第一章采区地质特征
1.1 采区概况
1.1.1、采区位置
1、采区位置、范围、煤层的赋存情况：采区位于井田东部地理坐标：东经110°10' 10.00"—110°11' 00.00"，北纬30°10'00.00"—40°10'00.00"
本采区位于第一水平，采区上部边界为1号煤层露头线，下部边界为+1000m采区运输大巷水平，东部以东二采区边界线为界。
本采区位于第一水平，采区上部边界为1号煤层露头线，下部边界为+1000m采区运输大巷水平，采区运输大巷位于3号煤层中，采区倾斜长度为500m，走向长度为3000m。
本采区含煤层有1、3层，对1、3煤层的特征叙述如下：
1号煤层：位于上部,1号煤层为中厚煤层，煤层厚度变化不大，比较稳定，局部有突然增厚或变薄现象属于可采煤层，中部厚度较大，向东及向西厚度逐渐变小，无夹石，顶底板为砂岩和砂质页岩，顶板中等稳定。煤层厚度平均为3.5ｍ。煤层结构简单，煤的容重为
1.40t/m3。煤层平均倾角为15°
3号煤层：位于下部，3号煤层厚煤层，属于可采煤层，无夹石，顶底板为砂岩和砂质页岩，顶板中等稳定。且属于较稳定煤层。煤厚平均为4.0ｍ。煤层结构简单。煤的容重为1.50t/m3。煤层平均倾角为15°
距1号煤层20m左右，煤层厚度有一定变化，1、3号煤层的层间距离较小平均为25m
1.1.2、与地面关系
采区上部边界为1号煤层露头线，采区东部有村庄，目前村庄尚未搬迁，西邻河流，由于地面有交通线路，所以要留设道路保护煤柱，按照当地地质资料，煤层埋藏深度由上到下逐渐增加，平均按
100m,150m,200m,250m 的埋藏深度计算，在道路两旁各留10m后以60°的垮落角计算保护煤柱宽度。
1.1.3、采区内煤系产状
煤层平均倾角为15o，根据地面钻孔揭露地质资料分析,该采区煤层厚度分别为3.5m和4.0m
1.2 地质特征及煤层情况
1.2.1、采区地质构造
本采区内地质结构单一没有或者很少断层。
1.2.2、煤层情况
（1）煤质
1号和3号煤层为黑色、线理状结构，块状构造，金属光泽，属光亮型、半光亮型煤。均为低硫分煤；且都为低中灰分，发热量大的优质煤，是工业、民用、动力燃料和良好的化工原料。
（2）瓦斯
瓦斯涌出量较少，属低瓦斯矿井。
瓦斯的主要成分是CH4，从煤层中会涌出，其浓度处于爆炸极限范围（5%-16%），在有氧和点火源情况下便有发生爆炸的危险，所以应当注意通风。瓦斯含量与煤层的埋深有较大的关系，所以在采煤时应当根据埋深制定相应的通风时间与工作时间，在瓦斯浓度低于危险浓度时组织相关人员进行工作。
（3）煤的自燃倾向性
1号、3号煤层均无自燃倾向性，不易自然。
1.2.3、煤尘
煤尘具有一定的爆炸性，当悬浮于空气中达到一定浓度遇到引燃爆炸的高温热源时便可发生爆炸，颗粒越细的煤层，其单位体积的表面积越大，越容易飞扬，所需点火能量越小，越易发生爆炸，所以在采煤是应当适当的向煤层注水，可采用湿式凿岩等方法降低煤尘。
1.2.4、地温
本煤田经钻孔测量地温资料，地温随深度增加而升高，其中500m以上深度地温梯度为平均每百米1.1～1.5℃；500～900m深度每百米增温1.5～2.5℃。
1.3采区水文地质
1.3.1、地表径流
本采区属江河支流，井田内无河流，井田方圆三十公里内没有大型水库，水源大多来自于自然降雨。
1.3.2、含水地层特征
井田内含水岩层自下而上有奥陶系石灰岩承压含水层、石灰系石
灰岩岩溶裂隙含水层、二叠系砂岩裂隙含水层及第四系松散岩类空隙
含水层。
1.3.3、充水因素及威胁程度
该矿井的充水方式主要是大气降水，地表水，对矿井的正常生产有影响，所以矿井在开采过程中尤其要加强雨季防治水管理工作，确
保井矿安全生产，其充水条件如下：
（1）大气降水
大气降雨是井下开采涌水的主要补给来源，沿风化裂隙、构造裂隙、采空区裂隙渗入矿井，这种充水方式属于正常地质现象，对
矿井的正常生产有一定影响将会对回采工作面有安全威胁。
（2）采空、古空积水
本矿采空区有一定的积水，对矿井采空区的积水进行调查，掌握采空区和古空区积水情况，采取相应的防治水措施。
1.4 采区储量
1.4.1、采区工业储量
本设计中采区的投影面积为s=3000*500*cos15°=1440000m2
工业储量Q1=S×M×γ÷α
cos=1440000*3.5*1.4÷cos15=735万吨工业储量Q3=S×M×γ÷α
cos=1440000*4.0*1.5÷cos15=900万吨采区的总的工业储量为：Q1+Q3=1635万吨
1.4.2、采区采出率
采出率是指工业储量中，设计或实际采出的那一部分储量，约占工业储量的比例，以百分数表示，厚煤层可取75%，中厚煤层取
80%，薄煤层85%。本设计条件下1号煤层取80%，2号煤层取75%。
采区的采出率为：（采区工业储量－开采损失）/采区工业储量×100％
采区的工业储量为1635万吨；开采损失主要有：工作面的落煤损失为3%；采区内煤柱的损失为2%。所以总的工业储量损失为82万吨所以采区的采出率为：（1635-82）/1635×100％＝94.0％
第二章采区生产能力及服务年限
根据采区所处的位置以及地质条件的限制设定为该采区的年产
力为120万吨
所以根据工业储量可以计算开采年限为： T=1635* 94.0％÷120=12.8a
第三章采煤方法及采区参数
3.1 采煤方法选择
本采区综合煤层特点不适合布置带式开采，因此决定采区采用走向长壁布置，采煤工艺选取的方法有综采和普采两种。
（1）普采
此采煤工艺用机械方法破煤和装煤、输送机运煤、单体支柱支护顶板，普采适合面长120～150米，年推进度不小于600米／年；年产量在30—60万t，且支护和处理采空区工序，需要人工完成，年产量达不到要求，所以不宜采用此法。
（2）综采
此采煤工艺是机械方法破煤和装煤、输送机运煤和液压支架支护顶板，机械自动化程度高，适用于面长150～200米，年推进度900～1200米／年，且安全系数也高，所以采用此法比较合理。
3.2 采区参数
3.2.1、采区的倾斜长度与走向长度
本采区倾斜长平均为500m，走向长平均为3000m，煤层平均倾角为15°，为缓斜煤层，开采条件较好，采掘机械化程度高。
3.2.2、煤柱尺寸
1号煤层的平均厚度3.5m，属于中厚煤层；3号煤层平均厚度为
4.0m，属于厚煤层，因此采区采出率应不低于75%，综合考虑采区的
实际情况。留设20m的储量作为采区西面的保护煤柱；采区的东面是东另一采区，因此在此处留设20m的储量作为采区右面的保护煤柱；
大巷和上山布置在煤层底板岩层中，有一定的岩柱厚度，所以不必留设保护煤柱，但是上部风化带应留设20m的保护煤柱，下部留设20m 的保护煤柱，其煤层倾向长度共有：500-20×2=460m的长度，走向长度3000-20×2=2960m。
3.2.3、区段斜长和数目
区段斜长=工作面+区段平巷宽+护巷煤柱宽
区段数目=采区斜长／区段斜长
采区的倾斜长度为460m，所以将采区划分为2个区段，每个区段的倾斜长度为230m，区段斜长内一般设置一个走向长壁采煤工作
面，护巷煤柱取20m，综采工作面长度为150～200m，巷道宽度为4m～5m,本采区选取5m，且采区生产能力为120万t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，最终选定2个区段，采用沿空掘巷方式，采用抽出式通风。
故工作面长度为：L=230-5×2-20=200(m)
第四章采区巷道布置
4.1 采区巷道布置初选及可行性方案确定
4.1.1、采区上（下）山的位置、数目和用途
