采矿工程本科毕业设计 鲁班山勘探井田 133页

一般部分 1井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置鲁班山勘探井田位于筠连矿区沐爱勘探区的西北部，行政区划属四川省筠连县巡司镇，地理坐标为：东经：104°32′10″～104°40′50″北纬：28°5′20″～28°10′10″矿井交通位置见图1—1—1。巡司镇至主要城镇里程见表1—1—1。图1—1—1矿井交通位置鲁班山南矿井田位于鲁班山勘探井田内巡司背斜轴以南，距巡司镇约1.5km。巡司镇有公路通往筠连、高县、平寨、宜宾、巡场、沐爱、礼义、庙坪以及云南的盐津、牛街、昭通等地。由宜珙支线金沙湾站接轨至巡司镇的金筠铁路筠连站位于矿井生产系统的西侧约500m，矿井接轨甚为方便； 由金筠铁路经宜宾至内昆线和成渝线可通往成都、重庆等城市，交通较为方便。矿井西南缘的巡司河段，水急滩多，无舟楫之利。表1—1—1巡司镇至主要城镇里程名称终到站里程（km）名称终到站里程（km）铁路金沙湾74公路沐爱15宜宾119平寨36内江240牛街50成都559盐津58重庆525宜宾113公路筠连17内江265金沙湾76成都482庙坪11重庆4351.1.2地形地貌井田内地形总的趋势南高北低，因受放射状沟谷的切割，致使地形较为复杂，井田南缘的鲁班山，海拔标高+1143.10m，是井田最高点，最低处为巡司河与南广河交汇处，标高+380m，相对高差700余米，属中山区。煤层出露标高为+470～+840m。在巡司镇附近，茅口组石灰岩广泛出露，大型坡立谷、溶洞、石林均十分发育，形成开阔的溶蚀平地，是筠连县不可多得的粮食基地，平地四周的丘陵地区形成层层相叠的茶叶林带，巡司镇又为沐爱自流向斜茅口组地下水的总排泄区，有著名的大鱼洞、冒水井、凉风洞及温泉等泉群出露，水源丰沛，风光秀丽。1.1.3地表水系井田内河流不甚发育，较大者为巡司河，发源于大雪山，由南向北流经本区，环绕井田的西、北两侧边缘，上游河谷狭窄，下游两岸稍开阔，较大流量为176.579m3/s（1980年8月25日），较小流量为0.376m3/s（1979年4月22日）。道溪河由东往西流经井田南缘，在铁索桥注入巡司河，入口标高+443m。1.1.4气象及地震本区属亚热带气候。气候温和，湿润，雨量充沛，冬末偶有霜冻及小雪，无霜期340天左右。据筠连县气象站近20年的观测资料：历年最高气温 39.5℃（1961年7月），最低气温-2.5℃（1968年2月），年平均气温17.5℃左右。年平均相对湿度一般为81～83%。每年5～9月为雨季，7、8月份多暴雨，年最大降雨量为1597.9mm（1968年），年最小降雨量为883.4mm（1981年），一般大于1000mm。全年多西北风，风力一般3～5级，最大可达6级以上。风速一般为4～7m/s，最大达14m/s。根据四川省地震局资料和国家地震局1990年中国地震烈度区划图，本区地震烈度为7度区。1.1.5矿区内工农业生产概况矿区范围内的筠连县，大部份为山地。全县总面积94123.9hm2，宜耕面积22931hm2，占全县面积的24.43%，其中水田5866.1hm2，旱地17065hm2。此外尚有森林面积21997.8hm2，茶林2999.7hm2。全县以农业为主。粮食作物主要有水稻、玉米、小麦等；2001年粮食总产量3.17亿斤，农业总产值5.83亿元。经济作物有茶叶、烤烟、花生、蚕茧等，其中以茶叶为主，所产红茶、苦丁茶闻名全川。工业企业少而小，主要有煤、铁、农机、水泥、茶叶、缫丝、酒、印刷、粮油加工及水电站工业企业。2001年全县国内生产总值为9.68亿元，其中工业总产值为2.91亿元。全县拥有各类学校233所，卫生机构111个，病床位344张，其中县医院一所，设有病床120张。1.1.6人口及劳动力全县总人口为386700人，大部份分布在山区，其中农业人口346000人，占89.5%，有劳动力的人数共112254人，城镇人口40700人，占总人口的10.5%。待业3800人。1.1.7主要建筑材料来源矿井建设所需材料除钢材、木材需从区外调入外，其它所需的砖、水泥、料石、砂、石灰等建筑材料均可在区内就地取材解决。1.1.8电源、水源电源：鲁班山南矿位于宜宾市以南，筠连县境内，属川南电网宜宾供电局的供电范围。为满足筠连矿区的开发，宜宾供电局在靠近矿区的筠连县巡司镇建有巡司110KV变电所（主变容量现为1×20+1×40MVA），其110KV电源引至天池110KV变电所引来的一回线路（导线型号为LGJ—185、长度 77.25km）。而天池110KV变电所的电源则引自豆坝电厂和吊黄楼220kV变电所，且与豆坝电厂和吊黄楼变电所成三角环网接线，其供电可靠性较好。在筠连县境内尚有县属35kV地方电网，供当地乡镇及农业用电。地方电网现建有洞口、沐爱、巡司和城关四个35kV变电所，其电源主要为筠连县境内的小水电站，总装机容量10MW。且地方电网与国家电网通过35kV变电所在巡司110kV变电所并网运行。开发本矿的电源取自己建成并投入运行的巡司110kV变电所，其供电质量安全可靠。而将县属35kV地方电网作为矿井的安全电源，则矿井的安全生产更有保证。水源：本矿地处筠连县拟建中的巡司中心区，按照筠连县水利局对本区水资源综合利用的要求，矿井办公区、住宅区、地面消防用水均由巡司供水站负责供给。生产用水由井下水处理后供给。如果巡司中心区和巡司供水站滞后本矿建设，则位于本矿工业场地西侧约2.0km的大渔洞是矿井理想的供水水源，该洞水质良好，涌水量达20822.4m3/d；凉风洞溶洞水可作为备用。1.2地质特征1.2.1地质构造地层：矿井井田内出露的最新地层为三叠系上统须家河组，最老地层为二叠系下统茅口组，河谷凹地尚有零星第四系分布。地层特征及层序见表1—2—1。矿区综合柱状示意见图1—2—1。1.2.2煤系地层特征本井田具有工业价值的含煤地层为二叠系上统宣威组。根据井田岩性、古生物特征和沉积特征，宣威组为一套陆相、海陆交替相的含煤、铁建造。全组以9号煤之底界分为上、下两段，下段以陆相的河、湖相沉积为主，不含可采煤层；上段为含煤段，含煤7～9层，具有工业价值的有4层，属滨海平原的含煤沉积，以过渡相为主。井田内地层走向为东西向，倾角5°～25°。1.2.3地质构造沐爱勘探区位于筠连煤田中段、落木柔背斜北翼，区内构造形态主要表现为一系列北东至北北东向宽缓褶曲，伴生有同方向的断裂构造。鲁班山井 表1—2—1鲁班山南矿地层特征及层序表地层单位厚度（m）最小～最大/平均地层特征第四系Q0～61.42/2.01由松散的砂质粘土、亚粘土、砾砾等堆积而成，零星分布。三叠系上统须家河组T3Xj平均厚度大于50m砂岩、泥岩夹苴煤，出露于井田北部边缘及新街向斜轴部。中统雷口坡组二段T2L2平均厚度79m浅灰色白云岩、夹薄层灰岩、白云质灰岩等，产少量海相动物化石。一段T2L1平均厚度132.84m浅灰色中厚层状～厚层状白云岩，夹薄层白云质灰岩及钙质粉砂岩，泥岩，底部有绿色水云母粘土岩。下统嘉陵江组三段T1j3平均厚度114.73m浅灰色、灰色薄～中厚层状白云岩，夹薄灰岩及膏溶角砾岩。二段T1j2平均厚度160.08m灰色厚层状石灰岩，中部夹竹叶状灰岩多层，含动物化石。一段T1j145.96～56.69/51.13前滨～近滨带环境的石灰岩，夹少量薄层粉砂岩，见水平层理及波状层理。铜街子组二段T1t212.26～21.29/15.09紫红色、黄褐色泥质岩及粉砂岩、细粒砂岩。产少量双壳类化石。一段T1t199.07～151.02/126.01浅灰色、紫灰色薄～中厚层状石灰岩，泥灰岩夹薄层钙质粉砂岩。飞仙关组四段T1f470.63～144.77/120.01暗紫色薄～中厚层状钙质粉砂岩，夹薄层细粒砂岩及生物碎屑灰岩。三段T1f360.40～106.67/85.16灰紫色薄～中厚层状钙质粉砂岩，夹多层生物碎屑灰岩。二段T1f2151.84～242.33/197.46暗紫色中厚层状～厚层状粗粉砂岩及细粒砂岩为主。中上部夹多层生物碎屑灰岩。一段T1f155.04～114.76/81.83上部为灰绿色中厚层状粗及细粉砂状绿泥石岩，下部为浅绿色绿泥石质泥岩。二叠系上统宣威组上段P2X232.14～59/42.72以陆源碎屑为主，夹可采煤层及数层生物碎屑灰岩，称为“含煤段”。下段P2X187.97～101.82/96.72以泥、砂岩为主，夹多层透镜状菱铁矿或菱铁矿绿泥石岩，称为“含矿段”。峨嵋山组P2β109.17～160.80/118.27顶部为浅灰色凝灰岩或角砾状凝灰岩，中部为凝灰质泥岩，底部为高岭石粘土岩。下统茅口组P1m平均厚度357m灰色厚层～巨厚层状微晶～粉晶石灰岩，含燧石结核。 图1—2—1矿区综合柱状图田位于沐爱勘探区的西北隅及F1断层北侧，东接新街向斜，西隔水茨坝向斜与筠连鼻状背斜相望，巡司背斜斜贯井田中部。1、褶曲南矿井田内共有褶曲8条，其中巡司背斜（B33）是井田的主干构造，新街向斜（S40）是井田的东部边界构造，其余次级小褶曲多分布在井田边缘一带，规模小，对煤层无影响。巡司背斜（B33）：背斜轴斜贯鲁班山勘探井田中部。该背斜南自巡司附近，经鲁班山南麓的高塝、庙坪至朱家沟北侧消失，全长约13km。轴向由N70°E向北转至N30°E（井田内多为N40°E左右），轴 面略向北西倾斜，倾角85°～90°。枢纽向北乐倾状，倾伏角5°～10°，核部出露最老地层为二迭系茅口组，两翼主要为中、下三叠统及上二叠统，北西翼倾角稍大，为20°～25°，南东翼稍缓，为10°～20°。在井田外围，背斜轴部及两翼的三叠系雷口坡组、嘉陵江组及铜街子组中，发育有一些小规模的层间褶皱，这些褶皱只影响浅部地层，对煤层无影响。巡司背斜是本井田的主干构造，它对地层产状，煤层底板等高线及次一级构造的组合方向均起控制作用，成为井田内的构造骨架。新街向斜（S40）：为本井田东部与新场井田的分界线。分布于道溪、新街、正合山至南广河畔的仰天窝，长10.5km。轴向N30°~40°E，大致与巡司背斜平行展布，轴面倾向南东，倾角85°~90°，枢纽向北东倾伏，倾伏角5°~8°，核部出露最新地层为上三叠统须家河组，两翼地层为中、下三叠统。向斜的南西端的道溪附近相接于F1断层，且轴线向西拖曳，岩层比较破碎。其北西翼地层平缓，一般倾角为10°~20°，南东翼较陡，一般倾角为25°~45°，局部达50°以上。向斜转折处地层平缓，倾角一般小于10°，且次组波状起伏明显，轴部时有断层伴生。2、断层本矿井田位于鲁班山井田内巡司背斜轴以南，其地层产状平缓，以缓倾斜为主，倾角多在5°～25°，煤层中无火成岩侵入，井田表现为一单斜构造，规模较大的断层多发育在井田边缘一带。井田内有断层10条，大部分分布在边缘地带。其中落差大于30m者1条（F1），落差在20～30m者4条（F70、F68、F69、F112），落差小于20m者5条。按断层性质分：正断层4条，逆断层6条。10条断层中，切割煤层的断层仅有2条（F1、F86），其它断层对煤层均无影响。在切割煤层的断层中，F1断层为井田南部边界构造，F86发育在煤层露头附近，对今后煤层的开采影响不大。F1断层：此断层属区域性东西向断裂构造。自区外筠连县双河场经本矿井田南端至道溪向东在叶家坝南西侧与区域性的天台寺断层（F2）交并，断层全长约12km，在本矿井田出露长度约3.7km，具有规模大，倾角陡（60°～85°），倾向多变，破碎带宽（10～50m），切割深等特点。F86断层：出露在本矿井田南端付家湾一带的煤层露头附近，呈N23°E方向延伸，走向长650m左右。倾向南东，倾角60°～70°，落差小于10m，为正断层。因发育在煤层露头线附近，规模小，仅对浅部煤层有些影响。因此，本井田属中等构造类型。 3、滑坡本矿井范围内发育有3个滑坡：生基坪滑坡（H40）、付家湾滑坡（H41）和烂田口滑坡（H42）。其中，付家湾滑坡、烂田口滑坡对煤层有一定影响，但影响较小，设计时适当考虑即可。现将其特征分述于下：烂田口滑坡（H42）：分布在巡司背斜轴部的大竹村、烂田口、桃子坪及荀猪塝一带，滑体几度掩盖煤层露头线。西端被第四系掩盖，面积约0.9km2。滑床地层为飞仙关组一段和宣威组上段，滑体地层为飞仙关一、二段和宣威组上段。滑体最大厚度达160m。由于滑坡规模较大，滑床切割较深，因而对煤层有一定影响。局部地段直接破坏了煤层，如在321、322号孔中，宣威组上段所有可采煤层均被刨蚀。208—1号孔，1、2号煤被刨蚀。其它钻孔揭露滑床层位均在飞仙关组，对煤层无甚影响，只是因受滑动影响，局部岩、煤芯稍有破碎现象。付家湾滑坡（H41）：分布在矿井西南端付家湾附近。滑体最大厚度约30m左右，面积0.03km2。滑体地层为飞仙关组一段，滑床地层为宣威组上段。此滑坡掩盖煤层露头线100m左右。但因分布在煤层露头附近，规模小，对煤层开采无大的影响。1.2.4水文地质1、含水层及隔水层第四系孔隙含水带：多为亚砂土、亚粘土、砂砾组成。一般厚5～8m，零星分布在深沟、河谷两岸阶地及低凹地区，透水性好，含水不丰富，旱季水量微小或干枯，属局部季节性含水带。1）三叠系裂隙、岩溶及溶隙含水层须家河组（T3xj）裂隙含水层：以碎屑岩为主，分布在巡司河两岸，出露标高+385m～+861.2m，调查泉11个，流量0.1～1.38l/s，含水性中等。雷口坡组（T2L）溶隙、裂隙含水层：为中厚～厚层状白云岩类石灰岩，厚211.84m，分布在矿井井田的北部，面积达8.45km2，出露标高+403m～+821.2m，调查泉22个，流量0.101～4.0l/s，透水性较强。嘉陵江组（T1j）岩溶含水层：为块状石灰岩、白云岩及白云质石灰岩，厚325.94m，分布在矿井井田北部，面积15.75km2，出露标高+405m～+832.8m。岩溶发育，受水条件好，透水性强，大气降雨补给。补排区距离近，流程短，水量变化大。调查岩深点46个，泉53 个，流量0.1～5.0l/s，含水不丰富。铜街子组（T1t）岩溶、裂隙含水层：上部为紫色及黄褐色薄层岩及泥岩，厚15.09m。下部为灰色及浅灰色薄至中厚层状石灰岩，厚126.01m。分布在矿井井田东偏北，岩深较发育，为含水性较强的岩溶、裂隙含水层。面积5.24km2，标高+410～+841.2m，调查泉8个，流量0.1～3.508l/s。水位标高+410～+685.68m，据区域水文地质资料，若有岩溶塌陷与断裂破坏时，与嘉陵江组含水层有水力联系。上述雷口坡组溶隙、裂隙，嘉陵江组岩溶，铜街子组岩溶、裂隙含水层虽受水条件好，透水性较强，但与煤层间有500m厚的飞仙关组地层托垫，开采后含水层之水不会进入矿井。飞仙关组（T1f）裂隙含水层：该组裂隙含水层，广泛分布于井田的中部及南部，厚484.46m。出露面积21.34km2，标高+415～+1143.1m。根据含水性分为三个含水段：a、飞仙关组三、四段（T1f3+4）裂隙含水层四段以中厚层状粉砂岩为主，间夹薄层细粒砂岩及生物碎屑灰岩，厚120.01m。三段为中厚层状钙质粗、细粉砂岩夹多层生物碎屑灰岩，厚85.16m。出露面积13.31km2，标高+415～+1143.1m。调查泉8个，流量0.1～0.2l/s。水位标高+415～+962.89m。经钻孔简易抽、放水试验，单位涌水量为0.2829～0.869l/s·m，水质为HCO3′—ca″质水。属富水性中等的层间裂隙含水层。b、飞仙关组二段（T1f2）裂隙含水层以中厚层状～厚层状粗粉砂岩及细粒砂岩为主，中上部夹多层生物碎屑灰岩，顶部为暗紫色细粉砂岩，厚20～30m，视为隔水层。底部10余米为泥岩及细粉砂岩。全层厚197.46m。出露面积7.64km2，标高+415～+1100m。泄水条件较好。大气降雨是补给水源。调查泉2个，流量0.1～0.473l/s。抽水试验两层次，单位涌水量0.00109～0.1737l/s·m。计算渗透系数0.00059～0.124m/d。水位标高+416.13～+799.07m，简易放水试验5层次，Q：0.125～11.643l/s，q：0.063～0.8455l/s·m。该层除巡司河谷及新街向斜轴部富水性较强外，一般富水性弱～中等。因计算的冒落裂隙带高度接近此层底部，故本层有可能由间接充水含水层转变为直接充水含水层。c、飞仙关组一段（T1f1）裂隙弱含水层该层上部为中厚层状粗粉砂至细粉砂状绿泥石岩，下部为浅绿色绿泥石质泥岩，厚81.83m。分布面积1.17km2，出露标高+415～+925m 。调查泉4个，流量0.534～1.451l/s。水量受大气降雨的控制。抽水试验两层次，单位涌水量：0.0144～0.1294l/s·m。计算渗透系数：0.01672～0.19713m/d。水位标高+421.14～+760.77m，简易放水试验5层次，Q：0.014～0.7067/s，q：0.01049～0.5048l/s·m，水位标高：+477.94～+701.54m。含水性受地形地质构造及水文地质条件的影响，属层面裂隙弱含水层。本层处于矿井顶板冒落带及裂隙带范围，是直接充水含水层。2）二叠系裂隙、岩溶含水层分布于巡司河北岸，形成反向坡岩壁之下的坡麓，呈缓丘及岩溶洼地。宣威组（P2X）裂隙含水层：上段（含煤段）为灰色、深灰色泥岩及粗、细粉砂岩组成，厚42.72m，含可采煤层。下段（含矿段）为灰、浅灰色粘土岩及粗、细粉砂岩互层夹中厚层状细粒砂岩、菱铁矿透镜体，厚96.72m。出露标高+425～+840m，沿煤层露头小窑开采悠久，并掘有斜巷，垂深20m左右。小窑充水以顶板淋水为主。调查泉、井、废弃小窑28处，流量：0.008～1.743l/s。水量受大气降雨控制。抽水试验2层次，单位涌水量：0.01372～0.05581l/s·m，渗透系数0.00796～0.04306m/d。水位标高+429.06～+730.51m。放水试验8层次，Q：0.022～4.092l/s。q：0.0087～0.58l/s·m。从全区看，除浅部风化裂隙带和塌陷裂隙带含水性较强外，该层含水性普遍较弱，为矿井直接充水含水层。峨嵋山组（P2β）裂隙弱含水层：为浅灰、深灰、铁青色致密块状玄武岩，厚109.67～160.8m，出露在井田的南端，面积2.24km2，标高+429～+730m。调查泉5个，流量0.01～0.372l/s。水量受大气降雨控制，旱季干枯。含水性除构造裂隙带及风化裂隙带较强外，一般含水性较弱，是良好的隔水层。抽水试验3层次，单位涌水量：0.003157～0.5075l/s·m，渗透系数：0.00197～0.4556m/d，水位标高+432.31～+524.5m。茅口组（P1m）岩溶强含水层：为浅灰色厚层～巨厚层状石灰岩，厚357.23m，出露面积3.52km2，标高+429～+683.9m。该含水层地表岩溶发育，泉水丰富，并有代表深层地下水的盐泉、温泉出露。调查泉8个，流量0.02～241l/s，泉水露头最低标高+428.44m（温泉），抽、放水试验2层次，单位涌水量0.92648～6.388l/s·m，渗透系数0.3697～2.1311m/d。该含水层上距可采煤层甚远，又有玄武岩及宣威组下段相隔，其岩溶水对矿井充水无关。2、断层导水性 本矿井田地质构造简单，发育在井田内部的断层规模小，富水性弱，不是造成矿井充水的主要因素。钻孔中发现的切煤断点，但其规模小，破碎带窄，简单水文一般也无异常。井田边界的F1断层，具有规模大，倾角陡，破碎带宽，切割深、落差大等特点，断层两盘对口部位是茅口组，显示导水性质。所以，F1断层及井田东南角的道溪小河需设置防水煤柱，以防止矿井充水。3、老窑积水井田小窑多为平硐开拓，浅部地段已采空，停采小窑较多，尤以朝天洞一带开发最盛，开采历史达百年以上，且多有积水，今后开采浅部时应予注意，以防止出现突发性的充水。4、滑坡水井田内有滑坡体三处，除烂田口滑坡对煤层有一定影响外，其它二处滑坡对矿井开采无甚影响。烂田口滑坡的滑床地层为飞仙关组一段和宣威组上段，滑体地层为飞仙关组一、二段和宣威组上段。滑体最大厚度达160m，滑床切割较深，如在321、322号孔中，宣威组上段所有可采煤层均被刨蚀。而本矿的直接充水层为飞仙关组和宣威组，矿井在开采该区域浅部时，地面水有可能通过滑坡经开采裂隙渗入井下，开采中应予以注意。5、矿井水文地质类型及涌水量预算1）矿井水文地质类型鉴于大气降雨是井田地下水的主要补给水源，水文地质单元属河间地块型，直、间接充水岩层为裂隙弱含水层，断层富水性弱，导水性差。故本矿井田水文地质条件属简单类型。2）矿井涌水量鲁班山勘探井田原设计为一个矿井开采，生产能力也较大，开采面积相应也较广阔。现划分为南、北两矿开采后，各矿生产能力和开采面积较原设计有所减少，矿井涌水量相应的也有所变化。经设计比较、计算并结合芙蓉集团的现场经验，矿井涌水量为：正常涌水量6000m3/d，最大涌水量9500m3/d。1.2.5地质勘探程度及存在问题1、地质勘探程度四川省煤田地质勘探公司141勘探队1984年6月提交的《四川省筠连县川南煤田筠连矿区鲁班山井田精查地质报告》，于1988年3月23 日由全国矿产储量委员会以“全储决字（1985）011号审批决议书”批准作为矿井设计的地质依据。鲁班山井田勘探工程量比较充分（从普查到精查共施工钻孔131个，工程量57790.91m），勘探手段选择合理，工程质量、特别是钻探质量比较好。查明了井田内可采煤层的层位、厚度、结构及其变化规律，圈定了可采边界，煤层对比可靠；查明了煤层产状、主要褶曲、边界断层等，对一水平范围内可采煤层底板等高线控制较好；可采煤层的煤种、变质阶段、物理性质、主要化学特征等均已查明；对煤的可选性及工业用途作出了评价，主要煤层的工艺性能也基本了解；采用多种方法查明了直接充水含水层的富水性和水文地质特征，并对可供利用的水源的水质、水量进行了评价；开采技术条件的勘探工作项目较齐全，储量计算选用的参数与计算方法合理。该报告基于大量勘探工程所取得的丰富资料，在地质构造、可采煤层、煤质、水文地质条件和开采技术条件，其它有益矿产，以及储量计算等方面，达到或基本达到原煤炭工业部1980年制定的《煤炭资源地质勘探规范》中拟建大、中型井的各项要求。2、存在问题1）航片地质调绘对煤系上部地层局部区段刺点较稀，组内地质分段界控制不严。2）钻探、测井工程质量评级偏宽偏高。煤芯采取率以重量法检查长度时出入较大。3）煤芯煤样重量偏小，个别煤层在邻区采取可选性代表性不强。4）洪水测量系采用视距极座标法，精度稍差。5）风、氧化带深度确定依据不足，推测过深。深部可选性的变化规律不明。6）煤的自燃发火倾向结论不明确，对煤与瓦斯突出未进行采样和鉴定工作。1.3煤层特征1.3.1、煤层条件1、煤层 本矿井含煤地层为二叠系上统宣威组，平均总厚139.44m。含煤10余层，煤层总厚一般为7.79m，含煤系数为5.6%。