采礦082設(shè)計(jì)城郊說明書新

礦區(qū)概地理位置將口鄉(xiāng)的一部分。南北長(zhǎng)約4.1km，東西寬約7.3km，井田面積約32.53km2。礦井北臨陳四樓井田，南接新橋井田，地理坐標(biāo)為：東經(jīng)116o17′30″～116o25′21″33o53′52″～95km55km1-1東省山江蘇省河碭商丘芒安南夏徐州薛順茴城郊淮北永城亳省徽宿渦省 圖1- 城郊礦交通位置地貌+31～+34m之間，相對(duì)2～3m93m工業(yè)廣場(chǎng)標(biāo)高+32m水文m（196389日年平均水位標(biāo)高+30.39m，最大流量384m3/s（196389日，1～2m3/s。其上游永城市段常年關(guān)閘蓄水，致使下游斷流無水。氣象及34o附近，屬半干旱、半濕潤(rùn)季風(fēng)型氣候，蒸發(fā)量大于降雨量，干濕差14.3C41.5C，日最低氣溫為-23.4C降水量962.9mm，年最大降水量1518.6mm，年最小降水量556.2mm。大氣降水量多集中在7～8月份，可占全年降水量的50%以上，年蒸發(fā)量1808.9mm。永城地區(qū)受影響不大，烈度小于6度。礦井電源及水源礦區(qū)內(nèi)現(xiàn)有永城縣電廠裝機(jī)容量1.5萬kW供本縣工農(nóng)業(yè)用電在建的永城縣140kV220kV變電站供給。社會(huì)概況井田地質(zhì)特地層（O2（C2C3，二疊系（Kz中奧陶統(tǒng)490.42m中石灰統(tǒng)、本溪組4.54～11.42m8.21m上石灰統(tǒng)太原組135.7～159.2m145.82m下二疊統(tǒng)山西組2煤層為本井田的主要可采煤層。下二疊統(tǒng)下石盒子組m上二疊統(tǒng)上石盒子組747.59m上二疊統(tǒng)石干峰組第三系（N1（N2第四系（Qp全新統(tǒng)（Qh27.18～48.90m34.17m，以粘土、亞粘土為主，夾細(xì)砂及亞粘土。地質(zhì)構(gòu)造地層產(chǎn)狀比較平緩，地層傾角一般在3°～11°，平均5°。井田范圍內(nèi)有兩條斷層，分別45～68m，兩條斷層中間的塊段被抬升。水文地質(zhì)條44.29m的粘土隔水層，對(duì)礦床一般無充水影響。本井田斷層富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情況下不會(huì)發(fā)生大的導(dǎo)水。280m3/h476m3/h地溫井田內(nèi)地溫僅隨深度的增加而增加。井田的平均地溫梯度為2.67°C/100m，從地溫梯煤層特煤層埋藏條件煤層為東西平均傾角為5°，高差為400m左右煤層底板較平緩起伏小。本井田的主要含煤地層為下二疊統(tǒng)山西組（P1s。下二疊統(tǒng)山西組（P1s）含二煤組由1～3個(gè)分層組成，分層編號(hào)從下至上分別為二1、二2、二3，二2煤層平均厚度為5.1m3.8%2煤層賦存于山西組的中部，層位穩(wěn)定，屬主要可采煤層。煤質(zhì)21.47t/m3二2煤層以亮煤、鏡煤為主，暗煤次之，絲炭少量。鏡煤呈薄層狀或小透鏡狀與亮煤及中以凝膠化物質(zhì)為主，占有機(jī)質(zhì)的84%～98%；絲炭組分次之，占有機(jī)質(zhì)的2%～16%；無22.977%2.648%。2煤層為無煙煤，首先可作為化工用煤，包括氣化用煤及發(fā)生爐煤氣用煤和化肥用煤層頂?shù)装宥?煤層直接頂，底板多為細(xì)中粒砂巖，厚層狀泥巖（厚度一般大于5m，局部為砂60MPa，巖石的完整性，穩(wěn)定性較好，頂板易瓦斯煤塵9.722煤層為低中灰、高發(fā)熱量、特低硫、特低磷的優(yōu)質(zhì)無井田境井田境界劃分原充分利用自然條件進(jìn)行劃分，如地質(zhì)構(gòu)造（斷層）井田境井田尺5°。礦井儲(chǔ)量計(jì)井田勘探類礦井工業(yè)儲(chǔ)1）式中Zz——

ZzMF

(2-M——F————煤容重，t/m3。（2）

Zz5.132.531.47/cos5礦井工業(yè)儲(chǔ)量可用式（2-2）ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22Z333

式中Zg——礦井工業(yè)資源/Z122b——控制的資源量中經(jīng)濟(jì)的基礎(chǔ)儲(chǔ)量；Z2m11——探明的資源量中邊際經(jīng)濟(jì)的基礎(chǔ)儲(chǔ)量；Z2m22——控制的資源量中經(jīng)濟(jì)的基礎(chǔ)儲(chǔ)量；Z333k——k0.70.9。Z111bZz60%70%102.82MtZ122bZz30%70%51.41MtZ2m11Zz60%30%44.07MtZ2m22Zz30%30%Z333kZz10%kZg102.8251.4144.0722.0322.03礦井煤柱損20mZLbM

式中Z——————24851mZ邊24851202-12.4a24400m×600m方形工廣場(chǎng)的中心由于受斷層影響大致處在井田偏右的位置傾向位于煤732m93m32m風(fēng)井地表建筑物均布置在工業(yè)廣場(chǎng)內(nèi)工業(yè)廣場(chǎng)按Ⅱ級(jí)保護(hù)留帶寬度為15。2-2。2-1工業(yè)場(chǎng)地占地面積指井型（占地面積指標(biāo)（公頃/10240表2- 巖層移動(dòng)廣場(chǎng)中心深度煤層厚度沖擊層厚度ψδγβ2-1ⅡⅡⅠⅡ圖2- 工業(yè)廣場(chǎng)保護(hù)煤CAD量的梯形的面積是：S=1.46Z工SM式中Z工——

(2-S——M——煤層厚度，——煤的容重，1.47——

Z工1.465.11.472-3表2- 斷層保護(hù)煤柱留設(shè)方H≥505030m≤H≤5030H＜30這兩條斷層的富水性較差，F(xiàn)120～35m30m，F(xiàn)2斷層落45～68m50m。則其煤柱損失為：Pf13.3935.11.47Pf22.9125.11.47m100m×100m4.68Mt礦井可采儲(chǔ)礦井設(shè)計(jì)資源儲(chǔ)量按式（2-5）式中Zs——礦井設(shè)計(jì)資源/

ZsZg

(2-P1——斷層煤柱、防水煤柱、井田邊界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱損失量之和Zs242.361.532.19ZkZsP2)CZsZ式中Zs——P2——工業(yè)場(chǎng)地和主要井巷煤柱損失量之

(2-80%

Zk(ZsP2)C(234.910.998.464.68)0.8上下山的儲(chǔ)量計(jì)2-4。表2- 上下山儲(chǔ)工業(yè)儲(chǔ)量設(shè)計(jì)儲(chǔ)量設(shè)計(jì)可采儲(chǔ)量礦井工作制修16礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力及服務(wù)年確定依據(jù)礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能5°裝備先進(jìn)煤質(zhì)為優(yōu)質(zhì)無煙煤交通便利市場(chǎng)需求量大經(jīng)濟(jì)效益好宜建大型2.4a。礦井服務(wù)年限ZkATTZk/(AK

(3-式中T——Zk——A——礦井的設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力，MtK——1.3T168.62/(2.41.3)（注：確定井型要考慮備用系數(shù)的原因是因?yàn)榈V井每個(gè)生產(chǎn)環(huán)節(jié)有一定的富裕能力，井型校核3-1。表3- 我國(guó)各類井型的礦井和第一水平設(shè)計(jì)服務(wù)年600————由本設(shè)計(jì)第四章井田開拓可知，礦井是單水平上下山開采，水平在-715m，上山的服

井田開拓的基本問、立礦井提升通風(fēng)排水和動(dòng)力供應(yīng)等生產(chǎn)系統(tǒng)這些用于開拓的井下巷道的形式、、確定礦井開采程序，做好開采水平的合理確定礦井通風(fēng)、及供電系統(tǒng)） ）主采煤層為近水平煤層（5°；93m32m400m2.4Mt/a井筒形式的確定4-1。表4- 井筒形式比1環(huán)節(jié)和設(shè)備少、系統(tǒng)簡(jiǎn)單、費(fèi)用低23井巷工程量少，省去排水設(shè)備，大大減少了排4施工條件好，掘進(jìn)速度快，加快建井工期。112地面工業(yè)建筑、井筒裝備、井底車場(chǎng)簡(jiǎn)單、延32通風(fēng)線路長(zhǎng)、阻431不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯和水文地質(zhì)等自然條件限制。2井筒短，提升速度快，對(duì)輔助提升特別有利。3層或流沙層時(shí)，井筒容易施工。41井筒施工技術(shù)復(fù)2井筒位置的確定沿井田的有利位，免穿過村鎮(zhèn)居民區(qū)古跡保護(hù)區(qū)陷落區(qū)或采空區(qū)洪水浸入?yún)^(qū)盡量避免橋涵工程，，附近有河流或水庫時(shí)要考慮避免一旦決堤的及防洪措施工業(yè)場(chǎng)地的位置2-1地面積為24公頃，形狀為矩形，取400m×600m，長(zhǎng)邊沿井田開采水平的確定2煤層，其它煤層不可采。二2煤層屬近水平煤層，平均傾角為5°，煤層埋藏最深處達(dá)-840m，最淺處為-400m440m。由于本礦井瓦斯小，采區(qū)的劃分圖4- 井田開拓方案

