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石嘴山 1.2 Mta 设计 浅谈 瓦斯 突出 防治 措施

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一般部分编号：（ ）字 号本科生毕业设计（论文）题目： 石嘴山二矿1.2Mt/a新井设计 浅谈煤与瓦斯突出的防治措施 姓名： 吴 祖 沛 学号： 01080122 班级： 采矿工程2008-4班 二 一 二 年 六 月中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计姓 名： 吴祖沛 学 号： 01080122 学 院： 矿业工程学院 专 业： 采矿工程 设计题目： 石嘴山二矿1.2 Mt/a新井设计 专 题： 浅谈煤与瓦斯突出的防治措施 指导教师： 牟宗龙 职 称： 教 授 2012年6月 徐州中国矿业大学毕业设计任务书学院 矿业工程学院 专业年级 采矿工程2008级 学生姓名 吴祖沛 任务下达日期：2012年1月8日毕业设计日期：2012年3月12日 至 2012年6月8日毕业设计题目： 石嘴山二矿1.2 Mt/a新井设计毕业设计专题题目： 浅谈煤与瓦斯突出的防治措施毕业设计主要内容和要求：以实习矿井石嘴山二矿矿条件为基础，完成石嘴山二矿1.2Mt/a新井设计。主要内容包括：矿井概况、矿井工作制度及设计生产能力、井田开拓、首采区设计、采煤方法、矿井通风系统、矿井运输提升等。结合煤矿生产前沿及矿井设计情况，撰写一篇关于煤与瓦斯突出的防治措施的专题论文。完成采矿有关的科技论文翻译一篇，题目为“Numerical Simulation of Coal Floor Fault Activation Influenced by Mining”，论文1838字符。院长签字： 指导教师签字：中国矿业大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点；工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业论文答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回 答 问 题正 确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字： 年 月 日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人： 年 月 日摘 要本设计包括三个部分：一般设计部分、专题设计部分和翻译部分。一般部分为石嘴山二矿1.2 Mt/a的新井设计。石嘴山二矿位于宁夏回族自治区北端石嘴山区近郊，行政区划属石嘴山市石嘴山区。包兰铁路从矿区西缘通过，区内有铁路专用线直达金能煤业分公司。区内公路四通八达，石中高速、109和110国道紧临矿区南部，交通十分便利。井田走向（东西）长平均约5.6 km，倾向（南北）长平均约2.7 km，井田水平面积为16.8 km2。主采煤层一层，即2号煤层，平均倾角14，平均厚度4.5 m。井田工业储量为115.61 Mt，可采储量87.92 Mt，矿井服务年限为52.3 a。井田地质条件简单。表土层平均厚度38 m；矿井正常涌水量为651 m3/h，最大涌水量为977 m3/h；煤层硬度系数f=2.3，煤质牌号为焦煤；矿井瓦斯相对涌出量为0.77 m3/min，属低瓦斯矿井；煤层有自燃发火倾向，发火期36个月，煤尘具有爆炸危险性。根据井田地质条件，提出四个技术上可行开拓方案。方案一：立井两水平暗斜井延伸；方案二：立井两水平直接延伸；方案三：斜井两水平暗斜井延伸；方案四：斜井两水平暗立井延伸。通过技术经济比较，最终确定方案一为最优方案。将主采煤层划分为两个水平，一水平标高+700m，二水平标高+400m。井田东南部为一水平服务范围，井田西北部为二水平服务范围。设计首采区采用采区准备方式，工作面长度160 m，采用一次采全高采煤法，全部跨落法处理采空区。矿井采用“三八”制作业，两班生产，一班检修。生产班每班3个循环，日进6个循环，循环进尺0.6 m，日产量4833 t。大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用1.5 t固定箱式矿车。主井装备一套12 t双箕斗和一套12 t单箕斗带平衡锤提煤，副井装备一对3 t矿车双层单车罐笼带平衡锤担负辅助运输任务。矿井采用中央并列式通风。通风容易时期矿井总需风量8123 m3/min，矿井通风总阻力2145 Pa，风阻0.117 Ns2/m8，等积孔3.48 m2，矿井通风容易。矿井通风困难时期矿井总风量8123 m3/min，矿井通风总阻力2937 Pa，风阻0.16 Ns2/m8，等积孔2.97 m2，矿井通风容易。设计矿井的吨煤成本70 元/t。专题部分题目是煤与瓦斯突出的防治措施。采用“四位一体”综合防突措施。翻译部分是一篇关于利用数值模拟软件ANSYS，模拟煤炭开采引起的底板断层活化规律。英文原文题目为：Numerical Simulation of Coal Floor Fault Activation Influenced by Mining。关键词：暗斜井；两水平；大采高；煤与瓦斯突出ABSTRACTThis design can be divided into three sections: general design, monographic study and translation of an academic paper.The general design is about a 1.2 Mt/a new underground mine design of Shizuishan coal mine. The Shizuishan mine located in the Ningxia Hui Autonomous Region, the northern end of Shizuishan outskirts of administrative divisions Shizuishan are. Baotou-Lanzhou railway from the mining area western margin by the district special railway line directly to the gold Coal Branch. District roads extending in all directions, stone in the high-speed, 109 and 110 State Road, close to the mining area south of the traffic is very convenient. Its about 5.6 km on the strike and 2.7 km on the dip,with the 16.8 km2 total horizontal area. The minable coal seam of this mine is only 2 with an average thickness of 4.5 m and an average dip of 14. The proved reserves of this coal mine are 115.61 Mt and the minable reserves are 87.92 Mt, with a mine life of 52.3 a.The geological condition of the mine is relatively simple. Topsoil average thickness of 38 m.The normal mine inflow is 651 m3/h and the maximum mine inflow is 977 m3/h. Seam hardness coefficient f = 2.3, coal grade coking coal; relatively Emission of mine gas 0.77 m3/min, is a low-gas coal mine. Coal seam spontaneous combustion tendency combustion period of 3 to 6 months, the dust explosion hazard.Based on the geological condition of the mine, I bring forward four available project in technology. The first is vertical shaft two horizontal dark inclined shaft extension; The second is vertical shaft two horizontal direct extension; the third is inclined shaft two horizontal dark inclined shaft extension; the last is inclined shaft two horizontal dark vertical shaft extension. The first project is the best comparing with other three project in technology and economy. The first level is at +700 m, The second level is at +400 m. The field southeast for a horizontal range of services, and field northwest of the two levels of service range.Designed first mining district makes use of the method of preparation in mining area, the length of working face is 160 m, which uses fully-mechanized coal mining technology, and fully caving method to deal with goaf. The working system is “three-eight”,with two teams mining, and the other overhauling. Every mining team makes three working cycle, with six working cycle everyday. Advance of working cycle is 0.6 m, and quantity of 4833 ton coal is makedeveryday.Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and mine car to be assistant transport. Main shaft makes use of skip to transport coal resource, when subsidiary shaft makes use of cage to be assistant transport. In the prophase of mining the mine makes use of centralized ventilation method,when in the evening of mining the mine makes use of areas ventilation method. At the easy time of mine ventilation, the total air quantity is 8123 m3 per minute, the total mine ventilation resistance is 2145 Pa, the coefficient of resistance is 0.117 Ns2/m8, equivalent orifice is 3.48 m2. At the difficult time of mine ventilation, the total air quantity is about 8123 m3 per minute, the total mine ventilation resistance is 2937 Pa, the coefficient of resistance is 0.16 Ns2/m8, equivalent orifice is 2.97 m2. The cost of the designed mine is 110 yuan per ton.The monographic study of the topic of coal and gas outburst prevention and control measures. Four in One Integrated Control Measures.The translated academic paper is an article about the use of numerical simulation software ANSYS, the simulation of the floor fault caused by coal mining activation rule. English text entitled: “Numerical Simulation of Coal Floor Fault Activation Influenced by Mining.”Keywords：Dark Inclined shaft; two horizontal; large mining height; Coal and gas outburstV目 录1 井田概况与地质特征11.1井田概况11.1.1交通位置11.1.2自然地理11.1.3水文11.1.4气象及地震11.1.5矿井及小煤窑31.2井田地质特征31.2.1区域地质特征31.2.2矿区地质51.2.3井田的水文地质特征81.3煤层特征121.3.1煤层121.3.2煤质142 井田境界和储量212.1井田境界212.2.1井田境界212.1.2开采界限212.1.3井田尺寸212.2矿井工业储量212.2.1储量计算基础212.2.2工业储量计算212.3矿井可采储量232.3.1安全煤柱留设原则232.3.2井田边界保护煤柱232.3.3工业广场保护煤柱243 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限253.1矿井工作制度253.2矿井设计生产能力及服务年限253.2.1确定依据253.2.2矿井设计生产能力253.2.3矿井服务年限253.2.4井型校核264 井田开拓274.1井田开拓的基本问题274.1.1井筒的确定274.1.2 井筒位置的确定采（带）区划分294.1.3 工业场地的位置304.1.4 开采水平的确定304.1.5 矿井开拓方案比较304.2 矿井基本巷道364.2.1井筒364.2.2井底车场及硐室404.2.3主要开拓巷道424.2.4巷道支护435 准备方式采区巷道布置465.1煤层地质特征465.1.1采区位置465.1.2采区煤层特征465.1.3煤层顶底板岩石构造情况465.1.4水文地质465.1.5地质构造465.2采区巷道布置及生产系统465.2.1采区位置及范围465.2.2采煤方法及工作面长度的确定475.2.3确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式475.2.4煤柱尺寸的确定475.2.5采区巷道的联络方式475.2.6采区接替顺序475.2.7采区生产系统485.2.8采区内巷道掘进方法485.2.9采区生产能力及采出率485.3采区车场选型设计495.3.1确定采区车场形式495.3.2采区主要硐室布置516 采煤方法526.1采煤工艺方式526.1.1采区煤层特征及地质条件526.1.2确定采煤工艺方式526.1.3回采工作面参数536.1.4回采工作面破煤、装煤方式536.1.5回采工作面支护方式566.1.6端头支护及超前支护方式586.1.7各工艺过程注意事项586.1.9回采工作面正规循环作业606.2回采巷道布置636.2.1回采巷道布置方式636.2.2回采巷道参数637 井下运输667.1概述667.1.1井下运输设计的原始条件和数据667.1.2运输距离和货载量667.1.3矿井运输系统677.2采区运输设备选择677.2.1设备选型原则677.2.2采区设备的选型687.3大巷运输设备选择697.3.1运输大巷设备选择697.3.2辅助运输大巷设备选择708 矿井提升718.1概述718.2主副井提升718.2.1主井提升718.2.2副井提升749 矿井通风及安全769.1矿井通风系统选择769.1.1矿井概况769.1.2矿井通风系统的基本要求769.1.3矿井通风方式的确定769.1.4主要通风机工作方式选择779.1.5采区通风系统的要求789.1.6工作面通风方式的选择799.1.7回采工作面进回风巷道的布置799.2 采区及全矿所需风量809.2.1 采煤工作面实际需要风量809.2.2 备用面需风量的计算819.2.3 掘进工作面需风量819.2.4硐室需风量829.2.5其它巷道所需风量829.2.6矿井总风量829.2.7风量分配839.3矿井通风总阻力计算849.3.1矿井通风总阻力计算原则849.3.2确定矿井通风容易和困难时期849.3.3矿井最大阻力路线849.3.4矿井通风阻力计算899.3.5矿井通风总阻力909.3.6总等积孔919.4选择矿井通风设备919.4.1选择主要通风机919.4.2电动机选型949.5防止特殊灾害的安全措施959.5.1瓦斯管理措施959.5.2煤尘的防治959.5.3预防井下火灾的措施959.5.4防水措施9510 矿井基本技术经济指标97参考文献99专题部分100浅谈煤与瓦斯突出的防治措施1010 引言1011 煤与瓦斯突出机理研究概述1022 煤与瓦斯突出预测方法10221 国外煤与瓦斯突出预测方法10222国内煤与瓦斯突出预测方法10223突出预测104231区域预测104232工作面预测104233突出危险区突出危险工作面与无突出危险工作面的相互转换条件1053 防治煤与瓦斯突出的一些基本常识1063.1突出矿井的鉴定1063.2 新建突出矿井煤层突出危险性的再确认1063.3 综合防治突出措施1063.4 防治误穿突出危险煤层1073.5突出危险煤层的采掘工作面需要设立专职的瓦斯检查员1083.6突出危险煤层中禁止使用放顶煤采煤法1083.7突出煤层不能使用风镐1083.8突出矿井爆破作业须采用安全等级不低于三级的煤矿许用的含水炸药1083.9爆破作业前，不装药的炮眼及孔、洞的处理1094 防治措施1104.1区域性防治突出措施1104.1.1开采保护层1104.1.2煤层预抽瓦斯防止煤与瓦斯突出1114.2局部防治突出措施1124.2.1石门揭穿突出危险煤层的防突措施1124.2.2上山掘进的防治突出措施1144.2.3突出危险煤层采煤工作面的防突措施1154.2.4突出孔洞和处理1154.3三种超前距1164.3.1措施超前距1164.3.2预测超前距1164.3.3措施检验超前距1165 安全防护措施1175.1减少工作人员落煤与工作面接触时间的安全防护措施1175.1.1震动性放炮1175.1.2远距离放炮1185.2完整的生命保障系统1185.3补救措施1196 结论119参考文献：120翻译部分121英文原文122中文译文128致 谢134中国矿业大学2012届本科毕业生毕业设计 第143页1 井田概况与地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置本井田位于宁夏回族自治区北端石嘴山区近郊，行政区划属石嘴山市石嘴山区。包兰铁路从矿区西缘通过，区内有铁路专用线直达金能煤业分公司。区内公路四通八达，石中高速、109和110国道紧临矿区南部，交通十分便利。矿区至主要城市里程为：银川102km，兰州570km，包头325km、呼和浩特574km，北京1241km。井田交通位置见图1-1-1。1.1.2自然地理矿区地处贺兰山东麓冲洪积平原尾部，东临黄河。矿区地势平坦，西高东低，略向黄河倾伏，地面标高+1143.161089.95m，平均1138.50m。为冲积、洪积扇堆积平原，部分基岩裸露形成残缺丘陵地貌。1.1.3水文黄河从矿区东部流过，在井田北端与煤层露头斜交，使煤层延伸到黄河河床之下。黄河最大流量5820m3/s（1946年），最高洪水位+1090.2m。井田内无大的地表水体，仅发育有若干条干沟，成为山洪向外排泄的通道。1.1.4气象及地震1、气象本区属半干旱大陆性型气候，雨量稀少，集中于7、8、9月，最大降雨量332mm（1984年），最小降雨量54mm（1985年），历年平均降水量106.6mm，年平均蒸发量2443.5mm；近年平均气温8.5，夏季最高气温40.5(1957年7月)，冬季最低气温-32(1957年1月)；历年平均相对湿度63%；平均日照百分率70%；最大冻土深度1.47m；积雪深度70mm；气压平均892.3mmbar。全年多风，春冬尤甚，最大风速24m/s，瞬时最大风速超过40m/s，基本风压0.7kN/m2。冬季多北风，夏季多东南风。2、地震本区地震强烈，属度烈度区。1.1.5矿井及小煤窑矿区小窑开采历史悠久，早在明清时代区内居民就已经发现并采掘这一带的煤炭资源，大规模正规开采始于50年代，生产矿井三个，即石嘴山一区、二区、三区。三区为闭坑矿井。目前生产矿井只有一个，即神宁集团公司金能煤业分公司。其中一区位于石嘴山向斜东南翼中段，2线北300m为界，南至7线，走向长4.3km，系五十年代建设的矿井，由两个小井合并而成。其中石嘴山一区设计生产能力0.75Mt/a，2003年核定生产能力1.0Mt/a，采用反斜井、暗正斜井分段式多水平开拓方式。石嘴山二区位于向斜东南翼北端，北至二区6线，南至一区，走向长4.6km，倾斜宽1.6km，面积5.2km2。设计生产能力1.2Mt/a，核定生产能力1.5Mt/a，采用一对立井开拓，多水平分煤组联合布置。1.2井田地质特征1.2.1区域地质特征（一）区域地层金能煤业分公司井田位于宁夏回族自治区东北端的石嘴山区境内，西依贺兰山，东滨黄河，北与内蒙古自治区接壤，矿区位于贺兰山与黄河之间的山前冲洪积区，地势西高东低，约为15的坡度，地面标高在+1091m1143m之间，为冲积、洪积扇堆积平原。矿区西南部被第四系现代堆积物所覆盖，东北部有基岩裸露。隶属华北石炭二迭纪聚煤区，桌子山贺兰山煤田，地层由老至新：石炭系晚石炭统土坡组；石炭系晚石炭统太原组；二叠系早二叠统山西组；二叠系晚二叠统石盒子组；二叠系晚二叠统孙家沟组；古近系；第四系。太原组下伏地层晚石炭统土坡组出露于毗邻的内蒙雀儿沟一带。煤系地层为石炭系的海陆交互相沉积及二叠系的陆相沉积。其中晚石炭统太原组和早二叠统山西组为主要含煤地层，由老至新分述如下：1、晚石炭统土坡组（Ct）井田内没有出露，仅在个别钻孔及立井开拓中揭露。岩性为灰黑、灰绿色的页岩及粉砂岩，夹薄层石英砂岩，夹薄煤线610层，不可采，厚0.080.61m。井田内钻孔揭露最大厚度348.94m（17号钻孔）。2、晚石炭统太原组（Cpt）本组为主要含煤层，井田内有零星出露。其岩性以灰、灰黑色的页岩及砂岩页岩为主，次为灰白色的中粒砂岩，36层石灰岩，含煤89层，其中可采及局部可采煤层6层（编号为49层煤），不可采者2层（编号3下，8），含菱铁矿结核。地层平均总厚143.10m，可采煤层平均厚度0.8210.84m，煤层平均总厚18.90m。太原组与其下伏土坡组整合接触。3、早二叠统山西组（Ps）本组为主要含煤地层，仅在矿区北端少有出露，为一陆相含煤建造，底部为一层灰色中细砂岩与石炭系太原组整合接触。岩性为灰、灰白色石英砂岩及灰、灰黑色页岩、砂质页岩及煤层组成，共含可采及局部可采煤层3层（编号为13层煤），可采煤层平均厚度0.757.57m，煤层平均总厚12.54m，地层平均总厚39.92m。4、晚二叠统石盒子组（Psh）本组地层常常分为两个部分，地层平均总厚229.27m。下部底部以一层灰白色厚层含砾长石石英砂岩（K7标志层）与下伏山西组连续沉积，岩性以灰黑色页岩及3层煤线，一般厚度0.50m。地层平均总厚99.84m。上部底部以含砾砂岩与下伏下石盒子组连续沉积。以灰绿、灰黑杂色砂质页岩为主，夹灰白色砂岩及灰绿、灰紫、灰黄杂色页岩，不含煤。地层平均总厚129.43m。5、晚二叠统孙家沟组（Psj）本层与下伏石盒子组连续沉积。其岩性上部以黄绿色、紫红色页岩及砂质页岩为主，夹暗绿色砂岩、页岩及砂质页岩，上部有不同程度的剥蚀；中部及中下部以灰页岩、砂质页岩及紫色页岩、红色砂岩为主；底部有含砾石英长石粗砂岩。井田中揭露地层厚度500多米。6、古近系（E）矿区内零星出现于沟谷之中，仅在一区南有沉积。岩性为浅紫色砂岩（半胶结）、暗红色亚沙土亚粘土，夹浅红色粉砂岩，底部为一层砂砾层与下伏各系地层不整合接触，地层厚度0311.33m，平均厚度108.24m。7、第四系（Q）井田内广泛分布，其岩性为未胶结的砂土、砂砾、砾石及亚粘土等组成，为现代沉积的冲、洪积层，地层厚度017.35m。不整合于各地层之上。（二）区域构造1、区域构造特征该区域构造基底由桑干群组成，蓟县统以后的地质构造应变历史，大体上与华北准地台内部相似。晚古至中生代，区内大幅度沉降。前者在贺兰山南段沉降较深，沉积厚度较大；后者则在北段沉降较深，沉积厚度较大。加里东运动（中奥陶世未），全区大部上升为陆，故缺失奥陶至早石炭统地层。在上升运动的同时，局部地区有基性、超基性及酸性岩浆活动。早海西旋回，在早石炭世本区没有明显的构造运动，继加里东旋回，区内继续上升隆起。中海西旋回，本区为沉降运动，沉积了晚石炭统土坡组、太原组地层并假整合于中奥陶统之上。晚海西旋回，海水退出全区，致使二迭纪早期山西组及以后沉积全为纯陆相碎屑岩建造。印支亚旋回的早期，区内表现为升降运动。三迭系与晚二迭统孙家沟组、三迭系延长群与纸坊群之间均呈假整合接触。印支运动的晚期，区内表现为大规模上升抬起，延长群地层受到不同程度的剥蚀，致使三迭系地层剥蚀殆尽。燕山运动为本区主要构造运动，此时缺失侏罗及白垩世地层，并把以前各地层褶皱成山，形成一系列近南北向的褶皱和断裂，使得“鄂尔多斯台缘褶带”内部构造已具雏形。同时先期沉积的地层亦遭受不同程度的剥蚀。晚燕山亚旋回（早白垩世以后），该褶带再度褶皱隆起；贺兰山体即成熟，褶带内继承了前期构造的方向。喜山旋回，在银川地堑表现强烈下降，贺兰山继续隆起。前者形成一条近南北延伸的狭长断陷，致使古近系沉积厚达1750m，第四系沉积厚为1600m，并在古近、第四系地层间发育小型褶曲及断裂。2、区域构造位置石嘴山区大地构造位置图该区处于“中朝准地台”级大地构造单元的最西缘，属“鄂尔多斯台缘褶带”级构造单元内的“银川地堑”北端，西有贺兰山大断裂，东有黄河大断裂，处于二者的复合部位，地层走向总体呈北北东展布。在长期构造运动的作用下区域内发育一系列走向近南北褶皱、断裂自西向东平行排列的褶皱有葫芦斯台向斜、陶斯沟背斜、石炭井向斜、苦水沟背斜、李家沟向斜、西鄂博梁背斜、沙巴台正义关向斜、东鄂博梁背斜及石嘴山向斜。断裂有别斯胡图横断层、葫芦斯台逆断层、勃力海带逆断层、李家沟逆断层、西鄂博梁逆断层、东鄂博梁逆断层及石嘴山区的F1逆断层。石嘴山煤田区域地质剖面图（三）岩浆岩区域内没有发现岩浆活动迹象。1.2.2矿区地质（一）矿区地层矿区内由老到新发育有石炭系的土坡组、太原组；二叠系的山西组、石盒子组、孙家沟组；古近系；第四系等地层。（详见地质及水文地质综合柱状图）1、石炭系（C）（1）土坡组（Ct）根据个别勘查钻孔揭露，为一套近海的海陆交互相沉积，岩性为灰黑微绿的泥岩、粉砂岩、夹薄层石英岩、35层灰岩及薄煤。矿区内钻孔揭露最大厚度为348.94m。（2）太原组（Cpt）在一、二区零星出露，大部被城建物所埋。矿区内广泛发育，为一套近海的海陆交互相含煤建造，为区内主要含煤地层之一。岩性为灰灰黑色的泥岩、粉砂岩及中细粒砂岩，含海相动物化石及36层灰岩，含煤8-9层，底部有粘土岩层，普遍含有菱铁矿结核。地层厚123.72165.99m，平均143.10m。2、二叠系（P）（1）山西组（Ps）仅在二区北端少有出露，为一套纯陆相含煤建造，是主要的含煤地层之一。岩性由灰、灰白色长石石英各粒级砂岩，灰、灰黑色、黑色泥岩、粉砂岩及煤层组成，含煤23层。本组地层厚度最小18.27m，最大60.35m，平均39.92m。连续沉积在太原组之上，含有丰富的植物化石。（2）石盒子组（Psh）下部底部以一层灰白色厚层长石石英含砾砂岩（K7标志层）与下伏山西组连续沉积，局部呈冲刷接触。岩性以深灰色粉砂岩、灰白色砂岩为主夹灰黑色泥岩，上部变为灰绿或绿色，顶部常见12层灰绿色粘土岩（K9标志层），矿区内稳定，可为本组地层与上覆石盒子组划分的直接标志。含煤37层，一般厚0.5m左右，局部地段偶达可采（厚0.832.37m）。地层厚度73.22126.49m，平均99.84m。