可采或局部可采煤层4层，自上而下分别为2号、3号、7号、8号，可采煤层总厚度一般为5.54m，煤层走向为北东、南西向，倾角7°～21°。现将4层可采和局部可采煤层简述如下：2号煤层：可采范围主要集中在212～222勘探线区域内，可采面积约8km2，属大部可采煤层。该煤层厚度变化较大，可采范围内且有少数不可采点及灰份超限点，可采边界不规则，属不稳定煤层。煤层顶板在平硐以上主要为泥质岩类，平硐以下砂岩比例大；煤层底板主要为砂岩类组成，局部地方有0.05m～0.10m的伪底，该伪底具强烈的滑感，遇水呈泥糊状可塑性好。煤层多为单一结构，个别呈双层结构时，上分层不可采。除个别地方含夹矸外，其它可采范围内煤层不含夹矸。3号煤层：除222勘探线以东的深部区域不可采外，其余均可采，可采面积约11km2，属基本全区可采煤层。该煤层在可采区内厚度变化不大，属较稳定煤层。其顶板主要为砂岩，局部有少量泥质岩出现；底板主要为砂岩类，但在平硐以上又以泥质岩类为主。煤层结构单一，局部为双层结构，含矸0～1层。7号煤层：俗称“黄广炭”，该煤的硫份较高，除220～222勘探线间部分地方不可采外，其余均可采，但可采厚度变化较大，属不稳定煤层。煤层顶板主要为砂岩类或泥岩、砂岩的组合类，其强度较好，但有一层0.05～0.15m的炭质泥岩和泥岩组成的伪顶；底板在平硐水平以上主要为泥质岩类，平硐水平以下主要为砂岩类，有一薄层状的、由炭质泥岩或灰黑色泥岩组成的伪底。煤层以单层和双层结构为主，少有多层结构，含夹矸0～4层，一般0～1层。8号煤层：为本矿主要可采煤层，全区可采。煤层在井田的南部分岔，分岔面积约5km2，分岔区各煤分层从上到下分别为8号煤之一，8号煤之二和8号煤之三。在南部由于煤层分岔其厚度在1.0m～1.3m之间，厚度高值区主要在井田中部，属较稳定煤层。煤层顶板主要以砂岩类或砂岩、泥质岩类组合类型，有一层0.02～0.2m的伪顶；底板除个别地方为砂岩外，基本上由泥质岩组成。煤层多为双层结构，含夹矸1～5层，一般2层，夹矸岩性多为泥岩和高岭石粘土岩。可采煤层特征见表1—3—1。表1—3—1可采煤层特征表 煤层编号煤层厚度（m）煤层间距（m）夹矸层数顶底板最小最大平均最小最大平均最少最多一般顶板底板20.72.10.95020在+450m以上主要为泥质岩，+450m以下砂岩比例大，泥质岩比例小。主要以砂岩为主，仅小范围内为泥质岩，局部地方有0.05～0.1m的伪底。2.011.25.830.72.31.08010主要为砂岩，局部有少量泥质岩。有一半地方为砂岩类岩石，但在+450m以上的东部以泥质岩类为主。11.226.618.470.72.81.20040～1主要为砂岩或泥质岩、砂岩组合类型，个别地方为泥岩，强度较好。+450m以上以泥质岩类为主，+450m以下为砂岩类。0.113.83.780.74.22.31152主要为砂岩或泥质岩、砂岩类组合，有一层0.02～0.20m的伪顶。个别地方为砂岩，其它以泥质岩组成。1.3.2煤层物理性质和煤岩特征1、煤层物理性质井田内各煤层多为灰黑～黑色，金刚光泽，多属半暗和半亮型。暗淡型，光亮型煤甚少。在外力打击后一般为参差状断口，含有结核状、星点状黄铁矿。煤的坚固性系数为0.8～1.9，脆度小。主要煤层物理性质鉴定见表1—3—2。2、煤岩特性宏观煤岩特征：以亮煤及暗煤为主，丝炭和镜煤含量较少，且多呈条带状、线理状及透镜状夹于亮、暗煤中，故常显条带状及线理状结构，层状和块状构造。微观煤岩特征：有机组分以镜质组为主，无机组分以氧化物类为表1—3—2主要煤层物理性质鉴定表物理性质宏观煤岩物理性质描述 煤层名称类型颜色光泽断口硬度结构构造其它2号煤暗淡型为主黑灰金刚多为参差状条带状层状暗煤为主，夹亮煤条带。含丝炭与少量黄铁矿。3号煤上部多为半暗型灰黑色金刚参差状全层普氏硬度4.07，坚固性系数：1.9条带状似层状暗煤、丝炭为主，亮煤、镜煤次之。中部多为半亮型黑灰金刚不平坦宽条带状层状亮煤为主，暗煤、丝炭次之。内生裂隙发育。下部暗淡型灰黑金刚不平坦多为条带状块状多为暗煤，夹少量线理状亮煤、镜煤及透镜状丝炭。7号煤上部半暗型灰黑色金刚参差状条带状似层状多暗煤，夹微量线理状亮煤，含黄铁矿。中部半亮型黑灰色金刚不平坦全层普氏硬度4.28，坚固性系数1.5、1.3。多为宽条带状层状亮煤为主，其次为暗煤，含黄铁矿。下部暗淡型灰黑不显参差状均一块状暗煤为主，多含黄铁矿结核。8号煤8之号煤一暗淡型灰黑色金刚参差状全层普氏硬度1.81，坚固性系数1.4；8号煤之三，普氏硬度3.85；8号煤之一、之二坚固性系数1.9。均一致密多呈块状暗煤为主，夹少量丝状亮煤及少量扁环状丝炭。8之号煤一半亮型黑灰色金刚参差状细至中条带状层状主要为亮煤，其次是暗煤、镜煤及丝炭。含线理状与粒状黄铁矿。8之号煤一光亮型为主钢灰色金刚阶梯状中至宽条带状层状亮煤为主，镜煤、暗煤、丝炭次之。脆度大，易碎成煤末。主。综合显微煤岩类型为矿化丝质亮暗煤。3、风、氧化带全井田煤层在风、氧化带的颜色变浅，光泽减弱，呈土状光泽，煤质疏松，变为土状或粉末状，在煤层表面有淋漓的铁锈。化学工艺性能是水份、灰分、挥发分含量都增加，碳、氢含量减少，发热量降低，粘结性变差。经对煤层的采样化验结果和生产小窑的煤质资料，井田内煤层的风、氧化带较浅，一般垂深不超过20m。井田在精查地质勘探时，考虑到本区小窑开采历史悠久，将煤层沿倾斜方向100m 内圈定为风、氧化带。1.3.3煤层特征1、煤的工艺性质本矿井田煤层属低变质～中变质无烟煤过渡型煤种。原煤灰分为富灰，其中除8号煤层为26.79%外，其余煤层在33～36%之间；硫分除2号煤为0.48%属特低硫外，3号煤为2.48%属中硫，7号、8号煤均较高，属高硫煤。但在216勘探线以南5.0km2的范围内，8号煤层分岔为8号煤之一、8号煤之二和8号煤之三，而作为矿井能开采的8号煤之三，其平均硫分为1.8%，属中硫煤，见表1—3—3。原煤磷含量均小于0.01%，属特低磷煤。原煤发热量在21.7MJ/kg～25.3MJ/kg之间，灰熔融点T2平均为1167℃～1232℃，是较好的民用煤和动力用煤。发热量：各煤层碳氢比和碳、氢元素含量（浮煤可燃基）极其稳定。原煤发热量在21.72～25.3MJ/kg。发热量和灰分有如下回归式：Qb,d=35.67-0.39Ad(MJ/kg)（1-1）从上式可看出井田原煤平均灰分每增加1%，发热量将降低0.39MJ/kg。因此洗选降灰以提高发热量对本井田煤的利用是有利的。表1—3—38号煤分岔区硫分含量表煤层名称8号煤之一8号煤之二8号煤之三硫含量（%）SgQSgLySgLTSgyiSgQSgLySgLTSgyiSgQSgLySgLTSgyi极大10.910.2910.390.949.100.438.651.024.400.265.100.39极小2.240.033.990.003.210.012.830.240.310.010.910.04平均6.350.116.020.535.470.105.380.441.800.052.440.18点数151010102415151528888抗碎强度：各主要可采煤层+25mm块煤抗碎强度（%）均大于88%，属高强度煤，故块煤含量高。煤的结渣性：2号煤层灰渣结渣指数0.15，属弱结渣煤；3号、8号煤层灰渣结渣指数1.01、1.94，属中等结渣煤；7号煤层灰渣结渣指数2.02，属强结渣煤。 热稳定性：各可采煤层大于6mm残渣（Ts+6)均大于90%，属热稳定性好的煤。对二氧化碳反应性：2、3号煤对CO2的反应性最强，反应温度1000°C时，二氧化碳还原率为78%、75.5%；反应温度1100℃时，二氧化碳还原率为97%、91.4%；8号煤较差，分别为41.0%和59.2%。因此，煤对CO2的反应性较好。可磨性：各煤层煤的可磨性系数小于63，煤的可磨性差。煤灰熔融性：各可采煤层煤灰熔融性（T2）平均在1167~1232℃号之间，属低熔灰煤。煤灰成分：各煤层煤的无机组分以粘土类与氧化硅类为主碳酸盐类和硫化物类则较少，煤灰化学成分以SiO2、Fe2O3、AL2O3和CaO为主，其中SiO2含量为50~60%，Fe2O3的含量一般为8.64~15.5%，AL2O3的含量一般为9.56~21.13%，CaO的含量一般为4.81~12.37%，MgO、SO3、TiO2的含量较少，其总和一般不超过10%。综上所述，区内各可采煤层的煤质属中灰~中高灰，低硫~高硫分的二号无烟煤，主要用途是火力发电厂动力用煤。1.3.4瓦斯、煤尘及煤的自燃和地温1、瓦斯鲁班山勘探井田在勘探时，取了52件煤样分析瓦斯含量和成份，分析结果认为+475m标高以上的瓦斯含量为10.03～15.21m3/t，以2号煤为最高，3号煤最低；+475m标高以下的瓦斯含量为7.16～25.55m3/t，以8号煤的合并区为最高，8号煤之二为最小。本矿位于鲁班山勘探井田内，在参照邻近的芙蓉矿区瓦斯涌出情况，并结合川煤计（1988）498号文，确定本矿井为高瓦斯矿井，平硐标高以上的相对瓦斯涌出量按20m3/t考虑。2、煤尘根据批准的鲁班山勘探井田精查地质报告，本矿井田内各煤层均无煤尘爆炸危险。3、煤的自燃发火倾向筠连县办的青山煤矿于1978年采8号煤时，因采空区顶板下塌，距顶约1m的7号煤下垮至采空区内，半年后发火自燃造成该矿停闭，此外，未发生自燃现象。勘探中鲁班山勘探井田共采样38 件，试验结果表明，各主要可采煤层无自燃发火倾向。4、地温本区无高温热害区，平硐以上地温小于26℃。在巡司背斜的倾伏端和本矿深部，地温较高，将超过31℃，为一级高温区，其余绝大部份为正常地温区。深部地区地温较高，是因煤层埋深加所致，不受地热异常影响。茅口组地层表现为局部热异常，其原因主要是受地下深循环热水影响。但远离煤层（距8号煤200余米），只要今后采掘工程不揭露茅口组地层，对矿井开采毫无影响。 2井田境界及储量2.1井田境界2.1.1井田境界根据四川省发展计划委员会川计能源[2002]221号文《四川省计委关于筠连矿区鲁班山南矿建设项目可行性研究报告（代立项）的批复》和芙蓉集团实业有限责任公司的设计委托书，以及芙蓉集团实业有限责任公司与筠连县巡司镇小河联办煤矿签订的“邻矿协议”，鲁班山南矿的井田境界为：西以巡司背斜轴为界与鲁班山北矿为邻，东以新街向斜为界；南以F1断层为界，浅部以煤层露头和小河联办煤矿开采边界为界，深部至-200m煤层底板等高线为界。井田走向长约5.6km，倾斜宽约2.5km，面积约13.2km2。按本次设计委托书的要求，为便于井田开发，以+250m标高为界，划分为上井田和下井田，即+250m标高以上为上井田，+250m标高以下为下井田。设计认为根据煤层的赋存特点，鲁班山南矿井田境界的划分是比较合理的。主要体现为：1、井田境界是根据勘探境界及勘探程度确定的，充分利用了现有的勘探成果，使矿井的设计和开发具有较可靠的依据和条件，有利于矿井尽快开发建设。2、井田走向长度比较合理，有利于矿井的开拓开采。3、地面条件较好，外部运输方便。4、筠连县巡司镇小河联办煤矿与芙蓉集团实业有限责任公司就两矿的开采边界本着尊重历史、正视现实的原则重新进行了边界划定，为矿井和地方小矿的合理开发和安全生产创造了良好的前提条件。鲁班山北矿与鲁班山南矿的境界划分是人为划定，由于两矿的开发同属一个业主，因此在今后的生产中，为有利于井下的开采布置，特别是在深部开发时，两矿边界具有相互调整的可能性。附井田赋存状况示意图2-1-1 图2-1-1井田赋存状况示意2.2井田储量2.2.1储量计算范围本矿储量计算范围：西起巡司背斜轴，东至新街向斜轴，南以F1断层为界，浅部至煤层风氧化带下部边界和小河联办煤矿开采边界，深部至-200m标高。储量计算面积约12.0km2。参加储量计算的各煤层倾角一般小于22°，根据川煤基（1980）509号文的规定，能利用储量的可采厚度为0.7m，最高灰份为40%；暂不能利用储量的可采厚度为0.6m，最高灰份为50%。另外7号煤和8号煤之二在本矿井田内硫份较高（7号煤最高为11.48%，8号煤之二最高为9.1%），按目前的环保政策，在设计中也作为暂不能利用储量处理。2.2.2地质储量按上述储量计算范围，扣除划给地方乡镇煤矿开采的地质储量后，属本矿井开采的地质储量为125231kt，其中能利用地质储量83200kt，暂不能利用地质储量42031kt。2.2.3工业储量工业储量即为地质储量扣除暂不能利用储量和能利用储量中的D级储量后所剩余的储量。全井田工业储量为81939kt，其中上井田（+475m水平）的工业储量有29902kt，占全井田的36.5%，见表2—2—1。2.2.4可采储量可采储量为工业储量扣除永久煤柱和开采损失后剩余的储量。全井田可采储量为65685kt，其中上井田（+475m水平）的可采储量为24613kt，占全 矿井的37.5%，见表2—2—2。2.2.5煤柱的留设井田在精查地质勘探时，以煤层露头推平距100m作为风、氧化带和浅部老窑采空区边界，在储量计算时又以该边界内推100m作为储量计算边界；道溪河保安煤柱按实测最高洪水位线以75°保安角外推作为煤柱范围；除上述地质精查勘探时所留煤柱外，设计考虑了下列煤柱的留设：1、边界煤柱：井田间边界煤柱按40m；井田内地方乡镇煤矿与矿井间的煤柱按地方乡镇煤矿开采边界以下沿煤层倾斜留40m。2、断层煤柱：对影响井田开采的F1、F86等断层，两侧各留有30m作为保安煤柱。 3、井筒煤柱：矿井采用平硐开拓，其主平硐位于煤系底部，不存在留设煤柱问题，但当井田开采到深部时，为满足通风，在李子湾设有一回风立井，该立井的压煤涉及到上、下井田，按原煤炭部制定的《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》规定，保安煤柱为排矸工业场地外推20m，作为围护带宽度，然后再按β角取45°、α取75°、γ取60°斜放到各煤层。井筒保护煤柱见图2-2-1。图2-2-1井筒保护煤柱 3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度3.1.1矿井工作制度矿井年工作日330d，每天三班作业，其中两班采煤，一班准备、检修。每班工作8h，每天净提升时间为16h。3.2矿井设计年生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力从实践证明，在高瓦斯、煤层自燃、矿压大、近距离开采、地质构造复杂的井田，不宜建设大型矿井。根据实际能力我们将鲁班山南矿设计生产能力定为450kt/a。设计认为就筠连矿区的条件，该生产能力是可行的，其理由为：1、资源条件本井田可采煤层层数较多，储量丰富。全井田有可采煤层3层（不含7号煤层），可采煤层总厚4.34m。按划定的井田边界，有地质储量125231kt，其中能利用地质储量83200kt；工业储量81939kt，可采储量65685kt。因此本井田有丰富的储量保证矿井有足够的服务年限。2、煤层赋存及开采技术条件虽然本井田地质构造比较简单，井田内仅受小断层的影响，煤系中也无火成岩侵入，为机械化采煤创造了条件。但煤层瓦斯含量大，属高瓦斯矿井，另外，本井田煤层为缓倾斜薄及中厚煤层，煤层间距小，除主要可采煤层8号层和3号层的部分为全区可采的中厚煤层外，其余的煤层均为大部可采或局部可采的薄煤层。因此不适应综采，故矿井生产能力不宜过大。3、工作面生产能力与接替根据芙蓉集团实业有限责任公司的生产经验，在相类似的高瓦斯矿井中，在不建抽放系统的情况下，煤层厚度在1.0m左右的薄煤层中，炮采工作面年平均产量为95kt～110左右，如果工作面产量再增大，则必须建瓦斯抽放系统，增大投入。所以，针对矿井的具体条件和芙蓉集团实业有限责任公司的生产经验，矿井达产时布置两个采区、四个炮采工作面，加上掘进出煤，达到450kt/a比较恰当。如果井型再增大，则必须增加工作面。采区内同时生产工作面过 多，势必造成采掘接替紧张，管理不便，矿井不能长时间的稳定生产，且在高瓦斯矿井中也不安全。另外，当工作面采到216号勘探线以北，进入8号煤层合并区后，矿井开采具有较大的超产可能性。4、市场供需关系四川是一个缺煤省，同时也是一个以煤为主的能源消耗结构省，煤约占全省能源消耗的74%。根据四川省煤管局预测，今后省内煤炭缺口每年将在1000万吨以上。同属川南地区的内江、宜宾两大电力集团的五大火电厂，扩建均采用循环流化床机组，燃煤采用芙蓉、筠连矿区的无烟煤，故本矿用户是相对稳定的。目前两大电力集团的需煤量为4000kt/a左右，到2004年内江30万kW和宜宾10万kW循环流化床火电机组投产后，需增加供煤量达1200kt/a；到2006年，待宜宾电厂二期和黄桷庄电厂二期建成后，共需增供电煤3400kt/a左右，虽已有年产450kt的鲁班山北矿在开工建设，但其产量远不能满足电煤的需求，因此尽快地开发鲁班山南矿，合理地确定生产能力对缓解市场供需矛盾是十分有利的。5、投入与产出目前，煤炭市场逐步好转，矿井的开发如何抓住当前有利时机，使初期投入省、见效快，尽快收回投资，滚动发展，形成规模，并能长时间地稳定生产也是确定矿井年设计生产能力必须考虑的一个重要因素。综上所述，本井田储量丰富，具有建设中型矿井的资源条件。从芙蓉矿区的生产实践经验和井下煤层赋存条件、采区布置、工作面生产能力与接替关系等方面分析，矿井设计生产能力450kt/a是合理的。矿井投产后，可根据井下水、火、瓦斯、煤层顶底板等实际情况对采煤工作面加以调整，产量还可以略有增加，故矿井具有超产的可能性。3.2.2矿井及各水平服务年限矿井及水平服务年限按下式计算：T=Z/(1.4*A)（3-1）式中：T—矿井或水平服务年限（a）；Z—矿井或水平可采储量（kt）；1.4—储量备用系数，取1.4；A—矿井设计年生产能力（kt/a）。矿井服务年限T0：T0=65685/（1.4*450）=104.3a 一水平服务年限T1：T1=24613/（1.4*450）=39.1a经计算，矿井服务年限为104.3a，上井田（平硐水平）服务年限为39.1a，满足设计规范中服务年限大于25年的要求。矿井及各水平服务年限表详见表3—2—1。表3—2—1矿井及各水平服务年限表矿井或水平可采储量（kt）储量备用系数服务年限（a）上井田（+475m水平）平硐以上（+475m以上）107151.417.0平硐至+250m138981.422.1小计246131.439.1下井田（±0m水平）+250m～±0m208321.433.1±0m～-200m202401.432.1小计410721.465.2全矿井656851.4104.3 4井田开拓4.1井田开拓的基本问题4.1.1影响本井田开拓的主要因素1、鲁班山井田处于山区，地貌复杂，地形高差悬殊且沟谷发育，山势陡峻，井口及工业场地选择较困难。2、煤层露头标高一般都在+470m～+840m左右，煤层出露较高，上山煤储量较多，在上井田（平硐水平）有工业储量29902kt，这对矿井开拓方式的选择起了重要的决定性的作用。3、金筠铁路在巡司设有筠连编组站，到武乐矿井的线路在该站出线后从本井田南部通过，这也是选择井口位置必须考虑的因素。4.1.2井口及工业场地位置的选择根据煤层赋存条件、工业场地要求和可能采取的开拓方式，结合金筠铁路筠连车站的布置和筠连车站至武乐的布线情况，跟据现场实地考察，经综合分析，可供选择井口和工业场地的位置有李家湾、石龙庙、冲口上以及山体中央李子湾南侧的凹地。在这四个位置中，石龙庙与冲口上相比，不但工业广场全部占用良田好土，而且还要拆迁大量民房和多修2500m的为矿井服务的铁路装车线，相对而言失去了选择井口和工业广场的意义，故本次设计结合开拓方式只进行李家湾方案、冲口上方案和李子湾南侧方案的比较。冲口上方案：井口选在金筠铁路筠连车站以东600m左右的冲口上，矿井工业场地分成两块，由杨家湾铁路筛分装车系统和冲口上井口工业场地组成，中间用窄轨铁路相连。冲口上方案井口及工业场地位置选择示意图见图4-1-1。李子湾南部方案：由李子湾位于山体凹地处，地势较高，海拔平均在+700m左右，且位于井田中部，煤层埋藏较深，故可采用立井开拓。矿区专用铁路线可以沿着李子湾山谷连接南部的金钧铁路线。李子湾南部方案井口及工业场地位置选择示意图见图4-1-2.李家湾方案：在李家湾东侧的山坡下设矿井主平硐，沿李家湾西侧往文昌宫方向的坡地、荒山设矿井井口工业广场，从筠连车站末端接轨往东800m，在文昌宫设矿井地面生产系统。井口广场与地面生产系统间用窄轨相连。李家湾方案井口及工业场地位置选择示意图见图4-1-3。 图4-1-1冲口上平面开拓方案工业广场示意图图4-1-2李子湾平面开拓方案工业广场示意图图4-1-3李家湾平面开拓方案工业广场示意图 通过以上三种井口位置可行方案比较，其中李家湾与冲口上方案适用于平硐开拓。李子湾适用于立井开拓。而仔细分析，我们可以得出李子湾与冲口上方案本质是一样的，只是平硐及工业广场位置发生变化。冲口上附近距金筠铁路筠连车站600m左右，需从煤系底部作一长2685m的垂直平硐，平硐标高+446m，担负煤、材料、设备、人员运输和进风、排水等任务。在井田西南部的李家湾东侧的山坡下，从煤系底部作一长约2200m的垂直平硐，平硐标高+468m，担负煤、材料、设备、人员、矸石的运输和排水、进风任务。二者优缺点比较如表4-1-1。表4—1—1优缺点比较表（达产时）方案优缺点方案一（冲口上平硐方案）方案二（李家湾平硐方案）优点1、可利用筠连站装车外运，铁路专用线工程量省；2、地面生产系统靠井口较近，窄轨铁路线路较短；3、场区平坦，布置容易；4、生产相对集中，便于管理；5、工业广场距筠连车站较近，进场公路较短。1、周围民房少，拆迁量小，占用土地多为山坡旱地；2、主平硐较方案一短485m；3、贯通工期较短，建井工期短；4、排矸系统简单，排矸井口位置紧靠排矸场，可就近排矸，对周围农户干扰少，安全可靠性较高；5、场区发展余地较大；6、铁路装车线与规划去武乐的铁路可有机地结合。缺点1、周围民房多，拆迁量大，今后发展余地不大；2、征用良田较多；3、主平硐较方案二长480m；4、贯通工期较长、建井工期长；5、地面排矸窄轨铁路占用农田较多，对周围农户生产、生活干扰较大；6、对规划去武乐的铁路干扰较大。1、地面工业广场窄轨较长，主平硐井口距生产系统较远，需加强管理；2、铁路装车线工程量较大；3、土石方工程较大，占用土地较多；4、进场公路较长。从表中分析可以看出：方案二虽然开拓工程量较方案一少485m，且避免了方案一中民房拆迁量多的问题。场区工程量少，主要建构筑物布置在挖方区、基础好；地面生产系统及储煤场充分利用地形和紧靠铁路线布置，工程量省，外运方便；职工居住区布置在巡司规划区内，生活、医疗、教育、文化方便；井下贯通时间短、出煤快。因此，矿井的井口位置、工业场地选 择，设计推荐方案二。