采矿08-4设计矿终版题目煤矿1.5Mt

Thisdesignconsistsofthreeparts:thegeneralpart,thespecialpartandthetranslatedThegeneraldesignisabouta1.5Mt/anewundergroundminedesignofJiahecoalmine.Ithastenchapters:anoutlineofthemineandminefieldgeology;boundaryandreserves;productivecapacity,servicelifeandworkingsystemofmine;developmentengineeringofcoalfield;thelayoutofminingarea;themethodusedincoalmining;transportationofunderground;minelifting;mineventilationandsafety;theeconomicandtechnologicindexofthemine.TheJiaheminefieldliesintheXuzhoucityofJiangsuprovince,thetotalareaofthemine13.3km2.It’sabout4.1kmonthestrikeand3.2kmonthedip.Thereistwominablecoalseam:No.7andNo.9,andtheaveragethicknessoftheseamis3.3mand3.1m.Theyarestableandflutyinclined.Thedipangleisfrom5degreeto29degree,andis17degreeonaverage.Thenormalflowofthemineis120m3/h,andtheummineflowis230m3/h.Theabsolutegasemissionrateofmineis10.02m3/minwhichbelongstolowgasmine.Theseamsdon’thavebustiontendency,andthecoaldusthasexplosionTheproductivecapacityofJiahemineis1.5milliontonsperyear,andit’sservicelifeis61.8years.Thedevelopmentofthemineisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevelsandtheextensionofblindinclinedshaft.Thedesigneddevelopmentlevelshouldbelocatedatthelevel-550mand-850Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodoftheconcentratedrise.Thelengthofworkingfaceis230m,whichusesfully-mechanizedlongwallminingmethod.Theworkingsystemis“foure-six”whichproduces330d/a.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andtheassistanttransportuseminecar.Thetypeofmineventilationsystemiscentralparallelingventilation.ThespecialpartisapaperthatResearchonboltandtightwirecoupledsupportofgatewaywithsoftrock.Translatedpartis“stabilityanddeformationofsurroundingrockinpillarlessgob-sideentryretaining”,theoriginalenglishtextofthetitleis“Stabilityanddeformationofsurroundingrockinpillarlessgob-sideentryretaining”.:verticalshaft;blindinclinedshaft;miningdistrict;fullymechanizedmining;centralparallel;softrock;gob-sideentryretaining 矿区概 井田地质特 构 煤层特 井田境 矿井储 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 井田开拓的基本问 矿井基本巷 井 煤层地质特 采区巷道布置及生产系 采区顺 采区车场选型设 采煤工艺方 回采巷道布 概 井下设计的原始条件和数 矿井系 采区设备选 大巷设备选 7.3.1大巷设备选 辅助大巷设备选 概 主副井提 矿井地质、开拓、开采概 矿井通风系统的确 矿井风量计 矿井通风阻 矿井通风设备选 特殊的预防措 中国煤矿软岩巷道工程的现状及特 巷道支护技术研究现 软岩的概 概 软岩巷道失稳力学机 软岩巷道变形的影响因 软岩巷道支护原 锚网索耦合支护的概 概 锚网索耦合支护原 支护原 陶阳煤矿3408运中巷顶板“三锚”耦合支护技 巷道围岩松动因........................................................................................ 南屯煤矿93上02工作面上顺槽锚网索耦合支 英语原 中文译 致 km3.2km13.3km2徐州港利用船舶，直达江浙各地，水陆交通甚为便利（见图1-1苏山头

