往年设计参考08级采矿

一般部分矿区概述及井田地质特 矿区概 矿区地理位 矿区气候条 矿区地形地貌及水文情 矿区井田地质特 地 水文地 地质构 煤层特 可采煤层及开采技术条 煤的特 其它有益矿 瓦斯，煤尘及自 井田境界与储 井田境 井田范 开采界 井田尺 井田地质勘探工 矿井地质储 储量计算基 矿井工业储量计 矿井可采储 井田边界保护煤 工业广场保护煤 断层保护煤 风井保护煤 大巷保护煤 矿井设计资源储 矿井设计可采储 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 确定依 矿井设计生产能 矿井服务年 井型校 井田开 井田开拓的基本问 确定井筒形式、数目、位置及坐 工业场地的位 开采水平的确定及带区、采区的划 矿井开拓方案比 矿井基本巷 井 井底车 主要开拓巷 巷道支 准备方式——带区巷道布 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 地表情 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 带区生产能力及采出 带区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 采煤方法的选 确定采煤工艺方 回采工作面参 综采工作面的设备选型及配 各工艺过程注意事 工作面端头支护和超前支 循环图表、劳动组织、主要技术经济指 综合机械化采煤过程中应注意事 回采巷道布 回采巷道断面参 回采巷道支 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 带区设备的选 大巷设备选 辅助设备选 矿井提 矿井提升概 主副井提 主井提 副井提升设备选 矿井通风及安 矿井地质、开拓、开采概 矿井地质概 开拓方 开采方 工作制、人 矿井通风系统的确 矿井通风系统的基本要 矿井通风方式的选 矿井通风方法的选 带区通风系统的要 带区通风方式的确 矿井风量计 工作面所需风量的 备用面需风量的计 掘进工作面需风 硐室需风 其它巷道所需风 矿井总风量计 风量分 矿井阻力计 计算原 矿井最路 矿井通风阻力计 矿井通风总阻力计 矿井总风阻和等积孔计 选择矿井通风设 选择主要通风 电动机选 主要通风机附属装 安全的预防措 预防井下火灾的措 防水措 设计矿井基本技术经济指 参考文 专题部分煤层底板突水预测及防治研 概 底板突水及类型划 底板突水的影响因 水 矿山压力作 底板岩层岩性及其组合特 地质构 工作面开采空间及开采方 采 底板采动破坏深 底板突水机理研究现 国外研究现 国内研究现 矿井突水探测技术研究现 底板突水预测预报方法研 突水系数 阻水系数 完整底板突水极限压力 下三带‖ 经验 底板突水防治技术研 注浆加固改造底板隔水层岩 疏降底板含水层水 选择合理开采方法与工 结 参考文 翻译部分英文原 中文译 致 矿区概述矿区地理位置恒源煤矿(原名刘桥二矿)位于省淮北市濉溪县刘桥镇境内。西以省界与省永城市毗邻，东距濉溪县约10km，东北距淮北市约13km。其地理坐标为：北纬：33º54＇30"~33º58＇00"煤矿相接。矿井交通十分方便，濉溪县至永城市公路从矿区通过，可直接接通省和安徽省内公路网。矿井铁路线经濉溪站转接京沪、陇海和京九三大干线通往各地，交通极为便利，如图1-1所示。矿区气候条件14.340.3℃（198878日），最低气温-10.9℃（19881212月上旬至次年2月中旬。矿区地形地貌及水文情况本矿地处淮北平原中部。矿区内地势平坦，地表自然标高+30m~+32m左右，有自西矿区1301据省局1996年编制的烈度区划图查得，本区属4～6级区，烈度为7度。井田地质地围内无基岩出露，均为新生界松散层所覆盖，经钻孔地层有奥陶系（O1+2）、石炭徐徐州萧淮北钟刘桥二溪葛刘桥一1-1奥陶系石炭系2）上统太原组115.55m。岩性以深灰色的泥岩、粉砂岩及灰色的砂岩为主，灰到深灰色的石灰岩次之，夹少量的薄煤层。泥岩、粉砂岩中多见有炭屑或植物化石碎片。下伏本溪二叠系下统山西组84.00~124.00m，108.50m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。2个煤层（组），其6煤层为下统下石盒子组4个煤层（组），3煤层为局部可采煤层、4煤层为矿井主要可采煤层外，其余均为上统上石盒子组K3298.58m，岩性由砂岩、粉砂岩和泥上第三系第四系1）更新统（Q1-1~3层砂或粘土质砂，顶部含有较多钙2）全新统水文地质地层单地层单组层（柱1：岩石名岩性简界统编第四系棕黄色夹浅灰绿色、顶部含有钙质古上粘土、棕黄色、灰绿色，粘土、薄层砂灰绿色、灰白色，粘土可塑性强上上泥岩、粉砂岩二石煤统泥岩、粉砂岩、砂 颜色变杂，紫色绿色增子煤组泥岩、粉砂岩、砂 颜色变杂，紫色绿色增叠煤生泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色绿色增多下下石系统泥岩、粉砂岩、砂 灰到、深灰色、炭屑或植物化石碎子组泥岩、铝质泥岩 浅灰色到暗红色、中厚层状、含有铁质结核砂岩、粉砂岩、泥岩下西灰黑～黑色、条带状、层状结构、界统组泥岩和粉砂岩石上统太组泥岩、粉砂岩、砂 灰到、深灰色、炭屑或植物化石碎浅灰色到暗红色、中厚层状、下统浅灰色、层状、性脆、1-2新生界松散层含、隔水层（组第一含水层（组第一隔水层（组53.50~86.60m72m，由棕黄色夹浅灰绿色斑块的粘土及砂质粘第二含水层（组72.30~105.60m88m，由浅黄色及浅灰色绿色、灰白色细、中砂第二隔水层（组浅灰绿色的粘土或砂质粘土为主，部分夹1~3层砂或粘土质砂，呈透镜状分布。第三含水层（组度21.60m。第三隔水层（组本层（组）112.00~191.80m。其不整合于二迭系之上，主要由灰绿色、浅黄1~30~37m，11.80m。粘土层可塑性好，膨胀性强，塑性指数18.2~21.0，隔水性良好。