姚桥煤矿3.0Mta新井设计-煤层瓦斯抽放技术

中国矿业大学本科生毕业设计姓名学号学院矿业工程学院专业采矿工程设计题目姚桥煤矿

5.0Mt/a新井设计专题深部矿井巷道稳定与支护技术研究指导教师职称讲师2012年6月徐州中国矿业大学毕业设计任务书学院矿业工程学院专业年级采矿工程2008级学生姓名任务下达日期2012年1月8日毕业设计日期2012年3月12日至2012年6月8日毕业设计题目姚桥煤矿

3.0Mt/a新井设计毕业设计专题题目煤层瓦斯抽放技术毕业设计主要内容和要求以实习矿井姚桥煤矿条件为基础，完成姚桥煤矿

3.0Mt/a新井设计主要内容包括矿井概况、矿井工作制度及设计生产能力、井田开拓、首采区设计、采煤方法、矿井通风系统、矿井运输提升等结合煤矿生产前沿及矿井设计情况，撰写一篇关于高瓦斯煤层抽放技术的专题论文翻译一篇3000字以上的专业英语论文，题目为“Analysisandcontrolonanomalywaterinrushinroofoffully-mechanizedminingfield”院长签字指导教师签字摘要本设计包括三个部分一般设计部分、专题设计部分和翻译部分一般部分为姚桥矿

5.0Mt/a的新井设计姚桥煤矿位于江苏省沛县和山东省微山县境内，昭阳湖西畔，距江苏省徐州市西北大约82km，距沛县县城约17km，距微山县县城约10km区内铁路交通方便，有徐（州）沛（屯）铁路专用线，在沙塘与陇海铁路线接轨，支线直达姚桥煤矿井田走向（东西）长平均约10km，倾向（南北）长平均约

3.5km，井田水平面积为36km2主采煤层一层，即7号煤层，平均倾角10°，厚约

9.45m井田工业储量为

517.46Mt，可采储量

393.51Mt，矿井服务年限为

60.54a井田地质条件简单表土层平均厚度163m；矿井正常涌水量为325m3/h，最大涌水量为465m3/h；矿井瓦斯含量很低，属低瓦斯矿井；煤尘具有爆炸危险性井田开拓方式为立井两水平上下山立井石门延深开拓大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用绞车加矿车加单轨吊运输运料矿井通风方式前期采用中央分列式通风，后期采用两翼对角式通风矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制一般部分共包括10章

1、矿区概述及井田地质特征；

2、井田境界和储量；

3、矿井工作制度及设计生产能力；

4、井田开拓；

5、准备方式-采区巷道布置；

6、采煤方法；

7、井下运输；

8、矿井提升；

9、矿井通风与安全技术；

10、矿井基本技术经济指标专题部分题目是深部矿井巷道稳定与支护技术研究翻译部分是一篇关于在掘进工程中煤与瓦斯突出防治技术的研究与应用，英文原文题目为Outburstcontroltechnologyforrapidexcavationinsevereoutburstcoal关键词姚桥煤矿；立井；两水平；上下山开采；采区布置；放顶煤；中央分列式ABSTRACTThisdesigncanbedividedintothreesections:generaldesignmonographicstudyandtranslationofanacademicpaper.Thegeneraldesignisabouta

5.0Mt/anewundergroundminedesignofyaoqiaocoalmine.YaoQiaocoalmineislocatedinpeixianjiangsuandWeiShanXianshandongprovincecountyterritorywestbankzhaoyanglakeisapartfromthejiangsuxuzhounorthwestabout82kmisapartfromthecountyofabout17kmpeixiancountyabout10kmawayfromWeiShanXiancounty.TherailwaytrafficisconvenientxustatepeithechariotrailwayprivatesidingssandpondandlonghairailwaylineininternationalstandardsregionaldirectYaoQiaocoalmine.It’sabout10kmonthestrikeand

3.5kmonthedipwiththe36km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamofthismineisonly7withanaveragethicknessof

9.45mandanaveragedipof10°.Theprovedreservesofthiscoalmineare

517.46Mtandtheminablereservesare

393.51Mtwithaminelifeof

60.54a.Thegeologicalconditionofthemineisrelativelysimple.Thenormalmineinflowis325m3/handthemaximummineinflowis465m3/h.ThemineralwellgasgushesislowerItisalowgasmineralwellandit’sacoalseamliabletoexplosion.Themineistwolevelsinanmainshaftwhichwelllocationisstonegatetoexpand.Thecentrallanewayusewheelmountedbeltconveyortotransitcoalminingtrucksareusedforwinchtramcarandmonorailhoisttransportationintheroadway.ThemineventilationwaybythecentralFenLieShilaterthetwowingsdiagonaltype.Theworkingsystem“three-eight”isusedinthechensiloumine.Itproduced330d/a.Thisdesignincludestenchapters:

1.Anoutlineoftheminefieldgeology;

2.Boundaryandthereservesofmine;

3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;

4.developmentengineeringofcoalfield;

5.Thelayoutofpanels;

6.Themethodusedincoalmining;

7.Transportationoftheunderground;

8.Theliftingofthemine;

9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;

10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.Thetopicofspecialsubjectpartsistheresearchofsupporttechnologyfordeepminelaneway.ThetranslatedacademicpaperisaboutOutburstcontroltechnologyforrapidexcavationinsevereoutburstcoal.Keywords YaoQiaomine;shaft;Twolevel;up-dipanddown-dipminging;Blocklayout;sublevelcavinghydraulicsupport;thecenterofmarch-past.目录一般部分1矿区概述及井田地质特征

21.1矿区概述

21.

1.1地理位置与交通情况

21.

1.2矿区气候条件

21.

1.3矿区水文情况

21.

1.4地震

21.2井田地质特征

41.

2.1井田位置、边界范围、拐点坐标、井田面积及相邻矿井边界关系

41.

2.2井田地质概况、地层、含煤地层及构造情况

41.3煤层特征52井田境界和储量

82.1井田境界

82.2矿井工业储量

82.

2.1构造类型

82.

2.2矿井地质储量

82.

2.3矿井工业储量

102.3矿井可采储量

112.

3.1矿井可采储量

112.

3.2工业广场煤柱留设113矿井工作制度、设计生产能力及服务年限

133.1矿井工作制度

133.2矿井设计能力及服务年限

133.

2.1确定依据

133.

2.2矿井设计能力及生产年限

133.

2.3井型校核144井田开拓

164.1井田开拓的基本问题

164.

1.1井筒形式的确定

164.

1.2井筒位置的确定

174.

1.3工业广场位置选择

184.

1.4开采水平的确定及采（带）区的划分

184.

1.5方案比较

194.2矿井基本巷道

244.

2.1井筒

244.

2.2开拓巷道

284.

2.3井底车场及硐室325准备方式—采区巷道布置

355.1煤层的地质特征

355.

1.1采区煤层特征

355.

1.2地质构造

355.

1.3水文地质

355.

1.4地表情况

355.2采区巷道布置及生产系统

355.

2.1采区位置及范围

355.

2.2采煤方法及工作面长度的确定

355.

2.3煤柱尺寸的确定

355.

2.4采区上山布置

365.

2.5确定采区各种巷道尺寸、支护方式及通风方式

365.

2.6采区巷道的联络方式

365.

2.7工作面接替顺序

365.

2.8采区生产系统

375.

2.9采区内各种巷道的掘进方法

375.

2.10采区生产能力

375.3采区车场选型设计

385.

3.1确定采区车场形式

385.

3.2采区主要硐室布置406采煤方法

416.1采煤工艺方式

416.

1.1采煤方法的选择

416.

1.2回采工作面长度的确定

426.

1.3工作面的推进方向和推进度

426.

1.4回采工作面斜巷参数

436.

1.5回采工作面落煤方式

436.

1.6采煤机进刀方式

436.

1.7装运煤

446.

1.8移架方式和移架顺序

446.

1.9推拉运输机方式

446.

1.10放煤方式

456.

1.11工艺流程

466.2主要设备技术参数

476.

2.1液压支架

476.

2.2采煤机

486.

2.3工作面主运输设备

486.

2.4泵站

496.

2.5移动变电站

506.3顶板管理

506.

3.1支护设计

506.

3.2工作面顶板管理

516.

3.3工作面上、下端头支架的操作及维护要求

526.4劳动组织和工作面成本

546.

4.1劳动组织

546.

4.2工作面成本

556.5回采巷道布置

566.

5.1回采巷道布置方式

566.

5.2回采巷道参数577井下运输

597.1概述

597.

1.1井下运输的原始条件和数据

597.

1.2矿井运输系统

597.2采区运输设备的选择

597.

2.1矿井运输设备选型应遵循以下原则

597.

2.2工作面及顺槽运输设备选型

607.

2.3上山运输设备选型

617.3大巷运输设备选择

627.

3.1确定大巷的运输方式

627.

3.2确定大巷运输设备

627.

3.3运输设备能力验算658矿井提升

668.1矿井提升概述

668.2主副井提升

668.

2.1主井提升

668.

2.2副井提升

688.

2.3井上下人员运送699矿井通风及安全技术

709.1矿井概况

709.

1.1矿井地质概况

709.

1.2开拓方式

709.

1.3开采方法

709.

1.4变电所、充电硐室、火药库`

709.

1.5工作制、人数

709.2矿井通风系统的确定

709.

2.1矿井通风系统的基本要求

709.

2.2矿井通风方式的选择

719.

2.3矿井通风方法的选择

729.

2.4采区通风系统的要求

729.

2.5工作面通风方式的选择

739.

2.6回采工作面进回风道的布置

739.

2.7通风构筑物

749.3矿井风量计算

749.

3.1工作面所需风量的计算

749.

3.2备用工作面需风量计算

759.

3.3掘进工作面需风量计算

769.

3.4硐室需要风量的计算

769.

3.5其他巷道所需风量计算

779.

3.6矿井总风量计算

779.

3.7风量分配

779.4全矿通风阻力的计算

789.

4.1计算原则

799.

4.2矿井最大阻力路线

799.

4.3矿井通风阻力计算

829.

4.4矿井通风总阻力

839.

4.5两个时期的矿井总风阻和总等积孔

839.5矿井通风设备选型

849.

5.1主要通风机选型

849.

5.2电动机选型

869.

5.3矿井主要通风设备的要求

869.

5.4对反风、风峒的要求

879.6安全灾害的预防措施

879.

6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施

879.

6.2预防井下火灾的措施

889.

6.3防水措施8810设计矿井基本技术经济指标89参考文献90专题部分深部矿井巷道稳定与支护技术研究92摘要921问题的提出922深井巷道的矿压规律与特点

922.1深井巷道概念

922.2深井矿压规律

942.

2.1地应力概念

942.

2.2主应力方向对巷道稳定的影响943开采深度与巷道围岩的变形关系

953.1中国的研究

953.2前苏联的研究

953.3德国的研究964影响巷道稳定的因素

974.1稳定性系数

974.2影响因素分析

974.

2.1岩石力学性质

974.

2.2围岩结构

974.

2.3围岩物相

974.

2.4地质构造应力

974.

2.5地下水与地温

974.

2.6巷道布置与开挖顺序

974.

2.7巷道断面尺寸和形状

974.

2.8支护材料与结构形式

974.

2.9支护参数

974.

2.10施工工艺与质量

984.3巷道围岩稳定性分类

984.

3.1按围岩松动圈的分类方法

984.

3.2按围岩变形量的分类方法985深部巷道围岩变形规律

985.1深部巷道围岩具有软岩的力学特征

985.2深部巷道围岩的变形特征

995.3深部围岩巷道载荷特征996深井巷道支护技术

1006.1深井巷道变形规律

1006.2深井巷道支护

1006.

2.1深井巷道支护原理

1006.

2.2支护结构形式

1016.

2.3支护方法及对策1017深井锚杆支护技术

1027.1锚杆支护理论

1027.2深部巷道围岩锚杆支护作用分析

1057.3采用大直径、高强度、大延伸量锚杆

1067.4增大锚杆预紧力

1067.5提高锚杆锚固力

1077.6改善锚索性能

1087.7加固帮、角关键部位

1087.8完善锚杆支护监测系统1098深井软岩巷道支护1099深部巷道高温及岩爆问题

1099.1高温问题

1099.2岩爆问题10910结论110参考文献112翻译部分英文原文114中文译文121致谢126一般部分1矿区概述及井田地质特征

1.1矿区概述

1.

1.1地理位置与交通情况姚桥煤矿座落在江苏省沛县和山东省微山县境内，昭阳湖西畔，距江苏省徐州市西北大约82km，距沛县县城约17km，距微山县县城约10km区内铁路交通方便，有徐（州）沛（屯）铁路专用线，在沙塘与陇海铁路线接轨，支线直达姚桥煤矿姚桥矿井工广距沛屯集配站8km沛屯集配站距各大城市距离见表1-1表1-1沛屯集配站距各大城市距离区内公路交通也十分方便，徐州至济宁省级公路从矿井西侧穿过，东与京沪高速公路相连京杭大运河从矿区东部通过，可供100吨级机船常年航行，水路交通也较为方便矿井交通位置图见图1-

11.

1.2矿区气候条件姚桥煤矿所在地气候属北温带鲁淮区气候，具有长江流域和黄河流域过渡性特点冬季多在大陆性冷高压控制下，天气寒冷干燥；春季冷暖气团交错，天气多变，干旱少雨夏季处于副热带高压边缘，高温多雨；秋季阳光充足，天高气爽，四季分明年平均降雨量

789.2mm，平均降水日

81.8d，雨季开始6～7月，极端降水1178mm/a（1971年）和

492.4mm/a（1981年），最大日降水量393mm/d（1971年）

1.

1.3矿区水文情况姚桥井田地貌属黄淮冲积平原，为第四系地层覆盖地区，矿井陆地部分地势平坦，略向东倾斜，陆地地面高程

33.54～

37.47m，东部昭阳湖湖底高程为

30.00～

33.00m，湖内常年积水井田内较大的地表水体有

1、东部昭阳湖二级坝以北，井田所及部位长年积水，水位标高一般为

33.00～

34.00m，最高水位

36.90m，湖水面积602km2，湖容量为3817Mm3，最低水位

32.02m，湖水面积87km2，湖容量18Mm3，每年1月份湖面冰封，5～7月份湖水减少难以通航京杭大运河位于湖陆交界处，本井田范围内与湖水贯通杨屯河贯穿井田中部，水面宽40～50m，全年可通航沿河位于井田西端，大部分时间干枯

1.

1.4地震姚桥煤矿位于大地构造体北断块区的南部，秦岭东西构造带东段，新华夏系第二隆起带的西侧，东距郯城庐江断裂带约150km，西距聊城断裂带约160km，附近有丰邳断裂、沛县断裂、微山断裂等次一级断裂构造矿区具有发生五级左右地震的条件较大地震条件不明显，造成破坏性影响的主要是来自邻区的大震国家地震局1976年9月地震烈度区划资料本区属七度地震区图1-1矿区交通位置图

1.2井田地质特征

1.

2.1井田位置、边界范围、拐点坐标、井田面积及相邻矿井边界关系井田处于江苏省沛县杨屯镇与山东省微山县张楼乡境内，北以F19断层为界与上海大屯能源股份有限公司龙东煤矿接壤；南以F14断层为界与上海大屯能源股份有限公司徐庄煤矿相邻；西北以F19断层为界与徐州矿务集团三河尖煤矿毗邻，东为山东微山崔庄煤矿姚桥井田的范围以国土资源部2009年2月19日批准的采矿许可证中25个拐点坐标圈定的范围为准，井田面积走向长度10km，倾斜长度

3.5km，采矿登记面积为36km2，开采深度为-135m～-1300m由于本井田范围第四系冲积层较厚，无小煤矿及老窑姚桥煤矿矿区范围拐点坐标见表1-2表1-2姚桥煤矿矿区范围拐点坐标

1.

2.2井田地质概况、地层、含煤地层及构造情况该井田第四系冲积层广泛分布，为全掩盖式煤田，最老地层为寒武系凤山组（∈3f），最新地层为第四系（Q）现将地层由老至新分述如下

1、寒武系凤山组（∈3f）最大厚度

60.78m，岩性主要为浅灰～灰色泥晶灰岩、鲕粒灰岩、夹少量竹叶状灰岩与上覆地层整合接触

2、奥陶系（O）奥陶系地层最大厚度为

569.30m，灰色、厚～中厚层状，以白云岩、白云质灰岩为主多具水平层理与上覆地层假整合接触

3、石炭系（C）

1、本溪组（C2b）两极厚度

26.64m～

41.46m，平均厚度

37.40m左右，中下部由泥岩、砂质泥岩组成，夹薄层灰岩；上部以浅灰～灰白色石灰岩为主，夹薄层灰绿色泥岩与上覆地层整合接触

2、太原组（C3t）本组地层两极厚度为

146.29m～

182.63m，平均厚度160m左右，为一套海陆交互相含煤沉积地层本组有灰岩14～15层，全井田稳定可采煤层17号和21号位于本组中下部与上覆地层整合接触

4、二迭系（P）

1、山西组（P11sh）该组地层为井田内主要含煤地层，两极厚度

64.16m～

130.83m，平均厚度105m左右，砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤组成，富含植物化石，含煤4层，其中

7、8号煤层位于本组地层中下部，为井田内主要可采煤层与上覆地层整合接触

2、下石盒子组（P21xs）该组地层两极厚度

200.57m～

297.13m，平均厚度242m左右，岩性主要由砂质泥岩、泥岩及砂岩组成，底部是一层厚而稳定的中、粗砂岩，平均厚度10m左右，下距山西组7号煤层60m左右与上覆地层整合接触

3、上石盒子组（P12ss）该组地层最大残厚为

211.95m，岩性以砂质泥岩、泥岩为主；底部发育一厚层状中、粗粒砂岩与上覆地层不整合接触

5、下白垩～上侏罗统（K1+J3）井田内该地层最大残厚为

448.76m，为一套干燥气候条件为主的内陆盆地沉积与上覆地层不整合接触

6、第四系（Q）井田内该地层两极厚度为

80.60m～

226.80m，平均厚度163m左右，自东向西，由南至北，该地层有逐渐增厚的趋势，岩性主要由粘土、砂质粘土、混粒土及各种粒级的砂组成井田内断裂构造较发育，落差≥2m的断层共有378条，其中落差≥5m的断层共有138条，5m～20m有88条，落差≥20m有50条，大多数为高角度正断层，逆断层较少只有6条姚桥井田由于受区域构造的影响，断裂构造较发育，南、北、西边界皆为落差较大的断层，总体为一向北西倾斜的单斜构造，地层走向在陆上的西部为N15°E左右，中部和东部为N30°～40°E，靠近北部袁堂断层附近为NE向湖区次一级褶曲较发育，地层在走向和倾向上均有起伏变化从采掘资料来看，以7勘探线为界，西翼浅部地层倾角为12°～16°，中部及湖区地层倾角为5°～8°平均10°

1.3煤层特征姚桥井田含煤层有太原组、山西组、下石盒子组，平均地层总厚503米，含煤20余层，煤层总厚

12.73m，可采煤层有山西组7号煤，含煤系数

3.1％7煤层两极厚度

9.23m～

9.56m，平均厚度

9.45m，煤厚变异系数24%，7号煤层厚度大多在

9.40m～

9.48m之间，煤层结构简单，局部含夹矸2～3层，厚度

0.04～

2.42m，夹矸层位一般位于7号煤层中下部，为全井田可采的稳定型厚煤层8煤层位于山西组地层下部，煤层厚度0～

0.95m，平均厚度

0.8m，煤厚变异系数35%，煤层厚度变化无明显规律，煤层结构简单，多为一层，局部为两层，夹矸两极厚度为1～

2.73m，为不可采的较稳定煤层17煤层厚度0～

0.65m，平均厚度

0.14m，结构简单，夹矸一层，局部两层，厚度

0.05～

0.92m，岩性多为泥岩、炭质泥岩，为不可采的较稳定煤层21煤层厚度0～

0.66m，平均厚度

0.36m，以中厚煤层为主，21号煤层结构简单，一般含夹矸一层，少数含矸两层，厚度

0.20～

0.30m，岩性以泥岩为主，为不可采的稳定煤层姚桥井田可采煤层为7号煤层，煤性脆，易碎成粉末状，坚硬程度多为松软级天然焦为黑色～钢灰色，光泽暗淡，硬度大，变质程度高者不染手姚桥井田煤层属于中等偏低变质的烟煤，各层挥发份产率普遍较高，7号煤的平均挥发份产率为

38.88%，平均灰分为

14.31%，原煤中的硫分主要以有机硫和黄铁矿形式存在原煤全硫含量为

0.74%，为低硫煤7号煤层高位发热量为

28.03MJ/Kg，属特高热值煤煤的工业分类按照《中国煤炭分类国家标准（GB5751--86）》进行分类确定7号煤层为气煤（QM），可作为炼焦配煤和良好的动力用煤姚桥井田南、北、西三面被大断层切割，为补给不畅的相对隔水边界，但在袁堂断层局部及井田东南、西南煤层露头区存在水源补给，为一相对独立的封闭～半封闭的水文地质单元井田内主要含水层自上而下有第四系松散砂层含水层、下白垩上侏罗统砾岩含水层、下石盒子组底部分界砂岩含水层、7煤顶底板砂岩裂隙含水层、太原组灰岩含水层、奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层第四系粘土层发育，其中3隔、4隔岩性主要为粘土，厚度平均为

33.56m、

13.79m且分布稳定，隔水性强，有效地阻隔了大气降水、地表水、第四系中上部砂层水与第四系底部含水层水、基岩地下水的水力联系井田内7煤层距L4灰距离较大，其间地层主要为砂质泥岩、细砂岩、粉砂岩、泥岩、薄层灰岩组成，可以作为良好的隔水层，一般对7煤开采没有威胁受袁堂断层的影响，断层下盘奥灰强含水地层与上盘煤系地层对接，奥灰含水层在袁堂断层局部区段与煤层顶板砂岩裂隙含水层及L4灰含水层产生水力联系，对矿井充水由上述可知，矿井不仅接受直接揭露的含水层水的补给，同时也接受与之有水力联系的其它含水层水的间接补给矿井历年年平均涌水量为325m3/h年平均最大涌水量为465m3/h，1993年以来年平均涌水量为355m3/h矿井月平均最大涌水量577m3/h－500m水平平均涌水量200m3/h，最大涌水量577m3/h；－650m水平平均涌水量100m3/h，最大涌水量193m3/h排水系统根据2003年矿井地质报告预计正常涌水量为508m3/h，最大涌水量为609m3/h井田水文地质条件复杂程度，综合评定为中等类型7号煤层的直接顶板为灰黑色、深灰色砂质泥岩或泥岩，局部为中、细砂岩，一般厚度为3～4m，其上多发育一层灰～灰白色中细粒砂岩，煤层顶板稳定性较好，以中等稳定为主，局部为稳定型底板一般为深灰色砂质泥岩、泥岩，厚度一般为3～8m，以中等稳定型为主姚桥矿矿井瓦斯成份以二氧化碳为主，甲烷含量很低瓦斯相对涌出量远远小于10m3/t，属低瓦斯矿井姚桥煤矿各主要可采煤层的可燃基挥发分都较高，均有爆炸性危险，且太原组各主要可采煤层的可燃基挥发分的平均较大，因此煤尘爆炸性更大姚桥矿投产至今，已发生多次煤层自燃现象，发火原因多是因为采空区封闭不好、漏风等引起煤层自燃，处理方法多采用封闭、注浆、注水等方法灭火恒温带深度为30m，恒温带的温度为16℃地温梯度平均约为

2.35℃/百米，属于地温正常区图1-2终合柱状图2井田境界和储量

2.1井田境界井田处于江苏省沛县杨屯镇与山东省微山县张楼乡境内，北以F19断层为界与上海大屯能源股份有限公司龙东煤矿接壤；南以F14断层为界与上海大屯能源股份有限公司徐庄煤矿相邻；西北以F19断层为界与徐州矿务集团三河尖煤矿毗邻，东为山东微山崔庄煤矿姚桥井田的范围以国土资源部2009年2月19日批准的采矿许可证中25个拐点坐标圈定的范围为准，井田面积走向长度10km，倾斜长度

3.5km，采矿登记面积为36km2，开采深度为-135m～-1300m姚桥井田由于受区域构造的影响，断裂构造较发育，南、北、西边界皆为落差较大的断层，总体为一向北西倾斜的单斜构造，地层走向在陆上的西部为N15°E左右，中部和东部为N30°～40°E，靠近北部袁堂断层附近为NE向湖区次一级褶曲较发育，地层在走向和倾向上均有起伏变化从采掘资料来看，以7勘探线为界，西翼浅部地层倾角为12度～19度，中部及湖区地层倾角为5度～10度平均倾角为10度

2.2矿井工业储量

2.

2.1构造类型井田内断裂构造较发育，落差≥2m的断层共有378条，其中落差≥5m的断层共有138条，5m～20m有88条，落差≥20m有50条，大多数为高角度正断层，逆断层较少只有6条姚桥井田由于受区域构造的影响，断裂构造较发育，南、北、西边界皆为落差较大的断层，总体为一向北西倾斜的单斜构造，地层走向在陆上的西部为N15°E左右，中部和东部为N30°～40°E，靠近北部袁堂断层附近为NE向湖区次一级褶曲较发育，地层在走向和倾向上均有起伏变化从采掘资料来看，以7勘探线为界，西翼浅部地层倾角为12°～16°，中部及湖区地层倾角为5°～8°图2-1井田赋存状况示意图

2.

2.2矿井地质储量参与矿井储量计算的煤层是7号煤，工业指标主要是煤层最低可采厚度为

0.7m、天然焦为

0.8m，最高可采灰份不大于40%井工业储量是指在井田范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚根据矿井地质报告，重新编制了井田内主要可采煤层7号的15000煤层的底板等高线及资源储量估算图，在估算中，方法选择正确，块段重新划分合理，参数选用准确，估算结果可靠本次参加储量估算的煤层有7号地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量煤层总储量即为各块段储量之和，每个块段内至少应有一个以上的钻孔图2-2块段划分图矿井地质储量计算选取参数

1、井田范围内的各可采煤层储量计算是在15000煤层底板等高线图上采用地质块段法进行计算公式为Q=S×M×γ/COSα（2-1）式中Q--煤层储量﹙t﹚；S--平面积﹙m2﹚；α--煤层倾角﹙°﹚；M--煤层真厚﹙m﹚；γ--煤层容重﹙t/m3﹚

2、煤层视密度的确定煤层视密度的确定，以全井田煤样测试的视密度值及煤层平均灰分等参数来确定视密度，计算公式为D=DB+

0.007﹙AC-ARC﹚式中D--煤层视密度，﹙t/m3﹚；DB--已知煤层各视密度测试点的视密度值的算术平均值﹙t/m3﹚；AC--煤层灰分平均值；ARC--煤层已知视密度点的灰分算术平均值；

0.007--经验系数由实际矿井情况确定7号煤层视密度为

1.