1-158.7%19581297.0mm198850.6mm1997717273.3mm196926日达-22.6℃36~39℃，最低气温为-9~-13℃1748.59mm19782279mm19731467.9mm。19886287.9mm，1988250.24mm62~65%76%36247mm11329cm（19551月50m左右，河槽标高+37.0~+38.0m，河堤标高+43.0~+44.0m，河床在塌陷区范围内均被第四系冲积层覆盖。井田内钻孔和井巷工程的含煤地层主要有石炭系的本溪（C2（C3（P11（P12（P21（P22（图1.2，147~167m159m8~1320、21为本组可采煤层，1煤为局部可采薄煤层，2煤为本组主要可采煤层。上二叠统上石盒子组（P21460.82~607.42m，511m。钻孔厚度64.8~355.2m。岩性主要有紫红、灰绿色泥岩、砂质泥岩，灰绿、灰白或紫层浅紫红色含砾中粗粒砂岩（俗称上界砂岩）18m北段（丰沛隆起与废断层之间）废断层以北，主要构造方向在东侧为NEE，NESN向，在东西方向上具有分带性。九里造。井田内有一夹6断层，为生产中的大中型断层，位于17~22勘探线之间，为斜交在-600mE4断层相连为同一条断层。山 1.2SE侧产生的SEEW微倾斜的半背斜构造。EW卷入逆冲推覆的地层逐渐减薄，在逆冲推覆构造的发展过程中，NW及EW向的断层起了重要的调整作用。在这些断层的左行剪切作用下，北、中两段变形①浅部含水层段3.9~52.04m3/h。②隔水层段40~70m10~20m的粉砂岩，遇水流动，透水性③底部砾石含水层段8~10m0.5~10cm，底部常①上石盒子组砂岩裂隙含水层150~160m，故对煤层开采无直接影响。②下石盒子组砂岩裂隙含水层173~250m206m2煤开采影响较大的砂岩为顶板三层③山西组砂岩裂隙含水层88~138m,118m7煤顶板赋存两层砂岩，底板赋存两层砂岩，7煤开采影响较小，7煤顶板砂岩含水层分述如下：77~20m6.5m左右，层位较稳定，岩性为725~35m3.5~8.5m，层位较稳定，岩性为灰色细粒砂岩泥质胶结7煤层顶板砂岩含水性较弱,实际该组砂岩时涌水量较小147~167m159m，岩性由灰岩、砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层组m9.21m0.17~1.94m1.05m。根据灰岩含水层特征及①第一含水层段（一~九灰10.87~56.0m27.63m5.36~16.37m9.21m，间距小，水力联系好；其余各层灰岩间距较大，水力联系较差。九灰至十灰的间距为②第二含水层段（十~十三灰20、2120、230m3/h1-11-1煤层厚度两极厚度均厚见煤点（个19279（C3（P1211.6m2.38%328m10.0m3.05%210m2~112煤全区可采，1煤局部可采，其它均为不可采薄煤或煤线。1、23.6m1.71%。118m2~87、9煤全区可采，8煤、107、96.4m5.42%159m4~1020、21煤为全区可采薄煤层，其它为不可采薄煤层。20、211.6m1.02%。2煤、79煤。1-2。1-2厚度厚度最大~最大~1279泥岩或砂泥岩，块状构造，富含大量植物化石碎片及菱铁质结核。7煤直接顶板岩性既有灰白色中~细粒石英、长石砂岩，也有深灰色泥岩或砂泥岩，砂质条纹及泥岩团块，裂隙节理发育，并伴有不同程度的淋水现象，河床相沉积砂岩；7煤碎块，裂隙发育，局部伴有滴水或淋水现象；9煤底板多为深灰色泥岩或砂泥岩为主，少21类（不稳定顶板，老顶为Ⅰ~Ⅱ级之间；72类（中等稳定顶板，老顶为Ⅱ级，属中等稳定偏下类型；92类（中等稳定顶板，老顶为Ⅱ级。7、9煤底板为中等坚硬或坚硬底板。1-3煤性1279颜煤类光结构摩硬Ⅲ~Ⅳ1-41-5①水份1210.5~3.0%之间。其原煤水份平均含量为：12.37%，22.01%，71.73%，91.76%，201.93%，211.34%。②灰份井田内各煤层原煤灰份平均含量：118.04%，222.88%，714.61%，910.65%，2013.08%，216.64%；各煤层精煤灰份平均含量：17.72%，29.66%，76.19%，94.49%，205.57%，212.34%。由此可以得1、2煤层为中灰煤，7、20煤层为低灰煤，9、21煤层为特低灰份产率均＜10%1、2煤层由中1-41888442798639921-512221127977616663③硫份含量（St,d）2.39~3.36%1%，属中硫和富硫煤。④挥发份本井田煤层原煤挥发份（Vdaf）36.53~44.39%之⑤发热量29.54MJ/kg30MJ/kg⑥胶质层厚度（y值1-6179557733①煤的工业牌号依据1986年10月颁发的《中国煤炭分类（GB5751-86，对照本井田各煤1、27、920、21煤层均属中等变质程度煤，符合区域变化规律。结合各煤层工业分析中的挥发份、粘结指数、胶质层厚度的平均值，确定井田内各煤层的工业牌号为：1、2、7、91号气肥煤层；20、21煤层为气肥煤。本井田煤层统称气肥煤。原煤可作动力用煤等，精煤可1-7。1-7Y11217191②工业利用情况：25%21MJ/kg。夹河煤矿井下生产的不经过洗选的原煤和筛混煤，可8%，以便21.37t/m3，1、7、9、201.32t/m3，211.28t/m3的采用值①瓦斯1991年，公司地质勘探工程处曾对该矿2、7、9煤层进行23次煤芯瓦斯含量解cm3/g；90.690~10.119cm3/g4.528cm3/g10年的矿井瓦89.76m3/t10m3/t1-81991~2000绝对涌出量相对涌出量②煤尘，影响煤尘的因素很多，一般来说可燃基挥发份（Vdaf）含量越高的可能性就，③煤的自燃性4~530天左右。1991年矿务局地1个；762个；9311.16℃/100m2.52℃/100m2.21℃/100m，属于地温正本井田虽属于地温正常区，但在-600m水平以下，18~19线南段-650~-920m、24~2531~37℃>37℃211煤层-1200m等高线。487m2061、、、、11.6m。2、7、9煤层为全区可采，2煤层为复杂不稳定的煤层，作为后期储备资源开采；7、97、9煤层km13.3km25°~29°17°。6个阶段：64%；A1373.724%；C874.5万吨。19701973年徐州矿务局地质勘探队在浅部进行了零星生产性补充勘探（水文观测和控制陷落柱144353.79m。为尽快查清井田深部450m以下）197764021%；C4370.240%。1989二维勘探（1990年至1991年19901991年对夹河矿西一至西三采区先后进行了两次二维三维勘探（1999年，1999年煤田地质局物探测量队对深部西一采区四平方公里面积进行了三维勘探工作并最终于2001年元月底提交《徐州矿务夹河煤矿深部区域三维勘探，2、7、92.9m、3.3m、3.1m。1：5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可图ⅠⅡⅣⅢ图ⅠⅡⅣⅢ2-1矿井地质资源量按式（2-1） (2-S——井田面积，km2；M——煤层平均厚度，m；R——煤的容重，t/m3；α——将各参数代入（2-1）2-1Zz=174.122-1倾/1234123412342-2。2-2探明储量控制储量推断储量矿井工业资源/储量由式（2-2） （2-k——0.7~0.9k0.9；k0.70.8。则矿井工业资源/储量为：Zg=170.6420m宽的围护带；工业广场属Ⅱ级保护建（构）15m宽围护带。2-3。2-3井型（占地面积指标（公顷/10240矿井设计资源/储量按式（2-3） （2-2-42-4长度面积煤厚压煤量 6Zs=(Zg－P1)=170.64-6.32-2.15=162.17矿井设计可采储量按式（2-4） （2-0.80.144km2400m360m15°100m52-6。2-5煤层厚度2-6厚度工广煤柱面积压煤量0---------------