本矿二叠系煤系含、隔水层（段五含上隔水层（段有02-1、03-4等少数孔发生漏失现象，说明该层段的隔水性能较好。第五含水层（段）（K3砂岩裂隙含水层岩性主要由灰白色中、粗砂岩组成，厚约30m，岩体刚性强，是岩层受力区构造破裂K.位标高+0.04m，水化学类型为SO4.Cl-Na.Ca类型，矿化度为1.97g/L。K3砂岩下隔水层（段厚度15m左右，其岩性致密，坚硬，裂隙发育，据风检和副检孔抽水试验资料，平均q=0.0024~0.7563l/s.m，K=0.0075~12.89m/dSO4-K+NaCa类型，矿化度为2.178~2.242g/L。5）4煤上隔水层（段此层（段）33~81m1~2层砂岩组成，岩性致密完整，6）44.50~41.20m，平20.20m51079线以北砂岩厚度较大，含水性相对较强。据钻孔抽水试验资料q=0.0436~0.0921l/s.m，K=0.1009~0.1897m/d，富水性弱。水化学类型为SO4-K+Na类型，矿化度为2.317~3.412g/L。以上资料表明该含水层富水性较好，但含水性、导水性很不均一，局部较强。其水处于封闭~半封闭环境，以量为主。是开采4煤层的直接充水水源。7）4煤下铝质泥岩隔水层(段8）63.693g/L200504-4（17）钻孔流量测井资料，八含水位标高为-147.204m，K=1.13m/d。6煤上下砂岩裂隙含水层流量测井资料。地质构造恒源煤矿处于大吴集复向斜南部仰起端上的次级褶曲土楼背斜西翼。总体上为一煤层特征可采煤层及开采技术条件（1）3（2）4位于下石盒子组下部,上距3煤层0~12.30m,平均5.50m。下距分界铝质泥岩24~60.50m37.50m0~5.54m3.2m，属中厚煤层。可采性指数91.0%，变异系数39%，可采区内平均厚度为3.2m，可采面积占92.7%，属较（3）6为主，煤层厚度0.55~5.93m,平均3.0m。可采性指数97.5%，变异系数26%，可采区内平均厚度为3.0可采面积94.6%属较稳定煤在矿井的东北部具岩浆岩侵区和冲刷区，煤综上所述，4、6煤层为全区可采，结构较简单的较稳定（Ⅱ类）中厚煤层,下面的设计只针对这两层煤。其煤层特征见表1-1。1-1厚度/46煤的特征1-246颜色条痕光泽结构构造块度度断口1-346 挥发分1-446两极两极原精根据矿井各煤层的回采煤样灰分测试（表1-6），4煤层的回采煤样原煤平均灰分高于说明4煤层及顶底板结构构造破坏，增加顶板管理难度，在采掘过程中有滑脱夹矸或1-5含 煤46两极值两极值续表1-1-6 量 层4最大值最小值平均值6最大值最小值平均值碱性化合物中以Fe2O3和CaO为主，少量MgO、TiO2和K2O等。煤层的酸性化合物低于4煤层。煤灰成分组成的差异，表明煤层（组）成煤古地理环境不从，各煤层煤灰均属高熔~难熔③硫分煤特征。标准差一般小于0.10，属变化小。1-7灰成份统计表46%℃④磷⑤氯、三氧化二砷和氟（Cl、As2O3、本矿井各煤层GY值较低（1-9），多为高变质的贫煤、无烟煤。其粘结性和MJ/kg、28.93MJ/kg，由此可见：3煤层、4煤层和6煤层均为高热值煤。1-843.48-1.82-0.86-1.32-63.45-0.80-1.21-1.27-1-93461-10煤46害很小，宜采用固态排渣（见表1-11）。1-1146 于6，如以动力用煤对其评价，均属优质煤。可磨性煤对CO2反应测定见表1-12，从表中可应温度和还原率成正愈高，αCO2愈大。当950℃以上时，6CO2的反应性4煤好，贫煤比无烟煤反应性好。6煤为CaO+Fe2O3对CO2有较强的催化作用。层。如要使αCO2≥60%，必须升高炉温至1000℃以上。表1-12煤及焦碳对二氧化碳化学反映性成果46其它有益矿产(1-13)。从表中可以看出，1-13样4060在本矿井下石盒子组底部（4煤层下）1~22~4m铝质泥岩，层位稳定，Al2O322.76%~32.56%之AL2O3/SIO2<12.1的要求，达不到1984年矿产储量制定的《耐火粘土勘探规范》中硬质粘土的标准，不瓦斯，煤尘及自燃据煤的自燃发火倾向，各煤层均属不自燃发火煤层（Ⅳ级）井田境界井田范围南省永城市的新庄煤矿相接。矿区内地势平坦，地表自然标高+30m~+32m左右。煤层内倾角为3°~15，褶曲与断层均较发育，无岩浆活动，为中等构造地区，属于第二类。开采界限3.23.0m,96m，开采互不影响，本矿设计采用井田尺寸井田长度为5.08~6.21km，平均长度为5.50km，倾斜宽为2.54~3.6km，平S=H× 式中：S——L——井田的平均长度则井田的水平面积为：S=5.53.51=19.32km2井田地质勘探工本矿地处淮北平原中部。矿区内地势平坦，地表自然标高+30m～+32m左右，有自西1997年～2000年5月，省煤田物测队、煤田三队、江苏省煤田三队和淮北矿务129615.36m，地1123050m1031个，分别提交了《刘桥二矿四、六采区深部矿井地质储量计算基础煤最低可采厚度采用0.80m，各煤层原煤最高可采灰分40%，硫分<3%，最低发热量Qnet.d≥22.1MJ/kg。0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总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；矿井地质储量计算本矿井设计对4，6煤层进行储量计算，它们的平均厚度分别为3.2、3.0。本次储量计算是在精查地质报告提供的1：5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。由于矿井井田形状规整，本区矿井储量采用块段法，将井田分为A、B、C、D、E五个块段（根据等高线疏密程度划分面积小块）2-1井田地质储量计算面积划分示意图，根据每个面积小块的等高线水平间距和高差计算出面积小块的煤层倾角，用CAD命令计2-1

