采矿08-1设计虎煤矿题目1.5Mt

一般部分为耿村煤矿1.5Mt/a5.39km4.87km2.52km15.21km22-18~12，平均总厚度为8.69m。地质条件较为简单4.94m3/t4.27m3/min，为低瓦斯矿井。一般部分共包括10章：1、矿区概述与地质特征；2、境界和储量；3、矿井工英文题目为：RelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstopeSurroundingrockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotectionlayer 并列式 分列式；综采放顶Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandthetranslationpart.ThegeneralpartisanewdesignforGengcunmine.GengcunmineislocatedinYimawesternSanmenxiaminingareainMianchiCounty,North3.2kmfromMianchiCounty,northeast15kmfromYima,west53kmofSanmenxiaCity,East69kmfromLuoyangCity,convenienttransportation.Theumlengthofthecoalfieldis5.39km,andtheminimumlengthofthecoalfieldis4.87km,Theumwidthofthecoalfieldis3.65km,andtheminimumlengthofthecoalfieldis2.52km,andthetotalareais15.21km2.Thethirdarethemaincoalseams,anditsdipangleis8~12degree.Thethicknessofthemineisabout8.69minall.Thegeologicstructureofthiscoalfieldissimple.Therecoverablereservesofthecoalfieldare177.93milliontons,andtheminablereserves119.09milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.5milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis56.71years.Thenormalflowofthemineis45m3perhourandthemaxflowofthemineis176.8m3perhour.Therelativeminegasgushis4.94m3/tandtheabsolutegushis4.27m3/min,soitisalowgasmine.Themineisadoublelevelstodevelop.ThecentrallanewayusesBeltConveyortotransitcoal,andtrolleywagonsareusedforaccessorialtransportationintheroadway.Theprophaseventilationmodeofthismineiscenterjuxtaposeform,andthelateventilationmodeofthismineisdiagonalform.The“three-eight”workingsystemisusedintheTunliumine.Itproducesfor330daysayear.Thedeneraldesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Undergroundtransportationofthemine;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnormsofthedesignedmine.Thetopicofspecialsubjectpartiscrossminingdriftwallrockdeformationregularityandsupportingtechnicalysis,thepaperyzestheacrossadoptdriftwallrockdeformationandthefactorsaffectingthedeformationregularity,andfromacrosstheroadwaydeformationcausedbymining,ysesthefactorsinrecentyearsinthecrossofroadwaysupportingtheoryandtechnology,fromengineeringexampleyzedthegruntingreinmenttocrossminingroadwayeffect.TranslationpartisaboutrelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstopeSurroundingrockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotectionlayer.TheEnglishtitleis“RelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstopeSurroundingrockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotectionlayer”.:Shaft;Doublelevel;Panel;Centerjuxtaposeventilation;diagonalform;full- 矿区概 矿区地理位 矿区气候条 矿区的水文情 地质特 煤系地 水文地质特 煤层特 可采煤 煤的特 2境界与储 2.1境 2.1.1范 2.1.2尺 矿井工业储 储量计算基 地质勘 矿井工业储量计 矿井可采储 安全煤柱留设原 矿井保护煤柱损失 矿井设计可采储 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 4开 4.1开拓的基本问 井筒形式的确 井筒位置的确定采（带）区划 工业场地的位 开采水平的确 矿井开拓方案比 矿井基本巷 井 开拓巷 井底车场及硐 主要开拓巷 煤层地质特 带区位 带区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 带区巷道布置及生产系 带区准备方式的确 带区巷道布 带区生产系 带区内巷道掘进方 带区生产能力及采出 带区车场选型设 带区车场的形 带区车场的调车方 带区主要硐室布 采煤工艺方 带区煤层特征及地质条 确定采煤工艺方 回采工作面参 回采工艺及工作面设备选 采煤工作面支护方 端头支护及超前支护方 各工艺过程注意事 回采工作面正规循环作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 概 井下设计的原始条件与数 距离和货载 井下系 带区设备选 设备选型原 带区设备的选型及能力验 运煤设 矿井提升概 主副井提 主井提 副井提升设备选 矿井地质、开拓、开采概 矿井地质概 矿井通风系统的确 带区通风系统的确 矿井通风容易与时期的确 带区及全矿所需风 采煤工作面实际需风 掘进工作面实际需风 硐室需风 其它巷道需风 矿井所需总风 风量分配及风速验 全矿通风阻力的计 矿井通风总阻力计算原 矿井最路 矿井通风阻力计 矿井通风总阻 矿井通风设备选 主要通风机选 电动机选 主要通风机附属装 防治特殊的安全措 预防瓦斯的措 预防煤尘的措 预防井下火灾的措 预防井下水灾的措 参考文 专题部分特厚煤层综放开采提高采出率技术分 综采放顶煤技术的发展与现 我国对综采放顶煤的贡 顶煤冒放性评 技术装 改进综放工作面放煤工艺及降尘技 工作面资源损失组 正常损 损 区段或分带煤柱损 综采放顶煤资源损失分 正常损 损 区段或分带煤柱损 综放面顶煤冒放性评价及分类方 顶煤冒放性评价指 顶煤冒放性分 综采放顶煤的巷道布置要 开拓巷道布置要 开拓巷道布置要求准备巷道布置要 回采巷道布置要 小环节设计施工要 放矿理论（规律 放矿椭球体理 放矿椭球体参 放矿椭球体的运 顶煤的破碎过 顶煤破碎过 顶煤破碎的作用因 采放 放煤步 支架选 放煤方 工人操 减少放煤损失的措 正常损 损 煤层注水软化致裂技 技术原 技术关 工程实 深孔预裂技 技术原 技术关 深孔参 工程实 翻译部分 RelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstopeSurroundingrockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotection ~矿区概述及地质特黄河陈曹张3堂果陕3.2km黄河陈曹张3堂果陕1-11-1)19572004年资料：气温－18．7℃（1969130日7月份能达到24℃～27.80．5℃～5．11064593112510均为700.2mm。月最大降水量为301．4mm（1982年8月各月平均降水量7月份最79天。蒸发量：年均1951.0 ，最大2368.7mm，最小1583.3mm，月均最大蒸发293mm（6月81mm（1月5～9月以东～东南风为主104月以西～3.3m/s16m/s，西北风对本本区属流域洛河水系，地表水体不发育，仅北缘2km处有涧河从露头外流过，高在+510～+640m135.5m600m左右。细和合理（表2-1。现就钻探所到的地层由老到新分述如下： 149队 -山西KJJJJ中下J统J延延谭石下段区内仅发育中上侏罗统，其侏罗统为主要含煤地层（见图2-1义马组为本的主要含煤地层主要由碎屑岩泥岩和煤层组成厚25.12m～127.10m，74.6m。该组地层与下伏三叠统潭庄组呈角度不整合接触。该段岩层厚度变化较大，0～39.45m，13.10m31.89～76.66m，JＳ22-30～26.57m，10.44m，在平面上呈北厚JＳ１砂岩，位于JＳ2之上的岩层， 厚由0～47.26m，平均厚为24.67m，主要由灰主要标志层(Jk14.04～42.64m，24.19m。岩和粉砂岩具水平和缓波状层理内普遍受到后期剥蚀保留不全浅部有的剥蚀殆尽，0～10.5m4～6m。煤层，本大部分不可采，有23个孔见煤，平均煤厚中侏罗统马凹组，内仅有22个钻孔穿过完整层，其中、两孔因断层变厚外，其余孔厚课题组在耿村东界实测的东孟村─王圪塔实测剖面为190.88m，其岩性特征为：，3～10cm，磨圆度较好，钙质及泥质胶结。5～50cm5～30cm，砂泥质胶结。1980年江苏煤田四队在下部泥岩中采有孢粉样，其组合特征是:（1）以蕨类孢子为主，CyathiditesminorcaustraliaDectoidosporasp.Cycadopites（3）2%。银杏类花粉不发育。上侏罗统(J3统计，钻孔厚度0～317.13m，平均厚度168.60m。与下伏中侏罗统呈平行不整合接触。15mm，150mm，胶结类型多为孔隙式填隙物多为泥质，胶结物为钙质。本区属暖温带大陆性半干旱季风气候，夏季炎热，冬季寒冷，年最大降雨量1013.6mm，最小244.6mm，平均700.2mm。7～9月份约占全年降雨量的50％以上。区内沟谷，地形起伏较大，地表水体相对较少。矿区西南部湖家湾水库为地表相对稳定水体；主要河流南涧河呈东西向自西向东流经矿区北部，旱季主要排泄工业、矿坑与生活废水，雨季主要排泄大气降水，暴雨时可形成洪水流。区内主要含水层(组)自下而上主要有：中侏罗统底部砂、砾岩段含水组，中侏罗统2-主要含水层除第四系砂砾卵石层和第三系含砾泥灰岩渗透系数较大，分别达1.5～206.1m/d1.227m/d0.05m/d。0.07L/sm。中侏罗统底部，主要为灰黑至浅灰色砂砾岩，含砾中粗粒砂岩、细砂岩或泥岩，厚0～30.45m，一般13.10m，在西南部，砂砾岩相变为砂质泥岩，据抽水试验2-32-1～细～中粒长石石英砂岩、石英砂岩，粉砂岩，中夹2-2煤层，钙质、硅质和泥质胶结，缓波K=0.00551～0.38m/dHCO3-CaMg、HCO3-Na2-12-22-3 )砂、砾岩含水层（组7.05～21.9m，一般15m，单位涌水量q=0.00819～0.00622L/sm，渗透系数HCO3－CaMg、HCO3-Na次棱角状，胶结物以砂质、硅钙质为主。北部大面积剥蚀，向深部厚度逐渐增大。钻可直接或间接的接受大气降水的渗入补给，钻孔耗水量0.20～8.61m3/h，地表泉水多出现于0.1～0.2L/s，3.496L/s，为潜水～承压水含水层。第三系泥灰岩、砾岩含水层（组所充填。该含水组在内仅局部发育，与下伏地层呈角度不整合接触。厚度变化大0.5L/sm，抽水试验：q=0.029～5.679L/sm，K=1.504～206.113m/d，HCO3～CaMg1-22-14.46～46.64ｍ，JＳ22-10～26.57m，10.44m，在平面上呈JＳ１砂岩，位于JＳ2之上的岩层， 厚由0～47.26m，平均厚为24.67m，主要由灰1-22-16.57—复8-19.6%，0～0.30%，1-4)。1-3各煤层净煤含量各煤层净煤含量2-181.综