方案1立井單水平上下山（-715m水平巖層

方案2立井單水平上下山（-700m水平煤層

方案3立井兩水平

方案4立井兩水平立

圖4- 井田開拓方案礦井開拓方案比較1：立井單水平上下山（-715m水平巖層大巷；-700m-715m2：立井單水平上下山（-700m水平煤層大巷；3主、副、風(fēng)井均為立井，工廣在-680m煤層之上，暗斜井延深，第一水平標(biāo)高在-680m，部分為煤層大巷，部分為巖層大巷，第二水平標(biāo)高在-840m水平，巖層大巷。4m，部分為煤層大巷，部分為巖層大巷，第二水平標(biāo)高在-840m水平，巖層大巷。12采用立井單水平開采，能充分利用開采水平的井巷和設(shè)施，節(jié)省了開5能會(huì)造成，同時(shí)工作面連續(xù)推進(jìn)距離也比較長(zhǎng)。方案1和方案2的區(qū)別在于方案1大巷布置在-715m2大巷布置在-700m水平，部分為煤層大巷，1布置煤層大巷可以早出煤，同時(shí)減少了貫通煤層的巷道工程量，但是煤層大巷較難；方案2布置巖層大巷，貫通煤層的巷道工程量大，但是比煤巷好。方案3和方案4第一水平有部分大巷布置在煤層里（煤層和煤層頂?shù)装逵捕容^大，維124-2表4- 方案1和方案2的粗略比費(fèi)總費(fèi)用費(fèi)用/元數(shù)344-3表4- 方案3和方案4的粗略比方案方案//6費(fèi)用/費(fèi)用/4-24-31243。24有差別的建井工程量、生產(chǎn)經(jīng)營(yíng)工程量、基建費(fèi)、生產(chǎn)經(jīng)營(yíng)費(fèi)分別4-4～4-74-8。表4- 建井工程方案方案主井井筒副井井筒風(fēng)井井筒井底車場(chǎng)煤層大巷0巖層大巷0主井井筒0副井井筒0風(fēng)井井筒煤層大巷0巖層大巷 井底車場(chǎng)0石門0表4- 基建費(fèi)用項(xiàng)方案方案工程量單價(jià)/1費(fèi)用/工程量單價(jià)/1費(fèi)用/0000小計(jì)/0000000000小計(jì)/共計(jì)/表4- 生產(chǎn)經(jīng)營(yíng)工程//大巷/萬大巷/萬m·a排水/4-7生產(chǎn)經(jīng)營(yíng)費(fèi) 工程量/單價(jià)/費(fèi)用/工程量/單價(jià)/費(fèi)用/8108.680元48.380元350元總表4- 費(fèi)用匯總費(fèi)用/百分率費(fèi)用/百分率主、副井布置在巖層中，費(fèi)用較低，故未對(duì)比其費(fèi)用的差別4）1442高46.8%，且其總費(fèi)用也要比方案1高16.4%。煤層為近水平，且涌水量小，所以下山開采的劣勢(shì)不是很明顯。綜合經(jīng)濟(jì)、技術(shù)和安全面的考慮，方案1是最優(yōu)方案。水平尺寸235m2278125m2025m礦井基本巷井筒5個(gè)井筒，分別為主井、副井、3主井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑6.5m，凈斷面積33.18m2，井筒內(nèi)裝備兩4-9。圖4- 主井井筒斷表4- 主井井筒特征 2.416t6.5 77733.184505044.1844.18副井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑7.2m，凈斷面積40.71m2，井筒內(nèi)裝備一4-4所示，主要參數(shù)4-10 副井井筒斷面布置表4- 副井井筒特征 2.41t礦車雙層四車窄罐籠1t礦車雙層四車寬罐籠帶平7.2 74240.71500120066.4778.54井線 井線 100圖4- 風(fēng)井井筒斷面布置表4- 風(fēng)井井筒特征2.426.42526.4274719.63開拓巷道。射厚度100mm。各主要開拓巷道的斷面尺寸，均按設(shè)備的外形尺寸以及《煤礦安全規(guī)（2006年版）1920條有關(guān)安全間隙的要求而確定，并按通風(fēng)要求驗(yàn)算其風(fēng)。1）大以便于膠帶輸送機(jī)的的維修，不設(shè)人行道。大巷的斷面和特征表如圖4-6所示，B1bd1d2d3式中B1——大巷寬度b——輸送機(jī)邊緣至巷道壁的最小距離，主要巷道取800d1——膠帶輸送機(jī)寬度，d1＝1400+120=1520mm；d2——直流架線式電機(jī)車的寬度，d2＝1060mm；d3——直流架線式電機(jī)車與皮帶機(jī)間距，d3＝310mm；c——910mm。

(4-B1

0015201060大巷斷面特征斷錨桿煤凈掘?qū)捀咝问骄嘀睆綐渲笙锩棵坠こ塘考安牧舷牧浚ǜ? 量（個(gè)煤圖4- 大巷斷面設(shè)2）B2abd1d2

(4-式中B2——軌道大巷寬度，mm；a——1300mm；b——車輛邊緣至巷道壁的最小距離主要巷道一般取580mm，采區(qū)巷 般取300～500mm，本斷面取610mm；d1、d2——直流架線式電機(jī)車的寬度，d1＝d2＝1060c——直流架線式電機(jī)車的間距，630mmB2

軌道大巷的斷面和特征表如圖4-7所示，回風(fēng)石門選用的斷面與軌道大巷相同。軌道大巷斷面特征斷錨桿凈掘?qū)捀咝问骄嘀睆綐渲壍来笙锩棵坠こ塘考安牧舷牧浚ǜ? 量（個(gè)圖4- 軌道大巷斷面設(shè)井底車場(chǎng)及硐室 根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計(jì)規(guī)范》4.2.1要求大巷采用固定式礦車時(shí)，宜采用環(huán)形車場(chǎng)當(dāng)?shù)酌禾亢洼o助分別采用底卸式及固定式礦車時(shí)宜采用折返與環(huán)4-8所示。2圖4- 井底車場(chǎng)平面大型礦井的副井空重車線的長(zhǎng)度應(yīng)為1.0～1.5列車長(zhǎng)輔助采用MG1.1-6A型1.0t固定箱式礦車，其尺寸為2000×880×1150。電機(jī)車選用ZK10-6/550直流架線式4500×1060×155015節(jié)車廂。L＝4500＋2000×15＝34500mm＝34.5m副井空重車線的長(zhǎng)度應(yīng)≥34.5×1.5=51.75m所選車場(chǎng)的副井空車線的長(zhǎng)度L1＝260m>51.75m，所選車場(chǎng)的副井重車線的長(zhǎng)度＝240m51.75m，符合要求。2.4Mt0.207273t，所以需要煤倉容量為1455t8m30m1508t，能夠滿足礦井生產(chǎn)、副井系統(tǒng)硐室由水泵房水倉清理水倉硐室變電所調(diào)度及等候室組成，、50m280m3/h476m3/h0Q47680QS