综上分析，井口及工业场地可选李家湾（平硐）和李子湾（立井）两处。4.1.3井田开拓方案1、开拓方案的提出根据地形、外部运输条件和煤层赋存条件，结合以上井口和工业场地位置选择，综合考虑后主要考虑了以下四个方案。具体情况如下：方案一:主平硐暗斜井四水平开拓本方案采用平硐开采，深部采用暗斜井提升，分四水平开采，上井田划分为二个水平：第一水平标高+475m，垂高225m～275m；第二水平标高为+225m，垂高250m；下井田划分为二个水平，第一个水平标高±0m，垂高225m；第二个水平标高-200m，垂高200m。开拓方案剖面图见图4-1-4。图4-1-4主平硐暗斜井四水平开拓剖面图初期：在井田西南部的李家湾东侧的山坡下，从煤系底部作一长2205m的垂直平硐，平硐标高+468m，担负煤、材料、设备、人员、矸石的运输和排水、进风任务。为实现多头施工，缩短建井工期和有利于矿井的进风和排矸，在平硐口的北面长湾附近+685m标高设有排矸、进风斜井，井筒长385m，倾角22°；在212勘探线附近的龙塘设有进风平硐和回风平硐。为了减少矸石运输费用，一采区的矸石可直接由龙潭进风平硐排出。由于主平硐较长，矿井达产时沿+475m水平运输大巷分别在212勘探线附近和214、215勘探线间布置两个上山采区，两采区之间设有总回风巷。采用分列式抽出通风方式。 后期：矿井下井田的开发采用暗斜井开拓方式。即在井下适当位置作轨道暗斜井和胶带机暗斜井，轨道暗斜井分两级提升，担负运送材料、设备、人员和进风、排水、铺设管线等任务。胶带机暗斜井负责煤的输送和部份进风，另外为解决矿井下井田的进回风问题，与鲁班山北矿共同在李子湾北侧设回风立井回风。方案二:主平硐暗斜井二水平开拓图4-1-5主平硐暗斜井二水平开拓剖面图本方案与方案一基本相同，区别在于本方案采用二水平上下山开采。上井田设平硐水平（第一水平），标高+475m，开采+475m以上的浅部上山煤层，并利用平硐和+475m大巷开采一段下山至+250m标高，水平垂高上山部分225m～275m，下山部分225m。下井田的水平标高设在±0m（第二水平），同样采用上、下山开拓方式，上山开采±0m～+250m的煤层，下山开采±0m～-200m的煤层。开拓方案图见图4-1-5。方案三:前期平硐后期立井四水平开拓为解决平硐开采深部提升距离太远的问题，本方案初期利用李家湾平硐开采+475m以上煤层，第一水平位于+475m，垂高225m～275m。后期井田深部煤层的开采需在井田中央李子湾另设工业广场，开凿主副立井，采用立井开采。第二水平标高+225m，水平垂高250m。第三水平标高+0m，水平垂高225m。第四水平标高-200m，水平垂高200m。如前所诉，本方案需另建一条专用铁路线至井田南部的金钧铁路线。 开拓方案图见图4-1-6。图4-1-6平硐立井四水平开拓剖面图方案四:前期平硐后期立井二水平开拓图4-1-7平硐立井二水平开拓剖面图同方案三，采用前期平硐后期立井的开拓方式。本方案初期利用李家湾平硐开采+250m以上煤层，第一水平位于+475m，采用上下山开采。上山部分垂高225m～275m，下山部分225m。后期井田深部煤层的开采需在井田中央李子湾另设工业广场，开凿主副立井，采用立井开拓。第二水平标高+0m，同样采用上下山开采，上山部分垂高250m，下山部分200m。开拓方案图见图4-1-7。 4.1.4主要开拓方案比较从上述四个方案可以看出，方案一与方案二，方案三与方案四，他们各自大的开拓系统都是基本相同的，不同的主要是水平划分的区别。因此下面先进行水平划分优劣的比较。1、水平划分的比较本井田深部勘探边界为-200m，煤层露头标高在+470m～+840m之间，相对高差达600m～1000m，煤层倾角较缓，均在21°以下，水平划分设计考虑了以下两个方案：方案一：二水平上下山开采。根据本井田煤层条件及赋存条件，全井田划分为两个水平开拓，即上、下井田各设一个水平。上井田设第一水平，标高+475m，开采+475m以上的浅部上山煤层，并利用+475m水平开采一段下山至+250m标高，水平垂高上山部分225m～275m，下山部分225m。下井田的水平标高设在±0m（第二水平），同样采用上、下山开拓方式，上山开采±0m～+250m的煤层，下山开采±0m～-200m的煤层。这样划分水平的优点是利用水平运输大巷上下山开采，减少了两个水平的集中运输大巷、井底车场和石门工程量，延长了水平的服务年限。缺点是下山开采涌水量大、瓦斯涌出量增大时，将给生产管理带来一定困难。方案二：四水平上山开采。根据井田内煤层的瓦斯和涌水情况，全井田共划分为四个水平：上井田划分为二个水平：第一水平标高+475m，垂高225m～275m；第二水平标高为+225m，垂高250m；下井田划分为二个水平，第一个水平标高±0m，垂高225m；第二个水平标高-200m，垂高200m。这样划分的优点是对井下涌水、瓦斯涌出相对容易解决，管理较方便，缺点是相应增加了水平集中运输大巷、井底车场及石门工程量。且上井田中所划两个水平的服务年限均不能满足煤炭工业矿井设计规范规定的25年的要求。由上述分析可以看，方案一采用下山开采时，虽然水给开采带来一定的影响，但可以采用设集中排水巷的方式解决；至于瓦斯问题，则可以通过抽放及综合防治措施加以解决。经综合考虑，为节省工程量，尽量延长第一水平的服务年限，设计推荐井田水平划分按方案一进行，即上、下山开采，全井田按上、下井田共划分为两个水平。将水平运输大巷、采区上山均布置在岩性较好的岩层中，并加强维护，将来开采下山采区时可利用上山采区的回风上山进行回风，皮带下山可直接将煤上运至+475m水平大处石门装车。另一方面，在下山开采中为了避免多煤层开采形成采区集中应力压坏煤柱，以 致相邻采空区的积水涌入生产采区，使生产采区的排水量增大，影响采区的正常生产，设计考虑分别在+250m、-200m标高设集中排水巷，统一设水仓和泵房，集中排水，这样也便于深部开发的瓦斯抽放。2、开拓方案的选择设计中共提出了四种可行开拓方案，根据前面水平划分的分析，排除了四水平开采方式，选择二水平开采，即方案一与方案三不予采用。下面我们对方案二与方案四进行粗略的经济比较。各方案详细经济比较表见表4-1-2，4-1-3。由表4-1-2和4-1-3对比可知，方案四的费用明显高于方案二，从综合经济，技术和安全几方面的考虑，选取最优方案为：方案二、主平硐暗斜井二水平开拓。表4-1-2方案二基建、生产费用计算表 表4-1-3方案四基建、生产费用计算表4.1.5井筒数目和位置按上述的井田开拓方案，矿井初期开发上井田时共有四个井筒，它们是：1、主平硐：位于李家湾附近，井口标高+468m（轨面）。2、排矸、进风斜井：位于主平硐北面的长湾附近，井口标高+685m（轨面），倾角22°。3、龙塘进风平硐：位于龙塘附近，井口标高+675m。4、龙塘回风平硐：位于龙塘附近，井口标高+675m。另外，根据实际需要，在矿井后期为开发下井田在李子湾设有回风立井，以解决后期通风路线太长、通风阻力大的问题。4.1.6水平划分本井田深部勘探边界为-200m，煤层露头标高在+470m～+840m之间，相对高差达600m～1000m，煤层倾角较缓，均在21°以下。根据所选方案二，设计采用两水平开拓。即上、下井田各设一个水平。上井田设第一水平，标高+475m，开采+475m以上的浅部上山煤层，并利用+475m水平开采一段下山至+250m标高，水平垂高上山部分225m～275m，下山部分225m。下井 田的水平标高设在±0m（第二水平），同样采用上、下山开拓方式，上山开采±0m～+250m的煤层，下山开采±0m～-200m的煤层。这样划分水平的优点是利用水平运输大巷上下山开采，减少了两个水平的集中运输大巷、井底车场和石门工程量，延长了水平的服务年限。缺点是下山开采涌水量大、瓦斯涌出量增大时，将给生产管理带来一定困难。在实际中，需要专设排水巷，以解决排水问题。4.1.7主要运输大巷及总回风巷道的布置1、主要运输大巷的布置由于本井田煤层赋存为近距离煤层，且煤系地层的岩性较差，有些岩层还有膨胀性，分层布置将带来井巷工程量大。维护困难、费用高、运输条件差、效率低等后果，故水平运输大巷宜集中布置。井田煤系底部的玄武岩，是开掘大巷的理想层位，但它上距8号煤层底板约100m，且岩层倾角平缓，致使揭穿煤层的石门较长。鲁班山北矿在设计时，将大巷放在距8号煤层底板50m左右的一层厚约15m左右的细砂岩中，矿井在施工过程中，根据实际揭露的岩层情况，已将大巷改在了底部的玄武岩中，为此本次设计借鉴与本矿同属一个勘探井田的鲁班山北矿的经验，拟将主要运输大巷布置在煤系底部的玄武岩中，今后可根据生产中的实际情况进行调整。2、总回风道的布置本井田煤层出露较高，地形条件较为复杂，可供选择风井场地的位置稀少，且进场公路工程量大。在上井田的+475m标高以上，煤层走向长约3.0km，为减少工程量和投资，同时也为了便于管理，除一采区的回风直接进入回风平硐外，二采区在8号煤层的底部设有+630m总回风巷通过一采区回风上山上部与回风平硐相联；下山采区则通过上山采区的回风上山与回风平硐或总回风巷联系。矿井后期开采下井田时，可利用+250m排水巷作为总回风巷。通过下井田采区石门将回风上山与+250m排水巷相连。4.1.8采区划分及开采顺序1、采区划分本井田沿走向的采区划分主要依据如下原则：（1）根据煤层赋存情况，全井田统筹考虑，合理划分，保证全井田均能合理开采。 （2）以较大的断层、河流作为采区边界。（3）保证采区有足够的储量和合理的服务年限。（4）采区走向长度有利于机械化开采。根据以上原则，全井田共划分双翼采区12个，其中上井田5个，下井田7个，采区走向长1200m～1300m。采区按从上到下、从左到右的顺序进行编号。上井田的上山有采区二个，编号为一采区和二采区。下山有采区三个，编号为三采区、四采区和五采区。2、采区储量矿井上井田有工业储量29902kt，扣除各种煤柱和开采损失后，有可采储量24613kt。按划定的采区边界，各采区的可采储量见表4—1—5。3、上井田采区接替及开采顺序矿井上井田有采区五个，其中上山采区二个，下山采区三个。矿井投产时开采上山一采区和二采区。同时本井田煤层为缓倾斜煤层，平硐以上共划分了二个采区，开采顺序为由近及远，前进式开采，采区内采用后退式，煤层间的开采顺序是先采上层后采下层。沿倾斜方向是采用先采上区段、后采下区段的下行式开采顺序。上井田采区详细接替表见表4-1-6。表4—1—5上井田各采区可采储量统计表采区工业储量永久煤柱损失（kt）开采损失（kt）可采储量（kt）备注断层煤柱边界煤柱小计一采区5336103521558324349二采区76251406020010596366三采区4343/51518973395四采区6741/50509865705五采区5857/60609994798合计29902243273516477324613 表4—1—6上井田采区接替关系表4.1.9开采对地面村庄、河流、铁路的影响和防护措施本井田地处山区，区内除金筠铁路和巡司河分别从井田南侧通过外，无大的建筑物和水利设施，沿煤层露头带虽有不少村庄，但均位于煤系底部，矿井开采对其无影响。金筠铁路虽从井田南侧经过，但均在井田开采范围以外。对井田南侧的道溪河，因其较小，又处于井田深部和小河联办煤矿区内，故本次未考虑留设煤柱；巡司河位于井田以外，对开采无影响。对矿井后期的李子湾回风井及其场地，在开采下井田时，设计按原煤炭部制定的《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》规定，留设了保安煤柱。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒1、井筒断面选择根据矿井开拓方式、建井及生产需要，矿井达到设计生产能力时，共有四个井筒，即主平硐、回风平硐、进风平硐和排矸、进风斜井。1）主平硐：净宽4.4m，净面积13.3m2，直墙半圆拱断面，用于运煤、进风、行人、材料运输及排水。铺设双轨，轨中心线间距1600mm，600mm轨距，钢筋混凝土轨枕，30kg/m钢轨。采用ZK10—6/550—4C型架线电机车牵引3.0t底卸式矿车运输。井筒内布置有洒水管、供水管、瓦斯抽放管（预留）和动力电缆。2）排矸、进风斜井：净宽2.5m，净面积6.2m2，直墙半园拱断面，倾角22°，用于提升矸石和进风。铺设单轨，600mm轨距，22kg/m钢轨，钢筋砼轨枕，设有人行台阶和扶手。3）龙塘回风平硐：净宽4.0m，净面积11.5m2，直墙半园拱断面，用于矿井回风。 4）龙塘进风平硐：净宽3.5m，净面积10.1m2，直墙半园拱断面，用于矿井进风。主平硐断面见图4—2—1。排矸、进风斜井断面见图4—2—2。龙塘进风平硐断面见图4—2—3。龙塘回风平硐断面见图4—2—4。井筒特征见表4—2—1。2、井壁结构井筒穿过的表土层为砂质粘土，基岩为玄武岩、砂岩和砂质泥岩，均属稳定岩层，故井筒采用普通凿井法施工。井筒支护：主平硐穿过的岩层主要为峨嵋山组玄武岩和宣威组下段砂岩、砂质泥岩和泥岩，采用喷浆或锚喷支护。排矸、进风斜井在玄武岩开口，穿过的岩层主要为玄武岩，一般采取喷浆或锚喷支护。回风平硐、进风平硐在宣威组下段开口，穿过的岩层主要为砂岩、泥岩和粉砂岩互层，采用锚喷支护。泥岩、粉砂岩，均属稳定岩层，故井筒采用普通凿井法施工。井筒支护：主平硐穿过的岩层主要为峨嵋山组玄武岩和宣威组下段砂岩、砂质泥岩和泥岩，采用喷浆或锚喷支护。排矸、进风斜井在玄武岩开口，穿过的岩层主要为玄武岩，一般采取喷浆或锚喷支护。回风平硐、进风平硐在宣威组下段开口，穿过的岩层主要为砂岩、泥岩和粉砂岩互层，采用锚喷支护。4.2.2车场及硐室1、车场形式根据开拓布置，本矿井采用平硐开拓，主平硐布置在煤系底部的岩层中，与运输大巷的夹角为162°，而运输大巷布置在8号煤层底部的玄武岩内。由于矿井生产能力不大，采用机车运输、石门装车方式，故井下除设有采区车场外，只在各采区石门内装载处设装车调车线。排矸进风斜井下部设有排矸车场，其存车线长度为1.5列车。2、硐室布置在靠近一采区的运输大巷内采用隔壁式设有消防材料库和中央变电所及整流室；在一采区下部设有爆破材料发放硐室和移动压风站。 图4—2—1主平硐断面图 图4—2—2排矸、进风斜井断面 图4—2—3龙塘进风平硐断面图 图4—2—4龙塘回风平硐断面 名称主平硐进风排矸斜井进风平硐回风平硐井口坐标纬距（X）3109796311101631110353111090经距（Y）35458630354593873546025535460280井口标高（m）+468.0+685.0+675.0+675.0方位角（°）273330243243井筒倾角（°）/22//井筒长度（m）2205565150150井筒直径或宽度（mm）净4400250035004000掘进4900270037004200井筒断面积(m2)净13.36.210.111.5掘进17.16.310.712.1支护支护方式喷砼喷砼锚喷锚喷厚度mm250100100100井筒装备铺30kg/m钢轨，双道，10t架线式电机车牵引3.0t底卸式矿车和1.0t矿车、材料车。铺设22kg/m钢轨，单道，1.0t矿车。表4—2—1井筒特征表4.2.3主要运输大巷断面及支护方式1、大巷选型+475m运输大巷布置在8号煤层底板的玄武岩中，采用半圆拱双轨运输大巷，喷浆支护。按设备最大件和安全要求，巷道断面净宽4.4m，净断面积13.3m2，巷道内铺设双轨，可满足运输、通风、布置管线和行人的要求。2、巷道坡度及钢轨型号 大巷内采用机车运输，巷道坡度为3‰上坡。轨道采用30kg/m钢轨，600mm轨距，钢筋砼轨枕。运输大巷断面见图4—2—5。 图4—2—5运输大巷断面 5准备方式——采区巷道布置5.1煤层的地质特征5.1.1煤层的基本特征1、可采煤层基本情况鲁班山南矿地处鲁班山勘探区的东南部，井田呈一单斜构造，水文地质条件简单，直、间接充水岩层为裂隙弱含水层，断层富水性弱，导水性差。井田内河流不甚发育，较大者为巡司河，发源于大雪山，由南向北流经本区，环绕井田的西、北两侧边缘，上游河谷狭窄，下游两岸稍开阔，较大流量为176.579m3/s（1980年8月25日），较小流量为0.376m3/s（1979年4月22日）。道溪河由东往西流经井田南缘，在铁索桥注入巡司河，入口标高+443m。井田内有可采和局部可采煤层3层（不含7号煤层），均属薄及中厚煤层，层间距5m～30m，平均为26.0m，属近距离煤层群。煤层倾角一般在7°～21°之间，在巡司背斜轴部附近煤层较缓，一般为5°～12°，属缓倾斜煤层。矿井煤层无煤尘爆炸危险性和自然发火倾向。煤层顶板以粉砂岩、细砂岩为主，稳定程度为不稳定～中等稳定，易于冒落，底板以泥质岩、泥质粉砂岩为主，岩性较软。井田内各煤层多为灰黑～黑色，金刚光泽，多属半暗和半亮型。暗淡型，光亮型煤甚少。在外力打击后一般为参差状断口，含有结核状、星点状黄铁矿。煤的坚固性系数为0.8～1.9，脆度小。2、煤层的瓦斯、煤尘及煤的自燃情况（1）瓦斯鲁班山勘探井田在勘探时，取了52件煤样分析瓦斯含量和成份，分析结果认为+475m标高以上的瓦斯含量为10.03～15.21m3/t，以2号煤为最高，3号煤最低；+475m标高以下的瓦斯含量为7.16～25.55m3/t，以8号煤的合并区为最高，8号煤之二为最小。本矿位于鲁班山勘探井田内，在参照邻近的芙蓉矿区瓦斯涌出情况，并结合川煤计（1988）498号文，确定本矿井为高瓦斯矿井，平硐标高以上的相对瓦斯涌出量按20m3/t考虑，平硐水平以下，瓦斯涌出量较小。（2）煤尘根据批准的鲁班山勘探井田精查地质报告，本矿井田内各煤层均无煤尘爆炸危险。 （3）煤的自燃发火倾向筠连县办的青山煤矿于1978年采8号煤时，因采空区顶板下塌，距顶约1m的7号煤下垮至采空区内，半年后发火自燃造成该矿停闭，此外，未发生自燃现象。勘探中鲁班山勘探井田共采样38件，试验结果表明，各主要可采煤层无自燃发火倾向。3、可采煤层基本地质构造情况沐爱勘探区位于筠连煤田中段、落木柔背斜北翼，区内构造形态主要表现为一系列北东至北北东向宽缓褶曲，伴生有同方向的断裂构造。鲁班山井田位于沐爱勘探区的西北隅及F1断层北侧，东接新街向斜，西隔水茨坝向斜与筠连鼻状背斜相望，巡司背斜斜贯井田中部。如前所诉，南矿井田内共有褶曲8条，其中巡司背斜（B33）是井田的主干构造，新街向斜（S40）是井田的东部边界构造，其余次级小褶曲多分布在井田边缘一带，规模小，对煤层无影响。井田表现为一单斜构造，规模较大的断层多发育在井田边缘一带。井田内有断层10条，大部分分布在边缘地带。其中落差大于30m者1条（F1），落差在20～30m者4条（F70、F68、F69、F112），落差小于20m者5条。按断层性质分：正断层4条，逆断层6条。10条断层中，切割煤层的断层仅有2条（F1、F86），其它断层对煤层均无影响。在切割煤层的断层中，F1断层为井田南部边界构造，F86发育在煤层露头附近，对今后煤层的开采影响不大。本矿井范围内发育有3个滑坡：生基坪滑坡（H40）、付家湾滑坡（H41）和烂田口滑坡（H42）。其中，付家湾滑坡、烂田口滑坡对煤层有一定影响，但影响较小，可不作考虑。详细情况见本设计第一章。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区数目、位置和工作面生产能力计算1、采区数目及位置由于井田内可采及局部可采煤层属近距离缓倾斜煤层，其中位于上部的2号、3号煤层平均厚度仅0.9m和1.0m，适合炮采；位于下部的8号煤层在216线以南为分岔区，平均厚度在1.0m左右，也只能用炮采，而在216线以北平均厚度为2.2m，可用机采。另外，本矿井为高瓦斯矿井，根据省、部有关批复文件，矿井相对瓦斯涌出量暂按20m3/t考虑。由于初期缓建瓦斯抽放系统，因此工作面的产量受到通风和推进度的限制。在工作面长120m情况下，只采用移动抽放，2号、3 号煤层炮采工作面年产量仅达100kt～110kt左右。根据井田内的煤层赋存状况，矿井开拓方式、煤层生产能力及采区内可能布置的工作面个数，本矿井移交生产和达到设计生产能力时共布置了两个采区、四个炮采工作面同时生产，这样不但有利于采掘接替、确保矿井持续均衡地安全生产，而且有利于解决达产的问题，同时为矿井超产留有余地。在选择采区位置时，设计考虑了以下因素：1）地质构造简单，储量可靠；2）贯通工期短，工程量省，建井工期短；3）有利于尽快达产；4）能形成合理的运输、通风系统。根据上述原则，并结合矿井平硐水平以上走向较短，仅能划分出二个上山采区的实际情况，设计确定矿井达产时分别在212勘探线附近和214与215勘探线之间布置两个采区，即一、二采区。2、回采工作面布置由前所述，矿井移交生产和达产时为两个采区同时生产。从矿井井型、煤层厚度、煤层压茬关系、采掘正常接替等方面分析，要使矿井持续稳定地均衡生产，井下以布置四个炮采工作面同时生产为宜。另外，从建井工期看，主平硐口至一采区的大巷长度比至二采区的大巷长度短1220m左右，所以一采区可先于二采区贯通准备，提前投产。根据上述情况，本矿井实行连续施工、分期投产、提前出煤的建设原则，矿井开工建设21.4个月后一采区的2101炮采工作面投产；23.4个月后一采区的2102炮采工作面投产，开工建设30.5个月时，二采区的两个2号煤层炮采工作面达产，形成两区四面的格局。3、回采工作面参数工作面长度：如前所述，矿井回采工作面长度为120m。工作面推进度：因投产采区的煤层厚度较薄、间距较小，均采用炮采方式，且开采过程中邻近层瓦斯将涌入工作面，故年推进度按530m计算。待矿井在生产过程中掌握了煤层和瓦斯变化规律，建立起相应的瓦斯抽放系统，并取得生产经验后可适当加大工作面推进度。其中，一采区2号煤层主要采用单翼开采，平均斜长528m，走向长约700m。按照工作面长度120m划分，可分4个区段开采。在上下山另一侧，由于受地质情况限制，实际中可灵活布置炮采工作面。二采区2号煤层采用双翼开采，平均走向长1400m，倾向长780m。分6个区段开采。局部边角煤在此不作考虑，在实际中另行回收。 4、回采工作面年产量Q=m·l·L·r·C（5-1）式中：Q——回采工作面年产量，（kt）；m——回采工作面开采煤层的平均厚度，（m）；l——回采工作面长度，（m）；L——回采工作面年推进度，（m）；r——开采煤层的平均容重，（t/m3）；C——工作面回采率，按规范规定，投产采区煤层取97%。矿井移交生产和达到设计生产能力时回采工作面产量见表5—2—1。