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目目目目 录录录录 绪论-------------------------------------------------------------------------------------------3页 第一章 矿井基本概况-------------------------------------------------------------------4页 第二章 地层- -----------------------------------------------------------------------------5页 第三章 含煤地层的沉积环境和聚煤特征-------------------------------------------9页 第四章 构造 ----------------------------------------------------------------------------12页 第五章 煤层 ------------------------------------------------------------------------------8页 第六章 矿区水文地质- -----------------------------------------------------------------23页 第七章 构造对生产、开采、采区、工作面布置的影响- ------------------------26页 第八章 结论--------------------------------------------------------------------------------28页 第九章 致谢--------------------------------------------------------------------------------29页 第十章 主要参考文献----------------------------------------------------------------------30页 绪 论 2我国煤炭资源丰富，储量和产量均居世界前列。近年来随着国民经济的发展和综合国力的提高，石油、天然气 、水力、核电等其他能源有了较大发展，但是煤炭仍然是我国的主要能源，预计在今后50年内这种状况不会有根本性改变。进入21C要求我国煤炭工业深化改革，尽快摆粗放经营的旧模式，步入低投入高产出，高效益的良性循环轨道。煤炭工业的发展依赖于煤炭科学技术的进步，其中包括煤炭地质工程的进步，加强煤矿地质理论研究和发展煤矿地质工程技术，对促进煤炭科学技术的进步有十分主要的意义。煤炭的工程技术人员，（包括采矿、测量、建井、环保等非地质类专业的工程技术人员）掌握扎实的地质理论知识，在生产实践中不断深化对煤矿建设，生产中地质规律的知识是十分必要的。 一、矿井地质工作的目的和任务。 查明地质条件，地质条件对绝大多数矿井都有普遍意义，各矿以实际出发，抓住主要地质问题，还要满足当前，考虑长远，并能化害为利。 二、提供地质资料，地质资料是编制生产建设计划，井巷工程设计，采掘作业规程的必要依据。 三、指导采掘生产，矿井地质人员要深入现场调查研究把工作做到掘进头和回采工作面，指导采掘工作面工作的合理进行。 四、组织矿井勘探补充一些地质勘探工作，提高储量级别，增加矿井储量，延长矿井寿命。 五、进行储量管理，矿井地质人员定期计算储量，进行储量管理。 六、调查伴生矿井，综合利用矿井资源的原则，提高煤的经济效益。 第一章 矿井基本概况 3 平禹煤电公司白庙煤矿位于河南省禹州市西27km文殊镇境内，原为禹州市管辖的地方国营煤矿，2004年3月被平煤集团兼并。矿井东距许昌市60km，南至平顶山市48km。本区交通方便，从禹州市有柏油路达文殊镇矿井通过5km的公路与文殊镇相连，北通登封、洛阳东经禹州市可达许昌，向南经神后镇可至郏县、平顶山等地。 另外有许昌禹州窄规铁路及平禹准规铁路为在区煤炭外运提高良好条件。 井田范围，白庙井田位于云盖山矿区的东北端，东西长南北宽2km面积 北起二1煤层露头，南至下白谷断层，东以竹园沟断层和文殊断层为界，西北部云盖山断层以上部分以第123勘探线以西300m为界，云盖山断层以下部分以第123勘探线以东275m为界。 第二章 地层 4 5本井田属于云盖山煤田一部分，通过1/5000地质填图和钻探揭露的地层从老到新分述如下： 寒武系（∈） 分布云盖山井田北侧，构成二叠系含煤地层的沉积基底。精查阶段，少数水文地质钻孔控制该 层30-50m。多数钻孔至即停钻，仅水源详勘基准孔19-1揭露寒武地层达500m以上，据此配合地表工作对其划分如下： （一） 中寒武统（∈2） 1、毛庄组（∈2m） 下部紫色和绿色泥岩夹薄层状浅灰色泥岩，上部为中厚层状鲕状灰岩间夹薄层状暗紫色泥岩和浅灰色薄层状灰岩互层。厚度揭露不全，大于57m，产三叶虫，馒头裸壳虫。 2、徐庄组（∈2X） 下部为紫色砂质泥岩夹粉砂岩及透镜状灰岩，与下部地层整合接触。上部为灰，深灰色厚层条带状灰岩，间夹绿色泥岩，鲕状灰岩，致密灰岩及含海绿石砂岩全厚，有河南盾壳虫，小东北虫，登封虫，毛孔野生虫，圆货贝。 3、张夏组（∈2zh） 下部为粗鲕状亮晶灰岩，生物碎屑---砾屑灰岩，富含腕足，棘皮，软舌螺三叶虫动物化石碎片。往下泥质条带增多，与下伏地层整合接角。上部为细鲕状细晶灰岩，变鲕微晶微岩，镜下可见团球粒变余残影，厚岩可能为鲕粒亮晶灰岩，全组厚度171m。 （二）上寒武统崮山组（∈3g） 岩性为灰白色中厚层状白云质灰岩，具有不明显鲕状结构，顶部风化后呈灰黑色为其特征，厚,这一个存在与否有争议的地层，暂予保留，有待进一步确定。 （三）上石炭统太厚组（C3t） 底界以铝土层与下伏上寒武统崮山组白云质炭岩呈平行假整合接角，上界止于本组L11灰岩顶面或L11灰岩之上的海相泥岩顶面。厚—，平均。本组由一套含煤层的砂岩，泥岩和灰岩组成，称为一段煤。共含灰岩11层，常见者8层；含水量煤10余层，多为薄煤层或煤线；仅一4煤偶尔达到可采厚度。绝大多当选情况下，灰岩构造煤层的顶板，岩性均为生物碎屑灰岩。该组按岩性组合分为四段。 1） 底部铝土泥岩段：浅灰色，灰色铝土泥岩。下部含赤铁矿，为紫红色，局部夹砂质泥岩及不稳定煤线和灰岩透镜体，中部大都具豆状，鲕状结构，富含黄铁矿 5
我发点不必要的给你，你看最后的网页，那里有你需要的高人，还多。采区主要上（下）山三条，其中两条进风、一条专用回风，并贯穿了整个采区；所有采掘工作面回风流由专用回风巷引入采区回风上（下）山，并按《规程》规定安装了可靠的安全监测监控系统，达到了装备系列化标准要求。 然后，由几名技术人员领着我们部分同学到矿井下参观学习，由于这是我们大家的第一次下矿，所以大家都非常兴奋，我们坐在罐车里由于处于失重状态下，都感觉到耳朵有一点不舒服，我们不一会就到井底了，在那里，我们参观了井下泵房，变电所和井下车厂，在那里，技术人员耐心的给我们讲解了它们的工作原理和工作性能，以及在工作过程中所存在的安全隐患和解决方法。 最后，我们又来到地上泵房参观，那里有两台轴流式超大功率通风机在那里工作，同时，还有两台离心式通风机在那里备用，预防紧急情况发生，在那里，由我们的老师给我们讲解了风机的工作原理及工作性能。 这一天的煤矿参观实习，让我们了解了一些矿上的基本情况，为我们以后的学习奠定了基础。 通过本次实习,让我学到不少有关安全生产方面的知识,对我以后学习专业知识奠定了基础，，加深了我对社会的认识，锻炼了自身的各方面能力，也使我清楚地认识到自身存在的种种不足， 更激发了我在将来学习的热情。 资料来源：
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关于《工程测量》课程教学改革探索【论文关键词】工程测量；课程设计；教学改革【论文摘要】近年来，高等职业教育蓬勃发展，以素质为基础，以能力为本，面向就业岗位培养高素质人才已成为社会共识。《工程测量》课程作为土木工程专业的一门重要的专业课，如何使工程测量这门课程的教学适应企业的需要，值得探讨。近年来，测量新技术尤其是3S技术的发展，对工程测量课程的教学改革提出了新的要求；传统的教学内容、教学方法和考核方式受到挑战，优化教学内容、探索新的教学方法、建立科学合理的考核方式，从传统性教学向应用性教学转化，培养学生的学习能力，操作能力和适应发展能力，以适应社会的需要。工程测量作为高等职业学校土木工程类专业的专业课程，课程地位非常重要，但内容庞杂，要很好地掌握该课程十分不易。因此，在测绘新仪器、新理论、新技术、新方法迅猛发展情况下，探索工程测量教学改革是迫切需要的。一、工程测量教学内容的改革从现有的教材来看，大多数教材的内容落后于生产现场的需要，这就需要我们老师在教学中，选用合理的教材，根据现场的需要对教材内容进行适当的补充。对普通测量技术进行适当的删减，增加相应的应用测量技术和现代测量技术的相关内容。比如可以增加计算器编程、全站仪在施工放样中的应用、GPS在施工中的应用等。现在大多数的工程测量教材在应用技术章节讲的过于简单，这在教学中要讲到各个方面的难度是比较大的；可以优化教学内容，普通测量技术作为土木工程专业通用，应用测量技术作为土木工程专业根据不同的方向进行选用，现代测量技术作为学生熟悉测绘新技术及其应用。二、工程测量教学方法的改革（一）工程测量课堂教学方法的改革课堂教学和课间实习相结合是工程测量教学的主要形式。传统的灌输式教学方法不能激发学生的主动性和积极性，在工程测量教学过程中，通过自己在工程实际中遇到的问题，从引导的角度讲授知识，让学生积极参与到课堂教学中。在讲授中要留出适宜的空间，让学生独立思考。教学手段不能一味的以板书为主，要适当的引进现代教学手段，制作多媒体课件，充分利用投影、录像、多媒体电脑等现代化教学手段，来改善课堂环境；学生对所讲的知识理解是抽象的，为了吸引学生的注意力，在课件中可以引入一些相关的工程实例。现在测量仪器品种甚多，发展迅猛，使得现在的教学设备陈旧和老化严重，落后于生产；而且现在大多数院校的经费紧张，没有多余的资金购买各种品牌的测量仪器、新仪器和设备，但是现在教学又需要，在这种供需矛盾的情况下，可以从网上和仪器厂家收集相关的新仪器的图片和介绍，使学生对新仪器有一定的认识。为了拓宽学生的知识面，引导学生自主学习，教师可以把相关的教学资料在校园网上发布，向学生介绍一些相关的测量论坛和测量网站，通过互联网让学生了解测量的发展动态。（二）工程测量实践教学环节的改革工程测量实训是工程测量教学中重要的教学环节；实训环节是学生对所学知识的综合应用，以及掌握测量仪器操作技能和测量作业方法的主要途径。但是现在测量实训教学还存在许多不足之处，主要表现在设计的实训项目还没有完全和工程建设相结合；实训项目偏少，测量仪器陈旧，未能完全把工程建设中的现代测量新技术、新方法和新仪器运用近来；随着高职的扩招，现在的实训设备量偏少，很难满足学生的需要，在改革中，需加大实训设备的投入和实训设备的使用效率。积极引导学生利用课余时间进行实训项目的训练。三、工程测量考核方式的改革工程测量这门课程有很强的特点，主要表现在理论和实践结合非常紧密；采用传统的试卷考核方式难以反应学生的实际操作能力，而且考核内容过于依赖教材内容，导致学生只注意对理论知识的掌握，忽略实际操作能力的训练。因此有必要对考核方式进行改革。（一）工程测量课堂考核的改革考试只是一种手段，而最重要的是学生如何应用所学的知识解决实际问题。以往的考试多采用试卷进行，出一些填空、选择、判断、简答、计算等题目进行考核。这种考核方式注重书本知识，不能很好的考核学生运用知识和综合能力的培养。有些学生只要死记硬背就可以考出好成绩，但是运用知识的能力很差。为了改变这种现象，需要采取试卷考试与能力考核相结合的方式。把理论考试、仪器操作能力进行综合考核。（二）工程测量综合实践考核的改革工程测量综合实践协同作战特点突出，这对培养团队精神有着重要的意义。在进行综合实践时，更应该注重对过程的考核，综合实践一般是以小组为单位进行，在实践的每个阶段，以实习小组为单位进行总结，由小组长对每个成员给出评价。实习结束后，以此作为考核的重要依据。在实习中，根据实习任务的完成情况、仪器的熟练程度、实习期间的表现对学生做出综合的考核。四、师资队伍建设的改革从事工程测量教学的青年教师大多数是从校门进校门，缺乏必要的工程实践经验，很难掌握施工单位对新技术、新方法、新仪器的需要程度。有必要定期派一定数量的教师去施工单位进修，以不断进行知识的更新、优化知识结构，来提高自身的水平；教师应坚持产、学研相结合，教师除了教学工作以外，还要参加一定的科研活动，承担一定的工程任务，以提高教师的专业水平和解决问题的能力。五、结语工程测量课程作为土木工程专业的一门重要专业课程，工程测量教学改革，非常重要，十分迫切。本文从现价段工程测量教学中存在的一些弊端进行了探讨，对工程测量的教学内容、教学方法、考核方式和师资队伍的建设提出了一定的措施和方法。【参考文献】[1]聂志红．《工程测量》教学改革实践与思考[J]．长沙铁道学院学报(社会科学版)，2006，（6）．[2]靳海亮．工程测量学教学改革探讨[J]．职业教育研究，2005，（9）．[3]王汉雄，王嘉慧．《土木工程测量》教学体系改革与创新[J]．矿山测量，2007，（3）．[4]李艳，焦泽昌．工程测量教学方法改革[J]．牡丹江大学学报，2005，（11）．[5]任伟．工程测量实训课设计实施与考核的实践研究[J]．教育与职业，2007，（7）．