(4-Q——S——水倉有效斷面積，8.15L——水倉長(zhǎng)度，682mQ8.15682由上面計(jì)算得知：QQ0、、準(zhǔn)備方式—煤層地質(zhì)特帶區(qū)位置帶區(qū)煤層特征21.47t/m3。本煤層瓦斯涌出量較小，煤塵有性，無自然發(fā)火傾向煤層頂?shù)装鍘r層構(gòu)造情況二2煤層直接頂，底板多為細(xì)中粒砂巖，厚層狀泥巖（厚度一般大于5m，局部為砂60MPa，巖石的完整性，穩(wěn)定性較好，頂板易水文地質(zhì)20m的邊界煤44.29m的粘土隔水280m3/h476m3/h地質(zhì)構(gòu)造首采帶區(qū)煤層底板的起伏波動(dòng)很小煤層傾角3o～6o東一帶區(qū)以F1斷層為邊界，地表情況帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系帶區(qū)準(zhǔn)備方式的確定1）巷道布置簡(jiǎn)單，巷道掘進(jìn)和費(fèi)用低、投產(chǎn)快2）系統(tǒng)簡(jiǎn)單，占用設(shè)備少，費(fèi)用少，通風(fēng)線路短方向轉(zhuǎn)折變化少，同時(shí)使巷道交叉點(diǎn)和風(fēng)橋等通風(fēng)構(gòu)筑物也相，長(zhǎng)距離的傾斜巷道，使掘進(jìn)及輔助、行人比較現(xiàn)有備都是按長(zhǎng)壁工作面的回采條件設(shè)計(jì)和制造的不能完全適應(yīng)傾斜長(zhǎng)帶區(qū)巷道布置2200m2278m10200m10m215m。22105→22107→221094）帶區(qū)內(nèi)各分帶的運(yùn)煤斜巷鋪設(shè)B=1400mm的膠帶輸送機(jī)，煤炭到大巷膠 采用固定箱式礦 5-1圖5- 帶區(qū)巷道布置帶區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)22105工作面→分帶運(yùn)煤斜巷→帶區(qū)煤倉→大巷→井底煤倉→主→輔助系地面→副井罐籠→井底車場(chǎng)→軌道大巷→材料車場(chǎng)→分帶運(yùn)料斜巷→→→→22105→22105分帶運(yùn)煤斜巷→大巷→風(fēng)井地面變電站→副井→變電所→軌道大巷→分帶運(yùn)料斜巷→移動(dòng)變電站→工作面設(shè)置兩臺(tái)125D-60×3型水泵一臺(tái)使用一臺(tái)備用在井底水泵房設(shè)置兩臺(tái)D450-60×9工作面→分帶運(yùn)料斜巷→軌道大巷→井底水倉→副井→帶區(qū)內(nèi)巷道掘進(jìn)方法BKJ66-11NO4.5型局部通風(fēng)機(jī)，帶區(qū)生產(chǎn)能力及采出率200m5.1m0.8m65m330d0A330HLanC0

(5-式中A0——H——采煤機(jī)割煤高度，5——煤層容重，1.47t/m3；L——工作面長(zhǎng)度，200m；a——采煤機(jī)截深，0.8m；n——工作面晝夜進(jìn)刀次數(shù)，6C——0.95。把數(shù)據(jù)帶入5-1得：A0

AK1K2

(5-式中A——K1——工作面不均衡系數(shù)，帶區(qū)內(nèi)同采的只有一個(gè)工作面，取K2——帶區(qū)內(nèi)掘進(jìn)出煤系數(shù)，取把數(shù)據(jù)帶入5-2得：A3Mt/2.4Mt/a2.43Mt/a，完全能夠滿足礦井的產(chǎn)量要求。5-3帶區(qū)采出率帶區(qū)實(shí)際采取煤量帶區(qū)工業(yè)儲(chǔ)量帶區(qū)內(nèi)工業(yè)儲(chǔ)量為：34.78帶區(qū)內(nèi)實(shí)際采出煤量為：28.96Mt；5-3得：

(5-k28.96/34.78（帶0.750.80.8583.3%規(guī)定。帶區(qū)車場(chǎng)選型設(shè)確定帶區(qū)車場(chǎng)形式44m可以進(jìn)分帶運(yùn)料斜巷再進(jìn)入工作面絞車房與大巷相連并設(shè)有調(diào)節(jié)風(fēng)窗滿足車房通風(fēng)的要求。151573468圖5- 帶區(qū)材料車場(chǎng)示意帶區(qū)主要硐室布置1）300mm，其容量為：式中Q——

QQ0

(5-m（M——B——進(jìn)刀深度，0.8——C0——工作面綜采回采率厚煤層取Q1012050.95Q25Q255m25m721t。采煤工藝方帶區(qū)煤層特征及地質(zhì)條件首采帶區(qū)煤層為二2煤層，煤層平均厚度為5.1m，煤層傾角3o～8o，平均為5o，為近1.47t/m3。首采帶區(qū)內(nèi)煤層底板起伏不大，以F1斷層為邊界，帶區(qū)內(nèi)無斷層，無陷落柱，地質(zhì)構(gòu)造簡(jiǎn)單。m，局部為砂60a管理，底板一般不易發(fā)生底鼓。280m3/h476m3/h。確定采煤工藝方式、生產(chǎn)安全合理布置巷道建立妥善的通風(fēng)行人以及防火防塵防瓦斯、防水和處理各種事故的系統(tǒng)和措施。正確確定和安排采煤工藝過程，切實(shí)防止,冒頂、、2.0～3.5m，回采工作面煤壁增壓小，煤壁穩(wěn)定，生產(chǎn)環(huán)節(jié)良好；工作面93%～97%以上。分層開采人工鋪網(wǎng)勞動(dòng)強(qiáng)度大，費(fèi)用大；加劇緊張的，需要等到再生頂板穩(wěn)定后放頂煤工藝回采率低，再加上礦井平均煤厚為5.1m，賦存穩(wěn)定，因此選擇一次采全高回采回采工作面參數(shù)5.1m5m，頂部留煤皮。為寬5m3m，斷面面積為15m2；分帶運(yùn)煤斜巷為寬5m3m，斷面面積為15m2。5m采煤工作面設(shè)備選型6-1表6- 工作面配套設(shè)備2.4Mt330d/a0.5～0.7kW·h/t，則：

Q7272.7/(1860%)673.4t/N673.4(0.5~0.7)336.7~471.38

(6-MG750/1915-WD電牽引采煤機(jī)，詳細(xì)技6-2。；形尺寸和牽引方式與采煤機(jī)相匹 ；Q60vMB式中Q——v——4M——采煤厚度，5B——0.8——煤的體積質(zhì)量，1.47

(6-Q60450.81.470.91270t/2000t/h6-3表6- 采煤機(jī)技術(shù)特征項(xiàng)單數(shù)型采m截mm22m量m表6- 刮板輸送機(jī)技術(shù)特征項(xiàng)單數(shù)型mV6-4表6- 雙向割煤與單向割煤的優(yōu)缺點(diǎn)比優(yōu)缺5m0.8m后停機(jī)；將支架拉過并順序移溜頂過機(jī)頭（機(jī)尾）后調(diào)換上、下滾筒位35m6-1所示。 2

A-A-AAAA2A- 2

A-A-A AA A 2A-圖6- 割三角煤端部斜切進(jìn)刀方式示意采煤工作面支護(hù)方式ZY8640/25.5/55型二柱支撐掩護(hù)支架及其相配套的端頭支架。工作面機(jī)頭、機(jī)尾分別61151216-5。表6- 支架主要技術(shù)特 mmmtHmaxhmax式中Hmax——hmax——S1偽頂或浮煤冒落厚度，S1=0.2～0.3m