上部岩性以黄绿、紫红色砂岩为主，夹深灰墨绿色粉砂岩及泥岩，不含煤。地层厚度比较稳定，最小为102.67m，最大163.05m，平均129.43m。（3）孙家沟组（Psj）区内广泛发育，矿区内零星出露在石嘴山向斜轴附近。岩性上部为杂色泥岩及粉砂岩夹薄层砂岩。中部和下部为紫色泥岩、肉红色砂岩，局部偶夹薄层火山碎屑岩，底部有石英长石含砾粗砂岩。矿区内本层出露不全，上部遭不同程度的剥蚀。残留厚度0538.05m，平均约220m，与下覆石盒子组连续沉积。3、古近系（E）矿区内零星出现于沟谷之中，仅在一区南有沉积。岩性为浅紫色砂岩（半胶结）、暗红色亚沙土亚粘土，夹浅红色粉砂岩，底部为一层砂砾层与下伏各系地层不整合接触，地层厚度0311.33m，平均厚度108.24m。4、第四系（Q）矿区内广泛分布，依据岩性由下而上可分为更新统和全新统。地层总厚0274m。5、含煤地层石炭系晚石炭统太原组和二叠系早二叠统山西组是本矿区主要的含煤地层，可采和局部可采煤层一共有9层，可采煤层6层，即：2、3、5、6、7、9层煤，3、6层煤为主采煤层。可采煤层的平均总厚度30.78m。矿区内煤系地层总的特点是：下部以浅海及滨海相沉积为主，中部逐渐转变为以陆相沉积为主，上部完全为陆相沉积。煤系地层下部含动物化石（腕足类、三叶虫），硫分含量高；上部不含动物化石，硫分含量较低。煤系地层自下而上整体上呈现一个典型的海退序列，结合区域地质条件，本区煤田成因类型属滨海过渡带类型。（二）矿区构造石嘴山矿区主体呈北东向较宽缓的向斜构造。由于受东西向压应力的作用，整个受力集中在西北部， F1断层是受力最集中的地段，形成北西向的挤压性构造。1、断层断层控制情况见断层要素一览表（表1-2-1）。区内未见岩浆岩及岩脉产出。表1-2-1 断 层 情 况 一 览 表名称性质倾向倾角断距（m）展布方向延伸长（m）控 制 情 况断切情况F20逆北西672274N30E1220m139、BF02号钻孔及地震资料2、本次补勘区断层补勘范围内的断层情况表1-2-2。表1-2-2 补勘区断层情况一览表名称性质倾向倾角断距（m）展布方向延伸长（m）控 制 情 况可靠程度F20逆北西672274N30E1220m139、BF02号钻孔及地震资料可靠1.2.3井田的水文地质特征（一）区域水文地质概况金能煤业分公司矿区西北为沟谷陡峻的贺兰山，东南为曲折蜿蜒的黄河。贺兰山与黄河之间为第四系沉积物所形成的冲洪积平原。平罗、黄渠桥一带宽约3050km。地下水主要受贺兰山裂隙水及黄河水补给。惠农区因贺兰山脉及黄河走向变化，平均宽度减小到10km，地下水主要由贺兰山裂隙水及黄河水沿古河道地下补给，由南西向北东排泄到黄河。由于地貌、地下水埋藏条件、沉积物富水性的变化，导致区域内不同地段水文地质条件的差异。矿井涌水量651m3/h。1、水文地质特征地下水按其赋存条件和水力性质不同，划分为孔隙水，裂隙、孔隙水及岩溶水。（1）孔隙水孔隙水由各种成因类型的第四系松散堆积层组成，在地貌上构成山前冲洪积倾斜平原及河谷洼地等。现按其富水性分述如下：富水性较强的含水层：主要为山前冲洪积平原及沟谷孔隙水，含水层岩性为松散砂及砂砾，由山麓向东其粒度由粗变细，结构复杂。第四系厚度大于500m。地下水主要为贺兰山地区地表径流和地下径流。地下水由西南向北东补给黄河。钻孔单位涌水量一般可达1L/s，地下水矿化度一般小于1g/L。富水性弱或极弱的含水层：主要为孔隙潜水，岩性为第四系粘土、粉质粘土、粉土、粉砂及砂砾。地下水埋藏深度小于5m，补给来源以地下水为主，其次为地表水及大气降水补给。矿化度小于1g/l。水化学类型为HCO3-SO42-Na+Ga2+型。（2）孔隙裂隙水孔隙裂隙水由古近系、二叠系与石炭系等组成。现分述如下：古近系仅分布于原石嘴山一、二区井田边界以南区域。上部为厚层的红色细砂、粉质粘土和砾石层等，结构疏松，除个别地段被剥蚀与第四系接触(83号孔)外，皆属封存水。二叠系与石炭系地层广泛分布于本区，按其富水性划分如下：富水性较强的孔隙裂隙承压水区：为二叠系与石炭系的含煤地层，岩性由砂岩、粉砂质泥岩等组成。地表为薄层第四系风积物及风化岩覆盖。基岩零星出露，地下水补给来源以第四系为主，大气降水的补给极少。据抽水试验其单位涌水量为0.09940.0016L/sm，渗透系数为0.1560.0026m/d，多为承压水，属咸水。富水性较弱的孔隙裂隙承压水区：同为二叠系、石炭系的含煤地层，岩性基本一致，其补给来源以邻区地下水及大气降水为主，黄河有微量补给。据混合抽水基岩单位涌水量为0.2660.56L/sm，渗透系数为0.1130.19m/d。根据金能公司历年来对基岩含水层的观测，基岩含水层具有以下特征：含水层岩性均为砂岩，含水层类型属基岩裂隙层间水，初次揭露时大，随疏排时间的延长很快减小，为承压水；同一含水层因裂隙发育不同涌水量差异很大，从滴、淋到上百m3/h；矿井水矿化度随埋深增大而变大。（3）岩溶水岩溶水在勘探区主要存在于奥陶系灰岩中。奥陶系灰岩虽然在本勘探区埋藏很深，与上覆石炭系不整合接触，但该地层裂隙发育，水力条件较好，有可能通过断层带导入采掘工作面。岩溶水在本勘探区没有作过工作，在采矿过程中应引起重视。2、地下水的补给、径流、排泄条件区域年均降水量200mm，蒸发量1784.3mm，地下水补给主要以大气降水为主。补给量受大气降水量、降水强度、降水地地形地貌、含水层岩性等诸多因素的制约。本区降水时空不均匀，降水多集中于79三个月。本区地下水接受降水补给后，向沟谷、洼地及地下水位低的地区运移，运移速度取决于含水层岩性、基岩基底形态特征及水力坡度，一般平原区区相对较缓，沟谷低山丘陵区及地形高差较大区相对较急，多以地表径流排入沟谷最后汇入黄河。排泄方式除蒸发外，部分以人工排水方式排泄，少部分渗入地下，沿基岩面（或风化层面）径流，或汇集于地形地洼地区形成潜水。（二）井田水文地质条件1、地形地貌井田内地形为山前冲洪积平原，植被分布较广，地表径流为井田东侧黄河。根据地质、水文地质及勘探资料，结合地形地貌，确定金能公司矿区属黄河流域（见地形地质及水文地质图）。2、含水层组划分及其水文地质特征井田区内按含煤组、岩性组合、含水层水力性质及埋藏条件等，以宁夏回族自治区石嘴山一、二煤矿扩大勘探地质报告为基础，由上而下划分为以下六个含水层组：（1）第四系孔隙含水层组（）本区第四系地层厚度0175m，向南增厚，古沟谷中最厚。岩性主要为砾石、砂砾与粘性土，富水性不均。据以往资料，82号孔水位14.25m，降深S=2.54m时，q=0.860L/s.m，矿化度一般小于1g/L。（2）古近系孔隙含水层组（）古近系沉积厚度不均，东北部缺失，南部广泛发育厚度0311.33m，平均61.71m，含水层厚度27.89m。上部为厚层红色23层细砂，含粘土、砾石层等，平均厚度81.12m，最厚130m，结构疏松。除上部个别透镜体被剥蚀与第四系接触（83号孔）外，皆属封存水。充6#孔q=0.06L/s.m，K=0.862m/d。下部为厚层状紫红色浅蓝色砾石、粉砂、粉质粘土或粘土层，结构疏松，密实度属中密，厚712m，一般30m。向东厚度增加至70m，向西渐增。108#孔30m，原一区采水巷1#孔，初探涌水1m3/h，3天后断流，116#孔q=0.07L/s.m，K=0.031m/d。本组亦含良好隔水层，由厚层状桔红色、紫红色粉质粘土与薄层粘土、粉砂互层组成。该层良好的阻隔了大气降水、地表水及第四系水在一区地区不能补给矿床，从而简化了该地段的水文地质条件。（3）二叠系孙家沟组含水层组（）原一、二区向斜边缘，孙家沟组地层多被冲刷短缺，深部广有分布，厚度0434.58m，平均219.19m。含水层厚度原一区为112m，二区为101m，深部为155.37m。中上部为黑紫色砂质泥岩，夹薄层紫色砂岩，下部主要为杂色含砾石砂岩，砾石多带棱角、富节理，11#孔q=0.1022L/s.m，K=0.131m/d。（4）二叠系石盒子组含水层组（）石盒子砂岩含水层厚112.20163.05m，平均128.48m。含水层厚度原一区深部为112m，二区56.92m，300m水平至F1断层深部61.54m，其岩性主要为黄绿色中粒砂岩为主含砾粗、中粒砂岩次之，分选性差，多为泥质胶结，松散易风化。3#孔q=0.2622L/sm，K=0.0683m/d。（5）二叠系石盒子组、山西组含水层组（）层厚112166m，平均厚130m，含水层厚度原一区平均56.28m，二区平均41.57m，300m水平至F1断层深部平均为48.53m。岩性以灰白色中粒砂岩、深灰色粗粒砂岩为主，上部含23层绿色粘土岩。石盒子组底部K7砂岩和三层煤顶板巨厚层粗粒砂岩，厚1832m，为矿井主要含水层之一，原一区Qmax=20m3/h。本含水层组，6#孔、检1孔Kcp=0.047m/d，q=0.00220.0384L/sm，20#、18#、9#孔，Kcp=0.0665m/d，q=0.0010.624L/s.m。本组在井田西部，K7砂岩之上有由薄层泥岩、粉砂岩与薄层粉砂岩中粒砂岩组成的隔水层，中部夹有两层厚度小于10m的中粒砂岩，全层厚平均90m。（6）太原含水层组（）层厚145.62m，含水层一区厚49.30m、二区平均45.55m厚。由四层煤底板灰白色中粗粒砂岩组成，本层岩性脆弱、受褶皱张力影响，裂隙发育，两区多在此处突水。据二区实测Qmax=200m3/h，但水量逐渐减少、数日后即干。抽水试验q=0.00090.045 L/s.m，K=0.048m/d。九煤下含有三层含水层：九层煤底板砂岩含水层，厚度平均6m，岩性为灰白色砂岩，Qmax=30m3/h。未3层煤底板砂岩含水层，厚度平均8m，岩性为粗粒块状砂岩，裂隙宽度大0.050.08m，Qmax=53.3m3/h。未5层煤底板砂岩含水层，厚度平均3.7m，岩性为浅灰白色中粒石英砂岩， Qmax=52.3m3/h。（三）充水因素分析1、各种水对矿床的影响及充水方式（1）围岩介质中的地下水古河系和古沟谷中的地下水能沿基岩裂隙渗入矿床，但因途径过远使裂隙导水性微弱而失去意义。（2）地表水主要包括山洪、黄河、采空区上部大量积水、生活污水等，经过采空区塌陷裂隙渗入井下造成的矿山涌水，在1966年、1977年雨季两次发生地表水冲断原二、三区井界排洪沟，大量排水沿14采区塌陷裂隙大量渗入井下造成淹井事故。1981年9月黄河洪水冲开17采区上部隐埋于冲积层下的小窑井口向内大量灌入，在很短的时间内，三层煤古小窑积水向南流动200m以上，小窑水位上涨。据以往多年矿井（原二区）水文地质观测，黄河水与矿井水关系联系较为密切，在黄河洪水期水位超过+1088m以上，并持续一个星期后，井下原来疏干的出水点明显重新出水，井下涌水量显著增加。黄河水是基岩含水层的主要来源，尤其是太原组地层，当其含水层疏干时水质变淡。后来经过在可能的导水层段注浆处理，这些年来黄河水对矿井的影响基本可忽略不计，但在今后的采掘工作中还是不能掉以轻心。（3）大气降水矿区内大气降水一般不能渗入矿床，但在西部、北部基岩裸露风化裂隙发育尤其是孙家沟组地层，岩性粒度粗而疏松，受大气降水补给遂导入矿床。另外在某些低洼处覆盖有15m的洪、风积物，大气降水渗入后形成季节性上层储水盆，当冒落裂隙波及此层时，会使坑道涌水增加。2、充水通道（1）基岩裂隙剥蚀面岩层裂隙发育，有些岩层顶底板含水层构造裂隙很发育，这两种裂隙在局部地段可能相互连通，并且与古近系底砾岩接触，该层含水不均匀，在采掘时可能有突水现象。（2）断层破碎带当断层错动使不透水层与疏干的岩层接触后，起到了保护矿床的作用。本区发现的断层均伸向古河谷，促使破碎带与底砾岩沟通，将引起底砾岩层水向坑道灌入。（3）坍塌裂隙浅部煤层冒落后坍塌裂隙伸向地表，加之无松散层覆盖，开裂处未被填充，当遇强烈暴雨，随塌陷裂隙灌入坑道。有时初期未受影响，当积水甚多时，在水头压力作用下，最后打开通道，造成突水。据早期气象资料，一日降雨50mm或一次降雨50mm、最高高达82.7mm，为确保安全生产，应重视地面防范。（4）古近系粉细砂层井下冒落严重时，如果裂隙不能迅速愈合，并深入古近系粉细沙层，可能造成突水溃沙，应在生产中掌握规律特性，并主意采取防溃砂措施。（5）其它个别钻孔由于封孔质量不好，可能造成各含水层串通，亦应引起重视。矿井的历年涌水量的变化范围为411977 m3/h，全井田最大涌水量为977 m3/h，正常涌水量为651 m3/h。1.3煤层特征1.3.1煤层（一）含煤地层勘查区含煤地层为石炭系太原组及二叠系山西组，两组地层总厚度平均183.02m。其中：太原组平均厚143.10m，山西组平均厚39.92m。共含煤18层，煤层总厚度平均30.68m，含煤系数为16.8%。煤层自上而下编号者有10层（1、2、3、3下、4、5、6、7、8、9），3下为不可采，其余为可采、大部可采或局部可采，可采煤层平均总厚为28.75m，可采含煤系数为15.7%。其中：太原组含煤613层，煤层总厚平均为17.55m，含煤系数为12.3%；可采或局部可采煤层7层，平均厚17.16m，可采含煤系数为12.0%。山西组含煤25层，煤层总厚平均13.13m，含煤系数为32.9%，可采及局部可采3层，平均厚13.03m，可采含煤系数为32.6%。井田内共含可采或局部可采煤层9层，其特征见表1-2-3。（二）可采煤层特征可采煤层自上而下编号有9层，其特征如下：1、1层煤位于山西组最顶部，仅在1线东北赋存且可采。煤厚01.04m，平均0.58m，厚度变化大，属局部可采煤层，可采厚度平均0.56m。结构简单，一般无夹矸。顶板多为灰白色含砾长石石英砂岩（K7），常有粉砂岩及泥岩伪顶。底板多为粉砂岩或泥岩。属不稳定煤层。表1-2-3 煤层情况一览表含煤地层煤层编号间距全层厚度可采厚度夹矸层数稳定性最小最大最小最大最小最大最小最大平均平均平均平均山西组Ps101.0401.0001不稳定0.2010.490.580.56024.260.9210.170.925.3917稳定1.6335.264.723.193317.882.7713.522.4911.2519稳定29.4879.307.977.024太原组Cpt443.9601.350.701.3501极不稳定41.4259.940.640.540543.961.323.341.323.1702稳定1.1015.762.061.96065.422.8917.702.8915.64113稳定4.3829.1112.2711.07578.6803.4503.4514较稳定1.819.981.561.46287.1601.2400.8912极不稳定0.486.410.720.54193.020.214.270.212.6615稳定1.731.5422、2层煤位于山西组上部，全区可采,补勘区内二4勘探线附近煤层厚度最厚，达4m以上，二4勘探线两侧煤层厚度变薄至23m，东、西两角厚度最小至1m左右。上距1层煤0.2010.49m，平均4.26m。煤层可采厚度0.925.39m，平均4.5m。结构较复杂，含夹矸17层，一般有3层。底板以泥岩、粉砂岩为主，局部地段为砂岩，属稳定煤层。3、3层煤为井田主要可采煤层，全区可采，大部分地区厚度在59m，1线102、119两孔厚度大于10m，3线B305孔厚度最小。上距2层煤1.6335.26m，平均17.88m。煤层可采厚度2.4911.25m，平均7.02m。结构复杂，一般含夹矸4层左右，属稳定煤层。4、4层煤上距3层煤约43.96m，煤层厚度01.35m，平均0.64m。仅在二区大部地区可采，其它地区零星可采，属局部可采煤层。可采厚度0.701.35m，平均0.54m。一般无夹仅在。属极不稳定煤层。5、5层煤大部分地区厚度在1.302.00m，东南一般厚度大于2m，西北B504附近煤层厚度小于1.30m。上距4层煤41.4259.94m平均43.96m。煤层厚度平均1.96m，全区可采，结构简单，属稳定煤层。6、6层煤全区可采，大部分地区煤层厚度6.0012.00m，东南煤层厚度大，向西北逐渐变薄。上距5层煤1.1015.76m平均5.42m。煤层可采厚度2.8915.64m，平均11.07m。结构复杂，夹矸113层，平均5层，其中K1夹矸层位稳定。属稳定煤层。7、7层煤该煤层受到古河床顶板砂岩的冲刷，在补勘区中部117孔附近和西北部144、B504、B302孔附近，使煤层变薄甚至层位缺失，补勘区其他地区煤层厚度1.001.30m。上距6层煤4.3829.11m，平均8.68m。煤层可采厚度03.45m，平均1.46m。该煤层含矸石14层，一般2层，属较稳定煤层。8、8层煤位于太原组下部，上距7层煤1.819.98m，平均7.16m。全区分布，煤层可采厚度00.89m，平均0.54m。大部不可采，属极不稳定煤层。9、9层煤补勘区大部可采，煤层厚度多为1.302.00m，从西南6线往东厚度由1.30m逐渐变小，在144、90号两孔处出现不可采点。上距8层煤0.486.41m，平均3.02m。煤层可采厚度0.212.66m，平均1.54m。夹矸15层，一般2层。属稳定煤层。1.3.2煤质（一）煤的物理性质和煤岩特征表1-2-4 煤的真密度和视密度煤层号真密度(TRD) g/cm3视密度(ARD) g/cm321.501.711.411.651.59(22)1.51(26)31.221.741.151.591.58(15)1.5(26)51.351.591.211.701.43(16)1.40(26)61.491.641.371.571.55(17)1.47(33)71.391.761.291.651.54(12)1.44(24)91.421.661.371.581.58(15)1.50(21) 1、物理性质和宏观煤岩类型各可采煤层煤均为黑灰黑色，条痕为黑色黑棕色，油脂、玻璃光泽，参差状断口，内外生裂隙发育，裂隙中常见有方解石或黄铁矿薄膜。煤为条带状结构，层状构造。本区煤多呈沫状。各可采煤层真密度为1.431.59g/cm3，视密度为1.401.51g/cm3。（见表1-2-4）。宏观煤岩成分以亮煤为主、暗煤次之，夹镜煤条带。宏观煤岩类型2、3、5、9层煤为半暗半亮煤，5、7层煤为半亮煤。2、显微煤岩类型（1）显微煤岩组分各可采煤层显微组分中，有机质含量为79.5793.15%，平均为86.06%，无机质含量为6.7819.42%，平均为13.35%。有机组分中，镜质组占有机组分的45.8360.63%，平均52.80%，惰质组占38.7553.25%，平均45.04%，壳质组占0.624.10%，平均2.16%。有机组分中，镜质组以基质镜质体为主，均质镜质体次之,含少量结构镜质体及碎屑镜质体；惰质组以半丝质体为主，丝质体次之，少量碎屑丝质体和碎屑半丝质体；壳质组以小孢子为主，角质体次之，含少量树脂体。无机组分以分散状的粘土及细粒砂为主，侵染在有机质中或充填在胞腔中。（2）显微煤岩类型依据GB/T 15589-1995标准进行显微煤岩类型分类，本区各可采煤层矿物质含量为6.7819.42%(20%)，镜质组和惰质组之和占有机组分的95.9099.37%(95%)，各可采煤层显微煤岩类型属微镜惰煤3、煤的变质阶段、变质类型及变化规律本区各可采煤层镜质组最大反射率为0.9841.067，煤属变质阶段的烟煤，变质类型属区域变质。垂向上，各可采煤层自上而下镜质组最大反射率逐渐增大，变质程度有所加深。水平方向上，同一煤层镜质组最大反射率相差较小（如B2401、B2402钻孔6层煤深度相差117.70m，镜质组最大反射率分别为1.028和1.043），变质程度变化不大。（二）煤的化学性质1、工业分析（1）水分本区原煤空气干燥基水分（Mad）含量在0.202.05%之间变化，各可采煤层原煤水分（Mad）平均为0.751.19%(见表1-2-5)。本区浮煤水分（Mad）含量在0.242.32%之间变化，各可采煤层浮煤水分（Mad）平均为0.761.31%(见表1-2-5)。垂向上，自上而下各可采煤层水分含量有降低趋势。（2）灰分煤的干基灰分（Ad）产率测试结果见表1-2-6。本区原煤灰分产率在6.7349.79%之间变化，各可采煤层原煤灰分产率平均为15.8431.27%，属特低灰高灰煤，以中灰煤为主（依据GB/T15224.1-2004标准分级）。本区浮煤（1.4密度液浮选）灰分产率在2.4419.45%之间变化，各可采煤层浮煤灰分产率平均为6.1711.37%，脱灰率为53.3869.49%。水平方向上，本区大部分区域为中灰和高灰煤，局部或零星分布低灰煤。垂向上，5层煤灰分含量相对较低，其它可采煤层灰分含量相对较高。各可采煤层灰分特征如下：2层煤：原煤灰分产率为20.7440.93%，平均为31.27%，属中灰高灰煤，以高灰煤为主。浮煤灰分产率为6.9315.08%，平均为9.54%。水平方向上，本区大部分区域为高灰煤，局部为中灰煤。3层煤：原煤灰分产率为18.0749.79%，平均为29.51%，属中灰高灰煤。水平方向上，本区大部分区域为高灰煤，局部为中灰煤。5层煤：原煤灰分产率为6.7336.68%，平均为15.84%，属特低高灰煤，以低灰煤为主。浮煤灰分产率为2.4419.45%，平均为6.17%。水平方向上，本区东部以低灰煤为主，局部为特低灰煤。本区西部以中灰煤为主。6层煤：原煤灰分产率为15.2141.57%，平均为24.37%，属低高灰煤，以中灰煤为主。浮煤灰分产率为5.6614.27%，平均为8.97%。水平方向上，本区大部分区域为中灰煤，局部为高灰煤。7层煤：原煤灰分产率为11.9343.44%，平均为22.05%，属低高灰煤，以中灰煤为主。浮煤灰分产率为3.9713.31%，平均为7.71%。水平方向上，本区东部以中灰煤为主，局部为低灰煤，零星分布高灰煤；本区西部以高灰煤为主。9层煤：原煤灰分产率为13.1044.28%，平均为29.45%，属低高灰煤，以高灰煤为主，中灰煤次之。浮煤灰分产率为3.9619.04%，平均为11.37%。水平方向上，E勘探线以南以中灰煤为主，局部为高灰煤；E勘探线以北以高灰煤为主，局部为中灰煤。（3）挥发份本区原煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）产率在17.5842.85%之间变化，各可采煤层原煤平均为33.3336.47%。本区浮煤干燥无灰基挥发产率在26.6341.03%之间变化，各可采煤层浮煤平均为29.8636.42%。属低高挥发份煤（见表1-2-7）。表1-2-5 煤的水分（Mad）含量表煤层原煤（%）浮煤（%）20.361.860.372.321.19(43)1.31(43)30.552.050.502.041.19(49)1.31(49)50.201.550.241.670.93(41)0.96(41)60.381.520.341.270.79(46)0.76(46)70.371.850.311.380.88(38)0.86(38)90.351.150.251.330.75(41)0.82(41)表1-2-6 煤的灰分含量及分级表煤层灰分（Ad）分级原煤（%）浮煤（%）220.7440.036.9315.08中高灰煤31.27(43)9.54(43)318.0749.792.9417.66中高灰煤29.51(49)9.14(49)56.7336.682.4419.45特低高灰煤15.84(41)6.17(41)615.2141.575.6614.27低高灰煤24.37(46)8.97(46)711.9343.443.9713.31低高灰煤22.05(38)7.71(38)913.1044.283.9619.04低高灰煤29.45(41)11.37(41)1-2-7 可采煤层挥发份产率及分级表煤层号挥发份（Vdaf）%分级原煤浮煤228.1740.2124.6940.36中高高挥发份煤36.01(43)33.58(43)330.9141.1721.1334.82中高高挥发份煤34.64(48)32.64(48)529.4242.8530.1740.30中高高挥发份煤36.47(41)35.78(41)617.5836.7019.9135.60低中高挥发份煤33.33(46)32.72(46)718.1441.3217.6840.27低高挥发份煤36.48(38)35.60(38)916.3038.7812.9538.77低高挥发份煤33.96(41)34.08(41)2、元素组成各可采煤层煤的碳、氢、氧、氮元素分析成果见表1-2-8。表1-2-8 可采煤层煤的元素分析成果表煤层号原煤（%）浮煤（%）CdafHdaf Ndaf OdafCdafHdaf Ndaf Odaf274.7182.044.135.411.101.339.7217.9584.1786.034.855.600.681.546.558.7879.00(15)4.67(15)1.20(15)13.94(15)85.21(34)5.25(34)1.39(34)7.51(33)372.6089.582.425.220.661.476.8322.0784.5586.984.765.510.781.715.488.2679.61(15)4.57(15)1.24(15)13.63(15)85.46(36)5.2(36)1.48(36)7.25(36)576.7784.484.325.161.131.545.3014.3983.1786.584.895.790.761.714.5910.0380.74(14)4.75(14)1.31(14)9.67(14)85.07(32)5.35(32)1.47(32)5.96(32)676.7485.323.614.921.041.477.7314.1583.9986.814.755.451.331.621.687.7281.04(16)4.55(16)1.31(16)10.13(16)85.49(32)5.22(32)1.49(32)5.52(32)777.3988.334.305.470.911.495.4713.958486.694.805.811.301.794.977.5680.48(13)4.67(13)1.29(13)11.19(13)85.6(28)5.51(28)1.59(28)5.75(28)976.2687.363.715.121.011.396.5714.6783.3686.464.075.831.231.724.968.2581.16(15)4.49(15)1.27(15)10.53(15)85.65(27)5.49(27)1.49(27)6.09(27)碳（Cdaf）：本区原煤碳含量在72.6088.33%之间变化，各可采煤层平均为79.0081.16%。本区浮煤碳含量在83.1786.98%之间变化，各可采煤层平均为85.0785.65%。氢（Hdaf）：本区原煤氢含量在2.425.47%之间变化，各可采煤层平均为4.494.75%。本区浮煤氢含量在4.075.83%之间变化，各可采煤层平均为5.205.51%。氮（Ndaf）：本区原煤氮含量在0.661.54%之间变化，各可采煤层平均为1.201.31%。本区浮煤氮含量在0.681.79%之间变化，各可采煤层平均为1.391.59%。氧（Odaf）：本区原煤氧含量在5.3022.07%之间变化，各可采煤层平均为9.6713.94%。本区浮煤氧含量在1.6810.03%之间变化，各可采煤层平均为5.527.51%。本区原煤碳氢比平均为17.40，本区浮煤碳氢比平均为16.00。3、全硫与形态硫（1）全硫本区原煤全硫（St,d）含量在0.295.24%之间变化，各可采煤层原煤全硫平均为0.512.83%，属特低硫高硫煤（据GB/T15224.2-2004标准），2、3层煤以低硫煤为主，5、6、7、9层煤以中高硫煤为主。本区浮煤全硫含量在0.243.44%之间变化，各可采煤层浮煤全硫平均为0.611.98%。垂向上，山西组2、3层煤硫分含量较低，太原组5、6、7、9层煤硫分含量较高。各可采煤层全硫特征如下：2层煤：原煤全硫含量为0.293.04%，平均为0.61%，属特低硫高硫煤，以特低和低硫煤为主。浮煤全硫含量为0.431.69%，平均为0.64%，浮煤全硫比原煤全硫增加4.92%。水平方向上，本区大部分区域为低硫煤，局部为特低硫煤，少量零星分布中高硫煤。3层煤：原煤全硫含量为0.301.36%，平均为0.51%，属特低硫中硫煤，以特低煤为主。浮煤全硫含量为0.391.34%，平均为0.61%，浮煤全硫比原煤全硫增加19.61%。水平方向上，本区大部分区域为特低硫煤，局部为低硫煤，零星分布中硫煤。5层煤：原煤全硫含量为0.345.24%，平均为2.83%，属特低硫高硫煤，以中高硫煤为主。浮煤全硫含量为0.472.92，平均为1.98%，脱硫率为30.04%。水平方向上，本区北部以高硫煤为主，其它区域以中高硫煤为主。 6层煤：原煤全硫含量为0.704.16%，平均为2.33%，属低高硫煤，以中高硫煤为主。浮煤全硫含量为0.813.44% ，平均为1.95%，脱硫率为16.31%。水平方向上，本区绝大部分区域为中高硫煤，零星分布高硫煤和低硫煤。7层煤：原煤全硫含量为0.323.73%，平均为1.97%，属特低硫高硫煤，以中高硫煤为主。浮煤全硫含量为0.503.06%，平均为1.40%，脱硫率为28.93%。水平方向上，本区大部分区域为中高硫煤，局部为高硫或低硫煤，零星分布特低硫煤。9层煤：原煤全硫含量为0.454.12%，平均为1.78%，属特低高硫煤，以中高硫煤为主。浮煤全硫含量为0.242.71%，平均为1.16%，脱硫率为34.83%。水平方向上，本区大部分区域为中高硫煤，局部为中硫煤，零星分布特低硫煤或高硫煤。 （2）各种形态硫本区原煤各种形态硫以有机硫（So,d）为主，硫化铁硫（Sp,d）次之，硫酸盐硫（Ss,d）很少。各可采煤层有机硫平均为0.371.52%，全区平均为0.88%；硫化铁硫平均为0.141.41%，全区平均为0.81%；硫酸盐硫为0.020.04%，全区平均为0.03%。