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赵屋煤矿0.90 Mta新井设计 煤矿 0.90 Mta 设计

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中国矿业大学2011届本科生毕业设计（论文）中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计姓 名： 刘磊 学 号： 01070423 学 院： 矿业工程学院 专 业： 采矿工程 专 题： 设计题目： 赵屋煤矿0.90 Mt/a新井设计 指导教师： 鲁岩 职 称： 副教授 2011年 6月 徐州中国矿业大学毕业设计任务书学院 矿业学院 专业年级 采矿工程07级 学生姓名 刘磊 任务下达日期：2011年3月15日毕业设计日期：2011年3月20日至2011年6月09日毕业设计专题题目： 毕业设计题目：赵屋煤矿0.90 Mt/a新井设计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论文答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回 答 问 题正 确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩： 答辩委员会主任签字： 年 月 日学院领导小组综合评定成绩： 学院领导小组负责人： 年 月 日摘 要本设计包括三个部分：新井设计，专题部分和英文翻译。专题部分重点研究了矿采空区充填方法的选择及可行性分析。文章根据煤矿采空区当前的现实情况为出发点，提出了采空区充填的现实依据。但由于采空区的治理在国际上也属于难题，采空区的治理效果还不是很理想，采空区的有效治理仍任重而道远。采用全部充填工艺时一般不会形成采空区，因此推广应用该工艺，可以有效减轻采空区的治理压力。文章从点柱式膏体充填技术，覆岩离层注浆技术及采空区全部充填等不同角度对煤矿采空区的充填进行了研究。 一般不分是赵屋煤矿0.9Mt新井设计。赵屋煤矿位于山西省长治市壶关县境内，面积约17.226Km2，该矿距离长治市约37Km,长陵公路从井田中部由西向东穿过，距离太焦线长治站22km，交通较为便利。井田 内地形属于中低山区，主要山梁走向为北东-南西。井田总体地势为东高西低。但地面最高点位于井田西南角，海拔标高为1392.30m，最低点位于井田西北部的沟谷中，海拔标高为1103.00m，最大高差为289.30m。整体看来，本矿煤层地质条件简单，适合采用综合机械化采煤。设计本矿井采用走向长壁一次采全高方式开采。主采煤层为15号煤层，煤层倾角350，煤层厚度为2.7m。井田设计可采储量为2794.9万吨，设计服务年限为23.9年。矿井正常涌水量为90m3/h，最大涌水量为150m3/h，矿井绝对瓦斯涌出量为1.86m3/min，煤尘无爆炸危险性。矿井采用双斜井加回风立井单水平开拓，一矿一面，采用中央并列式通风方式通风。矿井实行四六制的工作制度。 翻译部分的主要内容为使用数值模拟的设计方法，通过程序的最优化设计得出深层煤层采区巷道留设小煤柱的技术，与锚杆支护技术的结合。关键词：近水平 ；单水平 ；采空区 ；充填 ；小煤柱ABSTRACTThis design can be divided into three sections: monographic study, general design and translation of an academic paper.The special subject research the choice of methods of mined-out area filling ore and feasibility analysis. Based on the reality of coal goaf current proposed as the starting point, the reality of mined-out area filling basis. But because of the governance in goaf on international problem, also belong to the governance of mined-out area the effect still is not very ideal, the effective governance mined-out area still lags. Using all filling process generally wont form the mine-out area, thus promoting mined-out area using this technology, can effectively reduce the governance pressure mined-out area. This article from the points column type paste filling technology, overburden grouting technology and goaf coal goaf various angles such as the filling is studied.General subject of is Zhaowu coal mines 0.9 Mt of a new well design. Zhaowu coal mine is in HuGuanxian Changzhi Shanxi Province, with an area of about 17.226 km2, about 37km distance away from changzhi city, changling road from the field through central from west to east, 22km away from TaiJiao rail way beside changzhi, traffic is convenient here. In low mountainous terrain belong to run, mainly for the north east - against toward the south west. For the general topography no.1 high west low. But the ground in southwest high elevation compartmentalized, altitude 1392.30 m, lowest is located in no.1 in the valleys, at northwestern 1103.00 m, the biggest elevation 289.30 m for altitude. As a whole, this mine coal seam geological conditions for using the comprehensive mechanized simple and coal. Design the longwall mine adopt to all in one high way mining. The Lord CaiMeiCeng for 15 coal seam, Angle 3 5, coal seam thickness of coal seam for 2.7 m. Field design recoverable reserves for 2794.9 tons, design services of schooling for in 23.9. Mine 90m3/ h for normal section, the maximum yield 150m3/ h, the mine for absolute gas flow-volume 1.86 m3 / min, coal-dust no explosion hazard. Mine with double slope add return air shaft, a single levels expanding side, use a central mine ventilation mode paratactic type ventilation. Mine the working system executes his system.The main content of translation part for the use of numerical simulation design methods, through the procedure that the optimal design of deep coal seam mining coal roadway a set of technology, with little bolting technical combination.Keywords: nearly level ; Single level ; Mined-out area ; Filling ; Small coal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交通位置11.1.2自然地理11.1.3地形地貌21.1.4水文情况21.1.5气候条件31.1.6地震资料31.2井田地质特征31.2.1井田地层概述31.2.2含煤地层概述41.2.3地质构造特征51.2.4水文地质特征51.3煤层特征71.3.1煤层赋存情况71.3.2煤质81.3.3煤层顶底板岩石的工程地质特征81.3.4瓦斯等级、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性92.1井田境界112.1.1井田境界112.2矿井工业储量122.2.1井田勘探类型、钻孔及勘探情况122.2.2矿井工业储量的计算及储量等级的圈定122.3矿井设计可采储量133 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限163.1矿井工作制度163.2矿井设计生产能力及服务年限163.2.1确定依据163.2.2矿井设计生产能力163.2.3矿井服务年限163.2.4井型校核174 井田开拓184.1井田开拓的基本问题184.1.1确定井筒形式、数目、位置184.1.2工业场地的位置194.1.3开采水平的确定及采区的划分204.1.4主要开拓巷道204.1.5开拓方案比较204.2矿井基本巷道264.2.1井筒264.2.2井底车场及硐室294.2.3主要开拓巷道314.2.4巷道支护325 准备方式采区巷道布置325.1煤层地质特征325.1.1采区位置325.1.2采区煤层特征325.1.3煤层顶底板岩石构造情况335.1.4水文地质情况335.1.5地质构造特征335.1.6地表情况335.2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345.2.3确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式345.2.4煤柱尺寸的确定345.2.5采区巷道的联络方式345.2.6采区接替顺序345.2.7采区生产系统355.2.8采区内巷道掘进方法355.2.9采区生产能力及采出率355.3采区车场选型设计365.3.1确定采区车场形式365.3.2采区主要硐室布置386 