(6-Hmax5.550.3

hminS2a

(6-式中Hmin——hmin——煤層最小采高S2——頂板最大下沉量，取200a——50b——50mm

H

2.5550.20.050.058倍進(jìn)行計(jì)算，上覆巖層所需的支護(hù)強(qiáng)度按下式計(jì)算：式中F——

F8HRg

(6-H——工作面最大采高，5.3R——上覆巖層密度，2400kg/m3；g——重力系數(shù)，9.8N/kgS——支架的支護(hù)面積，8.1F

kN

8640kN8倍采高驗(yàn)算所需的工作阻力，所以該支架能夠滿足支護(hù)要求工作面供液由EHP-3K200/53型液泵提供液泵壓力為31.5MPa推溜采用雙向成組推溜每組設(shè)置為12最大水平彎曲1o～2o，垂直彎曲不超過3o，25m0.8m，嚴(yán)禁從兩頭向中間推溜，以免造成溜子中間鼓起搭橋。拉架滯后底滾筒3～5架，如果頂板壓力過大或有冒頂時(shí)，應(yīng)及時(shí)追機(jī)移（3～5架端頭支護(hù)及超前支護(hù)方式ZT7500/18/366-66-6端頭支架主要技術(shù)特征見mmmt工作面采用DZ35-20/110Q型單體支柱加鉸接頂梁進(jìn)行超前支護(hù)。單體支柱6-7。表6- DZ35-20/110Q型單體支柱技術(shù)特征參有無單20m800mm20m800mm3m800mm的戴帽點(diǎn)柱（用單體柱用規(guī)格柱帽。打好柱要上好繩并將柱與頂網(wǎng)或鋼帶用10#鐵絲捆緊，以防柱倒傷人。1.8m0.7m2m處，50m70m以外。各工藝過程注意事項(xiàng)長(zhǎng)度在1m以下，最突出部分不超過200mm，無馬棚、頂?shù)装迤街?，如無特殊需要，每循環(huán)頂?shù)装迮c上一個(gè)循環(huán)頂?shù)装邋e(cuò)差過±50mm。機(jī)頭、機(jī)尾各10m要平緩過渡，移架質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)：支架拉過后必須成一直線，其偏差不得超過±50mm。架間距要均勻，中心距偏差不超過±100mm。支架頂梁與頂板平行支設(shè)，最大仰俯角＜7°，相鄰支架間不能有明顯錯(cuò)差（2/3200mm。為0.8m，以確保截深及產(chǎn)量和工程質(zhì)量。推移工作面刮板輸送機(jī)時(shí)，必須距采煤機(jī)底滾筒50m，清煤人員必須面向機(jī)尾注意刮板輸送機(jī)、頂板、煤幫情況，以防發(fā)生意外。3臺(tái)端頭支架，其滯后普通支架一個(gè)循環(huán)，又因端頭至超前支20m段是壓力集中區(qū)，特制訂以下管理措施。采空區(qū)采用自然垮落法處理，若機(jī)頭端頭老塘懸頂面積大于8m2而不垮落，必須將錨在各點(diǎn)落煤處加設(shè)緩沖裝置4m/min150～200mm機(jī)組要掌握好采高，嚴(yán)禁割底割頂各級(jí)機(jī)嚴(yán)格把關(guān)，雜物（板皮、木料）進(jìn)入運(yùn)煤系統(tǒng)頂板及礦壓觀測(cè)措作面所有支架拉過后必須升緊達(dá)到初撐力；區(qū)段巷道超前工作面40m加強(qiáng)，對(duì)于失回采工作面正規(guī)循環(huán)作業(yè)5m10m隨巷道頂?shù)装迤骄忂^渡，循環(huán)進(jìn)度0.8m（一個(gè)班檢修，三個(gè)班生產(chǎn)，均執(zhí)行現(xiàn)場(chǎng)交制，每班有效工時(shí)為八個(gè)小時(shí)6-8表6- 工作面勞動(dòng)組織332322228111機(jī)2225端頭33344111循環(huán)產(chǎn)量按6-2、6-3、6-4計(jì)算Q1L1SM1Q2L2SM2CQQ1Q2

(6-(6-(6-式中Q1

——5m——Q——L1——5m采高段傾斜長(zhǎng)度，180L2——工作面過渡段傾斜長(zhǎng)度，10S——循環(huán)進(jìn)度，0.8M1——工作面中段采高，5M2——4——煤的容重，1.47C——工作面可采范圍內(nèi)回采率，95%Q1

Q2200.841.470.95QQ1Q21005.48日產(chǎn)量Q日循環(huán)數(shù)6-9表6- 工作面主要技術(shù)經(jīng)濟(jì)指1m2m534m5t6個(gè)67t8t/9m3/萬%元回采巷道布回采巷道布置方式2.4Mt/a，根據(jù)以風(fēng)定產(chǎn)的要求以及后面通風(fēng)U型通風(fēng)方式。工作面回采巷道布置5m10m的帶區(qū)邊回采巷道支護(hù)參數(shù)1）5m3m15m25mm15m2。20mm2.4m，桿M22Ф20—M22—2400。Z2360（后放28mm1300mm。Ф16mm100mm4.8m，規(guī)格型Ф16—4800—100—6。150×150×8mm30o角，其余與頂板垂直。網(wǎng)片規(guī)格：采用鐵絲編織的菱形金屬網(wǎng)護(hù)頂，規(guī)格型號(hào)斜巷采用50×50mm、5.2×1.1m，輔助斜巷采用50×50mm、5.2×1.1m0.8m100mm錨索：?jiǎn)胃摻g線，Ф15.24mm，長(zhǎng)度7.3m，加長(zhǎng)錨固，采用三支錨固劑，一支規(guī)格為K2335（先放兩支規(guī)格為Z2360（后放。錨索矩形布置，每排2根，排距2m，間距3m。錨桿形式和規(guī)格：斜巷煤柱側(cè)為Ф18mm圓鋼錨桿，長(zhǎng)度2m，桿尾螺紋為M20，規(guī)M16Ф18—M16—2000。Z2360690mm托盤：采用拱形高強(qiáng)度托盤，規(guī)格為120×120×6mm200×300×50mm30mm10o，其余的與巷道垂直。網(wǎng)片規(guī)格：斜巷兩側(cè)掛鐵絲編織金屬網(wǎng)護(hù)幫，規(guī)格型號(hào)：50×50mm、3.7×1.1m。3m，嚴(yán)禁空班支護(hù)。如出現(xiàn)幫破碎，幫錨桿必須跟緊頂支護(hù)。分帶運(yùn)煤6-2、6-3所示。Ф16-7300錨Ф20-M22-2400錨Ф18-M16-2000錨 Ф18-M20-2000錨 圖6- 分帶斜巷斷面Ф16-7300Ф20-M22-2400Ф18-M16-2000錨 Ф18-M20-2000錨 圖6- 分帶運(yùn)料斜巷斷面概井下原始數(shù)18h330d1115m距為2229m；從大巷到井底煤倉平均運(yùn)距為1568m，最大運(yùn)距3787m；主井提升782m6565.14t，掘進(jìn)工作面日產(chǎn)量656.5t，運(yùn)煤系統(tǒng)各環(huán)節(jié)能力要大于工作面的生產(chǎn)能力。井下系煤炭系帶區(qū)工作面系統(tǒng)工作面→分帶運(yùn)煤斜巷→帶區(qū)煤倉→大巷→井底煤倉→主井→面掘進(jìn)工作面煤炭系統(tǒng)掘進(jìn)工作面→分帶運(yùn)煤斜巷／分帶運(yùn)料斜巷→大巷→井底煤倉→主→輔助系工作面輔助系統(tǒng)副井→井底車場(chǎng)→軌道大巷→帶區(qū)材料車場(chǎng)→分帶運(yùn)料斜巷→掘進(jìn)工作面輔助系統(tǒng)副井→井底車場(chǎng)→軌道大巷→帶區(qū)材料車場(chǎng)→煤炭方式和設(shè)備的選煤炭方式的選選擇礦井方式和設(shè)備應(yīng)符合以下原則配合，以及局部與總體的統(tǒng)一；必須到井上下兩個(gè)環(huán)節(jié)設(shè)備能力基本一致設(shè)計(jì)時(shí)應(yīng)合理地選擇不均勻系和設(shè)備能力備用系數(shù)為緩和井上下兩個(gè)環(huán)節(jié)的生產(chǎn)不均勻性或不連續(xù)要采取一系統(tǒng)盡量簡(jiǎn)化，注意盡量減少的次數(shù)必須在決定主要的同時(shí)統(tǒng)一考慮輔助是否合理經(jīng)濟(jì)本礦設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力2.4Mt/a，屬于大型礦井，高產(chǎn)高效，集中生產(chǎn)。為保證煤流的連續(xù)帶區(qū)煤炭設(shè)備選型及驗(yàn)1）7-17-27-5。表7- 工作面設(shè)備配套選型機(jī)分帶巷膠帶輸送DX7-2工作面刮板輸送機(jī)技術(shù)特征項(xiàng)單數(shù)型mVm表7-3機(jī)技術(shù)特征mV長(zhǎng)寬高表7- 破碎機(jī)技術(shù)特征tV1000表7- 分帶運(yùn)煤斜巷膠帶輸送機(jī)技術(shù)特征DXV2）能力驗(yàn)大巷設(shè)備選擇DX7-6表7- 大巷帶式輸送機(jī)主要技術(shù)參數(shù)ST250041:1:1CST3800（防爆 3輔助方式和設(shè)備選輔助方式選減少輔助環(huán)節(jié)及次數(shù)減少輔助人員，提高效率輔助設(shè)備選MG1.1-6A1.0tZK10-6/250-4型直流架線式電機(jī)車，每列車15節(jié)車箱。輔助采用MPC15-6型平板車、MC1-6A型材料車和PRC-12型平巷人車。7-7～7-12表7- 1.0噸固定箱式礦車具體參項(xiàng)單型容t軌軸質(zhì)表7- ZK10-6/250-4型直流架線式電機(jī)車基本參數(shù)及尺單型t軌N速最牽引型V臺(tái)2表7- MP1-6型平板車具體參項(xiàng)單型tt軌軸質(zhì)表7- JW1600/80無極繩絞車主要技術(shù)特征V表7- MC1-6A型材料車具體參項(xiàng)單型MC1-tt軌軸質(zhì)表7- PRC-12型平巷人車具體參項(xiàng)單型乘坐人數(shù)（每節(jié)車人度軌軸質(zhì)3礦井提升概2.4Mt/a54.04a主采二2煤層，煤層厚度5.1m，地質(zhì)條件簡(jiǎn)單，礦井屬于低瓦斯礦井，各煤層均無煤16h330d礦井開拓方式為立井單水平上下山開拓，水平標(biāo)高為-715m，主井直徑為6.5m，凈斷面33.18m2，副井直徑為7.2m，凈斷面40.71m2采用箕斗提升副井采用罐籠提升。主副井提主井提升2.4Mt/a，屬大型礦井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井長(zhǎng)度797m，主井內(nèi)裝備兩套型號(hào)為JDG16/150×4Y帶平衡錘的16t箕斗提煤，地面設(shè)井塔式多2.5/6（Ⅱ8-18-28-3。8-1表8- JDG16/150×4Y箕斗技術(shù)特項(xiàng)單參型tmt表8- JKM-2.5/6（Ⅱ）多繩摩擦式提升機(jī)技術(shù)特征項(xiàng)單參型號(hào)mm3m數(shù)量條4間距外形尺寸（長(zhǎng)×寬×高m表8- 主井提升鋼絲繩技術(shù)特征項(xiàng)單參型中大小N鋼絲破斷拉力總和（不小于N—設(shè)有一個(gè)井底煤倉，總?cè)萘繛?508t。煤倉下裝有兩臺(tái)KS-18/15型防爆往復(fù)式定量倉短提升循環(huán)時(shí)間，安全可靠等優(yōu)點(diǎn)。在主井井塔內(nèi)卸載位置對(duì)應(yīng)2個(gè)箕斗分別安裝有2套16t，設(shè)有煤位及煤流訊號(hào)裝置，受煤倉下安裝有兩臺(tái)電動(dòng)給煤機(jī)。、提升機(jī)卷筒體積龐大而笨重給制造安裝等帶來很大的不便摩擦提升與之相比，、HHSHZHX

