皖北煤电集团祁东煤矿180万t井设计

摘  要

　　本设计包括两个部分：一般部分和专题部分。

　　一般部分为皖北煤电集团祁东煤矿180万t井设计，全篇共分为十个部分：矿井概括及井田地质特征、井田境界及储量、矿井工作制度和设计生产能力、井田开拓、带区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升、矿井通风与安全和矿井基本经济技术指标。

　　皖北煤电集团祁东煤矿位于安徽省宿州市埇桥区境内，公路交通便利。矿井平均走向长度约为4500 m,平均倾斜长度约为2500 m,面积11.25km2.本井田内的主要可采煤层有五层，分别为32煤、61煤、71煤、82煤及9煤，可采总厚度为10.49m,煤层平均倾角为8.7°，为缓倾斜中厚煤层。井田内工业储量13627.11万t,可采储量10361.33万t.矿井平均涌水量为200m3/h,最大涌水量为340m3/h,属于水文地质条件比较简单的矿井。矿井的平均绝对瓦斯涌出量为62.99m3/min,平均相对瓦斯涌出量为 15.34m3/t,属于高瓦斯矿井。本矿主要可采煤层32、71、82、9煤层都具有爆炸危险性，无烟煤和天然焦一般不具爆炸危险性。2000年经煤科院抚顺分院鉴定，确定本矿各煤层属于三类不易自燃煤层。

　　本矿设计生产能力按年工作日330天计算，矿井工作制度设计采用"四·六"工作制，每天四班作业（三班生产、一班检修），每天净工作时间为18个小时，以缩短井下工人的辅助劳动时间，减轻煤矿工人的劳动强度。

　　祁东煤矿设计生产能力180万t/a,服务年限57.6年。采用立井两水平上下山集中大巷开拓，第一水平标高为-630m.矿井采用倾斜长壁综合机械化采煤法。工业广场位置的选择，有利于井田开拓和准备，有利于矿井建设施工和工业场地布置。

　　本矿采用连续运输能力较强的胶带输送机运煤，辅助运输一般采用轨道运输，并选用1.5t标准矿车，牵引设备一般采用电机车。由于本矿为高瓦斯矿井，只能选用矿用蓄电池电机车。

　　由已知条件可从《井筒断面图册》中选取各井筒的布置方式。主井井筒断面直径为6.5m,井筒装备为一对12t箕斗；副井井筒断面直径为7.5m,井筒内装备双层四车宽窄罐笼；风井井筒断面直径为5.5m,井筒内布置有梯子间和管路间。

　　首采工作面平均长度为280m.由于32煤赋存稳定，煤层倾角平缓，采煤机采用中部斜切进刀方式割煤，往返一次割一刀的割煤方式，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。工作面日进刀数6刀，即每班进2刀。采煤工作面的劳动组织采用追机作业形式。

　　为了顺利进行带区之间的接替，本矿采用沿空留巷方式进行带区接替准备，即本带区的轨道斜巷或运输斜巷，将留作下一带区的回采巷道。

　　本矿设计采用两翼对角式通风方式，以期达到防止矿井瓦斯积聚，实现矿井安全生产的目的。

　　关键词：立井；两水平；倾斜长壁；综合机械化；两翼对角式

Abstract

　　This design includes two parts: Common part and special part.

　　The common part is for Qidong coal mine, Wanbei coal-electricity group, the designed capacity 1.8million-ton new mine design, which contains altogether ten parts: Mine summary and mine field geological feature, Mine field boundary and reserves, Mine work routine and design productivity, Mine field development, Strip area tunnel arrangement, Coal mining method, Underground mine transportation, Mine hoisting, Mine ventilation and safety, and the basic economical technical index.

　　Qidong coal mine, Wanbei coal-electricity group, is located in the Yongqiao district, Suzhou, Anhui Province, with convenient communications. The mine field spreads with the average lateral length approximately of 4500m, the average inclined length of approximately 2500m, the area 11.25km2. There are 5 main workable coal seam in this mine field, the 32 seam, the 61 , the 71 seam, the 82 seam, and the 9 seam, with  the total thickness of 10.49m, the inclination angle of 8.7°， which are all the medium-thickness coal seam. The commercial reserve is 136.27 million tons, and the recoverable reserve is 103.61 million tons in this mine field. The average mine waterinflow is equally 200m3/h, with the peak of 340m3/h, belonged to the simple hydrogeological conditions mine. The mine is a gassy mine with the average absolute gas emission rate of 62.99m3/min, the relative gas emission rate of 15.34m3/t. The mian workable coal seam 32, 71, 82, 9 are all the coal seam liable to dust explosion, while the anthracite and the natural cokeare are out of the danger of dust explsion. Identificated by the Fushun branch of the Academy of coal science in 2000, the seams of this mine are all the Ⅲ no-easy spontaneous combustion seams.