表5—2—1矿井移交生产和达到设计能力时的采区工作面特征表采区煤层工作面工作面装备平均采高(m)工作面长度(m)工作面年推进度(m)年生产能力(kt)一采区2101炮采0.9120530962102炮采1.0120530110二采区2201炮采1.01205301072202炮采1.1120530117合计430(未计掘进出煤)5.2.2开采顺序本井田煤层为缓倾斜煤层，平硐以上共划分了二个采区，开采顺序为由近及远，前进式开采，采区内回采工作面采用后退式，即由采区边界向上山方向推进。煤层间的开采顺序是先采上层后采下层。沿倾斜方向是采用先采上区段、后采下区段的下行式开采顺序。5.2.3采区布置1、采区尺寸本矿井采用机采和炮采相结合，生产初期以炮采为主的开采方式，由于存在压茬关系，故需加大上覆薄煤层的开采速度，使机采和炮采工作面能合理搭配。因此，采区尺寸的确定除了考虑地质构造，煤层赋存特点，工作面搬家次数等因素外，还必须兼顾机采和炮采工作面两者的适应性。采区划分主要依据如下： 1）根据煤层赋存情况，全井田统筹考虑，合理划分，保证全井田均能合理开采。2）以较大的断层、河流作为采区边界。3）尽量将采区划分双翼采区。4）保证采区有足够的储量和合理的服务年限。5）采区走向长度有利于机械化开采，尽量结合芙蓉矿区生产实践经验。根据以上原则，本井田共划分双翼采区12个，采区走向长1200m～1300m，倾斜宽700～900m。2、采区巷道布置由于本井田煤层赋存为近距离煤层，且倾角较缓、煤系地层的岩性较差，根据钻孔资料，煤层底板的泥岩具有吸水膨胀性，分层布置将带来井巷工程量大、费用高、运输条件差、效率低、不利于巷道维护和安全生产等后果。针对上述情况，结合邻近矿区的生产经验，设计认为采区巷道宜采用集中布置方式，联合开采近距离煤层群。8号煤层底板泥岩遇水膨胀，若将上山布置于8号煤层中，不但底板需要处理，维护工作量大，且巷道两侧还须留设30m～50m的护巷煤柱，一旦发火，将对矿井安全生产造成威胁。在本矿西侧的青山煤矿（地方煤矿），曾将巷道布置在8号煤层中，结果不仅底膨，还因发火被迫停产。因此，采区集中上山只能布置于岩层中。为了尽量避开吸水膨胀的泥岩，同时减小上部采动的影响，根据钻孔资料，设计考虑在采区中部8号煤层底板法线距离25m～30m的较稳定砂岩中集中布置三条采区上山。具体情况如下：1）一采区根据煤层赋存状况，一采区内有2号、3号、8号煤层可采，2号距3号煤层平均间距为5.8m，3号距8号煤平均间距22.0m左右，倾角一般都为15°-21°，平均18°，属缓倾斜煤层。设计考虑在距8号煤层底板法向距离25m～30m处较稳定的砂岩中呈倒“品”字形布置三条上山，上山间距中对中30m，运输机上山位于轨道上山和回风上山之间，比其它两条上山低5.0m。三条上山技术特征分别叙述如下：轨道上山：主要担负一采区的辅助提升、进风任务，上山倾角15°，斜长575m，下部采用底板绕道车场并通过采区主石门与水平运输大巷相联。按开拓布置要求，轨道上山与进风平硐相通，并通过其中部甩车场与各区段石门相联。运输机上山：主要担负一采区煤炭运输任务，上山倾角15°，斜长 320m，其下部通过采区煤仓与采区主石门装车站相联。中部通过运煤平巷和溜煤斜巷与各煤层运输顺槽相联。回风上山：主要担负采区回风的任务，上山倾角15°，斜长575m，其上与回风平硐相联，中部通过回风石门与各回风巷相接，下部至采区下车场。2）二采区二采区内有三层煤可采，煤层赋存状况与一采区大体相似，但煤层倾角变缓，一般7°～18°左右。三条上山的布置方式和层位与一采区基本相同，其技术特征分别如下：轨道上山：主要担负二采区的辅助提升和进风的任务，上山倾角15°，斜长470m。轨道上山通过轨道石门与回采工作面材料顺槽相联，下部仍通过底板绕道车场和采区主石门与水平运输大巷相联。运输机上山：运输机上山主要担负二采区的煤炭运输任务，上山倾角15°，斜长365m，通过运输石门、溜煤眼与回采工作面运煤顺槽相联。其下部通过采区煤仓与采区主石门装车站相联。回风上山：主要担负二采区的回风任务，上山倾角15°，斜长470m，在+600m标高设回风石门与+630m总回风巷相联。由于每个采区的三条上山服务年限都较长，为尽量减小回采工作面推到采区上山附近时的采动影响，有利于采区各条上山的维护，设计考虑各煤层回采工作面跨上山开采。即双翼采区的其中一翼工作面回采时跨过上山30m停采，待另一翼的采煤工作面采到停采线时，再对残留的煤柱尽量回收。无法回收时，则在保证安全生产的前提下，采取松动和防火处理措施，避免形成煤柱集中压力区。同时将轨道斜巷、溜煤斜巷“内错式”布置于采区上山与停采线之间的压力释放区。3、顺槽布置为提高煤炭回收率，减少采区巷道工程量，降低掘进率，改善巷道受压状况，采区内各区段工作面顺槽，采用沿空掘巷的方式，全部实行无煤柱开采。工作面运输和回风顺槽采用单体液压支柱支护，各断面示意图详见5-2-1，5-2-2。5.2.4采区煤、矸石运输和辅助运输方式及设备选型，采区通风和排水。1、采区煤、矸石运输一、二采区的煤运输方式相同，采煤工作面的煤由刮板运输机、转载机经煤层运输顺槽运至运输石门后，再经采区输送机上山进入采区煤仓，在采 区下部装车站装入矿车，编成煤列车由电机车牵引至地面工业广场。采区掘进工作面的矸石经采区轨道上山下放至采区下部车场，编成矸石列车，由电机车牵引经+475m运输大巷至排矸进风斜井下车场，最后由排矸进风斜井提升至地面排矸场。图5-2-1运输顺槽断面图图5-2-2回风顺槽断面图 2、辅助运输方式和设备选型根据矿井开拓开采布置，采区辅助运输方式为：轨道上山采用绞车提升人员、材料、设备和矸石。各采区石门、顺槽和工作面的材料、设备的运输，经轨道斜巷采用调度绞车和1.0t矿车输送到需要地点。3、采区通风和排水采区所需的新鲜风流从主平硐、排矸进风斜井、龙塘进风平硐、+475m运输大巷到采区下部车场，经轨道上山、运输机上山、石门、溜煤斜巷、运输煤槽进入回采工作面，清洗工作面后的泛风经回风顺槽、回风斜巷进入回风上山或总回风巷，由回风平硐排出地表。采区巷道内均设有水沟，回采工作面排出的水经区段石门、采区上山、采区上山下部车场、采区主石门进入+475m运输大巷，再经主平硐水沟排至地面。（1）运煤系统工作面——运煤顺槽——运输石门——溜煤眼——运输上山——采区煤仓——采区石门——+475m运输大巷——主平硐——地面工业广场（2）运料系统运输路线如下：地面工业广场——主平硐——+475m运输大巷——采区下部车场——轨道上山——采区上（中）部车场——轨道石门——轨道顺槽——工作面。（3）通风系统一采区工作面风流路线为：龙塘进风平硐——轨道上山——区段轨道石门——轨道顺槽——工作面——运输顺槽——区段运输石门——回风上山——龙塘回风平硐。二采区工作面风流路线为：主平硐——+475m运输大巷——采区下部车场——轨道上山——区段轨道石门1——运输顺槽——工作面——轨道顺槽——区段轨道石门2——回风上山——龙塘回风平硐。（4）排矸系统一采区工作面排矸路线为：工作面——轨道顺槽——区段轨道石门——轨道上山——龙塘进风平硐。二采区工作面排矸路线为：工作面——轨道顺槽——区段轨道石门——轨道上山——采区二下部车场——+475m运输大巷——主平硐排矸斜井。 （5）供电系统地面变电站——主平硐——+475m运输大巷——采区变电所——轨道上山——轨道石门——轨道顺槽——工作面。（6）．排水系统工作面、采区巷道——区段石门——采区上山——采区上山下部车场——采区石门——+475m运输大巷——主平硐——地面具体路线见矿井通风部分的图示。5.2.5采区巷道掘进由于采区上山采用集中联合布置的方式，均位于岩层中，故采区主要巷道断面尺寸和支护方式如下：采区轨道上山按机械不可折卸最大部件的外型尺寸、以及提升人车、通风安全的要求设计。采用半园拱断面，锚喷支护，支护厚度50mm，巷道净宽3.0m，净高3.0m，净断面积7.4m2。采区回风上山断面按《煤矿安全规程》中的通风要求设计，采用半园拱断面，一般采用锚喷支护，支护厚度50mm，巷道净宽3.5m，净高3.25m，净断面积10.1m2。运输上山断面按刮板运输机尺寸以及行人检修、通风安全设计。采用园弧拱断面，锚喷支护，支护厚度50mm，巷道净宽3.0m，净高2.9m，净断面积7.7m2。由于三条上山位于8号煤层底板25m～30m的砂岩中，施工时，视围岩情况加强支护，如遇围岩破碎、断层、穿过泥岩等，一般应先用锚喷支护，后可用砌旋、可缩性支架或采用锚喷加注浆处理，如遇泥岩产生膨胀底鼓，则应加强巷道底板锚杆支护综合处理。以上主要准备巷道断面示意图见图5-2-3，5-2-4，5-2-5。各石门穿过煤层时采用砼砌旋支护，其余均采用锚喷支护。 图5-2-3回风上山巷道断面图 图5-2-4运输上山巷道断面图 图5-2-5轨道上山巷道断面图 5.2.6采区生产能力由于炮采工作面产量小，需布置四个炮采工作面才能满足矿井产量要求。1、炮采工作面的生产能力，按下式计算：A0=L×V0×M×γ×C0（5-2）式中：A0——工作面生产能力，万t/a；L——工作面长度，m；M——煤层平均厚度，m；V0——工作面年推进长度；γ——煤层容重，t／m3；C0——工作面回采率，薄煤层采区回采率取0.85。A0=L×V0×M×γ×C0=120×530×1.1×1.3×0.85=11.2万t2、掘进面生产能力，在本矿中大约占采煤工作面生产能力的1/20，按下式计算：A1=A0//20（5-3）则：A1=11.2/20=0.56万t/a所以，达产时生产能力A盘=（A0+A1）×4=47万t/a矿井设计井型为45万t/a，实际生产能力47万t/a，能满足矿井的产量要求。5.2.7采区采出率采区内实际采出煤量与采区内工业储量的百分比称为带区采出率。由于煤层厚度一定，也可按下式计算：采区采出率=采区实际采出煤量/采区内工业储量×100%其工业储量为Zg=S×r×M（5-4）式中：Zg——一采区与二采区工业储量；MtS——一、二采区面积；㎡r——煤的容重；r=1.30kg/m：M——煤的平均厚度；mZg=1549977×1.3×1.1=2.22Mt采区实际采出煤量Zs=Zs1+Zs2（5-5）式中：Zs1——一采区采出煤量；MtZs2——二采区采出煤量；Mt 一采区采出煤量Zs1=Z1+Z2（5-6）式中：Z1——工作面采出煤量；MtZ2——掘进面采出煤量；MtZ1=N*L*r*M*a*T（5-7）式中：Z1——工作面采出煤量；MtN——区段个数，N=4L——工作面长度，L=120mr——煤的容重；1.30T——工作面平均推进长度；ma——工作面采出率，a=97﹪M——煤层厚度；mZ1=4×120×1.30×97﹪×695×1.1=0.47MtZ2=N2*L2*r*M*a2*T2（5-8）式中：Z2——掘进面采出煤量；MtN2——一采区掘进面个数，N=5L2——掘进面宽度，L=3.5mr——煤的容重；1.30T2——掘进面平均推进长度；mA2——掘进面采出率，a=97﹪M2——采高；mZ1=5×3.5×1.30×97﹪×695×1.1=0.02Mt二采区采出煤量Zs2=Z1+Z2(5-9)式中：Z1——工作面采出煤量；MtZ2——掘进面采出煤量；MtZ1=N*L*r*M*a*T(5-10)式中：Z1——工作面采出煤量；MtN——区段个数，N=12L——工作面长度，L=120mr——煤的容重；1.30T——工作面平均推进长度；ma——工作面采出率，a=97﹪M——煤层厚度；m Z1=12×120×1.30×97﹪×710×1.1=1.42MtZ2=N2*L2*r*M*a2*T2(5-11)式中：Z2——掘进面采出煤量；MtN2——采区掘进面个数，N=14L2——掘进面宽度，L=3.5mr——煤的容重；1.30T2——掘进面平均推进长度；mA2——掘进面采出率，a=97﹪M2——采高；mZ1=14×3.5×1.30×97﹪×710×1.1=0.05Mt故：Zs=Zs1+Zs2=0.47+0.02+1.42+0.05=1.96Mt达产时采区采出率=Zs/Zg×100﹪=1.96/2.16×100﹪=88.2﹪根据《煤炭工业设计规范》规定：采（盘）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计达产时采区采出率为88.2%，符合《煤炭工业设计规范》规定。5.3采区车场、装车点及硐室根据巷道布置关系，采区下部车场采用石门装车式，为降低工人劳动强度，均设置高低道，让重车自溜。由于大巷采用3t底卸式矿车运输，同时卸煤路线为折返式，故采区下部车场也采用折返式矿车运输路线。其空、重车线有效长度为一列车长外加5m。由于上山角度小于20度，结合巷道特征，采区中部车场采用石门式单向甩车场，与各区段的轨道石门相连。甩车场的的线路布置采用双道起坡二次回转，道岔布置采用甩车道岔和分车道岔直接相连。双道起坡二次回转提升能力大，交叉点短，空间大，便于操作，提升牵引角较小，是目前广泛采用的一种道岔布置方式之一。采区上部车场采用逆向平车场，适用于煤层群联合布置的采区，其优点是摘挂钩方便，巷道布置利于联合开采；同时也具有车辆需反响运行，调车时间较长，运输能力较小的缺点。线路布置采用单道变坡方式。曲线半径，平曲线采用8m，竖曲线为12m，道岔选用4号道岔。存车线长度为2倍车长，下山采区时存车线长度为列车各加5m。坡度一律取0.4%。车场示意图如图5-3-1，5-3-2，5-3-3. 图5-3-1采区下部车场示意图图5-3-2采区中部车场示意图 图5-3-3采区上部车场示意图在采区下部车场设有采区煤仓，采用石门装车方式，装车线按1列车考虑。采区煤仓为垂直式，直径5.0m，高度20m，容量470t左右。采区煤仓示意图如图5-3-4。绞车房主要是根据绞车的型号及规格、基础尺寸、绞车房的服务年限和所处的围岩性质等进行设计。其位置选择在围岩稳定、无淋水、地压小和易维护的地点，在满足施工、机械安装和提升运输要求的前提下，应尽量靠近上山变坡点，以减少巷道工程量。除采区绞车硐室外，各采区还分别设有采区变电所、绞车电控室等。各硐室位置见附图，规格尺寸及支护方式见各硐室平剖面附图。图5-3-4采区煤仓示意图 6采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采煤工艺方式的选择采煤工艺：采煤工作面各工序程序所用的方法，设备及其在时间上、空间上的相互配合。采煤工艺方式的一般选择原则：就目前煤矿地下开采技术发展趋势看，综采是采煤工艺的重要发展方向，它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。但是，综采设备价格昂贵，综采生产优势的发挥有赖于全矿井良好的生产系统、较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管理水平。根据我国的经验和目前的技术水平，综采适用于以下条件：煤层地质条件好、构造少、上综采后能很快获得高产、高效，或者某些地质条件特殊上综采后仍有把握取得较好的经济效益。普采设备价格便宜，一套普采设备的投资只相当于一套综采设备的四分之一，而产量平均近综采产量的三分之一。普采对地质变化的适应性比综采强，工作面搬迁容易。对推进距离短、形状不规则、小断层和褶曲较发育的工作面，综采的优势难以发挥，而采用普采则可以取得较好的效果。与综采相比，普采操作技术比较容易掌握，组织生产比较容易。因此，普采是我国中小型矿井发展采煤机械的重点。炮采工艺的主要优点是技术装备少，适应性强，操作技术容易掌握，生产技术管理比较简单，是我国目前采用仍然较多的一种采煤工艺，但是，由于炮采单产和效率低、劳动条件差，根据我国的技术政策，凡条件适于机采的炮采面，特别是在国有重点煤矿都要逐步改造成普采面。鲁班山南矿地处鲁班山勘探区的东南部，井田呈一单斜构造，水文地质条件简单，直、间接充水岩层为裂隙弱含水层，断层富水性弱，导水性差。井田内有可采和局部可采煤层3层（不含7号煤层），均属薄及中厚煤层，层间距13m～50m，平均为26.0m，属近距离煤层群。煤层倾角一般在7°～21°之间，在巡司背斜轴部附近煤层较缓，一般为5°～12°，属缓倾斜煤层。矿井煤层无煤尘爆炸危险性。煤层顶板以粉砂岩、细砂岩为主，稳定程度为不稳定～中等稳定，易于冒落，底板以泥质岩、泥质粉砂岩为主，岩性较软。由于2、3煤层平均厚度在1米左右，故只能采用炮采。8号煤层厚度较大，大部分在2m左右，故可采用普采。 根据邻近芙蓉矿区的生产经验，本矿井采用走向长壁采煤法，全部冒落法管理顶板。6.1.2回采工作面长度和推进度根据煤层赋存特点、开拓方式、煤层压茬关系，并结合邻近矿区生产矿井的实践经验，针对鲁班山南矿的特点，设计确定本矿井回采工作面长度为120m。待矿井在生产中掌握了地质构造和煤层变化规律，并积累了一定的开采经验后，可适当调整工作面长度。回采工作面每天两班采煤，一班准备，结合芙蓉集团公司的生产经验，炮采工作面每班循环进尺0.8m，年推进度为530m。6.1.3工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型鲁班山南矿设计生产能力450kt/a，属中型矿井。尽量提高采煤机械化程度是实现合理集中生产，确保矿井稳产、高产的一项重要措施。设计根据国内目前开采薄及中厚缓倾斜煤层的生产实践，并结合井田内可采煤层赋存条件和邻近芙蓉矿区的生产经验，对回采工作面的主要采煤机械化设备的选型与配置原则确定如下：1、在本井田309号勘探线至216号勘探线之间，8号煤层出现分岔，分为8之一、8之二、8之三，仅8之三属于可采煤层，平均厚度0.9m左右，只能采用炮采。对216号勘探线以北区域，8号煤层平均可采厚度达2.2m，宜采用高档普采或综合机械化开采。2、对全区不稳定的局部可采薄煤层，2号、3号煤层采用炮采方式。3、由于矿井开采的2号、3号、8号煤层属近距离煤层群，存在压茬关系。故工作面的配置应根据矿井开采的具体情况进行适当搭配，以利于矿井的均衡生产。按照采掘接替安排，矿井移交生产时共布置四个薄煤层炮采工作面，其中一采区在2号煤层布置两个炮采工作面，二采区布置二个2号煤层炮采工作面。按照上述原则，矿井移交生产及达产时炮采工作面采、装、运煤方式及设备选型如下：1、采煤矿井移交生产及达产时在一采区、二采区分别布置2个煤层炮采工作面，煤层厚度为0.9m～1.1m，均采用打眼放炮落煤方式，工作面配备MDZ—12型湿式煤电钻。 工作面炮眼布置图如图6-1-1。图6-1-1工作面炮眼布置图（单排眼）2、装煤工作面选用SGW—40T型可弯曲刮板运输机，电动机功率40kW，铺设长度120m。3、运煤运煤顺槽配备SPG—650型可伸缩带式输送机，带宽650mm，输送能力100t/h，铺设长度500m～800m，采煤工作面的刮板运输机与运煤顺槽的可伸缩带式输送机之间配备SDZQ—11型转载机，功率11kW，转载能力100t/h。6.1.4工作面顶板管理方式、支护设备选型1、工作面顶板管理方式根据《鲁班山井田精查地质报告》提供的有关情况，在+475m标高以上2号煤层的顶板主要为泥质岩，+475m标高以下主要为砂岩，岩石拉压强度为820kg/cm2～1457kg/cm2，抗拉强度为12kg/cm2～37kg/cm2；3号煤层顶板主要为砂岩，岩石抗拉强度为18kg/cm2～32kg/cm2，抗压强度为1115kg/cm2～1745kg/cm2；8号煤层顶板主要为炭质泥岩和砂岩，并有0.02m～ 0.2m的伪顶，岩石抗拉强度为32kg/cm2～63kg/cm2，抗压强度为500kg/cm2～1000kg/cm2。根据煤层顶底板条件及工作面采煤设备配套的要求，结合邻近生产矿井的实践经验，设计确定本矿井回采工作面均采用全部冒落法管理顶板。2、支架设备选型矿井达产时和移交生产时均配备了2号煤层炮采工作面。2号煤层可采厚度0.7m～2.09m，平均厚度在1.0m左右，在+475m标高以上，煤层顶板主要为泥质岩，底板为砂岩，在+475m标高以下顶板主要为砂岩。根据煤层赋存特征、顶底板岩层组成情况、顶板岩层稳定性和煤层开采技术条件，工作面选用外注式PDZ12型炮采工作面用单体液压支柱，工作阻力240KN，支撑高度0.79m～1.2m。同时配备HDJA—800型金属铰接顶梁。支柱排距0.8m，柱距0.8m，最大控顶距3.6m，最小控顶距2.8m。超前支架选用外注式单体液压支柱，型号DZ25-25/100，支撑高度1.7m～2.5m，额定工作阻力250kN。3、支架支护强度的验算：结合矿上实际情况，工作面单体液压支架支护强度按工作面最大采高的4倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算：F=4*H*R*g*S*10-3（6-1）式中：—工作阻力，kN；—工作面采高，m；—上覆岩层密度，kg／m3；—单架支护面积，m2。已知=1.1m，=2.5×103kg／m3，=0.64m2，=9.8N/kg，代入公式（6-1）可得：=4×1.1×2.5×103×9.8×0.64×10-3=138（kN）根据支架说明书提供的支架工作阻力为240kN，大于4倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。6.1.5循环图表、劳动组织表、主要技术经济指标1、劳动组织形式设计工作面采用高档炮采，炮采高度为0.9-1.1m，循环进尺0.8m，采用“三八”工作制（两班生产，一班检修），每个生产班进度0.8m。日循环为两个。劳动组织表见下表6-1-1。2、技术经济指标 单面日采煤量：表6-1-1劳动组织表（6-2）式中：——日采煤量，t；——煤层厚度，m；——煤层容重，t／m3；——工作面长度，m；——每班工作进度，m；——工作面采煤班数，班；——工作面回采率，取0.97。表6-1-2技术经济指标表 已知=1.1m，=1.3t／m3，=120m，=0.8m，=2，=0.97，将各值代入公式（6-2），可得：Qg=120×1.1×2×0.8×1.3×0.97=266.3t单面掘进煤量Qf，按工作面煤量20%计算。循环产量：Q1=Qg+Qf（6-3）故达产时，日循环产量Q=4*Q1=1277t工作面工人效率＝日循环产量/井下上班总人数（6-4）＝1277/90＝14.1（t/工）3、工作面生产循环作业工作面采用高档炮采采煤，煤层厚度1.0m，循环进尺0.8m，采用“三八”工作制（两班生产，一班检修），每个生产班采煤，日循环为2个。工作面正规循环图表见表6-1-3。表6-1-3工作循环图表4、工作面成本（C）工作面吨煤成本由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。1）设备折旧费（C1）设备折旧费（C1）＝（固定资产原值总和－设备残值）/使用年限（6-5）各种设备的年折旧费根据设计手册和建设基价，取1.86（元/t）。 