本采区为低瓦斯矿井，只需要布置两条上山，一条轨道上山和一条运输上山，其中轨道上山的作用是轨道上山用作运料、排矸、人员的进出、通风；运输上山的作用是将煤仓的煤运输到地面。
因为两层煤之间的间距为20m，且设计开采的最下一层煤的厚度为4.0m，属于厚煤层；该矿井的瓦斯涌出量较少，煤层的赋存比较稳定，结合本采区的实际情况，该采区的上山布置类型，采区运输大巷位于3号煤层底板岩层当中，，将回风上山布置在3号煤层底板20m处，同时将轨道上山和运输上山布置在3号煤层底板20m处，两条上山布置在了同一水平。
4.1.2、区段平巷的布置
1、分段平巷的布置方式有单巷布置和双巷布置两种方式
(1)单巷布置
综采工作面采用单巷布置时通常区段轨道平巷超前运输平巷掘
进，便于辅助运输及排水，但维护比较困难，当瓦斯含量不大、煤层埋藏较稳定、涌水量不大时，一般采用单巷布置，但是须加强掘进通风管理，减少井筒的漏风量。
(2)双巷布置
采用双巷布置时，减少巷道断面，将输送机和电气等设备分别布置在两条巷道内，将电气设备平巷作为下一区段的回风平巷。但是它的缺点是配电点至用电设备的输电点缆需穿过联络巷，这就要求进行移置和重新拆接电缆和油管等工作，给生产、维护带来了不便，最终确定采用集中上山联合双巷布置。
2、区段无煤柱护巷的选择
(1)沿空留巷
沿空留巷一般适用于开采缓斜和倾斜、厚度为2m以下的薄及中厚煤层，这样的方法与留煤柱护巷比可以减少保护煤柱的损失量，而且可以减少平巷的掘进工程量。沿空留巷时区段的布置主要采用的是后退式沿空留巷的方式这种方式，可克服前进式回采时前方煤层赋存情况不明和留巷影响工作面端头采煤等缺点。
(2)沿空掘巷
沿空掘巷就是沿着已采工作面的采空区边缘掘进区段平巷，这种方法利用采空区边缘压力小的特点，沿着上覆岩层已垮落稳定的采空区边缘掘进，有利于区段平巷在掘进和生产期间的维护，多用于开采缓斜和倾斜的中厚煤层和厚煤层。
沿空掘巷虽然没有减少区段的数目，但是不留或少留保护煤柱，
减少了采区内煤炭的损失量。又由于巷道布置在采空区的边缘，这样巷道的维护相对要简单许多。
所以该采区区段采用沿空掘巷。
4.1.3、煤层间、厚煤层分层间的联系方式；
采区内煤层间的联系方式采用石门联系各煤层。
4.1.4、采区车场形式的确定
由于轨道上山布置在3号煤层的底板岩石中，煤层倾角为15°，故选用中部车场的形式为甩入石门的中部甩车场，采区下部车场采用顶板绕道式。
第五章采区生产系统
5.1.1、采区运输系统
1.运煤系统
1号煤层：工作面-5-10-3-12-1
3号煤层：工作面-7-3-12-1
2辅助运输系统：材料与设备-1-2-4-9-6-工作面1
材料与设备-1-2-4-9-8-工作面2
5.1.2、通风系统
略
第三节供电系统
说明变电所位置，供电地点和电压等级及供电系统。
第六章安全技术措施
说明采区准备和生产过程中所需安全技术措施及避水、火路线。
第七章采区经济技术指标
采区技术经济指标参考下表：
采区技术经济指际表
项目单位指标
米
采区尺寸（走向×倾斜
长）
开采上限米
开采下限米
煤层厚度米
煤层倾角度
区段数目个
个
同时生产的工作面个
数
采区生产能力万吨/年
采区服务年限年
掘进头配备个
内蒙古科技大学 采矿学课程设计说明书 题目：斜沟煤矿8号煤层13采区设计学生姓名：史晨飞 学号：1179202105 专业：采矿工程 班级：采矿2011-4班 指导教师：郭灵飞
目录 第一章矿井概况 (1) 1.1矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响 (1) 1.1.1 矿井地形 (1) 1.1.2 矿井地貌 (1) 1.1.3 矿井地物 (1) 1.1.4 矿井水系 (1) 1.1.5 气象及地震 (2) 1.2矿井开拓方式及主要井巷的布置形式 (2) 1.3矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况 (3) 1.4矿井提升运输系统及主要设备配备情况 (4) 1.5矿井工作制度 (4) 第二章开采技术条件 (5) 2.1采区的位置及与相邻采区的关系 (5) 2.2构造形态 (5) 2.2.1区域地层与地质构造 (5) 2.3煤层厚度、倾角、稳定性、结构 (6) 2.4顶底板岩石的物理力学性质、稳定性及坚固性 (7) 2.5其它开采条件 (7) 2.5.1瓦斯含量 (7) 2.5.2自燃发火性 (7) 2.5.3煤尘 (7) 2.5.4水文地质条件 (8) 第三章采煤方法的选择 (9) 3.1采煤方法的选择原则 (9) 3.2采煤方法的技术与经济分析 (9) 第四章采区巷道布置 (13) 4.1采区主要参数的确定 (13) 4.2采准巷道布置 (13) 4.3采区主要设备配备情况 (16) 4.5采区生产系统 (17) 4.6绘制采区巷道布置图 (17) 第五章回采工艺设计 (18) 5.1回采工作面参数选择 (18)
5.1.1工作面长度 (18) 5.1.3作面产量 (19) 5.1.5作面回采率 (21) 5.1.6作业面煤柱尺寸 (21) 5.2回采巷道布置 (21) 5.2.1回采巷道布置方式 (21) 5.2.2断面形状及断面积 (22) 5.2.3支护方式 (22) 5.2.4巷道断面图 (22) 5.3回采工作面设备选择 (24) 5.4回采工作面回采工艺过程 (30) 5.4.1回采工作面的作业形式 (30) 5.4.2回采工作面劳动组织形式 (30) 5.4.3工作面循环方式、昼夜循环数、循环进度 (30) 5.4.4回采工作面工艺 (31) 5.4.5绘制回采工作面布置图 (31) 5.4.6绘制回采工作面循环作业图表 (31) 第六章安全 (34) 6.1.1顶板事故的预防措施 (34) 6.1.2防尘降尘措施 (34) 6.1.3防灭火措施 (35) 6.1.4防治水措施 (36) 6.1.5预防瓦斯煤尘爆炸措施 (37) 6.2安全操作规程 (38) 6.2.1液压支架工操作规程 (38) 6.2.2掘进机司机操作规程 (39) 6.2.3采煤机司机操作规程 (39) 参考文献 (41)
汾西矿业集团巷道支护理论计算设计方法 （初稿） 生产技术部 2009年8月
前言 煤矿巷道支护有架棚、料石砌碹、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌碹等支护是被动支护，由于成本高、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护，锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。 支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。 目前，国内外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。 理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论，计算得出锚杆支护参数。由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。 随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各因素对巷道支护效果的影响；模拟结果直观、形象，便于处理与分析等。数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上，采用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计，然后进行井下监测，根据监测数据验证、修改和完善初始设计。尽管数值模拟法还存在很多问题，如很难合理地确定计算所需的一些参数，模型很难全面反映井下巷道状况，导致计算结果与巷道实际情况相差较大。但是，数值模拟法作为一种有前途的设计方法，经过不断的改进和发展，会逐步接近于实际。
