涡北矿新井设计瞬变电磁法在煤矿水害防治中的应用

Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandthetranslationThegeneralpartisabouta1.50Mt/anewdesignforGobeimine.GobeimineislocatedinBozhouCity,Anhuiprovince.thetrafficisconvenient.Thelengthofthecoalfieldis6km,thewidthisabout3.2km，andthetotalareais18km2.The8thisthemaincoalseamswithaveragedipof19°.Thethicknessofthemineisabout8.0minall.Thegeologicstructureofthiscoalfieldissimple.Therecoverablereservesofthecoalfieldare160.30milliontonsandtheminablereservesare95.2milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.5milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis49years.Thenormalflowofthemineis282m3perhourandthemaxflowofthemineis395m3perhour.Therelativeminegasgushis10.80m3/tandtheabsolutegushis31m3/min,soitisahighgasmine.Themineisaverticalshaftdevelopmentwiththreemininglevelsandtheextensionofblindinclinedshaft.ThemainhaulageroadwayusesBeltConveyortotransitcoal,andtrolleywagonsareusedforaccessorialtransportationintheroadway.TheventilationmodeofthismineisThecentralpartictype.ThedesignappliesdistrictpreparationagainstthefirstdistrictofcentraOnewhichdividedintothreelongwallfacestotally,andconductedcoalconveyance,ventilation,gangueconveyanceandelectricitydesigning.Thedesignconductedcoalminingtechnologydesignagainstthe8001face.Thecoalseamaveragethicknessofthislongwallfaceis7.82mandtheaveragedipis17°,Thefaceappliesfully-mechanizedcoalcavingminingmethod,andusesdoubledrumshearercuttingcoalwhichcutstwiceeachworkingcycle.“Three-Eight”workingsystemhasbeenusedinthisdesignandthedepth-webis0.6mwithtwoworkingcyclesperday,andtheadvanceofaworkingcycle1.2Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.miningdistrictpreparation;6.Themethodusedincoalmining;7.Undergroundtransportationofthemine;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnormsofthedesignedmine.Thetopicofspecialsubjectpartsis"ApplicationofUndergroundWhole-spaceTransientElectromagneticTechniquestoPreventionandControlofMineWaterinYangJianMiningTranslationpartisastudyonapplicationofmineTransientElectromagneticMethodinforecastinggoafwater.TheEnglishtitleis:ApplicationofMineTransientElectromagneticMethodinForecastingGoaf:Verticalshaft;Blindinclinedshaft;Threelevel;miningdistrictpreparationCenterjuxtaposeventilation;Coalcavingmining;TransientElectromagnetic 矿区概述及地质特 矿区概 地理位置与交 地形地 河流及水 矿区的水文情 区域水源、电 地质特征 地 地质构 水文地 矿井涌水 其他有益矿 地质勘探程 煤层特 煤 煤层顶底 煤 瓦 煤尘及煤的自 2境界和储 2.1境 2.1.1范 开采界 2.1.3尺 矿井工业储 地质资源储 地质资料依 地质勘 储量计 矿井可采储 安全煤柱留设原 矿井设计储 矿井可采储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 矿井设计生产能 服务年 井型校 4开 4.1开拓的基本问 工业场 开采水 主要开拓巷 矿井开拓延 方案比 矿井基本巷 井 井底车场及硐 主要开拓巷 准备方式—采区巷道布 煤层地质特 采区位 采区煤层特 水文地 主要地质构 地表情 采区巷道布置及生产系 煤柱尺寸的确 开采顺 采区生产系 采区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 确定采煤工艺方 回采工作面参 回采工艺及设 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 井下....................................................................................................................................