　　This mine design annual output is figured according to the yearly working day of 330 days. The mine work routine is designed as the "four-six" working system, with four class of works （three classes to produce, one class to examine and repair） every day. The net operating time is 18 hours every day, to reduce the mine shaft worker's auxiliary labor time, to shorten the auxiliary time and lighten the labour intensity of the colliers.

　　The designed capacity of Qidong mine is 1.8 Mt/a, with a service life of 57.6a. It is developed with vertical shaft, double mining level, rise-dip, gathering mian roadway, and the first mining level of -630m. The coal mining method is longwall mining to the dip or the rise, fully-mechanized coal mining technology. For the choice of the industry square position, it must be advantageous to the mine development and preparation, to the construction and the industry location arrangement.

　　Belt conveyor has the advantage of strong continuous transportation, so it is the best choice for the coal transportion. The auxiliary transportion is undertaked by railway, with the normal 1.5t mine car. The transportion hauling equipment is always the mine locomotive, but this mine is a gassy mine, so the locomotive must be the storage battery locomotive.

　　According the known conditions, referring to the atlas of shaft section, the shaft sections are determined. The main shaft's radius is 6.5m, equipped with double 12t skip, the auxiliary shaft, 7.5m with double floor-four car- wide narrow cage, and the ventilating shaft, 5.5m with ladder roadway and pipeline roadway.

　　The length of the first working face is 280m. As the 32 coal seam's occurrence and stability is very well, with angle of coal seam flat. Shearer with the central oblique way into the coal wall cut the coal, with the former roller cutting the top coal while the latter cutting the drum coal. 6 knifes is complished every day, that is to say, 2 knifes every class. For the labor organization in coal face, machine-following is adopted. To ensure the timely relay of the strip, gob-side entry retaining is adopted. That is to say, the inclined rail-roadway or haulage-way of the existing strip, will be retained for the following one.

　　For this mine, the ventilation is radial ventilation of double-wing, to achieve the purpose of controlling the gas accumulation, and safety.

　　Key words: Vertical shaft; double level; Longwall mining to the dip or the rise; Fully-mechanized coal mining technology; Radial ventilation of double-wing

目  录

　　1 矿区概述及井田地质特征

　　1.1 矿区概述

　　1.1.1 地理位置及交通

　　祁东煤矿位于安徽省宿州市埇桥区祁县镇、西寺坡镇和固镇县湖沟区境内，东以33勘探线与龙王庙勘探区毗邻，西以F5断层与淮北矿业（集团）公司祁南煤矿分界；南起二叠系山西组82煤层露头，北至32煤层-700m水平地面投影线为界。

　　地理坐标：

　　东经117°02′49″-117°10′18″

　　北纬33°22′45″-33°26′53″

　　本矿井交通极为便利，京沪铁路从本区东北通过，北距宿州站约20公里，东距芦岭站1.5公里；206国道宿（州）蚌（埠）段从本区西侧通过，公路可直通徐州、阜阳、淮北、蚌埠等地；矿井内有淮河支流浍河通过，乘船可进入淮河和洪泽湖。详见图1-1.

　　1.1.2 矿区地形地貌

　　本井田地处淮北平原中部，地势平坦，地面标高+17.02m~+22.89m左右，一般在+21m左右，井田西北、东北地势略比东南高。太原组石灰岩岩溶裂隙水在正常情况下对煤层开采无影响。

　　本区属淮河水系，浍河由本矿（井田）北、东部流过，为常年有水河流。1984年最高洪水位：祁县闸上游水位达+20.75m,下游达+20.70m;1978年枯水期最低水位：祁县闸上、下游河干。1973年至1985年平均水位祁县闸上游水位标高+17.72m,下游+16.07m;历年最大流量，1965年临涣865m3/s,1954年固镇1340 m3/s ;历年最小流量临涣、固镇均为零；历年平均流量1973年至1985年临涣7.85m3/s,固镇23.2m3/s.自1968年12月新汴河开挖完成后，区内再也没有发生洪水灾害。对矿坑及矿区建设没有大的影响。

　　1.1.3 矿区气候

　　淮北地区属季风暖温带半湿润气候，春秋季多东北风，夏季多东-东南风，冬季多北-西北风。平均风速为3m/s,最大风速可达18m/s.平均气温为14.4℃，最低气温 （1988年12月16日）为-10.9℃，最高气温（1988年7月8日）为40.3℃。年平均降雨量为834mm,雨量多集中在七、八两个月。无霜期为208~220天，冻结期一般在十二月上旬至次年的2月中旬。

　　1.1.4 自然地震

　　据历史资料记载，安徽省北部地区自公元1925年以来发生有感地震40余次，其中1960年以来，发生较大的地震有7次，具体见表1-1.

　　根据安徽省地震局1996年编制出版的安徽省地震烈度区划图查得，本区属于4~6级地震区，地震基本烈度值小于Ⅵ，地震动峰值加速度值为0.05g.