采矿学课程设计 Standardization of sany group #QS8QHH-HHGX8Q8-GNHHJ8-HHMHGN#
采矿工程系 《煤矿开采学》课程设计说明书 课程名称：煤矿开采学 姓名： 学号： 班级： 指导教师： .序论 (2) 第一章．采区巷道布置 (4) 第一节．采区储量与服务年限 (4) 第二节．采区内的再划分 (5) 第三节．确定采区内准备巷道布置及生产系统 (7) 第四节．采区中部甩车场线路设计 (11) 第二章．采煤工艺设计 (18) 第一节．采煤工艺方式的确定 (18) 第二节．工作面合理长度的确定 (22) 第三节．采煤工作面循环作业图表的编制 (23) 小结 (25) 参考文献 (26)
序论 一、目的 1、初步应用《采矿学》课程所学的知识，通过课程设计，加深对《采矿学 课程的理解。 2、培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设 计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。 二、设计题目 1、设计题目的一般条件 本采区南以F4断层为界，北以相邻采区煤柱为界，上部标高-50m以上为风化带煤柱，下部边界为水平煤柱。 采区走向长度2100m，倾斜平均长度960m,倾角平均为12°。采区共有两层煤，区内地质构造简单，为单斜构造，无断层和褶曲。采区内无大的含水层和地下水，开采条件较好。 运输和回风石门标高分别是-250m和-50m。采区生产能力自定。 2.煤层特征 本采区内赋存4，5号两层煤，4号煤层和5号煤层均为中厚煤层。煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，自然发火期为3-12个月。煤岩爆炸指数为34-70％。煤层瓦斯含量小，采区所属矿井为低瓦斯矿井。 煤层特征表
150102回采工作面支护专项设计 矿长： 总工程师： 编制人： 编制时间：二O一三年七月四日
一、概况
山西长治联盛首阳山煤业有限公司位于长治县西南15km 处八义镇石窝沟村一带，行政区划属八义镇管辖。 地理坐标为东经112°57″32′—112°59″12′，北纬35°55″25′—35°58″01′。 山西省煤炭工业厅文件晋煤办基发[2010]654号“关于山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计的批复”，生产能力为90万t/a。井田保有资源/储量为34.12Mt，设计可采储量18.34 Mt，矿井设计开采服务年限14.6年。 2012年10月23日，山西省国土资源厅为山西长治联盛首阳山煤业有限公司换发的第C1400002009121220051251号《采矿许可证》，批准山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井井田面积为6.6898km2,开采3号～15号煤层，现开采15号煤层。 二、150102工作面位置 井下位置及相邻关系：150102回采工作面位于井田南部，南为井田南边界采空区，北为石窝沟村和原3#煤坑口工业广场（现养猪场）保安煤柱，东为设计150103运输顺槽，西为150101工作面采空区。
地面相对位置：150101回采工作面相对应的地面位置为 长治县八义镇石窝沟村向南的山脊地带，范围内有少量的农田，无民房。 工作面地面标高+1170m- +1266m， 井下标高+920m—+ 968m 三、含煤特征 150102采煤工作面开采煤层为15#煤层位于太原组下部，3号煤层之下107.36m，可采煤层平均厚度4.2m，含1层炭质泥岩夹矸，结构简单，属全区发育，全区可采之稳定煤层，为一型，顶板为石灰岩，底板为泥岩。 四、瓦斯、煤尘和煤的自燃 1、煤层瓦斯 据山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2013]391号文件，本 矿15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.65m3/min，相对涌出量为 0.56m3/t，为瓦斯矿井。 2、煤尘爆炸性 综上表所述，本矿15#煤具有爆炸性，在生产过程中应加强洒
采矿课程设计大纲 前言 采矿课程设计是采矿工程专业实践教学环节的重要一环。它是学生学过《井巷工程》、《采矿学》、《矿井通风安全》等课程，以及通过生产实习之后进行的。其目的是巩固和扩大所学理论知识并使之系统化，培养学生运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高学生计算、绘图、查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。 采矿课程设计属教学性设计，题目由指导教师拟定。学生应根据题目按照本大纲的要求，在教师指导下，在规定的时间内认真独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。 设计中要认真贯彻《煤炭工业技术政策》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策。设计力争作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。 课程设计分析论证思路可参看后面的毕业设计指导书相关章节内容。采矿课程设计说明书的撰写、图纸绘制格式及标准，可参看对毕业设计的有关要求并适当从简。 第一章井田地质特征、矿井储量及生产能力 第一节井田地质特征 煤层埋藏条件：煤层层数、倾角、厚度、层间距。煤的容重、硬度、煤层结构。顶底板岩性、表土厚度及性质、风化带深度。 井田内的主要地质构造：断层性质和要素、褶曲分布形态。 矿井涌水量：最大涌水量、正常涌水量。矿井相对瓦斯量。煤尘爆炸性、煤的自燃性。 表1 煤层及顶底岩性特征
第二节 井田范围及储量 井田范围：沿走向长度、沿倾斜长度、井田内煤层面积及井田面积。 矿井工业储量：勘探(精查)地质报告提供的“能利用储量”中的A 、B 、C 三级储量。 矿井设计储量：矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失后的储量。 矿井设计可采储量：矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区采出率的储量。 表2 矿井可采储量计算 第三节 矿井生产能力及服务年限 矿井工作制度：全矿年工作日数，日工作班数，每日净提升时数。 矿井生产能力及服务年限：根据可采储量和 关系式，分析确定矿井生产能力和服务年限。 第二章 井田开拓 第一节 井田内划分 工作面总线长计算，保证年产量的工作面长度和个数。区段斜长计算和区段数目的确定。 井田划分为阶段(或盘区)，确定阶段斜长、阶段数目，或盘区上山或下山斜长。确定水平数目、位置和高度，计算水平服务年限。 阶段内的布置方式及参数：采区、分段和分带。 第二节 开拓方案的选定 根据煤层赋存条件、开采技术水平，分析选择进入地下的方式，以及相应的井底车场型 K Z T A K =?