2-2修16m、3.1m，储量丰富；距徐州市约11km，交通便利；煤炭市场需求量大，经济效益1.5Mt/a。ZKAT (3-ZK——矿井可采储量，120.51Mt；A——设计生产能力，1.5Mt/a；把数据代入式（3-1）T=120.51/(1.3×1.5)=61.8第一水平（-550m）55.67MtT=55.67/(1.3×1.5)=28.5按矿井的实际煤层开采能力，能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核7、93.3m、3.1m，为中厚煤层，赋存较稳定，1t固定箱式矿车；本设计中井底车场采用卧式环形井底车场，调车和通过能力均能满该矿井整体上属于低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量4.49m3/t，绝对瓦斯涌出量10.02m3/h；3-1。3-1<>600————50a25a。28.5a，符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。、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形式、、③布置大巷及井底车场；④确定矿井开采程序，做好开采水平的⑥合理确定矿井通风、及供电系统①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、④必须执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、供电系统，创、90~120m。③本矿地表地势平坦，地面标高+37.0~+43.0m4-1。4-1有足够储量的山岭与立井相比：井筒长，辅助提升能力通风线路长、阻力井井筒通过富含水层，流沙层施工复井田内煤层埋藏不筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤备复杂，掘进速度对不利于平硐和斜井的地形地质条件①沿井田的有利位⑤井口位置应便于布置工业广场、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涵工程，、⑥井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时，要考虑避免一旦决堤的及防洪措施 .5m，经距 .5m。副井井筒中心位置：纬 .4m，经 .2m风井井筒中心位置：纬距.3m，经距.5m2.2.60.144km2400m×360m900m。9煤层底板下方的岩层内。①提出方案4-方案二：立井两水平加暗斜，见图4-2；4-3；方案四：立井三水平加暗斜，见图4-4②粗略经济比较4-14-24-34-434-44-54-6。4-2数量/10基价/费用/小计/煤量/提升高度基价/涌水时间服务年限/基价/煤量/平均运距基价/小计/合计/4-3数量/10基价/费用/用小计/煤量/提升高度基价/涌水时间服务年限/基价/小计/合计/4-4数量/10基价/费用/小计/煤量/提升高度基价/涌水时间服务年限/基价/煤量/平均运距基价/小计/合计/4-5数量/10基价/费用/小计/煤量/提升高度基价/涌水时间服务年限/基价/煤量/平均运距基价/小计/合计/4-6基建费用/生产费用/合计/百分比③详细经济比较4-7所示；对方案二和方案4-10。4-70 4-8数量/10基价/费用/费用/小计/小计/煤量/提升高度基价/费用/升涌水时间服务年限/基价/费用/小计/4-9数量/10基价/费用/煤量/提升高度基价/涌水量时间服务年限/基价/煤量/平均运距基价/4-10费用/百分比费用/百分比案二在各方面均占有优势，所以决定采用方案二，即矿井采用立井两水平加暗斜：第一水平位于-550m，第二水平位于-850m，采用上下山相结合的开采方式；由于第一水31200mm164-54-11。1t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤；副井内设梯子间，作为一个安1200mm4-64-12。4-74-13。4-89(1)大人行道。大巷宽度可由下式计算 （4-300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1000+520=1520mm；d2——架线式电机车的宽度，d2＝1060mm；d3——架线式电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c——910mm。则由式（4-1）可得大巷净宽度 +310+910=4600大巷的断面和特征表如图4-10，石门选用的断面与大巷相同(2) （4-a——1300300~500mm610mm；c——架线式电机车的间距，630m。B2 +630=4660各主要开拓巷道的断面尺寸均按设备的外形尺寸以《煤矿安全规程（2011年根据《煤炭工业矿井设计规范》4.2.1要求，井底车场布置形式应根据大巷方式，①大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场②当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时，宜采用折返与环形③当大巷采用带式输送机运煤辅助采用无轨系统时宜采用折返式或折返式与④采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井井下采用多种方式时应结合用胶带输送机，辅助采用电机车牵引矿车，井底车场形式和布置方式如图4-12。大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0~1.5列车长。辅助采用MG1.1-6A型1t固定箱式矿车其尺寸为2000×880×1150电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车，4500×1060×155015节车厢，则一列车的长度：L＝4500＋2000×15＝34.5130m51.75m15%~25%4887t733t7m15m的圆筒煤仓，总容量762t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，、副井系统硐室由水泵房水仓清理水仓硐室变电所调度及等候室组成，、Q0=230×8=1840根据水仓的布置要求，水仓的容量为QS