ZmrScos 式中：Z——矿井地质储量S——m——煤层平均厚度，——2-1倾角煤厚储量ABCDEABCDE矿井工业储量计算331332，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断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22 Z111b——探明的资源量中经济的基础储量；Z122b——控制的资源量中经济的基础储量；Z2m11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2m22——控制的资源量中经济的基础储量Z333——推断的资源量Z111bZz*60%*70%76.58（Mt）Z122bZz*30%*70%38.29（Mt）Z2m11Zz*60%*30%32.81（Mt）Z2m22Zz*30%*30%16.41（Mt）Z333kZz*10%*k14.59（Mt）2-2Zg矿井可采井田边界保护煤柱50m宽度作为井界煤柱，则井田边界保护煤柱的损失按PHLm H——井田边界煤柱宽度，50m；L——井田边界长度，17593m；m——煤层厚度，4#3.2m,6#3.0P1=50×17593×3.2×1.51=4.25MtP2=50×17593×3.0×1.47=3.88Mt工业广场保护煤柱条，工业场地占地面积指标见表2-2。要井巷煤柱留设与压煤开采规程》14条和第17条规定工业广场属于Ⅱ级保护，需要留设15m宽的围护本设计选定工业广场长为400400表土层厚度为60.0~133.5m，2-2占地面积指标/ha·0.1Mt-2.42-3深度83.2、-S4=858119.6/cos8°=866552.83m2 .24m2Z工 式中：Z 工业广场煤柱量，万 煤层厚度R煤的容重t/m3Z6煤= Z工=864.2(t吨)2-22-4厚度断层保护煤柱可靠且可控制，在其两侧各留50m保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得：Pf(L1L2)2m 式中：Pf——煤柱损失，t；m——煤层厚度——煤层容重，t/m3Pf4 )23.21.5150Pf6 )231.4750PfPf4Pf6风井保护煤柱大巷保护煤柱50m计算可得大巷保护煤柱总量为：4.202-5储量矿井设计资源储量Zs=Zg- 式中：Zs——矿井设计资源则有：Zs=178.68-8.31-5.61=164.76（Mt）矿井设计可采储量Zk=（Zs- 式中：Zk——矿井设计可采储量P2——工业广场保护煤柱、井筒及大巷保护本设计煤层3.2m属中厚煤层，因此采区采出率取0.80。则有：Zk=（164.76-4.2-2-64#、矿井工作根据《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。确定依据2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开矿井设计生产能力3.2m，煤层平均倾角8°，局部倾角最大的地方为24°，属缓倾斜煤层。煤炭市场需求量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，确定本矿井设计生产能力为1.8Mt/a。矿井服务年限TZKAK T——Zk——矿井可采储量，121.54A——设计生产能力，1.8K——需要考虑储量备用系数。《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿把数据代入3-1得矿井服务年限T=121.54×100/（180×1.3）=51.94（年井型校核井田内4、6煤层均为中厚煤层，煤层平均倾角为8°，赋存稳定，厚度变化较小。煤层倾角平均5～15°，地质条件简单，根据现代化矿井一矿一井一面‖的发展模式，可以布采用罐笼辅助，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的仓，再经主井箕斗提升机提升至地面，连续，能力大，自动化程度高。副井采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的。井下辅助采用矿车，能矿井瓦斯涌出量小，属于低瓦斯矿井，各煤层均属不自然发火煤层，但有煤尘危险性，考虑采用湿式打眼、煤层注水、放喷雾、净化水幕、点喷雾、冲洗巷帮等综2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表3-1。表3-1我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限能力Mt/a年限a600————务年限不宜小于50a，第一开采水平设计服务年限不宜小于30a。井全局性的生产建设问题，是矿井开采的部署。合理的开拓方式需要对技术可行的几统，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、位置及坐标复杂。具体见表4-1。8115m，无流沙层；水文4-1井筒形式比较23井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速能力小，提升深度33斜井井筒通过富含水层，流沙层施11井筒施工技术复等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面杂，设备多，要求有较高的技术水进速度慢，基建投对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可不受崖崩滑坡和洪水；沿井田的有利位田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井田，可使沿井田的井下工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。位于井田中部时，石门较短，沿石门的工程量较小；井筒位于井田的下部时，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，尽量避工业场地的位置161：5000400m×400m绘制。工业场地的位置及形状如图4-1所示。开采水平的确定及带区、采区的划分4,6号煤层，其它煤层属急薄且不稳定煤层，近期暂不开采可作为后备储量。4,6号煤层属缓斜煤层，平均倾角为8°，局部地区角度达24°，煤层无露头，煤层埋藏最深处达-850m500m。根据《煤炭工业设计规范》规定，缓倾斜、200~350m，如果上山开采，一个水平服务一个阶段，因此水平垂矿井开拓方案比较