目录 第一章矿区概述及井田地质特征 (2) 第一节矿区概述 (2) 第二节井田地质特征 (3) 第三节煤层特征 (6) 第二章井田境界和储量.................................. 错误！未定义书签。 第一节井田境界............................................ 错误！未定义书签。 第二节矿井工业储量 (10) 第三节矿井可采储量 (11) 第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 (14) 第一节矿井工作制度 (14) 第二节矿井设计生产能力及服务年限 (14) 第四章井田开拓 (15)
第一章 矿区概述及井田地质特征 第一节 1.1矿区概述 1.1.1井田位置、范围和交通位置 004煤矿位于山东枣庄市腾南煤田中部，地 岗头 大坞 休城矿 北徐楼矿 望冢 赵坡矿 武所屯矿 留庄矿 王晁矿 庄里矿 级索矿泉上矿 曹庄矿鲍沟 郭庄矿 西岗柴里矿 蔡园矿 蒋庄矿 官柴专线 崔庄矿 岱庄矿 田陈矿 欢城姜屯 滕州市 留庄 姚桥矿 徐庄矿 高庄矿付村矿三河口矿 微山县 郝寨孔庄矿 沛县 薛城区 欢城煤矿 图 例 张汪 官桥 去枣庄 京沪 铁路10 4国 道北 七五矿 欢城矿 微山二号井 大屯 煤电公司京 杭 运 河 384437520523125 389562520523125 389562520486875 384437520486875 级索 河 荆 图1-1 矿井交通位置图
1.1.2地形地貌 井田内地形为—自东向西南缓慢下降的滨湖冲积平原，地面标高+39—+43m。 1.1.3河流及水系 由于靠近南四湖，几乎承受鲁西南地表主要水系的来水，历史上多次泛滥成灾，如1957年遭遇百年特大洪水，导致郭河决堤和湖水泛滥，湖水水位由常年的+33m上涨到+37.01m。但本井田未受洪水淹没。 1.1.4矿区气象地震 本区属季风型大陆气候，历年平均气温13.5°C，最高气温+40.9°C，最低气温-21.8°C。最大冻土深度0.28m，年平均降雨量804.3mm。全年主导风向为东南风，最大风速可达20m/s。 根据山东省地震局（77）鲁震发第83号文“关于腾南矿区地震基本烈度鉴定意见”，本区地震烈度为七度。 1.2井田地质特征 1.2.1井田地形以及井田的勘探程度 腾南煤田发现于1957年底，1959年12月提出《山东省腾南煤田综合普查报告》。1968年10月提出《山东省腾南煤田综合详查报告》。1981年11月提交《腾南煤田(北区)详查地质报告》。1986年9月提出《腾南煤田许厂井田精查地质报告》，报经全国储委审查批准 1.2.2井田煤系地层概述 井田内地层包括：第四系、上侏罗统蒙阴组，上二迭统上石盒子组，下二迭统下石盒子组及山西组，上石炭统太原组，中石炭统本溪组，中奥陶统及下奥陶统。地层特征自上而下分述如下： 1、第四系（Q） 厚122.34~282.74m，平均196.77m，主要由粘土、砂质粘土、粘土质砂、砂及砂砾层组成，属河、湖泊相沉积。 2、上侏罗统蒙阴组（J3m） 井田内最大残厚为225.20m，大部分地区剥蚀殆尽，只在井田南部，小屯向斜的轴部少有残留。主要由砖红色粘土质细粒及中粒砂岩组成，铁、泥质胶结，结构较松散，底部常有一层不稳定的细砾岩。 3、上二迭统上石盒子组（P12） 井田内最大残厚为286.00m，主要保存于孙氏店支2断层以西，小屯向斜的轴部。本组主要由灰绿色砂岩及灰绿、紫红等杂色粘土岩组成。 4、下二迭统下盒子组（P21） 厚31.05~69.80m，平均48.69m，主要由黄绿、灰、紫等杂色粘土岩、粉砂岩、灰绿色砂岩组成，属温湿、干热条件下的河流、湖泊相沉积。 5、下二迭统下山西组（P11） 厚59.90~99.35m，平均83.67m，主要由浅灰、灰白及灰绿色砂岩，深灰、灰黑色粉砂岩、粘土岩及煤层组成，组内岩性变化较大，但以砂岩为主，砂岩比率高，以过渡相沉积为主。 、3号），以3号煤层为主要可采煤层，厚度大，埋藏浅，储量丰本组共含煤3层（2、3 上
工程技术学院采矿工程系 井巷工程课程设计 姓名：茹挺进 专业：采矿工程 学号：120411002 指导教师：有 二Ｏ一五年一月 设计成绩与评语
目录 第一部分巷道断面设计 (1) 一、选择巷道断面形状 (2) （一）、确定巷道净宽度B (2) （二）、确定巷道拱高h0 (2) （三）、确定巷道壁高h3 (2) （四）、确定巷道净断面积S和净周长P (3) （五）、用风速校核巷道净断面积 (3) 二、确定巷道设计掘进断面尺寸和计算断面尺寸 (3) （一）、选择支护参数 (3) （二）、选择道床参数 (4) （三）、确定巷道掘进断面尺寸 (4) （四）、布置水沟和管线 (4) （五）、计算巷道掘进工程量和材料消耗量 (4) （六）、绘制巷道断面施工图...........................附图1 第二部分巷道凿岩爆破设计及作业规程编制 (6) 一、地质与水文情况 (7) （一）、地质构造 (7) （二）、巷道所经岩层特征及水文地质情况 (7) 二、巷道掘进 (7) （一）、炮眼布置 (8) （二）、炮眼的选择 (9)
（三）、爆破原始条件、炮眼布置图 (10) （四）、装岩工作 (11) （五）、掘进机械选择及说明 (12) 三、巷道通风 (13) （一）、掘进通风 (13) （二）、通风方式的选择 (14) 四、作业循环图表的编制 (14) （一）、掘进方式 (15) （二）、循环进尺及班循环次数 (15) （三）、各个部分循环时间 (16) 五、供电系统及要求 (16) 六、安全技术措施 (17) （一）、打眼安全技术措施 (17) （二）、爆破安全技术措施 (17) （三）、通风安全技术措施 (17) （四）、出碴、支护安全技术措施 (18) （五）、其它安全技术措施 (18) （六）、避灾路线 (19) 七、参考资料 (20) 附图……………………………………………………附页
