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'山东科技大学学士学位论文矿井概述完整采矿毕业设计第一部分赵坡煤矿第二水平延伸设计8 山东科技大学学士学位论文矿井概述摘要本文根据对赵坡煤矿资料的学习和研究，遵照《煤矿安全规程》和《煤炭工业设计规范》的要求，充分运用所学的知识，以赵坡煤矿开采的实际情况为依据，对赵坡煤矿下组煤的开拓延伸进行设计。在设计中尽量做到危险最少，效益好，把赵坡煤矿建成高产高效的矿井，为我国的煤炭生产作出贡献。本设计主要研究内容包括：1.合理的选择开拓延深的方案2.合理确定延伸水平的开拓方式3.确定首采区的巷道布置方式4.井下设备的选型关键词：储量计算；多水平开拓；巷道布置；经济指标8 山东科技大学学士学位论文矿井概述ABSTRACTInthispaper,basedoninformationZhaopoCoallearningandresearch,inaccordancewiththe"CoalMineSafetyRegulations"and"designspecificationsofthecoalindustry,"tomakefulluseofknowledgetoZhaopotheactualsituationofcoalmining,basedontheZhaopocoalmineunderthegrouptodevelopanextensionofthedesign.Inthedesignoftheriskatleastasfaraspossible,effective,andtheZhaopointohighlyefficientandhigh-yieldingcoalmines,China"scoalproduction.Thedesignofthemainresearchcontentsinclude:1.Areasonablechoicetoopenuptheprogramextension2.Areasonablelevelofdevelopmenttoidentifywaystoextend3.Todeterminethefirstminingareaoftheroadwaylayout4.DownholeequipmentselectionKeywords:reservecalculation;multi-leveldevelopment;roadwaylayout;economicindicators8 山东科技大学学士学位论文矿井概述1矿井概述1.1矿区概况1.1.1矿区简介山东丰源煤电股份有限公司赵坡煤矿的前身为枣庄市峄城区赵坡煤矿，矿井位于滕州市级索镇境内，由枣庄市峄城区投资兴建，枣庄市煤炭规划设计院1983年完成矿井设计，设计年生产能力为30万t。于1984年10月6日开工建设，1991年10月转入试生产阶段，1994年12月28日正式投入生产。2005年山东省煤炭工业局以鲁煤规发[2005]87号文批准其核定年生产能力为70万t、2006年山东省煤炭工业局复核年生产能力为69万t。1.1.2井田位置及交通山东丰源煤电股份有限公司赵坡煤矿位于滕州市区的正西方，东距市区约14km，行政区划隶属滕州市级索镇。矿井东距京沪铁路滕州火车站约14km。区内公路四通八达，可直达滕州市、邹城市、济宁市、微山县城。西南方向距京杭运河留庄港航运码头约8km，西北方向距岗头港和辛安港航运码头约10km，均可全年通航百吨级船只，经京杭运河向北可达济宁、嘉祥及河北省南部一些县市，向南可达江浙沪一带，水陆交通十分方便(图1.1)。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图1.1交通位置图1.1.3地形地貌滕县煤田的北部为中低山区，东部为丘陵区，西部则与独山湖相连。煤田内地形平坦，地势由东北向西南逐渐降低，地面标高+33~+62m，坡度为1.6‰。属山前冲积、洪积及湖积平原区。赵坡煤矿位于滕县煤田(北部)的东南部，区内地形平坦，为第四系湖积平原。地面标高+41.22~+48.02m，地形变化的总趋势是东北部较高而西南部则较低，主、副井井口标高为+46.30m，地面工业广场地坪标高在+45.00m左右。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述1.1.4气象及水文地质1)河流小黑河由东向西流经井田中部，于赵坡村附近汇入北沙河，属季节性河流。自1978年以来，由于上游修建玉林水库，致使小黑河一直干涸无水，目前河道被农户开荒耕种。仅1991年7月14日因夜突降大雨，曾一度出现过洪水，河水水面宽度3.20m(1991年7月15日)。北沙河发源于邹城市东群山，由东北向西南流入独山湖，每年枯水期4~6个月，断流无水，而洪水则一般多发生在每年的7~8月。独山湖北与南阳湖、西与昭阳湖、南与微山湖连成一体，统称南四湖。1960年二级坝建成后，将南四湖分为上、下二级湖。1960~1974年二级坝(闸上)站湖水水位观测资料：年最高水位+33.93~35.36m，年最低水位+32.00~33.59m，年平均水位+32.23~+34.21m。独山湖东岸堤坝坝顶高程为+37.19~+39.89m，堤顶宽度2.0~5.0m，一般在4.0m左右。1958~1963年在二级坝下游，微山湖的“湖腰”部位修筑了东股闸下引河，提高了泄洪能力。设计当微山湖水位达到+34.00m时，韩庄闸、伊家河闸和蔺家坝闸可同时开放，每昼夜泄水量可以达到1.245亿m3。综上所述，湖水经防、蓄、疏、排的综合治理后，滕北煤田可免受其害。赵坡煤矿离湖区相对较远，地势相对较高，不受湖水的危害。2)气象本区为华北类黄河南区季风型大陆性气候，四季分明，春季雨水较少，夏季炎热多雨，秋季多晴日丽，冬季干燥寒冷。(1)气温历年平均气温13.5℃。1月份气温最低，历年最低气温-21.8℃(1957年1月中旬)。7月份气温最高，历年最高气温40.4℃(1966年7月中旬)。近三十年最低气温-17.1℃(1981年1月27日)，近三十年最高气温38.8℃8 山东科技大学学士学位论文矿井概述(1978年6月11日)。(2)冻土深度历年最大冻土深度为30cm(1963年2月5日)。历年最早冻结日为10月28日(1966年)，历年最晚解冻日为3月25日(1970年)。近三十年的最大冻土深度为14cm(1988年12月)。(3)降水平均年降水量768.3mm，年最大降水量1245.8mm(1964年)，年最小降水量388.9mm(1981年)，一日最大降水量230.3mm(1958年6月3日)。雨季一般从6月中旬开始，至9月下旬结束，其中以7、8月份雨量最多。微山湖二级坝历年最高洪水位+35.36m。(4)积雪历年最大积雪深度为23cm(1953年3月27日)。最早积雪出现在1959年11月9日，最晚结束在1953年3月27日。(5)气压年平均气压1009.6百帕，历年最高气压1037.8百帕(1970年1月4日)，最低气压982.9百帕(1961年7月6日)。(6)湿度年平均相对湿度69%，最小相对湿度为0%(1977年1月29日)。(7)蒸发量年平均蒸发量1621.4mm，最大月蒸发量342.1mm(1977年6月)。(8)风及风向井田地处季风带，四季风向变化较大。全年以东南风为主导，其次是南风和东风。春夏秋三季均以东南风为主，冬季则北风、西北风较多。4月份及夏季大风较多，最高风速达29.0m/s(1969年7月22日)。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述1.2井田地质及煤层特征1.2.1井田境界赵坡井田位于滕县煤田(北部)的东南部。东以武所屯逆断层为界与山东省武所屯生建煤矿为邻，西以第27勘探线为界与枣庄市留庄煤矿为邻，北以7、25-3、23-2、22、19-4、17-1号钻孔联线为技术边界与休城煤矿为邻，南以张坡正断层为自然边界。井田东西走向长约4.4km、南北倾向宽约1.4km，井田面积6.1014km2。现持有2003年12月山东省国土资源厅核发的采矿许可证，证号3700000320268，有效期限自2003年12月至2013年12月，开采上下限标高-150~-390m，开采煤层为9、12下、14、15上、16、17共六个煤层，井田地理极值坐标为东经116°58′34″~117°01′42″，北纬35°03′09″~35°05′03″。1.2.2矿井地层1)区域地层区域地层区划属华北地层区，鲁西地层分区，济宁地层小区。本小区除东北部有太古界、寒武系、奥陶系和侏罗系地层出露之外，其余均被第四系所覆盖。据钻孔揭露，第四系之下发育有石炭系、二迭系、侏罗系和古近系，缺失元古界、志留系、泥盆系、三迭系和白垩系。现将小区内的地层层序、时代、厚度及岩性等自下而上简述如下。(1)太古界泰山群厚度大于6000m，出露于滕州市、邹城市、微山县交界处。主要为一套深变质岩系和混合花岗岩。(2)寒武系平均总厚度380~750m，出露于嘉祥南部和邹城市、微山县与滕州市交界处，与下伏太古界地层呈不整合接触。(3)奥陶系8 山东科技大学学士学位论文矿井概述平均厚度在800m左右，出露于嘉祥县、兖州滋阳山、邹城市西南等地，分布较广，为浅海相中~厚层灰岩、豹皮状灰岩、白云质灰岩、夹薄层钙、铝质泥岩、局部产头足类和腹足类动物化石，本系与下伏寒武系地层呈整合接触。(4)石炭系平均厚度205m左右，无地表出露，据钻孔揭露，其广泛分布于滕州市、兖州市、济宁市、宁阳县、单县、金乡县、巨野县、郓城、鱼台县、汶上县、东阿县、齐河县及微山县等地，与下伏奥陶系地层呈假整合接触。(5)二迭系厚度在600m以上，其分布范围与石炭系相同。包括山西组、下石盒子组和上石盒子组，与下伏石炭系地层呈整合接触。(6)侏罗系上统三台组由于遭受后期剥蚀而保留不全，最大残厚大于1300m。仅在滕州以东见有零星出露，据钻孔揭露其分布较广，在滕州、兖州、济宁、汶上~宁阳煤田以及郓城、巨野、成武、单县、金乡、鱼台等断陷地带都有分布，主要为一套陆相碎屑岩建造，上部为灰绿色粉砂岩、细砂岩互层夹泥岩，下部为紫红、杂色砂岩、砂砾岩及砾岩，产有鱼、叶肢介和丰富的植物、孢粉化石，与下伏地层呈不整合接触。(7)古近系上统厚度0~836m，据钻孔揭露其分布于巨野断层以西的郓城、鄄城、菏泽、曹县等地。为一套棕黄色、紫红色、杂色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩夹细砂岩，底部有砂砾岩，下部夹薄煤层。下统官庄组厚度0~753m，分布在成武、郓城、梁山、汶上、宁阳至泗水一线，以土红色、灰绿色粘土岩为主，其次为红色粉砂岩、细砂岩夹砾岩，下部含有石膏层。与下伏地层呈不整合接触。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述(8)第四系厚度0~200m，广布于平原区，为冲积、洪积和湖积相沉积，主要由棕红、黄褐、灰黄等色粘土、砂质粘土、粘土质砂和灰白、灰绿色砂、砂砾组成。产有腹足类和介形虫化石。不整合于下伏各系地层之上。2)井田地层井田含煤地层为上石炭统太原组，煤系基底为中奥陶统石灰岩，煤系上覆地层为上侏罗统三台组紫红色粉砂岩、细砂岩、砾岩及砂质泥岩和第四系松散沉积物。井田内钻孔揭露的地层自下而上有马家沟组、本溪组、太原组、山西组、三台组、第四系。井田地层综合柱状图见图1.2。(1)马家沟组井田内共有4个地面钻孔(21-14、25-1、27-1、27-2)、4个井下钻孔(2、3、6、7)揭露中奥陶统石灰岩，钻孔最大揭露厚度116.73m(27-1)。上部为棕色、灰色、深灰色厚层状微晶灰岩夹豹皮状灰岩，下部为灰色、浅灰色白云质石灰岩夹泥灰岩。(2)本溪组井田内共有2个地面(21-14、25-1)、4个井下钻孔(2、3、6、7)钻孔穿过本溪组地层，厚度37.60~46.82m，平均厚41.74m。由灰色、浅灰色石灰岩(十二灰、十四灰)及紫色、杂色、灰绿色铁铝质泥岩组成。顶部第十二层石灰岩常具云朵状、砾状扰动构造，层位稳定但厚度变化较大，厚度1.90~7.60m，平均厚5.36m。中部第十四层石灰岩呈灰白色，质较纯常夹有灰绿色粘土岩薄层，层位稳定但厚度变化也较大，厚度5.30~12.35m，平均厚9.73m。底部为暗紫红色，局部紫红色铁质泥岩和灰绿色铝质泥岩。与下伏马家沟组呈假整合接触。(3)太原组8 山东科技大学学士学位论文矿井概述受后期剥蚀影响，井田内的本组地层仅在个别钻孔内保留齐全，厚度163.73~179.56m，平均厚169.44m。三台组剥蚀面下距三灰顶面尚有十余米。太原组共含薄层石灰岩12层，多位于泥岩之下，常构成煤层顶板。其中第三、五、八、九和十下层石灰岩最为稳定，为本井田的主要标志层；第七上、十一层石灰岩较为稳定；第四、六、七下层石灰岩则不稳定。共含煤18层，其中可采或局部可采者6层(9、12下、14、15上、16、17煤层)。太原组的主要沉积特点是薄煤层、薄层石灰岩与深灰色泥质岩交替出现，沉积旋回结构较为明显，韵律清楚，标志层显著，各煤层层位较为稳定，易于对比。本组地层与下伏本溪组地层整合接触。(4)山西组山西组仅在井田西北部局部残留，最大残留厚度15.54m，由厚层状砂岩、粉砂岩组成。砂岩中常含有大量粉砂质、泥质包体，具混蚀状、波状层理及斜层理。与下伏太原组地层整合接触。(5)三台组三台组最小残留厚度68.09m，最大残留厚度193.86m，井田内残留地层由东南部向西北部逐渐增厚。由紫红色粉砂岩、细粒砂岩、砾岩和砂质泥岩等组成，砾岩分为二层。三台组与上覆第四系、下伏二叠系、石炭系均呈角度不整合接触。(6)第四系厚度为42.48~82.33m，平均厚63.69m，由粘土、砂质粘土、粘土质砂和砂层组成。中上部砂层较发育，以中、细砂为主，粘土含量较低，砂层连续性较好，中下部以粘土、砂质粘土为主，局部发育粉砂、细砂透镜体；底部多为粘土和砂质粘土，井田东南部则多为细砂层。井田内第四系由东而西逐渐增厚，与下伏侏罗系呈角度不整合接触。3)含煤地层赵坡井田的主要含煤地层为太原组，山西组仅在井田西北部局部残留。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述(1)山西组山西组仅在井田西北部局部残留，最大残留厚度15.54m，由厚层状砂岩、粉砂岩组成。砂岩中常含有大量粉砂质、泥质包体，具混蚀状、波状层理及斜层理。(2)太原组太原组已受到不同程度的剥蚀，残厚163.73~179.56m，平均169.44m。除剥蚀部分外地层厚度稳定，沿走向，倾向岩性变化不大，主要由深灰色泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩、石灰岩和煤层组成。组内相旋迥结构稳定，粒度韵律清晰，变化有一定的规律性，标志层多，物性特征明显，在垂向上具有较好的分段性，自下而上一般可分为四段：第一段：第十二层石灰岩顶界面至第十上层石灰岩顶面，平均厚度在34m左右，为主要含煤段，共含煤4层(16、17、18上、18下)，主要可采或局部可采者为16、17煤层。第二段：第十上层石灰岩顶面至12下煤层顶面，平均厚度在45.0m左右，其中砂岩占有较高比例，以浅灰色、灰绿色砂岩为特征，共含煤4层(12下、14、15上、15下)，主要可采或局部可采者为12下、14、煤15上煤层。第三段：12下煤层顶面至三灰顶面，平均厚度在63m左右，是典型的海陆交替沉积层段，多层不可采薄煤层(7、9、10、11、12上、12上)、薄层石灰岩(三、四、五、六、七下)和潮坪砂泥质沉积交互发育，小旋回结构清晰、易于划分对比。第四段：第三层石灰岩顶面至太原组顶界面，平均厚度在31.0m左右，所含煤层大多不稳定、不可采，是石灰岩、碎屑岩和极薄煤层互层段，三台组剥蚀面一般距三灰顶面尚有十余米，地层残缺不全，仅在井田西北部的4个钻孔(91、23-13、25、25-3号孔)内保留齐全，由灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩组成，间夹不可采薄煤层2~3层(煤4、煤5、煤6)。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图1.2井田地层综合柱状图8 山东科技大学学士学位论文矿井概述1.2.3煤层及煤质1)含煤性井田含煤地层为太原组，平均厚度169.44m。含煤地层的沉积特点是煤层层数多、煤层厚度小、煤层结构简单，标志层明显，易于对比。共含煤18层，由上而下依次为4、5、6、7、8、9、10、11、12上、12下、14、15上、15下、16、17、18上、18下煤层。其中可采或局部可采者6层，即9，12下、14、15上、16、17煤层，纯煤平均总厚度4.95m，可采煤层含煤系数2.92%。2)可采煤层各可采或局部可采煤层厚度、结构，可采性，稳定性及层间距详见表1.1。表1.1各可采、局部可采煤层特征一览表煤层名称煤层夹石全井田厚度(m)可采区平均厚度(m)(点数)稳定程度结构层间距(m)层数(点)两极厚度(m)及岩性最小~最大平均(点数)可采性指数厚度变异系数(％)煤层稳定性最小~最大平均点面积90.27~1.450.62(31)0.82(9)0.290.1535极不稳定简单1(1)0.07泥岩28.64~37.0032.7512下0.74~1.891.20(27)1.20(27)1.001.0022稳定较简单1~2(19)0.05~0.30泥岩、炭质泥岩2.47140.45~0.950.68(31)0.79(14)0.450.6517极不稳定简单1(1)0.06泥岩10.30~15.1412.6715上0.28~1.050.59(31)0.85(7)0.220.3318极不稳定简单0(0)30.05~38.5934.73160.75~1.671.14(33)1.14(33)1.001.0018稳定较简单1(7)2(1)0.05~0.15泥岩、炭质泥岩、黄铁矿结核5.55~9.287.14170.38~1.000.72(32)0.78(23)0.700.7919不稳定简单1(3)2(1)0.06~0.15泥岩、炭质泥岩8 山东科技大学学士学位论文矿井概述(1)9煤层9煤层位于太原组中上部五灰之下，煤层厚度0.27~1.45m，平均0.62m。下距12下煤层28.64~37.00m，平均32.75m；上距三灰20.60~25.91m，平均23.43m。为极不稳定局部可采薄煤层，但局部可采区则为不稳定型。煤层结构简单。直接顶为五灰，伪顶不发育。底板一般为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩。(2)12下煤层12下煤层位于太原组中上部八灰之上，煤层厚度0.74~1.89m，平均1.20m。上距9煤层28.64~37.00m，平均32.75m。为稳定型全区可采薄煤层。煤层结构较简单。煤层顶板多为砂质泥岩、粉砂岩、偶尔为泥岩。底板为八灰(3)14煤层位于太原组中上部八灰之下，煤层厚度0.45~0.95m，平均0.68m。上与12下煤层间隔一层平均厚度在2.47m的石灰岩(八灰)，下距15上煤层10.30~15.14m，为极不稳定型局部可采薄煤层，直接顶板为八灰。井田内常见有泥岩伪顶分布，偶尔为粉砂岩伪顶。底板多为泥岩、细粒砂岩。(4)15上煤层15上煤层位于太原组中部九灰之下，煤层厚度0.28~1.05m，平均0.59m。下距16煤层30.05~38.59m，平均34.73m。上距14煤层10.30~15.14m，平均12.67m。为极不稳定型局部可采煤层，但局部可采区则为不稳定型。煤层结构简单，老顶为九灰，井田西部及中部检2号孔附近有泥岩伪顶分布。底板多为泥岩，砂质泥岩和细粒砂岩。(5)16煤层16煤层位于太原组下部十下灰之下，煤层厚度0.75~1.67m，平均1.14m。下距17煤层5.55~9.28m，平均7.14m，上距15上8 山东科技大学学士学位论文矿井概述煤层30.05~38.59m，平均34.73m，为稳定型全区可采煤层。煤层结构较简单，底板多为泥岩和砂质泥岩。(6)17煤层17煤层位于太原组下部十一灰之下，煤层厚度0.38~1.00m，平均0.72m。上距16煤层5.55~9.28m，平均7.14m，下距本溪组十二灰顶界面16.31~22.48m，平均间距18.80m。为不稳定型大部分可采薄煤层，但局部可采区则为较稳定型。煤层结构简单，底板多为泥岩、细粒砂岩和中粒砂岩。3)煤质井田内主要煤层均为黑色，条痕为褐黑色~棕黑色，沥青~玻璃光泽，参差状或阶梯状断口。内生裂隙发育，含黄铁矿薄膜。外生裂隙发育，裂隙内多充填方解石细脉，裂隙壁上多附生有黄铁矿薄膜，煤层中黄铁矿多呈浸染状，少数为扁豆状、透镜状。各煤层宏观煤岩组分以亮煤为主，其次为暗煤，镜煤及丝炭则较少，镜煤一般呈细条带状和透镜状分布。煤层多为线理状、细条带状结构，层状构造。9、12下、14、15上煤层为半暗~半亮型，16、17煤层为半亮~光亮型。各煤层主要煤质见表1.2。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述测试成果(%)9煤层12下煤层14煤层15上煤层16煤层17煤层灰份Ad(%)原煤7.25~22.5410.44~26.034.04~17.197.88~21.173.55~19.454.45~21.1212.9916.249.9816.528.4010.20低中灰低灰分低中灰低灰分低中灰浮煤3.52~9.395.46~11.982.24~5.763.13~8.751.24~3.801.71~4.275.727.163.495.062.542.60低灰分特低灰低灰分特低灰挥发分Vdaf(%)原煤37.45~44.9137.51~43.6942.82~48.0242.89~48.0843.09~47.7243.19~46.8640.9840.5345.4045.1244.9644.82浮煤39.41~47.1339.11~41.8642.80~47.5444.46~47.6743.50~46.1041.41~48.3842.8740.4945.3245.8344.8645.47全硫St,d(%)原煤1.75~4.651.03~2.752.37~6.252.33~5.162.51~5.142.43~5.553.021.623.643.443.403.23高硫分中硫分高硫分浮煤1.40~2.350.90~1.231.87~3.361.95~2.932.25~3.211.93~2.831.851.062.392.312.602.13中硫分低中硫中高硫测试成果(%)9煤层12下煤层14煤层15上煤层16煤层17煤层灰份Ad(%)原煤7.25~22.5410.44~26.034.04~17.197.88~21.173.55~19.454.45~21.1212.9916.249.9816.528.4010.20低中灰低灰分低中灰低灰分低中灰浮煤3.52~9.395.46~11.982.24~5.763.13~8.751.24~3.801.71~4.275.727.163.495.062.542.60低灰分特低灰低灰分特低灰挥发分Vdaf(%)原煤37.45~44.9137.51~43.6942.82~48.0242.89~48.0843.09~47.7243.19~46.8640.9840.5345.4045.1244.9644.82浮煤39.41~47.1339.11~41.8642.80~47.5444.46~47.6743.50~46.1041.41~48.3842.8740.4945.3245.8344.8645.47全硫St,d(%)原煤1.75~4.651.03~2.752.37~6.252.33~5.162.51~5.142.43~5.553.021.623.643.443.403.23高硫分中硫分高硫分浮煤1.40~2.350.90~1.231.87~3.361.95~2.932.25~3.211.93~2.831.851.062.392.312.602.13中硫分低中硫中高硫表1.2赵坡煤矿各煤层主要煤质指标一览表8 山东科技大学学士学位论文矿井概述1.2.4井田地质构造井田位于滕县煤田(北部)大刘庄断层与张坡断层组合形成的宽约8km的地堑构造之东南部。井田的南部、东部边界分别是张坡正断层和武所屯逆断层。生产揭露证实，井田内落差≥10m的断层不发育，但井田东部落差小于5m的小断层较发育。主要褶曲分别是赵坡背斜、武所屯背斜，褶曲宽缓，两翼地层倾角变化小。