Thisdesignincludesofthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandThegeneralpartisanewdesignofChensiloumine.Chensilouminelinesinnorth-ofYongchenginHenanprovince.Thetrafficofroadandrailwayisconveniencetothemine.Thewidthoftheminefieldis5.55km,thewidthisabout10.04km，wellfarmlandtotalareais62.60km2.Thetwoisthemaincoalseam,anditsaveragedipangleis9.73degree.Thethicknessofthemineisabout2.45minall.Theminefieldgeologicalconditionissimple.Theprovedreservesoftheminefieldare227.08Mt.Therecoverablereservesare172.67Mt.Thedesignedproductivecapacityis2.4Mtpercentyear,andtheservicelifeofthemine55.4years.Thenormalflowofthemineis894m3percenthourandthemaxflowofthemineis1200m3percenthour.Themineralwellgasgushesthedeallower,forlowgasmineralwell.Thewellfarmlandistwolevelsinverticalshaftdevelopment;thecolemineisthelongwallmining;Theventilationtypeintheearlystageiscentralizedjuxtapose.Inthelatestagetwoshaftsintheboundaryshouldbedriven.TheventilationmethodisTheworkingsystem―four-sixt‖isusedintheChensiloumine.Itproduced330Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.SpecialsubjectpartsoftopicsisRockburstpredictionandpreventiontechniques.ItmainlyfortherockburstdisastermechanismpredictedmeasuresandpreventionTranslationpartofmaincontentsesisdiscussedfromanenvironmentalandsocio-economicfutureofsmall-scalemine.Englishtopicis:Thefutureofsmall-scalemining:environmentalandsocioeconomics。:Twolevelsinverticalshaft;stripdistrict;Mechanizedmining;tapehybrid 礦區(qū)概述及井田地質(zhì)特 礦區(qū)概 礦區(qū)地理位 自然地理概 礦區(qū)開發(fā)歷史及生產(chǎn)建設規(guī) 礦井建設的外部條 地質(zhì)特 地 地質(zhì)構 水文地 煤層特 煤 煤 開采技術條 勘探程度及存在問 井田境界和儲 井田境 礦井工業(yè)儲 構造類 煤層穩(wěn)定類 礦井工業(yè)儲 礦井可采儲 井田邊界保護煤 工業(yè)廣場煤 井筒保護煤 斷層保護煤 大巷保護煤 礦井設計可采儲 礦井工作制度、設計生產(chǎn)能力及服務年 礦井工作制 礦井設計生產(chǎn)能力及服務年 確定依 礦井設計生產(chǎn)能 礦井服務年 井型校 井田開 井田開拓的基本問 確定井筒形式、數(shù)目、位置及坐 工業(yè)場地的位 開采水平的確定及帶（采）區(qū)劃 方案比 開拓方案的綜合比 礦井基本巷 井 井底車場及硐 主要開拓巷 巷道支 煤層地質(zhì)特 帶區(qū)位 帶區(qū)煤層特 煤層頂?shù)装鍘r石構造情 水文地 地質(zhì)構 地表情 帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系 帶區(qū)準備方式的確 帶區(qū)巷道布 帶區(qū)生產(chǎn)系 帶區(qū)內(nèi)巷道掘進方 帶區(qū)生產(chǎn)能力及采出 帶區(qū)車場選型設 采煤方 采煤工藝方 帶區(qū)煤層特征及地質(zhì)條 回采工作面長度的確 工作面的推進方向和推進 綜采工作面的設備選型及配 各工藝過程注意事 工作面端頭支護和超前支 循環(huán)圖表、勞動組織、主要技術經(jīng)濟指 綜合機械化采煤過程中應注意事 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道參 井下..............................................................................................................................概 礦井設計生產(chǎn)能力及工作制 煤層及煤 距離和輔助設 礦井系 礦井系 帶區(qū)設備選 設備選型原則 帶區(qū)設備選型及能力驗 大巷設備 主大巷設備選 輔助大巷設備選 礦井提 礦井提升概 主副井提 主井提 副井提 礦井通風及安 礦井地質(zhì)、開拓、開采概 礦井地質(zhì)概 開拓方 開采方 變電所、充電硐室、庫 工作制、人 礦井通風系統(tǒng)的確 礦井通風系統(tǒng)的基本要 礦井通風方式的選 礦井通風方法的選 帶區(qū)通風系統(tǒng)的要 帶區(qū)通風方式的確 礦井風量計 通風容易時期和通風時期采煤方案的確 各用風地點的用風量和礦井總用風 風量分 礦井阻力計 計算原 礦井最路 計算礦井摩擦阻力和總阻力 兩個時期的礦井總風阻和總等積 選擇礦井通風設 選擇主要通風 電動機選 安全的預防措 預防瓦斯和煤塵的措 預防井下火災的措 防水措 設計礦井基本技術經(jīng)濟指 參考文 礦井沖擊礦壓的預測和防治技 引 國內(nèi)外沖擊礦壓的現(xiàn) 國內(nèi)沖擊礦壓現(xiàn) 國外沖擊礦壓的研究現(xiàn) 前波 德 沖擊礦 沖擊礦壓的分 沖擊礦壓發(fā)生的機 強度理 能量理 沖擊傾向性理 沖擊礦壓的預測預 鉆屑法監(jiān) 實施方 沖擊指 監(jiān)測地點與時 電磁輻射監(jiān) 監(jiān)測方 沖擊指 微震監(jiān)測系統(tǒng)監(jiān) 微震信號類型分 微震監(jiān)測系統(tǒng)在回采工作面的應 地音監(jiān)測 地音監(jiān)測法介 ARES－5/E地音監(jiān)測系統(tǒng)簡 地音平均能量值分析方 卸壓槽礦壓觀 觀測站設置及觀測儀器布 卸壓槽礦壓觀 沖擊礦壓防治技術分 防御措 主動解危措 瓦斯抽 卸壓高壓注水卸 大直徑鉆孔卸 鉆屑出煤粉卸 改變巷道支護方 檢測措 組織管理措 結 參考文 英文原 中文譯 致 永城礦區(qū)陳四樓位于省永城市境內(nèi)，為城廂、陳集、順和鄉(xiāng)所轄。中心南距永城老縣城8km；地理坐標：東經(jīng) 東臨京滬鐵路，青（龍山)阜（陽）鐵路從礦區(qū)東南約20km處穿過，西有京九鐵路商位置圖1-1。+32.49m~+36.50m，一般在+32m至+35m3m左右。地表廣為巨厚的區(qū)內(nèi)地表水系不甚發(fā)育，最大的河流—沱河在南部2km處流過。內(nèi)用于灌溉的溝渠交錯。沱河屬淮河水系，發(fā)源于商丘市東北之響河，向東南流入省的新384m3/s（1963年。14.341℃(1959730日)，最低-19℃(1957221日)207mm(19577I4日)443.4mm19657日~18日)1745.4mm.省局受永城煤炭工業(yè)聯(lián)合公司委出―永城縣基本烈度鑒定意見書‖（84烈02號文)析了地質(zhì)構造及本區(qū)史之后，認為.―本區(qū)不可能發(fā)生六級左右，主要是受鄰區(qū)強震影響，其基本烈度六度是最適宜的。‖又提出―鑒于永城煤炭儲量豐富，現(xiàn)已投入1‖按6 成了煤礦，除部分大件煤礦機械外，基本可以滿足煤礦建設需要。礦井永久電源由永城220kV變電站供給。地方興建的永城110kV變電站，可永城煤田為華北型沉積，地層分區(qū)屬華北區(qū)、魯西分區(qū)、徐州小區(qū)的范疇。本無厚度約1100m。自下而上敘述如下:（C3t3~593~164m，平均133m；（P1x及三煤組組成，以K5砂巖標志層底界與上石盒子分界；山西組（P1S），厚度89.94~131.78m，平均106.43m，由泥巖、砂質(zhì)泥巖、砂巖及煤（P2s8（K5~K94、新生界300~430m直接覆蓋于古生界之上。詳見地層劃分表1-1（后附礦井綜合柱狀圖）陳四樓位于永城隱伏背斜之西冀，大致呈單斜構造，總體NNW，傾向層情況詳見表1-2。據(jù)側定，內(nèi)巖漿巖活動大致有兩個期次：基性巖為華力西運動晚期產(chǎn)物；酸性22 地層劃分 厚度 界系統(tǒng)組段新 |—組四三二—組山上統(tǒng)太 中統(tǒng)本中統(tǒng)組 正A正A正A正B正B1~1286.34m。淺部以大氣降水垂直滲K=0.6~23m/d。含水砂層之間及其與基巖之間有厚度比較穩(wěn)定的粘土層，形成天然的隔靜儲量為主，易于疏干。q=0.1213/s·m，K=0.568~3.91m/dSO4-Na。石炭系灰?guī)r巖溶裂隙含水組：主要含水巖層為石灰?guī)r(11層)L2、L3、方式為遠方側向滲透。q=0.000685~2.068/s·mK=0.00492~7.473m/d。水質(zhì)類型SO4~CaNa，礦化度>2g/l。僅在芒山有局部出露。巖溶發(fā)育，富水性強。補給方式以遠方水平滲透為主。q=0.000685~15.7/s·m，K0.002~7.473m/dSO4~CaNa2.206~4.43本水文地質(zhì)類型為中等—簡單，其主要依據(jù)是內(nèi)斷層富水性及導水性弱，q<0.001/s·m；界F1斷層使二2煤與對盤太原組灰?guī)r相接，可視為弱補給邊界。通過采用―集水廊道‖894m3h（K5328291m3/h275m3/h；最大涌水量1200m3/h217~2015.85m。其中有經(jīng)濟價值的為下58%2煤層為主要可采煤層，下石盒子組中局部可采的煤層有1、三2、三4三層。211.30m08線以南。04線以南高發(fā)熱量；理論分選1.7時，可選性中等；化學活性一般不佳；熱穩(wěn)定性差~中等；2煤層頂板以砂巖為主，完整性和穩(wěn)定性較好，頂板較易管理，底板一般不會發(fā)集點之外，都屬瓦斯風化帶，直至-800m以深。雖然瓦斯煤樣的取樣比較（集處的相對瓦斯涌出量為2m3/t·d左右。3、煤塵無性到具弱性231℃，屬一級熱害區(qū)；三20312孔至-650m以深出現(xiàn)小范圍的一級熱害區(qū)。2儲委煤炭專業(yè)于1986年5月24日至27日對該報告進行了，地11隊根據(jù)意見，對報告進行了修改補充，于7月22日送交煤委復查。1986年827該地質(zhì)勘探工作基本符合《煤炭資源地質(zhì)勘探規(guī)范》的規(guī)定，勘探的確定基本合理，報告對地質(zhì)構、地層、煤層、煤質(zhì)、水文地質(zhì)及開采技術條件等方面的正式批準后的―陳四樓精查地質(zhì)報告‖可作為礦井設計建設的依。報告存在如下不足之處:m的―入‖字形斷層（F3、F4）未作鉆探驗證。（1）(見第二章第三節(jié))，列煤層可采煤層穩(wěn)定可采底板平均平均厚度（）三5泥巖巖炭質(zhì)砂質(zhì)泥巖細砂巖三4泥巖泥砂質(zhì)巖泥巖炭細砂質(zhì)巖泥巖砂質(zhì)砂巖2泥巖細炭質(zhì)砂泥質(zhì)巖中細粒砂巖三1二2巖2境界和儲2.1境62.60km2。該北部如經(jīng)勘探論證可以開采，則其北部邊界可以擴展；西部可根據(jù)市場的需要開發(fā)天然焦，開闊邊界。賦存情況如示意圖2-1。