采矿工程系毕业论文
对于现代矿产企业而言，需要采取一系列的措施，以提升自身井下采矿技术，那你会怎么写采矿论文呢？下面是我为大家收集整理的采矿工程系毕业论文，欢迎阅读。
摘要： 近年来，采矿工程毕业生毕业设计质量日渐下降，主要问题有学生不按时、按量去单位时间，绘图质量不高、自身惰性一再拖延设计进程，毕业答辩存在诸多情况等问题，结合实际情况，提出“学生―指导教师―单位”三点一线联络通道，利用3D模拟现场等手段建立新的实习场景，加强毕业设计中间环节的管制，建立周汇报答辩制度，建立完善的毕业答辩管理制度等措施，为采矿工程专业人才培养提供借鉴经验。
关键词： 毕业设计；联络通道；周汇报；人才培养
引言
本科采矿工程专业经历四年的学习，从高数、大学英语、工程制图等基础课到井巷工程、采矿学、矿山压力与岩层控制等专业课程，并且安排了矿山机械、工程经济学、矿山电子等拓展课程[1]，学习内容之广，但学习的深度较浅。采矿工程毕业设计是教学计划中教学的最后一个环节[2-3]，其目的就是让毕业生综合的、系统的运用四年所学知识，毕业设计还要求学生实地考察学习，理论联系实际，科学的培养自身技能，为将来从事煤炭行业打下坚实基础。
近年来发现，采矿本科毕业设计的内容水平明显下降，究其原因是学生或者指导教师的责任[4-5]。学生毕业设计不合格说明培养的质量不能满足企业要求，盲目不求质量输送毕业生，可能由于知识缺漏造成的人员伤亡，对国家和社会造成很大的损失，也会对本校的声誉以及个人的前途发展有很大的影响[6]。因此，剖析目前采矿工程毕业设计存在的问题和提出解决新思路是本文的目的所在。
一、存在的问题
（一）单位实习情况差
在单位实习情况的好坏是决定是否能做好毕业实习的重要影响因素之一。每个煤炭学校的采矿专业学生都安排至少四周的单位实习时间，如果充分利用好这四周在单位现场实习，对矿井的各个环节有个初步认识并对重要部分重点了解，可以说毕业设计以及答辩就不是问题。但了解学生实际到单位实习情况不容乐观，据统计只有三成的学生实际到单位进行了现场实习，并且学生到单位后没有下井实习，只是做了收集矿上基础资料的工作，收集之后便离开单位，浪费了大量的宝贵时间，造成对煤矿情况不了解、巷道设计不清楚、实际的采煤生产一无所知，造成毕业设计和答辩的被动。
（二）毕业设计的选题及内容单一
纵览近年来的采矿毕业设计题目，设计的矿井集中在河南、山西，相当一部分矿井被学生重复拿来设计，如焦作、平顶山和晋城的矿井，重复次多过多，甚至一个学期有两到三个学生做同一个矿的初步设计，设计的内容只是部分不同，缺乏创新。
（三）工程绘图全部依赖电脑，缺乏手绘能力
2000年以前，电脑未能全面普及，采矿毕业设计普遍要求手绘图纸，手绘的内容有《井田开拓方式平面图》、《井田开拓方式剖面图》、《采区平面图》、《采区剖面图》与《井底车场》，抄袭较少，但电脑普及之后，出现了电脑绘图软件，如AtoCAD，为了减少学生工作量，学生可以利用CAD绘图，逐渐学生缺乏手绘图纸的能力，对图纸的熟悉度大不如以前，出现了诸多问题，如线性不对，图中比例不对、标注不规范等问题，并且学生可以轻易的复制，抄袭的严重。
（四）毕业答辩情况不容乐观
部分毕业生在答辩时尽管设计说明书内容和排版较好，但答辩时对自己设计的论文的内容模糊，答辩时语言不流畅，思路不清晰，对设计的内容只知其一不知其二，很难用可衡量的标准去给学生定量给分，只能靠答辩老师定性给分，由于收到诸多因素影响，不能准确的去判断情况。
二、解决问题新思路
（一）改变毕业设计实习方式，建立三点一线的联络通道
针对部分学生不去单位实习情况，建立“毕业生―指导教师―实习单位”联系通道，即实习学生、实习单位联系人与指导老师建立联系通道，及时沟通了解学生在实习单位的实习情况，指导老师及时进行实习指导和实习内容安排，目的让学生在最短的时候内，高效的将所需了解的内容尽快掌握，也约束了学生的.行为，杜绝学生不去单位实习情况。
（二）利用3D模拟现场等手段建立新的实习场景
由于煤矿行业性质决定，现场实习存在很大的安全风险，再加上煤矿行业不景气，各煤矿经营情况不好，学生寻找实习单位比较困难，下井进行一线实习更是难上加难，所以寻求新的实习模式刻不容缓，可以实验室为实践教学基础平台，可利用3D模拟现场场景，可为学生提供新的设计思路，打破常规只在现场实习才能了解情况。
（三）加强毕业设计中间环节的管制，建立周汇报答辩制度。
毕业设计期间完全由学生自主安排时间，部分同学懒惰性太强，设计进程一拖再拖，到最后阶段随意糊弄过关，为了杜绝此现象，加强毕业设计中间环节的管制，建立周汇报答辩制度，即学生一周一次给指导老师汇报设计进程。
（四）建立完善的毕业答辩管理制度。
可实施“三项答辩法”，即在原来采矿工程毕业设计答辩采用单一设计内容及图纸答辩的基础上，增加了基础知识答辩和采矿CAD设计能力考核两个答辩环节，并通过采用一定的指标权重进行综合得出毕业设计成绩。例如答辩成绩和指导老师的成绩比重分别为70%和30%；答辩成绩和指导老师的成绩相差20分时，以低分为最终成绩；答辩成绩和指导老师成绩一个不及格时，则答辩最终成绩不及格。
三、结语
采矿工程毕业设计环节的好坏是决定采矿工程专业人才培养能否成功的关键一步，毕业学生正处于青春期，叛逆和懒惰时常伴随着他们，但如果毕业实习环节严谨、科学、合理，及时打消学生其他想法，将精力全身心投入到毕业设计中，从中学到各项能力，使同学们能达到具备扎实牢固的基础知识和专业知识，具有较高的适应采矿工作能力，对新技术和新知识有所了解的复合型人才。
参考文献：
[1]董长吉，等.采矿工程专业毕业设计改革的研究与应用[J].黑龙江教育，2013（2）：50-51.
[2]李怀珍，武俐.采矿工程毕业设计存在的问题分析与教改探讨[J].淮南职业技术学院学报.（11）：85-87.
[3]查文华.采矿工程专业毕业设计教学环节现状及对策分析[J].科教文汇.2009（7）：102-103.
[4]刘锋珍，戴仁竹，，梁帅江.采矿工程毕业设计过程管理模式探索[J].科技咨询，2012（19）.
[5]张恩强.论采矿专业教育改革与发展的重点和难点[J].重庆大学学报（社会科学版），2010，（16）：45―47.
[6]刘洪涛，马念杰.采矿教学中存在的问题及其对策[J].广西教育，2010（3）：103―104.
前 言通风是关系到煤矿生产安全的重要环节。确保通风系统的稳定可靠，要做到随矿井生产变化即时进行通风系统改造与协调，严格控制串联通风，强化局部通风管理，杜绝局部通风机无计划断电，做到通风系统正规合理、可靠、稳定.矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。因此，必须周密考虑，精心设计，力求实现预期效果。第一章 矿井通风设计的内容与要求矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进经济的矿井通风系统。矿井通风设计分为新建或扩建矿井通风设计。对于新建矿井的通风设计，既要考虑当前的需要，又要考虑长远发展的可能。对于改建或扩建矿井的通风设计，必须对矿井原有的生产与通风情况做出详细的调查，分析通风存在的问题，考虑矿井生产的特点和发展规划，充分利用原有的井巷与通风设备，在原有基础上提出更完善、更切合实际的通风设计。无论新建、改建或扩建矿井的通风设计，都必须贯彻党的技术经济政策，遵照国家颁布的矿山安全规程、技术规程、设计规范和有关的规定。矿井通风设计一般分为两个时期，即基建时期与生产时期，分别进行设计计算。第一节 矿井基建时期的通风矿井基建时期的通风指建井过程中掘进井巷时的通风，即开凿井筒（或平硐）、井底车场、井下硐室、第一水平的运输巷道和通风巷道时的通风。此时期多用局部通风机对独头巷道进行局部通风。当两个井筒贯通后，主要通风机安装完毕，便可用主要通风机对已开凿的井巷实行全压通风，从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。第二节 矿井生产时期的通风矿井生产时期的通风是指矿井投产后，包括全矿开拓、采准和采煤工作面以及其他井巷的通风。这时期的通风设计，根据矿井生产年限的长短，又可分为两种情况：（1）矿井服务年限不长时（大约15至20年），只做一次通风设计。矿井达产后通风阻力最小时为矿井通风容易时期；矿井通风阻力最大时为困难时期。依据这两个时期的生产情况进行设计计算，并选出对此两个时期的通风皆为适宜的通风设备。（2）矿井服务年限较长时，考虑到通风机设备选型，矿井所需风量和风压的变化等因素，又需分为两个时期进行通风设计。第一水平为第一期，对该时期内通风容易和困难两种情况详细地进行设计计算。第二期的通风设计只做一般的原则规划，但对矿井通风系统，应根据矿井整个生产时期的技术经济因素，作出全面的考虑，以使确定的通风系统既可适应现实生产的要求，又能照顾长远的生产发展与变化情况。矿井通风设计所需要的基础资料如下：矿井地形地质图；矿岩游离二氧化硅（矽）、硫、放射性物质及瓦斯和有害气体的含量；煤岩自然发火倾向性；煤尘爆炸性；矿区气候条件，包括年最高、最低、平均气温、地温、地热增深率及常年主导风向等；矿岩容重、块度、松散系数、含泥量及粘结性；矿区有无老窑旧巷及其所在地点和存在情形；矿井年产量、服务年限、开拓系统、回采顺序、开采方法；产量分配和作业布置，同时作业的工作面数及备用工作面个数；同时开动的各种型号的凿岩机台数及其分布；同时爆破的最多炸药量；同时工作的最多人数等。第三节 矿井通风设计的内容（1）确定矿井通风系统（2）矿井通风计算和风量分配（3）矿井通风阻力计算（4）选择通风设备（5）概算矿井通风费用此外，根据不同地区或矿井的特殊条件，还需警醒矿井空气温度调节的计算（具体内容见第八章）第四节 矿井通风设计的要求（1）将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证生产和创造良好的劳动条件；（2）通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力；（3）发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出；（4）有符合规定的井下环境及安全检测系统或检测措施；（5）通风系统的基建投资省，营运费用低，综合经济效益好。第二章 优选矿井通风系统第一节 矿井通风系统的要求（1）每一矿井必须有完整的独立通风系统。（2）进风井口应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。（3）箕斗提升井或装有胶带运送机的井筒不应兼做进风井，如果兼做进风井使用，必须采取措施，满足安全的需要。（4）多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近，当通风机之间的风压相差较大时，应减小共用风路的风压，使其不超过任何一个通风机风压的30%。