采煤方法386.1采煤工艺方式386.1.1采区煤层特征及地质条件386.1.2确定采煤工艺方式386.1.3回采工作面参数396.1.4回采工作面破煤、装煤方式426.1.5回采工作面支护方式436.1.6端头支护及超前支护方式446.1.7各工艺过程注意事项456.1.8回采工作面正规循环作业476.2回采巷道布置496.2.1回采巷道布置方式496.2.2回采巷道参数497 井下运输527.1概述527.1.1井下运输设计的原始条件和数据527.1.3矿井运输系统527.2采区运输设备选择537.2.1设备选型原则537.2.2采区设备的选型537.3大巷运输设备选择547.3.1运输大巷设备选择547.3.2辅助运输大巷设备选择548 矿井提升558.1概述558.2主副斜井提升558.2.1主斜井带式输送机558.2.2副井提升569 矿井通风及安全589.1矿井通风系统选择589.1.1矿井概况589.1.2矿井通风系统的基本要求589.1.3矿井通风方式的确定599.1.4主要通风机工作方式选择599.1.5采区通风系统的要求609.1.6工作面通风方式的选择619.1.7回采工作面进回风巷道的布置619.2采区及全矿所需风量629.2.1矿井风量629.3矿井通风总阻力计算679.3.1矿井通风总阻力计算原则679.3.2确定矿井通风容易和困难时期679.3.3矿井最大阻力路线679.3.4矿井通风阻力计算699.3.5矿井通风总阻力719.3.6总等积孔729.4选择矿井通风设备729.4.1选择主要通风机729.4.2通风机运行工况点参数739.4.3电动机选型749.5防止特殊灾害的安全措施759.5.1瓦斯管理措施759.5.2煤尘的防治759.5.3预防井下火灾的措施759.5.4防水措施7610 矿井基本技术经济指标76专题部分1 概述811.1采空区充填选择的背景及必要性812 岩层移动及地表沉陷的控制方法822.1 覆岩离层带注浆充填技术822.2 充填开采822.3 部分开采833 充填方法的应用研究833.1点柱式膏体充填833.1.1 采掘东西向煤巷。沟通工作面平巷，铺设充填管道843.1.2 “采一封一充”协调作业，形成膏体充填体与煤柱混合条带支撑体843.1.3 开采残留煤柱，形成膏体充填体和保护煤柱共存的点柱式支撑结构843.2 煤矸石与粉煤灰综合充填采矿技术843.2.1充填材料的物理化学组成853.2.2 输运系统工作原理853.2.3实验结果与分析863.2.4 输送过程中常见问题及对策873.3覆岩离层注浆充填883.3.1 工作面地质采矿与注浆概况883.3.2 地表减沉效果的观测883.3.3 覆岩破坏形态的连续观测893.4 快速复原式充填开采防治水技术933.4.1底板的赋存及水文地质特征933.4.2 底板阻水能力计算943.4.3充填工作面采煤方法及工艺943.4.4 充填施工工艺953.5 花管注浆953.5.1全充填压力注浆的机理和要求963.5.2 浆液正循环花管注浆与裸孔注浆对比963.5.3 浆液正循环花管注浆方案973.5.4 应用实例证明浆液正循环花管注浆法能保证治理质量983.5.5 钻探物探检查证明浆液正循环花管注浆法能保证治理质量984 充填法选择的可行性分析994.1 点柱式充填方法的可行性分析994.1.1 地表沉陷控制效果分析994.1.2 点柱式膏体充填采煤法优越性分析994.1.3 工程模拟预计分析1004.1.4 点柱式膏体充填采煤法存在问题1014.2 充填开采与煤矿安全的关系1014.2.1 充填开采工艺应用概况1014.2.2 充填开采对安全生产的影响分析1015 参考文献103翻译部分106致谢119 一般部分124中国矿业大学2011届本科生毕业设计（论文）1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1交通位置该矿位于壶关县百尺镇赵屋村西侧，行政区划属壶关县百尺镇管辖。井田呈不规则条带状，面积17.226km2。其地理坐标为:北纬355319-355412，东经1131139-1131410。该矿距长治市约37km，距壶关县约24km，长陵公路从井田中部由西向东穿过，距太焦铁路线长治站22km，距壶关县集店煤炭集运站30km，荫城(山西)林州(河南)公路从井田北部通过，距本矿8km，交通较为便利。详见交通位置图1-1。1.1.2自然地理井田位于太行山区，区内属低山丘陵地貌。井田内地形属中低山区，主要山梁走向北东-南西，井田总体地势为东高西低。但地面最高点位于井田西南角，海拔标高为1392.30m，最低点位于井田西北部的沟谷中，海拔标高为1103.00m，最大相对高差为289.30m。图1-1 赵屋煤矿交通位置1.1.3地形地貌矿区位于太行山区，区内均属山前丘陵地貌，地形山峦起伏、沟谷纵横、地势四周高、中部低、地表大部被第四系黄土覆盖。地面最高点位于井田西部，海拔1393m，最低点位于井田中部，标高为1160m。1.1.4水文情况矿区地表无河流，地表为南、西、北高，中间低，平时地表干涸无水，雨季地表水由西向东排出，沟谷多为“V”字型冲沟，若遇暴雨时节，常有洪流发生。1.1.5气候条件本区属东亚季风区大陆性气候，四季分明，夏季炎热多雨，冬季干寒。年平均气温8.7，最高气温7月份，平均气温为22.6，最低气温1月份，平均气温-6.4，无霜期160天。年平均降雨量570mm。气候干燥。最大冻土深度为0.39m。风向冬季多西北风，春夏季多东南风，最大风速26m/s。1.1.6地震资料据中国地震动参数区划图（GB18306-2001），本区属地震动峰值加速度0.05g区。据中国地震烈度区划图（1996），本区地震基本烈度为度。1.2井田地质特征1.2.1井田地层概述井田位于太行块隆中部，晋获褶断带的东侧，区域地层总体走向北北东，倾向北西，由东向西依次出露奥陶系、石炭系、二叠系等地层，第四系松散沉积物广泛覆盖于各时代地层之上，其地层主要特征见井田地层简表11。表11 井田地层简表界系统组段代号厚度（m）最小最大一般厚度（m）岩性描述新生界第四系Q0120浅红色亚粘土、浅黄色亚砂土及砂砾石层上古生界二叠系上统上石盒子组三段P2s3灰黄、黄绿、紫红色泥岩夹中粗粒砂岩，顶部夹有燧石层二段P2s2灰黄、黄绿色泥岩夹粉砂岩、砂岩一段P2s1杏黄色泥岩夹粉砂岩、砂岩下统下石盒子组P1x黄绿、杏黄色泥岩、粉砂岩夹砂岩，近顶部有透镜状锰铁矿山西组P1s灰白、灰绿色石英砂岩、粉砂岩、页岩及煤层（线）石炭系上统太原组C3t灰白、灰色薄层状中细粒石英砂岩、粉砂岩、泥岩及石灰岩、煤层（线）中统本溪组C2b2.88.9灰白色铁铝岩、粘土岩，底部见“山西式铁矿”下古生界奥陶系中统峰峰组O2f中厚层状豹皮灰岩、灰色薄层状白云质灰岩上马家沟组O2s上部灰黑色中厚层状豹皮状灰岩夹灰岩，下部为泥灰岩、角砾状泥灰岩下马家沟组O2x青灰色中厚层灰岩，下部为确砾状泥灰岩，底部为浅灰、黄绿色钙质泥岩寒武系下统O1青灰色厚层状白云岩，含燧石条带1.2.2含煤地层概述含煤地层主要为石炭系上统太原组（C3t）和二叠系下统山西组（P1s），含煤地层总厚124m，含煤1013层，煤层总厚13.87m，含煤系数11.99%，可采或局部可采煤层3层，分别3号、9号和15号煤层，其中3号、15号煤层区域上稳定可采，9号煤层较稳定，局部可采。矿区内出露地层主要为二叠系下统下石盒子组，山西组、石炭系上统太原组地层，第四系沿沟谷两侧大面积分布，主要为第四系更新统地层。结合井筒资料及邻区资料，将该区地层由老至新分述如下：1. 奥陶系中统峰峰组（O2f）为含煤地层基底。该组岩性主要由中厚层状石灰岩组成，石灰岩致密、质纯。2. 石炭系中统本溪组（C2b）主要由平行不整合于奥陶系峰峰组之上的灰浅灰色含鲕粒铝土质泥岩、浅灰色黄铁矿、浅灰色细砂岩组成。底部含有一层透镜状、局部为团块的山西式铁矿层，铁矿层厚度及品位不稳定，本组地层变化较大，一般厚7.009.40m，平均厚约8.20m左右。3. 石炭系上统太原组（C3t）为海陆交互相沉积，为本区主要含煤地层之一。主要由连续沉积于本溪组之上的黑色、灰黑色泥岩、砂质泥岩和浅灰、灰色砂岩、石灰岩及煤层组成，共含煤38层，其中15号煤层为主要可采煤层。本组地层平均厚106.3m。根据沉积旋回和岩石组合特征，可划分为三个岩段：一段（C3t1）自太原组底K1中细粒石英砂岩至K2灰岩底，由中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩和15号煤层组或局部夹一层薄层石灰岩，底部泥岩多含铝质，具鲕状结构、泥岩中含植物化石碎片，顶部15号煤层为主要可采煤层，平均厚3.13m，结构简单，本段厚12.37m。二段（C3t2）自K2石灰岩底至K4石灰岩顶，由3层深灰色黑灰色层位稳定的石灰岩间夹粉砂岩、细砂岩、泥岩和薄煤层组成，以色深粒细，逆粒序为特征，平均厚26.7m。三段（C3t3）至K4石灰岩顶至K7砂岩底，由砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、煤及灰岩组成，其中上部K5、K6石灰岩较稳定，富含腕足类及蜒科动物化石，K6石灰岩含燧石，常相变为燧石灰岩，平均厚66.6m。4. 二叠系下统山西组（P1s）为三角洲平原沉积。本组连续沉积于太原组地层之上，主要由灰黑浅灰色泥岩、砂质泥岩、泥质细砂岩、灰白色中、细粒砂岩及煤层组成。本组平均厚约44.75m。底部以K7砂岩与太原组分界。3号煤层位于山西组下部，距底界K7砂岩约7.0m，结构简单，平均5.2m，为稳定可采煤层。本组平均厚度约57.9m。5. 二叠系下统下石盒子组（P1x）为一套河流相沉积岩系。连续沉积于山西组地层之上，主要由灰绿深灰色细砂岩与灰白色中粒砂岩组成。底部发育一层厚5.0010.00m的中粒岩屑石英砂岩（K8），风化后成同心圆结构，与山西组分界。顶部多为紫红色铁铝质泥岩，具鲕状结构俗称“桃花泥岩”。为地层分界的良好辅助标志层。本组厚045m。6.第四系（Q3）主要为黄色亚粘土亚砂土组成，含钙质结核，一般厚020m，沿山坡零星分布。7.第四系全新统(Q4)主要为现代河床沉积、洪积物，由砂砾石、粉砂土组成，厚015m。1.2.3地质构造特征井田位于太行山块隆中部，晋获褶断带的东侧。区域内构造总体表现为宽缓的褶曲构造，井田西部为一向南西西倾伏的向斜，东部为一背斜。倾角35。矿区内未见断裂构造，也未见陷落柱及岩浆活动。矿区构造属简单类型。1.2.4水文地质特征矿区位于太行山块隆中部，晋获褶断带东侧。区内地形地貌类型为构造剥蚀丘陵区。最高标高1393m，最低标高1160m，相对高差233m。水系均为季节性洪流沟谷。（一）主要含水层特征1. 第四系松散沉积物孔隙含水层区内第四系中、上更新统一般均为透水、不含水层或相对隔水层，含水层主要为砂砾石、亚砂土层。该含水层赋存潜水，接受降水、河水补给，含水层厚度不大，水位埋深较浅，富水性较弱。2. 二叠系砂岩及风化带裂隙含水层区内含水层位主要为二叠系下统下石盒子组砂岩与基岩风化带。由于开采煤层的影响，上部含水层已基本完全演变为透水不含水层，局部可能存在季节性含水层，以往出露的少量地表泉水目前均已干沽。3. 石炭系上统太原组灰岩及砂岩岩溶裂隙含水层该含水层主要由K2、K3、K4、K5灰岩组成，K2灰岩是15号煤层的直接充水含水层。