2）工资（C2）吨煤工资费（C2）=人均工资/工效（6-6）工资费包括基本工资费、附加工资、奖金人均工资平均每工150元，工效为14.1t。则：吨煤工资费（C2）=150/14.1＝10.6（元/t）3）材料费（C3）材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、坑袋费用以及其他材料费用。材料费用可由下式求得：材料费=主要材料费+其他材料费=主要材料费*（1+系数）（6-7）一般情况，普采、炮采系数取0.45-0.55；高档普采、综采系数取0.3-0.35。开采条件好时取较小者，条件差时取大者。根据本设计煤层，条件较好，炮采面材料费（C3）一般为9.0元/t（见《采煤工作面分册》第七项）。4）电费（C4）a动力用电消耗动力电耗＝电机容量总和×开动台数×循环开动小时×负荷系数/循环产量（6-8）其中：电机容量总和取2000kW，循环开动小时数取6h代入得：动力电耗＝2000×1×6×0.92/1277＝8.6（kWh/t）。b照明用电消耗照明用电耗＝照明用电总功率×循环照明时数/循环产量（6-9）其中：照明用电总功率——包括工作面及上下顺槽照明用电，取200kW代入得：照明用电单耗电力费＝200×8/1277＝1.25（kWh/t）。c电费总消耗（C4）电力费＝单价×（动力用电单耗+照明用电单耗）（6-10）式中：单价——单价为0.40元/kWh代入得：故：电力费＝0.40×（8.6+1.25）＝3.94（元/t）5）工作面的吨煤成本工作面吨煤成本C=C1+C2+C3+C4（6-11）C＝1.86+10.6+9+3.94＝25.4（元/t）6.1.6矿井生产时主要材料消耗指标 根据矿井采掘布置和巷道支护方式，结合芙蓉集团公司的生产经验，预计矿井生产时主要材料消耗指标如下表6—1—4。表6—1—4矿井主要材料消耗量表钢材（t/kt）坑木（m3/kt）炸药（kg/kt）雷管（发/kt）水泥（t/kt）备注2.03.365019000.86.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式1.布置方式工作面瓦斯涌出量为20m3/t，生产能力为450kt/a。根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U（主要方式）、W（一采区单翼开采）型通风方式。下面主要考虑采用U型通风方式的双翼开采采区。工作面回采巷道采用单巷布置，布置方式为一进一回，每个工作面共布置两条平巷：一侧布置一条：一条回风兼辅助运输，一条进风兼运煤；两平巷设计均为梯形断面，采用沿空掘巷施工，靠近采空区留3m保护煤柱。工作面巷道倾角平均18°，设计巷道断面尺寸可以满足设备顺利通过，并有相当的富裕系数，符合《煤矿安全规程》规定；此外，经过风速检验，通风满足要求。因此，巷道布置设计可行。6.2.2回采巷道参数1、断面采用胶带输送机运煤，矿车运料、运设备；故采区运输顺槽布置650mm宽的皮带运煤，并布置电缆；采区轨道顺槽铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管路。2、顺槽支护（参见图5-2-1、图5-2-2）各顺槽断面形状及支护特征均相同：为锚喷支护，梯形断面。运输顺槽底宽3.5m，顶宽2.3m，高2.2m，掘进宽度为3.7m，高为2.3m，设计掘进断面6.9m2，净断面为6.4m2。1)顶板支护混凝土组合锚杆支护，喷射厚度100mm，锚杆直径Φ22mm，长度2.4m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），树脂加长锚固，破断力230kN，锚杆间排距800mm。 托盘：采用拱形高强度托盘，规格为150×150×8mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30度角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号50×50mm、5.5×1.1m。2）巷帮支护钢筋托梁组合锚杆支护。螺纹钢锚杆，直径Φ20mm，长1.8m，树脂加长锚固；钢筋托梁由Φ18mm圆钢焊接而成，用菱形金属网护帮。工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆，直径Ф18mm，长度2m，杆尾螺纹为M16,规格型号为Ф18—M16—2000。托盘：采用拱形高强度托盘,规格为120×120×6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为200×300×50mm的柱帽，中心孔直径为30mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10°。帮支护最大滞后顶支护为3m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟顶支护。 7井下运输7.1运输方式的选择7.1.1运输方式的选择根据矿井开拓方式，矿井上井田的运输主要由运输大巷和主平硐担负，按运输距离和运输量，其运输方式设计考虑了机车牵引矿车和胶带输送机两种方式。胶带运输具有运输连续、能力大、易实现集中管理和自动控制等优点，国内生产实践经验表明，在运输距离小于4.0km，运量在1000kt/a以上时，使用胶带输送机是经济合理的。本矿井设计生产能力为450kt/a，且各采区产量变化较大，使得胶带运输效率高的优点不能发挥出来。相反，机车运输灵活、适应性较强，可以随产量的变化调配车辆，更能适应本矿井的实际情况，故设计主平硐及大巷运输采用机车牵引矿车的运输方式。7.1.2主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号1、主要运输巷道断面及支护方式+475m运输大巷布置在8号煤层底板的玄武岩中，采用园弧拱型，喷浆支护。按设备最大件和安全要求，巷道断面净宽4.4m，净断面积14.8m2，巷道内铺设双轨，可满足运输、通风、布置管线和行人的要求。2、巷道坡度及钢轨型号大巷内采用机车运输，巷道坡度为3‰上坡。轨道采用30kg/m钢轨，600mm轨距，钢筋砼轨枕。运输大巷断面见图7—1—1。7.2矿车7.2.1矿车型号根据平硐、大巷运输方式，采用MDC3.3—6型三吨底卸式矿车运输，矸石运送采用1.0t不摘钩固定式矿车，并配备各类型的材料车和平板车运材料及设备，人员采用RC12—6P型平巷人车运送。矿车规格特征见表7—2—1。 7.2.2矿车数量计算矿车数量按排列法计算，各使用地点配备数见表7—2—2表7—2—1矿车规格特征表矿车类型容积（m3）载重（t）外型尺寸（mm）轨距（mm）轴距（mm）自重（kg）长宽高MDC3.3-6底卸式矿车3.33.034501200140060011001680MGC1.1-6B固定式矿车1.11.020008801150600550607MLC2-6B材料车2.020008801150600550520MPC2-6B平板车2.02000880410600550490ZP6-10平板车10.03440123034060011001057RC12-6P平巷人车42401050150060017001628XRC15-6/6斜巷人车4970120014706001908表7—2—2矿井达产时各使用地点配备矿车数量表矿车类型使用地点数量（辆）备注1.0t固定式矿车一采区轨道上山下车场20轨道上山上、中车场及轨道斜巷28轨道上山提升4巷道掘进（三个头）12二采区轨道上山下车场20轨道上山上车场及轨道斜巷下车场20轨道上山提升5轨道石门及轨道斜巷9巷道掘进（三个头）12主平硐及+475m水平运输大巷运矸及其它24排矸进风斜井下车场及提升23小计177 备用35合计2123.0t底卸式矿车主平硐及+475m水平运输大巷运煤72四列煤车，每列18辆备用15合计87矿井达到设计生产能力时各类矿车数量见表7—2—3。表7—2—3矿井达产时各类矿车数量表顺序矿车名称型号单位数量使用备用合计11.0t固定式矿车MGC-1.1-6B辆1773521222t材料车MLC2-6B辆202032t平板车MPC2-6B辆2020410t平板车ZP6-10辆775平巷人车RC12-6P辆14146斜井人车XRC15-6/6辆6673.0t底卸式矿车MDC3.3-6辆7215877.3运输设备选型本矿井属高瓦斯矿井，年设计生产能力450kt，平硐开拓，运输大巷布置在煤系底部的岩层中，根据设计规程、规范和《煤矿安全规程》的规定，矿井主平硐及大巷运输确定采用架线式电机车牵引。根据井下运输量和运输距离，并考虑为矿井今后生产留有发展余地，经计算采用ZK10-6/550-4C型架线电机车牵引3.0t底卸式矿车运煤、1.0t固定矿车运矸石和材料，运煤列车每列18辆，运矸每列20辆。运人每列14辆RC12—6P人车。全矿需机车6台，其中运煤4台，运矸、人材料1台，备用1台。经验算，可以满足运输要求。运煤顺槽配备SPG—650型可伸缩带式输送机，带宽650mm，输送能力100t/h，铺设长度500m～800m，采煤工作面的刮板运输机与运煤顺槽的可 伸缩带式输送机之间配备SDZQ—11型转载机，功率11kW，转载能力100t/h。经运输能力验算，能满足运输能力要求。图7—1—1运输大巷断面图 8矿井提升8.1矿井提升概述鲁班山南矿设计生产能力为450kt/a，采用平硐开拓。矿井年工作日330d，每天三班作业，其中两班采煤，一班准备、检修。每班工作8h，每天净提升时间为16h。矿井以+250M为界，分上下井田开采，上井田采用平硐开采，下水平采用暗斜井提升。前期矿井达产时的生产采区数为两个，一采区设一条轨道上山，分别担负一采区的人员输送及全部辅助提升；二采区设一条轨道上山提升，分别担负二采区的全部辅助提升任务；另外矿井还设有排矸进风斜井担负全矿井下和地面筛分矸石的排放任务。全矿服务年限为104.3a。本矿井为高瓦斯矿井，平硐标高以上的相对瓦斯涌出量按20m3/t考虑。根据批准的鲁班山勘探井田精查地质报告，本矿井田内各煤层均无煤尘爆炸危险。最大班下井工人：90人。8.2提升设备选择8.2.1一采区轨道上山提升设备1、设计依据轨道上山斜长：575m轨道上山倾角：15°上部车场标高：+675m下部车场标高：+475m提升矸石：56车/班下放掘进煤：40车/班最大班下井工人：90人坑木：2车/班金属支架：1车/班水泥：1车/班砂、碎石及道碴：1车/班枕木：1车/班轨枕：1车/班钢轨及钢材：1车/班油料及其它：1车/班 炸药：1车/班雷管：1车/班采运设备及管、线材等2、设计选型上述提升任务中，除人员上下、掘进煤外，其余均上提。经选型计算比较，决定选用JKY2/1.8B型提升机一台（单筒，滚筒直径2m，滚筒宽度1.8m，最大静张力60kN），配一台YB400M2—6型（220kW、600V）电动机，由提升设备厂配套。天轮为TXG1600/14型一个；钢丝绳为6×7—24—1670—特—镀—右同，长度770m。每天两班提升，最大提升速度4m/s；升降人员时，每次串3辆XRC15—6/6型人车。其它材料的提升重量应小于4辆矸车的重量。8.2.2二采区轨道上山提升设备1、设计依据轨道上山斜长：470m轨道上山倾角：15°上部车场标高：+596.5m下部车场标高：+475m下放矸石：56车/班下放掘进煤：40车/班最大班下井工人：90人坑木：2车/班金属支架：1车/班轨枕：1车/班钢轨：1车/班水泥：1车/班砂、碎石及道碴：1车/班油料及其它：1车/班炸药：1车/班雷管：1车/班综采设备：10t/架采运设备及管、线材等2、设计选型上述提升任务中，除人员上下、掘进煤及矸石下放外，其余均上提。 经选型计算比较，决定选用JTB1.6×1.5—24型防爆绞车一台（单筒，滚筒直径1.6m，滚筒宽度1.5m，传动比24，最大静张力45kN），配一台JBRO400M—6型（160kW、660V）防爆电动机，由提升设备厂配套。天轮为TXG1600/12型一个；钢丝绳为6×7—22—1670—特—镀—右同，长度670m。下放矸石每次串5辆1t标准矿车；升降人员每次串3辆XRC15—6/6型人车。最大提升速度3.46m/s。生产后期，普采设备安排在第三班提升与下放，每次用ZP6—10型平板车运送。8.2.3排矸斜井提升设备排矸斜井担负全矿井矸石和筛分楼选出的矸石的排放任务(除一采区)，并兼做矿井进风斜井。矿井井下矸石排放量为67.5kt/a，地面筛分矸石量为22.1kt/a。根据全部矸石的排放量，决定选用GKT1.6×1.2—24型绞车一台（单筒，滚筒直径1.6m，滚筒宽度1.2m，传动比24，最大静张力45KN），配一台YR315M—8型（110kW、380V）电动机，由提升设备厂配套。天轮为TSG1600/11型一个；钢丝绳为6×7—20—1570—I—镀—右同，长度770m。提升矸石每次串3辆1t标准矿车，最大提升速度2.53m/s。 9矿井通风及安全技术9.1矿井通风系统的选择9.1.1井田的主要灾害情况1、瓦斯鲁班山勘探井田在勘探时，取了52件煤样分析瓦斯含量和成份，分析结果认为+475m标高以上的瓦斯含量为10.03～15.21m3/t，以2号煤为最高，3号煤最低；+475m标高以下的瓦斯含量为7.16～25.55m3/t，以8号煤的合并区为最高，8号煤之二为最小。本矿位于鲁班山勘探井田内，在参照邻近的芙蓉矿区瓦斯涌出情况，并结合川煤计（1988）498号文，确定本矿井为高瓦斯矿井，平硐标高以上的相对瓦斯涌出量按20m3/t考虑。具体情况详见表9—1—1，表9—1—2。表9—1—1+475m以上各煤层瓦斯含量统计表煤层瓦斯含量(m3/t)2号煤3号煤7号煤8号煤最大27.419.118.3619.44最小3.020.963.587.68平均15.2110.0310.9713.56表9—1—2+475m以下各煤层瓦斯含量统计表煤层瓦斯含量(m3/t)2号煤3号煤7号煤8号煤(合层区)8号煤之一8号煤之二8号煤之三最大23.226.726.9336.825.214.3215.31最小19.014.3412.719.610.226015.31平均21.120.5219.8228.212.717.1615.31 地质报告将+536m以上定为瓦斯风化带，以下为瓦斯带。瓦斯梯度为14.09m/m3/t，瓦斯增长率为7.09m3/t/100m。与本井田邻近的芙蓉矿区，其白皎煤矿、芙蓉矿、杉木树矿均为高瓦斯矿井，具体情况见表9—1—3。表9—1—3鲁班山井田与芙蓉矿区瓦斯概略对比表地点项目白皎煤矿芙蓉矿鲁班山井田杉木煤矿含煤地层龙潭组龙潭组宣威组上段龙潭组地层倾角5°～15°5°～15°一般<25°急倾斜煤质无烟煤无烟煤无烟煤无烟煤煤层二层煤三层煤四层煤C5B3+42、3、7、8相当本井田7、8号煤小构造很发育发育较发育瓦斯含量26.6～117m3/t18.04～20.54m3/t大于10m3/t占81%瓦斯随深度增加的变化情况增加增加增加瓦斯压力C5测得19.5kg/cm2推测21～36个大气压顶、底板瓦斯涌出情况B3+4顶板砂岩多次瓦斯涌出8号煤底板测得有瓦斯存在突出的可能性突出突出不突出2、煤尘根据批准的鲁班山勘探井田精查地质报告，本矿井田内各煤层均无煤尘爆炸危险。3、煤层的自燃倾向筠连县办的青山煤矿于1978年采8号煤时，因采空区顶板下塌，距顶约1m的7号煤下垮至采空区内，半年后发火自燃造成该矿停闭，此外，未发生自燃现象。勘探中鲁班山勘探井田共采样38件，试验结果表明，各主要可采煤层 无自燃发火倾向，自燃发火等级为Ⅱ～Ⅲ级。4、地温本矿井田属地温正常区。但茅口组表现为局部异常，其原因是受地下深循环热水影响，但其距离8号煤层200余米，只要今后采掘工程不揭露茅口组地层，对矿井开采无影响。5、水文地质大气降水是矿井地下水的主要补给来源，水文地质单元属河间地块型，直、间接充水岩层为裂隙含水层，断层含水性弱，导水性差。本矿井田为水文地质条件简单的矿床。6、煤与瓦斯突出本井田精查地质报告没有对矿井是否具有煤与瓦斯突出做出定论。但由于邻近的白皎煤矿、芙蓉矿均为突出矿井，因此，为了矿井生产的安全性，在安全措施上，应考虑煤与瓦斯突出的危险性。9.1.2矿井煤层瓦斯涌出量预测根据地质报告提供的瓦斯地质资料，对本矿井可采煤层的瓦斯涌出量进行预测。具体内容详见表9—1—4。由表可知，随开采深度的增加，瓦斯含量的增大，各开采煤层瓦斯涌出量也在增大。而且，在同一水平，做为首采层的2号煤层，其瓦斯涌出量将超过同水平的3号、8号煤层。根据川煤计（1988）498号文和批准的矿井可研报告，本次设计，矿井平硐（+468m）标高以上，瓦斯相对涌出量暂按20m3/t计算。表9—1—4可采煤层瓦斯涌出量预测表水平煤层名称煤层瓦斯含量(m3/t)开采瓦斯涌出量(m3/t)+475m水平以上2号煤层0～27.416.89～43.553号煤层0～19.1013.44～29.128号煤层9.48～19.444.45～17.63+475m水平以下2号煤层19.00～23.2032.44～82.693号煤层14.34～26.7022.82～70.828号煤层19.61～36.8017.85～45.13 9.1.3通风方式的选择根据本矿井实际情况，结合规程规定，确定本矿井通风方式为抽出式通风。矿井的通风系统为中央分列式通风系统。矿井新鲜风流由主平硐、龙塘进风平硐和排矸进风斜井进入，经+475m水平运输大巷、采区主石门、采区下车场、轨道上山和运输机上山、中车场及石门和进风斜巷、运输顺槽到回采工作面；回风流经回风顺槽、回风上山或轨道斜巷、总回风巷，最后由回风平硐排出地面。通风容易期及困难期通风立体示意图见图9—1—1、图9—1—3通风容易期及困难期通风网络见图9—1—2、图9—1—4。掘进工作面配备YBTa512-2型局部扇风机，设有专用回风巷，将乏风直接导入回风石门或回风斜巷，实现独立通风。井下爆破材料发放硐室利用矿井负压有单独的进回风系统，实现独立通风。中央变电所、整流室、采区变电所、绞车房，利用矿井负压有足够的新鲜风流通过，以确保安全，改善硐室工作环境。9.2矿井总风量及分配1、按同时下井人数需风量计算Q=4NK（9-1）式中：Q——矿井总供风量，m3/sN——井下同时工作的最大班人数，310人4——每人每分钟供风标准，4m3/min·人K——风量备用系数，K=1.35Q=4×310×1.35=1674m3/min≈28m3/s2、按日产一吨煤每昼夜预计放出的瓦斯量计算Q=（9-2）Q==3930m3/s≈66m3/s式中：Q-——矿井总供风量，m3/sq瓦——矿井瓦斯或二氧化碳的平均相对涌出量，20.0m3/tT——矿井平均日产量，1500tK——风量备用系数，K=1.35Q硐——独立通风硐室，180m3/min 图9-1-1容易时期通风立体示意图图9-1-2容易时期通风网络图 图9-1-3困难时期通风立体示意图图9-1-4困难时期通风网络图 3、用分别法计算Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K漏(9-3)式中：ΣQ采——回采面需风量和，m3/sΣQ掘——掘进面需风量和，m3/sΣQ硐——硐室需风量和，m3/sΣQ其它——其它巷道需风量和，m3/sK漏——漏风系数，取1.2矿井达产时，布置四个炮采工作面,每个工作面风量为10m3/s，ΣQ采=4×10=40m3/s；七个掘进工作面，每个掘进工作面风量为5m3/s，ΣQ掘=7×5=35m3/s；本设计中，井下爆破材料发放硐室需独立通风风量为3m3/s，，故ΣQ硐=6m3/s；Q=（40+35+3+3）×1.2≈92m3/s根据上述三种计算方法，矿井总风量取其中较大者，因此，矿井总供风量为92m3/s。4、按风速进行验算1）按最低风速进行验算各个岩巷掘进工作面的最低风量（Qybi）：Qybi>=q*Sybi，m3/min(9-4)式中：Sybi——第i个岩巷掘进工作面的断面积，m2.各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最低风量（Qmbi）：Qmbi>=15*Smbi，m3/min(9-5)式中：Smbi——第i个岩巷掘进工作面的断面积，m2.2）按最高风速进行验算各个岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量（Qbi）：Qbi>=240*Sbi，m3/min(9-6)式中：Sbi——第i个掘进巷道的断面积，m2.5、风量分配回采面：40m3/s（四个工作面）掘进面：35m3/s（七个工作面）硐室：6m3/s其它用风：16m3/s9.3通风阻力及其风速计算矿井通风阻力极为风流由进风井口到出风井口，沿一条通路（风流路线） 各个分支的摩擦阻力与通风阻力的总和，用hm表示。本矿井设计生产能力为450kt/a。9.3.1矿井通风总阻力的计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应该超过2940pa。（2）矿井井巷的局部阻力按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井按15%计算。（3）设计通风网络中有较多的并联系统时，计算总阻力时，应按其中较大的路线作为依据。（4）设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350毫米水柱。（5）应计算出困难时期的最大通风阻力和容易时期的通风阻力最小通风阻力，所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。9.3.2井巷通风阻力计算h=∑h摩+h局（9-7）式中：h——井巷通风阻力，Pa；h摩——井巷摩擦阻力，Pa；h局——井巷局部阻力，Pa；1、井巷摩擦阻力h摩h摩=（9-8）式中：α——井巷摩擦阻力系数，N·S2/m4；L——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；Qi——通过井巷的风量，m3/s；S——井巷净断面积，m2；2、局部阻力h局参照《采矿工程设计手册》，结合矿井实际情况，取同时期井巷摩擦阻力的10%。经计算，标准状况下矿井通风容易时期井巷通风阻力为1374.21Pa，通风困难时期为2530.40Pa。井巷通风阻力及风速计算结果详见表9—3—1、9—3—2。 