383、块段平面积在15000煤层底板等高线图上由计算机依据划定好的块段范围自动计算

4、块段煤厚利用块段内及邻近见煤点采用厚度的算术平均值

5、倾角以块段内等高线的平均宽度求取

2.

2.3矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算表2-17号煤层地质储量计算矿井工业储量可用下式计算（2-2）式中——矿井工业资源/储量；——探明的资源量中经济的基础储量；——控制的资源量中经济的基础储量；——探明的资源量中边际经济的基础储量；——控制的资源量中经济的基础储量；——推断的资源量；——可信度系数，取

0.7～

0.9地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取

0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，取

0.7，该式取

0.9得

21952.65万t

10976.33万t

9408.28万t

4704.14万t

4704.14万t

51745.54万t

2.3矿井可采储量

2.

3.1矿井可采储量矿井设计资源储量按下式计算（2-3）式中——矿井设计资源/储量——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失之和按矿井工业储量的3%算则矿井设计可采储量下式计算式中——矿井设计可采储量——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算；C——采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%此处取

0.8则

2.

3.2工业广场煤柱留设根据《煤炭工业设计规范》不同井型与其对应的工业广场面积见下表2-2，第5-22条规定工业广场的面积为

0.8～

1.1公顷/10万吨本矿井设计生产能力为500万吨/年，所以取工业广场的尺寸为700m×750m的长方形煤层的平均倾角为10°，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部其中心处埋藏深度为-500m，该处地面高程+35m，表土层厚度为

80.60～

226.80m，平均163m主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内，由于工业广场内有断层，地表建筑物在选址时要避开断层的影响带工业广场按Ⅱ级保护标准留设维护带，宽度为15m本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-3表2-2工业场地占地面积指标表2-3岩层移动角由此根据上述以知条件，画出如图2-3所示的工业广场保护煤柱的尺寸由CAD量的一个梯形的面积分别是

1645881.59m2S7煤=

1645881.59/cos10°=

1671271.97m2则工业广场的煤柱量为Z工=S×M×R式中Z工—工业广场煤柱量，万吨；S—工业广场压煤面积，㎡；M—煤层厚度，7煤

9.15m；R—煤的容重

1.38t/m3则Z7煤=

1671271.97×

9.45×

1.38×10-4=

2179.51万t图2-3工业广场煤柱留设3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限

3.1矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明》，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，三八制作业（两班半生产，半班检修），每日两班半出煤，净提升时间19h

3.2矿井设计能力及服务年限

3.

2.1确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第

2.

2.1条规定矿井设计生产能力应根据资源条件、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较确定矿区建设规模可依据以下条件确定

（1）资源情况煤田地质条件简单，储量丰富、应加大矿区建设规模，建设大型矿井煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大

（2）开发条件包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市）、交通（铁路、公路、水运）、用户、供电、供水、建筑材料及劳动力来源等条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模

（3）国家需求对国家煤炭需求量（包括煤种、煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据

（4）投资效果投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模

3.

2.2矿井设计能力及生产年限姚桥矿井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质动力煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井井田的设计生产能力应与矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限参照大型矿井服务年限的下限（大于50a）要求，T取60a，储量备用系数取

1.3，则矿井设计生产能力A为A=Qk/T×K（3-1）式中T—矿井的服务年限，a；Qk-—矿井的可采储量，万t；A—矿井的设计生产能力，万t/a；K—矿井储量备用系数，取

1.3则A=

39351.45/60×

1.3=

504.51万t/a根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，按煤炭工业矿井设计规范规定，将矿井设计生产能力A确定为500/a，再计算矿井服务年限T=Qk/A×K则T=

39351.45/（500×

1.3）=

60.54a在计算矿井服务年限时，考虑矿井投产后，可能由于地质损失增大，采出率降低和矿井增产的原因，使矿井服务年限缩短，设置了备用储量Qb，备用量为Qb=（Qk×

0.4）/

1.3（3-2）则Qb=（

39351.45×

0.4）/

1.3=

12108.14万t在备用储量中，估计约有50%为采出率过低和受未预知地质破坏影响所损失的储量矿井开拓设计时认定的实际采出的储量约为

39351.45－（

12108.14×50%）=

33297.38万t本矿井的开采服务年限符合《煤炭工业矿井设计规范》要求注确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数在煤层底板等高线上计算第一水平工业储量为

313.84Mt可采储量为

236.28Mt所以第一水平服务年限T1为T1=

236.28/

1.3×5=

36.4a第一水平服务年限大于30a，符合《煤炭工业矿井设计规范》要求

3.

2.3井型校核按矿井的实际煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件因素对井型进行校核

（1）煤层开采能力井田内7号煤层平均厚

9.45m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个放顶煤工作面保产

（2）辅助生产环节的能力校核矿井设计为特大型矿井，开拓方式为双立井两水平上下山开拓，主立井采用箕斗提升机运煤，副立井井采用罐笼提升机辅助运输，运煤能力和大型设备的下放均可达到设计井型的要求工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机运到顺槽煤仓，再经主立井的提升机提升至地面，运输能力大，自动化程度高副井运输用罐笼提升机提升、下放物料，能满足大型设备的下放和提升大巷的辅助运输采用固定厢式矿车，适应能力强，运输方便安全

（3）通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性但瓦斯含量较低，属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单矿井通风中央并列式通风，可以满足整个矿井通风的要求本井田内存在若干小断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力

（4）储量条件校核矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井设计规范》要求，见表3-1表3-1我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限4井田开拓

4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、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、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究

（1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；

（2）合理确定开采水平的数目和位置；

（3）布置大巷及井底车场；

（4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；

（5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；

（6）合理确定矿井通风、运输及供电系统确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案在解决开拓问题时，应遵循下列原则

（1）贯彻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保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设

（2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产

（3）合理开发国家资源，减少煤炭损失

（4）必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态

（5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件

（6）根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素

（1）本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-150m，最深处到-1050m，表土层厚度较大平均厚约163m

（2）本井田瓦斯及涌水比较小对开拓方式的选择影响不大

（3）本矿地表地势平坦，略向东倾斜，矿区东部位于昭阳湖湖底，无别的大的地表水系和水体，地面平均标高为+35m

4.

1.1井筒形式的确定井筒形式有三种平硐、斜井、立井一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂具体见表4-1本矿井煤层赋存稳定构造简单，倾角为5～19°，为缓斜煤层，表土层厚度为

80.60～

226.80m，平均厚约163m，无流沙层，煤层埋藏较深；水文地质情况中等—简单，涌水量不大；因此需采用立井开拓表4-1井筒形式比较

4.

1.2井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替因此，井筒位置的确定原则1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程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威胁及防洪措施由于本井田平均倾角10°，倾角平缓，厚度变化小，且井田中部有矿区铁路运输专线故把井筒置于井田中央，即工业场地之中

4.

1.3工业广场位置选择工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部工业场地的形状和面积根据工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为50公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向根据制图规范15000的图按700m750m绘制

4.

1.4开采水平的确定及采（带）区的划分

1.开采水平划分依据及原则开采水平的划分将影响矿井建设时期的技术经济指标，影响建井初期工程量，影响基建投资所以，开采水平的划分要合理其所遵循的原则如下1）具有合理的阶段斜长合理的阶段斜长要便于煤炭的运输，便于辅助提升，方便行人同时还要考虑要有合理的区段数目2）要有利于采区的正常接替为保证矿井均衡生产，一个采区开始减产，另一个新的采区应投入生产，必须提前准备好一个新采区所以，一个采区的服务年限应大于一个采区的开拓准备时间由此可见，阶段斜长越长，采区储量多，采区的服务年限就越长，越有利于采区的接替3）经济上有利的水平垂高我国多年的生产建设实际表明，开采水平垂高过小，将造成严重的采掘失调合理的加大开采水平垂高，可以增加水平储量和服务年限，有利于集中生产，提高开采水平的生产能力，减少开采水平和同时生产的水平数目故在运输、通风、排水、巷道维护等技术条件能够达到的情况下，可以适当加大水平垂高，减少水平数目

2.开采水平的确定本矿井煤层埋藏最浅处为-135m，煤层埋藏最深处达-1050m，垂直高度达915m，因此必须采用多水平开采，根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，缓斜煤层的阶段垂高为200~350m，根据本矿井的实际条件，结合阶段斜长考虑决定煤层的阶段垂高为350m左右井田内主采煤层为7号煤层，设计中针对的7号煤层倾角平缓，为5～15°，为缓斜煤层，局部地段倾角为19°，由于本矿井瓦斯，涌水及煤层倾角比较小所以可以考虑上下山的开采方案，考虑到井田范围不大所以本矿井也可采用两水平的开采方式

4.

1.5方案比较

（1）提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下方案一立井双水平上下山立井延深（岩层大巷）主、副井均为立井井，井筒布置于井田倾向中央偏上部，大巷布置在岩层当中，采用双水平开采第一水平为-500m水平，第二水平为-800m水平，二水平延深方式采用立井石门延深，通风方式前期采用中央分列式，后期采用两翼对角式如图4-1所示图4-1方案一方案二立井双水平上下山暗斜井延深（岩层大巷）主、副井均为立井井，井筒布置于井田倾向中央偏上部，大巷布置在岩层当中，采用双水平开采第一水平为-500m水平，第二水平为-800m水平，二水平延深方式采用暗斜井延深，通风方式前期采用中央分列式，后期采用两翼对角式如图4-2所示图4-2方案二方案三立井三水平上下山立井延深（岩层大巷）主、副井均为立井井，井筒布置于井田倾向中央，大巷布置在岩层当中，采用三水平开采第一水平为-400m水平，第二水平为-650m水平，第三水平为-900m水平通风方式前期采用中央分列式，后期采用两翼对角式如图4-4所示图4-3方案三方案四立井三水平上下山暗斜井延深（岩层大巷）主、副井均为立井井，井筒布置于井田倾向中央，大巷布置在岩层当中，采用三水平开采第一水平为-400m水平，第二水平为-650m水平，第三水平为-900m水平通风方式前期采用中央分列式，后期采用两翼对角式如图4-4所示图4-4方案四

（2）开拓方案技术比较以上所提四个方案中，均采用岩层大巷，区别在于大巷位置、开采水平的划分、井筒位置及延深方式以及部分基建、生产经营费用不同方案

一、方案二中，主要区别在于第二水平的延深方式及大巷位置不同，方案一中两水平延深方式采用立井石门延深，这样的延深方式材料和煤炭运输系统都比较简单且煤柱留设少；采用立井石门延深减少了大巷的运输量，运输费用最少，同时辅助运输费用也少而方案二中延深方式采用了暗斜井延深增加了掘进成本，同时煤炭运输系统相对方案一比较复杂煤柱留设多对两方案的基建费和生产费粗略估算如表4-2，粗略比较后发现方案二比方案一高出

14.67且方案一提升、排水工作的环节少，人员上下方便，故两方案中暂取一方案方案

三、方案四中，主要区别在于第三水平延深方式及大巷位置的不同，方案三采用立井石门延伸，方案四采用暗斜井延伸，采用立井石门延伸，这样的延深方式材料和煤炭运输系统都比较简单且煤柱留设少，同时可以减少大巷的运输量，运输费用最少，辅助运输费用也少对两方案的费用粗略估算表如表4-2，方案四比方案三多出

2.35%、且方案三的提升、排水等环节都比方案四少，生产系统更为简单可靠一些，故两方案中暂取三方案表4-2各方案费用粗略估算表（单位万元）

（3）开拓方案详细经济比较方案一采用矿井双翼开采的采区工作面配置方式，方案三采用矿井双翼开采的采区工作面配置方式，对方案一和方案三有差别的是建井工程量、生产经营工程量、基建费和生产经营费分别计算，计算结果见表4-3～表4-6，并汇总于表4-7中表4-3方案1和3的建井工程量表4-4方案1和3生产经营工程量表4-5方案1和3的生产经营费表4-6方案1和3的基建费表4-7方案1和方案3费用汇总在上述经济比较中需要说明一下几点

①两方案中都是深部延深方式都是采用立井石门，不同的是井筒位置的选择及开采水平的划分方案一采用立井两水平开采，井筒布置在井田倾向中央偏上的位置，前期采用中央分列式后期采用两翼对角式通风方式，大巷布置在岩层中，方案三采用立井三水平开采，井筒相对于方案一井筒在倾向上靠下了一些，采用两翼对角式通风，风井布置在井田两翼，大巷布置在岩层中；

②两方案中各采区均布置两条采区上山，且这些上山的开掘单价近似相同，考虑到井田内采区上山的总开掘长度相同，即两方案的采区上山总开掘费用近似相同，故未对比计算，另外采区上部、中部和下部车场的数目在两方案中虽略有差别，但基建费用的差别较小，故也未予计算

③井筒大巷的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算；

④主、副井及风井布置在岩层中，维护费用较低，故未比较其维护费用的差别由对比结果可知，方案一和方案三的总费用相差很大，为

6.36%，且方案一前期基建投入比方案三少

1.02%，总基建费用比方案三少

31.03%，所以在经济上方案一明显优于方案三，从开采水平接续来看，方案三需延深两次，方案一仅需延深一次立井，对生产的影响少于方案三综上所述，可认为方案一在技术和经济方面均优于方案三，所以决定采用方案一，即矿井采用立井两水平开拓第一水平位于-500m，第二水平位于-800m

4.2矿井基本巷道

4.

2.1井筒矿井共有三个井筒，分别为主立井、副立井、回风立井

（1）主立井位于井田中央工业场地之中，担负矿井

5.0Mt/a的煤炭提升兼进风任务井筒中装备一对JCY32/187A型大型多绳箕斗井筒断面为圆形，井筒直径

6.5m，采用混凝土支护，净断面积

33.18m2，表土层段掘进断面为

44.18m2，基岩掘进断面面积为

44.18m2，采用混凝土支护支护厚度450mm，再充填混凝土厚度50mm井筒断面布置如图4-5所示

（2）副立井位于矿井工业场地之中，担负全矿的材料、人员、设备的提升井筒装备一对

1.5固定车厢式矿车双层四车罐笼和一个带平衡锤的宽型双层四车罐笼井筒断面为圆形，井筒直径8m，采用混凝土支护，净断面积

50.26m2，表土层段掘进断面为

80.12m2，基岩掘进断面面积为

65.04m2，混凝土井壁厚500mm，冻结段井壁厚1000mm，充填混凝土厚50mm井筒断面布置如图4-6所示

（3）回风立井位于矿井中上部边界，担矿井的全部回风风量井筒直径

6.0m，采用混凝土支护，净断面积

28.27m2，表土层段掘进断面为

46.57m2，基岩掘进断面面积为

37.39m2井筒断面布置如图4-7所示图4-5主立井断面图表

4.10主井井筒特征表图4-6副立井断面图表

4.11副井井筒特征表图4-7回风立井断面图表

4.11回风立井井筒特征表

4.

2.2开拓巷道由于矿井前期采用中央分列式通风，后期采用两翼对角式通风，副井进风，风井回风开拓巷道布置两条大巷，轨道大巷承担进风和辅助运输任务，运输大巷承担着煤炭运输和下一水平的回风任务通过采区下部车场与运输上山和轨道上山相连接在岩层中布置大巷，大巷水平间距40m主运输大巷为锚喷支护半圆拱断面，设计掘进断面为

15.0m2，净断面为

13.2m2轨道大巷为锚喷支护半圆拱断面，设计掘进断面

16.1m2，净断面为

12.4m2，断面特征如图4-8和图4-9所示1运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，并铺设有轨道，用架线式电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修，断面需要满足一定的要求不设专用人行道B1=b+d1+d2+d3+c（4-1）式中B1——运输大巷宽度，mm；b——输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取500mm，采区巷道一般取300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120mm；d2——架线电机车的宽度，d2＝1060mm；d3——架线电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c——矿车与巷壁距离，取810mmB1＝500+1520+1060+310+810＝4200mm运输大巷的断面和特征表如图4-8，回风石门选用的断面与运输大巷相同2辅助运输大巷此巷为一条双轨道大巷，设人行道B2=a+b+d1+d2+c（4-2）式中B2——轨道大巷宽度，mm；a——人行道宽度，取1200mm；b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取580mm，采区巷道一般取300~500mm；d

1、d2——架线电机车的宽度，d1＝d2＝1060mm；c——架线电机车的间距，300mmB2=1200+580+1060+1060+300＝4200mm轨道大巷的断面和特征表如图4-6，回风石门选用的断面与运输大巷相同具体情况如图4-8各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及《规程》第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章图4-8运输大巷断面图4-9轨道大巷断面图图4-10回风石门断面图

4.

2.3井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤由箕斗经主井运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区

1、井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽根据《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运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，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等因素，经技术经济比较后确定，并符合下列规定

①大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场

②当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调

③当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场

④采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，副斜井、井底车场铺轨以矿车辅助运输，大巷辅助运输为电机车，井底车场布如图4-

52、空重车线长度大型矿井的副井空重车线的长度应为

1.0~

1.5列车长辅助运输采用MG

1.7-6A型

1.5吨固定厢式矿车运输，其尺寸为2400×1050×1200电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车，其尺寸为4500×1060×1550每列车15节车厢一列车的长度L＝4500＋2400×15＝

40.5m副井空重车线的长度L1L1≥

40.5×

1.5=

60.75m所选车场的副井空重线的长度均大于

60.75m，所选的车场符合要求换装站硐室用于材料、设备的换装，长度为80m，可同时对两套电机车进行换装，硐室内一端布置2台40m行程的10t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备换装，另一端布置2台一组的20t电动葫芦桥式起重机用于支架等重型设备的换装

3、调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场材料的运行路线与矸石空车相同

4、硐室1主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定井底煤仓井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%~25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为

15151.52t，所以需要煤仓容量为

2272.72t，设置一个直径为10m，高30m的圆筒煤仓，总容量约

2356.19t，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，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2副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、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，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门水仓水仓的主仓和副仓之间距离为20m矿井正常涌水量为325m3/h，最大涌水量为465m3/h，根据设计规范要求水仓的有效容量应能容纳8h矿井正常涌水量，所需水仓的容量为Q0=325×8=2600m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为:Q=S×L（4-3）式中Q——水仓容量，m3；S——水仓有效断面积，9m2；L——水仓长度，295m；Q=9×295=2655m3由上面计算得知QQ0，故设计的水仓容量满足要求水仓采用水仓清理机适时清理3其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等水仓采用水仓清理机适时清理井底车场巷道及硐室除煤仓、装载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚网梁索喷支护，遇围岩破碎断面大的地方加金属网支护图4-10井底车场平面图1主井；2副井；3水泵房；4中央变电所；5水仓；6候车室；7医疗室；8井底煤仓；9井底清理硐室；10一水平轨道大巷；11一水平运输大巷5准备方式—采区巷道布置

5.1煤层的地质特征

5.

1.1采区煤层特征本采区所采煤层为7号煤层，平均厚度

9.45米，煤层倾角10°，结构单一，赋存稳定煤质硬度为

2.0～

2.5，煤性脆，易碎成粉末状，坚硬程度多为松软级天然焦为黑色～钢灰色，光泽暗淡，硬度大，变质程度高者不染手煤的容重为

1.38t／m3采区绝对瓦斯涌出量小于10m3/t，属于低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性危险并有自燃发火倾向，自然发火期为4～6个月正常涌水量为325m3/h，最大涌水量为465m3/h

5.

1.2地质构造首采区为东一采区，该首采采区构造简单，无大的构造影响生产，煤层走向起伏不明显煤层顶底板为中等稳定的沙质泥岩

5.

1.3水文地质查明矿井充水因素，认为开采7煤层主要受其顶板裂隙含水层的威胁为主，但富水性微弱，影响不大，而与地表水、灰岩水无直接水力联系的规律根据生产水平矿井涌水量较小，且上与地表水，下与灰岩水无水力联系，断裂导水性弱、顶板裂隙充水微弱等特征，将矿井划为水文地质条件简单类型，正常涌水量为325m3/h

5.

1.4地表情况本首采区西部地表为农田、小水沟，东部地表为微山湖，不存在村庄压煤等情况

5.2采区巷道布置及生产系统

5.

2.1采区位置及范围初期开采位置选择的要求

1.煤层埋藏较浅，煤层开采技术条件好，能迅速达产；

2.初期采区高级储量比例高于第一水平的高级储量比例，并有足够的经济可采储量，满足生产能力和服务年限的要求；

3.尽量布置在井筒附近，以利用缩短井巷贯通距离和减少初期工程量根据以上要求，为尽快达产和创造经济效益，首采采区位于井田东部第一采区，紧临工业广场，该采区走向平均长约4500m，倾向平均长约1400m，首采采区垂高约为300m

5.

2.2采煤方法及工作面长度的确定首采采区煤层厚

9.42m，倾角8°，属缓倾斜煤层由于煤层较厚，采用综采放顶煤采煤法根据《规范》规定综采面长度一般不小于150m结合本矿井的实际情况，采区工作面的长度为240m可以满足产量的要求，确定采区工作面的长度为240m

5.

2.3煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、区段之间保护煤柱及上山保护煤柱井田一水平内布置五个采区，采区两边各留设10m采区边界煤柱水平运输采用双轨大巷，大巷布置在岩层中，具煤层底版垂直距离30m采区内地质构造情况简单，无大断层、大褶皱、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造各区段巷道采用双巷掘进的方法，区段运输巷和下区段回风巷之间留15米区段护巷煤柱表5-1采区煤柱尺寸

5.

2.4采区上山布置首采区采用两条上山即一条运输上山、一条轨道上山，两条上山均布置在煤层中

5.

2.5确定采区各种巷道尺寸、支护方式及通风方式

1.准备巷道

（1）尺寸采区准备巷道均采用直墙半圆拱断面，巷道净宽4200mm，直墙高均为1800mm

（2）支护方式采用锚喷支护，喷射厚度100mm，锚杆间排距800×800mm2．回采巷道

（1）尺寸区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，由此确定区段回风巷的尺寸（宽×高）为4000mm×3000mm，区段运输巷的尺寸为4000mm×3000mm

（2）支护方式采用钢带锚网支护，锚索补强，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快

3.掘进通风采用压入式局部通风机进行通风，局部通风机应在新鲜风流处，风筒出口与掘进面距离应小于局部通风机的有效射程，保证掘进面的供风需求

5.

2.6采区巷道的联络方式由于矿井采用前期采用中央分列式通风，后期采用两翼对角式通风，副井进风，风井回风开拓巷道布置两条大巷，轨道大巷承担进风和辅助运输任务，运输大巷承担着煤炭运输和下一水平的回风任务通过采区下部车场与运输上山和轨道上山相连接在采区内部，回采巷道采用双巷布置，各个区段共用一个采区煤仓和下部车场具体布置见采区巷道布置图

5.

2.7工作面接替顺序采区呈两翼布置，因此可以在开采区段一翼的同时准备另一翼采区内工作面的布置如图5-1，接替顺序见表5-1图5-1首采区工作面布置示意图表5-2工作面接替顺序

5.

2.8采区生产系统采区内的开采采用后退式开采（面向上山推进），通风方式采用U型通风方式这种通风方式有风流系统简单，漏风小的优点风流线路为副井→井底车场→轨道大巷→行人运料进风斜巷→轨道上山→区段运输巷→综放工作面→区段轨道巷→采区上部车场→运输上山→总回风斜巷→风井运煤系统为工作面→区段运输巷→采区运输上山→采区煤仓→水平大巷→井底煤仓→主井运料系统为副井→井底车场→轨道大巷→行人运料进风斜巷→采区轨道上山→区段轨道巷→工作面供电系统为地面变电站→副井→井下中央变电所→采区变电所→移动变电站→工作面排矸系统为巷道沿煤层掘进，矿井投产后，基本不产生矸石，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、顺槽运输机机头硐室时产生的少量矸石，采用固定矿车车搬运排弃在井下废旧巷道中，采区矸石不出井排水系统为区段运输平巷→采区轨道上山→采区下部车场→水平大巷→井底车场→中央水泵房→副井→地面

5.

2.9采区内各种巷道的掘进方法采区内巷道采用综合机械化掘进，其配套设备选用EBJ160型掘进机，MQT50型锚杆机，SGW40型刮板运输机，DSP1080/1000型带式输送机，MZ

1.2型煤电钻，JD

11.4KW调度小绞车，JBT-52局部扇风机工艺流程准备支护材料→截割→转载→临时支护顶板→锚网支护顶板、两帮→清理浮煤→拖胶带输送机说明

①交接班后，开机截割，煤经转载到后部的运输机运输；

②在截割时、运输时，及时准备支护材料；

③截割完毕后，退机进行临时支护并加固，再按由顶板中间向两帮的顺序打锚杆进行支护，锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作掘进通风结合本矿巷道布置及工作面推进长度等实际情况，掘进头采用压入式通风方式，由局部通风机向工作面提供新鲜风流

5.

2.10采区生产能力本矿井初期采用一个工作面回采，因此这个工作面的生产能力即为矿井的生产能力

5.0Mt/a工作面工作制度采用“三八”工作制，即二班采煤，一班检修双向割煤，往返一次割两刀，每刀进尺

0.8m，每个循环进尺

0.8m生产班三个循环，检修班一个循环，旨在动态发现并解决问题，确保生产班正常工作

1.工作面的生产能力A0=LV0MγC5-1式中L——工作面长度，240m；M——煤层厚度，

9.42m；V0——工作面年推进长度，1848m；γ——煤层容重，

1.38t／m3；C——工作面回采率，取c＝

0.88A0=240×1848×

9.42×

1.38×

0.88=

507.37×104t/a

2.采区生产能力5-2式中AB——采区生产能力；k1——采区掘进出煤系数，取为

1.05；k2——工作面之间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1，故k2取1；A0i——工作面生产能力AB=

1.05×1×

507.37=

532.74×104t/a500×104t/a故采区单工作面生产可满足矿井产量要求

3、采区采出率采区内实际采出煤量与采区内工业储量的百分比称为采区采出率按下式计算采区采出率=采区实际采出煤量/采区工业储量×100%采区内留设的煤柱及工艺损失造成采区内实际采出的煤量低于实际埋藏量煤柱损失主要有采区内区段煤柱不可回收部分损失；采区内保护煤柱损失等工艺损失主要有初采损失、末采损失、端头损失、采放煤损失采区工业储量为

239.32Mt采区实际出煤量

190.23Mt采区回采率

190.23/

239.32=

79.49%75%根据《煤炭工业设计规范》规定采（盘）区采出率厚煤层不低于

0.75，中厚煤层不低于

0.8，薄煤层不低于

0.85设计首采采区采出率为

79.94%，符合《煤炭工业设计规范》规定

5.3采区车场选型设计

5.