（5）每一个生产水平和每一采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。（6）井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。（7）井下充电室必须用单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。第二节 确定矿井通风系统根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行的方案，通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。矿井通风系统应具有较强的抗灾能力，当井下一旦发生灾害性事故后所选择的通风系统能将灾害控制在最小范围，并能迅速恢复正常生产。第三章 矿井风量计算第一节 矿井风量计算原则矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。（1） 按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟共计风量不得少于4m³；（2） 按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。第二节 矿井需风量的计算1.采煤工作面需风量的计算采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取得最大值。1） 按瓦斯涌出量计算Qwi=100 Qgwi Kgwi式中 Qwi——第i个采煤工作面需要风量，m³/minQgwi——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m³/minKgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面取Kgwi=～；炮采工作面取Kgwi=～；水采工作面取Kgwi=～。2） 按工作面进风流温度计算采煤工作面应有良好的气候条件。其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表7-4-1的要求。表7-4-1 采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温/℃ 采煤工作面风速/m•s-1<1515~1818~2020~2323~26 ～～～～采煤工作面的需要风量计算：Qwi=60 Vwi Swi Kwi式中 Vwi——第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表7-4-1中选取，m/s；Swi——第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，m2Kwi——第i个工作面的长度系数，可按表7-4-2选取。表7-4-2 采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度/m 工作面长度风量系数Kwi<1550～8080～120120~150150~180>180 ) 按使用炸药量计算Qwi=25×Awi式中 25——每使用1kg炸药的供风量，m3/min；Awi——第i个工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg；4） 按工作人员数量计算Qwi=4×nwi式中 4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；nwi——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，个。5） 按风速进行验算按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：Qwi≥60××Swi按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：Qwi≤60××Swi采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。备用工作面也按上述要求，并满足瓦斯、二氧化碳、风流温度和风速等规定计算需风量，且不得低于其回采时需风量的50%。2.掘进工作面需风量的计算煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。1） 按瓦斯涌出量计算Qhi=100×Qghi×Kghi式中 Qhi——第i个掘进工作面的需风量，m3/min；Qghi——第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min；Kghi——第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，一般可取～。2） 按炸药量计算Qhi=25×Ahi式中 25——使用1kg炸药的供风量，m3/min；Ahi——第i个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg。3） 按局部通风机吸风量计算Qhi= ∑Qhfi×Khfi式中 ∑Qhfi——第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。各种通风机的额定风量可按表7-4-3选取。Khfi——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取～。进风巷道中无瓦斯涌出时取，有瓦斯涌出时去。表7-4-3 各种局部通风机的额定风量风机型号 额定风量/ m3•min-1JBT-51()JBT-52(11KW)JBT-61(14KW)JBT-62(28KW) 04)按工作人员数量计算Qhi=4×nhi式中nhi ——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。5）按风速进行验算按最小风速验算，各个岩巷绝境工作面最小风量：Qhi≥ 60××Shi各个煤巷或半煤巷掘进工作面的最小风量：Qhi≥ 60××Sdi按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量：Qhi≤ 60×4×Shi式中Shi——第i个掘进工作面巷道的净断面积，m2。3.硐室需风量计算各个独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算：1） 机电硐室发热量大的机电硐室，按硐室中运行的机电设备发热量分别进行计算：Qri= 3600×∑N×θρ×Cp×60×Δt式中Qhi——第i个机电硐室的需风量，m3/min；∑N—机电硐室中运转的电动机（变压器）总功率，kw；θ—机电硐室的发热系数，可根据实际考察由机电硐室内机械设备运转时的实际热量转换为相当于电器设备容量做无用功的系数确定，也可按表7-4-4选取；ρ—空气密度，一般取 m3；Cp—空气的定压比热，一般可取1kJ/（kg•K）；Δt—机电硐室进、回风流的温度差，℃。表7-4-4机电硐室发热系数（θ）表机电硐室名称 发热系数空气压缩机房 水泵房 变电所、绞车房 采区变电所及变电硐室，可按经验值确定需风量：Qri=60~80 m3/min2） 爆破材料库Qri=4×V/60式中 V—库房容积，m3但大型爆破材料库不得小于100 m3/min，中小型爆破材料库不得小于60 m3/min。3） 充电硐室按其回风流中氢气浓度小于计算Qri=200×qrhi式中qrhi ——第i个充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min。4.其他用风巷道的需风量计算机各个其他巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值。1） 按瓦斯涌出量计算Qoi=133×Qgoi×kgoi式中Qgoi——第i个其他用风巷道的瓦斯绝对涌出量，m3/min；koi ——第i个其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，一般可取kgoi=） 按最低风速验算Qoi≥ 60××Soi式中Soi——第i个其他井巷净断面积，m2。5.矿井总风量计算矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算：Qm=（∑Qwt+∑Qht+∑Qrt+∑Qot）×km式中∑Qwt—— 采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min；∑Qht—— 掘进工作面所需风量之和，m3/min；∑Qrt—— 硐室所需风量之和，m3/min；∑Qot—— 其他用风地点所需风量之和，m3/min。km—— 矿井通风（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）系数，可取。第四章 矿井通风总阻力计算第一节 矿井通风总阻力计算原则（1）矿井通风总阻力，不应超过2940pa。（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。第二节 矿井通风总阻力计算矿井通风总阻力是指风流由进风井口起，到回风井口止，沿一条通路（风流路线）各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，简称矿井总阻力，用hm表示。对于有两台或多台主要通风机工作的矿井，矿井通风阻力应按每台主要通风机所服务的系统分别计算。在主要通风机的服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。为了使主要通风机在整个服务期限都能满足需要，而且主要通风机有较高的运转效率，需要按照开拓开采布局和采掘工作面接替安排，对主要通风机服务期内不同时期的系统总阻力的变化进行分析，当根据风量和巷道参数（断面、长度等）直接判定出最大总阻力路线时，可按该路线的阻力计算矿井总阻力，当不能直接判定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较，然后确定该时期的矿井总阻力。在矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期。通风系统总阻力最大时称为通风困难时期。对于通风容易和困难时期，要分别画出通风系统图。按照采掘工作面及硐室的需要分配风量，再由各段风路的阻力计算矿井总压力。为便于计算和查验，可用表7-4-5的格式，沿着通风容易和困难时期的风流路线，依次计算各段摩擦阻力hft，然后分别计算得出容易和困难时期的总摩擦阻力hfe和hfd，再乘以（扩建矿井乘以）后，得两个时期的矿井总压力hme和hmd。通风容易时期总阻力 hme=（～）hfe通风困难时期总阻力 hmd=（～）hfd上面两式中hf按下式计算：hf= hfi式中 hfi= Qi2第五章 矿井通风设备的选择第一节 矿井通风设备是指主要通风机和电动机。（1） 矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套做备用。（2） 选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行。当工况变化较大时，根据矿井分期时间及节能情况，应分期选择电动机。（3） 通风机能力应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，轮叶运转角度应比允许范围小5°；离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。（4） 进、出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。