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桑树坪煤矿1.2 Mta新井设计煤与瓦斯共采技术现状及综述 桑树 煤矿 1.2 Mta 设计 瓦斯 技术 现状 综述

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编号：（ ）字 号本科生毕业设计（论文）桑树坪煤矿1.2 Mt/a新井设计 煤与瓦斯共采技术现状及综述 徐 跃 01070025 采矿07-1班题目： 姓名： 学号： 班级： 二一一年六月中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计姓 名： 徐跃 学 号： 01070025 学 院： 矿 业 工 程 学 院 专 业： 采 矿 工 程 专 业 设计题目： 桑树坪煤矿1.2 Mt/a新井设计 专 题： 指导教师： 方新秋 职 称： 教 授 2011年6月 徐州中国矿业大学毕业设计任务书学院 矿业工程学院 专业年级 采矿工程专业2007级 学生姓名徐 跃 任务下达日期： 年 月 日毕业设计日期： 年 月 日至 年 月 日毕业设计题目：桑树坪煤矿1.2 Mt/a新井设计毕业设计专题题目：煤与瓦斯共采技术现状及综述毕业设计主要内容和要求：院长签字： 指导教师签字：中国矿业大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点；工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 评阅教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业设计答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回 答 问 题正 确基 本正 确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字： 年 月 日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人： 年 月 日摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为桑树坪煤矿1.20 Mt/a新井设计。桑树坪煤矿位于陕西省韩城市境内，从下峪口至桑树坪的铁路运煤专线与西候线接轨，交通便利。井田走向长度约7.01 km，倾向长度约2.36 km，面积约14.82 km2。主采煤层为3号煤层，平均倾角为6，平均厚度为6.3 m。井田工业储量为387.84 Mt，可采储量为273.52Mt，矿井服务年限为58 a。矿井正常涌水量为532 m3/h，最大涌水量为589.7m3/h。矿井相对瓦斯涌出量为17.1m3/t，属于高瓦斯矿井。根据井田地质条件，提出四个技术上可行的开拓方案。方案一：双斜井中央并列式通风；方案二：双立井石门风井通风；方案三：双斜井两翼对角式通风；方案四：双立井两翼对角式通风。通过技术经济比较，最终确定方案一为最优方案。设计首采区采用带区准备方式，工作面长度210 m，采用大采高采煤法，沿空掘巷，矿井年工作日为300 d，工作制度为“四六制”。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用矿车运输。矿井通风方式为中央并列式。专题部分题目：煤与瓦斯共采技术现状综述，煤与瓦斯共采技术实现工作面Y型通风，根本上解决了上隅角瓦斯积聚难题，利于实现高浓度瓦斯抽采，有效解决了工作面的瓦斯超限问题，成倍提高我国高瓦斯难抽放煤层工作面的单产水平。是绿色采矿的发展方向，在技术上和经济上具有很大的优越性。翻译部分题目：Analytical models for rock bolts.关键词：桑树坪煤矿；斜井；立井；带区布置；大采高采煤法；中央并列式；沿空掘巷ABSTRACTThis design can be divided into three sections: general design, monographic study and translation of an academic paper.The general design is about a 1.20 Mt/a new underground mine design of Sangshuping coal mine. Sangshuping coal mine lies in Hancheng City, Shanxi province.As Xiayukou railway runs in the west of the mine field and Xihou railway runs in the east of the mine field, the traffic is convenient.Its about 7.01 km on the strike and 2.36 km on the dip, with the 14.82 km2 total horizontal area.The minable coal seam is 3 with an average thickness of 6.3 m and an average dip of 6.The proved reserves of this coal mine are 387.84 Mt and the minable reserves are 273.52 Mt, with a mine life of 58 a. The normal mine inflow is 532 m3/h and the maximum mine inflow is 589.7 m3/h. The mine gas emission rate is 17.1 m3/t,which belongs to high gas mine. Mine geological conditions under the proposed development schemes for the four technically feasible. Option One: Two parallel inclined central ventilation; Option II: Two-shaft ventilation shaft ventilation Shihmen; Option Three: Two wings of the angle of ventilation shaft; program four: two wings of the angle of ventilation shaft. Through technical and economic comparison of a finalized plan for the optimal solution. Design of the mining area prepared by way of bands, face length of 210 m, high-mining method using large mining along goaf, working as a mine of 300 d, the work system as forty-six system. Roadway by belt conveyor to transport coal, auxiliary transport by tramcar transport. Mine ventilation for the central parallel.Special section topic: coal and gas extraction technology status review, coal and gas extraction technology for face Y-ventilation, a fundamental solution to the problem on the corner gas accumulation, conducive to high concentrations of gas extraction, an effective solution to the face Gas gauge problems, doubled and redoubled difficult drainage of high gas yields coal face. Green mining development in the technical and economic advantages of greatTranslation of part of the subject: the process of circular tunnel in the relief of the numerical simulation of rock burst occurredKeywords: Sangshuping Coal; shaft; shaft; band arrangement; large mining height of coal mining; central parallel; along goaf第V页目 录1 矿区概述及井田地质特征21.1 矿井概况21.1.1交通地理位置21.1.2 地形地貌21.1.3水文情况21.1.4 矿区气候条件21.1.5矿区地震21.1.6矿区电力供应21.2井田地质特征21.2.1井田地质概况21.2.2井田煤系地层21.2.3 褶曲与断层21.2.4水文地质特征21.3煤层特征21.3.1煤层概况21.3.2煤层开采技术条件21.4煤质、煤类与煤的用途21.5煤质评价及其用途21.6煤层的风氧化情况21.7煤的力学性质22 井田境界和储量22.1 井田境界22.1.1 井田四周境界及其确定依据22.1.2井田范围22.2矿井储量22.2.1矿井储量22.2.2工业储量计算22.3矿井可采储量22.3.1煤柱的留设22.3.2可采储量计算23 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限23.1矿井工作制度23.1.1矿井工作制度的确定23.1.2矿井每昼夜净提升小时数的确定23.2矿井设计生产能力及服务年限23.2.1确定依据23.2.2矿井生产能力的确定23.2.3矿井及第一水平服务年限的核算24 井田开拓24.1井田开拓的基本问题24.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标24.1.2工业场地位置、形式和面积24.1.3开采水平的确定24.1.4 矿井开拓延深及深部开拓方案24.1.5 开采顺序24.1.6 方案比较24.2 矿井基本巷道24.2.1 井筒24.2.2井底车场及硐室24.2.3主要开拓巷道25 准备方式带区巷道布置25.1煤层地质特征25.1.1带区位置25.1.2带区煤层特征25.1.3煤层顶底板岩石构造情况25.1.5地质构造25.1.6地表情况25.2带区巷道布置及生产系统25.2.1带区准备方式的确定25.2.2带区巷道布置25.2.3带区生产系统25.2.4带区内巷道掘进方法25.2.5带区生产能力及采出率25.3带区车场选型设计26 采煤方法26.1采煤工艺方式26.1.1带区煤层特征及地质条件26.1.2确定采煤工艺方式26.1.3回采工作面参数26.1.4回采工作面破煤、装煤方式26.1.5回采工作面支护方式26.1.6端头支护及超前支护方式26.1.7各工艺过程注意事项26.1.8回采工作面正规循环作业26.2回采巷道布置26.2.1回采巷道布置方式26.2.2回采巷道参数27 井下运输27.1概述27.1.1矿井设计生产能力及工作制度27.1.2煤层及煤质27.1.3运输距离和货载量27.1.4矿井运输系统27.2带区运输设备选择27.2.1设备选型原则：27.2.2带区运输设备选型及能力验算27.3大巷运输设备选择27.3.1主运输大巷设备选择27.3.2辅助运输大巷设备选择27.3.3运输设备能力验算28 矿井提升28.1矿井提升概述28.2主副井提升28.2.1主井提升28.2.2副井提升设备选型28.2.3井上下人员运送29 矿井通风及安全29.1矿井概况、开拓方式及开采方法29.1.1矿井地质概况29.1.2开拓方式29.1.3开采方法29.1.4变电所、充电硐室、火药库29.1.5工作制、人数29.2矿井通风系统的确定29.2.1矿井通风系统的基本要求29.2.2、矿井通风方式的选择29.2.3、矿井主扇工作方式选择29.2.4、带区通风系统的要求29.2.5、工作面通风方式的选择29.3矿井风量计算29.3.1工作面所需风量的计算29.3.2备用面需风量的计算29.3.3掘进工作面需风量29.3.4硐室需风量29.3.5其它巷道所需风量29.3.6矿井总风量29.3.7风量分配29.4矿井通风阻力计算29.4.1矿井最大阻力路线29.4.2矿井通风阻力计算29.4.3矿井通风总阻力29.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔29.5选择矿井通风设备29.5.1选择主扇29.5.2电动机选型29.6安全灾害的预防措施29.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施29.6.2预防井下火灾的措施29.6.3防水措施210 设计矿井基本技术经济指标2参 考 文 献2煤与瓦斯共采技术现状及综述21 绪论21.1引言21.2现状21.2.1现状21.2.2瓦斯抽采技术现状21.3我国煤矿瓦斯治理技术的发展及现状21.3.1煤矿瓦斯抽放技术21.3.2煤与瓦斯突出防治技术21.3.3瓦斯综合治理现状22 我国瓦斯综合治理存在的主要问题22.1安全管理技术方面22.2瓦斯治理技术方面23 瓦斯综合治理发展战略24 瓦斯综合治理关键技术工作24.1利用矿井通风系统优化治理矿井瓦斯24.1.1矿井通风系统减阻增风优化技术24.1.2利用危险源辨识与控制技术进行通风优化改造24.1.3危险源辨识和控制技术的应用24.1.4矿井通风系统方案优化的评判指标24.2利用改变采面通风方式治理瓦斯技术24.2.1采用U+L调压通风方式治理采面瓦斯24.2.2J型通风方式治理采面瓦斯24.3矿井瓦斯技术管理体系建设与创新24.4减少瓦斯超限报警的技术管理体系建设24.4.1瓦斯超限报警原因分析24.4.2减少瓦斯报警的主要技术方法24.4.3矿井瓦斯技术管理网络体系建设25 主要结论2主要参考文献2Analytical models for rock bolts.2Abstract21. Introduction22.Coupling between the bolt and the rock23. The theoretical background of rock bolts in pullout tests24.Concluding remarks2锚杆的分析模型2摘要：21、前言22、锚杆和岩石的联结23、锚杆拉断试验的理论背景24、结论2致 谢2一般部分中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第8页1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿井概况1.1.1交通地理位置桑树坪煤矿位于陕西韩城矿区最北端，距韩城市区35公里。行政区划隶属于桑树坪镇管辖。韩城至王峰乡的公路经过本矿，至宜川的公路从本矿分路。另有从下峪口至桑树坪的铁路运煤专线与西候线接轨，交通便利。桑树坪煤矿交通位置图如图1-1所示。图1-1 矿井交通位置图1.1.2 地形地貌井田属构造剥蚀低山丘陵区，在沟谷及其两侧附近，基岩大片裸露于地表；山腰及山顶多为广厚的黄土所覆盖，黄土漏斗、黄土柱、黄土崖比比皆是，呈现了典型的渭北黄土高原的地貌景观。井田内高差变化的幅度甚大，大者可达300m以上。沟谷纵横交错，梁峁蜿蜒曲折。地形高程以黄河水面为最低（+378m），三郎庙为最高（+1044m）。地形的总体趋势是西北高，向东南方向逐渐降低。1.1.3水文情况黄河流经井田东部。凿开河为横穿井田的主要河流，由西北向东南于禹门口附近汇入黄河，流经桑树坪井田的长度为2.64km，河床宽度3050m左右。此外，尚有许多小的沟谷，在夏秋季之际，有涓涓细流，冬季流量甚微或呈干枯状态。1.1.4 矿区气候条件本区属大陆性半干旱气候区，降雨量少，蒸发量大。年平均相对湿度为62.4%，降雨量为356.8mm，最大积雪量12cm，最高气温42.6，最低气温-14.8，最大冻土深度41cm，最大风力达9级，一般23级，以东北风为主。1.1.5矿区地震统计显示，1556年华县大地震对本区的影响达8度，1959年8月11日发生烈度为7度左右的地震，1960年4月22日11时发生7度的地震，1976年11月本井田范围内发生震源仅十多公里的浅源地震。本区新构造活动性较强，国家地震局的划分意见为：“韩城矿区的基本地震烈度为8度，但实地考核证实，当地震波进入基岩山区后衰减很快，在距离山前大断裂2km以外基岩山区烈度可按7度考虑。”1.1.6矿区电力供应桑树坪矿区地面35kv变电站一座，由韩局矸石电厂两回路电源线（35kv）供电，一个回路运行，一个回路带电备用。变电站容量16000KVA，站内采用KYN28A-12型高压柜供电。地面供电采用6KV双回路供电，低压系统电压等级为660V/380V/220V；井下中央变电所输出6kv电压，低压系统电压等级为1140/660V/127V。1.1.7 矿区经济状况矿区周边农业生产条件良好，主要农作物有小麦、玉米、棉花、高粱等，“大红袍”花椒被广泛种植，成为全国最大的花椒生产基地。苹果面积稳定在10.2万亩，总产达6.7万吨。蔬菜面积5万亩，蔬菜总产9 5万吨。畜牧业发展较快，肉、蛋、奶供给充沛。矿区周边工业发展起步较早，以煤炭、电力、焦化、冶金、建材等企业为支撑。其中包括韩城矿务局、韩城发电厂、龙门钢铁集团和单台机组发电量居西北第一的韩城二电厂等国有大中型企业，民黄河矿业开发公司、海燕焦化公司等一大批民营企业。中鲁果汁、黑猫炭黑等项目也在矿区周边顺利投产。1.2井田地质特征1.2.1井田地质概况（1）区域构造位于鄂尔多斯地块东南缘渭北隆起东段的韩城矿区，呈北东向延展的宽带状，东南翘起，西北倾伏，地层总体向北西方向倾斜。构造变动南强北弱，东强西弱，主要构造变形带集中在矿区东南边缘地带。矿区构造走向归纳为两组，即北北东北东向构造组和北东东向构造组。前者包括两个构造带矿区东南边浅部隆起断裂构造带和乱麻梁马家湾断裂带；后者包括三个构造带，自南而北依次为：龙亭构造带、东泽村构造带、龙骨岭构造带。（2）井田构造位于韩城矿区北缘的桑树坪煤矿构造比较简单，为以伸展构造为主的构造变形区，矿井的基本构造形态为一走向北北东，倾向北西西，沿走向与倾向有波状起伏的单斜构造，地层倾角一般在8左右。井田内大中型断裂不发育，未发现断距大于10米的断层。煤层中所揭露的断层均为小断层。1.2.2井田煤系地层桑树坪井田范围内，煤系地层出露由老到新依次为：石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组。其中主要含煤地层为石炭系上统太原组，二叠系下统山西组。现简述如下：1）石炭系中统本溪组（C2b） 该组在井田范围内分布零星，属于一种填平补齐性质的沉积构造，主要出露在井田东南部的黄河岸边。厚度041.01m，平均5.16m。因受沉积基地起伏不平的控制，厚度变化大。根据岩性岩相特征，本组可分为两个沉积旋回。第一个旋回为一个不完整旋回，由湖泊相的粘土岩（K1）组成，全区比较稳定；第二个旋回为一个完整旋回，由河床相的砾岩或含砾粗砂岩组成，向上依次过渡为湖泊相的泥岩及西湖海湾波浪带相的石英砂岩。2）石炭系上统太原组（C3t）太原组为井田的主要含煤地层之一，厚43.01m112.61m，平均61.71m。属滨海平原上形成的海陆交互相沉积建造。含煤7层，由上而下编号为5号、6号、7号、8号、9号、10号、11号、12号，其中11号煤层为本井田的主要可采煤层，其余均为不可采或零星可采煤层，没有开采价值。根据岩性岩相及含煤性特征，分上、中、下三个部分予以描述：1、太原组下部从本溪组顶部到11号煤层底部。平均厚度17.57m。下部以砾岩，石英砂岩为主。砾岩呈灰白色，厚层状，成分主要为石英，含少量长石及暗色岩屑；石英砂岩为灰一灰白色，中粒，厚层状，含炭质、云母星点及黄铁矿结核；上部以粉砂岩和泥岩为主，含细粒石英杂砂岩薄层，局部夹12号煤层。2、太原组中部11号煤层底板到灰岩顶部，平均厚度26.84m，为太原组中主要含煤层段。岩性以海相石灰岩和钙质粉砂岩为主，间夹少量泥岩、石英砂岩，含煤35层，编号为11号、10号、9号、8号、7号。其中只有11号煤层为井田的主要可采煤层，其它各煤层基本均不可采。3、太原组上部 从K2灰岩以上到太原组顶界，厚度平均17.31m。岩性以砂质泥岩和粉砂岩为主，中夹12层中粒砂岩。砂质泥岩多呈灰黑色-深灰色，薄层状，缓波状层理发育。粉砂岩为深灰色，薄层状，常夹有细砂岩包体和条带。该段岩层一般不含煤，偶见6号和5号薄煤。3）、二叠系下统山西组（P1s） 山西组为本井田内的另一主要含煤地层，属陆相沉积。层厚49.83m100.68m，平均61. 49m，其厚度在井田北部相对比较稳定，南部变化较大，呈北东一北北东向厚薄相间的条带状展布。厚带较窄，薄带较宽。含煤14层，其编号从上向下为1号、2号、3号、3号下，其中2号煤层为井田内局部可采煤层，3号煤层为井田内主要可采的厚煤层。其岩性特征以各级粒度的砂岩、粉砂岩为主，砂质泥岩次之，含少量泥岩。岩石颜色一般较深。述砂岩、粉砂岩、砂质泥岩常呈有规律的重复出现，煤层一般位于砂质泥岩之上，粉砂岩之下，层位易于确定。1.2.3 褶曲与断层1)褶曲桑树坪井田地质构造的确比较简单，总体呈一向北西西倾斜的单斜构造，倾角比较平缓。在煤层底板等高线图中的反映明显的褶曲有：马家塔背斜 展布于桑树坪井田北部与马家塔至三郎庙一线，轴向北西西，向北西端倾伏，延展长度约5km左右，至三郎庙南侧倾没。两翼倾角57。背斜幅度最大可达40m以上。如图1.2。 2、马家塔北向斜 位于井田北缘，与马家塔背斜平行，展布于构1号至114号钻孔一线。 两翼倾角512，向北西西方向倾伏。因有北东向更次一级背斜叠加，两翼在北西方向上有一定程度的起伏。向斜幅度30m左右。2)断层于井田浅部的西沟内发现正断层一条，即西沟正断层，该断层走向NW70至东西，倾向南西，倾角35，断于下石盒子组地层中，延展长度不足1 km，断距约10m，该断层未断至煤层。开采煤层未发现大中型断层，但小断层比较发育。图1.2 矿区褶曲分布图1.2.4水文地质特征1）井田水文概况整个矿区的水文地质概况为，地表水不甚发育，地下水受构造、岩性及地形地貌的控制，主要埋藏在第四系底部和石炭二叠系基岩裂隙与奥灰岩岩溶裂隙之中。井田主要含水层为煤系及其上覆地层中的砂岩（灰岩）含水层及煤系基底奥陶系石灰岩含水层。含水层煤系及之上各含水层充水空间不太发育，含水层含水性、富水性和透水性多不良。