概 井下设计的原始条件和数 距离和货载 矿井系 采区设备选 设备选型原 设备选 大巷设备选 煤炭辅助矿井提 矿井提升概 主副井提 主井提 副井提 通风与安 矿井地质、开拓、开采概 矿井通风系统选 确定矿井通风方 确定矿井通风方 采区通风系 矿井风量计 矿井风量计算方 硐室所需风量计 矿井总风量计 通风构筑 矿井通风阻 容易时期和时期矿井最线路确 矿井通风阻力计 矿井总阻力计 选择矿井通风设 选择主要通风 电动机选 安全的预防措 预防瓦斯的措 煤尘的防治措 井下预防火灾措 防水措 其他安全措 矿井技术经济指 参考文 专题部 瞬变电磁法在煤矿水害防治中的应 前 地质概 地层概 地质构 水文地质条 矿井瞬变电磁法基本原 矿井瞬变电磁 矿井瞬变电磁法装置形式及其参数选 装置选 工作进 井下干 矿井瞬变电磁法的资料解 工作面探测成果分 探测成果综合分 40103工作面底板探测含水异常区分 地质结论及建 翻译部 英文原 中文译 致 -矿区概述及地质特矿区概地理位置与交通涡北位于淮北平原西部，行政区划属省涡阳县管辖。中心南距涡4km，地理坐标东经11609′58″～11612′45″33°30′53″～333448″。濉（溪）～阜（阳）铁路从东南约3km处通过，该线往东北经符离集可接入津沪线，往西南经阜阳可接入京九线。附近在濉～阜铁有涡阳和龙山两个车站，距中心分别为5km和11km。区内公路四通八达。涡阳～永城公路纵贯东部，涡阳往阜阳、蚌埠、亳州、淮北、永城等邻近市、县均有公路相通。2km200t～400t级船。由涡河经怀远可进入淮河，还可经洪泽湖于转入京杭运河进入长江。1.1.1涡北矿交地形地貌矿内地势平坦，地面标高29.49～31.8m，地势西北高东南低。矿内河渠，村庄密布，河渠及道路两侧绿树成荫。河流及水体本区气候温和，属季风暖温带，半湿润气候，春秋温和少雨，夏季炎热多雨，冬季寒冷多风。1956～1990年年平均气温14.6（196479日41.2℃，最低气温（196925日）-24℃。春秋季多东北风，夏季多东～东南风，冬～西北风，平均风速为3.2m/s。年平均降水量为811.8mm，雨量多集中在七年）316日（1959年）19cm（197716日矿区的水文情况本区属淮河水系。涡河及其支流武家河为长年性河流，由西北向东南流经矿井西南部。夏季洪水期，涡阳城关节制闸上游最高洪水位（1963年8月7日）标高为30.45m，秋冬季枯水期，河水水位一般较低。人工开挖的灌溉沟渠中，较大的有涡矿区内工农业生产、建筑材料等概况位于淮北平原西部，以农业为主，工业欠发达。农作物主要有小麦、大豆、红薯、玉米等。8煤组赋存区内共有大小村庄22个，其中初期移交采区范围村611101134户。矿井建设和区域水源、电源本区电源充沛可靠。涡阳县城南现有220/110/35kV区域变电所，其变压器容量为1×120MVA+1×90MVA，为双回路供电方式。设计矿井供电电源引自涡阳县城220/110/35kV区域变电所，采用35kV向矿井供电，每回线路长约14km。目前矿地质地根据该《省涡阳县涡北勘探（精查）地质报告》为全掩盖区，第三、四系厚度变化不大，一般在400～420m左右，古地形东高西低。区内地势平坦，潜本矿井内古生界岩层均隐伏于新生界松散层之下，经钻孔，自下而上分别为奥陶系山组、石炭系本溪组、太原组，二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组，第三系、第四系，见图1.2.1。各组岩性特征由老新简述如下：奥陶系山组：厚度 10.76，为深灰色略带肉红色块状微晶白云质含泥质灰岩，含燧石结核，裂隙尤为发育。石炭系①中统本溪组与下伏山组假整合接触。厚43.73m，为深灰色钙质泥岩、暗紫色~杂色铝②上统太原组与下伏本溪组整合接触，厚127.70m段：灰~深灰色泥晶生物碎屑灰岩5层夹深灰色泥岩及薄层细砂岩。二叠系①下统山西组L1灰岩之顶为界，上界至铝质泥岩下骆驼钵砂岩之底，厚66.85～108.11m，平均厚87.76m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，含10、11两煤层（组）。②下统下石盒子组3K3砂岩之底，地层厚246.73～255.31m，平均厚250.04m，岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组本组为本矿主要含煤段，含4、5、6、8等四个煤组，其中8③上统上石盒子组与下伏下石盒子组整合接触。下界从K3642m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色和绿色增多。含1、2、3三个煤层（组），其中3煤层为局部可采煤层。④上统石千峰组与下伏上石盒子组整合接触，厚度>310m下段：厚约80m。为灰白色粗粒石英砂岩夹砖红色细砂岩、粉砂岩薄层，石英含量可达85～90%，含长石及重矿物，接触式、基底式胶结，填隙物主要为硅质、少量上段：砖红色粉砂岩为主，夹细砂岩薄层，镜下鉴定石英含量可达75～85%，长石含量10%左右，含有重矿物，基底式、接触式胶结，填隙物主要为钙质，少量泥质，111.20～147.80m133.50m，一下段：为残坡积相沉积，岩性较杂，其厚度变化大，为0～11.35m，一般厚度3～4m，为深黄、灰白、灰绿及棕红色砂砾、砾石、粘土砾石、粘土质砂及钙质粘土土。泥灰岩坚硬有溶蚀现象，具溶孔或小溶洞。一般厚度10m左右。上段：为湖相沉积，岩性由灰绿、灰白、灰黄色厚层粘土及砂质粘土间夹5～8层细砂或粘土质砂组成。粘土单层厚度大，分布稳定，质纯致密，具静压滑面。一般厚度110m左右。下段：棕黄、灰绿、灰白色中细砂及粉砂、间夹3～6地层单层柱状标岩石名界系统组古二下统下细砂泥6煤炭质泥石细砂粉砂灰色,粉砂质结构,垂生叠含铝泥盒细砂理,裂隙发育,为充填砂质泥8煤泥子细砂理,裂隙发育,为充填界系粉砂灰色,粉砂质结构,垂泥组10煤砂质泥细砂理,裂隙发育,为充填1.2.1煤层地质综合柱状55m中段：棕黄及浅黄色中细砂和粉砂间夹3～5结构松散。局部夹1～3层薄层呈透镜状分布的砂岩（盘），95m上段：灰绿、浅黄、棕黄色粘土及砂质粘土夹2～3层细砂及粘土质砂。顶部富含钙质及铁锰质结核组成古土壤层，相当于沉积间断古剥蚀面，是第三系与第四系地层的分界线。厚度32m左右。该地层假整合于上第三系之上，厚度83～99m，一般为91m地质构造涡北煤矿位于淮北煤田涡阳矿区的东北部，地处宿北断裂、光武～固镇断裂及夏邑～固始断裂和丰涡断裂所围成的菱形地块内。主体构造表现为一断层（块）切的西倾单斜。矿井构造明显受到区域构造的制约。涡北煤矿总体上为一近南北，向西倾斜的单斜构造，地层倾角一般在20～30º。其南、北自然边界分别为F3、F3-1和刘楼断层。区内的F2、F4（纵向）和F1（横向）Ⅰ区：刘楼断层～F2间，F1～矿井浅部边界；Ⅱ区：F2～F4间，F1～矿井浅部边界；Ⅲ区：F4～F3-1及F3间，F1～矿井浅部边界Ⅳ区：刘楼断层～F2间，F1～矿井深部边界；Ⅴ区：F2～F4间，F1～矿井深部边界；Ⅵ区：F4～F3间，F1～本矿褶曲不甚发育，仅存在一些宽缓的波状起伏。F1断层以东的Ⅰ、Ⅱ小区，地层倾角变化不大，一般在18º左右；F1断层以西的Ⅲ、Ⅳ小区，地层倾角则相对较为平缓，但沿也有一定的变化，北部宽缓，地层倾角在11～21º之间，一般在18º左右。自第8勘查线向南～-700m水平以深的地段，地层倾角变陡，由21º逐渐变为25º，致使南部水平宽度减小，地层也逐步拐向西南方向。根据《涡北勘探（精查）地质报告》，全区共发现断层6条，分别为刘楼断层、F1、F2、F3、F4、F3-1。其中刘楼断层为北部边界，F3、F3-1为南部边界。F1、F2、F4为内断层。①刘楼断层：为矿井北部边界。正断层，近EW，倾向N，长度>3km，落差>1000m，倾角30～50º。断层控制严密，属查明断层。②F3断层：为矿井南部边界。