祁东煤矿3.0Mta新井设计煤炭地下气化开采技术基础研究
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第23页科 研 创 新题目： 煤炭地下气化开采技术基础研究姓名： 吴福清 学号： 06082795 班级： 采矿工程2008-4班 二 一 二 年 六 月煤炭地下气化开采技术基础研究摘要：本文主要论述了一些煤炭地下气化技术进行过程中的一些问题，主要包括开采中的顶板岩层移动特征、半焦孔隙结构的变化规律、覆岩应力场相关问题，进行了一些简单的模型建立和分析，提供了一些工程实例。关键词：地下气化；岩层移动特征；半焦孔隙结构；覆岩应力场1 绪论1.1问题的提出与研究意义煤炭地下气化(UCG)是一种集建井、采煤、气化3大工艺为一体煤炭开采方式，其原理是将位于地下的煤炭进行有控制地燃烧，通过对煤的热作用及化学作用而产生可燃气体，满足民用、发电或化工需求。自20世纪30年代以来，美国、德国、前苏联等主要产煤国均大力投入这一领域的技术研究，储备了一些关键性技术。其中，前苏联是世界上唯一成功的将煤炭地下气化技术工业化应用的国家，120世纪60年代末，共建设了27座气化站。随着石油天然气等优质替代能源的发现和使用，前苏联煤炭地下气化技术的研究与应用已基本停顿。“三次石油危机”爆发以后，煤炭地下气化技术成为应对石油危机的储备技术。美国政府资助的“控制后退气点法”及“急倾斜煤层法”已取得了丰富的经验，美国能源部宣称，一旦再发生能源危机，美国将广泛使用该技术生产中热值煤气。近几年，澳大利亚、南非、美国、印度、朝鲜等国纷纷重新启动了煤炭地下气化技术的研究。煤炭地下气化技术对于发挥我国煤炭资源优势、减少矿难事故、多元化保障能源需求等具有重大的探索意义。我国能源消费结构以煤为主，煤炭占我国化石能源资源总量的90以上，20l0年，我国煤炭消费超过31.4亿吨。探索高效、安全、清洁的煤炭开采利用意义重大。首先，煤炭地下气化技术可以有效地开发利用老矿井遗弃的煤炭资源、井工开采难度较大的深部煤层或者经济性和安全性较差的低品位煤层。据统计，我国拥有褐煤资源约3700L吨；已探明埋藏深度在l000米以下的煤炭资源约29万亿吨；2020年，将有500多处“报废”矿井，粗略预测遗弃资源量在500亿吨以上；其次，该技术实现了地下无人生产，避免了瓦斯、火灾、粉尘、水灾、顶板等矿井事故和人身伤亡；第三，该技术只提取煤种的含能组分，而将灰渣等固体废弃物留在地下，减少了因井工开采和露天开采造成对地表生态环境和大气污染；第四，地下气化煤气不仅可作为燃气直接民用和发电，而且还可为化工产品提供原料，以多元化的煤基产品补充能源供应形式。此外，测控工艺设备研发和产业化发展对于深海资源勘探等领域都有良好的拉动作用。目前我国已建成具有世界先进水平的煤炭地下气化综合模型试验台和测控系统，并开展了相关的理论研究和模型试验研究，获取了褐煤、烟煤及无烟煤地下气化工艺参数。自1984以来，我国先后在江苏徐州、河北唐山、山东新汶、山西阳泉等矿区进行了有井式煤炭地下气化现场试验和生产，完成了不同煤种、不同煤层厚度(18 m一6 m)、不同煤层倾角(1 5。一7 5。)、不同埋藏深度 (100-450 m)的现场试验。形成了具有我国自主知识产权的有井式“长通道、大断面、两阶段”煤炭地下气化新工艺，经科研查新，该工艺构思新颖，属国内首创。此外，我国科研单位和企业还联合完成了无井式煤炭地下气化制备空气煤气工业性试验，该技术达到了国际领先水平。煤炭地下气化是一门融多学科为一体的综合性能原生产新技术，属第二代采煤方法。其任务是将煤炭资源原地转化为可燃气体。其基本过程为：从地面或井下施工，将地下煤层构筑成一个封闭的气化炉。煤炭点燃后，经一系列化学反应，生产出以H2，CO2，CH4为主要可燃组分的煤气，输往地面后供人们使用。实现了建井、采煤、气化三大工艺合而一。主要优点是抛弃了常规采煤方法中的庞大而笨重的采煤设备与地面气化设备，具有建井规模大为减小、安全性好、资源利用程度高、投资少、效率高、成本低、见效快、污染相对较少等优点。引起了包括我国在内的世界主要采煤国家的关注。世界上探明可采石油储量预计只可开采到2050年；探明可采天然气储量也将在60年左右枯竭；而煤炭储量则比较丰富，未来世界的能源结构将可能再一次以煤炭为主。然而，煤炭开采与利用过程中，会排放出大量有害气体和导致温室效应的CO2，对环境造成重大影响，不得不迫使各国重新审视煤炭的开采与利用。煤炭地下气化(Underground Coal Gasification，简称UCG)技术，从根本上改变了煤炭的开采与利用方式，重新定义了“清洁煤”的概念，既提高了煤的开采与利用效率，又克服了煤炭在开采与应用中给环境带来的负面影响。利用这一技术可以保障在对环境不造成较大影响的前提下，将煤炭作为能源主题，满足社会长期的能源需求，引起了全世界的高度关注。在新的时代背景下，煤炭地下气化技术有着更广泛的需求，因此研究煤炭地下气化技术的相关问题也是很有意义的。1.2主要研究内容及研究方法1.2.1研究内容1）煤炭地下气化过程中顶板岩层移动特征的研究;2）煤炭地下气化过程中半焦孔隙结构的变化规律；3）煤炭地下气化过程中覆岩应力场的数值研究；1.2.2研究方法1）理论分析理以及副巷受采动影响变形规律等进行研究。2）数值模拟试验运用数值模拟软件和模型研究，覆岩应力场的数值研究。2理论分析2.1气化采煤原理气化采煤也就是煤炭地下气化技术。煤炭地下气化是将处于地下的煤炭进行有控制地燃烧，通过对煤的热作用及化学作用产生可燃气体，集建井、采煤、气化工艺为一体的多学科开发洁净能源与化工原料的新技术，其实质是只提取煤中含能组分，变物理采煤为化学采煤。煤炭地下气化的原理（如图2-1）。首先从地表沿煤层开掘两条倾斜的巷道1和2，然后在煤层中靠下部用一条水平巷道将两条倾斜巷道连接起来，被巷道所包围的整个煤体，就是将要气化的区域，称之为气化盘区，或称地下发生炉。最初，在水平巷道中用可燃物质将煤引燃，并在该巷形成燃煤工作面。这时从鼓风巷道1吹入空气，在燃烧工作面与煤产生一系列的化学反应后，生成的煤气从另一条倾斜的巷道即排气巷道2排出地面。随着煤层的燃烧，燃烧工作面逐渐向上移动，而工作面下方的采空区被烧剩的煤灰和顶板垮落的岩石所充填，但塌落的顶板岩石通常不会完全堵死通道而仍会保留一个不大的空间供气流通过，只需利用鼓风机的风压就可使气流顺利通过通道。图2-1 煤炭地下气化原理1 鼓风巷道；2排气巷道；3灰渣；4燃烧工作面；I氧化带；II还原带；III，IV干馏-干燥带地下气化的基本特征：煤层不发生移动，但气化过程中各气化反应区的位置和燃空区状态时刻都在变化；地下气化进行到一定程度后，对于较薄煤层，气化剂只能在与煤壁接触的单一表面上反应，另外三个表面为顶板，底板及反应完的灰渣和顶板塌陷物，因此没有地面气化炉金属外壳似的密闭层，气体会在空间中扩散；由于气化反应过程和加热过程的不均匀性及加热过程范围扩大，反应过程产生的热量不仅随气流带向出口方向，同时也通过热辐射、对流、传导等过程将热量传至煤层纵向的深部，并沿煤层深度形成温度梯度，煤层温度不同，其所发生的反应也不同。因此在煤层纵深方向上可分为：燃控带，焦化带，干流带，干燥带，煤层自燃带。这种有气流通过的气化工作面被称为气化通道，整个气化通道因反应温度不同，一般分为气化带、还原带和干馏-干燥带三个带。2.1.1气化带在气化通道的起始段长度内，煤中的碳和氢与空气中的氧化合燃烧，生成二氧化碳和水蒸气：C+O2CO2；2H2+O22H2O。在化学反应过程中同时产生大量热能，温度达1200到l 400，致使附近煤层炽热。2.1.2还原带气流沿气化通道继续向前流动，当气流中的氧已基本耗尽而温度仍在800l 000以上时，二氧化碳与赤热的煤相遇，吸热并还原为一氧化碳CO2+C2CO。同时空气中的水蒸气与煤里的碳起反应，生成一氧化碳和氢气以及少量的烷族气体：4C+3H2OCH4+3CO+ H2，这就是还原区。2.1.3干馏-干燥带在还原反应过程中，要吸收一部分热量，因此气流的温度就要逐渐降低到700400，以致还原作用停止。此时燃烧中的碳就不再进行氧化，而只进行干馏，放出许多挥发性的混合气体，有氢气、瓦斯和其他碳氢化合物。这段称为干燥带的干馏部分。在干馏之后是脱水干燥。混合气体此时仍有很高的温度可气化其中的水分，混合气体干燥后，最后可得到：CO2，CO，O2，H2，CH4，H2S和N2的混合气体，其中CO，H2，CH4等是可燃气体，它们的混合物就是煤气。2.2气化采煤相关问题2.2.1顶板岩层移动特征煤炭地下气化过程中，围岩要经受高温作用，如氧化区温度约为2000 ，还原区温度约为l 200，干馏区温度约8001。煤炭地下气化与煤炭传统开采一样，在煤炭转变为气体的过程中，破坏了原有的应力平衡，引起气化炉围岩的应力重新分布。在岩层自重应力场和温度场的共同作用下，随着燃烧空间的形成，燃空区上方的岩体会产生弯曲变形，当燃空面积大到一定程度时，顶板可能发生冒落，如果冒落严重，将影响煤炭地下气化的顺利进行。国内外对煤炭开采过程中，顶板岩层移动特征进行了大量的研究2-4，但是未对煤炭地下气化过程中顶板岩层的移动特征进行研究。2.2.2煤炭地下气化过程中半焦孔隙结构的变化规律煤炭气化过程中，煤的转化要经过干燥、热解以及半焦气化三个阶段，其中热解过程尤为重要，它关系到产品煤气的组成和质量，同时，热解形成半焦孔隙结构等特性也直接影响后续的气化过程。半焦的孔结构反映了半焦一个重要的物理特性，包括一定孔结构下的孔隙率以及多孔介质独特的比表面积，孔隙率和比表面积有一定的联系。本文主要是对选取的三个不同煤化程度的煤样及典型条件下热解半焦样品的比表面积、孔容积及孔径分布进行测试，研究它们的变化规律，对深入了解煤炭地下气化中的热解过程有重要的意义。2.2.3煤炭地下气化过程中覆岩应力场的数值研究现场试验表明，煤炭地下气化存在一些问题：如果气化过程中炉内冒顶严重将导致供风系统中断；随着气化进行炉内顶板悬顶过大，不能保证气化剂与煤体接触而产生气化反应，且生成的煤气可能在炉内二次燃烧等，这些都与煤炭地下气化过程中，煤层覆岩的应力场分布有关。所以，煤炭地下气化过程中，煤层覆岩的应力场分布规律成为研究的核心问题，对煤炭地下气化技术的推广与应用具有十分重要的作用。这些问题对于煤炭地下气化实际利用过程中有很大的影响作用，为此本文在这里进行研究，论述相关研究成果。3.模型建立与分析3.1顶板岩层移动特征3.1.1热传导方程在直角坐标系下，二维热传导的微分方程5为：式中：T为温度；Q为单位体积的热生成率； D为密度；f为比热；t为时间。3.1.2 煤炭地下气化模型的建立3.1.2.1 假定条件为简化计算，假定如下：岩体和煤层为均质各项同性；热源(燃烧的煤层)为恒温；岩体和煤层的质量密度、泊松比、粘聚力等不随温度而变化。3.1.2.2 几何尺寸的确定和网格的划分计算模型选用弹塑性平面应变模型，计算平面沿煤层燃烧(开挖)方向布置，煤层呈水平状态，煤层气化长度(开挖)为200 m，煤层厚度为6 m，煤层顶板上方取100 m，底板下方取60 m。在煤层燃烧(开挖)方向上，在煤层燃烧(开采)区左右两边各取300 m，加上燃烧(开采)区共800 m，其中燃烧(开挖)区范围为x=300500 m，见图3-1。图3-1力边界条件和物理模型模型总体上分六层：煤层、顶板1、顶板2、顶板3和底板1、底板2，厚度和岩性见表3-1。为了更精确地分析煤层顶、底板的变形规律，将煤层顶板1、顶板2、底板1网格划分的比较细，而顶板3，底板2的网格划分的比较稀疏。3.1.2.3 边界条件模型底部取为固定端；模型左右两侧节点的Z方向位移为零，允许有Y方向的位移；由于模型尺寸的限制，不能模拟到地表，所以模型以上的岩层重力以外载荷代替(均布载荷，大小为54 MPa)；模型内的各单元均考虑了其自重的作用，即在Y的负方向加上重力加速度98 ms ，见图3-l。在本模型中，采用第一类热边界条件，将燃烧的煤层设置为恒定温度l200，初始温度取为25。3.1.2.4 施工步骤根据文献6，取煤炭地下气化火焰移动速度为05 mc。工作面自点火眼(开切眼)沿z方向推进，见图l，每个施工步为4m，即8天，共50个施工步，燃烧后的煤层运用死单元。1.2.5 模型各岩层计算参数模型各岩层热学参数见表3-1，力学参数见表3-2，顶板l和底板1的弹性模量和热膨胀系数与温度的关系见表3-3。表3-1 模型各岩层热学参数表3-2 模型各岩层力学参数注：表1、表2中顶板1和底板1的热传导率、比热、弹性模量和热膨胀系数为常温下的数值，顶板l和底板1的热传导率和比热数值大小和发展趋势参考文献7，煤的热传导率和比热参考文献8表3-1 顶板l和底板1的弹性模量和热膨胀系数与温度的关系3.1.3 煤炭开采模型的建立为了比较煤炭地下气化和煤炭开采过程中，两者顶板岩层的移动特征的不同，在建立煤炭开采模型时，将其几何尺寸、网格化分、力学边界条件和煤炭地下气化一样，力学参数见表3-2，工作面推进的速度同煤炭地下气化，即一个施工步开采l，共50个施步。图3-2 上覆岩层垂直位移曲线对比图3.1.4 煤炭地下气化和传统煤炭开采结果分析与对比3.1.4.1 顶板上覆岩体移动特征的数值模拟分析在煤炭地下气化和传统煤炭开采中，上覆岩体离煤层顶板不同距离h处将不同程度地发生移动10，见图3-3。图中工作面位置为煤炭气化200I13时的位置，负号表示在燃空(采空)区。由图3-3可知，煤炭地下气化和煤炭工作面开采后，上覆岩体移动曲线符合负指数函数关系l9 ；存在A、B、C区域，在A区域岩层越向上位度越小，在B区域位移速度越向上越大；煤炭气化上覆岩层位移速度相对煤炭开采位移速度较大，位移值也较大。由上面的分析可知，最大位移值基本在燃空(采空)区中轴线上，气化和开采完毕后，燃空(采空)区中轴线上距煤层顶板不同高度的垂直位移图见图3-3。由此可知，离煤层顶板越近，垂直位移越来越大，特别是直接顶位移急剧增大，说明此时，直接顶已冒落。图3-3 燃空区中轴线上垂直位移对比图3.1.4.2顶板上覆岩层随工作面推进距离移动特征的模拟分析煤炭地下气化和煤炭开采是一个动态的过程11，随着工作面推进，上覆岩层发生了下沉，见图3-4。由图3-4可知：1)在煤炭气化和煤炭开采过程中，随着工作面的推进，上覆岩层移动规律基本相同；图3-4 工作面推进不同距离顶板(h=57 m)岩层垂直位移曲线对比图2)随着工作面的推进，最大垂直位移从工作面长度的中心，逐渐向工作面方向前移，且煤炭开采更为突出，主要是受点火空间的影响12。如工作面推进160m时，两者最大位移在90m处，偏中心点10m；工作面推进200m时，前者最大位移在120m处，偏中心点20m，后者最大位移在140 m处，偏中心点40 m。3)随着工作面的推进，工作面燃空区(采空区)节点的最大下沉量呈正指数的变化规律13，拟和公式分别为y=-0.0596e0.0169x和y=-0.05e0.0168x，可见前者的增长指数大于后者的增长指数，随着工作面的推进，两者的位移差值会更大(见图3-5)，这主要是由于随着工作面推进长度的增大，上覆岩层悬空长度增大，而在煤炭气化过程中，上覆岩层在温度的作用下，迅速向下膨胀。图3-5 顶板垂直位移峰值-工作面推进距离关系曲线3.2. 煤炭地下气化过程中半焦孔隙结构的变化规律3.2.1 煤化程度对半焦孔隙结构的影响煤样的煤化程度不同，煤样的比表面积、孔容积和孔径分布等孔隙结构特征也不同14。一般随煤变质程度的加深，煤的比表面积变化成“凹”型，即两头 (褐煤和无烟煤)大，中间(中等变质程度的烟煤)小，这反映了煤化过程中煤分子空间结构的变化煤化程度低的煤，在煤分子结构层面的边缘连接着各种官能团，并有不同的官能团形成交联结构15，因此空间结构显得疏松，有比较大的内表面积；随着煤化程度加深，官能团减少，煤的结构逐渐趋向紧密，在碳含量约82 附近比表面积出现最低值；煤变质程度继续加深，结构单元芳香性增加，分子排列趋向规则化，由于定向结构的形成，比表面积出现增大的趋势16。就煤的总孔容积而言，主要由煤的孔径分布特征决定17，而孔径分布与煤变质程度关系极大。碳含量小于75 的煤，其粗孔(直径20 nm)占优势；碳含量在75 85 的煤，其微孔(直径2 nm)和过渡孔(直径2 nm20 nm)占优势；而碳含量在85 以上的煤，其孔主要由微孔构成。三个煤样原煤比表面积和孔容积测定结果的对比见表1由表1可以看到，在用ZXF一06型氮气吸咐仪测定协庄原煤时，比表面积出现了负值，这是因为该样品不属于多微孑L物质范围，不适合采用低温物理吸附容量法测定，即不能采用吸附仪测定，而应适用测量大孔径的压汞仪测定，一般压汞法测定孔径范围为10 nm以上的孔表3-4 煤样比表面及孔容积的测定结果Specific surface area and pore volume of coal因而测定结果之间的可比性较差18但可以定性地说，昔阳煤样的比表面积和孔容积要比大雁煤样和协庄煤样的都小，大雁煤样和协庄煤样之间还有待进一步的比较三个煤样的孔径分布见表3-5表3-5 煤样的孔径分布 Bore diameter distribution of coal由表3-5可知，三个煤样的孔径分布特征相差较大昔阳煤样过渡孔比例占大部分，协庄煤样的孔隙主要是大孔，大雁煤样则小孔多一些3.2.2 热解温度对半焦孔隙结构的影响在气化过程中，一般参与气化反应的固相是半焦而非原煤19，故研究半焦的孔隙结构特征具有更直接的理论意义影响半焦孔隙结构特征的因素很多，如煤变质程度、煤岩组成、煤中矿物质种类与含量和煤的热处理条件等20。大雁褐煤在N 气氛下，不同热解终温半焦比表面积和孔容积曲线见图3-6，昔阳无烟煤在H2O(g)气氛下，不同热解终温半焦比表面积和孔容积曲线见图3-7由图1可以看出，在惰性气氛中，大雁半焦的比表面积和孔容积随热解温度的升高是先增后降，转折点出现在700；而在活性气氛H2O(g)条件下，昔阳半焦的比表面积和孔容积随热解温度的升高是持续增加，并且增加幅度随温度升高而加大21图3-6 不同热解终温大雁半焦比表面积和孔容积Specific surface area and pore volume of DY semicoke at different temperature图3-7 不同热解终温昔阳半焦比表面积和孔容积Specific surface area and pore volume of XY semicoke at different temperature煤在惰性气氛中热解成焦时，挥发分逸出对煤产生两种作用22：一方面使原有的孔道增大或产生新的孔隙使孔隙结构更丰富；另一方面又由于热收缩造成微孔闭塞，或由于交联键的破坏和晶体的有序化而使部分孔隙结构损失对大雁半焦，700前主要是第一方面的作用导致比表面积和孔容积增大， 700后主要发生半焦的缩聚反应，即热缩聚作用使微孑L闭塞，半焦的比表面积和孔容积减小23。煤在活性气氛(CO2或H20(g)中“热解”(气化)成焦时，气一固两相反应随热解温度升高逐渐显著，相应的半焦孔隙结构也随碳转化率的增加而变得发达，即比表面积和孔容积迅速增加煤在活性气氛(CO2或H20(g)中“热解”(气化)成焦时24，气一固两相反应随热解温度升高逐渐显著，相应的半焦孔隙结构也随碳转化率的增加而变得发达，即比表面积和孔容积迅速增加大雁褐煤在N2气氛下，不同热解终温半焦孔径分布曲线见图3-8由图3-8可以看出，随热解温度的变化，不同孔径的孔占总孔容体积的比例关系变化不大对大雁半焦，小于20 nm以下的孔占绝大比例3.2.3 热解气氛对半焦孔隙结构的影响热解终温为900。C时，昔阳无烟煤在不同热解气氛下半焦比表面积和孔容积曲线见图3-9由图3-9可以明显看出，在N2，CO2和H2 O(g)三种热解气氛条件下，半焦的比表面积和孔容积是依次增大的，尤其是比表面积，在H2O(g)气氛条件下相对N2。气氛下增加了近500倍热解终温为900。C，昔阳无烟煤在不同热解气氛下半焦孔径分布曲线见图3-10由图3-10可以看到，对热解终温为900的昔阳半焦，三个气氛条件下的半焦孔隙均是直径在2 nm20 nm 的过渡孔占绝对比例。同时，随热解在N2，CO2和H2 0(g)三种气氛条件下变化时，孔径分布特征变化幅度不大。和惰性气氛条件相比，在活性气氛下“热解”，半焦的孔径变化更加复杂24，除发生半焦本身的热解反应外，还有复杂的气化反应孔隙结构变化，如孔径分布、孔容积、比表面积以及半焦的基碳转化率和反应速率之间均有一定的相关性，这些指标在达到某个基碳转化率时，会出现最高值，然后随基碳的进一步消耗而下降。图3-8 不同热解终温大雁半焦孔径分布Distribution of bore diameter of DYsemicoke at different temperature图3-9 不同热解终温昔阳半焦孔径分布Distribution of bore diameter of XYSemi-coke at different temperature煤炭地下气化过程中覆岩应力场的数值研究图3-10 不同热解气氛昔阳比表面积和孔容积Specific surface area and pore volume of XY semi-coke at different reaction gas3.3煤炭地下气化过程中覆岩应力场的数值研究数值模型的建立：3.3.1 假定条件为简化计算，假定：岩体和煤层为均质各项同性；热源(燃烧的煤层)为恒温；岩体和煤层的质量密度、泊松比、黏聚力等不随温度而变化。3.3.2模型尺寸及参数选取本文选用弹塑性平面应变模型25，计算平面沿煤层燃烧方向布置，长为800m，高为166m，煤层厚度为6m。将计算模型范围内岩层分为6层，数值模型选取的各岩层材料按照由上向下的顺序，其力学、热学参数如表3-6所示，细砂层和粉砂层的弹性模量和热膨胀系数与温度的关系，如表3-7所示。表3-6 模型各岩层热学和力学参数注：表中粉砂岩和细砂岩的热传导率、比热、弹性模量和热膨胀系数为常温下的数值，粉砂岩和细砂岩的热传导率和比热数值大小和发展趋势参考文献26，煤的传导率和比热参考文献27。表3-7 弹性模量（E）和膨胀系数（）与温度的关系3.3.3 边界条件模型底部取为固定端；模型左右两侧节点的方向位移为零，允许有Y方向的位移；由于模型尺寸的限制，不能模拟到地表，所以模型以上的岩层重量以外载荷代替(大小为54MPa)28；模型内的各单元均考虑了其自重的作用，即在Y的负方向加上重力加速度98ms 。如图3-11所示。在本模型中，采用第一类热边界条件，将燃烧的煤层设置为恒定温度1200，初始温度取为25。图3-11 力边界条件和物理模型3.3.4 施工步骤根据根据参考文献29，取煤炭地下气化火焰移动速度为0.5md。工作面自点火眼沿方向推进，见图3-11，每个施工步为4m，即8d，共50步，累计气化长度为200m，燃烧后的煤层设置为死单元，赋予空气的热学参数，如表1所示。或近等于零的次一级“拱形”地带与冒落带的分布范围相对应。图3-12为工作面推进不同距离时垂直应力分布图。 图3-12 工作面推进不同距离时垂直应力场4.结论4.1顶板岩层移动规律1)煤炭气化和煤炭开采后，顶板岩层的位移符合负指数函数变化规律。2)煤炭气化过程中，顶板岩层下沉速度比煤炭开采过程中下沉速度快，且位移值也较大。3)随着工作面的推进，工作面燃空区和采空区节点的下沉量呈现出指数增长的变化规律，且前者的增长指数大于后者的增长指数，主要是温度的影响。4.2半焦孔隙结构的变化规律1)从煤种角度看，昔阳无烟煤的比表面积和孔容积较大雁褐煤和协庄烟煤都要小；三个煤样孔径分布特征差别明显，昔阳无烟煤过渡孔比例占大部分，协庄烟煤的孔隙主要是大孔，大雁褐煤则小孔多一些2)半焦的表面结构特性受热解温度和热解气氛双方面的影响在惰性气氛下，半焦的比表面积和孔容积随热解温度的升高是先增后降，而在活性热解气氛条件下，半焦的比表面积和孔容积随热解温度的升高是持续增加，并且增加幅度随温度升高加大同一热解终温条件下，和惰性气氛下相比，活性气氛下“热解”半焦的表面结构变化更加复杂，比表面积和孔容积呈增大趋势3)改变热解终温或气氛，孔径分布特征变化幅度不大，微孔、过渡孔和大孔占总孔的比例没有发生根本性变化4.3覆岩应力场由工作面推进距离不同时可以得出以下结论：(1)当煤层燃烧后，在工作面燃空区上方存在有拱式结构，该区域内垂直应力较小，已接近为零或为拉应力，表明顶板岩层已经冒落，不再承载拱外上覆岩层的载荷。(2)随着工作面推进，拱式结构的高度不断增大，当工作面推进40m 时，拱顶高度为20m，是煤层厚度的33倍；推进120m时，拱高为50m，是煤层厚度的83倍；推进200m时，拱高为70m，是煤层厚度的116倍；与传统煤炭开采的“两带”高度(一般为采高的912倍 )相符合。(3)随着工作面推进，在工作面煤壁前后方出现了应力集中，且应力集中范围随着工作面推进不断扩大，当工作面推进120m左右，达到稳定，应力集中区为工作面前方12m左右。(4)随着工作面推进，应力峰值不断增大，工作面推进120m前，峰值位置位于工作面前方顶板lOre内，当工作面继续推进时，峰值位于工作面上方粉砂层和细砂层的分界处，其主要原因是由于粉砂层上边界受热的作用向上方膨胀，而细砂层在上覆岩体自重作用下下沉，且两者的热膨胀系数不同，所以就产生了很大的热膨胀力。由塑性区分析(1)随着工作面推进，煤层顶板岩体中塑性区范围不断扩大，当塑性区贯通时，上覆岩体将发生整体坍塌，有可能波及到地表而引起地表沉陷。(2)随着工作面推进，底板岩层出现了塑性区，但是其影响范围较小，主要出现在燃空区下方和煤壁前下方，在此区域内岩层可能受拉而破坏。综上,(1)在煤层燃空区上方存在拱式结构，拱内为冒落裂缝带，约为燃烧煤层厚度的912倍。(2)随着工作面推进，在煤壁前后方出现了应力集中，且应力集中范围不断扩大，当工作面推进120m左右，达到稳定；应力峰值也不断增大，当工作面推进120m后，峰值位于工作面上方粉砂层和细砂层的分界处。(3)随着工作面推进，上覆岩体中塑性区范围不断扩大，当塑性区贯通时，上覆岩体将发生整体坍塌，有可能波及到地表，引发移动和沉陷。