巷道锚杆支护技术参数的合理选择与设计 孙巧龙 （淮北朔里矿业有限责任公司，安徽淮北235052） 【摘要】本文浅析煤矿巷道锚杆支护高应力巷道影响锚杆支护的因素、煤巷锚杆支护的关键问题和煤巷锚杆支护的合理设计。 【关键词】锚杆支护；合理设计；选择；巷道 1引言 在煤矿巷道的锚杆支护中，由于其对破碎岩体的加固效果好，又优于U型钢被动支护，加上劳动强度低、经济效益显著的特点，因而在煤矿中得到了广泛的应用。煤矿软岩地层分布十分广泛，75%以上的采准巷道还要经受采动的频繁影响，所以在设计服务年限内的大部分巷道围岩变形量都比较大，严重的冒落无法再利用。因此，煤矿巷道锚杆支护技术研究的重点应是有效控制高应力、软岩和采动等大变形量围岩特性，以保障煤矿在安全、经济的良好环境下持续生产。 2高应力巷道影响锚杆支护的因素 2.1巷道断面 巷道锚杆支护过程中，对于深部高应力的地点，在进行断面选择时，必须根据顶底板岩性和巷道服务年限原则考虑选择。①对服务年限较长的开拓、准备巷道，应尽量选用承压效果好的圆弧拱断面。②对回采、顶板完整性较好的巷道，可采用梯形断面；复合顶板或破碎顶板的巷道，应采用承压性效果较好的斜切圆拱形断面。 就斜切圆拱形断面来说，斜切圆弧拱高一般应为巷道宽度的2/5—1/4，上肩窝部高度达到煤层顶板，下帮墙高根据设计要求进行设计。拱高控制可在掘进过程中通过控制中部高度实现。根据众多的实验证明，其断面承压效果要比梯形断面好。但是，岩石掘进工作量大是其缺点，并在一定程度上会影响掘进速度。 2.2锚杆性能 在锚杆的种类选择上，主要考虑锚杆的材质、粗度、延伸性、让压性能和预紧力等参数特性比较选择，其次是考虑锚固剂的选择。随着各种锚杆的不断出
采矿学课程设计
目录 第一章前言 第二章采区储量与生产能力 第一节采区储量 第二节生产能力与服务年限 第三章开拓方式简介 第一节井筒 第二节大巷 第四章采区准备方式 第一节上山布置与断面 第二节采区车场与硐室 第五章采煤方法 第一节采煤系统和回采巷道布置 第二节采煤工艺 (含工作面循环作业图表) 第三节采煤工作面设备选型 第六章总结与分析
第一章前言 一、设计的目的 1、应用《采矿学》所学的知识，通过课程设计巩固和扩大所学理论知识并使之系统化。 2、培养运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高计算、绘图、查阅资料的基本技能。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸奠定基础。 二、矿井开采条件 1、二 1 煤层 二 1 煤层位于组下部，矿区围标高为-600～+300m，埋深约179～1080m。上 距砂锅窑砂岩一般为65.02m，下距L 9 石灰岩7.24m左右。煤层厚度变化较大，厚0～16.26m，平均5.74m，为薄～特厚煤层。 二 1 煤层结构较简单，含1层夹矸，夹矸厚分别为0.14～0.05m，岩性为炭质泥岩。 二 1 煤层顶底板特征： 1）顶板：二 1 煤层直接顶板以砂质泥岩为主，厚0～7.35m，平均1.93m，抗压强度58.5Mpa；老顶大占砂岩，以中粒砂岩为主，厚 1.03～28.52m，平均14.82m，抗压强度44.6～103.5Mpa、抗拉强度4.83～5.23Mpa。二1煤层顶板受滑动构造影响较大，顶板不稳定，不易管理。 2）底板：二1煤层直接底板为砂质泥岩或条带状细砂岩，平均厚7.42m；局部直接底板为粉细砂岩、炭质泥岩及泥岩，采煤过程中，泥岩易遇水膨胀发生地鼓现象。 大部分直接顶板为砂质泥岩，间接顶板为大占砂岩，以中粒砂岩为主，有时可成为直接顶板，厚1.03～28.52m，平均14.82m。大部分直接底板为砂质泥 岩或条带状细粒岩，平均7.24m；间接底板为组L 7～8 石灰岩。 2、煤质 （1）、物理性质 二 1煤层物理性质：二 1 煤层以粉煤为主，为黑～灰黑色，玻璃光泽，粉状、 鳞片状产出，强度很低，手捻即成为煤粉，易污手。煤层中下部常有碎粒或块状
采矿学 课程设计说明书 设计题目: 助学院校: 自考助学专业: 姓名: 自考助学学号: 成绩: 指导教师签名: 河南理工大学成人高等教育 2O 年月日
前言 采矿课程设计是采矿工程专业教学环节的重要一环。它是学生学过《井巷工程》、《采矿学》、《矿井通风安全》等课程，以及通过生产实习之后进行的。其目的是巩固和扩大所学理论知识并使之系统化，培养学生运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高学生计算、绘图、查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。 采矿课程设计是属于教学性设计，设计题目由指导教师拟定。学生应根据设计题目按照本大纲的要求，在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。 设计中要认真贯彻《煤炭工业技术政策》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策。设计力争作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。
目录 1 井田地质特征、矿井储量及设计生产能力 (1) 1.1 井田地质特征 (1) 1.1.1地层 (1) 1.1.2 构造 (2) 1.2 井田范围及储量 (3) 1.2.1 井田境界 (3) 1.2.2 井田储量 (4) 1.2.3 矿井的工业储量 (4) 1.2.4 矿井设计储量 (5) 1.2.5 矿井设计可采储量 (6) 1.3 矿井年储量及服务年限 (8) 1.3.1矿井工业制度 (8) 1.3.2矿井服务年限 (8) 2 井田开拓 (9) 2.1 井田内划分 (9) 2.2 开拓方案的选定 (9) 2.3方案经济比较 (10) 确定方案 (13) 3 采煤方法 (15) 3.1 选择确定采煤方法 (15) 3.2 采区巷道布置 (15) 3.2.1采区主要参数的确定 (15) 3.2.2煤柱尺寸 (15) 3.2.3采区上下山的布置 (16) 3.2.4回采巷道的布置 (16) 3.2.5联络巷的布置 (16) 3.2.6采区车场形式的选择 (16) 3.2.7采区硐室 (18) 3.2.8采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率 (18) 3.3 回采工艺 (19) 3.1.1综采工作面的主要设备 (20) 3.2.2工作面循环方式和循环作业图表的编制 (21) 参考文献 (24)