正断层，总体为NE方向，在矿井浅部逐渐转向近EW方向。倾向SE，长度>2.3km，落差>280m，倾角70º。属查明断层。③F3-1断层：为矿井东南部边界。正断层，总体为NE方向，倾向SE，长度>900m，落差>270m，倾角50º，南部被F3所截。为查明断层。④F1断层：为分区断层。正断层，SN，倾向E，长度>6km，贯穿个矿井。落差80～250m不等，北部较小，一般<100m，向南变大。断层倾角变化30～75º之间，局部呈舒缓波状，由北向南倾角逐渐增大，无煤带水平宽度在30～300m之间，一般为200m左右。属查明断层。⑤F2断层：为分区断层。正断层，NEE，倾向NNW，长度>3.7km，切割整个矿井。落差在40～310m之间，倾角为40～70º。属查明断层。⑥F4断层：为分区断层。正断层，EW，倾向N，长度2200。落差在20~150m，倾角70º。属查明断层。区内岩浆活动不甚强烈，仅在边缘有两个钻孔（61、127孔）见到。根据已有资料分析，岩浆岩的侵入时代应属于燕山期，岩浆岩对内煤层、煤质影响的通过三维勘探在勘探区内没有发现直径大于30m的陷落柱水文地质新生界松散层含、隔水层（组内煤系地层均被新生界松散层所覆盖。松散层厚度受古地形所控制，总体趋势是自东向西逐渐增厚，两极厚度378.80～45.40m404.28m。按其岩性组合及区域资料对比，自上而下可划分为四个含水层（组和三个隔水层（组。①第一含水层（组底板深度在31.30～35.40m之间，平均为33.66m，含水砂层厚度为14.85～26.00m20.85m。该层（组）2～3层薄层状砂质粘土组成。据供水总结抽水试验资料：水位标高27.13～29.22m，q=0.534～1.536L/s·m，富水性中等。矿化度0.299～0.747g/L，水质类型为②第一隔水层（组底板深度45.60～52.60m，平均为48.35m。隔水层厚6.40～13.50m，平均厚度10.10m。由浅黄色及浅棕黄色粘土及砂质粘土，夹1～3层粉细砂及粘土质砂，富含钙③第二含水层（组底板深度86.30～97.10m，平均91.39m。含水层厚度12.00～28.50m，平均为20.50m5～8层砂质粘土或粘土组成。据供水总24.46～28.01m，q=0.099～0.564L/s·m，富水性弱～中等。矿化度0.830～1.51g/L，水质类型为HCO3-K+Na·Mg型和SO4·HCO3·CLK+Na型④第二隔水层（组底板深度116.40～142.30m，平均为121.48m。隔水层厚度12.80～46.50m，平均为22.70m，由棕黄、灰黄及棕红色砂质粘土及粘土，夹1～3层细砂及粘土质砂⑤第三含水层（组底板深度为260.20～297.60m，平均269.70m，含水层厚度69.50～124.10m100.60m5～顶板一般夹有1～2层细砂岩（盘）195～225m1～2层厚粘土可把该含水层组分为上下两段：上段砂层较厚，一般大于50m，含水较丰富；下段砂层较上段薄，一般为20～40m，砂层泥质含量高，含水性比上部差。据供水总结抽水试验资料：上段水位标高14.56～22.31m，q=0.491～型和HCO3·CL·SO4－K+Na型。经矿泉水指标，本层水中锶、碘、偏硅酸到饮用天然矿泉水标准；下段水位标高22.61m，q=0.232L/s.m。矿化度为1.245g/L，水质HCO3－K+Na型，但水的矿化度、氟含量及色度多项指标超过生活饮用水标准，该⑥第三隔水层（组底板深度在374.80～442.20m，平均为403.23m，隔水层厚59.90～125.90m，平均厚度93.90m，由灰绿、棕红、灰白色粘土、砂质粘土及钙质粘土，夹4～10层粉细砂及粘土质砂组成。底部在6～12线之间有泥灰岩分布，其厚度1.40～32.30m，平均厚10.59m。该层组为内重要隔水层（组），使其上部的地表水及一、二、三含水与⑦第四含水层（组该含水层（组）直接覆盖在煤系地层之上，其厚度变化主要受古地形控制，含水层厚度0～11.35m，平均厚3.43m，其岩性较复杂，多为半固结及固结状砾石及粘本矿第四含水层（组）分布极不稳定，只是在局部地段呈透镜状分布。据抽水试验资料，水位标高33.312m，q=0.0327L/s·m，富水性弱。矿化度3.16g/L，水质类型为CL·SO4－K+Na型。基岩含、隔水层（段①1～2煤组隔水层（段1～450～80m。岩性致密完整，裂隙不发育，钻探仅在48孔的2煤组上中砂岩发生漏水，漏水孔率占3%，该层段隔水性能较好。②3煤上下砂岩裂隙含水层（段5.00～28.50m17.25m。由中、细粒砂岩夹少量泥岩及粉砂岩组成。该层段砂岩裂隙程度发育不均一，钻探仅在46孔发生漏水，漏水孔率占③4～5煤组隔水层（段该隔水层段主要由灰色泥岩、粉砂岩、煤层及2～4层细粒砂岩组成。隔水层厚30～80m，一般厚度为60m，岩性致密，裂隙不发育，钻探仅在12孔4煤组下砂岩漏水，漏水孔率占2%，隔水性能好。④6煤组顶板砂岩裂隙含水层（段含水层厚3.50～21.00m，平均厚度9.95m⑤8煤组顶、底板砂岩裂隙含水层（段3.50～40.00m，平均厚度为21.43m，由浅灰色中细粒砂岩为主，夹泥岩和粉砂岩组成，裂隙不甚发育，钻探时无漏水现象。据7192两孔抽水试验资料：水位标高7.675～33.564m=0.008～0.0065L/·m。矿化度0.537～3.365g/L，水质类型为HCO3－K+Na·Ca·Mg、CL·SO4－K+Na型水。该含水层段水质差，补给水源有限，迳流条件差，富水性弱，以量为主。⑥8煤组下隔水层（段17.26～66.41m30m左右，以铝质泥岩、泥岩和粉砂岩为主夹少量砂岩，裂隙不发育，钻孔时无漏水现象，隔水性能较好。⑦10～11煤间砂岩裂隙含水层（段17.40～53.96m，平均厚度为32.77m，裂隙一般不发育，富水性弱，钻孔时无漏水⑧11煤下隔水层（段7.63～19.77m14.49m，岩性致密完整，钻孔时无漏水现象，能起一定隔水作用。⑨太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段本据61孔资料，太原组厚度127.70m，由灰岩、泥岩、粉砂岩、砂岩和煤层组成。含灰岩7层，厚度52.60m，占组厚41.2%。其中L3、L4、L12层灰岩单层厚度L1灰上距112煤平均间距为14.49m，是开采112煤层时底板进水直接充水含水层（段）。灰岩岩溶裂隙发育不均一，一般浅部较发育，向深部逐渐减弱。个别孔（44）有漏水现象，漏水孔率占2.4%，据8－92和邻区漏水37号抽水试验资料：水位标高27.17～34.599m，q=0.0286～0.287L/s·m，富水性弱～中等，水质类型为CL·SO4－K+Na型和SO4·HCO3－K+Na·Mg型。⑩本溪组隔水层（段该段以钙质、铝质和铁铝质泥岩为主，夹2～3断层的富水性及导水性断层破碎带岩性较混杂，主要以泥岩、粉砂岩及少量砂岩，挤压揉皱现象严重，但钻探时均未发生漏水。断层的富水性弱，导水性差。水文地质条件分类的综合评定本应属以裂隙充水矿床为主，底板进水岩溶充水矿床为辅，水文地质条件简矿井涌水量经计算，矿井正常涌水量282m3/h，最大涌水量368m3/h其他有益矿物地质勘探程度本勘探经历了找煤、普查、详查、精查四个阶段，勘探面积约19km2。勘探采用了高分辨率数字技术与钻探、数字测井相结合的综合方法，对井它开采技术条件已查明或基本查明。