3.1确定采区车场形式

1.采区上部车场选型采区上部车场是采区上山与采区上部区段回风平巷或阶段回风巷之间的一组联络巷道的硐室本采区选用的采区上部车场为双向甩车场，由于本采区回风石门与煤层区段回风平巷相联系，故采用甩车场该车场的优点是通过能力大，调车方便，劳动量小，操作安全，缺点是绞车房维护比较困难，而且绞车房回风有一段下行风，通风条件较差，考虑到本矿为低瓦斯矿井另外又是煤层上山，故采用甩车场图5-1采区上部车场

2.采区中部车场选型本设计采用绕道式和平巷式中部车场，由轨道上山提升上来的矿车，一侧甩入区段轨道平巷，另一侧甩入绕道储车线分别设在上山附近的绕道和平巷中，而各区段运输平巷的煤经运输石门和区段溜煤眼，下溜入运煤上山中图5-2采区中部车场

3.采区下部车场选型由于煤层倾角为10°，当上山倾角小于12°，上山通常提前下扎，并在大巷底板变平，底板围岩条件较好，可以设置大巷装车底板绕道式下部车场其优点是调车方便，线路方便，线路布置紧凑，工程量省但绕道维护量大，影响大巷通过能力图5-3采区下部车场

5.

3.2采区主要硐室布置

1.采区煤仓根据《采矿工程设计手册》第2877页关于采区煤仓容量的计算，当采区上山和运输大巷采用输送机连续运输时，煤仓容量为上山输送机

0.5h的运量本采区运输大巷和运输上山有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓用混凝土砌碹支护，壁厚300mm，其容量为Q=Q0+L×M×B×γ×C0（5-3）式中Q——煤仓容量，t；Q0——防空仓漏风留煤量，取10t；L——割煤机半小时运行距离，45m；M——煤层厚度，

9.42m；B——进刀深度，

0.8m；γ——煤的容重，

1.38t/m3；C0——工作面的采出率，取

0.88Q=10+45×

9.42×

0.8×

1.38×

0.88=

421.82t煤仓的断面半径=

2.21m所以煤仓断面直径取

4.5m，煤仓高度20m，容量

438.96t，有效容积

95.03%能够满足要求

2.绞车房绞车房布置在煤层中，高

4.5m，有专门的绞车房风道和钢丝绳道风道用于回风、存放电器设备，必要时还可以运送设备和行人，断面净宽

1.5m，风道内设调节风门绞车房的通道长度为

33.46m并用锚喷支护，通道必须装设向外开的防火铁门及铁栅栏，铁门敞开是不得妨碍交通

3.采区变电所采区变电所应设在采区用电负荷集中的地方，故放在两条上山之间，采区倾向中部高压电气设备与低压设备应分别在一侧布置，故硐室宽度取

3.5m；高度根据行人的高度和吊挂电灯的高度确定，故硐室高度取3m，通道高度取

2.5m硐室断面形状为半圆拱，采用锚喷支护硐室与通道相连处，设有向外的防火栅栏两用门为适应综合机械化工作面的需要，在工作面下部巷道里设置移动变电站，当工作面推进100～200m时变电所移动一次6采煤方法

6.1采煤工艺方式

6.

1.1采煤方法的选择本采区可采煤层的特征见表6-1所示表6-1可采煤层特征表7号煤层的倾角为5～19°，平均10°的缓斜煤层，在采区范围内，煤层结构单一，赋存稳定，煤的硬度为2～

2.5，容重为

1.38t/m3煤层老顶以粗粒砂岩、中粒砂岩、细粒砂岩为主，厚

2.31～

10.99m；直接顶板为灰黑色、深灰色砂质泥岩或泥岩，局部为中、细砂岩，一般厚度为3～4m，其上多发育一层灰～灰白色中细粒砂岩，煤层顶板稳定性较好，以中等稳定为主，局部为稳定型伪顶岩性主要为炭质泥岩、中粒砂岩、泥岩，厚

0.07～

0.95m底板一般为深灰色砂质泥岩、泥岩，厚度一般为3～8m，以中等稳定型为主采区瓦斯相对涌出量远远小于10m3/t，瓦斯含量低，但煤有自燃倾向性，煤尘爆炸危险性正常涌水量为325m3/h，最大涌水量为465m3/h采煤方法的选择，应根据煤层赋存情况、开采技术条件、地面保护要求、设备供应状况以及设计生产能力、效率、成本和煤的回收率等因素，经综合技术经济比较后确定需遵循以下原则

（1）生产安全合理布置巷道，建立妥善的通风、运输、行人以及防火、防尘、防瓦斯、防水和处理各种灾害事故的系统和措施正确确定和安排采煤工艺过程，切实防止冒顶、片帮、支架倾倒、机械或电器事故以及避免其他可能危及人身安全和正常生产的各种事故发生；

（2）技术先进采用了先进的采煤技术和装备，工作面机械化程度高、易于实现自动化，工人劳动强度低，有利于单产和效率提高；

（3）经济上合理采煤工作面单产高、劳动效率高、材料消耗少、煤炭质量好、成本低；

（4）采出率高提高采出率对于延长矿井实际服务年限，降低吨煤基建投资和掘进率具有重要意义；

（5）因地制宜煤层赋存条件是多种多样的，采煤方法也是多种多样的，因装备不同而不同，因装备发展而发展，同一种采煤方法的机械化水平也有不同的层次，每一种采煤方法又有自身的适用条件范围，机械化水平高的采煤方法所受的限制相对较大，必须充分考虑选择的采煤方法适应煤层地质条件，装备能充分发挥作用根据采区地质条件和煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺，两种采煤工艺各有优缺点，下面进行比较

1、分层综采工艺的特点1优点分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便采高一般为

2.0~

3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93~97%甚至更高2缺点巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层

2、放顶煤工艺的特点1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，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；2缺点煤损多，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自燃发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大结合采煤方法选择原则，比较上述两种采煤工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，结合矿井实际条件煤层厚度比较大平均

9.45m，最终确定选用倾斜长壁综合机械化放顶煤采煤法开采，全部垮落法管理顶板

6.

1.2回采工作面长度的确定影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等该采区的煤层特征见表6-1，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械化程度比较好的现代化矿井要求工作面有较大的生产能力，故选用较长的工作面放顶煤工作面的长度主要根据工作面合理的日推进度和要求的日产量来确定所谓合理的日推进度，就是考虑到放顶煤工作面有自然发火因素，就必须保证工作面的最低日进度，如果放顶煤工作面的长度太大，工作面的推进速度很慢，在采空区就容易产生自然发火工作面长度在通常情况下按下式计算（6-1）式中—工作面倾斜长度，m—工作面日产量，t；—工作面日推进度，—煤层厚度，m；—煤体容重，t/m3—工作面采出率，%已知=

15151.52t，=

5.6m，=

9.45m，=

1.38t/m3，=88%，将以上各值带入公式（6-1）中，得=

235.76m取=240m

6.

1.3工作面的推进方向和推进度由于后退式的工作面和巷道的维护条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式综采工作面的走向长度一般不宜小于1000m另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离之间的关系，结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数，可得出综采工作面的推进度为V0=

0.8×7×330×

0.967=1787m/a

6.

1.4回采工作面斜巷参数工作面布置三条斜巷北侧布置两条斜巷，兼做进风、行人巷并布置皮带，南侧布置一条斜巷，作为运料巷兼做回风巷两个工作面之间留设15m的保护煤柱

6.

1.5回采工作面落煤方式双滚筒采煤机割煤，采高

2.0～

4.19m，截深

0.8m；支架尾梁插板伸缩摆动落下位顶煤，矿山压力破碎上位顶煤，并借助插板破碎大块煤防止堵塞放煤口的综合落煤方式循环进尺

0.8m采高设计采高

3.2m，放煤高度

6.25，采放比1:

1.95工作面在此采高正常推进的情况下，支架能保持顶板完整，放煤顺利在工作面顶板来压期间煤壁片帮较大，局部顶煤破碎，故来压期间须适当降低采高，控制在

2.～

3.0m为宜，以加强对顶板及煤壁的控制

6.

1.6采煤机进刀方式本综放工作面采煤机的进刀采用端部斜切进刀的方式具体操作如下a斜切进刀采煤机割煤至机头（机尾）后调换煤机滚筒的上下位置使前滚筒在上，后滚筒在下，调换上（下）关系后反向运行，利用输送机的弯曲段牵引煤机切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止b推移输送机机头（机尾）将输送机机头（机尾）推近煤壁c回刀再次调换两个滚筒的上下位置，向机头（机尾）方向割三角煤直至输送机机头（机尾）d下行（上行）割煤完成进刀、割完三角煤后，再一次调整煤机滚筒的上下位置关系，从工作面一端向另一端割煤，直至另一端头以机头处进刀为例，其进刀过程如图

6.1图6-1采煤机端部斜切进刀

6.

1.7装运煤采煤机组割装煤和前部运输机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出，插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构前后两部运输机平行运煤，集中到桥式转载机和胶带输送机上运出

6.

1.8移架方式和移架顺序采用追机移架、及时支护方式支护顶板并及时伸出护帮板护实煤帮在采煤机割煤后，先移支架，再移输送机，即割煤→移架→推移输送机；采用带压移架的方式移架移架步距

0.8m正常移架滞后煤机后滚筒不大于15m顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即当发现片帮严重时，在煤机割煤前移架，再进行其它操作，工艺顺序为移架→割煤→推移前后输送机移架顺序为

（1）采煤机斜切进刀割透煤壁反向时，将1～2号过渡支架的伸缩梁伸出；采煤机反向完成割底煤进入正常割煤，滞后采煤机前滚筒或后滚筒，此时应滞后采煤机前滚筒2架将支架护帮板挑起2架，顺序将基本架移一个步距，移架时应先收护帮板在支架电液控程序设计时，应保证移架时无论护帮板处于伸或收的位置，第一个动作均为收护帮板，直到工作面上端最后一架基本架3～160号架当采煤机后滚筒到达25号架时，将前部输送机机头推向煤壁应保证6架同时推，为下一个割煤循环斜切进刀做准备

（2）机头推移后，将工作面下端头支架1～2号架移一个步距，移架的顺序为先移2号架、后移1号架

（3）与此同时，当采煤机进入正常割煤时，前部输送机已经全长自下而上或自上而下推向煤壁，待前部输送机机尾推向煤壁时顺序将机尾处2架过渡架161～162号支架向前移一个步距，移架的顺序为先移161号架再移162号架；采煤机割透上端煤壁后，将上端2架端头支架的伸缩梁伸出，以及时支护顶煤

6.

1.9推拉运输机方式采用推移前部输送机和拉移后部输送机的方式，推拉溜步距

0.8m，弯曲段长度不小于20m，推拉方式为追机单向推拉

（1）推移前部输送机1）在采煤机从工作面另一端反向跑空刀清浮煤到达工作面斜切进刀段以前，前部输送机机头必须推向煤壁即在采煤机完成斜切进刀反向割底煤后进入正常割煤，在后滚筒到达25号架时将前部输送机机头推向煤壁应保证6架同时推，2）在采煤机完成端部斜切进刀反向时，将前部输送机按顺序自8号支架处斜切进刀段开始，包括机尾全部推向煤壁8～162号支架，约需5min

（2）拉移后部输送机工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置，待循环放煤工序全部结束后，将后部输送机按割煤方向自下而上或自上而下拉移一个步距在放煤过程中应禁止拉移后部输送机在过渡支架前移后拉移机头、机尾除外

（3）拉移转载机前后部机头推拉到位后，将转载机拉移一个循环步距（

0.8m）然后将皮带自移机尾前移一个循环步距（

0.8m）

6.

1.10放煤方式工作面的煤厚

9.45m，随着移架会有部分自动放出因此采用双轮、顺序、多口放煤法，采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式放煤设计采用一刀一放双轮顺序放煤方式，一采一放，采放平行作业，放煤步距

0.8m初次放煤在工作面推进8m后进行，停采线前15m停止放煤由两名专职放煤工滞后移架2-3架开始放煤，第一轮放出顶煤的1/3，第二轮放到见矸关门两轮放煤间距不得少于10架.由于工作面较长，放煤工必须根据后溜中的煤量控制放煤速度，工作面同时放煤点不得超过两处，防止压死后溜放煤工必须严格执行《综采放顶煤工技术操作规程》及工程质量标准

（1）采放比设计割煤高度

3.2m，放煤高度

6.25m，故该面采放比＝

6.25/

3.2＝

11.95

（2）放煤口数量确定按前后刮板运输机能力基本相等确定放煤口数目1）循环放煤量循环放煤量按下式计算（6-2）式中——工作面循环放煤量，t；——循环进尺，

0.8m；——顶煤厚度，

6.25m；——工作面放煤长度，240m；——煤体容重，

1.38t/m3；——顶煤回采率，80%——含矸率，5%则＝

1391.04t2）单口放煤能力工作面的顶煤厚度为

6.25m，每个支架的待放煤量为

10.35t，实测单口放煤能力为

5.0t/min3）平均放煤速度为保证工作面的均衡生产和高产高效，工作面采煤机割煤和放煤工序时间应近似相等在采煤机工作的情况下，循环割煤时间为120min，循环放煤时间应低于割煤循环时间，按105min计算，每分钟放煤量为循环放煤量（

1391.04t）除以循环放煤时间（105min）等于

13.248t/min4）同时放煤口数在单口放煤能力为

5.0t/min的情况下．并考虑一定的多口放煤不均衡系数，则同时打开的放煤口应为（6-3）式中——同时放煤口数，个；——不均衡系数，取

1.3；——满足工作面产量的每分钟放煤量，——单口放煤能力，

5.0t/min则＝

1.3×

13.248/

5.0=

3.4（个，取＝3个5）单架放煤时间的确定每个支架待放煤量=

10.35t，单架放煤能力为

5.0t/min，则单架放煤时间为s每轮单架放煤的时间按单架放煤总时间的一半考虑为

62.1s6）放煤循环时间2×

62.1/60×160/3＝

110.4min

6.

1.11工艺流程以放煤工序为中心，设计采用一采一放、采放工序平行进行的作业方式，割放煤步距

0.8m，工艺流程为图6-2工艺流程图割煤移架后部放煤拉后部输送机推前部输送机工序质量要求见表6-2表6-27101综放工作面工序质量要求

6.2主要设备技术参数

6.

2.1液压支架

（1）基本支架基本支架技术特征见表6-3表6-3基本支架技术特征

（2）端头支架为了适应大采高综放开采大断面运送端头及超前支护的要求，确保设备能安全使用，结合邻近矿区煤层存在夹矸等地质条件及端头区的顶底板维护情况，确定大断面上下端头配套ZTF6500/19/32端头支架，主要技术特征见表6-5表6-5ZTF6500/19/32型支架技术参数架型为三架一组交替前移式支架其特点为1）该支架型式为简易式三架一组的端头支架2）端头支架由左右支架组成，结构简单、重量轻、移架方便3）两组单独支架均有四连杆机构，稳定水平位移4）每架最前顶梁带铰接前梁，适应前端顶板的变化5）两架顶梁处设置四组拉架千斤顶，防止支架拉移时支架歪斜，起稳定作用6）在其中一架底座上，设置调底千斤顶，以便调整底座

6.

2.2采煤机采煤机技术特征表见表6-6表6-6采煤机技术特征

6.

2.3工作面主运输设备

（1）前部刮板输送机技术特征见表6-7

（2）后部刮板输送机技术特征见表6-7表6-7刮板输送机技术特征

（3）转载机技术特征见表6-8表6-8转载机技术特征

（4）破碎机技术特征见表6-9表6-9破碎机技术特征

（5）斜巷可伸缩输胶带送机技术特征见表6-10表6-10胶带输送机技术特征

6.

2.4泵站

（1）乳化液泵站技术特征见表6-11表6-11乳化液泵站技术特征

（2）喷雾泵站技术特征见表6-12表6-12喷雾泵站技术特征

6.

2.5移动变电站移动变电站技术特征见表6-13表6-13移动变电站技术特征

6.3顶板管理

6.

3.1支护设计

（1）支护强度和工作阻力验算工作面液压支架支护强度按工作面最大采高的8倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算F＝4～8×H×R×g×S/η（6-4）式中F——顶板对支架的作用力，KN；H——工作面采高，

3.2m；R——顶煤与顶板岩石容重，

2.3×10³kg/m3；S——液压支架的有效作用面积，m2；η——压力有效作用系数，取

0.8；则F＝8×

3.2×

2.3×103×

9.8×（

4.85×

1.5）/

0.8＝

5247.31kN根据支架说明书提供的支架工作阻力为6200～6250KN大于8倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求工作面供液由GRB-315/

31.5型乳化液泵提供，乳化液泵压力设计为

31.5MPa

（2）支架布置7101综放工作面共选用164组支架，其中基本液压支架ZFS6200/18/35型低位放顶煤支架160组，ZTF6500/19/32型放顶煤端头支架4组.该面回采过程中应及时根据斜长变化情况适时安排减撤支架及相应溜槽，届时应编写相应措施

（3）超前支护1）超前支护的范围及方法两巷自工作面煤壁向外0～30m范围内必须超前支护，采用DZ22-

24.5/110Q型单体液压支柱配合HDJA-1200型金属铰接顶梁架设棚间距1200mm每棚三根单体支柱另外要根据两巷压力及巷道支护情况，可扩大超前管理范围，如巷道断面或腰帮过顶质量不符合安全生产要求时可以采取套棚、撕帮的形式超前支护2）超前支护管理（a）超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽要上好保险绳并将单体支柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人（b）超前支护处满足高不低于

1.8m，宽不低于

0.8m的安全出口和运送物料通道（c）当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业（d）在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于

2.0m处，班长、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；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收，备品备件必须码放在工作面70m以外

6.

3.2工作面顶板管理

（1）顶板及矿压显现规律根据矿压观测资料可知，该面煤层顶板属老顶来压强烈，须加强工作面顶板支护管理工作预计本工作面老顶初次来压步距约40m左右，老顶周期来压步距约20m，工作面斜巷超前压力影响范围预计为两斜巷明显影响范围均在30m左右

（2）管理方法1）本工作面采用全部垮落法管理顶板2）配置160组支撑掩护式低位放顶煤液压支架，对工作面顶板实行全支护法管理

（3）正常回采时期顶板支护采用追机移架、立即支护方式支护顶板并及时伸出护帮板护实煤帮在采煤机割煤后，先移支架，再移输送机，即割煤→移架→推移输送机；采用带压移架的方式移架移架步距

0.8m1）移架（a）采煤机向下（上）端正常割煤时，滞后煤机后滚筒15m移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）（b）煤机割煤并移架后，及时将支架的护帮板伸出护帮，片帮严重时要伸出伸缩梁护顶（c）在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒1～3架将护帮板收回，并在采煤机后滚筒后方顺序将护帮板挑起（d）移架过程中，应正确使用侧护板调整支架角度，防止支架倾倒2）管理要求（a）工作面工程质量应做确保“三平、两直、一净、二畅通”（b）为加强工作面顶板管理，要求严格控制采高，不准任意加大或降低采高，尤其不得超高；要求认真掌握割煤工艺，顶底板要割平，相邻两排之间不得出现大于50mm的台阶或伞檐，保证支架接顶接底状况良好（c）加强工作面设备上窜下滑的控制，防止因频繁调面影响顶板状况（d）确保支架支护强度，提高支护质量，支架升架时必须保持足够的供液时间护帮板及时伸出护帮护顶，严禁出现前不护帮上不接顶的现象（e）保持支架与泵站液压系统的完好，加强支架及泵站的维修，严禁设备带“病”运转，杜绝系统的串、漏液的现象，及时处理支架自降和更换折损支架或支柱，禁止支架带“病”工作系统压力不足时要及时停机检查处理，处理好后方可开机（f）工作面因受煤层结构影响而顶板破碎时，应及时采取有效支护措施，防止冒顶事故扩大（g）如若发现未知断层，由于断层处煤层节理非常发育、煤（岩）体破碎，极易造成工作面煤壁片帮和架前端面冒顶，因此必须加强过断层回采时的顶板管理工作根据现场经验，当工作面局部地段片帮较深时，可超前采煤机移架，及时支护空顶区；在顶板破碎的地段，为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，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维护顶板；当顶板冒落严重时，可采用挑蹬工字钢梁、上铺大板与铺联双网相配合的方法维护顶板届时需提前编制工作面过断层的安全技术专项措施

（4）来压及停采前的顶板管理1）初次来压及停采前的顶板管理（a）工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施（b）工作面基本顶初次来压期间，应加强来压的预测预报工作（c）工作面支架以及两斜巷所用的超前支架必须达到初撑力，特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶（d）加强上、下端头顶板管理，要确保支护质量，适当加大支护密度排头支架联网与巷道搭接

0.2m以上，防止出现端头冒顶（e）工作面停采线前15m不再放煤，铺设双网、挂钢丝绳为撤面造好条件届时应提前编制工作面停采造条件施工措施，确保停采质量和安全2）周期来压期间的顶板管理（a）工作面周期来压及压力显现明显时，及时加大挑顶量，控制好采高，并立即汇报矿调度室组织快速推进，防止发生压死支架事故（b）工作面支架必须达到初撑力，使用好支架伸缩前梁和护帮板，减少片帮和掉顶现象（c）斜巷超前支护所使用的超前支架必须达到额定初撑力，并要按期检查支架的工作状况要及时加强端头支护，增加密集支柱（d）坚持支护质量监测和来压预报工作（e）生产过程中发现工作面压力显现明显时，必须及时向区队值班人员汇报因顶板跨落造成关键岗位视野不清时必须立即停机，防止误操作

6.

3.3工作面上、下端头支架的操作及维护要求

（1）ZTF6500/19/32型端头支架操作步骤运顺端头割煤、拉移前后部运输机和转载机、端头支架的操作顺序煤机在机头割完一排→推移前部机头→拉工作面端头支架→拉后部机头→推移转载机→拉移顺槽超前架的第一架→拉移顺槽超前架的第二架→拉移顺槽超前架的第三架→拉移顺槽端架当采煤机割完运输机机头的煤后，前移工作面端头支架，再拉后部运输机到位工序完成后，通过转载机本身自移机构拉移转载机在自移机构拉移转载机有困难的情况下，可以借助端头支架超前架的第一架推移机构辅助推移禁止使用超前架的第二架和第三架推移机构和端架推移机构推移转载机，以免转载机受偏载弯曲拉移转载机到工位后，开始拉移端头支架拉移端头支架按如下操作先拉移端头支架的第一组超前架操作端头支架的第一组超前架左架控制阀，同时将其左架各立柱使左架离顶，通过与转载机联接的推移千斤顶使左架前移一个步距，行走过程中通过调架千斤顶及时调整，防止支架倒架及歪斜，左架行走一个步距后，同时升其左架各立柱及时撑顶，完成左架动作后，操纵其右架控制阀，降右架各立柱使右架离顶，通过右架前端推移千斤顶使右架前移一个步距，行走过程中通过调架千斤顶及时调架，使顶梁不歪斜，右架到位后同时升起各立柱及时撑顶，完成第二组超前架的前移2）再拉移端头支架的第二组超前架拉移端头支架的第二组超前架工作原理同拉移端头支架的第一组超前架工作原理相同3）最后拉移端头支架的端架操作端头支架的端架左架控制阀，降端架左架前、中、后立柱使左架离顶，通过与转载机联接的推移千斤顶使左支架前移一个步距，行走过程中为了防止支架倒挂及歪斜，在支架前、中、后顶梁及底座上设有调架千斤顶以便及时调整顶梁、底座，支架行走一个步距后，同时升前、中、后立柱及时撑顶，完成左架动作后，操纵右架控制阀，降右架前、中、后立柱使右架离顶，通过右架前端推移千斤顶使右架前移一个步距，右架行走过程中，及时调整顶梁及底座调架千斤顶使顶梁不歪斜，右架到位后同时升前、中、后立柱及时撑顶，完成端架的前移按顺序完成这三步移架后，完成一个工作循环下一个工作循环依次

（2）ZTF6500/19/32型端头支架维护的要求1）操作工必须了解支架各元件的性能和作用，熟练准确地按操作规程进行各种操作支架操作归纳起来要做到快、够、正、匀、净“快”—移架速度快“；够”—推移步距够，立柱支撑初撑力要够；“正”—操作正确无误；“匀”—平衡操作；“净”—架前架内浮煤碎矸，及时清除2）及时清除支架和转载机之间的浮煤碎矸，以免影响移架；定期清除柱窝内的煤粉、碎矸；定期冲洗支架内堆积的粉尘3）操作维护人员要掌握液压支架的有关知识，了解各零件结构、规格、材质、性能和作用，熟练地进行维护和检验，遵守维护规程，及时排除故障，保持设备完好，保证正常安全生产4）维护内容包括日常维护保养和拆除维修，维护的重点是液压系统日常维护保养作到一经常、二齐全、三无滴漏“一经常”—维护保养坚持经常“；二齐全”—连接件齐全、液压元部件齐全；“三无滴漏”—阀类无滴漏、立柱千斤顶无滴漏、管路无滴漏液件维修的原则是井下更换，井上拆检5）维护工作要做到一不准、二安全、三配合、四坚持“一不准”—井下不准随意调整安全阀压力；“二安全”—维护中要保证人和设备的安全；“三配合”—生产班配合操作工维护保养好支架、检修班配合生产班保证生产班无大故障、检修时与其他工种互相配合共同完成检修任务；“四坚持”—坚持正规循环和检修制度、坚持事故分析制度、坚持检修日志、坚持技术学习提高业务水平

6.4劳动组织和工作面成本

6.