参考文献1 张祖培煤炭地下气化技术EJ探矿工程，2000(1)： 9162 刘宝琛，廖国华煤矿地表移动的基本规律EM北京：煤炭工业出版社，19653 马伟民，于金庄煤矿岩层与地表移动EMJ北京：煤炭工业出版社，19814 张玉卓，仲惟林岩层移动的错位理论解与边界元法计算EJ煤炭学报，1987(2)：32345 李维特，黄保海，毕仲波，等热应力理论分析及应用EM北京：中国电力出版社，20046 杨兰和煤炭地下气化火焰工作面移动速度的研究 J煤炭学报，2000：4464507 徐小荷，余静岩石破碎学EM北京：煤炭工业出版社，1984：2742758 虞继舜煤化学EM北京：冶金工业出版社，20009 钱鸣高采场矿山压力与控制M北京：煤炭工业出版社，198310 李耀娟，田玉璋，于在乎煤炭地下气化EM沈阳：东北工学院出版社，1981：11O11 梁杰煤炭地下气化过程稳定性及控制技术M徐州：中国矿业大学出版社，200212 彭丰城，梁新星，李玉兰等煤炭地下气化过程中煤层热解DAE模型的研究J煤炭转化，2007，30(2)：283013 程秀秀，黄瀛华，任德庆煤焦的孔隙结构及其与气化的关系J燃料化学学报，1987，15(3)：261-26714 周玮，吴国江，邓剑等焦炭颗粒气化表面积变化结构因子的研究J煤炭转化，2008，31(1)：333715 张祖培煤炭地下气化技术J探矿工程，2000 (1)16 吴忠，秦本东，等煤层顶板砂岩高温状态下力学特征试验研究J岩石力学与工程学报，2005，24 (11)17 谌伦建，吴忠，等煤层顶板砂岩在高温下的力学特性及破坏机理J重庆大学学报，2005，28(5)：12312618 秦本东，门玉明，等高温下石灰岩膨胀特性和力学特性的试验研究J防灾减灾工程学报，2009，29(6)19 徐小荷，余静岩石破碎学M北京：煤炭工业出版社，198420 虞继舜煤化学M北京：冶金工业出版社，200021 杨兰和煤炭地下气化火焰工作面移动速度的研究J煤炭学报，2000，25 (5)：49645022 钱鸣高采场矿山压力与控制M北京：煤炭工业出版社，198323 王遗南预计导水裂隙带的应力分析方法J煤炭学报1982(1)24 谢兴华采动覆岩动态移动规律数值模拟及离层量计算方法研究D泰安：山东科技大学，200125 煤炭科学研究院北京开采研究所煤矿地表移动与覆岩破坏规律及其应用M北京：煤炭工业出版社，198126 徐振刚，步学朋煤炭气化知识问答M J北京：化学工业出版社，2008827 葛岭梅洁净煤技术概论M北京：煤炭工业出版社，1997828 许世森，张东亮，任永强大规模煤气化技术 M北京：化学工业出版社，2006129 任守政，张子平洁净煤技术与矿区大气污染防治M北京：煤炭工业出版社，19984目 录一 般 部 分1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1 矿区地理位置11.1.2河流11.1.3矿区气候条件11.1.4工农业生产情况11.2井田地质特征21.2.1井田地形及煤系地层概述21.2.2井田地质构造31.2.3井田水文地质41.3井田煤层特征71.3.1煤层特征82 井田境界与储量102.1井田境界102.1.1井田境界划分的原则102.1.2井田境界102.2矿井工业储量102.2.1井田勘探类型102.2.2矿井工业储量的计算及储量等级的圈定102.3矿井可采储量112.3.1计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失112.3.2各种煤柱损失计算112.3.3井田的可采储量133 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限153.1矿井工作制度153.2矿井设计生产能力及服务年限154 井田开拓174.1井田开拓的基本问题174.1.1影响井田开拓的主要因素174.1.2井筒形式、数目的确定174.1.3工业广场的位置、形状和面积的确定194.1.4开采水平的确定194.1.5井底车场和运输大巷的布置194.1.6矿井开拓延伸及深部开拓方案194.1.7开采顺序204.1.8方案比较204.2矿井基本巷道254.2.1井筒254.2.2井底车场294.2.3主要开拓巷道305准备方式采区巷道布置345.1煤层的地质特征345.1.1首采采区煤层特征345.1.2地质构造345.1.3顶底板特征345.1.4水文地质345.1.5地表情况345.2首采采区巷道布置及生产系统345.2.1采区位置及范围345.2.2采煤方法及工作面长度的确定355.2.3确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式355.2.4煤柱尺寸的确定355.2.5采区巷道的联络方式355.2.6采区接替顺序355.2.7采区生产系统365.2.8采区内巷道掘进方法365.2.9采区生产能力及采出率365.3采区车场选型设计385.3.1采区主要硐室布置396 采煤方法416.1采煤工艺方式416.1.1采区煤层特征及地质条件416.1.2确定采煤工艺方式416.1.3回采工作面参数426.1.4回采工作面破煤、装煤方式436.1.5回采工作面运煤方式446.1.6回采工作面支护方式456.1.7采放比、放煤步距、放煤方式486.1.8各工艺过程注意事项496.1.9回采工作面正规循环作业496.2回采巷道布置536.2.1回采巷道布置方式536.2.2回采巷道参数537 井下运输577.1概述577.1.1井下运输设计的原始条件和数据577.1.2运输距离和货载量577.1.3矿井运输系统577.2采区运输设备选择597.2.1设备选型原则597.2.2采区设备的选型607.2.3采区辅助运输设备选型627.3大巷运输设备选择647.3.1运输大巷设备选型648 矿井提升678.1概述678.2主副井提升678.2.1主井提升678.2.2副井提升689 矿井通风及安全709.1矿井通风系统选择709.1.1矿井概况709.1.2矿井通风系统的基本要求709.1.3矿井通风方式的确定709.1.4矿井通风方法确定719.1.5采区通风系统的要求729.1.6工作面通风方式的选择729.1.7回采工作面进回风巷道的布置739.2采区及全矿所需风量749.2.1采煤工作面实际需要风量749.2.2备用面需风量的计算759.2.3掘进工作面需风量759.2.4硐室需风量769.2.5其它巷道所需风量769.2.6矿井总风量769.2.7风量分配779.3矿井通风总阻力计算779.3.1矿井通风总阻力计算原则779.3.2确定矿井通风容易和困难时期789.3.3矿井通风阻力计算839.3.4矿井通风总阻力859.3.5总等积孔859.4矿井通风设备选型869.4.1主要通风机选型869.4.2电动机选型889.5防止特殊灾害的安全措施899.5.1瓦斯管理措施899.5.2煤尘的防治899.5.3预防井下火灾的措施899.5.4防水措施9010设计矿井基本技术经济指标91参考文献92专题部分煤炭地下气化开采技术基础研究941 绪论941.1问题的提出与研究意义941.2主要研究内容及研究方法952理论分析962.1气化采煤原理962.2气化采煤相关问题973.模型建立与分析993.1顶板岩层移动特征993.2. 煤炭地下气化过程中半焦孔隙结构的变化规律1043.3煤炭地下气化过程中覆岩应力场的数值研究1084.结论1124.1顶板岩层移动规律1124.2半焦孔隙结构的变化规律1124.3覆岩应力场112翻译部分英文原文117中文译文129致 谢139一般部分中国矿业大学2012届本科生毕业设计第142页1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1 矿区地理位置祁东矿井位于安徽省宿州市东南，京沪铁路西侧，井田中心距宿州市约20 km。地理坐标： 东经1170249-1171018，北纬332245-332653。图1-1祁东矿交通位置图京沪铁路、宿固公路从本区东北通过，宿蚌公路206国道经由井田西侧，矿井专用公路65与206国道相连，青（疃）芦（岭）矿区铁路从井田北通过，矿井专用铁路线807公路连接青芦线，浍河从井田西南部穿过，流经本井田约10 km，常年通航，交通十分便利。（见图1-1）1.1.2河流矿井内地势平坦，地表标高约+21 m，浍河从井田南部穿过，河水自西北流向东南，属淮河支流，为季节性河流。1.1.3矿区气候条件年平均温度：1415摄氏度，最高40.2摄氏度；最低20.6摄氏度。年平均降雨量：1260mm，最大降雨量1420mm，最大风速18m/s，春季多东北风，夏季多东东南风，冬季多北西北风冻结期一般自每年11月中旬至次年3月下旬。1.1.4工农业生产情况村庄和人口稠密，浍河是区内最大地表水体，也是农业灌溉的主要水源，由于浍河沿岸的煤矿长期把未经净化的差并含有大量煤粉及其他杂质的地下水）排到河内后，造成了河废水（矿化度高、硬度大、水质水严重污染，使河水变质，无法饮用。1.2井田地质特征1.2.1井田地形及煤系地层概述井田的地形：祁东煤矿位于淮北煤田宿县矿区宿南向斜内。宿南向斜的大地构造位置属徐淮隆起的徐宿坳陷区的南部，其主体构造表现为向斜断块形态，故宿南向斜为一由掀斜块段控制而东翼又为后期逆冲构造切割的不完整向斜，向斜轴向近南北，东翼受西寺坡逆冲断层由东向西推覆挤压影响，浅部地层倾角较大，并发育有一系列逆断层；西翼构造较为简单，地层倾角较平缓，断层稀少（图1-1）。宿南向斜东南部中生代岩浆岩活动较为强烈，侵入层位主要为6、7、8、9、10煤层，其中对10号煤层影响较大。从向斜东南部到西北部，从下部煤层到中部煤层，岩浆侵入有逐渐减弱的趋势。井田的勘探程度：祁东煤矿位于宿南向斜的东南端，属宿南向斜的东南翼，其构造形态基本为一走向近东西、倾向北、倾角为10-15度左右的单斜构造，并在其上发育有次一级褶曲和断层。地质精查阶段在区内查出褶曲2个、断层15条（不含龙王庙勘探区内的F16和F20）。地震补勘阶段在补勘范围内查出褶曲一个，组合断层45条，其中落差5m以下的为22条。本次在原地质精查报告的基础上，结合建井地质资料，对地震补勘所组合的断层进行了充分研究，考虑到二维数字地震的分辨能力和测线网度的限制，对地震所发现的落差小于5m的小断层一般未予组合利用，对落差较大的断层在确认存在断点的基础上进行了合理组合，全区共查出褶曲2个，断层20条。查出的褶曲为魏庙断层以南的马湾向斜及魏庙断层以北浅部的圩东背斜。在查出的20条断层中，按断层性质分：正断层13条，逆断层7条。按断层落差分：落差大于或等于50m以上的断层7条，落差在5030m之间的断层3条，落差3020m之间的断层3条，落差在2010m之间的断层6条，落差在105m之间的断层1条。按断层走向分：走向北东或北北东的断层9条，走向北西的断层5条，走向近南北的断层4条，走向近东西的断层2条。井田煤系地层概述：本区含煤地层为石炭二叠系，石炭系暂未作勘探对象。二叠系含煤地层为山西组、下石盒子组、上石盒子组，其总厚大于788m，共含煤1030余层，其中可采者有14层，可采煤层平均总厚15.15m。由老到新分述如下：（1）二叠系下统山西组（P1S）本组下界为石炭系太原组一灰之顶，其间为整合接触，上界为铝质泥岩下砂岩之底。地层厚度为100135m，平均124m。含11、（不可采）10（可采）两个煤层。其岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，下部（11煤下）以深灰-灰黑色粉砂岩为主，局部地段夹灰色细砂岩；中部（1110煤间）以粉砂岩和砂泥岩互层为主，上部（10煤以上）由砂岩、粉砂岩和泥岩组成。（2）二叠系下统下石盒子组（P1X）本组下界为铝质泥岩下分界砂岩之底，与山西组呈整合接触，上界为K3砂岩之底。地层厚度为205245m，平均234m。含4、6、7、8、9五个煤组十余层煤，可采者为60、61、62、63、71、72、81、82、9计九层。岩性由泥岩、粉砂岩、砂岩、煤层和铝质泥岩组成。砂岩多集中于639煤间和4煤上；该组底界“分界砂岩”位于铝质泥岩下1028m，平均13m左右，但该层砂岩在本区不稳定、不甚发育，常被泥岩和粉砂岩代替。铝质泥岩位于9煤层下321m，平均8m左右，岩性为浅乳灰白色，杂有紫色、绿色、黄色花斑，具鲕状结构，富含铝土，为本区煤岩层对比的良好标志层。（3）二叠系上统上石盒子组（P2S）本组下界为K3砂岩之底，与下伏下石盒子组为整合接触，上界不清，地层厚度大于400m。含1、2、3三个煤层组，其中可采者为1、22、23、32四层。本组由粉砂岩、泥岩、砂岩和煤层组成，下部（3煤下）由砂岩、杂色泥岩、煤层组成，砂岩为白色-灰白色，细中颗粒，底部砂岩成份单一，石英含量可高达90%以上；泥岩为灰色杂有大量紫色花斑，含分布不均的菱铁鲕粒和铝土质。中下部（32煤间）以紫色和灰色泥岩为主，砂岩层较少，常在3煤层顶板附近发育有厚层中细砂岩。中上部（21煤间）以粉砂岩和泥岩为主，间夹砂岩。上部（1煤上）以粉砂岩和砂岩为主，夹泥岩。1.2.2井田地质构造祁东矿井田总体构造形态为走向近东一西、倾向北、倾角为1015的单斜构造，其上发育有一系列次级褶曲 (见图1-2)。图1-2 宿县矿区构造纲要示意图次级褶曲，延伸方向为南东向，延伸长度不超过2 km.这些小褶曲一般北东翼陡，南西翼缓，使并田以东地层呈现波状起伏的特征。以西的褶皱规模较大，主要为位于魏庙带南侧的马湾向斜及北侧的圩东背斜(图3).这里主要介绍马湾向斜及圩东背斜。马湾向斜位于魏庙断层以南，为宽缓向斜，轴向近东一西向，轴长4.5 km,两翼产状正常，其中北翼较陡，为魏庙断层切割，南翼较缓，倾角为1020.核部地层为上二叠统上石盒子组,翼部为下二叠统下石盒子组、山西组及上石炭统太原组。1.2.3井田水文地质1 含水层、隔水层及其特征（1）祁东煤矿新生界松散层含隔水层组矿井内地势平坦，地表标高约+21m，浍河从井田南部穿过，河水自西北流向东南，属淮河支流，为季节性河流。新生界松散层厚度为234.70453m，首采区一般厚度350375m，魏庙断层以南一般厚度大于400m，松散层厚度变化规律受古地形制约，在小张家潜山和阎夏潜山及其之间谷口向南形成的开阔盆地地貌和新构造断裂影响下，松散层自东北向西南逐渐增厚。其岩性主要由粘土、砂质粘土、粘土质砂、粉砂、细砂、中砂、砂砾、粘土质砾石、砾石等组成，为多层含、隔水层交互沉积结构。新生界松散层可按其岩性组合特征以及含、隔水性分为4个含水层组和3个隔水层组（表1-1）。第一含水层组（简称一含），底板埋深约31m，含水层总厚约1520m，29-30线北东厚度可达30 m左右。岩性主要为土黄色粉砂、粘土质砂、细砂夹薄层粘土及砂质粘土。接受大气降水和地表径流补给，水位标高为+17.32m，单位涌水量0.57l/s.m，导水系数70.1156m2/d，渗透系数2.9094m/d，矿化度为0.356g/l，全硬度为12德国度，水质为重碳酸钾钠镁钙水。富水性中等。表1-1 祁东煤矿新生界松散层含隔水层划分情况一览表含、隔水层划分含、隔水层厚度（m）岩 性一含1520以土黄色粉砂、粘土质砂、细砂夹薄层粘土及砂质粘土为主一隔814以灰黄色及浅黄色粘土、砂质粘土为主，夹23层薄层砂和粘土质砂二含1025以浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂为主，含水层中夹粘土层一般35层二隔1016以棕黄色、浅棕红色粘土及砂质粘土为主，夹23层透镜状砂及粘土质砂三含5570上部以浅红色、灰白色中、细砂和粘土质砂为主，砂层中含泥质少，夹34层粘土；下部以灰黄色、灰绿色细砂、粉砂及粘土质砂为主，砂层中含泥质较多，夹23层粘土三隔80100以灰绿色、棕黄色粘土为主，夹多层薄层粘土质砂和粉细砂四含3550谷口冲洪积扇内以砾石、砂砾、粘土砾石、砂、粘土质砂为主，夹多层薄层粘土或砂质粘土；残坡积漫滩沉积以砂、粘土质砂、粘土砾石、砂砾为主，夹薄层粘土，含砾粘土、砂质粘土的层数增多第一隔水层组（简称一隔），底板埋深约48 m，隔水层总厚约814 m，岩性主要由灰黄色及浅黄色粘土、砂质粘土组成，夹23层薄层砂和粘土质砂。可塑性较好，塑性指数为15.621.0，分布稳定，隔水性较好。本组在局部粘土变薄地段，具有弱透水性，形成一含与二含之间的越流补给。第二含水层组（简称二含），底板埋深约88m，含水层总厚约1025 m，岩性为浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂。含水层中夹粘土层一般35层，组成一复合含水层组，以河间阶地沉积物为主，砂层不发育，多呈薄层状，富水性弱，而河漫滩沉积地带砂层较发育，富水性中等。 第二隔水层组（简称二隔），底板埋深约111 m，隔水层总厚1016 m，岩性主要由棕黄色、浅棕红色粘土及砂质粘土组成，夹23层透镜状砂及粘土质砂，可塑性好，塑性指数16.927.6，分布稳定，隔水性好。本组局部厚度小于10 m，含钙质结核的砂质粘土具有透水性，形成二含与三含之间的越流补给。第三含水层组（简称三含），底板埋深约199 m，含水层总厚约5570 m，在26-27线之间含水层总厚可达90 m左右。全层厚度大，分布稳定，在埋深145170 m左右有12层厚约1020 m的粘土层把含水层（组）分为上、下两部分。其上部岩性由浅红色、灰白色中、细砂和粘土质砂组成，砂层中含泥质少，夹34层粘土，含水层厚约3040 m，分布稳定，水位标高+19.40+19.79 m，单位涌水量0.780.87 l/s.m，导水系数233.497257.1955 m2/d，渗透系数6.41396.768 m/d，矿化度0.6620.776 g/l，全硬度16.4221.04德国度，水质为重碳酸钾钠镁水和重碳酸硫酸钾钠镁水，富水性中等；下部岩性由灰黄色、灰绿色细砂、粉砂及粘土质砂组成，砂层中含泥质较多，夹23层粘土，含水层厚约2530m，分布稳定，水位标高+19.22 m，单位涌水量0.14 l/s.m，导水系数143.566 m2/d，渗透系数4.587 m/d，矿化度1.113 g/l，全硬度31.44德国度，水质为硫酸重碳酸钾钠镁钙水，富水性中等，较上部弱。第三隔水层组（简称三隔），底板埋深约332 m，隔水层总厚约80100 m，最薄处位于小张家潜山顶，厚度约31.90 m。岩性主要由灰绿色、棕黄色粘土组成，夹多层薄层粘土质砂和粉细砂，质纯细腻，塑性指数16.935.9，可塑性强。本组分布稳定，水平稳定性强，在古潜山地带直接与基岩接触，隔水性良好，是井田内重要隔水层（组），阻隔了其上方的地表水及一含、二含、三含与其下方的四含和煤系地层之间的水力联系。第四含水层组（简称四含），直接与煤系地层接触，两极厚度059.10 m，平均厚度3540 m，井田内四含厚度变化大，由于沉积条件和环境各不相同，显示了岩性组合及富水性强弱都有明显差异。由于受古地貌形态的制约，井田中部偏西为一近南北向谷口冲洪积扇，其东西两侧为残坡积漫滩沉积，四含主要分布在此范围内，在古潜山附近和29-30线以东无四含分布，属四含缺失区。其中，谷口冲洪积扇岩性主要由砾石、砂砾、粘土砾石、砂、粘土质砂组成，夹多层薄层粘土或砂质粘土。含水层总厚3550m，水位标高+19.00+21.75 m，单位涌水量0.0340.219 l/s.m，导水系数107.68161.8 m2/d，渗透系数0.1143.282 m/d，矿化度1.4581.582 g/l，全硬度31.5244.15德国度，水质为硫酸氯化钾钠钙镁水，富水性中等；残坡积漫滩沉积主要由砂、粘土质砂、粘土砾石、砂砾组成，夹薄层粘土，含砾粘土、砂质粘土的层数增多，含水层总厚约1020 m，富水性较谷口冲洪积扇弱，水位标高+20.71 m，单位涌水量0.100 l/s.m，渗透系数0.855m/d，矿化度1.418 g/l，全硬度27.96德国度，水质为硫酸重碳酸氯化钾钠水。残坡积漫滩沉积与风化剥蚀区的分界线为四含的隔水边界。据建井期间（2000年10月12月）所施工的SQ1、SQ2、SQ3共3个四含长观孔的抽水试验资料，水位标高+8.281+9.809 m，单位涌水量0.03850.3093 l/s.m，渗透系数0.075510.6843 m/d，矿化度1.4821.56 g/l，水质为重碳酸硫酸氯化钾钠水。建井时期（2000年10月12月）的水位较精查时期（19831984年）约降低了10.71911.941 m。（2）祁东煤矿二叠系主要可采煤层间含隔水层煤系地层砂岩裂隙不发育，即使局部地段裂隙稍发育，但亦具有不均一性，其富水性弱，不能明显划分含、隔水层（段）的界线，仅根据煤系地层岩性组合特征和主要可采煤层（组）的赋存条件划分含、隔水层（段），其中与目前矿井已开采煤层有关的含、隔水层（段）主要如下所述。12煤（组）隔水层（段），顶界与第三系呈角度不整合接触，风化带深度约1530 m。岩性由泥岩、粉砂岩和砂岩组成，以泥岩、粉砂岩为主。隔水层总厚92.50134.00 m，平均厚度115 m，裂隙不发育，隔水性良好。3煤（组）上、下砂岩裂隙含水层（段），主采煤层32煤的直接顶、底板一般为泥岩。煤下35m左右有浅灰色细中粒砂岩（K3砂岩）分布，厚度约020 m，变化较大，本段含水层总厚9.535.5 m，平均25 m，裂隙较发育，水位标高+15.22+18.27 m，单位涌水量0.000850.0047 l/s.m，导水系数1.2087 m2/d，渗透系数0.0020.0508 m/d，矿化度0.8010.817 g/l，水质为重碳酸氯化钾钠水和重碳酸硫酸氯化钾钠水。以静储量为主，补给条件极差。46煤（组）隔水层（段），岩性主要由泥岩及粉砂岩组成，夹24层砂岩。隔水层总厚50134 m，平均91 m，岩芯致密完整，裂隙不发育，隔水性良好。79煤（组）间砂岩裂隙含水层（段），以中细粒砂岩为主，主采煤层71、82和9煤的直接顶底板多为砂岩，其中82煤在26线与27线之间有岩浆岩为其直接顶底板，9煤在26线以东其直接顶底板多数为岩浆岩，含水层总厚1158m，平均36m。裂隙较发育，但具不均一性，差异较大，水位标高+18.78+19.00m，单位涌水量0.00440.023l/s.m，导水系数1.637.51m2/d，渗透系数0.0480.3362m/d，矿化度1.0851.525g/l，水质为硫酸重碳酸钾钠水，富水性弱。二叠系煤系地层岩性一般较致密，砂岩裂隙不发育，富水性弱，主要受区域层间径流补给，同时浅部露头带接受松散层底部四含水的缓慢渗入补给。由于区域范围内煤系水补给水源缺乏，水平径流微弱，以静储量为主，所以，区域煤系水的补给对采矿影响不大。矿坑直接充水水源为二叠系主采煤层顶底板砂岩裂隙水，本矿水文地质条件属简单中等。祁东煤矿煤系地层基岩面标高约为-210-430m。（3）祁东煤矿石炭系太原组灰岩含水层（段）矿井内有26-276孔完整揭露了太原组，25-262孔于太原组五灰终孔。全组厚194m，含石灰岩10层，总厚约80m左右，占全组厚度的40%左右，区域和本井田石灰岩的主要富水地段都在浅部隐伏露头带，浅部岩溶裂隙发育，向深部减弱。由于岩溶裂隙发育不均一性，其富水性差异明显。14层石灰岩厚度31.4533.60m，岩溶裂隙发育，富水性强，钻探揭露有25-262、26-276和2711等3个钻孔漏水。据25-262孔抽水试验资料，水位标高+19.60m，单位涌水量0.183l/s.m，导水系数114.99m2/d，渗透系数3.4223m/d，矿化度1.578g/l，全硬度44.88德国度，水质为硫酸氯化钾钠钙水。据2000年10月12月所施工的ST1号太原组14层灰岩长观孔抽水试验资料，水位标高为+10.005m，单位涌水量0.02742l/s.m，渗透系数0.10614m/d，矿化度1.486g/l，水质为重碳酸氯化物硫酸钾钠水。第一层石灰岩顶板距71煤165m左右，距61煤大于200m，在正常情况下石灰岩岩溶裂隙水对61煤开采无影响。2 矿井涌水量地质报告中预计矿井涌水量：正常437.06 m3/h 最大586.10 m3/h3 井田水文地质类型二叠系煤系地层岩性一般较致密，砂岩裂隙不发育，富水性弱，主要受区域层间径流补给，同时浅部露头带接受松散层底部四含水的缓慢渗入补给。由于区域范围内煤系水补给水源缺乏，水平径流微弱，以静储量为主，所以，区域煤系水的补给对采矿影响不大。矿坑直接充水水源为二叠系主采煤层顶底板砂岩裂隙水，本矿水文地质条件属简单中等。1.3井田煤层特征1.3.1煤层埋藏条件及围岩性质三采区含煤地层共含有61、63、71、72、82、9煤等6层，其中主要可采煤层有61、71、82。根据三采区范围内所有钻孔资料统计得出的各可采煤层的层间距情况如表4-1所示。本项目所涉及的煤层为主要开采煤层61、71煤，主要分述如下：表4-1 各可采煤层层间距情况一览表煤层61637172829层间距(m)极小极大值平均值14.9820.6719.0719.5531.2922.007.623.3722.7333.4226.827.6516.2611.281.煤层埋藏条件(1) 61煤本采区主要可采煤层之一，上距60煤约5.319.84 m，平均7.02 m，煤层厚度4.387.18 m，平均6.42 m。煤层厚度变化较大，煤厚变异系数52.8%，可采性指数1，煤层结构简单，区内17个钻孔揭露61煤，仅有一孔有泥岩夹矸0.7 m。综合评价为较稳定煤层。(2) 71煤本采区主要可采煤层之一，上距63煤约19.5531.29 m，平均22.0 m，71煤在本区28线附近与72煤合并，28线以西未合并区71煤厚6.807.20 m，平均7.0 m，煤层厚度变化较大，变异系数为70.9%，可采指数0.8，煤层结构较简单，多含一层泥岩夹矸，夹矸厚0.320.68 m，平均0.46 m；为不稳定煤层。28线以东合并区71煤厚6.727.15m，平均7.00m，煤厚变异系数30.5%，可采性指数为1，煤层结构较复杂，多含12层泥岩夹矸，夹矸厚0.281.04 m，平均0.51 m；综合评价为较稳定煤层。2.围岩性质(1) 61煤61煤顶板为灰色浅灰色泥岩、粉砂岩及细粉砂岩，厚度1.7218.38 m，平均6.83 m，致密、块状，自然状态下单向抗压强度为17.217.5MPa，平均17.4 MPa；底板为灰色泥岩、粉砂岩，厚度1.697.83m，平均4.26m，自然状态下单向抗压强度为21.628.9 MPa，平均25.3 MPa。(2) 71煤71煤直接顶为灰色深灰色泥岩、粉砂岩及砂泥岩互层，局部无直接顶，厚度019.42m，平均4.22m，自然状态下单向抗压强度为33.834.8 MPa，平均34.5 MPa。老顶为浅灰色灰白色细粒石英砂岩，石英为主，次为长石，断续波状层理，分选中等，泥、硅质胶结，中下部契型层理、斜层理，含菱铁质结核，底部可见泥质包体，厚度0.4220.53m，平均13.87m，自然状态下单向抗压强度为22.2108.4 MPa，平均64.6 MPa。局部存在厚度约0.1m的炭泥伪顶。底板为灰色深灰色泥岩，块状，含较多植物化石碎片及植物根茎化石，自然条件下单向抗压强度为26.951.1 MPa，平均35.5 MPa。1.3.1煤层特征（1）煤的容重煤的实体容重61、71煤1.44 t/m3（2）煤的工业分析及用途61煤为中灰煤，基本在（2025）%之间，71煤为中富灰煤，一般为15%30%之间；61、71煤均为中高发热量、中高挥发分、特低磷、特低硫。主要煤种为肥煤、1/3焦煤。（3）瓦斯、煤尘及自燃瓦斯：61煤区内有3个钻孔瓦斯样，总体上区内大部为低瓦斯含量区，但在28线以东-500m以深存在瓦斯含量富集区，局部可能存在瓦斯积聚区。煤尘：煤层具有煤尘爆炸危险。自燃：煤层为自燃煤层。附煤层柱状图：2 井田境界与储量2.1井田境界2.1.1井田境界划分的原则在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：（1）井田的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；（2）保证井田有合理尺寸；（3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；（4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。2.1.2井田境界根据以上划分原则以及皖北煤田的整体规划以及祁东煤矿的实际情况，四周边界为：南：各煤层-900m等高线为界；东：人为规定边界；北：各煤层露头；西：人为规定边界；矿井设计生产能力为3.0 Mt/a，根据以上标准和开采技术水平确定井田南北走向长度约为9 km，东西宽约3 km，井田呈类似梯形。煤层倾角一般为13。图2-1井田边界及地质分块2.2矿井工业储量2.2.1井田勘探类型精查地质报告查明了本井田的煤层赋存情况、构造形态、煤质及水文地质条件。井田勘探类型为中等。2.2.2矿井工业储量的计算及储量等级的圈定本矿井设计中对61、71煤层进行开采设计，煤层倾角平均=13，煤层平均容重1.44t/m3。边界煤层露头线为-350m，-950m以下的煤炭储量目前尚未探明，作为矿井的远景储量。矿井工业储量：由AutoCAD软件测得井田面积：61煤层为23257513.1347m271煤层为25245072.3371m2。在1：5000的开拓图上每1mm2表示50m2。煤容重为1.44 t/m3，煤层倾角平均13，煤厚平均为61煤层7.5m，71煤层7.0 m。