顧橋井田煤礦礦井初步設計及論大學生寫作能力

第一章礦區(qū)概述機井田地質特征1.1礦區(qū)概述1.1.1礦區(qū)的地理位置、地形特點、交通條件及居民點分布情況一、位置與交通顧橋井田位于安徽省淮南市鳳臺縣城西北約20km處，地理坐標為東經(jīng)116°26′15″～116°37′00″，北緯32°43′47″～32°52′30″。位于潘謝礦區(qū)中西部，東距鳳臺縣縣城約20km。其東與丁集礦井為鄰，其西與張集礦井相接。井田范圍：北起F81斷層，南止F211斷層，西自1煤層隱伏露頭，東至三十一勘探線和13-1煤層-1000m底板等高線地面垂直投影線。全井田南北走向長平均約13km，東西傾斜寬平均11km左右，面積約140km2。顧橋井田南部有阜（陽）～淮（南）鐵路，潘謝礦區(qū)鐵路從礦井井口附近通過，礦井煤炭產(chǎn)品可通過上述鐵路西接京九線，東達京滬線，進而可運往全國各地；井田中部有鳳（臺）～利（辛）省道，東部邊緣有鳳（臺）～蒙（城）公路。礦井進場道路從鳳（臺）～利（辛）公路延接入礦，只有687m長的距離；另外，井田內的永幸河、西南外緣的西淝河均可通行民船，繼而與淮河相接，形成水上運輸通道。因此，顧橋礦井對外交通十分方便。二、地形與河流本井田位于淮河沖積平原，地形平坦，除西淝河與崗河沿岸一帶地勢低洼、雨季易成內澇以外，地面標高一般為+21～+24m?？傮w地勢為西北高、東南低。永幸河由西北至東南流經(jīng)井田中部；而與永幸河流向相同的西淝河則流經(jīng)井田西南緣外側，在魯臺孜入淮，是地表水集中排放的主渠道。此外，井田內尚有縱橫交錯的人工溝渠。三、氣候與氣象本區(qū)屬季風溫暖帶半濕潤氣候，季節(jié)性明顯，夏季炎熱，冬季寒冷。年平均氣溫15.1℃，極端最高氣溫41.2℃（66年8月8日），極端最低氣溫-22.8℃（69年1月31日）。年平均降雨量926.30mm，最大1723.5mm（1954年），最小471.9mm（1966年），日最大降雨量320.44mm,小時最大降雨量75.3mm。降雨多集中在6、7、8三個月，約占全年的40%。年平均蒸發(fā)量1610.14mm（水面），最大2021.1mm（58年），最小1261.2mm（80年）。蒸發(fā)量大于降雨量，潮濕系數(shù)近似0.5。春夏兩季多東南風、東風，秋季多東南、東北風，冬季多東北、西北風。平均風速3.18m/s，最大風速20m/s。年初霜期在11月上旬，終霜期為次年4月中旬，無霜期191～238天。初雪一般在11月上旬，終霜在次年3月中旬，雪期72～127天，最長138天，最短26天，最長連續(xù)降雪6天，日最大降雪量16cm四、地震根據(jù)歷史資料，淮南地區(qū)地震活動強度不大，以輕度破壞和有感地震為主。穎上縣志記載有感地震16次，其中1931年在明龍山曾發(fā)生6.25級地震，震中最大烈度7度。其它地區(qū)地震，如1668年郯城8.5級地震，1917年霍山6.25級地震，1937年荷澤7級地震，對本區(qū)均有波及，但無較大破壞。在抗震方面，安徽省地震局皖震發(fā)地字（84）020號文對淮南地區(qū)未來百年內的地震基本烈度定為7度。五、供電電源礦區(qū)附近有田家庵、平圩及洛河3座電廠，井田附近有張集、蘆集2座220kV區(qū)域變電所，礦井電源充足，供電可靠。經(jīng)計算，顧橋礦井及同建的選煤廠的最大用電負荷為100000kW，其中礦井10000kW。礦井地面設110kV變電所1座；其2回供電電源接自蘆集220kV區(qū)域變電所。經(jīng)淮南礦業(yè)（集團）公司與淮南供電部門協(xié)商，供電部門業(yè)已同意由蘆集220kV變電所分配給本礦井2個110kV出線間隔，并簽訂了供電協(xié)議。另外，供電部門計劃在顧橋鎮(zhèn)附近建設1座220kV區(qū)域變電所。若建設時間允許，顧橋礦井2回110kV線路也可考慮接自該變電所，因此礦井供電電源可靠。六、供水水源礦井及選煤廠最高日用水量為11939.5m3，其中水眼井需日供水量2941.5m本井田地下水資源十分豐富。新生界第二含水組水質均符合飲用水標準，含水組沙層較厚，水量豐富，水質優(yōu)良，可作為礦井飲用水等生活用水水源；另外，礦井井下排水量較大，正常涌水量為850m31.2井田地質特征1.2.本井田地形平坦，地面標高一般為＋21～＋24m。永幸河流經(jīng)井田中部；鳳（臺）～利（辛）公路及潘謝礦區(qū)鐵路自東至西縱貫全井田。1.2.2地層及煤層顧橋井田屬全隱蔽含煤區(qū)，鉆探所及地層由老到新依次有奧陶系、石炭系、二疊系和新生界。本井田新生界松散層224.10～576.00m。含煤地層為石炭、二疊系，共有9層可采煤層，平均總厚度24.11m，其中13-1、11-2、8、6-2和1煤層為主采煤層，平均總厚度21.14m，各煤層賦存穩(wěn)定，傾角一般5°～15°。1.2.3井田的勘探程度顧橋井田從1966年至1980年間在原有勘探區(qū)內先后施工鉆孔387個，井田范圍擴大后，又增加了原屬張集、丁集二井田的部分鉆孔49個、顧橋煤層氣測試井1個和井筒檢查孔7個，全井田共有鉆孔444個，鉆探工程量346528.70m。其中地質孔407個，工程量326336.65m；水文孔37個，工程量20212.05m，抽水25次。此外，還施工了供水水源詳勘孔56個，工程量5885.81m。上述鉆孔絕大部分實施了測井工作。為配合原有勘探區(qū)的資源勘探工作，還進行了光電和模擬地震勘探，共施工測線長1661.08km，計22786個物理點。為了進一步查明地質構造及主要煤層的賦存狀況，1995年又對原勘探區(qū)大部分區(qū)段進行了高分辨率數(shù)字地震補充勘探，完成測線總長781.5km，物理點計35470個，目前即將完成首采塊段三維地震勘探工作。實踐證明：在資源勘探過程中，采用地震先行、鉆探驗證、測井定厚的綜合方法是合理的，地震和鉆探工程在一水平和首采區(qū)進行加密控制是正確的，而后期又對生產(chǎn)水平和地質勘探程度偏低的深部及南部實施高分辨率數(shù)字地震勘探也是必要的。經(jīng)過上述各階段勘探工作，控制了本井田總體地質構造形態(tài)，查明了主要斷層和褶曲的發(fā)育情況，查明了可采煤層層位、厚度、結構、可采范圍和煤質特征，查明了水文地質條件及供水水源的水質類型，確定了主要供水含水層，并對其它開采技術條件作了詳細了解，地質勘探研究程度是比較高的。1.2.4井田的地質構造本井田位于淮南復向斜中部，屬陳橋背斜東翼與潘集背斜西部銜接帶。煤系地層總體形態(tài)為一走向近南北、傾向東、傾角多為5°～15°的反“S”型單斜構造。其中發(fā)育有一系列寬緩褶曲和斷層。根據(jù)褶曲和斷層發(fā)育特點，可將本井田劃分為北部寬緩褶曲擠壓區(qū)、中部簡單單斜區(qū)、中南部“X”型共軛剪切區(qū)和南部單斜構造區(qū)四部分。共發(fā)現(xiàn)斷層167條，大致可劃分為近東西、北西、北東向3個斷層組。由于受區(qū)域構造作用影響，井田五線以北構造中等，五線～F92斷層之間構造簡單，F(xiàn)92斷層以南構造中等偏復雜。1.2.4井田的水文地質特征本井田水文地質條件屬巨厚覆蓋層下多煤層、多含水層、充水因素復雜的礦床，其富水性屬簡單～中等，與地表水體無水力聯(lián)系。（一）主要充水因素本井田基巖被厚度介于224.10～576.00m之間的西北厚、東南薄的新生界松散層所覆蓋。按松散沉積物組合特征及其含、隔水性能不同，自上而下大致可分為4個含水組、4個隔水組和1個碎石層。其中第三隔水組除在局部古地形隆起處變薄或缺失外，絕大部分分布穩(wěn)定，厚度一般為30～55m，系其上、下含水層間的良好隔水層。第四含水組在七線以北與基巖直接接觸，厚度多為30～80m，系基巖含水組的主要補給水源。底部的碎石層若與含水層接觸時，有可能起到一定的導水作用。二疊系砂巖以中、細粒為主，局部裂隙發(fā)育，一般為鈣質充填，富水性弱，以儲存量為主，且因間夾泥巖和煤層，含水組之間在自然狀態(tài)下無密切的水力聯(lián)系。但是，若被斷層切割或受采動影響而致地下水水力均衡遭到破壞時，上、下含水層之間有可能互相溝通，從而導致局部砂巖裂隙水突潰現(xiàn)象的發(fā)生。石炭系太灰?guī)r溶裂隙含水組主要由自上而下編號的13層灰?guī)r與其間的泥巖、粉砂巖和薄煤層組成。其中第1、3、4、5和12層灰?guī)r分布穩(wěn)定,并以第3、4和12層灰?guī)r厚度較大。該含水組上距1煤層較近，一般為16～20m，且灰?guī)r水壓較高，如果直接開采1煤層，必將因太灰的水壓超過1煤層底板隔水層抗壓強度而引發(fā)突水事故。