4-1抑制，所以不需要再设置一条回风大巷，也不经济，因此本设计在各水平只布置两条大巷，一条大巷，与主井连接，负责运煤回风；一条轨道大巷，与副井相连，负责行人、进风和辅助。由于煤质普氏系数较大，因此可以考虑采用煤层大巷，当采用岩层大巷时，大巷布置在煤层的底板岩层中，距离煤层底板0～30m，且大巷层位比轨道大巷3m。由于有两层煤可采，但是4#煤层和6#煤层距离较远，平均96m，采用联合布置太不经济。所以在本设计中采用分煤层单独布置，前期只考虑4#煤层。水平划分时，由于6#煤下200m有奥灰岩含水层，所以采用两水平开拓时，第二水平的延井田中部煤层埋藏较浅，在井田中部布置回风井经济上合理；又因为井田范围不大，采用并列式通风在技术上可行。因此，四种方案都采用副井进风，风4-2方案一：立井单水平上下山（-550水平,岩层大巷）方案二：立井单水平上下山（-550水平，煤层大巷）方案三：立井两水平暗斜井延深上下山开拓（-450水平和-600水平，煤层大巷）主、副井均为立井，布置于井田，暗斜井延深，大巷布置在距煤层底板30m左方案四：立井两水平暗斜井延伸上下山开拓（-450水平和-600水平，煤层大巷）主、副井均为立井，布置于井田，暗斜井延伸，大巷布置在煤层当中。的不同主要是大巷布置的层位，一案大巷布置在距离煤层底板20米左右的岩层中的配备和费用，开拓费用增加，开拓准备时间增加，但其优点突出：系统干扰降4-2基4×4952.4×2030.9×10-费费维结果，分别汇总于表4-3~表4-7中。大巷费用按平均费用估算((于5元/a·m，故比较中未对费用进行比较。表4-3方案一立井单水平岩巷上下山开拓基建费用计算表（万元）（万元）费（万元表4-4方案一立井单水平岩巷上下山开拓生产经营费用计算表（（万元）(续表4-(）（（元（万元（万元（万元（万元表4-5方案三立井两水平岩巷上下山开拓基建费用计算表（万元））（万元((表4-6方案三立井两水平岩巷上下山开拓基建费用计算表（（元（万元）（（元（万元（元（万元（元/t.（万元(万元4-7百分比百分比矿井基本井由前确定的开拓方案可知主、副井都为立井，通风方式为并列式，在工业广场开限长，承压性能好，通风阻力小，费用低以及便于施工等优点，因此主、副井及风井12t450mm,50mm。此外，还布4-3所示，主井井筒特征表如表4-9所示。1.5t矿车双层四车加宽罐笼一对，井壁采用混凝土砌碹支护方式，井筒主要用于电缆道。副井井筒断面如图4-4所示，主井井筒特征表如表4-10所示。井底车场地面。井底车场的平面布置示意图如图4-6所示。联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求井底车场布置形式应根据大巷方式，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，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件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，应结场，与副井连接的井底车场铺设轨道，利用矿车进行辅助；大巷辅助采用电机车牵引矿车，在井底车场设调车线存车线，以满足井底矿车调度。大巷运煤采用胶带输1.0～1.5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MG1.7-6A型1.5吨车，其尺寸为4500×1060×1550。据表4-8，取每列车15节车厢。4-87t8t10t14t10tL1≥40.5×1.5=60.75m所选车场的副井空车线的长度L副井空车线＝66.44m>60.75m，所选车场的副井重车线的长度L副井重车线＝81.47m>60.75m，符合要求。列车驶入调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车调车作业由设备完成；电机车牵引重列车行至分车道岔前10～20m进行，并在行进中电机车与重列车Qmc(0.15~0.25) Amc——Qmc=0.15可取Qmc525.44m³/h683.40m³/h,所需水仓的容量为：Q0=525.44×8=4203.52QS Q——S——水仓有效断面，12.8L——水仓长度，620mL=4203.52/8.5=494.54-31.81.86.560233.1844.1844.184-41.81.51.81.5t7.258240.7166.4778.54 4-5 1.851.8558219.631.1731.174-6主要开拓巷道(1)大 式中：B1——大巷宽度道一般取300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120d2——架线电机车的宽度，d2＝1060mm；—架线电机车与皮带机间距，d3＝310mm—810mm +310+810＝4200(2)辅助大B2=a+b+d1+d2+ 式中：B2——轨道大巷宽一般取300~500mm；d1、d2——架线电机车的宽度，d1＝d2＝1060 +300=4200mm巷道支护带输送机大巷和辅助大巷都布置在岩层中。胶带输送机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。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运输大巷）均采取锚喷，采用锚喷支护，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，由锚杆和喷射混凝土组成的巷40~100kg60%，缩小图4-8大巷断面表4-12大巷特征断面喷射厚度锚杆净周净掘宽高外露式规钢筋矩形4-8围岩 宽高喷射厚度百米 风岩 锚杆形外露形锚式距深准备方式——煤层地质带区位置带区煤层特征共含煤5层。煤层总厚8m左右。其中有经济价值的为下二迭统的山西组及下石盒子组。4#煤，4#煤层为较稳定、结构简单，局部含一层泥岩夹矸，偶见两层夹矸的中厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在4°～15°，平均8°；烟煤及无烟煤，m3/t；煤尘的性和自然发火性都较低。煤层顶底板岩石构造情况鼓‖。具体见表5-1。5-1厚度泥水文地质入淮河。矿区内农用灌沟。地质构造部变化较大，煤层倾角平均8°，总体呈近水平。经初步勘探无断层，具体有待开采过程地表情况本矿地处淮北平原中部。矿区内地势平坦，地表自然标高+30m~+32m左右，有自西后，再经沱河注入淮河。矿区内农用灌沟，带区对应地面有零星坐落的几个村庄，村通风线路短，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带区准备方式存在的辅助和行人的问题，本设计辅助大巷布置为双轨大巷，均为岩石大巷，用电机车牵引矿车进行辅助；工作面运料斜巷布置单轨，利用无极绳绞车解决辅助问题。因此确定选用带区准备方式。以下对带区巷道布置及生产系带区巷道布置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巷，一侧布置一条，一条进风兼辅助，一条回风兼运煤。为提高掘进速度，节省掘3m保护煤柱。2150.8m3.2m，赋存稳定；根据理论150～250m之间，吨煤生产成本最低，故工作带区内各工作面采用采用一进一回U型通风，系统简单，漏风小带区内分带斜巷铺设B=1400mm的胶带输送机，煤炭到大巷胶带机，集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；辅助采用固定箱式矿车，材料车从副区巷道布置如图5-1所示。带区生产系统工作面→4208工作面斜巷→带区煤仓→大巷→胶带输送机斜巷→井底煤辅助系副井→井底车场→轨道大巷→进风行人斜巷→4208工作面运料斜巷→工作面→4208工作面斜巷→4208工作面回风斜巷→大巷→风井穿越岩层和斜巷机机头硐室时产生少量矸石，采用固定箱式矿车，通过轨道大巷处设置两台300D-65×2水泵一台使用一台备用在井底水泵房设置两台D300D-65×3型带区内巷道掘进方法相配合；部分巷道采用掘巷道快速掘进技术，主要通过实现掘工艺中掘、支、运三大工序的深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间的优化配置，从而最大限度提高单深孔、锚杆成套支护等。风方式为压入式。掘进面通风系统如图5-2。区巷道面5-1带区生产能力及采出率

