河南演马庄煤矿巷道施工设计及概预算

'前言随着国民经济的发展，对于煤矿开采提出的要求越来越高。本文主要通过具体的工程实例，研究并完善矿井施工组织设计及其概预算。第一节：介绍了地理工程概况，以此为基础进行以后的设计部分。第二节：介绍了巷道断面设计，讲述了其具体计算过程。第三节：介绍了巷道掘进设计，包括炮眼布置、钻眼设计、爆破、装岩等内容。第四节：讲解了巷道围岩压力计算，围岩破碎半径。要求较高的计算能力。第五节：巷道支护设计，主要是材料的选择及参数的计算过程。第六节：巷道施工组织设计，为工程时间的安排作指导。第七节：讲解了概预算，通过概预算表格，讲述了概预算的编制过程。通过，此次设计，提高了对矿井施工组织设计及概预算的能力，并将所学理论知识结合到工程实践中。加深了对知识的理解。79 1井田概况1.1交通位置演马庄矿位于焦作市东北部约20公里，隶属焦作市管辖，地理座标：东经113°21′～113°24′，北纬35°15′～35°17′。区内有煤矿专用铁路，南距新（乡）～焦（作）铁路待王车站4公里，东连京广线，西接焦枝线。二级公路及乡村油路相互连通，交通极为方便。1.2自然地理1.2.1地形地貌本区属太行山山前平原和冲积、洪积扇的边缘地带。地势平坦。海拔83~123m，一般在100m左右。全区地势北西高，南东低，最大坡度±2°25′。由于浅部煤层开采后地面塌陷，而局部形成低洼带。1.2.2水系该区属海河流域卫河水系，东部有石门河，西部有山门河，均发源于太行山。且为间歇性河流。据近年资料表明，除雨季外，平时河床干枯。河流上游建了不少中、小型水库，已无洪泛危害。1.2.3气象本区属大陆性半干燥气候，夏季炎热，冬季寒冷，四季分明，最低气温-19.9℃（1971年），最高气温43.3℃（1966年），降雨多集中在7~9月份，年降雨量333.3~908.7mm，平均624.9mm，日最大降雨量达151.8mm（63年8月8日），年蒸发量为1393.6—2313mm，平均2022.3mm，蒸发量大于降雨量。常年以北和东北风较多，一般风速2—3级，最大11级（78年6月30日晚）。最大冻土厚为190mm（77年元月）。1.2.4地震据焦作市地震办公室汇集的资料，自1038年~1978年6月，发生的较大地震且对焦作有影响的共有35次，本区地震基本烈度为7度。2井田地质特征2.1地层79 本区为第三、四系全掩盖区，据区内钻孔揭露，地层由老至新为：奥陶系中统马家沟组，石炭系中统本溪组，上统太原组，二迭系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组下段、中段及第三、四系。2.2构造2.2.1区域构造焦作煤田位于太行山隆起带南端，地层走向NE~NNE，倾向东南，倾角4°~14°，为单斜构造，区域构造以断裂为主，褶曲不甚发育。该区主要发育有东西、北东、北西向、三组断裂。其中，东西向的凤凰岭断层规模大，把焦作煤田分割为焦南、焦北两大部分；北东向断层最发育，破坏了各井田的连续性，分别切割为大小不等的井田断块；北西向断层不发育，常以中小断层出现。表2-1区域断层一览表Table2-1areafaultlist断层名称性质走向倾向延伸长度一般落差（m）备注朱村断层正NWWSW＞24公里＞2000董村断层正80°-100°N30公里＞1000马坊泉断层正60°NW25公里200南张门断层正70°~90°NW＞30公里400~700平陵断层正90°~120°NW20公里500~1000百泉断层正36°~40°NW＞20公里300~500峪河断层正100°SW30公里200~500凤凰岭断层正EWS＞50公里100~400九里山断层正45°~60°SW＞50公里300~600方庄断层正N30°WSW＞10公里120两条平行断层地堑2.3顶底板岩性特征79 顶板煤层直接顶板多为层状、灰黑色砂质泥岩，层理明显，致密性脆，硬度2.5～4级，厚1.03～1.05m，易维护。其次为层状或板状泥岩与锈结能力差的砂岩；泥岩与砂质泥岩为相变关系，厚0.7～6.37m，硬度2～3级，易碎、易冒落，锈结力强。局部存在有炭质泥岩伪顶。老顶为灰色大占砂岩，厚15～24.5m，泥硅质胶结、较坚硬、厚层状，硬度6级左右，以中～细为主，局部直接覆于二1煤层上，不易放顶冒落。该矿在煤层露头附近曾发生过较大冒顶，如老西总回风巷、12011工作面等发生的冒顶事故。总的来讲，煤层上各类顶板均较完整，易于管理，属一类顶板。底板煤层底板多为厚7m左右的砂质泥岩或泥岩，次为厚0.3～1.5m含炭质较高的泥岩，局部有厚0.1～0.7m炭质泥岩伪底。炭质泥岩质软易碎，强度极低，支撑力差，底鼓现象较严重，对巷道维护不利。总体应属I类底板。2.4水文地质特征焦作煤田地处太行山复背斜隆起带南段东翼，山前倾斜平原地带，地层走向N60°E，倾向SE，倾角8～12°，呈地堑、地垒、掀斜断块等组合形式，以断裂构造为主。区内寒武系、奥陶系灰岩中岩溶裂隙发育，为地下水提供了良好的储水空间和迳流通道。地下水总体流向受构造控制，如峪河断裂以北为东南方向，以南为西南向，局部受断层阻水影响流向稍有变化。另外，在断裂带附近岩溶裂隙相对发育，常常形成强富水、导水带，如凤凰岭断层强径流带、朱村断层强径流带、方庄断层强径流带、马坊泉断层强径流带和百泉断层强径流带等，成为焦作煤田内诸矿区、勘查区的补给边界。2.5瓦斯、煤尘与自燃情况2.5.1矿区瓦斯地质概况本矿区位于九里山—韩王矿中部，为一倾向SE，倾角4～15°的单斜构造。其浅部的煤层露头和深部的凤凰岭断层和王毋泉断层构成了本区的瓦斯逸散边界，而其东西边界虽亦有小断裂破坏了煤层的连续性，但不利于瓦斯逸散。上述边界条件决定了该区瓦斯成分，含量及其运移和分布规律。2002~2005年的瓦斯鉴定结果：矿井绝对瓦斯涌出量26.05~46.93m3/min，相对瓦斯涌出量20.40~28.18m3/t，其中2005年瓦斯最大：矿井绝对瓦斯涌出量46.93m3/min，相对瓦斯涌出量28.18m3/t，二氧化碳绝对涌出量13.91m3/min，二氧化碳相对涌出量8.26m3/t。2.5.2矿井瓦斯等级79 据2002~2005年度瓦斯鉴定结果见表2-2，瓦斯相对涌出量多大于20m3/t·d，按煤矿安全规程第133条属高瓦斯矿井。该矿多次发生过煤与瓦斯突出，其中1975年8月4日发生过特大型煤与瓦斯突出事故，2004年河南省煤炭工业厅瓦斯防治小组定为该矿煤与瓦斯突出矿井。79 表2-2瓦斯鉴定结果表Table2-2watts,andwatchfordiscriminationfruit时间（年）瓦斯二氧化碳瓦斯绝对涌出量（m3/min）瓦斯相对涌出量（m3/t·d）采区最大相对量（m3/t·d）鉴定等级绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/t·d）采区最大相对量（m3/t·d）鉴定等级200235.1623.1333.42瓦斯突出矿井17.1911.317.48高CO2矿井200326.0520.40116.88瓦斯突出矿井13.7610.0788.47高CO2矿井200438.5122.47154.28瓦斯突出矿井15.348.95100.95高CO2矿井200546.9328.1851.1瓦斯突出矿井13.918.2614.5低CO2矿井2.6矿井储量、年产量及服务年限2.6.1井田境界井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素进行技术分析后确定。一般以下列情况为界：1．以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；2．以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界；3．以相邻的矿井井田境界为界；4．人为划分井田境界。以上原则为指导，根据演马庄矿井田地质勘探资料，结合构造等因素，现确定演马庄矿1号矿井井田境界如下：西部以韩王矿和本矿间的保护煤柱为界；南部以凤凰岭断层为界；79 东南部大致以二1煤－250m底板等高线为界；东北部以自断层F07和F142的相交点所做的煤层顶板等高线的垂线为边界。井田东西走向长约3.1km，倾斜长度约1.3km，井田面积约3.5km2。2.6.2井田储量1.矿井工业储量矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表达了煤炭的质量。本井田采用的块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛使用的储量计算方法之一。2.块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个厚度相近的钻孔连成块段，根据此段的面积、煤的容重、平均厚度计算此块段的煤的储量，再把各个计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。矿井工业储量是勘探（精查）地质报告的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B之和所占比例应符合表2—3的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量。见表2—4矿井工业储量汇总表。表2-3矿井高级储量比例Table2-3mineseniorreservesproportion地质开采条件储量级别比例（％）简单中等复杂大型中型小型大型中型小型中型小型井田内A+B级储量占总储量的比例4035253540202515一水平内A+B级储量占本水平储量的比例70604060503040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平内储量的比例4030153020不作具体规定不要求79 表2-4矿井工业储量汇总表Table2-4mineindustryreservessummaryform煤层名称工业储量（万吨）备注ABA+BCA+B+C二1煤层3430034306104040符合总计3430034306104040符合3.矿井设计储量矿井设计储量为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、构造物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量。故设计储量Zs=Zg－P=4040-819=3221万吨（2-1）式中:Zs——矿井设计储量；Zg——矿井工业储量；P——永久煤柱损失量，其中水泥厂保护煤柱209万吨，断层和防水煤柱410万吨，井田境界煤柱200万吨；所以P=209+410+200=819万吨。4矿井设计可采储量矿井设计可采储量为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后乘以采区回采率所得到的储量。由于工业广场和各种主要巷道与井田开拓方式、采煤方法有关，其煤柱损失量要待第三章井田开拓、第四章采煤方法确定后才能确定。为便于利用矿井可采储量初步确定矿井井型，可暂按工业储量的5％－7％计入，本设计取5％；各种主要巷道的保护煤柱及可采储量见表2—3井可采储量汇总表；工业广场保护煤柱计算参数见表2—4业广场保护煤柱设计参数表(设计采出率为80%)。2.6.3矿井年产量及服务年限1.矿井工作制度根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况，规定该设计矿井年工作日为330d，每天净提升16h,每天三班工作。2.矿井服务年限初步设计该矿井设计年产量为0.45Mt/a，根据公式：（2-2）79 式中T——矿井服务年限，Zk——矿井可采储量，万吨；A——矿井生产能力，万吨/年；K——储量备用系数，K=1.3～1.5，此处取1.3。由此验算服务年限如下：符合要求。79 3巷道断面设计巷道是井下生产的动脉，巷道断面设计合理与否，直接影响煤矿生产的安全和经济效益。巷道断面设计的原则是在满足安全、生产和施工要求的条件下，力求提高断面利用率，以取得最佳的经济效果。进行巷道断面设计时，所依据的资料包括：1巷道层位的地质资料。2巷道的服务年限、用途及对通风、排水、防火、卫生等方面的要求。3运输设备类型、规格尺寸及与其他巷道的关系。4巷道内的装备、管道和电缆的规格尺寸、数量及架设检修要求。5其他巷道、硐室对巷道的位置要求。6支护材料供应的情况，施工技术及其装备条件。3.1巷道断面形状的选择巷道断面形状的选择，主要考虑巷道所处的位置及穿过的围岩性质、作用在巷道上的地压力的大小和方向、巷道的服务年限、选用的支架材料和支护方式、巷道的掘进方法和采用的掘进设备等因素，也可以参考邻近矿井同类巷道的断面形状及其围护情况等。作用在巷道上的地压大小和方向，是选择巷道断面形状时需考虑的主要因素。当顶压和测压均不大时，可选用矩形或梯形断面；当定压较大，测压较小时，则应选择直墙拱形断面；当顶压、侧压都很大时，同时底鼓严重时，就须选用马蹄形、椭圆形或圆形等封闭式的断面。巷道的用途和服务年限也是考虑选择巷道断面形状不可缺少的重要因素。服务年限长达几十年的开拓巷道，采用砖石、混凝土和锚喷支护的各种拱形断面较为有利；服务年限10年左右的准备巷道以往多采用梯形断面。通常，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。木支架和钢筋混凝土支架，多适合于梯形和矩形断面；砖石、混凝土和喷射混凝土支架，适用于拱形等曲线断面；金属支架或锚杆支护用于任何形状的断面。掘进方法与掘进设备对于巷道断面形状的选择也有一定的影响。在通风量很大的矿井中，选择通风阻力小的断面形状和支护方法，既有利于安全生产，又具有显著的经济效益。根据演马庄矿的工程地质条件以及水文地质条件，并经计算得知其服务年限为41.3年，可选用拱形断面中的半圆拱形为宜。79 3.2确定巷道断面尺寸3.2.1确定巷道净宽度B巷道净宽度设计：巷道的净宽度，是指巷道两侧内壁或锚杆露出长度终端的水平距离。双轨巷道净宽度按下式计算：B＝a+2A1+t+c（3-1）其中：B——巷道净宽度，指直墙内侧的水平距离a——非人行侧的宽度A1——运输设备的最大宽度c——人行侧的宽度t——双轨运输巷道中，两辆对开列车列车最突出部分之间的距离《煤矿安全规程》规定：在双轨运输巷中，两辆列车最突出部分之间的距离，对开时不得小于0.2m。运煤车可采用固定车厢式矿车，MG1.1—6A其外形尺寸为长*宽*高、2000*800*1150（mm），轨距600毫米。从巷道道渣面起1.6m的高度内，必须留有宽0.8m（综合机械化采煤矿井为1.0m）以上的人行道，管道吊挂高度不得低于1.8m；巷道另一侧的宽度不得小于0.3m（综合机械化采煤矿井为0.5m）。巷道内安设输送机时，输送机与巷帮支护的距离不得小于0.5m；输送机机头和机尾处与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于0.7m。巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分，与巷帮支护的距离不得小于0.3m。采用ZK14—9/550电机车宽A1=1335mm，高=1550mm；3吨矿车宽1150mm，高1150mm。79 表3-1双轨巷道轨道中线距数值Table3-1adoubletrackfromthecenterlineofvalue运输设备600mm轨距/mm900mm轨距/mm直线曲线直线曲线1.0t矿车110013001.5t矿车13001500140016007t，10t，14t架线机车13001600160019003.0t矿车160018003.0t底卸式矿车150017005.0t底卸式矿车16001800180020008t，12t蓄电池机车1300160016001900根据《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽c=1000㎜，非人行道一侧宽a=500mm，又查表知本巷双轨中线距b=1600mm，则俩电机车之间距离为：1600-（1335/2+1335/2）=265㎜﹥200mm故巷道净宽度：B=a+2A1+t+c＝500+1335*2+1000+265=4500mm。