　　1.1.5 工农业生产情况

　　本区村庄和人口较稠密，以农业为主，是淮北粮食生产基地之一，其次有牛、羊、鱼等养殖业，矿区周边有祁南煤矿、桃园煤矿等生产矿井。浍河是区内最大地表水体，也是农业灌溉的主要水源，由于浍河沿岸的煤矿长期把未经净化的差，并含有大量煤粉及其它杂质的地下水排到河内后，造成了河废水矿化度高、硬度大、水质水严重污染，使河水变质，无法饮用。

　　1.2 井田地质特征

　　1.2.1 井田地质构造

　　祁东煤矿位于淮北煤田宿县矿区宿南向斜内。宿南向斜的大地构造位置属徐淮隆起的徐宿坳陷区的南部，其主体构造表现为向斜断块形态，故宿南向斜为一由掀斜块段控制而东翼又为后期逆冲构造切割的不完整向斜，向斜轴向近南北，东翼受西寺坡逆冲断层由东向西推覆挤压影响，浅部地层倾角较大，并发育有一系列逆断层；西翼构造较为简单，地层倾角较平缓，断层稀少，详见图1-2.

　　宿南向斜东南部中生代岩浆岩活动较为强烈，侵入层位主要为6、7、8、9、10煤层，尤其对10号煤层影响较大。从向斜东南部到西北部，从下部煤层到中部煤层，岩浆侵入有逐渐减弱的趋势。

　　祁东煤矿位于宿南向斜的东南端，属宿南向斜的东南翼，其构造形态基本为一走向近东西、倾向北，倾角为10~15°左右的单斜构造，并在其上发育有次一级褶曲和断层。

　　地质精查阶段在区内查出褶曲2个、断层15条（不含龙王庙勘探区内的F16和F20）。地震补勘阶段在补勘范围内查出褶曲一个，组合断层45条，其中落差5m以下的为22条。

　　1.2.2 水文地质情况

　　新生界松散层厚度变化规律是受古地形制约的。在小张家潜山和阎夏潜山及其之间谷口向南形成的开阔盆地地貌和新构造断裂影响下，新生界松散层自东北向西南逐渐增厚，两极厚度234.70~453m,首采区一般厚度350~375m,魏庙断层以南一般厚度>400m.

　　煤层是以孔隙水和裂隙水为主要充水水源的矿床。地表水和松散层上部一含、二含、三含的地下水被三隔所阻隔，它们对矿床开采无影响。四含直接覆盖在煤系地层之上，厚度和岩性组合变化大。残坡积和漫滩沉积区富水性弱，谷口冲洪积扇沉积区富水性中等，但其分布范围有限，四含水对矿床开采是有影响的，煤系砂岩裂隙不发育，从简易水文及抽水试验分析，富水性弱，有的甚至具有水量衰减疏干趋势，亦表明煤系地下水以储存量为主，补给量不足的特点。          断层的富水性弱，导水性亦差。

　　太原组石灰岩岩溶裂隙水在正常情况下对煤层开采无影响。

　　经过勘探测定，矿井平均涌水量为200m3/h,最大涌水量为340m3/h,属于水文地质条件比较简单的矿井。

　　1.3 煤层特征

　　1.3.1 煤系地层

　　本区含煤地层为石炭二叠系，石炭系暂未作勘探对象。二叠系含煤地层为山西组，下石盒子组、上石盒子组，其总厚大于788m,共含煤10~30余层，其中主要可采煤层有5层，可采煤层平均总厚10.56m.由老到新分述如下：

　　1）二叠系下统山西组（P1S）

　　本组下界为石炭系太原组一灰之顶，其间为整合接触，上界为铝质泥岩下砂岩之底。地层厚度为100~135m,平均124m.含9、10（不可采）两个煤层。其岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，下部（10煤下）以深灰-灰黑色粉砂岩为主，局部地段夹灰色细砂岩；中部（9~10煤间）以粉砂岩和砂泥岩互层为主，上部（9煤以上）由砂岩、粉砂岩和泥岩组成。

　　2）二叠系下统下石盒子组（P1X）

　　本组下界为铝质泥岩下分界砂岩之底，与山西组呈整合接触，上界为K3砂岩之底。地层厚度为205~245m,平均厚度为234m.含4、5、6、7、8五个煤组十余层煤，主要可采煤层为61、71、82计三层。岩层由泥岩、粉砂岩、砂岩、煤层和铝质泥岩组成。砂岩多集中于63~8煤间和4煤上；该组底界"分界砂岩"位于铝质泥岩下10~28m,平均13m左右，但该层砂岩在本区不稳定、不甚发育，常被泥岩和粉砂岩代替。铝质泥岩位于82煤层下3~21m,平均8m左右，岩性为浅乳灰白色，杂有紫色、绿色、黄色花斑，具鲕状结构，富含铝土，为本区煤岩层对比的良好标志层。