第二节 主要通风机的选择（1）计算通风机风量Qf由于外部漏风（即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风），风机风量Qf大于矿井风量QmQf=k Qm式中 Qf—— 主要通风机的工作风量，m3/s；Qm——矿井需风量，m3/s；K——漏风损失系数，风井不做提升用时取，箕斗井做回风用时取；回风并兼做升降人员时取。（2）计算通风机风压通风机全压Htd和矿井自然风压HN共同作用克服矿井通风系统的总阻力hm、通风机附属装置（风硐和扩散器）的阻力hd及扩散器出口动能损失Hvd。当自然风压与通风机风压作用相同时取“-”；自然风压与通风机负压作用反向时取“+”。根据提供的通风机性能曲线，由下式求出通风机风压：Htd=hm+hd+Hvd±HN通产离心式通风机提供的大多是全压曲线，而轴流式通风机提供的大多是静压曲线。因此，对抽出式通风矿井：离心式通风机：容易时期 Htd min=hm+hd+Hvd±HN困难时期 Htd max=hm+hd+Hvd±HN表7-4-5 矿井通风阻力计算表时期 节点序号 巷道名称 支护形式 a/Ns2m-4 L/M U/M S/m2 S3/s6 R/Ns2m-8 Q/m3s-1 Q2/m6s-2 hfi/pa V/ms-1容易时期hfi=∑hfi= pa困难时期hfi=∑hfi= pa轴流式通风机：容易时期 Htd min=hm+hd-HN困难时期 Htd max=hm+hd+HN通风容易时期为使自然风压与通风机风压作用相同时，通风机有较高的效率，故从通风系统阻力中减去自然风压HN；通风困难时期，为使自然风压与通风机风压作用反向时，通风机能力满足，故通风系统阻力中加上自然风压HN。（3）初选通风机根据计算的矿井通风容易时期通风机的Qf、Hsd min（或Htd max）和矿井通风困难时期通风机的Qf、Hsd max（或Htd max）在通风机特性曲线上，选出满足矿井通风要求的通风机。（4）求通风机的实际工况点因为根据Qf、Hsd max（或Htd max）和Qf、Hsd min（或Htd max）确定的工况点，即设计工况点不一点恰好在所选择通风机的特性曲线上，必须根据通风机的工作阻力，确定其实际工况点。1） 计算通风机的工作风阻用静压特性曲线时：Ssd min=Ssd max=用全压特性曲线时：RTd min=STd max=2）确定通风机的实际工况点在通风机特性曲线图中做通风机工作风阻曲线，与风压曲线的交点即为实际工况点。（5） 确定通风机的型号和转速根据各台通风机的工况参数（Qf、Hsd、η、N）对初选的通风机进行技术、经济和安全性比较，最后确定满足矿井通风要求，技术先进、效率高和运转费用低的通风机的型号和转速。（6）电动机选择1）通风机输入功率按通风容易及困难时期，分别计算通风机所需输入功率Nmin、Nmax。Nmin= Qf Hsd min/1000ηs Nmax= Qf Hsd max/1000ηs或Nmin= Qf Htd min/1000ηt Nmax= Qf Htd max/1000ηt式中ηt、ηs分别为通风机全压效率和静压效率；2）电动机的台数和种类当Nmin≥时，可选一台电动机，电动机功率为Ne=Nmax•ke/（ηeηtr）当Nmin<时，可选两台电动机，其功率分别为初期 Nemin= •ke/（ηeηtr）后期按Ne=Nmax•ke/（ηeηtr）计算。式中 ke——电动机容量备用系数，ke=～ηe——电动机效率，ηe=～（大型电动机取较高值）ηtr——传动效率，电动机与通风机直联时ηtr=1，皮带传动时ηtr=。电动机功率在400～500kw以上时，宜选用同步电动机。其优点是在低负荷运转时，可用来改善电网功率因数，使矿井经济用电；缺点是这种电动机的购置和安装费较高。第六章 概算矿井通风费用吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。统计分析成本的构成，则是探求降低成本提高经济效益不可少的基础资料。吨煤通风成本主要包括下列费用：1. 电费（W1）吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用如下公式计算：W1=（E+EA）×D/T式中 E——主要通风机年耗电量，设计中用下式计算：通风容易时期和困难时期共选一台电动机时，E=8760（Nemin+ Nemax）/（keηvηw）选两台电动机时E=4380（Nemin+ Nemax）/（keηvηw）式中 D——电价，元/kw•hT——矿井年产量，t；EA——局部通风机和辅助通风机的年耗电量；ηv——变压器效率，可取ηw——电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆损耗，在～范围内选取。2. 设备折旧费通风设备的折旧费与设备数量、成本及服务年限有关可用表7-4-6计算。吨煤的通风设备折旧费W2为W2=（G1+G2）/T表7-4-6通风成本计算表序号设备名称计算单位数量 总成本总计 服务年限 基本投资折旧费 大修理折旧费备注单位成本 设备费 运输及安装费3. 材料消耗费用包括各种通风构筑物的材料费，通风机和电动机润滑油料费，防尘等设施费用。每吨煤的通风材料消耗费W3为：W3=C/T式中 C——材料消耗总费用，元/a。4. 通风工作人员工资费用矿井通风工作人员，每年工资总额为A（元），则一吨煤的工资费用W4为W4= A/T5. 专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费折算至吨煤的费用为W5。6.每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用W6矿井每采一吨煤的通风总费用W为W= W1 +W2+ W3+ W4+ W5+ W6矿井结束语三年的学习已近尾声,我通过三年来的系统学习,使我掌握了坚实的基础理论和系统的专门知识,也使我的业务水平有了很大的提高,而着一切,都是归功于辽源职业技术学院的各位老师的深切教诲与热情鼓励.在即将毕业之际,我要感谢三年来的所有教育我,关心我的老师们,是他们在我学习期间给了我最有力的帮助和鼓励,使我能顺利的完成学业,对此,我表示衷心地感谢!本课题是我在我的导师刘温暖教授的悉心指导下完成的.半年多来,刘教授多次询问课题进程,帮助我开拓研究思路.刘教授以其严谨求实的治学态度,高度的敬业精神,孜孜以求的工作作风和大胆创新的进去精神给我树立了榜样.在此向刘教授致以诚挚的谢意和崇高的敬意。参考文献(1)矿井通风与安全 作者： 何廷山 2009(2)煤矿开采技术专业及专业群教材 作者 喻晓峰 刘其志
采矿工程系毕业论文
对于现代矿产企业而言，需要采取一系列的措施，以提升自身井下采矿技术，那你会怎么写采矿论文呢？下面是我为大家收集整理的采矿工程系毕业论文，欢迎阅读。
摘要： 近年来，采矿工程毕业生毕业设计质量日渐下降，主要问题有学生不按时、按量去单位时间，绘图质量不高、自身惰性一再拖延设计进程，毕业答辩存在诸多情况等问题，结合实际情况，提出“学生―指导教师―单位”三点一线联络通道，利用3D模拟现场等手段建立新的实习场景，加强毕业设计中间环节的管制，建立周汇报答辩制度，建立完善的毕业答辩管理制度等措施，为采矿工程专业人才培养提供借鉴经验。
关键词： 毕业设计；联络通道；周汇报；人才培养
引言
本科采矿工程专业经历四年的学习，从高数、大学英语、工程制图等基础课到井巷工程、采矿学、矿山压力与岩层控制等专业课程，并且安排了矿山机械、工程经济学、矿山电子等拓展课程[1]，学习内容之广，但学习的深度较浅。采矿工程毕业设计是教学计划中教学的最后一个环节[2-3]，其目的就是让毕业生综合的、系统的运用四年所学知识，毕业设计还要求学生实地考察学习，理论联系实际，科学的培养自身技能，为将来从事煤炭行业打下坚实基础。
近年来发现，采矿本科毕业设计的内容水平明显下降，究其原因是学生或者指导教师的责任[4-5]。学生毕业设计不合格说明培养的质量不能满足企业要求，盲目不求质量输送毕业生，可能由于知识缺漏造成的人员伤亡，对国家和社会造成很大的损失，也会对本校的声誉以及个人的前途发展有很大的影响[6]。因此，剖析目前采矿工程毕业设计存在的问题和提出解决新思路是本文的目的所在。
一、存在的问题
（一）单位实习情况差
在单位实习情况的好坏是决定是否能做好毕业实习的重要影响因素之一。每个煤炭学校的采矿专业学生都安排至少四周的单位实习时间，如果充分利用好这四周在单位现场实习，对矿井的各个环节有个初步认识并对重要部分重点了解，可以说毕业设计以及答辩就不是问题。但了解学生实际到单位实习情况不容乐观，据统计只有三成的学生实际到单位进行了现场实习，并且学生到单位后没有下井实习，只是做了收集矿上基础资料的工作，收集之后便离开单位，浪费了大量的宝贵时间，造成对煤矿情况不了解、巷道设计不清楚、实际的采煤生产一无所知，造成毕业设计和答辩的被动。
（二）毕业设计的选题及内容单一
纵览近年来的采矿毕业设计题目，设计的矿井集中在河南、山西，相当一部分矿井被学生重复拿来设计，如焦作、平顶山和晋城的矿井，重复次多过多，甚至一个学期有两到三个学生做同一个矿的初步设计，设计的内容只是部分不同，缺乏创新。
（三）工程绘图全部依赖电脑，缺乏手绘能力
2000年以前，电脑未能全面普及，采矿毕业设计普遍要求手绘图纸，手绘的内容有《井田开拓方式平面图》、《井田开拓方式剖面图》、《采区平面图》、《采区剖面图》与《井底车场》，抄袭较少，但电脑普及之后，出现了电脑绘图软件，如AtoCAD，为了减少学生工作量，学生可以利用CAD绘图，逐渐学生缺乏手绘图纸的能力，对图纸的熟悉度大不如以前，出现了诸多问题，如线性不对，图中比例不对、标注不规范等问题，并且学生可以轻易的复制，抄袭的严重。
（四）毕业答辩情况不容乐观
部分毕业生在答辩时尽管设计说明书内容和排版较好，但答辩时对自己设计的论文的内容模糊，答辩时语言不流畅，思路不清晰，对设计的内容只知其一不知其二，很难用可衡量的标准去给学生定量给分，只能靠答辩老师定性给分，由于收到诸多因素影响，不能准确的去判断情况。
二、解决问题新思路
（一）改变毕业设计实习方式，建立三点一线的联络通道
针对部分学生不去单位实习情况，建立“毕业生―指导教师―实习单位”联系通道，即实习学生、实习单位联系人与指导老师建立联系通道，及时沟通了解学生在实习单位的实习情况，指导老师及时进行实习指导和实习内容安排，目的让学生在最短的时候内，高效的将所需了解的内容尽快掌握，也约束了学生的.行为，杜绝学生不去单位实习情况。
（二）利用3D模拟现场等手段建立新的实习场景
由于煤矿行业性质决定，现场实习存在很大的安全风险，再加上煤矿行业不景气，各煤矿经营情况不好，学生寻找实习单位比较困难，下井进行一线实习更是难上加难，所以寻求新的实习模式刻不容缓，可以实验室为实践教学基础平台，可利用3D模拟现场场景，可为学生提供新的设计思路，打破常规只在现场实习才能了解情况。
（三）加强毕业设计中间环节的管制，建立周汇报答辩制度。
毕业设计期间完全由学生自主安排时间，部分同学懒惰性太强，设计进程一拖再拖，到最后阶段随意糊弄过关，为了杜绝此现象，加强毕业设计中间环节的管制，建立周汇报答辩制度，即学生一周一次给指导老师汇报设计进程。
（四）建立完善的毕业答辩管理制度。
可实施“三项答辩法”，即在原来采矿工程毕业设计答辩采用单一设计内容及图纸答辩的基础上，增加了基础知识答辩和采矿CAD设计能力考核两个答辩环节，并通过采用一定的指标权重进行综合得出毕业设计成绩。例如答辩成绩和指导老师的成绩比重分别为70%和30%；答辩成绩和指导老师的成绩相差20分时，以低分为最终成绩；答辩成绩和指导老师成绩一个不及格时，则答辩最终成绩不及格。
三、结语
采矿工程毕业设计环节的好坏是决定采矿工程专业人才培养能否成功的关键一步，毕业学生正处于青春期，叛逆和懒惰时常伴随着他们，但如果毕业实习环节严谨、科学、合理，及时打消学生其他想法，将精力全身心投入到毕业设计中，从中学到各项能力，使同学们能达到具备扎实牢固的基础知识和专业知识，具有较高的适应采矿工作能力，对新技术和新知识有所了解的复合型人才。
参考文献：