《采矿学》（Mining Science）课程教学大纲 88学时 5.5学分 一、课程的性质、目的及任务 《采矿学》课程是采矿工程专业的专业主干必修课，主要讲授现代矿井的采煤方法、准备方式、开拓方式、矿井开采设计的基本原理和主要方法。通过本课程学习，使采矿工程专业的学生对采矿原理、煤矿井下生产系统、环节和开采技术有比较全面和系统的了解，使学生掌握现代煤矿地下开采的基本知识、方法和技术，培养学生从事矿井采掘施工、组织生产的能力，及采煤工艺、采区（盘区或带区）及矿井开采设计的能力，并为今后深入研究开采问题打下理论基础。 二、适用专业 采矿工程专业。 三、先修课程 煤矿地质学、矿山压力及岩层控制。 四、课程的基本要求 1．掌握不同采煤工艺方式的装备、装备配套原则、工艺过程、工艺技术管理及参数确定方法、适用条件、选择采煤工艺方式的依据；掌握选择采煤方法的原则，了解采煤方法的发展趋势。 2．掌握单一长壁采煤法回采巷道布置的基本理论和方法；厚煤层大采高采煤法的特点及适用条件。 3．掌握厚煤层倾斜分层长壁采煤法巷道布置和工艺过程。 4．掌握放顶煤采煤法的基本理论、巷道布置、技术参数、工艺过程和适用条件。 5．掌握急（倾）斜煤层开采的基本理论、不同采煤方法的巷道布置、技术参数、工艺过程及适用条件。 6．掌握准备方式的类型和适用条件。 7．掌握准备巷道布置的基本理论；采区（盘区或带区）设计及技术参数确定方法；了解准备方式的改革及发展趋势。 8．掌握采区（盘区或带区）车场的型式、设计方法和轨道线路设计的基本知识。 9．了解煤田划分井田的方法；掌握矿井储量的分类及计算方法、矿井设计生产能力确定的原则、井田开拓方式分类和井田开拓解决的主要问题及依据。 10．掌握立井、斜井、平硐及综合开拓方式的特点及适用条件。
《采矿学》课程设计大纲 一、目的 1、初步应用《采矿学》课程所学的知识，通过课程设计，加深对《采矿学》课程的理解。 2、培养采矿工程专业学生动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。 二、设计题目 设计题目一、二一般条件：某矿第一开采水平上山阶段某采（带）区自下而上开采Kl和K2煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性如下表所示。该采（带）区走向长度3000m，倾斜长度1100m，采（带）区各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，K2煤层属中硬煤层，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。设计矿井的地面标高为+30m，煤层露头为-30m。第一开采水平为该采（带）区服务的一条运输大巷布置在K2煤层底板下方25m处的稳定岩层中，为满足该采（带）区产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同由设计者自行决定。 设计题目一、二煤层倾角条件：题目一：设计题目的煤层平均倾角为8°；题目二：设计题目的煤层平均倾角为16°。 设计采（带）区煤层及顶底板情况 设计题目三、四一般条件：某矿第一开采水平上山阶段某采（带）区开采K1煤层，
煤层平均厚度3.5m，顶底板岩性如下表所示。该采（带）区走向长度2500m，倾斜长度980m，采（带）区各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=0.3，该采（带）区K1煤层具备突出危险性，瓦斯含量为12m3/t。设计矿井的地面标高为+30m，煤层露头为-30m。第一开采水平为该采（带）区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底板下方25m处的稳定岩层中，为满足该采（带）区产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同由设计者自行决定。 设计题目三、四煤层倾角条件：设计题目三的煤层平均倾角为12°；设计题目四的煤层平均倾角为20°。 设计采（带）区煤层及顶底板情况 三、课程设计容 1．采区或带区巷道布置设计； 2．采区中部甩车场线路设计或带区下部平车场（绕道线路和装车站线路）线路设计； 3．采煤工艺设计及编制循环图表。 四、进行方式 学生按设计大纲要求，任选设计题目条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用《采矿学》所学的知识，每人独立完成一份课程设计。设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。本课程设计要对设计方案进行技术分析与经济比较。 五、设计说明书容 第一章采（带）区巷道布置 第一节采区或带区储量与服务年限
目录 第一章设计资料 (2) 第二章巷道断面施工图设计 (2) 第一节巷道断面形状的选择 (2) 第二节道床参数的选择 (3) 第三节巷道内管线布置 (3) 第四节巷道净断面尺寸的确定 (3) 第五节验算风速 (5) 第六节选择支护参数 (6) 第七节确定水沟参数 (6) 第八节确定巷道掘进断面尺寸 (6) 第九节编制巷道断面特征表和每米巷道材料消耗量表 (7) 第十节绘制巷道断面施工图 (8) 第三章交岔点设计 (9) 第一节选择基本数据 (9) 第二节平面交岔点尺寸计算 (9) 第三节交岔点的断面尺寸计算 (10) 第四节工程量及材料消耗 (12) 第五节绘制交岔点施工图 (15) 参考文献 (15)
第一章设计资料 某煤矿，设计生产能力为3Mt/年，服务年限为65年。采用立井开拓、单水平、上下山开拓。地面标高+38m，生产水平为－650m，属低沼气矿井。通风方式为中央并列式通风，井下最大涌水量为400m3/h，通过第一水平东运输大巷的流水量为180m3/h，风量为45m3/s。；采用ZK7－9/550电机车牵引1.5t矿车运输。内设φ108压风管和φ59供水管各一路，另设动力、照明、通讯和信号电缆各一路。大巷中间有一单轨分岔巷道与之相连（单轨巷道宽2860mm，其中b3为1330mm），并成60°交角，交岔点处在不稳定岩层中，试设计大巷断面及交岔点。 第二章巷道断面施工图设计 第一节巷道断面形状的选择 巷道断面形状的选择，主要应考虑巷道用途及其服务年限、所处的位置（即作用在巷道上地压的大小和方向、围岩性质）、选用的支架材料和支护方式、掘进方法和采用的掘进设备等因素。 一般情况下，巷道的用途和服务年限是考虑选择断面形状的重要因素。服务年限长达几十年的开拓巷道，采用受力性能好的各种拱形断面较为有利；服务年限短的准备巷道或回采断面多采用断面利用率高的梯形或矩形断面。 作用在巷道上的地压大小和方向在选择断面形状时也起主要作用。当顶压较大、侧压较小时，则应选用直墙拱形断面（半圆拱、圆弧拱或三心拱）；当顶压、侧压都很大且有严重底鼓时，就必须选用诸如马蹄形、椭圆形或圆形等封闭式断面。 矿区富有的支架材料和习惯使用的支护方式，往往也直接影响巷道断面形状的选择。金属支架和锚杆可用于任何形状的断面；喷射混凝土支护方式适用于拱形等曲线断面。 掘进方法和掘进设备对于巷道断面形状的选择也有一定的影响。目前，岩石平巷掘进仍是采用钻眼爆破方法占主导地位，它能适应任何形状的断面。未来在使用全断面掘进机组掘进的岩石平巷，选用圆形断面无疑是更为合适的。 上述选择巷道断面形状应考虑的诸因素，彼此是密切联系而又相互制约的。条件要求不同，影响因素的主次位置就会发生变化。所以，应该综合分析，抓住主导因素兼顾次要因素，以便能选用较为合理的巷道断面形状此煤矿，设计生产能力为3Mt/年，服务年限为65年，采用立井开拓、单水平、上下山开拓，地面标高+38m，生产水平为－650m，巷道中等稳定，设计采用锚喷支护，选择半圆拱形断面。