　　3）二叠系上统上石盒子组（P2S）

　　本组下界为K3砂岩之底，与下伏下石盒子组为整合接触，上界不清，地层厚度大于400m.含1、2、3三个煤层组，其中主要可采煤层为32煤层。本组由粉砂岩、泥岩、砂岩和煤层组成，下部（3煤下）由砂岩、杂色泥岩、煤层组成，砂岩为白色-灰白色，细~中颗粒，底部砂岩成份单一，石英含量可高达90%以上；泥岩为灰色杂有大量紫色花斑，含分布不均的菱铁鲕粒和铝土质。中下部（3~2煤间）以紫色和灰色泥岩为主，砂岩层较少，常在3煤层顶板附近发育有厚层中细砂岩。中上部（2~1煤间）以粉砂岩和泥岩为主，间夹砂岩。上部（1煤上）以粉砂岩和砂岩为主，夹泥岩。

　　关于本矿井煤系地层的综合柱状图详见图1-3.

　　1.3.2 煤层埋藏条件

　　本区煤层走向近东西，倾向南北，北高南低，平均倾角为8.7°，井田西部最陡处倾角为9.8~10.2°，属于缓倾斜煤层，但煤层倾角整体小于12°，所以准备时可以考虑采用带区准备方式；

　　基岩风化带：15.7~17.9m;

　　强风化带厚度：6.78~9.08m.

　　1.3.3 煤层及煤质情况

　　1）煤层情况

　　本区二叠系含煤地层共含1~11煤层（组），可采者自上而下编号为1、22、23、32、60、61、62、63、71、72、81、82、9、10计14层，其中32、71、82、9为主要可采煤层，61、63为可采煤层，1、22、23、60、62、72、81、10为局部可采煤层。主要可采煤层平均总厚10.56m. 主要可采和可采煤层为较稳定煤层，局部可采煤层为不稳定煤层。现从上而下将各主要可采煤层赋存情况分述如下：

　　（1）32煤层

　　位于地表下平均350m左右，全区可采，煤层厚度0~3.21m,平均1.82m,变异系数54%,可采指数0.91,煤层结构复杂，多具1~3层泥岩或炭质泥岩夹矸，煤层顶底板岩性以泥岩为主，局部为粉砂岩或细砂岩，砂岩、粉砂岩零星分布。综合评定32煤层为较稳定的主要可采煤层。

　　（2）61煤层

　　61煤层位于32煤层下部20m左右的第二可采煤层，也是6煤组内发育最好的一层，全区可采的较稳定煤层，煤层厚度0~8.54m,平均1.72m,变异系数67%,可采指数0.82,大面积可采，煤层结构简单，少有一层泥岩夹矸，煤层顶板以泥岩为主，少粉砂岩和砂岩，该煤层稍有岩浆侵入，为可采煤层。

　　（3）71煤层

　　位于61煤层下一般15m左右，是7煤组中的上分层，以33线为界，71和72发育程度有所区别，71煤层是全区发育的稳定、较稳定煤层，并且局部地段可还有72煤合并到71煤层。在33线以西71煤层厚度0~3.90m,平均1.75m,变异系数55%,可采指数0.85, 33线以东煤层厚度0~9.41m,平均厚度为2.24m.煤层结构一般以一层泥岩夹矸为多，在71和72煤层合并区内，可有2~3层夹矸。属于复杂结构煤层。为较稳定主要可采煤层。煤层顶板岩性在25-26线以西以砂岩为主，粉砂岩次之；25-26线以东以泥岩为主，零星分布砂岩和粉砂岩。煤层底板岩性以泥岩为主，零星分布粉砂岩和细砂岩。综合确定71煤层在33线以西为全区可采的较稳定煤层，在33线以东为主要可采的稳定煤层。

　　（4）82煤层

　　82煤距离其上部的71煤较远，垂直距离约为160 m左右；煤层结构复杂，普遍具一层泥岩夹矸。属较稳定的主要可采煤层。煤层发育情况仍以33线为界分东西两部，西部煤层厚度为0~3.83m,平均厚度为1.65m,变异系数为45%,可采指数为88,面积可采率为94%;在33线以东地区，煤层厚度为0~16.42m,平均厚度为3.09m,变异系数：40线以北为63%,40线以南为61%,可采指数为0.75,面积可采率为88%,不可采范围集中在33线附近和36线以南浅部，不可采主要为沉积原因，个别地段是岩浆岩侵入而造成的，煤层顶板岩性大部分为砂岩，粉砂岩和泥岩则为零星分布，底板岩性主要为粉砂岩，次为泥岩或砂泥岩互层。综合确定82煤层为全区可采的较稳定煤层。