而煤系基底奥陶系石灰岩受岩性和构造的影响，在地下水的溶蚀作用下，裂隙在边部、浅部十分发育，在纵向分布不均，岩溶水富水性、透水性强，但极不均一，水文地质条件复杂，对煤层开采有不同程度的影响。综合分析地层及其含水性，可将本区含水层划分为以4组：H1 第四系砂砾层孔隙潜水中等含水层组H2 二叠系砂岩层裂隙承压弱含水层组H3 石炭系砂岩（灰岩）裂隙承压极弱含水层组H4 奥陶系石灰岩溶隙溶洞承压强含水层组现逐一分述如下：1、第四系砂砾层孔隙潜水中等含水层组（H1）该含水层主要分布于黄河、凿开河的河谷中，该含水层直接接受大气降水和河水的侧向补给，以潜流形式向下游流动，最后直接排泄到河谷之中。该含水层埋藏浅，与外界循环交替快，因而受河水水位、降水量的影响较大，可与本区其它含水层相接触，成为矿井水的来源之一。2、二叠系砂岩承压裂隙弱含水层组（H2）二叠系主要由泥岩，砂质泥岩与各种不同粒度的砂岩相间组成。总厚度约220m。本系地层上、下石盒子组和山西组砂岩含水层含水砂岩层次较多，裂隙较发育，但出水点水量很小或多为无水，应属弱含水层且具有承压性，故该组含水层为砂岩裂隙承压弱含水层。含水层的富水性和透水性均不强，且有由上到下变弱的规律。随着开采深度和开采范围的不断加大，该含水层涌水量将会不断减小，对矿井生产威胁不大。该含水层的主要补给来源为大气降水，补给区主要是分布于黄河及凿开河河谷地带的含水层露头区。排泄形式一部分以泉或渗流的形式流入沟谷中，另一部分沿地下水径流流向岩层倾向的深部。3、石炭系砂岩灰岩裂隙承压极弱含水层组（H3）石炭系太原组总厚5080m，区内埋深一般在124.34288.5m之间，地表仅出露于凿开河和黄河河谷。太原组上部石英砂岩含水层为浅灰色、中厚层状石英砂岩、硅质胶结；中部为中粒砂岩；底部以砾岩为主。含水层均不同程度地发育有裂隙，但涌水量不大，且有日趋变小的趋势，故该含水层属承压极弱含水层。含水层的补给区在矿区外围，补给来源有露头区的大气降水、塌陷裂隙及其它含水层的垂、侧向补给。该含水层的排泄途径主要是垂、侧向排泄，近年来，矿井排水是其主要排泄方式。4、奥陶系石灰岩层溶隙溶洞承压强含水层组（H4）奥灰岩地层的分布区域很广，在井田范围内奥灰岩主要出露在井田东缘黄河、凿开河两岸，其岩性及地层组合较复杂，产状与井田区域地层产状基本一致。奥陶系石灰岩为一套碳酸盐岩。奥灰岩含水性通过综合分析，根据奥灰岩含水层段及其富水性强弱将井田内奥灰岩地层划分为9个含水性能不同的含（隔）水层段：峰峰组一段（G41），上马家沟组一段（G42），下马家沟组三段（G43），下马家沟组一段（G44）为相对隔水层段；峰峰组二段（H41），上马家沟组二段（H43）为岩溶裂隙强含水层段；上马家沟组三段（H42），下马家沟组二段（H44），与冶里一亮甲山组（H45）为岩溶裂隙弱含水层段。奥灰岩各含水层含水性不同，但构造断裂网络的连通使奥灰岩各含水层上、下沟通，形成由局部含水层与隔水层相间而组成的复合含水体。 奥陶系石灰岩的隔水性奥陶系石灰岩的隔水层段有峰峰组一段（G41），上马家沟组一段（G42），下马家沟组三段（G43），下马家沟组一段（G44）。其中只有峰峰组一段（G41）位于强含水层上马家沟组二段（G42）之上。其隔水性的强弱直接关系到上马家沟组二段（G42）强含水层对煤层开采时的威胁程度。本段（O2f1）厚5072.79m，岩性由泥灰岩、泥质灰岩、灰岩、白云质灰岩、灰质白云岩和角砾状泥灰岩互层组成，裂隙不发育，多被泥质充填，透水性弱，具有一定的相对隔水作用，划分为隔水层。奥灰水补给、径流、排泄奥灰水的补给来源主要有大气降水、区域性侧向补给、地表水。奥灰水的排泄在韩城大断裂受阻而循环滞缓，部分沿此断裂破碎带上升到一定层位直接补给上盘透水层，最终排泄到黄河；井巷系统的奥灰出水点也是奥灰水的人工排泄渠道。3）矿井涌水量大小充水主要来源有三个方面，一是煤系地层中的砂岩裂隙水；二老窑积水，三是奥灰岩岩溶裂隙水。桑树坪矿井正常涌水量532 m3/h，最大涌水量589.7 m3/h。1.3煤层特征1.3.1煤层概况桑树坪井田总体构造格架为一走向NNE， 倾向N W的单斜构造， 煤层倾角38。主要含煤地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组，共含煤十余层，可采煤层三层，分别为2号、3号及11号煤层。其中2号煤层属局部可采的极不稳定薄煤层，3号、11号煤层分别为主要可采的较稳定的厚及中厚煤层。表1-1 可采煤层厚度、间距及稳定性评价表煤层统计范围统计点数煤层厚度（m）煤层间距（m）Km%稳定性最小最大平均最小最大平均点数2号全井14301.700.706.1025.015.01250.4648.9不稳定3号全井1560.719.16.281.0044.1较稳定43.688.958.613211号全井1520.2410.03.370.9841.4较稳定1）2号煤层位于山西组中上部，为井田最上一层局部可采煤层，煤层厚度从0.182.45m，平均0.97m。结构简单，一般不含夹矸。南部较厚，北部较薄；中部较厚，浅部和深部较薄。虽不稳定，但在可采区范围内煤层厚度变化并不是很大。2）3号煤层3号煤层位于山西组中下部，煤厚0.220.4m，可采厚度平均为6.24m。煤层结构较为简单，不含矸的钻孔占66.0%，含一层矸者占22.0，含二层矸者占12，上层矸平均厚0.25m，下层矸平均厚0.34m。井田北部和南部煤厚相对较小，但变化幅度不大，煤厚比较稳定，井田中部煤层厚度较大，变化也大。属较稳定煤层。3）11号煤层11号煤层位于太原组中下部，为太原组唯一可采煤层。该煤层厚度大多在25m之间，比较稳定。11号煤层共含矸三层，上、下夹矸较普遍，中层夹矸零星分布。厚度变化不大，北部煤层稳定性好，南部差；深部和浅部煤层稳定性好，中部差。1.3.2煤层开采技术条件1）顶底板岩性特征1、顶板岩性特征3号煤层的主要顶板类型为泥岩、砂质泥岩顶板和粉砂岩顶板，局部为砂岩顶板。泥岩、砂质泥岩顶板一般厚13m，平均2.34m。具水平层理，节理、裂隙不发育，岩石不易破碎。粉砂岩顶板一般厚17m，平均4.72m，以粗粒粉砂岩为主，具斜层理及缓波状层理，结构致密，抗压强度为313338kg/cm2，抗拉强度120kg/cm2，抗剪强度230kg/cm2，普氏系数8.12。泥岩、砂质泥岩与粉砂岩顶板，比较坚固，易冒落，方便管理；砂岩顶板岩性坚硬，不易破碎，稳定性好。2、底板岩性特征3号煤层直接底板大多以石英砂岩为主，一般厚13m，粉砂岩底板为次，局部地带以黑色团块状构造的泥岩及砂质泥岩为主，偶见有炭质泥岩伪底。粉砂、细砂及中砂岩抗压强度641kg/cm2，抗剪强度251kg/cm2，吸水率0.32，普氏系数6.76。（插图1.3.）中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第15页图1.3综合柱状图2）瓦斯矿井绝对瓦斯涌出量最小值4.10m3/min，最大值达23.00m3/min。相对瓦斯涌出量最小值17.1m3/t，最大值达53.3m3/t。瓦斯涌出量变化很大，为高沼气矿井。表1-2 桑树坪井田主要可采煤层自然瓦斯成分统计表埋深煤层100200200300300400CH4CO2N2CH4CO2N2CH4CO2N23号33.95（2）3.93（2）62.12（2）64.65（2）7.72（2）27.63（2）79.16（8）5.16（8）15.68（8）2） 煤的自燃及煤尘爆炸勘探结果表明，3号煤层存在煤尘爆炸性危险，且被鉴定为不易自燃发火煤层。表1-3 桑树坪煤矿勘探阶段煤尘爆炸性鉴定报告表煤层号采样地点工业分析（%）爆炸性试验爆炸性结论水分Mad灰分Ad挥发分Vdaf火焰长度公分岩粉量（%）3号89号孔1.6210.9414.041050有爆炸性危险3号桑树坪矿23.003060有爆炸性危险表1-4 桑树坪煤矿煤炭自燃倾向鉴定报告表项目煤层号鉴定单位：抚顺煤科分院采样日期：95年10月鉴定日期：95年11月采样地点水分%Mad灰分%Ad挥发分%Vdaf全硫%St,d真密度g/cm3TRD吸氧量ml/干煤自燃倾向等级3号平峒2306采面0.5411.9918.340.441.440.56不易自燃3号北二5306面0.7510.4517.380.221.440.67不易自燃3号南一3309面0.608.0517.351.421.420.88不易自燃3） 地温本区煤系及上覆地层平均地温梯度1.83/百米，恒温带深度38m，恒温带温度15。据此推测本井田内当煤层埋藏深度在800m左右时，有出现一级热害的可能。4） 其他有害气体11号煤层硫分含量高，在生产中可能产生大量H2S气体，应加强H2S的管理。3号未发现有害气体。6）地压本区煤层埋藏较浅，地压较小，无异常地压。1.4煤质、煤类与煤的用途1）可采煤层的煤质特征各可采煤层的煤质分析综合成果详见表1-5，1-6。表1-5 主采煤层煤质分析综合成果表煤层号原煤工业分析Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)Qb，d(MJ/kg)Qb，ad(MJ/kg)Qnet，daf(MJ/kg)焦渣特征3号0.0112.97.4137.3812.0122.4822.2433.0316.9332.0331.0034.772-51.00(140)20.29(127)16.57(130)28.85(53)25.94(39)33.40(21)续表1-6煤层号精煤工业分析煤质牌号备注Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)Y(mm)3号0.384.433.8115.1411.1718.53028.00SM、PM1.16(107)7.90(107)14.27(107)1.17(65)2）煤的变质程度及煤种牌号本井田的煤均以区域变质作用为主，全为高变质烟煤。变质程度具有由浅至深逐渐增加的规律，在垂向上和横向上均是如此。比如，2号煤层在井田西南浅部地区为瘦煤2号，中深部绝大部分地区为瘦煤1号，东北深部地区有少量贫煤存在。3号煤层在井田西南浅部地区以瘦煤1号为主，有少量瘦煤2号存在，其余井田大部分中深部地区全为贫煤。11号煤层基本上全为贫煤，仅在井田西南浅部有少量瘦煤1号存在。1.5煤质评价及其用途1、2号煤层该煤层属中-低灰、特低硫，粘结性好的煤种，灰熔点高，发热量大，可选性良好。其中瘦煤2号经铁箱测定，焦炭粒度、抗碎性、耐磨性均好。瘦煤1号煤质良好，同瘦煤2号一样，可作为良好的配焦用煤。井田深部的贫煤，按其指标，是很好的动力用煤。2、3号煤层该煤层属低-中灰、特低-低硫、灰熔点高，发热量大，可选性良好的煤种。浅部的瘦煤1号，经有关部门采样，按一定配比，与邻区的肥、焦煤掺合，进行半工业试验，可获得质量良好的冶金焦，因此，可作炼焦配煤。中深部的贫煤硫分低，发热量大，灰熔点高，灰分低至中等，是理想的动力用煤。如果条件允许，井田深部的高变质贫煤，尚可考虑作化工用煤。3、11号煤层该煤层属富-中灰、富硫-高硫、高灰熔点，高发热量煤种。中等可选易选。经洗选后，灰分和硫分均有所降低。但因硫分以有机硫为主，脱除率不高。因此，只能考虑作动力用煤，尤其适合火力发电。1.6煤层的风氧化情况在井田西南部的煤层露头处，各煤层均遭受了不同程度的风氧化，以至露头附近的煤层煤质变差，灰分、水分含量明显高于正常煤，而发热量明显低于正常煤。煤层露头附近小煤窑分布十分普遍，小煤窑破坏边界线一般均已位于正常煤层内，未专门圈定风氧化带界限。1.7煤的力学性质2003年，桑树坪煤矿委托陕西省煤田地质局综合试验室对桑树坪煤矿主采煤层进行了煤的力学性测试，其测试结果详见表1-7。表1-7 桑树坪矿煤的力学性质测试成果表地点南一采区3309（中）北部工作面运顺天然容重（g/cm3）干容重（g/cm3）孔隙率含水率(%)比重硬度1.361.348.21.021.464单轴抗压强度（mpa）天然抗剪指标天然抗拉强度（mpa）组平均C（mpa）组平均5.325.970.3436.00.1130.1725.480.1507.100.254地点平二采区2108回顺天然容重（g/cm3）干容重（g/cm3）孔隙率含水率(%)比重硬度1.501.483.30.471.534单轴抗压强度（mpa）天然抗剪指标天然抗拉强度（mpa）组平均C（mpa）组平均2.783.250.2036.50.1910.2683.410.2953.510.318地点平二采区好冀联巷天然容重（g/cm3）干容重（g/cm3）孔隙率含水率(%)比重硬度1.451.446.50.471.544单轴抗压强度（mpa）天然抗剪指标天然抗拉强度（mpa）组平均C（mpa）组平均1.601.960.3436.00.0530.0891.680.1052.600.109地点北一采区4320回顺天然容重（g/cm3）干容重（g/cm3）孔隙率含水率(%)比重硬度1.641.632.40.671.672单轴抗压强度（mpa）天然抗剪指标天然抗拉强度（mpa）组平均C（mpa）组平均2.182.270.2836.00.2390.3562.250.2652.370.564地点南一采区3313进斜平台天然容重（g/cm3）干容重（g/cm3）孔隙率含水率(%)比重硬度1.441.394.10.891.453单轴抗压强度（mpa）天然抗剪指标天然抗拉强度（mpa）组平均C（mpa）组平均3.403.760.4035.003830.4293.600.4374.280.468续表1-8 桑树坪矿煤的力学性质测试成果表地点北一采区43.52工作面天然容重（g/cm3）干容重（g/cm3）孔隙率含水率(%)比重硬度1.371.362.90.981.402单轴抗压强度（mpa）天然抗剪指标天然抗拉强度（mpa）组平均C（mpa）组平均1.542.360.2636.00.0290.0762.540.0583.000.140地点平二采区2307工作面天然容重（g/cm3）干容重（g/cm3）孔隙率含水率(%)比重硬度1.311.306.50.711.392单轴抗压强度（mpa）天然抗剪指标天然抗拉强度（mpa）组平均C（mpa）组平均1.592.330.2036.00.0270.0651.770.0563.630.113中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第94页2 井田境界和储量2.1 井田境界2.1.1 井田四周境界及其确定依据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为：（1）井田范围内的储量，要与煤层赋存情况、开采条件和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井田范围桑树坪矿井田，东部以200m的等高线为界，西及西南部以龙骨岭正断层为边界，北部为人为边界，南部以凿开河为边界，井田南北走向长度7.01公里,东西最大倾斜长2.36公里，全井田总面积为14.82平方公里。开采深度标高为200400m。井田境界图如图2.1图2.1井田境界图2.2矿井储量2.2.1矿井储量根据对煤矿床的勘探，研究程度和煤炭工业建设的需要，将煤炭储量划分为A、B、C三级。由于本矿井煤质稳定，煤类较多，水文地质条件复杂，煤系中有岩浆岩破坏活动，因此储量级别的划分主要依据对地质构造和煤层的控制、研究程度。邻近不可采边界的块段均不圈定高级储量；断层煤柱不圈定高级储量，一律降为C级储量；对难以开采的小而孤立的块段，不圈定储量，不进行单独计算。2.2.2工业储量计算本矿只采3号煤。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。煤层储量的计算公式为：块段的面积S必须采用真面积（即煤层斜面积）。用煤层底板等高线上的水平投影面积换算成真面积。S= (公式2-1)Qn=SnMnn (公式2-2)式中：s真面积，m2; 水平投影面积，m2 ; 煤层倾角，采用块段内的平均倾角，（。）Q=Q1+Q2+Q3+Qn煤层厚度M应采用其厚度的平均值，即根据计算面积内各见煤点的厚度，均换算成真厚度（垂直层面方向的厚度），而后用算术平均法进行计算。Mi= (公式2-3)式中：Mi 煤层真厚度的平均值，m； n参加计算的见煤点数（地段中的钻孔数） M1+M2+M3+Mn该地段中各见煤点的煤层真厚度，m；根据地质勘探情况，将矿体划分为3个块段（见图2.2），在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量之和。3煤层储量计算表见2-1图2.2 块段划分表2-1 桑树坪矿3#煤储量计算表块段投影面积(M2)平均倾角()块段实际面积(M2)平均厚度(M)煤层容重(T/M3)块段储量(MT)5076111.7665104072.4061.4444.09914466303.6844477209.9461.4438.68314963539.4595025410.4961.4443.419514505954.8914606692.83126.20172.3矿井可采储量2.3.1煤柱的留设矿井可采储量=（矿井工业储量-永久煤柱损失）矿井回收率。计算矿井可采储量时，必须要考虑以下损失：（1）工业广场保护煤柱；（2）井田境界煤柱损失；（3）采煤方法所产生的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）其他损失。本井田中永久煤柱损失主要有：工业广场保护煤柱、井田境界煤柱损失、村庄保护煤柱和断层保护煤柱等。根据范各庄矿周围矿井实际经验和依据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程之相关条款规定，部分煤柱的留设方法如下，见表2-2。表2-2 煤柱留设方法名 称留 设 方 法工业广场根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程第72条：工业广场维护带宽度为15m井田边界边界煤柱50m断 层断层煤柱每侧20m大 巷大巷煤柱每侧30m1）边界煤柱可按下列公式计算 (公式2-4)式中：Z边界煤柱损失量； L边界长度； b边界宽度； M煤层厚度； R煤的容重。3煤层1.44t/m3边界煤柱损失计算统计如表2-3。1).工业广场煤柱留设根据煤炭工业设计规范，工业场地占地指标如表2-4。表2-4 工业场地占地指标井 型大 型 井公顷/0.1Mt中 型 井公顷/0.1Mt小 型 井公顷/0.1Mt占地指标0.801.101.301.802.002.50注：(1).占地指标中包括围墙内铁路站线的占地面积；(2).井型小的取大值，井型大的取小值；(3).在山区，占地指标可适当增加；(4).附近矿井有选煤厂时，增加的数值为同类矿井占地面积的3040%；(5).占地指标单位中的0.1Mt指矿井的年产量。工业场地的布置应结合地形、地物、工程地质条件及工艺要求，做到有利生产，方便生活，节约用电。根据上述规定，本井田工业场地占地面积S取值如下：S=0.80120/10=9.6公顷=96000 m所以初步设定工业广场为长方形长边为350m，短边为300m。本矿井地质条件及冲击层和基岩移动角见表2-5。表2-5 岩层移动角广场中心深度煤层倾角煤层厚度冲积层厚度mmm3304613345757575用作图法求出工业广场保护煤柱量，工业广场保护煤柱留设见图2-3。由此根据上述已知条件，画出如图2.3所示的工业广场保护煤柱的尺寸，并由图可得出保护煤柱的尺寸为：Si=梯形面积=(上宽+下宽)高/（2cos4） （公式2-5）工业广场的煤柱量为：Zi=SMR （公式2-6）式中：Zi工业广场煤柱量； S工业广场面积； M煤层厚度； R煤的容重。则：Z=2.8582Mt永久煤柱损失如表2-6所示。表2-6 保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt井田边界保护煤柱2.430工业场地保护煤柱2.8582井筒保护煤柱0大巷保护煤柱7.329合计12.6202图2-3 垂线法计算工业广场保护煤柱边界示意图2.3.2可采储量计算矿井的回收率没有具体规定，一般为不低于60%，结合本矿实际情况，为了充分利用煤炭资源，矿井回收率取80%。经计算矿井工业储量为126.2017Mt，全矿永久煤柱损失为12.6202Mt，则矿井可采储量=(126.2017-12.6202)0.80=90.8652Mt3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度由煤炭工业矿井设计规范第223条规定，矿井的设计生产能力按330d计算，矿井设计年工作日330d。3.1.1矿井工作制度的确定矿井工作制度设计采用“三八”工作制，即二班采煤，一班准备，每班净工作时间为8h。3.1.2矿井每昼夜净提升小时数的确定按照煤炭工业矿井设计规范规定：矿井每昼夜净提升时间16h。这样充分考虑了矿井的富裕系数，防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。矿区规模可依据一下条件确定：（1）资源情况：煤层地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。井田地质条件复杂，储量有限，则矿区的规模定的不能太大。（2）开发条件：包括矿区所在的地理位置、交通、用户、供电、供水、建设材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应该缩小规模。（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤种、煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据。（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井生产能力的确定由于井田范围较大，煤炭储量丰富，地质构造较简单，煤层生产能力大，开采技术条件好，初步确定矿井生产能力为1.2Mt/a。3.2.3矿井及第一水平服务年限的核算矿井的服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力和矿井服务年限三者之间的关系为： （公式3-1）式中：T矿井的服务年限，a；Zk矿井的可采储量，Mt；K矿井储量备用系数，取K=1.3；A矿井设计生产能力，Mt/a。由第二章计算结果可知：矿井可采储量为90.8652Mt，则矿井服务年限为 T=90.8652/（1.21.3）=58.25a50 a第一水平服务年限的计算公式为： （公式3-2）式中：T1第一水平的服务年限，a；Zk1第一水平的可采储量，Mt；K矿井储量备用系数，取K=1.4；A矿井设计生产能力，Mt/a。根据矿井开拓布置，利用块段法再次计算出矿井第一水平可采储量为90.8652Mt，所以第一水平的服务年限为：T1=90.8652/（1.21.4）=54.09 a25 a矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限满足煤炭工业矿井设计规范要求，见表3-1。