3.2.2巷道净高度的确定拱形巷道的净高度是指自道碴面起至拱顶内沿或锚杆露出长度终端的高速。确定拱形巷道的净高度，主要是确定它的拱高和自底板起的壁（墙）高。H=h0+h3-hb（3-2）式中：H————拱形巷道的净高度，m；h0———拱形巷道的拱高，m；h3———拱形巷道的壁高，m；hb———巷道内道碴高度，按表3-2选取，m。79 表3-2巷道内道碴高度Table3-2violationsofheight巷道类型钢轨型号/（kg·m-1）道床总高度hc/mm道碴高度hb/mm道碴面至轨道面高度ha/mm井底车道及主要运输巷道3041022019022380220160采区运输巷道上、下山2215380350可不铺道碴，轨枕沿底板浮放，也可在浮放轨枕两侧充填掘进矸石运输巷、回风巷152501.拱高的确定拱的高度常以巷道净宽的比来表示（称为高跨比）。半圆拱的拱高h0、拱的半径R均为巷道净宽的1/2，即h0=R=B/2=4500/2=2250mm。2.壁高的确定拱形巷道的壁高h3是指自巷道底板至拱基线的垂直距离。对于架线电机车运输的巷道，一般按其中架线电机车导电弓子和管道装设高度要求计算既能满足设计要求。上述计算出的壁高值，必须按照只进不舍的原则，以0.1m进级。(1)按架线式电机车导电弓子要求确定h3.由表2.5中半圆拱巷道壁高公式得：h3≥h4+hc-式中h4————轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取h4=2000mm；hc————道床总高度，查表2.9选用30kg/m钢轨，再查表2.11得hc=410mm，道碴高度hb=220mm；n————导电弓子距拱壁安全间距，取n=300mm；K————导电弓子宽度之半，K=718mm/2=359mm，取K=360mm；b1————轨道中线与巷道中线间距，b1=B/2-a1==1082mm。故h3≥2000mm+410mm-mm=1098mm。(2)按管道装设要求确定h3h3≥h5+h7+hb-（3-2）79 式中h5————碴面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取h5=1800mm；h7————管子悬吊件总高度，取h7=900mm；m————导电弓子距管子间距，取m=300mm；D————压气管法兰盘直径，D=335mm；b2————轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-C1=583mm。故h3≥1800mm+900mm+220mm-mm=1093mm综上计算，并考虑一定的余量，确定该巷道壁高为h3=1470mm。则巷道高度H=h3-hb+ho=1470mm-220mm+2250mm=3500mm。3.巷道净断面面积S和净周长P的确定由上表得净断面积：S=B（0.39B+h2）式中：h2—道碴面以上巷道壁高，h2=h3-hb=1370-220=1150㎜。故S=4500×（0.39×4500+1370）=13.5㎡P=2.57B+2h2=2.57×4500+2×1150=14.1m4巷道风速验算巷道通过的风量是根据对整个矿井生产通风网络求解得到的。当通过该巷道的风量确定后，断面越小，风速越大。风速过大，不仅会扬起煤尘，影响工人身体健康和工作效率，而且易引起煤尘爆炸事故。设计时，在不违反《煤矿安全规程》的情况下，按照《煤炭工业设计规范》规定，矿井主要进风巷的风速一般不大于6m/s，为矿井增产留有余地。按下式进行风速验算：v=≤vmax（3-3）式中v————通过该巷道的风速，m/s；Q————根据设计要求通过该巷道的风量，78m3/s；S————巷道的净断面面积，13.5m2；vmax————该巷道允许通过的最大风速，按下表确定，为8m/s。由公式得79 表3-3巷道允许的最高风速Table3-3roadwayallowtopsustainedwinds井巷名称允许风速/（m/s）最低最高无提升设备的风巷和风硐15专为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷8架线电机车巷道1.08输送机巷，采区进、回风巷0.256采煤工作面、掘进中的煤巷和平煤岩巷0.254掘进中的岩巷0.154其他通风人行巷道0.155道床参数的选择⑴钢轨型号钢轨型号是以没米长度的质量来表示的。煤矿常用的钢轨型号是15,22,30和38kg/m。钢轨型号是根据巷道类型、运输方式及设备、矿车容积和轨距来选用的，见下表：表3-4巷道轨型选择及其技术特征Table3-4roadwayrailtypeselectionandtechnicalcharacteristic使用地点运输设备钢轨规格/（kg·m-1）斜井箕斗人车运送液压支架设备车30,381t，1.5t矿车22平硐大巷井底车场8t及以上机车3t以上机车运送液压支架设备车301t，1.5t矿车22采区巷道运送液压支架设备车30,221t，1.5t矿车22,15因此按上表知，钢轨规格应选取3079 kg·m-1。在倾角大于150的巷道中，轨道的铺设应采取防滑措施。⑵轨枕规格轨枕的类型和规格应与选用的钢轨型号相适应。矿井多使用钢筋混凝土轨枕和木轨枕，个别地点也有用钢轨枕的。混凝土轨枕主要是用于井底车场、运输大巷、上（下）山和中巷；木轨枕主要是用于道岔等处；钢轨枕主要是用于固定道床。由于预应力钢筋混凝土轨枕具有较好的抗裂性和耐久性，同时具有构件刚度大、节约木料、造价低等优点，所以应大力推广。常用轨枕规格见下表表3-5常用轨枕规格Table3-5commoncomponentspecifications轨枕类型轨距/mm轨型/（kg/m）全长/mm全高/mm上宽/mm下宽/mm木轨枕600152212001200120140120130150160900152216001600120140120130150160钢筋混凝土轨枕60015或221100～1200120～150110～130140～170900≥301500～1600150～200140～160180～250预应力混凝土轨枕60015或221200115100140表3-6常用道床参数Table3-6commonlyusedtrackbedparameters巷道类型钢轨型号/（kg/m）道床总高度hc/mm道碴高度hb/mm道碴面至轨道面高度ha/mm井底车场及主要运输巷道3041022019022380220160采取运输巷道上、下山2215380350可不铺道碴，轨枕沿底板浮放，也可以在浮放轨枕两侧充填掘进矸石运输巷、回风巷15250因此，根据巷道的运输设备已选用30轨道采用钢筋混凝土轨枕其道床参数：道床总高度hc=410mm，道碴高度hb=220mm，道碴至轨面高度：ha=hc-hb=410mm-220mm=190mm79 4巷道断面内水沟和管线断面、布置尺寸等设计4.1水沟的布置为了排出地下涌水及其它污染，创造文明生产的环境，设计巷道断面时，应根据矿井生产通过该巷道的排水量设计水沟。水平巷道及倾角小于16度的倾斜巷道的水沟，一般布置在人行测；当非人行测有适当的空间时，亦可布置；应尽量避免穿越轨道或输送机。在倾角大于16度的巷道中，当涌水量较小或巷道较窄时，水沟与人形台阶可在巷道同侧平行或重叠布置；当涌水量较大或巷道较宽时，水沟和人形台阶可分设在巷道两侧。金属或木支架巷道的水沟为使立柱牢固和流水通畅，水沟中线与立柱之间的距离应大于0.5米，或者水沟与立柱的最小距离应大于0.3米。专用排水巷道、中间设人行道的巷道、有底鼓的巷道和铺设整体道床的巷道，水沟也可布置在巷道中间。巷道横向水沟，一般应布置在含水层的下方、上山下部车场的上方、带式输送机接头硐室的下方或出水点处。在水平和倾斜的砌碹巷道中，可将沿水沟一测的巷道基础加宽50毫米以上，以便搭设水沟盖板，同时应使水沟底板掘进面比巷道基础浅50至100毫米。在倾角小于或等于10度的行人及车辆来往频繁的主要巷道，水沟上面要加设盖板，盖板顶面应与道碴面平齐。4.2水沟砌筑根据水沟服务年限，一般将水沟分为永久性水沟和临时性水沟两类。永久性水沟应砌筑，临时性水沟可不砌筑。对水沟有如下一般性的要求：井底车场、主要运输大巷、上山等永久性水沟均应砌筑。水沟一般可用混凝土现浇或片石砌筑，也可采用钢筋混凝土预制。采区巷道的水沟，根据底板岩性、服务年限、流量大小和运输条件等因素确定其砌筑与否。如果水沟的围岩坚硬，不会被矿井水腐蚀剥落，或者服务年限较短，可按临时水沟设置。4.3水沟坡度和流速矿井水沟坡度应与巷道坡度一致，考虑到流水通畅，平巷坡度不宜小于千分之3，巷道中横向水沟的坡度，不宜小于千分之2.采区巷道水沟的坡度应考虑巷道的用途、疏水、煤损和充填涂料含泥率等因素确定。采区输送机巷道、分层运输巷道和运输煤门、采区回风巷道和分层回风巷道的水沟可选用千分之5的坡度。水沟采用混凝土衬砌时，水沟中的最大流速为5至10米每秒，不衬砌的水沟中水的最大流速为3至4.5米每秒。水沟的最小流速，应以不使煤泥等杂物沉淀为原则，其值一般不应小于0.5米每秒。79 4.4水沟的断面常用的水沟断面形状有对称倒梯形、半倒梯形和矩形。各种水沟断面尺寸应根据水沟的流量、坡度、支护材料和断面形状等因素确定4.5水沟盖板为行人方便，大巷及倾角小于15度上山的水沟，一般设置盖板。其规格及材料消耗见上表。盖板的宽度一般比水沟净宽加宽150毫米，主要巷道的水沟盖板宽度应不大于500毫米。盖板一般为钢筋混凝土预制板，每块的质量不宜超过35千克，厚度不应小于50毫米，可用设计强度等级不低于C18的混凝土、直径为6毫米的冷拔3号钢筋进行制作。4.6管缆布置根据生产需要，巷道内需要敷设诸如压凤管、排水管、动力电缆、照明和通信电缆等管道和电缆。管缆布置，主要是以保证安全和便于安装、检修为原则。管缆应布置在人行道一侧，管道的架设一般采用托架、管墩及锚杆吊挂等方式，并要考虑检修的方便，若架设在人行道上方，管道下部距道碴或水沟盖板的垂高不应小于1.8米，若架设在水沟以上，应以不妨碍清理水沟为原则。在架线式电机车运输巷道内，为防止电流腐蚀，管道内应尽量避免沿巷道底板架设。当管道与管道呈交叉或平行布置时，应保证管道之间有足够的跟换距离。管道架设在平巷顶部时，应不妨碍其他设备的维修与更换。管道与运输设备之间必须留有不小于0.2米的安全距离。4.7电缆布置电缆布置一般应符合下列要求：人行道一侧最好不要敷设电缆。动力电缆和通信电缆一般不要敷设在巷道的同一侧。如受条件限制设在同一侧时，通信电缆应设在动力电缆上方0.1米处，以防电磁场作用干扰通信信号。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3米以上的距离。电缆悬挂高度应保证当矿车掉道时不会撞击电缆，或者电缆发生坠落时，不会落在轨道上或运输设备上，所以悬挂高度一般为1.5至1.9米，电缆到巷道顶板的距离一般不小于300毫米；电缆两个悬挂点间距不应大于3米；电缆与运输设备之间距离不应小于0.25米；电缆同风筒相互之间应保持0.3米以上的距离。高压电缆和低压电缆在巷道同侧敷设时，相互之间距离应大于0.1米以上，高压电缆之间，低压电缆之间距离不得小于50毫米，以便摘挂方便。79 通过本巷道的水量为280m3/h，采用水沟坡度为0.3%，水沟深550㎜、水沟宽500㎜，水沟净断面面积0.261㎡；水沟掘进断面面积0.309㎡，每米水沟盖板用钢筋2.036kg、混凝土0.0323㎏，水沟用混凝土0.145m2。管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通讯电缆挂在管子上方。79 5巷道掘进设计5.1炮眼布置5.1.1炮眼布置的要求（1）有较高的炮眼利用率；（2）先爆炮眼不破坏后爆炮眼，先爆炮眼不破坏后爆炮眼；（3）爆破块度均匀，大块率少大块率少；（4）爆堆集中，飞石距离小飞石距离小；爆后断面要求，壁面平整壁面平整、围岩稳定。5.1.2炮眼布置的方法和原则（1）工作面上各类炮眼布置是“抓两头、带中间”。（2）掏槽眼布置在断面中央偏下掏槽眼布置在断面中央偏下，并考虑崩落眼布置较均匀。（3）周边眼布在断面轮廓线上，相互平行，眼底在同一平面。（4）布置好周边眼和掏槽眼后，布置崩落眼。崩落眼以槽腔为自由面而层层布置，均匀分布在被爆岩体上，崩落眼以槽腔为自由面而层层布置调整好最小抵抗线和邻近系数。常用的破岩方法有机械破岩和爆破破岩两种。在岩石巷道掘进中，爆破破岩由于操作简单易于掌握，设备轻巧便于灵活移动，适应性强，能在各种坚固程度的岩石中掘出各种形状和尺寸的巷道，而且费用较低，安全上也比较可靠，所以在国外都获得广泛的应用。但是这种破岩方法机械化程度不高，工序多，工作也比较繁重，演马庄矿采用爆破破岩方法。5.1.3掏槽眼的确定79 掏槽眼的作用是首先在工作面上将某一部分岩石破碎并抛出，在第一个自由面的基础上崩出第二个自由面，为其他炮眼的爆破创造有利条件。掏槽效果的好坏对循环进尺起着决定性的作用。因此，掏槽眼的布置最为关键。掏槽眼一般布置在巷道断面中央偏下靠近底板处，这样便于钻眼时掌握方向，并有利于其他多数炮眼能借助岩石的自重崩落。在掘进断面中如果存在有显著易爆的软弱岩层时，则应将掏槽眼布置在这些软弱岩层中。掏槽眼应比其他炮眼加深150～200mm，装药量加大15%～20%；如果是相向偏斜的炮眼，眼底间距应相距100～200mm。掏槽眼布置在巷道断面的中部偏下一些，这样便于打眼时掌握方向，并且有利于其他多数炮眼的岩石能借助于自重崩落。如果在掘进过程中有显著的软弱岩层，要把掏槽眼布置在这一岩层中。根据演马庄矿的岩石性质，掏槽眼形式采用多向掏槽法的楔形掏槽法，根据巷道的断面面积和岩石情况，决定掏槽眼为5个，布置在巷道中间偏向底板处。炮眼的距离为200mm左右，并且要比一般炮眼深200mm，每个炮眼的倾斜度为70°。5.1.4辅助眼辅助眼。辅助眼又称崩落眼，是大量崩落岩石和继续扩大掏槽的炮眼。辅助眼要均匀布置在掏槽眼与周边眼之间，其眼距一般为500～700mm，炮眼方向一般垂直于工作面，装药系数（装药长度与炮眼深度的比值）一般为0.45～0.60。如采用光面爆破，则紧邻周边眼的辅助眼要为周边眼创造一个理想的光爆层。5.1.5周边眼周边眼是爆落巷道周边岩石，最后形成巷道断面设计轮廓的炮眼。演马庄矿的爆破采用光面爆破；最小抵抗线长度W=E/K=625其中E为周边眼间距，演马庄矿取500mm；K为炮眼的密集系数，取0.8。按照光面爆破要求，周边眼的中心均应布置在巷道设计掘进断面的轮廓线上，而眼底应稍向轮廓线外偏斜，本巷道的大约偏斜在120mm左右。这样可以使下一循环打眼时凿岩机有足够的工作空间，同时还要尽量减少超挖量。79 表5-1光面爆破的周边眼爆破参数Table5-1ofsmoothblastingeyesurroundingblastingparameters岩层情况岩石坚固性系数f炮眼直径/mm炮眼间距/mm最小抵抗线/mm炮眼密集系数装药量/kg.完整、稳定中硬以上8～1042～45600～700500～7001.0～1.10.2～0.3中硬、层节理不发育6～835～42500～600600～8000.8～0.90.15～0.2松软、层节理发育＜635～42350～500500～7000.7～0.80.1～0.15周边眼的底眼负责控制底板的标高。底眼眼口应比巷道底板高出175mm左右，但眼底应低于底板标高150mm左右，底眼眼距为400mm，装药系数0.6左右，采用抛渣爆破。5.2掏槽方法掏槽方法主要有斜眼掏槽、直眼掏槽和混合式掏槽。斜眼掏槽适用于大断面，且掏槽眼深度受到巷道宽度的限制；碎石抛掷距离较大，易损伤设备和支护。因此，采用直眼掏槽。直眼掏槽所有的掏槽眼都垂直于工作面，各炮眼之间必须保持平行；炮眼深度不受巷道断面的限制，可用于深孔爆破，便于使用凿岩台车打眼。直眼掏槽炮眼的间距较近，其中每一个装药炮眼的爆炸，都可以破坏两个炮眼之间的岩石；另外，直眼掏槽都有不装药的空眼，它起着附加自由面的作用。直眼掏槽的形式有直线掏槽、螺旋掏槽、三角柱掏槽、菱形掏槽、五星掏槽和混合式掏槽。5.3爆破参数的确定巷道掘进的爆破参数主要包括：炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目和单位炸药消耗量等。1)单位炸药消耗量79 它将直接影响到爆破岩石的块度、钻眼和装岩的工作量、炮眼利用系数、巷道轮廓的整齐度、围岩的稳定性以及爆破成本等。单位炸药耗药量一般按定额选用，见下表。