级设计采矿08-7五张图说明书

第PAGE第PAGE10位于任家庄、南郭村、宋家庄一线，区内长约6.0km，N55°E，倾向NW35，倾角70°，落差30－50m，1302孔见该断层，还有测线控制。致，NE55°，倾向SE35°，倾角70°，落差北段50m，南段30m。有地75°，落差15－20m,1902号孔见该断层，并有测线所控制。，位于苏店镇、柳林村西北一线，区内长约2.7kmNE，倾向NW，倾角7015－20m。2304号钻孔见该断层。，位于苏店镇，柳林村西北一线，区内长5.2km，NE，倾向NW，倾角70°，落差15－50m，、孔见该断层，测线3、L13所控制。⑥F1正断层：建井期间，距风井5m，倾向24°，倾角40°，落差F2290554m。在顺槽巷道沿煤层底板4m，巷道被迫破岩掘进，对工作面回采影响较大。553.5m，为了能顺利通过该断层，巷道已提前沿煤层顶板掘进。F5310501.8mF42m1.7m1.3m2.2m，F1逆断层：15号煤层底板等高线图上控制长度为370m，18A10个，B5个，C37，B6，C3（3）在原勘探施工中区内20-4钻孔陷落柱1个在3号煤层下部孔深3号煤层尚无法定论，建议将来开采前在此地段进行必要的探测工作。A1个，B2个，C3个，控制较可靠。X2陷落柱：在中南部，近似椭圆形，3N50°N30°W9m15N60°E834m3A2个，B1个，C5个，控制较差。X53N25°W，A7个，B3个，C1个，控制可靠。季节性河流，最终汇入浊漳源。层组，其富水性取决于砂岩及岩溶裂隙发育程度，一般单位涌水量多在0.139L/s.m以下。的单位涌水量为0.083-24.81L/s.m，其主要补给来源是大气降水，孔隙水及地表太行山古老地的隆起使太古界变质岩系和下寒武统泥岩高于区域9-10m3/s。本矿区内施工奥陶延深孔2个(、孔)，其中2102号孔奥灰最O2s190m。中冲洗液漏失严重，漏水段的标高虽有所差异，但水位标高几乎保持在669.85m30116.20L/s0.40mK2、K5岩溶裂隙较发育，其余均不发育。据详查施工的、19-2号0.0036L/s.m，表明该含水层组地 孔因水量小而抽干，据2102孔抽水结果，水位埋深72.78m，标高876.10m，涌水量0.057L/s,水位降深30.64m，单位涌水0.00186L/s.m0.0096m/d一般不大。3350m左72.32mHCO3-.Cl-––K+.Na+型水，属弱富水性含水层。1、2号井筒检查孔对第四系地0.02-0.17L/s.m0.02-0.06m/d.为弱富15m，主要阻隔下部奥陶系含水层与上部各含水层间的水力联系。10m左右，10－50m5条。其中10－65m不等，有可能对矿床开采起导水通道的作用，但这些断层均无明确的水文资料，有待日后验证。主要煤层(3号)KK7砂岩含水层，与上覆3013520m8-29号煤层直接充水含水层为砂岩裂隙含水层，其含水性均较弱，故10-20m，3（1）水动力学

Q

k2HM

/(lnR- kR=r。 k式中含水层厚度(M)16.70m，渗透系数(k)0.00964m/d，静止水位高度5107.22m，水位降深(S)30.64m，h取K7531.50m半径r ×10002=1263.40m影响半径R=1293.50mK、S、M、H2102经计算，32970m3/d抽水孔资料，其参数取值分别为K=0.0068m/d，H＝148.89m，M=35.22M,S＝经计算，31859m3/d34829m3/dKpQ0QKp