（4-S——水仓有效断面积，8.15L——水仓长度，340m；Q=8.15×340=2771医疗硐室、机修硐室、井下材料库 库、换矸硐室、乘人车场等6614-5 1.516t6.5 613331862.21副4-64-12 1.51t一个1t7.2 59840.72500120052.8172.38600600井线井线4-13 1.540010006.0 59328.2736.3250.26 断面特征 断面 净掘宽高间8每米工程量及材 工程量(根注4-8 断面特征 断面 净掘宽高每米工程量及材 工程量(根4-910大巷断面设计喷1033围岩类别断面(m围岩类别断面(m净掘进尺寸高喷射厚度 杆净周长长度方式外露排列间距锚 规格备注岩石800 00 .7宽掘每米工程量及材料消耗量表掘进掘进围岩工程量类别巷道墙角岩石锚杆数量(根喷射材料材料消耗表铺底锚杆重 注眼树脂铁(k)(个 粉刷面105图4-10大巷断 断面特征断面掘尺寸锚杆净掘宽高 4-11343425997168 准备方式——6Ⅱ~Ⅲ级，为半亮型煤。9煤的煤层特征：黑色，呈玻璃～丝绢光泽，条带状结构，块状构造，摩氏硬度Ⅲ~Ⅳ级。7、913.3m、3.1m15°1.32t/m3。该矿井整体上属于低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量4.49m3/t，绝对瓦斯涌出量10.024~5个月，均为不易自燃煤层。7煤直接顶板岩性既有灰白色中～细粒石英、长石砂岩，也有深灰色泥岩或砂泥岩，9煤直接顶板主要为灰～灰白色中细粒砂岩或互层，多为硅泥质胶结，具波状或微波岩碎块，裂隙发育，局部伴有滴水或淋水现象；9煤底板多为深灰色泥岩或砂泥岩为主，等稳定顶板，老顶为Ⅱ级。7、9煤底板为中等坚硬或坚硬底板。30m3/h45m3/h三采区，北接西四采区。该采区东西平均长约1734m，南北倾向平均长约1190m。均为中厚煤层且赋存较稳定，确定工作面采用150m。结合本矿井的实际情况，确定首采区段工230m。mm5m小煤柱沿空掘巷。井田一水平内布置四个采区，采区两边各留设10m采区边界煤柱。水平大巷和25m25m20m15m保护煤柱。采区内地质构造情况5.0m宽的小煤柱，作为挡矸、阻水或阻区内工作面的布置如图5-1， 顺序见表5-1。图5-1123456789采区内的开采采用后退式开采（面向轨道上山，通风方式采用U型通风方式。工作面→区段平巷→采区上山→采区煤仓→大巷→井底煤仓→主井→地面。地面→副立井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区上部车场→区段轨道平巷→工作面。地面→副井→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区中部车场→区段平巷→工作面→区段轨道平巷→采区上山→采区下部车场→大巷→回风石门→地面变电站→副井→变电所→大巷→采区上山→区段平巷→工作面。工作面→区段平巷→采区轨道上山→轨道大巷→井底车场→副井→地面ES—650型机、SSJ650/2×22（SJ—44型）可伸缩带式输送机、STD800/40型（SD—40P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送机的最小铺设长度为80m，所以，在初始掘进的80m巷道中，机后的物料不能采3.3m综采工作面产量大，只布置一个综采工作面即可满足矿井产量要求。工作0.8m，每天割六刀。 （5-L——工作面长度，230M——煤层厚度，3.3V0——工作面年推进长度，1584γ——煤层容重，1.32A0=230×1584×3.3×1.32×0.95=1.51②掘进工作面出煤量5%～10%7%A1=1.51×7%=0.11

A=A0+A1=1.51+0.11=1.621.5Mt/a1.62Mt/a 本采区的工业储量为10.25Mt，开采损失包括以下损失：①边界煤柱②上山煤柱损失

)×30×3.3×1.32=0.4520m15m60m③区段煤柱损失

P2=60×1240×3.3×1.32=0.30P3= )×5×3.3×1.32=0.18④工作面落煤损失P4=(10.25－0.45－0.30－0.18)×0.05=0.47P=P1+P2+P3+P4=0.45+0.30+0.18+0.47=1.40采区采出率风平巷标高以上，上部多为松软风化带，绞车房7、99煤层底板岩石中，所以采用甩入石门式中部车5-3。721仓，煤通过采区煤仓进入大巷。本设计采取大巷装车式底板绕道下部车场72134565-21-上山；2-轨道上山；3-绞车房；4-平车场；5-9煤层区段回风平巷5-7煤层区段回风平巷；7-2712715-31-上山；2-轨道上山；3-9煤层区段平巷；4-9煤层下区段轨道平巷；5-7煤层区段平巷6-7煤层下区段轨道平巷；7-甩车道；8-区段轨道石门；9-区 4 65-4300mm，其容量为 （5-Q0——10t；L——割煤机半小时运行距离，120m；M——煤层厚度，3.3m；B——进刀深度，0.8γ——煤的容重，1.32

Q=10+120×3.3×0.8×1.32×0.95=407.27407.27/1.32/8.0407.27/1.32/8.0/5-1。5-1宽度高度长度7煤层，煤层的结构简单，赋存较稳定。7煤的煤层特征：黑色，呈玻璃光泽，条带状结构，块状及片状构造，摩氏硬度Ⅱ~Ⅲ级，为半亮型煤。7煤的工业牌1.32t/m3。该矿井整体上属于低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量4.49m3/t，绝对瓦斯涌出量10.0230m3/h45m3/h。质条纹及泥岩团块，裂隙节理发育，并伴有不同程度的淋水现象，河床相沉积砂岩；7煤72类（中等稳定顶板偏下类型。7煤底板为中等坚硬或坚硬底板。②安全劳动条件好；④材料消耗少，生产成本低；⑤便于生产管理。230m1734m3.3m。区段平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3300mm，区段回风平巷尺寸（宽×高）5000mm×3300mm5m①割煤方式：双向往返割煤。③进刀过程：推移输送机机头（机尾：将输送机机头（机尾）（机尾6-1 2