潘謝礦區(qū)資料表明：奧陶系灰?guī)r中下部巖溶裂隙比較發(fā)育，雖分布不均，但富水性弱～中等，系太灰的主要補給水源。本井田斷層帶多為泥巖和粉、細砂巖碎塊充填，并呈膠結狀，正常情況下可起到相對隔水作用。但是，若不同層位的含水層受斷層切割而對口，且斷層帶又未被泥質和巖屑所充填，或受到采動影響，導致斷層活化，破壞了地下水的水力均衡，斷層帶則很可能成為地下水突潰的主要途徑。綜上所述，本井田新生界第四含水層孔隙水、二疊系砂巖裂隙水和石炭系太灰?guī)r溶裂隙水對井下開采均有較大影響。但是，只要在可采煤層淺部留設適當?shù)姆浪褐?，四含水一般不致于潰入礦坑而對煤層開采構成大的威脅。這樣，二疊系砂巖裂隙水和石炭系太灰?guī)r溶裂隙水便成為本礦井開采的主要充水因素。（二）礦井涌水量預計本次設計的礦井涌水量預計范圍為一水平（一水平標高-780m，11-2煤層下山采至-920m）的首采區(qū)。礦井初期開采4-1～17-2煤時正常涌水量為850m3/h，最大涌水量為1330m3/h；開采1煤時，經(jīng)蔬水降壓后，另增太灰涌水量1.2.5井下巖層地溫特征根據(jù)淮南礦區(qū)九龍崗礦長觀孔資料，本井田所在地的恒溫帶深度為自地表向下30m，恒溫帶溫度為16.8℃已有測溫資料表明：本井田屬于以地溫異常區(qū)為主的高溫區(qū)，平均地溫梯度為3.08℃/100m。從縱向上看，垂深500m處平均地溫在31℃以上，已達一級高溫區(qū)；垂深700m處平均地溫在37℃左右，已進入二級高溫區(qū)；垂深在800m處平均地溫高達40℃以上。預計-780m水平地溫可達37.7℃～1.3煤層特征1.3.1煤層本井田的煤系地層為石炭、二疊系，其中二疊系的山西組與上、下石盒子組為主要含煤層段。井田內二疊系含煤層段總厚734m，含煤33層，煤層總厚度為30.08m，含煤系數(shù)為4.10%，自下而上依次分為7個含煤段。在中、下部厚約490m的一～五含煤段中，集中分布9層可采煤層，平均總厚24.11m。其中13-1、11-2、8、6-2和1煤層為主要可采煤層，平均總厚21.14m；17-2、13-1下、7-2和4-1為局部可采煤層，平均總厚2.97m?？刹擅簩又饕卣鞅砻簩雍穸龋╩）最小～最大平均間距（m）頂板巖性底板巖性結構可采性穩(wěn)定性17-20～4.350.97泥巖和中砂巖泥巖簡單局部可采不穩(wěn)定10413-11.70～8.254.65泥巖，局部為細砂巖泥巖較間接全區(qū)可采穩(wěn)定113-1下0～1.850.56泥巖泥巖簡單局部可采不穩(wěn)定7411-20.89～7.234.0泥巖簡單～較簡單全區(qū)可采穩(wěn)定8080～5.152.52泥巖，局部為含炭泥巖簡單大部可采較穩(wěn)定47-20～2.940.76泥巖，局部為砂巖泥巖，局部為砂巖較間接局部可采不穩(wěn)定416-20.60～7.103.41泥巖，局部為砂巖泥巖簡單基本全區(qū)可采穩(wěn)定404-10～5.200.68泥巖泥巖簡單局部可采不穩(wěn)定8311.85～11.897.46砂質泥巖，部分為砂巖砂質泥巖較復雜全區(qū)可采穩(wěn)定1.3.2煤層可燃性及煤塵爆炸性本井田可采煤層除6-2和1煤層不自燃～很易自燃以外，其余均很易自燃。煤塵均具有強爆炸性。1.3.3主要可采煤層頂?shù)装鍘r石力學特征本井田主要可采煤層頂板主要由泥巖、砂質泥巖和少量砂巖組成；底板均為泥巖和砂質泥巖。頂、底板泥巖、砂質泥巖的抗壓強度較低，平均介于342～513kg/cm2，砂巖的抗壓強度較高，平均介于571～1224kg/cm2。但總體來看，本井田主要可采煤層頂、底板巖石工程地質條件比較差，巷道支護和頂板管理比較困難。1.3.3瓦斯本井田共采集13-1、11-2、8、7-2、6-2和1煤層瓦斯樣125個。根據(jù)本井田主要煤層瓦斯測試成果與潘謝礦區(qū)生產(chǎn)礦井瓦斯資料綜合分析，本礦井應屬高瓦斯礦井。隨著礦井開采深度的增加，局部可能出現(xiàn)煤與瓦斯突出現(xiàn)象。1.3.4煤質本井田可采煤層煤質穩(wěn)定，煤種單一，屬中灰～富灰、特低硫、低磷～特低磷、富油～高油、高熔～難熔灰分、具較強粘結性的氣煤和1/3焦煤?？勺髁己玫呐浣购蛣恿?、化工用煤。第二章井田開拓2.1井田境界及可采儲量2.1.1井田境界顧橋井田北起F81斷層，南止F211斷層，西自1煤層隱伏露頭，東至三十一勘探線和13-1煤層-1000m底板等高線地面垂直投影線。全井田南北走向長平均約13km，東西傾斜寬平均11km左右，面積約140km2。其中，本設計開采的13-1煤層南北走向約10km，東西傾斜約6km，煤層傾角3°～10°，平均5°。屬于F86～F92～F103首采塊段中，13-1煤層平均厚度為4.2m，F(xiàn)105～F110～F114首采塊段中13-1煤層平均厚度為5.2m。13-1煤層煤層下距太灰340m。煤厚1.70～8.25m，平均厚4.65m，五線以北厚度多低于平均值，十一線以南多高于平均值。結構較簡單，常見1～2層夾矸，頂?shù)装宥嗄鄮r，局部頂板為細砂巖。煤厚變異系數(shù)為25.6%，屬穩(wěn)定煤層。13-1下煤層系13-1煤層的下分層，兩者呈合并分叉關系。最大厚度1.85m，平均厚0.56m。七線～十二線-750m～-800m以淺地段為分叉區(qū)，煤層儲量單獨計算，其平均厚為1.04m，結構簡單，頂?shù)装宥嗄噘|巖，變異系數(shù)25%，煤層較穩(wěn)定。井田的水平面積按下式計算：S=H×L（2.1）式中：S—井田的水平面積，m2；H—井田的平均水平寬度，m；L—井田的平均走向長度，m；則，井田的水平面積為：S=10×6=60（km2）2.1.2工業(yè)儲量井田內各煤層儲量計算采用的工業(yè)指標，參照現(xiàn)行《規(guī)范》，統(tǒng)一為：最低可采厚度0.70m最高可采灰份40％煤層的容重采用各層的算術平均值；因地層傾角一般不大于15°，故儲量計算面積采用實測的水平面積本次儲量計算是在精查地質報告提供的1：10000煤層底板等高線圖上計算的，儲量計算可靠。井田范圍內的煤炭儲量是礦井設計的基本依據(jù)，煤炭工業(yè)儲量是由煤層面積、容重及厚度相乘所得，其公式一般為：=S×M×R(2-1)其中：——礦井的工業(yè)儲量，t；S——井田的傾斜面積，km2；M——煤層的厚度，m；R——煤的容重，t/m3傾斜面積60km2，煤層厚度從1.7～8.25m，平均厚度4.65m。，煤的容重取R=1.4t/m3。則：=60×106×4.65×1.4=390.6×106t高級儲量符合煤炭工業(yè)設計規(guī)范要求。2.1.3可采儲量1邊界斷層保護煤柱邊界保護煤柱損失量可按下列公式計算=L×B×M×R(2-2)其中：——邊界煤柱損失量，m；L——邊界保護煤柱寬度，m；B——邊界長度，m；M——煤層厚度，m；R——煤的容重，t/m，取R=1.4。保護煤柱留設原則1.工業(yè)場地、井筒留設保護煤柱，對較大的村莊留設保護煤柱，對零星分布的村莊不留設保護煤柱；2.各類保護煤柱按垂直斷面法或垂線法確定。用巖層移動角確定工業(yè)場地、村莊煤柱。巖層移動角為70°，表土層移動角為45°；3.維護帶寬度：風井場地20m，村莊10m，其他15m；4.斷層煤柱寬度30m，井田境界煤柱寬度為20m；5.工業(yè)場地占地面積，根據(jù)《煤礦設計規(guī)范中若干條文件修改決定的說明》中第十五條。井田邊界保護煤柱留設20m寬=20×32021×4.65×1.4=416.6×t2工業(yè)廣場煤柱損失根據(jù)《煤礦礦井設計手冊》工業(yè)廣場占地指標，本設計礦井為3Mt的大型礦井，工業(yè)廣場占地指標為0.8～1.1公頃/10萬噸，取1.0公頃/10萬噸，其總占地面積：=30公頃=30。故設計工業(yè)廣場長、寬分別為650m和450m，并按以及保護留維護帶20m。得出工業(yè)廣場安全煤柱面積為231.=S×h×R=231.9×4.65×1.4=699.1t(2-6)3其他永久煤柱損失（包括水平煤柱，采區(qū)煤柱，隔離煤柱，地址構造帶煤柱等煤柱損失），按約占工業(yè)儲量的5%計算，==390.65%=1953t4.永久煤柱損失==（416.6+699.1+1953）=3068.7t5.可采儲量式中：----可采儲量，t；----工業(yè)儲量，t；P----儲量損失，t；C----回采率,本煤層取85％這樣，=（39060-3068.7）×85%=30592.6t2.1.4礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限2.1.4.1礦井工作制度本礦井設計年工作日為330天。