表中所列定额是按2号岩石铵梯炸药、毫秒延期电雷管制定的，演马庄矿煤矿采用2号岩石铵梯炸药.见表5-2.表5-2光面爆破炸药用量Table5-2smoothblastingexplosiveconsumption掘进方式掘进断面/f=4～6f=8～10炸药/kg火雷管/发导火索/m炸药/kg火雷管/发导火索/m光面爆破≤44～66～88～1010～1212～1515～2027422420219016814813547338534431229526424798379971464961454851229425122420218616314559252644841639135832212301094929865812744670演马庄矿煤矿断面为15.5m2，岩石等级为Ⅳ级坚固系数f=4～6。所以单位炸药耗药量为1.35kg/m3。雷管消耗量为247个/100m3。79 图5-1炮眼布置图Figure5-1boreholearrangement2)炮眼直径炮眼直径：炮眼直径对钻眼效率全断面炮眼数目，炸药耗量和爆破岩石块度与岩壁平整度均有影响，目前岩巷掘进的炮眼直径多采用35～42mm，故选用40mm3)炮眼深度我国煤矿巷道掘进中，通常是以计划月进度和凿岩、装岩设备的能力来综合确定每一循环的炮眼深度。按计划月进度确定，即l≥式中l————炮眼深度，m；L————计划月进度，20m；N————每月实际用于掘进的天数，12天；k————正规循环率0.7；79 n————每日完成掘进循环数，1次；————炮眼利用系数取0.9。计算得l≥20÷12÷0.7÷1÷0.9=2.6m。根据以上情况，演马庄矿炮眼深度定为3m。这时钻眼与装岩能进行平行作业，这样可以减少循环时间，提高掘进速度。如果炮眼深度过大可能影响到钻眼质量，炮眼利用率可以达到90％左右。4)炮眼数目炮眼数目可以根据单位炸药消耗量，按下式估算后，再按上述经验方法确定炮眼数目：，N=式中N————炮眼数目；q————单位炸药消耗量，1.68㎏/m3；S————巷道掘进断面积，15.5㎡；m————每个药卷长度，0.37m；————炮眼利用系数，取0.9；a————装药长度系数，一般取0.5到0.6，此次取0.5；P————每个药卷的质量，200g。带入已知数据得：N=1.35×15.5×0.37×0.9÷0.5÷0.2=67个。79 5.4钻眼工作设计5.4.1钻眼机具选择在岩石中钻眼，主要采用冲击式钻眼法；在煤层中钻眼，主要是采用旋转式钻眼法。冲击式钻眼法使用的钻眼机械是凿岩机，旋转式钻眼法使用的钻眼机械则多是电钻。凿岩机按使用的动力不同，可分为风动凿岩机（一般简称凿岩机或风钻）、液压凿岩机及电动凿岩机。液压凿岩机的效率远比风动凿岩机高，是最有发展前途的凿岩机械，目前在我国推广使用。因此，演马庄矿钻眼机具选择液压凿岩机。选用CYY120型凿岩机。5.4.2巷道中线测量方法掘进巷道时，用中线指示巷道的掘进方向，用腰线控制巷道的坡度。工作面上的炮眼布置应以巷道中线为基线，准确地定出周边眼、辅助眼和掏槽眼的位置，并做好标识。腰线设在巷道无水沟侧的墙上，距轨面标高1.0m，腰线可用倾斜仪挂在腰线上来延长。中线的测量采用激光指向仪。激光指向仪的氦氖激光管光束发射角小，经望远镜调光后，其光束在300m远处不超过20mm，其输入电源的电压为127V的矿用安全电压。激光指向仪固定在距工作面100m以外的巷道顶板的中线位置。经调整对正后，激光束投射到工作面上，定期向前移动指向仪并重新安装和校正。5.4.3工作面供风供水管布置掘进工作面同时使用风、水的设备较多，并且装卸、移动频繁。为了提高钻研工作的效率并使各种工序互不影响，必须配备专用的供风、供水设备，并且予以恰当的布置。工作面风、水管路的布置其主要特点是在工作面集中供风、供水，将分风、分水器设置在巷道两侧，这样既方便了钻研工作，又不影响其他工作5.4.4钻眼注意事项钻眼前要检查井帮围岩，处理掉活矸、浮石后方可钻眼，各炮眼的眼位和方向要准确，严格按设计要求施工，雷管下井前要检查雷管的段号和型号，不同型号、不同厂家生产的雷管严禁混用。放炮前工作面所有的设备要掩护好，人员撤离到120m以外安全有掩护地点躲避，进行安全确认后方可放炮。5.5爆破方法选择及设计5.5.1装药工作79 炮眼打好以后，按照相关规定装好炸药。装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼，应使用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电器设备以及掘进机械等导电体相接触。5.5.2连线工作在井巷掘进时，电报网路连接方式有串联、并联、串并联等几种。演马庄矿煤矿巷道爆破采用串联电路。将各电雷管脚线连续地一个接一个连在一起，最后联到爆破母线上。这种连接电路的总电流小，适用于发爆器爆破，电路便于用导通表检查，连线容易操作，在瓦斯矿井中使用安全。是煤矿井下最常用的连接网络.但是由于一发电雷管断路就会导致全部拒爆，因此在装药之前必须对全部电雷管作导通检查。5.5.3装药结构1掏槽眼和辅助眼的装药结构根据起爆药卷所在的位置不同，有正向装药与反向装药两种方式。演马庄矿掏槽眼和辅助眼采用反向装药，先将起爆药包装入眼底，要求电雷管和药卷的聚能穴一致朝向眼口，然后在装入被动药包，最后填满炮泥。这样爆轰波由里向外传播，与岩石朝自由面运动的方向一致，有利于反射拉伸波破碎岩石，同时起爆药包距自由面较远，爆炸气体不会立即从眼口冲出，爆炸能量能得到充分利用，因此能取得较好的爆破效果。正向装药结构如下图：79 反向装药结构如下图：79 2周边眼的装药结构在光面爆破中，周边眼的装药结构，在目前普遍采用32到35mm粉状硝酸铵类炸药卷的情况下，可采用单段空气柱式装药结构，如图所示。这种装药结构简单易行，适用于1.5到2.0m深的炮眼。炮眼深度超过2.0m后，可采用小直径药卷空气间隔装药结构，如图所示。两段药卷的间隔距离，小于该种炸药在炮眼内的殉爆距离。单段空气柱炸药装药结构如图：空气间隔装药结构如图：3炮眼的填塞为了保质保量地做好装药工作，装药之前必须吹洗炮眼，将眼中的岩粉和水吹洗干净。装药后应该对炮眼进行填塞。填塞就是用粘土、砂或土砂混合材料将装好炸药的炮眼封闭起来，所以统称为炮泥。起爆药包必须按照规定要求制作。79 炮眼的填塞质量对提高爆破效率和减少爆破有害气体也有很大作用，特别是在有瓦斯与煤尘爆炸危险的工作面上，炮眼必须填塞，这样可以阻止灼热的固体颗粒从炮眼中飞出。因此，装药完毕必须充填以符合安全要求长度的炮泥并捣实。用1:3的泥沙混合炮泥，湿度为18％～20％.这种炮泥既有良好的可塑性，又具有较大的摩擦系数。4起爆方法工作面的炮眼应按掏槽眼、辅助眼、帮眼、顶眼、底眼的顺序先后起爆，以使先爆炮眼所形成的槽腔作为后起爆的炮眼的自由面。起爆方法、起爆时差和起爆系统的可靠性，是影响爆破安全和爆破效果的重要因素。在演马庄矿的巷道使用多段毫秒雷管，按照爆破图表规定的起爆顺序全断面一次起爆。在有瓦斯的地段，只能用总延期时间不超过130ms的前五段毫秒雷管。5爆破安全注意事项（1）放炮后不能过早进入工作面；　（2）盲炮处理要得当或打残眼；　（3）炸药运输过程中不要有强烈震动或摩擦；　(4)装药工艺要合理不能违章作业；　（5）起爆工艺要合理不能违章作业；　（6）警戒要到位，信号完善，安全距离要足够；　（7）爆破器材质量要好，点火不能迟缓，不能拖延点炮时间；　（8）非爆破专业人员不能作业，爆破作业人员不能违章；　（9）不使用爆破性能不明的材料；5.6装岩工作设计5.6.1装岩机具的选择巷道施工中，岩石的装载与运输是最复杂、最费时的工序，一般情况下它占掘进循环时间的35﹪～50﹪。因此，做好装岩与运输工作，对提高劳动率、加快掘进速度、改善劳动条件和降低成本具有重要的意义。按工作结构划分，井下常用的装载机有铲斗式装载机、靶斗士装载机、蟹爪式装载机和利爪式装载机等。本矿采用铲斗侧卸式装载机。此种装载机，铲取能力大，生产效率高，对大岩块、坚硬岩石适应性强；履带行走，移动灵活，装卸宽度大，清除干净；操作简单、省力，适用于双轨巷道。型号为ZCZ-26，生产能力为90m3/h。79 5.6.2装岩效率装岩效率指标是m/（台·班）。单从巷道经济效果分析，这两项指标越高，成本越低。从组织观点出发，工作面同时工作内容越单一，相互干扰越少，效率越高。在装岩工作时，根据具体要求采取下列不同措施提高装岩效率：⑴积极推广和研究装岩、运输机械化作业线，不断提高装载机工时利用率，缩短循环中的装岩时间。⑵做好爆破工作。当岩石的块度均匀、适宜、堆放集中，底板平整时，装载机的效率较高。⑶加强装岩调车的组织管理工作，保证重车及时推出，空车的及时到位。79 6巷道围岩压力计算6.1巷道顶压、侧压、底压的计算6.1.1顶压计算我国有关部门推荐的围岩压力计算方法，是以工程模拟法为基础，统计分析了我国数百公（铁）路隧道的塌方调查资料，统计出围岩竖直均布压力计算公式。我国《公路隧道设计规范》认为，Ⅳ～Ⅵ级围岩中深埋隧道围岩压力为松散荷载时，其垂直均布压力可按下列公式计算，即q=0.45×2s-1×ω（6-1）式中q------垂直均布压力；s------围岩级别；------围岩重度；ω------宽度影响系数，ω=1+i（B-5）；B------隧道宽度；i------B每增加1m时的围岩压力增减率，以B=5m的围岩垂直均布压力为准，当B﹤5m时，取i=0.2；B﹥5m时，取i=0.1。演马庄矿煤矿运输大巷，深度为500m，Ⅳ级围岩。重度r为23KN/m3，隧道宽度3.5m。则由上式得q=0.45×24-1×23×0.7=57.96KN/m2，即为顶压。79 6.1.2侧压的计算水平均布压力按表6-1确定：表6-1围岩水平均布压力（kn/m2）Table6-1levelofsurroundingrockclothpressure(kn/m2)围岩级别ⅠⅡⅢⅣⅤⅥ水平均布压力0﹤0.15q（0.15～0.3）q（0.3～0.5）q（0.5～1.0）q可知，水平均布压力为（0.15～0.3）×57.96即8.694～17.388kN/m2。即为侧压。6.1.3底压的计算底压的计算根据普氏公式底压N=（6-2）D0=（6-3）式中N————沿巷道轴线每米巷道之底压值，kN/m；D0————两侧围岩对同一侧围岩产生的压力差，kN/m；————围岩重度，kN/m3；X0————h0————换算高度，为3.38m；————底板围岩似内摩擦角，25°；经计算X0==0.67D0=79 =20.3kn/m。N=20.3×tg（450-25°÷2）=13.25kN/m2。6.2围岩破碎半径的计算根据弹塑性理论计算公式，围岩破碎半径为Rp=（6-4）式中r————巷道半径，1.9m；H————巷道埋深，500m；————围岩容重，23kN/m3；C、————围岩粘结强度和内摩擦角，分别为，0.25MPa，450；经计算得Rp==1.90m。79 7巷道支护设计巷道开挖后，围岩可以自行稳定一定时间。当这个时间大于巷道服务年限的时候，可以不用使用支护结构；但是，如果这个自稳时间小于服务年限，为了使巷道能长期稳定，在开挖后，要使用结构物对所开挖的巷道进行必要支护。煤矿巷道由于服务时间一般较长，所以绝大多数是需要支护的。7.1支护形式选择演马庄煤矿运输大巷选用锚喷支护形式。锚喷支护是锚杆与喷射混凝土支护一起综合的应用，喷射混凝土支护是将一定配合比的水泥、沙子、石子和速凝剂通过混凝土喷射机，在压缩空气的作用下，沿着管路送至喷嘴口与水混合后以较高速度喷射在岩石面上凝结、硬化而成的一种支护类型。7.2支护参数选择与计算1.锚杆长度锚杆的长度L由锚杆锚固段长度L1、软弱岩层厚度或冒落拱高度H及锚杆外露长度L2三部分组成，即L=L1+H+L279 锚杆锚固段长度L1通过拉拔试验确定，为0.3m；锚杆外露长度L2为0.10m。软弱岩层的厚度H为1.9m。因此，锚杆长度L=0.3+1.9+0.10=2.3m。2锚杆杆体直径锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则估算，然后按照直径为14,16,18,20,22mm等规格来选取。估算式为d=35.52式中d————锚杆杆体直径，mm；Q————设计的锚固力，KN；————杆体材料抗拉强度，MPa。Q为50KN，为80MPa。经过计算得d=35.52×=28.1mm，因此选用锚杆杆体直径为28mm。3锚杆间、排距锚杆间距和排距可根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，即锚杆悬吊的岩石重量大于（等于）锚杆的锚固力，按照间、排距相等原则排列，即：a=式中a————锚杆间、排距，m；K————锚杆安全系数，取K=1.9；————岩体重力密度，23Kn/m3。计算得a==0.776m79 表7-1支护参数Table7-1supportparameters围岩分类锚喷参数服务10a以上净跨＜3m净跨3～5m净跨5～10m喷混凝土厚度锚杆喷混凝土厚度锚杆喷混凝土厚度锚杆类别名称锚深间距锚深间距锚深间距Ⅰ稳定岩层10～2020～30Ⅱ稳定性较好岩层50～7070～100100～12050～701400～1600800～1000Ⅲ中等稳定岩层70～100120～150100～1201600～1800600～80050～701400～1600800～100070～1001600～1800800～1000Ⅳ稳定性差岩层70～1001400～1600600～800100～1201600～1800600～800120～1501700～2000600～800Ⅴ不稳定岩层100～1201600～1800600～800125～1501800～2000600150～2002000～2200500～600加网加网由于该矿巷道围岩等级为Ⅳ级，巷道的净宽4500mm，穿过的岩石为Ⅳ级围岩坚固系数4～6属于中等稳定兼有不稳定岩石的软岩，并且服务年限大于20a。所以选用每孔安装4个树脂药卷，锚固长度≥1800mm，设计锚杆预紧力≥40KN,锚固力≥140KN。锚杆长度l=2.3m。成方形布置其间排距0.80m*0.80m，4混凝土材料选择79 在巷道的支护中喷浆及喷射混凝土等要求早期强度高、凝结快的用硅酸盐水泥和普通水泥。根据《钢筋混凝土工程施工及验收规范》（GB50204-2002）推荐的常用水泥选用见表7-2.表7-2常用水泥的选用Table7-2commonlyusedtheselectionofcement混凝土工程特点或所处环境条件优先选用不得使用环境条件在普通气候环境中的混凝土普通水泥在干燥环境中的混凝土普通水泥火山灰水泥、粉煤灰水泥在高温环境或永远处在水下的混凝土矿渣水泥严寒地区的露天混凝土普通水泥（标号≥325号）火山灰水泥、粉煤灰水泥受侵蚀环境水或侵蚀性气体作用的混凝土根据侵蚀界面种类、浓度等具体条件按专门规定选用工程特点厚大体积的混凝土粉煤灰水泥、矿渣水泥硅酸盐水泥、快硬硅酸盐水泥要求快硬的混凝土快硬硅酸盐水泥、硅酸盐水泥矿渣水泥、火山灰水泥、粉煤灰水泥高强混凝土（大于C40）硅酸盐水泥火山灰水泥、粉煤灰水泥有抗渗性要求的混凝土普通水泥、火山灰水泥矿渣水泥有耐磨性能要求的混凝土硅酸盐水泥、普通水泥（标号大于325号）火山灰水泥、粉煤灰水泥79 表7-3硅酸盐水泥的强度（GB175-1999）Table7-3ofPortlandcementstrength(GB175-1999)品种强度等级抗压强度/MPa抗折强度/MPa3d28d3d28d硅酸盐水泥42.517.042.53.56.542.5R22.042.54.06.552.523.052.54.07.O52.5R27.052.55.07.O62.528.062.55.08.062.5R32.062.55.58.0表7-4普通水泥的强度（GB175-1999）Table7-4ofPortlandcementstrength(GB175-1999)品种强度等级抗压强度/MPa抗折强度/MPa3d28d3d28d普通水泥32.511.O32.52.55.532.5R16.O32.53.56.542.516.042.53.56.542.5R21.042.53.56.552.522.052.54.07.052.5R26.052.55.07.0由于要在巷道中使用，结和巷道的环境特点决定选用强度等级为42.5的普通与硅酸盐水泥。79 5喷射混凝土工作面风压工作风压是指正常喷射作业时，喷射机工作室里的风压。