井田地质构造复杂程度属简单类型。1)地层产状和褶曲井田地层虽受褶曲构造的影响，但次级褶曲宽缓，地层倾角变化不大，总体上仍为一单斜构造。地层倾向西~北西，倾角一般5~12°。井田内地层产状多受宽缓褶曲的影响而有所变化，但一般变化不大。现将井田内次级褶曲构造分述如下：(1)赵坡背斜位于井田西部，轴向近南北，倾伏方向北，倾伏角5~6°，背斜的南端被张坡断层切割；向北延伸至金达煤矿。已被25-1、25-17、25-3、107、25、检1、27-2、109、17、27-7号钻孔以及12下、14、16煤层采掘巷道揭露控制，属已查明褶曲。(2)黄坡向斜位于井田中部，轴向近南北，倾伏方向北，倾伏角3~4°，背斜的抑起端被张坡断层切割。已被检1、23-13、检3、91、23-8、22-1、22-2、21-14、33、22号钻孔及东翼皮带石门、东翼轨道石门等巷道严密控制，属已查明褶曲。(3)武所屯背斜位于井田东部，轴向近北西~南东，倾伏方向北西，倾伏角3~4°，背斜的东端被武所屯逆断层切割，向西延伸进入武所屯煤矿，由12下煤层采掘巷道揭露控制，并由96、19-4、21-14、92等钻孔初步控制。属已查明褶曲。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述2)断层井田的南部、东部边界分别是张坡正断层和武所屯逆断层。生产揭露证实，井田内落差≥10m的断层不发育，但井田东部落差小于5m的小断层较发育。赵坡煤矿断层控制程度一览表见表1.3。(1)张坡断层为井田南部边界断层，正断层，走向北东东，倾向北北西，倾角65~75°，落差200~320m，井田位于断层的上盘(下降盘)。断层向西延伸进入留庄井田。(2)武所屯断层为井田东部边界断层，逆断层，走向北北东，倾向南东东，倾角40~50°，落差0~20m。井田位于断层的下盘(下降盘)。断层向北尖灭于18~17-1勘探线之间，向南切错张坡断层以后伸入煤系基底奥灰内，断层走向长约1.8km。(3)17-1断层位于井田的东北角，正断层，走向北北东、倾向北西西、倾角60~65°、落差0~10m，走向长约0.9km。17-1号孔穿过断层面，断点深度235.50~241.54m，14煤层断缺。为基本查明断层。(4)黄坡断层位于井田中部，正断层，走向北东、倾向南东、倾角67~78°、落差0~18m，落差东小西大，走向长约0.8km。12下煤层12302、12303工作面生产揭露，16煤层16301、16302工作面生产揭露。为查明断层。表1.3赵坡煤矿断层控制程度一览表断层名称张坡断层武所屯断层17-1断层黄坡断层8 山东科技大学学士学位论文矿井概述性质正断层逆断层正断层正断层产状要素走向NEENNENNENE倾向NNWSEENWWSE倾角(°)65~7540~5060~6567~78落差(m)200~320m0~200~100~18延伸长度(km)13.51.80.90.8控制查明情况105、106、27-1、27-2号孔穿过断层面。B13与23-8、107与32、B12与25-1对孔控制96穿过断层。19-11与92对孔控制17-1穿过断层12302、12303、16301、16302工作面揭露查明程度查明基本查明基本查明查明对采掘影响位于井田边界,留设边界煤柱后对采掘生产影响不大影响采面布置1.2.5水文地质1)区域储水构造特征(1)松散沉积物含(隔)水层组由古近系、第四系粘土、砂质粘土、粘土质砂、砂及砂砾石组成，厚0~513m，广布全区，厚度由东北向西南增厚。富水性强，水质以重碳酸盐水为主，矿化度低于1克/升，松散层中部含有多层粘土、砂质粘土。(2)上侏罗统砂、砾岩洞穴裂隙含(隔)水层组厚度0~1300m，岩性由粉砂岩、砂质泥岩、中、细砂岩互层，砂砾岩及砾岩组成，不整合于煤系之上，属洞穴裂隙承压水，中等矿化度。上部为粉砂岩和砂质泥岩(3)石炭二叠系碎屑岩、薄层灰岩含(隔)水层组主要含水层有石盒子组砂岩、3煤顶板砂岩及三灰、八灰、九灰、十下灰、十二灰、十四灰等薄层灰岩，与其相间的泥岩、粉砂岩是相对隔水层。(4)奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层8 山东科技大学学士学位论文矿井概述奥陶系为区域含煤岩系的沉积基底，峄山断层东部和凫山断层北部有小面积出露，为奥灰水的补给区，因奥陶系灰岩含水层与其它含水层存在着不同程度的水力联系，受区内矿井长期排水影响，奥灰水位逐年下降。2)水文地质特征赵坡煤矿距离补给区近，在基岩水动力系统中处于径流~补给区，第四系及煤系内各含水层中含有现代成因的HCO3~Ca型、矿化度低的淡水，说明其位于地下水活动的积极交替带。(1)大气降水平均年降水量768.3mm，年最大降水量1245.8mm(1964年)，年最小降水量388.9mm(1981年)，一日最大降水量230.3mm(1958年6月3日)。雨季一般从6月中旬开始，至9月下旬结束，其中以7、8月份雨量最多。(2)主要含水层主要含水层有第四系上含水砂层段、下含水砂层段，上侏罗统砂砾岩层段，石炭系太原组第三、五、八、九、十下层石灰岩，本溪组第十二、十四层石灰岩，中奥陶统石灰岩(表1.4)。(3)主要隔水层一般厚度在20.00m左右。以粘土、砂质粘土为主，局部可见粘土砾石，间夹有透镜状砂层或粘土质砂。粘土可塑性强，连续性好，隔水性能良好。(4)断层导水性张坡断层为井田的南部边界，落差200~320m，井田位于其下降盘。井在天然状态下，该断层导水性较差。武所屯逆断层为井田的东部边界，落差0~20m。17-1正断层位于井田的东北部边界，落差0~10m。断层落差小，导水性差。黄坡正断层位于井田中部，落差0~18m，12下煤层12302、12303工作面生产揭露，8 山东科技大学学士学位论文矿井概述16煤层16301、16302工作面生产揭露。断层带未见滴、淋水现象。含水层名称厚度(m)水位标高(m)单位涌水量(L/s.m)渗透性系数(m/d)水质类型富水性分级第四系上含水砂层段40+35.003.08219.639HCO3Ca强富水上侏罗统砂砾岩层段35-40.890.7332.247HCO3NaCa中等富水三灰7.94-87.210.0370.0177HCO3NaCa弱富水五灰2.18-101.240.0288弱富水八灰2.470.06680.339HCO3Na弱富水九灰1.70十下灰4.840.34700.0895SO4NaCa~ClNaCa中等富水十二灰5.36-122.000.06580.8990弱富水十四灰9.73-137.000.06581.3078弱富水奥灰-56.900.02740.0422SO4NaCa弱富水表1.4赵坡井田主要含水层特征参数一览表3)主要水害及防治措施(1)主要水害①12下、14煤层上覆三灰、五灰及上侏罗统砾岩水。受矿井长期排水影响，三灰、五灰及上侏罗统砾岩层含水层静止水位已大幅度下降。五灰与12下煤层之间主要由泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、细砂岩所组成，间夹薄层不稳定石灰岩3层(六、七上、七下灰)和薄煤层4层(9、10、11、12上煤层)，一般可有效阻隔上覆三灰、五灰及上侏罗统砾岩水对12下煤层采场的直接充水作用。②16、17煤层下伏十二、十四灰水。十二灰平均上距16煤层25.94m、上距17煤层18.80m。临界突水系数值取1.5，底板采动破坏深度取7m时，-10m以下的16煤层、-299.00m以下的17煤层时，将会受到十二灰水的严重威胁。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述临界突水系数值取1.0，底板采动破坏深度取7m时，-11.40m以下的16煤层、-240.00m以下的17煤层时，将会受到十二灰水的威胁。(2)防治措施①对井下各出水点定期观测，并做好记录，及时发现水情变化，总结其动态变化规律。②当井巷揭露太原组灰岩时，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的探放水原则，确保生产安全。③开采中、东部17煤层时，必须加强对其底板的探测工作，认真确定底板有效隔水层厚度，掌握十二、十四灰的水头及富水性。4)矿井水文地质类型预计全矿井正常涌水量为90m3/h，最大涌水量按正常涌水量的2.0倍计，为180m3/h。矿井水文地质条件为中等类型。5)供水赵坡煤矿以第四系上含水层段作为供水水源，此含水层透水性强，含水丰富，属孔隙型潜水~承压水。最大单位涌水量3.0821L/s.m，PH值7.6~8.2，无侵蚀性，水质良好，水量充足。符合生产用水和生活饮用水水质标准。1.2.6瓦斯、煤尘及自燃情况1)矿井瓦斯赵坡煤矿每年都进行矿井瓦斯等级鉴定工作，历年瓦斯等级鉴定结果均为低瓦斯、低二氧化碳矿井。赵坡煤矿落差≥10m的断层不发育，仅在东部落差小于5m的小断层较发育,掘进巷道瓦斯绝对涌出量变化与揭露小断层间的关系不明显。2)煤尘爆炸性资源勘探阶段25-5号孔15上煤层煤尘爆炸性测试分析其火焰长度为8 山东科技大学学士学位论文矿井概述550~600mm，扑灭火焰最低岩粉用量65%，为有煤尘爆炸危险性煤层。12下、14、16煤层通过挥发份和固定碳换算求得的煤尘爆炸性指数分别为40.31%、44.14%和40.78%，均为有煤尘爆炸危险性煤层。3)煤的自然发火倾向性2007年煤层自然发火倾向性测试成果表见表1.5。分析项目采样地点水分Mad(%)全硫含量(%)挥发分Vdaf(%)真密度TRDg/cm3吸氧量cm3/g.干煤自然倾向性等级123074.781.43342.381.490.5738Ⅱ类自燃143072.973.55047.661.660.6216Ⅱ类自燃163022.572.76742.641.371.2262Ⅰ类容易自燃173013.253.35740.841.660.7518Ⅰ类容易自燃表1.52007年煤层自然发火倾向性测试成果表1.3井田开拓方式1.3.1井田开拓方式本井田均为第四系冲积层覆盖，可采煤层埋深一般在250米以下，且煤层倾角较缓，故确定采用立井石门上下山开拓方式，中央并列式通风，副井进风，主井回风。1.3.2开采水平划分划分两个水平开拓，第一水平设在-240米，第二水平设在-300米。第一水平与第二水平以暗斜井延深。-240米水平开采9、12下、14、15上等四层上组煤层并开采井田边界部分16、17层煤。但属第16、17层煤主要由-300米水平开采。1.3.3井筒及主要运输大巷8 山东科技大学学士学位论文矿井概述按照井田地质地形条件，井口及工业广场场地位置选择在矿井储量中心附近，并有利于交通运输设施的布置，根据省煤炭局对赵坡方案设计的批示意见，确定井口及工业广场布置在井田中部而偏南，工人村与工业场地连为一体布置。矿井设主、副井两个井筒，均为立井形式。主井担负提升煤及回风，并作为矿井安全出口之一。为此，井筒内布置一对2.8t非标准箱式箕斗，设梯子间，钢罐道。井筒净直径4.5m。副井装备一对一t标准罐笼，设梯子间，敷设排水、压风、消防洒水管道，还敷设动力、信号通讯电缆。井筒净直径5.0m，担负提升矸石，下放材料，升降人员等辅助提升。采用木管道。第一水平西翼主要运输大巷沿12下层煤掘进，由采区石门与第9、14、15上层煤相连通。第一水平的东翼则采用-240米水平的主要石门开拓东一采区，石门穿过向斜透12下层后，以上山及石门布置东翼各采区巷道。总回风道设于主要运输大巷上方。1.3.4井底车场形式采用立式井底车场，利用石门调车。立井空重车线均为1.5列车，副井空重车线为一列车，副井材料考虑8个消防车，消防列车库设于石门内。主井重车线设绳式推车机，电机车在空车线运行时课配合推车机进行调车，井底车场通过能力按1.15的不均匀系数，30%的矸石运量，车场年通过能力为75万t。1.3.5开采程序及采区接替煤层的开采程序先上后下，由于第9、12下、14、15上层煤的层间距较小，且距16、17层煤距离较远，故分为上下两组开采。煤层开采顺序先上后下，近距离煤层群分组联合布置，上下山开采。上山采区区段前进式，下山采区区段后退式，区段内后退式回采。采用走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。矿井投入生产后应优先扩大第9层煤的开采面积，以便尽快的解放下部储煤层。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述根据煤层赋存情况，第一水平共布置七个采区，西翼三个，东翼四个双翼采区走向尺寸一般为1000米左右，倾斜长度一般不超过600米，当受到条件限制无法布置双翼时，则进行单翼布置。首采区布置在井筒附近，以倾斜条带布置采区巷道。矿井投产时有第9层煤的四个倾斜挑担回采工作面和第12下层煤的两个倾斜条带工作面投产。采区接续以井底车场为中心，向两翼逐次扩展，东一采区采完后接西二采区，这样可减少工程量，并可缓和接续紧张。由于本井田煤层可采总厚度5.07m，且埋深在250m以下，根据方案设计，本井田储量计算时未考虑村庄及河流的保护煤柱，如因煤层开采而使地面塌陷，影响安全时，须考虑村庄搬迁。1.3.6矿井主要生产系统1)提升系统主井：为提升原煤专用，装备2JK-2.5/20型提升机一台，配用280KW、6KV、JRQ-148-8型电机，提升容器为一对自重2.121吨非标准底卸式轻型箕斗,容量4.62m3。副井：为升降人员、提升物料、设备、矸石等用，装备2JK-2.5/11.5型提升机一台，配用260KW、6KV、JRQ-157-10型电机，提升容器为一对1t单层单车普通罐笼。主、副井提升均按第一水平考虑，第二水平采用暗斜井延深。2)排水系统中央泵房安装5台200D43×7型水泵，其中2台工作、1台检修，2台备用。中央内、外环水仓总容积2480m3，配用ZS147-4型电机，三路直径219×6排水管路，其中二路沿副井井筒、一路沿主井井筒铺设，综合排水能力560m3/h，最大排水能力1120m3/h，中央内、外环水仓积水直排地面，经沉淀处理后，排入小黑河。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述东翼采区内、外环水仓总容积1600m3，安装4台D155-30×3型水泵，配用75KW电机，扬程92.1m，通过3趟管路排入中央水仓。3)通风系统通风采用中央并列抽出式，副井进风，主井回风。主要通风机型号FBDCZ-NO22，配用YBF355-8型185KW×2电机。目前通风阻力为1650Pa，矿井总进风量为3910m3/min，总需风量为3698m3/min，矿井等积孔为2.04m2，属通风容易矿井。1.4矿井延深的必要性1.4.1矿井延深的必要性由于第一水平煤炭资源即将殆尽，矿井可采储量有自然减少的趋势，势必影响矿井的生产能力和服务年限。从保证矿井持续稳定发展的角度来看，为保证生产的连续，保证矿井生产能力，第二水平的延深势在必行。1.4.2延深水平地质资料的可靠程度根据现地质资料分析，在勘探方面主要存在下列问题：1)井田钻孔密度布置不够均匀，应在近期内对井田中部及张赵断层再施工少量钻孔，以便确切探明构造形态，并确定A级储量。2)矿井正常涌水量及最大涌水量在地质部门所提的基础上适当加以系数，故如在矿井投产后总涌水量增加时，需再行扩建排水设施。3)地面洪水位及历年洪水淹没情况，虽经多次调查但无确切数据。4)在井筒附近的钻孔未对第四系冲积层取芯，对侏罗系取芯亦不完整。5)在设计中，虽对张坡断层留有100m的保护煤柱，对武所屯断层留有30m的保护煤柱，但在施工及生产中仍需注意小断层的出现及其导水的可能性。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述2开采范围与生产能力2.1井田境界及储量2.1.1井田境界根据(83)鲁计燃字第198号文，赵坡井田范围是：北以A-A线为界，东至武所屯断层与武所屯煤矿相邻，南以张坡断层为界。西至27线，井田东西走向长4.5km里，南北宽1.43km，井田面积为6.3km2。2.1.2井田储量储量计算划分图见图2-1。图2.1储量计算划分图延深水平的地质储量，可采储量计算如下：Z＝∑SMγ/cosα式中：Z—煤炭工业储量，万t；S—块段水平投影面积，m2；M—煤层的厚度，m；γ—煤层的容重，t/m3；α—煤层倾角，采用块段内的平均倾角。各块段面积分别为：8 山东科技大学学士学位论文矿井概述A块段：SA=1043866m2，平均角度5.55°；B块段：SB=1137613m2，平均角度3°；C块段：SC=1251089m2，平均角度1.9°；D块段：SD=10265m2，平均角度3°；E块段：SE=1557752m2，平均角度3.95°。16煤的平均容重为：γ=1.31t/m3。16煤的平均厚度为：M=1.17m。则计算16煤工业储量Z=916万tZ＝(Q－P)·C式中：Z—矿井可采储量，万t；Q—矿井工业储量，万t；P—保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留置的永久煤柱损失量，万t；C—采区回采率，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。16煤边界煤柱为25.7万t，断层煤柱为75万t，工业广场煤柱为75.6万t。则16煤可采储量为739.7万t同理可得17煤的工业储量为610万t，可采储量为466万t。2.2生产能力与服务年限2.2.1矿井工作制度矿井年工作日为330d，每天三班作业，其中两班采煤一班准备，每日净提升时间为14h。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述2.2.2矿井生产能力延伸水平的生产能力为45万t/a。2.2.3服务年限式中：A—矿井生产能力，t/a；Z—矿井可采储量，t；T—矿井服务年限，a；K—储量备用系数，一般取1.4。所以16煤的服务年限为11a，17煤的服务年限为7a。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述3开拓准备3.1开拓延深设计方案的选择3.1.1开拓延深设计方案的原则为了选择出技术上和经济上都比较合理的下组煤开拓延深方案，本设计遵循下列设计原则：1)严格遵循《煤炭工业设计规范》、《煤炭工业技术政策》、《煤矿安全规程》等文件的有关规定；2)尽量减少岩石巷道，减少工程投资。充分利用现有井巷、设施及设备，减少临时辅助工程量，降低投资；3)积极采用新技术、新工艺和新设备。在新水平选择更为合适的采煤方法、先进的采掘技术和设备，改革矿井井田开拓和采区准备方式；4)加强生产管理、延深的组织管理和技术管理，施工和生产紧密结合、协调一致，尽量减少延深对生产的影响；5)尽可能减少新旧水平的同时生产时间；6)在经济合理的情况下，尽量提高煤炭采出率，延长矿井的服务年限；7)充分考虑矿井的生产现状、实际技术水平的特点。3.1.2影响开拓延深的主要因素赵坡煤矿12煤、16煤分别属-240m和-300m水平，采用立井开拓方式。开拓延深方案的选择需要考虑以下几个因素：1)充分利用赵坡煤矿现有的工业场地、井筒、大巷等工程，以减少投资，缩短建设工期。2)考虑采用倾斜长壁与走向长壁采煤法。3)推进长度，减少工作面搬家次数。3.1.3第二水平开拓延深方案1)提出开拓延深方案8 山东科技大学学士学位论文矿井概述赵坡煤矿井田地层走向大致呈北东，倾向西北，倾角一般为3~5°。井田中部为一宽缓的褶曲构造，呈向斜形态，倾伏方向北西，倾伏角1~5°，向斜两翼有次级褶曲，井田内构造属于中等类型。现对-300m水平提出如下开拓方案：方案一：延深原有主、副井方案本方案采用延深主井、副井，主井和副井分别担负延深水平的运煤与升降人员、运输材料等任务。方案二的平、剖面示意图如图3.1、3.2所示。方案二：延深副井，西翼暗斜井延深，东翼延伸运输和轨道石门方案该方案采用副井延深，穿煤层延深至16煤-270m位置，沿-270m水平布置轨道石门，西翼以17°的倾角延深暗斜井至-300m水平,东翼直接延伸运输和轨道石门至-270m等高线交汇处。方案二的平、剖面示意图如图3.3、3.4所示。方案三：西翼暗斜井，东翼延伸石门方案本方案采用轨道暗斜井和运输暗斜井，分别担负辅助提升、升降人员和主提升任务。利用原有巷道通过暗斜井延深至-280m，东翼再布置运输、轨道石门。其中轨道暗斜井延深至-270m水平，运输暗斜井延深至-300m水平。方案三的平、剖面示意图如图3.5、3.6所示。方案四：西翼暗斜井，东翼暗斜井和延伸石门方案井田两翼采取分别布置，东翼将轨道石门延伸至-270水平并打暗斜井至-330水平，西翼布置与方案三相同。方案四的平、剖面示意图如图3.7、3.8所示。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图3.1方案一平面图8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图3.2方案一剖面图8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图3.3方案二平面图8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图3.4方案二剖面图8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图3.5方案三平面图8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图3.5方案三剖面图图3.6方案三剖面图8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图3.7方案四平面图8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图3.8方案四剖面图8 山东科技大学学士学位论文矿井概述2)比较并确定延深开拓方案(1)技术比较延深开拓方案技术比较见表3.1。表3.1延深开拓技术方案技术比较表方案优缺点方案一方案二方案三方案四优点1.可充分利用原有设备和设施。2.提升系统单一，转运环节少，经营费用低，管理较方便。1.施工与生产干扰少。2.主井提升设备不需更换。1.利用暗斜井延深，生产与延深互相干扰少。2.暗斜井的位置。方向可不受原有井筒限制。3.可利用原有的石门。1.可充分利用原有的巷道及车场，减少掘进量。。2.施工与生产干扰较少。3.可充分利用原有井筒能力。缺点1.原有井筒同时担负生产和延深任务，施工与生产相互干扰，矿井将短期停产。2.接井时技术难度大3.两个井筒的施工组织复杂。4.延深后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。1.增加了巷道掘进量，工程投资较大。2.副井两段提升，增加了运输环节与设备。3.需要为副井再布置一车场。1.增加了上部车场的工作量。2.增加了运输环节及设备。3.通风系统较复杂。1.斜井工作量大，费用高。2.增加了运输环节及设备。通过技术比较可以看出，由于延深主井与副井时，施工与生产相互干扰，矿井可能短期停产，不利于矿井发展，并且延深井筒需要一些临时工程，交接、管理复杂。所以方案一的缺点严重且比较明显，首先排除(2)经济比较①基本建设费用8 山东科技大学学士学位论文矿井概述基本建设费用是按照设计规定的全部工程项目(包括井巷费用、土建工程、设备购置、安装工程及其它工程)所需的费用。巷道掘进费按式Lj=ΣL×j计算：式中：Lj—巷道的掘进费，元；L—巷道的长度，m；J—单位长度掘进费用，元/m；根据岩层性质、断面大小、支护形式、施工管理等因素确定。各方案井巷工程掘进费用表见下页表。②生产经营费生产经营费即为矿井生产过程中产生的费用。包括回采工作面原煤成本、井下运输费、矿井提升费、巷道维护费、矿井通风费和矿井排水费。各方案井巷工程生产经营费用表见下页表。