采礦08-8設(shè)計說明書本包括三個部分一般、專題和翻譯

0.9Mt/a10章：1.礦區(qū)概述及井田地質(zhì)特征；2.礦井工業(yè)場地位于山西省沁源縣西部鎮(zhèn)附近距沁源縣城約17km，行政區(qū)劃隸屬于山西治市管轄。井田南北寬4.3～5.6km，東西長2.82～3.23km，面積約17.88km2。2號煤，23.0m70.683Mt，53.753Mt7.5m3/h10.83m3/h。礦井瓦斯涌出礦井為立井單水平開拓大巷采用膠帶輸送機(jī)運(yùn)煤輔助采用無極繩絞車礦通風(fēng)方式為并列式通風(fēng)礦井年工作日為330d每天凈提升時間16h礦井工作制采用“三八”制，兩班生產(chǎn)、一班準(zhǔn)備。經(jīng)驗以確保較深部煤層開采的安全。英文題目為：Comprehensiveevaluationofwater-inrushriskfromcoalfloors.

Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandtheThegeneralpartisanewdesignforXinyuanmine.Thisdesignincludestenchapters.1.outlineoftheminefieldgeology.2.Boundaryandthereservesofmine.3.Theservicelifeandworkingsystemofmine.4.developmentengineeringofcoalfield.5.Thelayoutofpanels.6.Themethodusedincoalmining.7.Transportationoftheunderground.8.Theliftingsystemofthemine.9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine.10.ThebasiceconomicandtechnicalXinyuanmineislocatednearbyofChangzhiinShanxiprovince.Thelengthoftheminefieldis4.3～5.6km，thewidthisabout2.82～3.23km，andthetotalareais17.88km2.TheNo.2coalseamisthemaincoalseam，Thethicknessofthethreemaincoalisabout3.0mrespectively.Thegeologicstructureofthiscoalfieldissimple.Thenormalflowofthemineis7.5m3percenthourandthemaxflowofthemineis10.83m3percenthour.Themineralgasgushesthedeallower,anditisalowgasmineralmine.Themineisasinglelevelintwoshaftstodevelop.ThecentrallanewayusesBeltConveyortotransitcoal,andtrolleywagonsareusedforaccessorialtransportationintheroadway.Theventilationmodeofthismineiscenterjuxtaposeform.The“three-eight”workingsystemisusedintheXinyuanmine.Itproducesfor330daysayear.SpecialsubjectpartoftopicsisysisandControlAboutStabilityofCompoundRoofontheCoalMineReturnsPickstheTunnelThemaincontentofthetranslationpartisaboutobtainetheorderofthefactorsaffectingwater-inrushfromcoalfloorsandrecalculateddataondepthsofdestroyedfloorsbymultiplelinearregressionysisandobtainednewempiricalformulas.TheEnglishtitleis“Comprehensiveevaluationofwater-inrushriskfromcoalfloors”. 一般部礦區(qū)概述及井田地質(zhì)特 礦區(qū)概 井田地質(zhì)特 煤層特 井田境界和儲 井田境界及儲 礦井工業(yè)儲 礦井可采儲 礦井工作制度、設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年 礦井工作制 礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年 井田開 井田開拓的基本問 礦井基本巷 準(zhǔn)備方式——采區(qū)巷道布 煤層地質(zhì)特 采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系 采區(qū)車場選型設(shè) 采煤方 采煤工藝方 回采巷道布 井下...........................................................................................................................概 采區(qū)設(shè)備選 大巷設(shè)備選 礦井提 概 主副井提 礦井通風(fēng)與安全技 礦井通風(fēng)系統(tǒng)選 礦井風(fēng)量計算及風(fēng)量分 礦井通風(fēng)阻 礦井通風(fēng)設(shè)備選 礦井的防治措 設(shè)計礦井基本技術(shù)經(jīng)濟(jì)指 參考文 專題部復(fù)合頂板條件下的回采巷道支護(hù)問題探 復(fù)合頂板的概念及其特 復(fù)合頂板的概 復(fù)合頂板的特 在采動影響范圍內(nèi)的回采巷道礦壓顯現(xiàn)特 復(fù)合頂板下回采巷道圍巖和支護(hù)作用關(guān)系分 巷道圍巖控制方 錨桿的作 錨索的應(yīng) 金屬網(wǎng)的作 目前解決復(fù)合頂板下回采巷道支護(hù)問題的方法和技 復(fù)合頂板下回采巷道采用錨桿支護(hù)的技 復(fù)合頂板條件下回采巷道采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)的技 復(fù)合頂板條件下回采巷道的鋼帶錨網(wǎng)支護(hù)技 回采巷道特殊復(fù)合頂板的支護(hù)技 小 翻譯部Comprehensiveevaluationofwater-inrushriskfromcoal Generalhydrogeologicalsituationofmining Evaluationoffactorsaffectingwaterinrushfromcoal Standardizationprocessofhydrogeological Evaluationofwater-inrushriskfromOrdovicianlimestone Depthofdestroyedfloor Evaluationbywater-inrushcoefficient Evaluationbyfuzzyclustering Comprehensiveevaluationofwater-inrushriskfromOrdovicianlimestone 煤層突水風(fēng)險的綜合評 1引 一般礦區(qū)的水文地質(zhì)情 對影響煤層突水的因素的評 水文地質(zhì)資料的標(biāo)準(zhǔn)化進(jìn) 煤層突水因素的影響評 從奧陶紀(jì)灰?guī)r含水層突水風(fēng)險評 摧毀底板的深度...........................................................................................突水系數(shù)法評 模糊聚類方法的評 奧陶系灰?guī)r含水層突水風(fēng)險的綜合評 結(jié) 致 礦區(qū)概礦區(qū)地理位新源煤礦位于山西省沁源縣西南部，隸屬于鎮(zhèn)管轄。地理坐標(biāo)為：36°33′04″～36°34′53″；礦井工業(yè)場地位于山西省沁源縣西部鎮(zhèn)附近距沁縣城約17km沁()洪(洞)17km至沁源縣城接汾(陽)屯(留)(沁源)～沁沁縣)76km309國道張店鎮(zhèn)54km100km105km75km(同)－運(yùn)(城1－1。地形地角的馬頭山，海拔高程1358.80m，最低點位于東南角河床，海拔高程1110.70m，相對高差河流水本區(qū)屬流域沁河水系。井田內(nèi)各溝谷大多為南北，溝谷水均流入狼尾河，向氣象1988－19978.635.6℃(199575日，最低氣溫-25.8℃(199021日)。年平均降水量634.0mm，年平均蒸發(fā)量1547.2mm。結(jié)冰期為十月下旬至次年3月中旬，最大80cm(1993年)14m/s。據(jù)中民標(biāo)準(zhǔn)GB50011-2001《建筑抗震設(shè)計規(guī)范，本區(qū)基本烈度為水礦井現(xiàn)供水水源取自工業(yè)場地附近河河谷淺層水以兩眼口井汲取日出400～500m3井永久供水水源取用奧灰?guī)r溶水，以一眼深井汲取。電，本礦現(xiàn)有一座10KV變電所，兩回10KV電源一回引自其所屬沁新煤焦公司的35廠，導(dǎo)線LGJ-120，送電距離0.53km。