4. 奥陶系中统灰岩岩溶含水层矿区内奥灰岩溶含水层及其水位埋深较大，补给来源以区域奥灰岩溶水的侧向补给为主，其富水性往往是上部微弱，下部一般为中等富水性，含水层岩溶裂隙较发育。矿区内奥灰水位标高648656m。（二）主要隔水层矿区内3号煤以上的隔水层基本上已不复存在，目前主要有以下隔水层。1. 本溪组及太原组底部泥岩类隔水层该隔水层位于15号煤之下，岩性为泥岩、铝土质泥岩等，岩石裂隙一般呈闭合状且不发育，正常情况下在15号煤与奥陶系之间可起到良好的隔水作用。2. 太原组及山西组底部含水层层间泥岩类隔水层井田内该隔水层位于3号煤或基岩风化带之下，主要岩性由泥岩、粉砂质泥岩组成，单层厚度不等，呈层状分布于灰岩、砂岩含水层之间，在其所处层位的基岩风化带及目前下组煤层采空区顶板冒裂带范围以外地段可隔断或减弱各含水层之间的水力联系。（三）构造对地下水的影响矿区内构造简单，产状平缓，对地下水影响不大，但应注意小构造对老窑积水勾通产生的不安全因素。（四）井田水文地质类型区内3号、15号煤层均系煤层以上的砂岩、灰岩为主要充水含水层的岩溶、裂隙充水矿床，一般富水性较弱。区内晚新生界松散层分布普遍、厚度不等、地表自然排水畅通。构造条件简单，区域奥灰岩溶水位标高650m左右，低于15号煤层最低底板标高1120m。但长期开采条件下，3号、15号煤层不仅发育相互连通的顶板冒裂带，甚至在部分地段可与基岩风化带连通或直接影响到地表。开采15号煤层可能与区内3号煤层采空区沟涌，从而在一定程度上产生不同方面的水力联系。由此分析，矿区15号煤层水文地质勘探类型应属水文地质条件中等的三类二型。1.3煤层特征1.3.1煤层赋存情况矿区内主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。含煤地层总厚164.2m,含煤1013层,可采煤层2层，其中3号、15号煤层为全区稳定可采煤层，煤层平均厚度8.33m，可采煤层含煤系数5.07%。山西组为一套陆相含煤地层，平均厚度57.9m，含煤13层，总厚度5.68m，含煤系数9.81%；其中1、2号煤层为不稳定不可采煤层，3号煤层为全区稳定可采煤层，煤层平均厚度5.2m，可采煤层含煤系数8.98%。太原组为一套海陆交互相含煤地层，平均厚度106.3m，本组含煤7层，煤层总厚5.93m，含煤系数5.58%，可采煤层15号煤层，平均厚度3.13m，可采煤层含煤系数为2.94%。3号煤层位于山西组中下部，下距太原组顶10m左右，井田内3号煤层，平均厚5.2m，属稳定可采煤层。煤层结构简单，直接顶板为灰黑色粉砂质泥岩，底板为灰黑色粉砂质泥岩或炭质泥岩,区内采空。15号煤层位于太原组下部K2灰岩之下，下距太原组底砂岩（K1）顶平均6.24m，15号煤层，平均厚3.13m，煤层结构简单，一般含01层夹矸。15号煤层顶板为K2灰岩，底部为泥岩或粉砂岩，全区稳定可采。矿区内含煤地层沉积稳定，岩性组合特征具有规律性，标志层及煤层特征明显，变化规律清晰，为煤层对比提供了可靠的依据。煤层对比的标志层主要有K2、K3、K4、K5四层灰岩及K7、K8砂岩。另外3号、9号和15号煤层本身的厚度及其组合关系也是重要的标志特征。各标志层特征及其在对比中的意义简述如下：K2灰岩：位于太原组下部，为15号煤层的直接顶板，该岩层含燧石条带，富含蜒科化石，厚度大层位稳定。K2灰岩厚6.609.10m，平均厚7.90m。下部常夹薄层泥岩，本层是对比15号煤层的重要标志。K3灰岩：位于太原组中下部，为13号煤层的直接顶板，岩石坚硬致密，含燧石团块及蜒科化石，泥质含量少，该岩层下距K2灰岩8.70m左右，K3灰岩厚2.703.60m，平均3.30m，是对比12号、13号煤层的主要标志。K4灰岩：位于太原组中部，岩石致密坚硬，含泥质团块及蜒科化石。下距K3灰岩4.5m左右，平均厚2.3m，K4灰岩与K3灰岩之间赋存11号煤层。K5灰岩：位于太原组中上部，层位较稳定，岩石坚硬，含蜒科化石及其它动物化石，K5灰岩厚3.96.8m，平均厚5.20m，K5与K4灰岩间赋存7号、8号、9号煤层。K7砂岩：位于山西组底部，为深灰色细粒砂岩，横向上常相变为粉砂岩或砂质泥岩，层厚0.35.0m，平均厚3.0m，层位较稳定，是对比3号、5号煤层的重要标志。综上所述，依据标志层、层间距、煤层结构和组合关系及旋回特征等方法，可采煤层3号、15号煤层对比可靠。煤层特征见表1-2。表1-2 煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)最小-最大平均夹矸层数结构稳定性可采性顶底板岩性顶板底板152.3-3.12.71简单稳定全井田可采K2灰岩泥岩、粉砂岩1.3.2煤质物理性质：3号煤宏观煤岩特征：为黑色灰黑色，以亮煤和镜煤为主，玻璃似金属光泽，矿物含量较多时光泽变暗，2.7阶梯状、贝壳状断口，硬度较大，煤岩结构较复杂，条痕为黑或褐黑色，内生裂隙较发育。15号煤宏观煤岩特征：为黑色灰黑色，半亮光亮型煤，似金属光泽，条带状结构，粒状、阶梯状断口为主，贝壳状次之，条痕为灰黑色，裂隙较为发育，常见黄铁矿充填，属高变质煤层。化学性质、工艺性能：15号煤层灰分（Ad）：13.03% 挥发分（Vdaf）：14.54% 全硫（St,d）：2.53% 结合邻区煤质分析结果，本区15号煤层为中灰、中高硫、高发热量贫煤。根据中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）划分，参照区域资料本区15号煤层属无烟煤类（PM）。1.3.3煤层顶底板岩石的工程地质特征矿区内15号煤层顶板一般为厚度较大的K2石灰岩，力学强度较高，稳定性好，单向抗压强度干燥状态为101.23MPa，饱和状态为80.46 MPa，属难冒落型顶板，但局部有易塌落的薄层泥岩或炭质泥岩伪顶。底板为泥岩或粉砂岩，强度低，工程地质性能差。据区域资料，15号煤层部分顶、底板岩石的物理力学性质见表1-3表1-3 煤层顶底板岩石物理力学性质层位岩石名称物 理 特 征含水量(%)力 学 指 标比重容重(g/cm3)抗压强度(MPa)抗拉强度(MPa)内聚力(MPa)干燥饱和15号煤顶板石灰岩2.712.650.33101.3780.5718.5425.4215号煤底板铝土泥岩2.982.910.885.4213.74从井田工程地质条件看，工程地质类型总体属第三类中等型。1.3.4瓦斯等级、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性A 瓦斯等级根据壶关县煤管局资料，赵屋煤矿瓦斯相对涌出量为0.98m3/t，属低瓦斯矿井，但采掘时应注意瓦斯的局部聚集，做好通风工作。B 煤尘爆炸性据生产矿井和相邻矿井调查， 15号煤层未发生过煤尘爆炸事故。C 煤层自燃倾向性据邻区矿井料，15号煤未发生过自燃，但应注意在风氧化作用下易引起的煤的自燃。附：赵屋煤矿地层综合柱状图2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田境界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）井田范围内的储量，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。井田走向长7km，井田倾斜平均宽6.25km，煤层倾角35，井田面积17.226km2，田内15号煤层保有资源/储量40.58Mt，其中探明的经济基础储量（111b）为32.82Mt，占保有资源/储量的82%。井田范围由以下20个拐点坐标连线圈定而成。点号北京54坐标系西安80坐标系XYXY13977700197062403977651.26219706171.67723977700197076403977651.25819707571.68533976020197076403975971.24819707571.68043976020197079803975971.24719707911.68153975550197079803975501.24419707911.68063975550197090403975501.24119708971.68673974820197090403974771.23719708971.68483974697197079773974648.24019707908.67793974697197074203974648.24119707351.674103974280197074203974231.23919707351.673113974280197067003974231.24119706631.669123974100197067003974051.24019706631.668133973960197063693973911.24019706300.666143973960197062403973911.24119706171.665153973884197060803973835.24119706011.664163973900197058053973851.24219705736.663173972950197058053972901.23719705736.660183972950197049203972901.23919704851.655193974920197049203974871.25019704851.661203974920197062403974871.24619706171.668井田赋存状况示意如图2-1。图2-1 井田赋存状况示意2.2矿井工业储量2.2.1井田勘探类型、钻孔及勘探情况本矿井为生产矿井，西部采掘巷道密布，有一定面积采空区。井田构造简单，15号煤层层位稳定，煤种单一。井田内及周边有13个见煤钻孔，井田西部见煤工程控制密，东部工程控制较稀。依据煤、泥炭地质勘查规范DZ/T0215-2002的相关规定。井田西部以1000m以内间距见煤点连线及外推400m区域，资源储量确定为111b类型；井田东部见煤点间距大于2000m，煤层、煤质变化情况欠清楚，且煤层埋藏浅，资源储量确定为333类型。2.2.2矿井工业储量的计算及储量等级的圈定资源/储量估算块段划分遵循在同一资源储量类型范围内划分原则，结合煤层厚度、煤质、地质构造、生产井巷、采空区等因素进行划分。本井田15号煤层共划分出111b块段27个，122b块段2个，333块段14个。资源/储量计算方法：井田内15号煤层稳定，厚度、煤质变化不大，煤层倾角35，资源/储量计算采用地质块段算术平均法。计算公式如下：Q=SMd式中：Q块段资源储量，t；S块段水平投影面积，m2；M块段内煤层平均厚度，m；d煤层视密度，t/m3。经计算，田内15号煤层保有资源/储量4109万t，其中探明的经济基础储量（111b）为3361万t，占保有资源/储量的82%。矿井15号煤层资源/储量计算结果汇总见表2-1表2-1 资源储量计算结果汇总表 单位:万吨 煤层号煤类资源/储量（万t）111b总量(%)111b+122b总量(%)111b122b333现保有15PM3361470278410982932.3矿井设计可采储量煤炭工业矿井设计规范指出矿井设计储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率为矿井设计可采储量。而矿井设计储量是指矿井工业储量减去设计计算的断层、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱量后的资源量。