1-6)。内各煤层原煤和精煤灰分产率、灰成分、灰特征见表1-5、610.8～36.9%17.4%5.87%15.97～20.71%17.16%价该煤层应属低～10.10～30.00%17.90% 中灰外，其余变化幅度都较大为低～1-7SiO22-11-253.63%52.83%17.10%17.96%。Fe2O312.14～16.74%TiO20.95～1.19%1.06～1.09%。CaO：5.12～11.95%之间，2-16.24%。MgO：1-23.04～3.57%，3.30%，2-13.96%3.85%。SO3：1-22-10.98%2.69%1-7。1-52-21-72-1原%℃T2-11220℃；1100～1270℃，2-11262℃。①挥发份39.15～42.9%37.34～43.53%，各煤层差别也较小。②固定碳2-1，46.43～48.72%，47.71%。1-8。 CHNO4.63%，碳(C)：66%77%12.92～17.07%，15.34～16.62%。1-6、1-91-101-92-3pso 生产煤层煤样硫分测定结 分2-1燥基全硫，钻探煤芯煤样分析0.85～3.33%，平均1.78%，属特低～0.19～0.41%，0.30%。①0.0022～0.0042%之间。1） 磷砷2-1各煤层发热量见表1-12，由表1-12可知，原煤干燥基发热量各煤层在30MJ/kg上述特征说明，内各煤层多属中等发热量煤 2-1260～290℃之间。 2-1℃公司曾对相邻矿井千秋矿及跃进矿的2-1煤进行十三个不同配焦方案的试验，在有肥气煤低温干馏焦油产率1-14)。1-14低温干馏试验一览表低温干馏牛焦油总水分气体加损失2-1151-15称反应性%%性（1）1450℃（2）1500℃二1-16,1-17。 筛分析鉴定成果各级产（㎏W煤50-煤25-煤13-煤（手选6-煤（手选3-煤（手选0.5-煤（手选0-煤（手选0-煤（手选 去>506809.51-2，2-1859201-172-1项目 2-11-1-18项煤目精煤回收率中煤突出率<1.4<1.51.4～1.81.5～1.82-1良优1-192-1天15353060重量重量重量稀硝基腐植酸产率通过稀硝酸气解试验结果，该煤种作为1:0.41-201-20（网目（（分钟在延深勘探时利用煤芯样测定各层煤总腐植酸含量为2.99～4.41%，无利用价值6)根据相邻矿千秋矿在延深勘探时利用煤芯样测定各层煤苯萃取物含量为0.52～（GB5751-86）Vdaf>37%PM>30～50%、恒湿无灰基发热量>24MJ/kg，则划为长焰煤。因此，本各煤层均属长焰煤类各煤层煤质特征基本相似，以作动力用煤为主，原煤低位发热量Qnet为17290～10～20%6.55%，硝酸增添量在1:0.4左右，但对于各煤层之配煤量能否增加，硝酸腐植酸的经济价值尚需进一步研究。CO21-21精度原煤透光率YCHW﹪㎜﹪﹪﹪﹪﹪﹪2-煤22 MAV（）St,SiO（）Al2OFe2O 膨胀系含量47利用煤矸石作发煤矸石是一种可燃物质,热值在400kJ/kg以上可用作发电，矸石的利用不仅能够kW1998年发电。矸石砖是以低发热量煤矸石为主要原料,矸石中的碳作为烧内燃砖的有显著的节能方面已迈出了重要的一步。煤矸石燃烧后称为过火矸(红矸),是生产水泥的良好材料。利用过火矸生产的水泥与普好、质量高。公司水泥厂利用过火矸这一天然条件生产矸石水泥,创造了可观的经济效煤矸石可以成为很好的筑路材料。义马交通发展前景广阔,用煤矸石来作路面路基大有1000m2矸石路基造价比碎石灰土结构节省3260元,因此,用煤矸石来作路面路基原料是切实可行的。直接利用可分为和地面处理两大类,处理主要是用于采煤采空区做填料。地面处理矸石范围很广,可以回填废矿井、露天矿废矿坑、塌陷区、沼泽地、复地造田此外,煤矸石可作为工业填料(SAC)应用于橡胶、塑料、涂料和建筑防水料中,代替轻质碳酸钙、炭黑、硫酸钡等常用填料,并起改良性能的作用。把煤矸石与制氮、磷、钾的化总之,煤矸石是一种很好的自然资源,在煤炭开采中弃之为害,用之为宝。同时,煤矸石的综合利用从环保角度考虑是势在必行。因此,积极探索合适的利用技术,开展煤矸石的2境界与储2.1境2.1.1范3.2km，东北距义马市34°42′30″～34°44′0″；主井坐标：X=.360，Y=.014，Z=537.202-12.1.2尺