支护方案 一、概述 二、处理方案 现场勘查后，根据现场各部位情况制定施工方案。下盘运输巷采用喷锚网支护，距已施工完成工作面3米；采矿进路开口5m采用喷锚网，矿体部分采用素喷混凝土；交叉点右侧墙体先施工喷锚网支护，再外部砌护；材料库房钢筋混凝土支护。具体施工方案如下： 1、喷锚网支护 喷锚网支护混凝土强度等级均为C25；喷锚网钢筋网采用∮8 mm钢筋，钢筋网间距100mmx100mm；锚杆采用∮20 mm螺纹钢筋，1m ×1m间距交错布置，锚杆长度2.2m，施工中可根据具体情况调整钢筋网和锚杆的设置参数。喷射混凝土支护、喷锚支护和喷锚网支护断面应按照相应施工规范进行施工。 1）喷射混凝土 喷射混凝土要求凝结硬化快、早期强度高，优先选用硅酸盐水泥和普通硅酸盐水泥。为了保证混凝土强度，防止混凝土硬化后的收缩和减少粉尘，喷射混凝土中的细骨料采用坚硬干净、细度模数宜大于2.5的中砂或粗砂。 为了减少回弹和防止管路堵塞，喷射混凝土的粗骨料粒径应不大于15mm。根据采用的速凝剂性能，通过试验确定其掺量，使喷射混凝土初凝不应大于5min，终凝不应大于10min。 一次喷射厚度。若一次喷射厚度过大，由于重力作用会使混凝土颗粒间的凝着力减弱，混凝土将发生坠落；若喷层厚度太小，石子无法嵌入灰浆层，将会使回弹增大。一次喷射合理厚度，墙50mm，拱
30mm。 分层喷射的间歇时间。当一次喷射厚度达不到设计厚度，需进行分次喷射时，后一层的喷射应在前一层混凝土终凝后进行。在常温15℃～20℃下喷射掺有速凝剂的混凝土时，分层喷射的间歇时间为15～20min。 混和料的存放时间。由于砂、石含有一定水分，与水泥混合后，存放时间应尽量缩短。不掺速凝剂时，存放时间不应超过2h；掺速凝剂时，存放时间不应超过20min，最好随拌随用。 喷射顺序是先墙后拱，自下而上进行。喷射前应埋设控制喷厚的标志，调节好给料速度。在喷射中，喷头应保持不断移动，以便减少回弹，保持喷层厚度均匀。如使喷头按圆形和椭圆形轨迹做螺旋式连续喷射，环形圈应为长轴400～600mm，短轴150～200mm。随时检测喷层厚度，确保达到设计厚度，岩面有较大凹陷处，应予以喷射找平。 2）锚杆施工 锚杆孔的施工应遵守下列规定：钻锚杆孔前，应根据设计要求和围岩情况，定出孔位，做出标记；锚杆孔距的允许偏差为150mm；钻孔的孔深、孔径均应符合设计要求。钻孔深度不宜比规定值大200ｍｍ以上，钻头直径不应比规定的钻孔直径小3.0ｍｍ以上；钻孔与锚杆预定方位的偏差为1°～3°。 锚杆安装前检查锚杆原材料型号、规格、品种。检查孔内积水和岩粉是否吹洗干净，不合格的锚杆孔要重钻。 采用药卷锚固剂进行锚固，锚杆安装采用先灌后锚法，把锚杆体插入孔眼直到底部，杆体安装后，不得随意敲击。锚杆锚入围岩的长度不低于2米。 要定期对安装好锚杆进行抗拔力测试，锚杆抗拔力可通过拉拔器作拉拔试验测出数值，不合格的锚杆可用加密锚杆的方法予以补强，并分析总结原因。 孔口承压垫座应符合下列要求：钻孔孔口必须设有平整、牢固的承压垫座；承压垫座的几何尺寸、结构强度必须满足设计要求，承压面与锚杆垂直。
巷道锚杆支护参数设计 一、锚杆支护理论研究 （一）锚杆支护综述 1、锚杆支护技术的发展 锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式，自美国1912年在aberschlesin（阿伯施莱辛）的Friedens（弗里登斯）煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。 1945~1950年，机械式锚杆研究与应用； 1950~1960年，采矿业广泛采用机械式锚杆，并开始对锚杆支护进行系统研究； 1960~1970年，树脂锚杆推出并在矿山得到了应用； 1970~1980年，发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用，同时研究新的设计方法，长锚索产生； 1980~1990年，混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用，树脂锚固材料得到改进。 美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好，加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟，因而锚杆支护使用很普遍，在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。 澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系，处于国际领先水平。澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术，尽管其巷道断面比较大，但支护效果非常好。对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方，采用锚索注浆进行补强加固，控制了围岩的强烈变形。美国一直采用锚杆支护巷道，锚杆消耗量很大。锚杆种类也较多，有胀壳式、树脂式、复合锚杆等。组合件有钢带。具体应用时，根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。 锚杆支护发展最快的是英国。在1987年以前，英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架，而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高，