Kp为富水系数，Q0为一定时期从矿井排出的总水量，P0为同期内的开采量，Q为本矿井预计排水量，P为设计新井开采量。此处取经坊煤矿，P0＝90t/a，Q0＝1200-P=200经计算，矿井涌水量SQ＝Q0·(FF0)S式中Fo1.648km2,F5km2,新井水位降S约等于径坊矿水位降So，Q0=1200－1500m3/d。经计算，矿井涌水量3号煤层的涌水量应为水文地质比拟法所计算的涌水量与379.24m3/d,4897.84m3/d,1200-1500m3/d,涌水量较稳定，雨季有所增200t/a3号煤，影响煤层开1500m3/d。33K过程中产生的裂隙塌陷，局部受其影响，在东部较浅地段可受浅层水及第四系含水层的影响，上述含水层一般富水性较弱，对矿井生产不致受到大的。生产造成。本区内主要含煤地层为山西组和太原组，含煤6-14层，含煤地层平均总厚162.10m15.96m9.3%。14、15号煤层全区稳定可采，8-2号煤层较稳定大部分可采，其余煤层为零星或1K85号煤层：K67号煤层：K51.1表 煤层情况一览平均层位稳煤层稳10-20-35.97-50-70-8-0.45-90.76-0-0.16-0-0-1.08-煤层稳定性：稳定<0.250.25-0.500.50-0.75；极不稳定K4K4K4K3号煤层：K3号煤层：K2①329.60m8-252.03m5.47m-7.80m6.62m变异系数Gr=6.5%1-2层泥岩或炭质泥岩夹矸，0.40m5.47m-7.45m6.22m。②8-2120.05-0.55m0.27m0.45-1.78m，1.19m。③932.98-42.87m37.59m0.76-1.78m1.46m，Cr=0.1620-4号孔不可采，属单一结构煤层，全区稳定可采。④145.45m1.59m⑤1522-3号孔出现异常变薄，可能是局部成煤环境的变化所造成的。15综上所述，本矿区煤层的发育属稳定型(一型②8-2号煤层：黑色，半光亮-光亮型块状-③9号煤层：黑色，半光亮型，块状-④14号煤层：黑色、半光亮型，粉状-372.1-73.9%4.9-6.2%之间，丝质组②1585.0%2.7%12.3%4.6%，以粘土类为主，其次为黄铁矿。粘土多为层状或透镜状各煤层煤质化验指标汇总如下表现将内各煤层主要煤质特征分述如下3号煤层：原煤灰分(Ad)10.22-37.49%15.66%，洗煤灰分(Ad)4.88-11.37%7.86%；原煤挥发分(Vdaf)14.75-21.44%,16.20%，洗煤挥发分(Vdaf)13.78-15.83%，平均14.78%；原煤硫分(St,d)0.21-0.62%，平均0.37%，洗0.46%0.084%原煤干基弹筒发热量(Qb,d)21.04-32.29MJ/kg30.18MJ/kg，洗煤干基弹筒发热量(Qb,d)31.72-33.69MJ/kg，平均32.96MJ/kg；原煤干基恒容发热量(Qgr,vd)28.28-31.23MJ/kg，平均28.55MJ/kg，洗煤干基恒容发热量(Qgr,vd)30.74-32.59MJ/kg31.83MJ/kgSiO2Al2O3SiO238.76-50.98%,44.44%，Al2O326.09-38.07%,31.53%；灰熔融性(ST)1362②39.35%23.51%2.34%0.006%热量(Qb,d)27.14-30.31MJ/kg，平均30.61MJ/kg；原煤干基恒容发热量(Qgr,vd)19.18-26.67MJ/kg,平均23.64MJ/kg，洗煤干基恒容发热量熔融性(ST)13209号煤层：原煤灰分(Ad)14.17-29.52%19.27%，洗煤灰分(Ad)7.10-16.09%10.78%;原煤挥发分(Vdaf)14.77-19.84%,16.60%，洗煤挥发分(Vdaf)14.14-17.21%15.73%;原煤硫分(St,d)1.30-3.81%2.04%，洗煤28.72MJ/kg32.70MJ/kg原煤干基恒容发热量(Qgr,vd)23.79-28.11MJ/kg,平均26.01MJ/kg洗煤干基恒容发热量(Qgr,vd)28.56-31.69MJ/kg,平均29.83MJ/kg。煤灰成份以酸性的SiO2Al2O3SiO239.50-52.80%,47.63%，Al2O317.11-32.73%,28.25%；灰熔融性(ST)126314号煤层：原煤灰分(Ad)7.39-24.42%13.88%，洗煤灰分(Ad)2.6-8.25%，平均5.47%;原煤挥发分(Vdaf)13.09-23.02%,平均15.34%，洗煤挥发分热量(Qb,d)31.69-35.17MJ/kg，平均33.66MJ/kg；原煤干基恒容发热量(Qgr,vd)26.43-30.82MJ/kg,平均29.00MJ/kg，洗煤干基恒容发热量熔融性(ST)124112.52%7.97%;原煤挥发分(Vdaf)14.50-21.32%,17.44%，洗煤挥发分热量(Qb,d)30.72-33.71MJ/kg，平均32.22MJ/kg；原煤干基恒容发热量(Qgr,vd)20.27-28.36MJ/kg，平均24.57MJ/kg，洗煤干基恒容发热量熔融性(ST)1262PM3号煤层变质程度加深，均符合煤变质的一般规律。