图2-12-1煤层赋存状况示意长度为4.87km-5.39km,平均长度为4.95km,水平宽度为2.48km-平均为2.97km，煤层倾角8-12度，平均10度，倾斜宽度2.52-3.65km,平均为3.02km,的15.21平方公里根据本矿的地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算0.70m，原煤灰分0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；601986该阶段共施工钻孔三个(孔号为八－2、八－3、八－4)，778.52m，因煤层采取率30％，又无电测验证，无封孔资料，定为废孔。工程量4941.5m，累计穿煤层39次，煤层总厚243.02m，煤芯总长199.90m，平均采取率83.28％，42012-3420421°129m该阶段工作始于1965年7月，中南煤田地质局127队于1966年5月提交了《省渑池县杨、孟精查地质报告，在耿村共施工钻孔11个，总进尺1447.16m，累计穿煤水文地质测量12.5km2。1966年10月12日中南煤炭管理局以(66)中南煤地审10号文批根据煤炭工业部(83)煤生字159精神，结合耿村煤矿开拓延深需要，经省煤炭《义马矿务局耿村煤矿深部生产补充勘探地质报告》，共施工钻孔25个，钻探总进尺12237.61m45005.37m447.62m89.32%172-31410999.6全部为甲、乙级孔。查明了各煤层赋存特征、分布范围和厚度变化。经采掘存在问题主要是：2-1、2-22-3；2-3F16位置。综上所述，内历经普查、详查、精查、补勘四个阶段，先后共施工钻孔55个(其中可靠，局部煤厚变薄和增厚以及较多的小断层和小褶皱尚属正常。2-1地质块段法就是根据煤层倾角和厚度大体一致的原则，将划分为若干块段，在圈定42-2所示。

2-24Z(mS/cosA)4

(2- ii mi—i块段煤层平均厚度，m；Ai—i块段煤层的平均倾角，°2-12-1 (2-表2-1块段储量计算19234——20mII级保护建（构）15m宽围护带。落差超过100m的断层保护煤柱宽度50m，境界煤柱宽度为50m2-2。2-2井型（占地面积指标（公顷/102401）境界保护煤 (2-2）1.5Mt/a2-20.12km2，故可取工业场地为300m×400m的长方形。工业场地按II级保护留带，宽度为15m。 (2-2-4损失量