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量由煤层面积、厚度及容重相乘所得，其计算公式一般为：Q=SM/cos 式中： Q为井田工业储量，Mt；S井田面积，km2；M煤层平均厚度，3.5 m；煤的容重，t/m3，1.44 t/m3煤层平均倾角，13；则：Zc=（23257513.13477.5+25245072.33717.0）10-61.44/cos13=504.53（Mt）。工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供利用的列入平衡表内的储量，即ABC级储量。根据地质勘探资料显示，其中高级储量为：203.9021485 Mt，约占工业储量的40.85%，符合高级储量比例要求。2.3矿井可采储量2.3.1计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失（1）工业广场保护煤柱；（2）井田边界煤柱损失；（3）采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；（4）建筑物、河流、铁路等压煤损失；（5）其它各种损失。2.3.2各种煤柱损失计算（1）工业广场保护煤柱根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积见表2-1。第5-22条规定：工业广场的面积为0.8-1.1平方公顷/10万t。本矿井设计生产能力为3.0 Mt/a，所以取工业广场的尺寸为500 m600 m的长方形。煤层的平均倾角为13度，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-550 m，该处表土层厚度为370 m，主井、副井，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。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-2。表2-1工业场地占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-2岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/m-525137.5、7.537045757568图2-2工业广场保护煤柱示意图由图可得出保护煤柱的尺寸为：由于两层煤，需算两个保护煤柱。由CAD量的两个梯形的面积分别是：2060477.38 m2和2129908.02 m2S61煤=2060477.38/cos13=2270631.65 m2S71煤=2129908.02/cos13=2347143.74 m2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，m2；M -煤层厚度，61煤7.5m，71煤7.0m；R -煤的容重,1.3t/m3。则： Z61煤=2270631.657.61.310-4=2243.38 (万t)Z71煤=2347143.746.81.310-4=2074.87(万t)Z工=2243.38+2074.87=4318.26 (万t)（2）井田边界煤柱损失井田边界为人为划分的边界，留20m的边界煤柱；井田北部边界以煤层露头为边界，考虑防水煤柱。井田-1000等高线以下储量未探明，暂考虑不留煤柱。则井田边界压煤量为：Q2=（13810.81747.6+14187.84666.8）201.3/cos13=577.16万t（3）断层煤柱断层煤柱可按下式计算： Z =LbMR 其中：L断层的长度；b断层煤柱的宽度； M煤柱的平均厚度，3.5m；R煤柱的平均容重，1.3t/m3；则井田边界断层煤柱：Q3(3583.47657.6+3972.74426.8)2201.3/cos13310.86万t（4）防水煤柱的留设由于基岩上面普遍发育着一层隔水性能良好的灰色及深灰色粘土、砂质粘土，厚约30m左右，隔水性能良好。而煤层露头的顶板岩性一般为砂质泥岩、泥岩或被风化了的砂质泥岩、泥岩，是矿井浅部开采的主要突水水源，因此，必须留设合适的防水煤柱防止矿井突水。导水断裂带的高度一般为：H=100m/（1.6m3.6）5.6 m各开采煤层的厚度，m；对于本矿则：H=10014.4/（1.614.43.6）5.6=54.055.6由于煤层露头处煤层倾角较小，完全按照垂高留设煤柱，则煤柱损失太大（近250m），结合矿井实际条件，留设防水煤柱的垂高为30m，即倾斜长度为150m。则上边界留设防隔水煤柱量=9500150(7.6+6.8)1.3 = 2751.19万t2.3.3井田的可采储量井田的可采储量Z按下式计算：Z=(QP)C 式中：Q矿井工业储量，P各种永久煤柱的储量之和，P=4318.26577.16310.862751.19-41.25 =7916.22万tC采区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80。薄煤层不低于0.85；设计开采的煤层属厚煤层，采区回采率取为0.75。则计算可采储量为：Z=(QP)C=（499157916.22）0.75=31498.96万t由此可得本矿井的可采储量为314.98Mt。在备用储量中，估计约为50%为回采率过底和受未知地质破坏影响所损失的储量。井田实际采出储量用下式计算： Z实际=ZZ（K1）50%/K)式中：Z实际井田实际采出煤量，万t； Zk矿井的可采储量，31498.96万t； K矿井储量备用系数，取1.4；由23式，得： Z实际=31498.9631498.96（1.41）50%/1.4 =26999.17万t即本设计矿井实际采出煤量为26999.17万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330d计算，四六制作业（三班生产，一班检修），每日三班出煤，净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限1.矿井设计生产能力因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部无较大断层，比较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为300万t/a。2.井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核。（1）矿井开采能力校核祁东煤矿61、71煤层均为厚煤层，煤层平均倾角为13。，地质构造简单，赋存较稳定，但矿井瓦斯含量及涌水相对较大，工作面长度不一过大，考虑到矿井的储量可以布置两个综采工作面同采可以满足矿井的设计能力。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对9 t底卸式提升箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一律用带式输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。（3）通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性瓦斯含量相对较高，属于高瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用对角式通风，矿井达产初期对首采只需先建一个风井即可满足矿井的通风需求，后期再建一个风井，可以满足整个矿井通风的要求。本井田内存在若干小断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。（4）储量条件校核井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(AK) （3-1）其中：T -矿井的服务年限，a；Zk-矿井的可采储量，314.98Mt；A -矿井的设计生产能力，300万t /a； K -矿井储量备用系数，取1.4。则：T=360.34100/（3001.4） =74.99（a）既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。5）第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，矿井是两水平上山开采，第一水平在-650 m，水平服务年限为35.42 a。即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。表3-1不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角45600及以上7035300-5006030120-2405025201545-90402015154 井田开拓井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。4.1井田开拓的基本问题4.1.1影响井田开拓的主要因素（1）地形平坦，地势高差小，有内涝威胁；（2）第四系覆盖层较厚，井筒需要特殊凿井方法施工；为防止第四系水溃入井下，需留设合理的防水煤柱；（3）太原组灰岩水压较大，水量相对丰富，岩溶裂隙比较发育，选择井筒位置时需留有足够的隔水岩柱。4.1.2井筒形式、数目的确定（1）井硐形式的确定斜井与立井开拓的优缺点比较斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井筒装备、井底车场及垌室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：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，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑祁东煤矿的实际情况：第三、第四系覆盖层较厚，井筒需要特殊凿井方法施工；地势平坦，地面标高平均+21m左右，煤层埋藏较深；矿井年设计生产能力为3.0 Mt/a，为大型矿井。综上所述，本矿采用立井开拓。（2）主、副井井筒位置的选择井筒位置的确定原则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，石门工程量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；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威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。井筒沿井田走向方向的有利位置本井田形状东窄西宽，储量分布不均匀，井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使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。井筒沿井田倾斜方向的有利位置立井开拓时，本井田中部无大的断层构造，属一般情况，井筒布置在井田的中央靠上部位。有利于矿井初期开采的井筒位置矿井应尽快达产，使井筒布置在第一水平的位置最优。尽量不压煤或少压煤合理布置井筒确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。因为本井田内只有一条新桥矿通往永城县的公路，并不需留设保护煤柱。但要考虑车集村庄的煤柱，为了减少工业广场所压煤柱，将车集村庄煤柱和工业广场煤柱合并考虑，并且保证在井田走向的中央。倾向的中央靠上部位。地质及水文地质条件对井筒布置的影响要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量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、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。本矿井在71煤层底板下部160 m处有一太原组灰岩承压含水层，压力大，水量也较大，设计时须使井筒、井底车场与该承压水之间有一定厚度的保护层，在确定延伸方式时应综合考虑，尽量使井底车场避开该含水层。因此，为避开太原组承压含水层的影响，一水平以下延伸方式的不同，将会选择不同的井筒坐标。井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副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联接，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，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。综合以上七方面的因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如下：主井井筒中心位置：经距39509973.0 m，纬距3758500.0 m副井井筒中心位置：经距39453800.0 m，纬距3757800.0 m（3）风井位置的选择本井田煤层赋存条件比较好，属于缓倾斜近水平煤层，第一水平采用采区式开采，少部分倾角大的地方受条件限制采用采区式开采。由于井田走向较长，约9 km，所以只有一个技术、经济上可行的方案：采区式通风。故在设计中采用分区对角式通风，因表土层较厚，共设计两个风井：北风井服务第一、二水平的北翼，北翼下一水平的通风通过回风斜巷与北风井相连。南风井服务第一、二水平的南翼，南翼下一水平的通风通过一段回风平巷与南风井相连。风井井口位置的选择，应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。北翼风井布置在井田边界之外，不留煤柱；另外将南翼风井布置在断层煤柱内，从而减少了煤柱损失。考虑到北翼上部要满足矿井初期的开采要求，在此精确提出北风井的位置：北风井井筒中心位置：经距39462100 m，纬距3761500 m。4.1.3工业广场的位置、形状和面积的确定工业场地的选择主要考虑以下因素：（1）尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；（2）占地要少，尽量做到不搬迁村庄；（3）尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；（4）尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章第三节内容，工业广场面积30104 m2，定为500 m 600m的矩形。4.1.4开采水平的确定本矿井煤层露头标高为-350 m，煤层埋藏最深处达-950 m，垂直高度达600 m，因此必须采用多水平开采，根据煤炭工业矿井设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350 m，根据本矿井的实际条件，结合阶段斜长考虑，决定煤层的阶段垂高选为275 m左右。本井田可划分两个和三个水平，但考虑三个水平生产系统过于复杂，如果两个水平都采用上下两个阶段可简化生产系统，因此采用两个水平开采。由于太原组灰岩水压较大，且水量丰富，需用暗斜井延伸；或者井筒位置打在煤层的靠下部位。4.1.5井底车场和运输大巷的布置（1）运输大巷的布置由于运输大巷要为上下水平的开采服务以及本煤层厚度为7.5 m，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，将第一水平大巷布置在岩层中，第二水平大巷布置在距煤层底板30m处的中细砂岩中。第一水平岩层大巷的优点是巷道掘进不受采煤影响，容易维护，施工费用低；第二水平岩层大巷其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；在开采上下水平时，可以跨大巷开采，不留保护煤柱，减少煤柱损失，便于设置煤仓。（2）井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或者煤层底板中。煤层顶板为中硬的砂泥岩，底板为坚硬的中细砂岩。后者相对于前者维护费用较低，但对于不同的开拓方案还需进行技术与经济比较，以选择最优方案。4.1.6矿井开拓延伸及深部开拓方案本矿井开拓延伸可考虑以下二种方案：双立井延伸；双暗斜井延伸。双立井延伸：采用双立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延伸时，受太灰水的限制，致使井筒需打在煤层较深处，增大井筒的保护煤柱量。同时，该方法使原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。暗斜井延伸：采用两个暗斜井延伸时，原有井筒的位置，水平的划分，上山或下山开采的确定都不受太灰水的影响。暗斜井立井内铺设胶带输送机，系统较简单且生产能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。4.1.7开采顺序本井田开采顺序为先采第一水平，再采第二水平上山；采区开采顺序：采用采区前进式，即由井筒向井田边界推进；采区内回采顺序：采用后退式，即由采区边界向采区上山推进。4.1.8方案比较根据以上分析，提出以下四种方案，如图所示（1）两水平开采，立井井筒位于-650煤层处，双暗立井延伸第二水平，一、二水平均上山开采，岩层大巷。见图4-1（2）两水平开采，立井井筒位于-650煤层处，双暗斜井延伸第二水平，一、二水平均上山开采，岩层大巷。见图4-2（3）三水平开采，立井井筒位于-625水平煤层处，石门到达大巷；二、三均立井延伸，石门到达大巷，上山开采，岩层大巷。见图4-3（4）三水平开采，立井井筒位于-625水平煤层处，石门到达大巷；二水平立井延伸，三水平暗斜井延伸，石门到达大巷，均上山开采，岩层大巷。见图4-4图4-1方案一图4-2方案二图4-3方案三图4-4方案四（1）技术比较方案1与方案2的区别在于大巷掘在岩层中还是煤层中，两方案生产系统都比较简单可靠，相同的石门开凿和石门运输费用没有比较。方案3与方案4的区别也仅在于大巷掘在岩层中还是煤层中。都要开一段石门。对前四个方案费用粗略估算如表所示：表4-1方案1和方案2的粗略比较方案项目方案 1方案 2基建费/万元立井开凿2250300010-4=150立井开凿884.8105010-4=92.91石门开凿(1177-293.76)80010-4=70.66暗斜井延伸884.8115010-4=101.75井底车场100090010-4=90上下井底车场（300+500）90010-4=72小计310.66小计266.66生产费/万元立井提升1.213764.2（0.921+0.671）0.85=22350.85立井提升暗斜井提升1.226999.170.6710.85=18478.771.213764.20.8850.48=7016.44石门运输1.213764.21.1770.381=7406.85石门运输1.213764.20.2940.381=1850.14立井排水2436543734.130.152510-4=1992.5斜、立井排水2436543734.13（0.063+0.127）10-4=2482.4小计31750.2小计29827.75总计费用/万元32060.86费用/万元30094.41百分率106.5%百分率100%表4-2方案3和方案4的粗略比较方案项目方案 3方案 4基建费/万元立井开凿2130300010-4=78.0主暗斜井开凿951.4105010-4=99.90石门开凿(569.2+631)80010-4=96.01石门开凿951.4115010-4=109.41井底车场100090010-4=90井底车场（300+500）90010-4=72小计26401小计281.31生产费/万元立井提升1.2269990.9210.85=25363.4立井提升1.2269990.7910.85=21783.3石门运输1.2(0.6316882.1+0.5697676.5) 0.38=3972.0暗斜井提升1.26882.10.951 0.48=3769.85立井排水2436521.324370.152510-4=1244.64立井排水2436521.320.152510-4=1575.18小计30580.04小计27128.36总计费用/万元30844.5费用/万元27409.67百分率112.5%百分率100%余下的2、4方案均属技术上可行，水平服务年限也都符合要求。两者相比方案4的总投资要少一些，但是方案2的生产系统要简单一些。因此，两方案还需要通过具体的经济比较，才能确定其优劣。（2）开拓方案经济比较第2、第4方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于下列表中：表4-3建井工程量项目方案 2方案 4初期主井井筒/m671+30646+30副井井筒/m671+15646+15井底车场/m300+500300+500主石门/m00运输大巷/m9727.369500后期主井井筒/m0145副井井筒/m0145主暗斜井/m885950副暗斜井/m885950运输大巷/m1005010050+10050井底车场/m300+500300+500主石门/m3000表4-4基建费用表方案 2方案4工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元初期主井井筒7013000210.36763000202.8副井井筒6863000205.86613000198.3井底车场800900800900主石门00运输大巷972713121276.18950013121246.4小计/万元1692.281647.5后期主井井筒0145300043.5副井井筒0145300043.5主暗斜井井筒885110097.359501100104.5主暗斜井井筒885110097.359501100104.5井底车场800900800900主石门300239971.970运输大巷10050239924112010023994823小计/万元2677.675119共计/万元4369.956766.5表4-5生产经营工程量项目方案2项目方案4运输提升/万tkm工程量运输提升/万tkm工程量一水平立井运输1.20.70127000= 22712.4一水平立井运输1.20.67627000= 21902.4二水平暗斜井运输1.213234.860.885= 14055.42二水平暗立井运输1.20.79114558.35= 13818.78二水平石门运输1.213234.860.3= 4764.55三水平暗斜井运输1.26882.1270.95= 7845.62排水/万m3工程量排水/万m3工程量437243657510-4= 28710.9437243657510-4= 28710.9表4-6生产经营费用项目方案2方案4运输提升工程量/m单价/元m1费用/万元工程量/m单价/元m1费用/万元一水平立井运输22712.40.3818653.4221902.40.3818344.81二水平暗斜井运输14055.420.486746.60二水平暗立井运输13818.780.4815264.96三水平暗斜井运输7845.620.483765.90二水平石门运输4764.550.3811815.30二水平暗斜井提升14055.420.855947.11三水平暗斜井提升7845.620.856668.78小计23162.4324044.45排水工程量/m单价/元m1费用/万元工程量/m单价/元m1费用/万元二水平28710.90.1534392.7728710.90.1534392.77总计27555.228437.22表4-7费用汇总表方案方案2方案4项目费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费1692.28102.72%1647.5100%基建工程费4369.95100%6766.5154.84%生产经营费27555.2100%28437.22103.2%总费用33617.43109.62%36851.22100%在上述经济比较中需说明以下几点：两方案中，各采区的划分与布置类似，故采区服务年限及各采区上山的总开掘长度一样，两方案上山开掘费及维护费未进行经济比较。各车场也未进行比较。在运输费用中，方案2、4的区别仅在于方案2的第二水平与方案4的第二水平的运输方式的不同，故运输费用仅对方案2的第二水平与方案的第二水平作了比较。立井、大巷、石门及采区上下山的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算。两方案由于井筒位置不同，其井筒保护煤柱也不同。方案4井筒位置偏于煤层下部，因此方案4的煤柱损失将比方案2的多，在综合比较中须考虑到这一点。另外方案4中第一水平的石门煤柱损失也要在综合比较中考虑。综合比较及结果：虽然方案2的总费用比方案3的总费用多了9.62%，但考虑到方案4的井筒位于煤层的中下部，因此初期工程量较大，石门长度较长，不利于矿井的早期投产，特别是方案3的初期建井费比方案2净多出94%；此外，考虑到方案4的煤柱损失（工业广场煤柱和第一水平石门煤柱）较大，而且立井延伸工艺较复杂，立井接井时矿井将短期停产。故认为方案2较方案4优。综上所述：综合经济、技术和安全三方面的考虑，方案2是最优方案，即该设计宜选用立井开拓两水平，暗斜井延伸二水平的开采方案。矿井为两个水平，第一水平标高为-650m，第二水平标高为-900m，两水平第一、二水平均为上山开采。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒本矿井共有四个井筒，一个主立井，一个副立井，两个风井。（1）主立井位于矿井工业场地，担负全矿井的原煤提升，主井，井口标高为+21m，井深671m。净直径7.5m，净断面44.18 m2，井筒断面布置如图4-4和表4-9。图4-4主井井筒布置断面图（1:80）表4-8主井井筒特征井型3.0Mt井筒直径7.5m井深510m净断面积44.18m2基岩段毛断面积58.09m2表土段毛断面积67.9370.88 m2提升容器两对16t箕斗多绳摩檫轮提升机井筒支护钢筋混凝土及砌碹（2）副立井位于矿井工业广场内，担负全矿井人员、材料、设备和矸石的提升任务，为矿井的主要进风井，具体见图4-5和表4-10。图4-5副井井筒断面图（1:80）表4-9副立井特征表井型3.0Mt表土段毛断面积76.9786.59 m2井筒直径8.0 m提升容器一套5t双层单车罐笼带平衡锤，一套一大罐笼5t双层单车，一个小罐笼井深671m井筒支护钢筋现浇混凝土净断面积50.26 m2表土层1200 mm基岩段毛断面积66.47 m2基岩段550 mm（3）风井风井担负着矿井的全部回风。井筒净直径为6.5m，考虑到矿井发生火灾时确保人员的安全撤出，在风井井筒内安装了梯字间，同时作为防火灌浆管路的检修间；为了控制风速采用了全封闭式梯字间，具体见图4-6和表4-11。