　　（5）9煤层

　　位于82煤层下10~21m,平均15m左右，因此可以与82煤集中联合布置。煤层发育情况为32线以西煤层发育较好，32线以东发育程度较差，主要由沉积原因造成的煤层不可采，其余零星不可采区多因岩浆岩侵入破坏所致，煤层厚度的变化亦因岩浆岩侵入而遭到破坏，32线以西估算储量范围内煤层厚度为0~5.78m,平均厚度为2.65m,变异系数为57%,可采指数为0.84,面积可采率为93%,岩浆岩侵入点52个，占穿过点的32%,是仅次于10煤层受岩浆岩侵入破坏最大的煤层，煤层结构简单，部分结构复杂乃因岩浆岩侵入煤层之中所造成。煤层顶板多为砂岩，其次为粉砂岩或泥岩。底板主要为泥岩，少量为粉砂岩或细砂岩。综合确定9煤层在本矿32线以西估算储量范围为较稳定的主要可采煤层。

　　上述各煤层顶底板的稳定性以原煤炭科学院牛锡绰提出的分类方案为依据认为：砂岩属中等稳定型，粉砂岩属不稳定-中等稳定型，泥岩属不稳定型。

　　各主采煤层之间的相互关系为：32煤层是位于最上部的主要可采煤层，其埋深为-330m,平均厚度为1.82m;61煤则是位于32煤下方30m左右的第二可采煤层，也是6煤组发育最好的一层煤，其平均厚度为平均1.52m;71煤位于61煤下部30m左右，煤层平均厚度为1.75m;82煤距离其上部的71煤较远，垂直距离为120m,82煤的平均厚度为1.65m;9煤位于本区主要可采煤层的最下部，距82煤40m,其平均厚度为平均2.65m,可以与82煤进行联合布置。

　　2）主采煤层煤质情况

　　32煤层为中灰、低中硫、特低磷、高挥发分、中热值、强粘结性的气煤，含有少量1/3焦煤。

　　61煤层为低中灰、特低硫、中高挥发分、中热值、强粘结性的肥煤，并且局部含有少量的1/3焦煤。

　　71煤层为中灰、特低硫，特低磷、中高挥发份、中热值、强-特强粘结性的1/3焦煤和肥煤。

　　82煤层为低中灰、低硫、特低磷、中高挥发分、中热值、强-特强粘结性的1/3焦煤和肥煤，并且含有少量无烟煤。

　　9煤层为中灰、低硫、特低磷、中高挥发分、中热值、强~特强粘结性的肥煤和1/3焦煤，并有少量无烟煤。

　　当煤层受岩浆岩侵入时，造成原煤灰分增加，精煤挥发分和煤的粘结性能降低，煤变质为天然焦或贫煤、无烟煤。不但降低了煤的可采性，也使煤质指标稳定性变差。

　　1.3.4 主采煤层顶底板条件

　　1）32煤层

　　顶板以泥岩（不稳定）为主，厚度两极值为0.71~9.28m,一般为2~3.50m,局部地段变化较大；粉砂岩或砂岩顶零星分布，少见伪顶。底板一般均为泥岩，厚度多在1.50m上下，局部地段变化大。

　　2）61煤层

　　61煤层上部含有不稳定的泥岩（不稳定）伪顶，平均厚度为1.13m,伪顶上部是稳定的砂岩，厚度在3.8~6.4m之间，另有少量粉砂岩和中砂岩，该煤层稍有岩浆侵入，但整体而言，煤层的顶板条件较好。煤层底板与32煤层相似，一般为泥岩，厚度多在2.1m左右，局部地段有所增减。

　　2）71煤层（进行布置）

　　顶板岩性变化较大，粉砂岩、泥岩为主（中等稳定、不稳定），间夹砂岩，少见伪顶；不同岩性其厚度一般为：粉砂岩、泥岩>2m,砂岩>4m,局部地段变化颇大。底板基本为泥岩，罕见砂岩；厚度一般约1.50~2.0m,24~24-25线厚度约为3m.

　　3）82煤层

　　顶板砂岩为主（中等稳定），间夹粉砂岩、泥岩及岩浆岩。砂岩厚度：魏庙断层以北F22~27线>4m,27~30线>10m;魏庙断层以南>1.50m;局部地段变化急剧，少见伪顶。底板岩性变化颇大，泥岩、粉砂岩及砂泥岩互层相间，少见砂岩；厚度一般约2~4m.

　　1.3.5 煤层瓦斯情况

　　（1）全矿井

　　最大绝对CH4涌出量：64.09m3/min,最大相对CH4涌出量：15.61m3/t;

　　平均绝对CH4涌出量：62.99m3/min,平均相对CH4涌出量：15.34m3/t;

　　最大绝对CO2涌出量：8.55m3/min,最大相对CO2涌出量：2.08m3/t;

　　平均绝对CO2涌出量：8.53m3/min,平均相对CO2涌出量：2.07m3/t;

　　（2）分煤层

　　各煤层瓦斯压力和瓦斯含量分别为：

　　32煤层：3.40MPa   8.05m3/t;

　　61煤层：2.30MPa   10.97m3/t;

　　71煤层：2.70MPa   10.08m3/t;

　　82煤层：2.82MPa   10.91m3/t;

　　9煤层：2.30MPa    9.09m3/t;

　　煤层突出危险性，9煤为突出煤层；32、61煤的地质构造带有突出危险；71煤层瓦斯含量较大。

　　（3）结论

　　祁东煤矿瓦斯鉴定相对涌出量定级数据应取15.61m3?/t,故属于高瓦斯矿井，在设计是要考虑矿井瓦斯涌出量并制定相应的预防防治措施。

　　1.3.6 煤尘爆炸特性

　　本矿各可采煤层煤尘爆炸试验成果见表1-2.