因此本地质勘探程度较高，高级储量比例大，勘探工程质量较好，分析准确、资料齐全。精查地质报告经中国煤田地质批准，资源部矿产咨源储量评审中心给予认定，设计认为基本可以满足矿井设计、煤层特煤上石盒子组下部含1、2、3三个煤组，多为薄煤层。下石盒子组含4、5、68等四个煤组，为主要含煤段。山西组下部含10、11二个煤组，煤层薄全可采和局部可采的有、、、、等五层煤层，总厚度10.10m，44%87.37m，占可采煤层总厚的73%；其它为不稳定的局部可采煤层。1.3.1可采煤层厚度频率（1）32位于上石盒子组下部，为本组唯一可采煤层。煤层厚0.22～1.75m，平均0.88m，可采指数58%。结构简单，部分见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩或泥岩。 断层以北厚约0.9～1.10m，仅个别点不可采，厚度变化不大，可采区连续，趋F26F22断层以东，32F22断层以西厚度一般为1.00m因此，32煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶、底板以泥岩为主，并有少量粉（2）62位于下石盒子组下部，上距32煤层平均间距为211.25m，煤层厚0～1.66m，平均0.58m，可采指数30%。结构简单，少数见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩。F26断层以北煤层厚度薄，均为可采；F26断层以南煤层厚度在临界可采附近，可采区零星分布，因此，62煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶、底板以泥岩为（3）63位于下石盒子组下部，上距62煤层0.92～8.96m，平均3.58m，煤层厚0～1.21m，平均0.53m，可采指数24%。结构简单，少量见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩。F25断层以北煤层厚度薄，均不可采；F25断层以南可采区零星分布，因此，63煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，底板一般为泥岩，少量粉砂（4）8位于下石盒子组下部，上距63煤层平均间距29.01m一。因此8m8.0m（5）112位于山西组下部，上距8煤层平均间距为103.03m，煤厚0～1.58m，平均为0.74m，可采指数41%。结构简单，少量见煤点具一层夹矸，夹矸为泥岩或炭质泥岩。112 煤层厚度较薄，见煤点厚度一般均在临界可采附近，为局部可采的不稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩次之，底板一般为粉砂岩。煤层特征见表1-3-11-3-1煤层特征煤厚度顶底 性称顶板底板0.22定简单定泥岩定87.98~泥岩定简单定煤层顶底板煤本除32、63煤层伴有FM外，其余均为我国稀缺的优质JM。8煤层均为中高发热量、中等挥发分、中等偏强粘结性的优质JM。表1-3- 物理性质和煤岩特征一览 各煤层煤质特征见表1-3-2瓦本矿煤层瓦斯风化带深度为基岩界面下垂深120～130m，即水平深度-500m。据省煤田地质局第三勘探队（以下简称三队）《涡北煤矿建井地质报告》的计算结果，矿井相对瓦斯涌出量为10.8m3/t，矿井绝对涌出量为31m3/min，根据《煤煤尘及煤的自燃各煤层之煤尘燃烧时均有一定长度的火焰，最大火焰长度可达250mm，各煤层爆炸指数1.28～28.03%。因此，各煤层均存在性。根据，32煤层为不自燃；62煤层属不易自燃～不自燃；8煤层为很易自燃～不自燃；112煤层属易自燃～不自燃。1-3-3煤层煤质特征煤层水Mad灰Ad挥发Vdaf碳Cdaf氢Hdaf氮Ndaf全St,d磷Pd发热Qb,d粘结指数厚度煤原0501013933722003100003002125312776797901703627精9244230288724908848455128131823332原046211996352702900470003002308292567693861002118精6111592332262487549088491551291130653332原045102137350370055(0005002156282586993890(19029231(精731141023233525880689884885517(1321135(原03631125128190261048(0003002483312852896817(3011525182(30精5819452622886291894665501(261301153(2631503433原0402012783420031100002002459302816492796(3211025182(32精591945252288369089430541321146(2731483433原047310015122720092520003002598302878897881652518精4718382521883991894585495136114633892境界和储2.1境涡北位于淮北平原西部，行政区划属省涡阳县管辖。中心南距涡阳县2.1.1范涡北矿井范围：南起F3断层及其分支F3-1断层，北至刘楼断层；东起太原组第一层灰岩顶界面的隐伏露头线，西止于32煤层-1000m等高线的地面投影线。煤层单独建井从技术经济方面考虑不成立，因此其范围和储量应划属本，作为本井2-1-1矿区范围拐点XYXY192345678开采界限990m，20～3020～26m1、2、3三个煤组，多为薄煤4、5、6、810、11两个煤组，煤层薄，煤分层少。可采的有、、、、等五层煤层，可采煤层平10.10m8煤层为主要可采的较稳定煤层，平均厚度8.0m。开采上限：32号煤层以上无可采煤层。2.1.3尺南北长5.62～6.53km，平6km左右；东西宽2.33～3.71km，平均3.2km左右；面积约18km2。矿井工业地质资源储量0.7m40%，最高硫分不得超过3%；厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；本次储量计算只针对主采8煤层，采用地质块段的算术平均法。地质资料依据（1）省煤田地质局勘查于1997年6月提交的《省涡阳县涡北（4）2006年10月西安分院提交的涡北煤矿北四采区三维勘探中间成果资料地质勘探源储量钻探工程基本线距见表2-2-1。表2-2-3资源储量钻探工程基本线8储量计算疏密程度以及储量级别划分块段划分如图2.2.4，用算术平均法求得各块段的储量，地质资源储量即为各块段储量之和。本煤层倾角一般在13º～28º之间，平均倾角为19º，采用ZiSi×Mi×Ri×10- （式中：Zi——各块段地质资Si——各块段的真实面积，m2；—各块段煤层的厚度，m由上式可计算出各块段的地质资源储量见表2-2-4。表2-2-4各块段的工业储量平均倾角水平面积真实面积甲乙丙丁戊己庚辛即：ZZ甲Z乙Z丙Z丁Z戊Z己+Z庚+Z辛其中探明的60%、控制的30%、推断10%，探明的包括111b2M11，控制的包122b2M22，推断的为333，矿井各级储量分类见表2-2-5。2-2-5矿井地质资源分类表矿井地质资源储量/Mt工业资源/储量式中：Zg——矿井工业资源/储量，万