图4-6风井井筒断面图（1:80）表4-10中央风井特征表井型3.0Mt净断面积33.18 m2井筒直径6.5 m基岩段毛断面积44.18 m2井深486 m表土段毛断面积63.62 m24.2.2井底车场（1）车场的型式和布置形式（1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井主要提升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。结合本矿具体条件，所采用井底车场布如图4-7。（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CTY12/3.7.9G型电机车，其尺寸为474010501600。每列车15节车厢。一列车的长度L450024001540500mm40.5m副井空重车线的长度应40.51.5=60.75m所选车场的副井空车线的长度L175 m60.75 m，所选车场的副井重车线的长度L276 m60.75 m，符合要求。井底车场的布置形式见图4-7。图4-7井底车场布置图1主井；2副井；3轨道大巷；4运输大巷；5卸载站；6等候室；7煤仓；8中央变电站；9中央水泵房；10水仓（2）车场副井空重车线的验算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L列车450024001540500mm40.5m副井空重车线的长度应40.51.5=60.75m所选车场的副井空车线的长度L副井空车线66.44m60.75m，所选车场的副井重车线的长度L副井重车线81.47m60.75m，符合要求。（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）车场峒室的布置车场峒室的布置见图4-7。4.2.3主要开拓巷道主要开拓巷道如运输大巷（图4-6）、主石门（同运输大巷）、轨道大巷（图4-7）均布置于煤层之中，为便于维护，并根据现场使用情况，决定其断面均采用半圆拱型。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。辅助运输大巷和胶带运输大巷断面特征如图4-8和图4-9。图4.8辅助运输大巷表4-11运输大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/m喷射厚度/mm树脂锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深规格煤层18.922.35.54.5150100菱形三花200021001416.57图4.9胶带运输大巷4-12轨道大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/m喷射厚度/mm树脂锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深规格煤层18.921.15.444.47120100菱形800200021001616.57图4-10回风大巷表4-13回风大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/m喷射厚度/mm树脂锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深规格煤层18.3120.045.03.7100100菱形800200021001616.255准备方式采区巷道布置5.1煤层的地质特征5.1.1首采采区煤层特征本首采采区所采为61煤层，其煤层特征如表5-1：表5-1 61煤层特征表煤层名称煤厚平均倾角结构稳定性容重普氏硬度牌号617.5m12单一较稳定1.44t/m3f=1.93w.y.本首采采区煤层瓦斯含量高，主要涌出气体为CH4，另有少量CO2，其相对瓦斯涌出量为10m3/t；煤尘无爆炸性危险；煤无自燃发火倾向。地温2930。5.1.2地质构造该首采采区构造简单，无大的构造影响生产，煤层走向起伏不明显，倾角12左右。5.1.3顶底板特征61煤层顶底板岩性特征见表5-2。表5-2 61煤层顶底板岩性特征表伪顶直接顶老顶直接底老底岩性泥岩粉砂岩细砂岩粉砂岩细砂岩厚度/m1.32.149.61.5415.2普氏硬度/f4.06.05.1.4水文地质本首采采区水文地质条件属简单型，第四系含水层直接覆盖在煤层露头之上，是浅部煤层开采的主要补给水源，故在该首采采区上部留设高度为30m的防水煤柱，预计不会对首采采区开采造成突水威胁。除此之外，煤系地层砂岩裂隙含水层是首采区的主要充水水源。由于砂岩裂隙发育不均，一般富水性弱，只在局部相对较强，以静储量为主，补给源不足，在开采时可能表现为少量突水、淋水、滴水。地质报告提供首采采区内正常涌水量为437m3/min，最大涌水量为586 m3/min，涌水量较大。5.1.5地表情况本首采采区地表为农田、小水沟，无大的地表水系和水体。5.2首采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位于井田西部第一水平，南以保护煤柱为界，东以工业广场保护煤柱为界，北部为一水平运输大巷，西以井田边界为界。该采区东西走向平均长约3562 m，东西倾向平均长约1120 m，首采采区垂高约为270 m。5.2.2采煤方法及工作面长度的确定首采采区煤层厚7.5 m，倾角12，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采放顶煤采煤法。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，采区工作面的长度为200 m可以满足产量的要求，确定采区工作面的长度为200 m。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）尺寸回采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，由此确定回风大巷的尺寸（宽高）为5000 mm3700 mm，运输大巷的尺寸为5500 mm4500 mm。（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，在两回采巷道设置风门，具体位置见采区巷道布置平面图。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，外侧不留设保护煤柱。采区轨道上山和运输上山布置在煤层中，水平间距30 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。各区段巷道采用留小煤柱沿空掘巷的方法，在沿空掘进区段回风小平巷时，留5.0 m宽的小煤柱，以利于巷道回风和支护。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。采区内工作面的布置如图5-1，接替顺序见表5-1。图5-1工作面接替顺序表5-1工作面接替顺序工作面61201612026120361204612056120661207612086120961210接替顺序214365871095.2.7采区生产系统采区内的开采采用后退式开采（面向运输轨道上山），通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有风流系统简单，漏风小的优点。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采区风井。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矿井初期采用一个工作面回采，因此这个工作面的生产能力即为矿井的生产能力，工作面布置为综放面。工作面工作制度采用“四六”工作制，即三班采煤，一班检修。双向割煤，往返一次割两刀，每刀进尺0.8 m。1）采区生产能力采区生产能力是指单位时间内采区内同时生产的采煤工作面和掘进工作面产煤及采区生产系统能够保证的能力。由于61煤层厚度为7.5 m，故采用综放开采可满足矿井产量需求。考虑到综放开采投资少、开采成本低、产量大、效率高等优点，故可以布置一个综放工作面保证矿井年产量。（1）采煤工作面的生产能力，按下式计算：A0=LL1MC0 (51)式中：A0工作面生产能力， t/d；L工作面长度，m；M煤层厚度，m；L1工作面日推进长度，L1=60.8=4.8； 煤层容重，1.44t/m3；C0工作面回采率，采3 m放4.5 m，取C0=0.8。则有：A0=2004.8(30.95+4.50.75)1.44=8605.44t/d（2）采区生产能力为：AB=k1k2A0 (52)式中：AB采区生产能力；k1采区掘进出煤系数；k2工作面间出煤影响系数；A0工作面生产能力。采区掘进出煤系数取为k11.1，由于同采的工作面个数为1，故k2=1。则可得到采区生产能力为：AB=1.18605.44=9465.984t/d（3）采区年生产能力为：A=330AB (53)式中：A采区年生产能力；330矿井年工作日，取330 d；则： A=3309465.984=312.4（万t/a）2）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。采区工业储量为：3941178.64657.51.444138.2万t采区边界煤柱损失：9377.51597.51.44298.46万t采区工作面采煤损失：441.5万t采区实际采出煤量为：3398.74万t则：采区采出率= 3398.74/4138.2100%=82.14%根据煤炭工业设计规范关于采区采出率的规定：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0.8367，大于0.75，故符合规定。5.3采区车场选型设计采区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三类。因为煤层倾角比较小，采用甩车场绕道比较长，今因绞车房位置选择受到限制，故采用顺向平车场，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5-2。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-绞车房；2-绕道；3-轨道上山；4-运输上山；5-区段回风平巷图5-3采区中部车场1-风门；2-绕道；3-运输上山；4-轨道上山；5-区段运输平巷；6-下区段回风平巷采区下部车场通常设有装车站、绕道、辅助提升车场和煤仓等。根据装车站位置不同，下部车场可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式三种形式。当上山倾角小于12，上山通常提前下扎，并在大巷底板变平，底板围岩条件较好，可以设置大巷装车底板绕道式下部车场。如图5-4。图5-4采区下部车场1-采区煤仓；2-运输大巷；3-轨道大巷；4-绕道；5-人行道；6-轨道上山；7-运输上山5.3.1采区主要硐室布置1、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，120 m；M煤层厚度，7.5 m；B进刀深度，0.8 m；煤的容重，1.44 t/m3；C0工作面的采出率，取0.93。Q=10+2000.8(3.00.95+4.50.75)1.40.5/3=254.02 t考虑10%的富裕系数，取为270 t。按煤仓高度为20 m，可计算出其半径为2 m。即采区煤仓高度为20 m，直径为4.5 m，容量为317.95 t。所以采区煤仓断面直径取4.5 m，煤仓高度20m，煤仓容量为317.95 t，能够满足要求。2、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。3、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。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的61煤层平均厚度7.5 m，煤层平均倾角12。煤的容重1.44 t/m3，普氏系数为f=2.53.0，内生裂隙比较发育。由于内生裂隙的发育，其断口常具锯齿状及阶梯状。采区内无较大的断层和褶邹构造。采区的相对瓦斯涌出量为10 m3/t，绝对瓦斯涌出量为12 m3/min，该采区属于高瓦斯采区。本煤层无煤尘爆炸危险性，不易自然发火，自燃等级为级。预计本采区开采时最大涌水量为586.10 m3/h，正常涌水量为437 m3/h，对生产影响较大。煤层直接顶板为黑色泥岩，厚度3.07 m，含有植物化石，底部炭质增多。老顶为灰白色中粒砂岩，厚度9.32 m，其中含黑色矿物、云母，泥质胶结。直接底板为灰黑色砂质泥岩，平均厚度为11.08 m。老底为灰白色之中粒砂岩（K1砂岩），平均为11.5 m，此层砂岩稳定性高。6.1.2确定采煤工艺方式从煤矿开采的过程来看，采煤工艺主要有综采、普采、炮采三种类型。就目前煤矿地下开采技术发展趋势看，综采是采煤工艺的重要发展方向。它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。但是，综采设备价格昂贵，综采生产优势的发挥有赖于全矿井良好的生产系统、较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管理水平。根据我国的经验和目前的技术水平，综采适用于以下条件：煤层地质条件好、构造少、上综采后能很快实现高产、高效，或者某些地质条件特殊上综采后仍有把握取得较好的经济效益。普采设备价格便宜，一套普采设备的投资只相当于一套综采设备的四分之一，而产量平均近综采产量的三分之一。普采对地质变化的适应性比综采强，工作面搬迁容易。对推进距离短、形状不规则、小断层和褶曲较发育的工作面，综采的优势难以发挥，而采用普采则可以取得较好的效果。与综采相比，普采操作技术比较容易掌握，组织生产比较容易。因此，普采是我国中小型矿井发展采煤机械的重点。炮采工艺的主要优点是技术装备少，适应性强，操作技术容易掌握，生产技术管理比较简单，是我国目前采用仍然较多的一种采煤工艺，但是，由于炮采单产和效率低、劳动条件差，根据我国的技术政策，凡条件适于机采的炮采面，特别是在国有重点煤矿都要逐步改造成普采面。本采区内煤层赋存稳定，煤层属厚煤层，适合采用综采和普采工艺方式，不适宜用炮采，可以用普采或综采。但普采年产量不大，无法满足本矿井的产量要求，加上本采区内工作面长较大，故最终决定采用综合机械化采煤方式。这样也符合了矿井高产、高效的要求，并取得较好的经济效益。但是就综合机械化开采而言，7.5 m的厚煤层又存在几种不同的开采工艺与方法：分层综采；大采高综采；放顶煤综采。它们各有优缺点，下面比较如下：1)分层综采工艺优点：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等设备尺寸小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0-3.5 m，回采工作面煤壁增压小，不易片帮，生产环节良好；工作面采出率高，可达93-97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，产量提高困难；开采投入高。分层开采时人工铺网劳动强度大，费用高；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)一次采全高工艺优点：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；万吨掘进率高；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。缺点：对于煤层厚度比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易片帮；采高固定，适应条件单一，不适宜于煤层厚度变化较大的情况；且要求采用强力支架和刮板运输机，工作面设备配套成本高。3)放顶煤综采工艺优点：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、煤层赋存条件有更强的适应性。缺点：煤损较多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤矸界线难以区别，使得煤炭含矸率高，影响煤质；有自然发火、瓦斯积聚的隐患，“一通三防”难度稍大。比较上述厚煤层开采的三种工艺方式，分层开采经济效益较差，不利于矿井实现高产、高效，故不选用。由于本矿煤厚7.5 m，煤层内生裂隙发育，采用大采高综采时，煤壁极易片帮，不好控制。又由于采区为低瓦斯区域，瓦斯防治方面不存在大的问题，故适宜采用放顶煤综采工艺。而对于自然发火，在保证顶煤放落充分的前提下，可以通过采空区灌浆等措施予以解决。6.1.3回采工作面参数从高产高效、一井一面、集中生产的发展趋势要求出发，应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与放煤速度。与大运量、高强度的工作面输送机相匹配，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，所选综放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，最大限度地发挥综放开采优势。根据前述开拓及准备方式的巷道布置，确定了回采工作面沿南北方向布置，由采区东侧向西推进。工作面长度为200 m，推进长度平均达1650 m。根据三机配套原则，确定工作面设备配套如表6-1。表6-1工作面配套设备序号项目设备型号制造厂家1采煤机MGTY400/930-3.3D太原矿山机器集团有限公司2液压支架ZF10000/23/37中煤北京煤矿机械有限责任公司3刮板输送机SGZ-1000/1400张家口煤矿机械有限公司6.1.4回采工作面破煤、装煤方式由于采用综放开采，故工作面底部煤炭由采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程；工作面顶煤在矿山压力作用之下被破碎并通过液压支架放煤口装煤进入工作面后部刮板输送机；工作面靠近煤壁处的少量遗留碎煤由前刮板输送机上的铲煤板装入刮板输送机。结合矿井实际生产情况，工作面选用兖矿集团与太原矿山机械厂联合生产的MGTY400/930-3.3D型电牵引采煤机割煤。采用双向割煤工艺方式，即采煤机往返一次为两个循环，每个循环推进0.8 m，则往返一次共推进1.6 m。采煤机技术特征见表6-2。表6-2 采煤机技术特征参数单位数量制造厂家太原矿山机器集团有限公司采高范围m2.23.5截深m0.8供电电压kV3.3总功率kW930牵引功率kW255机面高度mm1593适应煤层倾角25适应煤层硬度f4最大牵引力kN750牵引速度m/min0915最大卧底量mm250过煤高度mm778滚筒直径mm1800变频器280kVA 400v 0-80Hz牵引变压器170Kva AC3300V/400V/50Hz降尘方法内外喷雾机重t52工作面进刀方式：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0.8 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30 m左右，进刀方式如图6-1所示。图6-1端部斜切割三角煤进刀6.1.5回采工作面运煤方式工作面煤炭运输采用张家口煤矿机械有限公司生产的SGZ-1000/1400型刮板输送机。该刮板输送机技术特征见表6-3。转载机、平巷胶带机选型详见第7章井下运输部分。表6-3前后刮板输送机技术特征参数单位数量制造厂家张家口煤矿机械有限公司输送能力t/h2000设计长度m260额定电压V3300装机功率kW2700链速m/s1.25刮板链型式中双链链条规格38137-C链条破断负荷kN2200中部槽规格mm175010003406.1.6回采工作面支护方式1)工作面支架（1）支架高度的确定最大高度的计算公式如下：(61)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。则最大高度为：=3.0+0.1=3.1 m最小高度的计算公式如下：(62)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。则最小支护高度为：=3.0-0.1-0.05-0.05=2.8 m（2）支架的选型及布置回采工作面支护采用放顶煤液压支架支护，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，选用中煤北京煤矿机械有限责任公司生产的ZF10000/23/37型放顶煤液压支架。从工作面机头到机尾分别布置中间架154架。支架技术特征见表6-4。表6-4 液压支架技术特征参数单位数量支架型号ZF10000/23/37支架型式低位放顶煤支撑高度m2.33.7适用条件煤层厚度m6.010.0煤层倾角352且P362，故支护强度满足要求。校核方式之二：采矿工程专业毕业设计手册三机配套图册中P55的支护强度计算公式为：(63)式中：p支护强度，kPa；k安全系数，一般为1.21.5；上覆岩层的体积力，kN/m3；M设计采高，m；工作阻力计算公式：(64)式中：F支架工作阻力，kN；p支护强度，kPa；放顶煤支架造型系数，一般为1.52；M设计采高，m；s液压支架中心距，一般为1.5 m。则所需要工作阻力为：F=9.7681.5233.00.212.03.01.5=3819 kN显然有，0.8100008000F。故所选支架满足要求。校核方式三，用顶板压力估算法进行支架支护强度的校核。估算法认为支架的合理工作阻力F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。由于采用放顶煤开采工艺，将顶煤作为直接顶处理，可取系数为8倍。则：(65)式中：F计算工作阻力，N；H工作面最大采高，m；上覆岩层容重，N/m3；S支架支护面积，m2。取2.3104N/m3，S8.85m2，则计算工作阻力为：F83.02.31048.854885kN显然有，0.81000080004885。故所选支架满足要求。但值得注意的是，采用校核方式三时，由公式计算出的工作阻力比实际需用值偏大。2）工作面端头支护端头是工作面与斜巷额交界处，跨度大、断面大，支承压力在此集中，变形量大难以维护，故采用端头支架进行支护。工作面上、下端头空顶区采用DTZT18300/21/33型端头支架支护，其技术特征见表6-5。表6-5端头支架技术特征项目单位数据型号DTZT18300/21/33工作阻力kN18300最小支撑高度m2.1最大支撑高度m3.3支护强度MPa0.45中心距m1.5底板比压MPa2.5拉架力kN4453）超前支护从工作面煤壁线起向前30 m内进行两巷超前支护。在两巷靠工作面煤壁一侧距煤壁400 mm支打交错一排单体支柱；靠煤柱一侧只打一路单托棚；巷道中路支设一排单体支柱。两巷均为一梁三柱形式，每排柱子内的柱距均为2.1 m。托梁及单体柱规格同端头支护。若巷道压力增大、变形严重时，根据实际情况增加托棚，超前支护距离可增加至35 m以上，此时紧靠煤柱一路托棚梁可用规格为20 cm3.8 m。4）采空区处理工作面控顶距离：工作面最大控顶距为6750 mm，最小控顶距为5950 mm。移架采用本架操作，顺序移架方式。移架遵循及时支护原则，采煤机上滚筒割过13架后，开始伸支架伸缩梁，梁必须与煤壁挤严，最大端面距不能超过340 mm。采煤机下滚筒割过35架后开始移架，边移架，边收回伸缩梁。移架后的端面距不得大于0.20 m，支架要成直线，顶梁要平，必须严密接顶并达到初撑力，操作完毕，将各种手把打回零位。工作面顶板不好时，可采用带压移架方式，工作面顶板严重破碎时，必须割一架，停机伸伸缩梁或拉架管理好顶板，然后开机割另一架处的煤。采用全部垮落法处理采空区顶板。在实际生产过程中，如果因煤炭自然发火严重影响工作面安全生产时，可适当通过对采空区进行灌浆或注三相泡沫等方法进行处理。6.1.7采放比、放煤步距、放煤方式1)采放比采放比是放顶煤工作面采煤机机采高度与顶煤高度之比。合理的采放比要根据煤层厚度、煤的硬度和发育程度以及工作面推进速度等因素确定。采放比理想的状态是所放顶煤充分松散破碎后增加的高度等于底层工作面的采高。对于一次采全厚综放开采，我国的采放比一般在1：1到1：2.8之间。目前，我国缓倾斜煤层的综放面采高一般为2.0到3.0 m。结合三矿煤层煤质中硬以上，且节理裂隙发育，并参照我国的一些经验数据，确定其采放比为1：1.5。即设计采煤机采高为3.0 m，放煤高度为4.5 m。采放比符合煤矿安全规定关于采放比不小于1：3的相关规定。2）放煤步距放煤步距是在工作面推进方向上，两次放顶煤之间工作面的推进距离。合理选择放煤步距，对于提高采出率、降低含矸率十分重要。最佳的放煤步距应是顶煤垮落后能从放煤口全部放出的距离。放煤步距过大过小都会带来一系列问题。对于综放工作面而言，放煤步距应与移架步距或采煤机截深成倍数关系，一般有一刀一放、两刀一放和三刀一放三种方式。根据理论推导及我国放顶煤工作面开采的实践，确定放煤步距时，可借鉴如下经验公式： (66)式中：L放煤步距，m；H煤层厚度，m；M采煤机割煤高度，m；h放煤口至煤层底板的垂高，m。本设计取系数0.2，L0.8 m，H=7.5 m，M=3.0 m，h=0.3 m，则放煤步距计算如下：L=0.2(7.5-3.0)-0.3 = 0.84结合采煤机截深，故取放煤步距与截深相等，即0.8 m。3)放煤方式放顶煤工作面放煤顺序、次数和放煤量的配合方式称为放煤方式。打开放煤口，一次将能放的煤全部放出称单轮放煤；每架支架的放煤口需打开多次才能将顶煤放完的则称为多轮放煤。放煤方式可以分为顺序放煤和间隔放煤。顺序放煤是指按支架排列顺序，依次打开放煤口放煤的方式；间隔放煤是指按支架排列顺序每隔一架或多架依次打开放煤口放煤的方式。目前我国常用的放煤方式是单轮顺序放煤、多轮顺序放煤、单轮间隔放煤。由于本煤层厚度7.5 m，顶煤较薄，厚度仅为4.50 m。若采用多轮放煤时，第二次打开放煤口时容易混矸，故应采用单轮放煤。而采用单轮顺序放煤还是单轮间隔放煤，应进行比较。我国现场已有的大量对比实验表明：从两种放煤方式的平均单口放出率来看，单轮间隔的放煤效果比较理想，其平均顶煤回收率较顺序放煤增加4%到6%。从工作组织来看，由于放煤时间远远长于割煤时间，因此提高工作面工效的最有效途径就是缩短放煤时间。顺序放煤每次只有一个放煤口在工作，不能有效发挥放顶煤开采的优势。在后部输送机运输能力满足的条件下，单轮间隔放煤可以同时安排两个甚至更多的放煤口同时作业，从而可缩短整个工作面的放煤时间，提高了设备的开机率，从而达到高产高效的目的。综上，本设计决定采用单轮间隔方式放煤。全工作面顶煤共经一轮放完。每一轮放煤时，先放奇数号支架，如1、3、5等，而后放偶数号支架顶煤。6.1.8各工艺过程注意事项回采过程中要注意以下事项：（1）煤壁成直线，无探头煤，保证顶、底板平直，采高严格控制在3.0 m。（2）支架成直线，支架中心距均匀且支架与煤壁保持垂直，支架要升紧，以保证支架顶梁接顶良好。顶板不太完好处，可提前伸伸缩当或拉架。（3）工作面刮板输送机成直线且平稳，顶溜弯曲长度为1215 m。（4）保证上、下安全出口通畅，无杂物和材料堆积。（5）工作面两巷不得缺梁少柱，胶带机机头必有有照明设施。（6）控制进、回风进度，防止刮板输送机向前或向后窜动。（7）工作面浮煤、浮矸要清理干净，管线悬挂整齐，防止被压或拉架时损坏。