往年设计参考07级说明书

概地理位置与交丁集矿井位于省淮南市西北部距淮南市洞山约50km行政划隶属淮南市潘16°33′16″～16°42′3732°54′31″。凤台～蒙城公路穿越井田中部,且与凤台～淮南等公路相接，沿凤蒙公路至凤台港与～10km到蚌埠约10km西至阜阳约100km分别与京沪京九铁路相接矿区铁路线和矿区公路在矿井南部经过,1-1。地形地貌及水

1-1西北高，东南低。架河在本区由西北流向东南，注入淮河，河床宽30～40m，地势低洼，雨季淮河水位上涨易成内涝。淮河水位标高一般为+15m，历史最高洪水位为+25.63m(1954年7月29日)1991年为+24.03m，筑有大堤，最大堤距3000～3500m，右堤顶高+26.61m，左堤顶高27.11m。此外区内遍布人工开挖的，用以灌溉、防洪、该地区百年一遇内涝水位标高为+24.15m气象据凤台县气象局观测资料：年平均气温15.1℃，最高气温41.4℃(1959年8月24日)，最低气温-22.8℃(1966131日)926.3mm1723.5mm(1954年)，最小471.9mm(1966年)日最大降雨量320.44mm，小时最大降雨量75.3mm，降雨多集6、7、840%。))0.578%10.14%74%72～12713826616cm2.8～3.5m/s3.3m/s22m/s(197888日，南风)。根据GB50011-2001《建筑抗震设计规范，本区抗震设防烈度为Ⅵ度，设计基本加速度值为0.05g。矿井开、淮南煤田是我国东部最大的矿区之一，淮南矿业现有生产矿(公司)井9对，设计22.25Mt/a31.50Mt/a，20053095万吨。矿区分为老区和新二、谢三、、李二、毕家岗、、孔集等11对矿井，其中大通、九龙岗、谢三、井批准、重组，现有生产矿(公司)为：新庄孜矿、谢一矿、谢李公司(井、李二井)，孔李公司(孔集井、井)。潘谢矿区为新区，分布于淮河以北，七十年、1本井田水资源十分丰富新生界含水层水质均符合饮用水标准含水组砂层较厚，480m3/h，经深度净化处理后也可满足矿井生产用水的要求。2供电电源可靠：矿井地面设110kV变电所12回供电电源1回接自芦集220kV区域变电所，另1回接自丁集220kV区域变电所。淮南矿业（）公司已与淮南供电部34井田地质特地北两翼边缘的低山残丘，出露前震旦系变质岩，震旦、寒武、奥陶系等古老地层。一）奥陶系中下统二）1、中统本溪组3.05m。主要为浅灰绿色铝铁质泥岩及泥岩，含较多黄2、石炭系上统太原组7三）1002.72m742.722927m3.6%7部石千峰组为非含煤地层。底部以灰岩与太原组分界。二叠系整合于太原组之上。1、二叠系下统山西组第一含煤段：平均厚83.54m，含1、3二层可采煤层，含煤系数为5%。底部为灰黑色2、二叠系下统下石盒子组130.40m，9(4～954-1、4-2、5-1、7－2、8煤为主采煤层，含煤系数10.5%。底部为中粗砂岩，是与下伏山西组的分界，其上为泥岩和花斑状泥岩，全区稳定，是煤层对比的主要标志层，45岩互层极为发育。53、二叠系上统上石盒子组527m100m31111-2煤为主采煤层，2.48%。底部砂岩是上、下石盒子组的分界；下部以砂岩、石英砂岩为主，夹15412～151313.7%2～3层泥岩。第五含煤段，平均厚75m，含煤4～5编号为16、17煤,不可采，含煤系数1～4第六含煤段：平均厚90m，含煤4层，编号为18～21煤，均为不稳定薄煤层，0.83%。岩性以青灰色砂质泥岩为主，下部以中厚层状细中砂岩为主，夹薄层状泥岩。18～191～3层薄层硅质海绵岩及硅质泥岩，煤层底部具鲕状铝质泥岩。90m422～250.3%部以砂岩为主，上部以深灰色砂质泥岩为主，夹薄层状砂岩。4、二叠系上统石千峰组四）三叠系五）第三系1、下第三系2、上第三系上新统(N2)105.50～192.22m，以细中砂为主，含少量砾石。六）第四系103.45～133.60m0m蚌壳碎片。构潘集背斜西缘的衔接带。潘集背斜轴及地层近东西展布。井田北部为宽缓背斜，形态10～15°；背斜南翼为井田主体部分，总体为一单斜构造。地层呈波状曲线变化，断层发育，以逆断层为主，井田东段有岩浆岩侵入影响煤层；井田西段位于陈桥背斜东翼与潘集背斜西部的衔接带，总体构造形态为南北，向东倾5～15°，并有发育不均的次级宽缓褶曲和断层。本井田地层变化和构造特征，取决于区域构造背景，受潘集、陈桥背斜的控制。潘集陈桥背斜均为北西然而它们呈错位排列轴位错开约6km潘集陈桥背斜的排列形式，构成了背斜南翼地层呈北西～南北～北西的“”形态。水文地质特岩浆岩呈岩盘状以露头形式出露于井田东部，分布在潘集背斜轴部及其两侧，二十线，东西长2300m，南北宽1200～2000m。岩体上覆松散层，下伏煤系地层，在煤系中呈岩床和岩脉产出，侵入于4煤～20煤层位，且由东向西侵入层位逐渐增高。钻孔所见岩体最大厚度为145.55m。岩性为细晶岩和正长斑岩，绝对1.1亿年，属燕山期产物。11-28煤煤（一）718m350m13-12926.53m，3.7%21.22m77%质泥岩出现在层位上。共分七个含煤段，以第一、二、四段含煤最富。（二） 最小~11-20.44～6.05m3.49m3～4m14（厚度突变点均为构造煤224.68%1～211-2、11-330m11-2煤质、煤类与煤的用本井田为中～1/3焦煤．各煤层均属中灰分煤，各煤层为特低～低原煤水分：各煤层原煤空气干燥基水分平均值为1.62～2.04%，3煤最小，4-1煤最大。GB/T15224.1－2004，硫分：各煤层原煤全硫平均值在0.31～0.93%之间，通过与各煤层干燥基发热量折算后的基准发热量干燥基全硫平均值在0.28～0.88%之间，其中13-1、11-2、3煤属特低11-2煤层煤质特征见表1-21－2Mad14.53-20.85-20.77-结折算后全硫原煤磷TaradY开采技术条矿井涌1、新生界松散层含隔水层(组346.75m～563.80m13上而下可分为三个含水层(组)(组)。2钻探厚度0～180.75m，底板埋深414.07～737.85m，主要分布在井田的西北部。东部有十九7、十九9两孔见砂砾岩，厚度小、分布范围有限。砂砾岩以石英岩砾和各级石英砂岩砾为主，胶结物为泥质及粉砂质，砂砾岩裂隙不发育。据邻区单孔抽水成果，区内三次抽水试验，水位标高9.85～26.68m,q=0.000676～0.0342l/s.m，k=0.00226～0.207m/d，水温17～26℃，矿化度为1.091～2.145g/l，全硬度为3.39～5.22德国度，水HCO3·Cl-Na。抽水Q—S曲线向“疏干”方向变化，停抽后，水位恢复缓慢，表明是以量为主的不均4、二叠系底部隔水层(组124.02～37.47m,30.11m,主要由泥岩、5太原组灰岩在本区埋藏较深，背斜轴部一般埋藏在-830m开采地段。据区域资料，地层总厚约100～110m，含灰岩13层。除第3、4、12等三层灰多被方解石充填简易水文未发现漏水和明显消耗十九4孔抽水资料水位标高22.11m，q=0.244L/s.mk=1.81m/d,Cl-K+Na，2.425g/L,31.5℃。富水性6本区无钻孔综合邻区资料钻探最厚度56.89m岩性致密呈厚层状20.56～24.60mq=0.00369～0.0348L/s.m2.30～2.4g/L,4.3923～29℃Cl-K+Na有一定差异，潘谢矿区奥灰富水性表现为弱～中等。7体上覆松散层下部含水（组下伏煤系地层岩性为细晶岩钻孔最大厚度145.55m，上部风化裂隙发育，沿裂隙面有水锈色。据邻区抽水资料，水位标高19.952～19.668m，q=0.00476～0.0412L/s.m,k=0.0274～0.0494m/d,1.826～2.504g/L,水质类型Cl—SO4—Na+K8、水的补给途径和含水层之间的水力联本区水运动，因受含水层（组）埋藏条件不同，表现在水补给、迳流和排泄①上部含水层上段因埋藏浅，浅层水运动既有层间水平流动，又有垂直方向交替方式主要是人工开采及蒸发，旱季亦可补给河流。下段水迳流方式为侧向层间迳流。在水力联系；水以缓慢的层间迳流为主，量受区域调节。身以量为主，水平运动缓慢。下含直接覆盖基岩各含水层（组）之上，与基岩含水层含水层（组）有一定水力联系。开采浅部煤层时，下部含水层（组）水通过基岩风化太原组灰岩岩溶裂隙含水层（组130.11m，天然状态下无水力联系，开采水平达-826m8.3Mpa1（组）岩石的抗压强度。特别是受断层的影响，1（组）厚度变小或与灰岩对口，910丁集矿井第一开采水平-826m134～13-1448m3/h，586m3/h480m3/h，620m3/h煤层顶底板岩性特1向抗拉强度1.04～2.21MPa，易坍塌冒落。粉砂岩平均抗压强度72.34MPa，单向抗拉强度0.63～4.60MPa，砂泥岩互层抗压强度48.90～82.50MPa，11-2煤顶板砂岩抗压强度131.1a1.2～4.93a1-3。1-30.31-0.27-1.21-0.93-0.15-0.27-0.95-2煤层瓦813.67m3/t·14914.75m)，1-41-4水平瓦斯含量-826m3.38-0.53-0.07--826m0.19-3.54-1.61-0.05-0.08-地30m16.82.30～3.60℃/100m，平均为3.07℃/100m32.57m1℃，属地温异常区。51-5552.26～998.46m在-440m以下，-646m水平将达到二级高温区(37℃)，-800m41.48井田境井田边田境界：东起十五线与潘三、潘四(潘北)11-2煤层露头线；北起F27、F81-1断层，南至F87断层及13-1煤层-1000m等高线地面投影线。东西长4～10km4～7km48.62km2。本井田共含煤29层，煤层总厚27m。其中可采煤层共有9层，分别为13-1、11-2、4-1、6.05m11-2煤层全区可采，煤层厚度变化小，变化规律明显（厚度突变点均为构造煤11-2#煤。矿井工业储矿井储量计算基13、依据过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的》内容要求：新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列平衡表外的储量；矿井地质储量计2.1所示。3.49m。工业储量的计算见下式(2-