浮煤各种形态硫以有机硫为主，少量硫化铁硫，微量硫酸盐硫。各可采煤层浮煤有机硫平均为1.191.65%，全区平均为1.52%；硫化铁硫平均为0.110.34%，全区平均为0.23%；硫酸盐硫平均为0.010.03%，全区平均为0.02%。4、有害元素（1）磷（Pd）本区原煤磷分在0.0020.234%之间变化，各可采煤层平均为0.0150.054%，属特低磷高磷分煤，以低磷煤为主（按MT/T 562-1996标准分级）。本区浮煤磷分在0.0030.139%之间变化，各可采煤层平均为0.0190.040%。垂向上，2层煤磷分含量最高，自2层煤向下，各可采煤层磷分含量有降低的趋势。水平方向上，本区大部分区域为低磷煤，局部为特低磷煤，零星分布中磷分和高磷分煤。（2）氯（Cld）本区原煤氯在0.0100.107%之间变化，各可采煤层平均为0.0320.049%，属特低氯低氯煤（按MT/T 597-1996标准分级）。本区浮煤氯在0.0270.356%之间变化，各可采煤层平均为0.0750.112%，出现浮煤氯含量比原煤增加现象，主要原因是做浮煤试验用的氯化锌溶液中的氯滞留在浮煤中所致。垂向上，自上而下各可采煤层氯含量有逐渐降低的趋势。水平方向上，本区大部分区域为特低氯煤，局部为低磷煤。（3）砷（Asd）本区原煤砷在125g/g 之间变化，各可采煤层平均为14g/g，可采煤层均属一、二级含砷煤层（按MT/T 803-1999标准分级）。本区浮煤砷在13g/g 之间变化，各可采煤层浮煤砷平均为1g/g。（4）氟（Fa,d）本区原煤氟在59314g/g 之间变化，各可采煤层平均为139211g/g。本区浮煤氟在45214g/g 之间变化，各可采煤层平均为73103g/g。垂向上，自上而下各可采煤层氟含量有逐渐降低的趋势。5、稀散元素（1）锗（Ged）：各可采煤层锗含量平均为24g/g，低于工业可采品位（20g/g以上）。（2）镓（Ga,d）：各可采煤层镓含量平均为117g/g，低于工业可采品位（30g/g 以上）。2 井田境界和储量2.1井田境界2.2.1井田境界金能煤业分公司（原石嘴山一、二区）的井田境界为：浅部以9煤露头为界，深部至+400m。2.1.2开采界限本井田仅开采2号煤层。2.1.3井田尺寸井田西南到东北方向长度为5.6km。西北到东南方向最小长度为2.7km，最大长度为3.3km，平均为3.0 km。煤层倾角最小为10，最大为18，平均倾角为14。由于井田形状的不规则性，故井田面积是在地质精查报告提供的1：5000煤层底板等高线图上计算出来的，为16.8km2。2.2矿井工业储量2.2.1储量计算基础本次储量计算是按照煤、泥炭地质勘查规范DZ/0215-2002要求的工业指标进行资源储量计算。1 最低可采厚度为0.90 m。2 最高可采灰分不大于40.03%。3 最低发热量不低于17.0 mJ/kg。4 最高硫分不大于3.04%。5 煤层容重：2#煤层容重为1.51 t/m3。井田内主采煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法进行含量计算。2.2.2工业储量计算井田主采煤层为2号煤。对于地质资源储量的计算，2号煤采用地质块段法进行计算。计算2号煤地质资源储量时，主要是根据煤层倾角大体一致的原则将整个井田划分为4储量块，并分别加以标号、计算。2号煤层储量块段的划分如图 21所示。图 212号煤层储量块段划分各块段的储量可按下式计算： ( 21 )式中Zi各块段储量，万t；Si各块段的煤层面积，m2；Mi各块段煤层的厚度，m；i 各块段煤的容重，均按1.51 t/m3计算。具体计算情况见表 21所示。表 21井田块段储量计算表块号倾角 ()平面面积（m2）煤层面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）储量（万t）1175227279.785466150.564.51.513714.252182421231.542545717.114.51.511729.813113552071.833618655.084.51.512458.884105571971.625657972.814.51.513844.59合计-16772554.7717288495.56-11747.53即矿井地质资源储量为11747.53万t。根据井田内的钻孔布置，在矿井地质资源储量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的（333）。根据煤层厚度、煤质以及其它煤层赋存情况，在探明的和控制的资源量中，85%是经济的基础储量(111b和112b)，10%是边际经济的基础储量(2M11和2M22)，5%是次边际经济的资源量(2S11和2S22)。则矿井工业资源/储量Zg计算如下：Z111b=11747.5360%85%5991.24Z112b=11747.5330%85%2995.62Z2M11=11747.5360%10%704.85Z2M22=11747.5330%10%352.42Z2S11=11747.5360%5%352.42Z2S22=11747.5330%5%176.21由于地质条件简单，煤层赋存稳定，故可信度系数k取为0.85。Z333k=11747.5310%0.85998.54故工业储量为：ZgZ111bZ112b+Z2M11+Z2M22+Z2S11Z2S22Z333k5991.24+2995.62+704.85+352.42+352.42+176.21+998.5411561.3(万t)2.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则（1）工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。（2）各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地煤柱。由于煤层为近水平煤层，故走向与上下山岩层移动角大致相等，取值：走向岩层移动角=74，上山移动角=70，下山移动角=58，表土层移动角=45。（3）围护带宽度是根据矿区建筑物的保护等级划定的。风井属级保护建筑物，故风井场地留设20 m宽的围护带；工业广场属级保护建（构）筑物，留设15 m宽围护带。（4）工业广场占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业广场占地面积指标见表 22。表 22工业广场占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10 万t）240及以上1.01201801.245901.59301.82.3.2井田边界保护煤柱矿井设计资源储量按式（2-3）计算：式中矿井设计资源/储量断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和。按矿井工业储量的3%算。则：11214.5（万t）矿井设计可采储量式中矿井设计可采储量；工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算；C采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。此处取0.80。则：8792.2（万t）2.3.3工业广场保护煤柱本矿井设计生产能力为1.2Mt/a，取工业广场尺寸为320m450 m的长方形。工业广场所在位置煤层倾角为17，其中心处煤层埋藏深度为300m，该处表土层厚度为38m，主井、副井及地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留维护带，宽度为15 m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表 23。表 23岩层移动角广场中心煤层埋深/(m)煤层倾角/()煤层厚度/(m)冲积层厚度/(m)/()/()/()/()300174.53845747058图2-1 工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为：由CAD量的梯形的面积是：478114.01m2 S2煤=478114.01/cos18=502695.84m2则：工业广场的煤柱量为：Z工=SMR式中： Z工工业广场煤柱量，万吨； S 工业广场压煤面积，； M 煤层厚度，4.5m； R 煤的容重, 1.51t/m3。则：Z工=502695.844.51.51=341.58(万t)3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范中规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，三八制作业（两班生产，一班检修），每日两班出煤，净提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1、资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。2、开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模。3、国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据。4、投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力石嘴山金能公司二矿井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层、褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，交通运输便利，市场需求量大，宜建设大型矿井。故确定石嘴山二矿矿井设计生产能力为1.2 Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井设计可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为： ( 31 )式中T矿井服务年限，a； Zk矿井设计可采储量，万t； A设计生产能力，万t； K矿井储量备用系数，取1.4。则矿井服务年限为：T=11386.5/(1201.4)=52.3 a符合煤炭工业矿井设计规范要求。3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型进行校核：1、煤层开采能力井田内2#煤平均4.5 m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综放工作面保产。2、辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，开拓方式为两水平立井暗斜井延伸。主立井采用箕斗提升，副立井采用罐笼辅助运输。运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤转载后经主斜井胶带机提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。辅助运输大巷采用架线电机车运输，局部起坡段采用新型齿轨机车运输，运输能力大，对巷道底板起伏适应性强，调度方便灵活。3、通风安全条件的校核矿井煤尘无爆炸危险性，属低瓦斯矿井。矿井通风方式为：前期中央并列式。4、矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，且一水平有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范关于表 31的有关要求。根据第二章中计算方法可算出一水平可采储量为3879.94万t，一水平服务年限为32.3a。从下表可知，满足规范。表 31新建矿井设计服务年限矿井设计生产能力(Mt/a)矿井设计服务年限(a)第一开采水平设计服务年限(a)煤层倾角456.0及以上70353.05.060301.22.4502520150.450.9402015 154 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤从地面向地下开拓一系列巷道进入煤层从而建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方案进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究：1、确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2、合理确定开采水平的数目和位置；3、布置大巷及井底车场；4、确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5、进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6、合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1、贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量，尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2、合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3、合理开发国家资源，减少煤炭损失。4、必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5、要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6、根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1井筒的确定包括主井、副井及风井的形式、数目、位置及坐标的确定。1、井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。各形式井筒的优缺点及适应条件见如下分析：（1）平硐优点：井下运输环节少，系统简单，费用低，地面工业广场设施简单，施工条件好，施工速度快，井巷工程量少，加快建井周期，少留工业广场保煤柱。缺点：受地形迹埋藏条件限制。适用条件：只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。（2）斜井优点：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；提升能力大，可做为安全出口。缺点：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。适用条件：煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊施工的缓倾斜、倾斜煤层（3）立井优点：立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。缺点：立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。适用条件：不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制。本矿井煤层倾角较大，平均14，为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小，地势高低起伏明显，表土层很薄；不具备平硐开拓条件，但可以采用立井开拓或斜井开拓或者是两种开拓方式组合。2、井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。（3）井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。因为低瓦斯矿井，井田面积较小，表土层厚度小，不宜用边界式通风，所以将风井设计在工业广场。共计三个井筒。4.1.2 井筒位置的确定采（带）区划分（1）井筒位置的确定原则1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门的工程量要尽量少；2）有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；3）井田两翼的储量基本平衡；4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；图4-1 采带区划分示意图5）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的威胁；6）工业场地宜少占耕地，少压煤；7）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。（2）井筒位置的确定本矿井走向长度较大地势平坦,主副井筒布置在储量中央,且两井筒的地面标高大于历年最高洪水位标高。具体采区、带区划分见图4-1。4.1.3 工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据表2-2工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为14.4公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向。根据制图规范1：5000的图按320m* 450m绘制。4.1.4 开采水平的确定本矿井主采煤层为2号煤层。2号煤层属缓斜煤层，平均倾角为14,煤层有露头，煤层埋藏最深处达+400m，垂直高度达700m。根据煤炭工业设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350m，针对于本矿井的实际条件，决定煤层的阶段垂高为350m左右。由于本矿井瓦斯,涌水较小,考虑到井田范围不大,所以本矿井可采用两水平的开采方式。4.1.5 矿井开拓方案比较（1）提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，如图4-2，分述如下：方案一：立井两水平暗斜井延伸（岩石大巷)主、副井均为立井，布置于井田中央偏浅部，大巷布置在岩层当中。方案二：立井两水平直接延伸（岩石大巷) 主、副井均为立井，布置于井田中央偏浅部，大巷布置在岩层当中。方案三：斜井两水平暗斜井延伸（岩石大巷）主、副井均为斜井，布置于井田浅部，大巷布置在岩层当中。方案四：斜井两水平暗斜井延深（煤层大巷）主、副井均为斜井，布置于井田浅部，大巷布置在煤层当中。（2）技术比较以上所提四个方案中，井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度以及一、二水平采区和带区布置总体一致。区别在于二水平的开拓方式不同而引起部分基建、生产经营费用不同。图4-2 开拓方案示意图四个方案中都采用岩石大巷，这样增加了岩石巷道的掘进，使后期基建费用加大；增加了设备的配备；维护费用；但其优点显而易见：减少了大巷保护煤柱，运输系统干扰降低，各种运输畅通。方案一、二中，区别在于而水平的延伸方式。两方案相比，方案一需多开立井井筒、阶段石门和立井井底车场，并相应的增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。方案二则多开暗斜井井筒、暗斜井的上、下部车场和阶段石门；并相应的增加了斜井的提升和排水费用。通过比较选择方案一。粗略比较详见表4-2。表4-2 一、二方案粗略估计费用方案一方案二基建费用暗斜井开凿9842110610-49842492510-42076.832452.62立井开凿23002509710-41505.82石门27131545410-42203.74石门217481880510-46574.23斜井车场80090010-472.00立井车场100090010-490.00小计6805.19小计8170.05生产费用立井提升1.24902.360.4381.64122.69立井提升1.24902.360.7381.66946.45暗斜井提升1.24902.360.9840.422431.26斜井提升00石门运输1.24902.360.7130.3811598.09石门运输1.24902.361.7480.3813907.61排水6512436529.180.2810-44659.38排水6512436529.180.3210-45325.01小计12811.42小计16179.07合计费用(万元)19616.61费用(万元)24349.12百分率100.0%百分率124.1%方案三、四中，区别在于大巷的布置位置。方案三中大巷布置在岩层中，这样就导致岩石掘进量高，开拓费用增加，开拓准备时间增加，但其优点突出：维修费用低，可以定向取直，有利于辅助运输工具的使用，安全性高，保护煤柱少。有利于提高煤炭采出率。方案四中，轨道大巷布置在煤层中，掘进容易，速度快，费用低；开拓准备时间短。但后期的维护费用较高；保护煤柱损失大；当每层起伏、褶曲较多时，运输能力会相应降低。经粗略估算，两方案中取方案三。详见表4-3。表4-3 三、四方案粗略估计费用方案三方案四基建费岩石大巷4454508710-4=2265.75煤层大巷4454422010-4=1879.59维护费岩石大巷1.2445467.022010-4=716.42煤层大巷1.2445467.023510-4=1253.73总 计费用/万元2982.17费用/万元3801百分数(%)1000%百分数(%)127.5%以下需要对方案一、三进行详细技术经济比较。方案一与方案三的详细经济比较见表 44、45、46和表 47，其最终汇总见表 48。由经济比较可以看出，立井开拓与斜井开拓相比而言，斜井的费用比立井的费用多出19%，后期开拓方式都是暗斜井延伸，费用相差不多，总的建井费用相比，方案三比方案一多3%；从经济费用来比较，方案一比方案三高出10%。但是，整体来看，两方案费用相差不多。而在本设计中，两方案大巷布置数目及位置相同，综合考虑，确定本矿井开拓方案采用立井两水平暗斜井延伸的开拓方式。表4-4 方案一和三的建井工程量方 案方案一：立井两水平暗斜井延伸（岩石大巷）方案三：斜井两水平暗斜井延伸（岩石大巷）初期主井井筒/m438+201240+20副井井筒/m438+51240+5井底车场/m10001000机轨合一大巷/m550550辅助运输大巷/m550550后期主井井筒/m984744副井井筒/m984744井底车场/m800800机轨合一大巷/m32003200辅助运输大巷/m32003200表4-5 生产经营工程量项目方案一：立井两水平暗斜井延伸（岩层大巷）项目方案三：斜井两水平暗斜井延伸（岩层大巷）运输提升/万tkm工程量运输提升/万tkm工程量大巷运输1.24902.361.88=11059.72大巷运输1.24902.361.88=11059.72车场运输1.24902.361=5882.83车场运输1.24902.360.8=4706.27立井提升1.24902.360.438=2576.68斜井提升1.24902.361.24=7294.71排水/万m3651876029.1810-4=16640.65排水/万m3651876029.1810-4=16640.65维护/am255029.18=32098维护/am255029.18=32098表4-6 基建费方案项目方案一：立井两水平暗斜井延伸（岩层大巷）方案三：斜井两水平暗斜井延伸（岩层大巷）工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元前期主井井筒表土段383902.314.831112158.123.95基岩段4202509.7105.4111492110.6242.51副井井筒表土段384771.618.131112158.123.95基岩段4052509.7101.6411342492.5282.65机轨合一大巷岩巷5504220.8232.145504220.8232.14辅助运输大巷岩巷5504220.8232.145504220.8232.14井底车场岩巷10005087.0508.708005087.0406.96小计1212.991444.3后期主斜井井筒9832158.1212.147442158.1160.56副斜井井筒9832158.1212.147442158.1160.56机轨合一大巷岩巷32004220.81350.6632004220.81350.66辅助运输大巷岩巷32004220.81350.6632004220.81350.66井底车场岩巷16005087.0813.9216005087.0813.92井底石门岩巷7131545.4110.199331880.5175.45小计4049.714011.81合计5262.75456.11表4-7 生产经营费项目方案一：立井两水平暗斜井延伸（岩层大巷）方案三：斜井两水平暗斜井延伸（岩层大巷）工程量/万tkm单价/元/t.km费用/万元工程量/万tkm单价元/t.km费用/万元大巷运输11059.720.44423.8911059.720.44423.89车场运输5882.830.42353.134706.270.41882.51主井提升2576.681.64122.697294.710.42917.89小计10988.719224.29排水16640.650.46656.2616640.650.46656.26维护320982064.2320982064.2合计17709.1715944.75表4-8 费用汇总表方案项目方案一：立井两水平暗斜井延伸（岩层大巷）方案三：斜井两水平暗斜井延伸（岩层大巷）费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费1212.991001444.3119.07后期建井费4049.711004011.810.991基建工程费5262.71005456.11103.68生产经营费17709.1710015944.750.90总费用24184.8610022834.220.9444.2 矿井基本巷道4.2.1井筒由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，在井田浅部设置风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及风井均采用圆形断面。1、主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5 m，断面积33.18m，井筒内装备一对12 t的双箕斗，井壁采用砌碹支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通迅信号电缆，人行台阶等设施。主井断面和主要参数如图4-2。2、副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.5 m，断面积44.18m，井3 t矿车双层单车罐笼带平衡锤，井壁采用砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井断面和主要参数如图4-3。3、风井风井位于矿井中央上边界保护煤柱内，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径5.0 m，净断面19.63 m，采用预制管柱支护方式，井壁厚度达400mm，风井断面和主要参数如图4-4。4、风速验算所选定的副井作为进风井，南、北风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第九章矿井通风与安全的风速验算可知，所选的井筒符合风速要求14351435130090097597521003852100240501450155050050井 筒 特 征井 型井 筒 直 径井 深净 断 面 积基岩段毛断面积表土段毛断面积1.2 Mt/a474 m33.18 m64.90 m72.38 m提升容器井筒支护 一套12t双箕斗 一套12t单箕斗带平衡锤 混凝土砌碹厚500 mm 冻结段井壁厚1450-1550 mm 充填混凝土厚50 mm65006.5 m222图4-2 主井井筒断面图2750536020204310井 筒 特 征井 型井 筒 直 径井 深净 断 面 积基岩段毛断面积表土段毛断面积1.2 Mt/a474 m44.18 m56.75 m81.71 m提升容器井筒支护一对3t矿车双层单车罐笼带平衡锤 混凝土砌碹厚500 mm 冻结段井壁厚1350 mm 充填混凝土厚50 mm7.5 m222750013505050050440016467501646170023961700图4-3 副井井筒布置图500040050410501100110065100900351550400井 筒 特 征井 型井 筒 直 径井 深净 断 面 积基岩段毛断面积表土段毛断面积1.2 Mt/a5.0 m474 m19.63 m 27.34 m27.52 m222图4-4 风井井筒布置图4.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区或带区。