(8-式中H——HZ——裝載高度，30m；HX——卸載高度，20m。

H7473020797HVmH

(8-式中Vm——

Vm11.29m/TxVm/aH/Vm

(8-式中TX——一次提升循環(huán)估算時(shí)間，s；a——0.8m/s2；Tx11.29/0.8797/11.2930114.7

Ns3600/

(8-式中Ns——小時(shí)提升次數(shù)。

Ns3600114.731AsAncc/(BnTv

(8-式中As——小時(shí)提升量An——設(shè)計(jì)年產(chǎn)量，240c——cr——提升備用系數(shù)Bn——年工作日，330Tv——日提升時(shí)間，16hAs24010000

QAs/(2Ns

(8- As——小時(shí)提升量，t；Q——一次合理提升量，t；Ns2——Q768.18/(231)12.398-416t表8- 提升參副井提升757m1t1t礦車雙層四車寬罐籠。1t礦車雙層四車窄罐籠選用的型號(hào)為GDG1/6/2/4，其技術(shù)特征見表8-5。1t礦車雙層GDG1/6/2/4K8-6。8-2。8-3。表8- GDG1/6/2/4罐籠技術(shù)參數(shù)項(xiàng)單參型型—車輛4人t表8- GDG1/6/2/4K罐籠技術(shù)參數(shù)項(xiàng)單參型型—車輛4人t26045125礦井通風(fēng)系統(tǒng)的確礦井通風(fēng)系統(tǒng)的基本要求可以獨(dú)立通風(fēng)的礦井，采（帶）礦井通風(fēng)方式的選擇9-1。km， 表9- 通風(fēng)方式比煤層較（4km井礦井通風(fēng)方法的選擇39-2。9-2通風(fēng)方式分風(fēng)阻大、風(fēng)量調(diào)節(jié)由第一水平的壓入式過渡到深部水平的抽出式有一定帶區(qū)通風(fēng)系統(tǒng)的要求能夠有效地控制采區(qū)內(nèi)方向、風(fēng)量大小和風(fēng)質(zhì)1工作面回中瓦斯?jié)舛炔坏贸^必須保證通風(fēng)設(shè)施（風(fēng)門、風(fēng)橋、風(fēng)筒）要保證風(fēng)量按需分配，盡量使通風(fēng)阻力小暢通機(jī)電硐室必須在進(jìn)中回采工作面進(jìn)回風(fēng)巷道的布置下行風(fēng)設(shè)備在回風(fēng)巷運(yùn)轉(zhuǎn)安全性差 工作面通風(fēng)方式的確定U型、Y型、W型、ZU表9- 采煤工作面通風(fēng)系統(tǒng)分U一進(jìn)一回，在我國(guó)使用比較普遍，其優(yōu)點(diǎn)是結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單，巷道維修量小，工作面漏風(fēng)小定易于理但上角瓦斯容易超限工面進(jìn)回巷要提前掘進(jìn)于巷道均在煤體中，因而巷道的漏風(fēng)率減少，適用于低瓦斯礦YEWZ一進(jìn)一回，前期掘進(jìn)巷道工程量小，比較穩(wěn)定，采空區(qū)漏風(fēng)介于U型后退式UU型后退式通風(fēng)方式。礦井風(fēng)量計(jì)礦井風(fēng)量計(jì)算方法概述Q

(9-式中Q——礦井總供風(fēng)量，m3/min；NQ42601.251300m3/Q(QaQbQcQdQe)

(9-式中Qa——Qb——Qc——Qd——Qe——Kt——礦井通風(fēng)系數(shù)，包括礦井內(nèi)部漏風(fēng)和配風(fēng)不均勻等因素，一般抽出式礦取1.15～1.21.25～1.3?；夭晒ぷ髅骘L(fēng)量計(jì)算《煤礦安全規(guī)程（2006年版）規(guī)定：采區(qū)回風(fēng)道、采掘工作面回風(fēng)道中瓦斯和二氧化碳濃度不得超過1%，采掘工作面的溫度不得超過26°C?；夭晒ぷ髅嫘栾L(fēng)量應(yīng)按瓦50%。 Qa100QCH 式中Qa——4QCH——34

(9-；4aKCH——采煤工作面因瓦斯涌出量不均勻的備用風(fēng)量系數(shù)，即該工作面瓦斯絕對(duì)涌出量的最大值與平均值之比。通常，機(jī)采工作面可取1.2～1.6采工作面可取1.4～2.0；2.0～3.0。生產(chǎn)礦井可根據(jù)各個(gè)工作面正常生產(chǎn)條件時(shí)，進(jìn)行至少五晝夜；4a

Q10031.3390m3/Qa60Va式中Qa——Va——1.8

(9-18m2。aQ601.8181944m3/a表9- 采煤工作面空氣溫度與風(fēng)速對(duì)應(yīng)采煤工作面空氣溫度C采煤工作面風(fēng)速

Qa4

(9-式中Qa——N——i個(gè)采煤工作面同時(shí)工作的最多人數(shù)，人。N=45，可得：aQ445180m3/a1944m3/min。（2006年版）0.25m/s，最高風(fēng)4m/s的要求進(jìn)行驗(yàn)算。Qa0.2560式中Qa——Sa——18m2

(9-aa

Q0.256018270m3/Qa460式中Qa——Sa——18m2

(9-aa

Q4601.53600m3/Qa=1944m3/min備用工作面需風(fēng)量的計(jì)算50%。Qd0.5

972m3/掘進(jìn)工作面風(fēng)量計(jì)算根據(jù)《礦井安全規(guī)程（2006年版）規(guī)定，按工作面回風(fēng)中瓦斯的濃度不得超1%Qbi100qbi式中Qbi——iqbi——0.8Kbi——Kbi＝1.5～2

(9-

1000.81.5120m3/Qbi4式中Qbi——Ni——i50

(9-

200m3/

QbiQbsIiQbiQbsIi

(9-(9-

Qbs——Ii——S——安設(shè)局部通風(fēng)機(jī)的巷道斷面，m2BKJ66-11.N04.5170～300m3/min200m3/min，安設(shè)15m21臺(tái)。

2001915335m3/20011515425m3/由以上幾種方法計(jì)算的掘進(jìn)工作面所需風(fēng)量最大值為：巖巷335m3/min；煤巷425600.25SbiQbi604式中Sbi——15m2。225Qbi由風(fēng)速驗(yàn)算可知，335m3/min（巖巷）425m3/min（煤巷）335m3/min425m3/min硐室需要風(fēng)量的計(jì)算（2006年版）相關(guān)規(guī)定取值

100m3/80m3/

100m3/100m3/80m3/

80m3/Qc10080100其他巷道所需風(fēng)量5%，即Qe(QaQb礦井總風(fēng)量計(jì)算1）通風(fēng)容易時(shí)期和時(shí)期的確 通風(fēng)時(shí)期礦井總風(fēng)量為所以礦井總風(fēng)量通風(fēng)容易時(shí)期為4064.33m3/min，通風(fēng)時(shí)期為5670.88m3/min風(fēng)量分配（2006年版）的各項(xiàng)要求。（2006年版）對(duì)風(fēng)速的要求。1.15倍，即：備備