°17~2020.85m5層，22煤層，為本次勘查的主要工作對變化規(guī)律明顯，鉆孔見煤點數(shù)Km>0.95，γ<25%，2-1薄煤γmγγγγγγ5γγγγ0工作區(qū)的勘查類型確定為二類一型。評定煤層穩(wěn)定類型的主、輔指標見表2-1：該煤層全區(qū)發(fā)育，厚度變化較小，平均2.45m。層位穩(wěn)定，煤厚變化相對較小，一般不含夾矸，結構簡單，基本全區(qū)可采，屬于較穩(wěn)定煤層,儲量豐富，其容重為1.46t/m3。ZmFm——2F——22煤容重，t/m3

已知m=2.45m，=1.46t/m3，陳四 各區(qū)域青椒不同，所以分塊計算F .61m2，將其代入（2-1）Z （60%（30%（10%2礦井工業(yè)儲量ZgZ331Z332Z333Zg——礦井工業(yè)儲量，Mt；

0.9；地質(zhì)構造復雜、煤層賦存不穩(wěn)定的礦井，k0.7。該式取0.9。ZgZ(60%3010%=由于陳四樓地質(zhì)構造簡單，地面無大的水域和河流，且基層上覆表土層厚，含圖2-2分塊示意在底板突水的；地面村莊密布，為充分開發(fā)煤炭資源，本設計不留設村莊煤柱及防水煤柱，采用長壁冒落法進行遷村采煤。因此該永久煤柱只留邊界保護煤柱和各種永久煤柱損失按二2煤層進行計算。 PjHLmm————Pj——邊界保護煤柱損失，Mt

已知H=30m，L=39968.7210m，=1.46t/m3，m=2.45m，因此代入（2-3可得：Pj= am

abdc 占地面積/公頃（10t）-煤層厚度圍護帶寬度8表土層厚度 .8369（m現(xiàn)已查明四條斷層，即F1，F(xiàn)2，F(xiàn)3，F(xiàn)4，F(xiàn)5其中F1，F(xiàn)2，F(xiàn)3可靠且可控制，故其兩側各留50 保護煤柱，則其煤柱損失可由下式求得Pf=(L1+L2+L3)×m×γ×50× m——2——煤層容重，t/m3Pf總上，可匯總永久保護煤柱損失量如表2-4：儲量Zk(ZgP)

P——保護工業(yè)場地、井筒、境界、河流、湖泊、建筑物、大斷層等留設的CZk(ZgP)2-5煤工業(yè)資源儲量層330d計算，三八制作業(yè)（兩班生產(chǎn)，一班檢修16h由地質(zhì)資料可知：本儲量豐富、地質(zhì)結構簡單、煤層穩(wěn)定、開采技術條件好，有足夠的條件建成大型礦井，結合本的工業(yè)儲量和可開采儲量最終選定礦井設計生產(chǎn)能力2.4Mt/a。煤礦生產(chǎn)建設的重要指標，是選擇開拓方式的重要依據(jù)之一。礦井可采儲Zk、設計生產(chǎn)能力A、礦井服務年限力T三者之間的關系為：TZk/Zk——