第一章采区地质特征 1.1 采区概况 1.1.1、采区位置 1、采区位置、范围、煤层的赋存情况：采区位于井田东部地理坐标：东经110°10' 10.00"—110°11' 00.00"，北纬30°10'00.00"—40°10'00.00" 本采区位于第一水平，采区上部边界为1号煤层露头线，下部边界为+1000m采区运输大巷水平，东部以东二采区边界线为界。 本采区位于第一水平，采区上部边界为1号煤层露头线，下部边界为+1000m采区运输大巷水平，采区运输大巷位于3号煤层中，采区倾斜长度为500m，走向长度为3000m。 本采区含煤层有1、3层，对1、3煤层的特征叙述如下： 1号煤层：位于上部,1号煤层为中厚煤层，煤层厚度变化不大，比较稳定，局部有突然增厚或变薄现象属于可采煤层，中部厚度较大，向东及向西厚度逐渐变小，无夹石，顶底板为砂岩和砂质页岩，顶板中等稳定。煤层厚度平均为3.5ｍ。煤层结构简单，煤的容重为 1.40t/m3。煤层平均倾角为15° 3号煤层：位于下部，3号煤层厚煤层，属于可采煤层，无夹石，顶底板为砂岩和砂质页岩，顶板中等稳定。且属于较稳定煤层。煤厚平均为4.0ｍ。煤层结构简单。煤的容重为1.50t/m3。煤层平均倾角为15°
距1号煤层20m左右，煤层厚度有一定变化，1、3号煤层的层间距离较小平均为25m 1.1.2、与地面关系 采区上部边界为1号煤层露头线，采区东部有村庄，目前村庄尚未搬迁，西邻河流，由于地面有交通线路，所以要留设道路保护煤柱，按照当地地质资料，煤层埋藏深度由上到下逐渐增加，平均按 100m,150m,200m,250m 的埋藏深度计算，在道路两旁各留10m后以60°的垮落角计算保护煤柱宽度。 1.1.3、采区内煤系产状 煤层平均倾角为15o，根据地面钻孔揭露地质资料分析,该采区煤层厚度分别为3.5m和4.0m 1.2 地质特征及煤层情况 1.2.1、采区地质构造 本采区内地质结构单一没有或者很少断层。 1.2.2、煤层情况 （1）煤质 1号和3号煤层为黑色、线理状结构，块状构造，金属光泽，属光亮型、半光亮型煤。均为低硫分煤；且都为低中灰分，发热量大的优质煤，是工业、民用、动力燃料和良好的化工原料。 （2）瓦斯 瓦斯涌出量较少，属低瓦斯矿井。
巷道断面设计 一、选择巷道断面形状 本矿年产10万吨矿井的第一水平运输大巷，一般服务年限在15年以上，采用600毫米轨距单轨运输的巷道，其净宽在2.2米左右，又穿过中等稳定的岩层，故选用钢筋砂浆锚杆与喷射混凝土支护，三心拱形断面。 二、确定巷道断面尺寸 1、确定巷道净宽度B 本矿ZK1.5－6/100电机车长L=2100mm、宽b=920mm、高h=1550mm； 0.7吨矿车宽b=1200mm、高h=1150mm。 根据《金属非金属矿山安全规程》并参照标准设计，取巷道人行道宽C=700 mm、非人行道一侧宽a=300 mm。故巷道净宽度为： B=a+b2+c=300+1200+700=2200 mm 2、确定三心拱参数 取拱高为巷道1/3的三心拱，其有关参数： 拱高f=B/3=2200/3≈733mm R=0.692B=0.962×2200=1522mm r=0.262B=0.262×2200=576mm 三、轨道参数选择 根据采用的运输设备，选用12kg/m的钢轨；采用木头轨枕。
四、确定巷道墙高h3 1、按架线电机车导电弓子要求确定h3 已知：r=576mm；A=1200/2+300=900mm 取K=400mm，则cosβ=r-A+K/r-250=576-900+400/576-250=0.233＜0.554 表明导电子已进入大圆弧范围内，根据《安全规程》取H1=2000mm 故h3h3= H1+h6-√(R-250)2-(k+Z)2+R-f =2000+100-√（1522-250）2-（360+200）2+1522-733 =1747mm K——导电弓子宽度之半，查表取K=718/2=359，取K=360mm Z——巷道中心线与轨道中心线的间距，Z=2200/2-（1200/2+300）=200mm 2、按行人要求确定墙高h3 h3= 1900+h5-√r2-(r-100)2=1900+100-√5762-（576-100） 2=1676mm n——导电弓子距拱壁安全间距，取n=300毫米； 3、按管道装设要求确定h3 根据现场实际情况布置管道，只要满足《安全规程》即可。以上计算结果取大值，即从底板算起墙高为1747mm，取h3=1750mm。 五、确定巷道净断面积（通风断面）与风速校核 1、巷道净断面积：
锚网巷道支护设计说明书 一、地质条件 根据地测科提供22508轨道巷地质说明书及钻孔情况分析，该巷道沿5#煤层掘进，煤厚为3.0-4.0m，煤层顶板多为k4细粒砂岩，局部地段发育厚度约为0.2m的黑色砂质泥岩；煤层底板多为粉砂岩或灰色泥岩，局部地段发育有薄层的石英砂岩。参考煤柱面掘进资料显示，在该段巷道可能遇见断层发育。 二、巷道断面 巷道采用锚网索支护、断面为矩形，设计规格：3.4m*3m（宽*高）巷道支护设计图（见附图1） 三、锚杆支护巷道支护设计 1、支护方式 ①临时支护 锚网索巷道临时支护采用带帽圆木点柱，点柱规格为直径不小于16cm、长3m的新鲜圆木、点柱不少于2根。 ②、永久支护 采用锚网索支护作为永久支护，支护材料为： 顶部：锚杆18mm*2200mm，Q500高强度螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度8mm 帮部：锚杆16mm*1800mm，Q335矿用螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度6mm 金属网：采用直径6mm钢筋焊接，网孔规格为70mm*70mm。
菱形铁丝网：采用10铁丝编制、网孔45mm*45mm 塑料网：采用pp180ms矿用塑料网网孔为30*30. 锚索直径17.8*6300mmswrh82b、强度级别1860兆帕钢绞线。托盘300*300*12mm 3、按悬吊理论计算锚杆参数： （1）、锚杆设计长度计算： L= L1+L2+L3 式中 L—锚杆长度2200mm L1—锚杆外露长度0.07m， L2—锚杆有效长度1.50（顶部锚杆取免压拱高b） L3—锚入岩层深度0.6m 根据满足顶板最下一层岩石外表抗拉强度条件确定组合梁厚度，即锚杆有效长度L2，则顶板稳定时应满足 L2≥ 式中：B—巷道开掘宽度，取3.4m ；σ1 ———顶板岩石抗拉强度; K1—顶板岩石坚固安全系数3~5 根据以上数据计算出该长度满足巷道支护设计要求。 （2）、锚杆间、排距计算: 式中：式中 SC ———锚杆间、排距; τ———杆体材料抗剪强度 ,MPa;