Zc100SM

(0-Zc――工业储量，万Z矿井工业储量计矿井工业储量：地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推333的大部，归类为矿井工业储量。90%、10%分配,次边际经济基础储量不计。表2-1矿井工业储量计算 111b、122b、331、332333333k0.8. .66×0.8=23408.87矿井可采储井田边界煤20m

PHLm

（2-P——t；m——3.49r——1.4t/m3工业广场煤

2028537.62293.492-2。2-2井型占地面积指标2.4矿井井型设计为1.8Mt/a，按《煤矿设计工业规范占地面积应为21.6hm2，本设计工业广场取22.5hm2，长、宽分别为500m和450m，工业广场布置在井田储量的位置《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》第14条和第17条规定工业广场属于Ⅱ级保护需要留设20m宽的围护带表土层移动角45°，基岩移动角γ=70°，，δ=70工业广场围护带宽度为20m，根据垂直剖面法所作的工业广场保护煤柱的尺寸计算，668.56t。断层保护煤Pf(LZF3LZF4)2m（2-Pf——煤柱损失，t；Li——断层长度，m；m————煤层容重，t/m3已知1.4t/m3m4m，代入（2-5）可得：Pf=341.03t大巷保护煤20m计算可得大巷保护煤柱总量为：175.34t矿井可采储kgkg（2-

Z

PZk——t；Zg——矿井的工业储量，t；——t；C——厚煤层不小于0.8薄煤层不小于0.85本设计矿井13#煤层厚度为3.49m属于中厚煤层Zk(23408.87278.87668.56341.03175.340.8017556.06万矿井工作制根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3330d计算，每天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修，每班工8h。矿井设计生产能力及服务年矿井设计生产能力确定依矿井设计生产能2.49m均倾角5-8°，属缓倾斜煤层，易于发挥工作面生产能力。煤炭市场需求量大，经济1.8/。矿井的服务年矿井可采储量ZkA和矿井服务年限TT

ZKAK

T——ZK——矿井可采储量，175.56Mt；A——设计生产能力，1.8Mt/a；K——矿井储量备用系数。2.2.61.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井1.3。把数据代入3-1得矿井服务年限井型校

T

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1#3.49m5-7°布置一个大采高工作面来满足井型要求。，输送机工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓连续、，3-1。3-1t/aa600————50a25a。井田开拓的基本问、井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列井道进入煤体，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形式、、主采煤层为缓倾斜煤层（400m地势起伏不平，地面标高平均—830m1000m800m180t/a） ）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，创造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态；确定井筒形式、数目、位置及坐1）井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的；主提升胶带化有旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒。缺点是：斜井井筒长，提升深度有限，辅助11-2800m，且井田面积较大，因此适合本矿的开拓主、副井井筒位置的选井筒沿井田方向的有利位本井田形状比较对称，储量分布比较均匀，故井筒的有利位置应在井田的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田的井下工作量最小，通风可布置在铁路附近，并且可以保证在井田的。，井口附近要布置主、副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联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线短，，66233.4236854.97，22.5hm2500m×540m开采水平的确定及井田的再划1井田主采煤层为11#煤层，其它煤层由于过薄或不具备开采价值，暂不考虑对其进行11-2#59-600，埋藏最深处-1000m400m标高为-850m，大巷延展方向大体与井田延展方向一致。29层简单、高效的准备方式。故可将井田划分为若干个带区和一个双翼开采采区。主要开拓巷开拓巷道主要可分为煤巷和岩巷，其技术比较见表4-14-1项目特征30～40m的保护煤柱，利于，采区发火时，不易封闭。可保持一定方向，弯曲少，有利，巷道条件仓工程量大机掘有机械化程度低速度慢、条在距离煤层不太远的地方，又适合于开掘和巷件1、大巷的布由于大巷沿井田主要延展方向布置需要为全井田服务由于煤层厚度为布置煤层大巷时不易于故宜采用岩石大巷为便于和使用且不受煤层开采影响，将大巷布置在距煤层底板大约20m处的砂岩中。岩层大巷优点是巷道条件好，费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度，且便于设置煤仓。2井布置在煤层底板岩层中，为坚硬的细砂岩，费用较低。而且井底车场布置于该位置井田开拓方案提出与比1通风方式前期采用并列式，后期在北部加回风井，岩石大巷。如图4-1所示。图4- 立井单水平开拓（后期加设区域风井方案二：综合开拓方式（井筒位于井田主井采用斜井，副井采用立井。主副井口均位于井田延展方向的位置。采用一水平开拓，开采水平标高为-750m。如图4-2所示。