=3-16————22.45m，為中厚煤層，賦存穩(wěn)定，厚度稍有變化。煤層傾角平均9.73°，地質(zhì)條件簡單，根據(jù)現(xiàn)代化礦井―一礦一井一面‖的發(fā)展模式，可以作面生產(chǎn)的原煤經(jīng)斜巷膠帶輸送機到大巷膠帶輸送機運到井底煤倉，能力大，自動化程度高，機動靈活；大巷輔助采用礦車，能力大，調(diào)度方便靈活。本礦井為低瓦斯礦井，瓦斯涌出量低，煤塵性低，礦井投產(chǎn)前后期均采用井設計規(guī)范》給出了井型和服務年限的對應要求，見表3-1。4開4.1開拓的基本問開拓是指在一個某范圍內(nèi)，為礦井和開采水平服務所進行的巷道布置及開式。合理的開拓方式，要技術上可行，經(jīng)濟上合理，生產(chǎn)上安全高效。開拓的內(nèi)容最復雜。具體見表4-1。費用，節(jié)省投資；要有利于礦井的迅速達產(chǎn)和正 。因此，井筒位置的確定4-11環(huán)節(jié)和設備少、系統(tǒng)簡單、費24受地形影響特5井田內(nèi)煤21井筒長，輔助2通風線路長、層埋藏不地質(zhì)條件不需要特4殊法施工的緩斜和1井筒施工技術對不利于平硐和斜4要求有較高的2井筒裝備復雜，掘進速度慢，基建投資都可考慮井筒沿傾斜方向的有利位井筒位 筒位于中部時，石門較短，沿石門的工程量較??；井筒位于的下部時，石門長度和沿石門的工作量大，如果煤系基底有含水量大的巖層不允許井筒穿過時，它可以延伸井筒到深部，對開采深部及向下擴展有利。從井筒和工業(yè)場地保護煤柱位于傾向方向中偏上的位置。井口附近要布置主，副井生產(chǎn)系統(tǒng)的建筑物及引進鐵路線。為了便于地面系統(tǒng)間互相連接，以及修筑鐵路線與國家鐵路接軌，要求地面平坦，高差不能太大，盡量避免穿過村鎮(zhèn)居民區(qū)，古跡保護區(qū)，陷落區(qū)或采空區(qū)，洪水浸入?yún)^(qū)，盡量避免橋井回風存在主井漏風嚴重的問題，所以不安排主井進回風；面積較小，表土層厚度2-2工業(yè)場地占地面積指標，確定地面工業(yè)場地的 可見，階段斜長越長，采區(qū)儲量多，采區(qū)的服務年限就越長，越有利于采區(qū)的。的生產(chǎn)能力，減少開采水平和同時生產(chǎn)的水平數(shù)目。故在、通風、排水、巷道223～15°，一9.73°，為緩斜煤層，故設計為兩水平開采。一水平標高-500m，二水平-740m。采 第一水平標高-500m第二水平標高-620m第二水平上下山巖層大巷-500m第二水平標高-740m第二水平上山-500m第二水平標高-620m第二水平上下山巖層大巷-500m第二水平標高-740m第二水平上山巖層大巷 方案基價(元費用（元（元0000用（元門7門基價（元（元升00（年基價（元（元基價（元（元4表4-3基價(元費用（元（元000門7門5基價（元（元升00（年基價（元（元基價（元（元基價(元費用（元費用（元5167用（5元2門門費用（元6升服務年（年費用（元費用（元864-5基價(元費用（元（元門7門基價（元（元升（年基價（元（元基價（元（元4-6接延深第深山延深第二水平上元元合計（萬元49于樓礦的涌水量較大不太適合采用山下山開采所以采用方案二和方案四更合適

4-7基價(元費用（元（元000門7門56基價（元（元升00（年基價（元（元基價（元（元基價(元費用（元（元門7門6基價（元（元升（年基價（元（元基價（元（元4-9（萬元生產(chǎn)費用（萬元合計（萬元的總費用高0.19%，兩方案初期建井費用相同，但是樓礦的涌水量大，方案二在后期開采中更能體現(xiàn)其優(yōu)勢綜上所述決定采用方案二——立井兩水平直接延深第由上一節(jié)確定的開拓方案可知，主、副井都為立井，礦井生產(chǎn)前期通風方式為設施。主井井筒斷面如圖4-5所示，主要參數(shù)見表4-10 872 a提升容12t箕斗多繩摩檫輪提2井筒支50mm基巖段毛斷面2表土段毛斷面積27.2m40.69m2，井子道、電纜道。副井井筒斷面如圖4-6所示，主要參數(shù)見表4-11。提升容1.5t礦車雙層四車加寬罐籠2井筒支50mm2積2風井位于礦井上邊界保護煤柱內(nèi)，兩翼風井分別位于兩翼，各備有安4-74-12表土段井壁厚2井筒支基巖段井壁厚22 人員等各項工作服務，是井下的總樞紐。根據(jù)《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》4.2.1要求:井底車場布置形式應根據(jù)大巷方式，通過車場的貨載量、井筒提升方式、井筒與主要大巷的相互位置，地面生產(chǎn)系統(tǒng)布置和井底車場巷道及主要硐室所處的圍巖式與環(huán)形相結合形式的車場；若輔助采用有軌系統(tǒng)，則宜采用環(huán)形形式的車場。井、井底車場鋪軌以礦車輔助，大巷輔助為電機車，井底車場布如圖4-8。大型礦井的副井空重車線的長度應為1.0~1.5列車長。輔助采用MG1.7-6A式電機車，其尺寸為4500×1060×1550。每列車15節(jié)車廂。一列車的長度：＝40.5240m10t5 3482997164-5-6-5 3482997164-5-6-井底煤倉的有效容量可按礦井設計日產(chǎn)量的15%~25%來計算，一般大型礦井取小9444.8t1416.7t8m，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，為節(jié)省管材，電纜及方便管理，同時考慮到錨索的安裝，故把變電所和水此巷內(nèi)采用鋼絲繩芯膠帶輸送機煤炭，并鋪設有軌道，并鋪設有軌道，以便于膠帶的維修。斷面需要滿足一定的要求，不設人行道。大巷凈寬度可由下式計b—輸送機邊緣至巷道壁的最小距離，主要巷道取800mm，帶區(qū)巷道一般取c—礦車與巷壁距離，取970mm。則大巷凈寬度為 見表4-17。回風石門選用的斷面與大巷相同。b—車輛邊緣至巷道壁的最小距離，主要巷道一般取580mm，帶區(qū)巷道一般取300~500mm，本斷面取780mm；則軌道大巷凈寬度為：B2=1300+780 +620=4800mm見表4-19。輔助采用架線式電機車牽引1.5噸固定廂式礦車。主要大巷（膠帶輸送機大巷和輔 (錨噴B=4800)4-10 噴射 凈進外露長計算掘進工程粉刷面錨桿數(shù)量根噴材藥卷數(shù)量個鐵巖 凈進度計算掘進工程粉刷面錨桿數(shù)量根噴材藥卷數(shù)量個積鐵巖根據(jù)帶區(qū)煤層地質(zhì)情況，本設計采用帶區(qū)準備方式。具體如下帶區(qū)2102分帶為首采區(qū)，設計如下：南一帶區(qū)長平均3574.5m，傾向長平均1526.5m。帶區(qū)內(nèi)劃分為19個傾斜分帶，分帶平均長1526m。設計首采帶區(qū)（南一帶區(qū)）位于南翼，接近井底車場。217~2015.85m。其中有經(jīng)濟價值的為下1、三2、三4共三層。23°～15°9.731.46t/m32.5左右；內(nèi)瓦斯含量普遍較低，一般小于1cm3/g；煤塵的性和自然發(fā)火性都較低。生―底鼓‖。具體見表5-1。 頂板泥底板界F1斷層使二2煤與對盤太原組灰?guī)r相接，可視為弱補給邊界。m3/h經(jīng)過中部，無大的地表水系和水體。輔助采用1t固定式礦車。長距離的傾斜巷道，使掘進及輔助、行人比較條斜巷，一側布置一條：一條進風兼輔助，一條回風兼運煤。為提高掘進速度，節(jié)3m保護150～250m之間，噸煤生產(chǎn)成本最低，故工作面200m4.5m3.2m；回風斜巷寬4m3m；分帶寬B為：B208.5（m工作面為2101工作面，然后依次開采下一個不相鄰分帶，具體如下：帶區(qū)內(nèi)分帶斜巷鋪設B=1000mm的膠帶輸送機，煤炭到大巷膠帶機，集中到井底煤倉，由主井箕斗提升至地面；帶區(qū)內(nèi)輔助采用連續(xù)牽引車，材料