图5-2通风系统路线3.2m330天。0A330HLanC 0式中：A0——工作面采煤机生产能H——采煤机割煤高度，3.2——煤层容重，1.51t/m3；L——工作面长度，200m；a——采煤机截深，0.8m；把数据带入式5-1得：0A3303.21.512000.870.951061.700AK1K2 K1——工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，取K2——带区内掘进出煤系数，取把数据带入5-2得：A11.11.701.87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：24.29带区内实际采出煤量为：20.7620.76/24.29×100%=根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85设计首采带区采出率为85.5%，符合《煤炭工业设计规范》规带区车场选型设场可以进入工作面。绞车房 大巷相连，并设有调节风窗，满足绞车房通风的要求51-轨道大巷2-胶带大巷3-材料斜巷4-绞车房5-带区轨道斜巷6-绞车房回风巷图5-3带区材料车场示意图绞车即可满足要求。采煤工艺采煤方法的选择6-146m88°泥岩mmm根据可采煤层特征表，48°的缓倾斜煤层，在采区范围内，煤层结构确定采煤工艺方式瓦斯、防水和处理各种事故的系统和措施。正确确定和安排采煤工艺过程，切实防止回采工作面参数6-1所示，其煤层赋存条件好，地质条件简单，所以该矿井设计为综合机150~220m，每个工作面长度尽可能保持一致，考虑到矿200m。由于后退式的工作面和巷道综采工作面的设备选型及配套表6-24#煤层工作面关键参数表煤厚倾角8ZC83—ZZ35的配套设备。MG2×400W型采煤机主要技术特征见表6-4。ZZ5000/17/35型支架主要技术特征见表6-5。表6-3三机6-4项单数型采m续表6-截mm2量电V6-5mmt6-6项单数型mV功链1503800QhQyf/ f——能力富裕系数，取1.4；T——每日采煤机生产时间所以 ×1.4/(330×16×0.6)=795.5≈800采煤机实际生产能力为 式中：Q——采煤机小时割VcQh 式中 ——采煤机的平均牵引速度——煤的容重，1.51C——95%。N=800×0.5=400 入刮板输送机。根据以上计算的指标值，选择MG2×400W型采煤机功率符合要求。0.6倍来选择。滚筒直径应符合标准系列。根据最大采高3.2m，滚筒直径为应为1.92m，故选标准滚筒直径2m。QcQhKcKy 式中：Qc——刮板输送机的生产能Qh——采煤机应具有的最小生产Kc——采煤机割煤速度不均衡系数，取KcKy——考虑方向及倾角对刮板输送机能力的影响系数Kv——KvVc/(VcVe Vc——Kv3.63/(3.631.1)1.43Qc8001.211.431372.8长度应大于200m。2×400kW；输送量为1500t/h，为工作面的1.87倍，可以满足生产的需要。确定支架的支护强qK1H HzmaxHmaxHzminHmin(0.25~

式中HzmaxHzmin——支架的最大最小高度，S1——伪顶冒落的最大厚度，S1=0.2～0.3m；因此Hzmax3.50.33.8mHzmin1.70.351.35Vy 式中：Vy——工作面的移架速Kc——不均衡系数，取Vc——采煤机的平均牵引速度，m/min。所以Vy1.23.544.25m/min支架的主要技术特征见表6-5。F(LC)L——C——端面距Z——支架中心距，m所以F4.190.34)1.56.89

QqF式中：Q——支架支撑顶板的有效工q——支架的支护强度，MPa

所以Q0.56.893.4PQ所以P3.40.854表6-7双向割煤与单向割煤的优缺点比较

很好的消除过载现象。因此，工作面选向割煤法，即采煤机往返一次进两刀，采煤机过后，先移架后推刮板输送机。两工序分别滞后采煤机后滚筒5～10m和10～15m。一段下部煤（6-1.a）；至输送机直线段为止。然后将输送机移直（6-1.b）；图6-1割三角煤端头斜切进刀方式示意图次仅限移动一架。如果煤壁片帮严重，在采煤机前滚筒前方拉超前架及时支护的顶板。各工艺过程注意事项1m200mm）。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，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300mm之间；移架过程中要33台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面溜子机头推移，损8㎡而不垮落，必须将锚在各点落煤处加设缓冲装置各级机严格把关,杂物(板皮、木料)进入运煤系统顶板及矿压观测措工作面及顺槽巷道必须加强顶板，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；顺槽巷道超前工作面50m加强，对于失工作面端头支护和超前支护端头是工作面与斜巷的交接处，空间大，支承压力在此集中，变形量大，难于。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；能适应工作面倾角变化。本设计选用端头支护采用ZT7500/18/36型中置式端头支架。其技术特征见表6-8。6-8mmmt工作面采用DZ35型单体支柱加长钢梁进行超前支护。单体支柱技术特征见表6-9。作工作面斜巷的超前支排柱距为1m的戴帽点柱（用单体柱）。格柱帽。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，发现不安全隐患及时处理；工作面的50m70m以外。循环图表、劳动组织、主要技术经济指标3.2m5m业，均执行现场交制，每班有效工时为8h。24h正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备表见表6-10。6-103339222611机3283328221循环产量按6-14、6-15、6-16计算Q1L1SM1P Q2L2SM2PCQQ1Q2——