图4- 综合开拓方式（井筒位于井田矿井通风方式采用并列式，岩石大巷。如图4-3所示。图4- 立井单水平上下山开方案四：立井单水平上下山开拓（后期加设区域风井矿井前期通风方式采用并列式，后期在井田北翼开掘区域风井，岩石大巷。如图4-4图4- 立井单水平上下山开拓（后期加设区域风井以上所提四个方案，井田数目，轨道大巷、大巷长度以及水平和带区布置中提一24-2、表4-34-4、表4-5表4- 方案数量时间大巷2表4- 方案数量时间大巷2表4- 方案数量时间大巷2表4- 方案数量时间大巷2方案三与方案四的详细经济比较见表表4-6和表4-7，其最终汇总见表4-8表4- 方案数量元时间大巷大巷4-7数量（元时间大巷大巷表4- 两方案详细比较汇费用（万元费用（万元初期基建费用（万元后期基建费用（万元生产费用（万元总费用（万元由经济比较可以看出，方案四较之方案一而言，其总费用仅多出不到1%，即从经济角矿通风方式采用并列式，岩石大巷。矿井基本巷井性能好，通风阻力小，费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及风井均采用圆12t4.2，4.9。图 主井断面4.96.030028.2738.4838.48两对12t箕 400mm1006.5m33.18m²，井筒内装备一4.3，4.10。井图井4.101.5t33.18基岩段毛断面积风井位于矿井上边界保护煤柱外备有安全出口圆形断面井筒净直径33.18m²450mm4.44.11。预留注砂预留注砂井筒中心井图 风井断面44.1863.62开拓巷1大巷采用固定式矿 时，宜采用环形车场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环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。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，应底车场铺轨以矿车辅助，大巷辅助为电机车，主是应用胶带机。4.5。2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MG1.7-6A1.5吨固定厢式矿车，其尺寸为2400×1050×1200。电机车选用ZK10-6/550直流架4500×1060×155015L＝4500＋2400×15＝40.5 60.75m，64m，232m10t220t34

材料 煤炭空图 立井环行井底车

矸石(1)15%~25%5454.5t，818.2t，7m，20m1077t，与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。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，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把变电所和水20m220m3/h，所需水仓的容量0Q=220×8=17600 （4-Q——水仓容量S——水仓有效断面积，9m2；L——水仓长度，400m；Q=9×400=3600(m3)由上面计算得知：Q>Q0医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、库、换装组装硐室、换矸硐井底车场及硐大巷内有高强度尼龙纤维胶带输送机煤炭，轨道大巷内铺设有轨道，用架

B2——大巷宽度b——输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道一般取500mm，采区巷300~500mm；840mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120d2——架线电机车的宽度，d2＝1060mm；d3——架线电机车间距，d3＝500mm；c800mm。e——轨道大巷内人行道的宽度宽度，2180mm则对于本矿井轨道大巷的宽度为B1＝800 胶带大巷的宽度为 各主要开拓巷道的断面尺寸均按设备的外形尺寸以《规程第19条20九章。4.2.3巷道支输大巷布置在岩层中大巷采用胶带输送机辅助采用架线式电机车牵引1.5吨固定厢式矿车。大巷采取锚杆与喷射混凝土支护，能够提高巷道围岩强度，防止围岩强度，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前经验表明，由锚杆和喷40~100kg，劳动力消耗比拱形支60%，缩小巷道断面，从而加快巷道掘进速度。图 轨道大（半圆拱，锚喷。4.12锚杆净掘宽高图 胶带大（半圆拱，锚喷。4.13锚杆净掘宽高准备方式——煤层地质特为了有利于矿井早投产，早回笼，缓解前期建设的紧张状况，本设计选用东带区位带区煤层特11-23.49m，含一至二层夹矸。5-1。5-111-灰煤层顶底

5-20.31-0.27-1.21-0.93-0.15-0.27-0.95-水文地石盒子组(P2S)、二叠系上统石千峰组(P2sh)。主要有7个含水层，含水层(组)由新生界松散层砂180m3/h220m3/h。地质构缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，煤层倾角3°～8°，平均6°，总体呈近水平。经初步勘煤层瓦0.53-5.98m3/t2.91m3/t，-826m0.05-12.85m3/t5.46m3/t。煤尘和自；一般为10mm左右指数为17.63～21.45%，一般为18～19%，属于型矿井。3#煤；地表情带区巷道布置及生产系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，通风线路短方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相，由于煤质较软，本设计矿井胶带大巷和辅助轨道大巷均布置在煤层底板稳定岩层长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助、行人比较现有设备都是按长壁工作面的回采条件设计和制造的不能完全适应倾斜长带区巷道布 首采区位于井田中部，长度1.89km，倾向长度2.41～2.61km，平均厚3.49m，煤层赋存稳定，开采技术条件好。工作面长度取为240m，因此首带区共布置8工作面。两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为4.6m，高为3.2m；回风斜巷宽4.1m3.2m；B为：11201工作面，工作面采用跳采的顺序开采。新鲜从辅助斜巷进入工作面，污风经煤炭斜巷进入带区运煤平巷，再进入煤炭大巷，经回风井排出地面。带区带区内分带斜巷铺设胶带输送机，煤炭到带区运煤平巷，经过带区煤仓，用大巷胶带机集中到井底煤仓由主井箕斗提升至地面带区内辅助采用矿车，材料车从井底车场出来，经轨道大巷至带区运料平巷，再通过带区车场到回采工作面的辅助斜巷，再到工作面。带区生产系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、排水煤由工作面刮板机→斜巷机、破碎机→斜巷胶带输送机→带区运煤平巷辅助系巷→分带运料斜巷→工作面→分带斜巷→带区平巷→大巷→风井矿井投产后，工作面基本不产生矸石；胶带大巷和轨道大巷在煤层底板岩层中掘供电：地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→分带斜巷→工作6寸管路，在运料斜巷低洼处建一水窝，水由工作面排到55KW水泵，一台使用，一台备用。面带区内巷道掘进方掘进通风采用全风压与局部通风结合的快速掘进通风技术，通过每隔200m封闭或未二台FD-Ⅱ型2×55KW局扇，通风方式为压入式。局部通风机安设于全风压进风巷带区生产能力及采出由于11-2#煤煤厚为1.44~5.05m，平均为3.49m，能够满足大采高一次采全厚采煤法的工作面的生产能力，按下式(5-1)A330HLan