表3-1 我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限矿井的生产能力矿井设计服务年限第一开采水平服务年限/a/Mta/a煤层角度356.0及以上7035-3.05.16030-1.22.4502520150.450.9040201515经过矿井及第一水平服务年限的核算，二者均符合煤炭工业矿井设计规范之规定，因此最终确定矿井的生产能力为1.2Mt/a。4 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入媒体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。1.确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2.合理确定开采水平的数目和位置；3.布置大巷及井底车场；4.确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5.进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6.合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1.贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2.合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3.合理开发国家资源，减少煤炭损失。4.必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5.要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6.根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标1.井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。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、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；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。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本矿井煤层倾角小，平均6，为近水平煤层；表土层薄，无流沙层；水文地质情况比较简单，涌水量小；井筒不需要特殊施工，因此可采用斜井开拓或立井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为双斜井。2.井筒位置的确定井筒位置的确定原则：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；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。由于井田西部边界距侯月铁路很近，故为便于地面运输及工业广场布置，主井井筒位置布置方案也可以选择在井田西部边界附近。经后面方案比较确定主、副井筒位置在井田西部中央。4.1.2工业场地位置、形式和面积1)布置要求井田两翼储量基本平衡；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。2)工业场地位置结合以上要求，根据井筒位置，工业场地的布置在井田西部中央。工业广场形式与面积见前一节相关内容。4.1.3开采水平的确定本矿井煤层露头标高400m，煤层埋藏最深处达200m，垂直高度达200m。井田走向长度平均走向长7.01km，倾斜长2.362km，煤层倾角6，根据上下山斜长的要求，此井田开拓为一水平，延伸方式可为斜井延伸。运输大巷和井底车场的布置于280水平下方的岩层内，运输大巷要为上下两个水平的开采服务，且煤层的顶底板均为泥岩，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，将大巷布置在距煤层底板大约30 m处的细砂岩中，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；便于设置煤仓。4.1.4 矿井开拓延深及深部开拓方案本矿井开拓延深可考虑以下二种方案：双斜井延深；双立井延深。双斜井延深：采用双斜井延深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。但采用这种方法延深时，原有井筒同时担任生产和延深任务，施工与生产相互干扰，斜井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延深两个井筒施工组织复杂，为延深井筒需要掘进一些临时工程，延深后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。双立井延深：采用两个立井延深时，系统较简单且运输能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延深相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。4.1.5 开采顺序带区内回采顺序：采用后退式，即由带区边界向带区下山推进。4.1.6 方案比较1）提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：双斜井中央并列式通风。主、副井井筒均为斜井，均采用带区式开采。如图4.1。方案二：双立井石门风井通风。主、副井井筒均为立井，通过石门联接主要大巷，均采用带区准备方式。如图4.2。方案三：双斜井两翼对角式通风。主、副井井筒均为斜井开拓，采用两翼对角式通风方式，均采用带区准备方式。如图4.3。方案四：双立井两翼对角式通风开拓。主、副井井筒均为立井开拓，采用两翼对角式通风方式，均采用采带区准备方式。如图4.4。图4-1图4-2图4-3图4-42）粗略比较（1）技术比较方案一和方案二的区别在于是立井开拓还是斜井开拓，两方案比较，方案二采用立井提升，优点是提升能力大，矿井延深在条件允许时，增加的设备较少；但施工条件差，施工速度慢，开拓维护费用高。采用斜井延深时，施工速度快，费用低，但需要与斜井配套的设备、人员。同样的道理，方案三和方案四也存在上述相同的优缺点。（2）经济比较用Excel报表软件编制出方案一、方案二、方案三、方案四的粗略估算费用计算表，分别见表4-1、表4-2、表4-3、表4-4。通过粗略比较经济结果可知，对于方案一和方案二而言，方案一在经济上优势明显，并且方案二因为表土层较薄，在立井建井期较长，相对于方案一投产期比较晚，因此选择方案一。同样的道理，在方案三和方案四中选择方案四。各方案费用汇总表见表4-1。表4-1 双斜井中央并列式通风开拓费用项目施工方法数量/10m基价/元费用/万元小计基建费用主井开凿表土段19.3235363454.251067.72基岩段58.0105771613.47副井开凿表土段19.3235363454.251067.72基岩段58.0105771613.47井底车场岩巷10053969539.69539.69风井表土段19.3235363454.251067.72基岩段58.0105771613.47小计3742.85生产费用斜井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元小计斜井提升1.290860.7721.711924.47排水涌水量/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元532876058.20.359493.07石门运输系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元石门运输1.2000.5620小计21417.54合计25160.39表4-2 双立井石门风井通风开拓费用项目施工方法数量/10m基价/元费用/万元小计基建费用主井开凿表土段5235363117.68276.349基岩段15105771158.66副井开凿表土段5269711134.86335.30基岩段15126958190.44井底车场岩巷10053969539.69539.69石门岩巷74.5*253969804.14804.14风井表土段19.3235363454.251067.72基岩段58.0105771613.47小计3023.2生产费用斜井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元小计斜井提升1.290860.7721.711924.47排水涌水量/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元532876058.20.359493.07石门运输系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元石门运输1.2000.5620小计21417.54合计24440.74表4-3 双立井两翼对角式通风开拓费用项目施工方法数量/10m基价/元费用/万元小计基建费用主井开凿表土段5235363117.68276.349基岩段15105771158.66副井开凿表土段5269711134.86335.30基岩段15126958190.44井底车场岩巷10053969539.695288.967石门岩巷74.5*2+731539694749.27风井*2表土段19.3235363454.252135.44基岩段58.0105771613.47小计8036.06生产费用提升方式系数煤量/万t提升高度/km基价/元小计立井1.290130.21.73677.3排水涌水量/m3时间/h服务年限/a基价/元费用/万元532876058.20.359493.07小计13170.37合计21206.43表4-8 双斜井两翼对角式通风开拓费用项目施工方法数量/10m基价/元费用/万元小计基建费用主井开凿表土段19.3235363454.251067.72基岩段58.0105771613.47副井开凿表土段19.3235363454.251067.72基岩段58.0105771613.47井底车场岩巷10053969539.69539.69风井*2表土段19.3235363454.252135.44基岩段58.0105771613.47小计4810.57生产费用斜井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元小计斜井提升1.290860.7721.711924.47排水涌水量/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元532876058.20.359493.07石门运输系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元石门运输1.2000.5620小计21417.54合计26228.112）详细比较（1）技术比较方案一和方案二其共同点在于两方案均采用中央风井通风，单方案一在技术上略显优势。 （2）经济比较用Excel报表软件编制出方案二的基建费用、生产经营费用表，方案四的基建费用、生产经营费用表，分别见表4-5、表4-6、表4-7、表4-8。方案一和方案三的费用汇总表见表4-14。表4-5 方案一基建费用表基建费用项目施工方法数量/10m基价/元费用/万元小计主井开凿表土段19.3235363454.251067.72基岩段58.0105771613.47副井开凿表土段19.3235363454.251067.72基岩段58.0105771613.47井底车场岩巷10053969539.69539.69风井表土段19.3235363454.251067.72运输大巷基岩段58.0105771613.47561.28小计4302.69表4-11 方案一生产经营费用表项目分带划分系数煤量/万t分带数/个分带斜长/km基价/元费用/万元带区上山运输一水平上山开采北一带区1.2230.2140.91.0161449.88南二带区1.2230.2130.91.3041356.07小计2 806.95大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元280水平大巷1.273533.150.78421790.76小计21790.76石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元280水平大巷1.2735300.7840.00小计0.00提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元胶带输送机1.2119100.7732.6419355.94小计19355.94排水涌水量/m3时间/h服务年限/a基价/元费用/万元280水平5328760580.16781098.04小计1098.04合计44357.54表4-12 方案三基建费用表费用项目施工方法数量/10m基价/元费用/万元小计基建费用主井开凿表土段19.3235363454.251067.72基岩段58.0105771613.47副井开凿表土段19.3235363454.251067.72基岩段58.0105771613.47井底车场岩巷10053969539.69539.69风井*2表土段19.3235363454.252135.44基岩段58.0105771613.47小计4810.57表4-13 方案三生产经营费用表项目区段划分系数煤量/万t区段数/个区段斜长/km基价/元费用/万元带区上山运输一水平上山开采北一带区1.2230.2140.91.0161449.88南二带区1.2230.2130.81.3041356.07小计2 806.95大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元280水平1.273533.150.78421790.76小计21790.76石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平1.2735300.7840.00小计0.00提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元280水平胶带输送机提升1.2119100.5132.6419355.94小计19355.94排水涌水量/m3时间/h服务年限/a基价/元费用/万元280水平5328760300.16781098.04小计1098.04合计52077.95表4-14 费用汇总表 单位：万元方案方案一方案三名称双斜井中央并列式通风双斜井两翼对角式通风初期费用2793.263410.9基建费用4302.694810.57生产费用44357.5444077.95合计51452.6852298.61百分比/(%)100101.644.2 矿井基本巷道4.2.1 井筒由前章确定的开拓方案可知在280水平主、副井都为斜井，在井田中央设置中央风井。一般来说，斜井井筒横断面形状有拱形、矩形两种，但拱形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副斜井采用拱形断面，中央风井采用圆形断面。1. 主斜井位于矿井工业场地，担负全矿井120万t/a的煤炭运输兼进风。井筒内装备B=1400mm胶带输送机；，装备斜井架空乘人器，负责矿井人员升降， 设有一趟消防洒水管路和一趟压风管路，靠近机尾段铺设检修轨道。井筒断面为半圆拱形，净断面面积为15.5m2, 倾角16，表土层段掘进断面面积为21.7m2,基岩掘进断面面积为17.1m2,井筒断面布置如图4.5、图4.6。2. 副斜井位于矿井工业场地，担负全矿的材料和设备提升。副斜井内铺设43kg/m双轨，900mm轨距，装备3.5m双滚筒绞车和一套慢速绞车。井筒内设有两趟排水管路，并敷设动力电缆。井筒断面形状为半圆拱形，倾角19，净断面面积为17.8m2,表土层掘进断面面积为23.9m2,基岩掘进断面面积为19.9m2,井筒断面布置如图4.7、图4.8。3进风立井进风立井位于矿井工业场地，井筒净直径7m，担负矿井部分进风风量，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，井筒断面布置如图4.9。4.北回风立井位于矿井工业场地，担负矿井北北区的全部回风，井筒净直径为7m，净断面面积为38.5m2，表土层掘进断面积为52.8m2，基岩段掘进断面积49.0m2，井深350m，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，井筒断面布置如图4.10。5南回风立井位于矿井工业场地，担负矿井南区的全部回风，井筒净直径为7m，净断面面积为38.5m2，表土层掘进断面积为52.8m2，基岩段掘进断面积49.0m2，井深210m，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，井筒断面布置同北回风立井，如图4.10。根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合煤炭工业设计规范和煤矿安全规程的规定规定。4.2.2井底车场及硐室矿井为斜井开拓，煤炭由主斜井胶带输送机运至地面；物料经副斜井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到带区；少量矸石由铲斗车直接排到非通行的巷道横贯中。1. 井底车场的形式和布置方式根据矿井开拓方式，主斜井、副斜井和大巷的相对位置关系，确定为折返式井底车场，副斜井、井底车场铺轨以矿车辅助运输，大巷辅助运输为电机车，在井底车场的大巷北侧设环形换装站，以满足电机车的材料调换。井底车场布如图4-11。2. 空重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1.5t固定箱式矿车，型号为MG1.7-9B,外形尺寸（长宽高）240011501150（mm），故取调车线长度为70m。换装站硐室用于材料、设备的换装，长度为80m，可同时对两套胶轮平板车进行换装，硐室内一端布置2台40m行程的10t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备换装，另一端布置2台一组的20t电动葫芦桥式起重机用于支架等重型设备的换装。3. 调车方式井底车场内设2台蓄电池机车（轨道），车场内的材料设备、集装箱平板车由蓄电池机车牵引，重车顶入换装站，空车返回井底车场存车线。大巷来的材料胶轮平板车直接倒入换转站一端等待换装。两翼大巷驶入井底车场的胶轮人车在存车场存放，该处同时作为上、下井人员换乘点。4. 硐室井底车场硐室主要有：井底换装站、井底煤仓、主变电所、主排水泵房、消防材料库井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、保健室、机头硐室联络巷等。井底换装站用于材料、设备的换装，长度为70m，可同时两套胶轮平板车，硐室内一端布置2台40m行程的10t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备换装；另一端布置2台一组的20t电动葫芦桥式起重机，用于支架等重型设备的换装。井底煤仓主斜井井底煤仓为一垂直圆断面煤仓，坐落于主斜井底段，煤仓直径为8.0m，有效装煤高度为24.8m，经计算煤仓容量为1800t。胶带输送机运输能力为2500t/h，主斜井输送经运输能力为1600t/h,两者之差为900t/h，故主斜井井底煤仓的设置有利于主斜井运输能力的缓解。煤仓采用上装式布置，通过检修清理斜巷清理。水仓布置及清理水仓布置在井底车场空车线的北侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为532m3/h，最大涌水量为589m3/h，所需水仓的容量为：Q0=5328=4256(m3)根据水仓的布置要求,水仓的容量为:Q=SL (4-1)式中: Q水仓容量，m3； S水仓有效断面积，11.98m2; L水仓长度，356m；则Q=11.98356=4264m3由上面计算得知：Q Q0，故设计的水仓容量满足要求。水仓采用水仓清理机清理。井底车场车场巷道及硐室除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。4.2.3主要开拓巷道辅助运输大巷和主运输大巷基本沿3号煤层底板布置,局部半煤岩及岩巷，巷道坡度随煤层而起伏,一般2-5，辅助运输大巷局部7，主运输大巷上仓段局部10。主运输大巷铺设混凝土底板，厚度100mm，辅助运输大巷铺设混凝土底板，厚度200mm。主、辅运输大巷均为锚梁网索喷支护矩形断面，掘进宽度为6m，高为3.6m与3.8m设计掘进断面为21.6m2和22.8m2。辅助运输大巷和主运输大巷断面特征如图4-5和4-6。总回风大巷基本沿煤层顶板掘进，布置在煤层中，两条回风大巷断面及支护特征均相同，为锚梁网索喷支护矩形断面，掘进宽度为6m，高为3.7m，设计掘进断面为和22.2m2，净断面为20.3 m2。回风大巷断面特征见图4-7。图4.9进风立井断面图4.10东回风立井断面5 准备方式带区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1带区位置设计首采带区（北一带区）位于井田北部，大巷东翼。5.1.2带区煤层特征带区所采煤层为3号煤层，其煤层特征：黑色，亮煤为主，3号煤层位于山西组中下部，煤厚0.220.4m，可采厚度平均为6.24m。煤层结构较为简单，煤层倾角38度。煤层结构简单：不含矸的钻孔占66.0%，含一层矸者占22.0，含二层矸者占12，上层矸平均厚0.25m，下层矸平均厚0.34m。矿井绝对瓦斯涌出量最小值4.10m3/min，最大值达23.00m3/min。相对瓦斯涌出量最小值17.1m3/t，最大值达53.3m3/t。瓦斯涌出量变化很大，为高瓦气矿井。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况3号煤层的主要顶板类型为泥岩、砂质泥岩顶板和粉砂岩顶板，局部为砂岩顶板。泥岩、砂质泥岩顶板一般厚13m，平均2.34m。具水平层理，节理、裂隙不发育，岩石不易破碎。粉砂岩顶板一般厚17m，平均4.72m，以粗粒粉砂岩为主，具斜层理及缓波状层理，结构致密，抗压强度为313338kg/cm2，抗拉强度120kg/cm2，抗剪强度230kg/cm2，普氏系数8.12。泥岩、砂质泥岩与粉砂岩顶板，比较坚固，易冒落，方便管理；砂岩顶板岩性坚硬，不易破碎，稳定性好。2、底板岩性特征3号煤层直接底板大多以石英砂岩为主，一般厚13m，粉砂岩底板为次，局部地带以黑色团块状构造的泥岩及砂质泥岩为主，偶见有炭质泥岩伪底。