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浅议煤矿煤层的开采技术摘要：由于煤层的自然条件和采用的机械不同，完成回采工作各工序的方法也就不同，并且在进行的顺序、时间和空间上必须有规律地加以安排和配合。这种在采煤工作面内按照一定顺序完成各项工序的方法及其配合，称为采煤工艺。在一定时间内，按照一定的顺序完成回采工作各项工序的过程，称为采煤工艺过程。关键词：开发技术 煤炭工艺 煤炭一、煤炭开采的主要形式（一）井下采煤井下采煤的顺序。对于倾角10°以上的煤层一般分水平开采，每一水平又分为若干采区，先在第一水平依次开采各采区煤层，采完后再转移至下一水平。开采近水平煤层时，先将煤层划分为几个盘区，立井于井田中心到达煤层后，先采靠近井筒的盘区，再采较远的盘区。如有两层或两层以上煤层，先采第一水平最上面煤层，再自上而下采另外煤层，采完后向第二水平转移。按落煤技术方法，地下采煤有机械落煤、爆破落煤和水力落煤三种，前二者称为旱采，后者称为水采，我国水采矿井仅占。旱采包括壁式采煤法和柱式采煤法，以前者为主。壁式采煤法工作面长，一般100～200 m，可以容纳功率大，生产能力高的采煤机械，因而产量大，效率高。柱式采煤法工作面短，一般6～30 m，由于工作面短，顶板易维护，从而减少了支护费用，主要缺点是回采率低。（二）露天采煤移走煤层上覆的岩石及覆盖物，使煤敞露地表而进行开采称为露天开采，其中移去土岩的过程称为剥离，采出煤炭的过程称为采煤。露天采煤通常将井田划分为若干水平分层，自上而下逐层开采，在空间上形成阶梯状。其主要生产环节：首先用穿孔爆破并用机械将岩煤预先松动破碎，然后用采掘设备将岩煤由整体中采出，并装入运输设备，运往指定地点，将运输设备中的剥离物按程序排放于堆放场；将煤炭卸在洗煤厂或其他卸矿点。主要优缺点优点为生产空间不受限制，可采用大型机械设备，矿山规模大，劳动效率高，生产成本低，建设速度快。另外，资源回采率可达90%以上，资源利用合理，而且劳动条件好，安全有保证，死亡率仅为地下采煤的1/30左右。主要缺点是占用土地多，会造成一定的环境污染，而且生产过程需受地形及气候条件的制约。在资源方面，对煤赋存条件要求较严，只宜在埋藏浅，煤层厚度大的矿区采用。二、采煤方法与工艺在发展现代采煤工艺的同时，继续发展多层次、多样化的采煤工艺，建立具有中国特色的采煤工艺理论。我国长壁采煤方法已趋成熟，放顶煤采煤的应用在不断扩展，应用水平和理论研究的深度和广度都在不断提高，急倾斜、不稳定、地质构造复杂等难采煤层采煤方法和工艺的研究有很大空间，主要方向是改善作业 条件，提高单产和机械化水平。（一）开采技术开发煤矿高效集约化生产技术、建设生产高度集中、高可靠性的高产高效矿井开采技术。以 提高工作面单产和生产集中化为核心，以提高效率和经济效益为目标，研究开发各种条件下 的高效能、高可靠性的采煤装备和工艺，简单、高效、可靠的生产系统和开采布置，生产过 程监控与科学管理等相互配套的成套开采技术，发展各种矿井煤层条件下的采煤机械化，进一步改进工艺和装备，提高应用水平和扩大应用范围，提高采煤机械化的程度和水平。（二）解决难题开发“浅埋深、硬顶板、硬煤层高产高效现代开采成套技术”，主要解决以下技术难题。硬顶板控制技术，研究埋深浅、地压小的硬厚顶板控制技术，主要通过岩层定向水力 压裂、倾斜深孔爆破等顶板快速处理技术，使直接顶能随采随冒，提高顶煤回收率，且基本 顶能按一定步距垮落，既有利于顶煤破碎，又保证工作面的安全生产。硬厚顶煤控制技术，研究开发埋深浅、支承压力小条件硬厚顶煤的快速处理技术，包括高压 注水压裂技术和顶煤深孔预爆破处理技术，使顶煤体能随采随冒，提高其回收率。顶煤冒放性差、块度大的综放开采成套设备配套技术，研制既有利于顶煤破碎和顶板控制， 又有利于放顶煤的新型液压支架，合理确定后部输送机能力。 两硬条件下放顶煤开采快速推进技术，研究合适的综放开采回采工艺，优化工序，缩短放煤 时间，提高工作面的推进度，实现高产高效。5～宽煤巷锚杆支护技术，通过宽煤巷锚 杆支护技术的研究开发和应用，有利于综采配套设备的大功率和重型化，有助于连续采煤机 的应用，促进工作面的高产高效。（三）缓倾斜薄煤层长壁开采主要研究开发：体积小、功率大、高可靠性的薄煤层采煤机 、刨煤机；研制适合刨煤机综采的液压支架；研究开发薄煤层工作面的总体配套技术和高效开采技术。（四）缓倾斜厚煤层一次采全厚大采高长壁综采应进一步加强完善支架结构及强度，加 强 支架防倒、防滑、防止顶梁焊缝开裂和四连杆变形、防止严重损坏千斤顶措施等的研究，提高支架的可靠性，缩小其与中厚煤层(采高3m左右)高产高效指标的差距。（五）各种综采高产高效综采设备保障系统要实现高产高效，就要提高开机率，对“支架—围岩”系统、采运设备进行监控。今后研究的重点是：通过电液控制阀组操纵支架和改善“支架—围岩”系统控制，进一步完善液压信息、支架位态、顶板状态、支护质量信息的自动采集系统；乳化液泵站及液压系统运行状态的检测诊断；采煤机在线与离线相结合的“油 —磨屑”监测和温度、电信号的监测；带式输送机、刮板输送机全面状态监控。三、主要的开采技术（一）深矿井开采技术深矿井开采的关键技术是：煤层开采的矿压控制、冲击地压防治、瓦斯和热害治理及深井通风、井巷布置等；需要攻关研究的是：深井围岩状态和应力场及分布状态的特征；深井作业场所工作环境的变化；深井巷道（特别是软岩巷道）快速掘进与支护技术与装备；深井冲击地压防治技术与监测监控技术；深矿井高产高效开采有关配套技术；深矿井开采热害治理技术与装备。（二）“三下”采煤技术提高数值模拟计算和相似材料模拟等，深入研究开采上覆岩层运动和地表下陷规律，研究满足地表、建筑物、地下水资源保护需要的合理的开采系统和优化参数，发展沉降控制理念和关键技术，包括用地表废料向垮落法工作面采空区充填的系统；研究与应用各种充填技术和组合充填技术，村庄房屋加固改造重建技术，适于村庄保护的开采技术；研究近水体开采的开采设计，工艺参数优化和装备，提出煤炭开采与煤炭城市和谐统一的开采沉陷控制、开采村庄下压煤、土地复垦和矿井水资源化等关键技术。（三）优化巷道布置，减少矸石排放的开采技术改进、完善现有采煤方法和开采布置，以实现开采效益最大化为目标，研究开发煤矿地质条件开采巷道布置及工艺技术评价体系专家系统，实现开采方法、开采布置与煤层地质条件的最优匹配。实行全煤巷布置单一煤层开采，矸石基本不运出地面，生产系统要减化，同时实现中采与中掘同走发展，生产效率大幅提高的经验的同时，重点研究高产高效矿井，开拓部署与巷道布置系统的优化，减化巷道布置，优化采区及工作面参数，研究单一煤层集中开拓，集中准备、集中回采的关键技术，大幅度降低岩巷掘进率，多开煤巷，减少出矸率；研究矸石在井下直接处理、作为充填材料的技术，既是减少污染的一项有利措施，又减化了生产系统，有利于高产高效集中化开采，应加紧研究。采煤方法和工艺的进步和完善始终是采矿学科发展的主题。采煤工艺的发展将带动煤炭开采各环节的变革，现代采煤工艺的发展方向是高产、高效、高安全性和高可靠性，基本途径是使采煤技术与现代高新技术相结合，研究开发强力、高效、安全、可靠、耐用、智能化的采 煤设备和生产监控系统，改进和完善采煤工艺。
关于“以风定产”的探讨论文
【摘要】“先抽后采、监测监控、以风定产” 是对防止瓦斯事故有重要意义的十二字方针。本论文对以风定产的定义及其在瓦斯治理方面的作用进行了阐述。
【关键词】以风定产；瓦斯治理
以风定产
“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针，是国家安全监察局于2002年在瓦斯治理现场会上提出的，对指导煤矿安全生产，特别是防止瓦斯事故有重要意义。其中“先抽后采、监测监控、以风定产”它们是紧密相连、相辅相成的整体，而且“以风定产”是基础。
一、以风定产在瓦斯治理方面的阐述
1、以风定产是瓦斯治理关键环节的准确把握
以风定产就是保证井下供风点风量和风速能够将瓦斯稀释到规定浓度，满足生产要求。以风定产是防治瓦斯最基本的手段，是防止瓦斯积聚的先决条件，坚持以风定产必然从根本上杜绝无风和微风作业，杜绝瓦斯事故发生。
2、坚持以风定产是煤矿瓦斯事故血的教训
瓦斯事故是煤矿井下生产过程中威胁最大、破坏力最强、危害最严重、政治影响最恶劣的事故。分析近年来发生的瓦斯爆炸事故，尽管有这样那样的原因，但共性都是由于没有抓住以风定产这一重要环节而造成的，究其原因有以下三方面原因：
（1）没有将以风定产落实在瓦斯治理全过程。表现在通风系统缺乏稳定性，该构筑密闭的地方不构筑密闭，该使用风桥的地方不建风桥，该分区通风的做不到分区通风，该核定通风能力的不核定。这样就造成事故地点风量不足，风流无法控制，风量无法保证，而生产照常进行，导致瓦斯爆炸事故发生。
（2）脱离以风定产，以瓦斯监测、检查来代替通风管理。瓦斯监测反映的只是井下某点的瓦斯情况，不能反映全系统情况。而瓦斯检查在时间上无法实现连续性，在空间上不能实现全方位，还受到瓦检员责任心、技术水平和管理制度落实等诸多主观因素的影响。同时瓦斯在井下积聚还受井下巷道自然条件和瓦斯分布不均匀等因素影响。有些高冒顶区、无风区等地点的瓦斯浓度，人员无法检查到。显然以瓦斯检查来杜绝瓦斯事故是不可靠的`，也是不现实的。
（3）对以风定产的内涵认识不够。主要表现在一些煤矿管理者对以风定产缺乏科学全面的认识，错误地认为以风定产就是有多少风量限定多少产量，而不知道以风定产包含了矿井通风管理的全部内容。导致有的煤矿井下局部通风机随意停开、一台局部通风机多头送风、风筒管理差。对通风设施维护不重视，对工作面超通风能力生产不闻不问等。
二、以风定产的要点
（1）“已风定产”方针的提出和实施，主要处于安全生产严峻形势需要，是以人为本、关爱生命的要求。
（2）《煤矿安全规程》规定矿井每年安排采掘作业计划时必须核定矿井生产和通风能力，必须按实际供风量核定矿井产量。在矿井总进风量比小于100%时，必须降低矿井产量或进行通风系统的改造与调整，在矿井通风能力核定后允许的范围内组织生产，严禁超通风能力生产。
（3）采区、采煤工作面必须实行独立通风。在安排采区、采煤工作面的生产时，必须按规定进行风量计算，并按实际供风量确定采区、采煤工作面的产量。严禁在采区，采煤工作面风量不足的情况下安排生产。
（4）新水平新采区投产之前，必须进行通风系统调整，必须按规定进行风量计算，并按实际风量安排生产，在通风系统不合理，不稳定或风量不足的情况下，严禁开采。
（5）井下出现风速超限、瓦斯积聚、不合理串联风时，等同超通风能力生产。超通风能力的矿井、采区、工作面，必须立即减少产量，重新调整生产布局及通风系统，把产量降到核定通风能力范围内。
【参考文献】
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矿坑（井）及地下工程涌水量是指从矿山开拓（或地下工程施工）到回采过程（或地下工程使用过程）中，单位时间内流入矿坑（或地下工程）的水量。它是评价矿床开发经济技术条件的重要指标之一，也是制定矿山（地下工程）疏干设计、施工方法，确定生产能力和地下工程防护设施的主要依据。同时它也是划分矿床水文地质类型、矿床水文地质复杂程度的重要指标之一，是整个矿床水文地质学的核心。由于矿井和地下工程涌水量预测的方法基本相同，因此我们下面将主要以矿坑水的预测来研究这一问题。
一、矿坑涌水量预测的基本任务
矿坑涌水量的预测，是一项极其复杂的工作，所以在矿床调查的各个阶段都应按规范中提出的精度要求，认真、正确地预测出未来各种开采条件下的矿坑涌水量，其主要任务是：
（1）预测矿坑正常涌水量。系指采矿工程达到某一标高（水平或中段）时，正常状态下相对稳定时的总涌水量，通常指平水年的涌水量。
（2）预测矿坑最大涌水量。通常是指正常状态下开采工程在丰水年雨季的最大涌水量。对某些受暴雨控制的矿床，则应根据历史最大暴雨强度，预测出数十年一遇的特大暴雨可能出现的矿坑涌水量。
（3）预测开拓井巷涌水量。指开拓各类井巷过程中的涌水量。
（4）预测疏干工程排水量。指在设计疏干时间内，将地下水位降至某一规定标高时的疏干排水量。
在矿床地质调查的各个阶段，均以预测矿坑的正常和最大涌水量为主。
二、矿坑涌水量预测的特点
矿坑涌水量预测方法和供水勘探中的地下水资源计算方法基本类同，但两种水量计算的目的、计算工作条件、计算方法的具体运用方面仍有许多差别。
（1）为确保枯水期的安全供水，供水资源评价一般以提供枯水期最小开采量为目的；为确保矿山的安全生产，矿坑涌水量预测则以准确提供丰水期最大矿坑涌水量为目标。