1、井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：(1) 大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。(2) 当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。(3) 当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。(4) 采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，副井、井底车场铺轨以矿车辅助运输，大巷辅助运输为电机车，井底车场布如图4-5。2、空重车线长度大型矿井的副井空重车线的长度应为1.01.5列车长。辅助运输采用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车运输，其尺寸为240010501200。电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车，其尺寸为450010601550。每列车15节车厢。一列车的长度：L450024001540.5 (m)副井空重车线的长度L1：L140.51.5=60.75m所选车场的副井空重线的长度均130 m，长度均大于60.75 m，所选的车场符合要求换装站硐室用于材料、设备的换装，长度为80 m，可同时对两套电机车进行换装，硐室内一端布置2台40 m行程的10 t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备换装，另一端布置2台一组的20 t电动葫芦桥式起重机用于支架等重型设备的换装。112234567118991010图4-5 井底车场平面图1-主井；2-副井；3-中央变电所；4-中央水泵房；5-水仓6-运输大巷；7-轨道大巷；8-等候室；9-主、副井联络巷；10-进风联络巷；11-卸载站；12-煤仓3、调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。4、硐室(1) 主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为5454 t，所以需要煤仓容量为818.1 t，设置一个直径为7 m，高16 m的圆筒煤仓，总容量约874.4 t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。(2) 副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。水仓水仓的主仓和副仓之间距离为20 m。矿井正常涌水量为320 m3/h，最大涌水量为340 m3/h，所需水仓的容量为：Q0=3408=2720 (m3)根据水仓的布置要求，水仓的容量为:Q=SL （4-1）式中：Q水仓容量，m3；S水仓有效断面积，8.15 m2；L水仓长度，338.26 m；Q=8.15338.26 =2756.82 (m3)由上面计算得知：QQ0，故设计的水仓容量满足要求。(3) 其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。4.2.3主要开拓巷道(1) 运输大巷此巷内有皮带输送机输送机运输煤炭，以便于胶带输送机的的维修，同时也作回风大巷使用，断面需要满足一定的要求。不设专用人行道。B1=b+d1 （4-2）式中：B1运输大巷宽度，mm； b输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取840 mm，采区巷道一般取300500 mm； d1胶带输送机宽度，d11400+120 mm； B11520+840+8403200 mm运输大巷的断面和特征表如图4-6，回风石门选用的断面与运输大巷相同。(2) 轨道大巷此巷为一条双轨道大巷，并作进风巷使用，设人行道。 B2=a+b+d1+d2+ c （4-3）式中：B2轨道大巷宽度，mm；a人行道宽度，取2180 mm；b车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取500 mm；d1、d2架线电机车的宽度，d1d21060 mm；c架线电机车的间距，800 m。B2=2180+500+1060+1060+8005600 (mm)轨道大巷的断面和特征表如图4-7。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及规程第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。4.2.4巷道支护根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷和辅助运输大巷都布置在岩层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用架线式电机车牵引1.5吨固定厢式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运输大巷）均采取锚喷支护，能够提高巷道围岩强度，防止围岩强度恶化，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前苏联经验表明，由锚杆和喷射混凝土组成的巷道，可使每米巷道的刚才消耗量降低40100 kg，劳动力消耗比拱形支架减少60%，缩小巷道断面，从而加快巷道掘进速度。（半圆拱，锚喷。B=3200）1:50围岩类别断面/m2掘进尺寸/m喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深直径岩石8.28.934003000100100矩形80024002210.84-6 运输大巷断面图（半圆拱，锚喷。B=5600）1:50围岩类别断面/m2掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深直径岩石20.9934.7456003950250250矩形80024002217.54-8 轨道大巷断面图5 准备方式采区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1采区位置设计首采采区为东一采区。5.1.2采区煤层特征采区所采煤层为2号煤层，煤层结构简单，赋存稳定，其煤层特征：为黑灰黑色，条痕为黑色黑棕色，油脂、玻璃光泽，参差状断口，内外生裂隙发育，裂隙中常见有方解石或黄铁矿薄膜。煤为条带状结构，层状构造。煤层平均厚度4.5m，煤层平均倾角14。煤的容重1.51 t/m3。采区的相对瓦斯涌出量0.77 m3/(td)，绝对瓦斯涌出量1.84 m3/min，该采区属于低瓦斯采区。本采区机掘的最大最小煤尘浓度和平均浓度为337.8 mg/m3、136.8 mg/m3、189.4 mg/m3，本区各可采煤层煤尘爆炸指数为14.8344.41%，煤尘具爆炸性。井田内煤层的自燃发火期一般为36个月，矿井自燃发火等级为二级。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况2层煤顶板：老顶为K7砂岩，一般厚10m左右。一区6、103两孔附近，107、108孔一带及深部的121、155孔一带老顶砂岩与2层煤直接接触，岩性较松散，多为高岭质胶结，其它为粉砂岩或泥岩成为煤层的直接顶板，厚0.197.29m，一般为二类有周期来压顶板。2层煤底板：在北部粉砂岩与泥岩相间，厚19.75m，南部则以粉砂岩为主一般厚度大于1m。5.1.4水文地质采区内水文地质条件较复杂，预计最大涌水量不超过977m3/h。5.1.5地质构造采区内地质构造简单，煤层倾角1622，平均18。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区位置及范围首采采区东北一采区位于井田断层东北方向，东南一煤层露头线保护煤柱为边界，西北以工业广场保护煤柱和人为划定的边界为界，西南以断层保护煤柱为边界。与东北三采取和西南二采区相邻。该采区东北与西南方向的平均走向长度约3072 m，东南与西北方向的平均倾向长度约1202m。5.2.2采煤方法及工作面长度的确定首采采区煤层平均厚度为4.5m，倾角18，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采一次采全高采煤法。首采区段宽220 m，长3930 m。根据规范规定：综采面长度一般不小于150 m。但结合本矿井的实际情况但结合本矿井的实际情况，确定采区工作面的长度平均为160m。因此采区一共划分为5个区段。5.2.3确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式1、尺寸区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，由此确定区段运输平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，均采用留10m煤柱双巷掘进。2、支护方式采用锚网支护，锚索补强，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。3、掘进通风采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。为了防止回风短路，在两区段巷道设置风门，具体位置见采区巷道布置图。5.2.4煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、区段之间保护煤柱。井田一水平内布置两个采区，采区两边各留设10m采区边界煤柱。水平运输大巷和轨道大巷布置在岩层中，水平间距30 m，外侧各留设30 m保护煤柱。采区轨道上山和运输上山布置在岩层中，水平间距40 m，外侧各留设30 m保护煤柱。采区内地质构造情况简单，无大断层、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造。各区段巷道采用双巷布置与掘进，两巷间留10米的区段煤柱。5.2.5采区巷道的联络方式由于矿井采用中央并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，轨道大巷承担进风和辅助运输，运输大巷承担回风和运煤，通过采区下部车场和运输上山和轨道上山相连接。在采区内部，各个区段共用一个采区煤仓，具体布置见采区巷道布置图。5.2.6采区接替顺序采区呈两翼布置，因此可以在开采区段一翼的同时准备另一翼。5.2.7采区生产系统1、运煤系统工作面区段运输平巷采区运输上山采区煤仓运输大巷井底煤仓主井地面。2、运料系统地面副立井井底车场轨道大巷采区下部车场采区轨道上山采区上部车场区段轨道平巷工作面。3、通风系统地面副井轨道大巷采区下部车场采区轨道上山采区中部车场区段运输平巷工作面区段轨道平巷采区运输上山采区下部车场运输大巷回风石门中央风井。4、排矸系统与运料系统路线相反。5、供电系统地面变电站副井中央变电所运输大巷采区运输上山区段运输平巷工作面。6、排水系统工作面区段运输平巷采区轨道上山轨道大巷井底车场副井地面。5.2.8采区内巷道掘进方法采区内所有工作面平巷均沿底板掘进，采用综合机械化掘进，选用EL90型掘进机、ES650型转载机、SSJ650/222（SJ44型）可伸缩带式输送机、STD800/40型（SD40P型）带式输送机、JD114调度绞车、JBT522局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。巷道的拐弯半径必须与所选机型能达到的拐弯半径相吻合，因为可伸缩带式输送机的最小铺设长度为80 m，所以，在初始掘进的80 m巷道中，机后的物料运输不能采用可伸缩带式输送机只能采用矿车。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：用局部通风机。用压入式通风方式。5.2.9采区生产能力及采出率1、采区生产能力由于大采高工作面产量大，只布置一个大采高工作面即可满足矿井产量要求。工作面工作制度采用“三八”工作制，即两班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.6 m，往返一次割两刀，即两个循环，每班4个循环。1）、大采高工作面的生产能力，按下式计算：A0=LV0MC0 （5-1）式中：A0工作面生产能力，Mt/a；L工作面长度，160m；M煤层厚度，4.5m；V0工作面年推进长度，1584 m； 煤层容重，1.51t/m3；C0工作面采出率，取C00.97。A0=16015844.51.510.97=1.67 (Mt/a)2）、采区生产能力 AB=k1k2A0 （5-2）式中：AB采区生产能力；k1采区掘进出煤系数，取k1=1.1；k2工作面间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1，故k2=1；A0工作面生产能力，1.67 Mt/a。AB=1.111.67=1.837(Mt/a)矿井设计井型1.2 Mt/a，采区生产能力1.837 Mt/a，因此能满足矿井的产量要求。4、采区采出率采区内留设有煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，故有煤柱损失，工作面回采中有落煤损失，还有其它不可预知的煤炭资源损失，因此采区实际采出煤量低于实际埋藏量。采区实际采出煤量与采区工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算： （5-3）东北一采区工业储量为：3227.75万t。东北一采区煤炭损失量为：93.2+70.1+88.4=251.7万t考虑到工作面回采中有落煤损失则采区实际采出煤量=（3227.75-251.7）97%=2886.77万t则：采区采出率=2886.77/3227.75100%=89.4%根据煤炭工业设计规范规定：采区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采采区采出率为0.894，符合煤炭工业设计规范规定。5.3采区车场选型设计5.3.1确定采区车场形式采区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三类。因为煤层倾角比较大，为减少岩石工程量，方便调车，故采用甩车厂，具体如图5-2。采区中部车场基本形式有：甩车场、吊桥式车场和甩车道吊桥式车场三类。当上山倾角小于和等于20时，应采用甩车场，具体如图5-3。这种车场提甩车时间短，操作劳动强度小，矿车能自溜，提升能力大；甩车道处易磨钢丝绳。如图5-3。图5-2 采区上部车场1- 运输上山；2-轨道上山；3-绕道山；4-区段轨道平巷；5-甩车道；6-绞车房图5-3 采区中部车场1- 运输上山；2-轨道上山；3-绕道；4-甩车道；5-区段轨道平巷；6-上区段运输平巷大巷采用胶带输送机运煤，由溜煤眼溜到胶带输送机上，采区下部车场如图5-4。图5-4 采区下部车场1-运输大巷；2-轨道大巷；3-绕道；4-轨道上山；5-运输上山；6-材料车场；7-行人斜巷；8-溜煤眼5.3.2采区主要硐室布置1、绞车房绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.02.5 m，本矿取2.5 m；二是通风巷道，宽度一般为1.22.5 m，本矿取2.0 m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为34.5 m。本矿取4 m。2、采区变电所采区变电所应设在采区用电负荷集中的地方，故放在两条上山之间。高压电气设备与低压设备应分别在一侧布置，变电所尺寸一般是根据变电所内设备布置、设备外形尺寸、设备维修和行人安全空隙来确定的。故硐室宽度取3.6 m；长度取20 m；硐室高度取3.5 m，通道高度取2.5 m。硐室断面形状为半圆拱，采用不可燃材料支护和混凝土砌筑支护。硐室与通道相连处，设有向外的防火栅栏两用门。3、采区煤仓根据采矿工程设计手册第2877页关于采区煤仓容量的计算，当采区上山和运输大巷采用输送机连续运输时，煤仓容量为上山输送机0.5 h的运量。本采区运输大巷和运输上山有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土砌碹支护，壁厚300 mm，其容量为 Q=Q0+LMBC0 （5-4式中：Q煤仓容量，t；Q0防空仓漏风留煤量，取10 t；L割煤机半小时运行距离，80 m；M煤层厚度，4.5 m；B进刀深度，0.6 m；煤的容重，1.51 t/m3；C0工作面的采出率，取0.97。Q=10+804.50.61.510.97=326.38 (t)煤仓的断面半径R：=2.8 (m)。所以采区煤仓断面直径取6.0m，煤仓高度9.0 m，煤仓容量为326.38 t，能够满足要求。6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为2煤层，平均厚度4.5m, ，煤层平均倾角18，为缓倾斜煤层，结构较复杂，一般有3层夹矸，赋存稳定。采区内无大断层影响。煤质硬度为23，煤的容重为1.51 t/m3。老顶为K7砂岩，一般厚10m左右。一区6、103两孔附近，107、108孔一带及深部的121、155孔一带老顶砂岩与2层煤直接接触，岩性较松散，多为高岭质胶结，其它为粉砂岩或泥岩成为煤层的直接顶板，厚0.197.29m，一般为二类有周期来压顶板。采区绝对瓦斯涌出量为1.84 m3/min，瓦斯含量低，本区煤的自燃发火期为36个月，矿井自燃发火等级为二级，有煤尘爆炸危险性。正常涌水量为651 m3/h，最大涌水量为977 m3/h。6.1.2确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1、分层综采工艺的特点(1) 优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.03.5 m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到9397%以上。缺点：(2) 缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2、放顶煤工艺(1) 优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；(2) 缺点：煤损多，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自燃发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大 。3、一次采全高工艺(1) 优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率低；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。(2) 缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易偏帮；采高固定，适应条件单一。比较上述3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步选择放顶煤开采工艺或一次采全高工艺，本矿井煤质较硬，放煤比较困难，且放顶煤工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚为4.5 m，赋存稳定，因此选择一次采全高较合理。6.1.3回采工作面参数从高产高效、一井一面、集中生产的综采发展趋势要求出发，增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，运输巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术先进、性能优良、可靠性高，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综采优势。 根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进；工作面长度平均为为160m，区段长平均为2774 m；煤厚4.5 m。区段运输平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm。工作面配套设备见表6-1。表6-1 工作面配套设备序号项目设备型号备注1采 煤 机SL500选用一次采全高成套设备2液压支架DBTSchitd 255/50 243193刮板输送机PF4-11326.1.4回采工作面破煤、装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入刮板输送机。结合矿上实际使用情况，工作面选用德国艾克夫公司生产SL500无链液压双牵引采煤机，德国DBT生产的SGZC764/500型刮板输送机。采用双向割煤工艺方式，即采煤机往返一次为两个循环。采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机、乳化液泵站和喷雾及冷却泵站技术特征见表6-2、6-3、6-4、6-5、6-6和6-7。进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀。进刀方法：机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.6 m后停机；将支架拉过并顺序移刮板输送机顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾）、移溜。机组进刀总长度控制在50 m左右，进刀方式如图6-1所示。图6-1 采煤机斜切进刀示意图1-采煤机；2-刮板输送机表6-2 SL500型采煤机技术特征项 目单 位数 目制造厂家德国 艾克夫公司采 高m2.75.2截 深m0.6滚筒直径m2.7滚筒中心距m12.125截割功率kW2750牵引速度m/min031.8牵引功率kW290机面高度m2.2卧底量m0.400生产能力t/h4000表6-3 PF4-1132型刮板输送机技术特征项 目单 位数 目制造厂家德国 DBT公司主机质量t550生产能力t/h2500运输机长度m215总装机功率kW1400链 速m/s1.28中部槽尺寸mm1750988284表6-4 PF4-1332转载机技术特征项 目单 位技术 特征生产能力t/h2750运输机长度m27.5总装机功率kW315链 速m/s1.54长 度m27.5宽 度m2.9中部槽尺寸长mm1500宽mm1188高mm284表6-5 Wb1418破碎机技术特征项 目单 位技术 特征通过能力t/h3000整机重量t19总装机功率kW315电压等级V1140入料口尺寸mmmm1700900出料块度mm250450可截割煤硬度10 Mpa8表6-6 EHP-3K200乳化液泵站技术特征项 目单 位技术 特征流 量L/min309柱塞数量个3总装机功率kW200电压等级V1140质 量Kg1200有效容积L2500储液箱L2000表6-7 EHP-3K300喷雾及冷却泵技术特征项 目单 位技术 特征流 量L/min516压 力Mpa13.2总装机功率kW125电压等级V1140质 量Kg1500水箱容积L22006.1.5回采工作面支护方式1、支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用德国DBT公司生产的二柱式掩护支架及其相配套的端头支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架2架，中间架92架，端头架2架，共计96架，支架技术特征见表6-8。2、支架高度的确定(1) 最大高度： Hmax=hmax+S1 （6-1）式中：Hmax支架最大支护高度，m； hmax煤层最大采高，m； S1伪顶或浮煤冒落厚度，m。Hmax=5.2+0.3 =5.5 (m)(2) 最小高度 Hmin=hmin-S2-a-b （6-2）式中：Hmin支架最小支护高度，m； hmin煤层最小采高，m； S2顶板最大下沉量，取200 mm； a支架移架所需最小下降量，取50 mm。 b浮煤厚度，取50 mm。 Hmin=2.70.20.050.05=2.4 (m)3、支架支护强度的验算支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力P应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度p按工作面最大采高的48倍进行计算，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。本矿井顶板周期来压不明显且顶板中等稳定，故可以取最大采高6倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算。P=6HRgS （6-3）式中：H工作面最大采高，4.5 m；R上覆岩层密度，2.5103 kg/m3；F计算工作阻力，kN；S支架支护面积，8.85 m2。P64.52.51039.88.855854.28 (kN)经演算，P不大于支架额定工作阻力的80%，所以该支架能够满足支护要求。根据综采生产管理手册规定，直接顶板中等稳定时，初撑力一般为工作阻力的50%80%，取70%，初撑力P0： P0=863870% （6-4） =6046 (kN)由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力为6088kN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。表6-8 液压支架技术特征项 目单位数目型 号DBTSchitd 255/550 24319型 式二柱支撑掩护式支撑高度m4.55.5支架宽度m1.611.82中心距m1.75初撑力kN23044工作阻力kN8638支护强度MPa1.1泵站压力MPa31.535.7支架重量t27.5支护面积 m28.85支架最大长度m7.515制造厂家德国DBT公司4、顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。5、移架及推移刮板输送机方式液压支架移架方式及刮板输送机推移方式有多种：(1) 支架可实现的四种移架方式：邻架自动顺序移架；成组顺序移架；采煤机和支架联动移架；手动移架。(2) 工作面可实现的四种推移刮板输送机方式：双向邻架推移；双向成组推移；采煤机割煤后自动拉架并推移；手动推移。主采煤层顶底板较稳定，条件较好，为了提高移架速度，采用成组顺序式移架，每3架支架分为一组，组内联动，整体移架，组间顺序前移；推移刮板输送机采用双向成组推移，每组设置为12架。拉架滞后底滚筒23架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架（滞后上滚筒23架），以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要要及时拉过超前架并打出护帮板；6.1.6端头支护及超前支护方式1、机头、机尾贴帮柱及切顶柱打法及要求机头打一排贴帮柱，从切顶线向外打10 m，柱距1.0 m，帮要背实；当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离小于1 m时，打两根切顶柱，单体柱均匀布置；当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离大于1 m时，打密集柱切顶，柱距200 mm，并且迎山有力。2、超前支护工作面采用FLZ3820/110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。(1) 区段轨道平巷的超前支护从煤壁线向外40 m超前支护，为两排支设，离工作面煤柱侧100 mm打40 m一排单体柱，柱距1 m；另一侧距煤柱100 mm打40 m一排单体柱，柱距1 m。(2) 区段运输平巷的超前支护从煤壁线向外40 m超前支护，为一排支设，距转载机外侧500 mm左右（人行道侧），柱距1 m。(3) 机尾上隅角通风需要在机尾打木垛留通风通道，木垛紧靠支架，木垛距离不超过3 m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。3、超前支护管理(1) 超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。(2) 超前支护处满足高不低于1.8 m，宽不低于0.8 m的安全出口和运送物料通道。(3) 当机组行至工作面两头距巷道15 m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。(4) 在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0 m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50 m回收，备品备件码必须放在工作面70 m以外。