巷道维护费根据式Lw=ΣL×Tw×Yw计算：式中：Lw—巷道的维护费用，元；L—巷道长度，m；Tw—巷道维护时间，a；Yw—维护单价，元/a•m；8 山东科技大学学士学位论文矿井概述表3.2方案二费用表巷道掘进费用顺序工程项目断面/m²长度/m数量/条总工程量/m掘进单价/元/m费用/元　1皮带暗斜井10239.41239.42800670320　2立井　4014020000800000　3运输石门11473147324801173040　4轨道石门12473147326001229800　5合计　　　　　3873160　巷道维护费用顺序工程项目断面/m²长度/m数量/条维护年限/a维护工程量/a.m单价/元/a.m费用/元1皮带暗斜井10239.4118.54428.955243589.52立井　40118.5740537003运输石门11473118.58750.555481277.54轨道石门12473118.58750.5605250305合计　　　　　　1253597运输提升费用顺序工程项目煤量/t运输距离/Km运输量/t.Km运输单价/元/t.Km运输费用/元　　1皮带暗斜井51000000.23912209402.252747115　　2运输石门65500000.47330981501.625019003　　3合计　　　　7766118　　8 山东科技大学学士学位论文矿井概述表3.3方案三费用表巷道掘进费用顺序工程项目断面/m²长度/m数量/条总工程量/m掘进单价/元/m费用/元　1皮带暗斜井10239.41239.42800670320　2轨道暗斜井11136.81136.83050417240　3运输石门11473147324801173040　4轨道石门12473147326001229800　5合计　　　　　3490400　巷道维护费用顺序工程项目断面/m²长度/m数量/条维护年限/a维护工程量/a.m单价/元/a.m费用/元1皮带暗斜井10239.4118.54428.955243589.52轨道暗斜井11136.8118.52530.8601518483运输石门11473118.58750.555481277.54轨道石门12473118.58750.5605250305合计　　　　　　1401745运输提升费用顺序工程项目煤量/t运输距离/Km运输量/t.Km运输单价/元/t.Km运输费用/元　　1皮带暗斜井51000000.239412209402.252747115　　2运输石门65500000.47330981501.625019003　　3合计　　　　7766118　　8 山东科技大学学士学位论文矿井概述表3.4方案四费用表巷道掘进费用顺序工程项目断面/m²长度/m数量/条总工程量/m掘进单价/元/m费用/元　1皮带暗斜井10649.42649.428001818320　2轨道暗斜井11136.81136.83050417240　3运输石门11473147324801173040　5合计　　　　　3408600　续表巷道维护费用顺序工程项目断面/m²长度/m数量/条维护年限/a维护工程量/a.m单价/元/a.m费用/元1皮带暗斜井10649.4218.512013.9556607652轨道暗斜井11136.8118.52530.8601518483运输石门11473118.58750.5554812785合计　　　　　　1293890运输提升费用顺序工程项目煤量/t运输距离/Km运输量/t.Km运输单价/元/t.Km运输费用/元　　1皮带暗斜井152700000.649499163382.2522311761　　3合计　　　　22311761　　③综合费用综合基本建设费用和生产经营费用，得表3.5巷道综合费用表。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述表3.5巷道综合费用表顺序工程项目方案二费用/元方案三费用/元方案四费用/元1井巷掘进费3873160349040034086002井巷维护费1253597140174512938903运输提升费7766118776611822311760.5全部费用总计128928751265826327014250.5相对百分比101.90%100%213.40%通过对方案二、方案三、方案四的经济比较，方案三的经济费用小于方案二、方案三的经济费用。综合技术和经济的比较，方案三要优于方案二和方案四，因此本设计选取方案三作为井田开拓方案。3.2井筒3.2.1井筒特征矿井移交时设主、副井两个井筒。井筒特征表见表3.6。表3.6井筒特征表顺序技术特征单位主井副井1井口标座纬距m38819503881905经距m20500050205000802井口标高m+46.30+46.303井底(-水平)标高m-240-2404提升方位角°901805井筒深度(包括水窝)m320.30296.306井底水窝深度m34.015.07井筒净直径m4.55.08井筒净断面m215.919.649井壁厚度表土段mm10001000基岩段mm40040010井筒掘进断面表土段m240.7246.57基岩段m222.6026.4211砌体材料表土段钢筋混凝土钢筋混凝土基岩段混凝土混凝土8 山东科技大学学士学位论文矿井概述3.2.2井筒布置与装备1)主井：方案设计规定主井担负提升煤及回风，并作为矿井安全出口之一。为此，井筒内布置一对2.8吨非标准箱式箕斗，设梯子间，钢罐道。井筒净直径4.5米。井筒布置图见图3.9。图3.9主井井筒布置图2)副井：装备一对一吨标准罐笼，设梯子间，敷设排水、压风、消防洒水管道，还敷设动力、信号通讯电缆。井筒净直径5.0米，担负提升矸石，下放材料，升降人员等辅助提升。采用木管道。井筒布置图见图3.10。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图3.10副井井筒布置图3.2.3表土层井筒施工方法与井壁结构：根据山东省煤炭局(83)鲁地煤计字第76号对赵坡方案设计的批文，第四系冲积层段井筒采用淹水沉井施工方法，钢筋混凝土井壁，壁厚1.0m。沉井套井深8m，套井内径与沉井外径留有一定的工作空间。沉井深度暂定为70m，根据井筒检查钻的成果分析，再行研究确切的沉井深度。基岩段采用普通凿井法施工，混凝土井壁，壁厚450mm。根据井筒检查钻成果分析情况，如含水层涌水量超过35~40m3/h时，则考虑工作面予注浆的施工方法。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述3.3井底车场及硐室3.3.1井底车场形式及调车作业：采用立式井底车场，利用石门调车。立井空重车线均为1.5列车，副井空重车线为一列车，副井材料考虑8个消防车，消防列车库设于石门内。主井重车线设绳式推车机，电机车在空车线运行时课配合推车机进行调车，井底车场通过能力按1.15的不均匀系数，30%的矸石运量，车场年通过能力为75万吨。3.3.2井底车场硐室布置：1)主井装载系统：井底装载煤仓容量为50t，各采区煤仓容量为100t左右。采用通过式翻罐笼硐室与装载硐室垂直联接。2)主井井底清理撒煤系统：考虑到本矿井产量不大，又采用箱式箕斗，撒煤量不大，因此考虑撒煤经漏斗至沉淀池后，由人工清理，清理的撒煤由绞车提至井底车场，用污水泵排除沉淀池内的水。3)副井井底系统：在副井井口，有井筒与井底车场连接部分，信号硐室，阻车器坑等，井底水泵的水用井底水泵排出。4)排水系统：主排水硐室安排三台水泵，水仓由内外环组成，水仓总容量为960m3，大于井下八小时正常涌水量。5)其它硐室：为便于在井底车场安全通过副井井筒，故设等候室。根据省局对方案设计的批文，在车场不设医疗室，工具及各品备件室，电机车修理间等辅助硐室、井下炸药库设在石门的北端。3.3.4大巷运输1)大巷运输方式及设备：回采工作面的煤经皮带运至采区煤仓，煤仓底大巷接车，再经架线电机车运至井底车场。选用ZK7~6/250型电机车三台，固定式矿车300辆，材料车30辆，平板车4辆。2)运输大巷及断面：8 山东科技大学学士学位论文矿井概述主要运输大巷及主要运输石门均按单道铺轨。运输距离较远时，可在中间设错车场。西翼运输大巷沿12下层煤顶板掘进，由采区石门透各煤层。东翼由主要石门穿过东一采区后，另掘石门至16层煤，开采东部边界的下组煤层，主要石门见12下层煤后即掘主要上山开采东三采区，并建立辅助水平开采其它采区。第16层煤的顶板是第10层灰岩，在穿过该层灰岩时应注意探水，并制定防水措施，确保安全。大巷及石门的支护以锚喷为主，如遇围岩地压变化时，可根据具体情况，再选用其他支护方式。3.4水平接续时的技术措施水平过渡时期，两水平同时生产，增加了提升、通风和排水的复杂性，所以应采取恰当的技术措施。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述4采区设计4.1采区地质特征4.1.1采区位置及井上下关系采区位置及井上下关系见表4.1。表4.1采区位置及井上下关系表水平名称东翼二水平采区名称163地面标高+46.6m井下标高-254.5~-222.8m地面的相对位置小黑河北武所屯村庄西侧,工作面最近处距小黑河约190米。回采对地面设施的影响地表为农田，无建筑物和其它设施，对回采无影响。井下位置及相邻关系采区位于东翼二水平，采区起始位置西距163轨道平巷约48米，北部为井田边界保护煤柱，与休城矿相邻，我矿留有边界煤柱20米，休城矿在边界100米范围内16煤没有采掘工作面及老空区，工作面上方为123采空区。4.1.2煤层16煤层位于太原组下部十下灰之下，煤层厚度0.75~1.67m，平均1.14m。下距17煤层5.55~9.28m，平均7.14m，上距15上煤层30.05~38.59m，平均34.73m，为稳定型全区可采煤层。煤层结构较简单，底板多为泥岩和砂质泥岩。17煤层位于太原组下部十一灰之下，煤层厚度0.38~1.00m，平均0.72m。上距16煤层5.55~9.28m，平均7.14m，下距本溪组十二灰顶界面16.31~22.48m，平均间距18.80m。为不稳定型大部分可采薄煤层，但局部可采区则为较稳定型。煤层结构简单，底板多为泥岩、细粒砂岩和中粒砂岩。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述4.1.3煤层地顶板煤层顶底板情况见表4.2。表4.2煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度(m)特征基本顶十下灰岩5.03深灰色，岩性致密，坚硬，裂隙发育，被方解石充填，中部有小溶洞，内充填泥质；f=5。伪顶泥岩0.05灰黑色，含炭质有机物，层理不发育，随采随冒落。直接底砂质泥岩7.48深灰色，其上部为砂泥岩，中部为厚层状细砂岩，下部为泥岩，结构致密；f=3。4.1.4煤质井田内主要煤层均为黑色，条痕为褐黑色~棕黑色，沥青~玻璃光泽，参差状或阶梯状断口。内生裂隙发育，含黄铁矿薄膜。外生裂隙发育，裂隙内多充填方解石细脉，裂隙壁上多附生有黄铁矿薄膜，煤层中黄铁矿多呈浸染状，少数为扁豆状、透镜状。各煤层宏观煤岩组分以亮煤为主，其次为暗煤，镜煤及丝炭则较少，镜煤一般呈细条带状和透镜状分布。煤层多为线理状、细条带状结构，层状构造。16、17煤层为半亮~光亮型。4.1.5地质构造及水文地质采区地质条件比较简单，已经查明的比较大的武所屯断层为井田东部边界断层，逆断层，走向北北东，倾向南东东，倾角40~50°，落差0~20m。井田位于断层的下盘(下降盘)。断层向北尖灭于18~17-1勘探线之间，向南切错张坡断层以后伸入煤系基底奥灰内，断层走向长约1.8km。断层两盘煤层底板等高线形态有差异，为基本查明断层。该断层位于井田边界,留设边界煤柱后对采掘生产影响不大8 山东科技大学学士学位论文矿井概述根据12下煤推采情况可以断定工作面范围内无陷落柱、火成岩影响。根据地质部门提供的资料本工作面103钻孔为封闭合格钻孔，对回采没有影响。16层煤本身及底板泥岩不含水，充水水源主要为顶板十下层石灰岩裂隙水，在回采时，遇断层及裂隙构造时顶板有时会以裂隙水的形式出水，表现为滴、淋水现象，使底板松软，影响工作面的支护强度。本采区的回采不受上部12下、14煤采空区积水的影响。4.1.6影响回采的其它因素影响回采的其它因素见表4.3。瓦斯低瓦斯矿井，16煤瓦斯相对涌出量0.101m3/t，绝对涌出量0.189m3/min。CO2CO2相对涌出量0.26m3/t，绝对涌出量0.51m3/min。煤尘爆炸指数煤尘具有强爆炸危险性，指数为42.6%。煤的自燃倾向性自燃煤层，有自燃倾向，自然发火期为6~9个月。地温危害无冲击地压危害无表4.3影响回采的其它地质情况表4.2采区生产能力及服务年限采区生产能力是采区内同时生产的采煤工作面和掘进工作面产量的总和，是矿井和采区集中化的标志之一。采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区内的工作面接替关系等因素确定。赵坡煤矿设计生产能力为45万t/a，故采区的生产能力是45万t/a，根据采区工业储量计算采区服务年限：采区服务年限T=8 山东科技大学学士学位论文矿井概述==7.6a4.3采煤方法及采区参数4.3.1采煤方法的选择及采煤工艺1)选择采煤方法的原则(1)能够适应煤层开采条件，提高工作面集中化生产程度，实现高产高效；(2)工期短，达产快，效益好；(3)能够优化采煤工艺，减少辅助环节，降低巷道掘进率，节约生产成本；(4)能够有效地防治顶板、水、火、瓦斯等自然灾害，保证矿井安全生产。2)回采工艺根据目前国内外煤矿开采工艺和落煤方式，共有综采、高档普采、炮采等三种落煤方式。依照本矿井的开采条件，比较适应于炮采，在炮采工艺中，有带铲煤板、挡煤板装煤和人工装煤两种。根据本矿井开采条件、经济实力、技术素质等几个方面，对本矿井延深采的采煤工艺进行分析，炮采落煤的两种装煤型式均能适应，放炮落煤，带铲煤板及挡煤板装煤，单体液压支柱支护能力大大降低劳动强度。该工艺可提高工作单产，加快工作面推进，基本解决了人工装煤的重体力劳动，并能相应减少炮采装煤的人员配备。另外，此工艺还可以改善工作面环境，提安全程度，减少工作支柱的维修、炮崩等现象。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述本矿井延深开采，设计确定采用放炮落煤、铲煤板及挡煤板装煤、可弯曲刮板输送机和皮带机运煤的开采工艺。4.3.2采区参数的确定1)采区倾斜长度：东翼首采区倾斜长度平均为482m。2)采区走向长度：东翼首采区走向长度平均为874m。3)区段倾斜长度：东翼首采区沿倾向划分为四个对拉工作面八个区段，每个区段倾斜长度为120m。4)采区生产能力确定：A=L×V0×m×g×C0式中：A—一个工作面生产能力，10∕万；L—回采工作面的长度，m；V0—工作面年推进度，m∕a；m—煤层厚度或采高，m；g—煤层容重，t/m3；C0—工作面回采率，取0.97。A(16煤)=L×V0×m×g×C0=240×792×1.17×1.31×0.97=28万tA(17煤)=L×V0×m×g×C0=240×792×0.79×1.30×0.97=18.9万t两煤层联合开采，16煤17煤同时布置两个对拉工作面，则其生产能力为46.9万吨。4.4采区巷道布置4.4.1采区联合布置的确定8 山东科技大学学士学位论文矿井概述根据设计要求，综合考虑采区的形状、地质构造情况、煤层赋存特点及地面建构筑物的分布等情况，尽量减少煤柱留设，充分利用矿井已形成的生产系统和生产设施，按照系统完善、安全可靠、技术先进、经济合理的原则，进行设计。由于16煤层和17煤层间距是7m，可采厚度比较大，煤层间联系巷道的长度和维护量小于上山的长度和维护量，所以选取联合布置采区比较合适，并提出三种采区上山布置方案。方案一：布置三条岩石上山，运输上山和轨道上山布置在17煤底板中，回风上山布置在16煤顶板，如图4.1所示。方案二：布置两条岩石上山和一条半煤岩上山，即轨道上山和运输上山布置在17煤底板，回风上山沿着16煤卧底掘半煤岩上山，如图4.2所示。方案三：布置三条半煤岩上山，即轨道上山沿16煤卧底掘进，运输和回风上山沿17煤卧底掘进，如图4.3所示。图4.1三条岩石上山图4.2两条岩石上山和一条半煤岩上山8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图4.3三条半煤岩上山技术比较如表4.1所示表4.1上山方案技术比较技术比较优点缺点方案一巷道围岩较坚硬，同时上山离开了煤层一段距离，减少了受采动影响。上山沿岩层布置，掘进困难，费用高，速度慢方案二巷道围岩较坚硬，同时上山离开了煤层一段距离，减少了受采动影响。回风上山布置在煤层中，不易维护，维护费用高。减少了一些岩石上山工程量。方案三下山布置在煤层中，掘进工程量小，掘进快，投产快；沿煤层布置，可探明煤层赋存情况。下山布置在煤层中，不易维护，维护费用高；需要留设下山保护煤柱，增加了煤炭损失。经济比较：三个方案都是布置三条上山，只是不知的位置不同，由于岩石上山的工程量要远大于半煤岩上山工程量，所以可以直接看出方案三即三条半煤岩上山经济上最优，再结合技术比较可以确定选择方案三进行采区布置。4.4.2采区上山的位置和数目布置三条半煤岩上山，即轨道上山沿16煤卧底掘进，运输和回风上山沿17煤卧底掘进，三上山水平间距为25米。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述4.4.3工作面顺槽布置采煤工作面顺槽布置考虑了以下3种布置方式：1)单巷布置，沿空掘巷准备下区段；2)单巷布置，沿空留巷服务下区段；3)双巷布置，留煤柱单巷服务于下区段。单巷布置，沿空掘巷准备下区段的方式在山东各个矿务局矿区已得到广泛的应用，积累了丰富的经验，其主要优点为煤炭回收率高，有利于防止自然发火，巷道维护工作量少。单巷布置，沿空留巷服务下区段的方式在国内某些矿区也有成功的经验，巷道掘进工程量少，但巷旁充填系统复杂，生产管理困难，采面产量低。双巷布置，留煤柱单巷服务于下区段的方式有利于长距离煤巷掘进和下工作面的准备工作；但要多掘进巷道，丢煤多，维护量大，容易引起自然发火。综上分析，本设计推荐单巷布置，沿空留巷服务下区段的方式，生产过程中，根据安全状况，也可采取双巷布置，确保安全生产。4.4.4采区车场1)采区上部车场上部车场有平车场和甩车场两种形式，因甩车场调车方便安全，只要绞车房的维护和通风条件允许，应选用甩车场。根据本采区的煤层地质条件及巷道布置方式可选用单甩绕道式车场，可使调车更加方便。2)采区中部车场根据本采区的煤层地质条件，采区中部车场也选择单甩绕道式车场。4.4.5采区内工作面接替8 山东科技大学学士学位论文矿井概述根据采区生产能力以及采区内同时生产工作面数目，安排工作面接替顺序为：16301(17301)→16302(17302)→16303(17303)→16304(17304)，工作面接替顺序见表4.2。表4.2工作面接替表4.4.6采区巷道断面设计皮带上山断面如图4.4所示。图4.4皮带上山断面示意图8 山东科技大学学士学位论文矿井概述轨道上山断面如图4.5所示。图4.5轨道上山断面示意图回风上山断面如图4.6所示。图4.6回风上山断面示意图8 山东科技大学学士学位论文矿井概述工作面运输平巷断面如图4.7所示。图4.7工作面运输平巷工作面轨道平巷断面如图4.8所示。图4.8工作面轨道平巷8 山东科技大学学士学位论文矿井概述炮采工作面切眼如图4.9所示。图4.9炮采工作面切眼4.4.7回采工艺16301炮采工作面回采主要工艺流程以破煤工序为中心，包括打眼、放炮落煤、和装煤、刮板输送机运煤、移置输送机、人工支护和回柱放顶等主要工序。1)工艺说明及质量要求(1)打眼方式设计采用三角眼布置炮眼，炮眼与煤壁的水平夹角去60度。炮眼布置如图4.10所示8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图4.10炮采工作面炮眼布置图(2)放炮落煤工作面采用毫秒爆破，一次多发炮。(3)装煤手工作业完成装煤工序。(4)运煤刮板输送机将煤运到皮带顺槽转载机，再由转载机与皮带顺槽皮带输送机搭接将煤运出。质量要求：割煤时，必须割平顶、底板，不留顶煤，无台阶，保证煤壁齐直，采高均匀。伞檐：伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过200mm，伞檐长度在1m以下时，伞檐最大突出部分不超过250mm，机道梁端至煤壁的顶板冒落高度不大于300mm。严格掌握好采高(1.35~2.84m)及机头、机尾高度和输送机的水平角度(即两平一直)并与两巷顺平以确保设备的平稳运转。(5)推溜移治输送机是从工作面的一端向另一端依次推移，以防止输送机槽拱起而损坏。推溜质量要求：①推溜前必须沿采煤机前进方向依次进行，不准采用从两端向中间推8 山东科技大学学士学位论文矿井概述移的方式。②推溜时，应在输送机运转时推移(推机头、机尾时除外)。③推溜后，溜子必须保证平、直、稳；溜头与转载机搭接合理，底链不拉回头煤。④移机头、机尾前，应首先将周围浮煤、浮矸等杂物清理干净，各种连接牢固可靠，电缆、管线悬挂好，按照先支后回，改好支柱，确认无前移障碍时停输送机进行推移工作。⑤推移机头、机尾时，要专人指挥，专人操作，动作协调一致，机头、机尾推不动时、应停止操作，查明原因并及时进行处理。⑥完成机头、机尾的推移工作后，将操作手把打回“0”位。(6)工作面支护工作面采用单体液压支柱和铰接顶梁支护，采用正悬梁悬臂齐线柱布置，落煤时爆深与铰接顶梁长度相等，按三四排控顶。在周期来压的工作面，当工作面空间达到最大控顶距时，为了加强对顶板放顶处的支撑作用，回柱前在此处进行特种支护。工作面支护详见图4.11。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图4.11工作面支护系统示意图8 山东科技大学学士学位论文矿井概述(7)采空区处理随着采煤工作面不断向前推进，顶板悬露面积越来越大，为了工作面的安全和正常生产，就需要及时对采空区进行处理。本工作面采用全部垮落法。其方法是，当工作面从开切眼推进一定距离后，主动撤除采煤工作面以外的支柱，使直接顶自然垮落。以后随着工作面的推进，每隔一定距离就按预定计划回柱放顶。其主要工序是配合工作面推进定期进行回柱放顶工作。炮采面使用单体液压支柱和铰接顶梁的的支架布置形式如图4.12所示。图4.12正悬臂齐梁直线柱布置4.5采区硐室4.5.1采区变电所采区变电所采用锚喷支护，底板采用100号混凝土铺底，并高出邻近巷道250mm和具有3‰的流水坡度。采区变电所采用“┏┓”布置，硐室宽度为3.6m，高度为3m8 山东科技大学学士学位论文矿井概述，硐室两端各设有出口，通道在5m范围内采用不可燃材料支护，通道高度为2.5m。硐室内不设电缆沟，电缆沿墙敷设。电缆穿过密闭处，需要套管保护。4.5.2采区绞车房采区绞车房采用半圆拱形，设有两个安全出口，即钢丝绳通道和绞车房风道。绞车房断面如图4.13所示。图4.13采区绞车房示意图4.5.3水仓水仓布置为环形，分内、外两环，内环长约52m，外环长约127m，水仓设计为半圆拱形，锚网喷支护，净断面为6.2m2。水仓有效容积为1109m3，能够满足生产要求的需要。采区水仓断面如图4.14所示。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图4.14水仓断面图4.6采煤工作面配备和生产能力验算4.6.1采煤工作面单产、工作面数目1)计算工作面单产采煤面按“四班交叉”作业，即每日分为四个班，每班首尾两小时是同班工人共同工作，每次进度1.2m，每天进两次，则：16煤工作面单产Q=2×1.2×1.17×240×1.3×330=28.9万t17煤工作面单产Q=2×1.2×0.79×240×1.3×330=19.5万t工作面正规循环图表如图4.15所示。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图4.15工作面正规循环图2)工作面数目两个对拉工作面才可满足矿井设计生产能力，因此16煤和17煤同采即两个对拉工作面。4.6.2采区生产能力验算采区生产能力Q=工作面单产×工作面数目×采区回采率16煤：Q=28.9×1×0.97=27.5万t17煤：Q=19.5×1×0.97=18.9万t4.7采掘工作4.7.1采煤工作面设备配备1)16煤主要采煤配套机械设备初步选型为：(1)单体液压支柱根据煤层条件和类似矿井采煤机的使用情况，16煤设计选用8 山东科技大学学士学位论文矿井概述DZ12-25/80型外注式液压支柱，其主要技术参数为：支撑高度：0.765~1.2m伸缩行程：435m额定工作阻力：250KN额定工作液压：50MPa初撑力：75~100kN底座面积：113cm²(2)金属顶梁选用HDJA-1000型金属铰接顶梁，其主要技术参数为：长度：1000mm许用载荷载体：43.7KN铰接部：20KN外形尺寸：1090*165*138(mm)重量：24.84Kg(3)刮板输送机选用可弯曲双中链刮板输送机，型号为SGB764/264，刮板机槽宽764mm，长度150m，运输能力600t/h，配带铲、挡煤板、移溜器和电控等，电机功率2×132KW，电压1140V。