粉砂、细砂及中砂岩抗压强度641kg/cm2，抗剪强度251kg/cm2，吸水率0.32，普氏系数6.76。桑树坪矿井正常涌水量532 m3/h，最大涌水量589.7 m3/h。5.1.5地质构造带区内地质构造简单，煤层整体呈东高西低的单斜构造，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，但变化不大，煤层倾角平均38，局部6。井田中无较大断层，井底车场附近东部煤层没有较大断层。5.1.6地表情况东部带区对应地面有零星坐落的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全部搬迁措施。黄河的支流凿开河经过井田南部。5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1带区准备方式的确定带区准备方式优点：不需要开掘上下山，大巷掘出后便可以掘顺槽、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度可保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果显著，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面，都有显著提高和改善。本设计矿井大巷布置在岩层中，辅助运输采用电机车。带区准备方式存在的问题：如辅助运输、行人比较困难的问题；故采用带区准备方式，以下就带区巷道布置及其生产系统进行说明。5.2.2带区巷道布置1. 带区煤柱由后面第9章通风设计确定工作面采用三进两回的布置方式，每个工作面共布置五条顺槽，一侧布置两条，均为进风巷，靠近工作面煤壁的一条巷道兼做运输、行人巷；另一侧布置三条，为一进两回，靠近工作面煤壁的一条巷道进风，兼做运输、行人，另两条回风。一般主、副井部分大巷贯通形成通风回路之后就可以布置回采巷道，但工作面产量大，瓦斯涌出量大，采用中央并列式通风不能满足工作面的风量要求，而且大巷布置在岩层中，在大巷和回风井贯通形成风流回路后，再掘工作面顺槽。顺槽煤柱：工作面两边靠近工作面的两条顺槽之间留设30m煤柱，其它顺槽之间留设20m煤柱。2.区段要素首采带区一带区位于大巷东侧，走向长平均2850m，倾向长平均1300m。带区内划分九个区段，区段平均长2650m，宽335m,工作面长210m，五条顺槽均为5m宽，3.5m高，加上煤柱，区段宽为335m。3. 开采顺序首采带区为北一带区，然后依次采二、三、四带区，中央带区。带区内区段煤柱留设较宽，故各区段之间依次开采，首采工作面为3101工作面，然后依次开采下一个区段。在采空区上覆岩层移动稳定后，利用连采机采用房柱式采煤法回收煤柱。回收率按50%计算。4. 带区通风带区内各工作面采用三进两回偏Y型通风系统，工即：工作面南侧（进风侧）布置两条进风巷，北侧（回风侧）布置三条巷道，一条进风巷（稀释工作面上隅角瓦斯），两条回风巷。5. 带区运输带区内区段运输顺槽铺设B=1400mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，带区内辅助运输采用绞车运输，材料车从井底车场出来，经辅助运输大巷到回采工作面的辅助运输顺槽，再到工作面。带区巷道布置如图5.1。图 5.1 带区布置图5.2.3带区生产系统1. 运煤系统煤由工作面刮板运输机巷转载机、破碎机顺槽胶带输送机大巷胶带输送机井底煤仓主斜井胶带输送机地面。2. 辅助运输系统工作面设备材料经副斜井轨道运至井底换装站，换装至电机车车，由电机车运至工作面顺槽再由绞车运至工作面。运输路线如下：地面副斜井280m井底车场井底车场换装站 辅助运输大巷工作面顺槽工作面3. 通风系统带区3101工作面风流路线为：副斜井 主运输大巷31012巷 主斜井 31011巷 工作面 进风立井 辅助运输大巷31013巷 31014巷 回风大巷 中央回风立井 通风系统风流路线如图5.2。4. 排矸系统巷道沿岩层掘进，矿井投产后，会产生很多矸石，在掘进岩层和施工风桥、顺槽运输机机头硐室时产生的大量矸石，采用矿车搬运到运输大巷，然后由胶带输送到地面的矸石山。5. 供电系统供电：地面变电站副斜井中央变电所主运输大巷辅助运输顺槽工作面6排水系统在工作面31011巷、31013巷各敷设一趟4寸管路，在31011巷、31013巷低洼处各建一水窝，水由工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排出。在水窝处备两台22KW水泵，一台使用，一台备用。 31011巷水流方向：工作面 辅助运输大巷 31013巷副井井底水仓 地面5.2.4带区内巷道掘进方法带区内所有工作面顺槽均沿底板掘进，采用连续采煤机及其配套设备施工，后配备皮带和SGW-40T型溜子组成的机械化掘进，采用连续采煤机割煤，梭车、给料破碎机、加皮带、溜子运煤，双巷或三巷同时掘进，每隔50m掘联络巷贯通。铲车完成材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作。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：可通过联络巷构成通风回路，在掘联络巷贯通前的独头段采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-型2*55KW局扇，通风方式为压入式。掘进面通风系统如图5.2。5.2.5带区生产能力及采出率1. 带区生产能力由于大采高工作面产量大，只布置一个大采高工作面即可满足矿井产量要求。大采高工作面的生产能力，按下式计算： A0=L*V0*M*C0 （5-1）式中： A0工作面生产能力，万t/a；L工作面长度，m；M煤层厚度，m；V0工作面年推进长度，V。=30060.865=1557（m/a）；煤层容重，tm3；C0工作面回采率，取c0.97。则： A0=（1906.2 + 204.35）807.871.450.97=143.74（万t/a）带区内布置两个连采面，故连采面的总生产能力为81.62万t/a。带区生产能力A带=143.74万t/a矿井设计井型为120万t/a，带区生产能力143.74万t/a，能满足矿井的产量要求。2.带区采出率带区内留设的煤柱，利用连采机房柱式采煤法回收，回收率为50%。部分煤炭资源损失。因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率 = 带区实际采出煤量/带区工业储量100% （5.3）带区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占3%；工作面顶煤煤皮损失；带区内区段煤柱不可回收部分损失；带区内断层煤柱损失等。带区内工业储量为：6241.76万t带区内实际采出煤量为：4939.04万t则： 带区采出率 = 4939.04/6241.76100% = 79.1%根据煤炭工业设计规范规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为79.1%，符合煤炭工业设计规范规定。5.3带区车场选型设计带区煤层倾角小，平均6，为近水平煤层。带区布置，顺槽直接和回采巷道连接，设带区车场，采用绞车辅助运输，在顺槽和大巷连接处需要设绞车房。顺槽与大巷均为胶带输送机运煤，顺槽胶带输送机与大巷胶带输送机直接搭接，不设带区煤仓。煤层底板坡度较小，有起伏，要设带区绞车房。井底中央变电所至带区的供电系统电路压降较大，为保证带区正常生产，需布置带区变电所。带区变电所应设在通风良好，围岩稳定，地压小，易维护，无淋水，易于搬迁变压器等电器设备的地方，并使变电所位于带区用电负荷中心，即东区大巷中段，位于主运输大巷和回风大巷1之间。采用锚网喷支护，底板用100号混凝土铺底并高出邻近巷道底板200300mm。具有0.3%的坡度。6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1带区煤层特征及地质条件带区所采煤层为3号煤层，平均厚度6.3米，煤层倾角38，为近水平煤层，结构单一，赋存稳定。带区内无大断层影响。煤质硬度为23，煤的容重为1.44tm3。3号煤层的主要顶板类型为泥岩、砂质泥岩顶板和粉砂岩顶板，局部为砂岩顶板。泥岩、砂质泥岩顶板一般厚13m，平均2.34m；直接底板大多以石英砂岩为主，一般厚13m，粉砂岩底板为次，局部地带以黑色团块状构造的泥岩及砂质泥岩为主，偶见有炭质泥岩伪底。带区绝对瓦斯涌出量最小值4.10m3/min，最大值达23.00m3/min。相对瓦斯涌出量最小值17.1m3/t，最大值达53.3m3/t。瓦斯涌出量变化很大。矿井正常涌水量532 m3/h，最大涌水量589.7 m3/h。6.1.2确定采煤工艺方式根据带区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1. 分层综采工艺的特点优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0-3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93-97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2. 放顶煤工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；缺点：煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大 。3. 一次采全高工艺优点：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：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易偏帮；采高固定，适应条件单一。比较上述3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步确定选择放顶煤或一次采全高的回采工艺较合理。结合矿井实际条件，瓦斯涌出量大，采用放顶煤工艺工作面瓦斯易超限，煤质硬度较小，顶煤放煤困难，且放顶煤回采率低，本煤层平均厚6.2m，采高6.3m，工作面回采率比放顶煤要高很多。故确定工作面采用一次采全高回采工艺。后退式自然跨落法采煤。6.1.3回采工作面参数根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进；工作面长度为210m，区段长平均1100m；煤厚6.3m，采高6.2m，顶部留煤皮。工作面布置五条顺槽南侧布置两条，均为进风巷，靠近工作面煤壁的一条巷道布置皮带，另一条做为运输、行人巷；北侧布置三条，为一进两回，靠近工作面煤壁的一条巷道进风，兼做运输、行人巷，另两条回风。顺槽断面均为5m宽，3.5m高；顺槽间煤柱，工作面两边靠近工作面的两条顺槽之间留设30m煤柱，其它顺槽之间留设20m煤柱。顺槽之间每隔50m掘联络巷贯通。工作面配套设备见表6-1。表6-1工作面配套设备采煤机液压支架刮板输送机SL1000ZYGT10800/ 2863 PF4-11326.1.4回采工作面破煤、装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽。结合矿上实际使用情况，工作面选用德国艾克夫公司生产的SL1000电牵引采煤机，德国DBT公司生产的PF4-1132型刮板输送机。双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。采煤机及刮板输送机技术特征见表6-2、6-3。1.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，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.865米后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾）、移溜。机组进刀总长度控制在50米左右。（进刀方式如图6.1）图6.1 采煤机斜切进刀示意图表6-2采煤机技术特征项 目单 位数 目型 号SL1000制造厂家德国 艾克夫公司采 高m3.56.4截深m0.865滚筒直径m3.7截割功率kW2390牵引方式电牵引牵引速度m/min16.6/33牵引功率kW290机面高度m3.21卧底量m0.625生产能力t/h4000表6-3刮板输送机技术特征项 目单 位数 目型 号PF4-1132制造厂家德国 DBT公司生产能力t/h2500运输机长度m215电压等级V3300总装机功率kW1400链速m/s1.28中部槽尺寸mm175613323536.1.5回采工作面支护方式1.支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用德国DBT公司生产的双柱式掩护支架及其相配套的端头支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架4架，中间架118架，端头架3架，共计125架。支架技术特征见表6-4。表6-4支架技术特征项目单位数目型 号ZYGT 10800/28/63型 式双柱-掩护式支撑高度m2.86.3支架宽度m1.611.82中心距m1.75初撑力kN22944工作阻力kN10800支护强度MPa1.1泵站压力MPa31.535.7支架重量t27.5支护面积 m9.55支架最大长度m7.515制造厂家德国DBT公司2.支架支护强度的验算：结合矿上实际情况，工作面液压支架支护强度按工作面最大采高的八倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算：F8HRgS （6.1）式中：H工作面采高，6.2m； R上覆岩层密度，2.3103kgm3； F计算工作阻力，kN；则： F86.22.39.89.55 10676kN根据支架说明书提供的支架工作阻力为10800KN大于8倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由EHP3K20053型乳化液泵提供，乳化液泵压力设计为31.5MPa 。3.顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。4.移架及推溜方式该液压支架采用先进的电液控制系统，可实现多种移架方式及推溜方式：1.支架可实现的四种移架方式：邻架自动顺序移架；成组顺序移架；煤机和支架联动移架；手动移架。2.工作面可实现的四种推溜方式：双向邻架推溜；双向成组推溜；采煤机割煤后自动拉架并推溜；手动推溜。根据本煤层地质条件，底板平整，起伏不大，及为减轻工人劳动强度，拉架采用邻架自动顺序移架，每次移一架；推溜采用双向成组推溜，每组设置为12架。拉架滞后底滚筒35架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架（滞后上滚筒35架），以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架并打出护帮板；6.1.6端头支护及超前支护方式1.机头、机尾贴帮柱及切顶柱打法及要求机头打一排贴帮柱，从切顶线向外打10m，柱距1.0m，帮要背实；当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离小于1米时，打两根切顶柱，单体柱均匀布置;当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离大于1m时，打密集柱切顶，柱距200mm。并且迎山有力。2.工作面采用FLDC 3000/26.5/47型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。1) 辅助进风巷的超前支护从煤壁线向外20m超前支护，为二排支设，离工作面煤柱侧米打20m一排单体柱，柱距1m；另一侧距煤柱1米打20m一排单体柱，柱距1m。2) 胶带运输巷的超前支护从煤壁线向外20m超前支护，为一排支设，距转载机外侧500mm左右（人行道侧），柱距1m。3) 机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,木垛距离不超过3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。4) 当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为1m的戴帽点柱（用单体柱）。3.超前支护管理1) 超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。2) 超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.7m安全出口和运送物料通道。3) 当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。4)在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收,备品备件码放必须距工作面70m以外。6.1.7各工艺过程注意事项1.割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1m，最突出部分不超过150mm；长度在1m以下，最突出部分不超过200mm）。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。2.移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的23），支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350550mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。3.推溜要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.865m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。4.清煤质量标准工作面没有超过100mm的碳块。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50m，清煤人员必须面向机尾注意溜子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。5.对工作面端头架支护的管理工作面机头采用4台端头支架，机尾采用3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。1) 端头支架必须达到初撑力。2) 端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面溜子机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。3) 当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。6.采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。7.提高块率、保证煤质的措施1) 在各转载点落煤处加设缓冲装置。2) 在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在5m/min左右。3) 破碎机锤头高度保持在150200mm之间。4) 机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶。5) 停机时及时停水,若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。6) 在顺槽皮带机头处加设除铁器。7) 各级运输机司机严格把关,禁止杂物(板皮 、木料)进入运煤系统。8.顶板维护及矿压观测措施工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。6.1.8回采工作面正规循环作业1.劳动组织形式劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移溜、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。工作面为一次采全高，设计采高为6.2m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10米随巷道顶底板平缓过渡。循环进度0.865m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“四六”制作业（一个班检修，三个班生产），均执行现场交接班制，每班有效工时为六个小时。循环方式为生产班进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。劳动组织配备表见表6-5。表6-5劳动组织配备表班 次定 员生产一班生产二班生产三班检修班 采煤机司机 2 2 2 2 8移架推溜工 2 2 2 2 8工溜 司机 1 1 1 1 4转载机司机 1 1 1 1 4泵站 司机 1 1 1 1 4皮带 司机 3 3 312 21端头维护工 3 3 3 413清 煤 工 2 2 2 6看 电缆 工 1 1 1 3班 长 3 3 3 3 12验 收 员 1 1 1 3电 工 1 1 1 5 8库 工 3 3合 计 21 21 21 34 972.技术经济指标循环产量按下列公式计算： Q1 L1SM1PC （6.2） Q2 L2SM2PC （6.3）Q Q1 + Q2 （6.4）式中： Q1割6.2m采高段一刀煤产量，t； Q2割过渡段一刀煤产量，t； Q循环产量，t； L1工作面6.2m采高段倾斜长度，m； L2工作面过渡段倾斜长度，m； S循环进度，0.865m； M1工作面中段采高，6.2m； M2工作面过渡段采高，取平均值4.35m； P煤的容重，1.45tm3 ； C工作面可采范围内回采率，95；则：Q1=（21020) 0.8656.21.450.95 =722.02t Q2= 200.8654.351.450.95 =85.85t循环产量： Q= Q1 + Q2 = 722.02 + 85.85 = 807.87t日产量 = Q日循环数=807.876 = 4857.22t吨煤成本根据矿上实际数据取为32元/吨，工作面主要技术经济指标见表6-6。表6-6工作面主要技术经济指标序 号项 目单 位数 量1工作面长度m2102采 高m6.23煤的容重t/m31.454循环进度m0.8655循环产量t807.876日循环数个67日产量t4847.228回采工效吨/工70.99坑木消耗m3/万t610回采率%93.711吨煤成本元/吨326.