(2-75%。330（16150万吨/年。9吨底卸式提升箕斗，本矿井煤尘具 性瓦斯含量相对较高，属于高瓦斯矿井，水文地质条件较简单。 （3-其中：T A矿井的设计生产努力，150万吨/ 则：T=119.09×100/（150×1.4）=56.71（年5）56.71年。3-1（6004开本开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素本瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大+600m4-1。4-11环节和设备少、系统简单、费用低245受地形影响有足够储量的山岭1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘1内煤层埋藏不深，表土层不232厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法43施工的缓斜和倾斜煤1井筒施工技术对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑2沿的有利位储量呈不均匀分布时，应布置在储量的，以形成两翼储量比较均匀的双翼，可使的井下工作量最小，通风网路较短，通风阻力小井筒沿倾斜方向的有利位附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的及防洪措施水源、电源较进，矿井铁路线短，道路布置合理本矿井长度较大地势起伏较大,主副井筒布置在储量工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即中部2-3工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为12公顷，形状为矩形，长边垂直于。根据制图规范1：5000的图按300m*400m绘制。2-1煤层，2-110度，煤层埋藏最深处200~350m300m左右。4-2方案三：立井单水平，主井为立井，副井为斜井，布置 ，大巷布置在岩层中。水平布置在+200施工速度慢，开拓费用高。采用斜井提升时，施工速度快，费用低。各有优缺点还要进方案三单水平主立井副斜井 4-2/元费用(万元0.424 总费用(万元计（2008年版）4-3～4-8。基岩基岩段基岩段4-4项 方小小总4-5项 方小小总煤量/提升高度费用/时间服务年限费用/费数量服务年限费用/煤量/提升距离费用/时间服务年限费用/费数量服务年限费用/合计/4-8费用/百分率费用/百分率4-8位于工业场地之中，担负矿井1.5Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备多绳16450mm35.6m2164-2的提升；兼做进风井。有足够的安全间隙；分别有一躺输水、排水管路和两躺主干动力电mm4-3。3）6.0m28.26m2，采用钢筋混凝土支4-74-14。巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于，沿布置，坡度控制在3‰以内轨道大巷均为锚喷支护半圆拱断面局部锚索组合梁支护喷射厚度120mm。4440mm3820mm14.8m2。4-54-6矿井为立井开拓，煤炭由胶带机至井底煤仓，再由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，4-24-8 1.816t6.5 61533.1845044.185044.18 4-3 井型1.81t1t矿车双层四车宽罐笼井径7.2井深625井积40.175001000~140066.4778.54断面 净净进断面 净净进外露长式排间 轨道 图4-6轨道大 断面 净净外露长排间（2005年版）4.2.1要求：井底车场布置形式应根据大巷大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场（2005年6°的下山、7°斜井与-200m水平大巷相接，由于这两段斜巷较长，故此时井下矸石、24-102）牵引方系列矿车。矿井生产牵引车选用XK8-6/140-2KBT防爆特殊型蓄电池电机车，其尺寸为4850×1052×1600151.5t矿车组成。（2010年版）1000m3/h以下时，主8h的正常用水量。 (4-1）大 (4-c—1040mm。则大巷净宽度为 4-20。回风石门选用的断面与大巷相同 (4-a—300~500mm765mm； 各主要开拓巷道的断面尺寸，均按设备的外形尺寸以及《煤矿安全规程（2010年版）1920条有关安全间隙的要求而确定，并按通风要求验算其风速，验算结果见图4-11大巷断面表4-19大巷断面特征断面 净表4-20大巷每米工程量及材料消耗量计算掘进工程量//铁Ⅲ4-124-21断面 净4-22计算掘进工程量//铁Ⅲ21310分带为首采区，设计如下：带平均长1397.7m。设计首采区（北三带区）位于北部，大巷的北侧。46.70%45.80%9.6%0～0.30%。6.57～10.66m右。2-1煤层可采性系数km0.96，煤厚变异系数=63.76%，为结构复杂的较稳定煤层。煤层5-1。5-12-1煤层总厚煤层倾角变异系数6.57—复1带区平均瓦斯相对涌出量较小。煤尘具有性，有自燃倾向性顶板岩性有两种情况，在浅部和中部+300m以上，顶板为灰白色薄层细中粒长石石5-2)，2-1ⅢQ-Ⅴ级中等坚5-2孔岩比强度强度号性重率%率%Ⅲa最小244.6mm平均700.2mm7～9月份约占全年降雨量的50％以上区内沟谷地形起伏较大，地表水体相对较少。矿区西南部湖家湾水库为地表相对稳定水体；主要河流南涧河呈东西向自西向东流经矿区北部，旱季主要排泄工业、矿坑与生活废水，雨季主要排泄大气降水，暴雨时可形成洪水流。1）巷道布置简单，巷道掘进和费用低、投产快2）系统简单，占用设备少，费用少长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助、行人比较9章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条斜3mm3mBB=168.5（m21310工→21303U，带区内分带斜巷铺设B=1000mm的胶带输送机煤炭到大巷胶带机，集中车场出来，经辅助大巷到回采工作面的辅助斜巷，再到工作面。，5-1