表9—3—1鲁班山南矿通风容易时期负压计算表序号巷道名称断面形状支护方式摩阻系数α(NS2/m4)净周长P(m)巷道长L(m)净断面S(m2)风量Q(m3/s)风阻R(Ku)风速V(m/s)负压h(Pa)1主平硐1半圆拱喷浆0.000914.3127013.334.60.006592.5477.352主平硐2半圆拱喷浆0.000914.393513.355.20.00485074.06144.943运输大巷半圆拱锚喷0.00114.3119513.3430.00688843.16124.9042采区主石门半圆拱锚喷0.001113857.9430.00334665.4487.335采区下部车场半圆拱锚喷0.00113.610012.8370.00064852.898.716轨道上山及联络巷半圆拱锚喷0.00110.86207.4320.01652424.32165.937进风轨道石门半圆拱锚喷0.00110.61847.9100.00395591.273.8882201（02）运输顺槽梯形金属支架0.00279.57705.8100.10122651.7299.2792201（02）工作面矩形液压支柱0.003281123100.10619263.33104.14102201（02）回风顺槽梯形金属支架0.00159.58155.8100.05952351.7258.3711回风轨道石门半圆拱锚喷0.00110.81507.4350.00399784.7348.0212回风斜巷及+630总回风巷半圆拱锚喷0.00113.3116512.3430.00832653.50150.9813630~675m回风斜巷半圆拱锚喷0.00113.313212.3770.00094346.2654.8514回风平硐半圆拱锚喷0.0007512.918011.5920.00076348.0095.0415风硐半圆拱砌碹0.000510.4257.5920.000308112.2725.5816小计8148921249.2917另计10%的局部阻124.92 力合计921374.21表9—3—2鲁班山南矿通风困难时期负压计算表序号巷道名称断面形状支护方式摩阻系数α(NS2/m4)净周长P(m)巷道长L(m)净断面S(m2)风量Q(m3/s)风阻R(Ku)风速V(m/s)负压h(Pa)1主平硐1半圆拱喷浆0.000914.3127013.334.80.00658872.5678.252主平硐2半圆拱喷浆0.000914.393513.355.60.00485074.09147.053运输大巷半圆拱锚喷0.00114.3122013.3580.00703254.26231.994运输大巷半圆拱锚喷0.00114.3100013.3300.00576441.4722.6155采区运输石门半圆拱锚喷0.00110.8447.4300.00117272.704.606五采区轨道上山半圆拱锚喷0.00110.81067.4250.00282512.036.237区段进风轨道石门半圆拱锚喷0.00110.61457.9100.00311741.273.0685201（02）运输顺槽梯形金属支架0.00279.54705.8100.06178761.7260.5995201(02)工作面矩形液压支柱0.003281123100.10619263.33104.14105201(02)回风顺槽梯形金属支架0.00159.54505.8100.03286571.7232.2311五采区回风上山半圆拱锚喷0.001125510.1300.00064062.975.6512475总回风巷半圆拱锚喷0.00112129510.1300.0150832.97133.1213二采区回风上山半圆拱锚喷0.0011269110.1890.00804818.81625.1514630总回风巷半圆拱锚喷0.00113.3116512.3890.00832657.24646.77 15一采区630~675m回风斜巷半圆拱锚喷0.00113.313212.3920.00094347.4878.3116回风平硐半圆拱锚喷0.0007512.918011.5920.00076348.0095.0417风硐半圆拱砌碹0.000510.4257.5920.000308112.2725.5818小计9295922300.36另计10%的局部阻力230.04合计922530.409.3.3等积孔计算A=（9-9）式中：A——等积孔，m2Q——矿井总风量，m3/sh——矿井负压，mmH2O通风容易时期：A==2.95通风困难时期：A==2.18表9-3-3矿井通风难易程度与等积孔的关系表通风阻力等级通风难易程度等积孔大阻力矿中阻力矿小阻力矿困难中等容易＜1m21～2m2＞2m2 以上计算结果表明，矿井生产初期，通风阻力等级为小阻力矿井，通风难易程度为容易。后期，通风阻力等级为小阻力矿井，通风难易程度为容易。9.4通风设施、防止漏风和降低风阻的措施1、通风设施为保证采掘工作面及各用风地点风量，并使风流按规定路线流动，在各巷道的相应地点设置有风门、调节风门等通风设施。矿井的回风平硐设有防爆门。2、防止漏风和降低风阻的措施1）矿井建成后，进、回风井之间和主要进回风巷之间的每个联络巷中，须砌筑永久性风墙，需使用的联络巷，须安设2道联锁的正向风门和2道反向风门，防止漏风。2）矿井开拓系统，开采顺序和回采方式有利于防止漏风。本矿井主要进回风巷设在底板，避免了因顶板压力与采动影响使煤柱发生裂隙而产生漏风；开采顺序为下行式，回采方式为后退式，均有利于抑制内部漏风，提高有效风量率。3）提高通风构筑物的质量，加强通风构筑物的严密性是防止矿井漏风的基本措施。4）降低风阻，平衡风压是减少漏风的一个重要措施。砼、料石砌碹支护的巷道周壁要尽可能光滑，金属棚子支护的巷道要刷帮背顶，架设整齐，锚喷支护要采用光面爆破技术，力求光滑平整，减少表面粗糙度，以降低摩擦风阻。不同断面的巷道连接处，应采取逐渐扩大、逐渐缩小的形式连接，在巷道转弯时，以斜线或圆弧形联接，以减少局部阻力。另外，应尽量避免在主要巷道内停放矿车，堆放器材、木材等杂物。在生产中，从通风系统的安全性、经济性出发，根据实际情况，可酌情考虑安设辅助扇风机降低用风地点的风阻。9.5通风机选型该矿井为高瓦斯矿井，煤层无自燃发火倾向，无煤尘爆炸危险性。井下通风采用中央分列、机械抽出式通风系统，由主平硐、龙塘进风平硐和排矸斜井进风，龙塘回风平硐回风。9.5.1设计依据矿井总需风量：92m3/s矿井初期负压：1374.21Pa 矿井后期负压：2530.4Pa服务年限：104.3a9.5.2设计选型经选型比较，决定选用效率高、漏风量小的轴流通风机。初期选用二台BD—Ⅱ—10—№25型轴流通风机（n＝580r/min），各配一套2×160kW、10kV、580r/min防爆电动机。平时一台工作，一台备用检修。后期用原有轴流通风机（n=580r/min），但配一套2×250kW、10kV、740r/min防爆电动机。平时一台工作，一台备用检修。另选二台JMF—4型风门绞车启动风门用，每台风门绞车配一台7.5kW、380V的电动机。该轴流通风机初期、后期工况点，见图9—5—1。图9—5—1通风机性能曲线及工况点示意图 初期工况点（M1）：叶片角度：30°风量：106.5m3/s负压：1615.6Pa效率：78.8%后期工况点（M2）：叶片角度：35°风量：110.5m3/s负压：3085.5Pa效率：82.6%该通风机可反转反风，在各种工况下，反风率达到60%以上。该通风机具有占地面积小，且不用设分机房，只考虑简易雨篷、配电房及值班室即可9.6压风设备本矿井为高瓦斯，煤层无自然发火倾向，无煤尘爆炸危险性，按达产时采区布置，其井下用风主要在各掘进头，其分布为：一采区：回风石门掘进风镐一台、气腿式凿岩机二台和湿式混凝土锚喷机组一台；回风顺槽掘进头风镐一台、气腿式凿岩机二台；运煤顺槽掘进头风镐一台、气腿式凿岩机二台。二采区：回风顺槽掘进头风镐一台，气腿式凿岩机二台；回风运输顺槽掘进头风镐一台，气腿式凿岩机二台；运煤顺槽掘进头风镐一台，气腿式凿岩机二台。9.6.1设计依据1、风镐：G10型（1.2m3/min，0.49MPa）7台。2、气腿式凿岩机：ZY24Me型（3m3/min，0.4～0.6Mpa）12台。3、湿式混凝土锚喷机组：ZP—Ⅱ型（5～7m3/min，0.15～0.5Mpa）1台。9.6.2设计选型经选型比较，由于防爆移动式空气压缩机具有风冷、体积小、重量轻、移动及使用方便、经济等优点，故本次选用9台SM345型防爆移动式空气压缩机（排气量7.2m3/min，排气压力0.7Mpa），其中7台工作，2台备用检修。即每个掘进头配一台SM345型防爆移动式空气压缩机。每台防爆移动式空气压缩机配一台YB225M—2型防爆电动机（45kW、660V），并配有低压流体输送用焊接钢管DN40。 9.7灾害预防及安全装备9.7.1预防瓦斯爆炸的措施本矿井为高瓦斯矿井，为预防瓦斯爆炸，设计采取以下措施。1、防止瓦斯积聚1）从矿井管理上，本矿井配设有集中监测控制系统，对采掘工作面及其进风、回风巷道，其他有可能具有瓦斯影响的地点进行全方位的瓦斯监测，以便及时掌握瓦斯情况，进行及时处理。2）从技术措施上，本矿井的井下采区巷道设计及通风设计使矿井风流能够做到有效、稳定连续不断，使各采掘工作面及其它用风地点保证有新鲜风流。3）对于本矿井回采工作面易出现瓦斯积聚的上隅角，设计配备了专门用于抽放瓦斯的抽出式局扇。同时，对采掘工作面还配有井下移动式瓦斯抽放泵，在矿井地面固定式抽放泵站未建成时，解决矿井局部瓦斯涌出量大的情况。2、防止瓦斯引燃的措施设计中井下一切电气设备的选型均按照《煤矿安全规程》中关于高瓦斯矿井电气设备选型的有关规定执行。生产中必须严格遵守《煤矿安全规程》的规定使用电气设备。严禁井口房周围20m范围内或井下使用明火，并严格放炮制度，以杜绝瓦斯引燃事故。9.7.2预防煤与瓦斯突出的措施地质报告中对本矿是否具有煤与瓦斯突出危险未做定论，但从邻近生产矿井的情况来看，有煤与瓦斯突出危险，为确保安全生产，设计采取以下预防措施：1、设计配有煤层瓦斯压力测定仪，以备掘进穿煤时测定煤层瓦斯压力，并根据预测结果采取相应的安全措施揭煤。2、煤层注水、钻孔排放瓦斯是抑制煤与瓦斯突出的有效措施。3、采用下行式开采9.7.3瓦斯抽放由于本矿井达产时设计为两个采区四个炮采工作面，通过对本矿井煤层的开采瓦斯涌出量预测及工作面分析，在+475m水平上山采区生产期间，2号煤层做为首采层，经预测其瓦斯涌出量平均为18.8m3/t，3号煤层瓦斯涌出量平均为15.7m3/t，8号煤层瓦斯涌出量平均为16.3m3/t ，即各煤层瓦斯相对涌出量平均不超过20m3/t，当瓦斯抽放率大于10%时，矿井可达产。因此为保证矿井达产，以及安全生产，矿井必须进行瓦斯抽放。由于矿井随着开采深度的加大，瓦斯含量也增加，故在开采+475m水平下山及以下水平煤层时，必须建立永久性瓦斯抽放系统。由于现阶段瓦斯实际涌出量的不确定性，有关煤层的透气性系数、百米钻孔瓦斯衰减系数和瓦斯压力等资料的严重匮乏。在投产初期需要进行关于矿井瓦斯的基础数据资料的准备工作，以便及时进行具体的瓦斯抽放方法的论证及系统布置。在矿井地面固定式抽放泵站未建成时，为解决在生产中可能出现的局部瓦斯过高的现象，设计在井下配备了YD—2型移动式瓦斯抽放泵站，进行必要的局部抽放。对于采掘工作面瓦斯的处理，本移动式抽放系统在回采工作面顺槽和掘进工作面设钻场，抽出的瓦斯经抽放泵站的排放管排至主要回风巷。由于首采层2号煤层瓦斯涌出量最大，3号、8号煤层次之，并且这三个煤层的瓦斯涌出量亦受到了不可采7号煤层的影响，因此，本设计建议对三个煤层均进行邻近层抽放及本煤层预抽的方法进行瓦斯抽放。9.7.4预防井下火灾的措施1、外因火灾的预防严格执行《煤矿安全规程》的有关规定，对生产中的明火（明火矿灯、电焊、气焊、火炉、电炉等），电气设备和机械设备安装运转不良，火药爆破等进行严格管理，明确相应的规章制度来预防此类火灾的发生。2、内因火灾的预防本矿井各煤层无自燃发火倾向，自燃发火等级多数为Ⅲ级，局部为Ⅱ级。在生产中应具体采取以下措施进行预防。1）在生产中应根据煤层的实际发火期，合理划分，调整采区尺寸，确定回采速度，尽量在自燃发火期内将工作面采完。采区采完后应立即封闭。2）设计采用了喷洒阻化剂为主，移动灌浆为辅的防灭火措施。配备阻化剂喷射泵喷洒阻化剂抑制煤炭自燃，由于煤层含硫分较高，故阻化剂选用浓度为10～15%的CaCl2、MgCl2或ZnCl2等溶液，这样灭火效果既好又不会造成环境污染。阻化剂喷洒地点为工作面浮煤、采空区及煤柱表面，另外也可根据采空区自然发火情况向采空区注水、注阻化泥浆，以防止沿空巷的采空区帮浮煤自热或自燃。3）通过采场调风，以平衡采空区压差，降低老切眼漏风，防止新老切眼煤柱自燃。 4）对沿空巷的沿空帮喷涂尿醛树脂泡沫，以减少向采空区漏风，扩大采空区惰性化范围，改善采场气体流动状况。5）结合湿式凿岩和防尘洒水，设有矿井消防洒水管路系统，并在有关区域设有水阀。3、预防火灾的管理辅助措施本矿井设立了集中监测系统和矿井火灾预报束管监测系统，配备了专用气象色谱仪，对井下火灾的管理与控制起到了积极作用。对胶带运输机配备了DMH型自动灭火系统，以防止在煤炭运输中出现火灾。并且，胶带运输机设置了烟雾传感器，使火灾隐情在萌芽状态就能够被感知，使矿井管理人员能够及时掌握情况并加以解决。9.7.5粉尘的综合防治1、建立完善的防尘洒水管路系统。2、建立井下煤层注水系统。3、岩巷及煤岩掘进工作面配有除尘设备，并设有喷雾设施。4、设有全矿井洒水喷雾系统，井下煤仓、溜煤斜巷、转载点等易产尘地点进行喷雾降尘。5、设计为井下工作人员配备了防尘安全帽、安全送风口罩、防尘口罩以降低粉尘对人身体的侵害。9.7.6预防井下水灾1、在矿井建设和生产期间要严格执行《煤矿安全规程》中关于井下防治水的规定及要求。2、大气降水是本矿井地下水的主要补给来源，直、间接充水岩层为裂隙含水层，故在回采及巷道掘进中遇断层、褶曲、地质变化的积水带，应注意探放水，随时掌握水情，做到边探边掘，先探后掘。3、施工中应注意井下可能存在的溶洞及暗河。4、对井下有突水危险的地区，必须在其附近设置水闸门或水闸墙。5、在掘进工作面或其他地点发生明显的突水征兆或大量涌水时，应立即停止作业，将人员撤至地面，并关闭水闸门等。9.7.7井下安全监控及自救器配备1、本矿井属高瓦斯矿井，设计配有KJ-95型煤矿综合监控系统，对采 掘工作面，回风巷及相关地点的瓦斯、风速、风压、一氧化碳、温度、设备开停、风门开关、瓦斯抽放、火灾预警等参数及状态进行地面集中遥测遥控。当这些参量及状态超过规定的警戒或不符合要求时，可实现就地声光报警、断电等，以确保矿井安全。同时配备各种巡回检测，与集中监测系统相结合形成双重监测体系。2、自救器配备当井下发生火灾、沼气等灾害事故时，为使井下人员自救、互救及等待救援，设计按井下工作和管理人员出勤总人数，并留有10%的备用量配备自救器。井下生产共计配备化学氧自救器335台。并配备2台自救器气密检查仪。本矿井救护小队配备压缩氧自救器2台，自救器气密检查仪1台。3、矿山救护巡司镇距本矿1.5km，鲁班山南、北两矿在巡司镇合建一救护中队，矿井内设救护小队，并配备有救护设备和器材。 10主要技术经济指标矿井主要技术经济指标见表10—1—1。表10—1—1设计矿井基本技术经济指标表顺序技术经济指标项目单位数量或内容1煤层牌号WY22可采煤层数目层3（不含7号煤层）3可采煤层总厚度m4.344煤层倾角度7~21（18）5（1）矿井工业储量万t8193.9（2）矿井可采储量万t6568.56（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班37（1）矿井年生产能力万t/a45（2）矿井日生产能力t/d13648矿井服务年限a104.39上井田服务年限a39.110井田走向长度m5600井田倾向长度m250011瓦斯等级高瓦斯瓦斯相对涌出量m3/t2012通风方式分区抽出式：BD-Ⅱ-10-№25型风机13（1）矿井正常涌水量/h250（2）矿井最大涌水量m3/h39614开拓方式平硐 15（1）第一水平标高m+475（2）最终水平标高m±016同时生产的工作面数个4（两区四面）17采煤工作面年进度M53018达产时井巷工程量M1786419开拓掘进队数个720大巷运输方式矿车运输21矿车类型（主要运输大巷）3t底卸式矿车22电机车1类型台数8723设计煤层采煤方法炮采24（1）工作面长度m120（2）工作面推进度m/月48（3）工作面坑木消耗量m3/千t21.4（4）工作面效率t/人14.1（5）工作面成本元/t25.4 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浅析巷道围岩控制方法之锚注支护摘要：近年来，我国经济得到了的飞速发展，作为主要能源的煤炭起到了决定性作用。但伴随着煤炭产量的日益提高，煤炭资源逐渐减少，开采条件也日益复杂。其中，在复杂开采条件下，保证正常、高效、安全生产，巷道围岩控制、支护问题也成为我们必须解决的首要难题。通过研究分析与现场应用，锚注支护在一定条件下能很好的解决以上问题。本文先后系统介绍了我国巷道维护现状、锚注支护的机理、支护材料和设备、工艺流程及应用情况，提出了煤矿井下高应力、软岩条件、采动影响下巷道的有效支护措施。关键词：复杂条件，围岩控制，巷道维护，锚注支护1概述目前，煤矿井下高应力区、软岩条件、采动影响下巷道支护方式、支护参数的确定是一个世界性难题，尤其是开掘在既是高应力区又是软岩中的巷道支护难度更大，国内外都对此进行了大量的研究工作，取得了一定的研究成果，为高应力、软岩等复杂条件下的巷道支护提供了比较可靠的安全保证。现在国内外普遍采用加大支护密度，锚架联合支护、卸压等方式来增加支护强度，力求减少巷道使用过程中的破坏变形量，但效果不是很理想，在巷道服务年限内仍需要翻修多次。近年来随着锚网索支护技术的推广，由于锚网索支护方式在支护强度上有了很大的提高，支护效果显著改善，但仍未彻底解决问题。其支护成本高、施工速度慢，巷道表面变形破坏不可避免，尤其在软岩中仍存在安全威胁。采用注浆材料和注浆锚杆支护方式加固巷道围岩，增加围岩自身承载能力，在支护理论上是先进的，在材料、设备供应、施工工艺上已有成功的先例。结合生产实际中的具体条件，可进一步引进试用，研究几种支护加固方式，摸索出适合煤矿井下高应力区、软岩条件、采动影响下巷道支护技术和方式，很有必要。2巷道围岩破坏现状及破坏影响因素分析随着煤矿机械化程度的提高，煤炭产量不断增加，开采范围、开采深度也不断增加，巷道断面破坏也越来越严重，这给矿井施工和生产带来更多的困难，对井下作业人员在安全上造成更大的威胁。为寻求合理有效的支护体系以及安全可靠的修复加固方法，首先应研究巷道的破坏机理一般情况下，巷道具体破坏因素有：⑴地质构造：巷道所受地质应力除大地构造应力控制外，主要影响是 临近巷道的地质构造，如断层，褶皱，褶曲等，由于巷道所处的位置不同，所受到的主应力的大小及方向也不同。例如当断层为正断层时，巷道围岩应力主要来自断层构造残余应力，其主应力方向为垂直方向；而当断层为逆断层时，其构造应力为其残余应力，主应力方向为水平方向。当巷道位于构造应力带时，巷道一旦开挖，构造应力残余应力将重新分布以保持平衡，当支护体系不能承受这个荷载时，巷道将受到破坏。⑵重力：巷道开挖后，重力需重新平衡，这时如巷道周边有软弱岩层，可能会出现碎胀破坏，或者由于软岩流变，巷道也可能出现变形破坏，巷道位于破碎带内，破碎带内除残余应力外，更多的是自然平衡拱下的松散岩块的重力将成为巷道变形破坏的重要因素。⑶膨胀应力：围岩中如果含有膨胀性粘土矿物，如蒙脱石、高岭石、伊利石等，这些岩石遇水会软化、膨胀。膨胀量高达几倍、几十倍，完全可能使巷道破坏。⑷设计及施工不合理：巷道设计施工方法不合理和施工质量差，也是巷道破坏的一个主要因素。比如巷道布置较密，相互间的岩柱宽度小，受采煤工作面的多次动压影响，巷道的成型差，破坏严重，支护厚度达不到设计要求。⑸受采煤方法和工作面超前压力影响：采煤工艺不同，其顶板来压规律和超前压力对巷道的影响有根本的差别，特别是工作面巷道布置及回采顺序安排是否合理，直接关系到工作面顶板压力对待采巷道的影响。⑹其它因素：如水能使围岩强度降低，造成围岩软化、泥化膨胀；空气可能加速围岩风化；冲击地压，地震波，生产矿井的动压，特别是设计、管理不当更会造成巷道变形破坏。从以上分析结合现场实际应用情况，我们可以得出结论：传统的加大支柱支护密度，混凝土支护，锚杆支护，錨喷支护，锚网支护，锚架联合支护以及卸压等方式来增加支护强度，力求减少巷道使用过程中的破坏变形量，但效果都不是很理想，不能完全解决煤矿井下高应力区、软岩条件、采动影响下的巷道支护问题。而锚杆加注浆的锚注支护方式却可以很好的解决以上问题。3锚注支护原理浅析随着矿山开采技术的发展与丰富，矿山地层条件的变化，如前所述，使得单纯的锚杆支护或混凝土支护技术不能满足巷道稳定和安全的需要，从而在锚杆支护和混凝土支护的基础上形成了一系列新的支护方式，而锚注支护 更是取得了前所未有的技术经济效果。所谓锚注支护，就是利用锚杆注浆技术改变围岩松散破碎结构，提高其粘结力、内摩擦角和围岩的整体性，使围岩为锚杆提供可靠的着力基础，充分发挥锚杆对松散破碎软弱岩层的锚固作用。注浆锚杆即是锚杆又能用其进行注浆。注浆锚杆注浆支护加固机理如图1-1所示。围岩注浆后，一方面将松散破碎软弱岩块胶结成为一个整体，从而提高岩体的内摩擦角和内摩擦力，使岩体本身成为一种支护结构;另一方面，使普通端锚式锚杆成为全长锚固锚杆，使锚杆与围岩形成整体，充分发挥锚杆锚固作用，组成可靠有效的组合拱。利用浆液充填围岩裂隙，与錨喷网支护相结合，形成多层组合拱（锚网组合拱D、锚杆压缩区组合拱B、浆液扩散加固拱A、喷层与压缩区间的浆液加固拱C），可扩大支护结构的有效承载范围，提高支护结构的整体性和承载能力。此外，在比较复杂的条件下，为了加强支护效果，常常采用全断面锚注加固的方式进行巷道维护。全断面锚注加固方法由于消除了支护体系的薄弱 环节，使整个巷道加固体系受力均匀，不仅巷道的影响范围及极限平衡范围最小，而且巷道周围的应力分布呈现出圆形巷道的应力分布特征。同裸巷相比，底板最大位移量减少了61.3％；同半断面锚注加固巷道相比，底板的最大位移量减少了56.7％。因此，它是最有利于巷道维护于矿压控制的巷道加固方式。为了体现锚注支护的优越性，在本专题中谈到的锚注支护均为全断面锚注支护。