A-A-AAAA2A- A12

A-A-AAAA2A-

6-1①采煤机选型3.3m0.8m4.8m。MG300/700-WD6-1②刮板输送机选型SGZ-764/4006-2③机选根据这些原则其他设备的配套情况，选用SZZ-764/160型机，其技术特征见表3④带式输送机选型选型原则：送机的能力要大于或等 机的生产能力；传动装置优先 电机根据以上原则及其他的配套情况，区段平巷选用SSJ1000/2×160型带式输送机，6-4。⑤工作面破碎机械6-5。6-1MG300/700-WD m量m t6-2SGZ-764/400 mmVt表6-3SZZ-764/160型机技术特 mV中部槽（长×宽×高t6-4SSJ1000/2×160 m V机头外部尺寸（宽×高m t -V外部尺寸（长×宽×高 t并参照矿上实际使用情况，选用ZZ4000/18/39型支撑掩护式支架和ZT7500/18/36端6-66-73架，中153159架。 （6- （6-S1——支架前柱处的下沉量，其值为：S1=d×Mmin×R1；S2——支架的顶梁尾端下沉量，其值为：S2=d×Mmax×R2；d——0.025；h——200a——50mm；将有关的数据代入得（取Mmax=3.7m，Mmin=2.5m）S1=0.025×2.5×1.972=0.123m S2=0.025×3.7×2.722=0.252mHmin=2.5－0.252－0.05=2.19 Hmax=3.7－0.123＋0.2=3.7771.8m～3.9m6倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算。 （6-式中：H——工作面最大采高，3.3m；R——上覆岩层密度，2.5×103kg/m3；P＝6×3.3×2.5×103×9.8＝0.485经演算，P80%50%~80%70%P0P0=4000×70%=2800由支架技术特征表可知，所选支架初撑力为3206kN，符合控顶设计对支架初撑表6-6ZZ4000/18/39支架技术特 mmtm表6-7ZT7500/18/36端头支架技术特 mmm0.8m。区段轨道平巷和区段平巷用DZ35-20/110Q型单体支柱配HDJA-800型金属①区段轨道平巷的超前支护30m0.4m30m一排单体0.8m2.5m30m0.8m0.4m30m0.8m②区段平巷的超前支帽。打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.8m15m50m70m以外。mm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，防移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角<7°，相邻支架间不能有明显错差（2/3200mm。350~550mm之间；移架过程50m33台端头支架，其滞后普通支架一个循环，30m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①在各点落煤处加设缓冲装置150~200mm④机组要掌握好采高，严禁割底割顶⑥在区段平巷皮带机头处加设除铁器⑦各级机严格把关，杂物（板皮、木料）进入运煤系统作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面30m加强，对于失10m0.8m。采用“四六”制作业（6个循环。246-26-8。 0采煤机割 移 移输送 检6-26-833312228机2222822228111911125111在册人数=出勤人数×(7/6)/出勤 （6-式中：7/6——①工作面工人效率

在册人数工作面工人效率=工作面日产量/在册人数=4568/134=34.09t/②原煤吨煤成本C5C6C7C8等组成。机电设备基本折旧费吨煤成本=(原始价格－残值+清理费)/(服务年限×330×产量)104568吨/天计算。6-9：6-9 折旧费（元端头支611刮板111211单体支30034.09t/工，C2为：C2=300/34.09=8.81元C325.71元/t。6动力电耗=电机容量总和×循环开动小时×负荷系数/循环产 (6-照明用电耗=照明用电总功率×循环照明时数/循环产 (6-18002.5h；0.9；2003h。动力电耗=1800×2.5×0.9/801.51=5.05照明用电耗=200×3/801.51=0.75则电费可用式（6-8） （6-

电力费=1.0×(5.05+0.75)=5.8元3806元/t。则维简费为：C6=6.00元3022.5元的井巷工程费，不另计提折旧。则井巷工程费为：C7=2.50元/t其他支出指制造费用、用、财务费用中属于其他支出的费用。本矿取18.02/t