安全煤柱留设原则:（1）工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱；（2）各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱；（3）维护带宽度：风井场地20m，村庄10m，其他15m；（4）断层煤柱宽度50m，井田境界煤柱宽度为30m；（5）工业场地占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-2。表2-2 工业场地占地面积指标井型/Mta-1占地面积指标/km2Mt-12.4及以上101.21.8120.450.9150.090.318矿井设计可采储量依据下式进行计算：矿井设计可采储量=(矿井设计储量-保护煤柱损失)采区回采率式中：保护煤柱损失为工业场地及井筒、大巷等保安煤柱；采区回采率：15号煤层为75%。1. 工业场地、井筒、村庄和公路保安煤柱工业场地和公路按级保护,围护带宽度按15m计算；井筒按级保护，围护带宽度按20m计算；村庄按级保护，围护带宽度按10m计算；再根据表土层和基岩厚度(表土移动角45，基岩移动角70)计算各类保安煤柱。经计算，工业场地和公路保安煤柱为60m，井筒保安煤柱为65m，村庄保安煤柱为55m。1050115011001200+1250mnqkm2n2m1n1k2q1q2q3k3abdcA(q3)D(d3)C(k2)B(q2)IIIIIIIIIIII110011501050qk图2-3 工业广场保护煤柱2. 15号煤层巷道煤柱式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深，m；M煤层厚度，m；f煤的强度系数。设计巷道煤柱取30m。井田边界煤柱留20m，一采区巷道之间煤柱留30m，采区巷道回采工作面一侧留30m煤柱。当矿井报废时，预计护巷煤柱可回收50%左右。根据以上计算,矿井设计可采储量为825万吨。矿井设计可采储量汇总见表2-3 表2-3 矿井设计可采储量计算表 单位：万吨 煤层编号设计储量保护煤柱损失开采损失设计可采储量工业场地及井筒大巷小计153857.2692998964.32794.93 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范，确定矿井的工作制度为：年工作日330d，每天四班作业，三班生产，一班准备，日净提升时间18h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；（2）开发条件：包括矿区所处地理位置，交通条件，水电、建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模。反之则应缩小规模；（3）国家需求：对国家煤炭需求量的预测是确定矿区规模的一个重要依据；（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力根据本井田煤层赋存特征、地质构造、开采技术条件、市场供需状况确定矿井的设计生产能力为0.90Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限按下式计算:式中:T矿井服务年限,a；Zk矿井设计可采储量,27949kt；A矿井设计生产能力,900kt/a；K储量备用系数,取1.3。经计算,矿井的服务年限为23.9a。3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件等因素对井型进行校核如下：（1）煤层开采能力井田内15#煤层层厚2.33.1m，平均厚度为2.7m，为中厚煤层，厚度变化不大，倾角为35，赋存较稳定。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个大采高工作面保产。（2）辅助生产环节的能力校核矿井设计为中型矿井，开拓方式为斜井开拓，主斜井采用皮带运煤，副斜井辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经平巷胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主斜井皮带运输至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输下放物料，材料，人员，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用电机车运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核矿井瓦斯绝对涌出量1.86m/min，相对涌出量0.98 m/t，为低瓦斯矿井。煤尘无爆炸危险性，通风设计能达到生产需要。 （4）储量条件校核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 新建矿井设计服务年限矿井设计生产能力/Mta-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限/a煤层倾角456.0及以上70353.05.060301.22.4502520150.450.9402015150.9以下各省自定综上所述，赵屋煤矿井型定为90万t/a是合理的，符合规范要求的。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煤体，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）井筒形式、数目和位置的确定；（2）开采水平数目和位置的合理确定；（3）大巷及井底车场的布置；（4）矿井开采程序，开采水平接替的问题；（5）矿井井筒延深即深部开拓及技术改造的问题；（6）矿井通风、运输及供电系统的合理确定。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，发展采掘机械化、自动化创造条件；（6）根据市场需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层开采，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（1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井和立井。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、施工设备与工序都比较简单，且掘进速度快，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，人员可迅速从井筒撤离。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、各种管线铺设长；斜井井筒通过富含水层以及流沙层时施工技术复杂。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。立井井筒断面大，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，能兼顾到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，井筒装备复杂，需用设备多，掘进速度慢，基本建设投资大，要求有较高的施工技术水平。本矿井煤层属于近水平煤层，倾角在35之间；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，因此采用斜井开拓。（2）井筒位置的确定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；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。综合以上因素，结合矿井实际情况，确定主、副井筒位置在井田中央。（3）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，最终确定本矿井风井位置在井田中央。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中央。工业场地的形状和面积：根据表2-2所列工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为13.5公顷，形状为矩形，边长平行于井田走向，长为450m，宽为300m。4.1.3开采水平的确定及采区的划分开采水平划分的依据：（1）是否有合理的阶段斜长；（2）阶段内是否有合理的分带数目；（3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；（4）要使水平高度在经济上合理。井田主采煤层为15号煤层，设计中只针对15号煤层。15号煤层平均厚度为3.67m，倾角在35之间，煤层结构简单，一般含1层夹矸，夹矸厚030060m，由于一次采全厚煤层灰分过大，且经济效益不合理，故只采夹矸下层的煤层，其中煤层厚度为2.33.1m，平均厚度为2.7m。15号煤层顶板为K2灰岩，底部为泥岩或粉砂岩，全区稳定可采。煤层埋深主要分布在11201220m，埋深20140m，为120m，符合规范规定，可以单水平开拓。同时，设计要求巷道系统力求简单，并且尽量减少巷道掘进费用，因此，本设计采用单水平开拓，采区式开采。4.1.4主要开拓巷道矿井为低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，自燃倾向性为类，属自燃煤层。因此本设计在各水平只布置两条大巷。一条运输大巷，与主井连接，负责运煤回风；一条轨道大巷，与副井相连，负责行人、进风和辅助运输。两条大巷均布置在煤层中。4.1.5开拓方案比较（1）提出方案根据以上分析及矿井的实际情况，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分别如图4-14-4所示。方案一：主副井都采用斜井，在井田靠近中部位置沿走向布置两条煤层大巷，同时掘首采面的运输和辅助运输斜巷。由于首采带区的运煤系统简单稳定，因此不需要布置煤仓。如图4-1所示。方案二：主副井都采用斜井，在井田靠近中部位置布置两条岩层大巷，同时掘首采面的运输和辅助运输斜巷。在首采面运输斜巷与运输大巷的接头处布置首采带区的溜煤眼。如图4-2所示。方案三：主井采用斜井，副井采用立井形式，在井田靠近中部的位置布置两条煤层大巷，同时掘首采面的运输和辅助运输斜巷。由于首采带区的运煤系统简单稳定，因此不需要布置煤仓。如图4-3所示。方案四：主井采用斜井，副井采用立井形式，在井田靠近中部的位置布置两条煤层大巷，同时掘首采面的运输和辅助运输斜巷。在首采面运输斜巷与运输大巷的接头处布置首采带区的溜煤眼。如图4-4所示。由于井田内煤层埋藏浅，且井田范围不大，故这四种方案前期和后期均采用中央并列式通风。图4-1 斜井开拓方式（煤巷）图4-2 斜井开拓方式（岩巷）图4-3 主斜井副立井开拓方式（煤巷）图4-4 主斜井副立井开拓方式（岩巷）（2）技术比较一二方案之间以及三四方案之间的不同主要是大巷布置在岩层还是煤层中；一二和三四方案的主要不同是副井的井型不同，一二方案是斜井、三四方案是立井。