煤由工作面刮板機→斜巷機、破碎機→斜巷膠帶輸送機→大巷膠帶輸送輔助系面。路線如下：副井→軌道大巷→21012巷→2101工作面→21011巷→膠帶大巷→風井圖5-2通風系統(tǒng)路線膠帶大巷巷道沿煤層底板掘進，礦井投產(chǎn)后，基本不產(chǎn)生矸石；軌道大巷在煤供電：地面變電站→副井→變電所→軌道大巷→輔助斜巷→工作水流方向：工作面→21012巷→輔助大巷→副井井底水倉→地護相配合；部分巷道采用掘巷道快速掘進技術，主要通過實現(xiàn)掘工藝中掘、支、運三大工序的深孔化、支護合理化、裝運機械化及其之間的優(yōu)化配置，從而最大限度FD-25A330HLanC 式中：A0——L——工作面長度，m；a——采煤機截深，m；n——12H1=2.8m=1.46t／m3L=200ma=0.8mn=11C0=0.97，將各值代入（5-1），可得：A(BB)mTC 式中：A3——B2——回風斜巷寬，m；m——煤層厚度，m；T————B1=4.5mB2=4mm=2.45mT=3000m，=1.46t／m3，C2=0.70，將各值代入（5-3），可得：帶區(qū)采出率=帶區(qū)實際采出煤量/帶區(qū)工業(yè)儲量×100% 帶區(qū)內(nèi)工業(yè)儲量為：23.8819.65/23.88×100%=5°19m處，大巷采用由架線式機車牽引1t固定式礦車，因此，軌道斜巷與大巷連接處需設立車輸平巷，長75m；下部延伸7mSQ—1200—75連續(xù)牽引車主絞車。井底變電所至首采帶區(qū)的供電系統(tǒng)電路壓降不大，不布置帶區(qū)變電所1-軌道大巷2-膠帶大巷3-材料斜巷4-絞車房5-分帶軌道斜巷6-絞車房回風 8-回風斜巷9-分帶斜1.46t/m32.51cm3/g；煤塵的性和自然發(fā)火性都較低。2m5°砂巖m6mm工作面的長度為200m。由于后退式的工作面和巷道的條件比較好，工作面的推進方向確定為后退式。6-2煤厚型傾角5

表6-3三 7272.7t/d60%，采煤機功率按開機硬煤估算功率經(jīng)驗值0.5kW2h/t，則：772716)56h 5k 裝入刮板輸送機。結合礦上實際使用情況，工作面選用西安煤礦機械廠生產(chǎn)的MGTY400/930-3.3D型采煤機，詳細技術特征見表6-4：mmt工作面刮板輸送機選型需滿足三個方面的要求，即能力與采煤機生產(chǎn)能力相適應；外形尺寸和牽引方式與采煤機相匹配；機長度與工作面長度相一致。采煤機生Q=60vMBγ Q——采煤機小時割煤量，t/hM——2.45mB——截深，取0.8mγ——η——有效截割系數(shù)，取0.9Q...39776/量應達到1500t/h。采用SGZ—1000/1400型刮板輸送機。mVZZ4000/18/38型支架主要技術特征見表6-6。SZB-764/132型機主要技術特征見表6-7。PCM110型破碎機主要技術特征見表6-8。表6-6ZZ4000/18/38 號mmm°尺寸（長3寬3高mT項目 備注型號-張mm鏈速-V圓環(huán)鏈規(guī)格-中部槽規(guī)格（長3寬3高m質(zhì)量t項目 備注型號-張--V外部尺寸（長3寬3高質(zhì)量t項目 型號-m帶速機-V-機頭外部尺寸（寬3高m質(zhì)量t根據(jù)支架支護強度校核知，為式6-1。g= （6-k——采高的倍數(shù)(支架上方的巖石厚度,6-8)S—單架支護面積，m代入數(shù)據(jù)得:g=0.43MPa<0.7由計算數(shù)據(jù)可知所選支架支護強度符合要求根據(jù)ZZ4000/18/38型支撐掩護式支架的特征表可知，工作阻力為4000kN。經(jīng)則07k=3000 2m3 1 HminHmax——支架的最小、最大高度，m；d——頂板級別系數(shù)，取0.025；10.05.150.1820.05.550.49

滾筒5～10m和10～15m。1設有一段下部煤（6-1.a2至輸送機直線段為止。然后將輸送機移直（6-1.b341m200mm。無馬棚、頂?shù)装迤街保缣厥庑枰?，?00mm之間；移架過程中滾筒大于15m進行，不得出現(xiàn)急彎、除進刀所需外其它地段出現(xiàn)彎曲。若推溜又因端頭至超前支護20m段是壓力集中區(qū)，特制訂以下管理措施。頂板及礦壓觀測措工作面及順槽巷道必須加強頂板，工作面支架能夠超前拉時必須超前拉架，且。工作阻力初撐力最小支撐高度最大支撐高度支護強度中心距底板比壓支護面積柱，柱距0.7m；另一側距煤柱0.9m20m一排單體柱，柱距0.7m。外側500mm左右（人行道側1m。排柱距為1m的戴帽點柱（用單體柱。2.0m處，面的橫川內(nèi)材料必須提前工作面50m回收,備品備件碼放必須距工作面70m以外。0.8m，所以最終確定本工作面采用雙向割煤的多循環(huán)方式，每一循環(huán)進尺0.8m（循環(huán)工作面原煤產(chǎn)量的為033 =3333 X——每天循環(huán)進刀數(shù)；12D——截深，0.8mt/L——工作面長度，200m；M——煤層厚度，2.45m； 3.43.43.95=22.3萬噸/年 A0——工作面出煤量，萬t/年；則 121割 移 推 割煤2或降低支架的高度。壁齊直。工作面采高控制在2.8±0.1m。推溜：在移架后順序推移前部輸送機，滯后采煤機10-15m左右，其彎曲段長度不222282222822228機1118211端頭282115 1111材料費材料消耗費用包括坑木費用、費用、費用以及其他材料費用，綜采面材料費（C3）5元/噸（見《采煤工作面分冊》。2工資費 =12030.03=2.4（元/工3工作面設備折舊費

服務年限330產(chǎn)量

各種設備的年折舊費見表6-12。折舊費（元11機13121321111合計d.電費 M——煤層厚度，2.45m—煤層容重，1.46/m3d——循環(huán)進尺，0.8mK——工作面回采率，取0.95。每個工作面的循環(huán)產(chǎn)量 式中，單價取1.0元/kWh＋電費 =20.358（元/噸