22-3、15号煤层取样测试，3氏可磨性指数(KHG)96－103，15号煤层的哈氏可磨性指数(KHG)83－101。3号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)13.78-15.83%14.78%；粘结指数(GR,I)9.0-49.5717.0，可划分为瘦煤(SM)、贫瘦煤(PS)。②8-2号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)13.74-17.90%，平均15.68%；粘结指数(GR,I)7.5-45.015.70，划分为瘦煤(SM)、贫瘦煤(PS)。③9号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)14.41-17.21%，平均15.75%；粘结指数(GR,I)2.0-19.08.7，划分为贫瘦煤(PS)、贫煤(PM)。④14号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)12.08-14.80%，平均13.40%；粘结指数(GR,I)0.0-17.01.1，划分为贫瘦煤(PS)、贫煤(PM)。⑤15号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)12.32-18.07%，平均14.12%；粘结指数(GR,I)0.0-11.84.1，划分为贫瘦煤(PS)、贫煤(PM)。313-6mm粒级所占全样产率最高，6-3mm、3-0.5mm粒级所占全样产率比较接近，0.5-0mm粒级占全样产率最低。15号煤层(2109号孔)各粒级产率比较接近，仅6-3mm粒级占全样产率稍高，其次为13-6mm粒级。浮沉试验结果，浮煤产率主要集中在1.3-1.4级内3采用±0.1310％，1.4887.5%±0.1可选性属中等，假定精煤灰分为10.5%时，理论分选为1.51，理论精煤回收90.5%，±0.118.0%(已扣除沉矸)，可选性属易选。151.4649.5%±0.155.5%，±0.130.9%(已扣除沉矸)，可选性属难选。19-13320米为风氧化带；经过此次首采区的5.5-6m之间，且煤层上部明显的风化现象，由于采用的是放顶煤开80m后煤质好转。13T320×20m19A11个，B5个，C3个，控制可靠。2T3波T3反20×20m20常点控制，A8，B7，C5，控制可靠8-2、93号煤层，1514号煤层等差异，但由上到下洗煤挥发分逐渐降低是一个总趋(14号煤层除外)8-2、15号煤14、15+65%以上。377%以上。8-2、1444.42%46.08%，属中等；3号煤层精煤回收率平均值为73.26%，属优等；9号煤层精煤回收率平均值为51.27%，属良等；15号煤层精煤回收率平均值为37.60%，属。①3②8-2③9④14⑤151.19m3/t,属低沼气矿井。层瓦斯样8个，其见下表。 (点数自燃瓦斯成份30.004-0.15-0.79-1.35-0.000-0.00-0.47-0.60-4.23-从表中可以看出，153号煤层。根据自然瓦斯成份本可分为CO2-N2带、N2-CH4带和CH4带。时瓦斯将是影响矿井安全的一个危害因素，目前矿井绝对瓦斯涌出量为1.74m3/min，相对瓦斯涌出量为0.67m3/t29.9%50%20%。因当前仍在煤层的浅部风氧 煤尘试验结果煤尘火焰长加岩粉有性22-有验结果由山西煤田地质研究22-有22-有22-有22-有22-有有有 点备注由山西煤田地质测试22-322-8-22-3号煤层的ΔT1-34-14℃，属不自也属很易自燃煤层；15号煤层ΔT1-314-36℃，属不自燃-不易自燃煤层。13个钻孔进行了简易测温，根据测温资料结果统计分析，区内恒温2境界和储2.1境部为3号煤层露头线西邻目前在建的高河矿界范围为以下6点限（3°带，子午线114°： 6km29.494km2。图2-1尺寸示意本区内主要含煤地层为山西组和太原组，含煤6-14层，含煤地层平均总厚162.10m15.96m9.3%。3号煤层：位于山西组中下部，以煤层本身厚度大，结构简3号煤层。2.2.1地质勘利用钻孔共计34个，分别按煤炭部78及86两个标准进行，733个，151个，K435.97m,7.336.62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≤40%；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%的煤层储量列入平衡表外的储量；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3号煤层均满足上述条件。4°～62-2A8.85km241B块段水平面积为7.87km2，倾角为 ，二1煤平均厚度C5.9km251D6.99km241估算Zmr式中