　　由表可知，各煤层皆有一定火焰长度，煤尘爆炸指数在30左右，均大于15,皆具煤尘爆炸危险，需通入20%~85%岩粉量方可抑制煤尘爆炸。

　　2000年经煤科院抚顺分院鉴定，本矿主要可采煤层32、71、82、9煤层都具有爆炸危险性。

　　无烟煤和天然焦一般不具爆炸危险性。

　　1.3.7 煤的自燃情况

　　各可采煤层在勘探阶段通过燃点测试用四级分类，各煤层以Ⅲ~Ⅳ级为主（不易自燃~不自燃），局部地段为很易自燃~易自燃。

　　2000年经煤科院抚顺分院鉴定，确定各煤层属于三类不易自燃煤层，故不需要进行防治煤层自燃的具体措施。

　　1.4 本章小结

　　本章首先叙述矿区的地理位置、交通情况、地形地貌特征、地质灾害、工农业发展情况，并且要简要说明矿区气候条件，包括年平均气温、最高温度、最低温度、结冻期、冻土深度、降雨量、风向、风速等；同时具体交代了矿区地面河流、湖泊、沟渠的分布、洪水位记录、居民用水水源、水质情况等。

　　其次叙述了本区井田地质特征，主要包括井田地质特征、井田范围内地质构造、矿区水文地质情况。这些井田的基本地质情况，是本矿设计的最基础资料，也是整个矿井规划总的基础。

　　最后叙述了矿区煤系地层情况、煤层的埋藏条件，包括煤层走向、倾向和倾角变化，煤层露头深度及分化带深度；煤层层数、煤的最大、最小和平均厚度，煤层的最大、最小和平均间距，煤层的稳定性、煤层特点、煤层编号和用途，煤层结构，全矿井以及各煤层瓦斯涌出量，煤尘爆炸危险性及爆炸指数，煤的自燃倾向性。

　　2 井田境界和储量
　　2.1 井田境界
　　2.1.1 井田境界划分的原则
　　2.1.2 井田境界的划分

　　2.2 井田工业储量
　　2.2.1 资源/储量估算范围
　　2.2.2 资源量分类
　　2.2.3 主采煤层平均视密度
　　2.2.4 矿井主要可采煤层赋存面积计算
　　2.2.5 矿井储量级别划分与套改

　　2.3 井田可采储量
　　2.3.1 煤层最小可采厚度
　　2.3.2 资源储量界线的确定
　　2.3.3 设计采区回采率
　　2.3.4 保护煤柱储量及可采储量的计算
　　2.4 本章小结

　　3 矿井工作制度和设计生产能力
　　3.1 矿井工作制度
　　3.1.1 循环作业方式
　　3.1.2 综采工作面循环作业
　　3.1.3 矿井工作制度的确定

　　3.2 矿井设计生产能力
　　3.2.1 矿井设计生产能力的影响因素
　　3.2.2 矿井设计生产能力
　　3.2.3 矿井开采能力
　　3.2.4 矿井开采能力校核

　　3.3 矿井服务年限
　　3.3.1 矿井设计服务年限
　　3.3.2 矿井年工作日数的确定
　　3.3.3 矿井每昼夜净提升小时数的确定
　　3.4 本章小结

　　4 井田开拓
　　4.1 井田开拓的基本问题
　　4.1.1 井田开拓的内容
　　4.1.2 井田开拓方式分类
　　4.1.3 井田开拓的基本问题

　　4.2 开拓方案比较
　　4.2.1 基本情况
　　4.2.2 开拓方案技术比较
　　4.2.3 开拓方案经济比较
　　4.3 矿井基本巷道
　　4.3.1 井筒
　　4.3.2 井底车场

　　4.4 主要开拓巷道
　　4.4.1 开拓巷道布置方式
　　4.4.2 轨道大巷
　　4.4.3 运输大巷
　　4.4.4 回风大巷
　　4.5 本章小结

　　5 带区巷道布置
　　5.1 煤层地质特征
　　5.1.1 煤层赋存特征
　　5.1.2 煤层物理特征
　　5.1.3 煤层工业特征
　　5.1.4 煤层瓦斯及煤尘特征