图5-1巷道布置带区生产系统包括运煤系统、辅助系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系煤由工作面刮板机→斜巷机、破碎机→斜巷胶带输送机→大巷胶带输送辅助系辅助大巷→工作面轨道斜巷→工作带区21310工作面路线为副井→轨道大巷→213101巷→21310工作面→213102巷→胶带大巷→风图5-2通风系统路线通风系统路线如图5-2胶带大巷巷道沿煤层底板掘进，矿井投产后，基本不产生矸石；轨道大巷在煤层底供电：地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→辅助斜巷→工作2131026213102巷低洼处建一水窝，水由工作面排到55KW水泵，一台使用，一台备用。水流方向：工作面→213102巷→辅助大巷→副井井底水仓→地配合；部分巷道采用掘巷道快速掘进技术，主要通过实现FD-Ⅱ2×55KW局扇，5.2。1）t/a表示。2.5m6.19m1:2.48330天。 (5-C1—0.95；C2—0.75；n—45-1 (5-K2—1.1；5-21.50Mt/a1.82Mt/a（2）带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100%带区内工业储量为：28.56带区内实际采出煤量为：21.97=21.97/28.56×100%=根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）0.75，中厚煤层不5-2矿车进行辅助。5-21-胶带大巷2-轨道大巷3-材料斜巷4-绞车房5-带区轨道斜巷6-绞车房回风根据《采矿工程设计手册》关于带区煤仓容量的计算，煤仓容量为输送机0.5h的运量。 300mm (5-L—割煤机半小时运行距离，120m4m/minC1—0.95；C2—0.75；25m3.48m961.63t。3~4.5m4m。井 变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，故首采带区不布置带区变电所8.69m101.40t/m3。带区，煤尘具有性。根据勘探报告，二1煤不易自燃，地温、地压均正常。45m3/h176.8m3/h术发展现状，结合开采技术条件，设计认为2-1煤可供选择的采煤工艺主要有：一次采93~97%以上。2种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，1.6m，即为两个个采煤机的截深。133m的护巷煤柱。工作面斜巷采用沿空掘巷方式。共布置两条斜巷：一条进风兼辅助，一条回风兼运3.0m。3m宽的护巷煤柱。6-1。6-11西安煤矿机械23中煤张家口煤矿机械公35m左右。②推移输送机机头（机尾：将输送机机头（机尾）③回刀：再次调换两个滚筒的上下位置，向机头（机尾）（机尾6-1 2

A-A-AAAA2A-2A-2A-AA2AA-6-1根据理论推导及我国放顶煤工作面开采的实践确定放煤步距时可借鉴如下经验 (6-M—h—0.3m0.2L=0.2×[(8.69-0.3]=1.18m1.6m。放顶煤工作面放煤顺序、次数和放煤量的配合方式称为放煤方式。打开放煤口，一次将能放的煤全部放出称单轮放煤；每架支架的放煤口需打开多次才能将顶煤放完的则称为多轮放煤。放煤方式可以分为顺序放煤和间隔放煤。顺序放煤是指按支架排列顺序，依次打开放条件下，单轮间隔放煤可以同时安排两个甚至1、3、5等，而后放偶数号支架顶煤。 (6-f—1.4；D—330代入数据可得 (6-B—0.8m；γ— (6-Hw—0.6~0.70.65。0.5~10.6倍来选择，并且滚筒直径应符合标准系列。根据最大采2.5m1.5m1.6m。MG300/730-WD16-2。6-2mmmVt有一定的备用能力外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配机长度与工作面长度相一致 (6-Kc—1.2；730kW730kW160m160mSGZ800/800250m，210m2×400kW1500t/h，可以满足生产的需要。其主要技术6-3。6-3中煤张家口煤矿机械公mV机、破碎机及胶带输送机选型详见第7章井下部分置端头架3架，中间架106架，共计112架。放顶煤支架技术特征见表6-4。表6-4支架主要技术特mmmt

(6- (6-S1—0.2m；S2—200mm；a—b—50mm则支架最大支护高度为：Hmax=2.5+0.2=2.7m，支架最小支护高度为：Hmn=2.5-0.2-0.05-19962II~III式中：M—