（8）工作面所有支架都必须支设牢固，回、进风斜巷单体支柱要拴好防倒绳或将支柱顶盖与棚梁固定，严禁在浮煤、浮矸上支设支柱。（9）照明、闭锁装置安装要齐全可靠。（10）放煤首先检查后部刮板输送机是否正常，放煤口管路是否吊挂合理，如有问题，及时处理。（11）严格掌握放煤顺序和放煤步距。当放煤和割煤发生矛盾时，应停止割煤，先进行放煤。（12）防止自然发火措施做到位。瓦检人员必须认真检查CH4、CO、CO2含量、温度等参数。对采空区及冒落带采取防止自燃发火措施，如完善防火监测系统，顶煤放净，尽量杜绝采空区漏风。6.1.9回采工作面正规循环作业1）回采工艺过程工作面每割一刀煤，推进0.8 m，然后放一茬煤。采用一采一放追机放顶煤作业方式。回采工艺过程为：采煤机机头（尾）斜切进刀正常割煤伸伸缩梁移架推工作面前刮板输送机调整工作面后部刮板输送机放顶煤。2）劳动组织劳动组织以采煤机割煤、放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。工作面循环进尺0.8 m。采用“四六”制作业方式：三班生产，一班检修，每个班工作时间6小时，均执行现场交接班制。循环方式为生产班每班进2个循环，日进6个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备见表6-6。表6-6 劳动组织配备表序号工种一班二班三班检修班合计1班长222282采煤机司机222283移架工222064刮板机司机222285转载机司机111146泵站工111147胶带机司机3332118端头维护工3336159浮煤清理工2220610支架工44482011放煤工3330912电工1113213其他人员22241015合计282828351093）技术经济指标工作面吨煤成本回采工作面吨煤成本是最终反应工作面技术经济效果的一项综合指标，它包括直接发生于回采工作面的材料费、工资费、固定资产折旧费和电力费四项，下面按四项费用分析计算吨煤生产成本。材料费材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、以及其他材料费用，综采面材料费一般为5.0元/吨（见采煤工作面分册第七项）。工资费用吨煤用工=115/ 7272.73=0.015812（工/t）工作面工人平均日工资按80元/工计算，则吨煤工资成本为：吨煤工资成本=日工资吨煤工资用工=800.015812=1.265元/t工作面设备折旧费机电设备基本折旧吨煤成本=其中，实际计算中取值分别为：设备残余值按原始价格的5计算；拆除清理费按原价格的3计算；没有服务年限取10a；产量按前面计算的7272.73t/d。各种设备的年折旧费见表6-12。表6-12机电设备折旧表设备名称型号数目折旧费（元/t）液压支架ZF10000/23/371060.698端头液压支架DTZT18300/21/3340.708采煤机MGTY400/930-3.3D10.206刮板机SGZ-1000/140010.06转载机SZB-830/18010.017破碎机PCM13210.025皮带输送机SSJ-1200/50020.121乳化液泵RB160/31.520.006采煤机喷雾泵站XPB250/5510.002隔爆移动变电站KSGZY-500/610.11单体液压支柱DZ22-24.5/100Q600.005合计1.958电费动力用电消耗动力电耗=电机容量总和开动台数循环开动小时负荷系数/循环产量其中，电机容量总和取2100kw，循环开动小时数取1.5小时代入得：动力电耗=21001.520.9/1116.1 =5.08 kwh照明用电消耗耗照明用电耗=照明用电总功率循环照明时数/循环产量其中，照明用电总功率包括工作面及两回采巷道照明用电，取200 kW，代入得：照明用电单耗电力费=2001.5/1116.1=0.27 kwh电费总消耗电力费=单价（动力用电单耗+照明用电单耗）式中：单价单价为0.35元/kwh。代入得：电力费=0.35（5.08+0.27）=1.87元/t则工作面的吨煤成本为：工作面吨煤成本=设备折旧费+工资+材料消耗费+电费=1.958+1.265+5+1.87=10.093元/t主要技术经济指标表工作面主要技术经济指标表见表6-13。工作面循环产量按下式计算： (67)式中：Q工作面循环产量，t；L工作面长度，m；LD工作面机头机尾处不放煤长度，m；S循环进尺，m；M1工作面设计采高，m；M2工作面放煤高度，m；煤的容重，t/m3；C1工作面机采范围内回采率；C2工作面放煤范围内回采率。则工作面循环产量为：Q2100.83.01.40.95+(210-6)0.84.51.40.8=1492.85 t则工作面日产量为：Qd=6 Q=61492.85=8957.09 t回采工作面成本主要包括工资、材料消耗、设备折旧费、电力消耗四项费用。参照三矿实际生产情况，取为50元。工作面主要技术经济指标见表6-7。表6-7工作面主要技术经济指标序号项目单位数量1工作面推进长度m18622工作面长度m2103工作面平均倾角124设计采高m3.05放煤高度m4.56采放比11：1.57放煤步距m0.88煤的容重t/m31.49循环进尺m0.810循环产量t1492.8511日循环数个612日产量t8957.0913坑木消耗m3/万t614单体柱用量根40015乳化液消耗kg/万t40016油脂消耗kg/万t20017截齿消耗个/万t2418炸药消耗kg/万t14019回采工效t/工7520回采率%9321吨煤成本元/t506.2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10 m3/td，绝对瓦斯涌出量1.84 m3/min，生产能力为3.0 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5 m小煤柱沿空掘巷，采区两侧边界各留10 m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5 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5.3 m，高为3.65 m，设计掘进断面为和19.35 m2，净断面为17.5 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 m，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7根锚杆，间距800 mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250 mm。锚索：单根钢绞线，15.24 mm，长度7.3 m，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2根，排距3 m，间距2.0 m，距帮1.65 m。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2 m，杆尾螺纹为M20，规格型号为18M202000；工作面一侧煤帮为18 mm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4根锚杆，间距800 mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板300 mm。起锚高度800 mm，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。支护材料见表6-8。表6-8两巷支护材料材料名称型号及规格材质顶钢带WX220/3.0，长4.5m，6孔的W钢带屈服强度235MPa顶锚杆202400 mm建筑螺纹钢顶锚杆锚固剂MSCK-23/60树脂胶泥固化剂顶锚杆托板10010010 mmA3钢顶锚索17.87200 mm加强锚索17.87200 mm锚索锚固剂MSCK-23/100的树脂锚固剂树脂胶泥固化剂锚索托板与M钢带配套的专用托板锚索托梁1.0m的29U钢网顶：5000850 mm帮：3100850 mm金属菱形2.8热镀锌低碳钢锚具KM22(KM18)帮锚杆202000 mm圆钢锚杆帮锚杆锚固剂MSCK-23/60树脂胶泥固化剂帮锚杆托板花式铸钢托板：35012040 mmEG257 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-13.0瓦斯涌出量为相对值2工作制度“四六”制3日净提升时间h164年工作日d3305煤层平均厚度m7.56煤层平均倾角（）127煤的容重t/m31.448瓦斯涌出量m3/(td)109矿井瓦斯等级高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1800 m，采区运输上山平均运距560 m，最大运距1120 m，大巷运距2042 m，故从工作面到井底车场的最大运距为3849 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、两个掘进面即可保产，设计综放工作面日产量8784.72 t，掘进面日产量878.47 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。井下运输系统如图7-1所示。图7-1矿井运输立体图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）运煤设备选型结合第六章中工作面设备选型，确定如下采区设备选型，见表7-3。回采工作面采用刮板输送机为张家口煤矿机械有限公司生产的SGZ-1000/1400，技术特征见表7-3。回采巷中转载机型号为PF4-1132，共1台，技术特征分别见表7-4。回采巷中破碎机型号为Wb1418，共1台，技术特征分别见表7-5。回采巷、采区集中运输巷胶带机分别为ST800S型和SST-2500型，各需一部，技术特征分别见表7-6和表7-7。表7-3采区煤炭运输设备选型一览设备位置设备名称设备型号台数工作面刮板输送机SGZ1000/14002运输巷转载机PF4-11321破碎机Wb14181胶带输送机ST800S1上山胶带输送机SST-25001表7-4 PF4-1132型转载机技术特征项目单位技术特征型号PF4-1132生产能力t/h2750总装机功率kW315电压等级V1140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7-5 Wb1418型破碎机技术特征项目单位技术特征型号Wb1418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10Mpa8表7-6 ST800S型胶带输送机技术特征项目单位技术特征胶带型号ST800S（阻燃抗撕裂）运量t/h2200带宽m1.4带速m/s4机长m1200倾角15胶带强度N/mm800驱动形式头部单传动滚筒单电机驱动主电机YB450S2-4减速器B2SH10-12.5限矩型液力偶合器(防爆)YOXF650拉紧形式传动滚筒松边液压绞车自动拉紧液压绞车自动拉紧装置YZL-150，拉力T150kN表7-7 SST-2500型胶带输送机技术特征项目单位技术特征型号SST-2500生产能力t/h2500皮带宽度mm1400电压等级V1140带速m/s3.52）运煤能力校核设计综放工作面采煤机最大瞬时出煤能力为1622 t/h，工作面刮板运输机生产能力为2000 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，胶带机通过能力为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。7.2.3采区辅助运输设备选型1）一次提升矿车数采区斜巷辅助运输采用1.5 t矿车。一次提升矿车数按下式进行计算：(71)式中：K提升不均衡系数，1.11.2；C提升能力富裕系数，1.2；A年提升量，t/a。T一次提升循环时间，s；t每日提升时间，14 h；b年工作日，330 d。G矿车载重量，t；取年提升量为矿井年产量的0.1倍，即300000t，则一次提升矿车数为：故应该取Z=6，即一次提长矿车数为6辆。2）矿车连接器强度校核倾斜巷道有极绳运输，车组中的矿车数按式确定后，必需按连接器的强度进行验算。提升重车组时前面第一个矿车连接器上的张力最大，其值不得超过连接器的许用拉力，即应满足下列条件：(72)式中：Z计算矿车数；G矿车载重量，kg；G0矿车自重，kg；矿车运行阻力系数；轨道最大倾斜角；FC连接器的最大强度，一般为6000 kg；则有左式等于：显然有46776000，故连接器强度满足要求。3）钢丝绳选择钢丝绳的计算按照煤矿安全规程规定，应按最大静负荷，并考虑一定的安全系数的方法进行计算，即钢丝绳拉断力的总和与钢丝绳所受的最大静拉力之比（称安全系数）。钢丝绳单位长度质量PK按下式进行计算：(73)式中：Z计算矿车数；G矿车载重量，kg；G0矿车自重，kg；矿车运行阻力系数；K钢丝绳公称抗拉强度，取为1400 N/mm2；m钢丝绳的安全系数，取为8；C钢丝绳的阻力系数，取为0.3；0钢丝绳的假想密度度，一般取9000 kg/m3；LK钢丝绳沿巷道的全长，m；则初选钢丝绳的单位长度质量为：即应选择钢丝绳的单位长度质量为2.414 kg/m。故可以选择绳67股（1+6）绳纤维芯，具体参数如表7-8所示。表7-8提升钢丝绳规格项目单位数量直径钢丝绳mm28钢丝mm3.0钢丝总断面积mm2296.73参考重力N/100m2834.0公称抗拉强度N/mm21400钢丝接力总和（不小于）N415000经校核，所选择钢丝绳满足安全系数要求。4）电动机功率计算运输系统不同，所产生的运行阻力不同，故所需要的电动机功率也不一样。由于该斜巷距离短，拟采用单绳运输。采用最大功率法进行电动机功率计算。对单绳斜巷运输，最大运行阻力发生在重车组从下端开始向上运行时，其阻力计算公式为：(74)式中各项参数含义与前同，则该斜巷运输最大运行阻力为：即所需要绞车电动机功率至少为46.9 kW。5）绞车选型根据斜巷运输距离较短，不足80 m，且辅助运输量不是很大，故适宜选择尺寸较小、绳速较低的单卷筒绞车。根据前述各项因素及电动机功率，初步选择型号为JTB1.21-30型绞车。其基本参数如表7-9。7.3大巷运输设备选择7.3.1运输大巷设备选型1）运输方式选择主运输系统有胶带输送机运输的连续式和矿车轨道运输的间断式运输两种运输方式。从系统可靠性和系统能力上分析，连续式运输方式有较大的优越性，可靠性、适应性强，能力大；不存在调车的间隔时间，管理简单，生产安全，易于实现自动控制，可适应无煤仓运输系统和煤层大巷布置；运输能力大，效率高，能满足高产高效工作面生产的运输要求。大巷间断式运输方式要求大巷平整，一般布置岩层大巷易于满足要求。布置岩层大巷，再加上采区煤仓，岩巷工程量大，开拓准备时间长，投资大，矿井生产初期效益比较差。到了生产后期，随着运输距离的增加，才能显示出运输费用低的优点。间断式运输用人多，效率低，列车调度管理杂，安全性差。本设计中采区掘进面采用综合机械化设备掘进，回采工作面采用放顶煤综合机械化设备。为充分发挥采掘设备的生产能力，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。2）运输设备选择回采工作面掘进面同时生产的最大瞬时出煤能力为1662 t/h，采区设缓冲煤仓。回采工作面运输斜巷带式输送机和掘进面带式输送机均直接和采区运输集中巷带式输送机搭接，煤炭由采区煤仓进入大巷联络巷转载机，而后直接进入大巷带式输送机。大巷带式输送机承担全矿3.0 Mt/a煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。胶带大巷装备一台SST-2500型胶带输送机，输送能力2500 t/h。其特征见表7-7。7.3.2辅助运输大巷设备选型根据矿井地质条件以及61号煤的开采，并且考虑到辅助运输大巷布置于岩层当中，且坡度在井田两翼均满足要求轨道运输的要求，只是在井田中央存在一段坡度为7长度为492m的斜巷。故设计矿井生产前辅助运输大巷内采用蓄电池电机车牵引矿车运输为主，到矿井生产后期进入井田东翼，由于辅助运输大巷存在一段斜巷，故设计斜巷段采用齿轨机车牵引矿车，进入平巷段以后可根据需要换蓄电池机车或者不调换机车。故矿井生产进入井田东翼以后，需要在轨道大巷斜巷段铺设齿轨520 m，并且需增加两台齿轨机车。小矿车选用MG1.7-6A型1.5 t固定厢式矿车，其性能参数见表7-10。蓄电池电机车选用ZK10-6/550型，其性能参数见表711。齿轨机车选择常州科研中心的CK-66型，性能参数见表712。表7-10 1.5t固定箱式矿车性能参数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7-11 CTY12/6.7.9G型蓄电池电机车性能参数项目单位技术特征型号CTY12/6.7.9G牵引力kN16.48轨距mm600调速方式电阻总长mm4740固定轴距mm1220轮距mm680最小曲线半径m10总宽mm1050制动方式机械轨面至顶棚高N1600速度小时制km/h11最大km/h29.43表7-12 CK-66型齿轨车性能参数项目单位数量型号CK-66柴油机功率kW66启动方式液压蓄动轨道类型矿用11#工字钢改制或普轨最大牵引力kN粘着45；齿条100最大速度m/s3制动力kN120转弯半径水平/垂直m6/12液压系统工作压力MPa25最大坡度粘着6；齿条14外形尺寸mm889011001600机车自重t14齿轮模数32齿厚mm25表7-9 JTB1.21-30型绞车基本参数项目单位数值型号-JTB1.21-30卷筒个数-1直径mm1200宽度mm1200钢绳最大静张力差t3最大托运长度m163钢丝绳最大直径mm20破断拉力总和t23.4减速比130钢丝绳速度m/s2拖动机转速r/min986最大功率kW75质量（不含电机电控）t6.058 矿井提升8.1概述进行矿井提升设计的原始条件与数据见表8-1：表8-1矿井提升设计的原始条件项目单位数量矿井设计生产能力Mt/a3.0矿井服务年限a75.85开拓方式-立井开拓水平数目-2第一水平标高m-650第二水平标高m-900矿井工作制度-四六制矿井年工作日d330日净提升时间h16矸石量Mt/a0.3煤的体积质量t/m31.4矸石的体积质量t/m32.6煤的松散系数-1.15矸石的松散系数-1.4矿井瓦斯等级-高煤尘爆炸危险性-无自然发火等级-最大班下井人数人45矿车类型-1.5吨固定厢式矿车主立井净直径7.5 m，净断面44.18 m2。采用两对16 t箕斗提升，提升高度701 m。副立井筒采用，圆形断面，净直径为8.0 m，断面积50.26 m2，深度671 m，采用罐笼提升，主要负责人员、材料、矸石等的升降。8.2主副井提升8.2.1主井提升主井井筒净直径7.5 m，提升高度701 m，井塔高60 m，装备一套德国SIEMAG公司生产的提升机，提升能力为800 t/h。主井提升配有定重、定容，定时联合控制的自动定量装载和卸载系统，从而实现了主井提升系统全自动化运行。（1）提升机井筒装备3.5 m绳塔式摩擦轮提升机一套，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)，电机功率2600 kw，12脉动交-交变频供电，全数字计算机控制系统。提升机主要特征见表8-2。表8-2主提升机技术特征表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产地副井塔式摩擦轮3.56217.42600交-交10.1德国（2）原煤提升容器装备两对16t异卸载多绳双箕斗，在井筒内并列布置。（3）装载系统井底设有井底煤仓，总容量为2650 t，煤仓下装有2台KS-18/15型防爆往复式大象给煤机，给煤能力为13001800 t/h；双箕斗装载设备为立式定量仓结构，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。（4）卸载台箕斗卸载采用先进的外动力低卸式扇型闸门结构，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2个箕斗分别安装有2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汽缸均采用双路进排气系统，以尽可能提高闸门开闭汽缸的动作速度，减少卸载休止时间，同时也为矿井不停产检修提供方便。井塔内箕斗受煤仓容量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，选用三角股度锌钢丝绳六根，左右捻各三根，每根长度680 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、扁钢丝绳三根，每根长度570 m，单位重量10.13 kg/m，抗拉强度1375 N/mm2。8.2.2副井提升1）罐笼副井担负矿井的辅助运输，井下生产所需的设备、材料及工作人员均由副井运送。副井深度671 m，装备一对双层两车（3t）罐笼带平衡锤。罐笼的技术特征见表8-3。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，6脉动交-交变频供电，全数字计算机控制系统，提升机主要特征见表8-4。3）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，尾绳选用国产钢丝绳，技术参数如表8-5。4）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。表8-3 罐笼技术特征表序号项目单位技术特征1进出车方式双侧2罐道布置方式双侧、钢罐道钢轨规格kg/m38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8-4 副提升机技术特征表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德国表8-5 副井提升钢丝绳技术参数项目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安全系数大件设备10.31矸石物料11.63人员14.929 矿井通风及安全9.1矿井通风系统选择9.1.1矿井概况祁东矿井位于安徽省宿州市东南，京沪铁路西侧，井田中心距宿州市约20km。地理坐标：东经1170249-1171018北纬332245-332653。南以各煤层-1000m等高线为界，北以各煤层露头为界，东西为人为规定边界。井田东西长9 km，南北宽2.7km，总面积约为25 km2。矿井设计生产能力3.0Mt/a，服务年限为75.29 a。可采煤层为61煤和71煤层。设计针对61煤层，其平均厚度7.5m，平均倾角12，煤质稳定，硬度中硬，普氏系数为2.53.0，煤层平均容重为1.4 t/m3。61煤属高瓦斯煤层，瓦斯相对涌出量为12m3/t，绝对瓦斯涌出量为12 m3/min，煤层无自然发火倾向，发火等级为级，发火期为12个月，煤尘无爆炸性危险。矿井设计生产能力按年工作日330 d计算，每天净提升时间宜为16小时。矿井工作制度为“四六”制，井下同时作业的最多人数为260人，综放面同时工作最多人数45人。矿井的主要通风硐室有：机电、充电、火药库、变电所、绞车房等。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达地面的安全出口；（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）装有胶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、水及降温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平或后期通风系统的发展变化。9.1.3矿井通风方式的确定确定矿井通风方式时，应主要考虑以下两种因素：1）自然因素煤层赋存条件、埋藏深度、冲积层深度、矿井瓦斯等级。2）经济因素包括井巷工程量、设备装备费、通风运行费等。一般说来，新建矿井基本是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式几种通风方式中进行选择。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 矿井主要通风方式比较项目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，出煤较快。通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场无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4km），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。煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道。由于本矿主要开拓巷道均沿井田主要延展方向（东西方向）布置，且采用采区式准备。如果在井田南北翼边界布置回风井必须对回采工作面实行沿空留巷，这对于7.5 m厚煤层的综放工作面来讲，是很难做到的，或者说是要花费很高的维护成本，故从技术经济上讲不太合理。煤层埋深约在100500 m之间，故采用分区式通风时成本较高，且压煤量也相对较多，故排除分区式通风方式。若采用中央并列式，这样可以尽早构成风路，少掘初期开拓巷道，能够尽早投产、出煤。但随着开采逐步向两翼发展，通风阻力不断增大，且井田主要延展长度达7.6 km，故后期通风稍有困难。由于本矿采用采区布置，不适合采用回风井位于井田南、北翼边界的对角式通风方式。对于在井田东西翼边界浅部和深部各布置一个回风立井的中央分列式通风方式，在技术上可行，可以解决因井田延展方向过长导致通风阻力增大的问题。但是，采用中央分列式时，增加了初期的开拓工程量，即大巷必须掘进至井田一翼的边界处，由此导致了基建时间过长，不利于矿井尽早投产、出煤。综合以上分析，考虑采用如下通风方式：矿井生产前期（大约前20年），采用采区式通风。9.1.4矿井通风方法确定矿井通风方法也即是主要通风机的工作方式。主要通风机的工作方式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，回风上山回风，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。综放工作面日产量为8957.09 t，则瓦斯绝对涌出量qgai：qgai=8366.44.08/(6024)=23.70m3/min)工作面需风量Qa大：Qa大=100qgaiKai=10023.701.5=3555.72(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：Q大=60VaiSai（9-2）式中：Vai回采工作面风速，因工作面温度为2426C，取Vai=1.6 m/s；Sai第i个回采工作面平均断面积，对于综放工作面Sai=21.04 m2故工作面风量Qa大：Qa大=601.621.04=2146 (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55人。