(4)刮板转载机转载机采用SZB-764/132，刮板机槽宽764mm，长度29.7m，转载能力600t/h，配带电控等，电机功率132KW，电压1140V。(5)破碎机破碎机型号为PEM1000×650，破碎能力为600t/h，出口粒度300mm，带电控等，电机功率110KW，电压1140V。(6)可伸缩带式输送机可伸缩带式输送机的型号为SDJ-150，铺设长度2080m，运量630t/h，阻燃抗静电，带电控，电机功率75×2KW，电压660V。(7)乳化液泵站选用DRB200/31.5型大流量、高压力乳化液泵。2)17煤主要采煤配套机械设备初步选型为：8 山东科技大学学士学位论文矿井概述(1)单体液压支柱根据煤层条件和类似矿井采煤机的使用情况，16煤设计选用DZ10-25/80型外注式液压支柱，其主要技术参数为：支撑高度：0.655~1.0m伸缩行程：345m额定工作阻力：250KN额定工作液压：50MPa初撑力：75~100kN底座面积：113cm²(2)金属顶梁选用HDJA-1000型金属铰接顶梁，其主要技术参数为：长度：1000mm许用载荷载体：43.7KN铰接部：20KN外形尺寸：1090*165*138(mm)重量：24.84Kg(3)刮板输送机选用可弯曲双中链刮板输送机，型号为SGD-630/180，刮板机槽宽630mm，长度150m，运输能力400t/h，配带铲、挡煤板、移溜器和电控等，电机功率2×90KW，电压660V。(4)刮板转载机转载机采用SZB-730/40，刮板机槽宽730mm，长度25m，转载能力400t/h，配带电控等，电机功率40KW，电压600V。(5)破碎机破碎机型号为PEM1000×650，碎能力为450t/h，出口粒度300mm，带电控等，电机功率55KW，电压1140V。(6)可伸缩带式输送机可伸缩带式输送机的型号为SSD800/2×40，铺设长度2080m，运量400t/h，阻燃抗静电，带电控，电机功率2×40KW，电压1140V。(7)乳化液泵站8 山东科技大学学士学位论文矿井概述选用DRB200/31.5型大流量、高压力乳化液泵。4.7.2掘进工作面设备配备工作面配备湿式气腿凿岩机、湿式煤电钻、耙斗装岩机、局部扇风机、风镐、锚杆机、砼搅拌机和砼喷射机等设备，其设备选型如下：湿式气腿凿岩机：YT23耗风量3.2m3/min；湿式煤电钻：MZ-12A，1.2KW；耙斗装岩机：P-60B,能力70~100m3/h，30KW，660V；局部扇风机：DSFA-5.6，30KW，660V；锚杆机：MQT-50C；砼搅拌机：JP-II；砼喷射机：PZ-5耗风量7~8m3/min。4.7.3巷道掘进及支护形式1)掘进工作面个数为保证矿井开拓、准备及回采工作面的正常接续，本设计共配备6个掘进工作面。回采与掘进工作面的采掘比为2：6。2)巷道掘进指标根据掘进工作面装备水平，确定巷道掘进指标如下：煤层巷道350m/月半煤岩巷250m/月岩石平巷70~80m/月3)巷道断面和支护形式矿区内生产矿井巷道多采用锚喷支护，使用效果较好。因此设计巷道支护形式以锚喷为主。锚杆形式暂考虑用树脂锚杆。开拓、准备巷道为拱形断面，锚喷支护；回采巷道采用U8 山东科技大学学士学位论文矿井概述型钢支护。巷道断面设计主要考虑通风、运输、行人和敷设管道的要求，并留有一定的富裕量。主要巷道断面见表4.4。项目巷道名称断面形状支护形式断面(m)净掘进开拓准备轨道石门半圆拱形锚喷1212.5运输石门半圆拱形锚喷1112.5皮带上山半圆拱形锚喷1212.7轨道上山半圆拱形锚喷1112.7回风上山半圆拱形锚喷1112.7回采巷道工作面轨道顺槽半圆拱形U型钢10.911.9工作面运输顺槽半圆拱形U型钢11.712.7表4.4巷道断面参数表4.8采区生产系统4.8.1运输系统1)煤炭运输系统井下煤炭由采掘工作面至井底煤仓全部实现胶带输送机运输，回采工作面出煤的运输流程如下：回采工作面胶带机顺槽胶带机上山运输石门东翼运输下山主井主要煤层巷道(或半煤岩巷)掘进工作面出煤的运输流程如下：掘进工作面上山胶带机巷8 山东科技大学学士学位论文矿井概述运输石门东翼运输下山主井2)辅助运输系统本矿井辅助运输系统采用蓄电池机车和上山绞车提升方式。担负全矿井的人员、辅助材料、工作面搬家和掘进工作面矸石运输任务。(1)掘进矸石运输掘进工作面出矸，装入矿车后，利用上山绞车放至采区下部车场，利用电机车运输到副井，由副井提升至地面。(2)材料运输井下所需要的材料和设备，从地面经过罐笼、井底车场、运输石门、采区下部车场，轨道上山运至工作地点；(3)人员运送人员坐电车至采区上山口，步行到各个工作地点。(4)工作面设备搬家回采工作面设备的搬家，配备专用的重型平板车运输。4.8.2通风系统首采区16煤层开采时新鲜风流由副井流入井底车场，经东翼轨道下山、东翼轨道石门、采区下部车场、轨道上山、区段材料平巷到达工作面；清洗工作面的乏风从回采工作面经区段运输平巷、回风上山、东翼运输石门、东翼运输下山至主井排出地面。17煤层开采时新鲜风流由副井流入井底车场，经东翼轨道下上、轨道轨道石门、采区下部车场、16煤区段材料平巷、材料斜巷、17煤材料平巷到达工作面。清洗工作面的乏风从回采工作面经17煤区段运输平巷、回风斜巷、回风上山、东翼运输石门、东翼运输下山至主井排出地面。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述4.8.3排水系统根据矿井开拓部署，本矿井采用一级直接排到地面排水方式。在东翼-270m设水泵房，把-270m水平的涌水通过敷设在副井井筒的排水管路排至地面。顺槽积水利用污水泵排至井底车场巷道，流入井底车场水仓，由井下主排水泵排至地面。-270m水平建辅助泵房，选用DkM300-80×5型泵5台，配YB型10KV710KW防爆电机，其中正常涌水时二台工作，二台备用，一台检修。敷设3趟Φ273×10mm排水管。水平泵房的排水设备将涌水通过敷设的3趟Φ325×14mm的排水管路排至地面。4.8.4压风系统地面主干管选用Φ219×7焊接钢管。支管选用Φ108×4、Φ89×4焊接钢管。井筒、井下干管选用Φ219×7焊接钢管、支管选用Φ194×6、Φ108×4焊接钢管；压风机房设在工业场地内，其电源引自35kV变电所，电压380/220V，压风机起动控制设备由主机厂成套供货。4.8.5灌浆系统采用集中灌浆系统，在工业场地主井附近设集中防火灌浆搅拌站、泥浆池。黄土经高压水枪冲洗后由泥浆沟经筛板进入搅拌池，通过搅拌机将黄土搅拌均匀，经主井进入总回风巷的干管管道送至各回采工作面的上顺槽，最后经顺槽内的支管送至回采工作面。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述5矿井生产系统与主要机械设备5.1矿井通风5.1.1矿井通风系统1)矿井通风方式根据矿井开拓部署和本井田的实际情况，本矿井设计采用中央并列抽出式通风方式。副井进风，主井回风。2)矿井通风系统16煤通风系统路线：副井→井筒→井底车场→东翼上车场→东翼轨道下山、专用人行斜巷→东翼轨道石门→163采区轨道石门→163采区轨道上山→16301上、下材料道→16301上、下工作面→16301中间运输巷→回风联络斜巷→回风上山→163采区运输石门→东翼运输石门→东翼运输下山→东翼回风联络巷→主井→地面17煤通风系统路线：副井→井筒→井底车场→东翼上车场→东翼轨道下山、专用人行斜巷→东翼轨道石门→163采区轨道石门→163采区轨道上山→16301上、下材料道→区段材料斜巷→17301上、下工作面→17301中间运输巷→回风上山→163采区运输石门→东翼运输石门→东翼运输下山→东翼回风联络巷→主井→地面5.1.2矿井风量计算与分配根据《煤矿安全规程》规定：矿井需要的风量，按下列要求分别进行计算，并取其中最大值。1)按井下同时工作的最多人数计算Q＝4NK式中：N—井下同时工作的最多人数，人；K—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K＝1.25。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述则Q＝4×100×1.25＝500m3/min。2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算Q＝(∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它)×K式中：∑Q采—采煤工作面实际需要风量总和，m3/min；∑Q掘—掘进工作面实际需要风量总和，m3/min；∑Q硐—硐室实际需要风量的总和，m3/min；∑Q其它—矿井除了采煤工作面、掘进工作面和硐室外的其它需要进行通风的井巷的风量总和，m3/min。(1)采煤实际需要风量按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算①按瓦斯涌出量计算Q采=100×qCH4×K采式中：qCH4—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，根据资料，取0.189m3/min；K采—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.8。则Q采=100×0.189×1.8=34m3/min；②按工作面温度计算Q采=60×V采×S采式中：V采—采煤工作面风速,m/s；井下工作面温度一般在17--21OC之间，取工作面风速V采=1.0m/s；S采—采煤工作面平均断面积,m2。则Q采=60×V采×S采=60×1.0×7.2=432m3/min。③按工作面人员数量计算Q采＞4×N式中：N—工作面同时工作的最多人数,人，工作面同时工作最多人数34人；每人供风量≥4m3/min。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述则矿井两个工作面按同时工作最多人数计算风量为Q采=4×34=136m3/min④按风速验算取上述结果最大风量258.6m3/min进行风速验算按最低风速验算,工作面的最小风量Q采≥15×S采式中：Q采—工作面的最低风量，m3/min；S采—工作面的平均断面，m2；15—工作面的最低风速，m/min；则Q煤≥15×4.31＝64.65m3/min。按最高风速验算,工作面的最大风量Q采≤240×S采式中：Q采—工作面的最高风量，m3/min；S采—工作面的平均断面，m2；240—工作面的最高风速，m/min；则Q煤≤240×4.31＝1034.4m3/min。所以64.65m3/min≤Q采≤1034.4m3/min。按《煤矿安全规程》的规定采煤工作面需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量、工作面的气温、工作面风速及人数等因素分别进行计算后，取其中最大值。根据以上计算结果，暂推荐回采工作面风量为432m3/min，备用采煤工作面风量为432m3/min。采煤需要风量为：∑Q采＝432×2+432=1296m3/min。(2)掘进实际需要风量掘进实际需要风量,按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算①按瓦斯涌出量计算8 山东科技大学学士学位论文矿井概述Q掘=100×q瓦掘×k掘通式中：Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/min；q瓦掘—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min，取0.052m3/min；k掘通—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取k掘通=1.8。则Q掘=100×0.052×1.8=9.36m3/min。②按炸药量计算Q掘=25×A式中：A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量。，取5.925则Q掘=25×5.925=148.125m3/min。③按工作面同时工作人数计算Q掘=4×n式中：n—掘进工作面同时工作的最多人数，取8人。则Q掘=4×8=32m3/min。④按风速验算风量半煤岩巷掘进工作面的最低风量Q掘≥15×S掘式中：S掘—掘进工作面的断面积，5.75m2；Q掘—局部通风机吸风量,m3/min。则Q掘≥15×5.75=86.25m3/min半煤岩巷掘进工作面的最高风量Q掘≤240×S掘式中：S掘—掘进工作面的断面积，5.75m2；则Q掘≤240×5.75=1380m3/min所以86.25m3/min≤Q掘≤1380m3/min按矿井配产安排，全矿井共设置6个掘进工作面。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述按《煤矿安全规程》的规定每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。根据以上计算结果和规定，全矿井掘进风量为：∑Q掘=149×6=894m3/min(3)硐室实际需要风量①东翼炸药库：90m3/min。②二水平变电所：120m3/min。③163变电所：100m3/min。④173变电所：100m3/min。⑤消防材料库：80m3/min。⑥绞车房：100m3/min。∑Q硐=90+120+100+100+80+100=590m3/min(4)其它地点供风量根据我国大多数机械化矿井的统计资料,一般按下列公式计算∑Q其它=(∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐)×5%=(1296+894+590)×5%=139m3/min。综合上述计算全矿井初期风量为：Q矿=(1296+894+590+139)×1.25=3649m3/min经过计算全矿井初期风量为：Q矿＝3649m3/min，开采三十年内由于煤层配采、产量的增加、通风路线加长、漏风增大，风量将增加，经过估算风量最大为4000m3/min。5.1.3矿井通风阻力计算1)利用下式计算擵擦阻力：H=α·L·U·Q2/S3式中：H—摩擦阻力，Pa；α—摩擦阻力系数，N·s2/m4；8 山东科技大学学士学位论文矿井概述L—井巷长度，m；U—井巷净周长，m；Q—通过井巷的风量，m3/s；S—井巷净断面，m2。矿井通风阻力汇总见表5.1和表5.2。表5.1矿井通风容易时期通风阻力汇总表序号井巷名称支护方式摩擦系数α(Ns2/m4)井巷长度L(m)净周长U(m)净断面S(m2)风量Q(m3/s)负压H(Pa)风速V(m/s)1副井砌碹0.04227618.4219.664.5119.23.292井底车场锚喷0.005235.413.5410.661.152.15.763东翼轨道大巷锚喷0.007322.612.899.660.5119.66.304东翼轨道石门锚喷0.005783.212.358.847.3160.85.375163采区轨道石门锚喷0.07960914.939.442.51421.60616301采面单体支柱0.078158211.197.27.52091.04717301采面单体支柱0.14815829.935.75.2197.80.928163采区运输石门锚喷0.01673210.236.049.5250.23.059东翼运输上山锚喷0.00774212.018.1191336.96.9410东翼回风巷锚喷0.008215.812.418.962.1111.56.9811主井砌碹0.037222.816.5915.965.4146.64.11小计1845.7加15%局部阻力276.7全矿阻力合计2122.48 山东科技大学学士学位论文矿井概述表5.2通风困难时期通风阻力汇总表序号井巷名称支护方式摩擦系数α(Ns2/m4)井巷长度L(m)净周长U(m)净断面S(m2)风量Q(m3/s)负压H(Pa)风速V(m/s)1副井砌碹0.04227618.4219.664.5119.23.292井底车场锚喷0.005235.413.5410.661.152.15.763东翼轨道大巷锚喷0.007322.612.899.660.5119.66.304东翼轨道石门锚喷0.005783.212.358.847.3160.85.375163采区轨道石门锚喷0.07960914.939.442.51421.606163采区轨道上山锚喷0.079110014.939.442.52531.60716301采面单体支柱0.078158211.197.27.52091.04817301采面单体支柱0.14815829.935.75.2197.80.929回风上山锚喷0.07990014.939.442.52071.6010163采区运输石门锚喷0.01673210.236.049.5250.23.0511东翼运输上山锚喷0.00774212.018.1191336.96.9412东翼回风巷锚喷0.008215.812.418.962.1111.56.9813主井砌碹0.037222.816.5915.965.4146.64.11小计2305.7加15%局部阻力346全矿阻力合计2651.72)矿井等积孔计算矿井等积孔作为衡量矿井通风难易程度的指标，计算公式：由表5.1、表5.2中数据可知：矿井通风容易时期，矿井的通风阻力为：Rm=0.5738N·s2·m-8。因此矿井等积孔为：8 山东科技大学学士学位论文矿井概述矿井通风困难时期，矿井的通风阻力为：Rm=0.5966N·s2·m-8。因此矿井等积孔为：所以，矿井通风难易程度为中等。5.1.4通风机选择1)计算通风机风量由于外部漏风量(即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风)，风机的风量应大于矿井的风量：Qf=K×Qm式中：Qf—主要通风机的工作风量，m3/min；Qm—矿井需风量，m3/min；K—漏风损失系数，取1.15。则Qf=K×Qm=1.15×3649=4196m3/min2)计算通风机风压通风机全压Htd和矿井自然风压HN共同克服矿井通风系统总阻力hm、通风机附属装置阻力hd及扩撒器出口动能损失hvd。当自然风压与通风机风压作用相同时取“-”，自然风压与通风机负压作用反向时取“+”。本矿井初步选用轴流式通风机，轴流式通风机的工作风压为8 山东科技大学学士学位论文矿井概述容易时期H=h＋h－H=2122.4+80-12=2190.4Pa困难时期H=h＋h+H=2651.7+80+12=2743.7Pa取通风机附属装置阻力h=100Pa，自然风压H=12Pa。3)通风机选型由于矿井现有通风机性能均能满足计算出的矿井通风容易时期通风机的Qf、Hsmin和矿井通风困难时期通风机的Qf、Hsmax，故继续采用现有通风机。机房安设两台同型号FBDCZ-NO.22轴流式通风机，分别配备电机功率2×185KW，一台运转，一台备用。风机铭牌参数为：风机型号：FBDCZ-NO.22；风量：5003m3/min；风压：1773~2761Pa；功率：2×185KW；风机转速：740r/min；生产厂家：淄博风机厂有限公司；出厂日期：2005年12月；传动方式：直连。电机铭牌参数为：电机型号：YBF355M-8；功率：2×185KW；8 山东科技大学学士学位论文矿井概述定子电压(V)：380/660；定子电流(A)：357/206；转速：742r/min。5.2矿井运输提升5.2.1延深水平各种货载的运输系统1)运煤系统路线：16煤运煤系统路线：16301工作面→区段中间运输巷→溜煤眼→163采区运输上山→163采区运输石门→东翼运输石门→东翼运输下山→井底煤仓→主井→地面。17煤运煤系统路线：17301工作面→区段中间运输巷→163采区运输上山→163采区运输石门→东翼运输石门→东翼运输下山→井底煤仓→主井→地面。2)运料系统路线：16煤运料系统路线：地面→副井→井底车场→东翼上车场→东翼轨道下山→东翼轨道石门→163采区轨道石门→163采区轨道上山→16301上、下材料巷→16301上、下工作面。17煤运料系统路线：地面→副井→井底车场→东翼上车场→东翼轨道下山→东翼轨道石门→163采区轨道石门→163采区轨道上山→16301上、下材料巷→区段材料斜巷→17301上、下材料巷→17301上、下工作面。3)排矸、排水系统路线排矸、排水系统路线与运料系统路线相反。5.2.2主要运输设备的选型1)运煤设备及装、转载方式爆破落煤，铲煤板装煤，工作面内采用SGB-630/1508 山东科技大学学士学位论文矿井概述型可弯曲刮板输送机运煤，中间巷采用SGB-630/55S型可弯曲刮板输送机转载，SPJ-800带式输送机运输。2)辅助运输设备及运输方式工作面需要的材料、设备等物资，采用1.0t矿车或叉车、JD-25及JD-11.4绞车，通过材料道运至工作面。5.2.3主要提升设备的选型西翼集中运输机下山主要担负煤炭运输任务，装备一台SD-40×型皮带机将采区原煤转运至-230米水平大巷皮带运输机。西翼集中轨道倒下上担负矸石、材料、设备的运输。1)西翼集中运输下山设备选型：原始数据：倾角a=16°斜长l=220米提升量250t/h经计算，选用SD-40×上运式带式输送机一台，带宽800mm，运输能力400t/h，带速2m/s，配电动机40KW，660伏。2)西翼集中轨道下上设备选型：原始数据：倾角a=16°提升长度斜长+上、下车场=240米最大班提升量：矸石225吨/班；保健车1车坑木3车；支架6车设备3车；其他2车矿车：一吨U型矿车，自重607公斤；载重1800公斤。提升任务：因上山仅200米斜长，运距较短，为简化环节，节约设备投资，集中轨道下山不考虑人员提升，仅考虑矸石、物料提升。一次提升为三辆矸石车。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述(1)提升钢丝绳：经计算选用圆股钢绳6×7-16-155-特-光-右同。技术数据如下：绳径d=16mm钢丝σ=1.7mm每米重量Pk=0.9Kg/m。全部刚丝破断拉力总和Qp=14750Kg钢绳安全系数校验：M=6.8>6.5(2)绞车选型最大静拉力Fmax=2154Kg<3000Kg滚筒直径D=60d=60×16=960mm<1200mm滚筒宽度B=699mm<1000mm故选择GKT1.2×1—24型单筒绞车，滚筒直径D=1200mm；滚筒宽度B=1000mm；i=24；提升速度Vm=2.5m/秒，配电动机660伏75KW，转速n=970转/分。变位重量2480Kg。选用1012—20型井下用游动天轮。配用绳径Φ=17mm。(3)预选用电机选用JBR0315S—6型电动机。N=75KW，660伏，λm=2.8(GD)²=17.5Kgm(4)提升运动学及动力学计算提矸采用七阶段速度图。每次提升循环运行时间246.2秒最大班作业时间246.2×39=9601秒=2.7小时提升能力满足要求。(5)电动机容量校验：ΣF²t=511572015Kg²·sFd=2229KgV=2.6m/s8 山东科技大学学士学位论文矿井概述等效容量Nd=(2229×2.6)/(102×0.85)=66.84KW电机容量备用系数=Ne/Nd＝75/66.84＝1.12>1.1过载能力校验＝Fs/Fe＝3256/2229＝1.2<0.75λＩ＝2.1经校验，电动机符合要求。5.3矿井排水本矿井在第一水平(-230米)已建中央排水泵房，安装五台200043×7水泵，配套电动机JS147-4360KW；共敷设三路Φ2196排水管路。赵坡矿一水平目前正常涌水量为100m3/h,最大用水量150m3/h；排水工况点Q=292m3/h，H=300m,η=0.78。延深后中央水泵房排水能力核算：延深后，二水平正常涌水量295m3/h。考虑二水平二级排水，则-230水平中央泵房需同时承担两个水平涌水量的排放。正常涌水量(100+295)m3/h。最大涌水量(150+295)m3/h。