（111b122b——控制的资源量中的经济的基础储量，万2M112M22——333——推断的资源量，万地质构造复杂煤层赋存不稳定k值取0.7由于本地质构造中等煤层赋存较稳定，因此k值取0.8。图2.2.5储量计算块段划矿井可采安全煤柱留设原则矿井设计储量Zs(ZgP1

——断层煤柱、防水煤柱、境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损（1）边界保护煤上部边界为风氧化带，下部边界为人为边界，上下边界保护煤柱均留20m宽。南北边界为落差很大的断层，东西边界留设50m宽，则边界保护煤柱损失量为（137.7+139.4）=277.1万t。断层两侧100m，落50～100m的断层两侧各50m，落30～50m的断层两侧各留30m。小于30m的断层原则上可不留防水煤柱。验，确定断层上、下盘煤柱均留设50m宽，则断层保护煤柱损失量为1080.4t。Zs(160.302.7710.8)矿井可采储量Zk(ZsP2 ——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和

于85%。此处取75%。面积指标见表2-3-3。2-33占地面积指标（公顷/10万2401.5Mt/a450×400m2的矩形。按新生界地层43°，煤系地层及倾向下山方向移动角75°，倾向上山方向移动角75°0.7α（α为煤层倾角表2.-3-4矿井地质条件及冲积层和基岩移动αφabcd图 2.3.4工业广场保护煤柱计算净煤柱如图2.3.3.1所示。S H(2.50.6M)

0.110RCRC317.6万矿井工作制度、设计生矿井工作矿井设计生产能力及服确定矿井设计生产能力的主要因素30~60万t/a；普通综合机械90~150t/a300万t/a以上。服务年限不应小于表3-2-1的数值。表3-2-1矿井及第一开采水平服务能力第一开采水平服务年限煤层倾角煤层倾角3.0矿井设计生产能力涡北煤矿储量丰富，煤层赋存较稳定，煤质为优质焦煤，交通便利，市场需求量大。确定涡北矿井设计生产能力为1.5Mt/a。服务年限

T

（T=3-2-1《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）中规定的服务年限。则第一水平服务年限T1为：T Zk A