(6-γ—6-5。表6-5液泵站技术特征压力功率电压容积3~5架后开始移架，边移滞后采煤机10~15m推移刮板输送机，工作面顺序逐架推移刮板输送机，推移步距为3.5mπ型钢迈步抬棚，一梁三柱。6-6mmmt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型单体支要上好绳并将单体支柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.8m2.0m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50m70m以外。200mm显错差（1/3200mm。350~550mm之间；移架过程中100mm10个架，距采煤机大50m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。3当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。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。在各点落煤处加设缓冲装置5m/min150~200mm机组要掌握好采高，严禁割底割顶各级机严格把关，杂物（板皮、木料）进入运煤系统顶板及矿压观测措矿压监测由班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关循环，日进四个循环。24h6-76-722262226446机1端头2224811131124 (6-C1—0.95；C2—0.75。120.83元/t。6-86-81m2m3°4m5m6-7m89mt个2tmm3/万8发/t/%元3m斜巷断面均为5.0m宽，3.0m高。斜巷采用胶带输送机运煤，轨道斜巷采用齿轨车Ф22-M24-2800mm7700×800mm②钢带：M54.8m150mm30⑤螺母及垫圈：80～120N·mM150×143×8mmZ23601675mm300N·m。Ф21.8-6300mm1600mm④螺母及垫圈：OVM140×100×15mmK2360型（里端Z23602875mmФ22-M24-2500mm5800×800mm②钢带：M42.8m12150mm间隔有效连接。30⑤螺母及垫圈：80～120NmM150×143×8mmZ23601675mm300N·m。个别地段根据需要可增设点柱巷道帮顶肩角处锚杆适当垂直煤岩面，也可带一定角度。帮顶锚杆扭矩不低于850mm图6-3回风斜巷断面 井下设计的原始条件和数据见表7-1表7-1井下设计的原始条件与数123h4d5m6°789低煤尘有870m4330m。6545.56t，掘进面日产量756.2t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力1）方2KBT防爆特殊型蓄电池电机车牵引矿车，矿井向两翼开拓延深后选用CK-66型防助采用SQ系列无极绳连续牵引车牵引1.5t固定箱式矿车、1.5t材料车、1.5t平板车、5t平板车、10t20t平板车。2）系井下系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统掘进工作面→带区集中巷→带区煤仓→胶带大巷→井底煤仓→主井→地面必须考虑矿井开拓系统状况并与系统统一规划注意上下环节能力的配套以及局部与总体的统一；必须注意尽量减少的次数，不要出现输送机—轨道—输送机—轨道的情况必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等（1）根据带区设备配套原则以及本矿的实际情况，带区工作面设备配套选型见表2表7-2工作面设备配套选型机分带斜巷胶带输送7-3～7-67-3中煤张家口煤矿机械公mV表7-4工作面机技术特征中煤张家口煤矿机械公mV7-5V电动机+液力偶合器+表7-6分带斜巷胶带输送机技术特征兖矿大陆机V（2）能力验，采煤工作面最大出煤能力为1300t/h工作面前后刮板输送机输送能力为1500t/h机能力为1800t/h破碎机破碎能力为2000t/h分带斜巷胶带输送机输送能力为带区系统中的各设备的生产和通过能力，均大于工作面的最大瞬时出煤能力。因此，所选设备可以满足要求。，辅助设PRC-12型平巷人车和XRC15-6-6型斜井人车。轨道大巷电机车选用ZK10-6/250-4型直14节车厢。7-7~7-12 MG1.1-6A型1.0吨固定厢式矿车具体参项目型号容积t轨距轴距质量 项型t轨N最型V台2 MP1-6A型平板车具体参 ttt 项目型号tt轨距轴距质量 项型乘坐人数（每节车人度轨轴质3 项型乘坐人数（每节车人乘坐人数（列车满载人度轨轴质量（头车质量（挂车47-13表7-13胶带大巷胶带输送机技术特征兖矿大陆机V16h330d。1t1t矿车双层四车宽罐（1）1.5Mt/a162.5/6（Ⅱ8-1。8-1 型-tｍt8-2项目 型号—厂ｍｍ3ｍ数量条4间距ｍ8-3 型号—中心大小N钢丝破断拉力总和（不小于—（2）能力验600t/h,278.79t/hJKM-2.25×4（Ⅱ）A，钢丝绳等具体参数如下：8-4 型号——型号—车数辆4人t根2数根4直8-5项目 型号—ｍｍｍ数量条4间距ｍ8-6 型—6×19股（1+6+12）钢钢丝破断拉力总和（不小于—8-7 型—NN总N高在+510～+640m135.5m600m3.2km西距三门峡市53km，东距洛阳市69km。长度为4.87km-5.39km,平均长度为4.95km,2.48km-3.59km,2.97km，8-1210度2.52-3.65km,平均为3.02km,的水平面积为15.21平方公里330d16h。矿井采用“三八”20065矿井的主要通风硐室有：机电、充电、库、变电所、绞车房等一般说来，新建矿井多数是 并列式 分列式、两翼对角式和分区对角式中9-19-1通风通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防建井期限略长，有时初期投资稍大，后期费用井筒数目多自然发火都不严4km然发火严重的新煤层距地表高低起伏较浅部的总回压入式主要通风机使井下处于正压状态当主要通风机停转时压力降低①能够有效地控制带区内方向、风量大小和风质③的稳定性高12°⑤工作面回中沼气浓度不得超过⑥必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）⑦要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小畅通⑧机电硐室必须在进中U形、W形、Y形、Z形、H形等通风方：U形通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有系统简单、漏风小等优点，Y形通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回中的W形通风：当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的主要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷中回撤、安装、采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放烟、煤尘速度快。H形通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运U形后退式通风方式。①选择斜巷作为进风巷，运料斜巷作为回风②选择运料斜巷作为进风巷，斜巷作为回风本矿井初期采用并列式通风，根据《煤矿安全规程（2010版）的要求，只需将前15~259-1所示。通风时期通风立体图与网络图如图9-2所示 (9-式中：Qai—iKai—i1.5。根据煤层瓦斯含量计算，采煤工作面绝对瓦斯涌出量为4.27m3/min，则：9-29-2工作面温度工作面风速

(9-式中：vai—iSai—ik—1.3因工作面空气温度为20~23℃，取vai=1.5m/s (9-式中：4—Nai—i65人。回煤绞采巷车工掘房作面进面8 8 硐 充机室5421回煤岩绞采巷巷车工掘掘房作面54218图54218由以上三种方法计算所得的采煤工作面实际最大需风量为1123.2m3/min（2010版）0.25m/s4m/s

(9- (9-式中：Sai—i9.6m2。由风速验算可知，Qai=1123.2m3/min (9-式中：Qbi—iqbi—第i个掘进工作面回中的瓦斯绝对涌出量Kbi—i2.0按量计按每千克供风量应大于25m3/min计算 (9-式中：Ai—第i个掘进工作面一次的最大用量，取12kg。 (9-式中：4—Nbi—i30人、40则煤巷掘进工作面需风量：Qbi=4×30=120m3/min，岩巷掘进工作面需风量：

(9- (9-S—13.1m2JBD60-2-NO5.5Qbs=300m3/min，17.8m2。460.2m3/min。5）（2010版）0.25m/s，最高允4m/s0.15m/s4m/s。 (9- (9-式中：Sbi—i个掘进工作面巷道过风断面积，m213.1m217.8m2。460.2m3/min时，符合风速要求。9-3。9-3井下5%矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条 的漏风量的总和。生产矿井 (9-式中：N—井下同时工作的最多人数，200 (9-综上，应从两者中取较大值作为矿井总进风量，即通风容易时期矿井总风量为1.2就是各用风9-4。9-4岩巷掘进工作面（时期9-59-5面-8-8轨道大-8-864分带斜6胶带大-6-90%左右，它是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。10%15%计算；350mm所选用的主要通风机既满足时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理通风容易时期的最路地面→副井→井底车场→轨道大巷→进风行人斜巷→2310工作面分带轨道斜巷→2310分带工作面→2310分带斜巷→2310分带工作面回风斜巷→胶带大巷→主回风通风时期的最路分带轨道斜巷→2101分带工作面→2101分带斜巷→2101分带工作面回风斜巷→胶带运 (9-通风容易与时期摩擦阻力计算分别见表9-6与表9-79-6LUSQ轨道大U分带斜U胶带大矿井通风总阻力表9-7通风时期摩擦阻力计算LUSQ轨道大U分带斜U胶带大矿井通风总阻力