提出方案一，主要考虑开拓工程量省，出煤快，系统简单；第二种方案考虑矿井服务周期长，巷道的维护费用比较低，维护容易；第三四方案提出副井采用立井，主要是考虑辅助运输方便、排水方便、井筒开拓以及维护费用等问题。这四种方案在技术上都是可行的，并且有对比性。（3）粗略经济比较四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此，把相近的一二方案和三四方案先分开分别进行粗略的经济比较，选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。在比较过程中，由于风井的布置以及采区的准备方式在这四个方案中基本是相同的，因此，没有列入比较范围。各方案的粗略估算费用表见表4-14-4。表4-1 方案一斜井开拓（煤巷）费用计算表项目数量基价（元）费用（万元）小计（万元）基建费用（万元）主斜井开凿表土段77439733.86115.34基岩段233349781.48副斜井开凿表土段77505838.95134.37基岩段233409595.42井底车场岩巷4935965294.08294.08大巷开凿煤巷113200922.822.8小计（万元）566.59生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升长度（km）基价436.681.22794.90.310.42排水涌水量时间（h）服务年限（a）基价261.290379523.90.32大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价1467.331.2275小计（万元）2165.21总计费用（万元）2731.8表4-2 方案二斜井开拓（岩巷）费用计算表项目数量基价（元）费用（万元）小计（万元）基建费用（万元）主斜井开凿表土段77439733.86115.35基岩段233349781.49副斜井开凿表土段77505838.95160.15基岩段2964095121.2井底车场岩巷4935965294.08294.08大巷开凿岩巷10235010512.53512.53小计（万元）1082.11生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升长度（km）基价436.681.22794.90.310.42排水涌水量时间（h）服务年限（a）基价261.290379523.90.32大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价1467.331.2275小计（万元）2165.21总计费用（万元）3247.32表4-3 方案三主斜井副立井开拓（煤巷）费用计算表项目数量基价（元）费用（万元）小计（万元）基建费用（万元）主斜井开凿表土段77439733.86115.35基岩段233349781.49副立井开凿表土段301769053.07145.23基岩段741245492.16井底车场煤巷5502422133.21133.21大巷开凿煤巷113200922.822.8小计（万元）416.59生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升长度（km）基价436.681.22794.90.310.42排水涌水量时间（h）服务年限（a）基价228.5790379523.90.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价1467.331.2275小计（万元）2131.58总计费用（万元）2549.17表4-4 方案四主斜井副立井开拓（岩巷）费用计算表项目数量基价（元）费用（万元）小计（万元）基建费用（万元）主斜井开凿表土段77439733.86115.35基岩段233349781.49副立井开凿表土段301769053.07145.23基岩段741245492.16井底车场岩巷5505965328.08328.08大巷开凿岩巷10235010512.53512.53小计（万元）1101.2生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升长度（km）基价436.681.22794.90.310.42排水涌水量时间（h）服务年限（a）基价228.5790379523.90.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价1467.331.2275小计（万元）2132.58总计费用（万元）3233.78通过粗略比较知，方案一和方案二中，方案一比较经济，选择方案一；而方案三和方案四中，方案三比较经济，选择方案三。对方案一和方案三要进行比较详细的经济比较，才能确定最终的开拓方案。两方案的详细计算分别见表4-5、4-6。表4-5 方案一斜井开拓（煤巷）详细费用计算表项目数量（m）基价（元）费用（万元）小计（万元）初期建井费用（万元）主斜井开凿表土段77439733.86115.34基岩段233349781.48副斜井开凿表土段77505838.95134.37基岩段233409595.42井底车场煤巷49359652094.082094.08大巷开凿煤巷113200922.822.8小计（万元）566.59生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升长度（km）基价436.681.22794.90.310.42排水涌水量时间（h）服务年限（a）基价261.290379523.90.32大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价1467.331.2275大巷维护系数大巷长度m维护时间单价17.381.222623.926.8小计（万元）2182.59总计费用（万元）2749.18表4-6 方案三主斜井副立井开拓（煤巷）详细费用计算表项目数量（m）基价（元）费用（万元）小计（万元）初期建井费用（万元）主斜井开凿表土段77439733.86115.35基岩段233349781.49副立井开凿表土段201769035.38145.23基岩段7412454186.81井底车场煤巷5505965328.08328.08大巷开凿煤巷113200922.822.8小计（万元）611.46生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升长度（km）基价436.681.22794.90.310.42排水涌水量时间（h）服务年限（a）基价228.5790379523.90.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价1467.331.2275大巷维护系数大巷长度（m）维护时间单价17.381.222623.926.8小计（万元）2149.96总计费用（万元）2761.42两方案对比汇总见表4-7。表4-7 方案一、方案三经济比较表方案方案一方案三名称斜井两水平开拓（煤巷）主斜副立两水平开拓（煤巷）项目费用（万元）百分比（%）费用（万元）百分比（%）初期基建费用566.59100611.46107.9后期基建费用0000生产经营费用2182.59101.52149.96100总费用2749.18100.552761.42100由表4-7知，两种方案经济比较总费用方案一相对较低，且方案一的前期基建费用低，只是生产经营费用的排水费用比方案三高，考虑到前期开拓费用的投入及总费用，本设计采用方案一斜井（煤巷）作为最终的开拓方案。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒依据开拓布置，布置有3个井筒，即主斜井、副斜井和回风立井。一般来说，斜井井筒横断面形状有拱形、梯形两种，断面大小应根据提运设备类型，下井设备外形最大尺寸，管缆布置，人行道宽度，操作维修要求及所需通过风量确定。（1）主斜井净宽3.2m, 净断面8.82m2, 倾角23，表土段和基岩段均采用荒料石砌碹支护，支护厚度300mm，斜长310m，装备胶带输送机并设检修道，担负矿井的提煤和进风任务，为矿井的安全出口之一。图4-5 主井井筒断面表4-8 主井井筒特征支护形式围岩硬度断面（m2）断面尺寸（mm）壁厚（mm）净周长（m）基础掘进（m2）净设掘宽高荒料石 砌碹表土段8.8213.24200340030011.220.504-6（2）副井净宽2.8m, 净断面7.28m2, 倾角23，表土段和基岩段均采用荒料石砌碹支护，支护厚度300mm，斜长310m，装备单钩串车和架空乘人装置，敷设台阶扶手，担负矿井的人员升降和下放材料设备任务，为矿井的另一个回风井和安全出口。图4-6 副斜井井筒布置表4-9 副井井筒特征支护形式围岩硬度断面（m2）断面尺寸（mm）壁厚（mm）净周长（m）基础掘进（m2）净设掘宽高荒料石 砌碹表土段7.289.643800320030010.200.504-6（3）风井净直径4.0m，净断面12.56m2,采用现浇混凝土支护，支护厚度：表土段为600mm，基岩段为450mm，垂深104m，装备金属梯子间，为矿井的回风井和安全出口。图4-7 风井井筒布置（4）风速验算所选定的主、副井作为进风井，中央风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第九章矿井通风与安全的风速验算可知，所选的井筒符合风速要求。表4-10 风井井筒特征支护形式围岩硬度断面（m2）直径（mm）壁厚（mm）净周长（m）净设掘净设掘混凝土表土段12.5621.234000520060012.564-64.2.2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，人员从副斜井乘坐斜井架空行人器进入井下井底车场的候车区域，然后步行到达各工作区域；物料经副斜井运至井底车场，在井底车场换装，再由无极绳绞车牵引矿车运至各工作区域；矸石运至井底车场，换用矿车经副斜井运至地面。井底车场的平面布置示意图（简化）如图4-12所示。1主斜井；2副斜井；3主井重车线；4副井空车线；5副井重车线；6副井空车线；7调度室图4-8井底车场平面布置示意图（1）井底车场的形式和布置方式根据矿井的开拓方式，主斜井、副斜井和大巷的相对位置关系，确定采用刀式环形井底车场；副斜井、井底车场铺设轨道，利用矿车进行辅助运输；大巷辅助运输采用无轨胶轮车，在井底车场设换装站，以满足矿车和无轨胶轮车的材料调换。（2）空、重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍的列车长度计算，一列矿车为20个车厢，采用1吨固定厢式矿车，车型号MGC1.1-6A，外形尺寸为（长宽高）20008801150mm，加上车头和车尾的长度，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，一端布置2台10t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备的换装，另一端布置2台一组的30t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、集装箱平板车等由蓄电池机车牵引，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装站一端等待换装。