工作风压将直接影响回弹率与混凝土喷层质量。风压与混凝土强度、回弹率之间的关系如图7-1所示；图7-1工作风压与回弹率和强度关系Figure7-1windpressureandreboundrateandworkstrengthrelationship底面是工作风压/MPa，左面是回弹率/％，右面是喷混凝土抗压强度/％1——工作风压与回弹率的关系曲线2——工作风压与强度的关系曲线在施工过程中输料管长度增加时，工作风压也要适当加大。在对于罐式和转子式干式喷射机水平输料在200m以内时，工作风压=0.1+0.001×输料管长度6水压水压应比风压大0.1MPa左右，以利于水环喷出的水能充分湿润瞬间通过喷头的拌合料。因此，定为0.2MPa。7水灰比水灰比适宜时喷层表面平整、潮润光泽、黏塑性好、密实。水量不足时，喷层表面出现干斑，回弹率大，粉尘飞扬；若水量过大，则混凝土出现滑移和流淌现象。经过试验，水灰比定为0.42。8喷头与受喷面的距离与倾角喷头距受喷面的距离以0.8～1.2m为宜。喷头与受喷面垂直时，回弹率低。因此，距离为2.0m，倾角为90°.9一次喷射厚度79 若一次喷射厚度过大，由于重力作用会使混凝土颗粒间的粘结力减弱，混凝土将发生坠落；若喷层厚度太小，石子无法嵌入灰浆层，将会使回弹率增大。经验表明，一次喷层厚度，以墙50～100mm，拱30～60mm为宜。因此厚度定为80mm。10喷射机具的选择喷射混凝土机具包括喷射机及其配套机械。混凝土喷射机采用转子-Ⅱ型喷射机，配套机械使用喷射机器人，它操作简单、动作灵活，喷射混凝土的回弹率能降低至15﹪，省料效果明显。79 8巷道施工组织设计施工组织设计与管理是实现科学管理、提高效益的重要手段。8.1施工方法以及作业方式选择一次成巷（掘进、永久支护、水沟掘砌视为一个整体，按照设计和质量标准在一定距离内前后连贯、相互配合，尽可能同时施工，一次做成巷道），成巷速度快。分次成巷：速度慢。由于一次成巷，不留收尾工程。由于其施工安全，速度快，质量好，节约材料，降低成本和便于管理，且我国国家标准《矿山井巷工程施工及验收规范》（GBJ213—90）第6.1.1条中明确规定，巷道的施工，应一次成巷并符合有关规定。因此演马庄煤矿采用一次成巷施工。一次成巷施工方法分为掘支平行作业、掘支单行作业、多巷交替单行作业。掘支平行作业适用于：①围岩稳定、断面大于8m2；②可以组织快速施工（提高成巷速度30～40%）以免掘支共作面相互干扰，并且锚喷支护不受限制，因此选用掘支平行作业方式。8.2施工组织正规循环作业：规定时间、按作业规程、爆破图表和循环图表规定，完成全部工序及工作量，周而复始地进行。正规循环作业是完成任务的保证；提高效率的措施；改进管理、降低成本的环节。组织多工序平行作业包括：1交接班与工作面安全质量检查平行作业；2凿岩、装岩与永久支护可以部分平行作业；3测中线、腰线与准备凿岩、敷设风水管路平行作业；4用铲斗装岩机装岩时，装矸后阶段可与钻工作面中部以上炮眼平行作业。5用耙斗机装岩时，可用装左边岩，钻右边眼，装右边岩，钻左边眼，装后边岩，钻下部眼等办法实行平行作业；6钻下部眼与工作面铺轨、清扫炮眼平行作业；7移耙斗装岩机与接长风水管路平行作业；8工作面打锚杆与装岩平行作业；9装药与搬离、保护设备和工具平行作业；79 10砌水沟与铺永久轨道平行作业。8.3循环组织及编制循环图标1工作制度选择：掘进采用“四六制”作业，三个班生产，一个班检修，并配备工长、班长及维修工各一名。工长负责全面工作，班长负责掘进迎头工作，维修工负责设备的操作和故障的排除。2确立作业方式：装岩、打锚杆互不影响，采用平行作业方式。3确定掘进循环时间：一次循环作业所需的时间是掘进个连锁时间的总和，用下式表示：T=T1+T2+T3+T4+T5+T61）安全检查及准备工作时间T1,20min。2）装岩时间T2：T2=式中S————巷道掘进面积，15.5m2；l————炮眼平均深度，3m；————炮眼利用率，0.9；P————装载机实际生产率（散体岩石），90m3/h；n————同时工作的装载机台数，1台；k————爆破后岩石的松散系数，1.28；计算得T2=60×15.5×3×0.9×1.28÷1÷90=44min。3）钻爆时间T3T3==式中t1————钻上部眼时间，min；t2————钻下部眼时间，min；————钻眼工作单行作业系数，平行作业，取0.5；N————工作面炮眼总数，67个；m————同时工作的凿岩机台数，台；v————凿岩机的实际平均转速，1.3m/min；经计算得T3=67×3×0.5÷1÷1.3=78min。4）装药连线时间T4，与炮眼数目和同时参加装药连线的工人组数有关：79 T4=式中N————工作面炮眼个数，67个；t————一个炮眼装药所需时间，1.3min/个；A————在工作面同时装药的工人组数，1组；经计算得T4=67×1.3÷1=88min。5）爆破通风时间T5，为20min。6）支护时间T6，即临时支护占用循环时间。由于混凝土喷射厚度为80mm，循环进尺为2.5m，巷道周长为13m，喷射机能力为6m3/h，则T6=0.08×2.5×13÷6=26min。掘进循环时间中T1和T5在循环工作中基本是常数，其中交接班时间T1安排在爆破通风之后，以节省时间。除此以外，为了防止实际工作中出现难以预见的情况造成的工序时间延长，应考虑留有10﹪的备用时间，提高循环图表完成的概率。因此，循环总时间为T=1.1（T1+T2+T3+T4+T5+T6）=1.1×（20+44+78+88+20+26）=297min。由此循环时间，确定日工作制度为“四六”制，一班一循环，循环进尺为2.5m。8.4掘进队的组织和管理制度1掘进队的组织形式：⑴专业掘进队——受辅助工影响大，工时利用率低⑵综合掘进队——一专多能由此在施工时使用综合掘进队的组织形式，即将巷道施工中主要工种（掘进、支护）以及辅助工作（机电维修、运输、通风、管路等）组织在一个掘进队内。这样有利于指挥统一，各工种密切配合协作，有利于培养工人一专多能。在施工中根据不同工序的需要灵活调配劳力，使工时得到充分利用，提高工作效率。有利于保证正规循环和多工序平行交查作业的实现。2掘进队的基本管理制度与指标⑴岗位责任制为中心的安全生产制⑵等级掘进队的六项指标：①年进度指标；②工程质量；③安全生产；④技术经济指标；⑤班组管理；⑥技术经济要求。79 8.5技术经济指标及设备配备8-1技术经济指标一览表8-1technicalandeconomicindexlist序号项目单位技术经济指标1巷道长度m2班进尺m53日进尺m154掘进断面m215.85日出勤人716掘进工效m/工0.21127正规循环率%95%8刮板消耗个/m0.39月进尺m427.510月循环个数个281数量单价材料成本11黄油Kg/m0.36.84元/kg2.052元12液压油Kg/m0.36.36元/kg1.908元13齿轮油Kg/m0.26.27元/kg1.254元14截齿个/m0.2528元/个7元15锚杆消耗条/m2422元/条528元16锚固剂条/m７２6.8元/条４９０元79 表8-2设备配备一览表8-2deviceequippedwiththelist序号设备名称型号功率/kW使用数量电压/V1凿岩台车CGJ—216602侧卸式装岩机ZLC—6016603梭式矿车S8D2组6604干式变压器KBSG—500—6/0.6650016605移动变电站KBSGZY—630—6/1.1463016606压入式风机56607除尘风机ZZJC—Ⅱ11166008电机车SQ1200—55526609照明信号ZXZ8—2.52.5266010激光指向仪JX—2112711控制开关现场定66012馈电开关DW80—350266013锚杆钻机MFC1360/3630214通讯与控制TK200166015混凝土喷射机MK—Ⅱ179 8.6劳动组织表8-3劳动组织一览表Table8-3labororganizationlist一二三四合计出勤在册钻眼22269装药联线放炮22268装岩11134转载运输22269轨道工224验收员111防尘员223支护工9992730机修工111369运料工446班长111144工长111114合计19191914689179 9工程概算9.1计算巷道掘进工程量及材料消耗量每米巷道拱与墙计算掘进体积为：V1=S2×1（9-1）式中：V1————每米巷道拱与墙计算掘进体积，m3；S2————巷道计算掘进断面面积，15.5m2。故V1=15.5×1=15.5m3。每米巷道墙脚计算掘进体积为：V3=（9-2）式中：V3————每米巷道墙脚计算掘进体积，m3；T————喷射混凝土支撑厚度，0.1m；——巷道变形量，0.075m。故V3=0.2×(0.1+0.075)×1=0.04m3.每米巷道拱与墙喷射材料消耗为：V2=（9-3）式中V2————每米巷道拱与墙喷射材料消耗体积，m3；B2————巷道计算掘进宽度，4.5m；T1————喷射混凝土厚度，0.08m；h3————巷道壁高，1.9m；V2=[3.14×(1.9-0.08÷2)+2×1.9]×1×0.1=0.96m3。每米巷道墙脚喷射材料消耗为：V4=0.4T×1（9-4）式中：V4——每米巷道墙脚喷射材料消耗体积，m3。故V4=0.4×0.1×1=0.04m3。每米巷道喷射材料消耗（不包括损失）为：V=V2+V4（9-5）式中：V——每米巷道喷射材料消耗，m3。故V=1.65+0.08=1.m379 每米巷道锚杆消耗为：N=(P1-0.5M)/MM’（9-6）式中：P1——计算锚杆消耗周长。P1=2×3.14（r+T）0.3128+2×3.14（R+T）0.0936+2h3（9-7）故P1=2×3.14×(1.9+0.1)×0.3128+2×3.14×(4.5+0.1)×0.0936+2×1.9=9.17mM，——锚杆间距、排距，M=M’=0.776m；N——每米巷道锚杆消耗根数，根。故N=（9.17-0.5×0776）/（0.776×0.776）=14.6根折合重量为：K=14.6×[3.14×ρ]（9-8）式中：l——锚杆长度，l=2.3m；d——锚杆直径，d=28mm；ρ——锚杆材料密度，ρ=6750kg/m3；K——锚杆总重量，kg。故K=14.6×[2.3×3.14×(0.028÷2)2×6750]=99kg由于每根锚杆安装4个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗：M=4×N=4×14.6=58.4支。每排锚杆数为：N×0.766=14.6×0.776=11.3≈11根每排树脂药卷数为：M×0.776=58.4×0.776=45.3≈45根每米巷道粉刷面积为：=（3.14×R+2h3）×1=9.3879.2概算表编制每米巷道工程及材料消耗量表很据以上计算结果，编写工程量及材料消耗表79 运输大巷每米工程量及材料消耗见表9-1表9-1每米巷道工程及材料消耗量表Chart9-1ofeverymetersengineeringandmaterialconsumptiontoscale围岩类别计算掘进工程量/m3锚杆数量材料消耗/m3粉刷面积/㎡巷道墙脚喷射材料/m3锚杆钢筋/㎏树脂药卷/支Ⅳ15.50.114.619958,49.38779 9.2.1总概算表表9-2总概算表Table9-2Generalestimatesheet建设项目名称：演马庄煤矿运输大巷支护结构编制范围：运输大巷断面开挖与支护第1页共1页01表项目节细目工程或费用名称单位数量概算金额（元）技术经济指标各项费用比例（%）备注第一部分建筑安装工程费六运输大巷工程（基岩段）座11演马庄煤梁矿运输大巷m118356.6518356.651断面开挖与支护m118356.6518356.651喷射混凝土支护m15019.375019.3729.122锚杆架设根14.610396.1892.4557.773水沟盖板制作0.0275823.37328464.664现浇混凝土制作（井下）1.0111765.47755.194.425喷射混凝土制作1543.21444.724.38第二部分设备工具、器具购置费未购置第三部分工程建设其他费用建设项目管理费m11建设单位管理费（累计法）m1877.4877.463.54工程质量监督费（0.15%）m126.4326.431.9工程监理费（2.5%）m1438.71438.7131.77工程定额测定费（0.12%）m121.0521.051.5279 设计文件审查费（0.1%）m117.5517.5517.46竣工验收试验验检费m1分费用合计元1473.87预备费元480概算总金额19430.87编制：复核：9.2.2人工、材料、机械台班数量汇总表表9-3人工、材料、机械台班数量汇总表Table9-3Artificial,material,mechanicalstageclassquantitylist建设项目名称：演马庄煤矿运输大巷支护结构编制范围：运输大巷断面开挖与支护第1页79 共1页02表序号规格名称单位总数量分项统计场外运输消耗%数量1人工工日5.212硝铵炸药kg2320.463电雷管个3820.0764中空六角钢kg2,8220.545模板（木制）m30.002850.00036合金钢钻头个1.37120.0327喷射混凝土m31.36820.0368水m36.26420.189电kw·h35.820.6610风m33347.3270.9611树脂锚杆个12.7520.2312板材(二等)m30.0002320.00000513钢筋（）kg1.63220.0341442.5号水泥kg1212.22224.1315中（粗）砂m31.66230.05716碎石（《20mm）m32.78720.04317速凝剂㎏24.5320.4718砼水沟盖板m30.02230.0007119混凝土（井下现制C20）m30.120.002编制：审核：79 9.2.3建筑安装工程费计算表表9-4建筑安装工程费计算表Table9-4Constructionandinstallationengineeringcostcalculationsheet编制项目名称：演马庄煤矿运输大巷支护结构编制范围：运输大巷断面开挖与支护第1页共1页03表序号工程名称单位工程量直接费/元间接费/元利润/元费率%税金/元综合税率%建筑安装工程费直接工程费其他工程费合计人工费材料费机械使用费合计合计/元单价/元1234567891011121314151喷射混凝土支护m1886.46729.33486.922102.71208.172310.88250.48317.27169.743048..293048..292锚杆架设根0.146212.3693.76286.5431.1518.8657.1351.610396.171021.23水沟盖板制作m30.02753.7712.74650.9534.0640.9851.9027.77823.3729940.74现浇砼制作（井下）m31.011196.81261.75359.4131.8638.3448.5625.98765.477570.75喷射砼制作m310214.66242.7831.9238.4148.6326.03543.21543.21编制：复核：79 9.2.4其他工程费及间接费综合费率计算表表9-5其他工程费及间接费综合费率计算表Table9-5Otherengineeringcostsandindirectcostsintegratedratecalculationtable其他工程费及间接费综合费率计算表建设项目名称：演马庄煤矿运输大巷支护结构编制范围：运输大巷断面支护第1页共1页04表企业管理费综合费率275.85财务费用260.37职工取暖补贴250.22职工探亲路费2440.27主副食运费补贴230.77基本费用224.22规费综合费率21工伤保险费20住房公积金19医疗保险费18失业保险费17养老保险费16其他工程费率（%）综合费率Ⅱ150Ⅰ145.1179 工地转移费130施工辅助费121.23临时设施费112.57安全及文明施工措施费100.73行车扰工程施工增加费9-沿海地区施工增加费8-风沙地区施工增加费7-高原地区施工增加费6-夜间施工增加费5-雨季施工增加费4-冬季施工增加费30.58工程类别2巷道序号179 