(9- (9-hA1.1917Qh式中：1.1、1.15—考虑风有局部阻力的系数

(9-hme＝1.1×1010.59＝1111.65PaA1.191778.12 2.79m2则时期：通风总阻力为hmd＝1.15×1288.55＝1481.83Pa，矿井等积孔A1.191797.44 3.02m2通风容易与时期矿井通风总阻力和矿井等积孔见表9-89-8总阻力总等积孔9-9由表9-9可知，本矿井通风容易时期和通风时期矿井等积孔均大于2m2，故本矿井5年。5°90%。考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节10m400m，故设计中不计算自然风压。通风容易时期、时期主要通风机静风压分别由下式计算 (9- (9-Hn—0； (9-k—； ；hfr=RfrQ2确定，通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期：=hs/2=161.65/85.92=0.1572/m8时期：d=hsd/d=1531.83/17.182=0.132/m89-109-10风压风压62A14—11No.24型通风机，在该风机的特性曲线上绘制风阻线，作图求出风机容易和时期的实际工况点M1、M2，如图9-3所示。9-362A14—11No.2462A14—11No.249-119-11叶片安装角风压效率输入功率根据矿井通风容易时期和时期主要通风机的输入功率Nmin和Nmax计算电动机的输出Nmin/Nmax=113.96/191.40=0.595<0.6，因此需选用两台电动机。所需电动机功率用下 (9-Y355L1-109-12功率电压电流效率功率因素利用反风装置迅速使逆转《煤矿安全规程（2010版）规定：生产矿井主要通风机必须装有反风设施，并能在10min内改变巷道中的方向；当方向改变后，主要通风机的本矿每年进行反风演次，每季度都要检查反风功能，保证随时可用（2010版）90dB。本设计采用主（2010版）有关瓦斯的井下尘源区工作人员要做好防尘，佩带好防尘（2010版）的要求外，结合本矿实际，设计重点采取了如下措施：矿井配备全矿井反风和局部反风设施，应加强，保证随时起用对于内断层等构造留有足够的防水安全煤柱加强对断层构造导水性的研究，设计配备有包括瑞利波探测仪、防爆音频电仪、防爆数字式直流电法仪、防爆磁电流量仪等先进的物探设备。通过物探探明、钻探验证，并采取底板注浆加固措施，保证煤层开采的安全。矿井在风井工业场地设有注浆站，并配备了相应的井上下底板注浆加固设备。10-110-112层13m4°56d班378a9a低前期：并列式；后期：两翼对角m个1个0mmm个4大巷方主：胶带输送辅助：机车牵引固定矿MGC1.7-61.5tXK8-6/140-2KBTmm3/千t/元中国煤炭建设.《煤炭建设井巷工程概算（2007基价）.：煤炭工业专：5.6111%，而石7.85亿吨标准煤(11亿吨原煤)63.8%专家预测，在本世纪前30年内，煤炭在我国能源构成中仍将占主体地位192110年。这与我国经放顶煤开采法由来已久。法国、前、南斯拉夫等国家于20世纪40年代末50年代初,即开始用放顶煤开采法。1957年,首次在库兹巴斯煤田采用放顶煤开采法,借助KTY型掩护式支架开采倾角为5°～18°厚度为9～12m的厚煤层工作面先采顶部煤、铺底网,然后沿煤层底板开采,在工作面向中间煤层打眼放,崩酥中间煤体,在通过KTY型放顶煤开采从原则上讲,无疑是能够实现高产高效的,但要实现这一优势,也有很度,存在着各方面的问题。如前所述,国外放顶煤开采由热变冷的过程,除了一些社会因素外,主要的原因还是在于没有从根本上找到克服这些难点的方法。放顶煤开采的优势,是能在不同的条件下,实现不同水平的,但却是前所未有的高产量、高效率和高效益,把厚煤层的储量优我国综放的发展始于80年代。1984年6月,由原煤炭部立项,在沈阳矿务局蒲诃矿用我FY400/14/28综放支架开始试验后因支架稳定性差四连杆强度不足损坏严重，加之设备的配套性不好，支架不能前移，造成工作面发火中止试验；1987年，平顶山矿务局一矿引进了匈牙利VHP一732型插底式放顶煤支架，取得了平均月产44206t，最高月产55000t,回采率79.625.5t的初步成绩；1988年阳泉矿务局、1989年1984年第一个试验工作面算起，到1994年的10，我国综放技术迅速发展，1994年，综放开采的总产量达到，×l0t28个矿务局，6021个，综放技术的发展打下了坚实的基础。到1998年综放总产量达到7000×10t，综放工作面总数达到82个，64个百万吨综采队中，有22个是综放，其中9个队的年产达到，×10t200×10t81.8500×10t以上。得远近作为评价顶煤冒放性的指标七因素（属于模糊聚类法在第四章作者会叙述置和降尘自动化装置。2部分组成：正常损失即目前技术水平尚不能区段或分带煤柱损失：区段或分带煤柱引起的煤炭资源损失0.20.970.3％1.041.64.438.8412.9％。0.5-0.77%-12%。指放顶煤工作面从开切眼起到正常放顶煤期间的顶煤损失，工作面一开始推进，只要顶煤能都冒落原则上就应该放煤。这有利于提高采出率和减少采空区冒落空洞瓦斯积聚。由于初采时不得不留部分顶煤在采空区，这样采出率将降低0.5%-0.8%。一般情况下在工作面初10-15m50%。作面设备安全。这样就造成了煤炭的损失，约为1%-1.5%。随着工作面的推进，两条回采巷道上方的顶煤无法回收而丢失；另一部分是端头上方的顶煤，一般情况下上下端头各有两架支架不能放煤，这是因为普通的支架或过渡支架、端头4%工作面越短，两端损失越大。区段或分带煤柱引起的煤炭损失目前一般为7%-15%。放顶煤工作面留区段或分带75%的要求。这大大降低了煤炭资源的采出率。3%（第五章会叙述1.6％-2％，已有很大的降低。（（f（H（j（h（Kc）（（k3-煤层厚度1解理裂隙发育程度2赋存深度3夹石层指标4采放高度比5直接顶充填程度6基本定级别77T