=75..57元6-106-10 1m”2m345m6个67元8t9个t/%4.49m3/t10.02m3/min1.5Mt/a，5m10m平巷布置1000mm宽的皮带运煤，平巷布置排水管路和动力电缆。①顶板支护mФ20-M22-2400。Z2360（后放28mm1300mm。Ф16mm100mm4.8m，规格型Ф16-4800-100-6。150×150×8mm50×50mm、5.5×1.1m。1.0m6300mm。锚索：单根钢绞线，Ф21.8mm6.3m1.6m②巷帮支护Ф20-M22-2400。Z2360690mm托盘：采用拱形高强度托盘，规格为120×120×6mm200×300×50mm3015°1m4350mm，350mm15°。3m，严禁空班支护。如出现巷帮破碎，巷帮锚杆必须跟区段平巷和区段回风平巷支护断面图如图6-3和6-4 图6-3区段 6-4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和数 123h4d5m6789低煤尘有煤尘m，m3124m掘进面日产量319.79t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。(1)方②辅助轨道大巷采用架线式电机车牵引小矿车小矿车选用MG1.1-6A型1tZK10-6/5507-47-5。工作面所需材料采用1t固定箱式矿车由绞车牵引煤层轨道平巷内铺设轨道，亦采用1t固定箱式矿车。(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①运煤系统综采工作面→区段平巷→采区上山→采区煤仓→大巷→井底煤仓→主井→地面。掘进工作面→区段平巷→采区上山→采区煤仓→大巷→井底煤仓→主井→地面。②运料系统地面→副井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→→地面→副井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→→③人员运送系统地面→副井→井底车场换乘站→轨道大巷→④排矸系统井下系统如图7-1所示图7-1矿井立体①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②必须使上下两个环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系⑤必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否经济合理等764/160型机、SSJ1000/2×160型带式输送机、PCM110型锤式破碎机，其性能特征技术特征见本设计第六章采煤方法。胶带输送机下运倾角最大为24º，故不适宜选用普通胶7-2。7-2 单参 m 设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为540t/h，工作面刮板机生产能力为800t/h，机的生产能力为1000t/h，破碎机通过能力为1000t/h，平巷皮带通过能力为1000t/h，采区系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环7-37-4表7-3JKY2.5/2.3B绞车技术特 个1 m2 mmmm V7-4MG1.1-6A t1t 6-4。小矿车。小矿车选用MG1.1-6A型1t固定箱式矿车，架线电机车式选用ZK10-7-47-57-5ZK10-6/550 ZK10-t m7N 牵引 V 台2地面标高+37.0~+43.0mF1号断层下盘以“徐煤局地（85）55号”文件、上盘以“基司（87）252号”文件为界与庞庄矿相邻；西部以西陇海铁路与徐州地方m等高线。井田长度为3.7~4.5km，平均为4.1km；井田倾向长度为2.8~3.8km，平3.2km13.3km217°。330d16h。ZK10-6/550MG1.1-6A1t固定箱式矿车。矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤尘有性。矿井设计服务年限为61.8a。最大班下井人数为32人6.5m33.18mmmm1.5Mt/a，属大型矿井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井内装JDG16/150×416tJKM-3×4井塔式多绳摩擦8-18-28-3。8-1JDG16/150×4 t条4mt8-2JKM-3×4项目 参数型号m3m3数量条4间距矿山机器)8-3 中大小N/100钢丝破断拉力总和（不小于N—①提升高度Hs——矿井深度，593

H （8-Hz——装载高度，Hz=18～25m20Hx——卸载高度，Hx=15～25m20mH=593+20+20=633②经济提升速度

Vj （8-Vj=0.4×6330.5=10.06 （8-a——0.8u——10θ——10sTx=10.06/0.8+633/10.06+10+10=95.49④计算小时提升次数⑤小时提升量

ns （8-ns3600/95.49=38As （8-C——C=1.15;af——提升富裕系数，主井提升第一水平取1.2；An——矿井设计年产量，1.5Mt/a；br——330ts——16hAs=1.15×1.2×1.5×106/(330×16)=392.05⑥一次合理提升量

Q （8-Q=392.05/38=10.328-4提升高度一次提升时间每小时提升量一次合理提升量8-416t593m1t1t矿车双层四车宽罐GDG1/6/2/4K8-6。JKM-3×48-28-3。8-5GDG1/6/2/4 — 辆4人t8-6GDG1/6/2/4K 型号型号—车数辆4人t地面标高+37.0~+43.0mF1号断层下盘以“徐煤局地（85）55号”文件、上盘以“基司（87）252号”文件为界与庞庄矿相邻；西部以西陇海铁路与徐州地方m等高线。井田长度为3.7~4.5km，平均为4.1km；井田倾向长度为2.8~3.8km，平3.2km13.3km217°。该矿井整体上属于低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量4.49m3/t，绝对瓦斯涌出量10.024~5个月，均为不易自燃煤层。井田开拓采用立井两水平加暗斜的开拓方式，一水平标高-550m，二水平标-850m7煤、9煤距离较近，采用集中岩石上山联合准备方式。矿井布置一个综采工作250569-1。9-1工业场地布置资稍大，后期费用大km煤层上部距地表较①抽出式主要通风机使井下处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，，②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，，⑤如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力⑥在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时有一定过渡时期是新旧水平同①能够有效地控制采区内方向、风量大小和风质②漏风少；③的稳定性高⑤有较好的气候条件；⑥安全经济合理技术。12°1⑤工作面回中瓦斯浓度不得超过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②上行风途中瓦斯被带入工作面工作面瓦斯浓度大下行风途中瓦斯被带入回，③上行风须把引导到最低水平，然后上行，路线长被地温加热程度大，且，⑤下行 设备在回风巷运转安全性差U型、Y型、W型、ZU25年的生72049204；平巷掘进通风时期为东一采区7101工作面布置完成时；准备面为东一采区9101；平巷掘通风时期的通风系统网络图，如图9-4889-1图9-2通风时期通风系统立体 333图9-3通风容易时期通风系统网络 图9-4通风时期通风系统网络Q （9-1.20～1.25T≥0.9Mt/a时取小值；T<0.90Mt/a时取大值。Q=4×250×1.20=1200Q=（∑Qa+∑Qb+∑Qc+∑Qd）×Kt 式中：∑Qa——采煤工作面和备用工作面所需要风量的总和，m3/min；∑Qb——掘进工作面所需要风量的总和，m3/min∑Qc——硐室所需要风量的总和，m3/min∑Qd——矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m3/min1.15～1.21.25～1.3。《煤矿安全规程（2011年版）规定：采区回风道、采掘工作面回风道中瓦斯浓50%。 Qa100QCH Qa——采煤工作需要风量，m3/min4QCH——10.024