9.2.5工程建设其他费用计算表表9-6工程建设其他费用Table9-6Otherconstructioncosts建设项目名称：演马庄煤矿运输大巷支护结构编制范围：运输大巷断面开挖与支护第1页共1页05表序号费用名称及回收金额项目说明及计算公式金额（元）备注1建设项目管理费建筑安装工程费费率建设单位管理费（累计法）877.4总金额为1381.14元工程质量监督费（0.15%）26.43工程监理费（2.5%）438.71工程定额测定费（0.12%）21.05设计文件审查费（0.1%）17.55编制：复核：79 9.2.6人工、材料、机械台班单价汇总表表9-7人工、材料、机械台班单价汇总表Table9-7Artificial,material,mechanicalshiftunitpricelist建设项目名称：演马庄煤矿主运输大巷支护结构编制范围：运输大巷断面开挖与支护第1页共1页07表序号名称单位代号预算金额（元）备注序号名称单位代号预算金额（元）备注1人工（井下直接工）工日158.3218混凝土（预制c20）m3319211.002人工（地面辅助工）工日327.9119砾（卵）石（《20mm）m38740.953硝铵炸药kg944.6220速凝剂kg1060.954电雷管个951.2021混凝土（井下现制c20）m3326254.005中空六角钢kg9611.7422混凝土水沟盖板m3346646.006合金钢钻头(岩巷用)个9726.2523碎石（＜20mm）m38446.807模板（木制）m33911686.008水m33100.809电kw·h3110.5010风m33090.16711树脂锚杆根无4312树脂药卷卷1074.1313钢筋（）kg43.2314板材（二等）m3631450.0015喷射混凝土（1：2：2）m3335215.001632.5级水泥kg750.2817中（粗）砂m38346.50编制：审核：79 9.2.7分项工程预算表表9-8分项工程预算表Table9-8Projectbudget编制范围：大强煤矿运输大巷支护结构工程名称：运输大巷断面开挖与支护第1页共7页08表分项工程概算表编制范围：演马庄煤矿运输大巷支护结构工程名称：运输大巷断面开挖与支护第3页共7页08表编号工程项目水沟盖板制作合计工程细目混凝土工程定额单位m3工程数量0.027定额编号6887工、料、机名称单位单价（元）定额数量金额数量金额（元）（元）1人工（地面辅助工）工日27.915.020.1353.772钢筋（ф6）kg3.2365.351.765.683板材(二等)m31450.000.010.000270.394混凝土(预制C20)m3211.001.020.02755.85其他材料费%5.930.160.876第一类费用元381,0260.957基价元650650667.46其他工程费I元5.11%34.11直接工程费I元667.46701.57现场经费II元间接费规费元5.85%041.04企管理费元41.04利润元7%51.9880.76税金元3.5%28.78建筑安装工程费元823.3779 编制：审核：79 分项工程概算表编制范围：演马庄煤矿运输大巷支护结构工程名称：运输大巷断面开挖与支护第4页共7页08表编号工程项目现制混凝土制作（井下）合计工程细目混凝土工程定额单位1m3工程数量1.0111定额编号6806工、料、机名称单位单价（元）定额数量金额数量金额（元）（元）1人工（井下直接工）工日58.321.651.6696.812水泥（32.5级）kg0.28390394.31111.43中（粗）砂m346.500.430.4320.4砾（卵）石（《20mm）m340.950.810.8233.54261.755水m30.800.500.510.46基价元359359359.4其他工程费I元5.11﹪31.74直接工程费I元621.15652.89现场经费II元间接费规费元5.85﹪038.2企管理费元38.2利润元7﹪48.474.28税金元3.50﹪25.88建筑安装工程费元765.47编制：审核：79 分项工程概算表编制范围：演马庄煤矿运输大巷支护结构工程名称：运输大巷断面开挖与支护第5页共7页08表编号工程项目喷射混凝土制作合计工程细目混凝土工程定额单位1m3工程数量1定额表号6870工、料、机名称单位单价（元）定额数量金额（元）数量金额（元）1水泥（42.5级）㎏0.28467467130.762中（粗）砂Kg46.500.770.7735.53碎石（＜20mm）m346.800.750.7535.14速凝剂m30.95141413.3214.665水m30.800.560.560.4486基价元215215215.448其他工程费元5.11﹪21.98直接工程费I元430.1452.1现场经费II元间接费规费元5.85﹪038.41企业管理费元38.41利润元7﹪34.3352.7税金元3.50﹪18.37建筑安装工程费元543.2179 10结论本设计主要是介绍了演马庄巷道施工组织设计及其概预算。通过此次设计，较全面的了解了相关设计过程，对计算能力以及思考能力进行了一定的提升。在研究过程中，在有关围岩压力计算方面渗透不够深入，对于想要做好此设计来讲还要进一步研究。与其他有关文献不同，此设计主要侧重于施工组织设计及其概预算，对其他方面少有涉及。在今后的研究中，矿井相关设计要更加侧重于安全方面，不仅是瓦斯通风还有支护方面。79 致谢通过半学期的努力和忙碌，此次毕业设计已经接近尾声，作为一个本科生的毕业论文，由于经验的匮乏，难免有许多考虑不周全的地方，如果没有导师的督促指导，想要完成这个设计是难以想象的。在这里首先要感谢我的导师张树光老师。我的本科毕业论文一直是在张老师悉心指导下进行的。张老师平日里工作繁多，但我做毕业设计的每个阶段，都进行了认真的指导并且帮助我改正其中的错误，使得我的毕业设计课题能够深入地进行下去，也使我接触到了许多理论和实际上的新问题，使我做了许多有益的思考，除了敬佩张老师的专业水平外，张老师治学态度严谨，学识渊博，为人和蔼可亲和科学研究的精神也是我永远学习的榜样，并将积极影响我今后的学习和工作。在此表示诚挚的感谢和由衷的敬意!其次还要感谢大学四年来所有的老师对我的教育培养。他们每个人都具有扎实的专业知识和一丝不苟的作风、严谨求实的态度，感谢他们为我们打下地下建筑工程专业知识的基础；同时还要感谢所有的同学们，正是因为有了你们的支持和鼓励，此次毕业设计才会顺利完成。最后感谢土木与交通学院和辽宁工程技术大学四年来对我的大力栽培，让我度过了充实的四年，这将是我今后工作生活的一份宝贵财富，谨此也表示我由衷的感谢！79 参考文献[1]秦庚仁.矿井施工组织设计指南[M].第2版.北京：煤炭工业出版社,2002.[2]宋宏.井巷工程[M].第2版.北京：煤炭工业出版社,2007.[3]张永兴.岩石力学[M].北京：中国建筑工业出版社，2008.[4]高正军.工程概预算[M].长沙：湖南大学出版社，2008.[5]卢义玉.井巷工程设计与施工[M].北京：科学出版社，2010.[6] 刘吉昌.《矿井设计指南》[M] .北京：中国矿业大学出版社 ,1994.[7]  煤炭工业部北京设计研究院.《煤炭工业设计规范》[M].北京：煤炭工业出版社 ,1996.[8] 中华人民共和国能源部.《煤矿安全规程》[M].北京：煤炭工业出版社 ,1992.[9] 中华人民共和国能源部.《煤炭井巷工程综合预算定额》[M] .北京：煤炭工业出版社 ,1992.[10] 陈郑正.《采矿专业毕业设计指导书》[M].北京：中国矿业大学出版社 ,1995.[11] 煤炭工业部.《煤炭工业常用设备及主要器材》[M].北京：煤炭工业出版社 ,1983.[12] 中华人民共和国煤炭工业部.《井巷工程概算指针》[M].北京：煤炭工业出版社 ,1978.[13] 徐永圻.《采矿学》[M].北京：中国矿业大学出版社, 2003.[14] 煤炭专业委员会.《综采工艺》[M].北京：煤炭工业出版社, 2004.[15] 戴绍诚.《高产高效综合机械化采煤技术与装备》[M].北京：煤炭工业出版社 ,1997.[16] 张国枢.《通风安全学》[M].北京：中国矿业大学出版社,2000.[17] 黄元平.《矿井通风》[M].北京：中国矿业大学出版社 ,1986.[18] 东兆星,吴士良.《井巷工程》[M].北京：中国矿业大学出版社 ,1989.[19] 程居山.《矿山机械》[M].北京：中国矿业大学出版社, 1997.[20] 孙宝铮,刘吉昌.《矿井开采设计》[M].北京：中国矿业大学出版社 ,1986.[21] 钱鸣,高石平.《矿山压力及其控制》[M].北京：中国矿业大学出版社, 2003.[22] 陈炎光,徐永圻.《中国采煤方法》[M].北京：中国矿业大学出版社, 1990.[23] 刘思沛.《煤矿供电》[M].北京：煤炭工业出版社,1990年.[24]Bonnissel-Gissinger,Pascale,MarcAlnot,Jean-JacquesEhrhardt,andPhilippeBehra,“SurfaceOxidationofPyriteasafunctionofpH”,EnvironmentalScienceandTechnology,32,2839-2845,1998[25]U.S.EnvironmentalProtectionAgency(USEPA),“Abandonedminesitecharacterizationandcleanuphandbook”,EPA910-B-00-001,EPARegion10,Seattle,Washington,2000[26]VanGenuchten,M.Th.,andWierenga,P.J.,“MasstransferstudiesinsorbingmediaAnalyticalsolutions.”SoilScienceSocietyofAmericaJournal,40,473-480,1976[27]Mineplans-Operationalsafety-Part1:Ventilationsystemandmeteorology200722P.;A4[29]Minesupport;strutsupport;marking19903P.;A479 附录A煤矿开采沉陷对地面建(构)筑物的影响辽宁省的煤炭资源丰富,伴随着地下采煤,诱发大量的采空塌陷和地面裂缝,对矿区内耕地、水环境、交通设施和地面建(构)筑物造成破坏。由此经常响农民正常生活,导致工农关系紧张,甚至出现大量官司纠纷。通过参加一些由采矿造成的房屋损坏及责任鉴定,在此对采空塌陷和建(构)筑物变形的一般规律作一简要分析。一、煤矿采空塌陷的一般规律煤矿采空塌陷与煤层厚度、倾角、采深、采厚、上覆岩层性质及开采方式等有密切关系。水平及缓倾斜煤层,在采深和采厚的比值大于30时,地面的变形和移动在时空上是连续的、渐变的,有一定的规律性;当采深和采厚比值小于30时,地表的变形和移动在时空上往往是不连续的,规律性差,若再遭遇大的地质构造影响,地面往往会出现较大裂缝和塌陷坑。急倾斜或浅缓倾斜煤层,开采时地面多出现串珠状塌陷坑,也可出现漏斗状塌陷坑。浅部开采急倾斜煤层或厚煤层,多形成漏斗状塌陷坑和台阶状裂缝;开采深部急倾斜煤层或缓倾斜煤层,往往发生大面积平缓的下沉盆地,影响范围大。若采空塌陷发生在低山丘陵地区或山区,其地面变形位移规律基本一致,但多呈不对称台阶状塌陷或山体开裂,极易诱发滑坡、崩塌灾害的发生。采空塌陷的最大深度一般约为采煤厚度的65%~80%,二次及二次以上复采区采空塌陷从强度到致灾均具有叠加性。地方煤矿通常出于安全考虑或挖肥减瘦,采空塌陷区往往会出现凹凸不平的不规则形态,虽规模一般较小,但致灾明显。二、地表移动和变形对建(构)筑物的影响地下采煤对地表的影响主要有垂直方向的移动和变形(下沉、倾斜、曲率)与水平方向的移动和变形(水平移动、拉伸和压缩)等。不同性质的地表移动和变形,对建筑物与构筑物的影响也不相同,大致可分以下几种情况。1.地表下沉的影响一般来说,当建筑物所处地表出现均匀下沉时,建筑物和构筑物中不会产生附加应力,因而对建筑物本身不会产生破坏,但是主要管路的坡度会发生变化,四周的防水坡也可能造成损坏。特别是由于地表下沉使潜水位相对上升,造成建筑物长期积水或过度潮湿时,就会影响建筑的强度,以致影响建筑物的使用。2.地表倾斜的影响79 地表倾斜后,建筑物随之歪斜,重心偏移,影响其稳定性,而且承重结构内部将产生附加应力,础的承压也会发生变化。特别是基础底面积小而高度大的建筑物,如水塔、烟囱、高压线铁塔等,对于由地表倾斜带来的影响比较敏感,必须进行强度和稳性的核算。3.地表曲率的影响由于曲率的出现,使地表产生凸起或凹陷的曲面,建筑物基础底面出现悬空状态,如果建筑物强度和刚度较小,或因地坚实,建筑物基础不能压入地基,则房屋将出现裂缝,以致遭到坏。房屋受到地表正曲率影响而产生的破坏,主要有上宽下窄竖向裂缝有时也会出现屋或梁端从墙体内或砖柱内抽出现象。房屋受负曲率影响而产生的破坏,主要有正八字形裂缝，也可能出现墙皮脱落,门窗变形,墙体局部挤碎,屋面中部鼓等现象。建筑物愈长愈高时,受地表曲率的影响愈严重。4.地表水平变形的影响地表水平变形对建筑物的影响较大。地表的水平变形通建筑物的底面和侧面,使建筑物受到附加的拉伸和压缩应力。由于一般建筑物抵抗拉伸变形的能力小,在较小的拉伸变形作下,建筑物的薄弱部位(如门窗附近)就会出现裂缝。建筑物抗压强度较抗拉强度大,地表压缩变形较小时,建筑物一不出现破坏现象。但是,如果地表压缩变形较大,则可能使建筑物的墙体受挤压而破坏。三、地下开采覆岩移动及地表变形规律在村庄下开采时，地表移动和变形的大小直接影响地面建筑物的破坏程度，而地表产生移动和变形的直接原因是由于地下煤层的开采，改变了上覆岩层的受力状态，破坏了原有的稳定结构。因此，只有了解覆岩的受力状态及变化、地表的移动和变形规律才能对其进行有效的控制或采取相应的措施，来达到减小其对地面建筑物影响的目的。1.覆岩的受力状态及变形规律1）覆岩的受力状态79 局部矿体被采出后，在岩体内部形成一个空洞，其周围原有的应力平衡状态受到破坏，引起应力的重新分布，直至达到新的平衡，这是一个十分复杂的物理力学变化过程，也是岩层产生移动和破坏的过程，这一过程和现象称为岩层移动。以近水平煤层开采为例，当地下煤层采出后，采空区直接顶板岩层在自重力及其上覆岩层重力的作用下，产生向下的移动和弯曲。当其内部拉应力超过岩层的抗拉强度极限时，直接顶板首先断裂、破碎、相继冒落，而老顶煤层则以梁或悬臂梁弯曲的形式沿层理面法线方向移动、弯曲，进而产生断裂、离层。随着工作面推进，受采动影响的岩层范围不断扩大。当开采范围足够大时，岩层移发展到地表，在地表形成一个比采空区大得多的下沉盆地。由于岩层移动的结果，致使顶板岩层悬空及其部分重量传递到周围未直接采动的岩体上，从而引起采空区周围岩体内的应力重新分布，形成增压区（支承压力区）和减压区（卸载压力区）。在采区边界煤柱及其上、下方的岩层内形成支承压力区，在这个区域，煤柱和岩层被压缩，有时被压碎，挤向采空区。由于增压的结果，使煤柱部分被压碎，承受载荷的能力减小，于是支承压力区向远离采空区方向转移。在回采工作面的顶、底板岩层内形成减压区，其压力小于开采前的正常压力。由于减压的结果，使岩层像弹性恢复那样发生膨胀，因此在顶板岩层内可能形成离层。而底板岩层除受减压影响外，还受水平方向的压缩，因此可能出现采空区底板向上隆起的现象。2）覆岩的变形规律根据岩层移动和变形特征及应力分布状况，在移动过程终止后的岩层内可大致划分为三个移动特征区：充分采动区（减压区）；最大弯曲区；岩石压缩区（支承压力区）。根据观测和研究的结果分析，在整个移动过程中，开采空间周围岩层的移动形式可归纳为以下六种：①弯曲弯曲是岩层移动的主要形式。当地下煤层采出后，上覆岩层中的各个分层，从直接顶板开始沿层理面的法线方向，依次向采区方向弯曲，直到地表。在整个弯曲范围内，岩层可能出现数量不多的微小裂缝，基本上保持其连续性和层状结构。②岩层的垮落（或称冒落）采区煤层采出后，直接顶板岩层弯曲而产生拉伸变形。当其拉伸变形超过岩石的允许抗拉强度时，直接顶板及其上部的部分岩层便与整体分开，破碎成大小不一的岩块，无规律的充填采空区。此时，岩层不在保持其原来的层状结构。这是岩层移动过程中最剧烈的一种移动形式，它通常只发生在采空区直接顶板岩层中，直接顶板岩层垮落并充填采空区后，由于破碎而使其体积增大，致使其上部的岩层移动逐渐减弱。