1.1519442235.6m3/

1.159721117.8m3/

1.15425488.75m3/掘Q1.15100115m3/掘

1.158092m3/

絞 1.158092m3/絞泵 1.158092m3/泵

1.15100115m3/火充 1.15100115m3/火充

1.15200.2230.23m3/通風(fēng)容易和時(shí)期的風(fēng)速驗(yàn)算分別見表9-5和9-6表9- 通風(fēng)容易時(shí)期井巷風(fēng)速驗(yàn)算井風(fēng)速限速備—符副—8符4符—8符—8符—8符—8符表9- 通風(fēng)時(shí)期井巷風(fēng)速驗(yàn)算井風(fēng)速限速備—符副—8符4符—8符—8符—8符—8符礦井通風(fēng)阻力計(jì)90%左右，是礦井通風(fēng)設(shè)計(jì)選擇主要通風(fēng)機(jī)的主要參數(shù)。計(jì)算原則294010%350mm足時(shí)期的通風(fēng)需要，又能在通風(fēng)容易時(shí)工況合理 容易和時(shí)期礦井最路線確通風(fēng)容易時(shí)期和通風(fēng)時(shí)期的定（1）22105（2）時(shí)期的采煤方→→→→22105工作面→分帶運(yùn)煤斜巷→大巷→回風(fēng)石門→回風(fēng)立井→地面9-1、9-2通風(fēng)時(shí)期路線副井→井底車場(chǎng)→軌道大巷→帶區(qū)材料車場(chǎng)→分帶運(yùn)料斜巷→工作面分帶運(yùn)煤斜巷→大巷→回風(fēng)石門→西翼風(fēng)井→地面通風(fēng)時(shí)期網(wǎng)絡(luò)圖及立體圖，分別如圖9-3、9-4所示。98765圖9- 通風(fēng)容易時(shí)98765圖9- 通風(fēng)容易時(shí)期立體98776655432987766554321圖9- 通風(fēng)容易時(shí)期立體1主井；2副井；3風(fēng)井；4井底車場(chǎng)；5軌道大巷；6大巷；7材料車場(chǎng)；8絞車房；9分帶運(yùn)料斜巷；0分帶運(yùn)煤斜巷；1工作面；12采區(qū)；13軌下山；14下山；1、1617頭；1819礦井通風(fēng)阻力計(jì)算 LUQ2/S式中hfri——iQ——通風(fēng)容易時(shí)期和時(shí)期摩擦阻力計(jì)算分別見表9-7和9-8表9- 通風(fēng)容易時(shí)期摩擦阻力計(jì)算

(9-LUSQ）副錨錨錨錨22105錨錨錨表9- 通風(fēng)時(shí)期摩擦阻力計(jì)算LUSQ）副錨錨錨錨錨錨錨礦井通風(fēng)總阻力計(jì)算

hme

(9-

(9-式中1.1——考慮風(fēng)有局部阻力的系數(shù)hfei——hfdi——礦井通 時(shí)期的摩擦阻力之和hme——礦井通風(fēng)容易時(shí)期的總阻力，Pa；hmd——礦井通風(fēng)時(shí)期的總阻力，Pahme1.1998.371098.2礦井總阻力和等積孔計(jì)算

1.12040.52244.6礦井通風(fēng)總阻力計(jì)算礦井通風(fēng)等積孔計(jì)算式中R——

Rh/hA1.19Qh

(9-(9-h——礦井總阻力，Pa；A——等積孔，m2。ee

R1098.2/67.7420.24Ns2/2）時(shí)

2.44dd

R2244.6/94.520.29Ns2/Ad1.191794.5

2.089-9表9- 礦井通風(fēng)總阻力及等積孔匯總總風(fēng)阻總等積孔通風(fēng)容易時(shí)期和通風(fēng)時(shí)期的通風(fēng)難易程度評(píng)價(jià)見表9-10表9- 礦井通風(fēng)難易程度評(píng)等積孔風(fēng)阻礦難中易由表9-10看出，礦井通風(fēng)容易時(shí)期和時(shí)期通風(fēng)難易程度均為容易選擇礦井通風(fēng)設(shè)選擇主要通風(fēng)機(jī)25年；5o90%；考慮風(fēng)量調(diào)節(jié)時(shí)，應(yīng)盡量避免使用風(fēng)硐調(diào)節(jié)式中Hn——

Hn

Z——表9- 空氣平均密度一覽進(jìn)風(fēng)井筒出風(fēng)井筒冬夏

8

nd

式中Hst——

HstehmehdHstdhmdhd

(9-(9-Hste1098.2100292.8905.4Hstd2244.6100219.6主要通風(fēng)機(jī)的實(shí)際通過風(fēng)量因有外部漏風(fēng)（防爆門和通風(fēng)機(jī)風(fēng)硐漏風(fēng)）通過主要通風(fēng)機(jī)的風(fēng)量

Qf1.1

(9-式中Qf——風(fēng)機(jī)實(shí)際風(fēng)量，QfeQfd分別代表容易時(shí)期和時(shí)期風(fēng)機(jī)實(shí)際風(fēng)量m3/s；1.1——Q——風(fēng)井總風(fēng)量，m3/sQ

1.167.7474.51

/

2905.4/74.5120.163Ns2/m8

/

22564.2/103.9520.24Ns2/m89-12表9- 主要通風(fēng)機(jī)工作參數(shù)一覽風(fēng)量風(fēng)壓風(fēng)量風(fēng)壓2K58No.28由作圖求出初選風(fēng)機(jī)容易和時(shí)期的實(shí)際工況點(diǎn)Me、Md，如圖9-5所示。2K58No.289-13 2K60No.24型軸流式風(fēng)機(jī)性能型時(shí)轉(zhuǎn)）風(fēng)風(fēng)效No.28型n=600r/min Q/m-圖9- 2K58No.28型軸流式風(fēng)機(jī)實(shí)際工況NeNd76.629460，因此需要選用兩臺(tái)電動(dòng)機(jī)。NdNk式中Nd——N——k————電動(dòng)機(jī)效率，取0.90

(9-容易時(shí)期：Nde Ndd2941.150.93757JR157-JR1512-89-149-14電動(dòng)機(jī)參時(shí)型功電電轉(zhuǎn)效JR114-TD400-礦井主要通風(fēng)設(shè)備的要求5%15%；置一套通風(fēng)機(jī)和一部備用電動(dòng)機(jī)。備用通風(fēng)機(jī)或備用電動(dòng)機(jī)和配套通風(fēng)機(jī)，必須能在101次。改變通風(fēng)機(jī)轉(zhuǎn)數(shù)或風(fēng)葉角度時(shí)，117條有關(guān)規(guī)定；對(duì)反風(fēng)裝置及風(fēng)硐的要求（2006年版）10min內(nèi)能把礦井反轉(zhuǎn)過來，而且要求風(fēng)量不小于正常風(fēng)量的60%。本設(shè)計(jì)采用反風(fēng)道反風(fēng)，即在特殊的預(yù)防措預(yù)防瓦斯和煤塵的措掘進(jìn)與回采工作面應(yīng)安設(shè)瓦斯自動(dòng)裝置預(yù)防井下火災(zāi)的措施井下水泵房和變電所設(shè)置密閉門、防火門。并設(shè)區(qū)域返風(fēng)系統(tǒng)防水措施打開煤柱放水時(shí)底板原始導(dǎo)水裂隙有透水時(shí)表10- 設(shè)計(jì)礦井基本技術(shù)經(jīng)濟(jì)指序單12層13m4°56d班378a9a井田長(zhǎng)mm—低前—后——m個(gè)1mmm個(gè)3大巷方——3—mm3/千參考文林在康、左秀峰.《礦業(yè)信息及計(jì)算機(jī)應(yīng)用》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)林在康、李希海.《采礦工程專業(yè)畢業(yè)設(shè)計(jì)手冊(cè)》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)鄭西貴李學(xué)華《采礦AutoCAD2006與提高.徐州中國(guó)礦業(yè)大學(xué)錢鳴高、石平五.《礦山壓力及巖層控制》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)王德明.《礦井通風(fēng)與安全》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)楊夢(mèng)達(dá).《煤礦地質(zhì)學(xué)》.：煤炭工業(yè).中國(guó)煤炭建設(shè)《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計(jì)規(guī)范》.：中國(guó)計(jì)劃岑傳鴻、竇林名.《采場(chǎng)頂板控制與監(jiān)測(cè)技術(shù)》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)蔣國(guó)安、呂家立.《采礦工程英語》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)李位民.《特大型現(xiàn)代化礦井建設(shè)與工程實(shí)踐》.：煤炭工業(yè)綜采設(shè)備管理手冊(cè)編委會(huì).《綜采設(shè)備管理手冊(cè)》.：煤炭工業(yè)中國(guó)煤礦安全監(jiān)察局.《煤礦安全規(guī)程》.：煤炭工業(yè)朱真才、韓振鐸.《采掘機(jī)械與傳動(dòng)》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)洪曉華.《礦井提升》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)