(0-

H1——煤层容重，t／m3；L——工作面长度，m；a——采煤机截深，m；n6C00.95H1=3.49m，=1.4tm3L=240ma=0.8mn=6C0=0.95(0-2)，可A0＝330×3.49×1.4×240×0.8×6×0.95＝176.46 （5-V0——工作面年推进长度an6V0＝330×(0.8×6)Akk

(0-

AB——带区生产能力K1——工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，因此取K2——带区内掘进出煤系数，取A2——工作面生产能力，176.46t/a。AB=1.1×176.46=194.11180t/a194.11t/a，完全能够满足矿井的产量带区工业储量＝S×M×R=463.43×104×3.49×1.4×10-4=2264.32煤柱损失＝9×2436×8×3.49×1.4×10-4=85.70工作面采煤损失＝(1-93.4％)×240×2436×3.49×1.4×8×10-＝150.83三角煤损失＝21000×3.49×1.4＝10.26带区采出率＝(2264.32－85.70－150.83－10.26)（带0.750.80.8589.1%规定。带区车场选型设带区下部车带区煤层倾角小，平均5°，为近水平煤层。轨道大巷位于煤层底板约20m处，大巷采30°15m15°100mSDJ—28A车，用于辅助提升；在距绞车15m处转角30°，曲线半径为15m，开石门，连接到带区运料平巷，长75m；下部延伸7m，设SQ—1200—75无极绳牵引绞车，如图5-2带区下部车 9 565-11-胶带大巷2-轨道大巷3-带区运煤平巷4-带区运料平巷5-带区下部煤仓6-带区回风石门7-绞车房通风道8-绞车房9-材料车场10-井风行人斜巷带区煤在带区运煤平巷和大巷之间设置带区煤仓。从目前情况来看，煤仓以圆形断面居多，直径一般取26m46m为佳，因为煤仓过高，容易使煤压实而起拱，引起堵塞，一般不宜超过30m，以25m左右为好，但由于本带区生产能力比较大，尺寸为圆形断面直6m25m，净断面煤仓利用率η=H/D=25/6=4.2>3.5。即煤仓选型合理。带区变电井底变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所，在带区工采煤工艺方带区煤层特征及地质条12#f=2.51.44~5.0m3.49m2.7～4.8m5～6°1.4t/3。5.46m3/t11-2#0.05～8.94m3/t，该带区属矿井的正常涌水量为180m3/h，最大涌水量为220m3/h21～35m65～70°确定采煤工艺方出适应各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小轻便回采工作面搬家2.03.5m9397%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的，需要等到再生顶板稳定后优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较，煤壁容较，且放顶煤工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚为3.49m，赋存稳定，因此选择一回采工作面参数的确设备是影响工作面长度的主要因一。我国生产的工作面刮板输送机大都按180～270m加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，巷道也必须采用长距离、大运根据前面开拓、准备的巷道布置，采用带区式布置工作面，回采工作面沿布置，240m1500m3.49m。6-6-11MXA-23回采工作面采煤机、刮板输送机选按照厚煤层1.8Mt产量的要求，工作制度为330d/a，按每天两班生产一班检修计算，5454.55t/d60%，采煤机功率按0.5kw·h/t，则： （6-

（6-无链双牵引采煤机，详细技术特征见表6-2：6-2项目 型号MXA-采高m截深mmmm量mm工作面刮板输送机选型需满足三个方面的要求，即能力与采煤机生产能力相适应；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。采煤机生 （6-v——4m/minM——3.49mη——0.9900t/h。采用张家口煤矿机械厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。采向割煤工艺方式，6-3:6-3 型tmV（1）（2）（3）（4）50m6-1所示。 A2

A-A-AAAA2A-22A-AAA2A-6-1回采工作面支护方3160166架，采用支6-4。表6-4支架技术特 mmmtm表6-5液泵站技术特项单型个3VL6-6项单型

Hmaxhmax

（6-Hmax——支架最大支护高度hmax——煤层最大采高S1——伪顶或浮煤冒落厚度，mHmax

HminhminS2a

（6-Hmin——支架最小支护高度hmin——煤层最小采高S2——顶板最大下沉量，取200a——50mmb——50mmHmin2.3hminS2ab3.60.20.050.058倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算：P=(4~8)×9.8Mγcosα×10- （6-M——4.5m；经演算，P80%，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由RB125/31.5液泵提供，液泵压力设计为31.5MPa。3架支架分为一组，组内联动，整体移架，组间顺序前移；推移刮板输送机采向成组推移，每组设置为12架。拉架滞后底滚筒3~5架，如果顶板压力过大或有冒顶时，应及端头支护及超前支护方。上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角ZT7500/18/366-76-7mmmt工作面采用FLZ38－20/110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护30m1m30m一排单体柱，1m1m20m800m。②分带斜巷的超前支从煤壁线向外30m超前支护为一排支设距机外侧500mm左（人行道侧800mm。31m的戴帽点柱（用单体柱帽。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。1.8m0.8m当在拉动端头架、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞2.0m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50m70m以外。各工艺过程注意事长度在1m以下，最突出部分不超过200mm。无马棚、顶底板平直，如无特殊需要，每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，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。为0.8m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒50m33台端头支架，其滞后普通支架一个循环，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移困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。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须手拖住板梁下方在其下支上点柱将板梁打起然后在梁头支柱将板紧单体柱要支正升紧，采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚①在各点落煤处加设缓冲装置4m/min150～200mm④机组要掌握好采高，严禁割底割顶⑥在分带斜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）进入运煤系统顶板及矿压观测措工作面及区段巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工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40m加强，对于失回采工作面正规循环作“三八”制作（两班生产一班检修均执行现场交制每班有效工时为8h循36246-8。6-8项目 班长采机移架工2226411转载机泵站司机3733398端头工3349运料工11送饭工技术员电缆工电工--33其他3339合计循环产量按下列计算