　　5.2 带区巷道布置及生产系统
　　5.2.1 仰斜开采和俯斜开采
　　5.2.2 工作面布置方式的确定
　　5.2.3 倾斜条带长度的确定
　　5.2.4 确定工作面长度
　　5.2.5 带区之间的接替方式
　　5.2.6 带区巷道布置
　　5.2.7 带区主要硐室布置
　　5.2.8 带区运输、通风生产系统的确定

　　5.3 带区车场设计
　　5.4 带区采掘计划
　　5.4.1 带区主要巷道参数的确定
　　5.4.2 确定带区生产能力
　　5.4.3 计算带区回采率
　　5.5 本章小结

　　6 采煤方法
　　6.1 采煤方法和回采工艺
　　6.1.1 采煤方法的选择
　　6.1.2 工作面回采工艺及设备选型
　　6.1.3 工作面装、运煤方式
　　6.1.4 支护工艺方式选择
　　6.1.5 采煤机工作和进刀方式
　　6.1.6 工作面顶板管理

　　6.1.7 工作面超前支护
　　6.1.8 采煤机滚筒螺旋选择
　　6.1.9 回采工艺
　　6.1.10 工作面劳动组织
　　6.1.11 工作面生产成本
　　6.1.12 主要经济技术指标

　　6.2 综采工作面巷道布置
　　6.2.1 巷道掘进方式
　　6.2.2 巷道掘进施工方法
　　6.2.3 掘进施工注意事项
　　6.3 本章小结

　　7 井下运输
　　7.1 概述
　　7.2 带区运输设备选择
　　7.2.1 带区运输设备
　　7.2.2 分带斜巷带式输送机的选型验算
　　7.3 大巷运输设备选择
　　7.3.1 大巷运煤设备的选择
　　7 3.2 大巷辅助运输设备
　　7.3.4 列车组成计算
　　7.4 本章小结

　　8 矿井提升
　　8.1 概述
　　8.2 主副井提升
　　8.2.1 设计依据
　　8.2.2 主副井提升
　　8.3 提升钢丝绳的选择计算
　　8.3.1 提升钢丝绳的选择
　　8.3.2 钢丝绳的验算

　　8.4 提升机的选择
　　8.4.1 摩擦轮的直径确定
　　8.4.2 提升机强度校验
　　8.5 提升电动机选择
　　8.6 提升机与井筒的相对位置
　　8.6.1 塔式摩擦提升机的井塔高度
　　8.6.2 有导向轮式钢丝绳对摩擦轮的围包角
　　8.6.3 尾绳环高度
　　8.7 本章小结

　　9 矿井通风与安全
　　9.1 矿井通风系统选择
　　9.1.1 矿井概况
　　9.1.2 矿井通风系统的基本要求
　　9.1.3 矿井通风类型的确定
　　9.1.4 设计服务范围的确定
　　9.1.5 主要通风机的工作方法
　　9.1.6回采工作面通风类型的确定

　　9.2 全矿所需风量的计算及其分配
　　9.2.1 采煤工作面所需风量的计算
　　9.2.2 掘进工作面所需风量
　　9.2.3 硐室所需风量
　　9.2.4 其它巷道硐室所需风量
　　9.2.5 矿井总风量计算
　　9.2.6 风量分配

　　9.3矿井通风阻力计算
　　9.3.1 矿井通风的两种路线阻力路线
　　9.3.2 矿井通风摩擦阻力计算
　　9.3.3 两个时期的矿井总风阻和总等积孔
　　9.4矿井通风设备的选择
　　9.4.1 选择主要通风机
　　9.4.2 电动机选型

　　9.5矿井灾害防治
　　9.5.1 井下防尘
　　9.5.2 瓦斯的预防
　　9.5.3 火灾的预防
　　9.5.4 水灾的预防
　　9.6 本章小结
　　10 矿井基本技术经济指标

　　参考文献

　　软岩巷道变形机理研究
　　1 绪论
　　1.1 研究软岩巷道变形机理的目的和意义
　　1.2 国内外研究现状及存在问题
　　1.3 研究内容与方法
　　2 煤矿软岩巷道的变形特征
　　2.1 工程软岩
　　2.2 软岩巷道变形特征

　　3 软岩巷道变形机理研究
　　3.1 项目研究的试验对象
　　3.1.1 巷道断面特性
　　3.1.2 巷道围岩、煤层特征
　　3.1.3 掘进范围内采掘情况
　　3.2 巷道施工监测内容
　　3.2.1 巷道表面位移观测
　　3.2.2 围岩应力变化观测

　　4 观测结果分析
　　4.1 巷道表面位移观测结果分析
　　4.2 巷道围岩应力观测结果分析
　　4.3 软岩巷道变形机理分析
　　4.3.1 巷道支护
　　4.3.2 巷道变形机理分析