Q2——Q————L2——S——M1——M2——P——C——QQ1Q2697.7435.58733.32t所以：日产量Q日循环数733.3275133.24t吨煤成本：根据矿上实际数据取为48元/t。6-11 1m2m34m5t6个77t89m3/%元综合机械化采煤过程中应注意事项运送、安装和拆卸支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质煤、矸石应清理干净。当煤层倾角大于15°时，支架必须采取防倒、防滑措施。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前放松动1.5厚的老顶；回采巷道回采巷道断面参数回采巷道支护M22，规格型号20#—M22—2400。Z2360（后放），钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用Ф16mm100mm4.8m，规格型号为Ф16—4800—100—6。30°角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号斜巷和运料斜巷均采用50×50mm、5.2×1.1m锚杆布置：锚杆排1m，每6根锚杆800mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷500为K2335（先放），两支规格为Z2360（后放）。锚索矩形布置，每排2根，排距2m，间距2m。锚杆形式和规格：斜巷煤柱侧为Ф18mm圆钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M20,规格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。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360690mm托盘：采用拱形高强度托盘,规格为120×120×6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为200×300×50mm的柱帽，中心孔直径为30mm。30°角，靠近底板的巷帮锚杆安设角度与水平线成15°角，其余的与巷帮垂直。网片规格：斜巷两侧挂铁丝编织金属网护帮规格型号：50×50mm、3.2×1.1m。锚杆布置：锚杆排距1m，每帮每排3根锚杆，间距1000mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板500帮支护最大滞后顶支护为3m 锚索玻璃钢锚帮金属网2块树脂Φ15.24-Φ15.24-帮金属网2块50×50mm-6-3井下概井下设计的原始条件和数表7-1井下设计的原始条件和数 项目 数量 123h4d5m6789低性距离和货载量1100m1800m602m。5000t,掘进工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，其运量见表表7-2采区辅助序 单数备1运送人员2正常生产3安装架搬迁4安装搬家矿井系作面所需材料采用1.5t固定车箱式矿车，由无级绞车牵引。采区设备选设备选型原则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、供电的要求必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否经济合理等带区设备的选型选用鸡西煤矿机械厂生产的MG2×400-W无链双牵引采煤机，张家口煤矿机械厂生产的SGZ-880/800型刮板输送机。根据带区设备配套原则选择分带斜巷配套设备如下：机SZZ-800/315，破碎机PCM160，输送机选用DX钢绳芯带式输送机。 设5t材料车、5t平板车。各设备技术特征如下表7-3机技术特征项单数型mV7-4V600表7-5分带巷胶带输送机技术特征V表7-6JW1600/80无极绳绞车主要技术特征表V（2）能力验大巷设备选择表7-7大巷带式输送机主要技术参数项带运带ST2500带4CST3800（防爆 拉辅助设备选辅助采用MG1.7-6A型1.5t固定厢式矿车、MP1-6A型平板车、MC1-6A型材料车、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ZK10-6/550型直流架线式电机车，每列车15节车厢。项目型号容积装载量tt轨距轴距质量7-9 t m7N速 牵引 V率 台2 ttt 项目型号tt轨距轴距质量项型人度轨轴质3项型人人度轨轴4矿井提升1.8Mt/a51.94矿井工作制度为三八‖16矿井开拓方式为立井单水平上下山开拓：水平标高-550m，其中设立井3个，主井井6.5m33.18㎡.1.5t主副井提升主井提升升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、、安装等带来很大的不便。HHSHZ HS——矿度，582m；HZ——装载高度，20m；HX——卸载高度，20m。所以：H＝582+20+20＝622Vj0.5 2）式中：Vj——H——提升高度，mVj 12.47TXVj/aH/Vj 式中：TX——一次提升循环估算——箕斗低速爬行阶段附加时间，10——箕斗装卸载休止时间，10sTX12.47/0.8582/12.47101082.26ns3600/ 式中：ns——小时提升次TX——一次提升循环估算时ns360082.2643.76ASAnCaf/(brts 式中：AS——小时提升An——设计年产量，1.8Mt/a；af——提升富裕系数，1.2；br——年工作日，330ts——日净提升时间，16hAS QAS/ AS——小时提升量，t；ns——小时提升次数；Q470.45/(2×43.76)5.38ttm27.5-根6t8-2项 备注型号—mm数量条4间距t表8-36×19右捻镀锌钢丝绳技术参数2副井提升设备选型6s换置罐四车罐笼，地面设多绳摩擦提升机，所选设备主要技术特征见表8-4~8-7。个4个tt台4个8-5直径42表8-6多绳摩擦提升机技术特征表项目 备型号—mmm数量条4间距t8-7项 型—NN总N矿井地质、开拓、开采概矿井地质概况本矿地处淮北平原中部。矿区内地势平坦，地表自然标高+30m~+32m左右，有自西开拓方式井田开拓采用立井单水平采带区式结合开拓，水平标高-550m，为进行高产高效矿井开采方法200m，根据通风需要，一个工作面布置两条斜巷。综采0.8m1.7~3.56m7刀。综采支架型号为ZZ5000/17/35。为了保证生产正常，前期准备4208工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头；后期准备4211工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头和两个东翼岩层大巷掘变电所、充电硐室、库工作制、人数40080矿井通风系统的基本要求矿井通风方式的选择选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-1。9-1通风方式比较风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比并列煤层倾角大、埋藏深，但长度并不大，而且瓦斯、煤层较大（超4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自井险性和煤尘性均较弱。根据以上分析，且矿井年产量1.8Mt，属大型矿井，本设计选 矿井通风方法的选择抽出式主扇使井下处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下压入式主扇使井下处于正压状态，当主扇停转时，压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。比较，漏风较大。在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是新旧水带区通风系统的要求新设计的箕斗井和混合井作进风井，已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使进的含尘量达到上述要求。主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和气体的污染，井口排风采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿通风，电耙应位于的上风侧，有污风串联时，应人员作业。带区通风方式的确定方向和运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，使中的煤尘浓度增大；煤炭在运输过程中所涌出的瓦斯，使进中的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全条件；输送机所H―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，但线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，工作量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瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜有利于上下平巷安装机电设备，可作面但要边准回风山增加巷道进用。W‖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Z‖形通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进的情；时也要边准备风上，增了道的掘费用。―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、区段平巷、回风巷均要先掘后留，、掘进工程量大，故较少采用。采用―U形后退式通风方式。矿井风量1.2就是各用风地点的实际风量。采煤工作面只配计算的风量，两斜巷的风量乘以系数1.2顺而下，遇到分风地点则加上其他风路的风量，一起工作面所需风量的计过1％。以瓦斯涌出量计算工作面风量。即：Qai100qa qa——i个工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，1.732Kai——工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。Qai1001.7321.5259.8m3/min9-2工作面风速Qai60vai Qai601.519.151723.5m3/minQai4 式中：4则Qai480320m3/min由以上三个方法计算所得的工作面实际最大需风量为Qai=1723.5取Q=1750m3/minQmin0.2560SaiQmax460Sai