（2）大多数的矿床分布于基岩山区，地下水的补排条件、矿坑充水条件、充水层边界条件复杂、含水介质非均质性极强，代表性水文地质参数难于选取，地下水流态和流场复杂，因此建立能够完全仿真客观水文地质条件的水文地质概念模型和数学模型的难度很大。
（3）矿山井巷类型与空间分布千变万化，开采方法、开采速度与规模等生产条件复杂且不稳定，与供水工程的简单配置和稳定的生产条件不可类比，因此这些人为因素增加了矿坑涌水量预测的不确定性与难度。
（4）矿坑疏干排水的水位降深一般都远比供水工程的水位降深大得多，大降深必然导致区域水文地质条件的严重干扰、破坏与变化，这些变化又很难予以正确的预测和定量化评价，无疑给矿坑涌水量的预测增加了困难。
（5）矿床水文地质调查大多是随矿山地质调查同时进行的，一般对水文地质工作投入的工作量有限，原始的地下水动态观测资料缺乏，客观上造成涌水量预测工作基础资料的缺乏。
鉴于以上特点，矿床勘探阶段的矿坑涌水量预测，实际上应属于近似性的评价计算，其精度难以和供水勘探中的资源评价相比。为了满足生产要求，除通过加强勘探调查、提高预测精度外，还应完善预测成果的表达形式，为设计与生产部门结合生产条件进行成果再开发提供科学依据，以提高成果的使用价值。
三、矿坑涌水量预测方法
如将矿井排水视作供水“大井”，则矿山井巷的涌水量预测即和供水水源地的资源量计算相当。因此，两者的水量计算原理和方法基本上是相同的，地下水资源评价方法的分类，也可作为矿坑涌水量预测方法的分类。这里，我们仅就矿坑涌水量预测中常用的几种方法运用中的特点作一简单介绍：
（一）预测矿坑涌水量的解析法
解析法是目前矿坑涌水量预测中应用最广泛的方法之一。利用解析法不仅可以计算矿井的涌水量，而且还能为矿井工程的疏干设计提供疏干时间、疏干区范围和疏干水位深度等数据。运用解析法进行矿坑涌水量计算时，要正确处理以下各方面的问题：
（1）区分稳定流与非稳定流。矿山建设期内，随着开拓井巷发展，矿井疏干漏斗将不断扩大，此时的流场属于非稳定流；在矿山的回采期，井巷轮廓已定，当地下水的补给量≥矿井的疏干水量时，疏干流场则转为稳定流状态；当补给量＜疏干水量时，疏干流场仍维持非稳定流状态。
（2）区分层流与紊流。当矿区进行大降深疏干时（数十到数百米），在疏干工程附近将会出现非达西流（紊流），而以外的广大区域内仍为达西流。故直线渗透定律仍然是建立涌水量模型的理论基础，只有在岩溶管道为主的矿区，才采用非达西流的渗流模型。
（3）区分地下水的平面流和空间流。对于揭穿含水层的完整井巷，竖井排水将产生平面辐射流。水平巷道排水主要为剖面平面流，巷道两端为辐射流。对于复杂的巷道系统，排水初期，在统一降落漏斗形成前，在巷道系统的边缘将呈单方向的剖面流。当排水继续进行，形成统一降落漏斗时，流向巷道系统的地下水才过渡为近似的平面辐射流。对于非完整的井巷，据试验研究，在非完整井巷附近，相当于～倍含水层厚度的平面范围内，地下水呈空间流运动形式，以外的地区则为平面辐射流。
（4）区分潜水与承压水。矿床开采前的天然条件下，区分潜水与承压水是容易的。但在矿床开挖后，由于疏干降深很大，因此常常出现承压水转化为承压—无压水或无压水的情况。在某些情况下，还可能出现矿井一侧保持承压状态，而另一侧则由承压水转为无压水的状态，计算时，必须区别对待。
（5）倾斜巷道的处理。据前苏联学者阿勃拉莫夫证明，巷道的倾斜对涌水量的影响不大。当巷道倾斜度＞45°时，可视为竖井，当用辐射流公式计算涌水量；当巷道倾斜度＜45°时，则可视为水平巷道，用剖面流的单宽流量公式计算涌水量。
（6）疏干“大井”的半径（r0）。由于井巷系统的平面形状极不规则，分布面积很大且经常处于变化之中，故构成了复杂的内边界。在运用解析法计算涌水量时，可将形状复杂的井巷系统概化为一个“大井”，把井巷系统外边界圈定的范围或距井巷最近的封闭等水位线圈定的范围（F）视为该“大井”的面积，该“大井”的引用半径（r0）为：
现代水文地质学
此外，由于“大井”的半径（r0）较供水井的半径大得多，因此在利用稳定井流公式计算矿井涌水时，公式中的排水影响半径（或影响宽度），必须加上“大井”的引用半径（r0）。
（二）预测矿坑涌水量的数值法
由于数值法应用时，不像解析法那样受到许多条件的限制，因此它能较真实地刻画水文地质（概化）模型的各种特征，能够计算复杂边界条件、不规则形状含水层、含水层非均质性极强、多井干扰排水、各矿井疏干水平不同和各矿开拓时间各异等复杂条件下的矿坑涌水量。用数值法预测矿坑涌水量较之运用解析法有明显的优点，如运用得当，常能得到满意的结果。但数值法的运用要求有大量的勘探工程量和系统的地下水动态资料系列相匹配，因此一般只能在大水岩溶充水矿床进入矿床详查阶段时使用。
关于数值法的原理、计算方法和步骤，已在本书有关章节中介绍，这里仅就矿坑涌水量计算中，数值法所能解决的问题做一介绍。
（1）数值法具有反求含水层水文地质参数（T、μ*等）、验证边界条件和对水文地质概念模型进行识别的功能。所谓反求参数，实际上是利用已知某些时段的初始水头值和源汇项输入数值模型进行反演计算，通过参数的不断调整和计算水位与已知水位值的不断拟合，即可求得优化的水文地质参数值及合理的参数分区。这一求参过程同时也可对边界条件进行检验和提高水文地质模型的概化精度。
（2）数值法具有预测矿坑涌水量的功能。包括矿床开采期内各种水文地质条件、各种开采条件及各种设计疏干降深条件下各类井巷的正常涌水量和最大涌水量。其求解方法是：在模型识别阶段后，将疏干井巷以定水头I类边界处理，再根据已知的外边界条件求得相应疏干条件下的流场，最后输出预测井巷的涌水量、水位和时间。矿坑最大涌水量的计算，同样是把疏干井巷作为I类定水头边界处理，但一般是在稳定流场基础上，按雨季地下水位回升速度绘出边界及节点水头值，即可求出雨季末期或水位回升速度最大时期某种疏干井巷的预测最大涌水量。
（3）数值法可以模拟不同疏干方案地下水疏干过程，预报疏干地下水位的空间分布及选择最佳疏干方案和预报最佳（有效）疏干量。所谓有效疏干量是指在设计疏干时间内完成并和具体疏干工程相结合的矿坑排水数量。计算时，可通过每个疏干方案的一组疏干时间及其对应的疏干水量数据，绘制出不同疏干水平的疏干量和疏干时间的关系曲线，然后进行技术经济条件对比，确定出能在规定时间内达到疏干深度要求的疏干量，即为有效疏干量。
（4）用数值法预测矿坑涌水量时，还可反映出矿区在疏干条件下水文地质条件的变化、疏干对天然排泄点（泉）和供水水源地水量的袭夺，并作出相应的预报，或提出既能满足矿床疏干要求又使有害环境负效应降低到最小的矿区优化供水与排水方案。
（三）用Q（涌水量）-S（水位降深）外推法预测矿坑涌水量
由于矿床开采多是按不同开采水平进行的，因此矿床疏干工作也相应按不同疏干水平进行，这就为利用涌水量（Q）-水位降深（S）方程来外推更大疏干深度时的矿坑涌水量提供了方便条件。此外，对于一些井巷比较集中的矿山，也可根据矿区勘探时的抽、放水试验得到的Q、S数据，建立相应的Q-S曲线方程，外推矿山未来疏干降深时的矿坑涌水量。考虑到外推更大疏干降深时的地下水流态和Q-S曲线类型不会发生明显变化，一些专家认为外推范围不应超过抽（放）水试验时最大水位降深的2～3倍，并应由水均衡法对外推的矿井涌水量进行验证。由于Q-S曲线外推法避开了代表性水文地质参数难于获取、边界条件难于判别等计算工作中的困难，计算简便，因此适用于水文地质条件复杂的矿区和已有多年开采历史的矿区涌水量的计算。
（四）用相关外推法预测矿坑涌水量
预测矿坑涌水量的相关分析法和Q-S曲线外推法有其相似之处，只不过Q-S曲线法中的涌水量（Q）与水位降深（S）之间为函数关系；而相关分析法中涌水量（Q）和水位降深（S）之间则只需满足一种近似的相关统计关系即可。在相关分析法中，预求解的涌水量一般称因变量；影响涌水量变化的因素，如水位降深等称自变量。利用相关法外推涌水量时，不仅水位降深可以作为自变量，诸如影响涌水量变化的降雨量、河水水位标高、矿山井巷分布面积等条件以及疏干延续时间等因素都可作为自变量参与计算。根据所掌握的资料情况，可采用一元简单相关法或多元复相关来预测未来的矿坑涌水量。相关外推法运用的实际经验还证明，当矿区充水岩层的富水性较好、抽水试验降深很大而外推范围又较小时，以及在老矿区用上一水平排水量推算下一水平的涌水量时，相关外推法的预测结果可以非常精确。
（五）用水量均衡法预测矿坑涌水量
水量均衡法的实质，就是把矿井所处均衡区内的地下水补给量作为矿床开采时的矿坑涌水量。因此水量均衡法主要适用于被隔水边界所封闭的水文地质单元、地下水补给来源又比较单一的矿区涌水量的计算。如大气降水为主要补给源的分水岭裸露型充水矿床；北方岩溶区泉排型泉域内的岩溶水充水矿床；南方岩溶区地下暗河为主要充水水源的矿床；丘陵山区河谷盆地中以河水为主要充水水源的砂矿床等。
水量均衡法最大的缺陷是：不能对矿床开采后的水均衡关系作出正确的预测。因此水均衡法最好用于那些矿床开采前后，水量总的收入不会有较大变化的矿区。
由于水均衡法所预测出的是矿山井巷所获得的最大补给量，因此该方法还能验证其他方法所预测的涌水量的可靠程度。
（六）用水文地质比拟法预测矿坑涌水量
水文地质比拟法的基本原理是：用相似水文地质条件、已生产矿区的地下水开采资料，预测条件相似勘探区的矿坑涌水量。此方法更适用于已采矿区深部水平和外围矿段的涌水量预测。
由于水文地质条件完全相似的矿区是少见的，再加上开采条件的差异，故比拟法只是一种近似计算方法，但从国内外运用该方法经验来看，只要比拟关系建立得符合客观规律，尚不失为一种准确的矿坑涌水量预测方法。根据1984～1985年我国地质矿产部矿山水文地质工程地质回访调查组《岩溶充水矿山回访报告选辑》（地质出版社，1986年1月）提供的统计资料，将六个矿区、12次用比拟法预测的涌水量与矿坑实际涌水量相比较，其涌水量预测的误差率绝大多数在～30%之间。
第一部分 矿井概括1 矿区自然地质环境地理位置及交通情况晒口煤矿位于福建省邵武市城东的晒口街道办境内。矿区位于邵武市城区方位121度、直距公里，即晒溪桥—新铺一带。地理坐标：东经117°33′～117°36′、北纬27°16′～27°19′。闽江三大支流之一的富屯溪，316国道和鹰厦铁路东西中横贯矿区，矿区与周边主要城市的铁路里程分别为：南平154公里、福州320公里、厦门535公里、鹰潭159公里。矿区往南部36公里与京福高速公路相接，交通十分便利（详见交通位置图）。交通位置图、地形地貌矿区地貌系属起伏不平的中至低山区，主要山脉走向呈北北东—南南西、一般海拔标高为200～350m，最高点云屏山，海拔标高为；矿区最低侵蚀基准面富屯溪河床，其海拔标高约178m。区内由于不同时代的岩性差异，风化侵蚀后呈不同的自然地貌景观，中—下侏罗统漳平组及梨山组的砂、砾岩层分布区、基岩裸露，山脊狭窄陡峻，多为单面山，沟谷发育陡直；晚三叠统焦坑组的粉砂岩和前震旦纪的变质岩群及花岗岩等分布区，则为低缓的山丘。区内第四系冲积平地较少，主要分布于富屯溪和晒溪两岸。 水系区内地表水流颇为发育，主要水系有富屯溪、晒溪及6条常年性山间小溪。富屯溪为矿区的主要水体，自西北向东南横贯矿区中部，为焦坑井田和晒口井田地表天然的分界线，河床宽50～150m。根据邵武水文站历年（1963至1972；1976至1980；1990至1996）资料表明：年平均流量，最大流量6400m3/s（1967年6月22日），最小流量（1979年10月）。洪水期一般出现在4～6月份，最大洪水发生在1998年6月22日（流量未测得），矿区东部新铺村一带，洪水位标高；矿区西部的晒口村一带，洪水位标高，与晒口大桥桥面相差。晒溪为富屯溪的一级支流，发源于罗峰山，自北向南流经下沙新村、洒溪桥，于晒口村西注入富屯溪，年平均流量28m3/s，最大流量（1967年6月22日），最小流量（1961年1月15日），洪水期一般与富屯溪同时出现。1998年6月22日，出现最高洪水位（流量未测得），标高为。枯水季节最低水位标高为。新铺溪流量为～，其它6条常年性小溪流量约为～10L/s。气象及地震情况矿区气象属亚热带潮湿性气候，据邵武气象站历年来（1963年至2005年）气象观测资料阐明如下：气温：平均温度℃，一般于7、8、9月份气温较高；最高温度可达℃（分别出现在1971年7月31日、2003年7月16日及31日）；而于12、1、2月份气温较低，最低温度可降到℃，一般甚少下雪。