序 單 1m23m4m5°56m7%8m9刀mt人t/該工作面老頂為厚層難冒頂板，應在工作面前放松動1.5厚的老頂；1.78m3/t2.4Mt/a。根據(jù)以風定產(chǎn)的要求以一條：一條進風兼輔助，一條回風兼運煤；兩斜巷設計均為矩形斷面，采用沿空掘巷施工，靠近采空區(qū)斜巷留3m保護煤柱。的皮帶運煤，布置動力電纜；21012輔助巷鋪設軌道，通過設備車輛，布置排水管斜巷支護（見采煤方法圖m2300-400m之間，地壓顯現(xiàn)比較突出，傳統(tǒng)的支護方式已經(jīng)不1)WΦ22mm2.4m，左旋無.托盤：采用拱形高強度托盤，規(guī)格為150×150×8mm。50×50mm、5.5×1.1m。破斷力230kN，錨桿間排距800mm；井下根據(jù)樓礦井的地質(zhì)賦存條件，結合現(xiàn)代設備配備情況，設計井下大巷輔助引機高效工作；大巷和工作面煤炭采用膠帶機連續(xù)不間斷。針對首采一帶區(qū)具大，井型為2.4Mt/a。22煤層為一穩(wěn)定~較穩(wěn)定、結構簡單(偶含泥巖夾矸一硬度2.5左右；內(nèi)瓦斯含量普遍較低，一般小于1m3/t；煤塵的性和自然發(fā),7272.7t，運煤系統(tǒng)各環(huán)節(jié)能力要大于各工作面的生產(chǎn)能力。輔助量，根據(jù)礦井生產(chǎn)安排與采掘進度，材料、設備考慮正常生產(chǎn)與工作面安裝和搬家兩種情況；人員考慮以各采掘面人員一次運到位為基礎，兼顧其它固定工作點的人員。本井型屬于大型礦井，需要一定的井下能力；礦車效率低，環(huán)節(jié)多而且安全系數(shù)低，性價比較低，其優(yōu)勢難以實現(xiàn)；膠帶能實現(xiàn)連續(xù)，巷道布置簡支護，其輔 本井型屬于大型礦井，需要一定的井下能力；礦車效率低，環(huán)節(jié)多而且安全系數(shù)低，性價比較低，其優(yōu)勢難以實現(xiàn)；膠帶能實現(xiàn)連續(xù)，巷道布置簡支護，其輔助量主要體現(xiàn)在工作面安裝和搬家過程中，以及有關消耗類材料的定。結合其他礦井的成功經(jīng)驗，設計采用連續(xù)牽引車支架等大件設備，實現(xiàn)工作 井下。其系統(tǒng)如下力的配套，以及局部與總體的統(tǒng)一；必須使上下兩個環(huán)節(jié)設備能力基本一致，設計時應合理的選擇生產(chǎn)必須在決定主要的同時，統(tǒng)一考慮輔助是否合理經(jīng)濟等設備配套選型如下：前后刮板輸送機型號為SGZ—1000/1400，機型號為備技術特征見表6-4、表6-5、表6-6、表6-7。a設備能力來保證，即：ATAn An——各環(huán)節(jié)能力K——1.2—16η——運0.8；則：An

工作面刮板機生產(chǎn)能力為2000t/h，機的生產(chǎn)能力為1000t/h，破碎機通均大于工作面最大瞬時出煤能力，且各環(huán)節(jié)依次后一設備能力均大于或等于前面運輸設備的能力，故所選設備能滿足要求。帶區(qū)輔助能力驗W

2KD

20.50.450

Z式中

(GG0)(sinWcos

W——道吊掛，錨桿需承受不小于150kN的拉拔力。37kW、55kW75kW三種。的直達。在6°以下坡道采用37kW無極繩絞車；在10°以下坡道采用55kW無極繩絞車；在12°以下坡道采用75kW無極繩絞車?？蓪崿F(xiàn)支架整體要求，配備人車后在工作面巷道實現(xiàn)人員。項目 型號-所t°繩速1.0/1.7m-681.8t/h，斜巷膠帶機直接搭接大巷膠帶，兩者能力均為1000t/h，故帶區(qū)皆設緩沖煤倉，兩者均采用平板車和固定車廂式礦車設備、人員、材料和矸石。井下車輛特征及用量如下：項目 型號-粘重t7軌距供電VNh機-臺2--ｍ7外形尺寸（長3寬3高輛3項目 型號-容積mt1軌距-外形尺寸（長3寬3高質(zhì)量數(shù)量輛項目 型號-tt軌距-外形尺寸（長3寬3高質(zhì)量數(shù)量輛項目 型號-個3軌距°外形尺寸（長3寬3高mm質(zhì)量數(shù)量輛礦井采掘面等各工作地點人員以各采掘面人員一次運到位為基礎，兼顧其它固礦井開拓方式為立井兩水平開拓：一水平標高-500m，二水平-740m；主井凈直徑6.5m，凈斷面33.17m2，770m；副井凈直徑為7.2m，凈斷面積40.69m2，750m12t1.5t固定備兩套型號為JDGY12/110×4的箕斗提煤，地面設落地式多繩摩擦提升機，型號為JKMD-3.25×4(III8-1～8-3。t提升鋼絲根4平衡鋼絲根2tm提升鋼絲最大靜拉力根4t自重（不含電氣設備t 芯N—H=HS+HZ+HX(8-HS—礦度，770m； TX=Vj/a+H/Vj+u+θ(8-θ—箕斗裝卸載休止時間，取10s。 則：Ns=3600/101.88=35次As=An×Caf/(br×ts） C—提升不均衡系數(shù)，取1.3；af—提升富裕系數(shù)，取1.3；.Q=As/(2×Ns）(8-經(jīng)濟提升-一次提升小時提升小時提升一次合理繩等具體參數(shù)見表8-5～表8-7。輛4人tt根4根2m4提升鋼絲最大靜拉力根4t自重（不含電氣設備t 芯N—位于黃淮沖積平原東部，地勢低洼平坦，自西北向東南微微傾斜，地面標高+32.49~+36.50m，一般為+32m至+35m3m左右。地表廣為巨厚的新生摟總體NNW，傾向SWW。東至二2露頭線；西至―環(huán)狀斷裂‖；北達F38斷層和巖漿侵入所造成的天然焦邊界；南靠城郊煤田邊界。最大12.11km，最小8.62km，平均10.36km，寬最大4.43km，最小1.41km，平均3.80km；面積約井設計年產(chǎn)2.4Mt，為大型礦井，服務年限為55.4a。1m3/t，煤層自然發(fā)火性和煤塵無性均較弱，。開拓采用立井兩水平采帶區(qū)式結合開拓，一水平標高-500m，二水平-740m。為200m，同時布置一備用面，根據(jù)通風采煤機選用MG300-W采煤機，截深0.8m，采高為2.0~3.79-1地點 1D930234000490005斜巷刮板13261107巷81259斜巷50斜巷—400012ZZ4000/18/389-1。2103工作面，安排兩個獨立通風的煤層斜巷掘進頭和一個北翼膠帶井下大巷采用礦車輔助，工作面斜巷連續(xù)牽引車。井底車場設變電所、充電硐室。帶區(qū)內(nèi)不設變電所。遇巖巷掘進所需由井底車場庫提供，各硐室均需獨立選擇。下面對這幾種通風方式的特點及優(yōu)缺點適用條件列表比較，見表9-2。少好煤層較（4120m；煤層為緩傾斜平煤層，分三個帶區(qū)和五個采區(qū)，煤層無自然發(fā)火，煤塵無爆炸性。根據(jù)以上分析，且礦井年產(chǎn)量2.4Mt，屬大型礦井，本設計選用并列式通風方 比較，漏風較大。在地面小窯塌陷區(qū)分布較廣，并和采區(qū)相溝通的條件下，用抽出式通風，會把小窯積存的有害氣體抽到井下，同時使通過主扇的一部分短路，總進風量和工作面有。在由壓入式通風過渡到深水平抽出式通風時，有一定，過渡時期是新舊水時作業(yè)時，主要人行巷道和工作點上的污風不串聯(lián)。凈化措施，使進的含塵量達到上述要求。風側，有污風串聯(lián)時，應人員作業(yè)。中所釋放的瓦斯，可使進的瓦斯和煤塵濃度增大，影響工作面的安來往頻繁，需要加強管理，防止短路。通風容易時期和通風時期的定義礦井通風系統(tǒng)總阻力最小時稱通風容易時期，通風系統(tǒng)總阻力最大時稱通風時期。本設計只針對開采2煤層時期：2煤第一水平后期上山開采西二帶區(qū)工作面時為通風時期：設回收邊角煤煤巷掘Q(QaQbQcQd)Qa——采煤工作面實際需要風量的總和，m3/minQb——掘進工作面實際需要風量的總和，m3/minQc——硐室實際需要風量的總和，m3/min