4.1劳动组织表6-147101综放工作面劳动组织工作面工效＝工作面日产量/人数＝

15151.52/90＝168t/工工作面正规作业循环图表如图6-3所示图6-3工作面正规作业循环图表

6.

4.2工作面成本工作面吨煤成本C由设备折旧费C

1、工人工资C

2、材料费C

3、电力消耗C4等构成设备折旧费C1＝（固定资产原值－设备残值）/使用年限×产量表6-15机电设备折旧费用单位元/t

（2）工资包括基本工资、附加工资、奖金等，平均每工200元，工效为168t/工则吨煤工资C2＝200/168＝

1.19元/t

（3）材料消耗费用包括坑木、金属网等，综放面材料费一般为5元/t

（4）电费1）动力用电消耗动力电耗=电机容量总和×循环开动小时×负荷系数/循环产量电机容量总和根据前面所选设备计算并取一定的余量取6000kW循环开动时间110分，取2小时；负荷系数取

0.9循环产量=L·M·r·d·K（6-5）式中L——工作面长度240m；M——采煤高度，

9.45m；r——煤平均容重，

1.38t/m3；d——循环进尺，

0.8m；K——回采系数，

0.93代入得循环产量=240×

9.45×

1.38×

0.8×

0.93=2328t则吨煤动力电耗=6000×2×

0.9/2328=

4.64kWh/t2）照明用电消耗照明用电消耗＝照明用电总功率×循环照明小时数/循环产量照明用电消耗总功率包括工作面及上下斜巷照明用电，取200kW吨煤照明用电消耗＝200×3/2328＝

0.26kWh/t3）电费总消耗吨煤电费＝单价×（吨煤动力用电消耗＋吨煤照明用电消耗）；单价取

0.4元/kWh吨煤电费＝

0.4×（

4.64+

0.26）=

1.96元/t工作面吨煤成本C＝C1+C2+C3+C4＝

2.325+

1.19+5+

1.96＝

10.475（元/t）表6-16工作面主要技术经济指标

6.5回采巷道布置

6.

5.1回采巷道布置方式布置采区回采巷道是为了把回采工作面和矿井主要开拓巷道联系起来，构成运输、动力、通风等生产系统，以保证连续不断的生产1．采区巷道布置依据及要求

（1）依据地质条件、设计资料如年产量、开拓方式等，符合生产设计规范，技术装备满足要求2．要求合理的集中生产，良好的经济效益

（2）布置方式选择工作面瓦斯相对涌出量远小于10m3/t，生产能力为

5.0Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式工作面回采巷道布置方式为一进一回工作面布置三条斜巷北侧布置两条条斜巷，一条做进风、行人巷另一条布置皮带做为运输南侧布置一条斜巷，作为运料巷兼做回风巷采用综掘机掘进割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式

6.

5.2回采巷道参数

（1）断面斜巷断面均为

4.0m宽，

3.0m高采用胶胶带输送机运煤单轨吊辅助运输，胶带运输斜巷内侧布置1200mm宽的皮带运煤，辅助运输斜巷中布置动力电缆，法国斯特凡努斯公司产6-810型柴油机单轨吊；辅助运输斜巷和胶带运输斜巷均布置排水管路

（2）支护两斜巷断面及支护特征均相同，支护形式为锚网，矩形断面，如图

6.3和图

6.4所示掘进宽度为

4.2m，高为

3.75m，设计掘进断面为

15.75m2，净断面为12m2顶部锚杆为=22mm，L＝2450mm；帮部锚杆为=20mm，L＝1800mm顶、帮部锚杆均为螺纹钢树脂锚杆锚杆间排距均为800mm锚索双排居巷中布置，排距

1.4m，锚索为=

15.24mm，锚固深度

7.5m

（3）切眼和停采线切眼切眼尽量缩减与井田边界的夹角，因此切眼设计微斜布置（即切眼与平巷的夹角为3~5°），以减少边角煤的损失切眼二次成巷，工作面先以

3.6×

3.7断面掘出，贯通后再扩帮，矩形断面，净宽8m，净高

3.7m，锚网、锚索联合支护，巷道顶板按

1.6m间距即每隔一排锚杆布置2棵锚索，其它支护要求同斜巷煤机窝开在上头，两侧再加宽

1.5m，长度15m停采线设计为工作面回采至大巷保护煤柱处停采图6-5区段运输斜巷断面图图6-4区段回风斜巷断面图7井下运输

7.1概述

7.

1.1井下运输的原始条件和数据本矿井设计的生产能力为500万t/a，矿井的工作制度为“三八制”，每天两班半生产，半班检修每天净提升时间为19小时，矿井设计年工作日330天煤层的平均厚度为

9.45m煤层平均倾角为10°，普氏系数为

2.3，煤容重为

1.38t/m3，矿井矸石的容重为

2.3t/m3矿井为低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性，并有自然发火倾向，自燃发火期4-6个月

7.

1.2矿井运输系统

1.运输方式主要运输方式由于矿井井型较大，需运输系统有较大的运输能力，首采区内煤层赋存条件简单，且运输距离较近，煤层平均倾角为

8.20，采用胶带输送机运煤辅助运输方式由于首采区内煤层倾角

8.2°，采区辅助运输采用绞车加矿车运输，区段采用单轨吊运输

2.运输系统

（1）运煤系统综放工作面→刮板输送机→区段运输平巷→胶带输送机→运输上山→采区煤仓→水平运输大巷→胶带输送机→井底煤仓→箕斗→地面

（2）运料系统地面副井→罐笼→井底车场→

1.5吨固定厢式矿车→水平轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区车场→区段回风巷→回采工作面

（3）运矸系统由于工作面回采巷道布置在煤层中，而煤层中夹矸基本没有，所以生产过程中只有掘进石门时才有少量的矸石，这部分矸石直接填充到废弃的巷道中，因此生产过程不存在运矸系统，只有在准备过程中会产生部分矸石，其运输路线为掘进工作面→运输大巷→井底车场→副井→地面工作面（掘进头）→区段回风巷→采区轨道上山→水平运输大巷→井底车场→副井→地面

（4）行人系统地面→副井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→采区车场→区段轨道平巷→回采工作面

7.2采区运输设备的选择

7.

2.1矿井运输设备选型应遵循以下原则

1.必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一

2.必须使上下两个运输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；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀行和不连续性，要采取一些缓冲措施如设置煤仓或者储车线等

3.必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出现输送机→轨道→输送机→轨道的情况

4.必须使设备的运输、安装和检修方便并考虑输送设备对通风，供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等

5.必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等

7.

2.2工作面及顺槽运输设备选型

1.工作面及顺槽主要运输设备选型

（1）刮板输送机选型工作面刮板输送机选用SGZ-900/600型前部输送机、SGZ-900/750型后部输送机，刮板输送机的技术特征详见表6-7

（2）转载机选型选型原则转载机的运输能力应大于工作面刮板输送机的能力一般为

1.2倍，它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面输送机；转载机的机型，应尽量与工作面输送机的机型一致，便于日常维护及配件管理；转载机尾部与刮板输送机的连接处要配套根据这些原则其他设备的配套情况，选用SZZ-764/160型转载机，其技术特征见表6-8

（3）工作面破碎机选型原则破碎机的运输能力要大于装载机的运输能力，它的溜槽宽度或链速一般应大于转载机；破碎机的机型，应尽量与转载机的机型一致，便于日常维护及配件管理；破碎机尾部与转载机的连接处要配套

（4）可伸缩胶带输送机选型选型原则胶带输送机的能力要大于破碎机的生产能力，传动装置优先采用双电机，双滚筒驱动，输送能力大时采用两台等容量电机根据以上原则及其他的配套情况，选用SSJ1200/600型胶带输送机，其技术特征见表6-

102.工作面及顺槽辅助运输设备选型工作面及顺槽辅助运输设备采用为法国斯特凡努斯公司生产的6-810型柴油机单轨吊，机车性能参数见表7-

13.运输能力验算设计回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为289t/h，工作面前刮板输送机输送能力为600t/h，放煤最大瞬时出煤能力为564t/h，工作面后刮板运输机输送能力为800t/h，转载机的输送能力为1200t/h，顺槽皮带通过能力为1700t/h，采区运输系统各设备生产及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运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求综采工作面生产时材料需求量较小，采用所选单轨吊机车车运输完全可满足要求，且极大的方便了人员的上下班表7-16-810型柴油机单轨吊性能参数

7.

2.3上山运输设备选型

1.主要运输设备由于上山的倾角较大，运输上山采用大倾角胶带输送机运输，根据设备配套情况采用DJⅡ1400波状挡边胶带机，技术特征见表7-2表7-2带式输送机

2.辅助运输设备上山辅助运输采用无极绳绞车牵引固定式矿车进行运输，选用型号为JW2-1600/80，技术特征见表7-3提升钢丝绳采用6×7股圆形钢丝绳，直径28mm，公称抗拉强度1700N/mm2，破断力总和

50.4kN在满足绞车提升能力及矿车连接器强度条件下确定一次提升固定式矿车数为3辆，电动机功率为75kw，富裕系数大于20%表7-3无极绳绞车技术特征

7.3大巷运输设备选择

7.

3.1确定大巷的运输方式主运输系统有胶带输送机运输的连续式和矿车轨道运输的间断式运输两种运输方式从系统可靠性和系统能力上分析，连续式运输方式有较大的优越性，可靠性，适应性强，能力大；不存在调车的间隔时间，管理简单，生产安全，易于实现自动控制，可适应无煤仓运输系统和煤层大巷布置；运输能力大，效率高，能满足高产高效工作面生产的运输要求间断式运输用人多，效率低，列车调度管理复杂，安全性差在经济方面，当行距比较短、生产集中时，胶带运输机的投资及运营费比矿车轨道间断式运输要省，矿井初期投资少，生产费用低、效益好结合本矿的实际特点，综合分析开拓部署、采区巷道布置体系与运输方式的使用条件，确定采用主运采用带式输送机运输、辅运采用架线电机车和无级绳绞车及单轨吊相结合的运输方式

7.

3.2确定大巷运输设备

1.主要运输设备本矿井为低瓦斯矿井，设计生产能力500万t/a，大巷采用锚喷支护，经过采区煤仓后，直接装到大巷带式输送机上大巷带式输送机承担全矿年产500万t煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机装备一台B=1200mmV=

2.0～

3.0m/s的高强度尼龙纤维带式输送机，输送能力1500～2000t/h，大巷带式输送机见表7-

42.辅助运输设备设计矿井大巷采用爆破落岩掘进、锚杆支护，回采面为大功率采煤机进行放顶煤开采，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度大为加快，需要一种更方便、更灵活机动和快捷的运输方式与之相配套，电机车是快速推进相配套的有效辅助运输方式，该方式除了设备一次投资高和设备维护量较大外，系统敷设与维护工作量较少，运输能力大，适应能力强，这就是为不同地质条件，为有效利用工时、实现快速采掘创造了有利的条件故辅助运输采用ZK14-6/550架线式电机车井底车场中设人员乘车站，采区上下山采用无级绳绞车运输，运输车辆和架线电机车车辆型号一样以便于运输区段采用单轨吊机车运输架线式电机车、无级绳绞车和井下运输车辆特征及用量见表7-

5、7-

6、7-7表7-4大巷带式输送机主要技术参数表7-5架线式电机车主要技术特征表7-6无极绳绞车技术特征表7-7井下大巷运输车辆特征及用量

7.

3.3运输设备能力验算

（1）主运输设备设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为600t/h，经斜巷到采区煤仓直接装载到大巷带式输送机上大巷胶带运输机运输能力为2000t/h，能满足要求

（2）辅助运输设备矿井采掘面等各工作地点人员运输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输，确定最大班需运送人员为34人，所选的人车车厢同一方向3节，一次运送能力36人，可以满足人员运送要求正常生产期间材料、设备运量为每班52t，根据最大运距5000m，平均行车速度10km/h，装卸载调车等车时间

0.5h/次，牵引车每班可运行5次，所选3t牵引车5辆，每班运输能力为75t，大于每班运量，可以满足材料、设备的运输要求8矿井提升

8.1矿井提升概述矿井设计井型为500万t/a，服务年限

60.54年煤层倾角小，厚煤层，赋存平稳，厚度变化不大可采煤层有煤尘爆炸危险，煤尘爆炸指数一般为37%～42%各煤层都有自燃发火倾向，自燃发火期为4～6个月矿井工作制度为“三八”制，两班半采煤，半班检修，每天净提升时间为19小时，矿井设计年工作日330天矿井开拓方式为立井双水平，第一水平标高-500m，第二水平标高-800m主井井筒直径

6.5m，净断面面积

33.18m2，主井提升用一对32t箕斗；副井井筒直径

8.0m，净断面面积

50.26m2，副井装备一对

1.5t矿车双层四车罐笼和一个带平衡锤的双层四车宽罐笼；井下主要运输采用胶带输送机运输，大巷辅助运输采用架线式电机车，条带斜巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用单轨吊

8.2主副井提升矿井提升设备是沿井筒提升煤炭、矸石、升降人员和设备，下放材料的大型机械设备，它是矿山井下生产系统和地面工业广场相连接的枢纽，是矿山运输的咽喉

8.

2.1主井提升由于矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、运输安装等带来很大的不便摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少单绳摩擦式提升机解决了提升机卷筒宽度过大的问题，而没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机1）提升参数计算a.提升高度H＝HS＋HZ＋HX（8-1）式中H——提升高度，m；HS——矿井深度，535m；HZ——装载高度，20m；HX——卸载高度，20mH＝535+20+20＝575mb.经济提升速度Vm＝

0.4×H

0.5（8-2）式中Vm——经济提升速度，m/sVm＝

0.4×

5750.5＝

9.59m/sc.一次提升循环估算时间TX＝Vm/a＋H/Vm＋u+θ（8-3）式中TX——一次提升循环估算时间，s；a——初估加速度取

0.8m/s2；u——箕斗低速爬行时间，取u=10s；θ——箕斗装卸载休止时间，取θ=10sTX＝

9.59/

0.8+575/

9.59+10+20＝

91.95sd.小时提升次数Ns＝3600/TX（8-4）式中Ns——小时提升次数Ns＝3600/

91.95＝39次e.小时提升量As＝An×c×cr/Bn×Tv（8-5）式中As——小时提升量，t；An——设计年产量，500万t/a；c——提升不均衡系数，

1.15；cr——提升备用系数，

1.2；Bn——年工作日，330d；Tv——日提升时间，19hAs＝500×10000×

1.15×

1.2/330×19＝

1100.48tf.一次合理提升量Q＝As/Ns（8-6）式中Q——一次合理提升量，t；Q＝

1100.48t/39＝

28.2t2）设备选择主井井筒净直径

6.5m，提升高度575m，井塔高度42m主井提升配有定重、定容、定时联合控制的自动定量装载和卸载系统，从而实现了主井提升系统全自动化运行主井箕斗所选箕斗为JLY32/190A型，提升容量为32t，所以能够满足矿井生产的需要技术参数见表

8.1表

8.1箕斗技术参数主井提升机所选提升机为JKMD-5×4型多绳摩擦式提升机，其主要技术规格参数见表8-2表8-2多绳摩擦式提升机技术特征表

8.

2.2副井提升

（1）选型依据

①普通罐笼进出材料车、平板车休止时间为40-60s；

②最大班工人下井时间，一般不超过40min；

③最大班作业时间，一般不超过7h；

④要考虑能运送井下最大和最重部件；

⑤双层罐笼升降人员，如两层中的人员可同时进出时，休止时间比单层罐增加2s信号时间当人员由一个水平进出罐笼时，休止时间比单层罐笼增加一倍，另加6s换置罐笼时间

（2）设备选型副井井筒直径

8.0m，提升高度535m，装备两套落地式摩擦轮提升机，能满足大型设备，材料，矸石及人员的提升副井提升机JKM－

3.25×4（Ⅰ）A型，其主要技术特征见表8-3表8-3KM－

3.25×4（Ⅰ）A型副井提升机参数提升容器副井装备一对

1.5t矿车双层四车罐笼和一个带平衡锤的双层四车宽罐笼表8-4和表8-5为宽窄罐笼的参数

（3）操车与进出车方式井上井下对应两股道，设有电动式推车和气动摇杆、阻车器等操车设备两台提升机升降人员物料方式为井底提灌换层，井口沉罐换层表8-4GDG

1.5/6/2/4罐笼技术特征表表8-5DG

1.5/6/2/4k罐笼技术特征表

8.

2.3井上下人员运送人员由副井坐罐笼下到井底车场，再坐人车到各工作地点采区上下山上下班工人可以由绳牵引卡轨车来运输采区上山中使用的无极绳牵引车型号为SQ-90/600，详细技术参数见表8-6表8-6无级绳牵引车技术参数9矿井通风及安全技术

9.1矿井概况

9.

1.1矿井地质概况井田处于江苏省沛县杨屯镇与山东省微山县张楼乡境内，北以F19断层为界与上海大屯能源股份有限公司龙东煤矿接壤；南以F14断层为界与上海大屯能源股份有限公司徐庄煤矿相邻；西北以F19断层为界与徐州矿务集团三河尖煤矿毗邻，东为山东微山崔庄煤矿姚桥井田的范围以国土资源部2009年2月19日批准的采矿许可证中25个拐点坐标圈定的范围为准，井田面积走向长度10km，倾斜长度

3.5km，采矿登记面积为36km2，开采深度为-135m～-1300m本矿井属于低瓦斯矿井，矿井7＃煤相对瓦斯涌出量远低于10m3/t，属于低瓦斯矿井煤层有自燃发火危险发火期为4-6个月煤尘有爆炸危险性

9.

1.2开拓方式井田开拓采用立井双水平采区式开拓，第一水平标高-500m二水平标高-800m，水平间采用立井石门延深，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分5个采区

9.

1.3开采方法采区内布置一个综采工作面保产，工作面长度240m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置两条斜巷综采工作面生产能力为

15151.52t/d，每日推进度为

5.6m，采煤机选用MG400/920-WD采煤机，截深

0.8m，采高为

2.0-

3.5m日进7刀综采支架型号为ZFS6200/18/35综采工作面装备的部分机电设备见表9-

19.

1.4变电所、充电硐室、火药库`井下大巷采用矿车辅助运输，工作面斜巷单轨吊机车运输井底车场设变电所、充电硐室采区内设变电所遇岩巷掘进需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风

9.

1.5工作制、人数各工作面均采用三八工作制综采面同时工作最多人数34人

9.2矿井通风系统的确定矿井通风系统包括通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿井主通风机的工作方法）；通风网路

9.

2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则具体地说，要适应以下基本要求

（1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；

（2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；

（3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；

（4）总回风巷不得作为主要行人道；

（5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；

（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；

（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；

（8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；

（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；

（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化

9.

2.2矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素

（1）自然因素煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级

（2）经济因素井巷工程量、通风运行费、设备装备费一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中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9-2表9-2通风方式比较通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件地表表土层厚约163m，第一水平标高为-500m；煤层平均倾角为10°为缓斜煤层，分五个采区，煤层有自然发火危险，煤尘有爆炸性根据以上分析，且矿井年产量

5.0Mt，属大型矿井，本设计前期选用中央分列式通风后期采用两翼对角式通风

9.

2.3矿井通风方法的选择通风方法，即矿井主通风机的工作方法矿井通风方法基本上分为抽出式与压入式两种现将两种工作方法的优缺点对比如下

（1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全

（2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险

（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大

（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面

（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费用都较抽出式为小

（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长如果用抽出式通风，就没有这些缺点综上所述，一般地说，在地面塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风而矿井生产能力大，同时矿井地面地势平坦，不存在小窑塌陷区，表土层比较厚，采用抽出式通风比较安全，漏风小因此，确定该矿井采用抽出式通风

9.

2.4采区通风系统的要求1．采区通风总要求

（1）能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；

（2）漏风少；

（3）风流的稳定性高；

（4）有利于排放沼气，防止煤尘自燃和防尘；

（5）有较好的气候条件；

（6）安全经济合理技术2．采区通风的基本要求

（1）每个采区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；

（2）工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；

（3）煤层倾角大于12°时，不能采用下行风；

（4）回采工作面的风速不得低于1m/s；

（5）工作面回风流中沼气浓度不得超过1％；

（6）必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；

（7）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；

（8）机电硐室必须在进风风流中；

（9）采空区必须要及时封闭；

（10）要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统

3.采区通风系统由于本矿井的瓦斯相对涌出量为

0.0024m3/t，远远低于10m3/t的标准，属于低瓦斯矿井，因此采区上山布置两条即可两条上山的通风系统有如下两种方式

（1）轨道上山进风，运输上山回风；

（2）运输上山进风，轨道上山回风轨道上山进风，运输上山回风的优缺点轨道上山进风不必在下部安设风门，避免物料车频繁经过风门，造成风门损坏，甚至短路，轨道上山进风可使新鲜风流免受沼气、矿尘的污染，有利于保证风质，但运输上山中多台运输机串联，上部机头不能保证在新鲜风流中运输上山进风，轨道上山回风的优缺点风流和煤流方向相反，容易引起煤尘飞扬，使进风流污染，煤流中释放瓦斯，使进风风流瓦斯浓度增大，运输设备散发的热量使风流温度升高，须在轨道上山的下部车场安设风门，由于运输频繁，风门常损坏、漏风、甚至短路影响工作面生产参照两种进回风上山方式的优缺点，根据该矿井煤层赋存稳定，煤层有爆炸性，确定采用轨道上山进风，运输上山回风的采区通风系统

9.

2.5工作面通风方式的选择工作面通风有上行风和下行风之分，上行风与下行风是指进风流方向与回采工作面的关系而言当回采工作面进风巷道水平低于回风巷时，回采工作面的风流沿倾斜向上流动，称上行通风，反之是下行通风以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较

1.上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；

2.上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；

3.上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；

4.上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；

5.下行风运输设备在回风巷运转安全性差；

6.下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；

7.下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大通过以上对工作面上行风和下行风的比较，确定采区工作面通风为上行通风方式

9.

2.6回采工作面进回风道的布置采场通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关目前工作面通风系统形式主要有“U”、“Y”、“W”、“Z”、“H”形，各种形式的优缺点及使用条件如下由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式“U”型通风在区内后退式回采方式中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大工作面上偶角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护量大这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用“Y”型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风流中的瓦斯对于综采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上偶角瓦斯积聚及保证足够的风量这种通风方式使用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用“W”型通风当采用对拉式工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产的需要这种通风方式的主要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上偶角瓦斯不易于积聚，排放炮烟、煤尘速度快“Z”性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；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用“H”型通风工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力确定定采用“U”型后退式通风方式

9.

2.7通风构筑物为保证采区内通风风流的稳定，在巷道内设置一系列通风构筑物，控制风流的流向，主要通风构筑物有风门在采区的上部车场和中部车场以及一些人员和车辆可以通行，风流不能通过的巷道，至少设立两道风门，其间距要大于运输工具的长度挡风墙（密闭）在需要堵截风流和交通的巷道内，设置挡风墙

9.3矿井风量计算矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，逆风将各用风地点计算值乘以

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，上下斜巷的风量乘以

1.2顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量

9.

3.1工作面所需风量的计算每个采煤工作面实际需要风量，应按沼气（或二氧化碳）涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值

（1）按瓦斯涌出量计算根据《矿井安全规程》规定，按采煤工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1％的要求计算即Qai放=100qgai×Kai（9-1）式中Qai放——第i个综放工作面实际需风量，m3/min；qgai——该采煤工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；Kai——该采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai＝

1.5则瓦斯绝对涌出量qgai=

15151.52×

0.0024/（60×24）=

0.025（m3/min）；工作面需风量Qai放=100qgai×Kai=100×

0.025×

1.5=

3.75（m3/min）；取为Qai放=

3.75（m3/min）

（2）按工作面气温与风速的关系计算采煤工作面应有良好的劳动气候条件，起温度和风速应符合下列要求，见表9-3表9-3工作面温度与风速的关系按式（

9.2）计算Qai放=60×Vai×Sai×Kwi（9-2）式中Vai——回采工作面风速，取Vai=

1.1m/s（查表

9.3）；Sai——第i个回采工作面平均断面积，对于综放工作面Sai=

21.2m2；Kwi——第i个回采工作面长度系数，取

1.3故工作面风量Qai放=60×

1.1×

21.2×

1.3=

1818.96（m3/min）取为Qai放=1820（m3/min）

（3）按人数计算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Qai放=4×Nai放（9-3）式中4——每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；Nai放——第i个工作面同时工作的最多人数，取34人故综放工作面风量Qai放=4×34=136（m3/min）由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为Qai放=1820（m3/min）

4.按风速进行验算根据《矿井安全规程》规定，采煤工作面最低风速为

0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算每个回采面Qmin≥

0.25×60×Sai（m3/min）（9-4）Qmax≤4×60×Sai（m3/min）（9-5）式中Sai——第i个工作面的平均断面积，m2对于综放工作面Sai=

21.2m2；318m3/min≤Qai放≤5088m3/min由风速验算可知，Qai放=1820m3/min符合风速要求

9.

3.2备用工作面需风量计算按式（9-6）计算Q备=

0.5Qai放（9-6）式中Q备——备用工作面所需风量，m3/min所以备用工作面所需风量为Q备=

0.5×1820=910（m3/min）

9.

3.3掘进工作面需风量计算通风方式煤巷掘进方式为综掘机掘巷，掘进工作面采用独头通风方式，采用压入式局部通风机通风各掘进工作面所需风量计算如下

（1）按瓦斯涌出量计算根据《矿井安全规程》规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算即Qai掘=100qgai×Kai（9-7）式中Qai掘——第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；qgai——该掘进工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；Kai——该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai＝

1.5则瓦斯绝对涌出量qgai=758×

0.0024/（60×24）=

0.00126（m3/min）工作面需风量Qai掘=100qai×Kai=100×

0.00126×

1.5=

0.189（m3/min）

（2）按人数计算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Qai掘≥4×Nai掘（9-8）式中4——每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；Nai掘——第i个工作面同时工作的最多人数，取28人故综掘机掘进工作面风量Qai掘≥4×28=112（m3/min）

（3）按炸药量验算Qh岩=25×Ah（9-9）式中25——使用1kg炸药的供风量，m3/min；Ah——岩巷掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，以本矿大巷断面为标准，炸药消耗量为96kg/100m2，所以一次爆破用量96×

16.1/100=

15.46kgQh岩=25×

15.46=

386.5（m3/min）由以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为Qai掘=

386.5（m3/min）按风速验算15×S掘≤Qai掘≤240×S掘式中S掘——掘进工作面的平均断面积，取S掘=

16.1m

2241.5≤Qai掘≤3864由以上验算可知，Qai掘=

386.5（m3/min）满足要求

9.