每天三班作業(yè)，其中二班生產(chǎn)、一班檢修。每班工作8h，每天凈提升時間16h。2.1.4.2礦井外部條件（一）礦井建設的外部條件本礦井鐵路裝車站與潘謝礦區(qū)鐵路緊靠在一起，而潘謝礦區(qū)鐵路與淮阜鐵路相接、東通京滬鐵路、西連京九鐵路；礦井工業(yè)場地南約0.68km處有鳳利公路通過，礦井場外道路直接與之相連，交通十分方便。本井田南鄰西淝河，井田內有永幸河，地下水資源豐富，礦井水源充沛；本區(qū)人口稠密，加之礦區(qū)擁有大量的工程技術人員及熟練的技術工人，勞動力資源豐富；礦區(qū)附近有田家庵、平圩及洛河3座電廠，井田附近有張集、蘆集2座220kV區(qū)域變電所，礦井電源充足，供電可靠。綜上分析，礦井具有良好的外部條件。（二）資源條件分析本礦井共探明地質儲量39060萬t。其中，可采儲量30592.6萬t。本井田采用“地震先行、鉆探驗證、測井定厚”的綜合勘探方法進行了精查地質勘探，基本控制了井田構造形態(tài)，查明了主要斷層、褶曲、煤層及煤質等技術特征。目前，又基本完成了井田首采塊段的三維地震勘探，大大提高了礦井初期投產(chǎn)采區(qū)的可靠性。綜上分析，設計認為本井田資源條件是可靠的。（三）生產(chǎn)能力及服務年限根據(jù)“規(guī)程”規(guī)定，礦井設計生產(chǎn)能力主要類型為：大型礦井。服務年限用下列公式計算：式中：T—礦井服務年限，a；礦井設計生產(chǎn)能力，萬t/a，本設計礦井為3Mt/a；K—儲量備用系數(shù)，本礦井取1.4；—可采儲量，萬t。T=30592.6/（300×1.4）=72.8>7符合現(xiàn)場實際需要，也符合《礦井設計規(guī)范》關于大型礦井服務年限不少于70年的規(guī)定。2.2井田開拓2.2.1井田開拓的基本問題井田開拓是指在井田范圍內，為了采煤，從地面向地下開拓一系列巷道進入媒體，建立礦井提升、運輸、通風、排水和動力供應等生產(chǎn)系統(tǒng)。這些用于開拓的井下巷道的形式、數(shù)量、位置及其相互聯(lián)系和配合稱為開拓方式。合理的開拓方式，需要對技術可行的幾種開拓方式進行技術經(jīng)濟比較，才能確定。井田開拓主要研究如何布置開拓巷道等問題，具體有下列幾個問題需認真研究。1.確定井筒的形式、數(shù)目和配置，合理選擇井筒及工業(yè)場地的位置；2.合理確定開采水平的數(shù)目和位置；3.布置大巷及井底車場；4.確定礦井開采程序，做好開采水平的接替；5.進行礦井開拓延深、深部開拓及技術改造；6.合理確定礦井通風、運輸及供電系統(tǒng)。確定開拓問題，需根據(jù)國家政策，綜合考慮地質、開采技術等諸多條件，經(jīng)全面比較后才能確定合理的方案。在解決開拓問題時，應遵循下列原則：1.貫徹執(zhí)行國家有關煤炭工業(yè)的技術政策，為早出煤、出好煤高產(chǎn)高效創(chuàng)造條件。在保證生產(chǎn)可靠和安全的條件下減少開拓工程量；尤其是初期建設工程量，節(jié)約基建投資，加快礦井建設。2.合理集中開拓部署，簡化生產(chǎn)系統(tǒng)，避免生產(chǎn)分散，做到合理集中生產(chǎn)。3.合理開發(fā)國家資源，減少煤炭損失。4.必須貫徹執(zhí)行煤礦安全生產(chǎn)的有關規(guī)定。要建立完善的通風、運輸、供電系統(tǒng)，創(chuàng)造良好的生產(chǎn)條件，減少巷道維護量，使主要巷道經(jīng)常保持良好狀態(tài)。5.要適應當前國家的技術水平和設備供應情況，并為采用新技術、新工藝、發(fā)展采煤機械化、綜掘機械化、自動化創(chuàng)造條件。6.根據(jù)用戶需要，應照顧到不同媒質、煤種的煤層分別開采，以及其它有益礦物的綜合開采。2.2.1.1井筒形式和位置井筒是井下和地面出入的咽喉，是全礦生產(chǎn)的樞紐。井筒（硐）形式及其位置的選擇，對于建井期限、基本建設投資、礦井勞動生產(chǎn)率以及噸煤生產(chǎn)成本都有重要影響，因此必須正確選擇。井筒形式目前只有三種:平硐、斜井和立井。在一般情況下，平硐最簡單，斜井次之，立井復雜。但在解決具體問題時，必須從自然地質條件、技術條件和經(jīng)濟條件各個方面綜合考慮。一般來說平硐開拓的優(yōu)點是運輸環(huán)節(jié)和設別少、系統(tǒng)簡單、費用低，工業(yè)設施簡單，井巷工程量少，省去排水設備，大大減少了排水費用，施工條件好，掘進速度快，加快建井工期，煤損少。缺點是受地形影響特別大。適用于有足夠儲量的山嶺地帶。下面就斜井開拓和立井開拓進行重點比較分析：1斜井開拓對于斜井開拓，其優(yōu)點有：（1）井筒施工工藝、施工設備與工序比較簡單，掘進速度快，井筒施工單價低，初期投資少；（2）地面工業(yè)建筑、井筒裝備、井底車場及硐室都比立井簡單，井筒延深施工方便，對生產(chǎn)干擾少，不易受底板含水層的威脅，不用大型提升設備，鋼材消耗少；（3）膠帶輸送機提升增產(chǎn)潛力大，改擴建比較方便，容易實現(xiàn)多水平開采，并能減少井下石門長度；（4）斜井井筒可作為安全出口，井下一旦發(fā)生透水事故等，人員可迅速從井筒撤離。斜井開拓的缺點有：（1）斜井井筒長，輔助提升能力少，提升深度有限；（2）通風路線長、阻力大，管線長度大；（3）斜井井筒通過富含水層、流砂層施工技術復雜。適用條件：井田內煤層埋藏不深，表土層不厚，水文地質條件簡單，井筒不需要特殊法施工的緩斜和傾斜煤層。2立井開拓對于立井開拓，其優(yōu)點有：（1）當表土層為富含水層或流沙層時，立井井筒容易施工；（2）對于地質構造和煤層產(chǎn)狀均特別復雜的井田，能兼顧深部和淺部不同產(chǎn)狀的煤層；（3）立井開拓不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然條件的限制，在采深相同的條件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，對輔助提升特別有利；（4）井筒斷面大，可滿足高瓦斯礦井，煤與瓦斯突出礦井需風量的要求，且阻力小，對深井開拓極為有利；（5）井筒為圓形斷面結構合理，維護費用低。立井開拓的缺點有：（1）立井井筒施工技術復雜，需用設備多，要求有較高的技術水平；（2）井筒裝備復雜，掘進速度慢，基本建設投資大。適用條件：對不利于平硐和斜井的地形地質條件都可考慮立井。綜上所述，由于本井田煤層瓦斯含量大，水文地質條件復雜，為便于通風及對施工、開采過程中的安全考慮，采用立井開拓較為合理。2.2.1.2井筒位置的確定井筒位置選擇要有利于減少初期井巷工程量，縮短建井工期，減少占地面積，降低運輸費用，節(jié)省投資；要有利于礦井的迅速達產(chǎn)和正常接替。因此，可以按以下原則確定：1）沿井田走向的有利位置當井田形狀比較規(guī)則而且儲量分布均勻時，井筒的有利位置應在井田走向中央；當井田儲量呈不均勻分布時，應布置在儲量的中央，以形成兩翼儲量比較均勻的雙翼井田，可使沿井田走向的井下運輸工作量最小，通風網(wǎng)路較短，通風阻力小。2）井筒沿井田傾斜方向的有利位置井筒位于井田淺部時，總石門工程量大，但第一水平及投資較少，建井工期短；井筒位于井田中部時，石門較短，沿石門的運輸工程量較??；井筒位于井田的下部時，石門長度和沿石門的運輸工作量大，如果煤系基底有含水量大的巖層不允許井筒穿過時，它可以延伸井筒到深部，對開采井田深部及向下擴展有利。從井筒和工業(yè)場地保護煤柱損失看，井筒愈靠近淺部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田傾向方向中偏上的位置。3）工業(yè)場地應盡量靠近地質構造簡單、塊段完整且儲量豐富的塊段，以利于首采區(qū)位置選擇和首采工作面布置，并盡量減少初期工程量，減少投資，縮短建井工期；盡可能的使井筒位置靠近淺部初期開采塊段，以減少初期井下開拓巷道的工程量，節(jié)省投資和縮短建井工期。4）地質及水文條件對井筒布置影響要保證井筒，井底車場和硐室位于穩(wěn)定的圍巖中，應盡量使井筒不穿過或少穿過流沙層，較大的含水層，較厚沖積層，斷層破碎帶，煤與瓦斯突出的煤層，較軟的煤層及高應力區(qū)。5）井口位置應便于布置工業(yè)廣場，工業(yè)場地盡量不壓或少壓好煤；井口附近要布置主，副井生產(chǎn)系統(tǒng)的建筑物及引進鐵路專用線。