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式1.布置方式工作面瓦斯涌出量平均为35m3/t，生产能力为120万t/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，确定采用偏Y型通风方式。工作面回采巷道布置方式为三进两回，每个工作面共布置五条顺槽，一侧布置两条，均为进风巷，靠近工作面煤壁的一条巷道布置皮带，另一条做为运输、行人巷；另一侧布置三条，为一进两回，靠近工作面煤壁的一条巷道进风，兼做运输、行人巷，另两条回风。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. 煤柱尺寸工作面两边靠近工作面的两条顺槽之间留设30m煤柱，其它顺槽之间留设20m煤柱。6.2.2回采巷道参数1. 断面顺槽、联络巷断面均为5m宽，3.5m高。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，故3102皮带顺槽布置1400mm宽的皮带运煤，其它巷道除3103辅助运输顺槽临近工作面铺轨布置设备列车外，不布置设备，只在3101进风顺槽、和3105回风顺槽布置排水管路，在3102顺槽布置动力电缆。2. 支护各顺槽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5.3m，高为3.65m，设计掘进断面为和49.38m2，净断面为17.5m21) 顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.4米，杆尾螺纹为M22，规格型号20#M222400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335（先放），另一支规格为Z2360（后放），钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用16mm的钢筋焊接而成，宽度为100mm，长度4.8m，规格型号为1648001006。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30度角，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5050mm、5.51.1m。锚杆布置：锚杆排距1m，每排7根锚杆，间距800mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250mm。锚索：单根钢绞线，15.24mm，长度7.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335（先放），两支规格为Z2360（后放）。锚索矩形布置，每排2根，排距3m，间距2.0m，距帮1.65m。2) 巷帮支护锚杆形式和规格：顺槽煤柱侧为18mm圆钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M20,规格型号为18M202000；工作面一侧煤帮为18mm玻璃钢锚杆，长度2m，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690mm。托盘：采用拱形高强度托盘,规格为1201206mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为20030050mm的柱帽，中心孔直径为30mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10度。网片规格：顺槽煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮, 规格型号： 5050mm、3.01.1m；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1m，每帮每排4根锚杆，间距800mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板450mm，起锚高度800mm。帮支护最大滞后顶支护为3m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。7 井下运输7.1概述7.1.1矿井设计生产能力及工作制度矿井煤层埋藏浅，储量丰富，媒质优，厚度大，煤层生产能力大，井型为120万t/a。矿井工作制度为“四六”制，三班生产，一班检修，每天净提升时间为14小时，矿井设计年工作日300天。7.1.2煤层及煤质盘区所采煤层为3号煤层，其煤层特征：黑色，亮煤为主，具有金属玻璃光泽，煤层平均厚度6.3米，煤层倾角38度。煤层结构复杂：由上至下4.0(0.1)0.5(0.15)0.55(单位m)，其中0.1、0.15为夹矸,普遍含两层夹矸，坚硬、性脆，局部煤质疏松，煤的硬度为23，煤的容重1.45tm3。盘区内3号煤层平均瓦斯涌出量为35m3/t，瓦斯涌出量较大。煤尘无爆炸性和自燃倾向性。7.1.3运输距离和货载量顺槽平均运距为1020m, 最大运距1300m；大巷平均运距为1500m，最大运距3200m。故从井底车场到工作面最大运距为4500m。带区内布置一个工作面、两个连采面（掘进面）保产，设计大采高工作面日产量4847.22t,连采面日产量807.87t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输量，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；人员运输考虑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7-1。表7-1 辅助运输量 人员（人/班）正常生产材料、设备（t/班）工作面安装、搬家材料设备（t/d）支架（架/d）安装设备（t/d）北一带区525210412（安）21（搬）110（安）220（搬）7.1.4矿井运输系统1.运输方式运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件简单，为近水平煤层，且运输距离较远，故采用胶带运输机运煤。辅助运输：回采工作面为大功率采煤机进行大采高开采，巷道掘进采用连续采煤机多巷掘进、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度快，根据矿井实际情况选用矿车运输。人员乘斜井架空乘人器下井，在井底车场换乘站换乘电机车，由其送达各个工作地点。材料及一般设备材料平板车装运（砂石等散料用集装箱盛放）下井，在井底车场换装站用起吊设备集装到矿车上，由电机车送到各带区供料点，然后由带区内的材料铲运车转运到各使用点；大件设备和支架用特制平板车下井，在井底车场用起吊设备换装到支架运输平板车上，由牵引车送到工作面和使用地点，再用支架铲运车协助安装到位；采煤机、连采机和梭车等用特制的平板车下井，在井底车场换装站换装到采煤机、连采机和梭车运输绞车上，由绞车运至工作地点，其中采煤机直接由绞车送到采面就位。爆破材料和油品等轻型货物由专用材料车下井后，采用也采用电机车运送。2.运输系统1) 运煤系统：大采高工作面皮带顺槽主运输大巷主斜井井底煤仓主斜井地面连采机工作面连采面皮带顺槽主运输大巷主斜井井底煤仓主斜井地面2) 运料系统：地面副斜井井底车场换装站辅助运输大巷辅助运输顺槽大采高工作面地面副斜井井底车场换装站辅助运输大巷连采面辅助运输顺槽连采机工作面3) 人员运送系统：地面主斜井井底车场换乘站辅助运输大巷各个工作地点4) 运矸系统：矿井开拓巷道均沿岩层底板掘进，矿井投产后，矸石由矿车运到地面矸石山，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、顺槽运输机机头硐室时产生的少量矸石，直接排弃在井下废旧巷道中。井下运输系统见图7.1。7.2带区运输设备选择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，不要出运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合理经济等。7.2.2带区运输设备选型及能力验算1. 运输设备选型结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征，带区运输设备配套选型如下：刮板运输机型号为PF4-1132，转载机型号为PF4-1132；破碎机型号为Wb1418；顺槽皮带型号为SST。各设备技术特征见表7-2、表7-3、表7-4、表7-5。表7-2 刮板输送机技术特征项 目单 位技术特征型 号PF4-1132制造厂家德国 DBT公司生产能力t/h2500运输机长度m215电压等级V3300总装机功率kW1400链速m/s1.28中部槽尺寸17561332353表7-3 转载机技术特征项 目单 位技术 特征型 号PF4-1332生产能力t/h2500运输机长度m27.5总装机功率kW315电压等级V1140链速m/s1.54中部槽尺寸长1500宽mm1332高mm284工作面与运输顺槽中的运输设备采用转载机连接，为使煤块有合理的块度，在转载机上安装破碎机，其型号及技术特征见表7-4。表7-4 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中部槽尺寸长mm3000宽1700高mm2000表7-5 顺槽皮带技术特征项 目单 位技术 特征型 号SST生产能力t/h2500皮带宽度mm1400电压等级V1140带 速m/s3.52.运输能力验算设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为2000t/h，工作面刮板运输机生产能力为2500t/h，转载机的生产能力为2500t/h，破碎机通过能力为3000t/h，顺槽皮带通过能力为2500t/h，带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。7.3大巷运输设备选择7.3.1主运输大巷设备选择因采用连续采煤机掘进，长璧回采工作面采用大采高综采设备回采，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，大巷带式输送机的运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。设计长壁回采工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为2200t/h，带区皆不设缓冲煤仓，长壁长壁回采工作面顺槽带式运输机来煤和连续采煤机来煤同时直接装载到大巷带式输送机上。大巷带式输送机承担全矿年产120万t煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。装备一台B=1400mm,V=4m/s的钢绳芯带式输送机，输送能力2500t/h,采用CST可控启动装置，配YB630-4型电动机，大巷带式输送机见表7-6。表7-6 大巷带式输送机主要技术参数项 目单 位数 量带宽mm1400运量t/h2500带强N/mmST2500 阻燃带速m/s4轴功率kW1207功率分配P1：P2：P31 ：1 ：1胶带安全系数6.74驱动滚筒布置及个数头部双滚筒、尾部单滚筒驱动滚筒直径mm1000驱动控制方式CST加鼠笼电动机电机台数及功率kW3800（防暴）减速器型号及速比CST630KS i=19.25 3台拉紧中部自动绞车拉紧7.3.2辅助运输大巷设备选择设计矿井大巷和顺槽巷道均采用连续采煤机双巷或三巷掘进、锚杆支护，回采面为大功率采煤机进行大采高开采，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度大为加快，需要一种更方便、更灵活机动和快捷的运输方式与之相配套，电机车运输是广泛使用和长期证明与连续采煤机掘进、回采面快速推进相配套的有效辅助运输方式，该方式设备一次投资不高和设备维护量较小，且很少受到中间环节的干扰，运输非常灵活，这就是为有效利用工时、实现快速采掘创造了有利的条件。故辅助运输采用电机车,井底车场中设人员乘车站、材料设备换装站。井下运输车辆特征及用量见表7-7。表7-7 井下运输车辆特征及用量名称型号载重量t外形尺寸（mm）数量(辆)功率(马力)使用地点长宽高井下拖拉铲FBL-153510620225021502150大巷运输牵引车蓄电池电机车XK12-9/192-KBT48551350160022*22kW车场调度牵引车支架搬运铲FBL-404010540310721502150支架短途运输就位井下装载铲ST-3.5S68800276818802150材料短途运输就位井下人力运输机电机车工人运输轻便货车TY2/4FB24人员、长材运送吊车UC-2C2620020002070290轻货快送长材车PC-4C2620020002096190人员、长材运送维修车SL-2C2620020002070190管线检修材料平板拖车15610024407106材料运送支架拖车CHT-50505450365515302支架运送采煤机拖车1采煤机运送连采机、梭车拖车1连采机、梭车运送工具拖车4工具运送7.3.3运输设备能力验算1.主运输设备设计长壁回采工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为2200t/h，带区皆不设缓冲煤仓，长壁回采工作面顺槽带式运输机来煤和连续采煤机来煤同时直接装载到大巷带式输送机上。大巷胶带运输机运输能力为2500t/h，能满足要求。2.辅助运输设备矿井采掘面等各工作地点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，确定最大班需运送人员为52人，所选的电机车运送人员，一次运送能力72人，可以满足人员运送要求。正常生产期间材料、设备运量为每班52t，根据运距5650m，平均行车速度10km/h，装卸载调车等车时间0.5h/次，牵引车每班可运行5次，所选15t牵引车2辆，每班运输能力为75t，大于每班运量，可以满足材料、设备的运输要求。8 矿井提升8.1矿井提升概述矿井设计井型为120万t/a ，服务年限58.24年。煤层的埋藏浅，厚度大，储量丰富。矿井属高瓦斯矿井，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性。矿井工作制度为“四六”制，三班采煤，一班检修，每天净提升时间为14小时，矿井设计年工作日300天。矿井开拓方式为斜井单水平开拓，水平标高+280m。主斜井倾角16，净断面15.5m2，净宽5m，斜长1052.1m；副斜井倾角19，净断面17.8 m2，净宽5m，斜长890.75m。主斜井采用胶带输送机提升，副斜井采用绞车提升。井下主运输采用胶带输送机运输，辅助运输采用电机车。8.2主副井提升8.2.1主井提升1.设备选型矿井设计生产能力为120万t/a，属大型矿井，全部煤炭由主斜井带式输送机，提运至地面，主斜井井筒斜长1052.1m，装备一台B=1400mm，V=4m/s,=16的钢绳芯带式输送机，输送能力1600t/h，采用CST可控启动装置2套，实现头部双滚筒驱动，配YJS500-4型电动机2台，采用尾部重载车式拉紧方式。主斜井带式输送机选型计算主要技术参数见表8-1。表8-1 主斜井带式输送机主要技术参数项 目单 位参 数带宽mm1400运量t/h1600带强N/mmST2500 阻燃带速m/s4轴功率kW1207功率分配P1：P21 ：1胶带安全系数7.97驱动滚筒布置及个数头部双滚筒驱动滚筒直径mm1280驱动控制方式CST加鼠笼电动机电机台数及功率kW2800（防暴）减速器型号及速比CST750KV i=24.57 2台拉紧尾部重载车式拉紧2.运输能力验算矿井设计日产量为4847.22t，设计净提升时间为14h,平均每小时提升量为754.8t，小于主斜井胶带输送机提升能力。设计长壁大采高回采工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为2200t/h，主斜井输送机运输能力为1600t/h,两者之差为600t/h，在主斜井井底设置一垂直圆断面井底煤仓，坐落于主斜井底段，煤仓直径为8.0m，有效装煤高度为24.8m，容量为1800t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主斜井输送机可以满足瞬时最大出煤的运输任务。8.2.2副井提升设备选型1.选型依据工作制度：300d/a井筒倾角：19井筒斜长：890.75m提升方式：双钩串车车场形式：井上下均为平车场轨道中心距：1900mm轨距：900mm车辆：5t平板车，质量1.1t，装载3m3集装箱、材料架、油罐大件：掩护式液压支架（28t整体运输，特制平板车，质量2.93t）；连续采煤机成套设备不可拆最重件连续采煤机主机底盘质量32.8t（特制重型33t平板车，自重5.49t）。2.设备形式和规格1)钢丝绳：提升液压支架等重型设备，重载侧选用40NAT6V37S+FC1470ZZ/SS1046 680GB/T8918-1996型三角股钢丝绳1根；提升物料及下放液压支架，配重侧选用30NAT6T7+FC1670ZZ/SS627 351GB/T 16269-1996型面接触钢丝绳1根。其技术参数见表8-2。表8-2 钢丝绳技术参数项 目技 术 参 数型 号40NAT6V37S+FC1470ZZ/SS1046 680GB/T8918-199630NAT6T7+FC1670ZZ/SS627 351GB/T 16269-1996数 量（根）11直 径（mm）4030单位质量（kg/m）6.83.51抗拉强度（MPa）16701470破断拉力（kN）10466272)提升机选用2JK-3.5/28E型双滚筒矿井提升机，其技术参数见表8-3。表8-3 提升机技术参数项 目技术参数型 号2JK-3.5/28E滚筒直径（m）3.5滚筒宽度（m）1.7滚筒个数2缠绕层数2最大静张力（kN）170最大静张力差（kN）115减速器传动比28传动效率0.92变位质量（kg）26500最大速度（m/s）3.853)天轮：选用TSG3000/20型，天轮直径3m，天轮个数2个，变位质量781kg。4)电动机：选用YR5003-10型电动机，过载系数1.89，转动惯量58kg.m2。5)慢速提升设备由于矿井采用大型连续采煤机成套设备进行工作面快速掘进，其设备具有不可拆件质量重、尺寸大的特点，故增设一套慢速提升设备。选用特制SDJ-32型慢速提升机一台，选用36NAT6T7+FC1570ZS849 505GB/T 16269-1996型面接触钢丝绳1根，选用Y315L1-6型电动机。所选钢丝绳和提升机技术参数见表8-4、表8-5。表8-4 慢速提升钢丝绳技术参数项 目技术参数型 号36NAT6T7+FC1570ZS849 505GB/T 16269-1996数 量（根）1直 径（mm）36单位质量（kg/m）5.05抗拉强度（MPa）1570破断拉力（kN）849表8-5 慢速提升机技术参数项 目技术参数型 号SDJ-32卷筒直径（m）1.45卷筒宽度（m）1.5慢速提升牵引力（kN）322减速比262.76提升速度（m/s）0.2920.33快速提升牵引力（kN）30.31减速比33.04提升速度（m/s）2.322.618.2.3井上下人员运送为了井下人员和主斜井井筒设备检修人员上、下井的快捷、方便，在主斜井井筒内设置一套架空乘人器，其驱动部分设在井口，在井底机尾设拉紧装置。乘人器吊座间距为12m，运行速度1m/s，运送人员能力为300人/h。斜井架空乘人器的主要技术参数见表8-5。表8-5 架空乘人器主要技术参数序 号项 目规格及参数1乘人器绞车型号JCJ1.25-452绳轮直径(mm)12503钢绳型号、直径（mm）67-20.5-147-特-光-右交20.54最大圆周力（kgf）等速运转1800启动21605最大静张力比1.866最大静张力和（kgf）60007名义绳速（m/s）18电动机型号YB280S-6功率（Kw）45转速（r/min）9809减速器型号CWU12-6-F速比1610开式齿轮模数12齿数Z1=18 Z2=72传动比411总传动比649 矿井通风及安全9.1矿井概况、开拓方式及开采方法9.1.1矿井地质概况井田位于陕西韩城矿区最北端，距韩城市区35公里。行政区划隶属于桑树坪镇管辖。总观地貌形态为西北高、东南低的低山丘陵区，地表标高介于450480m之间，井田南北走向长度7.01公里,东西最大倾斜长2.36公里，全井田总面积为14.82平方公里。井田内煤层赋存稳定，可采煤层2层（3号、6号），主要可采煤层为3号煤层。井田可采储量约90.85Mt，矿年产1.2Mt，为大型矿井，服务年限为58.24a。本设计中只针对3号煤层。在井田范围内，3号煤层赋存稳定，平均倾角6，矿井相对瓦斯涌出量为平均35.6m3/t，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性。9.1.2开拓方式井田开拓采用斜井单水平带区式开拓，水平标高+280m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分五个带区，东区北翼为北一带区、西区北翼为北三带区；东区南翼为南二带区、西区南翼为南四带区。井田西区中央为中央带区。东区服务年限为28.5a，西采区布置与东区基本相同，服务年限为29.7a。9.1.3开采方法带区内布置一个大采高工作面保产，工作面长度210m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置五条顺槽，留大煤柱护巷，工作面回采后采用连采机房柱式回收煤柱。工作面一侧两巷之间护巷煤柱为30m，中间巷道间煤柱为20m。大采高工作面生产能力为4847.22t/d，每日推进度为5.19m，采煤机选用德国SL1000采煤机，截深0.865m，日进6刀。大采高工作面装备的部分机电设备见表9-1。表9-1 大采高工作面部分机电设备一览表地点机电设备名称容量1工作面SL1000采煤机21195 kw2工作面PF4-1132刮板输送机1400 kw3皮带顺槽PF4-1132转载机315 kw4皮带顺槽SST运输机1400 mm5工作面双柱掩护式支架10800 kN为了保证生产正常接替，前期东区安排两个独立通风的煤层平巷掘进头，后期东区安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个西区煤层大巷掘进头。9.1.4变电所、充电硐室、火药库井下大巷采用电机车运输，井底车场设变电所、充电硐室。带区内不设变电所。遇岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.1.5工作制、人数各工作面均采用四六工作制。