3.4硐室需要风量的计算井下硐室实际需要风量，应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和（Qc）计算，公式如下910井下主要硐室有井下火药库、机电硐室、充电硐室、中央变电所等根据徐州矿区硐室通风标准的经验数据再结合本矿实际，确定各种硐室需风量如下表9-4硐室需风量表

9.

3.5其他巷道所需风量计算各个其它巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值，这里按矿井总需风量的10%计算

9.

3.6矿井总风量计算

（1）根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量按下式计算由式（

9.10）计算∑Q=K×（∑Q采+∑Q备+∑Q掘＋∑Q硐）×110%（9-11）式中∑Q——矿井总风量，m3/min；K——风量备用系数，取K=

1.2；∑Q采——工作面所需风量，m3/min；∑Q备——备采面所需风量，m3/min；∑Q掘——掘进面所需风量，m3/min；∑Q硐——硐室所需风量，m3/min；110%——其它巷道所需风量之和按矿井总需风量的10%计算m3/min则∑Qmin=

1.2×（1820+910+

386.5×2+410）×110%=

5165.16（m3/min）∑Qmax=

1.2×（1820+910+

386.5×4+410）×110%=

6185.52（m3/min）

（2）根据矿井人数计算，按式（

9.11）计算Q=4×N×K（9-12）式中N——井下同时工作的最多人数，取N=370人；K——风量备用系数，取K=

1.5；则Q=4×N×K=4×370×

1.5=2220（m3/min）按照《规程》规定，取两种方法得出风量的最大值，因此矿井总风量在通风容易时期为

5165.16m3/min，在矿井通风困难时期为

6185.52m3/min

9.

3.7风量分配所配的风量必须符合《规程》中的有关规定，总回风流中的瓦斯和二氧化碳的浓度不超过

0.75%，按井下同时工作的最多人数计算每人每分钟供给风量不少于4m3同时产一吨煤矿井需要风量不少于每分钟

1.5m3及《规程》中关于最高、最低风速及粉尘浓度，峒室最高温度的规定

（1）通风容易时期和困难时期的确定在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化其通风容易时期在东一采区正常回采期间，困难时期在东三采区和西二采区接替时期在通风容易时期东一采区有一个回采工作面、一个备采工作面、两个煤巷综掘掘进工作面在通风困难时期在东三采区有一个回采工作面、一个备采工作面、一个煤巷综掘工作面，西二采区有两个煤巷综掘面

（2）配风的原则和方法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

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，上下斜巷的风量乘以

1.2顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量1）综放工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，工作面进风侧斜巷风量为Q放=1820×

1.2=2184m3/min；2）备用工作面Q备=910×

1.2=1092m3/min；3）综掘机掘进面Q连掘=

386.5×2×

1.2=

927.6m3/min（通风容易时期）；Q连掘=

386.5×4×

1.2=

1855.2m3/min（通风困难时期）；4）充电硐室Q充=130×

1.2=156m3/min；5）火药库Q火=120×

1.2=144m3/min；6）机电硐室Q机电=80×

1.2=96m3/min；7）中央变电所Q中央=80×

1.2=96m3/min；8）其它巷道Q其它=

391.3×

1.2=

469.56m3/min（通风容易时期）；Q其它=

468.6×

1.2=

562.32m3/min（通风困难时期）经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕利用公式V=Q/S/60计算各主要巷道风速，井巷风速验算结果见表9-5表9-5井巷风速验算由以上校核表知，分配风量均满足最高风速与最低风速要求

9.4全矿通风阻力的计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主要通风机之前，必须首先计算通风总阻力按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩檫阻力和局部阻力摩檫阻力一般占通风总阻力的90%左右，它是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数

9.

4.1计算原则

（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa；

（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算；

（3）如果矿井服务年限长，则只计算投产后的15～25年内通风容易和通风困难时期的井巷通风总阻力；

（4）进行矿井通风总阻力计算，应考虑矿井达到设计产量时，主要通风机在服务期限内，既能克服困难时期的阻力，又能保证矿井在容易时期通风机的效率不低于

0.70，所以必须计算这两个时期的总阻力

（5）确定矿井通风容易和困难时期一般情况下，矿井投产刚达到设计产量时，主要通风机所服务的这个时期为容易时期；主要通风机服务期限内的后期为困难时期；

（6）确定计算阻力路线根据所给出的两个时期通风系统图，凭直观和经验选择一条风量最大、巷道总长度最长的线路计算出所有线路的阻力，比较后得出最大阻力计算方法是从进风井口逐段编号，然后对各段井巷进行风阻力计算，再将各段计算结果累加起来，便得到通风容易和困难时期的井巷通风阻力

9.

4.2矿井最大阻力路线

（1）确定矿井通风容易时期和困难时期所谓的通风容易时期和通风困难时期是指在一个风机的服务年限内（本设计取25年），矿井阻力较小的时期（通常在达产初期）和较大的时期（通常在生产后期）本设计矿井采用中央分列式通风，在矿井服务年限内，在井田中部上边界开凿一个风井根据开采计划，先采东一采区时为通风容易时期，后采西二采区时是通风困难时期

（2）矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线通风容易时期副井→井底车场→一水平轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→区段运输巷→工作面→区段回风巷→回风岩石斜巷→风井对应于容易时期的通风网络图如图9-1所示，立体图如图9-2所示通风困难时期东三采区通风副井→车场及石门→水平轨道大巷→东三采区轨道下山→区段运输巷→工作面→区段回风巷→东三采区运输下山→东一采区运输上山→总回风斜巷→风井西二采区通风副井→车场及石门→水平轨道大巷→西二采区轨道上山→区段运输巷→工作面→区段回风巷→西二采区运输上山→水平运输大巷→东一采区运输上山→总回风斜巷→风井对应于困难时期的通风网络图如图9-3所示，立体图如9-4所示图9-1容易时期通风网络图图9-2容易时期通风立体图9-3困难时期通风网络图图9-4困难时期通风立体图

9.

4.3矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用式（9-12）计算出各段风路井巷的磨擦阻力hfr=αLUQ2/S3（9-12）式中hfr——巷道摩檫阻力，Pa；L——巷道的长度，（m）；U——巷道的周界，（m）；S——巷道的净断面积，（m2）；Q——分配给井巷的风量，（m3/s）；α——各巷道的摩擦阻力系数，（N·s2·m-4）通风容易及困难时期通风网络图如图9-1，图9-3所示计算结果见表9-

6、表9-7矿井通风阻力和见表9-8表9-6通风容易时期摩擦阻力计算表9-7通风困难时期摩擦阻力计算表9-8风路总阻力

9.

4.4矿井通风总阻力容易时期通风总阻力hrmin=

1.1×∑hrfmin（9-13）困难时期通风总阻力hrmax=

1.15×∑hrfmax（9-14）式中

1.

1、

1.15——局部阻力的系数；∑hrfmin——矿井通风容易时期的阻力之和，Pa；∑hrfmax——矿井通风困难时期的阻力之和，Pa则hrmin=

1.1×

1591.07=

1750.18Pa（2940Pa）hrmax=

1.15×

2538.64=

2918.74Pa（2940Pa）矿井通风总风阻见表9-9表9-9矿井通风总阻力

9.

4.5两个时期的矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算公式R=hr/Qf2（9-15）矿井通风等积孔计算公式A=

1.1896/R

0.5（9-16）式中R——矿井风阻，NS2/m8；hr——矿井总阻力，Pa；Qf——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2容易时期

（1）总风阻为R=hrmin/Qfmin2=

1750.18/（

5165.16/60）2=

0.236（NS2/m8）；

（2）总等积孔Armin=

1.1896/R

0.5=

1.1896/

0.

2360.5=

2.47（m2）；

（3）全矿总阻力hrmax=

1750.18（Pa）困难时期

（4）总风阻为R=hrmax/Qfmax2=

2918.74/（

6185.52/60）2=

0.275（NS2/m8）；

（5）总等积孔Amin=

1.1896/R

0.5=

1.1896/

0.

2750.5=

2.29（m2）；

（6）全矿总阻力hrmax=

2918.74（Pa）通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表9-10表9-10矿井等积孔由以上计算结果得出，并结合表9-11，本矿井通风容易时期总等积孔为

2.47m2，通风困难时期总等积孔为

2.29m2，通风容易和困难时期总等积孔均大于2m2，总风阻均小于

0.35N·S2/m8，属于通风容易矿井表9-11矿井通风难易程度与等积孔的关系

9.5矿井通风设备选型

9.

5.1主要通风机选型根据前面计算，用通风机的个体特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点

（1）自然风压本设计矿井通风方式初期为中央分列式，后期为两翼对角式风井和副井在地面的标高大致相同，且矿井的通风总阻力较大，自然风压相对要小的多，因此可以认为自然风压为零故本次设计中不计算自然风压，即=0

（2）主要通风机工作风压1）该矿井为抽出式通风，通风容易时期主要通风机静风压hfsmin=hrmin-h自然+h风硐（9-13）式中hrmin——通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；h自然——容易时期帮助通风的自然风压，hn冬=Pa；h风硐――风峒的通风阻力，通常为20～50取50Pa故hfsmin=

1750.18-0+50=

1800.18（Pa）2）通风困难时期，考虑自然风压与主要通风机通风作用反向，主要通风机静风压hfsmax=hrmax+hn夏+h风硐（9-14）式中hrmax——通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；h自然——困难时期反对通风的自然风压，Pa；h风峒――风峒的通风阻力，通常为20～50Pa，取50Pa故hfsmax=

2918.74+0＋50=

2968.74（Pa）

（3）主要通风机的实际通过风量Qf因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量Qf必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算Qf=

1.1×Q（9-15）式中Qf——实际风量，m3/s；Q——风井总风量，m3/s；

1.1——抽出式矿井通风外部漏风系数容易时期Qf=

1.1×

5165.16/60=

94.7m3/s；困难时期Qf=

1.1×

6185.52/60=

113.4m3/s表9-13主要通风机工作参数一览表

（4）初选通风机由前面求得通风机的两个工况点为容易时期点A（

94.7，

1800.18），困难时期点B（

113.4，

2968.74）故初步确定采用FBD0CZ-12-No27型轴流式通风机，上述两个工况均处于合理工作范围内

（5）主要通风机工况点工况点为主要通风机工作风阻曲线与特性曲线的交点主要通风机工作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程hf=Rf×Qf2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定容易时期Rfsmin=hfsmin/Qf1min2=

1800.18/

94.72=

0.201（N·S2/m8）；困难时期Rfsmax=hfsmax/Qf1max2=

2968.74/

113.42=

0.231（N·S2/m8）风机风压与风量的关系容易时期hfsmin=RfsminQf2=

0.201Qf2困难时期hfsmax=Rfsmax×Qf2=

0.231Qf2通风容易和困难时期风阻见表9-14表9-14通风容易和困难时期风阻根据以上数据，在通风机个体特性图表上选定风机型号为2k58-1No.30的对旋式流风机在K58-1No.30的对旋式轴流风机的通风机特性曲线图中作通风机工作风阻曲线，该工作风阻曲线与风压曲线的交点即为实际工况点C、D，其中C为容易时期，D为困难时期的工况点设计工况点A、B，实际工况点C、D详见图95图9-5通风机特性曲线表9-15工况点

9.

5.2电动机选型由于主要通风机输入功率较大，且Nmin/Nmax=

233.0/

427.9=

0.

550.6，故通风容易时期和困难时期需要选用不同的电动机电动机的输出功率（9-21）式中——电动机的输出功率，kW；——通风困难时期通风机的输入功率，kW；——传动效率，直接传动取1；则可计算出通风困难与容易时期通风机所需输出功率如下容易时期为Neoe=

233.0/1＝

233.0kW困难时期为Neod=

427.9/1＝

427.9kW电动机的输入功率（9-22）式中——电动机的输入功率，kW；——电动机的输出功率，kW，kW；——电动机效率，%，异步电动机取

0.9；

1.10~

1.15——电动机的容量系数，取

1.15则可计算出通风困难与容易时期通风机所需输入功率如下容易时期为Neid=

233.0×

1.15/

0.90=

297.72（kW）困难时期为Neid==

427.9×

1.15/

0.90=

546.76（kW）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T630M1-10和Y630-10/1180的同步电动机，其详细参数见表9-16表9-16电动机参数

9.

5.3矿井主要通风设备的要求

（1）主要通风机必须安装在地面，装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%；

（2）主要通风机必须保证经常运转；

（3）主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用在建井期间可装置一套通风机和一部备用电动机备用通风机或备用电动机和配套通风机，必须能在10min内开动

（4）装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门；

（5）主要通风机至少每月由矿井机电部门检查1次改变通风机转数或风叶角度时，必须报矿总工程师批准；

（6）进风井口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方；进风井筒冬季结冰，对工人健康和提升设施有一定的危害，必须设暖风设备；

（7）回采工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串联通风必须符合《煤炭安全规程》第117条有关规定；

（8）完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态；

（9）不得采用局部通风机群作为主要通风机用在特殊条件下，作临时使用时，必须报主要通风机管理，制定措施，报省区煤炭局批准

9.

5.4对反风、风峒的要求

（1）反风的基本要求为使进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时的有害气体不进入工作面，危及井下工人的生命安全，我国《规程》规定要求在10min内能把矿井风流反转过来，而且要求风量不小于正常风量的60％本设计采用反风道反风，即在出风井另开反风道，安装反风装置能够保证安全可靠，满足反风的时间和风量要求

（2）对风硐的要求风硐的断面不宜过小；其风速以10m/s为宜，不宜超过15m/s；风硐的风阻不应大于

0.0196N·S2/M，风硐的阻力不大于100～200Pa；风硐及其闸门装置，密闭必须严密，以防漏风；硐内应安装测量风速及风流压力装置

9.6安全灾害的预防措施

9.

6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施

（1）隔爆水袋位置在辅助斜巷和胶带斜巷中安设辅助隔爆水袋，隔爆水袋应安设在巷道的直线段内，且首排距工作面不得小于60m，不得大于200m

（2）具体要求1）水袋组的用水量按巷道断面积计算不得少于200L/m2，隔爆水袋应采用60L容量，每棚间距

1.6m棚区长度不得小于20m，水袋总数为45个，每排安装3个水袋；2）水槽列中的水袋，占据巷道宽度的和与巷道最大宽度的比例为S＜10m2时，至少是50%；S＞10m2时，至少是65%水袋之间的间隙与水袋同巷壁之间的间隙之和不得大于

1.5m，特殊情况下不得大于

1.8m，两水袋之间的间隙不得大于

1.2m；3）水袋距离顶板、两帮的间隙不得小于100mm，棚组内各水袋的安装高度应保持高度一致；4）水袋应采用易脱钩的吊挂方式，挂钩位置应对正，每对挂钩的方向要相向布置（勾尖与勾尖相对）；5）隔爆水棚要做到经常清刷，保证水量，水袋应每周检查一次，发现损坏应及时更换

9.

6.2预防井下火灾的措施

（1）井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门并设设区域返风系统

（2）井下机电设备选用防爆型为原则应加强机电设备的安装质量并加强维修及管理防止漏电及短路产生高温和火花

（3）对自然发火的煤层，应加强煤炭与坑木的加收；加强密闭，及时密闭采空区；对停采线进行黄泥灌浆或喷洒阻化剂；分层开采还应在采区随采随注

（4）二阻化剂防火根据化验与实践，本矿各煤层均属自然发火煤层，自然发火期为4～6个月据姚桥煤矿现有生产矿发火都是在工作面停采以后，在停采线或采线附近着火针对以上情况7号煤层虽厚但一次采空，故仅对停采线附近喷洒阻化剂进行防火

9.

6.3防水措施

（1）井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上

（2）主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用

（3）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，确认无突水危险后，方可前进1）接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；2）接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；3）接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；4）打开隔离煤柱放水时；5）接近有出水可能的钻孔时；6）接近有水或稀泥的灌泥区时；7）底板原始导水裂隙有透水危险时；8）接近其它可能出水地区时10设计矿井基本技术经济指标表10-1设计矿井基本技术经济指标参考文献

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[25]王德明.《矿井通风与安全》.徐州中国矿业大学出版社，2007专题部分深部矿井巷道稳定与支护技术研究摘要随着我国煤矿开采规模的扩大，开采深度的逐渐增加，深部开采已成为煤矿生产的必然过程，对当前的煤矿生产和今后矿井建设的影响日趋严重如何面对深部开采的复杂地质条件，及时解决深部开采所涉及的技术性问题，从长远看，它将对安全、经济、合理的开发深部煤炭资源有特别重要的意义我国煤矿开采深度以每年8～12m的速度增加，未来10a我国煤矿深部开采的问题将越来越突出安徽、山东、河南等煤田将建设一大批新矿井，这些矿井穿越的不稳定表土层厚达400～700m，巷道位于地下650～1000m深部岩体由于受到高地应力、特别是侧向高应力的作用，使其具有不同于浅部岩石的特征深部高应力岩巷的岩石强度明显增加，岩体处于高压缩变形或破坏极限状态，爆破对围岩产生的破坏和扰动范围加大，甚至会引起岩爆灾害本文讨论了埋深大于800m的深部矿井巷道及其支护技术存在的主要问题，并对影响巷道稳定的主要因素进行了分析，提出了深部矿井巷道的支护技术，并结合一些矿井的现场实践结果，对巷道支护技术进行了总结，对于类似地质条件下巷道支护具有一定的借鉴价值关键词深井巷道支护；稳定因素；锚杆支护技术；监测1问题的提出我国煤炭储量大部分埋藏在深部，埋藏大于600m和1000m的储量分别占到

73.19%和

53.17%煤炭资源从浅部开始开采，随着煤炭采出，开采煤层的埋藏深部必然要增加，由于近年来煤炭需求的不断增加，各个矿业集团都在一定程度上加大了矿井的生产能力，加之中东部主要产煤大省，例如山东、安徽、河北、江苏徐州等的煤炭储量正急剧减少，在这样的形势下，中东部矿井逐步加深了开采深度，埋深大于800m的矿井也已越来越多在此背景下，随着采深的不断加大，岩体应力急剧增加，地温升高，巷道围岩破碎严重，塑性区、破碎区范围很大，蠕变严重，严重影响矿井安全生产深井所带来的巷道支护问题的特殊性也越来越受到重视目前深井巷道存在的主要问题是支护稳定性差、高应力、支护困难，这与矿井深部的岩性和埋深息息相关有的矿井埋藏虽然不大，但由于岩性松软破碎或者膨胀性较为突出，巷道的稳定性同样较差，破坏严重在同样岩层条件下，巷道埋深越大巷道越难以稳定，支护也就越来越困难，破坏也就越严重如何解决深井巷道支护的难题，提出一些实际可行的支护方式对于矿井的建设和安全生产具有重要又迫切的意义2深井巷道的矿压规律与特点

2.1深井巷道概念目前国内井工开采的煤炭70﹪的产量来自埋深400m以下的地层中，而巷道的稳定性由矿井埋深和岩性两个主要因素决定一般认为开采深度大于800m的矿井为深井随着开采深度的增加，巷道矿山压力也在增加，基本趋势如图2-1所示深井巷道存在的主要问题包括以下几点⑴原岩应力大原岩应力与开采深度呈线性关系，深度越深，原岩应力越大同时，围岩移近率随采深的加大也和应增大图2-1埋深与矿山压力关系趋势图图2-2巷道损坏率与深度的关系⑵构造应力显现加剧构造应力是由于地壳构造运动在岩体中引起的应力.对于深部巷道，构造水平应力一般均大于自重应力在构造应力集中带，由于构造应力的作用，薄层页岩顶板一般沿层面滑移，厚层砂岩顶板则以小角度或小断层产生剪切，从而失稳冒落；在高水平应力作用下，巷道首先从支护弱面即直接底板破坏，导致底鼓；而两帮产生很大的拉应力，导致两帮破裂、鼓出和塌落，两帮比顶板破坏深度更大，从而引起顶板岩层破坏进一步发展水平应力大小及方向变化很大，较难预侧和理论计算，所以实测地应力对深部巷道支护设计有着重要价值⑶岩体强度降低随着矿井开采深度的加大，岩体强度明显降低由于采深增加，巷道周边的集中应力超过了围岩的自身强度，致使围岩移近率相对增加，巷道周边塑性区范围扩大在塑性区范围内，岩石内聚力与内摩擦角迅速下降，致使岩体状态恶化⑷变形呈软岩特性由于深部巷道围岩应力大，围岩强度降低，围岩孔隙率增大，加上地质构造发育的影响，导致巷道变形呈软岩特性⑸顶板离层严重层理、节理或裂隙发育的顶板，在强自重应力作用下，特别是下软上硬顶板，深部比浅部离层更为严重，且遇水呈片状破碎⑹冲击地压发生频率及强度增大矿井采深越大，自重应力越大在坚硬顶板条件下巷道围岩或煤体积聚的弹性能也增大，特别在构造应力集中区，当支架-围岩作用平衡体受到诸如放炮等因素诱发而失稳时，更易发生冲击地压例如徐州矿区自1991年7月10日在权台煤矿发生首例冲击地压以来，已先后在三河尖、张集、旗山、张双楼等矿井发生20多次冲击地压

2.2深井矿压规律

2.

2.1地应力概念竖向垂直压力主要来自于上覆岩层自重压力P即式中P——上覆岩层压力，；——岩层容重，；H——深度，m；k——与岩层性质有关系数从上式可以看出，在同类围岩条件下，巷道埋深越大，地应力相对越大

2.

2.2主应力方向对巷道稳定的影响原岩地层中的任一点的盈利处于平衡状态，巷道开挖后，由于褶曲、断层、火成岩侵入等地质作用，围岩盈利重新分布，巷道周围应力不均等，造成巷道不同形式的破坏应力方向分为垂直应力和水平应力，因此主应力方向与巷道方向的关系影响其稳定性见图2-31当巷道轴向与最大水平主应力方向平行时，受水平应力影响最小，对巷道的稳定最为有利2当巷道轴向与最大水平主应力方向垂直时，受水平应力影响最犬，对巷道的稳定最为不利3最大水平主应力方向与斜交的巷道，巷道一侧出现应力集中而另一侧出现应力释放，因而巷道的变形破坏会偏向某一侧⑷水平应力大于垂直应力，容易产生底鼓，巷道不稳定图2-3主应力方向与巷道方向关系3开采深度与巷道围岩的变形关系

3.1中国的研究开采深度对巷道围岩的影响十分复杂，除与巷道的围岩性质密切相关外，如受采动影响的巷道，则与护巷方式和周围采动状况等也有密切关系根据我国的研究成果，可得开采深度与巷道维护之间的一般关系如下:1岩体的原岩应力即上覆岩层重量，是在岩体内掘巷时巷道围岩出现应力集中和周边位移的基本原因因此，随开采深度增加，必然会引起巷道围岩变形和维护费的显著增长2巷道的围岩变形量或维护费用随采深的增加近似的呈线性关系增长3巷道围岩变形和维护费用随开采深度的增长的幅度，与巷道围岩性质有密切关系，围岩愈松软，巷道变形随采深增长愈快，反之，围岩愈稳定，巷道变形随采深增长愈慢4巷道围岩变形和维护费用的增长率还与巷道所处位置及护巷方式有关，开采深度对卸压内的巷道影响最小，对位于煤体内巷道及位于煤体-煤柱内巷道的影响次之，对两侧均已采空的巷道影响最大

3.2前苏联的研究前苏联对矿井开采深度与巷道稳定性的关系进行过大量研究，认为深部巷道矿压显现的一个主要特点是在巷道掘进时就呈现围岩强烈变形，且在掘进后围岩长期流变，使巷道支架承受很大压力浅部开采时表现不明显的掘巷引起的围岩变形，在深部开采时显现十分强烈根据在顿巴斯矿区进行的大量巷道矿压观测，提出了深部巷道掘进初期围岩移近量的计算公式为式中:、——顶板、两帮在掘进后t时间内的位移量，cm；t——时间，d;、—顶板两帮作用在支架上的压力，kN/㎡；γ——岩石容重，kN/m；H——巷道所处的深度，m；R—岩石单轴抗压强度，kPa；Ro—寻求常数时引人的单轴抗压强度，3000kPa；b—巷道所处的深度，cm；h—巷道高度，cm；由此可以看出随着开采深度的增加，维护时间的增长，巷道变形将逐渐增加，维护也越困难

3.3德国的研究1德国提出掘巷引起的围岩移近量与开采深度和巷道底板岩层强度之间的关系为式中——掘巷引起的围岩变形量占巷道原始高度的百分率，%；——岩层压力，pH，Mpa；——地板岩层的单轴抗压强度，Mpa利用该式计算结果如图3-1所示，由此可见，掘巷引起的围岩变形随开采深度的增加而增长，其增长率与巷道围岩性质有关开采深度每增加100m，在煤层=14Mpa中掘进，围岩移近量增加

8.9%；在软岩=28Mpa中增加

6.3%；在页岩=45Mpa中增加5%；在砂岩=97Mpa增加

3.4%同时取K=0，可以知道在掘巷过程中引起围岩明显变形的临界深度，在煤层中为512m，软岩中为732m，页岩中为930m，砂岩中为1360m2德国埃森采矿中心还对100条前进式开采的采准巷道进行了系统观测，得出巷道围岩移近量占巷道原始的高度的百分率与开采深度关系式为既开采深度每增加100m，回采巷道围岩移近量占原始高度的百分率增加

6.6%，与上述统计值相似矿井开采深度由300m增加到800m时，移近量要增加1000余mm，巷道从较易维护变为难以维护，可见开采深度对巷道矿压显现的影响之大图3-1移近量与岩石压力p深度H和底板岩层强度的关系1-砂岩=97Mpa；2-页岩=45Mpa；3-软岩=28Mpa；4-煤=14Mpa4影响巷道稳定的因素

4.1稳定性系数影响巷道稳定的因素有很多，研究认为，埋深600～1200m的巷道围岩稳定性指数表示，围岩自稳指数小于1，指数越小巷道越稳定S=γh/RS——围岩稳定性系数；R——岩石单项抗压强度；

4.2影响因素分析

4.