Qd——礦井除了采煤、掘進和硐室地點外的其它井巷需要通風量之和，m3/min際需要風量的50%。9-1Qai100qai

Kai——i取Kai=1.2~1.6；采工作面可取Kai=1.4~2。已知qai=1m3/minKai=1.5，可得：=150長壁工作面實際需要風量（Qai，按下式計算：Qai60Vai Vai——iSai——第im2已知Vai=1.6m/sSai=22m2，可得：Qai=21129-4采煤工作面空氣與風速對應表采煤工作面風速Vai圖9-2時期礦井通風立體按人數(shù)計算實際需要風量（QaiQai=4×NiQai——按人數(shù)計算實際需要風量，m3/min；4——每人每分鐘供給4m3的規(guī)定風量，m3/min；Ni——i個采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，人。已知Ni=58，可得：

9-3Qai=232 圖9-4時期通風網(wǎng)絡Sai——i個采煤工作面的平均面積，m2按最高風速驗算，各個采煤工作面的最低風量（QaiQai≤240×Sai已知Sai=22m2Qai=2112m3/min，可得：330m3/min≤Qai≤5280m3/minQaj=1056m3/min

根據(jù)《礦井安全規(guī)程》規(guī)定，按工作面回風中沼氣的濃度不得超過1％的要求計Qbi100qbi已知qbi=1m3/minKbi=1.6，可得：=160

Qbi4——可得Qbi=240m3/min

因為本礦只有庫、絞車房、變電所故可以不用計算可根據(jù)經(jīng)驗值取得：大型材料庫為100～150m3/min，中小型材料庫60～100m3/min，采區(qū)絞車房及變電所為60～80m3/min，充電硐室按經(jīng)驗給100～200m3/min。Qdi133qdi

已知qdi=1m3/minKdi=1.2，可得；=159.6m3/min =5425.6 =4701.12Q4NN——K——N=3000

兩種方法取最大值，則礦井總風量通風容易時期為5425.6m3/min，通風時期1.2就是各用風地點實際風量，采煤工作面只配計算的風量，順而下，遇到分風地點則加上其它風路的井巷風速驗算結果見表9-5。風速風速888864686468風阻力的90%左右，他是礦井通風設計選擇主要通風機的主要參數(shù)。 12345678采工作面91011121415161718通風時期的最路1226272829303738394041作面42434446474849井下多

ULv2/

——U——L——v——S——令/8，N·s2/m4若通過井巷的風量為Q(m3/s),則vQS,

LUQ2/ L、USa值只和成正比。故把上式中的LU/S3項用符號Rfr來表示，即R

LU/S3 于已定型的井巷，只受的影響。故h

RQ

， 按照上述計算方法，沿著選定的兩條最風路，將各區(qū)段的摩擦阻力累加起來，并考慮適當?shù)木植孔枇ο禂?shù)(一般不細算局部阻力)，即可算出通風容易和通風兩個時hme1.2hfe 1.2——1.15——時期的局部阻力系數(shù)=1509.80=3178.20礦井通風總風阻計算：Rh/Q R RQ/40. 表9-7通風時期摩擦阻力計算支架工作采區(qū)上hm——礦井總阻力，Pa；A——礦井等積孔，m2。=0.18=2.82時期=0.51=2.34等積孔礦＜1m2＞2均小于0.35N·S2/m8，屬于通風容易礦井。年限不小于5年。安裝角一般比允許使用最大值小5°；風機的轉速不大于額定值的90%?？紤]風量調(diào)節(jié)時，應盡量避免使用風硐調(diào)節(jié)由《煤礦設計規(guī)范》可知：礦井進、出風井井口的標高差在150m以下，均小于hsehmehn hse——通風容易時期主要通風機靜風壓，Pa；hme——表示通風容易時期礦井通風總阻力，Pa；=1559.80通風時期，考慮自然風壓主要通風機通風，主要通風機靜風壓hsdhmdhn hmd——表示通風時期礦井通風總阻力hsd=3178.20＋0＋50=3228.20Pa主要通風機的實際通過風量Qs1.05 式中：Qs——實際風量，m3/s；Q——風井總風量，m3/s。=82.27 風量/m3s-風壓風量/m32風壓 作風阻曲線由風機風壓與風量的關系方程 RQ2 h/ ==0.18時期： / ==0.45

RfeQ20.18Q容易時期： RfdQ20.45Q時期： R(N·S根據(jù)以上數(shù)據(jù)，在扇風機特性圖表上選定風機，該礦井前后期風機型號均見表9-12。角/°）根據(jù)礦井通風容易時期和時期主要通風機的輸入功率Hfmin和Hfmax計算電動機由Hfmin/Hfmax=190/335=0.56﹤0.6，故通風容易時期和時期需要選用不同的電NeNfke 式中：He——Nf——HeeHed掘進與回采工作面應安設瓦斯自動裝置井下水泵房和變電所設置密閉門、防火門。并設設區(qū)域返風系統(tǒng)打開煤柱放水時12層13m4°3～15（56d班378a9amm—低1——mm個1個1mmm個3大巷方——固定礦車和平板3—m續(xù)表10-m/m3/千林在康、左秀峰.《礦業(yè)信息及計算機應用》.徐州：中國礦業(yè)大學鄒喜正、劉長友.《安全高效礦井開采技術》.徐州：中國礦業(yè)大學錢鳴高、石平五.《礦山壓力及巖層控制》.徐州：中國礦業(yè)大學于海勇.《放頂煤開采的基礎理論》.：煤炭工業(yè)王省身.《礦井防治理論與技術》.徐州：中國礦業(yè)大學李位民.《特大型現(xiàn)代化礦井建設與工程實踐》.：煤炭工業(yè)綜采設備管理手冊編委會.《綜采設備管理手冊》.：煤炭工業(yè)中國煤礦安全監(jiān)察局.《煤礦安全規(guī)程》.：煤炭工業(yè)朱真才、韓振鐸.《采掘機械與傳動》.徐州：中國礦業(yè)大學洪曉華.《礦井提升》.徐州：中國礦業(yè)大學章玉華.《技術經(jīng)濟學》.徐州：中國礦業(yè)大學王德明.《礦井通風與安全》.徐州：中國礦業(yè)大學楊夢達.《煤礦地質(zhì)學》.：煤炭工業(yè) 專：：沖擊礦壓預測預報沖擊礦壓是煤礦安全生產(chǎn)的嚴重之一,沖擊礦壓現(xiàn)象是一種以急烈,猛烈破壞為特征的礦山壓力的動力現(xiàn)象,常伴有很大的聲響,巖體和沖擊波,在一定范圍內(nèi)可以感到;有時向采空空間拋出大量的碎煤或巖塊,形成很多煤塵;有時還釋放出大量的瓦斯,常導致巷道支架遭到破壞,設備移動和空間被堵塞。輕微的沖擊礦壓俗稱放煤。沖擊礦壓具有以下特點:一般沒有明顯的宏觀前兆,難于事先準確確定發(fā)生的時間、地點和強度;發(fā)生過程短;!,這種現(xiàn)象愈來愈多。發(fā)生沖擊地壓時,,開始巷道發(fā)出咔咔聲,緊接著,伴隨著風暴,吹垮支架,破壞了通系統(tǒng),造成人員傷亡,對采區(qū)和礦造成嚴重破。沖礦是界范內(nèi)礦礦最嚴的然之。種動通常是在巖學系達極強度式釋放,在井巷發(fā)生性事故,造成煤巖體振動和破壞,動力將煤巖體拋向巷道,同時發(fā)出強烈聲響,復雜,200～1000m,地質(zhì)構造從簡擊礦壓;在生產(chǎn)技術條件上,不論水采、采、機采或是綜采,全部跨落法或水力充填等各種采煤工藝,還是長壁、短壁,巷柱、傾斜分層、水平分層、階、房柱式等各種采煤方法我國最早記錄的沖擊礦壓現(xiàn)象于1933年發(fā)生在撫順勝利煤礦．當時的開采深度為200~1000m，、煤層厚度從薄到厚．煤層傾角從緩到200~800m，地質(zhì)構造從極簡單至極復從生產(chǎn)技術條件來看，水采、水砂充填、綜采、采、機采、手采等各種工藝，長壁、短了不少措施，但礦井數(shù)和總的沖擊次數(shù)并未減少。可見，我國沖擊礦壓的防治工作任象。之后，前、南非、德國、波蘭、、、、法國、、捷克、匈牙受到?jīng)_擊礦壓的。煤礦沖擊礦壓最嚴重而且防治工作最有成效的國家是前、前前的沖擊礦壓最早于1947年發(fā)生在古謝羅夫礦區(qū)此后共有9個礦區(qū)出現(xiàn)了沖擊自1951年起，全蘇地質(zhì)力學及礦山測量以及其他研究單位和高等院校等幾十個單位配合國家技術監(jiān)察部門與生產(chǎn)單位—起著手解決煤礦的沖擊礦壓問題。經(jīng)過25年1980年以后又降至5~6次。金屬礦，沖擊礦壓的頻度比煤礦要小得多，其主要形式為巖石彈射、和微沖擊，主要發(fā)生在北烏拉爾鋁土礦等20余個礦山。開始出現(xiàn)的300~700m．主要巖石種類為輝綠巖、正長巖、花崗巖、凝灰?guī)r以及鐵礦石、鋁土100~250MPa25~30MPa。前波蘭有三個井工開采煤田：上西里西亞、下西里西亞和魯布林。產(chǎn)量的98%來自上西里西亞煤田。該煤田中煤的強度為10~35MPa，煤厚0.5~20m(般1.5~3.5m)，傾角機械化程度96.2%，其中綜采占83.7%。600號、70080045%500號煤層組最為嚴重。開始發(fā)生沖擊礦壓的平均采深約為400m，隨著采深的增加，沖擊礦壓沖擊礦壓3097次，造成401人，并巷破壞13萬m。工作。煤層的沖擊傾向測定和井下測定是波蘭學者首先倡導并大力發(fā)展的。此外，在將巖體聲學以及法用于礦山?jīng)_擊探測和監(jiān)測方面、居世界領先地位。由于采取魯爾礦區(qū)是德國的主要產(chǎn)煤區(qū)，也是發(fā)生沖擊礦壓的主要礦區(qū)。1910~1978共記載了危害性沖擊礦壓283次，有沖擊傾向或的煤層20余個，其中底克班克、陽光和依達煤層具有最強的沖擊傾向，其抗壓強度l0~20MPa，煤種為長焰煤、氣煤和肥煤等。沖擊發(fā)生沖擊礦壓的煤厚為1~6m，其中主要為1.5~2m，傾角4°~44。5~40m較厚的砂巖或其他堅硬巖層，因而，認為砂巖頂板是沖擊礦壓煤層的主要標志。德國是防治沖擊礦壓較有成效的國力型沖擊礦壓是由于巷道周圍煤體中的的壓力由亞穩(wěn)態(tài)增至極限值，其的能量突然釋放。沖擊型沖擊礦壓是由于煤層頂?shù)装搴駧r層突然破斷或位移的，它與脈沖地點