煤炭工業(yè)設(shè)備手冊(cè).徐州中國(guó)礦業(yè)大學(xué)章玉華.《技術(shù)經(jīng)濟(jì)學(xué)》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)于海勇.《綜采開采的基礎(chǔ)理論》.：煤炭工業(yè)王省身.《礦井防治理論與技術(shù)》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué) [25]徐永圻.《煤礦開采學(xué)》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)但即便采用具有高阻可縮特性的U型鋼支架，巷道仍然較為，支架損毀嚴(yán)重。研究意軟巖問題從20世紀(jì)60年代起就作為世界性難題被提了出來，特別是煤礦軟巖問題一國(guó)內(nèi)外研究軟巖巷道工程支護(hù)理論的研究現(xiàn)狀世紀(jì)初開始，人們?cè)诮鉀Q巷道中的問題時(shí)就常常用試驗(yàn)方法來探討，到20世（A.Haimγh，其不同之處在于對(duì)側(cè)壓系數(shù)認(rèn)識(shí)不同。從20世紀(jì)50年始，人們又將彈塑性力學(xué)引入工程的巖石力學(xué)分析中，解決60年代，剛性試驗(yàn)機(jī)的應(yīng)用，揭示了巖石變形破壞的特性和彈塑性斷裂破壞理20502080年代以后，我國(guó)對(duì)軟巖問題的理論研由我國(guó)著名巖土工程專家陳宗基在20世紀(jì)60年代從大量實(shí)踐中總結(jié)出巖性轉(zhuǎn)化壓力區(qū)圍巖的承載能力，使支撐壓力向圍巖深部轉(zhuǎn)移，以此來提高圍巖穩(wěn)定的法軟巖巷道支護(hù)技術(shù)研究現(xiàn)狀U1）UU型鋼可縮性支架具有比較好的幾何參數(shù)和斷面形狀，很容易實(shí)現(xiàn)搭接后的縮讓，當(dāng)支護(hù)中具有很大的市場(chǎng)。但是，U型鋼的使用狀況并不能令人滿意，這主要表現(xiàn)在以下幾巷道支護(hù)成本高，鋼材消耗比較多，成為其廣泛使用的最大0.05~1MPa，不能有效控制巷道變形，導(dǎo)致支架型縮量很小（20%）時(shí)就破壞，失去了可縮性的意義；（4）U從20世紀(jì)60年代以來，砌碹支護(hù)曾作為軟巖巷道的一種主要支護(hù)形式。該支護(hù)具有穩(wěn)定，需要進(jìn)行巷道卸壓，使巷道圍巖中應(yīng)力峰值向圍巖深部轉(zhuǎn)移，降低巷道圍巖應(yīng)力，從而改善巷道的狀況卸壓術(shù)是將巷道周邊圍巖內(nèi)的高應(yīng)力區(qū)向圍巖深部轉(zhuǎn)移從對(duì)于具有膨脹變形的軟弱圍巖和高應(yīng)力圍巖巷道采用卸壓技術(shù)來控制圍巖變形是是有效的圍巖方法之一。巷道外卸壓和被保護(hù)巷道內(nèi)卸壓。在被保護(hù)巷道內(nèi)卸壓包括鉆孔卸壓、開槽、切縫卸壓、區(qū)，因而從根本上改變深井巷道的應(yīng)力環(huán)境。由于卸壓工作是在被保護(hù)的巷道行的，因此掘進(jìn)和卸壓不互相干擾，但卸壓工作量大。圍。聯(lián)合支護(hù)有多種類型，如錨噴+U型鋼可縮性支架、U型鋼可縮性支架+注漿加固、錨問題的提8個(gè)縣市（區(qū)）42560km214503Mt鄭州礦區(qū)煤系地層主要為二疊系山西組，含可采煤層兩層：二1煤和二3煤。其中二1煤為主采煤層，煤厚1.19～26.0m，煤厚變化較大，變異系數(shù)為70.1%；煤質(zhì)松軟，普氏硬度系數(shù)為0.3～0.5；直接頂多為泥巖和砂質(zhì)泥巖，底板普遍為泥巖和粉砂巖，二1煤層屬典U型鋼進(jìn)行支護(hù)，但巷“三軟”煤層巷道的工程特“三軟”煤層的定義MPaf≤1，節(jié)理發(fā)育、煤層不穩(wěn)定、易破碎?！叭洝泵簩酉锏赖幕玖W(xué)屬性及工程力學(xué)特性“三軟”煤層巷道變形失穩(wěn)的研“三軟”煤層巷道變形破壞的特點(diǎn)及形2/3是由底臌引起的。“三軟”煤層巷道變形失穩(wěn)力學(xué)機(jī)1圍巖變圍巖變形特性曲支護(hù)特性曲(支護(hù)應(yīng)力 u（徑向應(yīng)力圖 圍巖與支護(hù)共同作用特“三軟”煤層巷道穩(wěn)定性的主要影響因素、一般情況下“三軟煤層巷道的穩(wěn)定受地質(zhì)條件地應(yīng)力圍巖體力學(xué)性質(zhì)水、、 對(duì)軟巖巷道影響的水源主要包括水和工程用水尤其是對(duì)膨脹巖的侵蝕最為嚴(yán)重會(huì)造成粘土質(zhì)巖體的膨脹進(jìn)而降低其巖石強(qiáng)度。圍巖中滲入水以后會(huì)產(chǎn)生靜水壓力作用，使得巖體中的應(yīng)力狀態(tài)有壓應(yīng)力和抗剪強(qiáng)度減小在侵入富含礦物的巖體后會(huì)發(fā)生一系列物理化學(xué)反應(yīng)，并且降低了裂隙面的摩擦系數(shù)和粘聚力，進(jìn)而引起圍巖的泥化、崩解和膨脹現(xiàn)象。“三軟”煤層巷道支護(hù)的基本原則與主要方“三軟”煤層巷道的支護(hù)原則“三軟”煤層巷道的主要方U型鋼支架結(jié)構(gòu)穩(wěn)定U型鋼支架工作原理U型鋼支架通過連接件鎖緊后，支架節(jié)間連接段的型鋼受到壓緊，產(chǎn)生預(yù)緊力。外力U型鋼支架通過構(gòu)件間的可縮和彈性變形來調(diào)節(jié)支架承受載荷，同時(shí)在支架變形和可U型鋼支架結(jié)構(gòu)失穩(wěn)原因分析1234種情況是卡纜結(jié)構(gòu)不合理，如螺桿夾板卡纜的螺桿與型鋼的在不均勻間隙，導(dǎo)致支架與圍巖的相互作用差，U型鋼支架的整體承載能力較低，支架的現(xiàn)有U型鋼支護(hù)結(jié)構(gòu)可抽象為圖2所示的可動(dòng)鉸支座的二鉸拱模型已有研究結(jié)果表巷道底板一般不進(jìn)行支護(hù)，底臌量較大。底臌加速兩幫內(nèi)移，兩幫內(nèi)移促進(jìn)底臌。U型鋼a實(shí)際支護(hù)模型 b理想支護(hù)模型圖2 U型鋼支架實(shí)際和理想結(jié)構(gòu)模型U型鋼支架結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性控制技3類支架結(jié)構(gòu)失穩(wěn)，需根據(jù)支架結(jié)構(gòu)失穩(wěn)破壞原因采取相應(yīng)的技術(shù)措施。對(duì)于1U型鋼支架本身的強(qiáng)度不足導(dǎo)致的支架結(jié)構(gòu)失穩(wěn)，2類由支護(hù)結(jié)構(gòu)與圍巖相互作用差導(dǎo)定性分析，采用結(jié)構(gòu)補(bǔ)償措施。當(dāng)然實(shí)際支架結(jié)構(gòu)失穩(wěn)的原因可能是其中某2或3種的綜支護(hù)結(jié)構(gòu)補(bǔ)償原理支護(hù)結(jié)構(gòu)補(bǔ)償體力學(xué)特性支護(hù)結(jié)構(gòu)補(bǔ)償?shù)幕驹瓌t鄭州礦區(qū)“三軟”煤層巷道高強(qiáng)穩(wěn)定型支護(hù)技術(shù)告成煤礦巷道失穩(wěn)破壞特征分析1m以上，甚2m1.5m；U巷道失穩(wěn)破壞原因分析21061上付巷為新掘?qū)嶓w煤巷道，基本不受周圍工作面的采動(dòng)影響，但采用現(xiàn)有支護(hù)二1煤層松軟，高應(yīng)力作用下易產(chǎn)生塑性流變。21061上付巷平均埋深約460m，且頂?shù)装宸謩e為細(xì)砂巖和砂質(zhì)泥巖。與頂、底板巖層相比，二1煤層強(qiáng)度明顯偏U型鋼支架在實(shí)際承載過程中存在大量低阻滑移現(xiàn)象，U型鋼支架的高阻根本上解決深部軟巖巷道所的問題如在合理加大支護(hù)強(qiáng)度的同時(shí)大幅提高支沿空巷煤