56.25=29(a)1.51.3井型校核设计井型的要求。副井采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助采用架线电机车，能力大，调度方便灵活。矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限满足《煤炭工业矿井设计规范》要求。4开4.1开拓的基本问开拓是指在范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在加快矿井建设。本区地势平坦，地面标高+29.49～+31.80m，地势西北高东南低。此因素对于井口的位置选择影响不大。（2）内勘探程度高的331资源量分布于中部偏西，该区域宜作为矿井先（3）井口及工业场地位置的选择，应尽量使两翼的可采储量基本平衡，尽可能选择在的中部储量中心附近，这样可使大巷的费用最低，同时在生产中能保持两翼均衡生产和盘区的正常接续，而且巷道、通风等费用也相应降低。）尽量减少井筒及工业场地煤柱量，特别是少压或不压前期开采条件好的煤层有条件时可放在无煤带和煤层无开采价值的地带。确定井筒形式、数目、位置及坐标1)井筒形式的确最复杂。各种井筒形式优缺点及适用条件见表4-1-1。本矿井煤层倾角为16°～25°，平均为19°，为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简单，涌费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正 。因此，井筒位置的确定当形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应 ；储呈均分时布在量以成翼量较的翼，可使沿的井下工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。井筒沿倾斜方向的有利位井筒位于浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于中部时，石门较短，沿石门的工程量较小；井筒位于的下部时，石门长度和沿石门的工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱位于倾向方向中偏上的位置。井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥工业场地场的和积本煤为质炼煤留较的煤柱为了尽量减少煤柱损失，在符合相关规定的情况下，尽量使工业场地面积小。根据工业18开采水平816°～25°19°，为缓倾斜煤层；煤层基岩露头线-400m，埋藏最深处-1000m，垂直高度达600m。根据《煤炭工业矿井设计主要开拓巷道88m，煤的硬度小，裂隙非常发育，而要工程设计（2005年版岩石大巷以布置在距煤层底板10～30m的岩性好的岩层中。距8煤层底板30m处为细砂岩，围岩岩性好，强度大，较适合布置大巷。矿井开拓延伸立井直接延伸：采立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单且能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、环节和设备，通风系统较复杂。表4-1-1井筒形式优缺点及适用形优缺适用条件优缺1、煤由平硐直接外运，5、采用胶带机主斜井能力大3、井筒工程浅；3、井筒断面大，通风阻力小，4、井筒易5、对各种地质条件适应性强，方案比较暗斜井延深至-800m，即第二水平，上下山开采；暗斜井延伸至-1000水平，即第三水平。

4.1.1方案一井三水平开拓，暗斜1—主 2—副 3—风三水平。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30m左右。采用并列式通4.1.200----------------------------------------4.1.2井三水平开拓，立1—主 2—副井3—风井主、副井井筒均为立井，第一水平设在-650m，第二水平设在-850m，第三水平设延深。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30m左右。采用并列式通风，如图4.1.3。+32+32-----主 副风 ---------------4.1.3井三水平开拓，立 主、副井井筒均为立井，第一水平设在-650m，第二水平设在-850m，第三水平设平采用暗斜井延深。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30m左右。采用中央并列式通风，如图4.1.4。0-------------------