降水量：历年平均年降水量，最大可达。降水一般多集中在4、5、6月份，占全年总降雨量约40-50%；但在个别年份雨季提前于3月开始或推迟到7月止。日最大降雨量（出现在1970年6月26日），连续降雨最长可达25天（1966年）。 蒸发量：年平均总蒸发量 mm；一般在7月份或8月份为最大，占全年总蒸发量约30～40%，最大月蒸发量达。潮湿度：1964年～2005年潮湿系数在～间，平均为。 历年绝对湿度平均值毫巴，以6～8月最高；月平均值达毫巴以上；最大可达毫巴，最小达毫巴，年平均相对湿度为81%。风向及风速：在9月份至次年12月，晴天早晨多雾，一般须到十点左右方可消散，风向多为西北，历年平均风速，6～8月份东风和南风较多。根据《中国地震参数区划图》(GB18306―2001)，本区抗震设防烈度为6度，地震动峰值加速度为。2 地质特征地层矿区在大地构造中的位置属于南华后加里东准地台华夏台隆遂（昌）建（瓯）台拱的南部，在区域地质构造中的笔架山—香林铺中生代复式向斜内的虎庵山—同青桥背斜的东南翼，呈一大致向东倾伏缓波状的单斜，延深至东部被F1逆断层切割，断层上盘的前震旦系地层出露于地表。矿区出露地层有：前震旦纪变质岩群、上三迭统焦坑组、下侏罗统梨山组，中侏罗统漳平组和第四系。焦坑组为煤系地层。⑴前震旦纪变质岩群AnZ主要出露于矿区的西部、东部及北部，为上三迭统焦坑组煤系地层沉积的基底，岩性主要为千枚岩、变质砂岩、云母石英片岩和少量细晶片麻岩及板岩等组成。⑵上三迭统焦坑组T3j主要出露于矿区的西部，而东部及北部仅零星出露，属含煤地层，以第一标志层底部为界，分上、下段。地层厚度由南向北（沿走向）逐渐增大，自0～372米；自西向东（沿倾向）逐渐变薄自218～60米。焦坑组下段为主要含煤段，岩性复杂，岩相变化频繁，厚度变化较大，中下部以厚层状砂砾岩为主，上部为粉砂岩及较稳定的中厚煤层（DE煤层）。焦坑组上段以湖泊相的粉砂岩为主，分布较普遍，岩性变化不甚明显，为良好的隔水层。⑶下侏罗统梨山组本组地层分布较普遍，为煤系地层的盖层。岩性变化不大，以河床相的长石、石英砂岩为主，间夹石英质砾岩和粉砂岩，为矿区的主要含水层。表1-2-1 各地层关系表系 统 组 段 层厚m 岩性特征 接触关系第四系（Q） 0～56 为坡积黄土层，内含滚石、洪积亚粘土，河床冲积砾石层及河漫滩砂土层 角度不整合侏罗系 中统 漳平组 上段 240 砾石成份复杂的砾岩或砂砾岩 假整合 下段 角度不整合 下统 梨山组 上段 240 河床相的长石石英砂岩为主，间夹石英质砾岩和粉砂岩 假整合 下段 240 三迭系 上统 焦坑组 上段 288 湖泊相粉砂岩为主，夹细---中粒砂岩和少量透镜状含砾砂岩 角度不整合 下段 82 中下部以厚层状砂砾岩为主，夹有透镜状砂岩、粉砂岩，并夹凝灰质砂岩，火山角砾岩与凝灰质泥岩。上部为粉砂岩及较稳定的中厚煤层（DE煤层） 前震旦纪变质岩群 不详 千枚岩、变质砂岩、云母石英片岩和少量细晶片麻岩及板岩 ⑷中侏罗统漳平组主要分布在矿区的东部和北部，为砾石成份复杂的砾岩或砂砾岩，分为上下两段。⑸第四系（厚度0～56米，一般厚度12米）为坡积黄土层，内含滚石、洪积亚粘土，常为耕作区，河床冲积砾石层及河漫滩砂土层等。、构造矿区构造的复杂程度中等，为一向东倾伏缓波状的单斜构造，倾角为20～30度，以断层构造为主，褶曲构造也十分发育。矿区内较大的断层均在矿区边缘；井内落差～10米的北东向及南东向中、小断层密布，并往往与褶曲共生，断褶并存导致矿区内倾向及走向地层起伏变化。⑴断层矿区内较大的断层大致有17条，按其性质和延伸展布方向，大致可分为二组：一组，近于南北及北东向的逆断层为主，如F1、F4、F6、F8(北端)及F9；正断层有F2、F16及F20。另一组，近于东西向的正断层为主，如F3、F5、F14及F21，逆断层有F8（西端）及F10。上述断层主要分布在矿区的西部、东部及北部的边缘，而矿区内比较稀少。各主要断层分述如下：F1逆断层：位于矿区的东部边缘，全长约6000米以上，倾向约80°～90°，倾角40°～50°，斜断距大于1000米，为矿井的东部边界。F4逆断层：位于焦坑井田东南部，全长约1850米，倾向110°～ 140°，倾角40°～50°，斜断距小于40米。F16正断层：位于晒口井田中部，全长约1400米，倾角72°，斜断距约50米。F20正断层：位于焦坑及晒口井田中部，全长约350米，向南北两端即消失。倾向110°，倾角80°，斜断距较小而往深部消失。故对煤层没影响。F10平推逆断层（外围原F13）：位于矿区北部边缘，为矿井北部边界，全长约5000米以上，断导走向近东南，倾向往北，地表倾角偏陡约60°～ 70°，斜断距不详。但据矿井巷道揭露，井下小断层甚为发育。晒口井田常见岩、煤层挤压褶曲，且伴随着小断层产生。焦坑井田常见倾向及斜交小断层。⑵褶曲矿区为一往东倾伏的单斜构造，沿走向、倾向呈现次一级褶皱。煤系地层产状变化不大，一般倾向70°～120°，浅部的倾角20°～30°，向深部变缓为10°～25°。主要次级褶曲分述如下：轴向北东褶曲：发育于焦坑组下段角砾岩中，分布在1至6勘探线的西部，两翼宽约150米，幅度20～25米。轴向近东西:分布矿区西部，宽为70～80米，两翼倾角10°～ 25°向东倾伏，延伸约100米。据矿井巷道揭露，煤层沿走向出现向、背斜相间褶曲形态，往深处幅度相对减少，轴向为西偏北，向东倾伏。更次级的小型褶曲一般轴向延深数十米左右，幅度几十公分至十余米，往往与小断层相伴生，两者在成因上具有关联。但这些构造不破坏煤层的连续性。⑶岩浆岩矿区岩浆岩分布广泛，岩种繁多，侵入时代主要有早至中三叠世的印支期，晚三叠世至侏罗纪的燕山早期。主要分布在矿区的西部和南部的边缘，次为东部的F1断层上盘地层之中。前印支期中、酸性岩中主要有白云母花岗岩及石英闪长岩侵入于变质岩中，共同构成煤系地层的基底。燕山期中酸性岩浆岩侵入岩及喷出岩，主要有安山凝灰岩（成煤之前）、石英斑岩、安山斑岩、火山角砾岩及少量辉绿岩等，尤以石英斑岩及安山斑岩对煤层影响较大，呈小型岩墙及岩脉岩沿断层或褶曲走向侵入，造成煤层变薄，尖灭，给开采带来极大的困难。总之，矿井构造类别属中等复杂型。煤层及煤质煤层矿井主要可采煤层为焦坑组下段的DE煤层，属较稳定的简单～较复杂类型可采煤层。顶板岩性为黑色的砂质泥岩，含植物化石碎片，可见黄铁矿条带或结核，局部为粗砂岩，个别直接顶夹～的炭质泥岩伪顶。底板为灰黑色角砾岩或砂砾岩，常相变为含砾砂岩。主要可采煤层特征见表1-2-2：主要煤层特征表表1-2-2煤层编号 煤层厚度(m)最小—最大平均（点数）结构 稳定性 顶板岩性特征 底板岩性特征DE 焦坑井田 —简单至较复杂 不稳定 煤层顶板为细粉砂岩，局部为粗粉砂岩、细砂岩，少数地段夹～厚的炭质泥岩伪顶。一般顶板节理裂隙不发育。煤层直接顶板厚度变化较大，一般由东向西变薄，而个别点至尖灭。 底板主要为角砾岩或砂砾岩，也有见深灰色的细砂岩或粗粉砂岩，岩石一般坚硬而碎，不易产生形变且煤层底板一般含承压水较微弱，具有岩质疏松等特点。 晒口井田 — 煤质： 以亮～半亮型的粉～粉块～块状煤为主，煤质化验结果见表1-2-3。煤质化验结果一览表 表1-2-3煤层编号 工业分析 全硫Sd,t(%) 磷Pb(%) 容重ARD 发热量Qv,d(MJ/kg) Mad(%) Ad(%) Vdaf(%) DE 由上表结果表明：DE煤层为中灰、中硫、低磷、中高发热量的无烟煤。可作为动力、化肥、发电、水泥用煤、民用生活煤等。 矿井开采技术条件 岩石工程地质特征煤层顶板常见灰黑色，薄至中厚层状的细粉砂岩，局部为粗粉砂岩或细砂岩，但个别地方煤层与直接顶间夹一层～米厚的炭质泥岩伪顶，往往在炮采时与煤层一起采出，而影响煤质。底板主要为灰黑色角砾岩或砂砾岩，岩相变为含砾砂岩，也有见深灰色的细砂岩或粗粉砂岩，质硬，不易产生变形且煤层下伏地层（底板）一般含承压水较微弱，对煤层开采影响不大。但由于矿区内构造较发育，局部地段受断层、褶曲和岩浆岩脉的影响，岩石节理裂隙发育，岩石较破碎，局部岩体质量较差，同时局部地段存在较弱夹层，建议在这些地段开拓过程中，应加强维护，防止冒顶事故的发生。 瓦斯、煤尘和煤的自燃根据历年瓦斯鉴定确认该矿为低瓦斯矿井。焦坑井田瓦斯含量为－，瓦斯主要成份是：CH4约，CO2约，晒口井田瓦斯含量为－，瓦斯主要成份是：CH4约，CO2约。但随着开采深度的增加，在独头上山或独头长巷、通风不良处易造成CO、CH4等有害气体聚集，在今后矿井生产过程中应加强矿井通风管理，经常进行瓦斯监测，做好生产过程中防尘、防爆、防自燃工作，以防意外事故发生。矿区的无烟煤的挥发分为3%左右，无煤尘爆炸危险，建矿至今从未发生过粉尘爆炸事故。煤矿无烟煤燃点较高，不易发生自燃，但在矿井井田局部块段的顶层煤，由于顶层煤中含硫量突然变高，在此煤层开采揭露后硫化物迅速氧化放热，若通风不良，散热不及导致煤层氧化放热聚集，最终发生煤层自燃。晒口煤矿煤层自燃现象仅局部块段会发生，采用跟底进尺，后退回采的开采方法，采用工作面煤壁洒水等措施可以防止煤层自燃现象的发生。水文地质山区地形，地表排泄条件好。地表水系发达，主要水源是河流及降雨。降水丰富、集中在4－7月，年平均降雨1200－1300mm/年，降水量1700－1800mm，是矿坑充水的主要来源。岩性单一，以碎屑岩为主，含水性质单一，均为基岩裂隙水，由于含水层受构造裂隙控制，具有穿层性和和相互分隔的特点，各个含水带之间联通性差。晒口煤矿大部分煤层位于河流侵蚀面以下，虽然富屯溪、洒溪流经矿区，因留设了有效的保护煤岩柱，河水下渗微弱，对矿区充水影响不大。矿井的主要充水方式有三种基本类型：Ⅰ类：大气降水、地表水、潜水 → 矿区浅部采动裂隙及构造裂隙 →采空区新生含水层 → 采掘工作面涌出。Ⅱ类：大气降水、地表水、潜水 → 承压含水层 → 构造裂隙 → 采掘工作面涌出。Ⅲ类：承压含水层 → 覆岩冒落带、裂隙带两带 → 采掘工作面涌出。井田的水文地质条件属基岩裂隙类简单型。根据福煤（邵武）煤业有限公司晒口煤矿提供的矿井涌水量数据，-200m～-600m水平平均涌水量，最大涌水量，其中，-200m～-400m水平平均涌水量，最大涌水量。地温根据福建省煤炭工业（集团）有限责任公司于2006年5月18日提交的《福建省邵武市邵武煤矿资源/储量核实报告（焦坑及晒口井田）》和矿方提供的技术资料，晒口煤矿平均地温梯度G＝℃/100m，介于℃/100m和3℃/100m，属于中常温类矿井。根据地质报告，预计在矿井-400～-600水平，地温将达到27℃～30℃。矿区开采情况晒口煤矿范围原为邵武煤矿开采，其煤炭开采历史悠久，早自清朝光绪二十三年至民国元年，由盐商陈远复主办开采；民国元年至三十六年，由义记公司开采，主要采焦坑井田浅部（即云坪寺之北至焦坑村北东一带）露头煤，均为私人小煤窑土法开采。1958年—1963年，开始有计划地进行建井开采工作，但仍以小煤窑开采为主。重点开采焦坑井田的浅部煤层，日产约500吨，几年总产量约万吨。1960年起由省燃料局正式接收为省属企业，正式命名为邵武煤矿，并于1959年开始由省燃料局设计院对矿井进行总体规划设计，设计矿井服务年限为45年。焦坑井田一号井主平峒1959年6月动工兴建，1964年6月投产，以平硐—暗斜井方式开拓，设计生产能力为21万吨/年。晒口井田二号井于1960年开始兴建，1961年1月正式投产，以片盘斜井方式开拓，设计生产能力为15万吨/年。随着开采水平的延深，原有的生产系统满足不了矿井生产能力需要，为实现焦坑—晒口井田联合集中生产，扩大矿井生产能力，1972年由省煤炭工业设计院对矿井进行技改扩建设计，1973年4月至1974年5月新建一对箕斗斜井至-40水平，将一、二号井-40水平运输大巷贯通，构成统一的运输提升系统，箕斗主斜井负责提煤，副井负责供电、排水，技改扩建后矿井生产能力增至45万吨/年。为了开采-200和-400水平煤炭资源，从1981年开始由省煤炭工业设计院对第三、四水平开拓延伸进行设计，在二号井副井旁新掘一条908m长的新副井至-200水平，箕斗主斜井往下延伸至-200水平，形成-200水平生产系统。该系统于1993年建成投入使用。随着资源逐渐枯竭，1995年重新核定矿井生产能力为21万吨/年。第二部分 1． 