井下同时作业的最多人数为400人，综采面同时工作最多人数55人。9.2矿井通风系统的确定9.2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：1矿井至少要有两个通地面的安全出口；2进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；3北方矿井，冬季井口需装供暖设备；4总回风巷不得作为主要行人道；5工业广场不得受扇风机的噪音干扰；6装有皮带机的井筒不得兼作回风井；7装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；8可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；9通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；10通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.2.2、矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：1自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。2经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-2。表9-2 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式 分区对角式优点初期投资较少，出煤较多通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；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通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件，水平标高为+280m。煤层为近水平煤层，分东区和西区，各布置两个带区，共五个带区。矿井年产量120万t，为大型矿井，井田走向长度大于7.01km，煤层倾角小，为近水平煤层，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性，瓦斯涌出量大，矿井风量很大。根据以上分析，确定技术可行的两个方案为：两翼对角式通风或中央分列式通风。下面进行经济比较：通过经济比较，两翼对角式通风方式和中央分列式通风方式相比：初期投资一样多，只是总费用稍多，但相差不大。而两翼对角式比中央分列式通风线路短、阻力小，通风总费用少，故确定该矿井采用两翼对角式通风方式。比较结果见表9-3。表9-3 各方案经济比较项 目中央分列式两翼对角式工程量m单价元/m费用(万元)工程量m单价元/m费用(万元)风井井筒（前期）3508438.8295.3583508438.8295.358风井井筒（后期）08438.802908438.8244.7252回风大巷（前期）620024131496.06620024131496.06回风大巷（后期）620024131496.06620024131496.06前期投资(万元)1791.4181791.418合计(万元)3287.4783532.20329.2.3、矿井主扇工作方式选择煤矿主扇的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：1抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，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压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，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，同时使通过主扇的一部分风流短路，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，则压入式主扇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、开采第一水平和低沼气矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。而矿井瓦斯涌出量大，需风量也大，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。9.2.4、带区通风系统的要求1带区通风总要求：1）能够有效地控制带区内风流方向、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带区通风的基本要求：1）每个带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1m/s；5）工作面回风流中沼气浓度不得超过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。9.2.5、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。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。结合本矿实际条件，工作面产量大，瓦斯涌出量大，单巷给工作面供风不能满足要求，故采用双巷进风，双巷回风，工作面通风可选的通风方式有：U形、Y形、偏Y形、H形等。针对本矿特点：1）带区内区段较长，沿空留巷比较难，且费用高，故不易选用Y形、H形通风方式。2）工作面生产能力大，瓦斯涌出量大，U形通风方式上隅角易形成瓦斯积聚，故不易选用U形通风方式。3）偏Y形通风方式工作面两侧均进风，回风侧的进风巷稀释瓦斯上隅角浓度，不会形成瓦斯积聚，故选用偏Y形通风方式。工作面进风侧布置两条进风巷，回风侧紧靠工作面也布置一条进风巷，再布置两条回风巷，共5条顺槽。3条进风，2条回风。巷道掘进采用连采机双巷或三巷掘进，区段煤柱也用连采机采用房柱式采煤方式回收煤柱，故工作面区段顺槽采用留煤柱护巷，靠近工作面的两巷之间煤柱留30m，中间巷道之间煤柱留20m。为偏Y形通风方式。9.3矿井风量计算矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，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，上下顺槽的风量乘以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。9.3.1工作面所需风量的计算每个采煤工作面实际需要风量,应按沼气(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。矿井瓦斯平均相对涌出量为35 m3/t，由于矿井产量大，绝对涌出量大，为满足通风要求，在开采前采取预抽瓦斯措施，以减少开采时的瓦斯涌出量。设计时矿井瓦斯相对涌出量按5 m3/t计算。1.按沼气涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按采煤工作面回风巷风流中沼气的浓度不得超过1的要求计算。即：Qai=100qgaiKai （9-1）式中： Qai第个回采工作面实际需风量，m3/min； Qgai该采煤工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，m3/min； Kai该采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai1.5；大采高工作面日产量：4847.22t；则： 瓦斯绝对涌出量：qgai=4847.225/（6024）=27.25（m3/min） 工作面需风量：Qa大=100qgaiKai=10027.251.5=4087.5（m3/min）取为：Qa大=4100（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，起温度和风速应符合下列要求，见表9-4。表9-4工作面温度()151518182020232326工作面风速(m/s)0.30.50.50.80.81.01.01.51.51.8按下式计算： Qai大=60VaiSai （9.2）式中： Vai回采工作面风速，取Vai=1.5m/s（查表61）； Sai第i个回采工作面平均断面积，对于大采高工作面 Sai=21.04m2；故工作面风量： Qa大=601.521.04=1893.6（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4m3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。故大采高工作面风量：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=4087.5（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0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。每个回采面：Qmin0.2560Sai（m3/min） （9.4）Qmax460Sai（m3/min） （9.5）式中： Sai第i个工作面的平均断面积m2对于大采高工作面：Sa大 =21.04m2 315.6m3/minQa大5049.6m3/min由风速验算可知，Qa大 =4100m3/min符合风速要求。9.3.2备用面需风量的计算按下式计算：Q备=0.5Q大（m3/min）。 （9.6）式中：Q备备用工作面所需风量，m3/min。所以：备用工作面所需风量为： Q备=0.54100=2050（m3/min）。9.3.3掘进工作面需风量矿井生产前期，为保证生产正常接替，在正常生产期间，东区安排两套独立通风的连采机煤层平巷掘进头，后期东区仍为两个独立通风的煤层平巷掘进头，但在西区增加一个煤层大巷掘进头。通风方式：由于采用连续采煤机掘巷，必须为双巷或三巷掘进。利用联络巷贯通，可自行形成风路，在无联络巷贯通时的独头段采用压入式局部通风机通风。各掘进工作面所需风量计算如下：1.按沼气涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1的要求计算。即：Qai =100qgaiKai （9.7）式中： Qai第个掘进工作面实际需风量，m3/min； Qgai该掘进工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，m3/min； Kai该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai1.5；掘进工作面日产量：1522.5t；则 瓦斯绝对涌出量：qgai=1522.55/（6024）=5.29（m3/min） 工作面需风量：Qa掘=100qaiKai=1006.21.5=793.5（m3/min） 取：Qa掘=1100（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 （9.8）式中： 4每人每分钟供给4m3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=1100（m3/min）9.3.4硐室需风量按经验值给风量： 机车检修、充电硐室：Q充=100（m3/min） 火药库：Q火=100（m3/min） 绞车房：Q绞=100（m3/min）矿井煤层为近水平煤层，辅助运输方式为电机车，带区内各工作面设备材料均可由运输设备运到各使用地点，故不仅在井底车场处布置各硐室，带区内也要布置硐室。9.3.5其它巷道所需风量其它巷道所需风量由下式计算： Qd600.25S4 （9.9）式中： S其它巷道平均断面面积，取S=20.3 m2； Qd =600.2520.34=1218（m3/min）取为：1400 m3/min9.3.6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：由下式计算：Q=KQ采+Q备+Q掘Q硐Q其它 （9.10）式中： Q矿井总风量，m3/min； K风量备用系数，取K=1.2； Q采大采高工作面所需风量，m3/min； Q备备采面所需风量，m3/min； Q掘掘进面所需风量，m3/min； Q硐硐室所需风量，m3/min； Q其它其它巷道所需风量，m3/min；则： Qmin=1.2(5000+2500+11002+300+1400)=13660（m3/min） Qmax=1.2(5000+2500+11003+300+1400)=14980（m3/min）2.根据矿井人数计算，按下式计算：Q=4NK （9.11）式中：N井下同时工作的做多人数，取N=400人； K风量备用系数，取K=1.5；则：Q = 4NK = 44001.2 = 2400（m3/min）两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为13660m3/min，在矿井通风困难时期为14980m3/min。9.3.7风量分配1.通风容易时期和困难时期的确定在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。其通风容易时期在北一带区正常回采期间，困难时期在北一、南二带区接替时期。在通风容易时期：北一区有一个回采工作面、一个备采工作面、两个连采机掘进工作面。在通风困难时期：北区同上，南区增加一个大巷掘进工作面。2.配风的原则和方法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，上下顺槽的风量乘以1.2。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。1）大采高工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，工作面进风侧顺槽风量为：Q进1=41001.2=4920m3/min工作面回风侧进风顺槽漏风系数按1.2计算：Q进2=9001.2=1080 m3/min2）准备工作面：Q备=20501.2=2460m3/min3）连采机掘进面：Q连掘=11001.2=1320m3/min4）大巷掘进面：Q掘=11001.2=1320m3/min5）机车检修、充电硐室：Q充=1001.2=120m3/min6）火药库：Q火=1001.2=120m3/min7）绞车房硐室：Q充=1001.2=120m3/min8）其它巷道：Q其它=14001.2=1680m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。井巷风速验算结果见表9-5。表9-5 井巷风速验算表井巷名称V（m/s）井巷名称V（m/s）1副斜井5.62副斜井5.622井底车场4.83井底车场4.833辅助运输大巷6.29辅助运输大巷6.294进风顺槽2.38进风顺槽2.385工作面3.90工作面3.96联络巷2.86联络巷2.867回风顺槽2.86回风顺槽2.868回风大巷一段4.14回风大巷一段3.999回风大巷二段5.22回风大巷二段5.2210回风大巷三段5.91回风大巷三段6.3111回风立井5.87回风立井6.449.4矿井通风阻力计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主扇之前，必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩檫阻力和局部阻力。摩檫阻力一般占通风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.4.1矿井最大阻力路线1通风容易时期开采北一带区第一分带（如图9.1）副井井口234589101119243831风井32地面；2通风困难时期开采北一带区最后一个分带（如图9.2）副井井口2344145464749576831风井地面； 图9.3通风容易时期网络图9.4通风困难时期网络9.4.2矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力：hfr =aLUQ2/S3 （9.12）式中： hfr巷道摩檫阻力； L、U、S分别是巷的长度、周长、净断面积； Q分配给井巷的风量； 各巷道的摩擦阻力系数。通风容易及困难时期风网图，（如图9.3，图9.4）计算结果见表9-6、表9-7。矿井通风阻力和见表9-8。表9-8风路总阻力容易时期困难时期阻力(pa)2096.022392.169.4.3矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：hrmin=1.2hrfmin （9.13）困难时期通风总阻力：hrmax=1.15hrfmax （9.14）式中： 1.2、1.15为考虑风路上有局部阻力的系数。 hrfmin、hrfmax是矿井通风困难和容易时期的阻力之和；则： hrmin=1.22096.02=2515.22 Pa（2940 Pa） hrmax=1.152392.16=2750.98 Pa（0.6，故通风容易与困难时期均选用同一型号的同步电动机。电动机的输出功率：Ne0=Nfimax/t （9.20）式中： Ne0电动机的输出功率； Nfimax通风机困难时期的输入功率； t传动效率，直接传动t=1；则：Ne0=1020/1=1020 kw电动机的输入功率：Nei=(1.101.15) Ne0/e （9.21）式中： Nei电动机的输入功率； Ne0电动机的输出功率； e电动机的效率，%；大中型同步电动机et=1； 1.101.15电动机的容量系数，轴流式风机取1.1则： Nei=1.101020=1122 kw根据电动机的输出功率和输入功率以及主扇要求的转速选择型号为TD173/39-12的同步电动机，其详细参数见表9-14。表9-14电动机参数时期型号功率kw电压（V）电流（A）转速rpm启动方式容易TD173/39-1212506000141500开启式困难12506000141500开启式9.6安全灾害的预防措施9.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1.回采和掘进工作面以及回风巷中，必须按规定定期检查瓦斯，如发现异常，必须按规定处理。2.盲巷、盲硐、片帮及冒顶处等容易积骤瓦斯的地点，必须及时处理。3.掘进应采用双风机，双电源和风电闭锁装置。4.掘进与回采工作面应安设瓦斯自动报警装置。5.大巷及装煤站应安设瓦斯自动报警断电仪。瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源。6.所有易产生煤尘的地点。必须采取洒水灭尘等防尘设备及除尘设施。7.井下风速必须严格控制，防止煤尘飞扬。井下所有煤仓和溜煤眼均应保持一定存煤，不得放空，不得兼作通风眼。8.综采工作面应采取煤尘注水。按照保安规程设计悬挂岩粉棚和防水棚。9.煤尘应定期清扫。巷道应定期冲刷，各个装煤站应进行喷雾洒水。9.6.2预防井下火灾的措施1.井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统。2.井下机电设备选用防爆型为原则。应加强机电设备的安装质量。并加强维修及管理。防止漏电及短路产生高温和火花。3.对自然发火的煤层，应加强煤炭与坑木的加收；加强密闭，及时密闭采空区；对停采线进行黄泥灌浆或喷洒阻化剂；分层开采还应在采区随采随注。4.二阻化剂防火：根据化验与实践，本矿各煤层均属自然发火煤层，自然发火期为68个月。据平顶山现有生产矿发火都是在工作面停采以后，在停采线或采线附近着火。针对以上情况。丁组煤层虽厚但一次采空。故仅对停采线附近喷洒阻化剂进行防火。对于其它厚煤层考虑黄泥灌浆。9.6.3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。图9.5通风机特性曲线10 设计矿井基本技术经济指标表10-1 设计矿井基本技术经济指标表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煤的牌号优质无烟煤2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m6.924煤层倾角38（ 平均6）5（1）矿井工业储量万t38784（2）矿井可采储量万t273526（1）矿井年工作日数d300（2）日采煤班数班67（1）矿井年生产能力万t/a120（2）矿井日生产能力t/d4847.228矿井服务年限a589矿井首采带区服务年限a2210井田走向长度m7010井田倾斜长度m236011瓦斯等级高瓦斯相对涌出量m3/t/d35.612通风方式分区式13（1）矿井正常涌水量m3/h532（2）矿井最大涌水量m3/h589.714开拓方式（指井筒形式、水平数目）斜井单水平15水平标高m28016（1）生产的工作面数目个1（2）备用的工作面数目个117采煤工作面年推进度m155718（1）移交时井巷工程量m35200（2）达产时井巷工程量m4820019开拓掘进队数个220大巷运输方式胶带输送机21矿车类型自制平板车22电机车1类型台数223设计煤层采煤方法大采高一次采全高24（1）工作面长度m210（2）工作面推进度m/月155.7（3）工作面坑木消耗量M3/千t0.6（4）工作面效率t/工80.9（5）工作面成本元/t32参 考 文 献1 徐永圻.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，20032 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，20003 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，20034 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，19975 东兆星、吴士良.井巷工程.徐州：中国矿业大学出版社，20046 钱鸣高、石平五.矿山压力及控制.徐州：中国矿业大学出版社，20037 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，19988 蒋国安、吕家立.采矿工程英语.徐州：中国矿业大学出版社，19989 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，200110 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，199411 能源部.煤矿安全规程.