（9-KCH4——采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌1.35～1.51.4。Qa=100×10.02×1.4=1402.89-29-2采煤工作面空气温度Qa60VaVa——2.4

（9-11.25m2。Qa=60×2.4×11.25=1620Qa=4× （9-N——i56人。Qa=4×56=2241620m3/min4m/s的要求进行验算Qamin （9-Qamax （9-Sa——11.25m2。Qamin=0.25×60×11.25=168.75Qamax=240×11.25=2700168.75≤QaQa=1620m3/min根据《煤矿安全规程（2011年版）规定，按工作面回风中瓦斯的浓度不得超1Qbi （9-式中：Qbi——iqbi——2Kbi——Kbi＝1.5～21.5。Qbi=100×2×1.5=300按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量，见式（9-9Qbi （9-式中：Qbi——iNi——i56人。Qbi=4×56=224300m3/minQbmini （9-Qbimax （9-式中：Shi——i16.5m2。

Qbmini=15×16.5=247.5Qbimax=240×16.5=3960247.5≤在一个综采面生产的同时布置两个独立通风的掘进面，则掘进工作面所需总风量为600采区绞车房：Q绞=80m3/min充电硐室：Q充=150m3/min采区变电所：Q变=80m3/min采区库：Q火=150m3/min通风容易时期：Qc180+150+80+150460通风时期：Qc2=(80+150+80+150)×2=920P770，其它巷道所需风量可按式（9-13）计算： 通风容易时期：Qd1=(1620+600+460)×5%=134通风时期：Qd1=(1620+600+920)×5%=1577101工作面布置完成时。由式（9-2）Q1=(∑Qa+∑Qb+∑Qc+∑Qd)×Kt=1.2×(1620+600+460+134)=3376.8通风时期矿井总风量为Q2=(∑Qa+∑Qb+∑Qc+∑Qd)×Kt=1.2×(1620+600+920+157)=3956.4总风量通风容易时期为3376.8m3/min，通风时期为3956.4m3/min。（2011年版）的各项要求。（2011年版）对风速的要求。①回采工作面风量分配1.2倍，即：Q进=1.2×1620=1944m3/min②其它用风地点风量分配掘进工作面：Q掘=300×1.2=360采区绞车房：Q绞=80×1.2=96充电硐室：Q充=150×1.2=180采区变电所：Q变=80×1.2=96采区库：Q火=150×1.2=180：Q：Q90%左右，它是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。摩擦阻力可按式（9-13） （9-式中：α——L——井巷长度，m；U294010%350mm⑤应计算出时期的最和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既地面→副井→井底车场→轨道大巷→西二采区下部车场→采区轨道上山→采区中部车场→区段平巷7204工作面→区段回风平巷→采区上山→大巷→回风石门→风井→地面地面→副井→井底车场→轨道大巷→东三采区下部车场→东三采区轨道上山→东三采区上部车场→东一采区下部车场→东一采区轨道上山→东一采区中部车场→东一采区7101区段平巷→7101工作面→东一采区7101区段回风平巷→东一采区回风石门→东一采区上山→东三采区上山→大巷→回风石门→风井→地面通风容易与通风时期的矿井通风阻力计算分别见表9-3、表9-49-3αLUSRQVmm123456789∑hfrmin=552.60表9-4通风时期阻力计巷αLUSRQV段mm1237101工作7101工作7101工作∑hfrmax=1276.1914容易时期通风总阻力Hfrmin=1.1×∑hfrmin 时期通风总阻力：Hfrmax=1.1×∑hfrmax 式中：1.1为考虑风有局部阻力的系数；∑hfrmin、∑hfrmax分别是矿井通风容易时期和通风时期的矿井总阻力。

Hfrmin=1.1×552.60=607.86Hfrmax=1.1×1276.19=1403.81矿井通风总风阻可用式（9-16）R= （9-矿井通风等积孔可用式（9-17）A= （9-式中：R——矿井风阻，N·s2/m8；A——矿井等积孔，m2。Rmin=Hfrmin/Qfmin2=607.86/56.282=0.192Armin=1.1917/Rmin0.5=1.1917/0.1920.5=2.72Rmax=Hfrmax/Qfmax2=1403.81/65.942=0.323Armax=1.1917/Rmax0.5=1.1917/0.3230.5=2.10由以上计算并对照表9-5可以看出，本矿井通风容易时期和通风时期总等积孔均2m29-6。9-5矿<11~2>29-6总风阻N·s2·m-等积孔10a；5°90%；150m以下，井400m时可不计算自然风压，且矿井通风总阻力较大，自然风压相对要小的多；通 时期