则：287.25m3/min≤1750m3/min≤4596m3/min备用面需风量的计算掘进工作面需风量Qbi100qbi Kbi——1.6。=Qbi4 式中：43则Qbi455220m/Qbi240

则：225m3 minQ3600m3minQbi=277.12m3/min符合风速要求，因此，取掘进面所需风量Qbi=277.12硐室需风量因为本矿只有库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验值取得：大型材料库为100～150m3/min，中小型材料库60～100m3/min，采区绞车房及变电所为60～80m3/min，充电硐室按经验给100～200m3/min。9-3硐室需风量表需风量库其它巷道所需风量矿井总风量计算QQaQbQcQd 式中：Q——矿井的总进风Qa——采煤工作面和备用面所需风量，1750Qc——硐室所需风量，730Q4N 则Q44001.21920m3/min风量分配根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以系数1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，分带斜巷的风量乘以系数。顺而下，遇至确定进风井的风量。风量分配见表9-4。Q综 各硐室需风量：Q硐 其它巷道：Q其它=308×1.2=369.6经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。通风容易和时期矿井总需风量一样。井巷风速验算结果见表9-4。9-4——84—8—8—8—8矿井阻力风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。计算原则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 最路线。矿井最路本设计只针对开采4煤层时期：4煤开采后期下山开采东三带区工作面时为通风时期：设回收边角煤煤巷掘进头通风时期的最路线矿井通风阻力计算hfeiLUQ2

Q——9-5LmUmSQv续表9-表9-6通风时期摩擦阻力计算LmUmSQv9-7阻力矿井通风总阻力计算

hmehmd

式中：1.1——考虑风有局部阻力的系数hfei——hfdi——矿井通 hme——矿井通风容易时期的总阻力hmd——矿井通风时期的总阻力，Pa所以hme1.1868.85hmd1.11309.19

Pa<2940Pa<29409-19-2图9-3通风时期立体图9-4通风时期网络

Rh

A1.19Q 16）h——矿井总阻力，Pa；Q——矿井总风量，m3/s；A——等积孔，m2。矿井总风阻为Re955.7367.7620.21N·S 955.732.6矿井总风阻为Rd1309.1967.7620.29N·Se总等积孔：A1.19 e9-8总阻力总等积孔均小于0.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。选择矿井通风设选择主要通风机年限不小于5年。安装角一般比允许使用最大值小5°；风机的转速不大于额定值的90%。考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节 由《煤矿设计规范》可知：矿井进、出风井井口的标高差在150m以下，均小于hsehmdhnhbhsdhmdhn

式中：hse——通风容易时期主要通风机静风压，hsd——通风时期主要通风机静风压hme——表示矿井通风容易时期总阻力，955.73Pa；hde——表示矿井通风时期总阻力，1309.19Pa；hn——表示自然风压，本矿井hn=0Pa；hb——表示风峒的通风阻力20～50Pa50Pahse955.730501005.73hsd1309.190501359.19主要通风机的实际通过风量Q因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）Qf必大于矿井总风量Q，用下式计算：Qf1.1 式中：Qf——风机实际风量，Qfe、Qfd分别代表容易时期和时期风机实际风量Q——风井总风量，m3/s3因此：容易时Qfe1.167.7674.54m时期Qfd1.167.7674.549-9风量/风压风量风压

h/Q2=1005.73/74.542=0.18N·S

/Q2=1359.19/74.542=0.24N·S 下限：通风机的运转效率，不得低于0.6。9-9中的风机工况点选择风机为：62A14-11N2462A14-11矿用轴流式通风No.24型30°°00