為了便于地面系統(tǒng)間互相連接，以及修筑鐵路專用線與國家鐵路接軌，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)，文物古跡保護區(qū)，陷落區(qū)或采空區(qū)，洪水浸入?yún)^(qū)，盡量避免橋涵工程，尤其是大型橋涵隧道工程。6）井口應滿足防洪設計標準附近有河流或水庫時要考慮避免一旦決堤的威脅及防洪措施。7）井筒應盡量避開地質構造復雜地帶，以保證井筒施工的可靠性。8）工業(yè)場地盡量布置在開闊地帶，并盡量靠近已有的公路及鐵路，盡量減少鐵路、公路、供電線路的長度，以降低工程造價。因此，根據(jù)本井田的實際情況，即將井筒及工業(yè)場地設在十線12孔北約120m處。雖然初期開采水平較深，初期采煤工作面集中布置于礦井北翼，但由于該井位具有表土層薄、已施工的井筒檢查鉆及三維地震資料揭露該井位處地質條件簡單且可靠，首采塊段開采條件好，13-1煤層生產(chǎn)能力大，初期大巷不需穿過復雜構造帶，鐵路專用線短，工程量少，工期短等諸多優(yōu)點。2.2.1.3開采水平劃分1開采水平劃分依據(jù)及原則開采水平的劃分將影響礦井建設時期的技術經(jīng)濟指標，影響建井初期工程量，影響基建投資。所以，開采水平的劃分要合理。其所遵循的原則如下：1）具有合理的階段斜長合理的階段斜長要便于煤炭的運輸，便于輔助提升，方便行人。同時還要考慮要有合理的區(qū)段數(shù)目。2）要有利于采區(qū)的正常接替為保證礦井均衡生產(chǎn)，一個采區(qū)開始減產(chǎn)，另一個新的采區(qū)應投入生產(chǎn)，必須提前準備好一個新采區(qū)。所以，一個采區(qū)的服務年限應大于一個采區(qū)的開拓準備時間。由此可見，階段斜長越長，采區(qū)儲量多，采區(qū)的服務年限就越長，越有利于采區(qū)的接替。3）經(jīng)濟上有利的水平垂高我國多年的生產(chǎn)建設實際表明，開采水平垂高過小，將造成嚴重的采掘失調。合理的加大開采水平垂高，可以增加水平儲量和服務年限，有利于集中生產(chǎn)，提高開采水平的生產(chǎn)能力，減少開采水平和同時生產(chǎn)的水平數(shù)目。故在運輸、通風、排水、巷道維護等技術條件能夠達到的情況下，可以適當加大水平垂高，減少水平數(shù)目。對開采進水平煤層的礦井，用帶區(qū)上下山準備時，帶區(qū)上山的長度一般不超過2021m，帶區(qū)下山不宜超過1500m；用石門帶區(qū)準備時，斜長不受此限制。采用帶區(qū)準備時，采煤工作面推進方向的長度可達1500m。2.2.5井田開拓的方案根據(jù)以上分析，現(xiàn)提出以下四種在技術上可行的開拓方案，分述如下：方案一：立井兩水平，直接延深，帶區(qū)布置方案二：立井兩水平，直接延深，盤區(qū)布置方案三：立井兩水平，暗斜井延深，帶區(qū)布置方案四：立井兩水平，暗斜井延深，盤區(qū)布置各方案粗略估算費用表方案項目方案一、方案二方案三、方案四基建費用（萬元）主井290×7500×10-4=175主斜井4125×1400×10-4=577副井290×8000×10-4=200副斜井4125×1500×10-4=619井底車場1000×1600×10-4=160斜井井底車場（300+500）×1600×10-4=128石門開鑿4114×2×1200×10-4=987小計1522小計1324生產(chǎn)費用（萬元）立井提升1.2×5250×0.85×0.85=4551.7斜井提升1.2×5250×2.28×0.48=6894.7石門運輸1.2×5250×2.2×0.381=5280.7立井提升1.2×5250×0.60×0.85=3213立井排水400×24×365×40×0.1825×10-4=2557.9立井排水400×24×365×40×0.163×10-4=2284.6斜井排水400×24×365×40×0.084×10-4=1177.3小計12390.3小計13569.6總計費用13449.3費用14358.6（萬元）（萬元）百分率100%百分率106.8%方案一、二與方案三、四的區(qū)別在于是用立井延深還是暗斜井延深，相同部分可不做比較。直接延深可充分利用原設備、設施，投資少，提升單一，轉換環(huán)節(jié)少，車場工程量相對減少等。但延深與生產(chǎn)相互影響而且礦井提升能力相對降低。暗斜井開拓延深與生產(chǎn)互不干擾，原井筒提升能力不降低，暗斜井的位置不受原井筒限制，可選在對開采下部煤層有利的位置上。但增加了上部車場工程量及運輸提升環(huán)節(jié)和設備。通過粗略比較我們可以看出方案三、四在投資上要多一點，所以我們排除方案三、四。余下的方案一、二在技術上均屬可行，具體采用那個方案要經(jīng)過詳細的經(jīng)濟比較才能確定。b.詳細經(jīng)濟比較對方案一和方案二的建井工程量和基建費的比較和比較結果見表2-2-3和表2-2-4。表2-2-3建井工程量項目方案一方案二初期風井/m630+5380+5膠帶運輸大巷/m1900600軌道運輸大巷/m1900600采區(qū)上山/m2021×2回風石門700后期主井/m290副井/m290風井/m480+5主暗斜井/m2280副暗斜井/m2280石門/m2×4114膠帶運輸大巷/m105005000軌道運輸大巷/m105005000回風大巷/m1200盤一區(qū)上山/m1400×22021×2盤二區(qū)上山/m2400×2盤三區(qū)上山/m1000×2盤五區(qū)上山/m1800×2盤六區(qū)上山/m1500×2盤八區(qū)上山/m2021×2基建費用表方案時期項目方案一方案二工程量單價費用工程量單價費用（m）（元·m-1）（萬元）（m）（元·m-1）（萬元）初期風井/m630+57500476.3380+57500288.8膠帶運輸大巷/m19001200228600120072軌道運輸大巷/m19001200228600120072采區(qū)上山/m2021×21000400回風石門700120084小計923.3916.8后期主井/m2907500187.5副井/m2908000200風井/m480+57500363.8主暗斜井/m22801400319.2副暗斜井/m22801500342膠帶運輸大巷/m105001200126050001200600軌道運輸大巷/m105001200126050001200600回風大巷/m12001200144盤一區(qū)上山/m1400×210002802021×21000400盤三區(qū)上山/m1000×21000200盤五區(qū)下山/m1800×21100198盤八區(qū)下山/m2021×21100400共計4647.85263.8在上述經(jīng)濟比較中需說明以下幾點；①以上方案，布置相同的地方不做比較，只對那些可以用帶區(qū)又可以用盤區(qū)的部分作比較。②在以上方案經(jīng)濟比較中，所列各項工程造價是根據(jù)市場價格而統(tǒng)一確定的。由對比結果可知，在初期建井費上，兩個方案差別不大，用那個都可以。但是總的來說，方案二的費用比方案一的費用多了5.2%，方案一較之方案二更節(jié)省，相對較優(yōu)。綜合經(jīng)濟、技術和安全三方面的考慮，選取最優(yōu)方案——方案一，即立井直接延深兩水平開拓，第一水平為-750m,第二水平為-1022.2.2礦井基本巷道2.2.2.1井筒本礦井中央?yún)^(qū)工業(yè)場地內設主井、副井和中央回風井3個井筒。全礦井有三個井筒構成，分別是主井、副井和風井，都為立井，圓形斷面。（1）主井主井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為6m，斷面面積28.27m，井筒內裝備一對20t箕斗，井壁采用鋼筋混凝土及砌碹支護方式。此外，還布置有檢修道、動力電纜、照明電纜、通訊信號電纜和人行臺階等設施。主井主要用于提升煤炭。主井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為6m，斷面面積28.27m2井筒特征表井型3Mt提升容器一對20t底卸式箕斗井筒直徑5.6m井深630~880m凈斷面積24.63m井筒支護鋼筋混凝土及砌碹基巖段毛斷面積33.69m表土段毛段面積43.59~44.77m2）副井副井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為7.7m，斷面面積為46.56m，井筒內裝備一對3t雙層單車罐籠，井壁采用鋼筋混凝土及砌碹支護方式，井筒主要用于提料、運人、提升設備、矸石等。