Q1L1SM1CQ2L2SM2

（6-（6-（6-Q1——3.49mL1——3.49mM1——工作面中段采高，3.49M2——3.2γ——煤的容重，1.4Q2=20×0.8×3.2×1.4×0.95=68.10t循环产量：Q=Q1+Q2=816.94+68.10=885.04日产量=Q×日循环数=864.528×6=5310.22220元/t6-96-91工作面长m2m3°64 m56m7t8个69tm3/万1t/%元首采工作面巷道布回采巷道布置方5.46m3/t1.8Mt/a。根据以风定产的要求以及Y型通风方式。工作面回采一条进风兼辅助，一条回风兼运煤；两斜巷设计均为矩形断面，采用沿空掘巷施工，3m保护煤柱。工作面巷道倾角平均2°～8°总体呈近水平利于辅助和施工巷道断面尺寸要求。回采巷道参皮带运煤，布置动力电缆；11202辅助巷铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管路。斜巷支护（见采煤方法图4.6m3.2m16.56m24.1m3.2m13.12800-900m之间，地压显现比较突出，传统的支护方式已经不能1)螺纹钢锚杆（高强度230kN800mm6.3m1.6m150×150×8mm3050×50mm、5.5×1.1m。Φ22mm2.4m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度，树脂加长锚固，230kN800mm；15井下概矿井设计生产能力及工作制井下设计的原始条件和数据见表7-表7-1井下设计的原始条件和数 项目 数量 12工 度“三八”3h4年 日d5m6°57煤 重8瓦量9高煤性性距离和货载1300m2123m3323m首采带区内布置一个工作面、一个掘进面即可保产，设计大采高工作面日产量5187.168t/d518.7t/d辅助根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运7-2。表7-2带区辅助序 单数备1运送人员人/2正常生产t/3安装架搬迁4安装搬家矿井系1）方运煤：由于矿井井型大，需系统有较大的能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜近水平煤层，且距离较远，故分带斜巷、大巷采用带式输送机运煤，分带工作辅助轨道大巷采用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄电池电机车牵引小矿车小矿车选用MG1.9-9B型1.5吨固定厢式矿车，工作面辅助采用无极绳绞车牵引固定厢式矿车、5t材料车、1.5t平板车材料及设备2）系井下系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统分带采煤工作面→分带斜巷→分带煤仓→大巷→井底煤仓→主井→地面掘进工作面→分带斜巷→分带煤仓→大巷→井底煤仓→主井→地面地面→副井→井底车场→轨道大巷→带区行人运料斜巷→带区轨道集中平巷→分带轨道斜巷→工作面带区设备选设备选型原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数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个环节的生产不均匀性或不连续性，要采取必须注意尽量减少的次数不要出现输送机—轨道—输送机—轨道的情况必须使设备的、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等带区设备选厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。根据采区设备配套原则选择分带斜巷配套设备如下：机SZB-830/180，破碎机PCM132，输送机选用SSJ1200/3×200M带式输送机带式输送机。技术特征见表7-37-47-5。表7-3机技术特项单型mVmm°长宽高7-4项单型t7-5SSJ1200/3×200M 单 mV 带区辅助设JW1600/801.5t5t材料车、5t平板车。各设备技术特征如下7-6JW1600/80V表7-7井下车辆主要技术特征型载重量/55带区设备能力验t/a

ATAn

（7-K——1.2；T——16小时；η——设备正常工作系数，取0.8；An

KAB

1.2160.8通过验算，各环节的设备均满足要求带区辅助能力验8个。WF

2KD

2

（7-Z

（7-g——8＜118个矿车满足要求。大巷设备选XK8-9/120-1A型蓄电池电机车牵引矿车进行辅助，在大巷内采用DX-1200/4×2000型带式输送机 XK8-9/120-1A型电机车主要技术特征项型号t8轨距m7最大型号V台2AA DX-1200/4×2000带式输送机主要技术特征项型带°V概75.0223t/a1.4t/m32.5t/m3。矿6.0m28.27870m，井筒支护为混凝土砌碹。副井井筒直径为6.5m，净断面积为33.18㎡，井深850m，井筒支护为混凝土砌碹。矿井采用胶带机辅助采用架线式电机车牵引小矿车电机车型号为ZK10-6/550架线式电MGC1.7-6A1.5具备性。提升设备年工作日为330天，日工作16小时，最大班下井人数为65人。主副井提 提升高度 矿井深度 装载高度 卸载高度经济提升速 Vm---经济提升速度一次提升循环估算时 a0.8m/s2Tx=12.07/0.8+小时提升次 NsNs=3600/110.48=32.59 取小时提升 AsAn---矿井年设计产量，180t/aCrBn---年工作天数，330Tv---日静提升小时数，16 由于本矿井设计年生产能力为180万t/a，考虑到以后矿井生产能力留有足够的余8.2。8.1箕斗参数有效容积4表 根4器比比外型尺寸（长×宽×高t

N2mTDA

A——提升一次循环时间

N2mTDA

212163302=332.64t/a＞180副井提副井采用多绳摩擦式提升机提升。提升机及罐笼参数见表8.3和表8.4。副井装备一套标准罐笼：双层乘44人，可提矸和升降一般材料设备；可升降总重不超过29t的8.3多绳摩擦式提升机参数mm3根6表 MG1.7—个2人t根根，，矿井通风系统的选矿井通风系统的基本要矿井通风系统的确一般说来，新建矿井多数是在并列式、分列式、两翼对角式和分区对角式中9-1。10km若采用并列式这样可以尽早构成风路少掘开拓巷道但随着采区逐步向两翼，通风阻力不断增大，后期通风；再加上本矿井为高瓦斯矿井，并列式通风很难满9-1较小，比并井筒数目多基适用条藏深但煤层较大（超4km，井型较或因地表高低开掘浅部的总39-2。9-2风阻大、风量调节由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定，5.46m3t，，采区通风系统的确（1）） ）保证畅通9-，9-3，U由于巷道均在煤体重，因而巷道的漏风率减少，适用于低瓦斯矿井YEW掘和，漏风少，利于防火，在近水平煤层的综采工作面中应用较广。Z一进一回，前期掘进巷道工程量小，比较稳定，采空区漏风介于U型后退U矿井风量计通风容易时期和通风时期采煤方案的确通风容易时期和通风时期的定义：矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风时期。1120111202；煤巷掘进北二采区倒数第二个工作面，同时准备最后一个工作面时为通风最时期；此时，煤巷掘进头两个；通风容易时期和通风时期的通风系统立体示意图及网络图如图9-1、图9-2所示781781 10 34 6 592煤带99 6543219-2-1通风容易时期通风系统立体图及网络1134279658 煤采煤8图9-2-2通风时期通风系统立体图及网络各用风地点的用风量和矿井总用风

Q4N

（9-Q——根据矿井人数计算需风量N——Kt矿井通风系数，包括矿井内部漏风率和配风不均匀等因素，一般可取N=400K=1.25N=4×400×1.25=2000

Q(QaQbQcQd)

（9-Qa——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/minQb——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/minQc——硐室实际需要风量的总和，m3/minQd——1.15～1.21.25～1.3。50%。

Qai100qai

（9-Qai——qai——iKai——i（观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯涌出量的比值Kai=1.5~2。已知本矿井13-1#煤层抽采前瓦斯绝对涌出量qai=58.71m3/min后瓦斯绝对涌出qai=14.68m3/minKai=1.59-4的要求：长壁工作面实际需要风量Qai，按下式计算：

Qai60Vai

（9-Qai——Vai——im2已知Vai=2.4m/sSai=13.2m2Qai9-4采煤工作面空气温度采煤工作面风速Vai/m·s-0.3-15-0.5-18-0.8-20-1.0-23-1.5-26-2.0-③按人数计算实际需要风量Qai

Qai=4×

（9-Qai——按人数计算实际需要风量，m3/min；4——4m3的规定风量，m3/min；Ni——i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。Ni=79，可得：Qai取三者中最大值2202m3/min0.25m/s4m/s的要

Qai≥0.25×60×S

（9-Qai——Sai——i个采煤工作面的平均面积，m2按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量QaiQai≤4×60×S已知Sai=13.2m2Qai=2202m3/min，可198m3/min≤Qai≤3168Qai=2202m3/min

（9-①按瓦斯（二氧化碳）Qbi100qbiQbi——qbi——第i个掘进工作面回中的瓦斯绝对涌出量Kbi——i（观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯涌出量的比值Kbi=1.5~2。 13-1#煤层抽采后掘进面瓦斯绝对涌出量q5.5m3/min，K 100q 1005.51.5825m3