北京：煤炭工业出版社，199212 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，198413 刘吉昌.煤矿施工设计基础.太原：山西人民出版社，198314 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，199215 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，199316 林在康：风机装置性能图册，中国矿业大学出版社，200317 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，199718 章玉华.技术经济学.徐州：中国矿业大学出版社，199519 王德明.矿井通风与安全.徐州：中国矿业大学出版社，200520 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，200321 巷道断面图册.徐州：中国矿业大学采矿工程系，200822 井筒断面图册.徐州：中国矿业大学采矿工程系，200823 液压支架图册.徐州：中国矿业大学采矿工程系，200824 煤矿工业矿井设计规范.北京：中华人民共和国建设部，200525 中国采煤方法图集.徐州：中国矿业大学出版社，199026 综采技术手册.北京：煤炭工业出版社，200127 综采设备管理手册.北京：煤炭工业出版社，1994专题部分中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第113页煤与瓦斯共采技术现状及综述摘要：结合淮南矿区的煤层瓦斯赋存特征，对矿区矿井煤与瓦斯共采技术及相应的瓦斯抽放技术做出基本的介绍，并在系统回顾我国煤矿瓦斯综合治理技术发展, 分析我国瓦斯综合治理现状的基础上, 从安全矿山建设的视角, 提出了今后煤矿瓦斯综合治理发展战略是转变观念, 提高认识; 建立健全矿井瓦斯抽放和监测监控两个系统; 加大“先抽后采”力度; 强化技术管理。亟待解决的关键技术工作是加大新技术、新工艺研究力度; 加快科研成果向现实生产力转化;推进瓦斯综合治理示范工程建设; 加强基础研究, 推动瓦斯综合治理标准化建设。关键词：淮南矿区；煤与瓦斯采；先抽后采；安全矿山。1 绪论1.1引言瓦斯事故是最严重的矿井灾害之一。我国的煤矿瓦斯与煤尘爆炸事故、煤与瓦斯突出事故频繁发生，伤亡人数多，严重影响着煤矿的安全生产。目前，全国共有高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井约9000多处，占生产矿井总数的30%左右。建国50多年来，我国一次伤亡100人以上的特别重大事故共发生71次，仅瓦斯爆炸事故就达49起，占全部特别重大事故的69%。可以说，矿井瓦斯灾害防治工作不论是过去还是将来，一直是煤矿安全工作的重中之重。我国的瓦斯综合治理工作任重而道远。1.2现状1.2.1现状淮南矿区地处安徽省淮北平原的南部, 为我国高瓦斯矿区的典型代表, 煤炭资源500亿t, 瓦斯储量高达5928亿m3时, 按年开发煤层气量10亿m3计, 可持续发展500年以上。煤田内煤层气含量总体是东高西低, 以谢李深部为中心的东部区域煤层气含量最高, 西部的刘庄井田、谢桥井田煤层气含量较低。淮南煤田煤层气资源密度比较大, 都在1.42亿m3/km2以上, 最大可达4.05亿m3/km2。全煤田有三个高煤层气含量区：谢李区、潘集深部区、新集张集深部区。1.2.2瓦斯抽采技术现状目前在淮南矿区的瓦斯抽采技术主要分为两大类：采动煤岩移动卸压抽采瓦斯技术、原始煤层强化抽采瓦斯技术, 通过采用这两类技术, 在矿区推广实施了煤与瓦斯共采, 取得了显著效果。(1) 采动煤岩移动卸压抽采瓦斯技术这种技术主要包括在开采煤层顶板抽采瓦斯、在开采保护层卸压增透抽采瓦斯和在采动影响区地面钻井抽采瓦斯。开采煤层顶板抽采瓦斯在达到技术要求的条件下, 一条顶板抽采巷道可抽采瓦斯30m3/min，回采工作面瓦斯抽采率达到70%，开采保护层卸压增透抽采瓦斯技术主要通过开采远距离煤层上向卸压、近距离煤层下向多重卸压和急倾斜煤层平行卸压等一系列卸压增透技术, 施工穿层钻孔抽采卸压瓦斯地面钻并抽采瓦斯主要是利用下部煤层采动卸压增加上部煤层透气性, 通过地面钻井抽采采动影响区域煤层瓦斯, 目前矿区地面钻井单井抽采瓦斯量最高达2万m3 /d, 平均1.5万m3/d, 抽采浓度95%, 单井年抽采瓦斯300万m3。(2) 原始煤层强化抽采瓦斯技术原始煤层强化抽采瓦斯主要包括区域煤层钻孔抽采瓦斯技术、掘进巷道边抽边掘技术和深孔控制预裂爆破增透抽采瓦斯技术。 区域煤层钻孔抽采瓦斯技术包括顺层平行钻孔、顺层交叉钻孔和穿层钻孔, 在淮南矿区煤层条件下, 顺层钻孔布孔间距为3-5m, 穿层钻孔的布孔间距为7.5m。边抽边掘技术在掘进巷道两帮分别施工钻场, 从钻场内施工沿掘进方向的长钻孔抽采瓦斯, 同时在掘进迎头施工短钻孔抽采, 长钻孔的单孔瓦斯抽采量可达0.5m3/min, 掘进面的瓦斯抽采率达到25%以上。1.3我国煤矿瓦斯治理技术的发展及现状1.3.1煤矿瓦斯抽放技术自1952年抚顺龙凤矿建立抽放系统, 开始抽放瓦斯以来, 我国瓦斯抽放工作走过了半个多世纪, 瓦斯抽放技术的发展主要经历以下几个阶段。(1) 高透气性煤层抽放瓦斯阶段。20世纪50年代初期, 在抚顺高透气性特厚煤层中首次采用井下钻孔抽放瓦斯, 获得了成功, 解决了抚顺矿区高瓦斯特厚煤层开采的关键技术问题。在煤层透气性远远小于抚顺煤田的其他矿区采用类似的方法抽放瓦斯时, 未能取得抚顺矿区的抽放效果。(2) 邻近层抽放瓦斯阶段。20 世纪50 年代末, 采用井下穿层钻孔抽放上邻近层瓦斯在阳泉矿区获得成功, 解决了煤层群开采首采煤层工作面瓦斯涌出量大的问题, 且认识到利用采动卸压作用对未开采的邻近煤层实施边采边抽, 可以有效地抽出瓦斯, 减少邻近层瓦斯向开采层工作面涌出, 该技术在具有邻近层抽放条件的矿区得到广泛应用, 取得了较好的抽放效果。(3) 低透气性煤层强化抽放瓦斯阶段。在低透气性高瓦斯和突出煤层, 采用常规钻孔抽放瓦斯技术效果不理想。为此, 从20世纪70年代开始, 国内试验研究了煤层中高压注水、水力压裂、水力割缝、松动爆破、大直径钻孔多种强化抽放技术; 90年代又试验研究了网格式密集布孔、预裂控制爆破、交叉布孔等抽放新技术。网格式密集布孔在煤矿得到了应用, 但多数方法因工艺复杂、实用性差等问题, 在煤矿未能得到广泛应用。(4) 综合抽放瓦斯阶段。20 世纪80 年代开始, 随着机采、综采, 尤其是放顶煤采煤技术的应用, 采掘速度加快、开采强度增大, 工作面瓦斯涌出量大幅度增加。为了解决高产、高效工作面瓦斯涌出问题, 开始实施综合抽放瓦斯, 即在时间上,将预抽、边采边抽及采空区抽放相结合; 在空间上, 将开采层、邻近层和围岩抽放相结合; 在工艺方式上, 将钻孔抽放与巷道抽放相结合、井下抽放与地面钻孔抽放相结合、常规抽放与强化抽放相结合。实施综合抽放瓦斯方法, 最大限度提高瓦斯抽放率。1.3.2煤与瓦斯突出防治技术随着1953年抚顺煤炭研究所的成立, 我国煤与瓦斯突出防治技术研究开始起步, 其技术发展大致分为以下几个阶段。(1) 安全防护措施阶段。20世纪50年代, 防突技术研究以安全防护措施为主, 目的是保证一旦煤与瓦斯突出发生时, 避免造成人身伤亡事故, 提出的主要防突措施有震动放炮, 即在施工人员远离工作面的条件下, 利用爆破作用, 使工作面前方煤体应力和瓦斯动力状况突然改变。目前, 震动放炮是石门揭煤主要安全防护措施。(2) 防突措施阶段。20世纪60年代开始, 北票、中梁山等矿务局全面开展开采保护层的工业试验, 并取得了较好的防突效果。70 年代末, 全面开展局部防突措施研究, 试验提出了超前钻孔、松动爆破、煤层注水、水力冲孔、水力冲刷、金属骨架等多种防突措施, 目前超前钻孔和松动爆破措施是突出煤层开采应用最为广泛的局部防突措施。(3) 突出预测阶段。1979 年, 煤科院抚顺研究所与北票、白沙矿务局合作, 在我国首次提出用于掘进工作面突出预测的钻屑解吸指标法及解吸指标h2、钻屑量指标S; 1984年煤科院重庆研究所提出了钻屑解吸指标K1值。20世纪80年代, 国内从事瓦斯治理研究的科研院所都在从事突出预测科研工作, 突出预测技术在国家“七五”重点科技攻关中得到完善。(4) “四位一体”综合防突阶段。从1988 年开始, 以防治煤与瓦斯突出细则(以下简称细则) 的颁布为标志。该阶段将突出预测和措施效果检验纳入到防突工作中来, 全面实施包括突出危险性预测、防突技术措施、措施效果检验和安全防护措施的“四位一体”综合防突技术, 突出次数由20世纪80年代的年突出千次, 降低到200300次/ a。1.3.3瓦斯综合治理现状我国瓦斯治理技术经过50多年的努力, 尤其是经过“六五”至“十五”期间国家重点科技攻关, 瓦斯防治技术取得了长足进步。在瓦斯抽放方面, 国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局先后提出“先抽后采、以风定产、监测监控”瓦斯治理十二字方针和“多措并举、应抽尽抽、抽放平衡”三项基本准则, 国务院办公厅出台了关于加快煤层气(煤矿瓦斯) 抽放利用的若干意见, 国家发改委联合七部委、局出台了“煤矿瓦斯治理与利用实施意见”, 国家安全生产监督管理总局及时颁布了“煤矿瓦斯抽放基本指标”和“矿井瓦斯抽放规范”等标准。国家的高度重视,使我国煤矿瓦斯抽放得到了前所未有的发展, 目前国有重点煤矿的286处高瓦斯、高突矿井中, 已有264处建立了抽放系统, 2006年抽放量达到26114亿m3 , 有10个企业抽放量超过1亿m3。在突出防治领域, 已经形成了一整套的从预测、措施、措施效果检验到安全防护措施的“四位一体”综合防突技术体系, 配套有一系列的预测方法、防突技术措施及其装备, 防突工作贯穿于从地质勘探、新井建设、生产矿井新水平、新采区开拓延深, 到工作面掘进和回采整个矿井建设、开采过程, 取得了较好的防突效果。但是, 我国瓦斯综合治理距煤矿安全生产的要求还有相当大的差距, 煤矿瓦斯事故多发的不利局面有待根本扭转。2 我国瓦斯综合治理存在的主要问题我国瓦斯防治技术尽管起到了很好的瓦斯治理效果, 但仍难以满足采矿技术进步和矿井集约化开采的需要, 存在的突出问题主要有以下几个方面。2.1安全管理技术方面(1) 安全管理薄弱, 低瓦斯矿井事故多发。一些煤矿企业瓦斯管理人员人才严重缺乏, 日常瓦斯管理得不到重视, 低瓦斯矿井瓦斯爆炸事故多发是很好的例子。2003年, 大同市杏儿沟矿绝对瓦斯涌出量为3199 m3 /min, 相对瓦斯涌出量为2162m3 / t, 发生瓦斯爆炸事故, 死亡43人; 2004年河南新生二井绝对瓦斯涌出量不到2 m3 /min, 长时间停电造成瓦斯积聚, 电缆短路引起瓦斯爆炸, 造成33人的特别重大死亡事故。2005年, 在我国发生的39起重大瓦斯事故中, 低瓦斯矿井发生18起, 占4612%。(2) 安全技术管理薄弱, 瓦斯抽放工程、防治突出措施的针对性不够。自实施了“四位一体”的综合防突以来, 防突效果是明显的, 但突出事故时有发生, 措施的针对性不够是一个重要原因。在突出预测方面, 大多数突出矿井未进行敏感指标研究; 细则明确要求预测指标临界值根据矿井自身实测资料确定, 而细则已经颁布了20 年,大多数矿井无自己的指标临界值; 矿井的开采采区、水平都变更了, 但超前钻孔、松动爆破的有效排放半径未重新进行实际测定, 并及时修改防突设计; 瓦斯抽放设计无根据自身煤层条件实际测定的钻孔抽放量、合理预抽期、有效抽放半径等重要技术参数。上述技术管理的不到位, 使措施的针对性差, 必然导致抽放设计不合理、瓦斯抽放率低、预测指标无效、防突措施失效, 最终在采取措施后发生瓦斯事故。(3) 采、掘、抽关系紧张, 难以满足“先抽后采”的需要。确保抽放时间是保证瓦斯抽放率的基本要求。据焦作、鹤壁、平顶山等矿区的统计, 工作面预抽瓦斯时间最长为8个月, 最短仅为1个月, 平均只有313 个月。由于抽放瓦斯时间短, 导致采、掘、抽关系失调, 尤其是突出矿井,根本没有足够的预抽瓦斯时间, 导致抽放率低。2006年全国煤矿抽放率不到20% , 国有重点煤矿已建立抽放系统的矿井, 多数抽放率不足30%。(4) 安全投入不足, 新技术推广力度不够。安全投入是瓦斯综合治理至关重要的环节, 淮南矿业集团公司瓦斯治理成效显著, 重要的一点就是大力推进技术攻关, 形成了煤与瓦斯共采的工程技术体系。但一些企业的领导, 尤其是低瓦斯矿井, 对瓦斯综合治理的重要性认识不足, 不注重瓦斯治理安全投入, 致使矿井瓦斯治理技术落后、装备陈旧、专业人才匮乏, 系统防灾抗灾能力低下, “四位一体”综合防突措施难以得到真正落实。(5) 基础研究工作薄弱, 瓦斯管理标准、规范难以满足开采技术发展要求。2005年以来, 国家安全生产监督管理总局及时出台了一系列瓦斯抽放标准, 为瓦斯抽放技术的发展提供了技术支撑。但应该看到, 我国煤矿开采技术发展很快, 尤其是放顶煤和高效集约化开采技术的应用, 巷道掘进长度已经达到4 000 m, 而瓦斯涌出量预测、煤与瓦斯突出预测等技术仍然是20世纪8090年代传统开采方式下研究提出的方法, 导致新标准、新规范可操作性不够, 难以满足新技术、新工艺的要求。2.2瓦斯治理技术方面(1) 高瓦斯、突出矿井开采机械化水平低, 系统安全可靠性低。高瓦斯矿井由于工作面瓦斯涌出量大, 抽放工程又跟不上, 工作面产量受到限制,加上地质条件复杂, 采煤技术水平又受到限制; 煤与瓦斯突出矿井由于没有与机掘、综采等先进采掘工艺相配套的防治突出措施, 采掘工艺多数为炮掘、普采, 个别采用综采、综掘的国有重点煤矿,其采、掘能力也无从发挥。其结果是在同等矿井生产能力下, 同时生产采掘面增多, 矿井通风系统复杂, 生产系统安全可靠性低。(2) 对“先抽后采”认识不足, 没有真正做到“先抽后采”。部分煤矿片面强调煤层透气性低, 迄今未实施开采层预抽煤层瓦斯, 尤其是突出矿井, 在1996年全国煤矿安全工作会议时就提出“突出煤层不抽放瓦斯, 不准开采”, 瓦斯治理的“十二字方针”的第一条就是“先抽后采”, 除个别煤矿有管理人员技术水平因素外, 对瓦斯“先抽后采”认识不到位是重要因素; 一些煤矿虽然进行了预抽煤层瓦斯, 但预抽时间短, 应付检查,在执行“先抽后采”上打了折扣。(3) 制约瓦斯综合治理技术发展的重大关键技术难题有待突破。经过多个五年计划的国家重点科技攻关, 瓦斯治理技术有了长足进步, 但象松软突出煤层水平长钻孔打钻工艺技术、低透气性煤层增透强化抽放技术、工作面前方构造探测技术、煤与瓦斯突出非接触连续预测及预警技术、机掘、机采面适用防突措施等关键技术亟待突破。(4) 实施突出预测、防突技术措施占用时间长, 突出煤层掘进速度慢。目前在突出矿井应用的突出预测方法多为接触式钻孔法, 需要在工作面打钻测定预测指标, 尤其是在回采面, 由于工作面长度大, 预测工程占用时间和空间, 影响采掘进度;目前应用最为广泛的超前钻孔措施, 实施一次措施至少要进行23 d, 个别突出矿井甚至用一周的时间, 必然制约掘进速度。目前我国严重突出煤层月进尺仅4050 m, 有的突出矿井仅1020 m /月,导致采掘严重失调, 瓦斯治理处于被动局面。(5) 瓦斯抽放钻孔工程量不足, 封孔质量差。除顶板巷道抽放技术外, 抽放钻孔是瓦斯抽放的重要工程, 据焦作、鹤壁、平顶山、淮南、淮北、铁法等矿区的不完全统计, 吨煤钻孔平均01018 m,钻孔工程量不足是导致瓦斯抽放率偏低的主要原因之一。目前, 我国约有2 /3的抽放瓦斯矿井采用水泥砂浆封孔, 甚至开采近水平或缓倾斜煤层的矿井也采用水泥砂浆封孔, 封孔长度短, 密封质量差,是导致抽放浓度低, 抽放系统不能充分发挥效益的关键因素。3 瓦斯综合治理发展战略(1) 转变观念, 提高对瓦斯综合治理工作的认识。瓦斯问题不仅关系到职工的生命安全, 同时关系到社会稳定, 不仅是煤矿安全问题, 更是重要的社会政治问题。既要认识到瓦斯治理工作的紧迫性和艰巨性, 又要认识到瓦斯可防、可控、可治、可用。尤其是要提高对瓦斯抽放的认识, 将瓦斯抽放提到生命工程和资源工程的高度, 采取多种手段,标本兼治、重在治本。煤矿负责人培训, 除业务专业素质培训外, 要进行必要的政治素质培训, 要讲政治, 要认识到抓好瓦斯综合治理就是在煤矿落实科学发展观、建设和谐社会, 要始终将瓦斯治理放在煤矿安全工作的首要位置。(2) 建立健全矿井瓦斯抽放和监测监控两个系统, 建设本质安全矿山。瓦斯治理是一项系统工程, 涉及到通风、机电、采掘工艺等各个环节, 因此必须从治本着眼, 从系统着手, 提高工作面单产和煤巷掘进速度, 淘汰落后的煤矿生产方式, 合理简化矿井采、掘、通风系统, 构建安全、高效集约化开采模式。对符合煤矿安全规程规定必须建立和根据安全需要应该建立抽放系统的煤矿企业, 必须建立抽放系统并有效运行; 对已建立抽放系统的国有重点高瓦斯和突出矿井,提升抽放装备水平, 提高抽放能力和抽放效果。抽放系统按照“大管径、低阻力、大流量、多回路”的原则, 选择高负压、大流量水环式真空泵, 国有重点煤矿企业应积极建立高、低浓度分开抽放系统。配备煤矿安全监测系统的煤矿企业要严格执行煤矿安全规程的相关要求, 积极做好安装、维护、校验等工作, 保证监测系统的有效运行。(3) 加大“先抽后采”力度, 实现煤矿瓦斯治理由“被动治到主动防”的根本转变。坚持“安全第一、预防为主、综合治理”安全生产方针,坚持“先抽后采、以风定产、监测监控”瓦斯治理十二字方针和“应抽尽抽、多措并举、抽放平衡”的瓦斯抽放基本准则, 积极实施“可保尽保、应抽尽抽、先抽后采、煤气共采”的瓦斯综合治理战略, 牢固树立“抽放瓦斯是发展生产力、保护生命、保护资源、保护环境”的先进理念, 依靠科技进步, 实现采煤采气一体化、地面与井下抽放一体化, 瓦斯抽放和利用一体化, 建立、健全瓦斯抽放激励机制, 全面实施“先抽后采”, 实现煤矿瓦斯治理由“被动治到主动防”的根本转变。(4) 强化技术管理, 切实提高瓦斯综合治理的针对性。“装备是基础, 技术是手段, 管理是关键”。煤矿安全规程是确保煤矿安全生产的法规性文件, 要把煤矿安全规程落实到生产管理的全过程, 尤其是落实到一线管理过程中。防治煤与瓦斯突出细则是煤矿瓦斯治理的重要技术性文件, 在落实细则要求的同时, 要加强矿井地质工作, 准确掌握煤层构造变化, 及时把握瓦斯涌出规律, 制定和实施各种防范措施。防突措施技术参数要经过实际测定, 钻孔施工参数要严格验收, 关键是要形成一整套的从参数测定到措施设计、施工、监督、检查机制。通过安全生产管理机制建设和创新, 切实提高瓦斯综合治理的针对性。4 瓦斯综合治理关键技术工作(1) 加快新技术、新工艺研究力度, 实现瓦斯综合治理跨越式发展。发挥煤炭科学研究总院、国家瓦斯治理工程中心、国有重点煤矿企业科技中心的科研骨干作用, 走产、学、研相结合的路子, 加大瓦斯先抽后采新技术、新工艺、新装备科研开发力度。积极开展松软突出煤层水平长钻孔打钻技术、低透气性煤层快速高效增透强化抽放技术、工作面前方构造探测技术、机掘、机采面适用防突措施、地面羽状钻孔钻进技术、地面钻孔钻进固孔技术等关键技术攻关研究; 加快巷道瓦斯涌出特征、声发射监测技术、电磁辐射监测技术等工作面非接触连续预测及预警技术研究进度; 进行工作面前方构造连续探测, 并将信号并入矿井安全监测系统实现连续监测技术的创新性研究。通过理论及工艺技术攻关研究, 实现瓦斯综合治理的技术突破。(2) 积极推广先进、实用技术, 加快科研成果向现实生产力转化。坚持一手抓科技创新, 一手抓技术推广。煤矿企业, 应积极筹措资金, 加快科技成果转化为现实生产力的进度。国有重点煤矿企业要充分发挥煤炭行业新技术应用引领作用, 积极推广定向水平长钻孔抽放瓦斯技术、预裂爆破提高煤层透气性技术、全矿井综合监控技术、地面钻孔预抽技术、穿层网格钻孔大面积预抽瓦斯技术、沿层交叉钻孔预抽瓦斯技术、应用保护层卸压作用抽放瓦斯技术等先进、成熟、适用技术。(3) 典型引路、集成推广, 推进瓦斯综合治理示范工程建设。选择复杂、高瓦斯煤层群、集约化开采矿井, 建设高效开采的瓦斯抽放与利用示范工程; 选择严重突出矿井, 建设突出矿井瓦斯综合治理与利用示范工程; 选择具有煤矿瓦斯综合治理研发能力煤矿企业, 建设瓦斯综合治理与利用技术产学研基地示范工程; 选择有条件的矿区, 建设煤气开采一体化示范工程; 选择技术力量较强矿井, 建设瓦斯综合治理标准化示范工程。(4) 加强基础研究, 推动瓦斯综合治理标准化建设。积极开展煤与瓦斯突出机理、煤层气富集探测方法、煤层瓦斯含量测定、煤层透气性测定等基础理论研究, 开展放顶煤开采、高效集约化开采工作面瓦斯涌出机理的基础研究; 积极开展煤层瓦斯赋存、煤与瓦斯突出的地质构造控制机理研究。在理论研究工作的基础上, 完善瓦斯抽放、利用、控制等标准、规范, 出台可操作性强的执行细则, 为建设瓦斯综合治理标准化矿井提供技术支撑。4.1利用矿井通风系统优化治理矿井瓦斯依据瓦斯在井巷风流中的运移扩散方式，以及采面隅角瓦斯积聚的成因分析，通过矿井通风系统优化、改变回采工作面通风方式等技术措施和手段，进行矿井瓦斯的综合治理与研究。图4.1 矿井通风系统危险性综合性评价4.1.1矿井通风系统减阻增风优化技术生产矿井的通风系统通常是随着井下采场的变化而不断变化的。一个矿井的通风系统往往在某一阶段是合理的，而在新的生产阶段则可能又是不科学、不合理的。生产矿井通风系统是否合理有效，也是决定矿井瓦斯防治技术是否合理与有效的前提和基础。经常对生产矿井通风系统进行分析、评价，并依据所确定的优化方案进行及时改造，对于保持矿井正常通风，保证井巷、采面隅角及采空区瓦斯处在规程允许浓度以内则是至关重要的。另外，应用矿井通风系统危险源辨识与控制技术可以及时发现生产矿井通风系统中存在的现实问题。例如，我们可以通过对生产矿井通风系统优化评判指标的选择与计算，确定矿井在某一时期的优化方案;对其进行调整和改造后，则不仅能够解决通风系统问题，而且也可为矿井瓦斯治理工作提供技术帮助。如此经过“优化-改造-再优化-再改造”的周而复始，便可以形成一个闭环链条安全系统，以随时解决矿井生产中出现的各种问题，有效的防止矿井瓦斯的积聚和超限。4.1.2利用危险源辨识与控制技术进行通风优化改造随着我矿开采深度不断加深，矿井通风系统日趋复杂。矿井在深部开采时其煤层瓦斯含量高、地温高，加上原有巷道断面小，通风阻力大，矿井风机老化，致使矿井通风工作日趋困难。为解决目前矿井通风系统存在的困难和问题，我们开展了“利用危险源辨识与控制技术对矿井通风系统进行改造”的技术分析和研究。4.1.3危险源辨识和控制技术的应用从2001年下半年开始，对矿井通风系统危险源进行了辨识，共查出I级危险源3处，H级危险源11处。这些危险源除个别是管理不善和装备设施不全造成的外，主要是矿井风量不足和通风阻力大。特别是发现矿井南翼各采区，随着生产采场的逐步延深，通风路线不断增加，矿井南翼通风阻力也随之增大，通风阻力最高时达4400Pa以上，矿井南翼通风系统风量与阻力配置不够合理的问题，比较突出，主要通风机始终在高负压下运行，造成通风机的能耗大，效率低，给矿井通风系统的稳定与安全带来威胁，从矿井南翼通风机性能测定曲线见图4.3可知，矿井工矿点也不尽合理。如不彻底解决，将给安全生产带来较大隐患。4.1.4矿井通风系统方案优化的评判指标针对排查出的危险源及矿井通风系统阻力过大的基本问题，需进行必要的优化和改造。