2.1岩石力学性质包括强度、孔隙度、吸水率、膨胀性、崩解性等，但主要的是坚固性系数f，即R值坚固性系数越大，围岩越稳定

4.

2.2围岩结构巷道周围岩体称为围岩，围岩结构是非均质性的，围岩的层理、节理、裂隙密度、胶结程度等均影响巷道稳定围岩的层理、节理、裂隙越发达巷道稳定性越差

4.

2.3围岩物相指岩体中的矿物组成，如含蒙脱石、伊利石、高岭石等，粘土矿物成分，含量过高，遇到水会发生膨胀、蠕变、流变，从而影响围岩的稳定性

4.

2.4地质构造应力重点是位于向斜、背斜轴部、与断层走向一致或过断层的巷道此类巷道受地质构造应力影响较大

4.

2.5地下水与地温地下水使层理、节理、裂隙发育的岩体滑动、松散，动压水增加了压力；膨胀性岩石遇水加固巷道变形地温过高使岩石软化，工作环境差，对巷道稳定不利随着开采深度增加，地温升高，巷道开挖后，由于通风造成围岩内部产生较大的温度梯度，进而产生温度应力，从而对围岩稳定造成某种程度上的不利影响

4.

2.6巷道布置与开挖顺序两条巷道平行，其间隔岩柱太小，巷道难稳定；特别当岩柱小于巷道开挖宽度的3倍时，产生应力叠加严重，先开挖巷道受后开挖巷道再次应力分配达到峰值时，更易使巷道变形破坏

4.

2.7巷道断面尺寸和形状巷道开挖表面积与巷道稳定程度成反比，其形状越接近圆形越有利于稳定

4.

2.8支护材料与结构形式主要是支护材料的强度、刚度和弹塑性结构形式主要指改变围岩应力状态的方式，如锚杆、锚索起悬吊、挤压、加固作用，网喷起表面封闭和调节应力集中作用；注浆则将松散破碎岩体粘结成整体，起固结强化并改善围岩应力状态等主动支护作用

4.

2.9支护参数支护参数主要指材料的强度、规格、型号，结构原理、方式，支护结构在围岩中的布置密度、形式等如锚杆材料、锚固形式，直径、长度、锚固力、预紧力锚杆布置方式、间排距等重点是支护强度大于外力临界值

4.

2.10施工工艺与质量开挖方式对围岩扰动程度和范围不同，所以光面爆破，降低装药量是保护围岩的有效方法;支护顺序和时间；支护设备及工艺过程；施工操作执行力；检验评价方法；质量管理及控制体系等前五条是客观因素，后五条是主观因素

4.3巷道围岩稳定性分类

4.

3.1按围岩松动圈的分类方法围岩松动圈是指巷道掘进后，用国产声波仪测定围岩声波降低范围的平均值中国矿业大学建工学院测定的围岩松动圈的范围，进行围岩稳定性分类，见表4-

1.表4-1巷道围岩稳定性（松动圈）分类

4.

3.2按围岩变形量的分类方法围岩表形量是巷道开挖后受多种因素影响的综合结果，是围岩稳定性分类的多因素单一定量指标，煤炭科学研究总院北京建井所据此指定的巷道围岩分类见表4-2表4-2按围岩变形量制定的围岩分类5深部巷道围岩变形规律认识深部巷道围岩变形特征是分析围岩变形破坏机理和确定支护对策的前提条件

5.1深部巷道围岩具有软岩的力学特征深部巷道围岩常受到原岩应力和巷道工程力的影响，在深部高应力环境中，当围压较高时，岩体尚具有较高的强度和模量弹性模量或变形模量，当围压较低时，工程岩体则表现出“软岩”特征;因此巷道围岩具有软岩相对性的实质当巷道工程力一定时，不同的岩体，强度高于工程力水平的大多表现为硬岩的力学特性，强度低于工程力水平的则可能表现为软岩的力学特性；而对同种岩石，在较低工程力的作用下，则表现为硬岩的小变形特性，在较高工程力的作用下则可能表现为软岩的大变形特性

5.2深部巷道围岩的变形特征深部巷道原岩应力大，围岩具有软岩的大变形特征，决定了巷道收敛具有变形量大的特点据测量数据，研究区各巷道收敛变形量均很大，一般为数十毫米到数百毫米，最大可达

1.0m以上，严重的可封堵整个巷道如唐山矿业分公司T21545煤层运输巷道其巷道累计水平变形量

184.3mm，垂直变形量

62.6mm，底鼓变形量

85.9mm图5-1巷道变形以水平收敛为主，其表现形式有侧帮内移，顶板垮落和底鼓在未封底和未设置抑拱的某些巷道，因两帮和拱顶进行了支护，阻碍了相应部位围岩的继续变形和围岩的进一步调整，底板就成为最薄弱环节，于是应力释放和岩体扩容变形就在底板发生，从而普遍产生底鼓图5-1T2154运输巷围岩变形曲线1——水平位移；2——底鼓量；3——垂直变形量深部巷道围岩变形的另一个特征是明显的时效性在地下巷道和采场工程中表现出来的力学现象，包括地压、变形、破坏等几乎都与时间有关严格地讲，以往应用弹性力学和弹塑性力学求得的巷道变形和应力都是瞬时发生的，既量测不到也无法阻止围岩变形可分为剧烈变形、缓慢变形和稳定变形3个阶段围岩收敛变形是否稳定还取决于支护结构的刚度和强度据破碎铜室的监测资料，开挖6个月变形速度无明显降低，一般维持在

0.45～

2.15mm/d，且大部分地段变形有所加快而且由于这种流变产生围岩的变形压力一旦使支护失效，围岩再次恶化并强烈变形如此反复，这就是某些硐室出现返修而未能有效阻止围岩变形和破坏的根本原因

5.3深部围岩巷道载荷特征现代支护理论认为，巷道围岩支护应充分发挥围岩的自承作用围岩本身既是载荷的来源又是支护结构的主体围岩的自承力是由巷道的断面形态和围岩本身的物理力学性质决定的根据松动圈支护理论图5-2，围岩的状态特征决定着支护能够起的作用，弹塑性状态特征的围岩能够自稳，多数不需要支护;只有当围岩进人到破碎状态之后才产生了支护问题凡裸体巷道，围岩松动圈都接近于零，此时的弹塑性变形依然存在，但它不需要支护；松动圈越大收敛变形越大，支护越困难；巷道收敛与松动圈形成在时间上是一致的因此，围岩松动圈所产生的碎胀变形是支护控制的主要对象未考虑水等的因素，同时应该在松动圈形成时，及时采取支护措施，获得最佳支护效果，这就是深部巷道围岩对控制时间的要求图5-2松动圈理论分析围岩状态6深井巷道支护技术

6.1深井巷道变形规律图6-1为鲁西南地区埋深800～1100m巷道围岩一般变形规律巷道支护后变形量一般在30～70mm时出现开裂、爆皮现象，但还未冒落时要进行二次加固；要及时进行位移观测图6-1深井围岩变形特征1——脆性硬岩；2——中硬岩；3——塑性岩层

6.2深井巷道支护

6.

2.1深井巷道支护原理根据上述规律，深井巷道支护应是卸固原理“支、卸、固”方式，即扩大断面待卸压后及时二次加固支第一次用锚、网、喷、支护后；卸巷道虽有变形、开裂、剥皮卸压现象，但尚未造成围岩脱离原岩体、片帮、冒顶；固随后进行锚注加固

6.

2.2支护结构形式适应深井高应力巷道的支护形式有:“支、卸、固法”、“支修法”、“强抗法”、“超前加固法”、“应力转移法”等，但较为经济、实用、有效的方法是“支、卸、固法”其它方法工序复杂，成本较高合理支护结构形式的核心是对适应地压规律和围岩的性质

6.

2.3支护方法及对策⑴正确选择巷道层位、位置巷道的布置应避开煤柱集中应力、构造集中应力、采动应力的影响，选择在岩性较为稳定的岩石中深部采区主要准备巷道应以岩巷为主或至少布置一条岩巷随着深度的增加，回采工作面推进后煤体塑性区增加，致使区段煤柱留设宽度随之增加，为保证采区回收率，减少巷道维护，工作面回风运输平巷宜采用无煤柱护巷的形式⑵合理选择巷道施工方位在遇到以压应力为主的褶曲、逆断层时，巷道方向尽量与摺曲轴或断层走向垂直或斜交，在遇到以拉应力为主的正断层时，巷道方向则与断层走向一致或斜交，从而达到减小矿压显现的目的回采巷道布置的方位应使工作面离开断层推进，使采区一翼内工作面同向推进避免巷道相向掘进和巷道近距离平行布置，减少相交巷道或避开锐角，从而减小应力集中，减少发生冲击地压的危险性⑶改革巷道支护形式，达到最佳支护效果针对深部巷道矿压显现特点要求巷道支护必项满足既能加固围岩又能提供较大的支护力、具有较大的可缩性和一定的初撑力等要求，根据围岩状况和巷道条件，采用不同的支护形式

①树脂锚杆+梁+网组合支护树脂锚杆采用树脂药卷作为锚固剂，分端锚、全锚和加长锚固3种形式，圆钢或螺纹钢为杆体，再配以金属网、梁使用此种锚杆能有效地提高围岩的自承能力此种支护在综放大断面煤巷或切眼中经常使用

②锚梁网+锚索联合支护深部巷道以锚杆支护配以锚索支护，可使层状顶板形成一个整体的组合梁，同时也起到悬吊作用，可防止围岩受拉破坏，并能提高围岩的整体抗弯强度此种锚杆常在围岩不稳定、层理发育、跨度较大的巷道中使用

③全封闭锚梁网+底梁联合支护由于深部巷道的变形呈软岩特性、巷道围岩破碎圈增大等特点，例如徐州矿务局庞庄煤矿张小楼并-1025m大巷原采用常规锚梁网支护形式，致使巷道尚未投人使用就产生如前所述的较大变形，后采用树脂锚杆端锚+梁、网+U型钢底梁的全封闭支护形式二次施工，其中锚杆长度由原来

1.8m加长至

2.2m，锚杆直径由18mm加大到20mm，使锚杆锚固力达6t以上，7d内巷道变形速度仅3mm/d，取得了较好的支护效果

④围岩注浆加固+U型支架联合支护在深部极破碎顶板条件下，除采用加长树脂锚杆再配以锚索支护外，张集煤矿-700m水平西大巷延长段施工中还采用了围岩注浆加固技术通过向巷道围岩中注浆，浆液中掺入ZKD高水速凝材料，将松散的围岩胶结成整体，降低围岩的孔隙率，提高了巷道围岩的整体性和自身承载能力进而保证了巷道轮廓线按设计成形，使围岩与支架充分接触，支架均匀承载，发挥U型支架高承载能力的性能，有效地控制了围岩变形.实测两帮移近量由注浆前800～1×1000mm减少到注浆后100～200mm，提高了支护效果结合实际矿井应用，针对有代表性且应用越来越广泛的锚杆支护技术做详细的介绍7深井锚杆支护技术

7.1锚杆支护理论目前国内矿井对于深井巷道支护多采用锚杆支护技术关于锚杆支护理论，有以下几种主流的理论

（1）悬吊理论对于回采巷道经常遇到的层状岩体，当巷道开挖后，直接顶因弯曲、变形与老顶分离，如果锚杆及时将直接顶挤压并悬吊在老顶上，就能减少和限制直接顶的下沉和离层，以达到支护的目的如图7-1所示巷道浅部围岩松软破碎，或者开挖巷道后应力重新分布，顶板出现破裂区，这时锚杆的悬吊作用就将这部分易冒落岩体悬吊在深部未松动岩层上这是悬吊理论的进一步发展，如图7-2所示图7-1锚杆的悬吊作用图7-2顶板锚杆悬吊松动破裂岩层锚杆的悬吊作用是用锚杆将软弱的危岩、伪顶或直接顶悬挂于上方坚固的稳定岩层之中，该理论直观简单，在不稳定岩层厚度容易确定的条件下应用较为方便不稳定地层厚度根据地质调查或冒落拱高度确定，当其数值较难确定或厚度过大时，支护参数不易确定，此时悬吊理论的应用遇到困难

（2）组合梁理论组合梁理论认为在层状岩体中开挖巷道，当顶板在一定范围内不存在坚硬稳定的岩层时，锚杆的悬吊作用居次要地位如果顶板岩层中存在若干分层，顶板锚杆的作用，一方面是依靠锚杆的锚固力增加各岩层间的摩擦力，防止岩石层面滑动，避免各岩层出现离层现象；另一方面，锚杆杆体可增加岩层间的抗剪刚度，阻止岩层间的水平错动，从而将巷道顶板锚固范围内的几个薄岩层锁紧成一个较厚的岩层（组合梁）这种组合厚岩层在上覆岩层载荷的作用下，其最大弯曲应变和应力都将大大减少，组合梁的挠度亦减少，梁内的最大应力、应变和梁的挠度也就减少如图7-3所示组合梁理论，是对锚杆将顶板岩层锁紧成较厚岩层的解释在分析中，将锚杆作用与围岩的自稳作用分开，与实际围岩的条件的变化，在顶板较破碎、连续性受到破坏，组合梁就不存在了组合梁理论只适合与层状顶板锚杆支护设计，对于巷道的帮、底不适用图7-3顶板锚杆组合梁作用（a）未打锚杆b布置顶板锚杆

（3）组合拱理论组合拱理论认为在拱形巷道围岩的破裂区中安装预应力锚杆时，在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力，如果沿巷道周边布置锚杆群，只要锚杆间足够小，各锚杆形成的压应力圆锥体将相互交错，就能在岩体中形成一个均匀的压缩带，即承压拱，这个承压拱可以承受其上部破碎岩石施加的径向载荷在承压内的岩石径向及切向均受压，处于三向应力状态，其围岩强度得到提高，支撑能力也相应加大，如图7-4所示因此，锚杆支护的关键在于获取较达的承压拱厚度和较高的强度其厚度越大，越有利于围岩的稳定和支承能力的提高组合拱理论在一定程度上揭示了锚杆支护的作用原理，但在分析过程中没有深入考虑围岩—支护的相互作用，只是将各支护结构的最大支护力简单相加，从而得到复合支护结构总的最大支护力，缺乏对被加固岩体本身力学行为的进一步分析探讨，计算也与实际情况存在一定差距，一般不能作为准确的定量设计，但可作为锚杆加固设计和施工的重要参考图7-4锚杆的组合拱原理

（4）最大水平应力理论自从八十年代以来水平应力对巷道稳定性的影响已经引起了人们的普遍关注澳大利亚W.Gale博士1987通过数值模拟分析及现场观测，得到了水平应力对巷道稳定性的最基本的认识矿井岩层的水平应力通常大于垂直应力，水平应力具有明显的方向性，最大水平应力一般为最小水平应力的

1.5～

2.5倍巷道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响巷道轴向与最大主应力方向平行时，巷道受水平应力的影响最小；二者垂直时，巷道受水平应力的影响最大；二者呈一定夹角时，巷道其中一侧会出现水平应力集中而另一侧应力较低，因而顶底板的变形会偏向巷道的某一侧如图7-5所示并提出在最大水平地应力的作用下顶底板岩层易于发生剪切破坏，出现错动与松动而造成围岩变形，锚杆的作用即是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动，因此要求锚杆必须具有强度大、刚度大、抗剪切阻力大的特点才能起到约束围岩变形的作用所以，澳大利亚锚杆支护特别强调锚杆高强及全长胶结图7-5应力场效应

（5）围岩松动圈支护理论围岩松动圈理论认为1地应力与围岩相互作用会产生围岩松动圈；2松动圈形成过程中产生的碎胀力及其所造成的有害变形是巷道支护的主要对象，松动圈尺寸越大，巷道收敛变形也越大，支护越困难3依据松动圈的大小采用不同的原理设计锚杆支护小松动圈0～40cm采用喷射混凝土支护即可；中松动圈40～150cm采用悬吊理论设计锚杆支护；大松动圈150cm采用组合拱原理设计锚杆支护参数由于围岩松动圈是随着时间、巷道支护形式及支护强度的变化而变化，并且在同一断面上由于岩性的差异，围岩松动圈的大小也是不一样的所以，在复杂条件下围岩松动圈理论如煤巷、软岩巷道并没有得到应用松动圈支护理论对于锚杆支护的指导作用主要在于确定普通锚杆如普通圆钢锚杆、水泥药卷锚杆等等的适用条件和范围

（6）减跨理论在悬吊理论和组合梁理论的基础上，提出了减跨理论该理论认为锚杆末端固定在稳定岩层内，穿过薄层状顶板，每根锚杆相当于一个铰支点，将巷道顶板划分成小跨，从而使顶板挠度降低如图7-6减跨作用原理在巷道顶板上安装锚杆以后，将巷道顶板划分成多个小跨，成为多跨连续梁结构，其冒落拱高度及顶板下沉量均有大幅度的降低，从而使巷道围岩更加稳定

（7）围岩强度强化理论巷道围岩强度强化理论揭示了锚杆的作用原理和加固巷道围岩的实质，并为合理确定锚杆支护参数提供了理论依据该理论要点1）巷道锚杆支护实质使锚杆和锚固区域的岩体相互作用而组成锚固体，形成统一的承载结构；2）巷道锚杆支护可以提高锚固提力学参数，包括锚固体破坏前和破坏后的力学参数（E、C、ф），改善被锚固岩体的力学性能；3）巷道围岩存在破碎区、塑性区、弹性区，锚杆锚固区岩体的峰值强度、残余强度均能得到强化；4）巷道锚杆支护可以改变威严的应力状态、增加围压，从而提高围岩的承载能力、改善巷道的支护状态；5）巷道围岩锚固体强度提高后，可减少巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于保持巷道围岩的稳定图7-6减跨作用原理

7.2深部巷道围岩锚杆支护作用分析图7-7锚固体应力一应变曲线锚杆的实际工作性能主要取决于围岩的力学特性如前所述，巷道围岩的弹塑性变形具有自承能力，模拟试验和现场实测表明，锚杆在围岩变形量较小的稳定围岩中无明显的支护作用，但锚杆在围岩破碎后起到显著的加固作用（图7-7）而且按悬吊理论，锚杆长度须大于围岩松动圈的深度为控制深部巷道大变形破坏，全断面锚杆在破碎围岩中形成挤压成拱圈，使松动圈内岩体恢复其强度，进行有效的支护在这种情况下，锚杆支护是主体，喷层将作为锚杆围岩的支护和防止围岩风化作用由于围岩变形较为明显，刚性的混凝土砌碹不适应其变形大的要求，可用金属网或钢带给以加固，增强围岩的整体性

7.3采用大直径、高强度、大延伸量锚杆锚杆的强度直接影响其锚固范围内围岩强度的强化和锚杆对巷道围岩的支护阻力，从而影响锚杆群作用范围内围岩的承载能力和锚杆的支护效果

（1）增加锚杆的杆体直径和采用高强度钢筋我国以往锚杆的普通圆钢锚杆的杆体直径一般为14mm16mm18mm，材质为，其屈服强度为240MPa，破断力均在100kN以下国外使用的锚杆杆体屈服强度为400～600MPa，甚至更高，破断力一般为200～300kN，甚至更大如美国高强度螺纹钢杆体的屈服强度为414～689MPa，拉断强度为621～862MPa；英国高强度螺纹钢杆体的屈服强度为640～720MPa为了达到和超过国外锚杆杆体材料水平，满足我国深井巷道支护的要求，开发出锚杆专用钢材配方，其中BHRB500BHRB600型号的钢材可用于生产强力锚杆这2种钢材的公称直径均为22～25mm，屈服强度分别为500，600MPa抗拉强度分别为670800MPa，伸长率均18%对于中Ф22mm的BHRB600型钢筋，屈服力达

228.1kN，破断力达

304.1kN分别是同直径建筑螺纹钢的

1.79和

1.63倍；是同直径圆钢的

2.50和

2.11倍

（2）锚杆尾部螺纹热处理或杆体整体调质处理是一种提高锚杆杆体强度而成本较低的方法

（3）增加锚杆的延伸量为了改变普通圆钢锚杆延伸量较小、不能适应巷道围岩较大变形的缺点，为达到提高锚杆锚尾的拉断力和充分发挥杆体材料的强度性能的目的，中国矿业大学研制了结构简单、加工方便的杆体可延伸增强锚杆该锚杆的材料为含碳、磷、硫较低、延伸率较大的圆钢，通过对锚杆的锚尾进行强化热处理而制成杆体可延伸锚杆与同直径、同材质的普通圆钢锚杆相比，其对巷道围岩的支护阻力可提高34%～40%，适应围岩的变形量可增大500%以上阻止深部巷道围岩发生较大变形既不经济也不合理高强度锚杆支护可提供较大的支护阻力，控制围岩塑性区及破碎区发展、降低塑性区流变速度，提高支护阻力可以大大减小围岩变形；大延伸量锚杆支护允许围岩有一定变形，降低围岩应力、减少锚杆载荷防止锚杆破断，改善巷道维护状况因此，必需研制大直径、高强度、具有较高延伸率的锚杆来解决深部巷道支护问题，以满足生产的要求

7.4增大锚杆预紧力锚杆的作用是加固围岩，改变岩体内摩擦角和粘聚力等力学参数，提高围岩的整体强度，阻止围岩水平和垂直位移，所以，锚杆在安装时给予岩体足够的正压力是相当重要的锚杆的初锚力是由预紧力矩产生的，它们之间存在以下简单的关系:（7-1）式中:——锚杆轴向拉力，N；T——螺母所受扭矩，N·m；d——锚杆直径，m；K——与锚杆螺纹形式、接触面、材料、导程等有关系数，一般情况下:K=

0.35～

0.42由式7-1可知，锚杆的轴向拉力与锚杆的预紧力呈线性关系，锚杆的预紧力越大，轴向拉力也越大

7.5提高锚杆锚固力锚杆的锚固形式为端部锚固，此时，锚杆除两端与岩体固紧外，其余部分基本上可视为与岩体呈脱离状态锚杆的锚固形式为全长锚固，此时，锚杆全长均与岩体发生作用，即锚杆有效长度均对锚孔孔壁施加摩擦力并具有剪切强度，它不仅提供了支护反力，而且还提高了锚固范围内岩体的C，Ф值由于全长锚固锚杆实现了全长锚固，当围岩发生微小不协调变形时，锚杆即可达到工作锚固力，及时提供约束力，限制围岩的进一步变形破坏与此相反，端部锚固和加长锚固锚杆就必须是在围岩不协调变形发展到一定程度后，才能达到工作锚固力，在时间上要落后于全长锚固锚杆，特别是端部锚固锚杆在围岩不协调变形量很大的情况下才能达到工作锚固力，而此时围岩的整体性已遭到了破坏，不能很好地发挥围岩的自承能力，没有达到加固围岩、提高其自承能力、实现围岩自稳、控制变形的目的此外，端头锚固时锚杆的工作阻力只作用在两端，锚杆托盘的受力较大，极易引起孔口破裂、岩层被“压酥”而破坏，产生卸载，使锚杆的支护阻力进一步降低，因而失去或减小锚杆对围岩的控制能力；而全长锚固锚杆的工作阻力在锚杆中部最大，孔口较小，因而对孔附近顶板的稳定有利，如图7-7所示图7-7全长锚固和端头锚固锚杆的轴向受力1——端头锚固锚杆；2——全长锚固锚杆理论分析和实践都说明，如果一次支护有足够的初撑力和支护阻力，有良好的让压性能和适当的让压限度，最好一次及时完成全部支护，全长树脂锚固锚杆锚固力大，并且锚固及时，深部巷道高应力、破坏速度快，应大力使用全长树脂锚固锚杆

7.6改善锚索性能现用的小孔径树脂锚固预应力锚索材料主要包括索体、锚具和托板，索体材料一般采用钢绞线小孔径树脂锚固锚索应用初期，由于没有煤矿专用锚索钢绞线，只能选用建筑行业已有的钢绞线规格较为广泛采用的钢纹线由7根钢丝组成，如图7-8中a，为Ф

15.2，Ф

17.8mm，拉断载荷分别为260，353kN，伸长率分别为

3.5%，

4.0%在井下使用过程中，发现1×7结构锚索有以下弊端1索体直径偏小，与钻孔直径不匹配，孔径差过大，明显影响树脂锚固力；2索体破断力小，在深井巷道中经常出现拉断现象；3索体延伸率低，不能适应围岩的大变形；4索体强度低，施加的预应力水平低，导致锚索预应力作用范围小，控制围岩离层、滑动的作用差，当锚索比较长时尤为如此煤炭科学研究总院北京开采研究所联合有关单位，开发出大直径、高吨位的强力锚索一方面加大了锚索索体直径，从增加Ф

5.2增加到Ф18，Ф20，Ф22改变了索体结构，采用新型的19根钢丝代替了原来的7根钢丝，如图7-8中b，索体结构更加合理，而且增加了索体的柔性和延伸率实验室试验数据表明1×19结构的公称直径分别为18，20，22mm，拉断载荷分别为408，510，607kN，伸长率均为

7.0%、Ф22mm的高强度、低松弛钢绞线的破断力超过600kN，是Ф

15.2mm的钢绞线破断力的

2.3倍；索体延伸率比Ф

15.2mm的钢绞线提高一倍通过应用新材质、增大锚索直径，提高锚索的延伸量和破断载荷，使锚索适应深部巷道围岩大变形图7-8预应力锚索结构

7.7加固帮、角关键部位目前，我国巷道支护重视顶板、忽视两帮和底板，顶板锚杆支护强度较大、两帮支护强度较小、底板一般不支护，造成深部巷道两帮及底角破碎区、塑性区很大，大范围的破碎区围岩发生碎涨变形，两帮变形和底鼓十分严重通过对两帮及底角加强支护、注浆加固，提高两帮及底角破碎区围岩的残余强度和锚杆锚固力，可有效阻止破碎区围岩的碎涨变形，对深部围岩起到支护作用，而且两帮有效支撑顶板，阻止顶板下沉，保持围岩稳定，因此，控制两帮下沉和底角破坏是深部巷道支护的关键