6.1.7各工艺过程注意事项1、割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1 m，最突出部分不超过150 mm；长度在1 m以下，最突出部分不超过200 mm）。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50 mm。机头、机尾各10 m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。2、移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100 mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350550 mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。3、推移刮板输送机要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头、机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.6 m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移刮板输送机困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。4、清煤质量标准工作面没有超过100 mm的碳块。清煤工必须滞后移刮板输送机10架支架，距采煤机大于50 m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。5、对工作面端头架支护的管理工作面机头采用2台端头支架，机尾采用2台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护40 m段是压力集中区，特制订以下管理措施。(1) 端头支架必须达到初撑力。(2) 端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。(3) 当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。6、采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8 m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。7、提高块率、保证煤质的措施(1) 在各转载点落煤处加设缓冲装置。(2) 在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在4 m/min左右。(3) 破碎机锤头高度保持在150200 mm之间。(4) 机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。(5) 停机时及时停水，若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。(6) 在区段运输平巷皮带机头处加设除铁器。(7) 各级运输机司机严格把关，禁止杂物（板皮、木料）进入运煤系统。8、顶板维护及矿压观测措施工作面及区段巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面40 m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。6.1.9回采工作面正规循环作业1、劳动组织形式劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、推移刮板输送机、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面采用一次采全高开采工艺，设计采高为4.5 m，工作面沿底板推进，表6-9 劳动组织配备表序号项 目班 次定 员备 注生产一班生产二班检 修 班1采 煤 机 司 机2226工作面采用“三八制”2移架推输送机工22263刮板输送机司机11134转 载 机 司 机11135泵 站 司 机11136皮带输送机司机3312187端 头 维 护 工334108清 煤 工22049看 电 缆 工110210班 长333911验 收 员110212电 工115713库 工003314合 计21213476机头、机尾各10 m随巷道顶底板平缓过渡。循环进尺0.6 m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作业（两班生产，一班检修），均执行现场交接班制，每班有效工时为8 h。循环方式为生产班每班进3个循环，日进6个循环。24小时正规循环作业图表，见工作面层面图。劳动组织配备表见表6-9。2、技术经济指标循环产量按下列公式计算： Q1=L1SM1C （6-5） Q2=L2SM2C （6-6） Q=Q1+Q2 （6-7）式中：Q1割4.5 m采高段一刀煤产量，t；Q2割过渡段一刀煤产量，t；Q循环产量，t； L1工作面4.5 m采高段倾斜长度，m；L2工作面过渡段倾斜长度，m；S循环进尺，0.6 m；M1工作面中段采高，4.5 m；M2工作面过渡段采高，取平均值4.35 m；煤的容重，1.51 t/m3；C工作面可采范围内回采率，取93。Q1=(160-20)0.64.54.510.93=530.83 (t)Q2=200.64.351.510.93=73.3 (t)循环产量：Q=Q1+Q2 =530.83+73.3=604.13 (t)日产量：日产量=Q日循环数 =604.138 =4833.04 (t)3、工作面成本(1) 工作面工人效率=工作面日产量/在册人数 =4833.04/76 =63.6 (t/工)(2) 工作面吨煤成本工作面吨煤成本C由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。a、设备折旧费C1设备折旧费C1=(固定资产原值总和-设备残值)/(使用年限)各种设备的年折旧费见表6-10：b、工资C2工资费包括基本工资费、附加工资、奖金。人均工资每工300元，工效为63.6 t/工，工资费C2为：C2=300/63.6 =4.7 (元/t)表6-10 设备年折旧费用表设备名称型号数目折旧费（元/t）液压支架DBTSchitd 255550 24319960.524采煤机SL50010.884刮板输送机PF4-113210.578刮板转载机PF4-133210.546破碎机Wb141810.614可伸缩皮带机SST10.161乳化液泵EHP-3K20010.134采煤机喷雾泵EHP-3K30010.132隔爆移动变电站KSGZY-630/610.163合计53.91c、材料费C3材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、坑袋费用以及其它材料费用，综采面材料费C3一般为8.0元/t。d、电费C4电费单价为0.45元/Kwh。电力费=单价（动力用电消耗+照明用电消耗）=0.45(4.23+1.50)=2.58元/t工作面吨煤成本C=设备折旧费C1+工人工资C2+材料费C3+电力消耗费C4=53.91+4.7+8.00+2.58=69.19 (元/t)工作面主要技术经济指标见表6-11。表6-11 工作面主要技术经济指标序号项 目单位数量备注1工作面长度m160工作面采用“三八制”2采煤厚度m4.53煤层倾角()184采 高m4.0/4.55煤层容重t/m31.516循环进度m0.67日循环个数个88吨煤成本元69.199月产量万t14.510日产量t4833.0411日出勤人数个7612直接工效t/工63.613回采率%936.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式1、布置方式工作面相对瓦斯涌出量0.77 m3/td，绝对瓦斯涌出量1.84 m3/min，生产能力为1.2 Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，区段运输平巷布置带式输送机，运煤兼进风，区段回风平巷布置轨道，辅助运输兼回风。采用连续采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。2、煤柱尺寸区段平巷采用留10m煤柱双巷布置，采区两侧边界各留10m的采区边界保护煤柱。6.2.2回采巷道参数1、巷道参数区段、联络巷断面均为4 m宽，3.5 m高。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，皮带平巷布置1400 mm宽的皮带运煤，运输平巷布置排水管路和动力电缆。图6-2 区段运输平巷断面图2、支护各平巷断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为4.0 m，高为3.5 m，设计掘进断面为和17.5 m2，净断面为14 m2。(1) 顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.4米，杆尾螺纹为M22，规格型号20#M222400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335（先放），另一支规格为Z2360（后放），钻孔直径为28 mm，锚固长度为1300 mm。钢筋托梁规格：采用16 mm的钢筋焊接而成，宽度为100 mm，长度4.8 m，规格型号为1648001006。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508 mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5050 mm、5.51.1 m。锚杆布置：锚杆排距1 m，每排13根锚杆，间距900 mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮400 mm。锚索：单根钢绞线，15.24mm，长度7.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335（先放），两支规格为Z2360（后放）。锚索矩形布置，每排1根，距帮2.3m。图6-3 区段轨道平巷断面图(2) 巷帮支护锚杆形式和规格：平巷煤柱侧为18 mm圆钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M20，规格型号为18M202000；工作面一侧煤帮为18mm玻璃钢锚杆，长度2 m，杆尾螺纹为M16，规格型号为18M162000。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度690 mm。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1201206 mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为20030050 mm的柱帽，中心孔直径为30 mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10。网片规格：平巷煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮, 规格型号：5050 mm、3.01.1 m；工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆加挂铁丝塑料编织网护帮，不采用金属网。锚杆布置：锚杆排距1 m，每帮每排13根锚杆，间距900mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板400mm。起锚高度2100mm，起锚锚杆与水平线成15。帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。区段运输平巷和区段回风平巷支护断面图如图6-2和6-3。7 井下运输7.1概述7.1.1井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据见表7-1。表7-1 井下运输设计的原始条件和数据序 号项 目单 位数 量备 注1设计生产能力Mta-11.2瓦斯涌出量为相对值2工 作 制 度“三八”制3日净提升时间h164年 工 作 日d3305煤层平均厚度m4.56煤层平均倾角（）187煤 的 容 重t/m31.518瓦斯涌出量m3/(td)0.779矿井瓦斯等级低10煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险性7.1.2运输距离和货载量区段平巷平均运距1786 m，采区运输上山平均运距774 m，最大运距1128 m，大巷运距1111 m，故从工作面到井底车场的最大运距为2242 m。表7-2 采区辅助运输量序 号项 目单 位数 量备 注1运 送 人 员人/班均取平均值2材料、设备正 常 生 产t/班52工作面安装、搬家t/d1043工作面支架安 装架/d12搬 迁214工作面设备安 装t/d110搬 家220首采采区内布置一个工作面、三个掘进面即可保产，设计大采高工作面日产量4833.04 t，掘进面日产量483.31 t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，其运量见表7-2。7.1.3矿井运输系统1、运输方式(1) 运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜煤层，且运输距离较远，故采用带式输送机运煤。(2) 辅助运输：轨道大巷采用架线式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型，其性能参数见表7-6和表7-7。工作面所需材料采用1.5 t固定车箱式矿车运输，由多级绞车串接牵引；煤层轨道平巷内铺设轨道，亦采用1.5 t固定车箱式矿车运输。2、运输系统井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统。(1) 运煤系统大采高工作面区段运输平巷采区运输上山采区煤仓运输大巷井底煤仓主井地面。掘进工作面区段运输平巷采区运输上山采区煤仓运输大巷井底煤仓主井地面。(2) 运料系统地面副井井底车场轨道大巷采区下部车场采区轨道上山区段轨道平巷大采高工作面。地面副井井底车场轨道大巷采区下部车场采区轨道上山区段轨道平巷掘进工作面。(3) 人员运送系统地面副井井底车场换乘站轨道大巷各个工作地点。(4) 排矸系统与运料系统相反。7.2采区运输设备选择7.2.1设备选型原则1、必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2、必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3、必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出现输送机轨道输送机轨道的情况；4、必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5、必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否经济合理等。7.2.2采区设备的选型1、设备选型结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征刮板运输机型号为PF4-1132；转载机型号为PF4-1332；破碎机型号为Wb1418；区段运输平巷和采区运输上山皮带型号为SST。设备技术特征见表7-3。表7-3 SST型皮带技术特征项 目单 位技术特征生产能力t/h2500皮带宽度mm1400电压等级V1140带 速m/s3.52、运输能力验算设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为986.23 t/h，工作面刮板运输机生产能力为2500 t/h，转载机的生产能力为2500 t/h，破碎机通过能力为3000 t/h，平巷皮带通过能力为2500 t/h，采区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。3、采区上山提升绞车选型(1) 求提升循环时间：T=3.6Tbnq/(kAb) （7-1）式中：T最大提升循环时间，s； Tb每班提升工作小时数，h； n一次提升串车数，辆； q矿车装载质量，kg； Ab最大班升辆量，t； k提升不均衡系数，取1.2。T=3.6861500/1.2/597.5=392 (s)(2) 需要的提升速度为： （7-2）式中：L1提升距离，取400 m。=3.25 (m/s)。选用直径1.6 m提升绞车，在提升绞车样本上（采矿工程设计手册第3072页）找出相近而较高的速度为3.4 m/s。设计决定选用提升绞车提升绞车型号：JTB-1.61.2-24，具体参数见表7-4。表7-4 JTB-1.61.2-24提升绞车规格项 目单位技术特征卷筒直径m1.6卷筒宽度m1.2最大静张力kN45钢丝绳速度m/s3.4钢丝绳直径mm24.5电动机功率kV160电动机转速r/min9907.3大巷运输设备选择7.3.1运输大巷设备选择掘进面采用综合机械化设备掘进，回采工作面采用大采高一次采全高综合机械化设备，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，运输大巷采用带式输送机运煤，其运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。回采工作面采煤机和掘进面掘进机同时生产的最大瞬时出煤能力为986.23 t/h，采区设缓冲煤仓，回采工作面运输平巷带式输送机和掘进面带式输送机同时直接和采取运输上山带式输送机搭接，煤经采区煤仓在大巷直接装载到大巷带式输送机。大巷带式输送机承担全矿年产1.2Mt煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。运输大巷装备一台宽1000 mm，速度2.5 m/s的可伸缩带式输送机，输送能力1200 t/h，采用YBKST200型电动机。大巷带式输送机的技术特征见表7-5。表7-5 大巷带式输送机技术特征序 号项 目单 位技 术 特 征备 注1型 号SSJ1200/2200淮南煤矿机械厂制造2输 送 量t/h12003输 送 长 度m10004链 速m/s2.55传 动 滚 筒 直 径mm8306托 辊 直 径mm1387输 送 带 类 型阻燃输送带8输 送 带 宽 度mm12009储 带 长 度m10010机 尾 搭 接 长 度m1211机 尾 搭 接 处 轨 距mm157212机头外形尺寸(宽高)mm3200240013机尾外形尺寸(宽高)mm200082114电 动 机 功 率kW220015质 量t1607.3.2辅助运输大巷设备选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用架线式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型，其性能参数见表7-6和表7-7。表7-6 1.5吨固定厢式矿车项 目单位技术特征型 号MG1.7-6A容 积m31.7装 载 量t1.5最大装载量t2.7轨 距mm600轴 距mm750外型尺寸mm240010501200质 量kg718表7-7 直流架线式电机车项 目单位技术特征型 号ZK10-6/550粘 着 质 量t10轨 距mm600最小曲率半径m7受电器高度mm18002200固 定 轴 距mm1100主动轮直径mm680连接器距轨面高度mm270外 型 尺 寸mm450010601550制 动 方 式电阻机械小时制牵引力N15092速 度小 时 制km/h11最 大km/h25牵 引电动机型 号ZQ24额定电压V550小时制功率kw24台 数台28 矿井提升8.1概述石嘴山二矿位于宁夏回族自治区北端石嘴山区近郊，矿区地处贺兰山东麓冲洪积平原尾部，东临黄河。矿区地势平坦，西高东低，略向黄河倾伏，地面标高+1143.161089.95m，平均1138.50m。为冲积、洪积扇堆积平原，部分基岩裸露形成残缺丘陵地貌。煤层的埋藏深度为+1138+400m，倾斜长度平均2.7 km，走向长度平均5.6 km。本井田设计开采2号煤层。本设计矿井井型为1.2Mt/a。出矸量为24.6104 t/a。2煤的容重为1.51 t/m3，矸石容重为2.5 t/m3。矿井工作制度为“三八制”，提升设备年工作日为330 d，日工作小时数为16 h。设计为立井两水平（+700 m和+400 m）开拓。主井采用一套12 t双箕斗和一套12 t单箕斗带平衡锤提煤，副井采用罐笼提升。井下运输大巷采用钢丝绳强力皮带运输，辅助运输采用架线式电机车牵引小矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型电机车，小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车。矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性危险。矿井设计服务年限为52.3 a。最大班下井人数为34人。本矿井主井采用箕斗提升，主要用于提煤，副井采用罐笼提升，主要用于升降材料、矸石和人员兼作进风和排水之用。8.2主副井提升8.2.1主井提升1、设备选型(1) 箕斗矿井设计生产能力1.2 Mt/a，属于大型矿井，矿井生产的全部煤炭均由主井箕斗提升至地面。主井长度474 m，装备一套12 t双箕斗和一套12 t单箕斗带平衡锤。主井箕斗的技术特征见表8-1。(2) 提升机井筒装备3.5 m绳塔式摩擦轮提升机两套，由德国SIEMAG公司提供，主要电控设备由瑞典ABB公司提供（主变压器，励磁变压器及高压开关柜），每台电机功率2600 kW，12脉动交-交变频供电，全数字计算控制体统，提升机主要特征见表8-2。(3) 装载系统设有一个井底煤仓，总容量为874 t。煤仓下装有两台KS-18/15型防爆往复式定量仓结构。两套测重装置随同提升机、电控设备同时引进。煤炭通过给煤机及装载胶带输送机至装载设备定量仓，经称重后，由气动操作闸门和分配溜槽翻板交替，向两个箕斗内装煤。表8-1 箕斗技术特征表序 号项 目单 位技 术 特 征备 注1型 号JDG121906Y刚性罐道多绳箕斗异侧装卸式2名 义 载 重 量t123有 效 容 积m313.24最 大 终 端 载 荷kN5405尾绳悬挂装置最大允许载荷kN3306最 大 提 升 高 度m14007箕 斗 自 重t13.38主要尺寸Amm2300Bmm1300Cmm1600Dmm8309刚性罐道断面宽度 bmm180断面宽度b1mm180间 距 k1mm1430间 距 k2mm2400表8-2 主提升机特征使用井筒提升机形式型号最大张力/(t)功率/(kW)电力形式最大提速/(m/s)产地主井塔式摩擦轮3.56217.42600交-交10.1德国 (4) 装卸台箕斗卸载采用先进的外动力，底卸式扇形闸门结构，具有改善井塔内套架的受力，缩短提升循环时间，安全可靠等优点。在主井井塔内卸载位置对应4个箕斗分别安装有4套扇形闸开闭装置和连接煤仓与箕斗闸门的活动舌板，闸门的开闭及活动舌板的动作均采用气动控制，箕斗扇形闸门的每一个开闭气缸均采用双路井排气系统，以尽可能提高闸门开闭气缸的动作速度，减少卸载休止时间，同时也为矿井不停产检修提供方便。井塔内箕斗煤仓容量160 t，设有煤位及煤流讯号装置，受煤仓下安装有两台电动给煤机。(5) 提升钢丝绳主钢丝绳由德国SIEMAG公司配套供货，选用三角股镀锌钢丝绳六根，左右捻各三根。每根长度670 m，单位重量5.02 kg/m，钢丝直径为35 mm，抗拉强度为1670 N/mm2，每根主绳破断力总和845 kN。尾绳选用849-15526-I-镀锌扁钢丝绳三根，每根长度670 m，单位重量10.13 kg/m，抗拉强度1375 N/mm2表8-3 主井提升钢丝绳参数种类主绳尾绳型 号单位三角股镀锌849-15526-I直径mm3515526单位重量kg/m5.0210.13抗拉强度N/mm216701375每根绳总破断力kN845723根数根632、提升能力验算由于矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、运输。安装等带来很大的不便。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降。而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少。单绳摩擦式提升机解决了提升机卷筒宽度过大的问题，而没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机。提升参数计算如下：(1) 提升高度H=HS+HZ+HX （8-1）式中：H提升高度，m； HS矿井深度，474 m；HZ装载高度，30 m；HX卸载高度，20 m。 H488+30+20524 (m)(2) 经济提升速度Vm=0.4H0.5 （8-2）式中：Vm经济提升速度，m/s。Vm9.16 (m/s)。(3) 一次提升循环估算时间TX=Vm/a+H/Vm+t （8-3）式中：TX一次提升循环估算时间，s；a初估加速度，取0.8 m/s2；t装卸载时间，取30 s。 TX9.16/0.8+524/9.16+3098.66 (s)(4) 小时提升次数Ns3600/TX （8-4）式中：Ns小时提升次数。Ns3600/98.6636 (次)(5) 小时提升量 As=Anccr/(BnTv) （8-5）式中：As小时提升量，t；An设计年产量，1.2Mt/a；c提升不均衡系数，1.3；cr提升备用系数，1.3；Bn年工作日，330 d；Tv日提升时间，16 h。As1.21000001.31.3/(33016)384.09 t(6) 一次合理提升量 QAs/（236） （8-6）式中：Q一次合理提升量，t；2两套提升设备。Q384.09/（2Ns）6.0 (t)表8-4 提升参数提升高度/(m)提升速度(m/s)一次提升时间(s)每小时提升次数每小时提升量(t)一次合理提升量(t)4749.1698.6636384.096.0提升参数见表8-4，所选箕斗提升容量为12t，所以能够满足矿井生产的需要。8.2.2副井提升1、罐笼副井担负矿井的辅助运输，井下生产所需设备、材料及工作人员的运送。副井长度503 m，装备一对3 t矿车双层单车罐笼带平衡锤。罐笼的技术特征见表8-5。2、提升机选用德国SIEMAG公司两套44绳落地式摩擦轮提升机，每台电机功率为1250 kW，47.75 rpm，交流低速同步电动机，提升机主要特征见表8-6。表8-5 罐笼技术特征表序 号项 目单 位技 术 特 征备 注1进 出 车 方 式双侧56人为双层允许乘载人数2罐 道布 置 方 式双侧、钢罐道钢 轨 规 格kgm-138间 距 (C)mm15903主要尺寸Amm4000Bmm1460Cmm860Dmm7954罐 笼 自 重t5.8085允 许 乘 载 人 数人566最 大 终 端 载 荷t15.2表8-6 主提升机特征使用井筒提升机形式型号最大张力/(t)功率/(kW)电力形式最大提速/(m/s)产地副井落地摩擦轮441721250交-交10德国3、提升钢丝绳主钢丝绳由德国SIEMAG公司配套供货，尾绳选用国产钢丝绳。表8-6 副井提升钢丝绳参数主绳尾绳型号三角股镀锌8419-17828直径(mm)4217828单位重量(kg/m)7.515.05抗拉强度(N/mm2)16701372每根绳总破断力(kN)1289根数42安全系数大件10.31矸石物料11.63人员14.924、操车与进出车方式井上井下对应两股道，设有电动式推车和气动摇杆、阻车器等操车设备。两台提升机升降人员物料方式为井底提灌换层，井口沉罐换层。9 矿井通风及安全9.1矿井通风系统选择9.1.1矿井概况石嘴山二矿位于宁夏回族自治区北端石嘴山区近郊，矿区地处贺兰山东麓冲洪积平原尾部，东临黄河。矿区地势平坦，西高东低，略向黄河倾伏，地面标高+1143.161089.95m，平均1138.50m。整体看来，本矿适合机械化采煤，矿井采用走向长壁大采高方式开采。本设计矿井井型为1.2Mt/a。出矸量为24.6104 t/a。本矿井可采煤层为7层，本设计只针对2号煤层开采，2煤的容重为1.51 t/m3，煤层平均厚度4.5m，倾角为1021，平均18，属于缓斜煤层。采用立井两水平暗斜井延伸开拓方式。煤层硬度系数f2-3。本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为0.77 m3/(td)，瓦斯绝对涌出量为1.84 m3/min，本矿区煤的自燃发火期为36个月，矿井自燃发火等级为二级，矿井开采煤层属自燃煤层，具有爆炸危险性。地温较高、地温梯度大，并有一级热害区存在。