Qbi4

（9-Qbi——按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min；4——4m3的规定风量，m3/min；Ni——i60人。可得Qbi=240m3/minQbi=825600.15Sbi≤Qbi≤604600.25Sbi≤Qbi≤604Sbi——15m2。135Qbi≤3600225≤QbiQbi=825m3/min材料库为100～150m3/min，中小型材料库60～100m3/min，采区绞车房及变电所为60～80m3/min100～200m3/min。结合本矿实际，取库实际风量为130m3/min，绞车房实际风量为70m3/min，变70m3/min150m3/min

Qdi133qdi

（9-Qdi——qdi——Kdi——Kbi＝1.2～1.3；已知qdi=5.5m3/minKdi=1.2，可得；Qdi=133×5.5×1.2=877.8由式9-1可得，通风容易、时期矿井总风量计算如下：eQ[22028252(1307070150)877.8]1.155922.27m3/edQ[22028253(1307070150)877.8]1.156871.02m3/d两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为5922.27m3/min，通风时期6871.02m3/minQ综=2202×1.15=2532.3Q掘进=825×1.15=948.75岩石大巷掘进面：Q掘=825×1.15=948.75绞车房和变电所：Q绞=2×70×1.15=161机车检修、充电硐室：Q充=150×1.15=172.5库：Q火=130×1.15=149.5其它巷道：Q其它9-5，井巷风速验算结果见表9-5井 名1—2—83—84—856649-6/m·s- 分带斜 <15通风构筑为了保证矿井通风系统的稳定，在巷道内设有一系列构筑物，用来控制的流，风门：设置在上山的甩车道和绕道两侧新鲜进入回中的一组构，，密闭：设置在已回采区域平巷以及掘进巷道的双巷联络巷中进入的，矿井通风阻力计90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。计算原294010%350mm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 矿井最路地面→副井→井底车场→东翼轨道大巷→进风行人斜巷→集中轨道平巷→分带轨道斜巷→采煤工作面→分带斜巷→底板瓦斯抽排巷→东翼回风大巷→东翼风井→地面通风时期的最路线地面→副井→井底车场→东翼轨道大巷→南翼轨道大巷→进风行人斜巷→集中轨道平巷→分带轨道斜巷→采煤工作面→分带斜巷→底板瓦斯抽排巷→南翼回风大巷→东翼回风大巷→东翼风井→地面矿井通风阻力计井下多数hULv2/hfr——

——实验比例系数，常数——U——L——v——空气流动速度S——巷道断面面积令/8，N·s2m4若通过井巷的风量为Q(m3/s)，则vQ/S，代入上式，得

LUQ2/

（9-L、USa成正比。故把上式中的LU/S3R来表示，即：RLU/S3，N·s2/m8 RfrαL、U、S的影响，对 RQ2 （9- 按照上述计算方法，沿着选定的两条最风路，将各区段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数(一般不细算局部阻力)，即可算出通风容易和通风两个时期的井巷通风总阻力分别为：hme1.2hfe （9-hmd1.15hfd （9-1.2——1.15——时期的局部阻力系数9-7长度断面周长/m·s-1234569分带斜通风阻力总计表9-8通风时期摩擦阻力计算长度断面周长/m·s-1234569分带斜通风阻力总计

(5922.27/

0.14Ns2/Ae时期

(6871.02/

0.18Ns2/Ad1.1917/0.18通风容易时期和通风时期的总风阻和等积孔见表9-9-9总风阻Ns2等积孔9-10＜1m21～2m2＞20.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。选择矿井通风设选择主要通风机的基本原5年。5°90%。④考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节通风机风压的确

H= （9-Δρ——进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3，见表9-9-11进风井筒/kg·m-出风井筒/kg·m-冬夏副井深度：Z副井风井深度：Z风井高差 Z高差=918-冬季空气密度取：ρ进=1.28kg/m3，ρ出=1.20Ρ平均=1/2×（ρ进+ρ出）=1.26hna=ρ进gZ副井+ρ平均gZ高差-ρ风井gZ风 （9-=61.52夏季空气密度取：ρ进=1.20kg/m3，ρ出=1.24ρ平均=1/2×（ρ进+ρ出）=1.22hna=ρ进gZ副井-ρ平均gZ高差-ρ风井gZ风 （9-=-357.561.52Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为-357.5Pa。

hsehmehn

（9-hse——hme——hn——hnhb——20～5050Pa。hse=1354.55-61.52+50=1389.03Pa通风时期，考虑自然风压主要通风机通风，主要通风机静风压

hsdhmdhn

（9-hsd——通风时期主要通风机静风压hmd——表示通风时期矿井通风总阻力hn——表示时期通风的自然风压，hnhb——20～5050Pa。hsd=2373.48＋357.5＋50=2780.98Pa主要通风机的实际通过风量Qs——

（9-1.05——Q——风井总风量，m3/sQseQsd主要通风机工况以同样的比例把矿井总风阻R曲线绘制于通风机特性曲线图中，则风阻R曲线与A点，此点就是通风机工况点或工作点。工况点的坐标值就是该主要通风机实际产生的静压和风量。通风机的选择方法是：根据矿井通风设计所算出的需要风量Qf，H的数据，在从许多条表示不同型号、尺寸、不同转数或不同叶片安装角的主要通 作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h RQ2确定；通风机特性曲线由选择的 Rh/Q2=1389.03/103.620.129Ns/

（9- h/Q2=2780.98/120.220.192Ns/ 9-12

（9- 8风压8主要通风机的选择及风机性能曲上限：应在“驼峰”0.9倍以下。0.6。左限：叶片安装角θ的最小值，对一级叶轮为10°，二级叶轮为15°。右限：叶片安装角θ的最大值，对一级叶轮为40°，二级叶轮为45°。9-12中的风机工况点选择东西两翼风机为：FBCDZ-8-NO.24BFBCDZ-8-NO.24B

n=740NN 4952 pp

054652 FBCDZ-8-NO.24B9-13。9-13角电动机选根据矿井通风容易时期和时期主要通风机的输入功率Hfmin和Hfmax计算电动机由Hfmin/Hfmax=216/443=0.49﹤0.6，故通风容易时期和时期需要选用不同的电动