正常涌水量时两台泵同时工作时间：T1=(24×395)/(2×292)=16.2h<20h；最大涌水量时两台泵同时工作时间：T2=(24×445)/(2×292)=18.3h<20h。经计算，矿井延深后，一水平中央泵房安装的五台200043×7型水泵及Φ219×6三趟排水管路仍能满足全矿排水需要，正常涌水量期间两台泵两趟管路同时工作，两台泵备用，一台泵检修。一趟管路备用。最大涌水流期间，两台泵两趟管路同时工作。一趟管路备用。-230中央泵房排水能力满足需要，不再改造。延深二水平(-300)排水设备选型：8 山东科技大学学士学位论文矿井概述由于二水平延深后在10.7年内先采西翼煤田。故设备选型仍考虑西翼采区排水(但东翼采区排水条件及原始数据均与西翼相同，故东翼采区后期可才采用与西翼相同的设备及方式为二水平排水)。根据开拓布置，西翼水泵房即为采取泵房。二水平不再设中央泵房。采区泵房设备选型：1)计算依据矿井二水平涌水量299m3/h；排水垂直距离100米。2)设备选型工作水泵最小排水能力应达到Q=(24×295)/20=354m3/h；水泵大约扬程H=1.3×(100+55)=137.15米。初选兖州煤机厂200043×3型水泵四台，两台工作，一台备用，一台检修。3)水泵工况点确定经计算，管道阻力系数R=27.85/2882=0.000335768；按方程式H=H#深+H吸+ＲＱ２绘制的管道特性曲线与水泵特性　　　　　　　　　　　　　　曲线的交点即为水泵运转工况点。工况点参数：流量　QＩ＝281m3/h；　　　　　　扬程　HＩ＝130.5米；　　　　　　效率　η=0.78；考虑到后期由于沉淀聚集，使管路有效截面减少而阻力增大，管路损失ΔH＝ΔH×1.7。后期工况点验算　R＝0.00057；工况点数据　QＩ＝238m3/h；HＩ＝138ｍ；η=0.77。4)电动机功率计算8 山东科技大学学士学位论文矿井概述前期：水泵轴功率N1’＝(281×1305×1050)/(3600×102×0.78)＝134KW电动机功率N1＝(1.1×134)/0.95＝155.6KW后期：水泵轴功率N２’＝(238×138×1050)/(3600×102×0.77)＝134KW电动机功率N２＝(1.1×122)/0.95＝141KW选配YB315N2-4型660V160KW电动机正常涌水量时水泵工作时间：T＝(24×295)/(281×2)＝12.6<20h为了提高水泵效率，其中三台泵不安装底阀，采用射流引水装置，另一台泵仍安装底阀。以保证在排水管路失水情况下，水泵仍能正常运转。沿采区上山及西翼集中上山敷设两趟Φ245×6排水管路，L＝900米，正常两趟管路同时工作。5.4矿井压风根据30万吨矿井初步设计(83年)，本矿井地面建成压风机房一座，并已投入使用，担负井下一水平及地面用风，运行良好。压风机房内安装3台4L-0/8型压风机，两台工作，一台备用。另外地面还选用一台1V-3/8型压风机供机修厂使用。延深后的用风情况：一水平设五个掘进头，各备风镐，砼喷浆机一台。二水平设四掘进头，各备风镐、风钻、砼喷浆机各一台。风动工具及地面用风量表及地面用风见表5.3。表5.3风动工具及地面用风量表风动工具型号数量单台耗风量m3/min8 山东科技大学学士学位论文矿井概述风镐G1091风钻YT-2442.8砼喷浆机Z-II96地面用风5一水平用风量Q1=1.15×1.15×(1×5×0.6+6×5×0.92)=40.46m3/min故地面机修厂仍用原3m3/min压风机。一水平仍用原地面压风机房设备，两台工作一台备用。压风管路仍按原30万吨初设配置不变。二水平用风量Q2=1.15×1.15×(1×0.6×4+2.8×4×0.6+6×4×0.6)=31.1m3/min延深后将增设两台30-10/8型压风机及其配套设备及管路在二水(-300)车场附近，建压风机站供二水平开拓掘进用风。另外增加两台隔爆移动式空压机QN-6/8型，Q=6m3/min，H＝8Kg/cm，配柴油机驱动53KW。增加500米水煤气钢管供21采区下山掘进用风。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述6矿井供电6.1矿井供电系统区域供电系统、矿井供电电源，矿井供电方式。本矿井电源共两回路，电压均为10KV，其中一回路引自姜屯变电所，导线为LGJ-95，线路长度7.3KV，另一回路由级索至留庄矿线路上“1”接，导线LGJ-120.级索变电所至赵坡矿3.5KV。来自姜屯线路截面小，压降在，而来自级索的线路又是“1”接，不能满足矿井安全生产需要。需改造。将姜屯至赵坡矿源LGJ-95输电线路改造为LGJ-150线路L=7.3KM.改造后做主供电源。原“1”接二回路做备用回路。矿井地面设6KV变电所一处，6KV用户有地面主副井绞车，下井，地面低压变压器，电容补偿及农用柜。1)地面供电：矿井现有10KV变电所一座供全矿用电，内设高压配电室，低压配电室及电容器室。变电所现安装S7-3150/10、SL7-2000/10、10/6.3KV变电器一台。2000KVA为主变，3150KVA为备用。SL7-630/10、10/0.4KV变压器两台。延深后，由于二水平负荷增加需将3150KVA变压器作为主变压器承担全矿负荷，2000KVA变压器备用。事故时，承担原煤生产负荷及保安负荷。原6KV供电系统，0.4KV供电均能满足生产需要，不再改造。无功率补偿，现6KV侧已有GRL-01四台补偿柜，补偿容量为960千乏，延深后，6KV母线功率因数达0.907故6KV侧不再增加补偿柜。仅在0.4K母线侧增加电容自动补偿柜，BJ-3Z-16，BJ-3Z-25各两台，补偿后0.4KV功率因数应达0.92补偿后全矿功率因数达COSa=0.912)井下供电：原矿井一水平中央变电所下井电缆为YJV59-60003×120交联聚乙烯钢丝铠装电缆。延深后，一、二水平总负荷SJ=2507KVR8 山东科技大学学士学位论文矿井概述，原电源电缆仍能满足井下全部生产负荷，故不再改造。延深后，两根主电源电缆仍为一备一用。其中一回路故障时，另一回路保证供给井下全部负荷用电。井下供电电压为6000/660/127伏。-230中央变电所及车场附近供电均不变。中央变电所原有一台备用柜为-300二水平电源柜，变电所不改造，原一水平供电维护现状。采掘设备供电：10.7年内，一水平采掘供电维持现状，承担30万吨/年产量；-300二水平设西翼采区供电系统，承担15万吨/年产量。10.7年后，一水平采掘配电设备转到二水平使用。中央变电所设有9台GHV—1型高压柜。两台KSJ—100型矿用变压器。三台GKF—HD型高压启动柜，5台KYX—1型矿用低压配箱。井底车场低压动力电压为660伏，正常时两台变压器同时分别运行。低压动力电缆选用W29-1000型铜芯聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套内钢带铠装电力电缆。3)采区低压供电：采区供电电压除电煤钻为127伏外，其余均为660伏。装岩机选用VCP-1000型橡套屏蔽电缆。电煤钻支线选用VZ-500型电钻电缆，其余全部选用U-1000型矿用橡套电缆。采区设一个变电所，三台KSJ-320/6变压器，供采区工作面动力用电，两台KSJ-180/6变压器，供掘进工作面动力用电。4)接地及漏电保护：井底车场主排水泵房水仓内设主接地极，采区变电所，低压配电室，机电硐室均设局部接地极，主接地极，局部接地极，通过铠装电缆钢带及橡套电缆的接地芯线及局部的采用镀锌扁钢联连成完整的接地网。660伏的低压漏电保护采用JL80-660型防爆检漏继电器与DW80型自动开关配合使用。127伏由BZ80-2.58 山东科技大学学士学位论文矿井概述型矿用隔爆兼安全火花型电钻综合装置内之漏电保护装置进行保护。6.2供电设备选型井下用电负荷统计：0.4KV母线计算负荷：有功负荷521.6KW；无功负荷222KVAR(补偿后)；功率因数cosa=0.92；6KV母线计算负荷：有功负荷2318KW；无功负荷2035KVAR；补偿960千乏后cosb=0.907；全矿井计算有功功率2039KW；全矿井计算无功功率1297KVAR；全矿井计算视在功率3114KVA；功率因数cosf=0.91；矿井年消耗11923800KW-b；吨煤电耗26.4KW-b/J；6.3照明与通讯井底车场，大巷和其它主要工作场所的照明设施：1)矿灯房矿灯房设有充电、检修、贮存、工具、调液、更衣室。矿灯选用KS-8型新光牌酸性矿灯1135盏，充电架选用KTSB-102型14架，充电室另留两架备用位置。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述2)井下照明井底车场、电机车运输大巷、采区车场、机电硐室及火药库、调度站、保健站、等候室均采用KBY-20型矿用防爆日光灯作固定式电气照明。采区运输、机巷采用KBB-60型防爆白炽灯作电气照明。灯具电压均为127伏。井上下通讯系统与设备。本矿井设有行政、生产调度和电力调度通讯电话。为节省投资拟定由泉上矿架一路通讯线路。敷设四对线至赵坡矿分接行政电话总机和电力调度总机。本矿对外及外来电话均经泉上狂总机转接。矿内行政电话总机选用50-JGL-7型单座50门，单式共电交换机。安装与行政办公楼内，电话桌机选用HG-1型。生产调度室电话总机选用20-DHC-IA型20门调度交换机，安装与调度室。对各重要生产部门：机房、变电所及井下调度站等均设有直通电话。地面6KV变电所安设一台HJ262T-20型，20门磁石式交换机，对泉上矿35KV变电所和本矿重要用户及井下中央变电所，矿调度室，机电总工程室等设直通电话。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述7安全技术措施7.1预防瓦斯和煤尘爆炸7.1.1矿井瓦斯、煤尘赵坡煤矿每年都进行矿井瓦斯等级鉴定工作，历年瓦斯等级鉴定结果均为低瓦斯、低二氧化碳矿井。自建井以来，未出现过瓦斯涌出异常、瓦斯突出现象。2008年8月矿井瓦斯等级鉴定，矿井CH4相对涌出量为0.78m3/t，绝对涌出量为0.51m3/min，CO2相对涌出量为2.33m3/t，绝对涌出量为1.54m3/min。矿井总进风量为3910m3/min、总需风量为3698m3/min、通风阻力1650Pa，等积孔2.04m2，属通风容易矿井。赵坡煤矿落差≥10m的断层不发育，仅在东部落差小于5m的小断层较发育,掘进巷道瓦斯绝对涌出量变化与揭露小断层间的关系不明显。资源勘探阶段25-5号孔15上煤层煤尘爆炸性测试分析其火焰长度为550~600mm，扑灭火焰最低岩粉用量65％，为有煤尘爆炸危险性煤层。12下、14、16煤层通过挥发份和固定碳换算求得的煤尘爆炸性指数分别为40.31％、44.14％和40.78％，均为有煤尘爆炸危险性煤层。2002年5月12日，委托煤炭科学研究总院抚顺分院通风防灭火实验室测定矿井12下、14、16、17煤层的煤尘爆炸性参数(详见附件)，其火焰长度均大于400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量均为50％，均属有煤尘爆炸危险性煤层。2007年10月18日，委托中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室对赵坡煤矿12307、14307、16302、17301工作面煤样进行煤尘爆炸性鉴定(详见附件)，检测依据为《煤尘爆炸性鉴定规范(AQ1045-2007)》，鉴定结论为火焰长度均大于400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量分别为80%、85%、80%、85%，各煤层均有煤尘爆炸性。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述7.1.2预防瓦斯突出矿井瓦斯是严重威胁煤矿安全生产的主要自然因素之一。预防瓦斯是煤矿设计的重要内容。开采有突出危险的矿井，必须采取防治突出的措施。防突措施分为两大类，第一类为区域性防突措施；第二类为局部性防突措施。区域性防突措施是指实施防突措施以后可使较大范围煤层消除突出危险性的措施。局部性防突措施是指实施防突措施以后可使局部区域(如掘进工作面)消除突出危险性的措施。“四位一体”的综合性防突措施，其内容包括：突出危险性预测；防治突出措施；防突措施的检验和安全防护措施。1)区域性防突措施区域性防突措施主要有开采保护层和预抽煤层瓦斯两种。2)局部性防突措施局部性防突措施主要有松动爆破、钻孔排放瓦斯、水力冲孔、金属骨架、超前钻孔、超前支架、卸压槽以及震动放炮等。大型突出往往发生于石门揭开突出危险煤层时。所以石门揭开突出危险煤层，以及有突出倾向的建设矿井或突出矿井开拓新水平时，井巷揭开所有这类煤层或在突出危险煤层内掘进时，都必须采取有效的预防突出的措施，确保生产安全。7.1.3防止瓦斯煤尘爆炸的具体措施1)预防瓦斯爆炸的措施瓦斯爆炸是煤矿生产中最严重的灾害之一。20世纪60年代以来，由于大型高效通风机的投入使用，自动遥测监控装置的使用和采取了瓦斯抽放等一系列技术措施，瓦斯爆炸事故已逐渐减少，但尚未完全杜绝。所以编制预防瓦斯爆炸事故的措施极为重要。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述预防瓦斯爆炸的措施，总括地讲就是防止瓦斯的积聚和杜绝或限制高温热源的出现。(1)防止瓦斯积聚搞好通风、及时处理局部积存的瓦斯、抽放瓦斯以及经常检查瓦斯浓度和通风状况。(2)防止瓦斯引燃防止瓦斯引燃的原则，是对一切非生产必须的热源，要坚决禁绝；生产中可能发生的热源，必须严加管理和控制，防止它的发生或限定其引燃瓦斯的能力。采用防爆电气设备、供电闭锁装置和超前切断电源的控制设施、煤矿安全炸药和瞬发雷管等对于防止瓦斯爆炸有重要作用。另外，矿井必须建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重检测体系。加强通风设施的管理，要经常检查维修，一保证矿井通风系统的完好。必须使用安全炸药，采用水炮泥，在放炮前仔细检查瓦斯浓度，严禁违章作业。确保井下机电设备的防爆性能。下井人员必须配备过滤式自救器。2)预防煤尘爆炸的措施预防煤尘爆炸的技术措施主要包括减、降尘措施，防止煤尘引燃措施及隔绝煤尘爆炸措施等三个方面。另外，矿山综合防尘技术也对于煤尘爆炸的预防起到一定作用，主要措施分为通风除尘、湿式作业、密闭抽尘、净化风流、个体防护及一些特殊的除、降尘措施。本矿井为确保井下公认的身体健康和安全生产，在矿井建设和生产过程中，要采取“以防为主，防治结合，综合治理”8 山东科技大学学士学位论文矿井概述的措施。建立完善的井上、下防尘洒水系统。采煤机，掘进机都各有内外喷雾装置，各掘进工作面配置湿式除尘风机。运输大巷、爆破材料库通道、回采工作面顺槽及煤巷掘进都应设置足够数量的水槽棚或水袋棚。回采工作面要采取煤层预注水工艺。采掘工作面作业人员要按规定戴防尘帽和防尘口罩。对于地面煤尘防治，地面贮煤场、生产系统中原煤转载、粉碎等产尘点采取洒水防尘措施，工业场地配有洒水车。锅炉采用水力排灰，其烟气采用水膜除尘器净化，有效防治烟尘污染。7.2防止水患凡影响、威胁矿井安全、使矿井局部或全部被淹没并造成人员伤亡和经济损失的矿井涌水事故都称为矿井水灾。矿井突水事故所造成的经济损失也是巨大的。矿井防治水可归纳为“查、探、放、排、堵、截”六个字。矿井防治水措施：1)做好矿井水文观测与水文地质工作2)井下探水。“有疑必探，先探后掘”是采掘工作的必须遵循的原则，也是防止井下水害事故发生的重要方法。3)疏放水。有计划地将威胁性水源全部或部分的疏放掉，是消除水患的有效措施之一。4)截水。利用水闸，水闸门和防水煤柱等物体，临时的或者永久的截住涌水，将采区与水源隔离，使某一地点突水不致危害到其他地区，减轻水灾危害的重要措施。5)矿井注浆堵水。将配制的浆液压入并下岩层空隙，裂隙或巷道中，使其扩散、凝固和硬化，使岩层具有较高的强度、密实性和不透水性而达到封堵截断补给水源和加固地层的作用，是矿井防治水害的重要手段之一。7.3预防火灾7.3.1防止火灾措施8 山东科技大学学士学位论文矿井概述矿井自燃火源主要分布在采空区、煤柱、巷道顶煤和断层附近。开拓开采技术防止自燃发火的要求是：1)提高回采率，减少丢煤，既减少或消除自燃的物质基础。2)限制或阻止空气流入和渗透至疏松的煤体，消除自燃的供氧条件。对此，可从两方面着手：一是消除漏风通道，二是减少漏风压差。3)使流向可燃物质的漏风，在数量上限制在不燃风量之下，在时间上限制在自然发火以内。预防火灾的措施：预防火灾发生有两个方面，一是防止火源发生，二是防止已发生的火灾事故扩大，以尽量减少火灾损失。通常的防灭火措施如下：1)合理布置巷道、推广无煤柱开采技术，减少煤柱发火、选择合理的采煤方法和先进的采煤工艺提高回采率，加快回采进度、选择合理的通风系统、合理确定近距离相邻煤层和厚煤层分层同采时两工作面之间的错距，防止上下之间采空区连通。对一些服务时间较长的巷道应尽量采用岩石巷道，若将其布置在煤层中时应采用宽煤柱护巷。采区巷道布置应有利于均压防火技术。2)灌浆与阻化剂灭火。灌浆防灭火的作用为增大氧气扩散的阻力，减少煤与氧气的接触和反应面。浆水浸湿煤体，增加煤的外在水分，吸热冷却煤岩，增加采空区的气密性。延长自然发火期。阻化剂灭火实质是降低煤在低温时的氧化速度，延长煤的自然发火期。3)均压防灭火。实质是利用风窗和风机，调压气室以及连通管等调压设施，改变漏风区域的压力分布，降低漏风压差，减少漏风，从而达到抑制遗煤自燃，惰化火区等目的。4)凝胶灭火。实质是阻止氧化作用，又可封堵漏风。5)惰气防灭火。利用不可燃气体或者窒息性气体使火熄灭。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述7.3.2煤的自燃性及矿井发生火灾的原因分析煤炭自燃的必要充分条件是：1)有自燃倾向性的煤被开采后呈破碎状态，堆积厚度一般要求要大于0.4m.2)有较好的蓄热条件。3)有适量的通风供氧。4)上述三个条件共存的时间大于煤的自燃发火期。矿井已发生火灾的原因分析：内因：煤发生自燃现象外因：1)电能热源。2)摩擦热。3)放明炮、糊炮、装药密度过大或者过小、钻孔内有水、炸药受潮以及封孔内炮泥长度不够或用可燃物。4)液压联轴器喷油着火引燃周围可燃物，酿成多起火灾。5)明火。2002年5月20日，委托煤炭科学研究总院抚顺分院通风防灭火实验室测定矿井12下、14、16、17煤层的煤炭自然发火倾向性，均为Ⅱ类自然发火煤层。2007年10月18日，委托中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室对赵坡煤矿12307、14307、16302、17301工作面煤样进行自然发火倾向性鉴定，检测依据为《煤自燃倾向性色谱吸氧鉴定法(GB/T20104-2006)》，鉴定结论为12下、14煤层为Ⅱ类自然发火煤层，16、17煤层为Ⅰ类容易自然发火煤层(表7.1)。矿井自建矿以来从未发生过高温点等自燃现象。表7.12007年煤层自然发火倾向性测试成果表8 山东科技大学学士学位论文矿井概述分析项目采样地点水分Mad(%)全硫含量(%)挥发分Vdaf(%)真密度TRDg/cm3吸氧量cm3/g.干煤自然倾向性等级123074.781.43342.381.490.5738Ⅱ类自燃143072.973.55047.661.660.6216Ⅱ类自燃163022.572.76742.641.371.2262Ⅰ类容易自燃173013.253.35740.841.660.7518Ⅰ类容易自燃7.4其它事故1)地温及冲击地压矿区恒温层底界面埋深在31m左右，历年地表平均温度16.16℃，区域平均地热梯度为每百米2.37℃，煤系地层段平均地热梯度为每百米2.58℃，非煤系地层段平均地热梯度为每百米2.26℃。据此推算，矿井开采最深点420m(-380m)地温为25.16℃，为地温正常区，矿井不受热害危险。矿井煤层埋藏较浅，开采最深点为420m(-380m)。自投产以来从未发生过冲击地压现象。2)大气环境污染矿区内空气污染源主要为锅炉房燃煤所产生的烟尘、SO2以及贮煤场煤堆、矸石山起尘等。3)水环境污染矿井水排放，工业场地各建筑物排出的生产、生活污染、煤堆和固体废污，经过水的淋滤作用后所产生的有害组份将会对水环境产生影响，处理不当将会污染水资源。矿井正常涌水量在90m3/h左右，经处理后的矿坑涌水及生活污水，部分用于井下消防洒水，部分用于地面生产、生活用水，其于排入小黑河。对第四系上含水层段潜水有补给作用，由于第四系中下部隔水层段的阻隔，与基岩没有直接的水力联系。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述4)噪声污染噪声污染主要来源于通风系统及筛分设备等。5)固体废弃物污染矿井生产产生的固体废弃物有矸石、锅炉房炉渣及少量生活垃圾，处理不当，将会污染环境。赵坡煤矿以煤巷掘进为主，年产矸量在7万吨左右，90%左右已用作铺路填沟，仅积存10%左右，对环境影响较小。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述8劳动定员及主要技术经济指标8.1劳动定员及劳动生产率工作面每班一名跟班领导，上、下面各两名班长负责组织生产，配有直接生产工和维修工、运输机司机、泵站工、爆破工、支柱管理工等辅助工，见工作面人员配备劳动组织图表8.1如下：表8.1工作面人员配备劳动组织图表工种夜班（生产）早班(生产)中班（维修）合计班长1113采煤工202040打眼放炮工7714溜子司机2226泵站司机1113三铁管理员11采区电钳工11911验收员1113工区跟班干部1113下料工、巷修工99工区后勤人员7合计343425100备注：此表按出勤率为70％计算，实出勤人数100人。8.2矿井主要技术经济指工作面主要经济技术指详见工作面主要经济技术指标表8.2。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述表8.2主要经济技术指标表序号项目单位参数1工作面长度m1202采高m1.17/0.793煤层生产能力t/m²1.34循环进度m1.205循环产量t6月循环数（循环率）个（%）607月进度m8日产量t215.79月产量t647110在册人数人14311出勤人数人10012出勤率%7013回采工效率t/工5.9914坑木定额m³/万t815摩擦（液压）支柱丢失率‰016金属顶梁丢失率‰017铁鞋丢失率‰018火药定额Kg/万t504719煤层牌号气肥煤20含矸%28 山东科技大学学士学位论文矿井概述第二部分微山金源煤矿工作面矿压规律研究8 山东科技大学学士学位论文矿井概述12302工作面概况及地质条件1.1工作面位置1.1.1地面位置2302综采工作面位于煤田的二采区，井田的中西部，2～5勘探线之间。南部以煤层露头为界，北部以大屯断层为界，西部以F32断层为界，3下煤层东部以冲刷带为界，3上煤层东部以F25、Fw3及F28断层为界。二采区南北长约3100m，东西宽约1700m；3上煤层赋存面积约4.09km2，3下煤层赋存面积约4.01km2。采区内有西翼轨道大巷、西翼皮带大巷，西翼轨道大巷用于进风、运输物料，皮带大巷用于回风、运煤。1.1.2井下位置及四邻采掘情况工作面位置及井上下关系情况如下表1.1所示。表1.1工作面位置及井上下关系表煤层名称3下煤水平名称－560水平采区名称二采区工作面名称2302工作面地面标高(m)31.63工作面标高（m）-532～-595.8地面的相对位置2302工作面位于东股闸下引河的西南方向,距离工厂保护煤柱最近约700米,地面为鱼塘和微山湖地表水体,无其他建筑物。回采对地面设施的影响对地面设施无影响。井下位置及相邻关系2302工作面位于二采区二区段，北临西翼轨道大巷、西翼皮带大巷、西邻F28断层。二采区六区段正在掘进施工。2301工作面回采完毕。走向长度(m)113.01倾斜长度(m)371面积(m2)419271.2回采范围内地质、煤层赋存情况二采区钻孔揭露煤层顶底板柱状图见图1.18 山东科技大学学士学位论文矿井概述所示。根据三个钻孔获得预想煤层顶底板柱状图如图1.2所示。图1.1二采区煤层顶底板钻孔柱状图8 山东科技大学学士学位论文矿井概述图1.2二采区综合地质柱状图煤层赋存相对稳定，但工作面有断层发育,煤层瓦斯含量较高,在断层附近易积聚,对采煤安全工作有一定影响，具体情况如表1.2所示。