矿井工作制度为“三八制”，提升设备年工作日为330 d，日工作小时数为16 h。设计为立井两水平（+700 m和+400 m）开拓。矿井设计服务年限为52.3 a。综采面同时工作最多人数为34人。9.1.2矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：1、矿井至少要有两个通地面的安全出口；2、进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；3、北方矿井，冬季井口需装供暖设备；4、总回风巷不得作为主要行人道；5、工业广场不得受扇风机的噪音干扰；6、装有皮带机的井筒不得兼作回风井；7、装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；8、可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；9、通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；10、通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.1.3矿井通风方式的确定选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：1、自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。2、经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-1。表9-1 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多。通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口工业广场没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。通风路线短，阻力小。缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。建井期限略长，有时初期投资稍大。建井期限略长有时初期投资稍大。井筒数目多 基建费用多。适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重。煤层走向较大（超过4 km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井。煤层距地浅或因地表高 低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道。结合本矿的实际条件：若采用中央并列式，工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱小，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道。但随着采区逐步向两翼，通风阻力不断增大，且井田走向长度大于8 km，后期通风困难；由于本矿采用采区布置，中央分列式对于中央并列式并无优势，同时由于走向长度过大的原因，此方式并不适合；采用两翼对角式，能够满足矿井通风要求，但要占用很大的保护煤柱，煤柱损失大，且在地表要占用大量耕地，后期通风困难。井田地处平原，且埋藏并不算浅，所以不适合用分区对角式。本矿属于低瓦斯矿井，考虑到井田范围广，设计生产能力大，为了早出煤，减少初期投资，节省风井保护煤柱，在本设计第四章开拓方案比较中已经考虑了全矿的通风方式，也作了详细的经济比较，按照开拓设计方案，确定本矿通风方式为：初期开采工业广场保护煤柱周围采区时采用中央并列式通风，中央风井建在工业广场内；由于现在风机功率的加大，通风距离也越来越长，后期仍是中央并列式，这样可节省投资和减少煤柱损失。风井具体位置见开拓平面图。9.1.4主要通风机工作方式选择煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：1、抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2、压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。3、采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。4、在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。5、如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。6、在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低瓦斯矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。而本矿井生产能力大，且周围小煤窑较少，采用抽出式通风比较安全，漏风小。因此，确定该矿井采用抽出式通风。9.1.5采区通风系统的要求1、采区通风总要求：(1) 能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；(2) 漏风少；(3) 风流的稳定性高；(4) 有利于排放沼气，防止煤尘自燃和防尘；(5) 有较好的气候条件；(6) 安全经济合理技术。2、采区通风的基本要求：(1) 每个采区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；(2) 工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；(3) 煤层倾角大于12时，不能采用下行风；(4) 回采工作面的风速不得低于1 m/s；(5) 工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1%；(6) 必须保证通风设施(风门、风桥、风筒)规格质量要求；(7) 要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；(8) 机电硐室必须在进度风流中；(9) 采空区必须要及时封闭；(10) 要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。本矿井采用采区布置，轨道大巷进风，运输大巷回风，采区上山中，采区轨道上山进风，运输上山回风，工作面平巷中，运输平巷进风，轨道平巷回风。9.1.6工作面通风方式的选择工作面通风有上行风和下行风之分，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：1、上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；2、上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；3、上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；4、上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；5、下行风运输设备在回风巷运转安全性差；6、下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；7、下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。本矿井采用采区式布置，工作面缓倾斜，通过对上行风和下行风的比较，确定工作面通风为上行通风方式。9.1.7回采工作面进回风巷道的布置采场通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风系统形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”形，各种形式的优缺点及使用条件如下（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式）：1、“U”型通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护工作量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。2、“Y”型通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量，这种通风方式适用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。3、“W”型通风：当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的只要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放炮烟、煤尘速度快。4、“Z”型通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。5、“H”型通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力确定定采用“U”型后退式通风方式。9.2 采区及全矿所需风量9.2.1 采煤工作面实际需要风量每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯(或二氧化碳)涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。1、按瓦斯涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按采煤工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算。即：Qai=100qgaiKai （9-1）式中：Qai第i个回采工作面实际需风量，m3/min；qgai该采煤工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；Kai第i个回采工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，它是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产的条件下，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值。通风机采工作面可取Kai=1.21.6，结合本矿实际，取Kai1.5。大采高工作面日产量为4833.04 t，则瓦斯绝对涌出量qgai：qgai=4833.040.77/(6024)=2.58 (m3/min)工作面需风量Qa大：Qa大=100qgaiKai =1002.581.5=387 (m3/min)2、按工作面气温与风速的关系计算：采煤工作面应有良好的劳动气候条件，温度和风速应符合下列要求，见表9-2。表9-2 采煤工作面空气温度与风速对应表工作面温度()1515181820202323262628工作面风速(m/s)0.30.50.50.80.81.01.01.51.52.02.02.5按下式计算：Qa大=60VaiSai （9-2）式中：Vai回采工作面风速，因工作面温度为28C左右，取Vai=2.5 m/s；Sai第i个回采工作面平均断面积，对于大采高工作面Sai=22.5 m2故工作面风量Qa大：Qa大=602.522.5 =3375 (m3/min)3、按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qa大=4Nai （9-3）式中：4每人每分钟供给的规定风量，m3/min；Nai第i个工作面同时工作的最多人数，取34人。故大采高工作面风量Qa大：Qa大=434 =136 (m3/min)由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：Qa大=3375 (m3/min)4、按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25 m/s，最高风速为4 m/s的要求进行验算。每个回采面：Qmin0.2560Sai （9-4）Qmax460Sai （9-5）式中：Sai第i个工作面的平均断面积，m2。对于大采高工作面：Sa大=22.5m2337.5 (m3/min)Qa大5400 (m3/min)由风速验算可知，Qa大 =3375 m3/min符合风速要求。9.2.2 备用面需风量的计算备有工作面通常取为产量相同的生产采面得需风量之半。所以Qbi=3375/2=1687.5 m3/min。9.2.3 掘进工作面需风量每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。各掘进工作面所需风量计算如下：1、按瓦斯涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1的要求计算。即：Qai=100QgaiKai （9-6）式中：Qai第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；Qgai该掘进工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；Kai第i个回采工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取Kai1.5。掘进工作面日产量为483.3 t；则瓦斯绝对涌出量：Qgai=483.30.77/(6024)=0.26 (m3/min)工作面需风量：Qa掘=100qaiKai =1000.261.5 =39 (m3/min)2、按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qai=4Nai （9-7）式中：4每人每分钟供给4 m3的规定风量，m3/min；Nai第i个工作面同时工作的最多人数，取34人。故连采机掘进工作面风量：Qa掘=434 =136 (m3/min)由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：Qa掘=136 (m3/min)9.2.4硐室需风量1、井下火药库煤矿安全规程规定，大型爆破材料库风量不得小于100 m3/min，中小型不得小于60 m3/min，本设计中取100 m3/min。2、绞车房井下绞车房一般单独供风，从一些设计单位及部分生产矿井分配情况来统计，绞车房的一般供风量为6080 m3/min，取80 m3/min为佳。因此，本设计中取80 m3/min。3、机电硐室按煤炭安全规程要求，一般为80 m3/min。综上硐室总风量为100+80+80=260 m3/min。9.2.5其它巷道所需风量其它巷道所需风量由下式计算：Qd600.25S4 （9-8）式中：S其它巷道平均断面面积，取S=12.8 m2；Qd=600.2512.84 =768 (m3/min)9.2.6矿井总风量1、根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量按下式计算： （9-9）式中：Q矿井总风量，m3/min；K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素一般可取K=1.21.25，因矿井通风距离长，取K=1.25；Q采大采高工作面所需风量，m3/min；Q备备采面所需风量，m3/min；Q掘掘进面所需风量，m3/min；Q硐硐室所需风量，m3/min；Q其它其它巷道所需风量，m3/min；Q=1.25(3375+1687.5+1363+260+768)=8123.12 (m3/min)9.2.7风量分配根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下平巷的风量乘以1.2。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。1、大采高工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，工作面进风侧平巷风量为： Q进=4050 m3/min2、煤巷掘进面： Q煤掘=163.2 m3/min3、大巷掘进面： Q掘=163.2m3/min4、机电硐室： Q机电=96 m3/min5、绞车房： Q绞车=96 m3/min6、火药库： Q火=120 m3/min7、其它巷道： Q其它=921.6 m3/min表9-3 风量分配表用风地点分配风量m3/min采煤工作面4050掘进工作面煤巷163.2岩巷163.2火药库120绞车房96机电硐室96其它巷道921.6具体风量分配见表9-3，经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。通风容易和困难时期矿井总需风量一样。井巷风速验算结果见表9-4。9.3矿井通风总阻力计算9.3.1矿井通风总阻力计算原则1、矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa；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；3、矿井通风网路中有很多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；4、设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350 mm水柱；5、应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。表9-4 井巷风速验算表井巷限速/(m/s)有效断面/(m2)实际风速/(m/s)备注低高风井1528.274.8符合副井833.184.1符合井底车场817.307.8符合采煤工作面0.25422.502.5符合运输大巷816.806.7符合轨道大巷815.707.3符合9.3.2确定矿井通风容易和困难时期本矿井采用中央并列式通风。根据煤炭安全生产规程的要求，只需将头15-25年的开采范围作为服务范围，对于服务范围之外的通风系统，设计中只作粗略考虑。靠近工业广场的一采区和二采区2个采区的储量大约可以保证25年的生产，于是将它作为中央风井和所选风机的服务范围。通风容易时期为第二采区第6个达产工作面布置准备开始时。通风困难时期为首采区第2个达产工作面布置完成时。9.3.3矿井最大阻力路线1、通风容易时期：地面13689141315745地面2、通风困难时期：地面131820252726141945地面图9-1 通风容易时期立体图图9-2 通风容易时期网络图图9-3 通风困难时期立体图图9-4 通风困难时期网络图9.3.4矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力，通风容易和困难时期的摩擦阻力计算见表9-5和9-6： hfr=aLUQ2/S3 （9-10）式中：hfr巷道摩檫阻力，Pa；表9-5 通风容易时期摩擦阻力计算表序号巷道名称支护方式a104(Ns2/m4)L/(m)U/(m)S/(m2)Q/(m3/s)hfr/(Pa)v(m/s)0-1副井钢筋混凝土35047420.433.2135.4169.94.11-3井底车场砖砌碹70.0100015.917.3135.4394.17.83-6轨道大巷锚喷70.032715.917.3135.4128.97.86-7采区下部车场锚喷70.08015.917.3135.431.57.86-8采区轨道上山锚喷70.033415.115.7113.9118.47.28-9采区中部车场锚喷70.09015.917.375.711.14.49-14区段运输平巷锚网150.0104117.017.556.3156.13.214-13大采高工作面掩护式支架220.016019.022.556.318.62.513-15区段轨道平巷锚网150.0104117.017.556.3156.13.215-7采区运输上山锚喷70.045115.716.881.469.34.86-7采区下部车场锚喷70.05213.813.281.414.56.24-6运输大巷锚喷70.032715.917.3135.4128.97.84-5回风石门锚喷70.012115.917.3135.447.77.82-0风井钢筋混凝土35043018.928.3135.4230.24.8合计1676.5L、U、S分别是巷的长度、周长、净断面积，m、m、m2；Q分配给井巷的风量，m3/s；a各巷道的摩擦阻力系数，Ns2/m4。表9-6 通风困难时期摩擦阻力计算表序号巷道名称支护方式a104/(Ns2/m4)L/(m)U/(m)S/(m2)Q/(m3/s)hfr/(Pa)v(m/s)0-1副井钢筋混凝土35047420.433.2135.4169.94.11-3井底车场砖砌碹70.0100015.917.3135.4394.17.83-17轨道大巷锚喷70.071715.917.3135.4282.67.817-18采区下部车场锚喷70.017615.917.3135.469.47.817-19采区轨道上山锚喷70.096115.115.7113.9340.57.219-25采区中部车场锚喷70.09015.917.375.711.14.419-21掘进工作面工字钢棚子220.016019.022.535.27.31.619-27区段运输平巷锚网150124117.017.556.3187.13.227-26大采高工作面掩护式支架22016019.022.556.318.62.526-24区段轨道平巷锚网150124117.017.556.3187.13.224-18采区运输上山锚喷70.0102315.716.881.4157.14.817-18采区下部车场锚喷70.05213.813.281.414.56.218-4运输大巷锚喷70.0110915.917.3135.4437.17.84-5回风石门锚喷70.012115.917.3135.447.77.80-2风井钢筋混凝土35043018.928.3135.4230.14.8合计2554.29.3.5矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：hrmin=1.1hrfmin （9-11）困难时期通风总阻力： hrmax=1.15hrfmax （9-12）式中：1.1、1.15为考虑风路上有局部阻力的系数；hrfmin、hrfmax矿井通风困难和容易时期的阻力之和。hrmin1.11949.7 2145 Pa (2940 Pa) hrmax1.152554.2 2937 Pa (2940 Pa)矿井通风总风阻见表9-6。表9-7 矿井通风总阻力容易时期困难时期阻力(Pa)214529379.3.6总等积孔矿井采用中央并列式通风系统，总等积孔可按下述方法计算： （9-13）其中：A等积孔，m2；H风压，Pa；Q风量，m3/s；容易时期总风阻为：Rhrmin/Qfmin2 2145/(8123.12/60)2 0.117 (Ns2/m8)总等积孔：Armin1.19/R0.5 3.48 (m2)困难时期总风阻为：Rhrmax/Qfmax2 2937/(8123.12/60)2 0.16 (Ns2/m8)总等积孔：Armax1.19/R0.5 2.97 (m2)通风总阻力见表9-7，通风容易时期和通风困难时期的通风难易程度评价见表9-8：表9-8 矿井通风难易程度评价等积孔(m2)风阻(Ns2/m4)通风阻力等级难易程度评价1.416大阻力矿难120.3541.416中阻力矿中20.6,所以可选同一电动机。电动机的输出功率： （9-25）式中： 电动机的输出功率，kW；通风机的输入功率，kW；电动机容量备用系数，取1.15；电动机效率，取0.9；容易时期：=3401.15/0.9 =434.44（kW）困难时期：=4951.15/0.9 =632.5（kW）根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速，选择型号为Y1000-10/430的异步电动机，其详细参数见表9-13。表9-13 电动机参数型号功率（kw）电压（V）电流（A）转速（rpm）效率（%）Y1000-10/4301000600011860092/94.39.5防止特殊灾害的安全措施9.5.1瓦斯管理措施1、严格执行安全技术操作规程第四章第一节煤矿安全规程的有关规定。2、设专职瓦斯员对工作面每班巡回检测不得少于两次，发现问题及时汇报处理，另外建立瓦斯的个体巡检测和连续检测的双重检测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生。3、在采煤工作面以及与其相互连接的上下平巷设置瓦斯报警仪，检测风流中瓦斯含量，并将信息及时传递到地面控制室。4、严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流。5、按井下在册人员配备隔离式自救器。6、按规程规定设置反风装置，风机能在规定时间内反风并达到规定风量。7、严禁在工作面两道再掘超过3 m的硐室。8、采后按规定时间回收，密闭，注浆。9.5.2煤尘的防治1、掘进机与采煤机都必须配备有可靠的降尘装置，掘进头风机要设防尘器。2、利用环境安全监测系统，及时测定风流中的风尘浓度。3、奖励防尘、洒水、降尘系统，对煤流各转载点必须经常喷雾洒水。4、对于容易积存煤尘之处，应定期进行清理。5、井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓和溜煤眼处漏风。6、相邻煤层所有运输机道和回风道必须设置隔爆木棚。7、采掘工作面的工人应按规定佩戴防尘帽和防尘口罩。9.5.3预防井下火灾的措施1实行无煤柱沿空掘巷开采，尽量少丢煤，清除煤层自燃发火根源。2完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其两平巷就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态。3对个工作面及采空区进行束管监测，电子计算机监控，及时掌握自燃征兆和情况及时采取措施。4煤层大巷要搞好壁后充填和喷混凝土封闭煤层，防止煤层的风化和自燃。5井下设置完备的消防撒水系统，存放足够的消防器材。9.5.4防水措施1、井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。2、主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。3、采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危险后，方可前进。(1) 接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；(2) 接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；(3) 接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；(4) 打开隔离煤柱放水时；(5) 接近有出水可能的钻孔时；(6) 接近有水或稀泥的灌泥区时；(7) 底板原始导水裂隙有透水危险时；(8) 接近其它可能出水地区时。10 矿井基本技术经济指标表10-1 设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤 的 牌 号焦煤2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m4.54煤 层 倾 角1018，平均145矿井工业储量Mt115.6矿井可采储量Mt87.96矿井年工作日数d330日采煤班数班2 7矿井年生产能力Mt/a1.72矿井日生产能力t/d48338矿井服务年限a52.39矿井第一水平服务年限a32.310井田走向长度m5600井田倾斜长度m300011瓦 斯 等 级低瓦斯相对涌出量m3/t0.7712通 风 方 式中央并列式13矿井正常涌水量m3/h651矿井最大涌水量m3/h97714开 拓 方 式立井两水平暗斜井延伸15水 平 标 高m+700、+45016生产的工作面数目个1备用的工作面数目个017采煤工作面年推进度m158418移交时井巷工程量m4000达产时井巷工程量m1109219开拓掘进队数个3续表10-120大巷运输方式主运输皮带和辅助运输矿车21矿车类型1.5t固定厢式矿车22电机车类型ZK10-6/550直流式架线电机车23设计煤层采煤方法大采高一次采全高法24工作面长度m160工作面推进度m/月144工作面坑木消耗量m3/万t1工作面效率t/工64工作面成本元/t70参考文献【1】 徐永忻.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，2003【2】 徐永忻.煤矿开采学.