沁新煤焦公司35KV變電所安裝有兩臺8000KVA變壓器，兩回35KV電源引自35KV變電所不同母線段，35KV變電所電源分別引自太岳110/35KV變電站及郭道110/35KV變電站沁新煤焦公司所屬自備電廠安裝6300KVA變壓器。，1-1交通位置井田地質(zhì)特地質(zhì)構(gòu)）零星覆蓋于各不同時代的地層之上。現(xiàn)結(jié)合井田及地層綜合柱狀圖（見圖1-2資料，）奧陶系150m。石炭系中石炭統(tǒng)本溪組(C2b)與下伏峰峰組呈平行不整合接觸，厚度12.23－25.70m，平均上石灰炭統(tǒng)太原組(C3t)為主要含煤地層之一，與下伏本溪組呈整合接觸，厚度二疊系(1s)38.80－52.43m，41.60m。由砂巖、粉砂巖、泥巖及煤層組成。下統(tǒng)下石盒子組(P1x)與下伏山西組整合接觸厚度14.43－122.55m平均117.10m，下段(P1x1)：厚度38.40－50.26m，平均44.62m，深灰色、灰色泥巖、粉砂巖夾淺灰色上段(P1x2)：厚度42.79－75.53m，平均57.08m，以淺灰色、灰綠色、紫紅色泥巖為主K10砂巖良好的輔助標(biāo)志。上統(tǒng)上石盒子組(P2s)505m左右，根據(jù)其巖性組合下段(P2s1)：平均厚度212.41m，淺灰、黃綠色、紫紅色泥巖、粉砂巖、夾灰白、灰綠K10為灰白色、黃綠色中細(xì)粒砂巖，大型交錯層理發(fā)育。第四系(2)0－10m石炭系上統(tǒng)太原組下段(C3t1)K1K235.87－47.67m41.00m。由泥巖、K1砂巖為灰白色中細(xì)粒石英砂巖,交錯層理、脈狀層理發(fā)育,K111號煤層底發(fā)育的泥炭沼澤沉積。1110號煤層底由深灰色－黑灰色泥巖、粉砂巖、2－310下9+10中段(C3t2)K2石灰?guī)r底至K4石灰?guī)r頂，厚度24.52－32.41m，平均28.16m。由石灰?guī)r(K2、K3、K4)、泥巖、細(xì)粒砂巖和煤層(7號、8號)組成。三層石灰?guī)r灰至灰黑色，含蜓上段(C3t3)K4K729.61－38.45m32.00m。由泥巖、結(jié)核，系三角洲平原沉積。6號煤層為三角洲洪泛平原上發(fā)育的泥炭沼澤沉積。6號煤層K7砂巖底由黑灰色泥巖、粉砂巖組成，含豐富植物化石，系三角洲平原沉積。二疊系下統(tǒng)山西組K7K838.80－52.43m41.60mK7砂巖以灰色細(xì)的植物化石碎屑，系三角洲前緣(席狀砂)沉積。K73巖及灰色細(xì)粒砂巖及不穩(wěn)定薄煤層，系三角洲間灣沉積。3號煤層為海退后廢棄的分流間灣上發(fā)育的泥炭沼澤沉積。32號煤層底為黑灰色泥巖，砂質(zhì)泥巖、粉砂巖及淺灰色細(xì)粒砂巖，含豐富的植物化石，系淺水三角洲前緣沉積。2號煤層系淺水三角洲前緣上發(fā)育的泥炭沼澤沉積。21號煤層底由深灰、灰黑色泥巖、粉砂巖夾淺灰色中、細(xì)粒砂巖及薄煤層組成，含豐富的植物化石，系三角洲平原沉積。1號煤層系洪泛平原上發(fā)育的泥炭沼澤沉積。1K8砂巖底，由深灰色、灰黑色泥巖、粉砂巖、2-2地層綜合柱狀本井田地處沁水煤田西緣，霍山隆起以東，總體構(gòu)造形態(tài)為一北東，傾向南東的單斜構(gòu)造，并伴有兩對北北東的背向斜構(gòu)造。地層傾角變化不大，一般在7°左右，構(gòu)造形態(tài)符合區(qū)域構(gòu)造特點。區(qū)內(nèi)斷層不發(fā)育。在西部井田內(nèi)井下大小不等的7個陷區(qū)域西部廣泛出露且為水補(bǔ)給區(qū)，本含水層含水豐富，水質(zhì)好，為區(qū)域主要含區(qū)域內(nèi)廣泛出露，多見有水出露，具有一定含水性，但一般富水性較弱2號煤層底板至K2三、水的補(bǔ)給、徑流、排巖溶水的補(bǔ)給主要是西部露區(qū)，接受大氣降水和地表水流補(bǔ)給，其它上部砂巖水的補(bǔ)給，在露地帶接受大氣降水補(bǔ)給，或接受風(fēng)化基巖帶裂隙水的1899砂巖含水層屬較弱裂隙含水層，故對礦井充水不會造成太大的影響。涌水以頂板淋水為主，并在局部以裂隙縫出水，礦井正常涌水量180m3/d，最大涌水量260煤層特含煤本組地層厚度38.80～52.43m41.60m，含煤4～6層自上而下編號的有1號、2號、2下號、3號煤層，煤層總厚度2.07～3.97m，平均2.63m，含煤系數(shù)6.92％(19號孔)。本組地層厚度101.79～119.10m，平均111.51m，含煤5～7自上而下編號有6號、7號、8號、9+10號、10下號、119+10號、11號煤6.80～8.46m,6.75m,6.01%?？刹擅?9+10號、112號煤0.90m，平均0.70m。在中部邊界附近的20號孔,煤層厚度為0.45m,在原井田中部鉆孔煤層厚0.75m，井田西部的19號孔,煤層結(jié)構(gòu)0.90m。該煤層結(jié)構(gòu)簡單，煤層頂?shù)装逯饕獮?15.72～27.20m20.45m為2.60m，向東部、向南部逐漸變厚，為3.40m。變化規(guī)律西薄東厚，變化不大，煤層結(jié)構(gòu)度3.40m，區(qū)北部402號孔煤層厚度4.12m，區(qū)中南部20號孔煤層厚度2.16m,該煤層在井田東南部中部夾矸變薄夾矸厚度小于0.70m，向西北部增厚,到402號鉆孔時達(dá)2.42m，11號煤層：位于太原組下段中部，上距9+10號煤層平均間距23m，區(qū)西南部20號孔煤層厚度2.40m，區(qū)北部402號孔煤層厚度1.65m，區(qū)西部19號鉆孔1.82m。煤層由西向1-2層夾矸，屬穩(wěn)定可采煤層?？刹擅簩犹卣饕?-1。1.3.3煤280%左右，主要為基質(zhì)鏡和均質(zhì)鏡。惰質(zhì)組含量介于5-30%，平均在15%左右。1-1可采煤層特煤層厚度115.72-2379.27-22.05-110%左右，主要以粘土為主，呈分散狀和充填狀。原煤空氣干燥基水分含量：20.50-0.52%0.51%，9+100.74-2.04%1.39%。110.52-1.18%0.85%浮煤空氣干燥基水分含量：20.53-1.24%0.89%，9+100.64-1.28%0.96%。110.57-1.04%0.81%4.90%。屬特低灰煤。8.99%，屬低灰煤。1126.51%9.33-9.96%9.65%215.11-17.19%16.15%9+1015.00-15.21%15.11%1114.73-15.46%15.70%。0.39%0.31%0.52%屬特低—低硫煤。9+102.88-4.26%,3.57%1.49-1.99%1.74%。屬高硫煤。110.46-0.62%0.62-0.74%，0.68%。2號煤層干基彈筒發(fā)熱量(Qb.d)24.04-34.72MJ/kg29.38MJ/kg11號煤層干基彈筒發(fā)熱量(Qb.d)25.60MJ/kg0.8-11.5，屬不粘結(jié)—弱粘結(jié)煤。磷：20.011%，屬低磷分煤，9+100.004%，屬特低磷煤，11號煤層磷平均0.078%，屬中磷分煤各煤層中氯含量在0.010-0.030%。82-143.8g/t0.7-2.7g/t。根據(jù)中國煤炭分類(GB5751－86)，劃分煤類。2號煤層浮煤揮發(fā)分15.11-17.19%，粘結(jié)指數(shù)78.7，屬焦煤類。9+10號煤層浮煤揮發(fā)分15.00-15.21%，粘結(jié)指數(shù)8.9，屬貧瘦煤。1114.73-15.46%0.8-11.5，屬貧瘦煤和貧煤。2號煤層屬特低灰、特低—低硫、低磷、強(qiáng)粘結(jié)性的焦煤，是很好的煉焦用煤。9+10號煤層屬低灰、高硫、特低磷、弱粘結(jié)性的貧瘦煤，由于硫含量高,一般做動力用煤。11號1-21.3.4瓦斯、煤塵性、煤的自燃傾向性、煤和瓦斯突出根據(jù)山西省安全生產(chǎn)監(jiān)督管理局文件晉安監(jiān)煤字【】號“關(guān)于長治市地方國有及21萬噸/年以上鄉(xiāng)鎮(zhèn)煤礦2006年度礦井瓦斯等級鑒定的，新源煤礦礦井瓦斯絕對涌出量17.35m3/min，相對瓦斯涌出量為8.76m3/t，為低瓦斯礦井。根據(jù)國家煤及煤化工產(chǎn)品質(zhì)量監(jiān)督檢驗中心提交的山西沁新煤焦新源煤礦2號煤層檢驗報告，2號煤層火焰長度25mm，最低巖粉用量30%，煤塵有性。根據(jù)國家煤及煤化工產(chǎn)品質(zhì)量監(jiān)督檢驗中心提交的山西沁新煤焦新源220.94cmg1-2可采煤層煤質(zhì)特項 2MadAd18.45-Vdaf15.00-St.dPd0.01Qg.daf24.04-26.38-Y井田境界及儲井田境根據(jù)2006年4月4日山西省資源廳頒發(fā)《采礦證（證號1400000620410批準(zhǔn)山西沁新煤焦新源煤礦開采2號煤層，井田范圍由下列4個拐點坐標(biāo)連2-1。2-1井田范圍拐點坐 XY1234井田南北寬4.30～5.63km，東西寬2.82～3.23km，井田面積17.88km2儲參與儲量計算的煤層為2號單一煤層，儲量計算邊界以采礦證范圍為準(zhǔn)2號煤層為煉焦用煤煤層傾角小于25°根據(jù)中民地質(zhì)礦產(chǎn)行業(yè)標(biāo)《煤、泥炭地質(zhì)勘探規(guī)范（DZ/TO215-2002）0.7m，40%3%。2-1所示ZzmFZz——m——F————煤容重，t/m3將各參數(shù)代入（2-1）2-2Zz

（2-11232-1塊段劃分示意2-2煤層塊段123礦井工業(yè)儲ZgZ111bZ122bZ2M11Z2M22式中Zg——礦井工業(yè)資源/Z111b——Z122b——Z2m11——探明的資源量中邊際經(jīng)濟(jì)的基礎(chǔ)儲量；Z2m22——控制的資源量中經(jīng)濟(jì)的基礎(chǔ)儲量；Z333——推斷的資源量；