故综放工作面风量Qa大：Qa大=455=220 (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=4476 (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：Qmi0.2560Sai（9-4）Qma460Sai（9-5）式中：Sai第i个工作面的平均断面积，m2。对于综放工作面：Sa大=21.04 m2315.6(m3/min)Qa大5049.6(m3/min)由风速验算可知，Qa大 =3555.72 m3/min符合风速要求。9.2.2备用面需风量的计算无备用工作面。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543.16 t；则瓦斯绝对涌出量：Qgai=895.714.8/(6024)=2.99 (m3/min)工作面需风量：Qa掘=100qaiKai=1002.991.5=447.86 (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70人。故连采机掘进工作面风量：Qa掘=470=280 (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=355.6m3/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：Q600.25S4（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采综放工作面所需风量，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(3555.72+0+355.62+260+768)=6618.65(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、综放工作面，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=3555.72 m3/min2、煤巷掘进面：Q煤掘=355.6m3/min3、大巷掘进面：Q掘=355.6m3/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=922 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3555.72掘进工作面煤巷355.6岩巷355.6火药库120绞车房96机电硐室96其它巷道922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1519.633.9符合副井846.561.6符合井底车场812.406.2符合采煤工作面0.25421.043.6符合运输大巷813.205.8符合轨道大巷812.406.2符合9.3.2确定矿井通风容易和困难时期(1)通风容易时期地面副井井底车场轨道大巷西二采区下部车场轨道上山西二采区上部车场西二采区运输巷61201回采工作面61201轨道巷回风石门西风井地面(2)通风困难时期地面副井井底车场轨道大巷轨道山山西二采区下部车场区段运输平巷61210工作面区段轨道平巷盘区回风下山盘区回风石门回风石门东风井地面通风容易时期通风立体图与网络图分别见图9-1和图9-2。通风困难时期通风立体图与网络图分别见图9-3和图9-4。图9-1通风容易时期通风立体图图9-2通风容易时期通风网络图图9-3通风困难时期通风立体图图9-4通风困难时期通风网络图9.3.3矿井通风阻力计算沿着阻力最大的风路，分别用下式计算出风路中各段井巷的摩擦阻力：(918)式中：hfr各段井巷的摩擦阻力，Pa；ai井巷摩擦阻力系数，Ns2/m4；li井巷长度，m。Ui井巷净断面周长，m；Qi分配给井巷的风量，m。Si井巷净断面积，m2。通风容易与困难时期摩擦阻力计算分别见表9-5与表9-6。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35067123.644.2110.31781.022.491-3井底车场砖砌碹70.0100013.812.4110.31216.86.23-6轨道大巷锚喷70.0167013.212.4104.38410.36.26-7采区下部车场锚喷70.07013.212.4104.3817.26.26-8采区轨道上山锚喷90.05213.212.4106.9412.96.28-9采区中部车场锚喷70.09013.212.4106.9417.46.28-12掘进工作面工字钢棚子220.020018.021.08.960.33.69-14区段运输平巷锚网150198817.017.589.02255.84.414-13综放工作面掩护式支架22020018.021.089.0225.13.613-15区段轨道平巷锚网150198817.017.589.02255.84.415-7采区运输上山锚喷90.030713.813.2106.9466.25.86-7采区下部车场锚喷70.07013.212.4124.3717.26.24-6运输大巷锚喷70.0167013.813.2124.37355.65.84-5回风石门锚喷70.08013.813.2133.3319.85.82-0风井钢筋混凝土35048815.719.6133.33206.93.9合计1905L、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35048823.644.276.827.51.61-3井底车场砖砌碹70.0100013.812.476.8216.86.23-17轨道大巷锚喷70.0172013.212.471.2422.66.217-18采区下部车场锚喷70.07013.212.471.217.26.217-19采区轨道上山锚喷90.0101013.212.463.2251.46.219-25采区中部车场锚喷70.09013.212.463.217.46.219-21掘进工作面工字钢棚子220.020018.021.08.960.33.619-27区段运输平巷锚网150203617.017.552.0261.94.427-26大采高工作面掩护式支架22021718.021.052.025.13.626-24区段轨道平巷锚网150203617.017.552.0261.94.424-18采区运输上山锚喷90.0123713.813.263.2266.85.817-18采区下部车场锚喷70.07013.212.471.217.26.218-4运输大巷锚喷70.0172013.813.271.2366.25.84-5回风石门锚喷70.08013.813.276.819.85.80-2风井钢筋混凝土35048815.719.676.8210.13.9合计23829.3.4矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：(919)困难时期通风总阻力：(920)式中：1.1、1.5为考虑风路上有局部阻力的系数；hme、hmd矿井通风困难和容易时期的总阻力；hfe、hfd矿井通风困难和容易时期的摩擦阻力之和。则容易时期通风总阻力为：hme1.11479.51627.45 Pa则困难时期通风总阻力为：hmd1.12463.52709.8 Pa且容易与困难时期总阻力值均小于2940 Pa。矿井通风总阻力见表9-7。表9-7矿井通风阻力容易时期困难时期阻力(Pa)1627.452709.89.3.5总等积孔矿井生产初期采用中央并列式通风系统，总等积孔可按下述方法计算：(921)式中：A等积孔，m2；h矿井的通风阻力，Pa；Q通过矿井的总风量，m3/s；R矿井总风阻，NS2/m8；1）容易时期总风阻为：Rehe/Q21627.45/(5087.3/60)20.2264 (NS2/m8)总等积孔：Ae1.1917/0.22640.52.5m22）困难时期总风阻为：Rhhh/Q22709.8/(5087.3/60)20.3768 (NS2/m8)总等积孔：Ah1.1917/0.37680.51.94 m2通风难易程度评价见表9-8，通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表9-9。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20.6Nmax=147.6，故只需选择一台电动机，电动机功率按如下方法计算。 (928)式中：ke电动机容量备用系数，取1.11.2；e电动机效率，取0.90.94；tr传动机效率，电动机与风机直联取1，胶带传动取0.95。取ke1.1，e0.92，tr0.95，即采用胶带传动。则初期电动机功率为：kw根据所计算得到的功率，确定选择电动机型号为：YBFe450M2-8，其功率为2315 kW。9.5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及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顺槽设置瓦斯报警仪，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3m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，要将其两顺槽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设计矿井基本技术经济指标设计矿井的基本技术经济指标如下表：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3三号无烟煤2可采煤层数目层23可采煤层总厚度m14.44煤层倾角1115（平均12）5（1）矿井工业储量Mt314.98（2）矿井设计可采储量Mt270.006矿井年工作日数d3307（1）矿井年生产能力万t/a312.4（2）矿井日生产能力t/d9465.9848矿井服务年限a61.39矿井第一水平服务年限a4210井田东西方向长度km7.6井田南北方向长度km311瓦斯等级-高瓦斯相对涌出量m3/t1012通风方式-中央并列式13（1）矿井正常涌水量m3/h437（2）矿井最大涌水量m3/h54014开拓方式-立井两水平暗斜井延伸下行开采15水平标高m-650，-90016生产的工作面数目个117采煤工作面年推进度m186218（1）移交时井巷工程量m3210（2）达产时井巷工程量m1184219开拓掘进队数个420大巷运输方式-主运胶带辅助运输矿车21矿车类型-1.5t固定箱式矿车22电机车类型-CTY12/6.7.9G蓄电池式电机车23设计煤层采煤方法-综合机械化放顶煤全部垮落24（1）工作面长度m200（2）工作面推进度m/月144（4）工作面效率t/工72.5（5）工作面成本元/t50参考文献1 徐永圻.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，2003.2 林在康，左秀峰，涂兴子.矿业信息及计算机应用.徐州：中国矿业大学出版社，2000.3 张荣立，何国纬，李铎.采矿工程设计手册.北京：煤炭工业出版社，2003.4 戴绍城.高产高效综合机械化采煤技术与装备.北京：煤炭工业出版社，1997.5 东兆星，吴士良.井巷工程.徐州：中国矿业大学出版社，2004.6 钱鸣高，石平五.矿山压力及控制.徐州：中国矿业大学出版社，2003.7 岑传鸿.采场顶板控制与检测技术.徐州：中国矿业大学出版社，1998.8 蒋国安，吕家立.采矿工程英语.徐州：中国矿业大学出版社，1998.9 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，2001.10 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，1994.11 能源部.煤矿安全规程.北京：煤炭工业出版社，1992.12 中国煤矿专用设备成套服务公司.采煤机械化成套设备参考手册.煤炭工业部.北京：煤炭工业出版社，1984.13 刘吉昌.煤矿施工设计基础.太原：山西人民出版社，1983.14 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，1992.15 武同振，赵宏珠，吴国华.设备选型配套图集.徐州：中国矿业大学采矿工程系，1993.16 林在康.风机装置性能图册，中国矿业大学出版社，2003.17 煤炭科技名词审定委员会.煤炭科技名词1996.北京：科学出版社，1997.18 章玉华.技术经济学.徐州：中国矿业大学出版社，1995.19 王德明.矿井通风与安全.徐州：中国矿业大学出版社，2005.20 杜计平，汪理会.煤矿特殊开采方法.徐州：中国矿业大学出版社，2003.21 巷道断面图册.徐州：中国矿业大学采矿工程系，2003.22 井筒断面图册.徐州：中国矿业大学采矿工程系，2003.23 液压支架图册.徐州：中国矿业大学采矿工程系，2003.24 煤矿工业矿井设计规范.北京：中华人民共和国建设部，2005.25 中国采煤方法图集.徐州：中国矿业大学出版社，1990.26 综采技术手册.北京：煤炭工业出版社，2001.27 综采设备管理手册.北京：煤炭工业出版社，1994.专题部分煤炭地下气化开采技术基础研究摘要：本文主要论述了一些煤炭地下气化技术进行过程中的一些问题，主要包括开采中的顶板岩层移动特征、半焦孔隙结构的变化规律、覆岩应力场相关问题，进行了一些简单的模型建立和分析，提供了一些工程实例。关键词：地下气化；岩层移动特征；半焦孔隙结构；覆岩应力场1 绪论1.1问题的提出与研究意义煤炭地下气化(UCG)是一种集建井、采煤、气化3大工艺为一体煤炭开采方式，其原理是将位于地下的煤炭进行有控制地燃烧，通过对煤的热作用及化学作用而产生可燃气体，满足民用、发电或化工需求。自20世纪30年代以来，美国、德国、前苏联等主要产煤国均大力投入这一领域的技术研究，储备了一些关键性技术。其中，前苏联是世界上唯一成功的将煤炭地下气化技术工业化应用的国家，120世纪60年代末，共建设了27座气化站。随着石油天然气等优质替代能源的发现和使用，前苏联煤炭地下气化技术的研究与应用已基本停顿。“三次石油危机”爆发以后，煤炭地下气化技术成为应对石油危机的储备技术。美国政府资助的“控制后退气点法”及“急倾斜煤层法”已取得了丰富的经验，美国能源部宣称，一旦再发生能源危机，美国将广泛使用该技术生产中热值煤气。近几年，澳大利亚、南非、美国、印度、朝鲜等国纷纷重新启动了煤炭地下气化技术的研究。煤炭地下气化技术对于发挥我国煤炭资源优势、减少矿难事故、多元化保障能源需求等具有重大的探索意义。我国能源消费结构以煤为主，煤炭占我国化石能源资源总量的90以上，20l0年，我国煤炭消费超过31.4亿吨。探索高效、安全、清洁的煤炭开采利用意义重大。首先，煤炭地下气化技术可以有效地开发利用老矿井遗弃的煤炭资源、井工开采难度较大的深部煤层或者经济性和安全性较差的低品位煤层。据统计，我国拥有褐煤资源约3700L吨；已探明埋藏深度在l000米以下的煤炭资源约29万亿吨；2020年，将有500多处“报废”矿井，粗略预测遗弃资源量在500亿吨以上；其次，该技术实现了地下无人生产，避免了瓦斯、火灾、粉尘、水灾、顶板等矿井事故和人身伤亡；第三，该技术只提取煤种的含能组分，而将灰渣等固体废弃物留在地下，减少了因井工开采和露天开采造成对地表生态环境和大气污染；第四，地下气化煤气不仅可作为燃气直接民用和发电，而且还可为化工产品提供原料，以多元化的煤基产品补充能源供应形式。此外，测控工艺设备研发和产业化发展对于深海资源勘探等领域都有良好的拉动作用。目前我国已建成具有世界先进水平的煤炭地下气化综合模型试验台和测控系统，并开展了相关的理论研究和模型试验研究，获取了褐煤、烟煤及无烟煤地下气化工艺参数。自1984以来，我国先后在江苏徐州、河北唐山、山东新汶、山西阳泉等矿区进行了有井式煤炭地下气化现场试验和生产，完成了不同煤种、不同煤层厚度(18 m一6 m)、不同煤层倾角(1 5。一7 5。)、不同埋藏深度 (100-450 m)的现场试验。形成了具有我国自主知识产权的有井式“长通道、大断面、两阶段”煤炭地下气化新工艺，经科研查新，该工艺构思新颖，属国内首创。此外，我国科研单位和企业还联合完成了无井式煤炭地下气化制备空气煤气工业性试验，该技术达到了国际领先水平。煤炭地下气化是一门融多学科为一体的综合性能原生产新技术，属第二代采煤方法。其任务是将煤炭资源原地转化为可燃气体。其基本过程为：从地面或井下施工，将地下煤层构筑成一个封闭的气化炉。煤炭点燃后，经一系列化学反应，生产出以H2，CO2，CH4为主要可燃组分的煤气，输往地面后供人们使用。实现了建井、采煤、气化三大工艺合而一。主要优点是抛弃了常规采煤方法中的庞大而笨重的采煤设备与地面气化设备，具有建井规模大为减小、安全性好、资源利用程度高、投资少、效率高、成本低、见效快、污染相对较少等优点。引起了包括我国在内的世界主要采煤国家的关注。世界上探明可采石油储量预计只可开采到2050年；探明可采天然气储量也将在60年左右枯竭；而煤炭储量则比较丰富，未来世界的能源结构将可能再一次以煤炭为主。然而，煤炭开采与利用过程中，会排放出大量有害气体和导致温室效应的CO2，对环境造成重大影响，不得不迫使各国重新审视煤炭的开采与利用。煤炭地下气化(Underground Coal Gasification，简称UCG)技术，从根本上改变了煤炭的开采与利用方式，重新定义了“清洁煤”的概念，既提高了煤的开采与利用效率，又克服了煤炭在开采与应用中给环境带来的负面影响。利用这一技术可以保障在对环境不造成较大影响的前提下，将煤炭作为能源主题，满足社会长期的能源需求，引起了全世界的高度关注。在新的时代背景下，煤炭地下气化技术有着更广泛的需求，因此研究煤炭地下气化技术的相关问题也是很有意义的。1.2主要研究内容及研究方法1.2.1研究内容1）煤炭地下气化过程中顶板岩层移动特征的研究;2）煤炭地下气化过程中半焦孔隙结构的变化规律；3）煤炭地下气化过程中覆岩应力场的数值研究；1.2.2研究方法1）理论分析理以及副巷受采动影响变形规律等进行研究。2）数值模拟试验运用数值模拟软件和模型研究，覆岩应力场的数值研究。2理论分析2.1气化采煤原理气化采煤也就是煤炭地下气化技术。煤炭地下气化是将处于地下的煤炭进行有控制地燃烧，通过对煤的热作用及化学作用产生可燃气体，集建井、采煤、气化工艺为一体的多学科开发洁净能源与化工原料的新技术，其实质是只提取煤中含能组分，变物理采煤为化学采煤。煤炭地下气化的原理（如图2-1）。首先从地表沿煤层开掘两条倾斜的巷道1和2，然后在煤层中靠下部用一条水平巷道将两条倾斜巷道连接起来，被巷道所包围的整个煤体，就是将要气化的区域，称之为气化盘区，或称地下发生炉。最初，在水平巷道中用可燃物质将煤引燃，并在该巷形成燃煤工作面。这时从鼓风巷道1吹入空气，在燃烧工作面与煤产生一系列的化学反应后，生成的煤气从另一条倾斜的巷道即排气巷道2排出地面。随着煤层的燃烧，燃烧工作面逐渐向上移动，而工作面下方的采空区被烧剩的煤灰和顶板垮落的岩石所充填，但塌落的顶板岩石通常不会完全堵死通道而仍会保留一个不大的空间供气流通过，只需利用鼓风机的风压就可使气流顺利通过通道。图2-1 煤炭地下气化原理1 鼓风巷道；2排气巷道；3灰渣；4燃烧工作面；I氧化带；II还原带；III，IV干馏-干燥带地下气化的基本特征：煤层不发生移动，但气化过程中各气化反应区的位置和燃空区状态时刻都在变化；地下气化进行到一定程度后，对于较薄煤层，气化剂只能在与煤壁接触的单一表面上反应，另外三个表面为顶板，底板及反应完的灰渣和顶板塌陷物，因此没有地面气化炉金属外壳似的密闭层，气体会在空间中扩散；由于气化反应过程和加热过程的不均匀性及加热过程范围扩大，反应过程产生的热量不仅随气流带向出口方向，同时也通过热辐射、对流、传导等过程将热量传至煤层纵向的深部，并沿煤层深度形成温度梯度，煤层温度不同，其所发生的反应也不同。因此在煤层纵深方向上可分为：燃控带，焦化带，干流带，干燥带，煤层自燃带。这种有气流通过的气化工作面被称为气化通道，整个气化通道因反应温度不同，一般分为气化带、还原带和干馏-干燥带三个带。2.1.1气化带在气化通道的起始段长度内，煤中的碳和氢与空气中的氧化合燃烧，生成二氧化碳和水蒸气：C+O2CO2；2H2+O22H2O。在化学反应过程中同时产生大量热能，温度达1200到l 400，致使附近煤层炽热。2.1.2还原带气流沿气化通道继续向前流动，当气流中的氧已基本耗尽而温度仍在800l 000以上时，二氧化碳与赤热的煤相遇，吸热并还原为一氧化碳CO2+C2CO。同时空气中的水蒸气与煤里的碳起反应，生成一氧化碳和氢气以及少量的烷族气体：4C+3H2OCH4+3CO+ H2，这就是还原区。2.1.3干馏-干燥带在还原反应过程中，要吸收一部分热量，因此气流的温度就要逐渐降低到700400，以致还原作用停止。此时燃烧中的碳就不再进行氧化，而只进行干馏，放出许多挥发性的混合气体，有氢气、瓦斯和其他碳氢化合物。这段称为干燥带的干馏部分。在干馏之后是脱水干燥。混合气体此时仍有很高的温度可气化其中的水分，混合气体干燥后，最后可得到：CO2，CO，O2，H2，CH4，H2S和N2的混合气体，其中CO，H2，CH4等是可燃气体，它们的混合物就是煤气。2.2气化采煤相关问题2.2.1顶板岩层移动特征煤炭地下气化过程中，围岩要经受高温作用，如氧化区温度约为2000 ，还原区温度约为l 200，干馏区温度约8001。煤炭地下气化与煤炭传统开采一样，在煤炭转变为气体的过程中，破坏了原有的应力平衡，引起气化炉围岩的应力重新分布。在岩层自重应力场和温度场的共同作用下，随着燃烧空间的形成，燃空区上方的岩体会产生弯曲变形，当燃空面积大到一定程度时，顶板可能发生冒落，如果冒落严重，将影响煤炭地下气化的顺利进行。国内外对煤炭开采过程中，顶板岩层移动特征进行了大量的研究2-4，但是未对煤炭地下气化过程中顶板岩层的移动特征进行研究。2.2.2煤炭地下气化过程中半焦孔隙结构的变化规律煤炭气化过程中，煤的转化要经过干燥、热解以及半焦气化三个阶段，其中热解过程尤为重要，它关系到产品煤气的组成和质量，同时，热解形成半焦孔隙结构等特性也直接影响后续的气化过程。半焦的孔结构反映了半焦一个重要的物理特性，包括一定孔结构下的孔隙率以及多孔介质独特的比表面积，孔隙率和比表面积有一定的联系。本文主要是对选取的三个不同煤化程度的煤样及典型条件下热解半焦样品的比表面积、孔容积及孔径分布进行测试，研究它们的变化规律，对深入了解煤炭地下气化中的热解过程有重要的意义。2.2.3煤炭地下气化过程中覆岩应力场的数值研究现场试验表明，煤炭地下气化存在一些问题：如果气化过程中炉内冒顶严重将导致供风系统中断；随着气化进行炉内顶板悬顶过大，不能保证气化剂与煤体接触而产生气化反应，且生成的煤气可能在炉内二次燃烧等，这些都与煤炭地下气化过程中，煤层覆岩的应力场分布有关。所以，煤炭地下气化过程中，煤层覆岩的应力场分布规律成为研究的核心问题，对煤炭地下气化技术的推广与应用具有十分重要的作用。这些问题对于煤炭地下气化实际利用过程中有很大的影响作用，为此本文在这里进行研究，论述相关研究成果。3.模型建立与分析3.1顶板岩层移动特征3.1.1热传导方程在直角坐标系下，二维热传导的微分方程5为：式中：T为温度；Q为单位体积的热生成率； D为密度；f为比热；t为时间。3.1.2 煤炭地下气化模型的建立3.1.2.1 假定条件为简化计算，假定如下：岩体和煤层为均质各项同性；热源(燃烧的煤层)为恒温；岩体和煤层的质量密度、泊松比、粘聚力等不随温度而变化。3.1.2.2 几何尺寸的确定和网格的划分计算模型选用弹塑性平面应变模型，计算平面沿煤层燃烧(开挖)方向布置，煤层呈水平状态，煤层气化长度(开挖)为200 m，煤层厚度为6 m，煤层顶板上方取100 m，底板下方取60 m。在煤层燃烧(开挖)方向上，在煤层燃烧(开采)区左右两边各取300 m，加上燃烧(开采)区共800 m，其中燃烧(开挖)区范围为x=300500 m，见图3-1。图3-1力边界条件和物理模型模型总体上分六层：煤层、顶板1、顶板2、顶板3和底板1、底板2，厚度和岩性见表3-1。为了更精确地分析煤层顶、底板的变形规律，将煤层顶板1、顶板2、底板1网格划分的比较细，而顶板3，底板2的网格划分的比较稀疏。3.1.2.3 边界条件模型底部取为固定端；模型左右两侧节点的Z方向位移为零，允许有Y方向的位移；由于模型尺寸的限制，不能模拟到地表，所以模型以上的岩层重力以外载荷代替(均布载荷，大小为54 MPa)；模型内的各单元均考虑了其自重的作用，即在Y的负方向加上重力加速度98 ms ，见图3-l。在本模型中，采用第一类热边界条件，将燃烧的煤层设置为恒定温度l200，初始温度取为25。3.1.2.4 施工步骤根据文献6，取煤炭地下气化火焰移动速度为05 mc。工作面自点火眼(开切眼)沿z方向推进，见图l，每个施工步为4m，即8天，共50个施工步，燃烧后的煤层运用死单元。1.2.5 模型各岩层计算参数模型各岩层热学参数见表3-1，力学参数见表3-2，顶板l和底板1的弹性模量和热膨胀系数与温度的关系见表3-3。表3-1 模型各岩层热学参数表3-2 模型各岩层力学参数注：表1、表2中顶板1和底板1的热传导率、比热、弹性模量和热膨胀系数为常温下的数值，顶板l和底板1的热传导率和比热数值大小和发展趋势参考文献7，煤的热传导率和比热参考文献8表3-1 顶板l和底板1的弹性模量和热膨胀系数与温度的关系3.1.3 煤炭开采模型的建立为了比较煤炭地下气化和煤炭开采过程中，两者顶板岩层的移动特征的不同，在建立煤炭开采模型时，将其几何尺寸、网格化分、力学边界条件和煤炭地下气化一样，力学参数见表3-2，工作面推进的速度同煤炭地下气化，即一个施工步开采l，共50个施步。图3-2 上覆岩层垂直位移曲线对比图3.1.4 煤炭地下气化和传统煤炭开采结果分析与对比3.1.4.1 顶板上覆岩体移动特征的数值模拟分析在煤炭地下气化和传统煤炭开采中，上覆岩体离煤层顶板不同距离h处将不同程度地发生移动10，见图3-3。图中工作面位置为煤炭气化200I13时的位置，负号表示在燃空(采空)区。由图3-3可知，煤炭地下气化和煤炭工作面开采后，上覆岩体移动曲线符合负指数函数关系l9 ；存在A、B、C区域，在A区域岩层越向上位度越小，在B区域位移速度越向上越大；煤炭气化上覆岩层位移速度相对煤炭开采位移速度较大，位移值也较大。由上面的分析可知，最大位移值基本在燃空(采空)区中轴线上，气化和开采完毕后，燃空(采空)区中轴线上距煤层顶板不同高度的垂直位移图见图3-3。由此可知，离煤层顶板越近，垂直位移越来越大，特别是直接顶位移急剧增大，说明此时，直接顶已冒落。图3-3 燃空区中轴线上垂直位移对比图3.1.4.2顶板上覆岩层随工作面推进距离移动特征的模拟分析煤炭地下气化和煤炭开采是一个动态的过程11，随着工作面推进，上覆岩层发生了下沉，见图3-4。由图3-4可知：1)在煤炭气化和煤炭开采过程中，随着工作面的推进，上覆岩层移动规律基本相同；图3-4 工作面推进不同距离顶板(h=57 m)岩层垂直位移曲线对比图2)随着工作面的推进，最大垂直位移从工作面长度的中心，逐渐向工作面方向前移，且煤炭开采更为突出，主要是受点火空间的影响12。