4.1.3井三水平开拓，立

0--------------------

1—主 2—副 3—风有井筒的提升能力不降低，设备可以继续使用，可简化系统，故方案一和方案二比粗略估算结果如表4-1-2。比较后选用方案三。表4-1- 方案一、方案二粗略经济比 数量基价/凿凿煤量/万提升距离基价/涌水量/m3·h时间服务年限煤量/万平均运距 数量基价/煤量/万提升距离涌水量/m3·h时间服务年限煤量/万平均运距表4-1- 方案三、方案四粗略经济比 数量基价/凿凿煤量/提升距离涌水量/m3·h时间服务年限煤量/平均运距 数量基价/煤量/提升距离涌水量/m3·h时间服务年限煤量/平均运距虑到全采区上山的总开掘长度相同，即两方案的的采区总开掘费用近似相同，故未采区上部、中部和下部车场的费用均按采区上山费用的20%计算，采区上山的单价按受采动影响与未受采动影响的平均单价估算。 费用的20%进行方案三。详细比较见表4-1-3和表4-1-4，两方案详细费用汇总见表4-1-5。表4-1- 方案一和方案三的基建 工程量工程量初期后期000表4-1- 方案一和方案三的生产经营工程量单价/万元工程量单价/万元采区上山区区区区输4-1-5开拓方案费用汇总费用（万元费用（万元矿井基本井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5m，净断面积33.18m²，井筒内装备一16t的双箕斗，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。此外，还布4.2.1，主要参数见表4-2-1。副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径7.2m，净断面积40.71m²，井筒内装备一对1t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1t矿车双层四车宽罐笼，井壁采用混凝土4.2.2主要参数见表筒筒图 主井井筒断4-2-1主井井筒主要参数1.56.571333.1844.1844.18筒筒图 副井井筒断4-2-2副井井筒主要参数1.5一对1t矿车双层四车窄罐笼锤7.240.7166.4778.54井壁厚度400mm，风井断面如图4.2.3，主要参数见表4.2.3。井井600图 风井井筒6004-2-3风井井筒主要参数特征11.526.03428.27536.32650.26(B(B=4600 ((图4.2.4主暗斜井断面 360 360 (m((4.2.5副暗斜井底车场及硐室巷方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地定本矿井底车场采用卧式环形井底车场，大巷采用胶带输送机，辅助采用电机车牵引矿车，井底车场布如图4.2.6。图 井底车1-主井2-副井3-风井4-水泵房5-变电所6-水仓7-井底煤仓8-装载硐室9-输送机机头硐室10-卸载站11-等候硐室12-回风大巷13-大巷14-轨道大巷15-清理斜巷载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室、水仓、清理水仓硐室、变电所、调度及等候15%~25%来计算，一般大型矿井取小《煤矿安全规程（2006年版第二百八十条正常涌水量在1000m3/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常用水量。Q0=282×8=根据水仓的布置要求，水仓的容量为 （式中：Q——水仓容量S——水仓有效断面积，8.15L——水仓长度，271.76m。则有：Q8.15×279.762280（m3）由上式计算得知：QQ0主要开拓巷道巷5m。大巷中布置胶带输送机；辅助大巷布置轨道，采用电机车牵引矿车运输，回风大巷回风。三条大巷的断面特征见图4.2.7、图4.2.8和图4.2.9。渣轨底渣轨底水净净掘宽X断直长株排锚(根巷基巷基水锚 图4.2.7大巷断面图及特巷道断面特征及材料水净掘宽X断)类(根巷基巷基水锚高图4.2.8辅助大巷断及特 轨 轨 净宽X巷基巷基4.2.9回风大巷断及特准备方式—采区巷道布煤层地质采区位置设计首采区为采区，位于浅部，采区北以F2断层为界，南以F3断层为采区煤层特征采区所采煤层为8号煤层，煤层结构简单，赋存稳定，黑色，粉末状～碎块状，黑裂隙发育，性脆易碎。煤的工业牌号为31，煤层平均厚度7.82m，煤层平均倾角17°。煤的容重1.40t/m3。采区的相对瓦斯涌出量10.8m3/t，绝对瓦斯涌出量31m3/min，该采区属于高瓦斯采煤层顶底板岩石构造情况基本顶为细～中砂18.04，最大23.05m，平21.17m，浅直接顶为粉砂质泥岩，厚度0.92～2.61m1.86m，浅灰～灰白色，层状，垂直接底为泥岩，1.69～5.28m，平均3.5m，灰～深灰色中厚层状，泥质结构、断口基本底为砂岩，5～7.75m6.60m，浅灰~灰白色，中厚层状细~中粒砂岩。水文地质区内水文地质情况回采上限距三隔泥灰岩底72.0米，主要水8煤组顶、底板砂岩裂隙水。施工过可能出现顶板淋水及短时间的出水现象。掘进正常涌水量为主要地质构造采区内地质构造简单，煤层整体呈东高西低的单斜构造，倾角16～24°，平均17。采为F1在1～80m倾角为30～50为F2断层，该层为贯穿整个倾向的正断层，落差在4020m为0～7为F3断层该层样为穿个倾15～180m26。地表情况采区巷道布置及生产系采区范围及区段划分首采区北部、南部和西部以断层保护煤柱为界，东部以边界保护煤柱为界。北向平均长约542m。采区内沿倾向划分为三个区段，区段平均斜长180m左右。煤柱尺寸的确定各留设50m保护煤柱，东部边界留设20m保护煤柱；石门、轨道石门和回风石门柱重合，另一侧留设20m保护煤柱。。各区段巷道采巷掘进，留20m宽的区段煤采煤方法及首采工作面工作面长度的确定首采区煤层平均厚度为7.82m，倾角17°，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采放顶煤长壁采煤法，确定工作面割煤高度为3.0m，放煤高度5.0m，工作面采放比采区巷道的联络方式采区布置三条上山：、轨道和回风上山，上山通过采区煤仓与石门相连，轨道上山通过采区下部车场与轨道石门相连，回风上山同回风大巷相连。区段平巷通过区段溜煤眼和上山相连实现，回风平巷通过采区中、上部车场同轨道上山和回风上山相连实现通风和辅助。开采顺序图5.2.1工作面顺顺采区生产系统工作面→区段平巷→溜煤眼→采区上山→采区煤仓→石门→大采区内巷道掘进方法采区内上山巷道掘进设置岩巷机械化作业线配备，有防爆全钻车，侧卸式装岩进机、ES-650型机、SS650/2×2（S-44型可伸缩带式输送机、STD800/40型（SD40P型）带式输送机、JD11-4调度绞车、JBT-52-2局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动采区生产能力及采出率 （式中：A——工作面生产能L——工作面长度，m—煤层厚度，m；B——采煤机截深，m；γC——综采工作面回采率，取C＝0.85A= （式中：AB——采区生产能力k2——1，故A——工作面生产能力，1.33Mt/a。则AB=1.1×1×1.36=1.496（Mt/a）失，其中包括工作面回采落煤损失、区段煤柱损失，还有其它不可预知的煤炭资源 首采区工业储量为：10.4Mt。

P11255 .48.2为50m。

P2505308.21.40.30P3 201.48.23PP'

（式中：P'—工作面落煤损失,按可采煤量的5%计算则有采区采出率根据《煤炭工业矿井设计规（2005年版采区采层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采区采出率为0.78，符合规定。采区车场选型 (中国矿业大学20届本科40)设 第49 (m((m(m(图5.2.2采区上山巷道断面特 喷射厚度 杆净周长备净掘宽高每米工程量及材料铁木()5.2.3采区轨道上山断面特 类断面(m掘进尺厚 净周长 净掘宽高长方间锚规格岩每米工程量及材料消类工程量(m3)锚杆数粉刷面(m巷墙喷射铺锚杆重注眼树铁木岩5.2.4采区回风上山断面采煤采煤工艺采区煤层特征及地质条件均厚度6.60m，浅灰～灰白色，中厚层状细～中粒砂岩。10.8m3/t31m3/min，煤层有自燃发火确定采煤工艺方式回采工作面参数管理水因素有关，因此，必须综合考虑，合理选择。面长为180m。，根据前面开拓准备的巷道布置回采工作面沿倾向布置推进推进长度1130m；7.82m，工作面割煤高度为3.0m，放煤高度5m，工作面采放比为1:1.7。，回采工艺及设备（机尾后调换煤机滚筒的上下位置使前滚筒在上，后滚筒在下，调换上（下）直至后滚筒全部进入煤壁为止。 （h——放煤口以上的煤层厚度，mhd/(0.15～0.21)d10.6m，d2h1=d1/(0.15～0.21)=0.6/(0.15～0.21)=4～2.4h2=d2/(0.15～0.21)=1.2/(0.15～0.21)=10.67～7.62 （式中：H1——最适宜煤层厚度H1=(2.4～4)+0.3+0.15=(2.85～4.45)H2=(7.62～10.67)+0.3+0.15=(8.07～11.12)由于煤层平均厚度为7.82m，故选用两刀一放的放煤方式。送机。区段平巷后段铺设一部机和一部破碎机，前段铺设一部可伸缩胶带输送 2