（2-k——可信度系數(shù)，取0.7~0.9k0.9k0.70.8Z111bZz*60%*70%30.293（Mt）Z122bZz*30%*70%15.146（Mt）Z2m11Zz*60%*30%12.983（Mt）Z2m22Zz*30%*30%6.491（Mt）Z333kZz*10%*k5.770（Mt）2-2Zg礦井可采儲

Zs(ZgP1式 Zs——礦井設(shè)計資源/儲P1——斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱損失3%則：Zs(ZgP1=70.68370.683*3%

Zk(ZsP2式 Zk——礦井設(shè)計可采儲量P2——工業(yè)場地和主要井巷煤柱損失量之和，按礦井設(shè)計資源/2%85%0.80ZkZsP2)C68.56368.56320.80工業(yè)廣場煤根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》不同井型與其對應(yīng)的工業(yè)廣場面積見表2-3。第5-22條規(guī)1.0-1.8平方公頃/1090萬噸/13.5公頃，350m×400m5.4度，工廣場按Ⅱ級保護(hù)留帶，寬度為20m。本礦井的地質(zhì)條件及沖積層和基巖層移動角見表2-3工業(yè)場地占地面積指井型（占地面積指標(biāo)（公頃/102402-4巖層移動廣場中心深度煤層厚度沖擊層厚度фδγβ2-22-2工業(yè)廣場保護(hù)煤CADS4煤Z工式中：Z 煤層厚度，23.0 煤的容重1.33t/m3Z4煤=717455.23×3.0×1.33×10-=286.26(萬噸礦井工作制16h礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年新源煤礦2號煤層為中厚煤層煤層平均傾角為5.4地質(zhì)構(gòu)造簡單賦存較穩(wěn)定，90萬噸/礦井服務(wù)年限的為：T=Zk/ （3-其中：T--- 礦井的設(shè)計生產(chǎn)能力，90萬噸/ 1.3T=53.753×100=45.94（年表3-1不同礦井設(shè)計生產(chǎn)能力時礦井服務(wù)年限（600井田開拓的基本問、井田開拓是指在井田范圍內(nèi)，為了采煤，從地面向開拓一系列巷道進(jìn)入煤體，建立礦井提升通風(fēng)排水和動力供應(yīng)等生產(chǎn)系統(tǒng)這些用于開拓的井下巷道的形式、確定礦井開采程序，做好開采水平的合理確定礦井通風(fēng)、及供電系統(tǒng)． ．必須執(zhí)行煤礦安全生產(chǎn)的有關(guān)規(guī)定。要建立完善的通風(fēng)、、供電系統(tǒng)，創(chuàng)造良好的生產(chǎn)條件，減少巷道量，使主要巷道經(jīng)常保持良好狀態(tài)；本井田煤層埋藏不深，平均在+800m，最深處位于+600m本礦地表為山區(qū)，無大的地表水系和水體，地面平均標(biāo)高為+900m4-1。4-1井筒形式比1環(huán)節(jié)和設(shè)備少、系統(tǒng)簡單、費(fèi)用低。2工業(yè)設(shè)施簡單。3井巷工程量少，期。5煤炭損失少。1井筒施工工藝、設(shè)備與工序比較簡投資少。2地面工業(yè)建筑、井筒裝備、井底車場簡單、延深方便。3主提升膠帶化提升需要。41井筒長，輔2通風(fēng)線路長、度大。3斜井井1不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯和水文地質(zhì)等自然條件限制。2井筒短，提升速度快，對輔助提升特別有利。3當(dāng)表筒容易施工。4井筒通風(fēng)斷面大，能滿足輸費(fèi)用，節(jié)省投資；要有利于礦井的迅速達(dá)產(chǎn)和正常。因此，井筒位置的確定原則：沿井田的有利位置田儲量呈不均勻分布時，應(yīng)布置在儲量的，以形成兩翼儲量比較均勻的雙翼井田，可使沿井田的井下工作量最小，通風(fēng)網(wǎng)路較短，通風(fēng)阻力小。位于井田中部時，石門較短，沿石門的工程量較??；井筒位于井田的下部時，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，井口附近要布置主，副井生產(chǎn)系統(tǒng)的建筑物及引進(jìn)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(hù)區(qū)陷落區(qū)或采空區(qū)洪水浸入?yún)^(qū)盡量避免橋涵工程，，附近有河流或水庫時要考慮避免一旦決堤的及防洪措施由于本井田傾角平緩厚度變化較小無特殊地質(zhì)條件影響故把井筒置于井田，本礦井為低瓦斯礦井，井田面積不大，表土層厚度不大，采用并列式通風(fēng)即可，不需井筒位置的確有利于第一水平的開采并兼顧其他水平有利于井底車場和主要大巷的布置，不受崖崩滑坡和洪水的；水源、電源較進(jìn)，礦井鐵路線短，道路布置合理。本礦井煤層長度較大，地表地勢起伏較大，主副井筒布置在儲量，且兩井筒的地面標(biāo)高大于最高洪水位標(biāo)高。4-1工業(yè)場地的位2-3工業(yè)場地占地面積指標(biāo)，確定地面工業(yè)場地的占地面積為13.5公頃，形狀為矩形，長邊垂直于井田。根據(jù)制圖規(guī)范1：5000的圖350m*400m開采水平的確

4-1采區(qū)劃分示意2號煤層，其它煤層近期暫不可開采。2號煤層屬近水平煤層，平5度，煤層無露頭，煤層埋藏最深處達(dá)+600m400m。位于+800米水平的井底車場。主、副井均為立井，布置于工業(yè)廣場偏北側(cè)，大巷布置在煤層當(dāng)中。主、副井均為立井，布置于工業(yè)廣場，大巷布置在煤層當(dāng)中。主、副井均為立井，布置于工業(yè)廣場，大巷布置在巖層當(dāng)中。方案一：立井單水平上方案二：斜井單水平上方案三：立井單水平上下山（煤層大巷圖4-2 度大大縮短，不受自然條件的限制，容易并減少開拓費(fèi)用；方案二中的主、副井為斜井開拓，雖然斜井開拓提升能力強(qiáng)但本礦井表土層厚度較大，利用斜井開拓會使井身長度很長，不利于減少投資并且本礦年生產(chǎn)能力為90萬噸，并不需要很強(qiáng)的提升能4-24-3。4-2方案一：立井單水平開數(shù)量66時間大巷4-3方案二：斜井單水平開數(shù)量時間大巷方案一與方案二的經(jīng)濟(jì)對比百分?jǐn)?shù)分別為：100%容易，速度快，費(fèi)用低，矸石排出量少，開拓準(zhǔn)備時間短，但后期的費(fèi)用較高，保護(hù)4-4。4-4方案三與方案四的費(fèi)用對比費(fèi)總費(fèi)用/費(fèi)用/百分?jǐn)?shù)百分?jǐn)?shù)4-54-6中。4-5方案一的費(fèi)用估數(shù)量費(fèi)用(萬元664-6方案三的費(fèi)用估數(shù)量費(fèi)用(萬元66礦井基本巷井位于井田工業(yè)場地之中偏北側(cè)，擔(dān)負(fù)礦井0.9Mt/a的煤炭提升任務(wù)。井筒內(nèi)裝備9t5.0m19.63m236.32m226.42m24-2。mm2m2m24-3。3位于井田工業(yè)場地之中，與主井南北相距約110m，擔(dān)負(fù)全礦回風(fēng)任務(wù)。直徑5.0m19.63m226.42m226.42m2，300m4-4開拓巷本礦井開拓布置一條皮帶大巷和一條輔助大巷，皮帶大巷布置在煤層底巷道交叉時架設(shè)風(fēng)橋等構(gòu)筑物，大巷位于井田，沿布置。、軌道大巷均為錨網(wǎng)噴錨索支護(hù)矩形斷面錨桿排間距1000×1000mm索三花布置排間距3000×3000mm;巷道側(cè)墻原則上距巷道底板1.5m以上掛網(wǎng)錨噴，掛網(wǎng)規(guī)格為φ6.5鋼筋網(wǎng)。皮帶大巷掘進(jìn)寬度為3800mm，高為2400mm，設(shè)計掘進(jìn)斷面9.12m2；大巷和軌道大巷斷面特4-54-6。井底車場及硐礦井為立井開拓，煤炭由大巷運(yùn)至井底煤倉，后經(jīng)箕斗提升運(yùn)至地面；物料經(jīng)副井底車場是連接礦井主要提升井筒和井下主要巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯(lián)系著井筒提升和井下兩大生產(chǎn)環(huán)節(jié)，為提煤、提矸石、下料、通風(fēng)、排水、供電、升降人員等各項工作服務(wù)，是井下的總樞紐。根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》4.2.1要求井底車場布置形式應(yīng)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條件大巷采用固定式礦車時，宜采用環(huán)形車場當(dāng)井底煤炭和輔助分別采用底卸式及固定式礦車時宜采用折返與環(huán)主要巷道作為調(diào)車線和通過線，車場巷道工程量小。井底車場布置如圖4-7。井底車場空、重車線調(diào)車線長度按1.5倍列車長度考慮，一列礦車為20個車廂，采用：2000×880×150（mm，故70m。主井井底煤倉為垂直圓斷面煤倉，坐落于主井膠帶大巷側(cè)下段，煤倉直徑為水倉布置在井底車場副井的北側(cè)，水倉開口在調(diào)車線的中部，礦井正常涌水量為7.5m3/h7.5m3/h根據(jù)水倉的布置要求，水倉的容量為式中:Q—