Hsdmin= （9-Hsdmax= （9-hd——通风机附属装置和出口的风压损失，取50Pa。Hsdmin=607.86+50=657.86Hsdmax=1403.81+50=1453.81因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风Qf必大于矿井总Qf= （9-Q——1.2。容易时期 Qfmin=1.1×56.28=61.91时期 Qfmax=1.1×65.94=72.53容易时期 Rsdmin=Hsdmin/Qfmin2=657.86/61.912=0.172时期 Rsdmax=Hsdmax/Qfmax2=1453.81/72.532=0.276容易时期 Hsdmin=Rsdmin×Qf2=0.172时期 Hsdmax=Rsdmax×Qf2=0.276主要通风机在通风容易时期、时期分别应满足的风量、风压见表9-79-7风压风阻/风压风阻/根据以上数据，在主要通风机特性图表上选定风机，该矿井风机型号选定62A14-11-No.249-5所示，在图上绘制风阻线，M1、M2点为设计工况点，9-8。9-8型/已知通风容易时期和时期风机输入功率分别为Nfmin=70kw；Nfmax=110根据矿井通风容易时期和时期主要通风机的输入功率Nfmin和Nfmax计算电动机的由于Nfmin/Nfmax=70/110=0.64>0.6，故通风容易时期和时期可以选用相同的电电动机的输出功率可用式（9-21）Ne= （9-式中：Ne——Nfmax——通风机时期主要通风机的输入功率ke——电动机容量备用系数，ke1.1~1.2ηe——电动机效率，ηe=0.9～0.94Ne=110×1.15/0.9=140.56YKK4502-8的三相9-9。9-9YKK4502-8功率电压电流效率转速

10min内能够开动；②矿井的主扇房应有两回路之间有变电所输出的供电线路，电不应分接任何负的风峒和，分区主扇也应符合要求；⑤风井上部设立①生产矿井主要通风机必须安装反风设施，必须能在10min内改变巷道方向，②当方向改变后，主要供风机的供风量不应小于正常风量的10m/s150.0196N·s2/m8100~200③风硐及其装置，密闭必须严密，以防大量漏风④风硐内应安装测量风速及压力装置④打开煤柱放水时⑦底板原始导水裂隙有透水时10-11-12层33m456d班378a9a井田长-低--mm个1个0m个2大巷方--1.0t--法m1t/元于海勇．综采开采的基础理论[M]．：煤炭工业国家煤矿安全监察局．煤矿安全规程[M]．：煤炭工业 [M]2010．中国煤炭建设．煤炭建设井巷工程概算（2007基价）[M]．：煤炭工． ．LinZaikang,etal.TheCoalMiningMethod.Xuzhou:UniversityofMiningandTechnologyPress,2004.专，，(2)地质年代中国煤矿软岩的赋存，伴随着煤炭沉积的几个主要成煤时代。白古生代石炭二叠纪，一般含量为15%~45%，最高可达70%，岩石亲水性强，有的膨胀性显著，物理化学活性(3)500~600m1000m的矿井也越来越多。有些矿井在浅部开采时，1年左右。因此，煤矿软岩巷道有其明显的时限性。悬吊理论认为：锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳定岩层上，①锚杆受力只有当松散岩层或不稳定岩块完全与稳定岩层脱离的情况下，锚杆的支②没有考虑锚杆安设后对破碎岩层变形和离层的控制作用。特别是当水平应力比较③当锚杆穿过破碎岩层时，锚杆提供的径向和切向约束会不同程度的提高破碎岩层1所示。11.5~2.5倍。巷道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响，且有三个③与最大水平应力垂直的巷道，顶底板稳定性④合理的锚杆支护可以有效地改变围岩的应力状态和应力应变特性，且不同弹性模206090年代，关于软岩的概念在国内外一直争论不休，产生的软岩软、破碎、膨胀及风化等岩层称为软岩；1984年12月，在举行的“煤矿矿山压力0.5~25MPa的岩石。GRusso（1994）17MPa的岩1.5m1.5m且用常力学将软岩定义为单轴抗压强度在0.5~25Mpa之间的一类岩石其分类依据基本上是25MPa，但岩石不会产生2P u2甚至可判断出会产生一些与自然特征相关的不稳定因素。如强度较高硬岩（新鲜火成岩、，与巷道轴线交角<40°时，性较大；而当节理与巷道轴线大角度相交，则软弱煤层的失稳是巷道开挖工作引起的应力重分布超过围岩强度或造成围岩过分变形而造成，而应力重分布是否会达到的程度就看初始应力场方向、量值和性质而定，所以地应力是控制洞室稳定基本因一是工程的外荷载来源地应要有多种变形力学机制的复合变形力学机制。对于硬岩巷道的支护不允许围岩进入塑性状态，PT（3，则软岩巷道支护原理可表示为：3PT；PD速度区分，可以划分为3个变形阶段：变形阶段、近似线性的恒速变形阶段和加速变PDPR，这不满足优化原则。解决这个问最佳支护时间是指可以使(PR+PD)45所示。图4最佳支护时间的含 图5最佳支护时段的含本身的裂隙发生扩容和扩展，力学性质随之不断。在围岩应力条件下，切向应力在硐工程实践表明，对于软岩巷道，无论是新开巷道、还是实施了多次支护的巷道，；⑤锚杆、金属网和；⑦与支护体在强度、刚度及结构上的耦合（6 6787(a)约束岩层膨 (b)约束岩层错89也都有所降低（119岩体弹模E=1 岩体弹模E=10图10单根锚杆作用σy应力分布 图11单根锚杆作用σy应力分布45°范围内。结果证明，当锚杆与围岩在刚度上100GPa1GPa时，群锚的影响区将比此范围10MPa1MPa12~15所示。岩体弹模E=1 岩体弹模E=100图12群锚加固作用σy应力分布 图13群锚加固作用σy应力分布岩体弹模E=10 岩体弹模E=1图14群锚加固作用σy应力分布 图15群锚加固作用σy应力分布巷道垮落区域；在实施锚网耦合支护后，顶部应力集中区迅速下降，而帮部低应力区16