（4）硐室井底硐室主要有：信号洞室，等候室，医疗急救站及通道，主变电所，主水泵房，主变电所及水泵房通道，管子道，井底水仓，井下消防材料库等。井底车场巷道及硐室工程量表4-11所示。表4-11 井底车场巷道及硐室工程量表 顺序巷道或硐室名称支护方式及支护材料巷道长度(m)掘进工程量(m3)1井底车场锚网喷604932信号硐室锚网喷3273等候室、医疗急救站及通道锚网喷252084主变电所、主水泵房混凝土6513975主变电所及水泵房通道混凝土556686管子道锚网喷373267井底水仓混凝土25021658井下消防材料库锚网喷35458合 计5305742井底换装站用于材料、设备的换装、长度为80m，可同时容纳两套胶轮平板车，硐室内一端布置2台10t的电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备的换装；另一端布置2台一组的30t的电动葫芦桥式起重机，用于支架等重型设备的换装。水仓布置及清理水仓布置在井底车场空车线的一侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为90m3/h，最大涌水量为150 m3/h，所需水仓的容量为：根据水仓的布置要求，水仓的容量为： (4-1)式中：Q 水仓容量，m3；S 水仓有效断面，8.66 m2；L 水仓长度，250m。则：由以上计算可知：，因此，设计的水仓容量满足要求。井底车场巷道及硐室，除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，其余的都采用锚喷支护，遇到围岩破碎的地方加金属网支护。4.2.3主要开拓巷道运输大巷图4-9 运输大巷断面各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及规程第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。4.2.4巷道支护根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷和辅助运输大巷都布置在煤层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用架线式电机车牵引1吨固定厢式矿车。主要大巷均采取锚喷，其支护效果好，经济效益可观。5 准备方式采区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1采区位置设计首采采区（一采区）位于井田东部。5.1.2采区煤层特征矿井开采15号煤层，煤层赋存及开采技术条件如下：1. 煤层厚3.454.70m，厚度比较稳定，平均厚3.67m，为厚煤层，煤层结构简单，一般含1层夹矸，岩性为炭质泥岩和砂质泥岩，夹矸厚030060m，夹矸以上煤厚0801.00m，夹矸下层煤厚2.303.10m。属全区稳定可采煤层。2. 煤层倾角一般为35，属近水平煤层。3. 顶板为K2灰岩，力学强度较高，稳定性好，底部为泥岩或粉砂岩。4. 煤层瓦斯含量低，为低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，自燃倾向性等级为类，属自燃煤层。5. 井田内未见断裂构造，也未见陷落柱及岩浆活动，地质构造简单，水文地质条件简单。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况依据地质报告，15号煤层顶板一般为厚度较大的K2灰岩，力学强度较高，厚度大层位稳定，岩层厚660910m，平均厚790m，稳定性好，局部有易塌落的薄层泥岩或炭质泥岩伪顶，底板为泥岩或粉砂岩，强度低，工程地质性能差。15号煤层部分顶、底板岩石的物理力学性质见表5-1。表5-1 煤层顶底板岩石物理力学性质层位岩石名称物 理 特 征含水量(%)力 学 指 标比重容重(g/cm3)抗压强度(MPa)抗拉强度(MPa)内聚力(MPa)干燥饱和15号煤顶板石灰岩2.712.650.33101.3780.5718.5425.4215号煤底板铝土泥岩2.982.910.885.4213.745.1.4水文地质情况5号煤层均系煤层以上的砂岩、灰岩为主要充水含水层的岩溶、裂隙充水矿床，一般富水性较弱。区内奥灰岩溶水位标高为650m左右，15号煤层底板最低标高为1120m左右，高出奥陶系水位470m，奥灰岩溶水对15号煤层的开采无影响。5.1.5地质构造特征采区内地质构造简单，煤层倾角35，煤层赋存稳定。5.1.6地表情况采区内对应地面没有村庄，井田内部地表水系不甚发育，无常年性河流。正常情况下对煤层开采不会产生影响。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区位置及范围首采采区位于井田北部，井田边界均以保护煤柱为界。中部为一水平运输大巷和轨道大巷，南邻第三采区。期中首采区南北走向平均长约3300m，东西倾向平均长约2000 m。5.2.2采煤方法及工作面长度的确定首采采区选择开采的煤层平均厚度为2.7m，平均倾角4，属近水平煤层。采用综采一次采全高采煤法。结合本矿井的实际情况，确定采区工作面的长度平均为180m，年推进长度为1515m，可以满足产量的要求。5.2.3确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式（1）尺寸区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，由此确定区段运输平巷尺寸（宽高）为4500mm2900mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为4200mm3600mm。（2）支护方式采用锚网支护，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。（3）掘进通风采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。为了防止回风短路，在两区段巷道设置风门，具体位置见采区巷道布置平面图。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。水平运输大巷和轨道大巷布置在煤层中，本次设计巷道煤柱取30m。井田边界煤柱留20m，采区巷道之间煤柱留30m，采区巷道回采工作面一侧留30m煤柱。5.2.5采区巷道的联络方式本次设计矿井三条井筒，即主斜井、副斜井、回风立井，利用已有的主斜井担负全矿井提煤任务，兼作进风井。利用现有的副斜井担负全矿井的提矸、下料、下放设备、人员上下等辅助提升任务，可以部分回风及作为安全出口。利用回风立井作为全矿井的回风立井，设梯子间，担负矿井的回风任务兼作安全出口。5.2.6采区接替顺序采区采用两翼布置，因此可以在开采区段一翼的同时准备另一翼。开采顺序：采区内工作面按编号顺序采用前进式，回采工作面采用后退式开采。工作面接替顺序为：一采区15101工作面一采区15102工作面一采区15103工作面二采区工作面三采区工作面，依次类推。5.2.7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）运煤系统回采工作面运煤：回采工作面工作面运输平巷采区运输上山运输大巷主斜井地面。（2）运料系统材料设备等从地面经副斜井井底车场轨道大巷采区轨道上山工作面轨道平巷工作面。（3）通风系统新鲜风流:地面主斜井运输大巷采区运输上山工作面运输平巷回采工作面。污浊风流:回采工作面、掘进工作面工作面回风平巷采区轨道上山总回风平巷回风立井地面（部分污浊风流经副斜井到地面）。（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斜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斜井地面。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EBJ65/48型综掘机、SSJ650/75型伸缩式带式输送机、ZQS30/2.5型煤电钻、EZ-2.0型岩石电钻、80WG型小水泵，FBD6.3/218.5型局部通风机、MYZ-200型探水钻、JD-11.4型调度绞车等。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。 锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：用局部通风机，用压入式通风方式。5.2.9采区生产能力及采出率（1）采区生产能力由于大采高工作面产量大，只布置一个大采高工作面即可满足矿井产量要求。工作面工作制度采用“四六”工作制，即三班采煤，一班准备。15号煤采煤工作面采煤机截深为0.60m，循环进度为0.60m，日循环次数为9次，则日循环进度为0.609=5.4m。综采面每班进3刀。 （2）工作面生产能力，按下式计算：（5-4）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，取1515m； 煤层容重，t/m3；C0工作面回采率，取c0.95。则：A0=18015152.71.430.95=83.4kt/a（3）采区生产能力（5-5） 式中：AB采区生产能力；k1采区掘进出煤系数，取k1=1.1；k2工作面间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1，故k2=1；A0工作面生产能力，A0=83.4kt/a。则：AB=1.1183.4=91.74（kt/a）矿井设计井型90kt/a，采区生产能力91.74kt/a，因此能满足矿井的产量要求。（4）采区采出率采区内留设有煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，故有煤柱损失，工作面回采中有落煤损失，还有其它不可预知的煤炭资源损失，因此采区实际采出煤量低于实际埋藏量。采区实际采出煤量与采区工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：一采区工业储量为：44.16 万t一采区实际采出煤量为：36.02 万t则：采区采出率= 36.02/44.16100%=81.67%根据煤炭工业设计规范规定：采区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采采区采出率为0.82，符合煤炭工业设计规范规定。5.3采区车场选型设计5.3.1确定采区车场形式采区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三类。因为煤层倾角比较小，采用甩车场绕道比较长，令绞车房位置选择受到限制，故采用顺向平车场，具体如图5-1。图5-1 采区上部车场1-绞车房；2-绕道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。当上山倾角不大于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。图5-2 采区中部车场1-绕道；2-风门；3-回风斜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。本采区设置大巷装车顶板绕道式下部车场。如图5-3。