QS

(4-S—水倉有效斷面積，10L—水倉長度，200m。QQ

Q014-2主立井井14-3副立井井筒斷面3003004-4風(fēng)井井筒圖4-5膠帶大4-11巷道特征斷面凈3000×3000;1.5m以上掛網(wǎng)錨噴，掛網(wǎng)規(guī)格為φ6.5100圖4-6輔助大4-12巷道特征斷面凈3000×3000;1.5m以上掛網(wǎng)錨噴，掛網(wǎng)規(guī)格為φ6.5100水泵房水倉

4-7井底車場準(zhǔn)備方式——煤層地質(zhì)特采區(qū)位采區(qū)煤層特斷口具參差狀內(nèi)生裂隙發(fā)育條帶狀結(jié)構(gòu)煤層平均厚度3.0m，煤層平均傾角5.4°；1.33t/m3。采區(qū)的相對瓦斯涌出量8.76m3/t，絕對瓦斯涌出量17.35m3/min，該采區(qū)屬于低瓦斯采區(qū)。本采區(qū)2號煤層火焰長度25mm，最低巖粉用量30%，屬于有煤塵性煤層；0.94cm3/g，自燃等級Ⅲ級，屬不易自燃煤層。煤層頂?shù)装鍘r石構(gòu)造情水文地7.5m3/h。地質(zhì)構(gòu)地表情采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系采區(qū)位置及范采區(qū)，南接南二采區(qū)。該采區(qū)東西傾向平均長約1650m，南北平均長約3035m。采煤方法及工作面長度的確3.0m3°，屬近水平煤層。由于煤層屬中厚煤層，采205m1650m。150m150m190m7個區(qū)段。確定采區(qū)各種巷道的尺寸、支護(hù)方式及通風(fēng)方1區(qū)段巷道的尺寸應(yīng)能滿足綜采工作面運(yùn)煤、輔助和通風(fēng)的需要，由此確定區(qū)段運(yùn)mm323采用壓入式局扇進(jìn)行通風(fēng)，局扇應(yīng)在新鮮處。為了防止回風(fēng)短路，在兩區(qū)段巷道設(shè)置風(fēng)門，具置見采區(qū)巷道布置圖。煤柱尺寸的確50m30m保護(hù)煤柱。采區(qū)軌道上山和上山布置在煤層中，水平間距30m，外側(cè)各留設(shè)30m保護(hù)煤柱。采區(qū)內(nèi)地質(zhì)3.0m寬的砌體墻，以利于留住巷道為下一區(qū)段服務(wù)。采區(qū)巷道的聯(lián)絡(luò)方由于礦井采用并列式通風(fēng)，副井進(jìn)風(fēng)，風(fēng)井回風(fēng)。開拓巷道布置兩條大巷，軌道大巷承擔(dān)進(jìn)風(fēng)和輔助，大巷承擔(dān)回風(fēng)和運(yùn)煤，通過采區(qū)下部車場和上山和軌采區(qū)順采區(qū)呈兩翼布置，由于采用沿空留巷技術(shù)，采區(qū)內(nèi)工作面的順序見表5-1…12345…1234567…采區(qū)生產(chǎn)系采區(qū)內(nèi)的開采采用后退式開采（面向軌道上山，通風(fēng)方式采用U型通風(fēng)方式。這種通風(fēng)方式有系統(tǒng)簡單，漏風(fēng)小的優(yōu)點。工作面→區(qū)段平巷→采區(qū)上山→采區(qū)煤倉→大巷→井底煤倉→主井→地面→副立井→井底車場→軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→采區(qū)上部車場→區(qū)段軌道平巷→工作面。地面→副井→軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→采區(qū)中部車場→區(qū)段平巷→工作面→區(qū)段軌道平巷→采區(qū)上山→采區(qū)下部車場→大巷→回風(fēng)石門→地面變電站→副井→變電所→大巷→采區(qū)上山→區(qū)段平巷→工工作面→區(qū)段平巷→采區(qū)軌道上山→軌道大巷→井底車場→副井→地面采區(qū)內(nèi)巷道掘進(jìn)方EL—90型掘進(jìn)機(jī)、ES—650型機(jī)、SSJ650/2×22（SJ—44型）可伸縮帶式輸送機(jī)、STD800/40型（SD—40P型）帶式輸送機(jī)、JD11—4調(diào)度絞車、JBT—52—2局部扇風(fēng)機(jī)和80m80m巷道中，機(jī)后的物料不能采用可伸縮帶式輸送機(jī)只能采用礦車。采區(qū)生產(chǎn)能力及采出3 （5-式中：A0——工作面生產(chǎn)能力V0——工作面年推進(jìn)長度，1188γ——C0——工作面回采率，取C0＝0.95

=0.901 （5-式中：AB——采區(qū)生產(chǎn)能力k1——采區(qū)掘進(jìn)出煤系數(shù)，取k2——工作面間出煤影響系數(shù)，由于同采的工作面?zhèn)€數(shù)為1，故A0——工作面生產(chǎn)能力，0.901Mt/a=0.9911礦井設(shè)計井型0.90Mt/a，采區(qū)生產(chǎn)能力0.9911Mt/a，因此能滿足礦井的產(chǎn)量要求。北一采區(qū)實際采出煤量為：16.265Mt采區(qū)采出率

（5-0.75，中厚煤層不低于0.80.850.80采區(qū)車場選型設(shè)確定采區(qū)車場形5-25-35-4。5-2采區(qū)上部車5-3采區(qū)中部車5-4采區(qū)下部車場采區(qū)主要硐室布300mm，其容量為 （5-Q0——10t；L——割煤機(jī)半小時運(yùn)行距離，120m；M——煤層厚度，3.0m；B——進(jìn)刀深度，0.6γ——煤的容重，1.33C0——工作面的采出率，取0.95=282.916

282.68/1.33282.68/1.33/9/=2.75(m)6.0m8m300.69t，能夠滿足要求。2.5m1.2~2.5m2.0m。硐室高度應(yīng)根據(jù)安裝和檢修3~4.5m4m。采煤工藝方采煤方法的選6-16-1可采煤層特征煤層厚度115.72-2379.27-22.05-110~30回采工作面長度的確6-1150～250m190m。工作面的推進(jìn)方向和推進(jìn)由于后退式的工作面和巷道的條件比較好，工作面的推進(jìn)方向確定為后退式。綜采工作面的長度一般不宜小于1000m。另外，考慮到工作面搬遷次數(shù)及煤損隨出綜采工作面的推進(jìn)度為：V0=0.6×6×330=1188m/年綜采工作面的設(shè)備選型及配6-26-2工作面關(guān)鍵參數(shù)煤厚傾角7根據(jù)工作面的關(guān)鍵參數(shù)，查《綜采綜掘高檔普采設(shè)備類型配套圖集》選用編號為ZC186—ZZ38的配套設(shè)備。三機(jī)號見表6-3。ZZ4000/18/38型支架主要技術(shù)特征見表6-4。MG300-W6-5。SGZ—764/264A6-6。SZB-764/132型機(jī)主要技術(shù)特征見表6-7。PCM1106-8。SSJ1000/2×1606-9。表6-3三機(jī)表6-4ZZ4000/18/38型支架主要技術(shù)特征見號mmm°尺寸（長×寬×高mT6-5MG300-W型采煤機(jī)主要技術(shù)m°m量1臺VT表6-6SGZ—764/264A型刮板輸送機(jī)主要技術(shù)特mmV中部槽規(guī)格（長×寬×高園環(huán)鏈規(guī)格表6-7機(jī)技術(shù)特征 型-與帶式輸送機(jī)長mm鏈-V圓環(huán)鏈規(guī)格26×86--中部槽規(guī)格（長×寬×高m質(zhì)t6-8破碎機(jī)技術(shù)特征項目 型號--電-V外部尺寸（長×寬×高質(zhì)量t6-9伸縮帶式輸送項目 型號-m帶速機(jī)-V帶-機(jī)頭外部尺寸（寬×高m質(zhì)量t根據(jù)支架支護(hù)強(qiáng)度校核知，為式6-1g= （6-式中：g——頂板對支架的壓強(qiáng)(8倍于工作面的采高)，Pa；k——采高的倍數(shù)(支架上方的巖石厚度,一般取6-8)；H——工作面的采高,3.0m；代入數(shù)據(jù)得:g=7×3.0×2.65×9.5/1000=0.53MPa<0.7由計算數(shù)據(jù)可知所選支架支護(hù)強(qiáng)度符合要求根據(jù)ZZ4000/18/38型支撐掩護(hù)式支架的特征表可知，工作阻力為4000kN。經(jīng)演80%則：P0=75%×4000kN=3000 （6-支架的結(jié)構(gòu)參數(shù)，主要是支架的最大、最小高度，一般確定支架高度 為（6-（6-（6-（6-Mmax——與煤層相應(yīng)的最小、最大采高HminHmaxd0.025；由上述可知，Hmin、Hmax在所選定支架高度的范圍之內(nèi)，可見支架的高度符合控頂設(shè)6-5