如工作面推进160m时，两者最大位移在90m处，偏中心点10m；工作面推进200m时，前者最大位移在120m处，偏中心点20m，后者最大位移在140 m处，偏中心点40 m。3)随着工作面的推进，工作面燃空区(采空区)节点的最大下沉量呈正指数的变化规律13，拟和公式分别为y=-0.0596e0.0169x和y=-0.05e0.0168x，可见前者的增长指数大于后者的增长指数，随着工作面的推进，两者的位移差值会更大(见图3-5)，这主要是由于随着工作面推进长度的增大，上覆岩层悬空长度增大，而在煤炭气化过程中，上覆岩层在温度的作用下，迅速向下膨胀。图3-5 顶板垂直位移峰值-工作面推进距离关系曲线3.2. 煤炭地下气化过程中半焦孔隙结构的变化规律3.2.1 煤化程度对半焦孔隙结构的影响煤样的煤化程度不同，煤样的比表面积、孔容积和孔径分布等孔隙结构特征也不同14。一般随煤变质程度的加深，煤的比表面积变化成“凹”型，即两头 (褐煤和无烟煤)大，中间(中等变质程度的烟煤)小，这反映了煤化过程中煤分子空间结构的变化煤化程度低的煤，在煤分子结构层面的边缘连接着各种官能团，并有不同的官能团形成交联结构15，因此空间结构显得疏松，有比较大的内表面积；随着煤化程度加深，官能团减少，煤的结构逐渐趋向紧密，在碳含量约82 附近比表面积出现最低值；煤变质程度继续加深，结构单元芳香性增加，分子排列趋向规则化，由于定向结构的形成，比表面积出现增大的趋势16。就煤的总孔容积而言，主要由煤的孔径分布特征决定17，而孔径分布与煤变质程度关系极大。碳含量小于75 的煤，其粗孔(直径20 nm)占优势；碳含量在75 85 的煤，其微孔(直径2 nm)和过渡孔(直径2 nm20 nm)占优势；而碳含量在85 以上的煤，其孔主要由微孔构成。三个煤样原煤比表面积和孔容积测定结果的对比见表1由表1可以看到，在用ZXF一06型氮气吸咐仪测定协庄原煤时，比表面积出现了负值，这是因为该样品不属于多微孑L物质范围，不适合采用低温物理吸附容量法测定，即不能采用吸附仪测定，而应适用测量大孔径的压汞仪测定，一般压汞法测定孔径范围为10 nm以上的孔表3-4 煤样比表面及孔容积的测定结果Specific surface area and pore volume of coal因而测定结果之间的可比性较差18但可以定性地说，昔阳煤样的比表面积和孔容积要比大雁煤样和协庄煤样的都小，大雁煤样和协庄煤样之间还有待进一步的比较三个煤样的孔径分布见表3-5表3-5 煤样的孔径分布 Bore diameter distribution of coal由表3-5可知，三个煤样的孔径分布特征相差较大昔阳煤样过渡孔比例占大部分，协庄煤样的孔隙主要是大孔，大雁煤样则小孔多一些3.2.2 热解温度对半焦孔隙结构的影响在气化过程中，一般参与气化反应的固相是半焦而非原煤19，故研究半焦的孔隙结构特征具有更直接的理论意义影响半焦孔隙结构特征的因素很多，如煤变质程度、煤岩组成、煤中矿物质种类与含量和煤的热处理条件等20。大雁褐煤在N 气氛下，不同热解终温半焦比表面积和孔容积曲线见图3-6，昔阳无烟煤在H2O(g)气氛下，不同热解终温半焦比表面积和孔容积曲线见图3-7由图1可以看出，在惰性气氛中，大雁半焦的比表面积和孔容积随热解温度的升高是先增后降，转折点出现在700；而在活性气氛H2O(g)条件下，昔阳半焦的比表面积和孔容积随热解温度的升高是持续增加，并且增加幅度随温度升高而加大21图3-6 不同热解终温大雁半焦比表面积和孔容积Specific surface area and pore volume of DY semicoke at different temperature图3-7 不同热解终温昔阳半焦比表面积和孔容积Specific surface area and pore volume of XY semicoke at different temperature煤在惰性气氛中热解成焦时，挥发分逸出对煤产生两种作用22：一方面使原有的孔道增大或产生新的孔隙使孔隙结构更丰富；另一方面又由于热收缩造成微孔闭塞，或由于交联键的破坏和晶体的有序化而使部分孔隙结构损失对大雁半焦，700前主要是第一方面的作用导致比表面积和孔容积增大， 700后主要发生半焦的缩聚反应，即热缩聚作用使微孑L闭塞，半焦的比表面积和孔容积减小23。煤在活性气氛(CO2或H20(g)中“热解”(气化)成焦时，气一固两相反应随热解温度升高逐渐显著，相应的半焦孔隙结构也随碳转化率的增加而变得发达，即比表面积和孔容积迅速增加煤在活性气氛(CO2或H20(g)中“热解”(气化)成焦时24，气一固两相反应随热解温度升高逐渐显著，相应的半焦孔隙结构也随碳转化率的增加而变得发达，即比表面积和孔容积迅速增加大雁褐煤在N2气氛下，不同热解终温半焦孔径分布曲线见图3-8由图3-8可以看出，随热解温度的变化，不同孔径的孔占总孔容体积的比例关系变化不大对大雁半焦，小于20 nm以下的孔占绝大比例3.2.3 热解气氛对半焦孔隙结构的影响热解终温为900。C时，昔阳无烟煤在不同热解气氛下半焦比表面积和孔容积曲线见图3-9由图3-9可以明显看出，在N2，CO2和H2 O(g)三种热解气氛条件下，半焦的比表面积和孔容积是依次增大的，尤其是比表面积，在H2O(g)气氛条件下相对N2。气氛下增加了近500倍热解终温为900。C，昔阳无烟煤在不同热解气氛下半焦孔径分布曲线见图3-10由图3-10可以看到，对热解终温为900的昔阳半焦，三个气氛条件下的半焦孔隙均是直径在2 nm20 nm 的过渡孔占绝对比例。同时，随热解在N2，CO2和H2 0(g)三种气氛条件下变化时，孔径分布特征变化幅度不大。和惰性气氛条件相比，在活性气氛下“热解”，半焦的孔径变化更加复杂24，除发生半焦本身的热解反应外，还有复杂的气化反应孔隙结构变化，如孔径分布、孔容积、比表面积以及半焦的基碳转化率和反应速率之间均有一定的相关性，这些指标在达到某个基碳转化率时，会出现最高值，然后随基碳的进一步消耗而下降。图3-8 不同热解终温大雁半焦孔径分布Distribution of bore diameter of DYsemicoke at different temperature图3-9 不同热解终温昔阳半焦孔径分布Distribution of bore diameter of XYSemi-coke at different temperature煤炭地下气化过程中覆岩应力场的数值研究图3-10 不同热解气氛昔阳比表面积和孔容积Specific surface area and pore volume of XY semi-coke at different reaction gas3.3煤炭地下气化过程中覆岩应力场的数值研究数值模型的建立：3.3.1 假定条件为简化计算，假定：岩体和煤层为均质各项同性；热源(燃烧的煤层)为恒温；岩体和煤层的质量密度、泊松比、黏聚力等不随温度而变化。3.3.2模型尺寸及参数选取本文选用弹塑性平面应变模型25，计算平面沿煤层燃烧方向布置，长为800m，高为166m，煤层厚度为6m。将计算模型范围内岩层分为6层，数值模型选取的各岩层材料按照由上向下的顺序，其力学、热学参数如表3-6所示，细砂层和粉砂层的弹性模量和热膨胀系数与温度的关系，如表3-7所示。表3-6 模型各岩层热学和力学参数注：表中粉砂岩和细砂岩的热传导率、比热、弹性模量和热膨胀系数为常温下的数值，粉砂岩和细砂岩的热传导率和比热数值大小和发展趋势参考文献26，煤的传导率和比热参考文献27。表3-7 弹性模量（E）和膨胀系数（）与温度的关系3.3.3 边界条件模型底部取为固定端；模型左右两侧节点的方向位移为零，允许有Y方向的位移；由于模型尺寸的限制，不能模拟到地表，所以模型以上的岩层重量以外载荷代替(大小为54MPa)28；模型内的各单元均考虑了其自重的作用，即在Y的负方向加上重力加速度98ms 。如图3-11所示。在本模型中，采用第一类热边界条件，将燃烧的煤层设置为恒定温度1200，初始温度取为25。图3-11 力边界条件和物理模型3.3.4 施工步骤根据根据参考文献29，取煤炭地下气化火焰移动速度为0.5md。工作面自点火眼沿方向推进，见图3-11，每个施工步为4m，即8d，共50步，累计气化长度为200m，燃烧后的煤层设置为死单元，赋予空气的热学参数，如表1所示。或近等于零的次一级“拱形”地带与冒落带的分布范围相对应。图3-12为工作面推进不同距离时垂直应力分布图。 图3-12 工作面推进不同距离时垂直应力场4.结论4.1顶板岩层移动规律1)煤炭气化和煤炭开采后，顶板岩层的位移符合负指数函数变化规律。2)煤炭气化过程中，顶板岩层下沉速度比煤炭开采过程中下沉速度快，且位移值也较大。3)随着工作面的推进，工作面燃空区和采空区节点的下沉量呈现出指数增长的变化规律，且前者的增长指数大于后者的增长指数，主要是温度的影响。4.2半焦孔隙结构的变化规律1)从煤种角度看，昔阳无烟煤的比表面积和孔容积较大雁褐煤和协庄烟煤都要小；三个煤样孔径分布特征差别明显，昔阳无烟煤过渡孔比例占大部分，协庄烟煤的孔隙主要是大孔，大雁褐煤则小孔多一些2)半焦的表面结构特性受热解温度和热解气氛双方面的影响在惰性气氛下，半焦的比表面积和孔容积随热解温度的升高是先增后降，而在活性热解气氛条件下，半焦的比表面积和孔容积随热解温度的升高是持续增加，并且增加幅度随温度升高加大同一热解终温条件下，和惰性气氛下相比，活性气氛下“热解”半焦的表面结构变化更加复杂，比表面积和孔容积呈增大趋势3)改变热解终温或气氛，孔径分布特征变化幅度不大，微孔、过渡孔和大孔占总孔的比例没有发生根本性变化4.3覆岩应力场由工作面推进距离不同时可以得出以下结论：(1)当煤层燃烧后，在工作面燃空区上方存在有拱式结构，该区域内垂直应力较小，已接近为零或为拉应力，表明顶板岩层已经冒落，不再承载拱外上覆岩层的载荷。(2)随着工作面推进，拱式结构的高度不断增大，当工作面推进40m 时，拱顶高度为20m，是煤层厚度的33倍；推进120m时，拱高为50m，是煤层厚度的83倍；推进200m时，拱高为70m，是煤层厚度的116倍；与传统煤炭开采的“两带”高度(一般为采高的912倍 )相符合。(3)随着工作面推进，在工作面煤壁前后方出现了应力集中，且应力集中范围随着工作面推进不断扩大，当工作面推进120m左右，达到稳定，应力集中区为工作面前方12m左右。(4)随着工作面推进，应力峰值不断增大，工作面推进120m前，峰值位置位于工作面前方顶板lOre内，当工作面继续推进时，峰值位于工作面上方粉砂层和细砂层的分界处，其主要原因是由于粉砂层上边界受热的作用向上方膨胀，而细砂层在上覆岩体自重作用下下沉，且两者的热膨胀系数不同，所以就产生了很大的热膨胀力。由塑性区分析(1)随着工作面推进，煤层顶板岩体中塑性区范围不断扩大，当塑性区贯通时，上覆岩体将发生整体坍塌，有可能波及到地表而引起地表沉陷。(2)随着工作面推进，底板岩层出现了塑性区，但是其影响范围较小，主要出现在燃空区下方和煤壁前下方，在此区域内岩层可能受拉而破坏。综上,(1)在煤层燃空区上方存在拱式结构，拱内为冒落裂缝带，约为燃烧煤层厚度的912倍。(2)随着工作面推进，在煤壁前后方出现了应力集中，且应力集中范围不断扩大，当工作面推进120m左右，达到稳定；应力峰值也不断增大，当工作面推进120m后，峰值位于工作面上方粉砂层和细砂层的分界处。(3)随着工作面推进，上覆岩体中塑性区范围不断扩大，当塑性区贯通时，上覆岩体将发生整体坍塌，有可能波及到地表，引发移动和沉陷。参考文献1 张祖培煤炭地下气化技术EJ探矿工程，2000(1)： 9162 刘宝琛，廖国华煤矿地表移动的基本规律EM北京：煤炭工业出版社，19653 马伟民，于金庄煤矿岩层与地表移动EMJ北京：煤炭工业出版社，19814 张玉卓，仲惟林岩层移动的错位理论解与边界元法计算EJ煤炭学报，1987(2)：32345 李维特，黄保海，毕仲波，等热应力理论分析及应用EM北京：中国电力出版社，20046 杨兰和煤炭地下气化火焰工作面移动速度的研究 J煤炭学报，2000：4464507 徐小荷，余静岩石破碎学EM北京：煤炭工业出版社，1984：2742758 虞继舜煤化学EM北京：冶金工业出版社，20009 钱鸣高采场矿山压力与控制M北京：煤炭工业出版社，198310 李耀娟，田玉璋，于在乎煤炭地下气化EM沈阳：东北工学院出版社，1981：11O11 梁杰煤炭地下气化过程稳定性及控制技术M徐州：中国矿业大学出版社，200212 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Lab. of Safety Mining, China University of Mining and Technology, Xuzhou 221116, CHINAbSchool of Chemical Engineering, The University of Queensland, Qld 4072, AustraliacCollege of ZiJin Mining, Fuzhou University, Fuzhou 350108, ChinaAbstract:Coal bed methane (CBM) recovery and CO2 sequestration into coal seams coupled with enhanced CBM recovery have been recognized as an economically effective and environmentally friendly technology to improve the utilization of coal reserves. However, implementation of CBM and CO2 enhanced CBM (CO2-ECBM) production involves complex deformation-flow interactions in the coal. These aspects and their fundamental understanding remain as major concerns for CBM/ECBM modeling. Increasing interest in CBM and potentially in CO2-ECBM technology requires accurate predictive modeling to minimize investment risks. This paper proposed a deformation-flow coupled model to address aspects of model improvement. This model was developed based on nonlinear elastic deformation mechanics and gas percolation theory and implemented using an established computer program named F-RFPA2D - 2D Flow-coupled Rock Failure Process Analysis code. The numerical simulations of this model were carried out according to a CO2 capture and sequestration (CCS) integrated underground coal gasification (UCG) process designed for Zhongliangshan coal mine in southwest China. The individual operations comprising (1) conventional CBM recovery andCO2 sequestration into coal and (2) the integrated operation of CBM recovery with CO2 enhancement were numerically investigated, respectively. The results show that CO2 sequestration into the coal bed promotes rapid transport of CBM towards the gas producer wells with a longer production period and can enhance coal bed methane recovery by up to 80% under the conditions of using this this study.Keywords:coal bed methane (CBM); CBM recovery;CO2sequestration;CO2enhanced CBM (CO2-ECBM);numerical simulation1. IntroductionCoal is one of the dominant and abundant energy sources in the world and will become even more importantwhen oil and gas sources become more expensive to produce. However, directly utilizing coal by conventional technologies is causing serious concerns resulting from the high emission of CO2 which is associated with climate change1 Many attempts have been made to reduce the CO2 emission from coal sourced energy by means of various new or alternative technologies. An effective possibility is to integrate CO2 capture and sequestration (CCS) with coal utilization processes2-3. However, CCS is expensive and its practical application would be advantageous if equal or additional benefits are available through CO2 sequestration. Coal bed methane (CBM) is associated with CO2 injection as an enhancement agent, i.e. CO2-ECBM recovery, may present an attractive option for CCS, providing an economical solution to reduce CO2 emission from coal utilization processe4-5Commonly, CBM production relies on pressure depletion in a coal reservo ir which provides the primary recovery. Because the methane is adsorbed on the coal even at low pressures, this only allows a limited amount of the gas in place to be produced and typically 30-70% of the gas resource is never recovered6,CO2sequestration into coal seam can significantly improve this, permitting access to most of the remaining gas6-9.The CO2 has a stronger affinity for the coal than methane and also a greater adsorption capacity, 2 to 10 times depending on coal rank at normal reservoir pressures10and displaces the methane which is then available for recovery. Thus CO2ECBM could recover the large majority of the methane-in-place, while also having the added benefit that a large volume of greenhouse gas is sequestered in the coal.There are many factors that affect the CBM and CO2-ECBM processes. One of the most important is the dynamic response of coal bed permeability to methane production and CO2 injection11.This comes about because of the structural deformation of the coal, caused by coal matrix shrinkage or swelling as desorption or adsorption of gases occurs12-13, and volumetric changes that occur as the system stresses respond to water drainage and gas injection/drainage14. The extent of deformation determines the dynamic permeability and hence the transport of gases, influencing both the rate and capacity of the coal bed reservoir to accommodate CO2 storage and provide methane production. In particular, the interaction of deformation and fluid flow in coal beds is one of the major unknowns in CBM and CO2-ECBM processes.Within China, development of unconventional natural gas from coal has become an important part of energy policy, because of its increasing demand for fuel and constrained energy supply. Many efforts have been made in the past decade to obtain clean energy from the countriesrelatively rich coal reserver. A successful example is the commercial application of underground coal gasification (UCG), for which planning is now underway to integrate with CCS for CO2-ECBM recovery. This paper presents a preliminary study on the feasibility of such an integration technology based on a field project recently carried out in Zhongliangshan coal mine.2. BackgroundZhongliangshan coal mine, close to Chongqing in southwest China, has a coal reserve exceeding 78 million tons (Mt), containing acoal bed gas reserves of more than 400 billion m3 The coal mine extends over 10 km along a south-west direction, tapping 10 coal seams with a total thickness of 9.4m. Currently there are two underground mining wells at the south and west ends, which have so far produced about 25 Mt coal. The mining operation also results in a substantial volume of coal mine methane (CMM), most of which is released to the atmosphere.To improve the safety of underground operations and provide some beneficial use of the CMM, Zhongliangshan coal mine has been using a degasification system that employs vertical wells to pre-drain and recover methane for internal power production and residential use. However drainage alone does not release all of the methane from these gas rich seams and is constrained to a maximum rate of 25 million m3 annually. Furthermore, additional gas can readily find a market. To meet the twin demand for more gas and maximize coal utilization, the mine initiated an ambitious CCS-integrated underground coal gasification (UCG) project in 2005. This project sought