煤层顶底板情况见表1.3所示。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述表1.2煤层、煤质情况表煤层厚度（m）2～3.02.6煤层结构简单煤层倾角（度）9～1312开采煤层3下煤煤种1/3焦煤稳定程度稳定煤层情况描述煤层平均倾角12°左右，煤层赋存稳定。煤层瓦斯属于低瓦斯区，煤层瓦斯含量低，在断层附近易积聚。对采煤工作安全有一定的影响。煤质情况Mad％Aad％YmmVdaf％FC％QgradMJ/KgStad％1.3～1.68.5～10.510.0～12.029.0～33.080.0～85.029.0～33.00.6～0.8表1.3煤层顶、底板情况表顶板名称岩石名称厚度(m)特征直接顶粉砂岩至中砂岩24.30深灰色，中厚层状，坚硬，微波状层理伪顶泥岩0.56灰黑色，水平层理直接底泥岩1.22灰黑色，含炭屑老底粉砂岩8.40深灰色，具水平纹理，平坦断口1.3水文地质情况2302进风巷开门位于3下煤层附近，巷道掘进主要在3下煤层附近进行,巷道与三灰含水层最大垂距大于30m，约45米，断层不导水,正常情况工作面不受水害威胁。3下煤层顶板为粉砂岩—细沙岩,为弱含水层，裂隙水，水量极小，极易疏干。最大涌水量为5m3/h，正常涌水量为2m3/h。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述1.4影响回采的其它地质情况影响回采的其它地质情况详见表1.4。表1.4影响回采的其它地质情况瓦斯本矿井属低瓦斯矿井，瓦斯含量低释放快，断层附近易积聚，对回采安全有一定的影响。煤尘爆炸指数煤尘爆炸指数35.47%，有煤尘爆炸性，应加强防煤尘。煤的自燃倾向该煤层为易自燃煤层，自燃期一般为179天。地温危害无冲击地压危害3下煤层顶板为弱冲击倾向性此外，2302工作面总体为一个单斜构造。本工作面中断层较发育，其中对工作面影响中等的有4条，影响较小的有7条。1.5储量及服务年限1.5.1储量工作面倾斜长度360m，回采长度120m，根据加权平均煤厚2.5m，煤层容重2.43t/m3，计算地质储量为13.05万t。根据煤炭资源回收率规定，中厚煤层工作面回采率按0.95%计算，计算得可采储量12.4万t。1.5.2服务年限服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=360/（3.6×29×80%）=4.3个月。式中：3.6—日推进距离，m；29—平均每月生产天数，/天；80%—正规循环率。1.6工作面及巷道支护1.6.1工作面支护8 山东科技大学学士学位论文矿井概述采用ZY3400/15/35型支架支护。支架布置83架，其中长工作面68架、短工作面14架，中间巷处一架。有关支架技术参数见表1.5。表1.5工作面支架主要技术参数支架型号参数ZY3400/15/35单位高度1500~3500mm泵站压力31.5MPa初撑力2618kN工作阻力41MPa支护强度0.74MPa适应底板比压1.87MPa1.6.2超前支护2302进风巷、回风巷以及中间巷在工作面的推进过程当中，均进行了大于超前30~40m的液压单体支柱。1.6.3顶板管理2302工作面顶板处理方式为：工作面前方割煤机割煤，随后移架，后方采空区的顶板不做处理，即顶板随采随落的完全垮落式处理。1.7采煤工艺2302工作面采用倾斜长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。双滚筒采煤机割煤，采高2.30m，割煤深度为0.6m。1.7.1工艺顺序采煤机上（下）行割煤，追机移架推溜。即：割煤→移架→推溜。1.7.2落煤MG150/375型采煤机双滚筒截割落煤，滚筒截深600mm。1.7.3装煤采煤机滚筒配合SGB-630/220刮板输送机前移装煤。8 山东科技大学学士学位论文矿井概述1.7.4运煤工作面采用SGB-630/220刮板输送机，运输巷采用5部SGW-80T刮板输送机，最后经溜煤眼运输至皮带大巷。1.7.5工作面支护最大采高2.7m，最小采高1.5m，循环进尺0.6m。8 二采区矿压规律及控制技术研究矿压观测的内容及方法2矿压观测的内容及方法2.1概述二采区位于井田的中西部，2～5勘探线之间。南部以煤层露头为界，北部以大屯断层为界，西部以F32断层为界，3下煤层东部以冲刷带为界，3上煤层东部以F25、Fw3及F28断层为界。二采区南北长约3100m，东西宽约1700m；3上煤层赋存面积约4.09km2，3下煤层赋存面积约4.01km2。煤层赋存相对稳定，但工作面有断层发育,煤层瓦斯含量较高,在断层附近易积聚,对采煤安全工作有一定影响。工作面采用综采采煤法采煤，采用全部垮落法管理顶板。选用ZY3400/15/35型支架支护。支架布置83架，其中大面68架，小面15架，采用及时支护的方式。轨道顺槽和皮带顺槽超前支护均采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护。轨道顺槽和皮带顺槽支护距离都不少于40m。2302工作面是金源煤矿的第一个综采工作面，工作面的矿压显现规律、支架对工作面顶底板条件及采煤方法的适应性、巷道煤帮稳定性、巷道支护方式等都需要全面观测，以保证工作面的安全、高效生产。2.2回采工作面矿压规律及控制技术1）监测设备选择工作面支架载荷监测设备采用科达矿山监测设备有限公司生产的综采支架压力连续记录仪（光控）。系统组成：系统包括三个组成部分：计算机及数据处理软件；数据采集器；井下压力监测分机。系统功能：8 二采区矿压规律及控制技术研究矿压观测的内容及方法（1）实时监测综采支架的瞬时工作阻力。现场实时显示、井上计算机显示（直方图、数据显示）。（2）监测分站支架初撑力、最大工作阻力显示。（3）通讯分站显示各测点的数据。（4）计算机软件实现了数据接收、原始曲线和数据查询、动态直方图显示，循环工作阻力自动识别和曲线报表综合处理，并具有曲线打印输出功能。2）监测设备的安装从工作面切眼开始，支架安装综采支架压力连续记录仪，对综采支架初撑力、工作面阻力进行连续监测；工作面中部支架（、、、、、）安装6台，两端头支架（、、、）各安装2台。仪器安装要在支架安装的同时或在开采前进行。3）观测要求矿压显现规律研究要求，支架阻力监测从工作面开始位置观测100～150m推进距离。但由于监测仪器的安装无需撤出，因此除满足矿压研究的观测外，其他时间可正常监测，作为日常支架工况监控的手段。每天三班要记录相应的工作面宏观矿压显现：推进度、煤壁片帮、支架倾斜、顶梁仰俯等。2.3底板比压测试测试时清理好底板，选择底板条件完好处，当仪器与顶底板接触时，记下活柱与压力表的初读数，然后逐渐加压，每隔1MPa记录一次数，当发现压力表读数突然下降，活柱迅速伸长时，即为第一层破坏点。记录活柱缩量。该点的比压值为底板的分层底板比压，通过整理画出每一测线的曲线图。8 二采区矿压规律及控制技术研究矿压观测的内容及方法1）在初次来压之前，工作面推进20m~30m时进行第一次观测。在开切眼和采区巷道内测量的只能作为参考。2）根据观测工作面的采高选择接长柱和其调整活柱，按工作面内钻孔5-2所示，底板岩性为约2.8m的泥岩、7m粉砂岩，选取60mm、80mm、100mm三个压模。3）在采场内布置测区，离上、下端头10m，然后按30m布置一个测区。4）在测区内布置测点，要选取顶、底板较完整，较安全的地方。测点最好距离煤壁0.6~1.5m。每个测站可设置3~5个测点，间距2m。5）静压式比压仪的安设要垂直于底板，并要支撑在真顶和真底上。6）做好记录，认真描述观测区范围周围情况，如：顶底板岩性及破坏情况，煤壁片帮，所用的采煤工艺，采场淋水，采空区垮落情况等。2.4覆岩破坏高度观测现场采用井下仰孔分段测漏方法，在工作面采后观测覆岩破坏带高度发育状况。观测设备采用山东科技大学研制的双端封堵测漏装置，其观测原理及仪器结构见图2.1。8 二采区矿压规律及控制技术研究矿压观测的内容及方法图2.2观测原理及仪器结构示意图1）观测工程布置根据2302工作面实际开采条件及现有可应用巷道，2302回风巷停采线附近没有大的构造，进风巷附近构造多，在此处设点打钻会影响到观测结果，因此观测钻窝布置在2302工作面回风巷中。在工作面侧距溜煤眼30m处（即在拐点AT-533.9处）施工钻孔。从钻窝向工作面方向施工两个采后裂隙观测孔，向反方向施工一个钻孔作为采前孔，各观测孔的方位与倾角见钻孔参数一览表2.1，钻孔布置剖面图2.3。8 二采区矿压规律及控制技术研究矿压观测的内容及方法图2.3观测工程剖面示意图探测工程共设计3个钻孔，钻孔总长度为178m。其中表2.1中的孔深均为从煤层顶板处开始算起。采前采后钻孔方向煤层伪倾角约为6°。表2.1钻窝钻孔要素一览表钻窝号孔号孔性孔径方位仰角（°）孔深（m）ⅠⅠ－1采前孔Ф89207°50°56Ⅰ－2Ⅰ－3采后孔采后孔Ф89Ф8958°42°47°64582）观测工程的实施要求（1）钻窝由于在2302回风巷停采线附近没有大的构造，可向工作面方向打钻作为采前孔，采前孔施工及观测应不受超前采动影响的条件下完成。煤壁前方支承压力影响明显区按40m考虑，所以须留出不小于40m的超前采动影响距离。钻窝布置在巷道中，以保证钻机能向侧帮斜上方打钻，钻机处需加强支护。（2）井下仰孔的施工施工时间：采前孔先施工，再施工采后孔，预计在停采后1.5个月施工。钻孔结构：观测孔孔径均为Ф898 二采区矿压规律及控制技术研究矿压观测的内容及方法。孔深按设计值施工，必要时根据观测及井下实际空间情况适当调整。8 二采区矿压规律及控制技术研究2302工作面顶板运动规律与矿压显现特征32302工作面顶板运动规律与矿压显现特征为了摸清工作面在回采过程中的工作面的压力、及巷道围岩变形情况，制定切实可行的控制方案，保证回采巷道维护，对2302工作面顶板的运动、压力及其巷道围岩变形情况进行综合监测分析。矿压观测系统于2009年9月13日形成，监测到2009年12月10日止，轨道巷、工作面均已推进至150m左右，完成了矿压观测预定的全部任务，现将观测资料整理分析如下。3.1工作面支架荷载监测分析综采支架从进风巷侧开始依次编号，短工作面计15个支架，为1#~15#支架；长工作面共计68个支架，为16#~83#支架。数显式压力分机的安装以长工作面为主共计8台，短工作面安装2台。从短工作面到长工作面依次在5#支架、6#支架、24#支架、25#支架、42#支架、43#支架、60#支架、61#支架、78#和79#支架处分别安装一台KBY-60(d）型矿用数字压力计，共计10台。2302工作面液压支架编号及数字压力计分布见下图。8 二采区矿压规律及控制技术研究2302工作面顶板运动规律与矿压显现特征图3.12302工作面液压支架编号及数字压力计分布示意图根据ZY3400/15/35型综采支架压力计算机监测系统所记录数据统计出在工作面推进期间（120m范围）各支架的平均压力变化曲线，如图3.2～3.11。图3.25#支架平均压力变化曲线8 二采区矿压规律及控制技术研究2302工作面顶板运动规律与矿压显现特征图3.36#支架平均压力变化曲线图3.424#支架平均压力变化曲线8 二采区矿压规律及控制技术研究2302工作面顶板运动规律与矿压显现特征图3.525#支架平均压力变化曲线图3.642#支架平均压力变化曲线8 二采区矿压规律及控制技术研究2302工作面顶板运动规律与矿压显现特征图3.743#支架平均压力变化曲线图3.860#支架平均压力变化曲线8 二采区矿压规律及控制技术研究2302工作面顶板运动规律与矿压显现特征图3.961#支架平均压力变化曲线图3.1078#支架平均压力变化曲线8 二采区矿压规律及控制技术研究2302工作面顶板运动规律与矿压显现特征图3.1179#支架平均压力变化曲线由图3.2至图3.11的支架平均压力随工作面推进距离的变化曲线，结合现场实际观测中宏观矿压显现，对24#、60#、79#支架工作阻力变化曲线分析，可以得到矿压显现规律参数列入表3.1中。表3.1实测直接顶、老顶运动参数架号直接顶初次垮落步距/m老顶运动步距/m初次来压步距/m周期来压步距/m123456724#14.838.512.118.917.212.311.415.713.960#13.934.713.113.21819.513.613.91479#13.933.811.815.716.819.513.3811.5217.5平均14.535.6712.3315.9317.3317.112.0212.9314.514.593.1.1直接顶初次垮落工作面直接顶的初次垮落由工作面溜尾处开始，然后工作面中部、溜头顺序垮落。当工作面推进到大约14m8 二采区矿压规律及控制技术研究2302工作面顶板运动规律与矿压显现特征时，各支架压力开始增加，标志着此时工作面直接顶开始垮落，由24#、60#、79#支架的压力显现可以得到其初次垮落步距平均为14.5m，最大14.8m。3.1.2老顶初次来压当工作面推进大约33m左右时，支架压力明显增大，中间巷处个别支架压力超过了40MPa，并出现了煤壁片帮，片帮深度达到0.6~0.8m，顶板冒落度加大，这说明此时老顶开始断裂。老顶持续来压时间为1～2天，工作面自溜尾到溜头的顺序分段来压。由支架平均压力曲线图统计分析知老顶初次来压步距平均为35.67m，最大38.5m。3.1.3周期来压初次来压以后，顶板活动又趋于平稳。然而，随着工作面的继续推进，支架压力开始出现周期性变化，来压时的显现与初次来压时情况基本相同，只是来压强度略小。通过对24#、60#、79#支架压力曲线分析可知，分别获得7个周期来压参数，周期来压步距平均为14.59m。3.1.4采场顶板分类1）直接顶分类为了直接反映对直接顶控制的难易程度，直接顶分类所采用的指标将按反映顶板稳定性的岩石单向抗压强度（σc）与节理裂隙间距（I）和分层厚度（h）综合而成的强度指数（D）来确定，如此将直接顶分为1～4类，见表3.2。金源煤矿2302面3下煤顶板岩样的单轴压缩试验结果见表3.3。表3.2直接顶分类指标类别12348 二采区矿压规律及控制技术研究2302工作面顶板运动规律与矿压显现特征指标不稳定中等稳定稳定坚硬主要指标强度指标D≤3031～7071～100＞120无直接顶岩层厚度在2～5m以上，σc＞60～80MPa，I和h＞1m参考指标直接顶初次垮落步距l/m≤89～1819～25＞25表3.33下煤及其顶底板岩石单轴压缩试验结果岩性平均强度/MPa平均弹性模量/MPa平均泊松比1粉砂岩20.6111153020.2522泥岩42.4496355690.2573细砂岩57.3086198760.2044粉砂岩40.4166664980.2475细砂岩118.0368174020.189上表中，D为强度指标，。式中：σc—岩石单向抗压强度，33.126MPa；C1—节理裂隙影响系数，0.41；C2—分层厚度影响系数，0.32。经计算强度指标，属于中等稳定；直接顶初次垮落步距约14.5m，属于中等稳定。因此，可确定2302工作面直接顶为中等稳定顶板。2）老顶分级老顶的分级主要根据直接顶厚度与采高的比值，再参照老顶初次垮落步距L0，将老顶分为4级，见表3.4。表3.4老顶分级分级ⅠⅡⅢⅣ8 二采区矿压规律及控制技术研究2302工作面顶板运动规律与矿压显现特征老顶来压显现不明显明显强烈极强烈指标N＞2～50.3＜N≤3～5L0=20～500.3＜N≤3～5，L0＞50N≤0.3，L0=20～50N≤0.3，L0＞50式中：N—直接顶与采高的比值；—直接顶累计厚度，取8.5m；m—煤层采高，2.7m；L0—老顶初次来压步距，35.67m。代入公式得N=3.15，由于L0=35.67m，参照表3.3可知2302工作面老顶级别介于Ⅰ～Ⅱ级，老顶来压显现介于不明显和明显之间。8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析4工作面综采支架工作状态分析按照矿压观测计划，对工作面支架工作状态进行分析，主要包括2302工作面支架初撑力、工作阻力、末工作阻力、支架支护强度以及支架受力的宏观显现等。4.1支架工作状况监测结果4.1.1支架初撑力支架初撑力是采场支护中的一个重要参数，其作用有两个：一是确保支架按设计的增阻规律来增阻，使支架处于合理的工作状态，发挥其最大的支护效能；二是抑制顶板的早期下沉，最大限度地保持直接顶（顶煤）的完整，防止冒顶及顶板下位岩层与上位岩层离层，有效避免动压冲击。尤其在综采条件下，支架对顶板（顶煤）的反复作用次数多，若没有较高的初撑力作保证，必然加剧顶板的破碎。统计工作面10个压力分机所在支架初撑力分布情况见表4.1，频率分布直方图如图4.1所示。表4.1支架初撑力频率分布情况阻力区间（MPa）0～55～1010～1515～2020～2525～3030～3535～40>40数量161915411725439153102频率（%）14.218.034.7710.3322.4234.514.680.880.188 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析图4.1支架初撑力频率分布直方图由以上图表可以看出，初撑力在0～5MPa之间的占14.21%，初撑力在5～10MPa的占8.03%，初撑力在10～15MPa的占4.77%，初撑力在15～20MPa的占10.33%，初撑力在20～25MPa的占22.42%，初撑力在25～30MPa的占34.51%，初撑力在30～35MPa的占4.68%，初撑力在35～40MPa的占0.88%，初撑力在40MP以上的占0.18%。支架平均初撑力为22.13MPa，低于额定初撑力（31.5MPa）。但支架初撑力在0～5MPa的占14.21%，初撑力在5～10MPa的占8.03%，说明还有很大一部分支架初撑力太低。初撑力过低，工作阻力也难以上去，容易造成支架受力不均，压力大时容易造成支架损坏，对工作面整体支护效果不利。比如：在现场观测过程中，发现部分支架咬合、滑倒、液压支架加不上力等现象。所以应加强初撑注液质量管理，使支架初撑力尽可能达到要求。另外直接顶比较破碎，底板浮煤、浮矸较多，工作期间个别支架密封质量较差，出现漏液现象。在观测期间顶板状态良好，未发生冒顶现象。8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析4.1.2支架工作阻力统计压力分机所在支架工作阻力分布情况见表4.2，频率分布直方图如图4.2所示。表4.2支架工作阻力频率分布情况阻力区间（MPa）0～55～1010～1515～2020～2525～3030～3535～40>40数量25218322931484251频率（%）0.260.652.7510.8629.9741.110.993.270.13图4.2支架工作阻力频率分布直方图由表4.2和图4.2可以看出，支架工作阻力在0～5MPa之间的占0.26%，在5～10MPa间的占0.65%，在10～15MPa之间的占2.75%，在15～20MPa之间的占10.86%，在20～25MPa之间的占29.97%，在25～30MPa之间的占41.1%，在30～35MPa之间的占10.99%，在35～40MPa之间的占3.27%，大于40MPa的占0.13%。支架的平均工作阻力为25.63MPa，是额定工作阻力418 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析MPa的62.51%。由以上数据分析可以看出，支架工作阻力发挥比较好，且有一定的富裕系数。4.1.3支架左右柱偏载统计工作面10个压力分机所在支架左右柱受力分布情况见表4.3，频率分布直方图如图4.3所示。表4.3支架左右柱受力情况阻力区间（MPa）0～55～1010～1515～2020～2525～3030～3535～40>40左柱频率（%）40.553.544.0348.553.650.947.9855.170右柱频率（%）59.546.555.9751.546.449.152.0244.83100图4.3支架左右柱工作阻力频率分布直方图通过实测数据得到，支架左右柱载荷基本平衡。在工作阻力<40MPa的区间内，左右柱工作阻力在在各阻力区间分布基本平衡，说明支架受力情况较好，没有比较严重的偏载现象。此时支架左右柱承载情况良好。但当工作阻力较大时，尤其是超过40MPa时，支架左柱会因承受较大压力而破坏。8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析在现场观测过程中，中间巷附近压力较大，个别支架出现了左柱没有压力而右柱大于40MPa的情况；有的支架左柱或右柱没有显示压力而另一柱有压，且用乳化液加压时不能加压（支架坏或仪器坏）。4.1.4支架末工作阻力分析统计工作面10个压力分机所在支架末工作阻力分布情况见表4.4，频率分布直方图如图4.4所示。表4.4支架末阻力频率分布情况阻力区间（MPa）0～55～1010～1515～2020～2525～3030～3535～40>40数量334258239556904143452012644频率（%）9.036.335.2712.2720.1131.7411.502.780.97图4.4支架末阻力频率分布直方图8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析由表4.4和图4.4可以得出，支架末阻力在0～5MPa之间的占9.03%，支架末阻力在5～10MPa之间的占6.33%，支架末阻力在10～15MPa之间的占5.27%，支架末阻力在15～20MPa之间的占12.27%，支架末阻力在20～25MPa之间的占20.11%，支架末阻力在25～30MPa之间的占31.74%，支架末阻力在30～35MPa之间的占11.50%，支架末阻力在35～40MPa之间的占2.78%，支架末阻力在40MPa以上的占0.97%。末工作阻力25MPa以上的占47%，说明支架阻力发挥情况较好。4.2底板比压测试4.2.1仪器安装采用DYB—3型静压式底板比压仪对底板比压进行测试。4.2.2观测要求在初次来压与周期来压期间分别在工作面内均匀选点（总测点数不少于10个），用静压式底板比压仪进行实测。距开切眼20m、122m分别设观测线沿工作面长度方向均匀布置5个点，合计10个点。4.2.3底板比压测试及底板分类在工作面上测定时，一般沿工作面布置方向每隔20～30设一测区。在每一测区里，按规定在至煤壁的某一距离上选1～3个测点（每点相距2）进行观测。测点处的顶、底板要平整，仪器要与真顶、真底接触，且暴露时间越短越好。仪器要与底板重直，且安高前必须做到：清理浮煤、浮矸，平束柱窝，露出要观测的底板；清量顶板，勿使顶盖与荆条、木梁、破碎顶板等软碎物接触。要将仪器安放在清理好的柱窝里，一人手持仪器，另一个人操作手摇泵的加压手柄，使活柱伸出，直至接触顶板具有一定的自承能力，且可以不再用人扶持仪器。仪器安设好以后，即测读取数据。首先记录压力表与压入深度的初读数，然后按一定压增量（例如，每次递增0.5MPa油压），记录压力表读数和压入深度值。8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析由于底板的抗压入强度为底板表分层弹性变性阶段的极限比压值，为求行这一数值，测试时操作手柄加压可持续到表分层完全破坏，直至进入第二分层变形阶段前为止。为求得更深分层的底板比压与压入深度的关系曲线，也可按自定的要求继续加压进行测试工作。操作手摇泵加压时，压力表计读数不要超过仪器最大额定工作压力经换算后的极限值（BPM1型为25MPa，BPM2型为40MPa），否则仪器将因变形过大而损坏。另外，每次测定时，应根据底板软硬程度选好相应规格的底座压模。底板松软时，如果选用的压膜直径偏小，则测定时迅速达到底板表分层破坏的极限值，使整理出的底板比达不到表分层破坏极限值，使整理出的底板比压与压入深度的关系曲线不理想；度板坚硬时，如果选用的压模走私偏大，则测定时往往达不到表分层破坏极限值，仪器的压力表读数已监控规定的极限值。这两种情况都应更换压模规格重新测定。静压压板比压仪底座压模直径有：60、80、100、110和130五种规格，底板较硬时选用规格小的压模，反之，则选用大规格的压模。测得表分层完全破坏的理想数据后，则可以卸压，内注式比仪通过转动仪器本身的卸载手把实现卸压；外注式比压仪通过转动手摇泵的卸压旋钮实现卸压，卸压后油缸内高压油回到低压腔内，活柱下降，该测点的测定工作结束。