（3-T：为顶煤冒放性评价值；Ai为权重排序值；uiT值越大说明顶煤冒放性越好越容易被放出反明顶煤冒放性越差越不容易被放出，

3-13-顶煤冒放性1类（<300mm2类3类100m4类5类100m1）断面满足综放支架的4.5m的双轨大巷，这其中的细节是轨道距离巷道帮的距离。拱2）排瓦斯巷的要求6000mm×l500mm×l600mm（长×宽×高）。根据支架外型尺寸和有关规定计12作为排瓦斯巷使用，工作面的排瓦斯巷一般布置在距回风巷以内5m左右，贴煤层顶板施工，要根据煤层的硬度、厚度、初次冒落角等确定。工作面的为顶板巷，与外部的排瓦斯巷相联接。这种布置方式虽然可以解决工作面采空区及上隅角的瓦斯超限问题，但多一条巷道（即顶板巷与排瓦斯巷之间的联系巷道），巷道掘进3126m0.2m12m椭球体放矿理论认为：矿石在采场破碎后，是按近似椭球体形状向下自然流动下来的，3-2所示3-21-放出椭球体2-放出漏斗3-松动椭球体4-3.3.22ah2b1；h-生产实践及实验表明：2b1=（0.250.3）h 即b1=（0.250.3）h/ 3-33-31-放出椭球体2-放出漏斗3-松动椭球体4-H=（2.22.6）h 放煤口间距（工作面方向）ll2b1时，脊背煤损失大；l越大，3-41。3-4l2b13-52。

3-5顶煤过程:初始破坏区A：在支承压力作用下，煤壁前方较远处顶煤由弹性变形进入塑性变形3-6AABCD3-6B3-7顶煤破坏发展。AABCD3-73-8顶煤裂隙发育。AABCD3-83-9顶煤跨落破碎。AABCD

3-9简明扼要的说就是：在支承压力+顶板回转+8m顶煤裂碎后松散所需的空间高度可由下经验得到 （4-h=S/（Ks-1 （4-顶煤松散所需空间达：S=顶煤的最大下沉量+掩护梁的下降=1m45m时=810m起到决定性作用。在生产实际中应控制采放比过1:3，以此使采出率最大化。根据理论推导及我国放顶煤生产的实践，确定放煤步距时，可以借鉴经验 （3-式中：L-放煤步距，m；H- 3-10适用：顶煤3m以上。1/21/3的顶煤；2#、4#、6#、1/21/3 滞后一定距离放2#、4#、6#、……3-11123456

3-111.6％-2％，已有很大的降低。所以端头支护应尽量选用有方面没功能的端头支架。1020m不放煤（煤损多）破。这项技术可使综放面回采率提高1%左右。如下图4-1切顶巷和预裂。4-11015m内，铺网、不放顶煤，以保持顶煤及顶板稳定性。8104-2工作面收尾。4-212m时，开始停止放煤，在支架上方铺设金属网，优化采区设计，减 煤柱损失，传统的采煤工艺，工作面的倾向 长度往往8）对于一般影响顶煤放出的因素已经几章论述一般性的综放面的顶煤会在支撑压力顶板回转及支架反复支撑下跨落被放出。这不存在冒放性难的问题，只是优化的问题。在本章中着重探讨一些顶煤难放煤层的煤层注水软化技术和深孔预裂技术在提高顶煤冒放性中的应用。兖矿东滩矿14308综放工作面，利用水力致裂软化技术弱化破碎煤层中厚1.98m的5-15-15-15-15-25-2注水压力：16MPa；5-25-2根据试验岩石浸水后10～15d达到饱和，因此超前注水的时间应不小于10d，按工作面每进6m计，注水应在工作面前方60m以外。东滩矿煤层支承压力范围为75m左右，因70～80m35-3三级定向钻头示意图.

1-直径 2-直径 5-35-4

5-4间300m范围内进行深孔预裂技术的应用来说明。见下图5-5工程实施处巷道布置图5-5工程实施处巷道布5～15m20～30m43685-6顶煤跨落角与煤层强度关系。煤5-6由以上工程实例可以知道，只要选择合适的参数，就能达到很好的煤层（岩层）预徐永圻.煤炭开采学.徐州:中国矿业大学杨孟达.煤矿地质学.:煤炭工业杜计平,.采矿学.徐州:中国矿业大学,徐永圻.中国采煤方法.徐州:中国矿业大学高,石平五.矿山压力及岩层控制.徐州:中国矿业大学于海勇.放顶煤开采的基础理论.:煤炭工业林在康,郑西贵.矿业基础.徐州:中国矿业大学煤矿安全规程翻RelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstoperockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotection:Overburdenrockmovementsandfracturedevelopmentsoccurduringminingactivities.Consequently,reliefgasreservoirsandmigrationincoalseamsbeingminedaswellasinneardistantcoalseamsappear.Weconsideredagasdisastermanagementprojectandrulesonstopereliefofgasflowstogetherandexploredagasreservoirandtheevolutionofstopesurroundingrockfracturesintheprocessofminingneardistantprotectivelayersbyphysi