图5-3 采区下部车场1-运输大巷；2-采区运输上山；3-轨道大巷；4-绕道；5-采区轨道上山；6-煤仓采区5.3.2采区主要硐室布置（1）绞车房绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.02.5 m，本矿取2.5 m；二是通风巷道，宽度一般为1.22.5 m，本矿取2.0 m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为34.5 m。本矿取4 m。（2）采区变电所带区变电所应设在采区用电负荷集中的地方，故放在两条大巷之间。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煤层为15#煤层，平均厚度2.7 m, ，煤层倾角35，为近水平煤层，含一层夹矸，结构单一，赋存中等稳定。采区内无大断层影响。煤质较硬，煤的容重为1.43 t/m3。矿区内15号煤层顶板一般为厚度较大的K2石灰岩，力学强度较高，底板为泥岩或粉砂岩，强度低，工程地质性能差。采区绝对瓦斯涌出量为1.86m3/min，瓦斯含量低，煤无自燃倾向性，煤尘无爆炸危险性。正常涌水量为90m3/h，最大涌水量为150m3/h。6.1.2确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：（1）分层综采工艺的特点优点分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.03.5m，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9397%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，初步选择放顶煤开采工艺或一次采全高工艺，本矿井煤质较硬，放煤比较困难，且放顶煤工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚为2.7m，赋存较稳定，因此选择一次采全高较合理。6.1.3回采工作面参数从高产高效、一井一面、集中生产的综采发展趋势要求出发，增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，运输巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术先进、性能优良、可靠性高，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综采优势。 根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进；工作面长度平均为180m。工作面运输平巷尺寸（宽高）为4300mm2900mm，回风平巷尺寸（宽高）为4200mm3600mm，均采用留5m小煤柱沿空掘巷。采煤工艺与机械配备回采工作面的采、装、运等工序全部实现机械化，主要采煤设备选择分述如下：（1）采煤机采煤机工作面生产率计算： Q采60MBV采K式中：Q采采煤机工作面实际生产率，t/h； M采高，取2.7m； B截深，0.6m； V采采煤机牵引速度，4.5m/min； 煤的实体视在密度，1.43/m3； K总时间利用系数，取0.50。 Q采601.430.5=328t/h经计算，选取MG200W型采煤机可满足矿井设计生产能力的要求。采煤机工作面小时能力为328t。在选择配套刮板机、转载机、顺槽可伸缩胶带输送机等运输设备时，考虑了生产矿井实际使用情况和计算的生产能力两方面因素，并遵循综采综掘高档普采设备选型配套图集中的“运煤系统的能力外部要大于采面20%为宜”的原则。表6-1-1 采煤机技术特征表型号采高(m)电机功率(kW)滚筒直径(mm/个)滚筒中心距(mm)截深(mm)牵引速度(m/min)机面高度(mm)重量(t)MG200W1.5-3.02000.85/276266300-5.5120028（2）工作面可弯曲刮板输送机 工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求：1运输能力与采煤机生产能力相适应。 2外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。 3运输机长度与工作面长度相一致。 考虑上述因素，设计选用SGB630/220型可弯曲刮板输送机。其主要技术参数见表6-1-2。表6-1-2 刮板输送机技术特征表型号铺设长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/s)中部槽(长宽高)(mm)电机功率(kW)电压等级(V)备注SGB630/2201804501.0115006302222110660/1140（3）转载机区段平巷转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套，为此设计利用SZB730/75型刮板转载机。其主要技术参数见表6-1-3。 表6-1-3 刮板转载机技术特征表型号出厂长度(m)输送能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(v)备注SZB730/752563075660/1140（4） 顺槽破碎机顺槽破碎机的破碎能力亦因不小于工作面的生产能力，并与刮板转载机相匹配，为此选用PCM-110型破碎机，其主要技术参数见表6-1-4。表6-1-4 破碎机技术特征表型号破碎能力(t/h)最大给料尺寸(mm)最大排料尺寸(mm)电机功率（kW）电压等级（V）备注PCM110600680724150300110660/1140（5）顺槽可伸缩胶带输送机顺槽可伸缩胶带输送机要与工作面推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。工作面生产能力为Q=280t/h，取输送机带速V=2.0m/s，则：式中：B胶带宽度，m；K货载截面系数，=25时，K=400；r货载散集容重，取1.0tm3；c输送机倾角系数，a=010时，C=1。根据计算利用矿井原有的DSJ80/40/240型可伸缩胶带输送机，其主要技术参数见表6-1-5。表6-1-5 可伸缩带式输送机技术特征表型号输送能力（t/h）输送长度（m）带速（m/s）带宽（mm）机电功率（kW）电压等级（V）备注DSJ80/2404008002.0800240660/1140工作面回风顺槽配备WRB200/31.5型乳化液泵1套，配备WPZ-320/6.3型喷雾泵站1套，技术特征详见表6-1-6、6-1-7。表6-1-6 乳化液泵技术特征表型 号额定流量(L/min)额定压力(MPa)电机功率(kW)电压等级(V)WRB200/31.520031.5132660/1140表6-1-7 喷雾泵站技术特征表型 号额定压力(MPa)额定流量(L/min)电机功率(kW)电压等级(V)WPZ-320/6.36.332045660/1140回采工作面主要设备配置见表4-1-8。6.1.4回采工作面破煤、装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入刮板输送机。结合矿上实际使用情况，工作面选用MG200W型采煤机，SGB630/220型可弯曲刮板输送机。采用双向割煤工艺方式，即采煤机往返一次为两个循环。采煤机及刮板输送机技术特征见表6-1-2和6-1-3。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0.6m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 采煤机斜切进刀示意6.1.5回采工作面支护方式（1）支架支护强度确定支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力P应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度p按工作面最大采高的48倍进行计算，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。按以下经验公式：P=（68）mr0.0098式中：P支护强度，Mpa m采高，取2.7m r顶板岩石容重，取r=2.5t/m3则：P=（68）098=0.400.53MPa根据支护强度计算结果，选用ZZ4000/17/35支撑掩护式液压支架。其主要技术参数如下： 表6-1-8 液压支架主要技术参数表型 号工作阻力(kN)支护高度(mm)支架中心距 (mm)支护强度(MPa)重量(t)ZZ4000/17/3540001700/350015000.7313.0（2）支架高度的校核最大高度：（6-4）式中：支架最大支护高度，m； 煤层最大采高，m； 伪顶或浮煤冒落厚度，m。=3.1+0.2=3.3m最小高度：（6-5）式中：支架最小支护高度，m； 煤层最小采高，m； 顶板最大下沉量，取200mm； a支架移架所需最小下降量，取50mm。 b浮煤厚度，取50 mm。=50.05=2.05m因而支架选型时最大高度最好在3.3m以上，最小高度应不大于2.05m。故支架选型合适。（3）支架选型工作面共布置支架120架，支架技术特征见表6-1-8。（4）顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。（5）移架及推移刮板输送机方式液压支架移架方式及刮板输送机推移方式有多种：支架可实现的四种移架方式：邻架自动顺序移架；成组顺序移架；采煤机和支架联动移架；手动移架。工作面可实现的四种推移刮板输送机方式：双向邻架推移；双向成组推移；采煤机割煤后自动拉架并推移；手动推移。主采煤层顶底板较稳定，条件较好，为了提高移架速度，采用成组顺序式移架，每3架支架分为一组，组内联动，整体移架，组间顺序前移；推移刮板输送机采用双向成组推移，每组设置为12架。拉架滞后底滚筒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开护帮板；6.1.6端头支护及超前支护方式 （1）端头支护 由于工作面端头顶板条件较好，矿压显现不显著，故端头支护采用ZZ4000/17/35型液压支架支护。（2）超前支护工作面采用DZ28-25/100型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。区段轨道平巷的超前支护从煤壁线向外30 m超前支护，为三排支设，离工作面煤柱侧0.4m打30m一排单体柱，柱距0.6m；中间一排距第一排2.3m，打30m一排单体柱，柱距0.6m；另一侧距煤柱侧0.4m打30m一排单体柱，柱距0.6m。胶带运输巷的超前支护从煤壁线向外30 m超前支护，为三排支设，离工作面煤柱侧0.4m打30m一排单体柱，柱距0.6m；中间一排距第一排2.3m，打30m一排单体柱，柱距0.6m；另一侧距煤柱侧0.4m打30m一排单体柱，柱距0.6m。机尾上隅角通风需要在机尾打木垛留通风通道，木垛紧靠支架，木垛距离不超过3 m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。（3）超前支护管理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。超前支护处满足高不低于1.8 m，宽不低于0.8 m的安全出口和运送物料通道。