4锚注加固注浆材料与设备4.1注浆锚杆锚注用锚杆是一种特制的中空锚杆，利用这种锚杆的外段进行锚固和封孔，而利用其内段进行射浆，达到锚注合一的效果。整个锚杆由杆体、托板、分隔体、紧固螺帽等几部分组成，如图1-2所示。（1）杆长：根据围岩性质和巷道跨度合理确定，一般为巷道跨度的1/3～1/2，应在1.5～2.0之间。（2）注浆段长：主要用于完成射浆任务，位于锚杆前部，取锚杆长的2/3左右。（3）注浆孔直径和数目：孔径愈小，浆液流通阻力愈大，孔径愈大，杆体强度损失愈大，经测试，孔径确定为5～8mm，在注浆段内间隔20cm左右均匀钻出。注浆数目n应满足n>k(s1/s2)，其中：k为孔截面损失系数，取2；s1为杆体钢管内截面面积；s2为注浆孔面积。（4）螺纹：锚杆尾部螺纹与注浆泵出浆管高压快速接头相匹配及满足安装托板要求，采用滚丝加工。（5）锚杆挡圈：采用6mm厚的钢材制作。（6）托盘：选用碳素钢鼓型托盘。A——注浆段；B——锚固封孔段；C——联接段图1-2锚注用特种中空锚杆示意图 此外，锚注支护的关键技术是注浆锚杆与钻孔岩壁之间的密封，阻止浆液从间隙中喷出。要求密封方法既具有良好的密封性，又能立即提供足够的抵抗注浆压力的能力，要具有简便、快捷、成本低廉等优点。国外注浆锚杆都采用“止浆塞”进行密封，但止浆塞只起封孔作用，无锚固作用，所以锚杆头部还需要安设锚固构件，止浆塞密封的长度短而浅，锚杆机构比较复杂。而将锚固和密封融为一体的外锚内注式锚杆（图1-3），采用圆环体快硬、高强的密封锚固卷，套在杆体的锚固段外面，材料可为空心快硬水泥卷，其内径比杆体的外径稍大，外径则比钻孔壁略小，使用时将锚固圈捣碎压实即可实现封孔。锚固卷的长度可按围岩的裂隙发育程度随意图1-3外锚内注式锚杆结构及示意图调节，该方法不仅结构简单、操作方便、成本较低，而且由于密封锚固卷长度较长且随意调节，可有效防止高压浆液从岩体裂隙向巷道空间外泻，并且密封锚固卷巧妙地将密封与锚固融为一体，实现了“锚封一体化”，从目前使用的情况来看，效果十分理想。根据以上分析，并结合现场实际，注浆锚杆规格确定为φ22mm×1800mm，其内径根据选材而定，锚杆注浆段为杆体全长的2/34.2注浆材料注浆材料国外主要开发树脂类材料，由于成本较高，国内主要应用水泥类材料。目前国内常用的注浆材料有水泥类单液浆、水泥和水玻璃双液浆、 化学类浆液。注浆材料的选择与巷道破坏机理有关，如重力、构造应力为主造成巷道破坏的可选用水泥、水泥和水玻璃双液浆液。如造成巷道失稳的主要因素是膨胀性粘土矿物，如蒙脱石、高岭石、伊利石等，则应以化学浆液更好。因此我们在选择浆液时，除考虑巷道破坏机理外，还应注意以下几点：⑴粘度低，可注性好；⑵凝固时间可控制，有水时这一点特别重要；⑶稳定性好，无毒、无嗅、阻燃、不爆；⑷对设备无腐蚀，易清除；⑸结石性、抗渗性、耐老化性好，结石强度高；⑹粘结性好，不影响围岩稳定；⑺材料来源丰富，价格便宜。4.3注浆泵注浆泵是锚注过程中使用到的最主要设备之一。其性能及其工作性能直接关系到注浆效率和注浆效果。常用的注浆泵主要有液压注浆泵、电气注浆泵和气（风）动注浆泵等几种。例如，工作面经常使用的KBY-50/70液压注浆泵，是一种全液压单缸双作用往复式活塞泵、防爆电动机驱动的注浆泵。其工作原理：即当电动机转动，并通过三角皮带驱动齿轮油泵旋转时，从齿轮油泵排出的高压油液通过二位四通换向阀和换向机构，使油泵和注浆缸作同步往复运动，从而使浆液经吸、排管路和阀室吸入并排出，最终使浆液注入预定的注浆孔位。其主要参数如下：表2-1KBY-50/70注浆泵参数型号流量(L/min)压力（MPa)驱动功率(kw)外型尺寸(mm)质量(kg)KBY-50/70500.5～7111300×720×7003005注浆锚杆布置与注浆参数5.1注浆锚杆布置锚杆间距、排距等支护参数不仅受到注浆要求的影响，还要受到锚杆对围岩必须提供足够支护阻力等方面的影响，所以在设计锚杆布置参数时，要综合考虑上述因素的影响。 注浆孔的布置应使相邻两孔固结浆液的径向分布在一定程度上互相贯透，且浆液的多余部分能充填固结体之间的空隙，孔的排列方式一般有按行排列及三角形排列两种。当采用按行排列时（图1－4a），为满足前述要求至少应使得A1=2A2，A1为矩形ABCD的面积，A2为矩形ABCD内各注浆孔的注浆扩散面积。A1=2Rd,A2=πR2/2，故应有：2Rd=πR2，经计算得，d=1.57R,其中：R为注浆孔的扩散半径，通常取值1～2.5m；d为孔间距。所以按注浆要求，锚杆的间距至少可以在1.5m左右。同理，排距也可以在1.5m左右。图1-4注浆孔的布置方式a—成排布置方式；b—等腰三角形布置方式当采用按等边三角形排列时（图1－4b），同理，经计算有：d=1.77R。所以按注浆要求，按等边三角形排列的锚杆间距至少可以在1.7m左右。同理，排距也可以在1.7m左右。当然，锚杆间、排距还要受到锚杆对围岩必须提供足够支护阻力等方面的影响，得知使用锚注加固所维护的高应力软岩巷道的具体矿山地质条件和生产技术条件后，即可确定按支护强度所要求的锚杆间排距。在所求出的按注浆要求的锚杆间排距和按支护强度要求的锚杆间排距中，取数值较小的一组作为实际应用锚注加固技术时，选择锚杆间排距的参考依据。例如，矿山深部大巷，由于巷道岩性主要为海相泥岩砂质，并且巷道受采面动压以及断层等综合因素的影响，巷道变形破坏严重，顶底板两帮移近量大，所以锚杆的间排距应根据巷道围岩的岩性和破碎程度的不同而有所差异，在巷道处于采面动压影响较大和穿过断层破碎带部分，围岩岩性较差， 所以该段锚杆布置应较密，间排距应较小，确定锚杆的间距顶部为1000mm，帮部为1000mm，底部1000mm，排距为1000mm；在巷道处于泥岩砂质和动压影响较小地段，围岩岩性相对较好，锚杆间排距可适当增大，确定锚杆的间距顶部为1200mm，帮部为1200mm，底部1200mm，排距为1200mm。注浆孔采用按行排列方式。锚杆布置简图如图1-5、图1-6所示。5.2注浆参数锚注支护施工工艺的核心是注浆参数的控制，合理地监控巷道围岩注浆过程和确定注浆结束标准，是确保注浆效果的关键。实践表明，利用注浆压力，注浆量和注浆时间三个指标作为控制注浆的标准较为合理。（1）注浆压力注浆压力是浆液在围岩中扩散的动力，它直接影响注浆加固质量和效果，它受地层条件、注浆方式和注浆材料等因素的影响和制约。目前国内外注浆压力的选择有两种观点：一是尽可能提高注浆压力，但若压力过大将引起劈裂注浆，很有可能在注浆过程中导致围岩表面片帮冒顶等破坏；另一种观点是尽可能减小注浆压力，以渗透压力为主，但如压力过小浆液难以向四周围岩中扩散。试验证明，锚杆承载力与锚固体所用的注浆压力有直接关系。锚杆承载力随注浆压力的增大而增大，但这种增大不是无限的，当注浆压力超过4MPa时，注浆压力的提高对锚杆承载力的影响是微不足道的，所以根据注浆经验和研究，最终注浆压力定为3MPa。（2）注浆量注浆量的大小是最主要的注浆参数之一，由于围岩的裂隙发育情况、松动范围和围岩性质等方面的差异，单位面积的围岩注浆量往往有很大的差别。所以本着既有效地加固围岩，达到一定的扩散半径，又要节省注浆材料和注浆时间的原则，通过理论分析和现场经验，结合围岩状况确定每孔注浆量最佳注液量一般为30～50kg浆液。（3）注浆时间为了防止在围岩裂隙和孔隙发育的巷道内注浆泄漏，注浆时在控制注浆压力和注浆量的同时，还要控制注浆时间，注浆时间不宜过长，一般注浆时间为20min。在裂隙、孔隙、层位不发育的围岩，注浆速度慢，浆液扩散较困难，为了提高注浆效果，必须在提高注浆压力的同时适当延长注浆时间。 图1-5深部大巷注浆锚杆布置图（动压影响较大和穿过断层破碎带部分）图1-6深部大巷注浆锚杆布置图（动压影响较小地段） 相反，如果裂隙、孔隙、层位较为发育的围岩，我们就应当相应的减少注浆时间。在实际中，灵活掌握注浆压力和注浆时间的关系，提高注浆效果。6注浆工艺过程及注意事项6.1支护原则（1）保证巷道加固后保持巷道稳定，并使巷道的变形量确保在设计允许范围内；（2）从支护方案及支护机理上，充分利用围岩自身承载能力，实现主动支护，保证支护结构的稳定；（3）要充分考虑到受动压影响巷道的特点，采用全断面支护，不可忽略底角和底板的治理；（4）改善围岩物理力学性能，提高支护结构的承载能力；（5）要保证巷道加固后的断面能满足使用要求；（6）支护方案在满足技术前提下，确保安全生产，力争尽量降低成本，加快施工速度，降低劳动强度，提高经济效益。6.2施工工艺由于巷道变形破坏严重，采用锚注法修复加固巷道时，锚注工序上应先进行扩帮，即先把巷道用原有支护技术恢复到原来的状况，再初喷浆，然后进行锚注加固，最后复喷成巷。鉴于注浆锚杆施工是在对已变形破坏巷道扩帮初喷后进行的，因而必须图1-7锚注支护的工艺流程 对巷道支护进行观测，据观测结果来确定上锚注支护时间。注浆锚杆安装锚固后，按所选定的浆液配方和配比调制出注浆浆液，即可通过注浆泵对巷道围岩实施锚注加固工艺。锚注支护的主要工艺流程如图1-7所示，完成初喷后，即可打注浆锚杆注浆，待完成一段注浆（10－30m）后，即可再喷射混凝土至设计厚度，初喷和复喷的厚度均不小于50mm。在本专题中，锚注加固分为拱墙和底板加固两部分，为了便于组织施工，先拱墙由下向上先帮后顶进行锚注，再底板锚注。巷道注浆施工的主要顺序为：（1）拱墙部锚注施工顺序：打注浆锚杆孔——安装注浆锚杆——注浆——止浆——清洗注浆管路——上托盘——紧螺母；（2）底板锚注施工顺序:卧底——铺底——打锚杆孔——安装锚杆——注浆——止浆。开泵注浆按定压、定量和定时三个指标综合控制注浆，达到其中二个指标就可以结束注浆。注浆次序按顺序逐排进行，同一截面上的锚杆，按顺序先拱墙后底板进行，每次可数根锚杆同时注浆。注浆时浆液总是先注入、充填到宽张结构面或大孔隙中去，如果采用逐排或逐孔注浆，浆液始终注入、充填到这张些宽张结构面或大孔隙中，直到注浆结束，也难以进入到微张结构面或小裂隙中，注浆效果也许不是很明显。根据现场试验的情况，如果逐排或逐孔注浆效果不是很好，为了进一步提高注浆效果，可采用交替性分批分阶段注浆（图1-8）。图1-8分阶段交替性注浆 第一阶段注浆：整个注浆巷道按图1-8中的端面Ⅰ进行钻孔、注浆，每排由下向上先帮后顶，最后至底板，直到整个巷道注浆结束。第一阶段注浆压力较小，但注浆量较大，主要充填注满宽张结构面或大孔隙。其工艺特性如图1-9中Ⅰ。该阶段注浆孔间排距较大。若采用交替性分批分阶段注浆，则在本高应力软岩巷道中，第一阶段注浆孔排距可为5～6m，孔间距仍为1.0～1.2m。第二阶段注浆：在第一阶段注浆孔间布置第二阶段注浆孔，如图1-8中的端面Ⅱ，由于第一阶段注浆已充填大部分宽张孔隙，阻塞了第二阶段注浆浆液流动扩散的通道，导致注浆压力变大，注浆量减小，浆液主要充填第一阶段未注满的宽张结构面或大孔隙和中张结构面或中等孔隙，其工艺特性如图1-9中Ⅱ。第三阶段注浆：在第一阶段与第二阶段注浆孔间布置第三阶段注浆孔，如图1-8中的端面III，此阶段主要注满第一阶段与第二阶段未充分充填的中张结构面或中等孔隙，以及微张结构面或细小孔隙。显然，第三阶段注浆量将大幅减小。为了提高注浆效果，必须提高注浆压力，甚至采用限压注浆法控制注浆过程，其工艺特性如图1-9中III。当然，如果采用交替性分批分阶段注浆时，由于三个阶段注浆压力和注浆量是相应变化的，所以前面所设定的各注浆参数都要根据交替性分批分阶段注浆的要求，并结合现场实际地质情况，灵活进行调整。图1-9分阶段注浆工艺特性曲线6.3注意事项 为保证锚注任务的顺利完成，注浆锚杆的安装和注浆过程中还必须注意下述事项：（1）困难巷道修复均存在片帮冒顶的可能，为此，施工前必须进行敲帮问顶，必要时应设临时支护，确保施工安全。（2）水泥、水玻璃均属弱碱性，易烧手烧眼，因此作业人员必须佩带防护镜，乳胶手套。为防止浆液在高压下喷出伤人，要求作业人员不能面对注浆锚杆注浆，应站在一侧操作或观测。（3）为保证注浆锚杆的锚固质量及围岩注浆中的封孔效果，锚杆必须按设计图纸要求的尺寸和材料加工制作。杆体长度公差小于±10mm，不直度公差小于3mm/m。由于锚固段除锚固作用外，在注浆过程中还起封孔作用，因此，锚固段必须捣实，不许有松动迹象，有松动迹象的锚杆不允许注浆。（4）锚杆注浆前必须确保其通畅，遇有管芯堵塞的锚杆，不允许注浆。（5）注浆时设专人观察顶板，发现异常情况及时停机，防止损坏注浆机或掉顶片帮伤人。（6）注浆泵水平放置在巷道底板上，不允许注浆泵在注浆过程中有晃动、倾斜等现象发生。随时注意对拉杆及行程阀杠杆等活动部位的润滑。（7）浆液的调制必须严格按设计的配方、配比进行，调浆前筛除水泥等干料中的杂物，并在专门的调浆容器内进行调浆工作，严禁在吸浆桶内调浆。注浆时应备有清水，以便浆液喷人或入眼时及时清洗，注浆机、电缆、电器设备，注浆结束后应反复冲洗，防止水泥凝固。摘下瓦笼后及时上好盖板，扭紧螺帽。注浆结束后及时清理注浆杂物、水泥杂质，清理水沟、注浆桶等。（8）注浆管安装时，孔口应用棉丝或麻绳封堵，确保注浆压力达到要求，不至于漏浆液。（9）开泵注浆前先仔细检查注浆设备、管路、联接部位等，并用清水试机，在确保设备、联接安全可靠后，方可注浆。（10）注浆工程宜分段分次进行，每次注浆段长度以10～20m左右为宜。注浆泵设置在分段中间，然后按从下至上的顺序，巷道两边交替由下向上再底板按眼、安排注浆，每个注浆至孔边岩壁吸浆饱和为止。（11混凝土必须严格按照设计的混凝土强度做好试验，铺底时必须认真震捣，确保其密实。（12）注意记录每个注浆孔的注浆参数，对锚杆编号，建立档案。记录每个孔的注浆量、注浆压力和注浆时间；观察记录异常孔眼周围所发生的各种现象，以备分析。 （13）注浆班结束前，用清水冲洗管路及泵的过流部分，冲洗至泵的出浆管出清水为止。（14）如果注浆工作需间隔一段时间，注浆泵停用24小时以上，应拆出进排球阀、活塞密封等，彻底清除残留泵渣，并涂抹干油防锈。7锚注支护在现场的效果检验锚注支护是利用锚杆兼做注浆管实现外锚内注的支护方式。通过注浆将破碎围岩胶结成整体,改善围岩的结构及其物理力学性质,既提高围岩自身的承载能力,又为锚杆提供了可靠的着力基础,使锚杆对松散围岩的锚固作用得以发挥,从而有效的控制巷道的变形。在现场中，以往很难维护的高应力、软弱松散岩层，通过锚注支护取得了很好的支护效果。锚注后的巷道整体效果、锚注后的巷道帮效果、锚注后的顶板效果图分别如图1-10、图1-11、图1-12所示。图1-10软弱松散岩层锚注支护后的巷道整体效果图在现场中，还有人做过统计比较，在巷道围岩情况相同或相近的情况下，分别采取的四种不同的支护方案。在四种不同支护方案下，巷道的维护情况也不尽相同。具体方案及及实验结果如下。方案一：巷道只采用普通的喷碹混凝土支护。方案二：巷道采用正常的锚网支护。方案三：巷道采用全断面注浆支护，注浆范围较小。方案四：巷道也采用全断面注浆支护，注浆范围较大。 图1-11软弱松散岩层锚注支护后的巷道侧帮图1-12软弱松散岩层锚注支护后的巷道顶板在四种不同的支护方案下，巷道的表面位移又分为未受采动影响与受采动影响时的表面位移。巷道在未受采动影响与受采动影响时表面位移统计结果分别见表2-2、表2-3。通过实验比较，我们得到这样的结果：（1)巷道的表面位移从以上两表可以看出，大巷未受采动影响时，在四种不同的方案下，对应的表面位移量逐渐减小；受到采动影响后，表面位移量较未受采动影响有 所增加，其中采动影响对顶板下沉量影响最大，并且在四种不同的方案下，对应的表面位移量同样逐渐减小。说明这四种方案，从技术上来说，一种比一种优越。表2-2大巷未受采动时表面位移量底鼓量/mm顶板下沉量/mm左帮位移量/mm右帮位移量/mm方案16114691550249方案223513721681.7方案320010112752方案4107675430.8表2-3大巷受采动时表面位移量顶板下沉量/mm底鼓量/mm左帮位移量/mm右帮位移量/mm方案159410021722331方案2248576471150方案320346227277.5方案410535111036.4（2)巷道附近的位移矢量巷道附近的位移矢量随距巷道周边距离的增大而逐渐减小，位移矢量的方向在巷道的周围是指向巷道的内部；在巷道的周边上，位移矢量一般是随着距离边的中心距离的增大而减小。在四种不同支护方式下，未受采动影响时，随着支护强度的增加，巷道附近的位移矢量分布范围是逐渐减小的，位移矢量的大小也是逐渐减小的；受到采动影响后，巷道附近的位移矢量增大，影响的范围也增大，并且在四种不同的方案下，位移矢量影响范围依次减小，对应位置的位移矢量大小依次减小。（3）巷道顶板冒落及围岩活动状况从以上比较分析我们可以看出，大巷在无支护情况下，巷道破坏严重，围岩向巷道空间抛落；在锚网支护情况下，巷道较为稳定，在围岩性质较差，或受采动影响后，有少量岩体可能脱落；在锚注支护下，巷道围岩得到加强，巷道稳定性很好，极少会发生岩块冒落现象，并且随着注浆范围的增大，巷道围岩的稳定性变得越来越好。8小结 从以上数值计算的结果及分析，我们得出；大巷在无支护情况下，巷道破坏严重，围岩向巷道空间抛落；在正常的锚网支护下，巷道表面位移较大，影响生产的正常进行，严重的会产生安全事故；注浆浆液提高了结构面的黏结力和内摩擦角，提高了岩体的稳定性和抵抗外力破坏的能力。同时浆液提高了金属锚杆抗腐蚀性能。锚注锚杆能够使锚杆与浆液凝结体之间的“网络”，使锚杆受力传递的连续性得以充分地保证，并通过浆液凝结体“网络”将力传递到围岩之中，全面调动了围岩自身的承载能力。注浆加强围岩后，巷道围岩的岩性得到改善，围岩的稳定性大大提高，巷道的表面位移有较大的减小，并且随着注浆范围的增大，其稳定性变好，巷道的表面位移减小，有利用生产的高效安全进行。通过分析比较，最终选取锚注支护方式，注浆加强岩体的范围可根据岩性的好坏适当增加或者减小。通过以上论证，我们可以知道，锚杆和注浆结合的支护方式是一种先进的支护方式，支护效果明显，它的应用为深井高应力、软弱等复杂条件下巷道围岩维护提供解决方案，为矿井的高效、安全、节约建设和生产创造良好的条件，为社会带来巨大的经济效益。 参考文献[1]刘刚.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学出版社，2005[2]《深部骑跨大巷变形破坏机理及围岩控制》徐州矿务集团有限公司垞城煤矿、中国矿业大学，2007[3]周华强.《巷道支护限制与稳定作用理论及其应用》.徐州：中国矿业大学出版社，2006[4]钱鸣高、石平五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学出版社，2003[5]邢福康.《煤矿支护手册》.煤炭工业出版社1993[6]刘福胜《基于非线性分析锚的注支护机理研究》山东科技大学:2006[7]夏向阳《深部高应力软岩巷道锚注支护数值模拟研究与应用》.山东科技大学:2006 翻译部分 英文原文NumericalsimulationofcoalseamjointsandstiffnesseffectsoncoalbumpsYangdongjiang,yixinzhao,jiezhuChinaUniversityofMiningandTechnology(beijing)Beijing,PRC100083jiangyd@cumtb.edu.cnyixin_zhao@sohu.comchinazhujie@163.comAbstractThenumericalapproachtotranslatorycoalbumpsanalysisisusedtoexaminetheeffectsofjointandcoalseamstiffnessontheoutburstvelocity,deformationmagnitudeoftheopeningwallandplasticzonelengthinthecoalseam.Aseriesoftestsareperformedbyvaryingthejointdipangles,spacingnormaltojointtracks,jointblocksizeandcoalseamstiffnessratiotothesurroundingrock.Resultsofjointandcoalseamstiffnesseffectsanalysisindicatethatjointdipangle,intervalspacing,blocksizeandcoalseamstiffnessratiohaveprofoundinfluencesoncoalbumps.Theincreasingofintervalspacingandjointblocksizecangeneratelargerroadwaydeformation,lowerroadwaydeformationvelocityandlongerplasticregioninthecoalseam.Higherstiffnessratiocanalsoresultinlargerdeformation,higherdeformationvelocityofopeningwall.Coalbumpsconditionsdeteriorateasthedipanglerotatedto90degreeortheelasticzonesdisappearinthewholeactivezoneofcoalseamfordifferentspacingdistributions..Keywords:Coalbumps,numericalsimulation,joint,translatory1、INTRODUCTIONUndergroundcoalbumpsisoneofthecatastrophicminefailuresresultfromsuddenreleasesofenergy.Withtheenormousamountsofreleasedenergy,coalbumpsmaycastseveraltonsofcoalmasopeningshorizontally,whichalwaysresultindestructionandcollapseofroadways,damageoffacilityevendeathand injurytotheminers.Thephenomenonofcoalbumpscanbefoundinvariouskinroadwayshape.Coalbumpsthrowsoutlargequantityofcoalfromthewallandthentheroadwaywillbeclosedoverhundredsofmeters.TheresearchisfinanciallysupportedbyResearchFundfortheDoctoralProgramofHigherEducationundergrantNo.20030290001.2、MECHANISMOFCOALBUMPSGenerallyspeaking,coalbumpscanbeclassified(Rice,1935)intotwotypes:Oneispressurebumpswhicharecausedwhenstrongandbrittlecoalpillarsorportionsofpillarsandloadedbeyondtheirload-carryingcapacityresultinginsuddenandviolentfailure.Theotherisshockbumps,whichareattributedtorupturingofstrongstrataabovethecoalseam.