采用金屬罐道梁，行鋼組合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井內除裝備罐籠外，還設有梯子間作為安全出口，并設有管子道、電纜道等設備。副井井筒斷面和井筒特征表分別見圖和表。副井井筒斷面圖副井井筒特征 井型3M提升容器一對3t雙層單車罐籠帶平衡錘井筒直徑7.7m井深630m~880凈斷面積46.56m井筒支護鋼筋混凝土及砌碹厚500mm基巖段毛斷面積60.82m表土段毛段面積76.97~86.59m（3）風井風井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為6m，斷面面積為23.63m2，采用混凝土支護方式，備有安全出口。風井井筒斷面和井筒特征表分別見圖2—2—風井井筒斷面布置圖1：80風井井筒斷面圖井筒特征表井型3Mt井筒直徑7.7m井深+26.5m到-605.8m凈斷面積46.56m基巖段毛斷面積60.82m表土段毛段面積76.97~86.59m④風速驗算副井作為進風井，風井作為回風井，其斷面的大小必須符合風速要求。由第九章《礦井通風及安全技術》的風速驗算可知，所選擇的井筒符合風速要求。2.2.2.2井底車場井底車場是連接礦井主要提升井筒和井下主要運輸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運輸兩大生產(chǎn)環(huán)節(jié)。為提煤、提矸石、下料、通風、排水、供電、升降人員等各項工作服務，是井下運輸?shù)目倶屑~。根據(jù)《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》4.2.1要求:井底車場布置形式應根據(jù)大巷運輸方式，通過車場的貨載量、井筒提升方式、井筒與主要運輸大巷的相互位置，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等因素，經(jīng)技術經(jīng)濟比較確定，并符合下列規(guī)定：1）大巷采用固定式礦車運輸時，宜采用環(huán)形車場。2）當井底煤炭和輔助運輸分別采用底卸式及固定式礦車運輸時，宜采用折返與環(huán)形相結合形式的車場，并應與采區(qū)裝車站形式相協(xié)調。3）當大巷采用帶式輸送機運煤，輔助運輸采用無軌系統(tǒng)時，宜采用折返式或折返式與環(huán)形相結合形式的車場；若輔助運輸采用有軌系統(tǒng)，則宜采用環(huán)形形式的車場。4）采用綜合開拓方式的新建礦井或擴建礦井，井下采用多種運輸方式運輸時，應結合具體條件，經(jīng)方案比較后確定。根據(jù)礦井開拓部署、井下大巷運輸方式以及工業(yè)場地布置等，從減少初期井巷工程量、縮短建井工期、有利于井底車場調車及硐室維護等方面綜合考慮，設計梭式車場布置形式，南北向進出車。車場與兩翼大巷直接相聯(lián)，初期通過-780m北翼輔助運輸大巷與北-（13-1）采區(qū)上（下）山相連接。1、井底車場主要擔負礦井南北翼矸石.、材料、設備和人員的輔助運輸任務。列車運行圖表按每翼循環(huán)1列矸石車考慮（見圖）。井底車場通過能力按下式計算：N=式中：N—井底車場通過能力，kt/a；252—年工作時間與kt換算系數(shù)1×10-3的乘積；按年工作300d，日工作14h計算，min；1.15—運輸不均衡系數(shù)；G—每列矸石凈載重量，G=1.7×2.7×25=114.75t；n—每循環(huán)列車數(shù)，n=2；T—每循環(huán)的循環(huán)時間，min；根據(jù)列車運行圖表，每循環(huán)的循環(huán)時間為14.5min。N==3468（kt/a）按8%的矸石系數(shù)，則車場的富裕系數(shù)為：K===8.7由此可以看出，井底車場的通過能力很大，完全能夠滿足礦井輔助運輸?shù)男枰?、井底車場巖性本礦井一水平標高為-780m。井底車場位于13-1煤層底板下40m左右的石英砂巖及粗砂巖巖層中。其中，副井馬頭門全部位于石英砂巖巖層中；主井裝載硐室位于13-1煤層頂板粉細砂巖中。根據(jù)所定裝載硐室位置，煤倉上口巖性介于細砂巖及花斑泥巖中，下口位于含鋁泥巖與粉細砂巖中，倉體大部分位于含鋁花斑泥巖、中細砂巖中。3、井底車場硐室主井系統(tǒng)硐室包括：箕斗裝載硐室及裝載膠帶機巷、主井井底煤倉、配煤膠帶機巷、井底清理撒煤硐室等，裝載硐室凈寬10.0m，凈高23.0m，裝載膠帶機巷以上硐室凈高7.0m，以下硐室凈高16.0m，采用馬蹄形斷面，鋼筋混凝土支護；裝載膠帶機巷凈寬7.0m，凈高5.0m，鋪設2條膠帶輸送機。配煤膠帶機巷連接井底煤倉上口2個膠帶機頭硐室，并與主井相聯(lián)，鋪設1條可正、反向運輸?shù)哪z帶機，以調節(jié)2個煤倉煤量。2.2.3大巷運輸設備選擇目前，國內外井下煤炭運輸主要采取礦車及膠帶輸送機兩種方式。兩種運輸方式相比，膠帶輸送機運輸具有運量大、運輸連續(xù)、轉載環(huán)節(jié)少、運營費用低等主要優(yōu)點，而且操作簡單，易于實現(xiàn)集中控制和自動化管理，特別是適合于安全高效工作面及大、中型礦井。本礦井投產(chǎn)時生產(chǎn)能力為3.0Mt/a，工作面單產(chǎn)達2.0～2.8Mt/a，井下煤炭運輸量大，結合國內外大型礦井實際生產(chǎn)情況，本設計井下煤炭采用膠帶輸送機運輸方式。穩(wěn)定可靠的煤炭運輸是礦井高產(chǎn)高效的物質保障。從工作面運輸巷到井底煤倉全部實現(xiàn)了膠帶運輸機連續(xù)運輸。在礦井的膠帶運輸大巷設了阻燃型膠帶運輸機，型號為GX2021，運輸能力為2830t/h，其參數(shù)見表。GX2021膠帶運輸機參數(shù)項目單位技術特征型號GX2021輸送量t/h2830輸送長度M1400帶速m/s3.15傳動滾筒直徑Mm1400減速機速比1:40輸送帶類型GX3000帶厚Mm28帶寬Mm1200卸載處滾筒直徑Mm1250電動機型號YB35SM-4功率Kw280電流A165.37電壓V1140適應傾角°≤152輔助運輸方式井下輔助運輸是指人員、設備、輔助材料和矸石的運輸，相對于主運輸即煤炭運輸而言，稱為輔助運輸。輔助運輸?shù)奶攸c：(1)貨物品種多，有重型設備、長材料、松散物品、液體材料、危險物品及人員等，使輔助運輸車輛、容器的規(guī)格、性能不一。（2）運輸量小，工作量大。雖然輔助運輸量占井下運輸量持續(xù)運輸，而是具有間斷性特點。如人員運輸，多集中在交接班時間；回采工作搬家則集中在回采面接替的一段時間內。（3）貨流不均衡。輔助運輸難以維持一恒定運輸量持續(xù)運輸，而是具有間斷性特點。（4）運輸線路復雜、分支多。由于煤層賦存條件不同，為滿足開采需要，井下巷道尤其是采取巷道多具有起伏不一、坡度不一、環(huán)境差、分支多的特點。（5）貨物量向重型發(fā)展。隨著采煤機機械化程度的提高，重型設備在井下運用越來越廣，運輸最大件所占比例增大，對輔助運輸設備的性能、質量提出了新的要求。（6）具有雙向運輸?shù)奶攸c，即設備、材料、人員等所運貨物，既需向井下作業(yè)地點運輸又需由井下作業(yè)地點運往井底或地面。綜合考慮顧橋礦的煤層賦存條件和本設計選擇的開拓方式，輔助運輸設備采用3t的卡軌礦車。本礦有專門的軌道大巷，軌道大巷有專門的軌道，而且軌道大巷為進風巷，保證了人員上下班的安全，便于管理。2.2.4礦井提升礦井采用立井單水平開拓，大巷所在水平為-780m。主井井筒直徑為5.6m，凈斷面積為24.63礦井運輸采用膠帶運輸機運輸，輔助運輸采用3t礦車運輸，具體型號和參數(shù)見本章。礦井工作制度為“三八”制，兩班采煤，一班檢修，最大下井人數(shù)為140人。提升設備年工作日為330天，日工作16小時。主副井的提升方式為：主井采用箕斗提升，副井采用罐籠提升。2主副井提升（一）主井提升礦井年產(chǎn)量為300萬噸，井型較大，所以主井采用一對20t底卸式箕斗進行提升，提升機選用洛陽礦山機器廠生產(chǎn)的JKMD—5×4(Ⅲ)C型落地式多繩摩擦式提升機?；泛吞嵘龣C參數(shù)見表2—2—2和表2—2—3。