③煤的挤出（又称片帮）煤层采出后，采空区顶板岩层内出现悬空，其压力便转移到煤壁（或煤柱）上，增加煤壁承受的压力，形成增压区，煤壁在附加载荷的作用下，一部分煤被压碎，并挤向采空区，这种现象称为片帮。由于增压区的存在，使采空区边界以外的上覆岩层和地表产生移动。④岩石沿层面的滑移79 在倾斜煤层条件下，岩石的自重力方向与岩层的层理面不垂直。因此，岩石在自重力的作用下，除产生沿层面法线方向的弯曲外，还会发生沿层理面方向的移动。如果把岩石的自重力分解为垂直和平行于岩层层面的两个分量，就可明显地看出：随着煤层倾角的增大，垂直于岩层层面的分量将逐渐减小，而平行于岩层层面的分量将逐渐增大。因此，岩层倾角越大，岩石沿层理面的滑移现象越明显。沿层理面滑移的结果，使采空区上山方向的部分岩层受拉伸，甚至被剪断，而下山方向的部分岩层受压缩。⑤冒落岩石的下滑（或滚动）煤层采出后，采空区为冒落岩块所充填。当煤层倾角较大，而且开采是自上而下顺序进行，下山部分煤层继续开采而形成新的采空区时，采空区上部垮落的岩石可能下滑而充填新采空区，从而使采空区上部的空间增大，下部的空间减小，使位于采空区上山部分的岩层和地表移动加剧，而下山部分的岩层移动减弱。⑥底板岩层的隆起如果煤层底板岩石很软且倾角较大，在煤层采出后，底板在垂直方向减压，水平方向受压，造成底板向采空区方向隆起。松散层的移动形式是垂直弯曲，它不受煤层倾角的影响。在水平煤层条件下，松散层和基岩的移动形式是一致的。四、村庄下采煤的问题与对策1.简介煤炭资源是煤炭企业生存和发展的前提和基础"在国有大中型煤炭企业中,由于建筑物下采煤技术不够成熟,村庄下采煤严重制约着煤炭企业的发展。随着我国市场经济的深入发展,村镇经济发展迅速村镇民房及村办和民办企业建筑占地面积逐年扩大,呈现了村庄及建筑下压煤量不断增加,需要解放的煤炭资源越来越大.可采煤量越来越少的趋势，如果不解决好村庄下压煤的开采问题,将严重影响煤炭企业的可持续发展.2.村庄下采煤存在的问题村庄下采煤一直是煤炭企业和煤炭技术部门共同研究和探讨的课题,多年来的研究和实践,使得村庄下采煤技术有了进一步发展,针对不同开采条件形成了异地搬迁开采法、维修加固开采法、就地重建抗变形性结构房开采法等。但在这个过程中还存在许多问题,需要进一步研究探讨。首先,村庄异地搬迁困难重重，难度越来越大,费用越来越高,周期越来越长。79 其次,缺乏有效的村庄下采煤政策和法规。不迁村开采和村庄异地搬迁开采,都涉及到国家、煤炭企业、搬迁村庄、当地政府及群众个人诸多方面利益,情况复杂多变,可操作性差。到目前为止,国家没有关于村庄下采煤的相关政策和行政规章,所以,当地政府可以支持，也可以不支持迁村工作，即使对于有些村庄下采煤从技术上可行,经济上合理,也因工农关系问题得不到解决而不能开采。再次,村庄压煤量占矿井可采储量的比重越来越大。随着市场经济的深入,村，镇的经济快速发展,群众的生活水平不断提高,人口也在逐年增加,这同时也给煤炭开采带来了新的问题:1)是村庄群众民房及其它建筑沿村边界向外扩展,面积加大,出现了许多空心村,造成了土地的浪费;2)是群众民房无限制的向外发展,无形中大大增加了村庄保护煤柱,相应地减少了可采煤炭资源。3.村庄下采煤的途径1）异地搬迁,迁村开采目前来看,村庄下采煤,最彻底、最有效的办法还是迁村开采。迁村开采不但能一次性地投入,彻底解放村庄下煤炭资源,而且加快并促进了当地村镇经济建设,改善了村庄群众的居住条件,遗留问题少，但村庄搬迁的前提是:煤矿与所在的当地政府关系融洽、协调,当地政府热心支持煤矿的迁村工作;煤矿有充足的搬迁资金;煤层开采后预计对村庄房屋造成严重破坏,给群众房屋的损坏维修加固补偿费用不足以解决居住安全问题;有合适的新村址,不再二次搬迁"迁村要遵循两个原则,一,政府出面,煤矿出钱,资金包干,限期完成的搬迁总体原则;二,定额定数量,市场定价格,旧房定标准的确定搬迁资金原则。只有具备上述条件,同时能灵活掌握迁村的两个原则,迁村开采才能正常进行。2）加固民房,村庄下直接采煤在村庄整体搬迁经济效益不可行或迁村开采无法实现的情况下,采用村庄下直接采煤方式。直接采煤方式有民房维修方法、条带开采法、民房就地重建开采法。采用哪种开采方法,要根据村庄下的煤层赋存条件来决定。①采用民房维修方法。这种方法适合于开采厚度较小,开采深度较大,预计开采后民房损坏不大于级的煤层,可采用边开采边监测的手段,待地质变化稳定后对损坏民房进行鉴定,按损坏等级优惠补偿,由群众自己维修加固。为此,必须得到村民委员会和房主的认可,取得当地政府的支持,必要的话可以签订协议。②79 就地重建开采。就地建抗变形结构房,不迁村开采,在一定条件下是解决村庄下压煤开采问题的好方法。其技术措施是做大量的采动观测,掌握地面沉降系数,据此在开采前建抗变形结构的民房,开采过程中井下实施充填技术,开采后可对所有的民房重新按建成抗变形结构房的费用给予一定的补偿。同时煤矿对于塌陷村庄的三通一平重新设计并重建。这种方法安全技术上是可行的。不迁村就地重建开采经济效益是可观的,不但解决了选新址难的问题,而且减少了新村址征地的一大笔开支。如果把节省的征地款用于村庄民房的二次建设,虽然增加了村民建房的难度,但并不降低村庄及村民的居住及生活水平,在煤矿的帮助下仍然可就地建成一个小康村。不迁村开采大大缩短了搬迁周期,为生产赢得了主动。由于不迁村开采会给村民带来不必要的麻烦和一定的负担,所以采用这种方法,必须取得村委会和群众代表的认可,并达成一致协议。同时要得到当地政府的同意和支持;必须保证就地重建新村必要的资金和对村民一定的奖励;必须保证抗变形房的质量,有必要由有资质的建筑公司来承建抗变形房。五、结语地下煤层开采后，地表建筑物发生破坏，其主要原因是由于地下形成采空区，岩层在重力作用下向下移动，地表的下沉地区形成水平和垂直方向的应力和应变，因此导致地面建筑物发生破坏。水平或垂直的应力产生的大小与建筑物下面的岩层特性及煤层的赋存情况都有关。同时地面建筑物的强度不同，地表下沉对其的破坏程度也就不同，因此，研究岩石的特性与移动规律、煤层的赋存情况及地面建筑物的性质对控制地表下沉，保护地面建筑物，提高经济效益都是十分重要的。在村庄下开采时，地表移动和变形的大小直接影响着地面建筑物的破坏程度，而地表产生移动和变形的直接原因是由于地下煤层的开采，改变了上覆岩层的受力状态，破坏了原有的稳定结构。因此，只有了解了覆岩的受力状态及变化规律、地表的移动和变形规律，才能对其进行有效的控制或采取相应的措施，来达到减小其对地面建筑物影响的目的。采空塌陷可导致地面建筑物基础开裂、倒塌,甚至整体陷落由于采空塌陷影响范围内各点移动变形的性质及变形量大小同,故其建筑物受破坏的程度也有很大的差别。开采引起的地移动和变形,实际上是单个出现的,而往往是多种变形同时存在如地表拉伸变形和正曲率变形。压缩和负曲率变形同时出现这样,建筑物将同时受到多种变形的综合影响。在地下开采过中,地表移动和变形是随着时间而变化的,故建筑物所受到的响,在大小和性质上也是随着时间而变化的。79 附录BCoalminingsubsidencetotheinfluenceofbuilding(structure)onthegroundLiaoningProvinceisrichinresourcesofcoal,alongwithundergroundcoalmining,inducingalargenumberofminingcollapseandcracksintheground,theminingareaofcultivatedland,thewaterenvironmentandgroundtransportfacilitiesbuilt(structure)aredamaged.Thisoftenringforfarmer"snormallife,leadingtotensionbetweentheworkersandpeasants,andevenlargedispute.Throughparticipationinsomecausedbytheminingofhousingdamageandliabilityidentification,Inthisgobofcollapseandconstruction(institutions)deformationofthegenerallawforabriefanalysis.First,thegenerallawofcoalminingsubsidenceCoalminingsubsidenceandcoalseamthicknessandinclination,deepmining,mining,thickoverburdennatureandminingmethodsarecloselyrelated.Levelandgentlyinclinedseamindeepminingandtheminingthicknessratiomorethan30,grounddeformationandmovementinspaceandtimeiscontinuous,Gradual,withsomeregularity;Whentheminingdepthandthickratiooflessthan30,Thesurfacedeformationandmovementsinspaceandtimeoftenisnotcontinuous,systematicworse,ifweencounterageologicalstructure,groundoftenhavelargercracksandcollapsepits.Steeporshallowgentlyinclinedseammininggroundappearedbeadscollapsepits,therewillbefunnel-shapedcollapsepit.Shallowsteepseamminingthickcoalseamormorefunnel-shapedformationofcollapsepitsandstage-likecracks;Deepminingsteepseamorgentlyinclinedseam,oftenlargeareagentlysinkbasin,themajoraffectedareas.IfGobcollapseoccurredinthemountainsorhillyareas,grounddeformationbasicallythesamerules,However,asustainedlevel-asymmetriccollapseormountaincracking,whichcaneasilyinducedlandslides,collapses,thedisasteroccurred.Gobcollapseofthelargestminingdepthofthegeneralthicknessofabout65%~80%,second,andmorecomplexsecondminingareafromGobcollapsestrengthofthedisasterweresuperimposedwithsexual.Usuallybecauseofoutthelocalcoalminesafetyconsiderationsorbydiggingfatorthin,miningsubsidenceareaoftenruggedirregularshape,Althoughusuallysmaller,butsignificanthazard.Second,themovementanddeformationtotheinfluenceofbuildingUndergroundminingonsurfaceofthemainverticaldirectionofthemovementand79 deformation(sink,tilt,curvature)andthehorizontaldirectionofthemovementanddeformation(horizontalmovement,tensileandcompression).Differentnatureofthegroundmovementanddeformationofbuildingsandstructuresaffectedisnotthesameandcanbelargelyclassifiedintothefollowingsituations.1.TheeffectsofsubsidenceNormally,whenthebuildingswhichappearedhomogeneoussurfacesubsidence,buildingsandstructureswillnotproduceadditionalstress,thusthebuildingitselfwillnothavetodestroyitself,butthemainlineoftheslopewillchange,Waterproofaroundtheslopemayalsocausedamage.Especiallybecauseofsubsidencesothattherelativeincreaseindiving,causingbuildingslongstagnantwaterorexcessivehumidity.Constructionwillaffectthestrength,whichaffectstheuseofthebuilding.2.TheinfluenceoftiltAfterthesurfacetilt,buildingattendantaskew,thefocusofmigration,itsimpactonthestabilityandload-bearinginternalstructurewillproduceadditionalstress,confinedtothefoundationwillalsochange.Specialisthebasisfortheendofasmallandhighlylargebuildings,suchaswatertowers,chimneys,high-voltagewireEiffelTower.Forbytiltingthesurfaceisrelativelysensitivetothestrengthandstabilityofaccounting.3.TheinfluenceofSurfacecurvatureDuetothecurvatureoftheterm,haveaprotrudingsurfaceorsurfacedepressions,buildingsfoundationvacanciesariseinthestate,Ifbuildingstrengthandstiffnessofsmaller,orduetothesolidfoundationforbuildingintothefoundationnotpressure,thentherewillbecracksinhousing,anddestroyed.Housingisbysurfacecurvaturearisingfromtheimpactofthedamage,mainlyunderthenarrowwidthontheverticalcrackssometimesappearestateorbeamfromthewallorbrick-liftphenomenon.Housingwithnegativecurvaturearisingfromtheimpactofthedamage,thereareeightmaincharacterscracks,theremightexteriorlayerpeeledoff,windowsdeformation,Localcrowdedbrokenwall,roofandothercentraldarkphenomenon.Thehigherthelongerthebuildingis,subjecttotheeffectsofsurfacecurvaturemoreserious.4.TheinfluenceofthesurfaceleveldistortsDeformationofthesurfaceleveltothelargeimpactforbuildings.Thelevelofsurfacedeformationstructuresthroughthebottomandside,sothatadditionalstructuresinthetensileandcompressivestress.Becausemostbuildingstoresisttensiledeformationofthesmallcapacity,thesmallerforthetensiledeformation,Buildingtheweakparts(suchasnearwindows)therewillbecracks.Buildingmoretensilestrength,surfacedeformationissmall,thebuildingisnotabreachofthephenomenon.However,ifthelargersurfacedeformation79 