矿井自然环境和地质概括矿区地貌系属起伏不平的中至低山区，主要山脉走向呈北北东—南南西、一般海拔标高为200—350米，最高点云屏山，海拔标高为米；而长年性地表水流发育的富屯溪，则为本矿区最低侵蚀基准面，其海拔标高约178米。本地表水系主要为富屯溪，最大流量为6500m3/s，最小流量为，平均流量为，洪水期水位最高标高达+，枯水期河流最低标高+170m，流量随季节性变化。其次为晒溪，河床最低标高+，最高洪水位+米,洪水期最大流量为，最小流量为，流量随季节性变化。本区属亚热带潮湿性气候，据邵武市气象局资料，每年4~6月为雨季，11月至次年1月为旱季，历年平均降水量为，气候温和，雨水充沛。2．地层含水性矿区出露地层有前震旦纪变质岩群、上三迭统焦坑组、下侏罗统梨山组，中侏罗统漳平组和第四系。现对各地层的富水性简述如下：⑴、前震旦系变质岩群主要出露于矿区的西部、东部及北部，为上三迭焦坑组煤系地层沉积的老基底，岩性主要为千枚岩、变质砂岩、云母石英片岩和少量细晶片麻岩及板岩等组成。⑵、三叠系上统焦坑组主要出露于矿区的西部，而东部及北部仅零星出露，属含煤地层，系山麓堆积相---冲积相的角砾岩、砂砾岩及砂岩，湖泊相的粉砂岩、细砂岩或透镜状砂岩、砾岩和煤层等。地层厚度由南向北（沿走向）逐渐增大，自0---372米；自西向东（沿倾向）逐渐变薄自218---60米。焦坑组上段风化带为弱含水层，单位涌水量、渗透系数为。焦坑组上段以湖泊相的粉砂岩为主，夹细---中粒砂岩和少量透镜状含砾砂岩等组成，中厚层状、层理发育，含植物化石碎片偶见少量瓣鳃类动物化石，本地层分布较普遍，岩性变化不甚明显，为良好的隔水层。⑶、侏罗系下统梨山组本组地层分布较普遍，系为煤系地层的盖层。岩性一般纵横变化不大，以河床相的长石、石英砂岩为主，间夹石英质砾岩和粉砂岩，为矿区的主要含水层。由于基岩裂隙发育不均一，该含水层可分为相互分隔的三个含水带，其中中带即第二含水带中等含水、单位涌水量、渗透系数为，其他两个带均为弱含水带。⑷、第四系残坡积层和冲洪积层为坡积黄土层，内含滚石、洪积亚粘土，常为耕作区，河床冲积砾岩石层及河漫滩砂土层等。主要分布于富屯溪，晒溪两岸及矿区西部山脚一带，河岸以冲积层砂、砾石为主，山脚一带以坡积含砂土为主，渗透系数。3.构造含水性和导水性晒口煤矿主要构造以断层为主，分别为近于南北及北东向的逆断层为主以及近于东西向的正断层为主。大断层都在矿区边缘，井内落差米的北东向及南东向中小断层密布，断层导水性弱或基本不导水。4矿井充水条件充水水源分析⑴大气降水大气降水是矿区的主要补给水源，它通过地表潜水层及采空区塌陷裂隙补给深部裂隙承压含水层中，成为矿坑的直接补给来源。⑵裂隙含水岩层水主要赋存于三叠系上统焦坑组（T3j）砂岩、砂砾岩、含砾砂岩的裂隙中。含水层呈透镜体分布，浅部富水性中等~弱；深部富水性弱～极弱。主要表现为顶板的滴水和渗水，通过调查分析煤层底板的涌水量极小，底板突水的可能性极小。充水通道分析矿井充水的水源主要是大气降水，其次是地表水和潜水。主要充水通道是煤层采动时上覆岩层被破坏造成“两带”沟通引起的山体基岩和表土裂隙，塌陷区域，以及采动使断褶构造活化而形成的断褶导水带。5矿井涌水量、水害预测及其评估-40m水平涌水量由一采区、二采区、三采区涌水量构成，-200m水平涌水量由五采区、六采区、七采区涌水量构成。矿井排水主要是通过-200m水平中央水泵抽水至-40m水平中央水泵，再由－40中央泵房经箕斗井两趟管路排至地面后流入富屯溪。-200m～-600m水平平均涌水量，最大涌水量，其中，-200m～-400m水平平均涌水量，最大涌水量。通过矿区水文地质特征及充水分析，矿井主要充水因素为大气降水、地表水、线状断层带、基岩裂隙水。通过开展矿区水患现状调查，分析矿井水害现状，矿井目前无大的水害威胁。通过对矿井实际涌水量观测，矿井目前实际观测的最大涌水量为880m3/h，平均涌水量为580m3/h。近些年本矿开采老空区已封闭，留有排水口，存在小部分积水基本能通过排水口排出，对下部的开采影响较小。晒口煤矿目前的排水能力满足生产要求，但仍要做好季节防治水工作。6.矿井防水害措施矿井主要充水因素为大气降水、含水岩层和采空区积水。矿井地表水体为沟谷水，含水岩层富水性弱，断层导水性弱，地表水和地下水对开采影响不大，但为了做到预防为主，确保矿井正常生产，对于强降雨后，对采空区的补给，在矿井生产过程中必须做好以下防治水措施：1、煤矿企业必须在雨季来临前，派专门人员对防治水工作进行全面检查。2、矿井生产时，应做好水文地质调查工作，在矿井范围内进行水患分析预报；加强职工防治水知识教育，特别是透水预兆、应急措施知识的普及教育；坚持“有疑先停、有疑必探、先探后采（掘）”的原则，配备探放水设备。3、各矿井在开采下山水平时，要对各矿井主平硐及以上水平的矿井水采取“堵、截、引”等措施排出地面，留设足够隔水煤柱，严防上水平的通过钻孔裂隙带直接馈入下水平，造成额外排水负担。4、在各个生产水平开采过程中，必须留设足够的隔水煤柱、采空区煤柱、护巷煤柱、断层隔离煤（岩）柱、矿井边界煤柱等保安煤柱，确保矿井安全生产。5、矿井在开采过程中必须做好水文观测工作，应根据实际涌水量情况，及时扩大水仓容量和更换相应型号、功率的水泵。同时做好水泵及其供电线路维护工作，保持井下排水设备完好和正常运转，确保有足够的排水能力。6、断层为弱导水或局部弱导水，对矿井充水一般无威胁。但矿区中褶皱构造发育，一般在背斜轴部由于张性裂隙的发育，会形成较大面积的含水层，且含水量较大。对此断裂带、构造带应加强矿山地质及水文地质工作，密切注意井巷围岩、断层破碎带、掘进面等涌水特征，发现顶板淋水加大，顶板来压等透水预兆时，应立即停止作业，采取防范措施。
矿井涌水量的大小不仅是对煤田建设进行技术经济评价、合理开发的重要指标，更是矿井生产设计部门制定采掘方案、确定矿井排水能力和制定疏干措施的主要依据。因此，正确地预计矿井涌水量是矿井水文地质工作的重要任务之一。
矿井涌水量预测评述
由于普遍存在的水文地质参数难于准确确定，矿井涌水量预测是矿井防治水工作中最重要也最困难的问题。目前在矿井涌水量预测方面，发展较为迅速的有限元法和人工神经网络法、灰色控制系统理论法；计算矿井涌水量使用较为广泛的还属解析法、水文地质比拟法、相关分析法和应用Bernoulli方程等。对这些预测方法研究分析，可以更准确地预测矿井涌水量。
1.矿井涌水量预测方法
（1）有限元法：有限元法是解地下水运动偏微分方程的主要数值方法。它具有以下特点：使用灵活的网格，便于处理曲线边界和放稀、加密结点；生成的结点方程对所有结点都高度统一；生成的导水系数矩阵对称、正定，便于用平方根法求解；便于处理各向异性。中国矿业大学（北京）武强教授首次将“拟三维”数值模拟与优化管理技术应用于焦作演马庄矿，这项技术，不仅可以对不同开采水平的矿井涌水量作出预测，而且可以模拟断层（裂隙）型煤层底板突水通道的具体空间展布位置和确定其通道的水文地质参数以及预测通道的涌水量。该方法对煤层底板突水灾害的预测基本上达到了定量化的要求。
（2）人工神经网络法：以能够同时处理众多影响因子与条件的不准确信息问题著称的人工神经网络（ANN）技术，在复杂水文地质条件的煤层底板突水预测上，具有独特的优越性。控制矿井涌（突）水的主要因素有充水水源和充水通道。充水水源主要包括大气有效降水（年降水量大小及季节性变化、降水性质与矿区地形、煤层埋藏与上覆岩层的透水性）、含水层水（含水层岩性、空隙性、含水层分布、厚度与补给条件）、地表水（地表水体性质与规模、地表水体与充水含水层间的水力联系和地表水体与矿井开采深度的相对位置和二者间岩层的透水性关系）和老窑水等。充水通道主要包括构造断裂带（或喀斯特发育带）、开采冒落导水裂隙带、底板隔水层扰动破坏裂隙带和人工导水通道等。将这些充水水源和充水通道作为输入层结点的神经元，经过隐含层，输出到输出神经元结点上（神经元结点为矿井涌水量）。其向后传播神经网络的预测模型如图3-34矿井涌（突）水量预测BP网模型所示。经过对该预测模型进行多个涌水实例的训练，此时该模型就具有了矿井涌水的知识，则该模型将可应用于实际矿井涌（突）水预测。
图3-34 矿井涌（突）水量预测BP网模型
（3）相关分析法：相关分析法主要包括相关因素的选择和回归方程的建立。南方矿区涌水量多与降水量、采煤面有关，并且用相关分析法取得了较多成功的范例。而北方矿区则不然。焦作矿区是典型的北方煤矿区，降水过后20～40天，水位才逐渐回升到峰值，但涌水量因降水变化并不大。矿井涌水量与大气降水并不密切，与巷道长度、开采面积少有关系，用相关分析法并不多，演马庄矿用于煤层底板突水分析。演马庄矿与断层无直接关系的底鼓出水在煤层底板突水中占了较大比例，对于这一类煤层底板突水若使用：Ts=P/M，可以发现Ts值随煤层底板突水点埋深增大而增大，假设它们服从正态分布的话，非线性回归结果表明，表达式Ts=的回归效果最佳。式中H为煤层底板突水点的埋深值，计算相关系数，数据最大误差小于。
（4）水文地质比拟法：比拟条件是以开拓水平或邻近的水文地质条件、开拓方式与延深水平相似为依据来预计延伸水平的涌水量。顶板水量根据焦作矿区实际情况，顶板砂岩水量随采煤面积的增加而有所增加，采用Q2=Q1×F2/F1。Q2×F2为未知水量和要预计区面积，Q1、F1为已知水量和面积。煤层底板L8灰岩水量根据焦作矿区钻孔抽水资料和排水试验，涌水量与降深存在平方根关系， 。该方法简单易行。
（5）解析法：计算巷道竖井都有各自的计算公式，这里主要讨论“大井法”。由于巷道系统面积大且形状复杂，因此在计算涌水量时，可把复杂的巷道系统假想成一个与巷道系统面积相等的大井在工作。此时，整个巷道系统的涌水量就相当于井的涌水量，就可将垂直集水建筑物的公式用于计算巷道系统的涌水量。此方法较简单，经实践检验常有较满意的结果。因此在生产上广为应用。焦作矿区计算L8灰岩水，采用Q=（R0/r0），r0引用半径，R含水层抽水时的影响半径，R0引用影响半径（R0=R+r0），K渗透系数，M含水层厚度，S预计降深。
（6）应用Bernoulli能量方程：喷水钻孔法计算涌水量，据中国矿业大学在华北某矿研究，钻孔成孔后用堰测法计算，钻孔涌水量为544m3/h，采用 ，（Q，喷水钻孔涌水量；d，套管内径m；g，重力加速度m/s2；h，喷出高度m。）计算钻孔涌水量536m3/h，误差；煤层底板突水量大小的预测，采用 （Q，突水口的突水量；ω，突水口进水断面面积；g，重力加速度；h，突水口处的有效水头）计算九里山矿12031工作面煤层底板突水，计算煤层底板突水量与实际最大煤层底板突水量相对误差仅，计算演马庄矿12121工作面煤层底板突水，计算煤层底板突水量与实际煤层底板突水量相对误差仅。由此可见，两者均源出Bernoulli能量方程，两者的实际应用结果是可行的。
2.矿井涌水量预测中的几个问题
正确地预计矿井涌水量至今仍是一项复杂和困难的工作，其原因是：①人们对复杂的自然条件（地质、水文地质）认识有局限性；②对开采活动引起地下水天然动态的变化认识不足；③地下水向井巷运动过程中，无论在空间上或时间上均呈现出复杂的运动形式，且在计算方法上常将自然条件理想化和简单化，因而影响计算结果的精度。
（1）系统透彻分析水文地质条件：系统透彻分析水文地质条件，是正确预计矿井涌水量的基础。焦作演马庄矿1903l工作面L8灰岩煤层底板突水Qmax=，略有减少达左右持续了几个月。峰值水量一定，其静储量一定，并且补给不足，但有一定补给量。因此，在预计该工作面下部27011工作面煤层底板突水量时，预计，应该小于，大于的可能性不大，结果在原煤层底板突水点下部27011运输巷再次煤层底板突水Qmax=，预计结果基本正确。
（2）精心采集水文地质数据：水文地质参数的取得正确与否，是涌水量预测的关键。比如考虑焦作演马庄西部韩王东部这一喀斯特水文地质单元时，二水平会袭夺一水平L8灰岩水。二二采区的K、R、r0值就应综合考虑。应该将煤层底板突水点反求法、注水试验、抽水试验、幅射流等求出的K值综合评价。同一煤层底板突水水源通道，对于抽水、注水这一相反水文地质试验，K值相差较大；R值更应考虑到水文地质边界条件；r0取值应该包括F3断层以下面积，该采区的涌水量预测有待进一步验证。
合理选择适当的预测方法，善于利用先进的技术手段，系统透彻分析水文地质条件，精心采集水文地质参数，是正确预计矿井涌水量的前提，是搞好矿井防治水工作的基础。