徐州：中国矿业大学出版社，1999【3】 林在康、左秀峰.矿业信息及计算机应用. 徐州：中国矿业大学出版社，2002【4】 邹喜正、刘长友.安全高效矿井开采技术.徐州：中国矿业大学出版社，2007【5】 张宝明、陈炎光：中国煤炭高产高效技术，徐州：中国矿业大学出版社，2001【6】 钱鸣高、石平五.矿山压力及岩层控制. 徐州：中国矿业大学出版社，2003【7】 于海勇.综采开采的基础理论. 北京：煤炭工业出版社，1995【8】 王省身.矿井灾害防治理论与技术. 徐州：中国矿业大学出版社，1989【9】 中国煤炭建设协会。煤炭工业矿井设计规范. 北京：中国计划出版社，2005【10】 岑传鸿、窦林名.采场顶板控制与监测技术. 徐州：中国矿业大学出版社，2004【11】 蒋国安、吕家立.采矿工程英语. 徐州：中国矿业大学出版社，1998【12】 李位民.特大型现代化矿井建设与工程实践. 北京：煤炭工业出版社，2001【13】 综采设备管理手册编委会.综采设备管理手册. 北京：煤炭工业出版社，1994【14】 中国煤矿安全监察局.煤矿安全规程. 北京：煤炭工业出版社，2001【15】 朱真才、韩振铎.采掘机械与液压传动. 徐州：中国矿业大学出版社，2005【16】 洪晓华.矿井运输提升. 徐州：中国矿业大学出版社，2005【17】 中国统配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册. 徐州：中国矿业大学出版社，1992【18】 章玉华.技术经济学. 徐州：中国矿业大学出版社，1995【19】 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H凌晨2点30分左右，黑龙江龙煤集团鹤岗分公司新兴煤矿井下施工的三水平探煤巷发生煤与瓦斯突出，引起风流逆向，突出的大量瓦斯进入二水平进同风大巷，遇火发生瓦斯爆炸，波及全矿井，造成107人遇难，属重大矿难，给国家和人民带来了巨大的损失和悲痛。对此，我国许多科研单位结合现场实际情况制定出各种防治措施，原煤炭工业部颁布实施的防治煤与瓦斯突出细则，采用“四位一体”（即预测预报、防突措施、效果检验、安全防护）的综合防突措施，为我国煤矿的安全生产提供了有利的保障，并取得了良好的效果。1 煤与瓦斯突出机理研究概述我国大多数研究者认为，煤与瓦斯突出是低压、高压瓦斯和煤体结构及性能等三个因素作用的结果，是聚集在围岩和煤体中大量潜能的高速释放，并认为高压瓦斯在突出的过程中起决定作用，地压是激发突出的因素。有人认为，地质构造是引起突出的决定因素，高压瓦斯是突出的主要动力，煤层破坏是突出的有力条件，采掘活动是突出的诱发原因。煤与瓦斯突出预测方法2 煤与瓦斯突出预测方法21 国外煤与瓦斯突出预测方法预测方法以地应力、瓦斯和煤体结构及力学特征为基础，这方面主要有俄罗斯、波兰、澳大利亚、德国、日本等，其中，俄罗斯的预测方法得到了更多的推广。概括起来分为三个方面：(1)区域预测在井田的整个勘探阶段和补充勘探阶段，根据研究区域的构造破坏，初步评价煤层和矿井的突出危险性，预测的基础是利用地质和物理资料、煤层和瓦斯资料。预测结果是确定突出矿井和非突出矿井、突出煤层和非突出煤层或突出的危险区域；(2)局部预测在综合研究开采煤层的性质和开采地质条件以及所查明的规律性基础匕，评价矿井内一条或几条巷道中的煤层突出危险性，预测一个采区煤层的突出危险性。局部预测要求有更精确的区域预测资料，预测结果是确定出突出区和非突出区；(3)日常预测在煤层开采过程中有效预测煤层突出危险程度，在局部预测的基础上，加强对煤层瓦斯、地应力、矿井构造、煤体结构的变形规律研究，并利用各种矿井瓦斯监测与管理手段，根据各种矿井动力现象和突出历史资料进行突出带和突出可能性的制定。关于煤与瓦斯突出的日常预测主要是钻孔预测中测钻粉量、瓦斯流量、瓦斯压力等参数，并配合新方法的应用。22国内煤与瓦斯突出预测方法根据突出的特征和种类又有针对性的突出预测方法。总的来说分为两大类：区域预测、局部预测。(1)区域预测主要方法七因素综合预测法，该法是把与突出有关的七种因素以等量线的方式绘制在煤层采掘工程图上，并把实际突出点也填在该图上，制成突出预测图。各因素的突出界限指标值以及诸因素的综合指标可根据各矿井实际突出规律经考察确定。这七因素是：等深线及始突深度；地质构造线；煤层瓦斯压力与含量等值线图；煤层厚度与软分层厚度的等值线图；坚硬厚层直接顶(底)板的等厚线；底板等高线；邻近煤层煤柱对该煤层的影响范围线。D、K综合指标法，该法是抚顺煤炭研究分院提出的，其指标是 （1）式中，D为煤的突出危险性综合指标之一；K为煤的突出危险性综合指标之二；H为开采深度；m,f为煤层软分层的平均坚固性系数：P为煤层瓦斯压力，取两个侧压孔实测瓦斯压力最大值，MPa；P为煤层软分层的瓦斯放散速度指标。D，K指标值见表l单项指标法见表2瓦斯地质单元法该法是以综合假说为理论基础，以地质分析为依据，以实验模拟为参照，运用可信的瓦斯地质指标综合预测煤与瓦斯突出的重要理论和实践。(2)局部预测主要方法石门揭煤突出预测；煤巷掘进工作面突出预测；回采工作面突出预测。23突出预测突出预测可分两种，即区域预测和工作面预测。预测的目的就是将突出矿井中有限防突资金与人力用在突出矿井最需要、最危险的地方，以提高突出矿井的防突效率和降低突出矿井的生产成本。根据统计资料表明，突出矿井发生的突出区段，仅占采掘总面积或掘进总长度的5%17%，进行预测的目的就是将这5%17%的区段尽可能地区分出来。我国采取缩小范围的方法，逐步查明突出区域或突出地点。首先采用区域预测将突出矿井中的各个区段或采区划分为突出危险区、突出威胁区和无突出危险区。然后再采用工作面预测方法将突出危险区进一步区分为突出危险工作面和无突出危险工作面。231区域预测在进行区域预测时，由于煤层此时未被揭露或未完全被揭露，因此只能通过两种途径确定。一是采用钻孔取煤样分析、测定煤层瓦斯压力等有关瓦斯的参数，用单项的指标或多项综合指标确定该地区突出的可能性。二是利用附近采区或上水平煤与瓦斯突出与地质的关系，根据被预测地点的地质因素推测出该地区发生突出的可能性。区域预测适用于突出矿井中的开拓水平、井田两翼和新采区。突出危险区具有明显的突出危险性，突出威胁区危险性次之，它有可能成为突出危险区，也有可能成为无突出危险区。经验告诉我们，突出危险区和无突出危险区之间不可能有明显的界限，它们之间有一个过渡地带，这个地带就是突出威胁区。在突出威胁区中，为了随时随地的掌握煤层突出危险性的变化，要求在突出威胁区中的采掘工作面每推进30100mm，就要用工作面预测方法连续进行不少于2次的区域性预测准确性验证，以确认判断是否正确。当任何一次验证有突出危险时(用工作面预测方法，预测指标超过临界指标值时)，表明区域预测判断失误，此时，突出威胁区要立即改划为突出危险区。在突出威胁区进行采掘工作时，可不采取技术性的防治突出措施，为了防止意外，保证工作人员的安全，还必须采用安全防护措施施工。在无突出危险区中进行采掘工作时，可按正常的采掘方式进行。232工作面预测在突出危险区内，为了进一步缩小突出危险范围，采用工作面预测方法将工作面区分为突出危险工作面和无突出危险工作面。工作面预测方法可分为以下两大类，一是用钻屑量判断的应力指标，二是以钻孔瓦斯涌出初速度、钻屑解吸量或钻屑瓦斯解吸特征指标判断瓦斯因素的指标，除了上述两种方法和指标外，也可以采用其它经试验证实有效的预测方法和指标。在我国使用普遍、效果较好的指标为地应力和瓦斯指标。工作面预测效果的好坏取决于如何正确选用判断发生突出时各种指标的临界值。确定这些临界值时必须考虑安全系数，同时又要照顾到采掘成本。安全系数大，预测出来的突出危险工作面的次数就多，需要执行防治瓦斯突出的措施工程量就会增加，矿井的采掘成本随之升高，反之则相反。单项指标判断工作面的突出危险性具有一定的片面性，预测效果不够理想，通常采用双指标进行判断，即地应力指标和瓦斯指标。无突出工作面判断的有效范围是指预测钻孔长度控制范围内，所采用的预测指标都未超出其临界指标值时，将钻孔长度减去为保证预测工作人员安全而预留的2m预测超前距，剩余的范围内被确认为无突出危险，可不采取防治突出的技术措施，但必须采取安全防护措施施工。超出此范围又必须重新进行新一轮工作面预测循环。在突出危险工作面进行采掘工作时必须按规定采取防治突出的技术措施，并经措施效果检验有效后方可采用保证人员安全的安全防护措施施工。如措施效果检验无效，必须再采取补救的防治突出措施，并再经措施效果检验，直到措施效果检验有效后，方可采用安全防护措施施工。防治煤与瓦斯突出细则未编制前，对全国部分重点突出矿井的调查结果表明，有75%的突出次数是采用过各种防治突出措施后发生的，这表明当时防治突出措施的有效性很不理想，考察其原因是对选用的防治突出措施的防突效果心中无数，因为当时还没有手段和装备能确认措施防突效果的有效性，而现在我们已有了手段与装备，因而，对防治突出措施的效果进行检验不仅必要，也是可能的。它可以提高防治突出效率，减少突出事故的发生。233突出危险区突出危险工作面与无突出危险工作面的相互转换条件采用工作面预测方法进行预测。经预测后采掘工作面划分为突出危险工作面或无突出危险工作面。为了避免测量上的误差与人们主观上判断的失误，而将有突出危险的工作面误判为无突出危险工作面所造成的突出灾难，因而，突出危险工作面。只有采用了连续两次工作面预测皆为无突出危险工作面时，方可把突出危险工作面改判为无突出危险工作面，以确保安全。每一次工作面预测循环有两种情况：（1） 预测为突出危险工作面时，其工作程序包括执行措施、措施效果检验，措施效果检验有效后安全防护措施施工，并在留有5m措施超前距的情况下，再进行下一次工作面预测。若这一次预测为无突出危险工作面时，为了确保安全，必须重复进行一次措施循环后，再进行工作面预测确认为无突出危险工作面后，方可将在突出危险工作面改为无突出危险工作面。（2） 当工作面预测为无突出工作面时，其工作程序包括安全防护措施施工，在保留为保证预测人员工作安全的2m安全屏障（预测超前距的）条件下，再进行下一次工作面预测循环。工作面预测的范围小，仅在预测钻孔孔深控制的范围内，除此之外，还要根据判断结果留有保证工作安全的安全屏障。在预测孔孔长控制范围之外煤层的突出危险性，因没有取得判断资料是无法确定判断的。因此，在突出危险区内进行采掘工作，都必须连续不断地预测。3 防治煤与瓦斯突出的一些基本常识3.1突出矿井的鉴定煤与瓦斯突出是煤矿开采过程中的严重自然灾害之一，因其具有突发性，对生产人员的安全危害极大。由于突出机理目前仍处于假说阶段，影响它的因素随机性又大，要完全控制它的发生，还有一定的难度，但采取一些行之有效的措施后，仍可以做到不发生或减少伤亡事故。根据目前所掌握的规律，随着采掘深度的增加，突出发生的可能性与危害性也日趋严重，例如：矿井在开采浅部煤层时，从未出现过瓦斯动力现象，当采掘到一定的深度时，就会出现瓦斯动力现象。瓦斯动力现象出现的初期，缓倾斜煤层多以压出形式出现，它与片帮现象很难区分。急倾斜煤层则多出现受煤体自重作用而诱发的倾出，而这种现象又与冒顶现象难以区分。因而判断瓦斯动力现象的性质，需要经验丰富的专业机构通过实测煤层瓦斯压力、取样分析化验和现场勘查，综合判断该矿是否已具备发生煤与瓦斯突出的三大要素，以免判断失误，给生产带来不必要的损失。判断瓦斯动力现象的基本技术与装备，一般在首次出现瓦斯动力现象的矿井都是不具备的，难以进行正确的鉴定，因此需经国家煤矿安全监察局授权的单位鉴定。同样，在一个突出矿井，由于受地质条件的影响、采掘地区的变更或采掘条件的变化，经过多年来的采掘实践，没有再次出现瓦斯动力现象，要对此现象出现真实的原因做出正确的判断，同样难度也是较大的。为了查明原因，做出正确的判断，同样也需做现场调查、实测瓦斯参数、取样分析化验，综合判断突出矿井是否已不具备发生突出的三大要素。为了慎重的对待此项工作，以免造成由于判断失误而造成的重大人身伤亡事故，同样也需要经原鉴定单位确认后，才能撤消突出煤层或突出矿井的称号。3.2 新建突出矿井煤层突出危险性的再确认在新建矿井，煤层的突出危险性是由地质勘探部门提供的基础资料确定的，这些资料一般是根据相邻矿区或矿井的瓦斯、瓦斯动力现象资料和煤层的物理力学性质资料确定的，具有一定的可信程度。因此在新建矿井的设计任务书必须明确确定该矿是否为突出矿井，并按相应的技术要求进行设计，以免矿井投产后，由于发生瓦斯动力现象，矿井不具备防治突出的生产条件而造成的停产补套现象，给新投产矿井造成重大的经济损失或瓦斯事故。勘探部门所提供的瓦斯基础资料虽具有一定的可信程度，但尚未进行验证，所以新建矿井在建设期间，需进一步验证勘探期间对煤层突出危险性判断的可信程度，以便及时调整防治突出的措施，在新井建设期间，还必须根据揭穿各煤层的实际情况重新验证煤层的突出危险性。3.3 综合防治突出措施煤与瓦斯突出是一种自然现象，它具有突发性、不完全的可知性，要想完全防止它的产生是难以达到的。根据现实情况，我国现有的防治突出方法首先要摸清楚它发生的地区、范围，采取必要的防治措施，改变其发生突出所应具备的基本条件，使其不发生或降低其突出强度，并采取必要的安全防护措施，以保证施工人员的安全。从上述的思路可知，防治煤与瓦斯突出工作，它已不是单一的技术措施，而是一套完整的综合防治突出的系统工程，我们称它为综合防治突出措施。现分两部分加以叙述：（1） 突出预测、措施及效果检验突出预测可分两种，即区域预测和工作面预测。预测的目的就是将突出矿井中有限的防突资金与人力用在突出矿井最需要、最危险的地方，以提高突出矿井的防突效率和降低突出矿井的生产成本。根据统计资料表明，突出矿井发生的突出区段，仅占采掘总面积或掘进总长度的5%17，进行预测的目的是将5%17%的区段尽可能的区分出来。要想一次用预测的方法，准确无误地划分出突出危险区段或找出突出的地点，显然在目前的条件下，具有相当大的难度。目前，世界各主要采煤国家，都未能达到上述水平。我国采取的预测途径是采用缩小范围的方法，逐步查明突出区域或突出地点。首先采用区域预测将突出矿井中的各个区段、采区划分为突出危险区、突出威胁区和无突出危险区。然后，在突出危险区中用工作面预测方法将采掘工作面进一步区分为突出危险工作面和无突出危险工作面。在突出危险区内或突出危险工作面必须采取相应的防治突出措施，以改善或消除突出的三大要素，但是由于煤层特性变化频繁，采用固定的防突措施参数施工，有时难以达到预期目的，因而还必须采取措施效果检验，以保证工作安全。(2)安全措施众所周知，突出矿井的防治突出工作，每天都在重复的进行，时间一长，难免在技术装备上、思想上会出现失误，为了防止由于这方面的失误而导致的突出伤亡事故，综合防治突出措施中规定，在执行了预测、措施、措施效果检验后，还必须采用安全防护措施施工，以确保工作人员的安全。安全措施主要指震动放炮和远距离放炮。工作面落煤时是应力明显活动期，岩爆破落煤时，工作人员远离工作面，可防止由于应力激活诱发的突出对工作人员的伤害。而防护措施包括设置一些安全装备或装置或必要的组织措施，例如反向风门、安全避难硐室、压风自救装置、自救器等。3.4 防治误穿突出危险煤层严重突出矿井，为了防治瓦斯突出，常采用预抽突出煤层瓦斯的方法，防止在今后采掘工作中出现的煤与瓦斯突出，为了抽放突出煤层中的瓦斯，就要在突出煤层的顶底板岩石中开凿岩巷，通常岩巷距煤层要有一定的安全距离（其距离视煤层顶、底板的岩性而定）。但是当岩石巷道进入到地质变化带时，煤层的走向、岩性都发生了变化，若安全距离减少、岩石变软，受煤层中高压瓦斯推力的作用或岩石卸压的影响，会导致突出煤层自行揭穿或误穿煤层，形成突出。例如：中梁山矿务局南矿在掘进抽放钻场与六枝矿物局化处矿掘进底板抽放巷道时都发生了千吨级的大突出。除此之外，在开采了保护层的被保护层（已受保护的突出危险煤层）中进行采掘工作时，同样也要防止采掘工作面误入未保护区（尤其是接近未保护区的边缘地带，危险性更大），此处为高应力集中地区，容易发生突出，且突出强度较大。例如南桐矿务局鱼田堡煤矿+150水平西三石门K3煤层运输大巷，在进入K4煤层保护层采煤工作面采线附近的未保护区的边缘地带时，发生强度达4000t的大突出。松藻矿务局石壕煤矿1811K3回采工作面，同样也进入上保护层回采工作面的采止线形成的未保护带的边缘地区，也发生了千吨级的大突出。3.5突出危险煤层的采掘工作面需要设立专职的瓦斯检查员煤层发生突出之前，一般会出现突出预兆。预兆分有声和无声两类。（1）有声预兆：煤体中有闷雷声，且由远到近的发出闷雷声；煤体中出现机枪声、煤炮声；支柱受压发出的喳喳声。（2）无声预兆：工作面空气中的瓦斯含量有明显的变化，忽大忽小，变化频繁；工作面片帮、掉渣；工作面顶板来压；煤层厚度变化明显，尤其是其中最容易发生突出的软分层的变化；煤层硬度变化，由硬变软，煤层的层理变得模糊不清，成鸡窝状；煤层有遭受强烈的挤压的痕迹；煤层的产状发生突变。充分掌握上述有声与无声预兆，对防止煤与瓦斯突出、减少人员的伤亡是至关重要的。但这些都需要人去观察与掌握，尤其是工作面空气中的瓦斯含量变化是最明显的预兆之一。因而开采突出危险煤层时，每个采掘工作面都应设置专职瓦斯检查员随时随地检查工作面的瓦斯、观察突出预兆，并随时准备撤退工作人员，防止突出事故对工作人员的伤害。3.6突出危险煤层中禁止使用放顶煤采煤法放顶煤采煤法是利用矿压、煤的自重落煤。突出煤层具有松软、瓦斯含量大的特征，这些特征有利于放顶煤采煤法，但这些特征恰恰是发生突出必不可少的条件。矿压（应力）活动频繁，煤层松软，受煤体自重的影响，使煤层自顶板垮落（冒顶），形成了新的暴露面，新暴露面上的瓦斯压力梯度陡增，在煤层中游离瓦斯压力作用下，煤层被破碎，瓦斯快速解吸形成强大的瓦斯气流，将被地应力和瓦斯破碎的煤块搬运到采掘空间中来，形成突出，若瓦斯与煤块的混合气流在流动过程中没有遇到阻力，突出将继续进行，直到混合气流受阻，新暴露面上的瓦斯压力梯度下降，不能再破碎煤体时，突出才被迫停止。由此看来，放顶煤采煤法不但不利于防治煤与瓦斯突出，反而为突出的发生创造良好的条件。3.7突出煤层不能使用风镐煤层在发生突出时，突出的三大因素都处于不稳定状态，其中尤其是应力，稍有震动，就会失去平衡，而导致突出。风镐是一种震动力很强的工具，使用它进行落煤时，对煤体会产生强烈的震动，加速煤层瓦斯解吸并触发工作面前方应力突变而导致突出。除此之外，高噪音也掩盖了突出有声预兆，使工作人员不能及时发现突出预兆，迅速撤离现场，极易造成人员伤亡。所以在突出煤层中进行采掘工作时，不能使用风镐。3.8突出矿井爆破作业须采用安全等级不低于三级的煤矿许用的含水炸药突出矿井为了避免人员伤亡，尽量避免人员与由于落煤工作诱发的应力突变时期接触，所以突出矿井采掘工作面的落煤工作多采用爆破落煤。在爆破落煤时，煤层受到强烈震动，容易发生突出，突出时必然会产生大量瓦斯，如火药安全性能不好，极易引发瓦斯爆炸。因而突出矿井对爆破落煤的炸药有严格的要求，即在有瓦斯存在、一定的技术条件要求下引发火药爆炸，不能引起瓦斯爆炸。目前煤矿使用的安全等级不低于三级的含水炸药，就能满足上述要求。3.9爆破作业前，不装药的炮眼及孔、洞的处理采掘工作面在爆破作业前，对爆破工作面所有不装药的炮眼，要用不燃材料充填，充填深度要大于爆破孔深度的1.5倍。对爆破工作面的各种直径超前钻孔、水力冲刷或水力冲孔等措施在煤体形成的孔洞，爆破前，都必须充填或注满水、砂或填土。突出煤层中的人工形成的各种孔洞、洞穴，都不同程度的有瓦斯逸出或积聚。且爆破孔与孔洞之间的间距，一般都小于规程要求的钻孔爆破最小抵抗线（煤层中不得小于0.5m)，在孔洞附近进行爆破作业时，有可能引发未充填孔穴内的瓦斯爆炸，所以当爆破孔深大于不装药的其它钻眼时，不装药的其它钻眼全部用不燃材料充填。当爆破孔深小于不装药的其它钻眼时，不装药的其它钻眼用不燃材料的充填深度应不小于爆破钻孔深度的1.5倍。各种直径的超前钻孔、水力冲刷或水力冲孔等措施在煤体中所形成的孔洞，因其体积大、积蓄在孔洞中的瓦斯量大，一旦引起瓦斯爆炸，其影响范围，爆炸强度都不容忽视，为了避免此类瓦斯爆炸事故，所以将这些孔洞用水、砂或土加以充填，目的是消除爆破地点附近的瓦斯聚集，防止瓦斯爆炸。4 防治措施4.1区域性防治突出措施4.1.1开采保护层开采保护层是国内外至今被认为最经济、最有效的防治煤与瓦斯突出的措施。保护层与被保护层（突出煤层）的相对位置不同，有上、下保护层之分。开采层位于突出危险煤层的上部先行开采的煤层称为开采上保护层，反之为开采下保护层。突出矿井煤层群中，选用距突出层最近，开采后顶、底岩石发生移动或冒落不破坏被保护的突出煤层开采条件的无突出危险煤层或突出危险程度较低（对被保护的突出煤层相对而言）的煤层，作为保护层先于突出煤层开采。由于开采了保护层，在被保护的突出危险煤层中，煤层的原始应力、瓦斯压力与煤的力学性质，都会引发一系列的变化，向不利于突出的条件转化，最终解除或削弱了（当层间距大时产生削弱作用）发生突出的三大要素，使突出煤层转化成无突出危险煤层。开采了保护层后，保护层顶底板岩石（包括被保护的突出煤层）发生剧烈的膨胀变形，使煤层中的原始应力降低，煤体发生膨胀变形，煤的孔隙率增加，裂隙增加，使煤层的透气性大幅度的提高，为瓦斯流动提供了良好的条件，在煤层瓦斯压力的驱使下，通过突出危险煤层顶底板岩石裂隙，不断地流向保护层的开采空间，使突出煤层的瓦斯压力不断地降低，吸附瓦斯迅速解吸为游离瓦斯，成为供给流动瓦斯的不间断气源，导致突出煤层瓦斯含量不断降低，同时煤层强度与稳定性也有所增加，上述一系列的变化，使突出煤层逐渐失去了发生突出时所需的必要条件。我国突出矿井现在很难找到层间距既不远又不近的保护层，随着采掘深度增加，过去作为保护层开采的无突出危险煤层也逐渐转变成突出危险煤层，因而有些突出矿井不得不选用突出危险程度较小的突出危险煤层、远距离或近距离的煤层作为保护层先行开采。这是因为采用保护层防治煤与瓦斯突出要比采用局部防治突出措施的成本低得多，且安全性和可靠程度都较局部措施好，所以在没有不突出的保护层可选时，选用突出危险较小的煤层作为保护层开采，也是一种明智的选择。开采保护层虽然是一个公认的最有效的防治突出措施，但使用不当，同样也容易发生重大伤亡事故。问题出在开采保护层的煤柱管理、保护范围的划定和防治瓦斯突然涌出现象没有得到应有的重视。（1）煤柱管理开采保护层时必须加强煤柱管理。保护层在开采后，必然会破坏被保护层及其顶底板岩石中原有的应力状态，并使应力重新分布后达到新的平衡状态。开采保护层后在被保护层中造成了大面积的应力已被释放的卸压带，这是开采保护层所需要达到的目的，但事物总是矛盾的，产生卸压带同时必然会在有支撑压力的煤柱上出现应力集中现象，形成新的应力集中带。尤其是在保护层开采过程中，由于客观原因不得不在保护层的采空区内留有煤柱时，所造成的安全危害极大，当被保护层采掘工作面进入该煤柱影响范围区内时，由于此处不但未曾卸压，反而是一个由于应力集中而形成的增压地带，导致煤层的突出危险性不但没有降低，反而有所增加（与该突出煤层正常地带的突出危险性进行比较）。为了防止被保护层中产生局部应力集中现象，在保护层的采空区中不允许能留有煤柱、木垛，以免造成开采被保护时发生突出。若非留有煤柱不可，当被保护层采掘工作面进入该煤柱影响区进行采掘工作时，必须采用综合防治突出的措施。（2）保护范围的划定开采保护层后对被保护层中未受保护地带的划定与管理也必须给以足够的重视。从广义上来讲也是煤柱管理，只不过煤柱尺寸大一些。确定被保护层未受保护的地带是根据岩石的卸压角、移动角来划分出保护区和未保护区。应当着重指出，在开采下保护层时，在保护层同一开采水平以上的局部区段中的被保护层是没有受到开采下保护层保护的。若在此区域或未受到保护的其他区域进行采掘工作时，也都必须采用综合防治突出措施，并加强防治煤与瓦斯突出的管理工作。（3）抽放瓦斯与防治瓦斯突然涌出现象瓦斯是发生突出的主要因素之一，如将其从突出煤层中排除，无疑对防止煤与瓦斯突出或降低突出对生产的危害是有益的。保护层开采时最容易发生瓦斯聚集和瓦斯突然涌出动力现象。保护层开采后，被保护层的卸压瓦斯，在瓦斯压力的驱使下，通过顶底板卸压后由于岩石膨胀变形所形成的裂缝，流向保护层的采掘空间，造成保护层回风系统中瓦斯浓度严重超限或局部聚集，难以用通风的方法加以解决。当近距离保护层开采时，保护层工作面从开切眼快速推到保护层与被保护层层间距2倍左右时，此时被保护层得到了充分的卸压，大量的吸附瓦斯经解吸变为游离瓦斯，若顶底板岩石此时还未形成大量的裂缝，为瓦斯提供流动所需的畅通的通道，则在瓦斯压力和地应力的双重作用下，会发生突然底鼓或冒顶现象，并伴随着大量瓦斯突然涌出，稍有疏忽，容易发生人员伤亡。例如：南桐矿务局鱼田堡煤矿1402工作面在上段开采初期，遇到一次底鼓并伴随有大量瓦斯突然涌出现象，该地点突出层与保护层的层间距为68，发生地点距开切眼仅为14m，4天时间共涌出瓦斯2000m3。解决上述问题的唯一方法是在保护层工作面开采初期加强抽放瓦斯工作。当保护层与被保护层层间距较远时，保护层的卸压作用有所降低，为了增强保护效果，采用强化抽放瓦斯工作，不愧是一种较好的选择。所以在开采保护层的时候，为了降低瓦斯聚集对通风的压力，防止瓦斯突然涌出和提高保护效果，都应强化抽放被保护层中的瓦斯。4.1.2煤层预抽瓦斯防止煤与瓦斯突出我国在80年代由于突出日趋严重，可作为保护层开采的煤层日益减少（由于开采深度增加，作为保护层的无突出煤层变为突出煤层或严重突出危险煤层）。使防治煤与瓦斯突出工作变得更为艰难，为了寻求防治煤与瓦斯突出的新途径，人们把注意力放在预先抽放煤层瓦斯这个区域性措施上。80年代之前，人们认为预抽煤层瓦斯流量要达到一定的级别，煤层才有抽放价值。但是，突出煤层的透气性普遍都很小，达不到当时所规定的抽放瓦斯流量，所以认为预抽瓦斯不能防治煤与瓦斯突出。80年代中期，北票矿务局与日本煤矿合作，实验了用方格式布孔，预抽煤层中瓦斯防治突出的方法，取得成功后在全国推广。其特点是密集钻孔、高负压、长时间抽放，因此其运行成本也较高。煤层抽出瓦斯之后，就会发生收缩变形，根据中梁山现场实测，变形量可达6/1000左右，由于收缩变形，煤的强度增强，煤层顶底板岩体内应力也随之降低，一切条件都向不利发生突出方向发展。但是在实践过程中，人们还不能完全有效按设计要求控制钻孔的终孔位置，使预抽钻孔达不到均匀布置的要求，其次抽出量受抽出时间的限制，也未必能达到发生突出的最低瓦斯含量。所以在预抽煤层瓦斯后，进行采掘工作之前，必须对其预抽效果进行检验。4.2局部防治突出措施4.2.1石门揭穿突出危险煤层的防突措施根据统计，石门揭穿突出危险煤层最容易发生煤与瓦斯突出，其突出特点是强度大、瓦斯量大、波及面广，因而危害严重。石门揭煤地点通常是新矿井、新水平、新采区还未被揭露的地点。其瓦斯压力、应力都处于原始状态。除此而外，揭穿煤层时，工作面由坚硬的岩层突然进入较松软的煤层，工作面前方的集中应力容易发生突变。这些都为发生突出提供了必要的有利的条件，应引起防突工作人员的高度重视。一、石门揭穿煤层的要求其有突出危险的新建矿井或突出矿井开拓新水平进行第一次揭穿各煤层时，必须测定煤层瓦斯压力及其它与突出危险有关的参数。新建的突出矿井或突出矿井开拓新水平进行第一次揭穿各煤层时，虽然在未开拓前曾做过一些推测，但可能与现实有出入，所以要在实际工作中进行验证，对煤层的瓦斯实际情况进行了解，以便对未开拓前的结论进行修正，并采取相应的防治措施，避免煤与瓦斯突出事故的发生。因而要求有突出危险的新建矿井或突出矿井开拓新水平进行第一次揭穿（开）各煤层时，必须进行煤层中的瓦斯压力测量，以便确定煤层中的瓦斯含量。测定其它与煤与瓦斯突出有关的相关参数，以便确定煤层实际的突出危险性。二、石门揭穿煤层的步骤（1）查明石门揭穿煤层处的地质情况石门揭穿煤层前查明石门揭穿煤层处的地质情况是很重要的。主要应掌握的资料为石门工作面距煤层的距离、煤层的走向、厚度与倾角、煤层瓦斯压力、突出危险程度、断层与褶皱情况等。以便做到心中有数，选用适当的防治突出措施。（2）选定防治突出措施用工作面预测方法确定石门工作面的突出危险性。若石门为突出危险工作面，根据突出危险性的大小，选用防治突出措施后，按综合防治突出措施要求，实施揭穿煤层工作。最常用的防治突出措施为排放钻孔及辅助扩孔措施。水力冲孔和水力挤压因设备庞大、技术条件要求高，只有在特殊条件下才被采用。除此而外，对于急倾斜突出危险煤层，当煤层不厚、煤质松软的条件下，也可采用金属骨架防突措施。预测石门工作面为无突出危险工作面时，说明煤层无突出危险性，但为了防止因测量、控制范围不全面以及人力所不能控制的积累误差导致判断错误而造成的人身伤亡事故，必须采用震动放炮或远距离放炮揭穿煤层。（3）措施效果再检验防治突出措施执行完后，必须进行措施效果检验，如措施无效，应采取补救措施，经措施效果再检验有效后，方可采用安全防护措施揭穿煤层。（4）安全防护措施揭穿煤层在确认防治突出措施有效后，为了防止意外，必须采用震动放炮或远距离放炮的方法揭穿煤层。三、石门揭穿煤层的防突手段（1）震动放炮或远距离放炮突出煤层厚度小于0.3m，可直接采用震动放炮或远距离放炮揭穿煤层。突出煤层厚度小于0.3m（揭煤地点无地质变化，煤层赋存稳定，无变厚的可能），不能简单地认为即便发生突出，其突出规模也不会太大。应该认识到煤层仍具有突出危险性，所以建议最好还是采取具有诱导突出功能的震动放炮的方法揭穿煤层，以防止突出对人员的伤害。如确实认为煤层的突出危险性不大，也可以采用远距离放炮的方法揭穿石门。特别应当指出的是，由于对爆破器材与方法使用不当，采用震动性放炮，造成石门工作面未能一次全断面揭穿或揭开煤层留有门坎之时。这时，强大的爆破震动波打破了原有的应力平衡状态，在其寻找新的平衡状态过程中，煤层中的应力是非常不稳定的，随时都会发生突变，因而危险性极大，因此，震动性放炮后，当出现门坎时，要给于足够的重视。（2）抽放瓦斯、排放钻孔抽放瓦斯与排放钻孔在防治煤与瓦斯突出作用机理方面是相同的，都是力求将突出煤层中的瓦斯含量与煤层中的应力降低到不能发动突出的安全范围量内（即煤层始突深度时的煤层瓦斯含量），短时间内要达到此目标是很困难的。