[3~4]Infact,mostcoalbumpsoccurredliketranslatoryrockbursts(Lippmann,1989),whichresultincoalseamprojectingdynamicallyintotheexcavationandtheexcavationcanbeclosedoverhundredsofmeters.ThequalitativedescriptionofthemechanismofcoalbumpsisshowninFigure1.Atpre-excavationstate,theprimitiveoverburdenpressureqactingonthecoalseamcanbeassumedtobeatstaticfrictionelasticstate,showninFigure2(a).However,aftertheroadwayisminedout,theprimitiveverticalpressureexertedontheseamoverthewidthoftheexcavationshouldbetransferredontotheseamadjacenttotheexcavation[5].TheverticalpressuredistributionafterexcavationisshowninFigure2(b).Perturbationsintheoriginallithostaticstressfieldcausedbytheexcavationcan,therefore,resultincoal/jointfailureontheseamhorizons.Thus,thecoalseamcanbedividedintothreedistinctzones:thepressurereliefzoneA,maximumstaticequilibriumzoneBandtheprimitive overburdenpressurezoneC.Themininginducedseismic,detonationsorotheractivitiesmaycausewavesandunstablecrackpropagationinthecoalseamandsurroundingrock.Thiswillcausedecreaseofnormalstressandincreaseofshearingstresstotheinterfacesbetweenthecoalseamandtheadjacentoverlyingandunderlyingrocklayers.Theeffectsmayconvertthestickingfrictionintoaslidingfriction.Moreover,attheactivezones,thecoalseamneartheexcavationwillbeanactiveplasticregion.Onlywhenthewholeactivezonesaretransferredtobeoneactiveplasticregionatsomecondition,thecoalbumpsaremorelikelytooccur.Oncethecoalbumpsoccur,coalatAzoneandportionofBzonewilltranslatoryejecttotheroadways.3、NUMERICALSIMULATIONTECHNIQUE3.1NumericalModelingNumericalmodelingusingUDECversion3.0(ITASCA,1996)hasbeencarriedoutforTangshancoalmineinordertoinvestigatestabilityof12coalseamon14thlevel.Numericalmodelsweredevelopedforanalyzingtheeffectsofthreemainparametersofjointoncoalbumps.Thegeometryofthetwo-dimensional40m40mmodelstudiedisshowninFigure3.Accordingtotheminingdepthandoverlyingstratasituation,theoriginallithostaticstressof21Mpaisimposedonthetopboundaryofthemechanicalmodel.Moreover,thetectonicstressis25Mpaloadedontheleftandrightboundaryhorizontally. 3.2Geo-MaterialPropertiesIncurrentnumericalmodeling,theMohr-Coulombmodelwasadopted.Forallcases,themechanicalpropertiesforcoalseamandboththeroofandfloorrockarelistedasthefollowing,coalseam:elasticmodulus5.9Gpa,passionsratio0.34;theroofandfloorrock:elasticmodulus36Gpaandpassionsratio0.28.4、ANALYSISOFTHERESULTSWhenjointswithstraightjointtracesaredevelopedparalleltooneanothertheyformaset.ThesimulationfocusesonanalyzingthemultiplejointsetandcoalseamstiffnessratioK(E/E)effectsoncoalbumps.Themodelingwasperformedintwostages.Firstly,theeffectsofjointdipangleandjointspacingdweresimulatedbyfixingthestiffnessratioK.Secondly,theeffectofKwasevaluated4.1Jointeffectsoncoalbumps4.1.1JointdipangleeffectsFirstly,theeffectofjointdipangleissimulatedbychangingfrom0oto90oinincrementsof15oascounterclockwise.Itisfoundthatinallcasesthecoalbumpsconditionsdeterioratewhenthejointdipangleisrotatedtothe90degree.Thismeansthatatthesamejointspacingconditionthesteeperjointsmakethecoalseamgroweasierunstableoroutburst.Itcanbeexplainedthattheslenderlayersparalleltothewallofroadwayincoalseamwilleasilybuckleorruptureascompressedbythesurroundingrocksorinfluencedbyseismicevents.Thewalldeformationandvelocitytowardtheroadwayarerecordedbymonitoringmiddlepointofopeningwall.Withthedipangleofjointincreasing,thedeformationandtheaveragedeformationvelocityoftheopeningwallincrease.Thedistributionof simulationresultsisalmostsymmetryto=90o.Thealterationsofspacingdistributioncouldnotchangetheeffecttendencyofjointdipangleonthedeformationanddeformationvelocityofroadway.Thejointdipangleeffectsonbothdeformationandvelocityat1.0mjointspacingareshowninFigure4(a),Figure4(b)andFigure4(c)respectively.4.1.2JointspacingeffectsThesimulationwasperformedbyadoptingjointspacingdwithvariousvaluesfrom0.25to5.0minthedipangleof45degree.Itisfoundthatlargerjointspacingcangiverisetolargerdeformationoftheroadwayandloweroutburstvelocityofthecoalseam,asshowninFigure5.Moreover,thelargerjointspacingleadstolongeractiveplasticregioninthecoalseam.4.1.3JointblocksizeeffectsRandomlysizedpolygonalblockswerecreatedinthecoalseamandtheaverageedgelengthofblockspecified.Thesimulationresultsindicatethatthesizeofjointblockscanaffectdeformationofroadwaygreatly.Biggerjointblocksleadstolargerconvergencedeformationofroadway.Thisisbecauseintactcoalseamorlargercoalblockscanstoremorestrainenergyeasily,whichwillresultindeformationofroadwayandlongerunstableprocessofroadwayafterexcavation.However,tosmallblocks,morestrainenergywasconsumedbyjoint sets,whichleadstosmallerdeformationofroadfasterdeformationvelocity.4.2StiffnessratioeffectsConsideringtherelativestiffnessofcoalseamandsurroundingrock,thesimulationwasperformedbychangingthestiffnessratioK(E/Efrom1to15inincrementsof2.5.Moreover,thereisajointsetconsistingofmultiplejoints,whichhas=45oandd=1.0m,inthecoalseam.Itisassumedinthepresentstudythatthereduced“competence”ofthecoalseamisdirectlyassociatedwithreducedstiffnesscoal.Thetranslatorybumpsseemtooccuronlywheretherockintheroofandfloorlayersadjacenttotheseamareabout10timesstifferandstrongerthanthecoal(Lipman,1989).Thesimulationresultsalsoshowthatwhetherthejointspacingislargeorsmall,thedeformationoftheroadwayandtheinitialdeformationvelocityoftheroadwaywallafterexcavationincreasealongwiththeincreasingofstiffnessratio,asshowninFigure7. 5CONCLUSIONSResultofjointandstiffnessratioeffectsanalysisindicatethatjointdipangle,intervalspacing,joinblocksizeandstiffnessofcoalseamandsurroundingrockhaveprofoundinfluencesoncoalbumps.Theincreasingofintervalspacingcangeneratelargerdeformation,lowerinitialoutburstvelocityoftheopeningwallandlongeractiveplasticregioninthecoalseam.Higherstiffnessratiocanalsoresultinlargerroadwaydeformation,higherinitialoutburstvelocityofcoalseam.Coalbumpsconditionsdeteriorateasthedipanglerotatedto90degreeortheelasticzonesdisappearinthewholeactivezoneofcoalseamfordifferentspacingdistributions.Thesimulationgivestheprooftothetechniquesofpreventingcoalbumps,suchasreliefblastingorreliefdrillingwhichcancausemanysmallfractures/jointsinthecoalseamadjacenttoexcavation.Thisstudyalsoindicatesthatjointspacing,jointdipangles,jointblocksizeandthestiffnessratioplayanimportantroleoncoalbumpsorcoalseamtranslatorydeformationtotheroadway. 中文翻译数值模拟煤层节点和刚度影响煤层突出江杨冬赵义新朱杰中国矿业大学（北京）jiangyd@cumtb.edu.cnyixin_zhao@sohu.comchinazhujie@163.com摘要这种数值计算方法转变煤层突出分析是用来研究影响煤层联合和刚度的突出速度，开放性隔离墙和塑性区长度煤层的变形量。一系列测试是在不同的节理倾向，间距正常的联合轨道，结合块大小和煤层刚度比的围岩来进行的。结果显示，节点和煤层刚度影响的分析表明，节理倾向，间距，块大小和煤层刚度深层影响了煤层突出。间距和联合块大小的增加可以产生较大的巷道变形。降低巷道变形速度和更长的塑行区煤炭煤层。高等的刚度比也可造成较大的变形以及开孔墙的高变形速率。煤炭突出恶化的条件是随着倾角以90度旋转或者弹性区消失在煤层整个活动区的不同间距分布。关键词：煤层突出；数值模拟；节点；平动1导言地下煤层突出是矿井事故其中一个导致地雷突然释放巨大能源。随着大量能源释放，煤层突出也许能铸造几顿煤多智能体开孔的水平，这样通常是造成道路的破坏和坍塌，损坏设备甚至是矿工的受伤和死亡。煤层突出这种结构能在各种类似的巷道形状中被找到。煤炭突出从壁面抛出大量的煤炭，然后巷道被关闭了几百米。2煤炭突出的原理一般而言，煤层突出可（水稻，1935年）分为两类：其一是颠簸的压力时造成强大和脆性煤柱或部分支柱和负荷超过其承载能力导致突然和暴力失败。另一种是冲击碰撞，这是由于（3-4）断裂。 事实上，大多数煤层突出发生就像平动的岩石暴发强有力的阶层以上的煤层。（李普曼，1989年），这导致煤层突出的动态预测的挖掘及挖掘能被关闭几百米。煤突出的定性描述的机制如图1所示：图1.定性描述的煤层突出机理1.平动区域2.突出外的区域3原始巷道壁体在先前挖掘区域内，覆盖层的原始压力q代表煤层可假定在静摩擦弹性状态下，如图2（a）所示。然而，在巷道被开采后，原始的垂直压力的焊缝宽度的挖掘应该转移到（5）.垂直开挖后压力分布图显示的煤层附近是挖掘处2（b）。在原始的地压力扰动下造成的应力场可以挖掘，因此，导致煤或节点失败的煤层视野。因此，煤层可分为三个不同的区域：减压A区，最大静态平衡区B和原始覆压区C.图2.垂直压力分布(a)预挖阶段（b）开挖阶段采矿诱发地震，爆炸或其他活动可能引起海啸和在煤层与围岩里不稳定裂纹扩展。这将导致减少了正应力和剪应力增加的接口之间的煤层和邻近的上覆岩层和根本。这种影响可能会将粘性摩擦转换为滑动摩擦。此外，在活 跃区，煤层附近的挖掘将是一个活跃的塑性区。只有当整个活动区在一些条件下，转移到一个积极的塑性区，煤层突出更可能发生。一旦煤层突出发生，A区的煤和B区一部分的煤将转移喷射到巷道。3数值模拟技术3.1数值模拟为了研究稳定的12煤层的第14水平，数值模拟利用UDEC3.0版（艾塔斯卡，1996年）已经在唐山矿被使用。数值模式被开发用于分析煤层突出中三个主要参数的联合的影响力。几何形状的二维模型研究如图3所示。根据开采深度和上覆岩层的情况下，21mpa的原始地压应力是力学模型边界的顶端。此外，构造应力为25mpa被水平地载荷在左边和右边界。图3数值模型原来示意图3.2地质材料属性目前的数值模拟，在莫尔库仑模型被接纳。在所有情况下，机械特性和煤层的顶底板岩石被列为如下，煤层：弹性模量5.9Gpa泊松！S比值0.34；顶底板岩石：弹性模量36千兆泊松！S比值0.28。4分析测试结果当节点和直节点轨迹与另个相平行时进行，它们形成一个体系。模拟仿真重点分析了多个节点装置体系和影响煤层突出的煤层刚度比K(E2/E1)。 (a)突出变形曲线(b)起初突出速度曲线(c)平均变形速度曲线图4节理倾角影响的曲线(a)突出变形曲线(b)平均变形速度曲线(c)塑性区长度曲线图5节理间距影响的曲线这个建模在两个阶段实行。首先，联合倾角和联合间距D区的影响是通过定位刚度比K来进行模拟的。其次，对K的影响进行了评定。4.1节点对煤层突出的影响4.1.1节点倾角的影响首先，节点倾角的影响是通过一个反时针方向从0度以90度递增的改变来进行模拟的。结果发现，在所有情况下，当节理角度旋转到90度的时候，煤层突出条件变得恶化。这意味着，在同一联合间距条件下，节点的陡峭度使得煤层不稳定或容易增长突出。它可以这样解释，在煤层中的细长层和巷道壁体被围岩或者受地震事件的影响将更容易破裂或压缩。墙体的变形和速率直指巷道这是通过监测开孔墙的中点来记录的。随着倾角联合增加，变形和开孔墙的变形速度也在增加。分布的模拟结果几乎和90度对称。间距分布的变化无法改变节理倾角的变形和巷道的变形速度上的影响趋势。节理倾角影响着在1.0米节理间距范围内的变形和速度，分别在图4（a）,图4 （b）和图4（c）中表示出来。4.1.2节理间距的影响模拟仿真是采用节理间距从0.25到5.0米这个范围内且倾角角度为45度这个条件下，取其中各种可利用值来进行研究的。结果发现，较大的节理间距能产生更大的巷道变形和降低煤层爆发速度，如图5所示。此外，大的节理间距也会导致在煤层中的一个更长的活跃塑性区。4.1.3节理块大小的影响在煤层中随机大小的多边形块头被发现，并且平均边缘长度的块头被指定。模拟仿真结果表明，节理块的大小能够大大影响巷道的变形。相对较大的节理块导致大大收敛了巷道的变形。这是因为更完整的煤层或者更大的煤块能更容易地储存更多的应变能，这将导致较大的巷道变形和在巷道被挖掘后长期的不稳定过程。然而，对于较小的节理块，通过节理更多的应变能被消耗，这导致巷道较小的变形，但变形速度更快。4.2刚度比的影响考虑到煤层和围岩的相对刚比度，模拟仿真是通过改变由1至15递增2.5的刚度比来进行的。此外，一个节理组是由很多节点组成的，，在煤层中，有ψ=45o且d=1.0米。在目前的研究中假设，削弱煤层的“能力”是直接和降低煤层的刚度比相连的。(a)在煤层中的随机节理块(b)突出变形曲线图6节理块大小影响的曲线该平动式突出似乎只发生在顶端岩石中和地下层，与之毗邻的层面有大约10倍的坚硬度且比煤还强硬（李普曼，1989年）。模拟结果还表明，不论节理间距大还是小，巷道的变形和巷道墙被挖掘后最初的变形速度随着刚度比的增加而增加，如图7所示。 (a)突出变形曲线(b)起初突出速度曲线图7刚度对煤层突出的影响曲线5结论节点的结果和刚度比的影响分析表明，节理间倾角，间距，节理块大小和煤层刚度比和岩层都对煤层突出产生了深远的影响。间距的扩大能产生较大的变形，同时降低开孔墙的最初突出速度，并且在煤层中有更长的活跃塑性区。更高的刚度比也能造成较大的巷道变形，造成煤层起初更高的突出速度。当倾角旋转为90度或者弹性区消失在整个煤层活动区的不同分布区域时，煤层突出条件恶化。模拟仿真给出了对防止煤层突出技术的论证，例如，缓解爆破或缓解钻探，这可能会在煤层毗邻挖掘中导致很多小的断裂或节点。这项研究也表明，节理间距，节理倾斜角，节理块大小和刚度比在煤层突出或对巷道煤层平动变形发挥了重要作用。