圖2-1沖擊礦壓詳細分類圖當煤層和頂?shù)装鍎偠戎托∮诹?，煤巖體強烈破壞，發(fā)生沖擊礦壓。煤礦中，煤作下體破如穩(wěn)，表煤變、壓22所示。ni1iRR建立沖擊礦壓力學模型如圖2-2圖2-2設頂板質(zhì)量為m1,剛度為K,煤的質(zhì)量為m2,煤柱中的力是位移和時間的函數(shù),即P2f(u2,dP 1K(uu 1dt 式中u1——頂板的位移;假設頂板位移為零,煤柱中的位移增加了Δu2,f'(u2',t)Kf'(u2',t)Kdu若頂板來壓,頂板加速度為dt圖2-3應是:應力高、并有相當高的彈性能。只要高應力突然加大或系統(tǒng)阻力突然減小,煤體可產(chǎn)生突然破壞和運動拋向已采空間則形成沖擊礦壓(見圖2-4)

圖2-420世紀50年代末期前學者c.T.阿維爾申以及20世紀60年代末期中期英國學者庫克duEd ddu式中 ——分別是圍巖系統(tǒng)、煤體內(nèi)的能量釋放速度du ——克服圍巖邊界阻力和煤體破壞時吸收能量的速度α,β——分別為圍巖系統(tǒng)、煤體內(nèi)能量釋放的有效系數(shù)。df(uZ,t)Kdf(uZ,t)煤巖體釋放的能量為uu

1(d)2(Kdf(u

,

2

du若頂板來壓,頂板加速度為,則煤巖體釋放能量為u

d)2(Kdf(u2,t))

1m(du1)( 2 du 1( 發(fā)生沖擊礦壓時,vmin拋出,vmin是發(fā)生沖擊礦壓的必要條件,只有du

du2UK 式中ρ——破碎煤巖體的平均密度du 10m/s肯定發(fā)生沖擊礦壓。若取ρ=2.53103kg/m3,則發(fā)生沖擊礦壓最小動能為kmn.2505/Es與峰值后所消耗的變形能Ex之比值。如圖2-5所示:圖2-5由圖可知:煤越軟,煤巖變形越大,CD段越長,CDFQ圍成的面積越大,Es/Ex越小,沖擊能KE越小,1;反之煤硬脆性越好,煤巖變形越小,CD段越短,CDFQ圍成的面積越小,Es/Ex越大,沖擊能指數(shù)KE越大,如曲線2,從而說明煤的脆性越好,發(fā)生沖擊礦壓的可能性彈性能指數(shù)KET——煤樣在單軸壓縮條件下破壞前所積蓄的變形能與產(chǎn)生塑性變形消耗的能量的比值,如圖2-6所示1.卸載曲線2.加載曲 Φsp.彈性應變能Φst.塑性應變動態(tài)破壞時間 實踐表明:KE和WET兩個沖擊傾向指標大于某個值時,就會發(fā)生沖擊礦壓,這一理論稱為沖擊傾向性理論。至今煤炭部門還在沿用這一指標(見表2-1),并制定了標準。目前,我國沖擊礦壓已經(jīng)波及大部分礦區(qū),其中部分深部開采礦井的沖擊礦壓礦壓發(fā)生的一個必要條件,以此理論來判斷沖擊礦壓發(fā)生與否是片面的。為此,要加程現(xiàn)場找到簡單易行的方法,把沖擊礦壓預測和防治建立在科學基礎之上。采用手持式煤電鉆或風動鉆機、φ40mm套節(jié)麻花釬子配φ43mm鉆頭打眼,孔深應3.5倍采高或巷道高度，鉆孔布置在巷高或采高的中部，方向垂點沖擊性的鉆粉率指標規(guī)定，制定出鉆屑量臨界指標。當實際煤粉量超過表3-1中的臨界煤粉量，或者在鉆進過程中出現(xiàn)卡鉆、吸鉆、異響、煤增多等動力現(xiàn)象，則可判定所測地點存在沖擊。表3-1煤粉量指工作面孔距10～15m，全面監(jiān)測，重點區(qū)域重點監(jiān)測。

5m23～4d，采煤工作面間隔時間為3個循環(huán)。掘進工作面根據(jù)循環(huán)進尺，保證掘進進度處于監(jiān)測范圍。采用KBD5型電磁輻射監(jiān)測儀對采掘工作面內(nèi)沖擊區(qū)域進行多點動態(tài)監(jiān)測，100m10m，定點觀測，徐州福安科技分析張雙樓煤礦連續(xù)3個月電磁輻射數(shù)據(jù)，出具電磁輻射數(shù)據(jù)限公司出具的電磁輻射數(shù)據(jù)處理報告，用以下兩種方式判斷沖擊：①臨界值法。如果監(jiān)測數(shù)據(jù)超過數(shù)據(jù)處理報告得出的臨界值，則認為該區(qū)域存在沖擊。②動態(tài)趨勢法。如果監(jiān)測數(shù)據(jù)沒有超過臨界值，但出現(xiàn)以下情況時，也認為具有沖擊：電磁輻射強度在范圍以外的其他區(qū)域發(fā)生的信號為遠震信號。微震監(jiān)測系統(tǒng)時常會收到遠震信號，但這類信號無法做定位分析，并提示為。遠震信號的特點是11個型遠震信號見圖3-1。