一般认为能排放或抽出煤层中瓦斯含量的25%以上已是相当不错的了。抽放瓦斯与排放钻孔的区别在于前者是借助于机械产生的小于大气压力的负压，加速突出危险煤层中的瓦斯排放；而后者是靠突出煤层中的瓦斯压力，使瓦斯从钻孔周围深部煤层中不间断地流向钻孔，并通过钻孔向大气中扩散。当钻孔周围煤层中瓦斯含量降低后，煤层发生的收缩变形，会改善石门工作面应力集中状态，并增加煤层的稳定性，这一切，都破坏或减弱了发生突出所必需的条件，有效地控制煤与瓦斯突出的发生。（3）水力冲孔、水力冲刷水力冲孔、水力冲刷与抽放、排放钻孔作用一样，都是为了排除煤层中的瓦斯，达到降低煤层中的瓦斯含量与应力。其不同之点是水力冲孔是借助于水压，快速破坏钻孔孔底前方的煤体，形成新的暴露面，使钻孔周围的应力发生突变、瓦斯压力梯度陡增，诱发钻孔内产生突出。由于钻孔孔口的断面小，并用特殊的孔口装置加以控制，因而，孔内的突出是可控的。当孔口排渣通畅时，孔内突出将得到延续，不通畅或被堵塞时，孔内瓦斯压力陡增，煤层暴露面上的瓦斯压力梯度降低或消失，则突出被迫停止。当需要再冲孔时，只要疏通钻孔，使孔内瓦斯压力突降，则钻孔内的突出又重新恢复，籍此有控制地释放煤层中的突出能量。冲孔完毕后所形成的洞穴，由于应力的作用，促使空穴附近煤层位移，使洞穴充满碎煤，也使空穴周围煤体中的应力得到释放，煤层中的瓦斯也得到了排放，措施的有效影响范围也随之增大，防治突出的效果有明显地提高。水力冲刷是借助高压细射流，在已成的钻孔内扩大钻孔的直径，以提高钻孔卸除应力的能力和提高钻孔的排放效果。（4）金属骨架金属骨架适用于急倾斜厚度不大松软的突出煤层（通常煤层厚度不要超过4m，煤层厚度大时，骨架容易发生强烈的弯曲，起不到支撑煤体的作用）。其主要作用是增加石门揭穿煤层时巷到上方煤层的稳定性和排除煤体中的瓦斯。这个工作是在揭穿煤层前通过钻孔事先实现的，实际上它起到在松软的急倾斜煤层中，为了防止煤层冒顶而引发突出的一种前探支架作用。4.2.2上山掘进的防治突出措施（1）在突出煤层中掘进上山，危险性也极高，至今世界各主要产煤国，虽然经过多年努力，但仍未找到防治突出的满意方法。由于突出煤层强度小，受煤层自重的影响，很容易发生垮塌，并诱发出突出，这种现象在急倾斜煤层中尤为常见。另外，在突出煤层中掘进上山，如发生垮塌或突出前，工作人员发现了突出预兆后，由于受条件的限制，很难迅速地撤离现场，容易导致人员伤亡。目前能采取的防治突出的方法有超前钻孔、抽放瓦斯或前探支架、掩护档板等增加煤层稳定性的措施（煤层排除瓦斯之后，由于强度发生变化，促使煤层的稳定性增强）。而像松动爆破、水力冲孔、水力疏松等破坏煤体稳定性的防突措施，在上山掘进中应用会对防突工作不利。（2）在急倾斜突出煤层掘进上山时应采用双上山掘进、伪倾斜或直径在30m以上的钻孔等掘进方式，并加强支护。在急倾斜突出煤层中掘进上山时，因突出煤层煤质松软，煤层倾角陡峭，因受煤体自重的影响，容易发生由冒顶而诱发的突出。冒顶或突出出来的煤块，顺上山而下，极易将上山下部出口处堵塞，同时，也会破坏通风设施，使瓦斯迅速聚积。工作人员若不能迅速撤离现场易被冒落或突出煤埋没、砸伤或窒息而死亡。为了能使工作人员发现突出或冒顶预兆时能迅速撤离工作面，在掘进急倾斜突出煤层上山没有其它更好的防治突出措施之前，增加掘进突出煤层上山安全出口将是明智选择。急倾斜突出煤层采取双上山掘进时，两个上山间的联络巷间距不要大于10m，并只准一个工作面工作。其目的是由于受煤体自重的影响，急倾斜突出煤层上山工作面极易发生突出，因坡陡，采用单上山掘进工作面，当发现突出预兆或突出时，工作人员很难逃脱，为了给工作人员创造逃脱的机会，增加安全出口、缩短距躲避处（联系巷）的路程，联络巷的间距不能大于10m。为避免双上山同时掘进时通风与安全方面的相互影响，因此只能允许一个工作面工作。急倾斜突出煤层上山采用伪倾斜上山掘进，为的是降低煤体自重对突出或冒顶的影响，同时对人员撤离也有利。但在实际工作中，效果并不明显，其原因是急倾斜煤层伪倾斜上山掘进，其采用的伪倾斜倾角度不可能小于或等于煤的自然安息角。为了防止冒顶、片帮，在掘进急倾斜突出煤层上山时，特别强调要加强支护。掘进急倾斜突出煤层上山也可采用大直径钻孔先行打穿突出煤层的整个阶段高度，形成通风系统后，再刷大到所需要的断面。但在实际工作中，上述愿望是难实现的。原因在于突出危险性小煤质坚硬的煤层，可以打钻，但在突出危险程度高的突出煤层，煤质松软，同样受煤体自重的影响，容易发生突出；其次突出煤层的一个特点是煤层厚度与倾角变化频繁，钻孔很难按要求完成。所以从50年代采用此措施以来，由于这两个原因，突出矿井现很少采用。若采用此措施，一般都由上阶段的巷道先向下打一个导向孔，然后再由下向上用倒提钻头扩大到300mm以上后，再由上向下扩大到所需的断面。特别应着重指出的是，直接用300mm的钻头打孔，突出危险极大，采用时应特别慎重。急倾斜突出煤层上山掘进工作面，还应采用阻燃抗静电的硬质风筒通风。突出煤层的上山掘进工作面采用爆破作业时，炮眼深度应不大于1m，并使用远距离全断面一次爆破。目的是为了减小爆破作业对煤体的震动和防止快速进入应力集中带、高瓦斯压力梯度区，而诱发出来的突出。4.2.3突出危险煤层采煤工作面的防突措施突出危险煤层的采煤工作面，应尽量采用刨煤机或浅截深采煤机。发生煤与瓦斯突出除了要具备应力、瓦斯和煤的物理力学性质三大自然因素之外，还必须有人为的诱发煤层突然卸载的条件（采掘速度的快慢）。由于煤层中的应力从不平衡到平衡需要一定的时间周期，当采掘速度增快时，煤层中的应力还未达到新的稳定状态，若回采工作面快速进入应力不稳定的地区，容易引起突出。因而有些突出矿井采用降低工作面的推进速度，来防止煤与瓦斯突出。采用刨煤机时，每次切割煤层的截深较小，基本上都是在卸压带中工作。由于截深浅，引发煤层应力的变化速率和强度都较低，应力重新恢复平衡所需的时间周期也短，这样就可以防止截煤时发生的突出，采用浅截深采煤机也是为了同一目的。对于煤层厚度大于0.8m的急倾斜突出危险煤层，应优先采用伪倾斜正台阶、掩护支架采煤法，若采用倒台阶采煤工作面，应尽量加大各台阶的高度，并尽量缩小台阶宽度。4.2.4突出孔洞和处理在突出孔洞附近30m范围内进行采掘工作时，必须强化综合防治突出措施，并应加强支护。过去有一种说法，突出是一种能量的释放，并单纯地认为在突出空洞附近不会再发生突出。然而，在生产实践中却付出了沉重的代价，例如：芙蓉矿务局白皎煤矿，有一条巷道长度近100m，连续发生多次突出，这条巷道几乎不是掘出来的，完全是突出来的。突出空洞一个接一个，这就表明，虽然在突出空洞内的应力释放了，但在突出空洞周围却又形成了新的能量集中地带，由于突出空洞的断面往往大于巷道断面，空洞空间也大，所以在突出空洞周围应力的集中程度要比巷道的集中程度高，突出危险程度也要大得多。通常突出强度在100t以下，其影响范围可考虑为30m；当突出强度大于100t时，可考虑将影响范围扩大，建议采用60m，在此范围内应加强防治突出措施的力度，为了防止垮塌、冒顶或片帮，还要加强巷道支护工作。在突出煤层（尤其是急倾斜突出危险煤层或厚煤层）的煤巷中更换、推移或回收支架时，都要有防止因冒顶诱发的突出措施。冒顶诱发的大小突出在我国已出现过多次，例如：南桐矿务局东林煤矿，曾发生过因煤层突然冒落而发生的千吨级的大突出；松藻矿务局松藻煤矿也曾发生过在突出煤层煤巷中，因回收支架，导致煤层冒落而发生的数百吨位的突出，都造成了重大的人员伤亡（上述两事例都发生在急倾斜突出危险煤层中）。产生的主要原因是煤体自重引起的，因此，突出煤层（尤其是急倾斜突出危险煤层或厚煤层）的煤巷中，更换、推移或回收支架，都要有防止因冒顶诱发突出的措施。4.3三种超前距防治突出工作中常遇到三种超前距，即措施超前距、预测超前距和措施效果检验超前距，这三种超前距都是保证在各种工作条件下的安全屏障。4.3.1措施超前距措施超前距是指突出危险工作面在执行了防治突出措施之后进行采掘工作时，必须保留经措施处理过的工作面前方的一段煤体。分两种情况：（1）掘进工作面各种措施都必须留有5m的措施超前距。例如：采用超前钻孔防治突出措施，从孔底算起，必须留有5m的残孔，这5m钻孔超前距作为采掘工作的安全屏障，不允许破坏。实测和国内外的资料表明，掘进工作面前方的应力集中峰值位于工作面前方46处。看一种防突措施是否有效，对应力而言，就看是否能将应力集中峰向工作面前方深部推移，也就是使工作面的卸压范围增大。掘进工作面应在远离应力集中峰的卸压区工作，就不会发生突出。为了确保工作安全，防止误入上述地区，所以在执行了措施之后，采取留有5m的措施超前距，防止误入应力集中区，同时还可作为工作面的安全屏障抵御煤与瓦斯突出。（2）回采工作面由于回采速度较掘进速度慢，回采工作面要比掘进工作面有更多的时间缓和工作面的应力状态，同时受条件的限制，垂直工作面施工防治突出措施孔难度较大，基于上述原因，措施孔的超前距确定为3m。4.3.2预测超前距预测超前距是为保证进行预测工作安全所设置的安全屏障。采掘工作面经预测确定为无突出危险工作面时，在被预测的范围内，不能全部掘完。必须要留用2m的预测超前距。应当指出，只有预测为无突出工作面时才适用，且回采工作面与掘进工作面预测超前距是一样的。4.3.3措施检验超前距措施效果超前距只有当措施孔孔深与检验孔深的差值大于或等于7m时才会出现（掘进工作面为7m、回采工作面为5m，此值为措施超前距与检验超前距两者之和)。使用时应注意以下几种情况：（1）检验孔的孔深与措施孔孔深的差值(绝对值)小于或等于5m(掘进工作面为5m，回采工作面为3m) 时，经措施效果检查有效，必须执行5m（4条工作面为3m）措施孔的超前距；（2）检验孔孔深与措施孔孔深的差值（绝对值)大于或等于7m时（掘进工作面为7m、回采工作面为5m)，经措施效果检验有效，可留有2m措施检验超前距。5 安全防护措施综合防治突出措施中最后一道关口是安全防护措施。煤与瓦斯突出是人与自然的斗争，其突出的机理至今仍处于假说阶段，虽然现在有一套行之有效的预测方法和防治突出的措施，但因形成突出的因素随机性很强，有时也难免出现一些偏差，所以必须有一套完整的安全防护措施，以保证工作人员的安全。安全防护措施可分两部分，一是尽量减少工作人员在落煤时与工作面的接触时间，主要措施是震动性放炮、远距离放炮等。另一方面是突出后工作人员应有一套完整的生命保障系统。例如：避难硐室、压缩氧呼救器、压风自救装置等。5.1减少工作人员落煤与工作面接触时间的安全防护措施5.1.1震动性放炮震动性放炮不同于其它爆破作业，它不仅要起到落煤作用，还要利用炸药爆炸产生的强烈震动波使煤体剧烈震动，如此时煤层中的应力状态极不稳定，强烈的振动会使它加速趋于稳定，若煤层已达到发生突出时三大基本条件，不可避免地会诱导出煤与瓦斯突出。但此时人员已全部撤离现场，可避免人员的伤亡。应当指出，由于受人为的各种原因影响，未达到震动性放炮的要求时，会给下步工作留下十分严重的安全隐患，即延迟性突出，例如：未能一次全断面全部揭开或揭穿突出突层，俗话叫留有门坎时，最容易产生延迟性突出(有时叫延期突出)。延迟性突出通常发生在放炮后几分钟到数十小时，此时工作面应无人作业(包括巷道中所有类型的作业)，如有人工作，表明人们的工作已对工作面发生突出的基本要素进行了干扰，引发的突出不在此例。所以震动性放炮后，在巷道恢复作业时，必须制定安全可靠的防治突出措施。对此最有效的方法就是在震动性放炮后，工作面要停止工作一段时间，建议最好停止7天后恢复生产。震动性放炮不同于一般的爆破作业，还在于炮眼的数量与炸药的消耗量都要比正常的爆破作业高0.71.0倍左右，并用专用的炮眼分别爆破岩石和震动煤体(煤、岩分开爆破)。由于眼多、装药量大，所以起爆工作也比正常爆破作业难度大。要想一次全部起爆，放炮器的选择是很重要的。如采用高电压低电流型，雷管的连接方式应该是大串联或串并联，计算的总电阻值(包括放炮母线的电阻)应满足放炮器的技术要求，同时通过每一个雷管的电流都应远远大于雷管的最小起爆电流。应当特别指出的是放炮母线的电阻应远远小于雷管联结后的总电阻，尤其是采用低电压大电流起爆器材时，更应注意，否则将出现瞎炮，导致震动性爆破作业后留有门坎。为了减少雷管联结点和总电阻，有利于一次性全部起爆，雷管要采用铜脚线雷管。为了防止前段炸药爆炸后引起的瓦斯快速积聚并导致后段炸药爆炸火源点燃的瓦斯爆炸，除需要将炮眼塞满炮泥外，雷管总延长时间不得大于130ms。雷管起爆时间间隔越短，瓦斯还未聚集，爆破就已经完成。但时间间隔长了，瓦斯积聚已达到爆炸界限，后段炸药起爆，容易引起瓦斯爆炸。所以震动性爆破作业，雷管严禁跳段使用。基于震动性放炮技术的复杂性、特殊性以及达不到预期效果所遗留下来的后患的严重危害性，采用此安全防护措施前，必须进行专门的设计，做到心中有数，万无一失。震动性放炮技术的设计内容包括两部分：（1）爆破作业部分，包括炮眼布置、装药量、雷管起爆段数的选择、起爆器材的选用(放炮器与放炮母线)、联结方式等。（2）安全防护措施部分，又可分为安全设施与组织两部分。a)安全设施，包括要求有独立可靠、通畅的通风系统，防止突出时瓦斯逆流的2道坚固的反向风门。b）组织措施，包括有专人指挥和负责井下爆破作业的实施和检查、放炮时撤离影响区域内的回风系统的全部人员和切断电源(严重突出危险性矿井有时需要全井撤人停电、地面起爆)，确定起爆地点和未达到预期目的时的防治突出的补救措施等。要安全可靠的实现上述工作，必须由矿总工程师统一指挥，统一下达各种指令。为了避免由于延迟性突出引起的意外伤亡，必须起爆30min后，方可由值班的救护队员进入工作面检查，确认无危险时才可恢复工作。震动性放炮技术必须一次全断面揭开或揭穿煤层，如果不能一次全断面揭开或揭穿煤层，其后果是留有门坎，为进一步处理埋下了极不安全的隐患。石门发生的突出事故往往是由此引起的。进入煤层后还必须加强支护，尤其是急倾斜突出煤层，要注意防止煤层因支护不佳，导致冒顶诱发的突出现象。5.1.2远距离放炮突出危险区内采取远距离放炮掘进煤巷时，放炮地点必须设在进风侧反向风门外的全负压新鲜风流中避难硐室内，距爆破作业地点的距离越远越好。远距离放炮的主要目的是放炮时工作人员远离爆破作业地点，使突出物和突出发生的瓦斯逆流波及不到放炮地点，以确保工作人员的安全。采用2道反向风门是起到隔离瓦斯逆流的作用，全负压通风是通风不受因突出破坏了通风设施的影响，同样在远离爆破工作面的新鲜风流中放炮，使突出后的瓦斯逆流对人员的安全不利影响降低到最小程度。5.2完整的生命保障系统（1）石门揭穿煤层后，在靠近石门30m范围，由于才揭开煤层不久，煤层中的瓦斯和应力还未得到充分的缓和，同时还要受石门集中应力的影响，因此突出危险性较正常地区要大，所以要加强此区域的防治突出措施和支护工作。（2）在突出煤层的掘进工作面附近、放炮地点及人员集中的地点，应设有直通矿(井)调度室(值班室)的电话，并设有供给压缩空气设施的避难硐室或压风自救系统。（3）突出煤层的掘进工作面无论地质条件、煤层厚度与强度、煤层瓦斯情况变化都很频繁，为了使矿井决策者随时了解突出掘进工作面的实际变化，需要有电话进行通讯。突出煤层随时都有可能发生突出，当出现突出预兆后，人员应立即撤离现场，但突出瓦斯影响范围广，波及速度快，有时工作人员还没有达到安全地就发生突出。为了解决这一问题，在工作面附近的放炮地点就必须设立安全救生装置与系统，以确保工作人员的安全，避难硐室与压风自救装置就是为此而设。（4）突出的煤必须及时清理，清理前要编制防止煤尘、片帮、冒顶及瓦斯超限、出现火源、再次发生事故的安全防护措施。（5）突出的煤，破碎程度较高，比表面积大，容易与空气中的氧气相结合，再加上突出孔洞附近通风不良，突出的煤被氧化后所发生的热量容易积存，很易发生自然发火。例如：芙蓉矿务局芙蓉矿，煤层突出后，突出煤尚未清理完就发生自燃，时间最短不超过20d。突出的煤一般都干燥、破碎，清理时不采取防尘措施，粉尘飞扬，如果该煤的煤尘爆炸指数高，一遇火源，则易发生煤尘爆炸。突出孔洞附近煤层松软、地应力大，容易发生冒顶与片帮。突出孔洞附近通风欠佳的情况下，空气中的瓦斯浓度容易超限。这些情况都易引发再次发生事故。因而清理突出的煤，需要编制必要的安全防护措施。5.3补救措施采掘工作面，实施防治煤与瓦斯突出措施后，如果经检验其措施无效，表明该工作面突出因素并未得到改善，还有突出危险，因此必须采取补救措施，并再进行效果检验，直到措施效果检验有效后，方可采取安全防护措施施工。6 结论突出矿井根据矿井生产采掘计划，结合区域预测所划分的突出危险区、突出威胁区，制定出矿井的年度、季度、月度防治突出计划，目的是将防治突出工作纳入矿井正常的生产计划中，以便对防治突出工作加强管理。除此而外，可根据采掘计划的安排，结合区域预测结果，可事先知道将被开采的采区、煤层的突出危险程度，提前做好防治突出措施的编制和人力物力的安排，同时也可根据突出危险性程度，将采区或工作面事先做出轻、重、缓、急的安排，使防治突出的工作做到有序不乱。煤与瓦斯突出具有突发性、不完全的可知性，要想完全防止它的产生是难以达到的。根据现实情况，现有的防治突出方法首先要摸清楚它发生的地区、范围，采取必要的防治措施，改变其发生突出所应具备的基本条件，使其不发生或降低其突出强度，并采取必要的安全防护措施，以保证施工人员的安全。开采突出矿井是一项难度大、技术复杂的工作。因为它的发生具有很大的随机性，为了防治它所采用防治突出的措施也需根据现场的实际情况，在原定的防治突出措施上进行适当的修改，方能对防治突出奏效。现场变化的信息反映到决策者时，需要有一定的时间，在这段时间内，工作人员对防治突出工作如不熟悉，继续或违章工作，就有可能酝酿出因突出而导致的重大人身伤亡事故。所以突出矿井的工作人员，必须接受防治突出知识培训，熟悉突出预兆和防治突出的基本知识，经考试合格后，方能上岗。突出矿井的工作人员掌握了防治突出的基本知识后，可以提高工作人员的自我保护意识，抵制一些因违章指挥而可能发生的突出事故。参考文献：【1】罗海珠.中国煤矿瓦斯事故趋势及对策C.中国职业安全健康协会首届年会论文集，2004.【2】于不凡.煤和瓦斯突出机理M.北京：煤炭工业出版社，1985.【3】国家煤矿安全监察局人事培训司.矿井瓦斯防治M.北京：中国矿业大学出版社，2002.【4】中华人民共和国煤炭工业部.矿井瓦斯抽放管理规范M.北京：煤炭工业出版社，1997.【5】中华人民共和国煤炭工业部.防治煤与瓦斯突出细则M.北京：煤炭工业出版社，1995.【6】俞启香.矿井瓦斯防治M.徐州：中国矿业大学出版社，1992.【7】周世宁.煤矿瓦斯动力灾害防治理论及控制技术【M】北京：科学出版社，2007【8】俞启香矿井瓦斯防治【M】徐州：中国矿业大学出版社，1992【9】马世志.矿井通风、瓦检、瓦斯防治技术与措施【M】徐州：中国矿业大学出版社,2006【10】张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术【M】北京：煤炭工业出版社，200l【11】景国勋.杨玉中.矿山重大危险源辨识、评价及预警技术【M】.北京：冶金工业出版社,2008翻译部分英文原文Numerical Simulation of Coal Floor Fault Activation Influenced by Mining WANG Lian-guo,MIAO Xie-xingSchool of Sciences,China University of Mining&Technology,Xuzhou,Jiangsu 221008,ChinaAbstractBy means of the numerical simulation software ANSYS,the activation regularity of coal floor faults caused by mining is simulated.The results indicate that the variation in horizontal,vertical and shear stresses,as well as the horizontal and vertical displacements in the upper and the lower fault blocks at the workface are almost identical.Influenced by mining of the floor rock,there are stress releasing and stress rising areas at the upper part and at the footwall of the fault.The distribution of stress is influenced by the fault so that the stress isolines are staggered by the fault face and the stress is focused on the rock seam around the two ends of the fault.But the influence in fault activation on the upper or the lower fault blocks of the workface is markedly different.When the workface is on the footwall of the fault,there is a horizontal tension stress area on the upper part of the fault;when the workface is on the upper part of the fault,it has a horizontal compressive stress area on the lower fault block.When the workface is at the lower fault block,the maximum vertical displacement is 5 times larger then when the workface is on the upper fault block,which greatly increases the chance of a fatal inrush of water from the coal floor.Key words:mining;fault activation;simulation1 IntroductionIn this paper we attempt to appraise the activation regularity and deformation of coal floor faults caused by mining.Damage mechanisms of rock around coal floor faults are described from different aspects and in different contexts110.Descriptions can,to some extent,intensify our understanding of coal floor fault activation caused by mining.However, looking at the effect of these views,a mechanical analysis cannot achieve the purpose of pictures and clarity.For a more profound understanding of the regularity of fault activation caused by mining at the workface,we use computers to make numerical simulations and obtain a series of valuable conclusions. 2 Numerical Calculation of Model FormationConsidering the different fault activations influenced by the workface on the upper and lower fault blocks,we build two calculation models according to the state of the plane strain.Fig.1 is a calculation model(Model)of the workface on the lower fault block,showing the loading on the top of the terrane according to the distributional characteristics11 of mine pressure.Given the conditions of mining technology of the Qinan mine,the terrane 70 m fore- and-aft the workface and 30 m deep under the coal floor is simulated.The lithology of the floor is Berea sandstone and the elastic modulus E=1.09104MPa,the Poissons ratio=0.34,the cohesion C=2.94MPa,the internal friction angle=35 and the density=2.5 kN/m3.The calculation model of the workface on the upper part of the fault(Model)is the same as that of Modelexcept that the abutment pressure ahead of the workface is on the upper part of the fault.3 Numerical Simulation Results and AnalysisFor both models,the isoline graphs of horizontal, vertical and shear stresses as well as the horizontal and vertical displacements of modelsandhave been calculated and are plotted respectively as Figs.23. 3.1 Distribution characteristics of horizontal stressesInfluenced by mining of the coal floor rock, there are horizontal stress releasing areas and rising areas at the upper part and at the footwall of the fault. The distribution of horizontal stresses is influenced by the fault and it is obvious that the stress isolines are staggered by the fault face and the stress is concentrated on the rock seam around the two ends of the fault. In model I,stress is concentrated at the shallow part of the orebody at the footwall of the fault.The horizontal stress is 6.410 MPa.The horizontal stress under the fault face is 3.14.9 MPa.The lower part of mined-out areas on the lower fault block releases pressure,and may even turn to tension stress of about 0.5 MPa.But in the deeper part,the horizontal stress turns to compressive stress and the value increases gradually. In model,the stress is concentrated at the lower part of the orebody on the lower fault block and the horizontal stress becomes 14.627.5 MPa.The horizontal stress under the fault face is 4.948.16 MPa.The lower part of the mined-out areas at the fault footwall releases pressure;the horizontal stress is 4.94 MPa. 3.2 Distributional characteristics of vertical str