140Qf(m9-5见表9-10。9-10角风量电动机选型NminNmax801250.640.6

NeNmaxke/(etr 式中：ke——电动机容量备用系数，取e——电动机效率，取tr——传动效率，电动机与通风机直接相联取1。Ne1251.20.91167kW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9-11电动机参数功率电流转速效率主要通风机附属装置置，如风硐、、防爆门以及反风装置等。漏风，深度必须大于防爆门的差。反风装置就是使正常反向的设施。当进风井附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘了避免大量的CO和CO2等有害气体进入采及井下工人的生命安全，则并能在10min内改变巷道中的方向。当方向改变后，主要通风机的供给风量不应小于正常供风量的40%。本设计选取2K60No.28型轴流式风机，这种风机反转后的风量可以安全的预防措预防瓦斯和煤尘的措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措施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防水措施打开煤柱放水时10-112层23m4°56d班278a9amm—低——m-个1个0mmm个2——3—mm3/4参考文献徐永忻.《采矿学》.徐州：中国矿业大学，徐永忻.《煤矿开采学》.徐州：中国矿业大学，左秀峰.《矿业信息及计算机应用》 徐州：中国矿业大学，邹喜正，刘长友.《安全高效矿井开采技术》.徐州：中国矿业大学，陈炎光：《中国煤炭高产高效技术》，徐州：中国矿业大学，2001钱鸣高，石平五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学，.《综采开采的基础理论》.：煤炭工业，1995王省身.《矿井防治理论与技术》.徐州：中国矿业大学，.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.《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，郑西贵，李学华.《采矿AutoCAD2006与提高》 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.《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》 基价）.：煤炭工业，李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》 徐州：中国矿业大学.《采矿学》.徐州：中国矿业大学专：煤矿底板突水与瓦斯、冲击矿压等并列，是矿山建设与矿山生产过程中的主要安全之一，其破坏性给国家和人民带来了重大的人身和经济损失，因此研究：底板突水；机理；探测；预测；防矿井水害一直是制约我国煤炭生产发展的重要因一。据原煤炭工业部统计资料显示,我国煤矿突水事故居高不下,601处国有煤矿中,具有底板突水性的有285而且一些老矿井还有被迫提前关井的。按突水地点，可分为巷道突水和采场突水。巷道突水多以构造破坏为主，承压采场突水多以采矿破坏为主，矿山压力破坏和消弱了底板隔水层的厚度和强度，造成与汗水20—5—水富水性则决定着突水后水害的规模及对矿井的程度，因此，它是造成底板突水的主要4种型式形成突水通道:①在开采矿压作用下，底板破坏带涉及到承压水导升带，或底板破坏带涉及到承压含水层(无导升带时)，矿压产生的底板破坏带使原岩裂隙结构面岩梁进入工作面。③在开采矿压作用下，所留断层煤柱被压碎，通过断层面或断层破坏带的承压水突破煤柱进入工作面。因此，保留足够宽度的煤柱，使之不被开采矿压承压力的位置及向底板延伸的方位。为了防止承压水从底板破坏区进入工作面，必须底板岩层岩性及其组合特地质构造造，对含水层的变形破坏，岩溶的发育分布和方向性，导水裂隙的形成，水的补给、工作面开采空间及开采方采应力状态的改变。当工作面从开切眼开始回采之后,采面围岩应力将发生变化。随着工作面的推进,煤层底板前方处于支承压力作用而压缩。工作面推过后,应力释放,底板处于膨胀状态。随着顶板的冒落,采空区冒落矸石的压实工作面后方一定距离的底板以恢复到原岩应力状态。由于工作面是在不断推进的过程中所以,底板处于压缩——膨胀——再压缩的状态。而在压缩与膨胀变形的过渡区,底板最易发生破坏。在开切眼附近,竖向应,而且受静压力的影响因此,沿上、下出口附近底板的采动裂隙比较发育,易形成突水点。而在上、下出口与开切眼处,突水的几率则更大。在工作面停采线处由于没有,结构面的再扩展。工程采动能够原结构面的再次扩展。由于结构面本身物的矿压作用,充填物多;受力后裂隙压缩,涌水量逐渐减少;裂隙与矿压作用方向成一定的角度,受力不均,充填物较多,涌水量时大时小,但总的趋势是下降型;裂隙与矿压作用方向成一定的角度,受力不均,充填物较少,涌水量在工作面后方趋于稳定;裂隙受到双向压底板3种裂隙:竖向张裂隙,分布在紧靠煤层底板的最上部,是底板膨胀时层向张力破坏所形成的张裂隙;层向裂隙,主要岩层面以离层形式出现,一般在底板浅部较发育,它是在采煤工作面推进过程中底板受矿压作用,反向位移沿层向薄弱结构面离层所致;剪切裂隙,6上述三种裂隙严重破坏了底板岩体的完整性,当它们与含水层(或承压水导升带或导水断层)沟通,可发生底板突水。底板岩体的破坏深度与程度主要与采场矿压大小和矿压显现剧烈程度以及底板特征有关。其中前者的影响因素有:开采深度、直接顶厚度及采高,煤层底板采动破坏深在采煤方法一定的条件下,由工作面倾斜长度及采厚来衡量。开采空间越大工作面周围的支承压力越大,从而底板的变形及破坏程度越严重,突水的可能性就越大。在实际生产中发现,在水压、隔水层厚度、,,,,h1.572H2L/ h1(n1)H/2(cos0/2)/tan0h10.015Hcos0/2cos(/40/2)exp(/40/2)

m——最大支承压力系数;H——采深L——工作面斜长0——底板岩体平均内摩擦角,(°)现场实测。现场实测通常采用钻孔抽(放)水试验及其它探测确定破坏深度。根据已有的工作面底板破坏深度的实测资料,通过对各种因素的对比分析,选取开采深度、煤层倾角、岩石强度和工作面斜长等4个主要因素,进行了多元回归分析,得到底板破h10.111L0.006H4.541C0.009 式中：c——岩石单轴轴抗压强度经验估算。计算通常采用的经验为 或h10.0085H0.16650.1079L 或h17.9291(L/H)0.0091H0.004480.3113 式中：h1——底板导水破坏深度L——工作面斜长H——开采深度 ——开采煤层倾角水机制及预测方法构成了很大。通过对以上煤矿底板突水的主要影响因素进行分析，矿井突水的一种动力现象是在采矿活动影响下，承压水沿隔水层中的导水通道的研究成果。突水系数‖、强渗通道‖、水岩应力‖、零位破坏与原