表2—2—2箕斗主要技術特征一覽表型號JDG16/150×4項目單位技術特征名義載煤量t20有效容積m324鋼絲繩數(shù)量根4直徑mm31~40繩間距mm300箕斗自重KN16.9表2—2—3提升機參數(shù)型號JKMP—5×4(Ⅲ)C項目單位技術特征主導輪直徑m5天輪直徑m5鋼絲繩最大靜張力KN910最大靜張力差KN220直徑mm49根數(shù)根4間距mm350出繩角°50~80最大提升速度m/s14旋轉部分變位重力（不包括電機和天輪）KN380天輪變位重力KN260外形尺寸（不包括電機）m9.5×10×4機器質量（不包括電器設備）t182最大不可拆件質量m2.15×2.76×5.52外形尺寸t2×41生產(chǎn)廠家洛陽礦山機械廠（二）副井提升副井采用多繩摩擦式提升機提升一對3t礦車雙層單車罐籠帶平衡錘。提升機和罐籠參數(shù)見表2—2—4和表2—2—5。表2—2—4罐籠參數(shù)型號GDG3/9/2/2K參數(shù)單位技術特征裝載礦車型號MGC3.3—9數(shù)量個2乘人數(shù)人76罐籠裝載量KN13.23罐籠質量t12.14最大終端載荷KN590.9提升首繩數(shù)量根4/6直徑mm41/34.5尾繩數(shù)根2表2—2—5多繩摩擦式提升機參數(shù)型號JKD4000×6項目單位技術特征摩擦輪直徑m4導向輪直徑m3鋼絲繩最大靜張力KN950最大靜張力差KN200最大直徑mm39.5根數(shù)根6間距mm300最大提升速度m/s11.75主軸裝置重力KN297.8減速器重力KN392減速器型號ZGH120機器重力（不包括電器）KN900變位重力KN165.1適應年產(chǎn)量300~350生產(chǎn)廠家上海冶金礦山機械廠備注全自動操縱第三章采煤方法及采區(qū)巷道布置3.1煤層的地質特征本井田位于淮南復向斜中部，屬陳橋背斜東翼與潘集背斜西部銜接帶。煤系地層總體形態(tài)為一走向近南北、傾向東、傾角多為3°～15°的反“S”型單斜構造。其中發(fā)育有一系列寬緩褶曲和斷層。根據(jù)褶曲和斷層發(fā)育特點，可將本井田劃分為北部寬緩褶曲擠壓區(qū)、中部簡單單斜區(qū)、中南部“X”型共軛剪切區(qū)和南部單斜構造區(qū)四部分。本井田的煤系地層為石炭、二疊系，其中二疊系的山西組與上、下石盒子組為主要含煤層段。井田內二疊系含煤層段總厚734m，含煤33層，煤層總厚度為30.08m，含煤系數(shù)為4.10%，自下而上依次分為7個含煤段。在中、下部厚約490m的一～五含煤段中，集中分布9層可采煤層，平均總厚24.11m。其中13-1、11-2、8、6-2和1煤層為主要可采煤層，平均總厚21.14m；17-2、13-1下、7-2和4-1為局部可采煤層，平均總厚2.97m。本設計只針對13-1煤層作設計。3.1.1設計煤層13-1煤層及煤的特征（一）、宏觀煤巖特征13-1暗煤為主，次為亮煤，屬半暗型煤。其它可采煤層由暗煤、亮煤組成，夾少量鏡煤條帶，中下部煤層夾絲炭，為半暗～半亮型煤。（二）、顯微煤巖特征1、有機顯微組份占煤巖組成的91.05～95.58%。鏡質組：一般為無結構鏡煤，深灰～灰色，灰度中等，突起微弱，占組份的50.14～64.52%。惰質組：大多為有結構的絲炭和半絲炭，亮白～灰白色，灰度較低，突起明顯，占組份的22.83～31.43%。殼質組：主要是樹皮、角質層及孢子體，灰黑色，灰度甚高，突起較明顯，占11.02～15.46%.2、無機顯微組份以粘土礦物為主，占3.53～8.65%，呈微粒，團塊狀，或充填在細胞腔中。次為氧化物，占0.5～2.76%，硫化物，占0.2～1.07%，碳酸鹽，占0.1～0.9%。其中硫（黃鐵礦硫）含量少，不同于石炭系。（三）、顯微煤巖類型和變質階段煤層顯微鑒定為亮暗型，但系少數(shù)幾個樣品的鑒定結果。變質階段為第Ⅱ～第Ⅲ階段。（四）化學性質（一）、水份（Mad）各煤層原煤空氣干燥基水份平均值為1.41～1.91%。（二）、灰份產(chǎn)率（Ad）各煤層原煤干燥基灰分平均值為15.69～29.46%，屬中灰～富灰煤。13-1煤以中灰為主；13-1下煤為中～富灰煤。精煤灰份平均為7.42～11.33%。（三）、揮發(fā)份產(chǎn)率（Vdaf）精煤干燥基揮發(fā)份產(chǎn)率在井田內的變化范圍在33.15～45.48%之間，各煤層平均值為35.73～41.75%，在地層剖面上有從上向下變小趨勢。（四）、全硫與磷含量全硫：各煤層原煤全硫平均含量為0.27～0.93%，屬特低硫煤。全硫中以可燃硫（硫化物硫和有機硫）為主，硫酸鹽硫含量極少。磷：各煤層原煤磷含量為0.0058～0.0355%，13-1煤屬低磷煤，其余煤層均屬特低磷煤。（五）、煤灰溶點和灰成份本區(qū)各煤層灰熔點變化在1150℃～＞1500℃之間，平均為1307℃～＞1500各煤層灰成份SiQ2含量平均值為46.21～60.75%，Al2O3平均含量為25.69～33.78%，二者合計平均含量為72.71～91.42%，屬難熔組份，其含量高，灰熔點也高?；胰埸c隨組份變化而變化，隨易熔組份Fe2O3、CaO、MgO、或S含量的增加而降低。二、工藝性能（一）、煤的發(fā)熱量本區(qū)可采煤層的原煤分析基彈筒低位發(fā)熱量為4884～8435卡/克，（20.45～35.32MJ/kg），各煤層的平均值為5665～6893卡/克，（23.72～28.86MJ/kg），發(fā)熱量與灰份含量有良好的線性關系。經(jīng)過對區(qū)內13-1煤、13-1下煤層的回歸分析得出：灰份微增加1%，發(fā)熱量降低95卡/克左右，當灰份為10%時，發(fā)熱量約為7400卡/克；灰份為20%，發(fā)熱量約為6500卡/克；灰份為30%，發(fā)熱量約為5500卡/克；灰份為40%，發(fā)熱量約為4500卡/克。（二）、煤的粘結性1、膠質層指數(shù)Y值：可采煤層的Y值變化在6.5～20mm之間，各煤層Y值的平均值為10～14mm，以1煤最厚，均屬中等粘結煤。2、粘結性指數(shù)G和羅加指數(shù)LR：可采煤層羅加指數(shù)LR值為61.5～82。粘結性指數(shù)G值的變化范圍為24.9～93，各煤層的平均值為68～79.5，粘結性較強。（三）、低溫干餾本區(qū)煤的焦油產(chǎn)率變化在7.13～16.99%之間，各煤層平均值為8.26～13.48%。13-1煤為高油煤，其余煤層為富油煤。經(jīng)回歸分析，焦油產(chǎn)率與揮發(fā)份和煤巖組份有關，隨揮發(fā)份增加而加大，穩(wěn)定組份含量越大，焦油產(chǎn)率越高。3．煤的工業(yè)牌號根據(jù)精查地質報告提供的數(shù)據(jù)，本區(qū)各煤層均屬氣煤大類，局部1/3焦煤。綜上所述，本井田屬中～富灰分，較強粘結性，特低硫、特低磷、高油～富油、高中發(fā)熱量，高熔～難熔灰分，是良好的煉焦配煤和動力、化工用煤。見可采煤層物理性質表表3-1設計煤層物理性質煤層顏色結構、構造光澤煤巖成份煤巖類型13-1黑色上部塊狀為主，下部粉末狀為主，局部少量鱗片，片狀。片、片狀弱玻璃光澤～玻璃光澤暗煤、亮煤為主，夾鏡煤條帶。半暗型～半亮型。13-1下黑色塊狀為主，次為鱗片、片狀粉末狀暗淡光澤～玻璃光澤暗煤為主，次為亮煤，夾少量鏡煤條帶暗淡型～半暗型，少量半亮型。煤層厚1.7～8.25m，平均厚4.65m，傾角3～10°，結構簡單～較簡單，夾矸為巖質泥巖，少有泥巖。煤層普氏硬度0.7～0.9。煤層穩(wěn)定，變異系數(shù)27.9%。煤炭工業(yè)牌號為氣煤及1/3焦煤。煤層上部砂體發(fā)育，淺部頂板為中細石英砂巖，其余地區(qū)為泥巖，底板以泥質巖為主。本井田主要可采煤層頂板主要由泥巖、砂質泥巖和少量砂巖組成；底板均為泥巖和砂質泥巖。直接頂、底普氏硬度均為4～6，頂、底板泥巖、砂質泥巖的抗壓強度較低，平均介于342～513kg/cm2，砂巖的抗壓強度較高，平均介于571～1224kg/cm2。但總體來看，本井田主要可采煤層頂、底板巖石工程地質條件比較差，巷道支護和頂板管理比較困難。13-1煤層直接頂以砂質粘土巖和粘土巖為主,局部為中砂巖，其類型多為2～3類；老頂多為Ⅱ級,局部為Ⅲ級；直接底以粘土巖和砂質粘土巖為主，局部為粉砂巖，其類型基本屬Ⅲb，局部為Ⅳ類。根據(jù)不同類（級）的頂?shù)装逅m應的架型，本礦井13-1煤層首采塊段一次采全高工作面可選擇二柱掩護式或者四柱支撐掩護式支架表3-2設計煤層主要特征表煤層厚度（m）最小～最大平均頂板巖性底板巖性結構可采性穩(wěn)定性13-11.70～8.254.65泥巖簡單～較簡單全區(qū)可采穩(wěn)定13-1下0～1.850.56泥巖簡單～較簡單全區(qū)可采穩(wěn)定本煤層水文地質條件屬厚覆蓋層下煤層、含水層、充水因素復雜的礦床，其富水性屬簡單～中等，與地表水體無水力聯(lián)系。新生界下部中新統(tǒng)砂層孔隙含水組在七線以北直接覆蓋在基巖上，單位涌水量0.524～1.935L根據(jù)本井田主要煤層瓦斯測試成果與潘謝礦區(qū)生產(chǎn)礦井瓦斯資料綜合分析，本礦井應屬高瓦斯礦井。