maymakethewallbuildingsdestroyedbyextrusion.Third,theundergroundminingofoverlyingstratamovementanddeformationlawInvillageswheremining,surfacemovementanddeformationofthegrounddirectlyaffecttheextentofdamagetobuildings.andhaveamobilesurfacedeformationandisthedirectcauseoftheundergroundcoalmining,changesintheoverlyingstrataofthestatebyforce,underminethestabilityoftheoriginalstructure.Therefore,onlybyunderstandingtheoverburdenstateandforcechange,andthemovementofsurfacedeformationtoitseffectivecontrolortotakecorrespondingmeasurestoachievereduceditsbuildingsonthesurfaceofpurpose.1.Caprockstressfulconditionanddistortionrule1)overburdentheforcesLocalProducedbytheorebody,intherocktoformahollow,aroundtheoriginalstressequilibriumstateisdevastated,Stresscausedtheredistributionofuptothenewbalance,thisisaverycomplexphysicalandmechanicalprocesses,alsohaverockmovementandunderminetheprocess,theprocessandthephenomenonknownasrockmovement.Takeforexamplethelevelofcoalmining,coalminingunderlocalafter,goafdirectlyfromtheroofstrataofgravityandoverlyingstrataundertheeffectofgravity,haveadownwardmovementandbending.Whenitsinternaltensilestressovertherocktensilestrengthlimit,thefirstdirectrooffracture,brokenoneafteranotherfalling.andtheroofwasseamorcantileverbeambendingintheformofbeddingalongthenormaldirectionmovement,bendingandeventuallytohavebrokenandseparation.Withmining,affectedbytheminingofrockhasbeensteadilyincreasing.Whentheminingareaislargeenough,shiftingrocktothesurface,formingonthesurfacethanagobmuchlargersinkbasin.Astheresultofrockmovement,causingtheroofstratavacantandsomeweighttransfertothesurroundingminingnotdirectlyontherock,whichledgoafsurroundingrockmassredistributionofstress.Formationpressure(abutmentpressurearea)anddecompression(unloadingpressurezone).Intheminingareaandtheborderpillars,beneaththerockformedSupportingpressurezoneintheregion,coalandrockcolumnwascompressed,sometimesbeencrushed,whosegoaf.Astheresultofpressure,coalpillarwaspartiallycrushed,loadbearingcapacitydecreases,Sobearingpressurezoneoffthegoafshifted.MiningFacesinthetopfloorstrataformeddecompressionzone,thepressureontheformermininglessthanthenormalpressure.Astheresultsofdecompression,likerockresumeexpansiondidoccur,theroofmaybeformedwithintherockstrata.Inadditiontorockbottomanddecompressionbytheimpact,butalsobythehorizontaldirectionofcompression,thereforelikelygoafbottomupwardsupliftphenomenon.79 2)CaprockdistortionruleAccordingstratamovementanddeformationcharacteristicsandthestressdistribution,MobileterminationoftheprocesswithintherockcanbebroadlydividedintothreeareasofMobile:Fullextraction(vacuum);thelargestBending;Rockcompression(supportpressurearea).Accordingtoobservationandanalysisoftheresultsofthestudy,inthewholeprocessofmoving,Miningspacerockaroundthemobileformscanbecategorizedintothefollowingsix:①BendingBendingrockmovementisthemainform.afterLocalcoalmining,overburdenthevariouslayers,directlyfromtheroofalongthefoliationofthenormaldirection,weretoadoptthebendingarea,untiltothesurface.Bendingintheentirecontext,therockformationthatmayarisesmallnumberoftinycracks,basicallymaintainingitscontinuityandlayeredstructure.②RockfallingSeamMiningDistrictafterthedirectroofbendingandtensiledeformationproduced.Whenthetensiledeformationoftherocktoallowmorethanthetensilestrength,directlytotheroofandupperpartofthewholerockwiththeseparate,brokenintotheblocksizes,erraticfillinggoaf.Atthistime,therockisnottomaintainitsoriginallayeredstructure.Thisistherockmovement,themostsevereformofamobile,itisusuallyonlyinthegoafdirectroofstrata,Roofcollapsedirectloadingandfillinggoaf,duetoitssizeandfragmentationincreases,Theresultingupperstratamovementgraduallyweakened.③Coalextrusion(orslide)Seamout,goafroofstratawithinvacanciesarise,thepressureshouldbeshiftedtothecoalwall(orpillar),CoalWallincreasethepressureonformationpressure,additionalcoalwallinthepayload,aspartofcoalwascrushed,andwhoseGoaf,aphenomenonknownassloughin.Duetotheexistenceofpressurizedsothatthegobareaoutsidetheboundaryofoverlyingstrataandsurfacemovementgenerated.④RockslidealonglevelIninclinedseamconditions,sincethegravityofrockstrataandthedirectionofthefoliationisnotvertical.Therefore,sincerockintheroleofgravity,inadditiontonormallevelsgeneratedalongthedirectionofthebending,willstilloccuralongthefoliationdirectionofthemovement.Iftherockfromthedecompositionofgravityverticalandparalleltothebeddingplaneofthetwocomponentscanbeclearlyseen:Withtheincreaseofcoalseaminclination,verticalrocklevelintheweightwillgraduallydecrease,andparalleltothebeddingplaneoftheweightisgraduallyincreasing.Therefore,thegreatertheinclinationrock,rocklayeralong79 theslipplaneisthephenomenonmoreobvious.Alongthefoliationoftheresultsslip,goafuphillpartoftherockundertension,andmayevenbecut,andthedownhillpartoftherockbycompression.⑤Fallingrockslide(orrolling)Seamaftergoboffallingrockasfilling.Whenlargerseamdip,andminingisthetop-downorder.partofthemountainminingandcoalcontinuetoformnewgoaf,goafupperfallingrocksmaydeclineandfillingnewgoafsothattheuppergoafspaceincreased,thelowerpartofthereducedspace,locatedatthegoafuphillpartoftherockandsurfacemovementintensified,andthedownhillpartoftherockmovementweakened.⑥FloorrockupliftIftheseamfloorisverysoftrockandtheangleoftheseamout,thefloordecompressionintheverticaldirection,thedirectionofthelevelofcompression,Bottomcausedtothegoafdirectionuplift.Looselayerofmobileformofverticalbending,itdidnotaffecttheseamdip.Inthehorizontalseamconditions,looserocklayerandthemovementofformsisthesame.Four.villagesminingundertheProblemsandSolutions1.IntroductionCoalresourcesarecoalenterprisessurvivalanddevelopmentofthepremiseandbasis"instate-ownedlargeandmedium-sizedcoalenterprises,Asthebuildingswheretheminingtechnologyisnotmatureenough,villagesminingunderseriousconstraintstothedevelopmentofthecoalenterprises.Withthedeepeningofmarketeconomicdevelopment,therapiddevelopmentofruraleconomyandruralhousesvillage-runandprivateenterprisesintheconstructionfootprinthasexpandedyearbyyear,showingthevillageandconstructionofcoalunderpressureconstantlyincreased,needtoliberatethecoalresourcesisincreasing.Coalcanbelessvolumetrends,Ifwedonotresolvethevillagesunderthepressureofcoalmining,coalwillhaveaseriousimpactonthesustainabledevelopmentofenterprises.2.UnderthevillageminescoaltheexistencequestionVillageshasbeenundercoalminingenterprisesandcoaltechnologysectortojointlystudyandexploretheissues,yearsofstudyandpractice,andmakesminingtechnologyundervillageWithfurtherdevelopment,differentminingconditionstoformlong-distancerelocationmining,maintenance,repairandreinforcementofmininglawAnti-situredevelopmentofthedeformationstructuremininglaw.Butintheprocess,manyproblemsstillexistandneedfurtherstudy.First,therelocationofvillagesexaitudifficulties,itisincreasinglydifficultandincreasinglyhighcosts,thecycleisgettinglongerandlonger.Secondly,thelackofeffectivemining79 