当井下测试完成后，即可进行数据整理。首先，根据原始记录整理出对应各次泵压的压入量值，可表示为：（4.1）式中：—第次泵压时压模压入深度，；—第次泵压时夺模压入深度读数，；8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析—压模压入量初读数，。再整理计算出各次泵压的压模底板比值（4.2）式中：—比压仪油缸直径，；—底座压模直径，；—第次泵压时压力表读数，MPa。然后，根据各次相应的与值作出该测点底板比压入深度的关系曲线，如图30所示。从图中可以很快找出底板表分层临近破坏前的拐点，此拐点上的比压值即为该测点的底板抗压入强度值，用此拐点的值便可求出底板的刚度。式中：—拐点处的底板比值，MPa；—拐点处底板压模的压入量，；—底板岩层的刚度，MPa/。统计本次测定各测点的整理数据（和），则可得各测区和全工作面底板的平均抗压入强度和刚度。容许底板比压qc：（4.3）容许刚度Kc：8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析式中：C—安全系数，一般取0.75，对中硬以上岩层可取0.85。(a)(b)(c)8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析(d)(e)图4.5工作面初次来压期间底板比压(a)8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析(b)(c)(d)8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析(e)图4.6工作面周期来压期间底板比压8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析表4.7底板比压及底板刚度汇总表测点拐点时缸压qzi/MPa底板比压qmi／MPa容许比压qc／MPa底板刚度Km（MPa/mm）容许刚度Kc（MPa/mm）第一次测量数据（初次来压期间）4.71.391.040.0450.0349.52.822.150.0380.029123.572.680.0250.01931.59.377.030.1340.101175.063.80.0340.026平均14.94.443.340.0550.041第二次测量数据（周期来压期间）61.280.960.0060.04561.280.960.0230.017326.825.120.2270.170122.561.920.0850.064255.334.00.0820.062平均16.23.452.600.0850.064注：其中初次来压、周期来压前三个数据均为工作面浸水底板处测得数值。统计各点的整理后的数据得工作面底板比压及底板刚度汇总表4.7。由表4.7可知第一次测量（初次来压期间）底板容许比压平均为3.34MPa，底板容许刚度平均为0.055MPa/mm；第二次测量（周期来压期间）底板容许比压平均为2.60MPa，底板容许刚度平均为0.066MPa/mm。由计算所得两次平均容许底板比压值（=2.97MPa）、容许底板刚度（=0.053MPa/mm）值，对照MT553－1996《缓倾斜煤层采煤工作面底板分类》表（表4.8）中的指标确定底板类别介入Ⅰ和Ⅲa类之间，即极软和较软之间。8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析表4.8缓倾斜煤层采煤工作面底板分类表底板类别基本指标辅助指标参考指标一般岩性名称代号容许比压qc(MPa)容许刚度Kc（MPa/mm）容许穿透度βc（）容许单轴抗压强度Rc(MPa)极软Ⅰ<3.0<0.035<0.20<7.22充填砂、泥岩、软煤松软Ⅱ3.0～6.00.035～0.320.20～0.407.22～10.80泥页岩、煤较软Ⅲa6.0～9.70.32～0.670.40～0.6510.80～15.21中硬煤、薄层状页岩Ⅲb9.7～16.10.67～1.270.65～1.0815.21～22.84硬煤、致密页岩中硬Ⅳ16.1～321.27～2.761.08～2.1622.84～41.79致密页岩、砂质页岩坚硬Ⅴ>32>2.76>2.16>41.79厚层砂质页岩、粉砂岩、砂岩4.3支架适应性评价4.3.1工作面矿压显现工作面直接顶的初次垮落先由工作面溜尾开始，然后工作面中部、溜头顺序垮落，其平均垮落步距为14.5m。工作面初次来压不明显，总体上工作面支架受力不大。在观测过程中，煤壁片帮较严重，部分支架有泄液、咬合、倾倒现象。也有极个别的支架在观测期间出现加不上乳化液及千斤顶毁坏的情况。观测期间工作面共经历了直接顶初次垮落、老顶初次来压和七次周期来压。在工作面中部42#支架附近，在有断层存在的时候，顶板破碎，需要在支架上垫方木以使支架平齐，这耗费了一定工作量，也增加了工人的安全隐患。8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析4.3.2初撑力、工作阻力分析支架平均初撑力为22.13MPa，低于额定初撑力。但支架初撑力在0～5MPa的占14.21%，初撑力在5～10MPa的占8.03%，说明还有很大一部分支架初撑力太低。初撑力过低，工作阻力也难以上去，容易造成支架受力不均，压力大时容易造成支架损坏，对工作面整体支护效果不利。比如：在现场观测过程中，发现部分支架咬合、滑倒、液压支架加不上力等现象。所以应加强初撑注液质量管理，使支架初撑力尽可能达到要求。另外直接顶比较破碎，底板浮煤、浮矸较多，工作期间个别支架密封质量较差，出现漏液现象。在观测期间顶板状态良好，未发生冒顶现象。支架的平均工作阻力为25.63MPa，是额定工作阻力40MPa的64.075%。由以上数据分析可以看出，支架工作阻力发挥比较好，且有一定的富裕系数。4.3.3支架左右柱偏载分析通过实测数据得到，支架左右柱载荷基本平衡。在工作阻力<40MPa的区间内，左右柱工作阻力在在各阻力区间分布基本平衡，说明支架受力情况较好，没有比较严重的偏载现象。此时支架左右柱承载情况良好。但当工作阻力较大时，尤其是超过40MPa时，支架左柱会因承受较大压力而破坏。4.3.4支架顶梁的适应性在整个观测期间，2302综采支架整体顶梁切顶良好，在有断层存在的地方没有办法完好的切顶，有时需要在顶板与顶梁之间架设三层方木，这些工作较大影响了工作面的正常及安全生产。4.3.5顶梁侧护板封顶情况8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析由于2302工作面煤层平均厚度2.7m，直接顶比较破碎，因此，顶梁侧护板封顶情况是否良好，对工人的人身安全具有十分重要的意义。在观测期间，侧护板封顶情况良好，没有矸石窜入工作面，为回采工作提供了安全的环境。4.3.6支架支护强度1）顶板需要控制的岩层范围确定需控岩层范围主要是指对采场矿压显现有明显影响的直接顶和老顶。（1）直接顶厚度直接顶是指在控顶区由支架暂时支撑，而在采空区冒落的那部分不能永久地向煤壁前方和老塘矸石传递力的岩层。根据现场实践及模拟研究结果，对直接顶的厚度有两方面的基本认识：直接顶厚度可用下式计算（KA与SA相适应）式中：mz—直接顶厚度，m；h—采高，2.7m；SA—岩梁触矸处沉降值，由实测而定；KA—岩梁触矸处已冒落岩层的碎胀系数。把h＝2.7，KA＝1.25～1.35，SA=（0.35～0.4）h代入式中，求得直接顶厚度：mz＝6.48～7.02m。从工作面顶底板柱状图（工作面内钻孔5-2）看，直接由煤层之上的是4.21m的粉砂岩、1.89m泥岩、1.04m细砂岩、1.36m粉砂岩组成。直接顶厚度为8.5m，为采高的3.15倍。（2）老顶厚度老顶是指对采场矿压有明显影响的顶板岩层中，在推进方向上能够始终保持力的联系的不等高裂隙岩层。2）合理支护强度8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析对于支架的合理支护强度，采用顶板岩重法进行计算，计算如下：Pt=Khγg=8×9.8×H×γ=8×2.7×2.5×9.8=0.5292MPa式中：Pt—工作面合理的支护强度；K—支架上方顶板厚度系数，取：8倍采高岩层厚度；H—采高，取平均值2.7m；γ—顶板岩石容重，取：2.5t/m3；g—常数，取：9.8。工作面支架的支护强度应大于0.5292MPa。现场中支架的支护强度为0.74MPa，满足工作面支护要求。4.3.7底座适应性分析ZY3400/15/35两柱掩护式支架底座对底板比压为1.87MPa，为安全起见取其上限2.97MPa，实测初次来压期间平均底板容许比压为3.34MPa；周期来压期间平均底板容许比压为2.6MPa，其容许比压均大于1.87MPa，所以支架底座对底板适应性良好。实际生产情况也是如此，未出现支架钻底现象，同时顶板压力大拉架时，不易将底矸顶起，工作面清矸量小，减轻了工人的劳动强度。支架底座适应性良好。4.4支架整体适应性评价基于上述分析，ZY3400/15/35型两柱掩护式支架各工作技术参数基本满足2302工作面开采工作的需要，对工作面适应性较好。8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析参考文献[1]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州：中国矿业大学出版社,1999[2]谭云亮等.矿山压力与岩层控制[M].北京：煤炭工业出版社，2008[3]姜福兴,尹增德，杨永杰等.矿压控制技术[M].徐州：中国矿业大学出版社,1996[4]张国枢等.通风安全学[M].北京：中国矿业大学出版社，2000[5]建设部.煤炭工业矿井设计规范[M].北京：中国计划出版社，2005[6]宋宏伟,刘刚.井巷工程[M].北京：煤炭工业出版社,2007[7]张荣立,何国纬,李铎.采矿工程设计手册[M].北京:煤炭工业出版社,2003[8]国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社,2005[9]陈维健等.矿山运输与提升设备[M].徐州：中国矿业大学出版社,2007[10]王时飞,孙强.水平开拓延深方案比较[J].煤炭科技,2004,(12)[11]车永才,唐又驰,刘永尊.矿井开拓延深方案最优化研究[J].煤炭学报,1996,(4)[12]马树元,宋荣普,丁海强.矿井延伸方案的选择[J].辽宁工程技术大学学报(自然科学版),2006,(25)[13]冯耀挺,侯文斌.矿井开拓延深方案的确定[J].山东煤炭科技,2007,(5)[14]周宣明.小型煤矿矿井设计应注意的几个问题[J].中国科技信息,2007,(7)[15]徐映富.多水平复杂矿井深部开拓延伸主体工程的优化[J].重庆大学学报,1994,(9)[16]王付清.鹿洼煤矿23上03工作面矿压显现规律与顶板控制设计研究[J].中国优秀硕士论文数据库,2006，(05)[17]钱鸣高.20年来采场围岩控制理论与实践的回顾[J].中国矿业大学学报,2000,(1)8 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二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析附录外文翻译TechnologicalframeworkofcoordinatedcoalminingandcoalbedmethaneAbstract：AccordingtotheminingmechanismsofCBMcombinedwithcoalstructureandthekeytechnologiesofcoordinatedminingcoalandcoalbedmethaneunderdifferentminingcoalmodels,thetheoreticalfoundationofcoordinatedminingofcoalandcoalbedmethanewasexpounded,andtheminingmodelsofcoordinatedminingofcoalandcoal-bedmethanewereclassified.ThisresearchcanprovideareferencetosafetyproductionofcoalminesanddevelopmentofCBMresources.Keywords：coalbedmethane,technologysystem,miningmodelIntroductionThetwokindsofbeneficialmineralsofcoalandcoalbedmethaneresultfromcoalaccumulation.Coalisnotonlythesourcerockofcoalbedmethane,butalsoitsreservoirrock.Coalbedmethaneisabyproductofcoalevolution,andfromtheviewofresourcestheybelongtotwodifferentmineralresources.Ithasbeenconfirmedthatcoalbedmethaneismorethanjustasourceofdisaster.Moreimportantly,itisacleanresourcewiththeadvancementofcoal-bedmethanedevelopmenttechnology,theurgentrequirementofcoalminesafetyproduction,andthedemandforcleanenergy.Recently,theutilizationtechnologyofcoalbedmethanewith10%concentrationhasbeenintroduced(suchaselectricgeneration)resultinginthedevelopmentofcoalbedmethanenotonlylimitedtothesurface,butalsounderground.CoalminingtechnologyusinggreentechniquesfirstproposedbyQianMinggao,includes“coalandgasco-miningtechnology”.therearemanysimilarpro-posalssuchas“coalandcoalbedmethaneco-mining”,“coalandgascomining”,“dualenergymining”,“coalandcoalbedmethanecoordinatedmining”,and“surfacecoalbedmethanewelldevelopmentcombinedwithunder-grounddrainage”(Qianetal.,2003;Qian,2006;WangandFan,2008;Yueetal.,2008;Zhang,2008).Chinaisagreatsourceforcoalproduction,butabouthalfoftheminesexperiencegasoutburstdisasters.Currently,undergroundgasextractiontechnologyhasmanylimitations,suchaslowefficiency,heavyinvestment,lowextractingconcentration,etc.Theselimitationsarenotjustthreatstocoalmine8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析safetyproduction,butalsocausegreatresourceswaste.Also,becauseoftechnicalreasons,surfacecoalbedmethanedevelopmentisonlylimitedtonon-outburstcoalseams.Therefore,thebasicwaytoensurecoalminesafety-efficientproductionandlargeCBMindustrializationiscoalandcoalbedmethanecoordinatedmining.Inthispaper,thebasiccontentofcoalandcoalbedmethanecoordinatedminingwillbeintroducedsystematicallythroughitstheoreticalbasis,coalminingmethod,andcoalbedmethanedevelopmentmode.Itwillbeaguideforcoalminesafetyproductionandcoalbedmethanedevelopmentandutilization.1TheoreticalbasisofcoordinatedminingcoalandcoalbedmethaneAdsorptionstateisthemainoccurrenceofcoalbedmethaneincoalreservoirsandthemigrationofcoalbedmethaneiscontrolledbypermeability.Becausecoalreservosaregenerallytightwithlowpermeability,ifthereservoirisnotstimulated,coalbedmethanedrainagecannotreachtheidealeffect.Coalminingcancausestratamovementandincreaseminingfissures,thusmakingundergroundcoalbedmethaneextractionpossible.However,theengineeringofundergroundcoalbedmethanedrainagemaybetediousanddangerous,andhavelowextractionconcentration,whichresultsinalowenergyutilizationratio.Thesurfacedevelopmentofcoalbedmethanethroughdrilling,stimulation,anddrainagecanobtaincoalbedmethanewithhighconcentration,reducethegasconentofcoal,andreducethedangerforgasoutburstduringtheprocessofcoalmining.Therefore,reservoirstimulationforsurfacedevelopmentandpressurereleasethroughcoalminingforundergrounddrainagearethepracticalapproachesforcoalandcoalbedmethanecoordinatedmining.2Themodelofcoordinatedminingcoalandcoalbedmethane2.1CoalminingmodelTherearevariousminingwaysaccordingtodifferentgeologicalandtechnicalconditions.Thepremisethatgascontentinfluencescoalminesafetyproductionandcausesresourcewastemakesstudyingcoalandcoalbedmethanecoordinatedminingmeaningful.Differentcoalseamthicknessesandminingsequencecontrolgassourceandemission,thencontrolcoalbedmethane8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析development.Basedoncoordinatedminingofcoalandcoalbedmethane,thecoalminingmodelcanbedividedintotwokinds.2.1.1SinglecoalseamminingSinglecoalseamminingissuitablefortheconditionswherethereisonlyonethin-middlecoalseamseveralcoalseamsfarapart,orthereisacoalseamdeeplyburiedthatitisimpossibletominebyexistingtechnologyandeconomy.Inaddition,thetechnologyforminingseparatedlayersisneededifthecoalseamistoothicktominecompletelyoncelimitedtotheavailableequipmentandtechnology.Moreover,thetechnologyforminingseparatedlayerscanalsobeusedinthickcoalseamsthatarerichincoalbedmethaneandexhibitoutbursttendency.Whenminingthiskindofcoalseam,gasgenerallycomesfromtheminingcoalbedandsurroundingrock,andgassourceisrelativelysimple.2.1.2SeveralcoalseamscombinedminingCombinedminingissuitableformineswithseveralcoalseamsandsmalldistancesbetweencoalseams.Whenminingthiskindofcoalseam,gasnotonlycomesfromtheminingcoalbedandsurroundingrock,butalsofromnearbylayers.Coalseamsthathavelowgasoutburstriskandformingaprotectivelayeraremined,thenoutburstdangerisremovedorreducedfortheprotectedcoalseam.2.2ThedrainagemodeofcoalbedmethaneThepermeabilityofthecoalreservoirandthedrainagemodeofcoalbedmethanearecontrolledbythecoalstructure.Accordingtotheapproachofstimulatingcoalreservoirs,thedrainagemodeofcoalbedmethaneisdividedintotwokinds.2.2.1Drainageandde-pressurizationmodelofcoal-bedmethanedevelopmentInnon-miningsubsidenceareas,becauselotsofsurfaceverticalwellsusethecementingprocessofcasingrunningtocomplete,reservoirstimulationtechnologyisusedtoincreasetheprimitivepermeabilityofthecoalreservoirandthepressureinthecoalreservoirisdecreasedbydrainage.Whenpressureisbelowthecriticaldesorptionpressure,coalbedmethaneismigratedandproduced.Anothertechniqueiswhereawellisdrilledinthecoalseambygeologicalnavigationtechnology,thegroundstressisredistributedbythewell,andtheprimitivepermeabilityofthecoalreservoirischanged.Generally,thiscompletionisanopenhole,whichsignificantlydecreasestheskineffectofthecoalseam.Thecoalbedmethaneminingisbydrainageandde-pressurization.2.2.2Themodelofcoalbedmethanedevelopmentbypressurerelease8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析Intheminingprocess,thestressinthecoalreservoirandsurroundingrockisredistributed,thatistheformationofpressurereleasezone,stress-concentratedzone,andoriginalrockstresszoneinsequenceinthelateralofthecoalseam,andtheformationofcavingzone,fracturedzone,andsubsidencezoneinsequenceintheverticalofthecoalmeasure.Becauseoftheexistenceofthepressurereleasezoneandfracturezone,thepermeabilityofthecoalreservoirisincreasedgreatly.Thedrillingisarrangedinthepressurereleasezoneandthefracturezone,whichisexhaustedwithnegativepressurebyavacuumpumpthroughabore-holeinthecoalmineorsurfacewell.2KeytechniqueofcoordinatedminingcoalandcoalbedmethaneThepurposeofcoordinatedminingofcoalandcoalbedmethaneisthatthedevelopmentofcoalbedmethanecanmeettheneedsofcoalproductionsafetyandcoalminingdoesnotaffectthedevelopmentofcoalbedmethaneatthesametime.Toachievethecoordinatedproductionofcoalandcoalbedmethane,itneedstobecomprehensivelyarranged.Thedifferenceofcoalminingmodelcontrolthedifferenceofcoalbedmethanedevelopmentmodel.Therefore,thekeytechniqueofcoordinatedminingofcoalandcoalbedmethaneisdiscussedthroughcoalminingmodels.3.1KeytechniqueofcoordinatedminingcoalandcoalbedmethaneforsinglecoalseamThekeytechniqueofcoordinatedminingofcoalandcoalbedmethaneisdrainingthecoalbedmethanefromcoal.Theproducibilityofcoalbedmethaneisaffectednotonlybytheoriginalpermeabilityofthecoalreservoir,butalsobythestimulatedpermeability.Differentcoalstructuresdeterminethedifferentstimulationtechniques.Thecoalstructurecanbedividedintofourkindsingasgeology:primitivetexturecoal,cataclasticcoal,granuliticcoal,andmyloniticcoal(GasGeologyLaboratoryoftheMiningInstituteinJiaozuo,1990).Accordingtothedifferencesincoalbedmethanedevelopmentmodelscausedbydifferentcoalstructures,thekeytechniquesofcoordinatedminingofcoalandcoalbedmethaneforasinglecoalseamareasfollows.3.1.1HydraulictechnologyforcoalreservoirCoalwithprimitiveandcataclastictexturecanbestimulatedbyhydraulicfracturingbecausethecoalstrengthisrelativelylarge.Whenthedifferenceof8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析themechanicalpropertiesofcoalandsurroundingrockislarger,hydraulicfracturingcanbeperformedinthiscoalseam.Whentheinjectionpressureexceedsthecrackpressureofthecoalreservoir,thecoalwillbefractured.Withthesucceedinghydraulicfracturing,microcracksincoalareopenedandextendedalongthelateralandverticaldirection.Toavoidclosingoftheopenmicrocracks,aproppingagentisadded.Themaincrackwithhigherpermeabilityisformedinthecoalseamandcoalbedmethaneisproducedbydrain-agede-pressurization.3.1.2Stimulatedtechnologyofpseudo-reservoirWhencoalisgranuliticandmylonitic,ifhydraulicfracturingisperformed,thefracturingfluidflowsalongthegapamongthesmallgranulesofcoal,whichmakesitverydifficultforsecondarycrackstoformandthepermeabilityofthecoalreservoircannotbeenhanced.Therefore,thetechnologyofconventionalhydraulicfracturingisnotusedinthiscoalreservoir.However,thedifficultproblemissolvedbyhydraulicfracturingtechnologyofthepseudo-reservoir(Suetal.,1999).Thehydraulicfracturingtechnologyofthepseudo-reservoirisperformedattheroofandfloorofthecoalseam.Thecoalbedmethaneinthisreservoircandiffusetothefracturesinthepseudo-reservoirandmigratetothewell.Forexample,theWu9-10coalseamofNo.8coalmineinthePingdingshancoaldistricthasasub-layerwithprimitiveandcataclastictextureintheupperpart.Thissub-layerandtheroofcanbeapseudo-reservoirforhydraulicfracturing.Whenthedepressurizationaffectsthecoal,thecoalbedmethanewilldiffusetothewellandbeproducedduringtheprocessofdrainage.3.1.3ThetechnologyofundergroundexhaustionfromkeystratumBeforecoalmining,coalisintheequilibriumstateoftheoriginalstress.Coalminingdestroystheequilibriumoforiginalstressandcausesthedeformation,failure,andcollapseofthecoalrockmassinacertainrange.Thestressfieldchangescausefracturingfieldandseepagefieldchangeinacertainrangeoftheworkingfaceandthepermeabilityofthecoalreservoirisimproved.Whenthecoalisgranuliticandmyloniticcoal,methanecanbedrainedfromthepseudo-reser-voir.Thekeystratumofcoalmeasureisoneofthemaincontrollingfactorsofcoalmeasuredeformation.Therefore,duringthecoalminingprocess,thedevelopmentoffissuredcircleandholearrangementarediscriminatedaccordingtothetheoryofkeystratum(LiaoandQian,2000;Xuetal.,2004).3.2Keytechniqueofcoordinatedminingofcoalandcoalbed8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析methaneformultiplecoalseamsGenerally,thegasemissionofmultiplecoalseamsismorethanthatofasinglecoalseaminmining.Therefore,extractingcoalbedmethanebeforeminingisveryimportant.3.2.1Thetechnologyofseparate-layer-fracturingandcombinedfluiddischargeInseparate-layer-fracturingandcombinedfluiddischarge,thelowercoalreservoirisfracturedfirst,thentheuppercoalbedmethaneisfractured;allreservoirsaredrainedsimultaneously.Thesurfacedevelopmentofcoalbedmethaneisachievedbywaterdrainage,whichisnotonlyfromthecoalreservoir,butalsofromthesurroundingrock.Thedifferenceofgroundwatersupplementfromeverycoalreservoiroraquiferisthecontrolofseparate-layer-fracturingandcombinedfluiddischarge.Iftheabilityofthefluidsupplementfromeverylayerissimilar,thistechnologycanbeachieved,andviceversa.Inaddition,alllayers,includingcoalreservoirsandtherockaquifer,mustbelongtoonepressuresystem.Permeabilityisanotherimportantfactorthataffectspressuretransmission.Ifthepermeabilityisonthesameorder,thetechniqueofseparate-layer-fracturingandcombinedfluiddischargecanbeachieved.Thethirdcontrolfortheseparate-layer-fracturingandcombinedfluiddischargetechniqueispressuregradient.Itisnecessarythatthepressuregradientisnotthesameorder.Forexample,intheZhaozhuangBlockofQin-shuiBasin,thedistancebetweenNo.3coalseamandNo.15coalseamisabout100mgenerally,andthepressuregradientisalittledifferent.However,becauseNo.3coalseamandNo.15coalseambelongtodiffer-entground-watersystems,thefluidsupplementcapacityofNo.15coalseamisstronger.Ifthetechniqueofcombinedfluiddischargeisimplementedonthetwoseams,aflowvelocitysensitivitywellformsforNo.3coalseam.Thatistosay,thistechniqueisnotsuitableforcoalbedmethanedevelopmentinZhengzhuangBlock.Formultiplecoalseamsthatdevelopinthesameareawherecombinedlayerextractioncanbeimplemented,aftergrounddrillingandcompletion,fracturingtreatmentinthelowerpartofthecoalseamandfillingsandaredonefirst,thentheupperpartofthecoalseamistransformedanddrainageandpressureloweringaredone.Inaddition,thecoalbedmethanecanbeanalyzedandoutput,andthistechniqueiscalledcombinedlayerfracturing.3.2.2Thetechnologyofcombinedlayerfracturing8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析Whenthereareseveralcoalseamsinthesameareaandthethicknessofasinglecoalbedandthedistanceamongthecoalseamsissmall,ifstimulationisonasinglecoalbedrespectively,theeffectofgasproductionandeconomicbenefitisnotideal.Combinedlayerhydraulicfracturingcanbeusedintwo-layerormulti-layercoalseamsthatbelongtothesamepressuresystem,samepermeability,andhavesmalldistance.Forinstance,theNo.8coalseamandNo.9coalseamdevelopedatSanjiaoMineintheHedongcoal-field.ThethicknessofNo.8coalseamisabout2m,andthatofNo.9isabout2.5m.Thegascontentofthetwocoalseamsisalittledifferent,about11.5m3/t.Moreover,thetwocoalseamsbelongtothesamepressuresystemandthedistancebetweenthemisabout30m,sothetechnologyofcombinedlayerfracturingcanbeusedonthemtodrainthecoalbedmethane.3.2.3ThetechnologyofprotectivelayerminingInmultipleseamsregion,ifthemainminingcoalbedpossessesoutbursttendency,thepermeabilityofthecoalreservoirisverylow,andfore-pumpingisdifficult.Miningtheprotectivelayerasaregionaloutburstpreventionmeasurebeforeminingthemaincoalseamisneeded,thencoalbedmethaneextractionisrealized.Forexample,the13-1coalseaminHuan-nancoaldistrictpossessesgreatoutbursttendency,itspermeabilitycoefficientislowandfore-pumpingisdifficult.Miningtheprotectivelayerisfirstachievedtomakethecoalreleasepressureandincreaseperme-ability.Thedualgoalofoutburstpreventionandre-sourcedevelopmentisattained.3.2.4One-hole-many-usestechniqueInone-hole-many-usestechnique,onesurfacewellcanbeusedasthecoalexplorationwell,coalbedmethanedevelopmentwellbeforecoalmining,coal-bedmethanedrainagewellduringcoalmining,andgobdrainagewellaftercoalmining(Fig.4).Itisnecessarytotreattherelationshipbetweencoalminingandcoalbedmethanedevelopmentcorrectlytoimplementthistechnique.In1999,thetestofcoalbedmethanedrainageduringandaftercoalminingwasdoneintheworkingfaceofWu10-20100ofNo.10mineofPingdingshancoaldistrict.Theworkingfaceislocatedatalevelof-320mofthewestwingofthenorthernmine,thestrikelengthis1800m,thetendencylengthis168m,theaveragethicknessofcoalofWu10is2.5~3.0m,Wu8is0.8m,Wu9is0.9m,andWu11is1.7m.ThespacingbetweencoalseamsofWu8andWu9is1~11m,whichincreasesgraduallyfromwesttoeast;thespacingbetweencoalseamsofWu9andWu10is0.3~6.0m,whichincreasesgraduallyfromeasttowest;thespacingbetweencoalseamsofWu10andWu11is0.5~4.0m,which8 二采区矿压规律及控制技术研究工作面综采支架工作状态分析increasesgraduallyfromeasttowest.Thegascontentis13.4m3/t.Thecasingofthisdrillingreachesdownto40mabovetheroofofthecoalofWu10andthesievetubeislocated10mbelowthecasing.Thegasreleasednotonlyfromthefracturezone,butalsofromthevicinityofthecoalseamofWu10coalisdraineddirectly.Thegasreleaseinthiswellpersistedcontinuouslyfrom4.23to5.31in1999,thetimeofcumulativereleasingwas841h,thetotalamountofreleasingwas82001m3,theaver-agereleasedeachdaywas2103m3,thehighestconcentrationofgaswas63.75%.Itisshownthattheone-hole-many-usestechniquenotonlyreachesthepurposeofeliminatingtheoutstanding,butalsoregardscoalbedmethaneasenergy.4ConclusionsThetechnologyofcoordinatedminingofcoalandcoalbedmethaneisthekeyforsolvingcoalbedmethanemigration.“Fracturingantireflection”and“pressurereliefantireflection”arethetwomodesofcoalbedmethanemining.Thecurrentreservoirfracturingtechnique,“pseudo-reservoir”stimulating,separatelayerfracturingandcombinedlayerdischargetechniquearethemainformsoffracturingantireflection.“Keystratum”andthe“protectivelayer”miningtechniquesarethemainformsofpressurereliefanti-reflection.Differentgeologicalconditionsandcoal-miningmodelsdeterminethedifferentmodelsofcoalbedmethanedevelopment.Thesetechnologieshavetobefurtherimprovedafterthestudy.8'