　　5 软岩巷道变形的预防控制措施

　　本文研究软岩巷道为大断面矿井生产准备巷道，服务年限为20年，要求支护结构稳定、断面满足生产要求、经济合理，结合围岩特性，采用图5所示设计方案进行施工，取得了预期的支护效果。

　　本文从软岩的地质特性，以及软岩巷道支护形式两方面出发，分析了软岩巷道的变形机理，用以指导软岩巷道支护设计，并进行了现场实践，取得了较好的效果。结合前文相关的分析理论，以及现场工程实际取得的效果，本文对软岩巷道变形的预防与控制提出如下的措施：

　　（1）对于软岩巷道，单纯提高支护强度和刚度不能从根本上解决问题，简单的联合支护方式也不能取得预期效果。

　　（2）软岩巷道支护，需要从两个方面着手，即改善巷道围岩的软弱松散特性，和提供有效可靠的巷道支护的施工工艺，可以提高巷道围岩自身的强度，增加其承载能力，进一步增强巷道软岩的自稳能力。

　　（3）选择强度合理、刚度合理的支护形式，以及合适的支护时机，对于软岩巷道的稳定也是极为重要的，这都需要结合巷道围岩实际的情况进行选择确定。

　　（4）对于软岩巷道支护，支护方案应贯彻"长短结合、刚柔互补"的支护理念，协调施工时间、空间及研究对象，充分发挥锚索、锚杆、喷砼、锚注各种支护结构各自的优势，共同形可靠的巷道支护系统，最终实现巷道的稳定。

　　参考文献
　　[1] 李凤仪等。岩体开挖与维护。中国矿业大学出版社。2003
　　[2] 靖洪文等编著。软岩工程支护理论与技术。中国矿业大学出版社。2008
　　[3] 李明远等。软岩巷道锚注支护理论与实践。煤炭工业出版社。2001
　　[4] 靖洪文等。软岩巷道围岩松动圈变形机理及控制技术研究。中国矿业大学学报。1999.11
　　[5] 王连国。锚注支护技术在砌碹巷道修复加固中的应用[J].矿业研究与开发，2000（20）3:45-48
　　[6] 何满潮。软岩工程的理论与实践[M].中国矿业大学出版社，1996
　　[7] 董方庭。巷道围岩松动圈支护理论[J].煤炭学报，1994.4
　　[8] 张农。软岩巷道滞后注浆围岩控制研究[D].徐州：中国矿业大学，1999
　　[9] 杨新安。软岩巷道锚注支护机理与技术的研究[D].徐州：中国矿业大学，1995
　　[10] 林育梁。软岩工程力学若干理论问题的探讨[J].岩石力学与工程学报，1999（18）6:690-693
　　[11] 耿献文等。矿山压力测控技术。中国矿业大学出版社。2002

致  谢

　　本设计拟定题目从三月开始，现已定稿，历时三个多月。值此毕业设计完成之际，向我的指导老师张军致以诚挚的谢意。在整个毕业设计与论文的写作过程中，张军老师和其他老师都给予了我许许多多的帮助和关怀。张老师学识渊博、治学严谨，在各位老师的细心指导中，我不仅系统的复习了所学的专业知识，而且使我学会了设计和论文的写作思路和方法，同时也提高了我查阅资料、手工及CAD绘图的能力，尤其是跟张老师一起在皖北煤电集团祁东煤矿的那段时间，使得我分析和解决实际工程问题的能力有了很大的提高。

　　其次，我要感谢各位给我们授课的老师，正是有了他们"传道、授业、解惑",孜孜不倦的育人精神，我们才能学得非常广泛、全面的专业知识，从对采矿的一无所知到对采矿事业热爱，我从他们身上学到了如何分析和解决问题，以及为人处事之道。各位指导老师积极热情、认真负责、实事求是、勤勤恳恳的工作态度，给我留下了深刻的印象，使我受益匪浅，在此我谨向各位老师表示深深的敬佩。

　　再次，我也要感谢我的母校华北科技学院，给我提供了良好的学习环境和生活环境，让我能够安心学习，让我的大学生活如此的丰富多姿。同时，衷心感谢我的各位同学，与他们共同度过了人生的重要阶段，我会永远珍藏着一份兄弟情谊。在毕业论文写作中，与他们的探讨交流，也给了我很多的帮助和支持，使我受益颇多，在此深表感谢。

　　最后，向我的家人表示深深的感谢。虽然家中情况不是很好，但他们坚持供我上大学。他们的关心、鼓励和支持，是我不断前进的动力。这使我懂得无论身在何处，一定要珍惜学习机会，珍惜亲情、友情，并时时怀揣感恩之心，努力完善自己，不断提高自身素质，争取成为一个对社会有益的人。

　　毕业设计的完成，意味着大学生活即将结束，同时这也是一个新的开始。我会永感谢那些曾经给予我帮助的人，同时，我也会在以后的工作和学习中勤勤恳恳、踏踏实实，为创建更加和谐的美好社会贡献自己的力量。

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