（2-m——r11.37t/m3。S——各块段水平面积，km2；——0.05m时，夹矸和煤分层合并作为采用厚度，且灰分和发势量指标符合要求，煤层夹矸在0.05-3ABCD 5.91.376.62cos550.27Mt ABCD代入数据得，地质储量为333的大部，归类为矿井工业储量。（111b（122b（33350m作为推断的资源量。

2-390%、10%分配，次边际经济基础储量不计。各种储量分2.3：2.3探明储量探明储量控制储量推断储量经济储 边际储 Zg=150.723+75.387+25.129×0.8=246.222Mt矿井设计储量=矿井工业储量-。留设保安煤柱的损失境界煤柱按20m宽留设，村庄，铁路，高速公路等保10-30m。。

PHLm

（2- =21154m；m——煤层厚度，二1煤层平均为6.22m，r——11.37t/m3；P20211546.621.37P=357.89t2-42-430-50m,30m保护煤柱，局部不需要留保护煤柱。30m保护煤柱。 )×30×6.62×1.37×2=449.92村庄，高速公路等保安煤柱均是在其边线外留出保护等级宽度，之和即为带外煤柱的宽度。根据面积求和可得公路的保护煤柱为：Z1=400.42×6.62×1.37=3412.13Z2=81.08×6.62×1.37=690.09Z=126.52×6.62×1.37=1078.122.3。2.4井型/Mt·a-2.41.8Mt/a2-3可以确定本设计矿井的工业广场为0.22km2。工业广场属于Ⅱ20m宽的围护带。但是考虑到近些则：Z=61.52×6.62×1.37=524.232-2-4。表2- 岩层移动深度煤层倾角62-4损失量（gkZZPgk式中：Zk——t；Zg——矿井的工业储量，246.22Mt；t；C——0.750.80.75。则代入数据得矿井设计可采储量：Zk=(246.22-65.12)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，2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源煤层平均倾角4°，局部倾角最大的地方为6°，属近缓倾斜煤层。煤炭市场矿井可采储量ZKA和矿井服务年限TT

AK

（3-式中：T——矿井服务年限，a；ZK——矿井可采储量，135.82Mt；A——设计生产能力，1.8Mt/a；K——。把数据代入3-1得矿井服务年限T=135.82/(1.8×1.3)=58，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，，，，带输送机运至井底煤仓，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力能满足矿井要求，技术成熟，系统稳定性，，，2.2.5矿井设计生产能力万ta矿井设计服务年限a煤层倾角煤层倾角600————50a30a。25°1.8Mt/a，矿井服务年限为4开4.1开拓的基本问1234、确定矿井开采程序，做好开采水平的56、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空区，不受崖崩滑坡和洪水；距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理综合考虑以上各方面原因，经方案比较确定主、副井筒位置在工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即的位置确定地面工业场地的占地面积为18公顷，形状为矩形，长边平行于边450m,400m。3#煤层，3#3～7°4°，为缓倾斜300m，故设计为单水平开采。矿井的生产能力为：1.8Mt/a。135.82Mt58a。m，大巷两侧留30m保护煤柱。大巷位于，沿布置。方案一：+620m水平三立井单水平带区式开拓方式。式和盘区式混合开采。大巷布置在煤层中。采用并列式通风西部全部4-1-1。。方案二：+620m。区式和盘区式混合开采。大巷布置在煤层中，采用并列式通风西部全4-1-2。。方案三：+620m主副井井筒均为立井开拓布置于在两翼设置两个回风井，大巷布置在煤层中，均采用带区式开采。采用分列式通风，如图4-1-3。方案四：+620m主副井井筒均为立井开拓布置于在两翼设置两个回风井，大巷布置在煤层中。均采用盘区式开采，采用分列式通风，如图4-1-4。井布置在的两翼，会缩短通风距离，也同样提高了通风效果，但增加了立井费用结果（4-1，在方案一、二中选择方案一：两立井开拓。合粗略估算费用结果（4-1，在方案三、四中选择方案三：两立井开拓。4-1-24-1-34-1-4大巷均布置在岩层中，费用较低，故未对比其费用的差别主、辅大巷断面大小不同，大巷费用按平均费用估 方案一+620m数费用（万 （万元基建费用（万生产费用（万（万吨提升高（元涌水量时间服务年（元大巷（万吨平均运距（元合计费用（万元方案二+620m费用（万元费用（万元建费用（万元产费用（万元（万吨提升高度基价（涌水量时间服务年限基价（大巷（万吨平均运距基价（费用（万元方案三 +620m水平四立井单水平带区式开 基价（元费用（费用（万（万元北翼风井开南翼风井开2（万元煤量（提升高度基价（时间基价（大巷煤量（平均运距基价（费用（万元方案 +620m水平四立井单水平采区式开 基价（元（万元（万元基建费用（万元北翼风井开南翼风井开2生产费用（万元煤量（万提升高度（涌水量时间服务年限（大巷煤量（万平均运距基价（费用（万元总费用（元4-2。第第PAGE43（万元工程量基价/元费用/总计基建费用（万元工程量基价/元费用/（140+185胶带运输大巷轨道运输大巷单费用/费用/第PAGE第PAGE44价巷道维煤层大费用（万元百分率费用（万元百分率巷道方案最合理的。即本矿井所采用的开拓方式为+620m水平三立井单水平采区开矿井共有三个井筒，分别为主立井、副立井、风立井38.48m2,38.48m2,4.2。33.18m2,表土层掘进断面44.18m2,44.18m2,4.3。5.0m19.63m2,表土26.42m2,26.42m2,井筒断面布置如图 8t 28.27混凝土井壁厚充填混凝土厚38.4838.48井井 3t普通罐 33.18混凝土井壁厚充填混凝土厚44.1844.18井井 混凝土砌碹厚 基岩段毛断表土段毛断大巷辅助为电机车牵引，井底车场布置如图4-6。1.520个车厢，采用1t固定箱式矿车，型号为MG1.7-9B，外形尺寸（长×宽×高）2400×150×150（mm100m。2台无极绳绞车（轨道，车场内的材料设备、集装箱平板车井正常生产充分发挥胶带机和箕斗提升的潜力井底设置一个直径10m，高20m的圆筒煤仓，总容量约4000t。一个煤仓设给煤硐室装载胶带机巷辅助大巷和主大巷基本沿岩层布置主大巷为锚梁网索喷支护4.4m3.9m15.0m2。辅助16.1m2。辅助大巷和主大巷断面特征如图4-7和图4-89534258712 6154.4m3.9m15.0m2，净断面9534258712 61513.2 图4-6井底车场示意石图4-7胶 掘进工程量墙图4-8轨 净掘宽高设计首采区（一盘区）位于南部偏东3––6.22m3～6°4°但有性。29.60m8-252.03m5.47m-7.80m6.62m变异系数Gr=6.5%1-2层泥岩或炭质泥岩夹矸，0.40m5.47m-7.45m6.22m。3#煤顶板砂岩裂隙水，目前120m3/h本设计矿井大巷布置在煤层中，辅助采用卡轨车牵引1t矿车，运煤采，由后面第9章通风设计确定工作面采用副井进风回风的布置方式，每个工作面各布置两条平巷，采巷掘进，两巷之间留10m的区段煤柱。矿井式，采用东部边界回风。开掘分带斜巷采用连续采煤机掘进，掘进速度快，2300m1200m260m240m，分带斜巷5m宽，3.5m10m的煤柱。1102工作面，然后依次开采下一个分带。U盘区带区内区段斜巷铺设B=1000mm的胶带输送机煤炭到带区煤仓，4.14.1煤由工作面刮板机—→分带斜巷机破碎机—→分带斜巷胶带输送机—→分带煤仓—→大巷胶带输送机—→主煤仓—→主井箕斗提辅助系工作面设备材料经副井罐笼运至井底车场由轨道经辅助巷道运至运料斜巷，经卡轨车牵引矿车提至工作面。路线如下：地面—→副井—→+620m井底车场—→轨道大巷—→进风行人斜巷—→分1201工作面路线为副井—→井底车场—→轨道大巷—→进风行人斜巷—→分带斜巷—→通风系统路线如图5.2