6-1端部斜切進(jìn)5～10m10～15m。6-1所示。1設(shè)有一段下部煤（6-1a2輸送機(jī)直線段為止。然后將輸送機(jī)移直（6-1b3再調(diào)換兩個滾筒上下位置，重新返回割煤至輸送機(jī)機(jī)頭處（6-14回風(fēng)及順槽有足夠?qū)挾龋ぷ髅婀伟遢斔蜋C(jī)的機(jī)頭與機(jī)尾伸向順槽內(nèi)，能保各工藝過程注意事割過煤后工作面要保證煤壁平直無傘（長度超過1m，最突出部分不超過150mm；長度在1m以下，最突出部分不超過200mm。無馬棚、頂?shù)装迤街保缣厥庑枰?，每循環(huán)有明顯錯差（2／3200mm。移架時要保證支架移到位，梁端距依據(jù)采高變化保持在300mm之間；移架過程中要100mm1050m，33臺端頭支架，其滯后普通支架一個循環(huán)，20m段是壓力集中區(qū)，特制訂以下管理措施。端頭支架底座嚴(yán)禁鉆底，以防壓住推移桿使機(jī)和工作面溜子機(jī)頭推移，(1)在各點落煤處加設(shè)緩沖裝置(3)150~200mm之間。(4)機(jī)組要掌握好采高,嚴(yán)禁割底割頂(7)各級機(jī)嚴(yán)格把關(guān),雜物(板皮、木料)進(jìn)入運(yùn)煤系統(tǒng)頂板及礦壓觀測措工作面及順槽巷道必須加強(qiáng)頂板，工作面支架能夠超前拉時必須超前拉架，且工工作面支護(hù)設(shè)計采用ZZ4000/18/38支撐掩護(hù)式支架移架方式采用依次順序藝架工作面端頭支護(hù)和超前支，有利于排頭支架的穩(wěn)定，但支設(shè)麻煩，費(fèi)工、費(fèi)時。自移式支架。移動速度快，但對平巷條件使用性差表6-10PDZ型端頭支架主要技術(shù)特征見工作阻力初撐力最小支撐高度最大支撐高度支護(hù)強(qiáng)度中心距底板比壓支護(hù)面積工作面采用DZ38－20／110Q型單體支柱加鉸接頂梁進(jìn)行超前支護(hù)膠帶巷的超前支護(hù)：從煤壁線向外20m超前支護(hù)，為一排支設(shè)，距機(jī)500mm左右（人行道側(cè)1m。機(jī)尾上隅角通風(fēng)需要,在機(jī)尾打木垛留通風(fēng)通道,木垛緊靠支架,3m1m的戴帽點柱（用單體柱。規(guī)格柱帽。打好柱要上好繩并將柱與頂網(wǎng)或鋼帶用10#鐵絲捆緊，以防柱倒傷人。1.8m,0.7m15m以內(nèi)時，嚴(yán)禁在兩頭作業(yè)，以防甩出大塊傷人。當(dāng)在拉動端頭架、推動機(jī)、拖拉管及電纜時嚴(yán)禁在兩頭作業(yè)并撤出人員，以2.0m處，班長安檢工必須經(jīng)常對兩巷的煤幫頂板情況檢查，發(fā)現(xiàn)不安全隱患及時處理；工作面50m回收,70m以外。循環(huán)圖表、勞動組織、主要技術(shù)經(jīng)濟(jì)指截深為0.6m，所以最終確定本工作面采向割煤的多循環(huán)方式，每一循環(huán)進(jìn)尺0.6m（循環(huán)圖表見工作面布置圖工作面原煤產(chǎn)量 為 （6-

（6-V0——工作面進(jìn)度N330X——每天循環(huán)進(jìn)刀數(shù)；6D——截深，0.6m；A0t/年；L——工作面長度，190m；M——煤層厚度，3.0m；R則 A0=190×1188×3.0×1.33×0.95=85.56（萬噸/年A= A——礦井總產(chǎn)煤量，萬t/年；則 6割 移 推 割煤方式不小于30m，截深0.6m。割煤時采煤機(jī)速度要求適宜，且必須保證底板平整，煤壁齊3.0±0.1m。0.6m。于30m，推移步距為0.6m，推前部輸送機(jī)時必須順序進(jìn)行，眼睛相向操作，推移后溜子必6-11工作面勞動組織2226采煤機(jī)2226刮板機(jī)2226機(jī)11膠帶機(jī)1端頭211131113材料費(fèi)材料消耗費(fèi)用包括坑木費(fèi)用 費(fèi)用 （C3）5元/噸（工資費(fèi)120元/噸煤工資成本=日工資×噸煤用 （6-工作面設(shè)備折舊費(fèi)機(jī)電設(shè)備基本折舊費(fèi)噸煤成本=原始價格殘值清理

（6-

服務(wù)年限330產(chǎn)a5%b3%c10d2852.0噸/天計算。6-12。6-12機(jī)電設(shè)備折舊折舊費(fèi)（元11順槽111111單體支合電費(fèi)噸煤動力用電消耗=電機(jī)容量總和×開動臺數(shù)×循環(huán)開動小時×負(fù)荷系數(shù)/（6- M——煤層厚度，3.0m；R——煤層容重，1.33t/m3；d——循環(huán)進(jìn)尺，0.6m；K0.95。每個工作面的循環(huán)產(chǎn)量=432.18（噸1500kW2小時代入得：噸煤照明用電消耗=照明用電總功率×循環(huán)照明小時數(shù)/ 式中，單價取1.0元/kWh則：噸煤電力費(fèi)=10.989（元/噸 =21.669（元/噸工作面率 （6-