信號波峰峰值延續(xù)時間長，衰減較慢，尾波較發(fā)育。典型頂板斷裂信號見圖3-2。

圖3-2煤礦生產(chǎn)中是最常見的工序之一，所形成的有3～5個臺站收，一次量在12～18kg，接收到信號能量一般在2000～3000J，到的信號初動至峰值躍變快，同時衰減快，尾波不發(fā)育。典型信號見圖3-3。圖3-3典型信號波形礦壓。沖擊產(chǎn)生的信號特點在于其振幅較大(釋放能量大)，信號持續(xù)時間短，衰減P3-4。720～36m(30m)。產(chǎn)狀:傾向為328;18722020～3m的砂泥201028329日凌晨垮20103722043-5厚一層破碎偽頂。3月19日，工作面推進至材料道29．6m，道26．9m時～151m厚左右破碎直接頂。320日，2～15架棚老塘掉落厚度15～20m152架左右頂板垮落，至3月29日早班工作面推進至材料道56．4m，道51．8m時，1～29架2～3m3004～12m厚破碎頂板。329334分/438450m處材料道的反向風門被吹開，且有變形。從第一次垮落至33架棚后老塘已掉嚴;34～37架棚后懸1～2m;38～46架棚后8～13m06～12m;57～6715m左右頂板彎曲下沉;68～73掉落，懸5～15m;74～80架棚懸2～4m;道老塘懸頂被冒落矸石充填，道10315m25m左右厚;20330m老塘懸頂?shù)?．5m左右厚。45～50架斷層處由于支架未前拉，且支架支護狀況不好，使該06m02m。330～31日部分彎曲下沉的直接頂逐步垮落，1～80架直接頂基本掉落充實老塘。月份微震系統(tǒng)時段:3月15日南二七煤絞車房5號臺站，絞車供電1天;31798068h;32717:45～2810:20由于微震監(jiān)測系統(tǒng)上位機系統(tǒng)原因，保存一長跨時無效數(shù)據(jù)，影響近17h，其余時段微震監(jiān)測系統(tǒng)能正常。圖3-6為72204工作面能量和次數(shù)分布趨勢圖。剔除微震系統(tǒng)時段影響因素，通過圖3-7和圖3-8分析可知，72204工作面的能量和次數(shù)與工作面回采、老塘頂板懸露與垮落具有偶合 際是集中在工作面推進范圍內(nèi)，通過對定位日報表的分析，能夠看出震源點基本是集

區(qū)域一般集中在主要生產(chǎn)空間(主要包括回采工作面和掘進工作面)。通過提供統(tǒng)計單位時間監(jiān)測區(qū)域內(nèi)地音的頻度、能率、頻率、延時等一系列地音參量，找出地音活動規(guī)全生產(chǎn)［3－4。根據(jù)此原理，采用煤巖體的地音監(jiān)測方法可以對沖擊礦壓等動力ARES－5/EARES－5/E地音監(jiān)測系統(tǒng)主要用于監(jiān)測礦井主要采動影響區(qū)域內(nèi)發(fā)生的煤巖體微觀破裂現(xiàn)象(即地音)。系統(tǒng)的主要功能是通過對采煤工作面、掘進工作面小范圍內(nèi)的煤巖體狀態(tài)進行連續(xù)監(jiān)測，獲取連續(xù)的地音數(shù)據(jù);在對地音數(shù)據(jù)和實際情況進行綜合分析的基礎上，對監(jiān)測區(qū)域的沖擊礦壓性做出及時評價，為在區(qū)域采取預防措施、減少及降低事故程度提供了寶貴時間。圖3-9為ARES－5/E地音監(jiān)測系統(tǒng)的結構。圖3-9ARES－5/E巖體的破壞過程有3種演化可能:第2種:地音在短時間內(nèi)集中發(fā)生，數(shù)量、能量瞬時增多，煤巖體內(nèi)積聚的第3種:地音數(shù)量少、平均能量大，但釋放的總能量較少，煤巖體內(nèi)積聚的能量得不到釋放，經(jīng)歷短暫的靜默期后，則極有可能發(fā)生大的微震甚至沖擊現(xiàn)象。生微震或沖擊現(xiàn)象的前兆性信息，因此，簡單研究二者的變化規(guī)律，不能對潛在的沖況，對于預測礦井的沖擊礦壓更具有實際意義。地音數(shù)據(jù)后處理分析法正是以研究情況對其進行降噪處理。ARES－5/E微震、動壓顯現(xiàn)、沖擊礦壓等現(xiàn)象，按照發(fā)生時間標注在曲線圖的相應位置。根據(jù)研究需要，在卸壓槽中每隔50m設一個觀測站。觀測站的規(guī)格尺寸為：長3寬壓槽觀測站布置示意圖如圖3-10所示。圖3-10

圖3-11100m處安設水平位移測試儀、垂直位移測試儀和壓力測試儀，并記錄儀器初始讀數(shù)，然后每天在每個生產(chǎn)班配專人定時進行。通常情況下，在工作面開采至距測站50m時儀器開始顯示數(shù)據(jù)，但水平位移量和垂直位移量均很??；壓力值基本沒有太大的變化，始終處于正常壓力范圍。部分位移觀測值如表3-2所示。擊礦壓的煤層作為保護層;②在傾斜賦存條件下,上保護層開采后,同區(qū)段的煤體都得到保護,其工作面可以滯后推進;下保護層開采后超前一個區(qū)段,以使本區(qū)段的煤體全部得到保護,本區(qū)段層工作面滯后于下區(qū)段保護層工作面推進;③工作面于保護層工作面應同向推進,層工作面保持滯后距離30～60m。滯后距離過小,上下工作面相互影響,支承壓力疊加;滯后距離過大則容易進入應力恢復區(qū)的還原帶,降低保護效果;④當相降低煤體的瓦斯壓力。瓦斯抽放的基本方法采用設備和管路把煤層中的瓦斯抽放出斯涌出量，防治采掘過程中瓦斯超限的有效方法，是治理瓦斯的，是消滅瓦斯事故，確保煤礦安全生產(chǎn)的根本措施。瓦斯抽放方法可以分為五類：(1)開采層瓦斯抽放；(2)鄰近層瓦斯抽放；(3)采空區(qū)瓦斯抽放；(4)圍巖瓦斯抽放；(5)綜合抽放瓦斯。其中綜合抽放瓦斯方法是前四類方法中兩種或兩種以上方法的配合使用。選擇抽放瓦斯的方法時應遵1．選擇的抽放瓦斯方法應適合煤層賦存狀況、開采巷道布置、地質(zhì)條件2．抽放方法的選取以瓦斯來源及涌出構成為依據(jù)，如果瓦斯涌出量主例且工作面的安全生產(chǎn)時，則應采用鄰近層瓦斯抽放，當工作面后方采空區(qū)瓦斯涌出量較大且工作面安全生產(chǎn)時，則應采用老空區(qū)抽放。對于瓦斯瓦斯較高的煤層，巷道抽。若圍巖瓦斯涌出量大，或者溶洞、裂隙帶有高壓瓦斯并有噴出時，應采取圍巖瓦斯抽放措施。3．盡可能采用綜合抽放瓦斯方法，以提高抽放瓦斯效果；4．有利于于提高瓦斯抽放效果，降低抽放成