5.2供电地面变电站—→副井—→变电所—→大巷—→轨道大巷—→水流方向工作面—→分带回风斜巷—→大巷—→副井井底水仓—后配备皮带和SGW-730/320SW5.2。2个循环，一刀一放，采放平行作业。A0=L×V0A0——V0——工作面年推进长度，1247.4γ——C0——工作面回采率，取C0＝0.93A0=2.05AB=k1×k2×AB——

A0——工作面生产能力，2.05Mt/a。AB 盘区采出率与大巷均为胶带输送机运煤带区平巷胶带输送机与大巷胶带输送机通井底变电所至带区的供电系统电路压降较大，为保证带区正常生产，需布置带区变电所。带区变电所应设在通风良好，围岩稳定，地压小，易，无即东区大巷中段位于主大巷和回风大巷之间采用锚网喷支护底板用100200～300mm0.3%的坡度。内3号煤层倾角4°左右，为全区稳定可采的近水平厚煤层。煤层厚度5.97-7.33m,6.62m,0.6m左右有一层较稳定的泥岩，炭；选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93～97%以上。；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，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。0.8m。2.7～2.9m为宜，以加强对顶板及煤壁的控制。（1）（2）（3（4）（机尾50m6.1 2

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0.8m移机方推移前部15m0.8m。拉后部拉后部机单向顺序进行，且滞后放煤口15～20m进行，步距0.8m综放面的顶煤厚3.6m，顶煤随移架会有部分自动放出，因此采用单轮顺序0.8m。(1)3.0m3.6m，故该面采放比＝3/3.6＝1∶1.2按后部机能力确定放煤口数目。 1.5——单组支架宽度，m；1.37——3.6——80%qf＝4.73Tf＝90s。每分钟放煤量：Q＝4.73×60/90＝3.15Nf＝2000/（3.15×60×1.25）＝8.47Nf＝5个90minVg1＝4.0m/min，跑空刀速Vg2＝8.0m/min。T＝168/Vg1＋168/0.8m拉后输送拉后输送移割移割6.1123456机789(1） 号 初撑力 5707kN（P＝31.5工作阻力 6800kN（P＝37.5支护强度 0.80～0.83 度 1410～1580中心距 1500梁端距 ≤350底板比压 2.2MPa(平均 m（ ≤30°（包括、倾向）泵站压力 31.5移架速度 8～12 800mm支架尺寸 长×宽×高）＝7750×1410×1865 量 ≤22 柱 单伸缩机械加长，带有压力传感 径 230mm（前柱250mm，后柱230推移千斤顶 带有位移传感 径 180尾梁千斤顶 带有位移传感 径 160 座 开底结构、带有抬底座装推移框架 采用短框架型 梁 采用整体顶梁结构，并带有可挑平的护帮 带有可伸缩插板，插板行程750mm，千斤顶四连杆机构 正四连杆机系统 电液控制，实现跟机自动移架，后部实现程控煤供液方式 双回路环形供液，前后部供液系统各自独控制方式 电液控喷雾系统 前后部自动喷雾系支架数量 112组(2）ZTF7000/19/32连杆放顶 支架。主要技术参数为1900～320015701490～16607000kN（P＝38.70.721.85MPa（平均31.5308366kNMG420/965-WD型采1.7～3.5733061951800 深8002503633002×4202×502×7.59650～14.5590 量45t6.2.3工作面主设(1）选用SGZ～1000/1200型整体铸焊封底式溜槽刮板机，其主要技术参数 号 设计长度 212电机功率 600电动机转速 1486电动机电压 3300V，50输送能力 2000刮板链速度 1.28刮板链形式 中双刮板间距 园环链规格 2×Φ38×137mm（紧凑链中部槽规格 （长×内宽×高）1500×1000×337链中心距 200器速比 电机布置方式 平行布卸载方式 端牵引形式 销轨机尾伸缩量 300紧链方式 马达紧链(2）后部选用SGZ～1200/1400型整体铸焊开底式溜槽刮板机，其主要技术参数 号 设计长度 212电动机转速 1486电动机电压 3300V，50电机功率 700kW×2/1400输送能力 2000刮板链速度 1.28刮板链形式 中双刮板间距 园环链规格 2×Φ38×137mm（紧凑链 槽间连接形式 4000kN哑铃销连链中心距 240器速比 软起动方式 可调速液力偶合机尾形式 自动可伸缩机机尾伸缩量 350紧链方式 马达紧拉移方式 Φ30圆环链软连接(3）选用SZZ～1200/525型桥式刮板机，其主要技术参数为： 设计长度 50输送能力 3500供电电压 3300V，50中部槽规格 2100×1200（槽内宽）×1300中部槽结构 整体箱型焊爬坡角度 Φ38×137～C级（中双链，紧凑型） 525kW（双速、水冷）刮板链速度 1.80刮板间距 822刮板链中心距 500器速比 调链方式 伸缩机紧链装置 紧链机头架 采用可伸缩机头架，配备胶带机尾自移装 备自移装置，与破碎机组合自动伸缩拉移，机布置 m选用PLM3800型轮式连续破碎机。其主要技术参数为： 破碎能力 3800t/h（含矸10%时破碎形式 锤出口粒度 150～400mm，破碎轴高度可入料口块度 1200×800mm（长度不限供电电压 3300V，50 机 250kW（单速，水冷传动方式 电机＋液力偶合器＋器配自动喷雾降尘装置选用我国目前生产能力最大的SSJ1400/3×400型可伸缩带式胶带输机。主要技术参数为 号 输送能力 3500输送距离 1260平均坡度 ＋4.8°（106胶带宽度 1400 速 4.5胶带型号 PVG1800S型阻燃整芯输送主电动机型号 压 6000V，50 率 400器型号 软启动装置型号 驱动卷筒直径 φ1000卸载改向滚筒直径 φ900改向滚筒直径 φ900，φ630收带电机型号 率 7.5 压 660/1140收带箱型号 储带长度 100储带仓结构 开放式结构＋自动定位小 电机＋软起动＋箱 油缸自动涨紧张紧装置牵引力 ≥12000托辊直径 φ159托辊支架形式 偏置布置新型托辊支托辊间距 上托辊1500mm，下托辊3000电控系统 6kV电动机起动控制系附属装置 具有可靠的胶带清扫系统及胶带机综合保护(1）支架支护强度验 式中：g——顶板对支架的压强（8倍于工作面的采高H——工作面采高，3.0γ——2.6t/m3。g＝8×3×2.6＝62.4t/m2＝0.624MPa＜0.80～0.83MPaP1＝22MPaP2≤2.2MPa＞P2ZFS6800/18/35(2）1102综放面共选用组支架对顶板进行全支管理，其中正常支架ZFS6800/18/35146组，ZTF7000/19/3261201综放工作面上下平巷中-220m146146×1.5＋1.0＝221m（1.0m为安装误差，经验数据②配置146组支撑掩护式低位放顶煤支架对工作面顶板实行全支0.8m2～32#架（145#架1#架（146#架，最后移3#架（147#架，为加强工作面顶板管理，要求严格控制采高任意加大或降低采高，，50mm的台阶或伞檐，保证支架接顶接底状况良好。3～5组支架开始移架，并及时伸出护帮板24MPa。护帮板及时伸出护帮护顶，严禁出现保持支架与泵站系统的完好，加强支架及泵站的维修，严禁设备一般应采取及时拉超前架铺联双层金属网架顶使倾向工字钢的方法顶板；当顶板冒落严重时，可采用工字钢梁、上铺与铺联双网相配合的方法顶并执行。10m不再放煤，铺设双网、挂钢丝绳为撤面造好条件。50m30m采用一字顶梁配合单体支柱进行支护使用1.4m一字顶梁和铰接顶梁，QDZ3500mm。1.8m，人行道宽0.8m3×5m2