=39.07（噸/工6-13

6-13主要經(jīng)濟(jì)指序名單指備1m23工作面長m4m5°36m7%8m9刀6mt人t/綜合機(jī)械化采煤過程中應(yīng)注意事運(yùn)送、安裝和拆卸支架時，必須有安全措施，明確規(guī)定運(yùn)送方式、安裝質(zhì)量矸石應(yīng)清理干凈當(dāng)煤層傾角大于15°時支架必須采取防倒防滑措施該工作老頂為厚層難冒頂板，應(yīng)在工作面前放松動1.5厚的老頂；綜合機(jī)械化采煤工作面放時，必須有保護(hù)支架和其它設(shè)備的安全措施回采巷道布回采巷道布置方8.76m3/t0.9Mt/a，根據(jù)以風(fēng)定產(chǎn)的要求以及后面水平標(biāo)高低的一條巷道布置膠帶輸送機(jī)；另一側(cè)的巷道做為巷，兼做回風(fēng)巷。采用綜回采巷道參煤壁側(cè)的回風(fēng)平巷布置排水管路，在區(qū)段平巷布置動力電纜。800-1000mm14mm1.6m，樹脂端錨，菱形鋼絲網(wǎng)，3800-900mm。詳見工作面層面圖。77概礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及工作制0.9Mt/a8h16h煤層及煤采區(qū)所采煤層為2#1號煤層15.72～27.20m20.45m，2.50～3.50m3.00m。1號、2號煤層間距西部較小(19號孔)16.7m，煤層平均在80%左右，主要為基質(zhì)鏡和均質(zhì)鏡。惰質(zhì)組含量介于5-30%，平均在15%左右。2號煤層屬特低灰、特低—低硫、低磷、強(qiáng)粘結(jié)性的焦煤，是很好的煉焦用煤；2號煤層火焰長度25mm，最低巖粉用量30%，煤塵有性；煤層吸氧量為0.94cm3/g，自燃距離和貨載1600m3600m礦井系1．方運(yùn)煤：采用膠帶輸送機(jī)運(yùn)煤，實現(xiàn)了長距離、大運(yùn)量的一條龍連續(xù)，從而保證了輔助材料及一般設(shè)備材料平板車由副井下去，在井底車場由機(jī)車牽引至軌道上山絞車2．系綜采工作面—→平巷—→采區(qū)上山—→主運(yùn)斜巷—→井底煤倉—→主井箕斗巷道沿煤層掘進(jìn)，在局部掘進(jìn)穿越巖層和施工風(fēng)橋、順槽機(jī)機(jī)頭硐室時會產(chǎn)生少井下系統(tǒng)見圖7-1輔助大輔助大膠帶大圖7-1井下系采區(qū)設(shè)備選設(shè)備選型原則必須考慮礦井開拓系統(tǒng)狀況，并與系統(tǒng)統(tǒng)一規(guī)劃，注意上下環(huán)節(jié)能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(shè)備能力基本一致設(shè)計時應(yīng)合理的選擇生產(chǎn)不均勻系數(shù)和設(shè)備能力的配套系數(shù)；為緩和上下兩個環(huán)節(jié)的生產(chǎn)不均勻性或不連續(xù)性，要采取必須在決定主要的同時，統(tǒng)一考慮輔助是否合理經(jīng)濟(jì)等采區(qū)設(shè)備選型及能力驗1．設(shè)備選采區(qū)設(shè)備配套選型如下：刮板機(jī)型號為SGB-764/264，機(jī)型號為V764/132A；破碎機(jī)型號為PCM110II；平巷膠帶機(jī)型號為SSG1000/2×132；V工作面與順槽中的設(shè)備采用機(jī)連接，為使煤塊有合理的塊度，在機(jī)7-3。2．能力驗設(shè)計長壁回采工作面采煤機(jī)最大瞬時出煤能力為260t/h工作面刮板機(jī)能為700t/h機(jī)的輸送能力為900t/h破機(jī)過煤能力為100t/破碎能力為1000t/，平巷膠帶機(jī)輸送能力為700t/h，上山膠帶機(jī)輸送能力為800t/h，采區(qū)系統(tǒng)各設(shè)備通過能力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(shè)備能力均大于或等于前面設(shè)備的能力，故所選設(shè)備能滿足要求。表7-2機(jī)技術(shù)特速V采區(qū)輔助設(shè)備選型及能力驗1t7-57-3破碎機(jī)技術(shù)特V表7-4上山膠帶機(jī)技術(shù)特mV7-5礦車主要技術(shù)特t1長寬高大巷設(shè)備選表7-6輔助大巷絞車主要技術(shù)特1V長寬高概0.9Mt/a45.94 8h16h礦井開拓方式為立井單水平開拓，水平標(biāo)高+800m。主井特征為：井筒斷面為圓形，5.0m19.63m236.32m2，基巖掘進(jìn)斷26.42m27.2mm278.54m266.47m25.0m19.63m226.42m226.42m29t箕斗，副井內(nèi)裝備雙層四車加寬罐籠一對，風(fēng)井內(nèi)設(shè)玻璃鋼梯子間作為安全出口。井下主采用膠帶輸送機(jī)，輔助采用無極繩絞車。主副井提主井提9tJKM-4/4型提升機(jī)其主要技術(shù)特8-18-2。副井提JKM-3.25/4型提升機(jī)，8-38-4。8-1箕斗主要技術(shù)特t948-2主井提升機(jī)主要技術(shù)特43器（除電機(jī)與導(dǎo)向輪外形尺寸（長×寬×高m8-3罐籠主要技術(shù)特輛4人t428-4副井提升機(jī)主要技術(shù)特3器（除電機(jī)與導(dǎo)向輪外形尺寸（長×寬×高m礦井通風(fēng)系統(tǒng)選井所經(jīng)過的整個路線稱為礦井通風(fēng)系統(tǒng)包含礦井通風(fēng)方式通風(fēng)方法和通風(fēng)網(wǎng)絡(luò)。情況，本礦采用并列式通風(fēng)，在工業(yè)廣場內(nèi)設(shè)回風(fēng)井。礦井概角的馬頭山，海拔高程1358.80m，最低點位于東南角河床，海拔高程1110.70m，相對高差247.30m，屬中山區(qū)。地表局部地段起伏較大，井田地質(zhì)構(gòu)造簡單，井田長度為5.60km3.20km2#3.0為7°屬于近水平煤層井田煤層賦存穩(wěn)定煤層無自然發(fā)火傾向煤塵有性礦8.76m3t礦井通風(fēng)系統(tǒng)的基本要進(jìn)風(fēng)井巷與采掘工作面的進(jìn)的粉塵濃度不得大于0.5新設(shè)計的箕斗井和混合井作進(jìn)風(fēng)井已作進(jìn)風(fēng)井的箕斗井和混合井必須采取凈化措施，使其進(jìn)的含塵量達(dá)到上述要求；主要回風(fēng)井巷不得作人行道，井口進(jìn)風(fēng)不得受礦塵和有害氣體污染，井口60%采場、二次破碎巷道和電耙道，應(yīng)利用貫穿通風(fēng)，電耙應(yīng)位于的上風(fēng)側(cè)，有污風(fēng)串聯(lián)時，應(yīng)人員作業(yè)；井下破碎硐室和庫，必須設(shè)有獨(dú)立的回風(fēng)道10min40%礦井通風(fēng)方式的確（1）式通風(fēng)系按井筒沿井田傾斜位置的不同分為兩種類型：并列式、邊界式按進(jìn)、回風(fēng)井和位置可將礦井通風(fēng)系統(tǒng)分為如下兩種類型：兩翼對角式、分區(qū)對9-19-1礦井通風(fēng)方式對4km，而且瓦部延伸，通風(fēng)不，不折返，式適用于長度大于4km，由于路線較短，阻力和漏風(fēng)小，所以各廣場不受污染，比分列式安全性更好；事故時反風(fēng)較結(jié)合本礦的實際條件：由于本礦采用采區(qū)上下山布置方式，采用并列式通風(fēng)系統(tǒng)也隨之加大，但由于本井田范圍較小，埋深不深，所以并列式通風(fēng)應(yīng)該能滿足生產(chǎn)需求。此外，分列式與并列式通風(fēng)系統(tǒng)在本礦的情況下相比，分列式通風(fēng)并無阻力大增，所以從經(jīng)濟(jì)上和和理性邊界式通風(fēng)系統(tǒng)均不太很適合本礦。通風(fēng)方法的確抽出式：主要通風(fēng)機(jī)使井下處于負(fù)壓狀態(tài)，當(dāng)主要通風(fēng)機(jī)因故停止運(yùn)轉(zhuǎn)時 壓入式：主要通風(fēng)機(jī)使井下處于正壓狀態(tài)，當(dāng)主要通風(fēng)機(jī)因故停止運(yùn)轉(zhuǎn)時，井下的壓力降低，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量增加，比較；比較，漏風(fēng)較大；小窯積存的有害氣體抽到井下，并使通過主要通風(fēng)機(jī)的一部分短路，總進(jìn)風(fēng)量和工作面有效風(fēng)量都會減少。用壓入式通風(fēng)，則能用一部分回把小窯塌陷區(qū)的有害氣體壓到在由壓入式通風(fēng)過渡到深水平抽出式通風(fēng)時，有一定，過渡時期是新舊水采區(qū)通風(fēng)系采區(qū)通風(fēng)系統(tǒng)是礦井通風(fēng)系統(tǒng)的，其結(jié)構(gòu)決定著礦井通風(fēng)系統(tǒng)中的最重要的參數(shù)能夠有效地控制采區(qū)內(nèi)方向、風(fēng)量大小和風(fēng)質(zhì)1②機(jī)電設(shè)備設(shè)在回風(fēng)道時，工作面回中甲烷濃度不得超過1%必須保證通風(fēng)設(shè)施（風(fēng)門、風(fēng)橋、風(fēng)筒）要保證風(fēng)量按需分配，盡量使通風(fēng)阻力小、暢通井下機(jī)電硐室必須設(shè)在進(jìn)風(fēng)中傾斜巷道，不應(yīng)設(shè)置風(fēng)門，由于本設(shè)計為采區(qū)布置上山軌道上山進(jìn)風(fēng)回風(fēng)上山回風(fēng)在工作面回風(fēng)上，，回采工作面通風(fēng)方式的選UYWZ：點，但線路長，變化大。工作面上隅角易積聚瓦斯，工作面進(jìn)風(fēng)巷一次掘進(jìn)，量流中的瓦斯對于綜采工作面上下平巷均進(jìn)新鮮有利于上下平巷安裝機(jī)電設(shè)備，工作面，但需要邊界準(zhǔn)備回風(fēng)上山，增加了巷道掘進(jìn)、費(fèi)用。斯不易積聚，排放煙、煤塵速度快。限的情況；同時也需要在邊界準(zhǔn)備回風(fēng)上山，增加了巷道的掘進(jìn)和費(fèi)用。段平巷、回風(fēng)平巷均要先掘后留，掘進(jìn)、工程量較大，故很少采用。結(jié)合實際條件，決定采用系統(tǒng)簡單、漏風(fēng)小的“U+L”形通風(fēng)方式礦井風(fēng)量計算及風(fēng)量分逆風(fēng)將各用風(fēng)地點計算值乘以1.2就是各用風(fēng)地點實際風(fēng)量，采煤工作面只分配計算的風(fēng)選擇通風(fēng)系統(tǒng)的原則和方（15~25年既能克服礦井的最 通風(fēng)容易時期）的情況下通風(fēng)機(jī)的效率不低于0.6，所以必須計算這兩個時期的總阻力。確定礦井通風(fēng)容易時期和時期。一般情況下，礦井投產(chǎn)剛達(dá)到設(shè)計產(chǎn)量時， 風(fēng)量最大、巷道總長度最長的線路計算最，不必計算出所有巷道的阻力。只有在不能直接判斷哪條線路阻力最大時，才需要計算出所有線路的阻力，比較后得出最。后對各段井巷進(jìn)行阻力計算，再將各段計算結(jié)果累加起來，便得出通風(fēng)容易和時期的井hrminhrmax。如果礦井服務(wù)年限長，則只計算投產(chǎn)后的15~25年內(nèi)通風(fēng)容易和通風(fēng)時期的法由內(nèi)向外細(xì)致配風(fēng)。即先定井下采掘工作面、庫、充電峒室等各用風(fēng)地點所需的有配風(fēng)依所配的風(fēng)量必須符合《規(guī)程》中的有關(guān)規(guī)定，總回風(fēng)中的甲烷和二氧化碳的濃度不超過0.75%，按井下同時工作的最多人數(shù)計算每人每分鐘供給風(fēng)量不少于4m3，同時產(chǎn)一噸煤礦井需要風(fēng)量不少于1.5m3/min，及《規(guī)程》中關(guān)于最高、最低風(fēng)速和粉塵濃度、硐風(fēng)量計1各個采煤工作面實際需要風(fēng)量，應(yīng)按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、后的有害氣體8.76m/6m3t （9-式中：Qai——iqai——iKai——i個采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風(fēng)量系數(shù)，通常機(jī)采工作面可Kai=1.2~1.6Kai=1.4。故工作面所需風(fēng)量：Qai=100×6×2852/（24×60）=1188.3m3/min。Qai=1500m3/min9-29-2采煤工作面空氣溫度與風(fēng)速對應(yīng)采煤工作面風(fēng)速Vai/m·s-