NeNfke

（9-He——Nf——ke——e——0.90；HeeHed根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速，选择型号为JR157-JR1512-89-149-4-4安全的预防措预防瓦斯和煤尘的措掘进应采风机，双电源和风电闭锁装置掘进与回采工作面应安设瓦斯自动装置大巷及装煤站应安设瓦斯自动断电仪瓦斯超限后应自动切断供电及架线预防井下火灾的井下水泵房和变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统部分黄泥用于时期灌浆。防水措采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水④打开煤柱放水时⑦底板原始导水裂隙有透水时10-112层13m4°3～9（56d班278a9井田长mm—低—开拓方式（指井筒形式、水平数目—m-个1个1mmm个2大巷方——3—mm3/千6参考文杜计平、孟宪锐.《采矿学》.徐州：中国矿业大学徐永圻.《采矿学》.徐州：中国矿业大学林在康、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学林在康、.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学郑西贵、.《采矿AutoCAD2006与提高》.徐州：中国矿业大学钱鸣高、石平五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学杨梦达.《煤矿地质学》.：煤炭工业.中国煤炭建设《煤炭工业矿井设计规范》.：中国计划岑传鸿、窦林名.《采场顶板控制与监测技术》.徐州：中国矿业大学蒋国安、.《采矿工程英语》.徐州：中国矿业大学李位民.《特大型现代化矿井建设与工程实践》.：煤炭工业综采设备管理手册编委会.《综采设备管理手册》.：煤炭工业中国煤矿安全监察局.《煤矿安全规程》.：煤炭工业朱、韩振铎.《采掘机械与传动》.徐州：中国矿业大学洪晓华.《矿井提升》.徐州：中国矿业大学中配煤矿总公司物资供应局.《煤炭工业设备手册》.徐州：中国矿业大学章玉华.《技术经济学》.徐州：中国矿业大学张宝明、陈炎光.《中国煤炭高产高效技术》.徐州：中国矿业大学于海勇.《综采开采的基础理论》.：煤炭工业.《矿井防治理论与技术》.徐州：中国矿业大学刘刚.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学中国煤炭建设.《煤炭建设井巷工程概算（2007基价）.：煤炭工业邹喜正、刘长友.《安全高效矿井开采技术》.徐州：中国矿业大学徐永圻.《煤矿开采学》.徐州：中国矿业大学：冲击矿压作为煤岩动力之一，越来越受到煤矿行业的关注，尤其是随着各个矿井开采深度的1冲击矿压作为煤岩动力，有记载的第一次发生于1738年英国南史塔福煤田、20矿压极为严重。我国最早自1933年抚顺胜利矿发生冲击矿压以来，先后在、辽、成数以百计的人负伤，巷道破坏达30多公里。由于冲击矿压有如此巨大的破坏力，造成这2冲击矿压是世界采矿业的共同问题。1738年英国在世界上首先了冲击矿压现象。之后，前、南非、德国、波兰、、、、法国、、捷克、匈牙利、冲击矿压的。煤矿冲击矿压最严重而且防治工作最有成效的国家是前、波兰和德国前前的冲击矿认最早于1947年发生在吉矿区。此后共有9个矿区出现了冲400—1860m．0.5—20m．在各种倾角、自1951年起，全苏地质力学及矿山测量以及其他研究单位和高等院校等几十25减少。1955一l977年冲击矿井数出8个增至36个、而年冲击次数则由83次降至7次。19805—6金属矿，冲击矿压的频度比煤矿要小得多，其主要形式为岩石弹射、20300700m，矿石等，平均单向抗压强度100—“250MPa，最低25—30MPa。前金属矿防治冲击矿98％10—35MPa．0.5—20m(1.5—“3．5m)，045(5—15)600m70％150m13001400t96．2％，83.7％。冲击矿压是波兰煤矿重大之一最早记载于1958午目前开采的400号500号60070080045％500为严重开始发生冲击矿压的平均采深约为400m随着采深的增加冲击矿压10^5-10^9J10^11J1949-1982性冲击矿压3097次，造成401人，井巷破坏13万m。2060工作。煤层的冲击倾向测定和井下测定是波兰学者首先倡导并大力发展的。此外，在将岩体声学以及法用于矿山冲击探测和监测方面，居世界领先地位。由于采取鲁尔矿区是德国的主要产煤区，也是发生冲击矿压的主要矿区。1910-1978共记载了危害性冲击矿压283次，有冲击倾向或的煤层20余个，其中底克班克、阳光和依冲击矿压发生深度590—1100m，其中8501000m冲击矿压数占75%左右，最大抛出量2000m31-6m，1．5—2m，4-44。5—40m因而，认为砂岩顶板是冲击矿压煤层的主要标志。我国最早记录的冲击矿压现象于1933年发生在抚顺胜利煤矿，当时的开采深度为200m左右。从1949牛以来．已发生破坏性冲击矿压4000多次，震级Ml＝0.5-3.8级，造成200—10-30MPa，10-40m100-600MPa。从生产技术条件来看，水采、水砂充填、综采、采、机采、手采等各种工艺，长壁、短壁、巷柱、倾斜分层、水平分层、阶、房柱式等各种方法都出现了冲击现象。个，70年代为22个，目前达50个。而随着开采深度的增加、开采范围的扩大，近年来虽然采取了不少措施，但矿井数和总的冲击次数并未减少。可见，我国冲击矿压的防治综上所述，世界采矿业发少冲击矿压的历史已近250年之久*近30年来，冲击矿压所造成的破坏日益严重，引起了各国的注意。目前世界采矿大会国际岩石力学局成立了冲击矿压研究小组。冲击矿压的研究已成为矿山压力学科中与现代科系最密切的一个3在井巷发生性事故．动力将煤岩抛向巷道，同时发出强烈声响。造成煤岩体振动和煤岩体破坏、支架与设备损坏、人员伤亡、部分巷道垮落破坏等。冲击矿压还会或可能其他矿井，尤其是瓦斯、煤尘、火灾以及水灾，干扰通风系统等。②瞬时性。冲击矿压发生过程急剧而短暂，像一样伴有巨大的声响和，电机车等重型设备被移动，人员被弹起摔倒，波及范围可达儿公里甚至几十公里．地面有感觉，但一般持续时间不超过几十秒。出，堵塞巷道，破坏支架，从来看冲击矿压常常造成惨重的人员伤亡和巨大的生产损已宋空间抛山、只有片帮或塌落现象，但煤或岩体产生明显．伴有巨大声响，有时产生煤尘。较弱的矿震称为微震，也称为“煤。没有损坏，围岩产生，一般震级在2．2级以下，伴有很大声响，产生煤尘，在瓦斯煤和围岩。震级在2．3级以上，伴有巨大声响，形成大量煤尘和产生冲击波。(2)1050t，1—2(3)50t2破坏；M＝2．54长期以来冲击矿压作为岩石力学的重题之一一直是国内外学术界和工程界的焦点各国学者在对冲击矿压现场从研究的基础上从不同角度相继提出了形系统失稳理论等。2060矿压是裂纹扩展及变形局部化导致的失稳现象与具有裂隙的各向异性岩石介质的力学性质和围岩在外加载荷作用下应力应变场的演化与失稳密切相关。井巷发生性事故，动力将煤岩抛向巷道。同时发出强烈声响，造成煤岩体振动和煤岩体破坏、支架与设备损坏、人员伤亡、部分巷道垮落破坏等。