AA- AA-A-A-AA-图 端部斜切进刀割三角煤进、工作面选用MXA-300/3.2型采煤机，前后刮板输送机均选用SGZ764/500型刮板输送机采煤机刮板输送机机破碎机特征见表6-1-1、表6-1-2、表6-1-3、表6-1-4，胶带输送机技术特征见第七章表7-2-1。、表6-1- MXA-300/3.2型采煤机技术特 参m≤f≤量mt表6-1- 型刮板输送机技术特 m 表6-1- SZZ830/200型机技术特 m 表6-1- LPS-1500型破碎机技术特 参t表6-1- EHP- 液泵站技术特 个3V L回采工作面支护方式回采工作面支护采用支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照实际使用情况，工作面中部支架选用ZFS6200/18/35型低位放顶煤支架，工作面端头支架选用ZT7500/18/36型支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架3架，12031266-1-56-1-6。表6-1-5基本支架技术特 参 mmmt表6-1- 端头支架技术特 参 mmm

（式中：Hmax——支架最大支护高度Mmax——煤层最大采高Hmax=3.2+0.2=3.4

Hmin=Mmin-S2-a- （式式中：Hmin——支架最小支护高度hmin——煤层最小采Hmin=2.5－0.2－0.05－0.05=2.2支架工作阻力实际上是反映支架在工作过所需承受的顶板载荷。其大小计算采4~88，则上覆岩层p=8×g×Mγ×cosα×10-3 式中：M——工作面最大采高，3.0m；γ——顶板岩石体积质量，2.7α——煤层倾角，αmin=17为工作阻力的70%~80%，取70%，初撑力P0：P0=6200×70%=度赶不上煤机运行时，必须停机移架或拉超前架。移架过应随时调整支架，保持支出情况，防止出现损坏侧护板或出现歪架、咬架等现象。确保移架，端面距340mm。采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3~5架移架（顶板破碎时可紧筒3~5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。3架,顺序将护帮板挑起。7.82m，采用两刀放一次，由下向上低位双轮顺序放煤法，利用端头支护及超前支护方式架端头支架：型号ZT7500/18/36端头支架。表6-1- 端头支架技术特 参 mmm两巷自工作面煤壁向外0～30m范围内必须超前支护，采用DZ35-20/110Q型单体支柱HDJA-1200型金属铰接顶梁架设。棚间1200mm。每棚三根单体支柱。平巷两帮单体支柱距煤壁均为400mm，区段平巷内中部单体支柱距实体煤侧2250mm3000mm。另外要根据两巷压力及巷道支护情班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收，备品备件码必须放在工作面70m以外。各工艺过程注意事项（长度超过1m150mm；1m200mm循环顶底板与上一个循环顶底板错差过50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，防要及时调整支架形状，如发生倒架、咬架等现象，需在移架过及时利用侧护板溜和局部起伏过大等现象。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。②端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面刮板输送机机头推③巷及出顶破，架。棚须梁柱并戗柱单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机。①在各点落煤处加设缓冲装置④机组要掌握好采高,严禁割底割顶⑦各级机严格把关,杂物(板皮、木料)进入运煤系统顶板及矿压观测措工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面30m加强。。回采工作面正规循环作业循环作业图表，见工作面层面图，劳动组织配备表见表6.1.8。Q＝ （式中：Q——循环产量S——循环进尺，1.2mM——采高，7.82P——煤的容重，1.40t/m3=Q×日循环数=2099.39×2=4198.78①材料费费（C3）5元/吨（见《采煤工作面分册》。②工资费吨煤用工=86/4198.78=0.020（工/吨 (式表6-1- 劳动组织配备333933392226机113392226333933061③工作面设备折旧费费根据设计手册和建设基价，取6.48（元/t。④电费其中：电机容量总和取2500kW，循环开动小时数取6h代入得：061.. 其中：照明用电总功率—包括工作面及上下顺槽照明用电，取200kW代入得：照0..电费总消耗 （式单价——单价为0.50元/kWh代入得：则：工作面吨煤成本（C）=材料消耗费（C1）＋工资费（C2）＋设备折旧费（C3）＋费 （式=21.23（元/吨工作面效率=日产量/工作面人数4198.78/86=48.82t/表6-1- 工作面主要技术经济指 1m2m34m567m8个29元ttm个%回采巷道回采巷道布置方式1.5Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通回采巷道参数12m2，回风巷的净断面积不得小于10m2。区段、联络巷断面均为5m宽，3.5m高。采用胶带输送机运煤，矿车辅助，皮带平巷布置1000mm宽的皮带运煤，平巷布置排水管路和动力电缆。格为Z2360（后放28mm，锚固长度为1300mm。图6.2.1区段平巷断面网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号50×50mm、5.5×1.1m。250mm2.0m，距帮1.65m。锚杆形式和规格：平巷煤柱侧为Ф18mm圆钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M20，规格型号为Ф18-M20-2000；工作面一侧煤帮为Ф18mm2m，杆尾螺纹为M16，规格型号为Ф18-M16-2000。网片规格：平巷煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮规格型号：50×50mm、3.0×1.1m；距顶板300mm。起锚高度800mm，起锚锚杆与水平线成15°。6.2.1区段轨道平巷断井下概井下设计对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的