（9-式中：Vai——iVai=1.4m/s（9-Sai——i個采煤工作面的平均斷面積，可按最大和最小控頂斷面積的平均值Sai=10m2故工作面風(fēng)量：Qai=840 （9-式中：4——4m3Ni——i60人。故工作面風(fēng)量：Qai=240m3/minQai=1500 （9- （9-式中：Sai——iSai=10m2。150m3/min≤Qai≤2400m3/min由風(fēng)速驗算可知，Qai=1500m3/minQa=Qai=1500m3/min。井、煤（巖）與瓦斯突出礦井中，煤層的掘進(jìn)工作面應(yīng)安設(shè)瓦斯自動檢測斷電裝置。10m。局部通《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定掘進(jìn)巷道應(yīng)采用全風(fēng)壓通風(fēng)或局部通風(fēng)機(jī)通風(fēng)，采用擴(kuò)散通風(fēng)。若掘進(jìn)工作面距風(fēng)道不超過6m，工作面中甲烷和二氧化碳的濃度不超過0.5%對掘進(jìn)通風(fēng)量計算有一定，因此可參考經(jīng)驗值取掘進(jìn)工作面需供風(fēng)量。根《煤礦安全規(guī)程規(guī)定按工作面回中瓦斯的濃度不得超過1％的要求計算 （9-式中：Qbi——iqbi——iKbi——iKbi=1.8。掘進(jìn)工作面日產(chǎn)量：10×9×1.33=119.7t則瓦斯絕對涌出量：qbi=119.7×8.76/（60×24）=0.73（m3/min） （9-式中：4——4m3Ni——i40人。Qbi=250 （9- （9-式中：Sbi——i10m2。135m3/min≤Qbi≤2400m3/min由風(fēng)速驗算可知，Qbi=250m3/min80%Qb=4×Qbi=1000變電所：Qc1=80m3/min水泵房：Qc2=160采區(qū)絞車房：Qc3=80 庫：Qc4=100采區(qū)變電所：Qc5=80故有：Qc=∑Qci=80+160+2×80+100+80=580m3/min Qa——采煤工作面所需風(fēng)量，1500m3/min；Qb——掘進(jìn)工作面所需風(fēng)量，1000m3/min；Qc——硐室所需風(fēng)量，580m3/min。故有：Qd=154m3/min。 式中：Q——礦井總風(fēng)量，m3/minQa——采煤工作面所需風(fēng)量，1500m3/min；Qb——掘進(jìn)工作面所需風(fēng)量，1000m3/min；Qc——硐室所需風(fēng)量，580m3/min；Qd——其他它巷道所需風(fēng)量，154m3/min；Kt——礦井通風(fēng)系數(shù)，一般可取Kt=1.2~1.25，此處取Kt=1.2由前述可知礦井通風(fēng)容易時期與時期所需風(fēng)量一樣，不同的是通風(fēng)路線。容易時期 時期 +580+154）×1.2=3880.8風(fēng)量分配與風(fēng)速驗120% （9-Ka——Ka=1.2；Qp=1.2×1500=1800m3/min。煤巷掘進(jìn)工作面：Qb1=250×4×1.2=1200巖巷掘進(jìn)工作面：Qb2=250×80%×1.2=240變電所：Qc1=80×1.2=96水泵房：Qc2=160×1.2=192m3/min采區(qū)絞車房：Qc3=80×2×1.2=192m3/min 庫：Qc4=100×1.2=120m3/min采區(qū)變電所：Qc5=80×1.2=96m3/min39-39-3井巷允許風(fēng)速最低允許風(fēng)速----8-8-8644-9-4

9-4風(fēng)速驗算結(jié)/m·s-礦井通風(fēng)阻90%左右，它是礦井通風(fēng)設(shè)計選擇主要通風(fēng)機(jī)的主要參數(shù)。主要通風(fēng)機(jī)的選擇，工作風(fēng)壓要滿足最大的阻力，因此先確定容易、時期的最大礦井最路通風(fēng)容易時期：地面—→副井—→井底車場—→輔助大巷—→軌道上山—→進(jìn)風(fēng)斜巷—→區(qū)段進(jìn)風(fēng)巷—→1207工作面—→區(qū)段回風(fēng)巷—→上山—→皮帶大巷→回風(fēng)井—→地面（9-通風(fēng)時期：地面—→副井—→井底車場—→輔助大巷—→軌道下山—→區(qū)段進(jìn)風(fēng)巷—→3208工作面—→區(qū)段回風(fēng)巷—→下山—→皮帶大巷—→回風(fēng)井—→地面（9-2）礦井通風(fēng)阻力計 （9-式中：hfr——巷道摩檫阻力9-59-6。9-5通風(fēng)容易時期阻力計LSUQQmm區(qū)段表9-6通風(fēng)時期阻力計LSUQQmm輔助大區(qū)段礦井通風(fēng)總阻

（9- （9-式中：1.2、1.15為考慮風(fēng)有局部阻力的系數(shù)∑hrfmin、∑hrfmax是礦井通風(fēng)容易和時期的阻力之和。則：hrmin=1.2×365.15=438.18Pa（<2940Pa）hrmax=1.15×1130.28=1299.82Pa（<29409-79-7礦井通風(fēng)總阻總阻力礦井通風(fēng)總風(fēng)阻計算：礦井通風(fēng)等積孔計

（9-

（9-總等積孔：Armin=1.1896/R0.5=3.52全礦總阻力：hrmin=438.18總風(fēng)阻為：R=hrmax/Qfmax2=0.31N·S2/m8總等積孔：Armax=1.1896/R0.5=2.13m2全礦總阻力：hrmax=1299.82Pa通風(fēng)容易時期和通風(fēng)時期的等積孔見表9-8由以上計算看出，本礦井通風(fēng)容易時期和通風(fēng)時期總等積孔均大于2m2，屬于通9-8礦井等積等積孔9-9礦井通風(fēng)難易程度等積孔對等積孔礦礦井通風(fēng)設(shè)備選選擇主要通風(fēng)機(jī)的基本原10主要通風(fēng)機(jī)必須裝有反風(fēng)設(shè)備，必須能在10min內(nèi)改變巷道中的方向考慮風(fēng)量調(diào)節(jié)時，應(yīng)盡量避免使用風(fēng)硐調(diào)節(jié)通風(fēng)機(jī)風(fēng)壓的確400m時可不計算自然風(fēng)壓在本設(shè)計中進(jìn)出風(fēng)井井口標(biāo)高差為10m，且均小于400hfsmin=hrmin-hN冬+h風(fēng)硐 hrmin——通風(fēng)容易時期礦井通風(fēng)總阻力hN冬——容易時期幫助通風(fēng)的自然風(fēng)壓，hN冬h風(fēng)硐——20~50Pa50Pa。通風(fēng)時期，考慮自然風(fēng)壓主扇通風(fēng)，主扇靜風(fēng)壓hfsmax=hrmax+hN夏+h風(fēng)硐 式中：hfsmax——通風(fēng)時期主要通風(fēng)機(jī)靜風(fēng)壓，Pa；hrmax——通風(fēng)時期礦井通風(fēng)總阻力hN夏——時期通風(fēng)的自然風(fēng)壓，hn夏h風(fēng)硐——20~50Pa50Pa。 （9-式中：Qf——實際風(fēng)量Q——風(fēng)井總風(fēng)量，m3/s通風(fēng)時期9-109-10主要通風(fēng)機(jī)工作參數(shù)一覽風(fēng)量m3·s-風(fēng)壓風(fēng)量m3·s-風(fēng)壓hf=Rf×Qf2確定；通風(fēng)機(jī)特性曲線由選擇的主要通風(fēng)機(jī)確容易時期：fsin=hfsin/f1in2=488.18/65.082=.15（2m8）時期：fsax=hfsax/f1ax2=1349.82/67.91=0.292（2/m8）所以，有風(fēng)機(jī)風(fēng)壓與風(fēng)量的關(guān)系：容易時期：hfsin=fsin×f2=0.1f2速為490r/min，根據(jù)FBDCZ-12-NO.27的特性曲線，可以確定主要通風(fēng)機(jī)實際工況點，如9-59-11。9-11主要通風(fēng)機(jī)性能參裝角風(fēng)量m3·s-電動機(jī)選根據(jù)礦井通風(fēng)容易時期和時期主要通風(fēng)機(jī)的輸入功率Nfmin和Nfmax計算電動機(jī)的由Nfmin/Nfmax=58/118=0.49<0.6，即需選兩臺電動機(jī)NminNminNemin