冲击矿压还会或可能引发其它矿井，尤其是瓦斯、煤尘、火灾以及水灾，干扰通风系统等。层的刚度小，但煤层和顶底板的刚度之和大于或等十零．则煤岩体处于亚稳定或静态成应力集中的原因提出各种假说．如20世纪30年代末的拱顶理论和悬臂梁理论等等。近代强度理论以“矿体围岩”系统为研究对象．其主要特点是考虑“矿体一围岩”系统的Cook大于矿山负载系统的刚度是发生冲击矿压的必要条件近年来Pdukhov在他所冲击在一定的偏羌．需要开展进一步的研灾工作。理论认为矿体围岩系统在其力学平衡状态遭破坏所释放的能量大于所消耗的能量时发生冲击矿压。2070Brauner压发生的条件应同时满足能量释放的时间效应和空间效应。冲击发生的能量源分析全义重要。PetMkhc剩余能量理论认为剩余能量的存在是围岩动力失稳的力学原因，该理论20世纪70年代由人提出，其后得到了进一步的发展相应用。产生冲击矿压的必要条件。冲击倾向理论是波兰和前学者，我国学者在这方面显然，用一组冲击倾向指标来评价煤(岩)体本身的冲击具有实际意义，并已得到2060Ncvillecook述，从而可以研灾采动岩体的平衡以及这种平衡的稳定性。Lippnlnnn将冲击矿压处理为耗散和局部围岩稳定性研究备受关注大量研究表明裂纹的扩展方向受最大压应力方向控制围压对裂纹的扩展起限制作用vardolakis研究近自由表而的裂纹—旦开始扩展，Dyskm速了裂纹的增长并最终导致失稳扩展，裂纹面出现分离，分离层屈曲破坏形成冲击矿压。BAzant齐庆新等在煤与岩石以及煤层之间摩擦滑动实验研究基础上了煤矿冲击矿压煤岩层间结构粘滑失稳机制。vardmllakMDeborstCosscrat系等，以求实现对破坏失稳部位的预测。分析水平力和垂直力控制的空间煤(省)体系统失稳的分叉集以及出于它们变化而导致煤岩体状态突变的过程。这些研究在煤岩体的本构关系方面采用线性(弹性)和非线性(应变软化、损伤)模型。4H Rc，U1U2Uv≧U2H4.1WH＜350m压不会发生；当深度350m＜H＜500m时，在一定程度上逐步增加。从500m开始，着计采深度的增加冲峦矿压的剧增长从图中可以看出当开采深度为800m时Wt＝0.57Eoont(Wt＝0.04)14Wt＝f(H)看，当开采深度非常大时(12001500m)冲击指数的梯度将会减小．但其值会非常高。图 采深与冲击矿压的关。 要冲击矿压．就需要比硬煤高得多的应力。。 指 的主要因一．其主要原因是坚硬厚层砂岩顶板容易聚积大量的弹性能。在坚硬顶板破断或滑移过程中，大量的弹性能突然释放，形成强烈，导致顶板煤层型(冲击压力型)根据统计分析，冲击程度与煤层厚度及其变化紧密相关。煤层越厚，冲击矿压发生得越多，越强烈。图4.2和图4.3为砚石台矿统计的煤层厚度及其变化与冲击矿压之间的图4.2煤层厚度与冲击矿压的关 图4.3煤层厚度与抛煤量的关某矿630水平的工作区域内．510煤层分为504和510煤层，其间的间距在开采工作15m。该结构的出现，造成了煤层和顶板条件的变化，从而引起了冲击矿压状态的变化。图4.4介绍了构造变化区域内E/W(生产单位体积的煤所释放的能4.4E/W5036(72％)62％10％34%5—20mm4.54.5实践农明．相当一部分集中在断层附近。其中在断层的上盘开采时的能量大于断层下盘开采时的能量。在向斜部分开采时，也很强烈。在断层和向斜附近集中的原因是地壳的运动形成的残余构造应力。该应力与开采引起的应力集中叠加的位置即为岩体的位置。—般情况下，对于巷道及回采工作面来说，在褶曲的各个部位，出现的性是不一样的，如图4.6所示，I区，褶曲向斜部分，这部分其应力，垂直为压力，水平为拉力、图4.6褶曲部分的受力状态及当在几个煤层中同时布置几个工作面时工作面的布置方式和开采顺序将强烈影响煤岩15-40mE/W(J/t)则上覆煤层的停采线对回采工作面的推进过程中影响的E/W指标值如图4.7所示。其中504、501煤层距510煤层分别为40m64m。当510煤层的下山经过上覆煤层的停采线时，E/W指标的变化清楚、详细地表明了冲击矿压性增加的区域。4.7E/W4.8E/W416的残采区距501煤层70m。图中表明了残采区范围内的活动性和冲击矿压的性，22×10^6J冲击矿压的性大幅度增加。4.8E/W图4.9介绍了采煤工作面接近来空区的E/W指标值的分布规律。图4.10介绍了邻近离为20-30m时，冲击矿压的件随之增加，如果工作面的旁边有上一区段的采空区，该采空区也使得冲击矿压的性增加，发生的最大位置在距煤柱10m左右。图4.9采面接近旧采空区时E/W分 图4.10邻近采空区对开采工作面得影老巷的影作曲接近老巷约15m左右时，冲击矿压的 4.11E/W开采区域的影在煤层开采面积增加的情况下．岩体的能量也随之增加。研究表明，当开采面积为3ha时，释放的单位面积的能量为最大。图4.12表示了释放的总能与工作面2．5m。4.12冲击矿压的监煤岩冲击破坏的监测原大量的试验、现场测试、模拟研究均表明,煤岩等固体脆性材料在载荷作用将产生塑性变形或裂纹,当裂纹形成和扩展时,将瞬态释放应变能而产生弹性波.伴随着以及在其变形破坏过程中声发射和电磁辐射耦合规律.而煤岩体的变形破坏程度可采用岩石的损伤因子D(t)的增长过程与声发射和电磁辐射的能量释放紧密相关.一般情况下,煤岩体在受载条件下,变形破坏时能量的变化ΔUΔU=σ·Δε=σ(ε2-ε1),ε=C1D-C0,则ΔU=σ[C1D2C0C1D1C0由此,得ΔU与损伤因子的增量ÛDt)D(t2D(t1成正比,也即ÛD(t)∝U′∝u(t)∝ε′,(4)u(t)的释放中.煤岩体的破坏情况可通过瞬间能量的释放表现出来,即产生声发射和电磁辐射.对于煤矿井下的煤岩体,其冲击破坏是能量的聚积和快速释放的结果.但在生产实践中,确定冲击破坏的发生是非常的,必须首先建立煤岩冲了最大变形时,煤岩体就破坏.如果ε(t)是观测到的实际变形值,则程度Wε(t)Wε(t)=0 ε(t)<ε00≤Wε(t)ε(t)-ερ-ε0≤1 ε(t)≥ε0式(5)辐射确定煤岩破坏的程度可采用同样的方式.即0≤Wn(t)=N(t)-N0Nρ-N0≤1,N(t)≥N0, N0,Nl,N(t)分别表示初始、极限和t时刻的矿震或电磁辐射数(脉冲数)。冲击矿压分级预测技时空预矿压的预测分区域预测、局部预测和点预测.区域预测主要采用综合指数法和微震监测测,在空间上从区域预测到局部、点预测,逐级排除和确认冲击矿压,实现分级预测,图5.1冲击矿压的时空预综合指数法就是通过对影响冲击矿压发生的地质及开采因素的分析,以及100的影响程度,以及各个因素对冲击矿压影响的指数。通过综合分析,形成了冲击矿状态等级评定的综合指数法。综合指数法既是一种早期综合评价的方法,又是一种区域和局部预测的方法。这种综合指数法分地质因素确定的冲击矿压程度和开采因素确定的冲击矿压程度.地质因素确定冲击主要考虑了冲击矿压发生的情况、个因素。开采因素确定冲击主要考虑了开采技术条件、开采历史、煤柱、停采线、采空区、工作面接近煤层的变化带、工作面接近断层皱曲等12采用综合指数法,分析确定矿井的水平、采区、工作面各部分的冲击矿压指数,划分出冲击矿压的区域和重点防治区域。微震法就是记录采矿的能量,确定和分析的方向,对震中进行定位。在此基础上,提