7.8完善锚杆支护监测系统锚杆支护是一种隐蔽性很强的工程，只有完善锚杆支护监测系统才能确保锚杆支护巷道的安全可靠性有必要在深部巷道应用非接触、无损质量的检测仪器，仪器要具有快速、准确、大面积测量的性能，以保证深部巷道的支护效果8深井软岩巷道支护在实际的地质条件中，有些矿井在深部的岩石为软岩，这样的情况下用锚杆支护就会缺少锚杆的着力基础，可锚性差，支护效果不理想一般在深井为软岩的条件下采用锚杆注浆支护方式通过注浆将破碎围岩胶结成整体，改善围岩的结构及其物理力学性质，既提高围岩自身的承载能力，又为锚杆提供了可靠的着力基础，使锚杆对松散围岩的锚固作用得以发挥采用注浆锚杆注浆，可以利用浆液封堵围岩裂隙，隔绝空气，防止围岩风化，且能防止围岩被水浸湿而降低围岩的本身强度，提高围岩的稳定性利用注浆锚杆注浆充填围岩裂隙，配合锚网喷支护，可以形成一个多层有效组合拱，即喷网组合拱，锚杆压缩组合拱及浆液扩散加固拱，从而扩大了支护结构的有效承载范围，提高了支护结构的整体性和承载能力，从而有效地控制深部软岩巷道的大变形与锚杆支护相比，锚注支护既加固了围岩，又给锚杆提供了可靠的着力基础，使围岩强度和承载能力得到显著提高，巷道变形量明显降低，锚注支护可以较好地解决深部软岩巷道的支护问题采用锚注支护技术，将松散破碎的围岩胶结成整体，提高了岩体的强度，使巷道保持稳定而不易破坏利用注浆充填围岩裂隙，配合锚网喷支护，可以形成一个多层有效组合拱，极大地提高了支护结构的整体性和围岩的自身承载能力锚注支护技术的应用解决了高应力软岩巷道的支护问题9深部巷道高温及岩爆问题

9.1高温问题除了高地应力和高渗透压力的作用外，随着开采深度增加，地温升高，巷道开挖后，由于通风造成围岩内部产生较大的温度梯度，进而产生温度应力，从而对围岩稳定造成某种程度上的不利影响随着开采深度的增加，这种不利因素的影响会越发加剧在冬季，煤矿深部巷道表面围岩与深部围岩之间的近场温度差可能达到摄氏几十度（我国东北地区可能达到60℃以上），温度梯度最大可以达到5℃以上因此，温度梯度引起的附加应力、附加变形及围岩离层对围岩稳定有不可忽视的影响在进行巷道支护设计时，需考虑由此引起的锚杆或其他支护结构附加荷载，应相应增加锚固深度和锚杆强度，必要时可采取锚杆与锚索联合支护的方式

9.2岩爆问题在构造应力较大的区域遇到坚硬、脆性岩石（如破坏后区的应力一应变曲线为II型时），由于深部岩体处于高应力作用下必然在围岩体内集聚很高的弹性应变势能巷道开挖扰动造成开挖面附近一定深度范围内围岩应力场调整，易诱发围岩体内弹性应变势能突发性地释放，造成岩爆灾害发生根据能量守恒原理，对于确定的1块围岩体（封闭系统），在一定时间内，外力（地应力）对围岩体做的功_________________________由于围岩体处于准静态，速度近似于零，动能^_D_Dd__________ðϨϨ________________^D_Dd_______相关联，小部分转化为围岩体内部微小破裂和滑移的耗散能^_______________________㏈_㏊_㏎_㙄_㙆_㙈_㚐_㚒_㚔_㚘_㛠_㛢_为了减少甚至避免岩爆灾害的发生必须设法降低贮存在岩体内的XXXDXXXDdXXXXXXXXXXXXXXXXXXXXXXXXXXX使之缓慢地转化为耗散功，避免由于弹性应变能突然释放造成灾害在具体做法上，可在掘进工作面打许多超前钻孔并注水使岩石逐步软化并形成许多能级很小的破裂和滑移，累积起来就可以消耗大量的弹性应变势能，使之转化为克服岩体内部大量微小破裂、滑移的耗散功10结论深井巷道所处的围岩环境复杂多变，影响巷道稳定的主观因素与客观因素之间又相互影响，它们之间与巷道稳定的关系很难用统一的理论公式进行归纳总结，因此对于深井巷道支护要取得良好的支护效果，就必须加强地应力测试与现场矿压观测，灵活采用支护加固方式，并及时调整支护加固参数，必要时对高应力区先卸压后支护加固，这样更有利于巷道稳定根据深部巷道围岩的工程性质和矿压显现特征，对深部巷道锚杆支护的围岩变形进行分析，针对不同条件下围岩变形、破坏形式及其机理，采取有效的加固方式，保证巷道在服务期间的稳定性，总结论述了深部巷道锚杆支护的对策

（1）影响深部围岩变形破坏的主要因素是由地质赋存状况、开采技术条件所决定的围岩相对强度和巷道工程力之间的关系，掌握具体条件下巷道围岩变形特征是使用锚杆支护的前提条件

（2）锚杆支护作用主要体现在对巷道松动围岩的加固作用；全断面锚杆支护在巷道围岩中的挤压成拱作用，对控制巷道大变形，特别是底鼓发挥关键作用，锚杆是组合拱保持稳定的必要构件

（3）喷浆、锚网、钢带等相当于扩大的锚杆托板和锚杆间的连杆，增强了巷道围岩的整体性，提高了岩体的强度和自承能力

（4）锚网一锚索耦合支护技术对巷道围岩的关键部位施加高预应力的锚索，从而再次发挥岩层悬吊作用和组合作用参考文献

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[12]张雷、赵玮.深部巷道支护技术的探索与建议.煤矿支护.2007，第15卷（第4期）48-49翻译部分英文原文OutburstcontroltechnologyforrapidexcavationinsevereoutburstcoalQUYang（DepartmentofMiningEngineeringHenanEngineeringTechnicalSchoolJiaozuo454000China）Abstract:Theadvantagesanddisadvantagesofvariousoutburstpreventionmeasuresinheadingfacewereanalyzed.Themechanismofoutburstpreventionabouthydraulicextrusionmeasurewasstudiedthetechnologicalparameterswereintroducedandtheeffectofoutburstpreventionwasinvestigated.Thein-situexperimentalresultsshowthatthehydraulicextrusionmeasuresareappliedinseriousoutburstminenotonlythestressofstimulateoutburstiseliminatedeffectivelybutalsothegasincoalseamisreleasedefficientlythemeasuresgetobviouseffectoncoalandgasoutburstpreventionandtheroadwaydrivingspeedisincreasedby

1.5timesimplementingasafeandrapidexcavation.Keywords:mechanismofoutburstpreventionoutburstpreventionmeasurerapidexcavationhydraulicextrusionwaterinjectionIntroductionCoalandgasoutburstisoneofthemostseriousnaturaldisastersincoalmineexploitationandisacomplexdynamicphenomenon.Accordingtothestatisticsofworkingplacewherecoalandgasoutburstoccurred（Yu1992）agreatnumberofoutburstaccidentsoccurredattheheadingfaceofcoalroadwaytakingup

66.2%ofalloutburstaccidentsandtheaverageoutburstintensitywas

66.9t.Whendrivingincoalroadwaywithsevereoutburstpotentialdangergasemissionisgreatthesituationshallbecomeseriousasgasconcentrationexceedsthestandardandthedrivingspeedisaffectedsogreatlyincoalroadwaythattheaveragedrivingspeedisonly35meachmonthincountrywideoutburstmines.Thespeedofdrivingissoslowthatitaffectsthenormalreplacementbetweencoal-drivingandcutting.Thissituationconsequentlymakesthetimeneededforgasdrainageturnouttobeshort.Aviciouscirclestartswhenthegasdrainagerateispracticallylowwhichbringsnewpotentialdangertomines.Inordertopreventcoalandgasoutburstefficientlyincoalroadwaysomeoutburstpreventionmeasuresareadoptedsuchasthemeasureofshallowlooseexplosionadvanceddischargeorificedeepboreholecontrolblastinghydraulicflushingetc.（Bo2000;LiuandShi2002;He2004;Liuetal.2005）.Adefiniteeffectofoutburstpreventionhasbeenachieved;neverthelesstheyhaverespectivedisadvantagesofsafetyandtheslowdrivingspeed.Forexampleshallowlooseexplosionisappliedincoalseamwhoseanthraxishardandoutburstintensityisweak;itmayinduceoutburstinsevereoutburstcoal.Themeasuringtimeofadvanceddischargeorificeislongandeffectivefunctionregionofitsboreholeissmallitsrepetitionrateishighanditmayalsoinducecoalandgasoutburstinsevereoutburstcoal.Deepboreholecontrolblastingbecausethetechnologyofexplosivesfillingisnotessentiallysettledandthetechnologyofoperationiscomplexandnotavailable.Hydraulicflushingismainlyusedtoexcavaterockcrosscutordrivingincoalseamswhoseflowingabilityisstrong.Soweneedtoresearchfornewmeasuresofoutburstpreventiontoimprovethedrivingspeedunderthesafecircumstance.Hydraulicextrusionisasafemeasurecomparedwithothermeasuresitstechnologyiseasyandtheeffectofoutburstpreventionisobvious.ThistechnologywasappliedatLiyiCoalMineinHuainanMiningIndustrial（Group）Co.Ltd.Thedrivingspeedreached100meachmonthandgotgoodeconomicbenefits.1BasicsituationThetestroadwayisareturnairwayof-610mW2EB8workingface.Itisattheeastofthesecondminesection.Theheightmarkoftunnelis-612m;itsdesignedlengthis450m.Theroadwayissupportedbyanchornetandanchorwire;itsbasalareais

11.2m

2.ThethicknessofB8coalseamatthisareais

3.0mto

4.0mthecoalseamstrikeis140ºto160ºandtherakeangleis20ºto25º.Theimmediateroofofcoalseamisgrayishwhitesandrockanditsthicknessis

4.0mto

6.0m.Thelaminationofrockstratumdevelopswell.Thefloorofcoalseamiscompactshaleandgrayanditsthicknessis

4.0mto

6.0m.ThisworkingfaceisatthebottomofF13-8-2fracturebe-causeitisaffectedbythisfracture.smallderivativeconstitutiondevelopsandthecoalstrikeandinclinationchangegreatlynearthefracture;thethicknessofcoalseamchanges.Becauseofsmallconstitutionandhighgascontenttheregionhasseriousoutburstpotential.Sincetheroadwaywasexploitedadvanceddischargeorificeandjointexcavationandgasdrainagehadbeenusedalthoughgettingsomeeffectivenessvaliditycheckingandgasconcentrationoftenexceedthestandard.Thespeedofdrivingisslowandtheaveragespeedislessthan40meachmonth;itaffectsthenormalreplacementbetweencoal-drivingandcutting.Thereforeweneedameasurethatcanpreventoutburstquickly.2Outburstpreventionmeasureofhydraulicextrusion

2.1BoreholearrangementparameterThereare5boreholesarrangedattheheadingfaceofcoalroadway.Theseboreholesareatthesoftcoalseamandarrangedattheshapeofquincunx.Theirdiameteris42mmthedepthofholesis

9.5mto10mandthedepthofplugis3m.Therakeangleofboreholesisidenticalwiththeroadwaygrade.

2.2WaterinjectionparameterTheactualinjectionpressureis8to12MPaat-610mW2EB8workingface.Whenwaterinjectionattheareawhereanthraxishardinjectionpressurewillbehigherandthemaximumpressureis15MPa.Thereforeinjectionpressureisinfluencedbystresssurroundingthestrataandstabilitycoefficientofcoal.Weadoptanewwaterinjectionmodethatisinjectingwaterintoboreholeonebyoneandincreasingthepressureofinjectiongradually.Whenpressuredisplayedonmanometerisreducedby30%comparedwiththemaximumpressureitillustratesthatthisboreholehasbeenfinished;thenitistimetoturntoanotherborehole.Accordingtomanyteststhetotalflowingrateofinjectionto5boreholesisabout4m3theaverageflowingrateofwaterinjectionis

0.8m3eachboreholeandthetotaltimeofwaterinjectionislessthan2h.3Effectanalysesofhydraulicextrusion

3.1EffectiveinfluencecircleWhendrivinginthereturnairwayof-610mW2EB8workingfacethevalueofdrillingcuttingsweightSwasbeyondthecriticalvalueseriously;ithappenedcontinuouslytwicebeforewaterinjection.Thefirsttimewaspredictionborehole.Ithappenedatthedepthof8mon23rdMarch

2006.ThevalueofdrillingcuttingsweightSwasequalto28kg.Whendrilledbeyondthedepthof8mthedynamicphenomenonofjetorificeoccurred.Thesecondtimewasalsopredictionboreholethathappenedatthedepthof8mon24thMarch

2006.ThevalueofSwasequalto23kganddynamicphenomenonalsooccurredbeyondthedepthof8m.HoweverafterusingthemeasureofhydraulicextrusionthevalueofSwaslessthanthecriticalvalueandwasreducedto

2.9and

2.2kgrespectively.Accordingtothemeasuredmethodsofeffectiveradiusonthebookofoutburstpreventionrulestheeffectiveinfluencecircleofhydraulicextrusioncanbecalculatedbyanalyzingthesetypicalcases（CoalIndustrialDepartment1995）.Thepredictionboreholewasusedtobewaterinjectionholes.Firstdrillingthepredictionboreholetothedepthof10mandthenusingthemeasureofhydraulicextrusioninjectingwaterintotheborehole.Secondwhenwaterinjectionwasfinisheddrillingavaliditycheckingboreholeattheopenporeofthepredictionborehole.Ithadanincludedangleof5°itwasatthedepthof10manditwasusedtochecktheresultofhydraulicextrusionmeasure.Thirdmeasuringthevalueofdrillingcuttingsweightateverymeter.Thesevalueswerecomparedwithvaluesofpredictionboreholeatthesamedepth.WhenthevalueofvaliditycheckingwaslessthanthecriticalvaluethenthemaximumdistancebetweenthepredictionboreholeandvaliditycheckingboreholewaseffectiveinfluenceradiusasshowninFig

3.1（a）.WecancalculatethelengthofLtheeffectiveradiusofinjectionholebygeometricalrelationshipasequalto

0.9m.MeanwhilebecausethepredictionvalueofSwasbeyondthecriticalvalueatthedepthof8mtwiceandithappenedcontinuouslywecanalsocalculatetheaxialinfluencecircleoftheinjectionhole.Asweknowthelengthofinjectionholeswas10m.Everycirclecandrive5mand5mwasleftasadvanceddistance.FromFig

3.1（b）wecancalculatethelengthofL＇astheaxialinfluencecircleoftheinjectionhole.AccordingtothegeometricalrelationshipthevalueofL＇was

2.5m.Thereforetheeffectiveradiusofwaterinjectionboreholewas

0.9mandtheaxialinfluencecircleoftheboreholewas

2.5m.Accordingtothisconclusionwecanknowhowmanyboreholesareneededinordertocontroloutburst.Fig

3.1Theeffectiveinfluencecircleofborehole（a）Radialrangeofinfluence（b）Axialrangeofinfluence

3.2VariationsofstressbeforeandafterthemeasureAccordingtothestatisticsofthevalueofdrillingcuttingsweightof40waterinjectioncirclesinthereturnairwayof-610mW2EB8workingfacetheaveragevalueofdrillingcuttingsweightofeverymeterwascalculatedanddrewasinFig.

2.ThevalueofdrillingcuttingsweightSiscomposedofthreeparts.FirsttheweightofcoalwedgeS1;itsdiameterwasequaltotheborehole’sdiameter.SecondthevalueofdrillingcuttingsweightS2;itwasinducedbytheelementofgroundstress.ThirdthevalueofdrillingcuttingsweightS3;itwasinducedbyenergyreleaseofgas.UnderthesameconditionofcoalseamandthedefiniteboreholediameterS1wasadefinitevalueandS2andS3reflectedthegroundstressofcoalseamandpotentialenergyofgasrespectively.Thereforethestressdistributionstateofcoalseaminthefrontofworkingfacecorrespondedwiththevariationruleofthevalueofdrillingcuttingsweightfollowingthedepthchangeofborehole.FromFig.2wecanknowthestressdistributionruleofcoalseamfollowingthevariationofthevalueofdrillingcuttingsweightalongthedepthofborehole:atthebeginningoftheboreholeaboutthedepthof1to3mthevalueofdrillingcuttingsweightincreasedabit;itindicatedthatcoalstresswasreleasedadequately.Thevalueofdrillingcuttingsweightincreasedgraduallywhenthedepthwasmorethan3m;itindicatedthatcoalseamhadenteredthestressbeltoftransition.Atthedepthof6to9mthecoalseamenteredthestressconcentrationdecreasedobviouslyandthemaximumstresssitewasatthedepthof9m;itmovedforwardfor2matleastcomparedwiththemaximumstresssitebeforewaterinjection.Thereforethepressurereliefbeltturnedouttobewider.Wecandrivesafelywhenthereis5mleftasadvanceddistance.Fig

3.2Thevariationvaluesofdrillingcuttingweightfollowingthedepthofborehole

3.3VariationruleofgasemissionamongthemeasureAccordingtothestatisticsofgasemissionof40waterinjectioncirclesinthereturnairwayof-610mW2EB8workingfacetheamountofgasemissionincreasedfrom

0.07to

0.42m³/minafterinjectingwaterintothecoalseam.Fig

3.3isatypicalgasconcentrationchangingcurvebeforeandafterinjectingwater.Beforeinjectingwatergaswasreleasedslowly.Duringwaterinjectiongasemissionincreasedquicklyandchangedcontinuouslyfollowingthedestructionofcoalseam.Afterwaterinjectiongasemissionwasalsohigh.Becausecoalseamstresswasconcentratedbeforeusingthemeasureofhydraulicextrusionthegaspermeabilityofcoalseamwasbad.Therewasplentyofgasstoredinthecoalseam.Afterusingthemeasureofhydraulicextrusionthehigh-pressurewaterfracturedthecoalseamthestressstateofcoalseamchangedandthestressconcentrationregionmovedforward.Thereforethestressofcoalseamwasreleasedtheclosedcrackseamwasopenedandthegaspermeabilityofcoalseamturnedouttobehigh.Agreatdealofadsorbedgaswasreleasedquickly;gasemissionincreased.Thereforethegascontentofcoalseamwasreducedafterthemeasureandthepressureofcoalseamwasalsoreduced.Fig

3.3Thechangeofgasdensityforandafterthewaterinjection4OutburstpreventionmechanismofhydraulicextrusionWheninjectinghigh-pressurewaterintoboreholesthatarefinishedbeforehandthevelocityofwaterisfasterthancoalseepage;thenthecoalseamisfracturedandmovestowardstheworkingface.Becauseofthedisplacementofcoalthestressconcentrationbeltismovedtothedeepersiteofcoalseamandthedepthofcriticalstatebeltturnedouttobelonger;thestresssurroundingthenearworkingfaceisreleasedsufficiently.Thenthecrackofcoalseamincreasesandthegaspermeabilityofcoalseamincreasesgreatly.Asaresultgasdesorptionispromotedandgasstoredincoalseamisreleasedsufficiently.Gascontentandgaspressurearereduced.Meanwhilethehighpressurenotonlydestructsthecoalseammakingstressreleasedbutalsoincreasesandhumidifiesthecoalseam.Thecoalbrittlenessisdiminishedtheplasticityofcoalisenhancedandtheabilityofpreventingcoalandgasoutburstisenhanced.Thereforethemeasureofhydraulicextrusionreducesthegaspressureandstresssurroundingthecoalseam.Italsoenhancestheresistancepressureofcoalandgasoutburstandmakesacomprehensivemeasureofoutburstprevention.5Conclusions

（1）Comparedwithmeasuresofshallowlooseexplosionadvanceddischargeorificeetc.theoperationtechnologyofhydraulicextrusioniseasyandsafe.Itisaconvenientandeffectivemeasureofoutburstprevention.

（2）Afterusingthemeasureofhydraulicextrusionthestressgradientofcoalseamdecreasedstressconcentrationbeltmovedforwardandstressreliefbeltturnedouttobewider.Meanwhilethegaspermeabilityofcoalseamincreasedgreatlygasstoredincoalwasreleasedadequatelyandgascontentandpressurewerereduced.Iteliminatedmajorpowerthatwouldagitatecoalandgasoutburst.

（3）Bythemeasureofhydraulicextrusionthesuperstandardrateofvaliditycheckwasreducedobviouslyandtheroadwaydrivingspeedwasincreasedby

1.5timeswithgoodsocialandeconomicbenefits.References

[1]BoFS

2000.Thetechnologyofgaspreventionforexcavationinroadway.MiningSafetyEnvironmentalProtection27

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[2]CoalIndustrialDepartment

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454.

[6]YuQX

1992.Gaspreventionandcureofmines.Xuzhou:ChinaUniversityofMiningandTechnologyPress.中文译文煤与瓦斯突出控制技术在高瓦斯煤层快速掘进中的应用曲阳（采矿工程，河南工程技术学院，焦作454000，中国）摘要分析现有掘进面瓦斯防治措施的优缺点通过对瓦斯防治有关的机理的研究提出了水力挤出防治瓦斯的方法，并对技术参数进行了详细介绍，同时对影响瓦斯防治进行了实验研究现场实验结果表明，水力挤出措施应用于煤与瓦斯突出矿井，不仅有效的减弱了瓦斯的突出应力并且控制了瓦斯在煤层中的释放，这些措施在控制煤与瓦斯突出上得到了显著的效果对存在煤与瓦斯突出危险的巷道，掘进速度提高了

1.5倍，实现了安全、快速掘进关键字煤与瓦斯突出；预防措施；快速掘进、液压注水前言煤与瓦斯突出是煤矿自然灾害危害最大的一种，同时其发生作用的机理也相对复杂据统计（发生煤与瓦斯突出的工作面，1992年），大量的煤与瓦斯突出事故发生在煤巷掘进工作面，占煤与瓦斯突出事故总数的

66.2%，平均突出瓦斯量为

66.9t当在突出危险严重的煤巷中掘进时，瓦斯涌出量很大，瓦斯浓度超过安全界限，煤巷的掘进速度大为降低，平均月进尺只有35m掘进速度过慢影响了正常的采掘接替而这种情况又使瓦斯抽放所需的时间变成很短这样就形成了瓦斯抽放的恶性循环，给矿井生产带来了潜在的新危险为了防治存在煤与瓦斯突出危险的煤巷，采取了一些有效的防突措施，如采用浅孔松动爆破、先进的排放钻孔控制爆破，深孔水力冲刷等并且在一定程度上取得了成功，然而，这些技术都有各自的不足之处，尤其是都无法提高煤巷的掘进速度例如，浅孔松动爆破应用于煤层难以解决煤与瓦斯突出强度问题，它可能引起严重的煤与瓦斯突出采用先进的排放钻孔，打钻时间长，有效钻孔面积小，钻孔的重复率很高，而且还可能引发严重的煤与瓦斯突出深孔控制爆破技术，因为灌装炸药技术没有本质的解决，以及操作技术复杂，所以不能大范围的应用在生产实践中高压注水主要用于较松软的岩巷和煤巷掘进因此，我们需要研究新的防突措施，来提高安全的掘进速度液压挤压是一种安全的施工措施，其施工工艺简单、防治突出效果显著此技术已经成功的应用在了淮南矿业集团的李一矿其煤巷掘进速度达到了每月100米，取得了良好的经济效益1矿区概况试验巷道位于东二采区-610m的W2EB8工作面巷道设计标高为-612m，设计巷道长度为450m整条巷道采用锚索和锚网联合支护，巷道断面为

11.2m²B8煤层的厚度在这一地区是

3.0m到

4.0m，煤层走向倾角为140゜～160゜，倾向角度为20゜～25゜煤层的直接顶为分层的粉砂岩，其厚度为

4.0m到

6.0m，岩层结构发育良好底板岩层为紧凑的灰页岩，厚度为

4.0m-

6.0m工作面位于F13-8-2断层的底部由于受到断层的影响，岩层中裂隙发育较多，煤炭走向、倾向倾角和煤层厚度在断层附近发生了变化由于岩层构造发生了改变和高瓦斯含量，该地区已存在严重的突出危险尽管巷道采用了先进的瓦斯抽排孔抽排瓦斯，虽然得到一些成效，但瓦斯浓度仍然经常超标煤巷的掘进速度低于平均每月40m，极大的影响了正常的采掘接替因此，需要找到一个新的措施来防止煤与瓦斯突出，提高煤巷掘进速度2液压水力挤出防止煤与瓦斯突出

2.1钻孔布置参数在煤巷掘进工作面共布置5个钻孔钻孔打在软煤层中并成梅花形排列，钻孔直径为42mm，孔深为

9.5m至10m，而深度为3米插头前角的钻孔与巷道级相同

2.2钻孔注水参数-610米W2EB8工作面的实际的注水压力在8～12MPa之间在注水困难区域，注射压力将会提高，最大压力为15MPa因此，注射压力是受周围岩层的硬度和煤层的普氏系数的影响为此我们采用一种新的注水模式，即对钻孔依次注水，逐步提高注射压力当压力表显示的压力相比最大压力减少30％时，这说明此钻孔的注水已完成然后，再转向另一个钻孔根据许多试验数据表明，5个钻孔的总注入量约为4m³，平均每个钻孔的注水量为

0.8m³，注水总时间小于2小时3水力挤出效应分析

3.1有效的影响圈在使用水力挤出措施前，当在-610米的W2EB8掘进工作面回风巷打钻时，钻屑量S值连续两次严重超出了临界值第一次是预测钻孔事情发生2006年3月23日，当钻孔打到8m的深度时钻屑量的S值等于28公斤当超出了8米钻孔深度，发生了喷孔的动态现象第二次也是预测钻孔，发生于2006年3月24日，当钻孔打到8米的深度时钻屑量S值等于23公斤，当超出了8米钻孔深度，同样发生了喷孔的动态现象但是，在使用了水力挤出措施之后，钻屑值S减少到了

2.9kg和

2.2kg根据对防突有效半径的测量方法，液压挤压的有效影响范围可以通过分析这些（煤炭工业部，1995年）的典型案件来计算该预测是用于注水的钻孔首先，预测钻孔钻至10米的深度，然后，利用水力挤出措施，向钻孔中注水第二，当注水完成后，钻一个有效性检查钻孔联通预测钻孔它与预测钻孔的夹角为5°，钻孔深度为10m，它被用来检查水力挤出措施的效果第三，测量每米的钻屑重量将位于同一钻孔深度的钻屑值进行比较当有效性检查值小于临界值，然后有效性检查钻孔和预测钻孔之间的最大距离就是有效影响半径，如图