生产、11煤机08733288222691111131124.4.2CC1C2C3、电力消耗C4等构成。6.3。 6111机112142(2）5元/t(3）1.7h。6800kW吨煤动力用电消耗＝6800×1×1.7×0.9/1818.2＝5.72kWh/t照明用电消耗＝照明用电总功率×循环照明小时数/200kW。1.7h。6800kW吨煤动力用电消耗＝6800×1×1.7×0.9/1135＝9.17kWh/t照明用电消耗＝照明用电总功率×循环照明小时数/200kW。0.4元/kWh。吨煤电费＝0.4×(9.17+0.53)=3.88元C＝C1＋C2＋C3＋C4＝1.915＋1.3＋5＋3.88＝12.112.1构成、动力、通风等生产系统，以保证连续不断的生产。因为首采区为一盘区，为了缓解工作面紧张，故在相邻工作面间留区段辅助平巷道断面规格为：采用矩形断面，净宽×高＝5.0×3.5m；均采用锚网、锚5.0m长梯型钢带、27.3m长锚索进行联合支护；两帮均采用三棵φ20×2000mm单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚靠实体煤一侧布置安全绞车、喷雾泵站，作为进风、行人及辅助巷道。6.4。煤炭平巷道断面规格：采用矩形断面，净宽×高＝5.0×3.5m，支护参数为巷道顶4.0m长梯型钢带、7.3m长锚索进行联合支护；两帮均采用三棵×2000mm煤炭斜巷靠实体煤一侧安装胶带输送机在靠近工作面一侧布置设备列车、配电箱、移动变压器、液泵站，作为煤流及回风巷道。6.41工作面面长（净斜长m2m3°4456m7m38m9ttm月mt/5.0m5.4m2.51.6m28.5m8.8m2.5m1.5m15m。井下井下设计对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的作统筹安排，井下的原始条件和数1801633041.37t/m32.6低瓦斯矿井，煤尘有，无的自燃发火倾向井下系煤炭系煤由工作面刮板机—→区段斜巷机破碎机—→区段斜巷胶带输送机—→区段煤仓—→大巷胶带输送机—→主煤仓—→主井箕斗提辅助系工作面设备材料经副井罐笼运至井底车场由轨道经辅助巷道运至运料斜巷，经卡轨车牵引矿车提至工作面。路线如下：地面—→副井—→+620m井底车场—→轨道大巷—→进风行人斜巷—→分矸石系箱，逐步实现矿井辅助的机械化和连续化。选择矿井方式和设备应满足的要求：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 必须做到井上下两个环节设备能力基本一致，设计时应合理地选择不均匀系数和设备能力备用系数为缓和井上下两个环节的生产不均匀性系统尽量简化，注意尽量减少的次数必须使设备的、安装和检修方便运行安全可靠，工作条件舒适并考虑设备对通风供电要求是否合理，电压等级是否相符合等。必须在决定主要的同时统一考虑辅助是否合理经济7.1。7.1ST25005°CST3×1200（防暴设计工作面采煤机最大瞬时出煤能力为3000t/h，工作面前后刮板机生t/h平巷皮带通过能力为3500t/h，上山皮带通过能力为3500t,大巷皮带能。3850t/h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节依次后一设备能力均与前面设备的能力相匹配故所选设备能。区的实际情况，选择电机车作为辅助。②费用少：所需辅助人员少，简单，动力消耗不大30‰。30m3设计在轨道大巷内采用架线式电机车牵引小矿车小矿车选用MG1.7-6A型1.5ZK10-6/550型7.2首采区煤层平均倾角为4°，倾角较大，因此采用绞车牵引MG1.7- T m7N 电动机 V小时制功率台2表 1.5吨固定厢式矿 tt 1.8Mt/a58年，煤层的埋藏较浅，厚度中厚，储量丰富。矿井属低瓦斯矿井，煤层无自然发火，煤尘有性。矿井工作制度为“三八”制，两班采煤，一班检修，每天净提升时间为16h，330d。矿井开拓方式为立井单水平开拓，水平标高+620m。主井净断面15.90m2，345m28.27m2325m。主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。井下主采用胶带输送机，辅助采用卡轨车牵引矿车。大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、、安装等带来很大的不便。a. （8-H——HZ——装载高度，20m；HX——卸载高度，20mHX＝345+20+20＝385Vm＝0.4×H Vm——经济提升速度，m/s。Vm＝0.4×3850.5＝7.85m/sTX＝Vm/a＋H/Vm＋30 式中：TX——一次提升循环估算时间，s；a——0.8m/s2；TX＝7.85/0.8+ Ns——小时提升次数。Ns＝3600/88.8＝44次 式中：As——小时提升量，t；An——设计年产量，180t/a；Bn——年工作日，330d；Tv——日提升时间，16h。As＝180×10000×1.3×1.3/（330×16）＝576Q＝As Q——一次合理提升量，t；Q＝576/（2×44）＝6.5t（2）6m385m41.3m1440t/h。主井提升配有定重、定容、定时联2600kW，12脉动交-交变频供电，全数字计算控制体统，提升机主要特8.1。8.1t塔式摩擦交-8t及装载胶带输送机（2台）至装载设备定量仓，经称重后，由气动操作和分斗分别安装有4套扇形闸开闭装置和连接煤仓与箕斗的活动舌板的开闭及活动舌板的动作均采用气动控制箕斗扇形的每一个开闭气缸均采SIEMAG公司配套供货，选用三角股镀锌钢丝绳六根，左1670N/mm2845kN8×4×9-155×26-I-380m，单位重10.13kg/m1375N/mm2。8.28×4×9-155×26-直径单位重量抗拉强度每根绳总破断力636.5m365m8.3。3t120人，23t的大件设备。8.3使用功率电力最大提速交-SIEMAG公司配套供货，选用三角股镀锌钢丝绳，尾绳选8.4。8.48×4×19-直径单位重量抗拉强度每根绳总破断力42安全矿位于山西治市西南部沁水煤田长治勘探区的东部边缘地段，其地理位置为北纬36°04′07″～36°10′23″，东经113°00′33″～36°05′30350m处、经坊煤矿铁路线以东的平地上，场地距长治市约8.5km，南距长治县约4km，矿井隶属于山西潞安矿业石圪节煤业公（以下简称石圪节煤业公司。车站的经坊煤矿铁路线从矿井工业场地西缘通过。207国道和在建的207国道相连。进口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染装有皮带机的井筒不得兼作回装有箕斗的井筒不得作为主要进、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、9.1优点初期投资较少，出煤较有主要通风机的噪音防尘洒水管路系统比比并列式通风路线短，阻力缺点建井期限井筒数目多基建费煤层倾角长度并不自然发火都不藏较浅，长度不煤层（4km和自然发火严煤层距地表高低起开掘浅部的，本矿属于低瓦斯矿井考虑到范围广设计生产能力大为了尽快出煤，式为：初期开采工业广场保护煤柱周围带区时采用并列式通风建，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，井下的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；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，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。工作比较，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1m/s机电设备设在回风道时回采工作面回风道中的甲烷不得超过1%，并应装有甲烷自动检测断电装置。⑤井下机电硐室必须设在进风中⑦倾斜巷道，不应设置风门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，度大，且设备发热量也加入，故工作面温度高；，下行风设备在回风巷运转安全性差UWYZ：掘进、费用。角瓦斯不易积聚，排放烟、煤尘速度快。1.74m3/min，以瓦斯涌出量计算工作面风量。即： 式中：Qwi——i个回采工作面实际需风量，m3/min；Qgwi——i个工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，m3/min；Kgwi——iKgwi＝1.4。Qwi=100×1.74×1.4=243.6m3/min9.29.2工作面温度工作面风速 vwi——第i个回采工作面风速，进温度20-23℃，取vwi=1.4Swi——i17.5m2；Kwi——i1.4。Qwi=60×1.4×17.5×1.4=1488m3/min 式中：4——Nwi——i50Qwi=4×50=200Qwi=1488m3/min4m/s 315.6m3/min≤1488m3/min≤5049.6由风速验算可知，Qwi＝1488m3/minQh煤＝60×vh×Sh煤×Kt 式中：Qh煤——煤巷掘进工作面需要风量，m3/min；vh——掘进工作面风速，取0.25m/s；Sh煤——煤巷掘进巷道断面，17.5m2；Qh煤＝60×0.25×17.5×1.15＝302m3/mina.Qh煤 Qgh——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，0.42m3/min；Kgh——1.5。Qh煤≥100×0.42×1.5＝63m3/minQh煤≥4×Nh Nh煤——50Qh煤≥4×50＝200302m3/min3Qh＝3×Qh Qh＝906