隨著礦井開采深度的增加，局部可能出現(xiàn)煤與瓦斯突出現(xiàn)象。煤層瓦斯測試成果如表表3-3煤層瓦斯測試成果表煤層新地層厚度（m）基巖蓋層厚度（m）瓦斯含量(m3/t)瓦斯成份（%）CH4CO2CH4CO2N213-1據(jù)測試結果表明，主要煤層揮發(fā)份產(chǎn)率均大于33%，火焰長度一般大于100～700mm，平均可達280～584mm，巖粉量一般為40～70%,平均42～70%,煤塵爆炸指數(shù)一般為35.31～41.85%,平均36.41～40.87%。結合淮南礦區(qū)生產(chǎn)礦井各煤層塵均有強爆炸性特征，本區(qū)主要煤層亦屬于具有強爆炸煤層。煤塵爆炸試驗成果見表表3-4煤塵爆炸試驗成果見表煤層樣數(shù)揮發(fā)份V(%)火焰長度(mm)13-11033.78～37.02───────36.4100～200150～500───────～──────120280煤層樣數(shù)巖粉量%爆炸指數(shù)（%）結論本次試樣淮南礦井13-11025～55────4235.31～37.11───────36.4132.02～40.49均有強爆炸性。此外，經(jīng)試驗結果表明，原煤著火溫度為292℃～319自燃傾向性測試表煤層名稱試驗數(shù)自燃等級劃分全層評定采樣點數(shù)采樣個數(shù)很易自燃自燃有可能自燃不自很易自燃為主可見，開采煤層具有自燃發(fā)火危險，且發(fā)火期為3～6個月。3.2采（盤）區(qū)或帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)1.首采區(qū)位置選擇原則（1）首采區(qū)地質勘探程度要高、儲量豐富可靠。尤其是要有足夠的綜采儲量和較長的服務年限，且煤層賦存穩(wěn)定、地質構造簡單。（2）首采區(qū)應布置在井筒附近，盡量使初期井巷工程量省、貫通距離短、初期投資省、工期短、達產(chǎn)快。（3）首采區(qū)布置要有利于采掘接替方便，礦井投產(chǎn)后易向周圍拓展。（4）應盡量避免初期搬遷村莊，尤其是較大的村鎮(zhèn)；避開地面主要河流、公路及重要構筑物的影響。（5）首采區(qū)應盡量布置在有鄰近礦井生產(chǎn)實踐經(jīng)驗的煤層中，以保證礦井盡快達產(chǎn)。（6）首采區(qū)布置要有利于瓦斯、通風管理。3.2.1帶區(qū)的位置和劃分首采工作面位于北一采區(qū)，采用俯仰結合式開采。沿水平大巷上下兩側同時布置，分帶長265m，分帶間保護煤柱5m，工作面長250m左右。在帶區(qū)下部有兩條煤層集中平巷，連通各個分帶之間的斜巷，以便行人通風，運輸煤炭。膠帶煤層平巷布置膠帶，與帶區(qū)煤倉相連，兼做回風用。軌道煤層平巷通過進風斜巷與軌道大巷連接，主要用于材料運輸，通風行人。圖3-2-1為一帶區(qū)布置圖3.2.2生產(chǎn)系統(tǒng)采煤方法：本面采用后退式傾向長壁一次采全高綜合機械化采煤方法回采。帶區(qū)內的開采采用俯仰結合式開采。通風方式采用U型通風方式，這種通風方式有風流系統(tǒng)簡單，漏風小的優(yōu)點。風流線路為：副井→井底車場→軌道石門→軌道運輸大巷→進風斜巷→分帶進風斜巷→工作面→分帶回風斜巷→回風斜巷→膠帶運輸大巷→皮帶石門→風井運煤系統(tǒng)為：綜采工作面→分帶回風斜巷→回風斜巷→膠帶運輸大巷→膠帶石門→井底煤倉→主井運料系統(tǒng)為：副井→井底車場→軌道石門→軌道運輸大巷→進風斜巷→分帶進風斜巷→綜采工作面運矸系統(tǒng)為：綜采工作面→分帶進風斜巷→進風斜巷→軌道運輸大巷→井底車場→井底煤倉→副井排水系統(tǒng)與運料系統(tǒng)線路方向相反。3.2.3確定帶區(qū)各種巷道的尺寸、支護方式及通風方式1、尺寸帶區(qū)巷道的尺寸應能滿足綜放工作面運煤、輔助運輸和通風的需要，根據(jù)實際情況確定巷道的尺寸為4600mm×3000mm。2、支護方式采用錨網(wǎng)支護，錨索補強，這種支護方式經(jīng)濟效益好，且掘進速度快。3、掘進通風采用壓入式局部通風機進行通風，局部風機應在新鮮風流處。為了防止回風短路，在巷道設置風門。斷面特征表巷道規(guī)格掘進斷面凈斷面凈周長支護形式最大風量（m2）（m2）（m）（m3/s）4600mm×3100mm1615.516.2錨桿37.83.2.4確定帶區(qū)生產(chǎn)能力和采出率為實現(xiàn)高產(chǎn)高效，達到良好的經(jīng)濟效益，本礦井采用一個工作面開采。因此，本帶區(qū)工作面的生產(chǎn)能力必須達到300萬t/a（礦井設計生產(chǎn)能力）。本帶區(qū)工作面布置為一次采全高綜采工作面，工作制度為“三八制”，兩班采煤，一班檢修（進一刀）。進刀方式為工作面端部斜切進刀，雙向割煤，往返一次割兩刀,每刀進尺0.8m。1、割一刀煤的循環(huán)時間（1）每割一刀煤所需的時間a.純割煤的時間 ＝(L-2L)/v+2×L/v （3-2-1）式中：L——工作面長度，m，工作面長度為25L1——斜切段長度，m，為20m；v——采煤機正常割煤牽引速度，m/min，取6m/min；v2——采煤機單向割煤牽引速度，m/min，取8m/min。則=（250-2×20）/6+2×20/10=39minb.割煤空行時間 =L/v（3-2-2）式中：—采煤機空刀運行時的牽引速度，m/min，取10m/min。則=20/10=2minc.必須的間歇時間必須的間歇時間包括每割完一刀煤檢查機器更換截齒時間；正常的停開機時間；采煤機改變牽引方向時的翻擋煤板時間及滾筒調位時間等。根據(jù)實際情況，取13min。所以，割一刀煤所需的時間：=++=39+2+13=54min（3-2-3）（2）端頭作業(yè)時間本綜采工作面端頭支護采用鉸接頂梁支護，端頭作業(yè)時間取30min。（3）故障時間根據(jù)大量調查，綜采設備機電事故影響時間平均每割一刀煤影響時間為15~25min。在此取15min。由以上分析，每割一刀煤的循環(huán)時間為：=++=54+30+15=99min（3-2-4）當每班進4刀時，割煤每時間為4×99＝396min<8h。所以，綜放面每班進4刀是能夠實現(xiàn)的。2、綜放工作面生產(chǎn)能力QQ=330nLBMPC（3-2-5）式中：n——工作面日循環(huán)數(shù)，8刀；L——工作面長度，m，為25B——截深，m，為0.8m；M——煤厚，m，為4.65m；P——煤容重，t/m3，為1.4t/m3；C——工作面回采率，90%。則Q=330×8×250×0.8×4.65×1.4×90%=309.4萬t（3）帶區(qū)生產(chǎn)能力 AB=K1×K2×Ai （3-2-6）式中：AB——帶區(qū)生產(chǎn)能力，萬t/a；K1——帶區(qū)掘進出煤量系數(shù)，取1.05；K2——工作面之間出煤影響系數(shù)，取1；Ai——同時生產(chǎn)的采煤工作面生產(chǎn)能力之和，萬t/a。則AB=1.05×1×309.4=324.9萬t/a（4）計算帶區(qū)采出率帶區(qū)采出率＝（帶區(qū)工業(yè)儲量-開采損失）/帶區(qū)工業(yè)儲量帶區(qū)開采損失主要指帶區(qū)各種煤柱損失及工作面回采中的落煤損失。首采條帶工作面推進長度2500m，順槽為沿空掘巷，留5m的小保護煤柱，停采線距離大巷設計煤層的首采帶區(qū)工業(yè)儲量為63522900t。工作面落煤損失：2500×250×4.65×1.4×（1-0.90）×21=8544375t各種煤柱損失：2500×5×4.65×1.4×20+5000×60×4.65×1.4+2500×10×4.65×1.4×2=3906000t帶區(qū)采出率：(63522900-8544375-3906000)/63522900=80.4%>75%符合厚煤層帶區(qū)采出率不低于0.75之規(guī)定。3.3采煤方法3.3.1采煤工藝方式3.3.1.1采煤工藝的選擇本設計煤層平均厚4.65m，煤層傾角3°～10°，平均5°，屬于近水平煤層。煤質穩(wěn)定，硬度中硬，普氏硬度為0.7～0.9屬1/3焦煤，為低硫低磷低灰分。平均容重為1.40t/m3。礦井屬高瓦斯礦井，煤塵具有爆炸危險和自燃發(fā)火傾向。煤層直接頂為復合頂板，由砂質泥巖、泥巖組成.根據(jù)盤區(qū)地質條件及煤層特征，可選擇分層綜采工藝、放頂煤工藝和一次采全高回采工藝，各有優(yōu)缺點，下面進行比較：1.