塊體

剖基本頂塊體直接煤體沿空基本頂塊體直接煤體沿空巷道煤工作面采空高強(qiáng)穩(wěn)定型支護(hù)技術(shù)方案U500mm500mm21300N·m架好U型鋼支架后首先要沿U型鋼棚外側(cè)（即槽口側(cè)）均勻鋪滿一圈金屬網(wǎng)，金屬網(wǎng)采用600×5800mm10#鐵絲菱形金屬網(wǎng)金屬網(wǎng)搭接100mm每隔300mm需用鐵絲連網(wǎng)，300mm安裝一根高強(qiáng)度雙抗單扣UU型鋼支圖 結(jié)構(gòu)補(bǔ)償支護(hù)斷面41000mm7500±100mm；Φ17.8×8000mm18601K23352支Z2550樹脂藥卷。錨索托梁采用廢舊U型鋼或工字鋼加工，錨具采用鎖芯為兩半的鎖9T。U型鋼支架具有高阻可縮、參考文（U型鋼—錨索協(xié)同支護(hù)技術(shù)研究與應(yīng)用[J]2009，尤春安.U型鋼可縮性支架的穩(wěn)定性分析[J]英文原Numericalsimulationofthefactorsin?uencingdustindrillingtunnels:ItsapplicationNiuWei,JiangZhongan,TianKeyLaboratoryofMinistryofEducationforHighEf?ciencyExploitationandSafetyofMetalMine,BeijingUniversityofScienceandTechnology,Beijing100083,:Gas-solidtwo-phase?owtheorywasusedtopredictdustdistributionandmovementattheworkingfaceofamine.ThesoftwarepackageFLUENTwasusedtonumericallysimulatedustmotionandtheresultswerecomparedtoobserveddata.Thesimulationagreeswiththedatatakenfromanactualworkingface,whichcon?rmsthechoiceofmathematicalmodelandnumericalsimulationmethod.Usingthemodelwepredictasetofconditionsoptimumforreducingdustconcentrationsatthemineworkingface.:drivageworkingface,dustconcentration,thegas-solidtwo-phase?ow,Dustinamineseriouslyendangerssafeproductionandthemineworkers’health.Thedrivingfaceisoneofthemajordustgeneratinglocations.Theair?owandthe?ow?elddistributionatthedrivingsiteoftheroadwaydirectlyin?uencetheprocessofgasexchangeanddustmovement.Thisisahottopicamongscholarsathomeandabroad.Sincethe1980s,scholarshavecarriedoutair?owexperimentsatthedrivingface[1,2].In1993,RaoandothersfromAustraliausedhydrodynamiccalculationstosimulatethewind?owdistributionatalong-wallworkingfaceandtheeffectof?owondustreduction.HeerdenandSullivanfromSouthAfricausedCFDtosimulateandtestair?owanddustdistributionpatternsnexttoadrivingmachine.NakayamaandsomeotherscholarsfromJapanhavesimulatedthewind?owataworkingface[3,4].Anaccurateunderstandingofdustmovementandgascollectionrequiresadiscussionofwind?owatadrivingfacethatispartiallyaerated.Basichypothesesandthesolutionofthegas-solidtwo-phase?owBasichypothesesmodeldustmovementattheworkingfacewillbesimpli?ed.Thedrivingroadwayismodeledasa4mby3mrectanglewithalengthof12m.Theventilationpressureintheroadwaywasmeasuredbyhanginga0.6mdiameterwindcanister1.8mlongononesidewall.Thedistancebetweentheexitofthewindcanisterandtheworkingfacewas7m.Gambitwasusedtoestablishageometricmodelandtomeshthecalculationarea,andtocheckthegrid;seeFig.Establishmentofthetwo-phase?owDustmovementintheair?owisinessenceakindoftwo-phase?ow.Wetakeair?owasthebackgroundphaseanddescribeitusingEulermethods.Dustarisingfromthevarioussourcesistheotherphase(thedustisdispersedinthebackground?ow).ThedustmovementisdescribedLagrangeAir?owequationanditsWeassumethe?owtobe pressibleNavier-Stokes?owwithsteady inthreedimensions.The?owequationistakenasadoublek-εequation,whichisthemostwidelyusedmodelinthisengineering?eld.Inthismodelonlymomentumtransferisconsideredandheattransferisneglected.(a)Geometric (b)GridFig.1.GeometricmodelandnetdiagramofthedrivingWecanthenderivethefollowingequations[7,8]:Thecontinuityequation:Theequationof

(ui)

Thek

(uiu

)p

i(uk)i

[(t)

Theε

k

(ui)

[(k2ktC

G

uj(ujui

i ti

whereGkistherateofchangein?owmomentumcausedbychangingcutting;ktheturbulent?owmomentum,m2/s2;μthelaminar?owviscositycoef?cient,Pa·s;μttheturbulent?owviscositycoef?cient,Pa·s;ptheeffectivepressureofturbulent?ow,Pa;ρthegasdensity,kg/m3;xithecoordinatesinthedirectionsx,yandz,m;uithe?owvelocityinthex,yorzdirection,m/s;and,Cε1,Cε2,Cμ,σε,andσkaretheconstantsthatareassumedtobe1.44,1.92,0.09,1.30and1.00inthismodel.DustequationofmotionanditsAdiscretephasemodeltreatsdustmovementintheroadwaybyadifferentialequationinaLagrangianreferenceframe[9].mp

FFdFg

FsFb

Wherempisthetyofthedust,kg;upisthedustvelocity,m/s;and,∑FistheresultantN.ThisresultantiscomprisedofFd,drags,N;Fg,theofgravity;Ff,buoyancy,N;and,Fxalltheothers,N,includingtheaddedmass,theascendingofMagnus,theascendingofSaffman,andtheofBrown.Theselattersaretoosmalltobeconsideredinthistreatment.ItistrueF1CCA

u)u

p

whereCdisthedragcoef?cient;Cpaformcoef?cient,obtainedfromexperimentaldataonthedispersionandissetequalto1here;Apthecrosssectionalareaoftheparticle,m2;ugtheair?owvelocity,m/s;and,upthedustvelocity,m/s.CdmaybeobtainedfromtheReynoldsnumberoftheCd

f(Rep

dpugdpugup

whereRepistheReynoldsnumberanddpthediameterofthedust,Althoughaffectedbythe ,gravityandbuoyancythedustisstillstronglyaffectedbythesfromtheturbulentair?ow.Simulateddustdiffusioninturbulent?owisdonewithastochasticorbitmodelthatconsidersthedustphaseandotherfactorsincoupledThemotionofthedustisfoundbyintegratingalongthestridelengthofthediscretetimestep.AtanygivenmomentdustvelocityisobtainedthroughintegrationofEqs.(7)and(11).Thedustmovementinthethreedimensionalworldisthengivenbyintegrationalongthedifferentdx

WindvelocitycanbeexpressedusingReynoldsmethodofaveragesasthesumoftheaveragevelocityanda?uctuation.uuu'

Turbulentdispersioncalculationsusetheconceptofinternaltimemeasure,T,whichrepresentsthetimeofthedustmovementalongatrack,ds,duringturbulentdispersion.Thisinternaltimevariesdirectlywiththeturbulentdispersionrate.ThebiggerTisthelongerdustmovementremainsinaturbulentdispersionmode.Thestochastictrackmodelassumesthatthevariablespeedoftheliquidisadiscontinuousfunctioninvolvingtime.Thatistosay,thevariablespeedisaconstantduringtheexistenceoftheswirling.Smalldust,whichcanbemovedeasily,hasaninternaltimemeasurethat esa?uidLagrangeintegralattimescalesthatapproximate:TC

lWhereClisanunknownty.WecancalculatetheinternaltimeusingEq.(14)indifferentk-ε,orotherrelated,turbulentdispersionmodels.T0.15

Thestochastictrackmodelassumesthattheinctionbetweendustandturbulentliquidislikethatbetweendustandaseriesofswirling?uids.ThevariablevolumeineachsmallswirlinghasaGaussiandistribution.Dustvelocity,u′(t),ineachsmallisaconstant,whichmeansu′(t)samplesthespeedofeachsmallliquid.ThedustvelocitiesthenfollowtheGaussiandistribution:u'Whereisastochastic,normallydistributednumberandlocalvariable,speed.

istherootmeansquareofThek-εmodelassumesthatalllocalturbulencesareinthesame33

Integrationoftheinstantaneousspeedatdifferentperiodsoftimethengivesthestochasticin?uenceofturbulenceondustdispersion.Aftercalculatingenoughdusttrackstheturbulentdispersion,andhencethedistributionofdust,isobtained. ComparisonofdustconcentrationsfromnumericalsimulationsandexperimentaldataMainFLUENTisthemostpopularcommercialCFDsoftwareforsimulating?oating,thermalproblemswasused[11-13].TheworkingfacemodeledinFLUENTasbaseduponanactualTable1ThedustsourceInjectionNumberofparticleDiameterMinimumTotaldust2.0×10-6m;Respirabledust2.0×10-6umTotaldust100×10-6m;Respirabledust7.07×10-6SpreadTotal?owTotaldust0.0062kg/s;RespiratorydustTurbulentStochasticNumberofTimescaleTheworkingfaceisassumedt