（9-NeNmax

（9-kee——電動機(jī)效率，取tr——傳動效率，電動機(jī)與通風(fēng)機(jī)直接相聯(lián)取1Nemin

581181.2Ne1181.20.921JS137-109-129-12電動機(jī)參Vr%對礦井主要通風(fēng)設(shè)備的要5%15%；置一套通風(fēng)機(jī)和一部備用電動機(jī)。備用通風(fēng)機(jī)或備用電動機(jī)和配套通風(fēng)機(jī)，必須能在101次。改變通風(fēng)機(jī)轉(zhuǎn)速或風(fēng)葉角度時，回采工作面和掘進(jìn)工作面都應(yīng)獨(dú)立通風(fēng)，特殊情況下串風(fēng)必須符合《煤炭安117條有關(guān)規(guī)定；對反風(fēng)風(fēng)硐的要為使進(jìn)風(fēng)井筒附近和井底車場發(fā)生火災(zāi)或瓦斯煤塵時的有害氣體不進(jìn)入工作面，危及井下工人的生命安全，我國《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定要求在10min內(nèi)能把礦井反轉(zhuǎn)60%。本設(shè)計采用反風(fēng)道反風(fēng)，即在出風(fēng)井另開反礦井的防治措瓦斯管理措142~146 條的有關(guān)規(guī)定立瓦斯的巡回檢測和連續(xù)檢測的雙重監(jiān)測系統(tǒng)，可靠預(yù)防和控制瓦斯事故的發(fā)生；在采煤工作煤以及與其相互連接的上下平巷設(shè)置CH4儀，監(jiān)測中CH4含CH4斷電儀；嚴(yán)格掌握風(fēng)量分配，保證各個工作面和機(jī)電硐室有足夠的新鮮給井下在冊人員配備式自救器煤塵的防利用環(huán)境安全監(jiān)測系統(tǒng)，及時測定中的煤塵濃度建立防塵、灑水、降塵系統(tǒng)，對煤流各點必須經(jīng)常噴霧灑水相鄰煤層及所有機(jī)道和回風(fēng)道必須設(shè)置隔爆水棚采掘工作面的工人應(yīng)按規(guī)定佩帶防塵帽和防塵防防9-1通風(fēng)容易時期立圖9-2通風(fēng)時期立體9-3通風(fēng)容易時期網(wǎng)圖9-4通風(fēng)時期網(wǎng)絡(luò)圖9- 通風(fēng)機(jī)工況10-1設(shè)計礦井基本技術(shù)經(jīng)濟(jì)指12層13m4°3～7（56d班278a9a井田長mm—低—開拓方式（目—m個1個1mmm個2大巷方——固定礦車和平板—mm3/千參考文[1].《采礦學(xué)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)[2].《煤礦開采學(xué)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)林在康、左秀峰.《礦業(yè)信息及計算機(jī)應(yīng)用》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)鄒喜正、劉長友.《安全高效礦井開采技術(shù)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)、陳炎光《中國煤炭高產(chǎn)高效技術(shù)，徐州：中國礦業(yè)大學(xué)錢鳴高、石平五.《礦山壓力及巖層控制》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué).《綜采開采的基礎(chǔ)理論》.：煤炭工業(yè)王省身.《礦井防治理論與技術(shù)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué).中國煤炭建設(shè)《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》.：中國計劃岑傳鴻、竇林名.《采場頂板控制與監(jiān)測技術(shù)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)蔣國安、呂家立.《采礦工程英語》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)李位民.《特大型現(xiàn)代化礦井建設(shè)與工程實踐》.：煤炭工業(yè)綜采設(shè)備管理手冊編委會.《綜采設(shè)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、韓振鐸.《采掘機(jī)械與傳動》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)洪曉華.《礦井提升》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)中配煤礦總公司物資供應(yīng)局.《煤炭工業(yè)設(shè)備手冊》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)章玉華.《技術(shù)經(jīng)濟(jì)學(xué)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)鄭西貴、.《采礦AutoCAD2006與提高》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)王德明.《礦井通風(fēng)與安全》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)楊夢達(dá).《煤礦地質(zhì)學(xué)》.：煤炭工業(yè)劉剛.《井巷工程》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)中國煤炭建設(shè).《煤炭建設(shè)井巷工程概算（2007基價）.：煤炭工業(yè)林在康、李希海.《采礦工程專業(yè)畢業(yè)設(shè)計手冊》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)杜計平.《采礦學(xué)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)專方法、一些基本概念和技術(shù)等進(jìn)行分析探討，為復(fù)合頂板條件下的回采巷道支護(hù)問題：復(fù)合頂板、回采巷道、支復(fù)合頂板的概軟弱巖層（如泥巖、炭質(zhì)頁巖等）,0.5m-2.0m之間的頂板。復(fù)合頂板的特經(jīng)過廣泛的了解，并對工作面回采巷道進(jìn)行詳細(xì)的統(tǒng)計數(shù)據(jù)分析來看觀測，得出圍巖活動劇烈。巷道掘進(jìn)后,頂板即出現(xiàn)了較明顯的變形和破壞，在工作面前方采動引起的集中應(yīng)力作用下，巷道頂板進(jìn)一步離層、折斷、冒落,并伴隨煤壁片幫更趨嚴(yán)重，巷道斷面嚴(yán)重收縮，斷面收縮率最高達(dá)60%，即高度為0.6m，寬縮小為2m，如圖1所示。由于斷面急劇收縮，使人員行走、材料十分，難以滿足通風(fēng)要求。工作面機(jī)無法與平巷內(nèi)的機(jī)正常搭接。為了解決機(jī)搭接問題，維系工作面生產(chǎn)一度采用工作面下出口巷道放頂辦法，放頂高度達(dá)2-3m，以致老頂懸露，無法進(jìn)行有效1-2。巷道支架破損嚴(yán)重被迫多次由于圍巖的劇烈活動巷道內(nèi)掘進(jìn)時所支設(shè)難以保持正常安全生產(chǎn)所需的巷道有效空間，為此，在原支護(hù)的基礎(chǔ)上再重新套設(shè)棚子，巷道圍巖活動劇烈處，最多套修了3次棚子。這種作法的結(jié)果，不僅造成了人力、物力、財力的巨大投入，而且使巷道的斷面急劇縮小，加劇了生產(chǎn)的狀況。巷道內(nèi)側(cè)超前掘進(jìn)短平巷與原巷，構(gòu)成回采工作面的生產(chǎn)系統(tǒng)。因此增加了工作面生11#1-1：表1-111#煤層回采巷道受壓破壞情1-1巷道斷面收縮示1-2巷道頂板及冒落示意以前的礦井采用的是礦用工字鋼梁加木柱腿的棚式支護(hù),支架與頂板及兩幫的空隙間充以雜木或圓木剎桿及水泥背板。該種支護(hù)方式屬于初期柔性(墊板及浮矸和浮煤的壓縮形發(fā)展，支架對圍巖產(chǎn)生以木支柱為主的近似剛性的支撐作用，而此時，由于頂板巖層錨桿的作錨索的應(yīng)金屬網(wǎng)的作道圍巖已破裂，由于碎石的碎脹作用和傳遞力的作用，使巷道深部巖石仍保持三向應(yīng)復(fù)合頂板下回采巷道采用錨桿支護(hù)的技使得頂板在承受支撐力之前就產(chǎn)生離層,斷裂現(xiàn)象巷道在初期尚能基本形,是，棚子支護(hù)處于一種等待頂板下沉狀態(tài)。當(dāng)支架承載時，頂板離層已經(jīng)達(dá)到一定程度，尤其是當(dāng)工作面回采時，工作面前方支承壓力影響范圍內(nèi)巷道支護(hù)載荷進(jìn)一步加大而此時的支架也就是圍巖支護(hù)已經(jīng)遭到破壞，只憑棚子已經(jīng)難以承受采動影響下高應(yīng)力的作用。,特別是經(jīng)過反復(fù)維護(hù)后巷道收縮到不能滿足正常回采的要求而造成工作面機(jī)與順槽機(jī)不能正常搭接,迫使工作面安全出口順槽處采用強(qiáng)制放頂?shù)姆椒〝U(kuò)大工作空間，造成不安全因素。巷道在掘進(jìn)時放崩倒棚子現(xiàn)象也經(jīng)常發(fā)生最多一個班扶10多架棚子使掘進(jìn)工作面經(jīng)常處于空頂狀態(tài)，放反復(fù)的促進(jìn)巷道頂板的離層、斷裂，為巷道埋下了安錨桿支護(hù)巷道機(jī)對于層狀煤層體中開掘巷道,其支護(hù)原則是：第一，充分發(fā)揮圍巖的自承能力，即完回采巷道錨桿支護(hù)參數(shù)設(shè)2.6200米，來確定錨桿各項參數(shù)。地壓計式中：Z---T/m4/3---巷道壓力拱系數(shù)r---T/(m3)2.5a---mf---支護(hù)參數(shù)選擇計式中：L---N---1.2b---2.6md=L/110=1.6/110=0.0146m式中：d---mmL---m綜合上式計算,結(jié)合復(fù)合頂板巖層的厚度,考慮錨固長度不能低于250mm,錨桿布置與垂直方向有一定傾角,1.6-1.8m,16-18mm金屬樹脂錨桿為宜。錨桿數(shù)量和平均間距的確根據(jù)巷道的跨度,所須組合梁彎曲時錨桿的布置應(yīng)使用所提供的抗剪力，必須保證組0.81.0米。