villagesunderpoliciesandregulations.Notrelocatingthevillageminingandtherelocationofvillagesexaituminingofthecountryareinvolved,thecoalenterprises,relocationofvillages,Thelocalgovernmentandthemassesofpersonalinterestsinmanyaspects,thesituationiscomplexandchangeable,andunmanageable.Sofar,nocountryontheminingvillagesundertherelevantpoliciesandadministrativeregulations,sothelocalgovernmentcansupport,cannotsupporttherelocationofthevillage,someevenfortheminingvillageswheretechnicallyfeasibleandeconomicallyreasonable.becauseoftheworker-peasantrelationsissuesarenotaddressedandnotexploitation.Again,thevillagecoalmineaccountsforrecoverablereservesforanincreasinglylargepercentageof.Alongwiththedeepeningofthemarketeconomy,village,townofrapideconomicdevelopment,people"slivingstandardcontinuedtoimprove,thepopulationisincreasingannually,butalsotocoalmininghasbroughtnewproblems:1)Themassesvillagehousesandotherbuildingsalongthebordervillageofoutwardexpansion,theareaincreased,themanyemptyvillages,causingthewasteofland;2)Themasseshousesunrestricteddevelopmentofthefieldvirtuallytogreatlyincreasethevillagestoprotectcoalpillars,correspondingtoareductionofrecoverablecoalresources.3.ThewayofMiningundervillages1)Differentmoves,movesvillagetominingLookingatthepresentsituation,wherecoalminingvillages,themostthorough,themosteffectivewaytotherelocationofthevillageorexploitation.Miningrelocationofthevillagenotonlyaone-timeinvestment,thetotalliberationofthevillagewherecoalresources.andtopromoteandacceleratetheeconomicdevelopmentoflocalvillagesandtownstoimprovethevillage"slivingconditions,andtheremainingfewissues,However,theprerequisitefortherelocationofvillagesis:mineandthelocalgovernmentwheretheharmoniousrelations,coordination,Thelocalgovernment"senthusiasticsupportfortherelocationofthevillagecoalmine;Minehavesufficientfundsfortherelocation;Coalminingvillagesisexpectedtocauseseriousdamagetohousing,tothemasseshousingmaintenance,repairandreinforcementofthedamagecompensationnotsolvethesecurityproblemsofresidence;suitableVillagesiteSecondarynolongermove"totherelocationofthevillagetofollowtwoprinciples,onethatthegovernmentintervenesandcoalmoney,andresponsibilityforthefunds.deadlineforthecompletionoftherelocationgeneralprinciples;2,fixedcertainnumber,themarketsetprices,Oldstandardstodeterminetheprinciplesoftherelocationfunds.Onlywithsuchconditions,thesametimetheflexibilityoftherelocationofthevillage,twoprinciplesminingvillagerelocationcanbenormal.2)Reinforcementhouses,thedirectminingundervillages79 Intheoverallrelocationofvillagesisnotfeasibleorcost-effectiveexploitationoftherelocationofthevillagecannotbeachievedunderthecircumstances,theuseofcoalminingvillagesunderdirectway.Directmininghousesarewaymaintenancepractices,stripmining,reconstructionofhousesinaitumininglaw.Methodsusedinmining,accordingtothevillageunderthecoalbedconditionstodecide.①Usedhousesmaintenance.Thismethodissuitableforsmallerminingthickness,largerminingdepth,theanticipatedmininghousesafterthedamageisnotgreaterthanthelevelseam,PinPinminingusemonitoringtool,tobestablegeologicalchangesafterthedamagedhouseswereidentified,damagedbythegradingofcompensationavailablefromthemaintenance,repairandreinforcementofthemassesthemselves.Therefore,wemustbetheownerofvillagerscommitteesandtheapprovalofthelocalgovernmentobtainthesupportnecessarytobeabletosigntheagreement.②Aituredevelopmentmining.Localbuildingresistancetodeformationofthestructure,relocationofvillagesinmining,undercertainconditionsisunderpressuretoresolvethevillageofcoalminingmethods.Itstechnicalmeasuresareadoptedtodoalotofobservation,mastergroundsubsidencecoefficient,whichwerebuiltintheminingresistancetodeformationstructureintheblast,UndergroundminingprocessoftheimplementationofART,Miningcanberightallthehousesbuiltbythere-structureoftheresistancetodeformationofthecostsforsomecompensation.MeanwhileMineSubsidencevillagesforthethreelinks-are-designandreconstruction.Thismethodissafeandtechnicallyfeasible.Notrelocatingthevillageaituredevelopmentminingsubstantialeconomicbenefitsnotonlytosolveadifficultelectiontothenewsite,reductionoftheVillagesiteofthefarmers,alargeexpense.Iftheamountofmoneysavedforthevillagehousestothesecondbuilding,althoughtheconstructionofhousesforthevillagerstoincreasethedifficulty,itdoesnotreducethevillagesandvillagerslivingandthestandardofliving,withthehelpofmineisstillbuiltonawell-offvillage.Notrelocatingthevillagemininggreatlyshortenthecycleofrelocationofproductiontowintheinitiative.Becausenominingvillagerelocationofvillagerswillcauseunnecessarytroubleandaburdenandtheuseofthismethod,andthecommitteemustobtainanauthorizedrepresentativeofthemasses,andreachedunanimousagreement.Meanwhilethelocalgovernmenttoobtaintheconsentandsupport;mustensurethatlocalredevelopmentVillageandthenecessaryfundstothevillagerscertainincentives;mustensurethatthedeformationresistanceofquality,itisnecessaryqualificationsfromaconstructioncompanytoundertakethedeformationresistance.79 Five.ConclusionUndergroundcoalmining,surfacebuildingsdamaged,mainlyduetoformationofundergroundgoaf.rockundertheforceofgravitydownwardmovementofsurfacesubsidenceregionofthehorizontalandverticaldirectionofthestressandstrain,itleadstothegrounddamagedbuildings.Horizontalorverticalstressthesizeandstructuresofrockbelowseamcharacteristicsandcircumstancesoftheoccurrence.Meanwhiletheintensityofground-levelstructures,surfacesubsidenceontheextentofdamageisdifferent,therefore,Studythecharacteristicsofrockandmobilelaw,theoccurrenceofcoalandbuildingsonthesurfacenatureofthecontrolsurfacesubsidence,protectionofground-levelstructures,increasingeconomicreturnsareveryimportant.Invillageswheremining,surfacemovementanddeformationofthegrounddirectlyaffecttheextentofdamagetobuildings,andhaveamobilesurfacedeformationandisthedirectcauseoftheundergroundcoalmining,changesintheoverlyingstrataofthestatebyforce,underminethestabilityoftheoriginalstructure.Therefore,onlybyunderstandingthecomplexsubjectoftheRockandchangesinstatelaw,thesurfacemovementanddeformation.toitseffectivecontrolortakecorrespondingmeasurestoreducethereachofitsbuildingsonthesurfaceofpurpose.Gobcollapsecouldleadtoground-levelstructuresfoundationcrack,collapse,DuetotheoverallfallGobcollapsewithinthescopeofmovementanddeformationpointstothenatureandsizeofthesamestrain,Buttherewasnodamagetothebuildingsarealsogreatdifferences.Miningthemovementanddeformation,infact,theindividual,andavarietyofdeformationisoftenexistassurfacetensiledeformationanddeformationiscurvature.Compressionandnegativecurvaturedistortionhappen,thebuildingswillalsobeavarietyofthecombinedeffectsofdeformation.Inundergroundminingover,thegroundmovementanddeformationofchangewiththetimes,andithasbeenbuildingtheringfor,thesizeandnatureaswellaswithtimeandchange.79'