to develop an improved UCG process to produce hydrogen from coal syngas and use CO2-ECBM to boost coal bed methane production. According to the design, coal is gasified underground by injecting air atomized water to produce syngas that, after cleaning up, mainly consists of CO, CO2, H2 and CH4. The syngas, sweetened with some methane from CBM and CMM operations, are further reformed with steam in a catalytic shift conversion reactor to CO2 and H2, allowing CO2 capture for H2 production. This process separates the syngas into its constituents and the CO2 fraction can be then used for CO2-ECBM recovery, simultaneously sequestering the CO2 and gaining the associated environmental benefit.A field test on the underground coal gasification process (itself rather unusual in concept and execution) has been completed and controllable UCG operation and stable process gas production has been demonstrated. Design for the carbon capture process has been completed and construction is in progress. The next step is to consider the design for the CO2-ECBM systems, establish performance of CO2-ECBM production and validate CO2 sequestration. The initial part of this work is through numerical simulations for the CBM and CO2-ECBM recovery processes and sensitivities.3. Model descriptionCoal seam is typically a porous and fractured medium, containing coal bed gases, mainly methane. Stresses in the seam will re-distribute as the CBM is extracted or CO2 is injected, and hence the permeability varies. The result is a time and location dependent change in the gas pressure in the pores and fractures, with corresponding impact on the transportation and flow of fluid in the coal seam. This highly coupled process, involving fracture mechanics and fluid dynamics, needs to be addressed in CBM/ECBM reservoir simulation.The deformation of coal seam during gas extraction and injection can mathematically be described using a stress- stain model employing Biots theory of consolidation. The model, using conventional coordinate notation, comprises three governing equations, i.e.for the stress balance in any deformable body, subject to the geometrical constraints and the constitutive relationshipswhere f and p are body force and pore-fluid pressure; a and s denote stress and strain;and effective stress and volumetric strain, respectively; u represents strain displacement; a is coefficient of pore-fluid pressure; is Kronecher delta; and 2 and G are Lame coefficient and modulus of shear deformation, respectively.The pore-fluid pressure in this deformation model is dynamic and can be described with the modified Darcy law for the fluid flow in porous medium, givingwhere k depicts permeability and Sp is a pressure-depended coefficient which can be estimated fromwhere and m are porosity and density of coal, respectively; p0 is standard atmospheric pressure; and a and b denote Langmuir-style volumetric and pressure constants, respectivelyStress-sensitive permeability is an unusual feature in CBM and ECBM processes which needs to be numerically simulated through a coupled analysis of the deformation and fluid transport. An empirical approach is employed here to relate permeability and stresswhere k0 is initial permeability and P is a coupling parameter that reflects the impact of stress on the permeability. Eq. (6) can be extended to two or three dimensions, in which cases represents the principal component of the effective stress.4. Numerical implementationThe deformation-flow coupled model, described by Eqs. (1) to (6), are implemented and solved numerically to simulate CBM and CO2-ECBM recovery processes. The results reported here use well test conditions that will provide seam stress damage, highly accelerated well interactions and exaggerated permeability changes, although the geological conditions are generally appropriate to the in-situ environment. We apply the numerical code F- RFPA2D for a coal seam as illustrated in Fig.1. In the coal seam the rock roof and floor consist of sandstone and clay rock respectively, which aligns with the geologic structure of the Zhongliangshan coal mine. These are assumed to be hard and impermeable, so that the model in this simple case is well bounded. The coal seam between rock roof and floor is about 1m thick and initially saturated with CBM. The case study assumes two wellbores, one used as the exaction well for CBM recovery and the other as the injection well for CO2sequestration. The distance between the two wells is 100 m. The original overburden (vertical) stress, is assumed to be 10 MPa (mimicking the reservoir pressure) based on geological conditions at the Zhongliangshan coal mine. The gas pressure at the well bottomis 0.1 MPa (about 1 atm) for extraction and 15 MPa for CO2 sequestration. Other mechanical and fluid properties are listed in Table 1.The F- RFPA2D program, developed by Northeastern University, China incorporates 2D gas flow, gas pressure and the rock failure process analysis (i.e. permeability change). It has been successfully used for simulation of the progressive fracture and fragmentation of coal and gas outburst under mining conditions. The code uses a finite element method (FEM) for rock failure process analysis and has been extended to include a fluid flow module for CBMECBM. The program logic is shown in Fig.2.To use the F- RFPA2D code, the physical model described in Fig.1 was discredited into 100x200 meshes, forming 20 thousand elements. The mechanical strength and material properties in coal are assumed to be randomly distributed amongst these elements, giving a heterogeneity with a Weibull distributionwhere s ands0 denote the actual and mean values of variables such as Youngs modulus, compressive strength andpermeability; m is a heterogeneity index which is a reflection of the shape of the distribution function or the degreeof material heterogeneity.Table 1. Mechanical and transport properties for simulation.5 results and discussionFig.3 show the typical pressure profiles around the wellbores simulated for a single well operation with gasextraction (Fig.3a) and injection (Fig.3b) at various periods, respectively. The gas drainage and injection quicklyestablish pressure gradients within -25m of surrounding the wellbores, providing driving forces for the CBMrecovery and CO2 sequestration. As expected, the radial gradation of pressure decreasing over the course of both gasextraction and CO2 injection. The active regions in which adsorption and desorption occur in coal seam expandaccordingly. As a result, the fluid flow through coal seam tends to be quite stable over the normal operating periodfor gas extraction and CO2 sequestration.A number of cases are examined. Fig.4a illustrates the isobars around the extraction well when this is operated inisolation i.e. no CO2 injection. Fig.4b shows the isobars around the injection well, if that is operated without anyCBM extraction. Both cases result in gas pressure changes in the coal seam. However, compared with CBMextraction in which the operation pressure is very low, CO2 sequestration into coal seam seems more significant informing uneven fluid flow in the coal bed due to a relatively high operation pressure. Therefore operation pressurecan significantly affect the distribution of gas pressure and hence the mechanical and transport behaviors in coalseam during CBM recovery and CO2 sequestration. On the other hand, mechanical strength and material propertiesin coal seam are heterogeneous as implied in current model. These heterogeneities also contribute to themisdistribution of gas pressure, leading to uneven fluid flow and other physical behaviors includingadsorptiondesorption in coal.CO2 sequestration into coal seam is typically used as a measure to enhance CBM recovery. The CO2-ECBM recovery process was simulated in the current study and the typical result is shown in Fig.5. The result describes gas pressure distributions around wellbores on the 5th day under operation for CO2-ECBM recovery. It can be found that the injected CO2 significantly changed the pressure field around the CBM extraction wellbore while the operation maintained similar pressure distribution around the injection wellbore. The active region for CBMrecovery s apparently enlarged compared with CBM extraction without CO2 injection (refer to Fig.4a). In this case an increasing percolation flow from injection wellbore towards CBM extraction wellbore is formed, allowing the increasing CBM extraction. Meanwhile the relatively high CO2 pressure not only prolongs the fluid flow towards the extraction wellbote, but also promotes the desorption of methane from coal because of the decreased partial pressure of methane in coal bed. Moreover CO2 has a stronger adsorption capacity than methane and the methane in coal will be partially replaced with the injected CO2. As a result of such a competitive sorption, CO2 injection efficiently enhances the CBM recovery.The feasibility of Co2-enhanced CBM recovery from the given coal seam can further be verified by investigating the percolation velocity of gas in coal seam towards extraction wellbore. For this purpose, the proposed model was employed to simulate the gas percolation through coal seam, associated with the operations of extraction wellbore with and without CO2injection. The typical results on the 5th day under the operations are shown as Fig.6. These results clearly indicate that injecting CO2 largely speeds motion of desorbed CBM towards to the extraction wellbore, which accordingly enlarges the percolation area. Under the given conditions in this study, the percolation velocity in the region close to the extraction wellbore for CO2-enhanced CBM recovery is about twice compared with the CBM recovery without CO2-enhanced operation.The numerical simulations also provide the CBM production of a single well under operations including andwithout CO2 injection. Fig.7 shows the results for CBM production with time. The results suggest that CBMrecovery reaches a stable production period after about 60 days. The accumulated CBM production increases from5000 Nm3without enhancement to 8500 Nm3 with CO2-ECBM assistance. In other words, CO2-ECBM recovery canincrease CBM production rate by 70-80% on average in the steady flow period, under the conditions assumed inthis study.6. ConclusionsCoal bed methane (CBM) and/or CO2-ECBM recovery processes accompanied with internal deformation andmethane transportation in coal simultaneously both play an important role in improving CBM production. Thedeformation-flow interaction in coal is one of the major concerns in modeling CBM recovery and CO2sequestrationin coal, and has not been fully understood yet. A deformation-flow coupled model is proposed in the current study toaddress this issue. This model is developed based on nonlinear elastic deformation mechanics and gas percolationtheory and implemented using an established 2D Flowing-coupled Rock Failure Process Analysis F-RFPA2D code. The numerical simulations with the model are carried out according to a designed CO2 capture and sequestration (CCS) integrated underground coal gasification (UCG) process. The individual operations of the conventional CBMrecovery and CO2 sequestration in coal and the integrated operation of CBM recovery with CO2 enhancement are numerically investigated, respectively. The results suggest that CO2 sequestration in coal bed can promote the transportation of coal bed methane towards gas extracting wellbore with a longer production period and can enhance coal bed methane recovery up to 80% under the given conditions in this study.AcknowledgementsThe authors wish to acknowledge financial support from the Australian Research Council (ARC) and by
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