9.314库10%计算。 式中：Qm——矿井的总进风量，m3/min；1.2；1.15-1.251.2。Qm=(1488+906+774)×110%×1.2×1.2＝5018.1风路，作为该风路的分量，直至确定进的风量。9.4库9.5。2940Pa10%15%计算。表 井巷风速验算实际风速低高——8—84煤炭大—8辅助大—8确定矿井通风容易和时15～25年的开采范围作为服务范围，对于服将它作为和所选风机的服务范围。通风容易时期为南二盘区的1201工盘区最南边为通风时期。矿井最路地面→1副井→2→3→4大巷→5→6进风行人斜巷→12回→地9.1通风时期（如图地面→1副井→2→3→4大巷→5→6进风行人斜巷→12图9.2通风时磨擦阻力：hfr 钢筋混支护方 4LUQh号2式34进风运料斜5带区轨道斜巷6支撑掩7带区运输回89钢筋混 通风时期风阻计算αLUQSh1钢筋混凝土1234巷56支撑掩护57带区回18592钢筋混凝49.7 阻力 式中：1.2、1.15——为考虑风有局部阻力的系数；∑hrfmin、∑hrfmax——矿井通风和容易时期的阻力之和hrmin＝1.2×1332＝1598.4Pa9.8。 总阻力矿井通风总风阻计算 矿井通风等积孔计算：A=1.1896/R0.5 式中：R——矿井风阻，N·S2/m8；总风阻为：R=hrmin/Qfmin2=1598.4/83.632通风容易时期和通风时期的等积孔见表 等积孔由以上计算看出本矿井通风容易时期和通风时期总等积孔均大于2m2，0.366N·S2/m8，属于通风容易矿井。易和通风两个时期主要通风机运转时的工况点。井的深度及内部的的密度。自然风压的计算： 式中：hn——自然风压，Pa；r1——进（副井）中的密度r2——回中的密度g——重力加速度，9.8m/s2由于矿井进回的参数因季节的不同而不同所以分夏季和冬季两个9-11. 井筒密hn1hn1＝320×（1.22－1.21）×9.8＝31.36hn2hn2＝320×（1.19－1.20）×9.8＝-31.36hrsmin＝hrmin－hn冬＋h风硐 式中：hrmin——通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；hn冬——容易时期帮助通风的自然风压，hn冬=32Pa；h风硐——20～5050Pa。hrsmin＝1598.4＋32－50＝1616.4Pa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hrsmax＝hrmax－hn夏＋h风硐 式中：hrmax——表示通风时期矿井通风总阻力，Pa；hn夏——表示时期通风的自然风压，hn夏＝-32Pa；h风峒——20～100Pa50Pa。hrsmax＝2593.2＋32＋50＝2675.2Pa3）Qf因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）Qf必大 （9-Qr——实际风量，m3/s；容易时期：Qrmin＝1.05×83.63＝87.81m3/s时期：Qrmax＝1.05×83.63＝87.81m3/sQf9.10。 4）h=R×Q2确定；通风机特性曲线由选时期：Rrsmax=hrsmax/Qrmax2＝2593.2/87.812＝0.336N.S2/m8根据以上数据，在扇风机特性图表上（图9-5）选定风机，选2K60No.30型矿用通风机。9-12 转速风输入功kWNmin/Nmax＝195/300＝0.65>0.6 Nmax——通风机时期的输入功率ke——电动机容量备用系数,Ne＝300×1.1/（0.9×0.95）＝386YB453S3-49-13 期时型号功率电压电流易容厂难困式5%15%。bd、装有主要通风机的出口，应安装防爆门g、采煤工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串风必须符为使进筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯时的有害气体不进入工10min吧矿井转过来且要求风量不小于正常风量的60%设计采反风道反风即在出另开反风道安装反风装置能够保证安全可靠满足反风的时间和风量的要求。在采煤工作面以及与其相互连接的上下斜巷设置瓦斯仪，检测严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新按井下在册人员配备式自救器3m利用环境安全监测系统，及时测定中的风尘浓度防尘、洒水、降尘系统，对煤流各点必须经常喷雾洒水相邻煤层所有机道和回风道必须设置隔爆木棚采掘工作面的工人应按规定佩戴防尘帽和防尘对个工作面及采空区进行束管监测，电子计算机，及时掌握自燃征突水后，方可前进。d.打开煤柱放水时g.底板原始导水裂隙有透水时h. 1贫煤～2层13m4°0～7（5（1）（2）6（1）d（2）班27（1）（2）8a9mm低（1）（2）m（1）个1（2）个0m（1）m（2）m 个2大巷方运煤：胶带辅助：电机1.5t第第PAGE10028t（1）m（2）m/（3）m3/万（4）t/（5）元第PAGE第PAGE101杜计平.《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、李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》.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：中国矿业大学王德明.《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、吕家立.《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》.：煤炭工业王省身.《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：中国矿业大学专绿色开采是煤炭开采的发展方向,:绿色开采;保水开采;煤与瓦斯共采;充填开采;煤炭气党的报告明确提出“走出一条科技含量高，经济效益好，资源消耗能污染水资源。、和社会效益.根据煤矿中土地水瓦斯以及矸石排放等绿色开采技术主要1所示。、1互协调的开采技术主要表现在开采技术减轻对水土的破坏和地表的扰动；论是基础，开采技术是根本。废弃物排放,又可以减轻开采沉陷、提高矿井资源回收率,是实现煤矿绿色开板输送机将破碎后的矸石运入上下山,而后由胶带或刮板输送机进入采煤工刮板输送机卸矸充填。充填装备由后端带悬梁的自移式支架和充填刮板输送机组成。在自移式支架后端增加后悬臂等配件,采用可调高但按顺序连接,21个溜车机卸载,矸石经机破碎机进入矸石仓破碎后的矸石经上下山输送机平巷输送机运至支架后的充填刮板输送机,在采空区卸载。风力抛矸充填。风力充填材料粒度的直径不宜大于充填管道的充填体,废水经采区流水上山和流水道流入采区沉淀池,经沉淀后,澄清的水流入填具有料浆质量分数高充填效率高成本较优点,这项技术试验成功以后在统是我国煤矿第一个膏体充填示范工程,20065月工业性试采取得成功。膏体充填采煤技术主要由三部分组成,由充填泵提供动力,输送到支架后的采空区。膏体充填技术的是膏体充回回收瓦斯Y形通风抽采卸压瓦斯的煤气共20023月冀中能源邢东煤矿可调向、升降与变速矸石充填机的研制与应用。目前，具有相同功能的充填设备在枣矿田陈矿、蒋庄矿和新矿鄂庄矿有所应用山东盛泉矿业在高档普采工作面应用该煤炭气化技煤炭气化技术是指在将煤炭通过热化学反应直接气化转化为可燃破坏。煤炭气化是一种整体绿色开采技术。目前我国的气化技术仍处于工业试验阶段，有很多问题需要去研究和探索。煤炭气化技术集建井、采煤20世纪30年代以来，、德国和等主要产煤国均对此进行了大量技术研究，取得了不少科研成果，储备了煤炭气化的一些关键性技术。我国自1958年开始在鹤岗兴山矿、大同胡家湾、吉林蛟河及独山进行了自然条件下煤炭地下气化试验1980年以后相继在徐州马庄和新河刘庄新汶孙村协庄、鄂庄以及山东里彦等10多个矿区进行了试验，初步实现了煤炭气化从试验保障能源供给安全，促进经济和环境的协调发展都具有十分重要的意义。源保护和利用为主；大水矿区，要以减少水资源破坏和防治水为主。因此，保水采煤根本目的是为了保护地面和水体不受开采的影响同时使矿山本身不受水害的保水采煤主要应控制煤层上覆岩层中冒落带和导水裂缝带的发体会被疏降，有时还会向矿井渗漏，对矿井形成。理论关键层理论目的是为了研究覆岩中厚硬岩层对层状矿体开采理。开采后，随着关键层的破断，在该区域内水将形成下降漏斗水位能否恢复，则决定于随着工作面的推进，上覆岩层中有否软弱岩层(事实上它是研究水渗漏‘关键层”)经重新压实导致裂隙闭合而形成隔水带把地方法，在淮北朱庄矿6313工作面底板突水性的预测预报中得到了应用与验。基于岩层控制的关键层理论提出:将保证覆岩主关键层不破断失稳作为建筑物下采煤设计的基本原则。为了保证建筑物下采煤既具有较好的经济效益，(条带充填)控制开采沉陷的思路:t，取得了显著的经济与社会效益。目前，关键层理论正应用于多个矿井的建筑物下采煤实践。70%1×10-3μm²，这对我国开展煤“3000m³/d30口。而如何提仍存在抽出率低及钻孔工程量大的问题，瓦斯总体抽出率仅为23％。如何基于想煤与煤层气共采的基本观点为:将煤层气作为一种资源充分利用采间、空间与上给于保证，对抽放瓦斯进行利用。若在开采时形成采煤和采瓦“15煤综放面而言，在初采期，其上邻近层卸压瓦斯涌内。据此提出了阳泉五矿15煤综放面邻近层卸压瓦斯高抽巷布置的优化方 许家林，高．岩层控制关键层理论的应用研究与实践[J]．中国矿业 马驰，余力，梁杰．中国煤炭气化技术的发展[J]．