3.1（a）所示我们可以计算长度L，由几何关系计算出注入孔的有效半径，值约为

0.9米同时，由于钻屑值S的预测值在8m时超出临界值两倍，而且不断发生，我们也可以计算出注水孔的轴向有效范围正如我们所知，注入孔的长度为10米，每个注入孔的影响半径是5米从图

3.1（b），我们可以计算出注入孔的轴向的有效圈根据几何关系，轴向有效半径为

2.5m因此，注水钻孔的有效半径为

0.9米，钻孔的轴向有效范围为

2.5米根据这一结论，我们可以知道需要多少个钻孔，用来防治煤与瓦斯突出图

3.1钻孔的有效影响范围（a）径向有效范围（b）轴向有效范围

3.2应力变化前后的措施根据-610mW2EB8工作面40个钻孔钻屑量的值，可以计算出平均每钻一米钻孔的钻屑量，如图

3.2所示钻屑量S值由三部分组成第一部分，煤柱S1的重量，它的直径等于钻孔的直径第二部分，钻屑量S2的值，它受地应力的影响第三部分，钻屑量S3的价值，它受喷出的瓦斯释放的能量的影响在煤层条件和钻孔直径相同的条件下，S1为一个定值，S2和S3分别反映了煤层地应力和瓦斯的能量因此，工作面前方煤层地应力的分布规律与钻孔钻屑量的变化规律一致，与钻孔深度的变化相关从图

3.2，我们可以知道，煤层地应力分布规律与钻孔钻屑量随钻孔深度变化的规律在开始钻孔深度约在1m～3m时，钻屑量增加了一点它表明，煤层应力得到了充分释放当钻孔深度超过3m时，钻屑量逐渐增加它表明，煤层已经进入了转型时期的压力带在6m～9m的深度，煤层进入了应力集中降低区域，最大应力在钻孔深度为9m时，相比采取注水这一措施前，出现最大压力的深度至少前移了2m因此，应力降低带变的更宽所以安全掘进距离提高了5m

3.3不同措施之间瓦斯涌出的变化规律根据-610mW2EB8工作面回风巷中40个钻孔的瓦斯喷出量，当钻孔注水后瓦斯涌出量的比例从

0.07m³/min～

0.42m³/min变化图

3.3是一个典型的钻孔注水前后喷出的瓦斯浓度变化规律曲线图钻孔注水前，瓦斯缓慢释放注水后，瓦斯涌出量迅速增加因为在液压注水之前，煤层压力被集中，煤层的透气性差在使用液压注水后，高压水压裂煤层，煤层的应力状态的改变，应力集中区向前发展的因此，煤层压力被释放，封闭裂缝打开，煤层透气性变高大量的吸附性气体很快被释放；气体排放量增加因此，在采取措施后煤层瓦斯含量降低，煤层压力也减少图

3.3注水后瓦斯密度的变化4液压挤压突出预防机制当液压注射高压水到事先已完成的钻孔时，水在煤层中的渗入速度快于煤炭渗流；此时，煤层断裂，向工作面移动由于煤层的位移，应力集中带移至煤层更深处，临界状态带位置向深处移动；工作面附近的应力充分的释放然后，煤层裂缝增加，煤层透气性大大增加因此，气体由吸附状态转向游离状态，煤层瓦斯释放充分瓦斯含量和瓦斯压力降低同时，高压力不仅破坏了煤层，使压力释放，也湿润了煤层煤层脆性降低，但煤层的塑性增强，防治煤与瓦斯突出能力得到增强因此，水力挤出措施减少了瓦斯和周围煤层的压力它也提高了煤与瓦斯突出性的压力，对煤与瓦斯突出作了全面的防治5结论1）与浅层松动爆破相比，先进的排放钻孔等，液压挤压操作技术简便，安全它是一种方便和有效的防突措施2）在利用水力挤出措施后，煤层应力梯度下降，应力集中带前移，压力减缓带变的更宽同时，煤层透气性大大增加，煤层储存的压力被充分释放，瓦斯含量和压力降低它消除了造成煤与瓦斯突出的主要因素3）通过液压挤出措施，符合标准的钻孔有效性检查率明显提高，巷道掘进速度提高了

1.5倍，具有良好的社会效益和经济效益参考文献

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[6]YuQX

1992.Gaspreventionandcureofmines.Xuzhou:ChinaUniversityofMiningandTechnologyPress.致谢本次设计是在尊敬的杨培举老师的精心指导下完成的从设计的选题、理论分析、思路形成、现场指导直到设计的完成，老师都给了我很大的帮助尤其是在设计刚刚开始的时候，由于没有掌握设计的技巧和方式，设计进行的很慢，此时如果没有杨老师的及时提醒和指正，我的设计不会顺利的进入正轨从杨老师那里，我不但学到了诸多专业知识，而且杨老师对待学术研究严谨态度，渊博的知识，风趣的谈吐，以及认真的做人做事方式，都使我受益匪浅值此毕业设计完成之际，我借此机会向杨培举老师致以崇高的敬意和衷心的感谢在近四年的大学学习生涯中，许许多多的教授和老师对我的悉心指导和严格要求，为我创造了优越的学习和生活环境；他们严谨的治学态度、高尚的敬业精神、忘我的工作作风和渊博的学识，给我留下了深刻的印象，对我产生了巨大的影响在此，我向曾经教导过和帮助过我的教授和老师们表示崇高的敬意和深深的谢意感谢在设计过程中关心和帮助过我的同学师兄们同时也感谢姚桥矿的各位领导和校友们提供的矿区资料及现场指导最后，特别感谢在百忙之中审阅本设计的各位专家！彭传龙2012年6月铁路沛屯集配站至单位km沙塘徐州连云港上海浦口北京兖州石臼所

63.

382.

4305833422893243.

4543.4点号XY点号XY点号XY5386108539498000338635003949800013864850394980004386200039498000238645003949800003386525039498000043865100394960700638655003949192089386325039488000053865950394836009038640903949000088386281039486500G386313539486305I38626873948294518386210039482940H386297039485813K3862245394823851938611603948450020385950039485270223858230394871008738595403948050021385827039486590233858700394892508638601703948125085386067039493200煤层块段倾角/°块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/万t煤层总储量/万t7号

1105.

609.

501.

387454.

8652268.

22286.

649.

421.

388716.

563127.

519.

431.

389991.

404194.

339.

411.

385946.

845109.

309.

491.

3812367.

35685.

919.

461.

387791.21井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上

1.0120-

1801.245-

901.59-

301.8煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/mфδγβ10°

9.4516345757575矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角25°25°~45°45°600及以上7035——300-5006030——120-2405025201545-9040201515井筒形式优点缺点适用条件平硐运输环节和设备少、系统简单、费用低

2、工业设施简单

3、井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用

4、施工条件好，掘进速度快，加快建井工期

5、煤炭损失少受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便主提升胶带化有相当大提升能力能满足特大型矿井的提升需要

4、斜井井筒可作为安全出口与立井相比

1、井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限

2、通风线路长、阻力大、管线长度大

3、斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层立井不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制

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、井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求

1、井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平

2、井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考对虑立井方案一方案二基建费用立井开凿2×300×

9138.5×10-

4548.31主暗斜井开凿1728×

5835.2×10-

41008.32石门1701×

2659.7×10-

4452.41副暗斜井开凿1728×

5835.2×10-

41008.32井底车场1000×

4065.7×10-

4406.57井底车场（300+500）×

4065.7×10-

4325.26小计

1407.29小计

2341.90生产费用立井提升

1.2×

15722.97×

0.8×

1.

624150.48立井提升

1.2×

15722.97×

0.5×

1.

615094.05石门运输

1.2×

15722.97×

1.701×

0.

38112227.71暗斜井提升

1.2×

15722.97×

1.728×

0.

826082.52排水325×24×365×

30.06×

0.1525×10-

41305.11排水325×24×365×

30.06×

0.1525×10-

41305.11小计

37683.3小计

42481.68合计费用万元

39090.59费用万元

44823.58百分率

100.00%百分率

114.67%方案三方案四基建费用立井开凿2×250×

9138.5×10-

4456.93主暗斜井开凿1520×

5835.2×10-

4886.95石门2300×

2659.7×10-

4611.73副暗斜井开凿1520×

5835.2×10-

4886.95井底车场1000×

4065.7×10-

4406.57上、下斜井车场300+500×

4065.7×10-

4325.26小计

1475.23小计

2099.16生产费用立井提升

1.2×

4233.927×

0.9×

1.

67316.22立井提升

1.2×

4233.927×

0.65×

1.

65283.94石门运输

1.2×

4233.927×

2.3×

0.

3814452.23暗斜井提升

1.2×

4233.927×

1.52×

0.

86178.15排水325×24×365×

6.5×

0.1525×10-

4282.20排水325×24×365×

6.5×

0.1525×10-

4282.20小计

12050.65小计

11744.29合计费用万元

13525.88费用万元

13843.45百分率

100.00%百分率

102.35%项目方案一方案三初期主井井筒表土/m163163主井井筒基岩/m372+20=392272+20=392副井井筒表土/m163163副井井筒基岩/m372+10=382272+10=382风井/m

436.

94567.88主石门/m0800m大巷/m39503950后期主井井筒基岩/m300500副井井筒基岩/m300500主石门/m1701m3100m大巷/m2570+2330=49002570+3500+2000=8070项目方案一项目方案三运输提升/万t·km工程量运输提升/万t·km工程量立井提升

1.2×

0.5×

23628.48+

1.2×

0.8×

15722.97=

29271.14立井提升

1.2×

0.4×

23199.563+

1.2×

0.65×

11917.96+

1.2×

0.9×

4233.927=

25004.44排水325×24×365×

60.5×10-4=

17224.35排水325×24×365×

60.5×10-4=

17224.35石门运输

1.2×

15722.97×

1.701=

32093.726石门运输

1.2×

23199.563×

0.8+

1.2×

11917.96×

0.8+

1.2×

4233.927×

2.3=

45398.461大巷运输

1.2×

23628.48×

3.95+

2.57/2+

1.2×

15722.97×

2.33=

136396.04大巷运输

1.2×

23199.563×

3.95+

2.57/2+

1.2×

11917.96×

3.50+

1.2×

4233.927×

2.0=

150973.55项目方案一方案三工程量/万t·km单价/元·（t·km）-1费用/万元工程量/万t·km单价/元·（t·km）-1费用/万元立井提升

29271.

141.

646833.

8225004.

441.

640007.10排水

17224.

350.

15252626.

7117224.

350.

15252626.71石门运输

32093.

7260.

38112227.

7145398.

4610.

38117296.81大巷运输

136396.

040.

681837.

62150973.

550.

690584.13合计

143525.

87150514.76方案项目方案一方案三工程量单价费用工程量单价费用ｍ元/10ｍ万元ｍ元/10ｍ万元初期主井井筒表土

163123211200.

83163123211200.83主井井筒基岩

39291385358.

2329291385266.84副井井筒表土

163176902288.

35163176902288.35副井井筒基岩

382129802495.

84282129802366.04风井井筒表土

26394636248.

8926394636248.89风井井筒基岩

173.

9472280125.

72173.

9472280125.72石门

034064080034064272.51运输大巷

3950369851460.

913950369851460.91轨道大巷

3950349401380.

133950349401380.13回风斜巷

1003406434.

061003406434.06小计

4592.

974644.29主井井筒基岩

30091385274.

1650091385456.93副井井筒基岩

300129802389.

41500129802649.01后期运输大巷

4900369851812.

278070369852984.69轨道大巷

4900349401712.

068070349402819.66回风斜巷

1003406434.

061003406434.06延深石门

170134064579.

433100340641055.98小计

5056.

868000.33总计

9649.

8312644.62项目方案一方案三费用/万元百分率%费用/万元百分率%初期建井费基建工程费（初期+后期）生产经营费

4592.

979649.

83143525.87100%100%100%

4644.

2912644.

62150514.

76101.12%

131.03%

104.87%总费用

157768.67100%

167803.

67106.36%井型

5.0Mt/a提升容器一对32t多绳箕斗井筒直径

6.5m井深855m井断面积

33.18井筒支护混凝土井壁厚450mm充填混凝土50mm基岩段毛段面积

44.18表土段毛段面积

44.18井型

5.0Mt/a提升容器一对

1.5t矿车双层四车多绳罐笼一个材料罐笼带平衡锤井筒直径

8.0m井深845m净断面积

50.26井筒支护混凝土井壁厚500mm，冻结段井壁厚1000mm，充填混凝土厚50mm基岩段毛断面积

65.04表土段毛断面积

80.12井型

5.0Mt/a井筒直径

6.0m井深

336.94m净断面积

28.27基岩段毛断面积

37.39表土段毛断面积

46.57上山煤柱采区边界煤柱区段护巷煤柱宽度（m）401015工作面7101710271037104710571067107710871097110接替顺序12345678910特征名称数量煤层名称7煤层厚度

9.45m稳定性稳定硬度中硬f=

2.0~

2.5倾角5~19°煤层牌号气煤工序名称质量特性技术要求割煤割煤方式单向割煤，端部斜切进刀，进刀段长度小于35m，截深

0.8m采高均匀采高

3.1m煤壁齐直成一条直线顶底板平无台阶

②无伞檐

③顶煤垮落≤300mm

④严格沿底板开采，不丢底煤移架支架直成一条直线，偏差≤±50mm支架正支架与顶底板垂直，歪斜度＜±5°顶梁平最大仰俯角＜±7°

②端面距≤340mm

③相邻支架高低差不超过主顶梁侧护板的2/3间距匀支架中心距

1.5±

0.1m

②支架不挤、不咬，架间空隙＜200mm接顶紧初撑力≥24MPa步距够

0.8m推拉前后部运输机输送机直刮板输送机直，偏差＜±50mm

②弯曲段≥25m输送机平上下弯曲角度＜3°刮板输送机与转载机搭接合理，底链不拉回头煤链轮中心与转载机刮板面高度为700～900mm工序名称质量特性技术要求推拉运输机顺序单向顺序推移放煤放煤步距

0.8m放煤方式双轮顺序放煤放煤方式双轮顺序放煤项目单位数目型号ZFS6200/18/35支架高度Mm1800～3500中心距Mm1500支架宽度Mm1410～1580工作阻力kN6200初撑力kN5274支护强度MPa

0.8～

0.86对地比压MPa

1.9支架重量T

21.695适应煤层倾角°20泵站压力MPa

31.5操作方式本邻架控制型式支撑掩护式项目单位数目型式三架一组支架高度Mm1900～3200初撑力kN6157工作阻力kN6577支护强度MPa

0.8底板平均比压MPa

2.05泵站压力MPa

31.5重量T

24.5适应倾角°20项目单位数目型号MG400/920-WD采高m

2.0~

3.5截深m

0.8卧底量mm250滚筒直径mm

1.8机面高度mm1593牵引方式电牵引牵引速度m/min0～15总装机功率kW920电压V3300项目单位前部后部型号SGZ900/600SGZ900/750输送能力t/h600800运输机长度M250250电压等级V33003300电机功率Kw2×5252×375链速m/s

1.

351.31中部槽尺寸Mm1503×900×3201500×900×320项目单位数目型号SZZ-764/160输送能力t/h1200设计长度M50电压等级V3300电机功率kW375项目单位数目型号PCM132破碎能力t/h1500出料口粒度Mm小于300进料口粒度Mm1000×1000电压等级V1140电机功率kW200项目单位数目型号SSJ1200/600带宽Mm1200运量t/h1700带速m/s

3.55电压等级V1140电机功率kW3×315项目单位数目型号GRB-315/

31.5额定流量L/min309额定压力MPa

37.5工作容量L2500电压等级V1140电机功率kW250项目单位数目型号KPB-315/16额定压力MPa

14.3工作容量L1800额定流量L/min474电压等级V1140电机功率kW132项目单位数目型号KSGZY-630/6额定容量KVA2000空载/负载损耗W3800/9500规矩Mm600尺寸（长×宽×高）Mm4250×1190×1865重量Kg9900序号工种一班二班检修班合计1班长22372电工11463泵工11134采煤机司机22265清理工11136支架工444127放煤工22268验收员11139油脂工111310运料员222611端头维护工4441212防尘工111313技术员111314三机工5571715总计28283490设备型号数量折旧费中间支架ZFS6200/18/

351600.846端头支架ZTF6500/19/

3240.846采煤机MG400/900-WD电牵引采煤机

10.214前部刮板机SGZ900/

60010.060后部刮板机SGZ900/

75010.060转载机SZZ-764/

16010.019破碎机PCM

13210.010可伸缩带式输送机SSJ1200/3×

20010.124移动变电站KSGZY-630/

610.110乳化液泵GRB-315/

31.

520.022喷雾泵KPB-315/

1620.004单体支柱FLZ38－20/110Q

4000.010合计

2.325序号项目单位数量1工作面面长m2402工作面推进长度m17873煤层倾角°5～194煤容重t/m

31.385煤硬度m

2.0～

2.56平均煤厚m

9.457割煤高度m

3.28放煤高度m

6.259采放比1:

1.9510工业储量Mt

743.3311设计采出煤量Mt

682.0412回采率%88%13日产量t

15151.5214月产量t

454545.615正规循环率

0.96716月推进度m

148.9217可采期月

14.718放煤步距m

0.819回采工效t/工168项目单位技术特征型号6-810柴油机参数型号MWMD-916/6功率kW

73.5转数r/min2500传动形式液压制动形式

1.闭式液压系统自锁

2.弹簧液压超速自锁驱动轮直径（mm×对数）φ400×4曲率半径水平/垂直m4/7适用轨型I140E质量kg8860外形尺寸（长×宽×高）mm10800×875×1100最大牵引力kN88最大速度m/s

3.9最大爬坡°18（齿轨时27）生产厂家法国斯特凡努斯公司项目单位技术特征型号DJⅡ1400输送量t/h2000带宽mm1400挡边高mm240带速m/s

1.0-

3.15倾角°20功率kw

5.5-160项目单位技术特征型号JW2-1600/80钢丝绳载荷最大静张力kN60最大静张力差kN50绳速m/s

0.75/1钢丝绳直径mm28滚筒直径mm1600电动机YB250-

8.6功率kw55/75电压V380/660尺寸mm3485×1720×1672项目单位数量带宽mm1200运量t/h1500～2000胶带型号BBA800S-1200带速m/s

2.0～

3.0传动滚筒直径mm800功率分配P1P2P3111收带减速箱型号900储带长度m100～230机尾搭接长度m12抗拉强度KN∕m3000电机台数及功率kW4×160托辊直径mm89拉紧液压油缸自动涨紧项目单位技术特征型号ZK14-6/550粘着质量T14轨距mm600供电电压V550最小曲线半径mm10速度小时制km/h

12.9长时制km/h

17.7最大km/h26牵引力小时制kN

26.65长时制kN

9.60制动方式机械、电气尺寸长×宽×高mm4900×1355×1550牵引电机型号ZQ-52台数2电压V550功率长时制kw50小时制kw105项目单位技术特征型号JW2-1600/80钢丝绳载荷最大静张力kN60最大静张力差kN50绳速m/s

0.75/1钢丝绳直径mm28滚筒直径mm1600电动机YB250-

8.6功率kw55/75电压V380/660尺寸mm3485×1720×1672名称型号载重量（t）外形尺寸（mm）数量辆最大牵引力∕kN使用地点长宽高人车PRC12-6/612人4460102415201060大巷材料车MLC3-632400105012001060大巷平板车MPC3-6324001050415560大巷固定式矿车MG

1.7-6A

1.52400105012001560大巷救护人车JHC-6担架一副，伤员一名，救护人员六人

428010301520229.4备用油品专车MYC

1.1-6-01/

021.12400105011902大巷项目单位数目备注型号-JLY32/190A淮南煤矿机械厂名义载重t32有效容积

33.6最大终端载荷kN1100尾绳悬挂装置最大允许载荷kN380最大提升高度m1000箕斗自重t

17.8项目单位数目型号—JKMD-5×4主导轮直径m5纲丝绳最大静张力kN1070最大静张力差kN340仰角°50～90间距mm350天轮直径m

5.00最大提升速度m/s14型号主导轮直径（m）导向轮直径m最大提升速度（m/s）导向轮变为重力（kN）JKM－

3.25×4（Ⅰ）A

3.

252.

81230.6钢丝绳机器重量（t）最大静张力（kN）最大张力差（kN）根数（根）间距（mm）

450140430064.9项目单位技术特征型号GDG

1.5/6/2/4装载矿车型号MG

1.7-6车数个2乘人数个60罐笼装载量t

13.68罐笼质量t

10.78最大终端载荷kN550提升首绳数量个6/4直径mm33/

39.5尾绳数个3/2项目单位技术特征型号GDG

1.5/6/2/4k装载矿车型号MG

1.7-6车数个2乘人数个60罐笼装载量t

13.68罐笼质量t

11.91最大终端载荷kN580提升首绳数量个6/4直径mm33/

39.5尾绳数个3/2项目单位技术参数型号SQ-90/600最大牵引力KN90钢丝绳规格mm6×19绳速m

0.2～

2.5储绳容量m

500、1000适用轨距mm

600、900适应轨型Kg/m

18、

22、

24、30适用运距m2300表9-1综采工作面部分机电设备表通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多工业场地布置集中广场保护煤柱少通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道温度（℃）1515～1818～2020～2323～26风速（m/s）

0.3～

0.

50.5～

0.

80.8～

1.

01.0～

1.

51.5～

1.8序号硐室名称需风量（m3/min）1机电硐室802充电硐室1303中央变电所804火药库120合计410井巷名称V（m/s）（通风容易时期）V（m/s）（通风困难时期）风速验算1副井

1.

7182.18符合规定2井底车场

6.

1087.38符合规定3轨道大巷

16.

40814.28符合规定4区段运输巷

0.

252.

6360.

253.06符合规定5回采工作面

0.

251.

4360.

251.46符合规定6区段回风巷

0.

252.

1660.

253.56符合规定7回风斜巷

6.

5287.88符合规定8回风井

6.

94154.315符合规定序号巷道名称支护方式α×104/N·s2/m4L/mU/mSm2Q/m3/shfr/Pav/m/s1—2副井钢筋混凝土

35050025.

1250.

2686.

125.

671.712—3轨道大巷锚喷

70395013.

812.

469.

4963.

895.603—4采区轨道上山锚网

90141913.

812.

440.

6152.

373.274—5区段运输巷锚网

1502271121434.

2174.

242.445—6工作面综放液压支架

35024022.

321.

230.

318.

051.436—7区段回风巷锚网

1502271121430.

3136.

772.167—8运输上山锚喷

706514.

213.

246.

86.

153.558—9回风斜巷锚喷

9010014.

213.

286.

141.

196.529—10回风井钢筋混凝土

35033618.

8528.

2786.

172.

743.05总计

1591.07序号巷道名称支护方式α×104/N·s2/m4L/mU/mSm2Q/m3/shfr/Pav/m/s1—2副井钢筋混凝土

35050025.

1250.

26103.

136.

812.052—3轨道大巷锚喷

70395013.

812.

486.

41493.

956.973—4采区轨道下山锚网

90142013.

812.

440.

6152.

473.274—5区段运输巷锚网

1503000121434.

2230.

182.445—6工作面综放液压支架

35024022.

321.

230.

318.

051.436—7区段回风巷锚网

1503000121430.

3180.

672.167—8运输上山锚喷

70278014.

213.

246.

8263.

153.558—9回风斜巷锚喷

9010014.

213.

2103.

159.

067.819—10风井钢筋混凝土

35033618.

8528.

27103.

1104.

293.65总计

2538.64容易时期困难时期阻力（pa）

1591.

072538.64容易时期困难时期总阻力（pa）

1750.

182918.74通风容易时期通风困难时期等积孔（m2）

2.

472.29通风阻力等级通风难易程度等积孔A大阻力矿困难＜1m2中阻力矿中等1~2m2小阻力矿容易＞2m2项目容易时期困难时期单位风量/m3·s-1风压/Pa风量/m3·s-1风压/Pa矿井开采水平

94.

71800.

18113.

42968.74单位容易时期困难时期N·S2/m

80.

2010.231型号时期叶片安装角转速（rpm）风压（Pa）风量（m3/s）效率输入功率kW2K58-1No.30容易30°

6001837.

095.

60.

81233.0困难40°

6002667.

5115.

20.

79427.9时期型号功率kW电压（V）电流（A）转速rpm效率（%）启动方式容易Y5003-

1030060006260093.6全压直接启动困难Y630-10/

118063060007660092.0技术经济指标项目单位数量或内容1煤的牌号低灰、低硫，高发热量气煤，为炼焦配煤2可采及局部可采煤层数目层13可采煤层平均总厚度m

9.454煤层倾角°5～19（平均10°）5

（1）矿井工业储量Mt

517.46

（2）矿井可采储量Mt

393.516

（1）矿井年工作日数d330

（2）日采煤班数班

2.57

（1）矿井年生产能力Mt/a

5.0

（2）矿井日生产能力t/d

15151.528矿井服务年限a

60.549矿井第一水平服务年限a

36.410井田走向长度km10井田倾斜长度km

3.511瓦斯等级低瓦斯相对涌出量m3/t

0.0008～

0.002412通风方式前期中央分列式、后期两翼对角式13矿井涌水量正常m3/h325最大m3/h46514开拓方式（指井筒形式、水平数目）立井双水平开拓15水平标高m-

500、-80016

（1）生产的工作面数目个1

（2）备用的工作面数目个117采煤工作面年推进度m178718

（1）移交时井巷工程量m10772

（2）达产时井巷工程量m1774119开拓掘进队数个220大巷运输方式架线电机车和无级绳绞车21设计煤层采煤方法走向长壁综采放顶煤全部垮落法22

（1）工作面长度m240

（2）工作面推进度m/月149

（3）工作面坑木消耗量m3/万t

0.06

（4）工作面效率t/工

107.12

（5）工作面成本元/t

10.475围岩类别分类名称围岩松动圈/mm小松动圈Ⅰ稳定围岩0~40中松动圈Ⅱ较稳定围岩40~100Ⅲ一般围岩100~150大松动圈Ⅳ一般不稳定围岩（软岩）150~200Ⅴ不稳定围岩（较软围岩）200~300Ⅵ极不稳定围岩（极软围岩）300围岩类别开挖后围岩变形量/mmⅠ5Ⅱ6~10Ⅲ11~50Ⅳ50~200Ⅴ200。