当前，由于南翼区域的煤炭储量有限，其服务年限仅为巧年左右，因此，在对矿井南翼通风系统优化改造的过程中依据技术可行、经济合理、安全可靠的基本原则，经过深入分析和全面论证，我们确定了如下4个优化方案作:1)更换地面主要通风机实现矿井增风方案;2)地面主要通风机不改变，在井底车场附近回风巷内安设辅助通风机;3)地面主要通风机不该变，从10700顶大巷掘进并联回风巷，在井底车场附近安设辅助通风机;4)从回风巷至风井底掘并联巷道，并更换地面主要通风机。4.2利用改变采面通风方式治理瓦斯技术回采工作面多采用U型通风方式:而U型通风方式又极易在采面回风仁隅角造成瓦斯积聚。对此，我们在生产实践中，利用改变工作面通风方式的方法-一例如采用U十L型调压通风方式和J型通风方式，可有效的减少采面隅角瓦斯积聚和超限的实际问题。4.2.1采用U+L调压通风方式治理采面瓦斯利用矿井通风系统优化技术治理矿井瓦斯问题U+L回风巷和型尾巷通风系统如图4.2所示，它是由1条或2条进风巷、回采工作面、1条回风巷和1条回风尾巷构成的通风系统。图 4.2 U+L型尾巷通风系统U+L型尾巷通风系统，实质是在U型通风方式的基础上，在靠近回风侧的煤柱中再开掘一条与回风巷平行的巷道。该巷与回风巷之间利用许多联络巷相互连通，同时在联络巷内施工密闭。只有在采面推过后方可打开作为回风系统。因为它靠工作面尾部采空区进行通风，故称它为尾巷。这种通风方式具有如下特点:(1)该系统不仅解决了高瓦斯回采工作面及回风的瓦斯，在很大程度上解决了高瓦斯工作面回风上隅角的瓦斯。因为尾巷中的瓦斯浓度可以达到3%，因此上隅角和采空区的部分瓦斯直接以高浓度形式从尾巷中排出，从而减少了工作面风流和工作面回风风流的瓦斯。(2)采用该系统的关键就是尾巷联络巷之间的间距，一般在50-100m，要根据具体工作面的条件而定，因为工作面的顶板条件差别很大，一方面顶板垮落后，采空区岩石间孔隙大，漏风阻力小时，联络巷的距离可适当加大，相反则应减小。另一方面当工作面向前推进距尾巷联络巷越来越远，采空区顶板不断垮落，使采空区的漏风不断增加，尾巷风量就会越来越小，尾巷中的瓦斯浓度就会越来越大。既要保证工作面回风隅角瓦斯浓度不超限又要保证尾巷的瓦斯浓度不超限，就必须选择好联络巷间距。(3)U+L型尾巷通风系统也存在尾巷难以管理的问题:尾巷的瓦斯浓度很难控制在3%以下;尾巷的风速很难保证在0.5而s以上;尾巷的支护要尽量采用木棚、锚喷或锚网梁支护。4.2.2J型通风方式治理采面瓦斯1) J型通风方式的设计工作面运输顺槽作进风巷，轨道顺槽作回风巷，在工作面采过之后，专用沿空留巷保持与放水巷相通，在开切眼与放水巷相通处按2台瓦斯抽排风机，各连接一路风筒，将抽出的瓦斯送入采区专用回风巷中，在风机的负压侧安设风量调节装置，用于调节风筒内的瓦斯浓度。2)J型通风方式的巷道支护专用巷道采用小断面留巷支护，见图4.3。图 4.3 小断面留巷支护图3)J型通风方式的瓦斯排放规律J型通风方式中瓦斯排放巷的作用，关键是控制瓦斯浓度不超过(规程规定采用以下措施，控制专用排瓦斯巷内的瓦斯浓度，确保专用排瓦斯巷和风筒内瓦斯浓度在2.5%以下，见图4.10。实现节能和安全生产需要: (1)在工作面上隅角安设瓦斯传感器，监测沿空留巷入风口的瓦斯浓度;(2)改变专用排瓦斯巷的风阻和风压，调节进入专用瓦斯巷的风量，控制瓦斯浓度;(3)改变风筒直径，调节风筒风阻，控制风筒风量;(4)改变两台风机的运行组合，改变供风风压。图 4.4 专用排瓦斯巷瓦斯浓度沿巷道长度变化规律4.3矿井瓦斯技术管理体系建设与创新近年来，为消除矿井瓦斯隐患，防治矿井瓦斯事故的发生，我矿曾先后投入了大量人力、物力和财力，使矿井总体技术装备水平有了很大提高，在本文的第三、四两章，也主要针对矿井瓦斯管理的重点区域，特别是整个矿井通风系统、工作面上隅角采空区以及瓦斯积聚地点，研究实施了部分较为先进的治理技术，形成了一套较为完善的矿井瓦斯管理体系，并在实践应用中广泛实践和应用，并取得了良好的效果。尽管如此在矿井的生产过程中，重大瓦斯隐患与瓦斯事件仍有发生，究其原因，特别是通过对矿井巧年来有记录可查的2700多次瓦斯报警统计研究，表明约有1.72%矿井瓦斯超限报警发生在回采工作面以外的其他地点，因此有必要对这些瓦斯超限报警的原因进行分析和研究，找到这些瓦斯超限报警的根源和解决办法，实现与先进的技术管理手段进行整和，从而建立起适应技术发展的新要求的全方位、立体式综合瓦斯技术管理体系，使我矿瓦斯安全状况得到根本好转。4.4减少瓦斯超限报警的技术管理体系建设4.4.1瓦斯超限报警原因分析经长期观测研究，能够引发矿井瓦斯超限报警的原因主要有如下的六种情况:（1）矿井地质构造变化与瓦斯赋存量大小影响煤岩地质条件变化以及煤系地层中瓦斯固有赋存规律的变化，是引发生产过程中瓦斯超限报警的关键因素。经过对瓦斯超限报警情况的认真分析和研究表明，受地质条件影响，在矿井井田内的不同区域位置处的瓦斯赋存量存在着明显的差异，其大致规律是:在井田由南向北的方向上，随着煤炭变质程度的不断加深，煤层及围岩的瓦斯赋存量则明显减少，由此瓦斯超限报警次数由南向北也明显减少。 (2)矿井动力现象的引发在矿并生产过程中，主要有如下的三种情况能够诱发矿井瓦斯动力现象的发生:一是工作面初次来压或周期来压期间，工作面密集后直接顶和老顶顶板的大面积垮落，对工作面采空区内部以游离状态形式存在的瓦斯形成了重点冲击，并因此造成采空区瓦斯在短时间内大量涌入工作面回风流中:二是巷道受冲击地压或采动影响的过程中，突然发生冒顶、片帮，造成井巷通风断面急剧缩小，使工作面风量迅速减少;三是工作面遇地质构造带、瓦斯异常带、揭露煤层时，由于地应力和瓦斯原始应力的突然变化，导致瓦斯大量释放。这三种情况均能引起采掘工作面瓦斯超限报警情况。(3)放炮制度执行不到位在同一工作面，瓦斯赋存及涌出规律具有相对稳定性，但不是一成不变，只有严格执行放炮管理制度和“一炮三检”制度，不断强化对现场瓦斯、地质情况的观测，掌握好放炮个数与间隔时间，方可有效地减少矿井内部的瓦斯超限报警次数。统计数据表明，在放炮期间诱发的瓦斯超限报警次数占矿井瓦斯超限报警总次数的35.4%，其中由于放炮制度执行不严、不细引发瓦斯超限报警的又占总数的50%以上。经分析认为这其中最主要的原因是由于一次放炮个数多、间隔时间短，瓦斯大量涌出，短时间内得不到稀释。(4)工作面实行不适当的串联通风在某些情况下，掘进工作面需要将其回风经常的引入到回采工作面中去。在这样的情况下，一方面由于工作面实行串联通风，瓦斯报警浓度降为0.5%，不易引起有关人员的注意和重视，往往现场发生瓦斯报警而不觉察;另一方面回采工作面由于引入了乏风，被串工作面瓦斯浓度均较正常情况下明显升高，故易发生瓦斯报警。(5)瓦斯传感器显示数据不准在井下实际使用过程中，瓦斯传感器每1.0%允许超差为0.1%。但现场却往往操作不当、调校不准、标校气体混入其他气体等原因，瓦斯传感器可能发生较大超差，并超过了允许范围。据统计，矿井28.2%的瓦斯报警浓度值都在1.0%-1%之间。(6)管理人员不到位以及人员素质差作业人员图省劲、怕麻烦，违章作业，造成工作面风流短路或紊乱，往往易引起瓦斯积聚与超限等。4.4.2减少瓦斯报警的主要技术方法1)炮眼预测预报法瓦斯检查员每班至少三次对工作面炮眼内的瓦斯浓度进行测定(用100%的光学瓦斯鉴定器进行鉴定，深入炮眼内的深度不低于0.8m)，当该地点炮眼内瓦斯浓度大于10%，即纳入重点管理范围;当炮眼内瓦斯大于50%时，规定工作面一次放炮个数不得超过2个，间隔时间不能低于3分钟，同时加强现场试验，以放炮后回风流瓦斯浓度不超过0.7%来重新核定放炮个数和间隔时间。2)报表分析预测法瓦斯监测日报表是全面反映矿井各工作面地点一天来瓦斯变化情况的重要途径，通过每天及时对瓦斯监测日报表进行全面的审阅和分析，对平均瓦斯浓度与往常变化较大及瓦斯最高浓度超过0.6%的地点，通过查看同一地点该天或某一时段与正常情况瓦斯变化曲线图，分析瓦斯变化原因，并及时到现场勘查，有针对性的采取强化瓦斯管理的措施，能有效消除瓦斯隐患。3)矿压预报、预测法由技术部门根据对回采工作面矿山压力显现观测情况，及时推算和确定工作面周期来压或初次来压的时间，并提前通知通防科和有关单位，工作面来压期间，“一通三防”人员重点盯靠，工作面提前停电，并对生产工序进行调整，避免来压期间从事放炮、生产等工作，杜绝采空区瓦斯大量涌出与工作面瓦斯大量释放发生“撞车”。4.4.3矿井瓦斯技术管理网络体系建设矿井瓦斯基础参数的研究、瓦斯涌出规律的探索、先进瓦斯治理方案的实施、合理化矿井通风系统建设、减少瓦斯超限报警等等都是矿井瓦斯技术管理体系建设的重要组成部分，通过对他们分析、整和，可使之形成一个有机的整体，一个指导矿井瓦斯灾害治理、现场瓦斯防治的有效整体。5 主要结论本文针对淮南矿区的具体条件，利用基础理论研究的数据进行了瓦斯涌出量、瓦斯抽放可行性、瓦斯运移积聚规律分析研究，掌握了相关的数据和参数，并在生产实践中结合基础参数的研究，进行了矿井瓦斯技术管理体系建设和应用方面的研究与实践，为解决治理瓦斯超限，确保矿井安全生产，提供了比较合理和优越的技术管理方法。1、工作面的瓦斯涌出不仅取决于煤层的赋存条件(如煤厚、煤层瓦斯含量、采深、煤层厚度、顶底板岩性、煤层间距、煤层透气性等)、还于开采技术条件(如采高、采煤方法、循环作业方式、工作面产量、推进速度、开采系统)、通风系统有关。瓦斯涌出是一个复杂空间的时变系统，各系统之间是一种非线形关系，瓦斯技术管理体系的建立必须结合具体的现场条件。2、通过对煤层瓦斯涌出量最大的煤层煤瓦斯基础参数的测试，重点测算和掌握煤层瓦斯压力、煤层透气性、煤层瓦斯含量、煤层瓦斯吸附常数、钻孔流量衰减系数等技术参数和资料，并对测定资料进行了深入细致的分析和研究，为制定矿井瓦斯治理措施和途径积累技术数据和资料，为采用大直径钻孔、长钻孔、交叉钻孔和密集钻孔抽放等强化抽放措施进行抽采煤层的瓦斯抽放工作以及建立临时抽放系统进行采空区抽放奠定了基础。3、针对瓦斯运移的规律和特点，结合瓦斯基础参数研究成果，重点分析研究采面上隅角等位置处的瓦斯迁移及积聚规律，并对瓦斯局部积聚成因进行分析和研究。在此基础上，利用FSWZ-11B型矿用塑料外电机抽出式轴流局部通风机、移动瓦斯抽放泵站进行隅角瓦斯治理研究;在采空区的瓦斯治理上，针对采空区高浓度瓦斯威胁矿井安全的实际，实施了顶板走向抽放采空区瓦斯、高位瓦斯抽放、利用尾巷排放邻近采空区高浓度瓦斯等先进技术方法，并巧妙地实践应用了钻孔排放采空区瓦斯等技术。4、经常对生产矿井通风系统进行分析、评价，并依据所确定的优化方案进行及时改造，对于保持矿井正常通风，保证井巷、采面隅角及采空区瓦斯处在规程允许浓度以内则是至关重要的。根据通风系统危险源辩识结果，对生产矿井通风系统优化评判指标的进行选择与计算，确定矿井在某一时期的优化方案;对其进行调整和改造，不仅能够解决通风系统问题，而且也可为矿井瓦斯治理工作提供技术帮助。如此经过“优化改造再优化再改造”的周而复始，便可以形成一个闭环链条安全系统，以随时解决矿井生产中出现的各种问题，有效的防止矿井瓦斯的积聚和超限。其主要内容包括矿井通风系统优化，回采工作面通风方式调整等，并重点对矿井南翼通风系统优化改造和治理瓦斯效果较好的U+L和J型回采工作面通风系统模式进行阐述、分析和论证。5、在重点解决工作面、隅角、采空区瓦斯技术管理体系的基础上，并根据发生在矿井其他一些地点的瓦斯超限报警，进行了全面分析研究，找到了根本原因和解决办法，从而丰富和发展了矿井的技术管理手段和体系，并在综合论证分析的基础上，建立了适合该矿实际的矿井瓦斯技术管理综合治理体系。矿井瓦斯技术管理体系的确立、建设和应用，能够为生产矿井中的瓦斯防治工作提供实时帮助，对进瓦斯管理水平的提高，遏制了瓦斯事故的发生，实现矿井的长治久安起到了积极的作用。主要参考文献1 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bolts subjected to the opening of individual rock joints. The development of the models has been based on the description of the mechanical coupling at the interface between the bolt and the grout medium for grouted bolts, or between the bolt and the rock for frictionally coupled bolts. For rock bolts in the pullout tests, the shear stress of the interfaces exponentially with increasing distance from the point of loading when the deformation is compatible across the interface. Decoupling may start first at the loading point when the applied load is large enough and then propagate towards the far end of the bolt with a further increase in the applied load. The magnitude of the shear stress on the decoupled bolt section depends on the coupling mechanism at the interface. For fully grouted bolts, the shear stress on the decoupled section is lower than the peak shear strength of the interface while for fully frictionally coupled bolts if is approximately the same as the peak shear strength. For rock bolts installed in uniformly deformed rock, the loading process of the bolts due to rock deformation has been taken into account in developing the model. Model simulations confirm the previous findings that a bolt in situ has a pick-up length, an anchor length and neutral point. It is also revealed that the face plate plays a significant role in enhancing the reinforcement effect. In jointed rock masses, several axial stress peaks may occur along the bolt because of the opening of rock joints intersecting the bolt.1. IntroductionRock bolts have been widely used for rock reinforcement in civil and mining engineering for a long time. Bolts reinforce rock masses through restraining the deformation within the rock masses. In order to improve bolting design, it is necessary: to have a good understanding of the behaviour of rock bolts in deformed rock masses. This can be acquired through field monitoring, laboratory tests, numerical modeling and analytical studies.Since the 1970s, numerous researchers have carried out field monitoring work on rock bolts installed in various rock formations. Freeman performed pioneering work in studying the performance of fully grouted rock bolts in the Kielder experimental runnel. He monitored both the loading process of the bolts and the distribution of his monitoring data, he proposed the concepts of “neutral point” “pick-up length” and “anchor length”. At the neutral point, the shear stress at the interface between the bolt and the grout medium is zero, while the tensile axial load of the bolt has a peak value. The pick-up length refers to the section of the bolt from the near end of the bolt (on the tunnel wall) to the neutral point. The shear stresses on this section of the bolt pick up the load from the rock and drag the bolt towards the tunnel. The anchor length refers to the section of the bolt from the neutral point to the far end of the bolt (its seating deep in the rock). The shear stresses on this section of the bolt anchor the bolt to the rock. These concepts clearly outline the behaviour of fully grouted rock bolts in a deformed rock formation. Bjonfot and Stephanssons work demonstrated that in jointed rock masses there may exist not only one but several neutral points along the bolt because of the opening displacement of individual joints.Pullout tests are usually used to examine the anchoring capacity of rock bolts. A great number of pullout tests have been conducted so far in various types of rocks. Farmer carried out fundamental work in studying the behaviour of bolts under tensile loading. His solution predicts that the axial stress of the bolt (also the shear stress at the bolt interface) will decrease exponentially from the point of loading to the far end of the bolt before decoupling occurs. Fig.1(a) illustrates the results of a typical pullout test. Curve a represents the distribution of the axial stress along the bolt under a relatively low applied load, at which the deformation is compatible on both sides of the bolt interface. Curve b represents the axial stress along the bolt at a relatively high applied load, at which decoupling has occurred at part of the bolt interface. Fig.1(b) shows the axial stress along a rock bolt installed in an underground mine drift. It is seen from this figure that the distribution of the axial stress along the section close to the borehole collar is completely different from that in pullout tests. However, along the section to the far end of the bolt, the stress varies similarly to that in pullout tests. The reason Fig.1 Distribution if the axial stress (a) along a grouted steel bar during pullout test, after Hawkes and Evan, and (b) along a grouted rock bolt in situ after sunfor these results is that bolts in situ have a pick-up length and an anchor length, while bolts in pullout tests only ha