中国能源翻PracticalNeuralNetworkApplicationsintheMiningL.Miller-Tait,R.DepartmentofMiningandMineralProcessEngineering,UniversityofBritishColumbia,Theminingindustryreliesheavilyuponempiricalysisfordesignandprediction.Neuralnetworksarecomputerprogramsthatuseparallelprocessing,similartothehumanbrain,toyzedatafortrendsandcorrelation.Twopracticalneuralnetworkapplicationsintheminingindustrywouldberockburstpredictionandstopedilutionestimates.Thispapersummarizesneuralnetworkdataysisresultsfora1995Goldcorp/Canmetstudyonrockburstinganda1986UBC/CanmetstudyonopenstopedilutionattheRuttanMine.Manyaspectsofminedesignarebaseduponempiricaldata.NeuralNetworksyzedataandpredictionsbasedonpreviousresults.Neuralnetworkshaveadvantagesoverconventionalempiricaldesignapproaches.TheseadvantagesNeuralnetworkscaneasilyusemultipleinputstoyzeByusingmultiplehiddenlayersandnodesneuralnetworksinvestigatethecombinedinfluenceofinputs.Neuralnetworkscanbeeasilyretrainedasnewdata esavailablemakingthemamoredynamicandflexibleempiricalestimationapproach.NeuralnetworksoftwareisinexpensiveandeasytoNeuralnetworkshavedemonstratedamoreaccurateempiricalestimateoverconventionalmethods.Theadvantagesofusingneuralnetworksareillustratedinarockburstpredictionexampleandanopenstopedilutionexample.Thefirstexampleofapotentialsituationwhereneuralnetworkscouldbeusefulintheminingindustryisthepredictionofrockburststhroughphysicalinputs.ToquotedirectlyfromtheOntarioMinistryofLabor“...wedonothavetheabilitytopredictwhenandwhererockburstswilloccur,andtheexpertsinthefieldagreethatwearenotclosetomakesuchpredictions”[1].Between1984and1993eightundergroundwerekilledinOntarioduetorockbursts.Thisaccountedforapproximay10%ofundergroundfatalitiesduringthisperiod.Ifneuralnetworksweretohavesuccessinpredictingwhererockburstsoccur,additionalgroundsupport,remoteequipment,and/ordesignmodificationscouldreduceorpossiblyeliminatefatalitiesduetorockburst.Assafetyistheprimaryresponsibilityofminingengineers,thepotentialforneuralnetworkstoassistinpredictingrockburstinputsshouldbeinvestigated.In1995,ajointprojectwascompletedbyGoldcorpInc.andCanmetcalled“DevelopmentofEmpiricalDesignTechniquesinBurstProneGroundatA.W.WhiteMine”[2].Partofthestudywastocollectinputinformationonrockburst,caving,groundwedge,androoffallfailuresattheA.W.WhiteMinebetween1992and1995.Thisresultedinafailuredatabaseconsistingof88groundfailureswithcorrespondinginputsforeachfailure.ThesixinputscollectedforeachfailurewereRMR[3],Q[4],span[5],SRF’[2],RMRadjustment,anddepth.Theseinputfactorsweresetupandruninaneuralnetworkwith73examplesbeingusedfortrainingand15examplesbeingusedtotestthenetwork.Theoutputfactor,stability,canbeoneoffourfailures[2]-PUN-RF(potentiallyunstablerooffall),PUN-GW(potentiallyunstablegroundwedge),BUR(rockburst),andCAV(cave).Abriefdescriptionoftheinputandoutputfactorsarelistedbelow.InputRMR-TheRMRsystem,initiallydevelopedbyBieniawskiin1973[3],basesrockmassqualityonfiveparameters.Theseparametersare:UniaxialcompressivestrengthoftheRockqualitydesignationSpacingofConditionofGroundwaterThesefactorsaregivenanumericalvalueandtotalledtogethertogetanRMRvalue.Thisvaluewillbeanumberbetween0and100withzerobeingverypoorrockand100beingextremelygoodrock.Thegroundwaterconditionswereassumedtobedryconditions.Q-TheQfactorreferstotherockqualitytunnellingindex[4].Developedin1974,byBarton,LienandLunde,fromtheNorwegianGeotechnicalInstitute,theQfactorisbasedonsixfactors,whichare:RQD-rockqualityJn-jointsetJr-jointroughnessJa-joint tionJw-jointwaterreductionSRF-stressreductionTheactualQformulaisQ=RQD/Jn×Jr/Ja×TheJw/SRFfactorwasassumedtobe1.0forthisstudybecausedryconditionsareassumed.Stressisfactoredthroughmodellingandstrainmeasurements.TheQfactorrangesonalogarithmicscalerangingfrom0.001to1,000where0.001isextremelypoorrockand1,000isvirtuallyperfectrock.Span[5]-themeaningofspanreferstothewidthofanundergroundopeninginnview.Spancanbedeterminedthroughthelargestdiameterofacirclewithinanundergroundexcavation.historyofgroundconditions.ItdoesnotreferdirectlytoSRFusedinthecalculationQ.Stresscriteriaisbasedupontheratioofinducedstressoverunconfinedcompressivestrength(UCS)oftherock.OutputBurstreferstoastopeinwhicharockbursthasoccurred.Arockburstisaninstantaneousrockfailureinoraboutanexcavatedareac paniedbyashockortremorinthesurroundingrock.PUN-RFreferstopotentiallyunstablegroundwithrespecttoarooffall.Astopeisconsideredpotentiallyunstableifanyofthefollowingconditionsoccur[2]:Theopeningmayexhibitstrongdiscontinuitieshavingorientationsthatformpotentialwedgesintheback.ExtragroundsupportmayhavebeeninstalledtopreventapotentialfallofInstrumentationinstalledinthestopehasrecordedcontinuingmovementofthestopeback.TheremaybeanincreasedfrequencyofgroundworkingorPUN-GWreferstoastopeconsideredpotentiallyunstableduetothelikelihoodofagroundwedgefailure.ThisisasubsetofPUN-RFcollectedseparaytoidentifyareaswherejointingmayresultinwedgefailures.CavereferstowhenuncontrolledgroundfailuresresultinTheaboveinputsandoutputswererunonaneuraln