分層綜采工藝的特點優(yōu)點：分層綜采工藝技術成熟，設備類型齊全性能完好，操作方便，管理簡單，可選出適應各種條件的采煤設備；液壓支架及配套的采煤機設備小、輕便，回采工作面搬家方便。采高一般為2.0-3.5m，回采工作面煤壁增壓小，煤壁穩(wěn)定，生產(chǎn)環(huán)節(jié)良好；工作面采出率高，可達到93-97%以上。缺點：巷道掘進較多，萬噸掘進率低；工作面單產(chǎn)低，單產(chǎn)提高困難；開采投入高，分層開采人工鋪網(wǎng)勞動強度大，費用大；加劇接替緊張的矛盾，需要等到再生頂板穩(wěn)定后才可采下分層。2.放頂煤工藝優(yōu)點：有利于合理集中生產(chǎn)，實現(xiàn)高產(chǎn)高效，單產(chǎn)和效率高，具有顯著的經(jīng)濟效益；巷道掘進較少，減少了巷道的維護工程量，同時生產(chǎn)也相對集中；工作面搬家次數(shù)少；對地質條件、煤層賦存條件有更大的適應性；缺點：煤損多，工作面回收率低；煤塵大，放煤時煤和矸界線難以區(qū)別，使得煤炭含矸率提高，影響煤質；自然發(fā)火、瓦斯積聚隱患較大，“一通三防”難度大。3.一次采全高工藝優(yōu)點：工作面產(chǎn)量和效率高；巷道掘進較少，減少了巷道的維護工程量，同時生產(chǎn)也相對集中；萬噸掘進率高；工作面搬家次數(shù)少，節(jié)省搬遷費用，增加了生產(chǎn)時間；材料消耗少。缺點：煤炭損失大，對于煤厚比采高大的煤層，一次不能采完；控頂較困難，煤壁容易偏幫；采高固定，適應條件單一。比較上述3種回采工藝的特點，分層開采綜合經(jīng)濟效益差，不利于礦井實現(xiàn)高產(chǎn)高效，初步確定選擇放頂煤或一次采全高的回采工藝較合理。結合礦井實際條件，瓦斯涌出量大，采用放頂煤工藝工作面瓦斯易超限，煤質硬度較大，頂煤放煤困難，且放頂煤回采率低，本煤層平均厚4.65m，工作面回采率比放頂煤要高很多。故確定工作面采用一次采全高回采工藝。后退式自然跨落法采煤。工作面的日產(chǎn)量為： A0=NLMBγC0 （3-3-1）式中：A0——工作面日產(chǎn)量，t；N——每日循環(huán)數(shù)；L——工作面長度，250m；B——循環(huán)進尺，m；M——煤層厚度，m；γ——煤的容重，1.4t/m3；C0——工作面回采率，90%。欲選用截深為0.8m的采煤機，每天進8刀（工作班每班4刀，），那么工作面的日產(chǎn)量則為：A0=8×250×4.65×0.8×1.4×90%=9374.4t/d日推進度為：0.8×8＝6月推進度為：6.4×30=192年推進度為：6.4×330=21123.3.1.2回采工作面破煤、裝煤方式工作面采煤機螺旋滾筒完成破煤、裝煤過程，部分遺留碎煤由輸送機上的鏟煤板來裝入溜槽。結合礦上實際使用情況，工作面選用德國艾克夫公司生產(chǎn)的SL500電牽引采煤機，SGZ-764/500型刮板輸送機。雙向割煤法，即采煤機往返一次為兩個循環(huán)。采煤機及刮板輸送機技術特征見表。1.進刀方式：采用端部斜切割三角煤進刀。進刀方法：機組割透機頭（機尾）煤壁后，將上滾筒降下割底煤，下滾筒升起割頂煤，采煤機反向沿溜子彎曲段斜切入煤壁；采煤機機身全部進入直線段且兩個滾筒的截深全部達到0.8米后停機；將支架拉過并順序移溜頂過機頭（機尾）后調換上、下滾筒位置向機頭（機尾）割煤；采煤機再次割透機頭（機尾）煤壁后，再次調換上、下滾筒位置，向機尾（機頭）割煤，開始下一個循環(huán)的割煤，割過煤后及時拉架、頂機頭（機尾）、移溜。機組進刀總長度控制在50米左右。采煤機技術特征項目單位數(shù)目型號SL500制造廠家德國艾克夫公司采高m2.7～5.2截深m0.865滾筒直徑m2.7截割功率kW2×750牽引方式電牽引牽引速度m/min0～31.8牽引功率kW2×90機面高度m2.2臥底量m0.625生產(chǎn)能力t/h4000刮板運輸機主要技術特征一覽表項目單位技術特征型號SGZ-764/500生產(chǎn)能力t/h1000運輸機長度m200電壓等級V3000總裝機功率kW500鏈速m/s1.13中部槽尺寸1500×764×2223.3.1.3工作面支護礦井設計開采煤層是厚煤層，采用綜合機械開采，綜采工作面的支護設備為支撐掩護式液壓支架。一次采全高的綜合機械化開采方法，采高為4m。支架以液體壓力為動力，完成對工作面頂板的支撐、切頂、擋矸、護幫、支架前移，以及推移工作面刮板輸送機等一套動作。支架選型應符合以下幾個原則：a.支護強度與工作面礦壓相適應；b.支架結構與煤層賦存條件相適應；c.支護斷面與通風要求相適應；d.液壓支架與采煤機、運輸機等設備相匹配。根據(jù)“三機”選型配套原則，選擇ZY3200/23/45型支撐掩護式液壓支架，液壓支架的技術特征見表3-3-5。支撐掩護液壓支架主要技術特征一覽表項目單位數(shù)目型號ZY3200/23/45型支架型式支撐掩護式支撐高度m2.3～4.5支架寬度m1.46～1.54中心距m1.5初撐力kN2×1600工作阻力kN6526支護強度MPa≤1.1泵站壓力MPa31.5～35.7支架重量t27.5支護面積m°7.85支架最大長度m7.515ZY3200/23/45型支撐掩護式支護強度為0.8MPa，大于上覆巖層8倍采高所需要的支護強度0.5488Mpa，同時ZY3200/23/45型支撐掩護式液壓支架底座平均比壓為2Mpa，小于工作面煤層地板比壓35Mpa；ZY3200/23/45型支撐掩護式液壓支架的額定工作阻力6200KN大于上覆巖層倍重力4478.80KN，同時ZY3200/23/45型支撐掩護式液壓支架的初撐力5274KN大于所需的初撐力3583.00KN，因此工作面采用ZY3200/23/45型支撐掩護式液壓支架時合理的。（2）支架支護強度的驗算：結合礦上實際情況，工作面液壓支架支護強度按工作面最大采高的八倍進行計算，上覆巖層所需的支護強度按下式計算： F＝8×H×R×g×S （3-3-2）式中：H——工作面采高，4.65R——上覆巖層密度，2.3×103kg/mF——計算工作阻力，kN；則：F＝8×4.65×2.3×103×9.8×7.75＝6498.3kN根據(jù)支架說明書提供的支架工作阻力為6526KN大于8倍采高驗算所需的工作阻力，所以該支架能夠滿足支護要求。工作面供液由EHP-3K200/53型乳化液泵提供，乳化液泵壓力設計為31.5MPa。（3）頂板管理工作面采用全部跨落法管理頂板。綜放工作面設備主要設備組成表見表3-3-6。工作面主要設備組成表序號名稱數(shù)量備注1ZY3200/23/45型支撐掩護式支架1332MXA-600/4.5電牽引采煤機13300V3SGZ-764/500中雙鏈刮板輸送機13300V4SZZ1000/375型轉載機17200V5PCM200型錘式破碎機11140V6SSJ1200/3×200可伸縮帶式輸送機11140V7GRB315/31.5型乳化液泵21140V8KPB315/16型噴霧泵21140V9BRUSH2021KVA6000/3400V變壓器110375KWMORLEY電動機511KSGBY—1250/6型礦用隔爆型移動變電站112TK100型通訊控制系統(tǒng)23.3.2回采巷道布置3.3.2.1支護各順槽斷面及支護特征均相同，為錨網(wǎng)索支護，矩形斷面。掘進寬度為5.3m，高為3.65m，設計掘進斷面為和49.38m2，凈斷面為1)頂板支護錨桿形式和規(guī)格：桿體為20#左旋無縱筋高強度螺紋鋼錨桿，長度2.4米，桿尾螺紋為M22，規(guī)格型號20#—M22—2400。錨固方式：樹脂加長錨固，采用兩支錨固劑，一支規(guī)格為K2335（先放），另一支規(guī)格為Z2360（后放），鉆孔直徑為28mm，錨固長度為1300mm。鋼筋托梁規(guī)格：采用Ф16mm的鋼筋焊接而成，寬度為100mm，長度4.8m，規(guī)格型號為Ф16—4800—100—6。托盤：采用拱形高強度托盤，規(guī)格為150×150×8mm。錨桿角度：靠近巷幫的頂板錨桿安設角度與頂板垂線成30度角，其余與頂板垂直。網(wǎng)片規(guī)格：采用鐵絲編織的菱形金屬網(wǎng)護頂，規(guī)格型號50×50mm、5.5×1.1m。錨桿布置：錨桿排距1m，每排7根錨桿，間距800mm，靠近巷幫的頂錨桿距巷幫250mm。錨索：單根鋼絞線，Ф15.24mm，長度7.3m，加長錨固，采用三支錨固劑，一支規(guī)格為K2335（先放），兩支規(guī)格為Z2360（后放）。錨索矩形布置，每排2根，排距3m，間距2.0m，距幫1.6