当机组行至工作面两头距巷道15 m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0 m处，安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收，备品备件必须放在工作面70 m以外。6.1.7各工艺过程注意事项（1）割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过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10 m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。（2）移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过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2/3），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）推移刮板输送机要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头、机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.6m，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。若推移刮板输送机困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。（4）清煤质量标准工作面没有超过100mm的碳块。清煤工必须滞后移刮板输送机10架支架，距采煤机大于50m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。（5）对工作面端头架支护的管理工作面机头采用3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30m段是压力集中区，特制订以下管理措施。端头支架必须达到初撑力。端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。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、保证煤质的措施在各转载点落煤处加设缓冲装置。在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在4 mmin-1左右。破碎机锤头高度保持在150200mm之间。机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。停机时及时停水，若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。在分带运输斜巷皮带机头处加设除铁器。各级运输机司机严格把关，禁止杂物（板皮、木料）进入运煤系统。（8）顶板维护及矿压观测措施工作面及区段巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面40m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、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。工作面为一次采全高，设计采高为2.7m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10 m随巷道顶底板平缓过渡。循环进尺0.6 m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“四六”制作业（三班生产，一班准备），均执行现场交接班制，每班有效工时为6 h。循环方式为生产班每班进3个循环，日进9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6-9。 表6-1-9 劳动组织配备表序号人员类别一班二 班三班检修班小计井下生产人员126126126118496（一）综采面303030231131采煤机司机22212移架工88823清煤工66624端头支护工22245煤溜司机44426电钳工22227泵站司机11118皮带司机22229转载机司机111110维修工2226（二）掘进工作面606060582381掘进机司机/打眼工88842支护工161616163清煤工88884煤溜司机/维护12121285电钳工44446探水工18（三）其他363636371451带班领导11112队长11113安全员22224瓦斯员33335电工33336测风员27通风维修工66668防尘工、抽水工44449皮带司机333310挂钩放煤工222211材料运输工333512配电运行工222213质量验收员555214监控维修工1111（2）技术经济指标循环产量按公式6-1、6-2、6-3计算：6-16-2 6-3根据矿上实际数据吨煤成本取为168.12元/t，工作面主要技术经济指标见表10-1。6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式（1）布置方式工作面相对瓦斯涌出量0.98 m3/t，绝对瓦斯涌出量1.86m3/min，生产能力为0.9 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，区段轨道平巷布置轨道，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。 6.2.2回采巷道参数（1）巷道参数区段运输平巷尺寸（宽高）为4500mm2900mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为4200mm3600mm。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，回风平巷布置排水管路，运输平巷布置动力电缆。（2）支护各平巷断面及支护特征均相同，矩形断面，采用锚网索组合钢带联合支护。1.顶板支护锚杆形式和规格：锚杆直径18mm，长度1.8m，树脂锚杆，锚杆间排距850mm。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。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15度角，其余与顶板垂直。钢筋网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号100100mm、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，18mm，长度6.3m，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1.5m。2巷帮支护锚杆形式和规格：采空区侧为18mm圆钢锚杆，长度1.6m，杆尾螺纹为M24。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：垂直煤壁。网片规格采空区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，采用金属网。锚杆布置：锚杆排距1m，每帮每排5根锚杆，间距800mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板100mm。起锚高度200mm。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。区段轨道平巷和区段运输平巷支护断面分别如图6-2和图6-3。图6-2 区段轨道平巷 图6-3 区段运输平巷 7 井下运输7.1概述7.1.1井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据见表7-1。表7-1 井下运输设计的原始条件和数据序 号项 目单 位数 量备 注1设计生产能力Mt/a0.9瓦斯涌出量为绝对值2工 作 制 度“四六”制3日净提升时间h184年 工 作 日d3305煤层平均厚度m2.76煤层平均倾角47煤 的 容 重t/m31.438瓦 斯 涌 出 量m3/td1.869矿井瓦斯等级低10煤 尘 爆 炸 性无煤尘爆炸危险性7.1.3矿井运输系统（1）运输方式运煤矿井为现代化矿井，需要较强的运输能力，且煤层赋存条件比较简单，为近水平煤层，矿井采用双斜井开拓，根据高产高效矿井的设计需求，采用带式输送机运煤。辅助运输采用JD-11.4型调度绞车牵引矿车运输牵引小矿车运输。小矿车选用V型/XRC10-6-6型1吨固定厢式矿车。（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。运煤系统回采工作面区段运输平巷采区运输上山运输大巷主斜井地面。掘进工作面区段运输平巷采区运输上山运输大巷主斜井地面。运料系统地面经副斜井井底车场轨道大巷集中轨道上山区段轨道平巷掘进工作面。地面经副斜井井底车场轨道大巷集中轨道上山工作面回风平巷工作面。人员运送系统人员由副斜井乘架空乘人装置到副斜井井底等候室，然后步行到采掘工作面。排矸系统与运料系统相反。7.2采区运输设备选择7.2.1设备选型原则（1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；（2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；（3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出现输送机轨道输送机轨道的情况；（4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；（5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2采区设备的选型带式输送机选用：DSJ80/40/255型，其主要技术参数如下： 胶带宽度： B800mm运输能力： Q630t/h胶带速度： V2.5m/s输送机机长： L120m输送机倾角： 5电动机: 55kW 2台传动滚筒直径： D=800mm偶合器型号： YOXz560 N=1500r/min 2台减速机型号： DCY315-31.5 2台逆止器： NJ（NYD）270 2台输送带： PVG800/1 阻燃抗静电型制动器： YWZ5-315/80 N=330W 拉紧装置： 绞车张紧装置（1）运输能力验算设计长壁回采工作面采煤机和连续掘进机能力为328t/h，工作面刮板运输机生产能力为450t/h，转载机的生产能力为630t/h，破碎机通过能力为600t/h，顺槽皮带通过能力为630/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，故所选设备能满足要求。（2）提升绞车选型主要技术参数：提升机型号：JTP1.2 滚筒直径宽度：1.21m提升速度： 1.3m/s 倾角：23 电机型号：YRJ250M2-8电机功率：55kw 电 压：380V 转 速:721r/min 提升斜长：320m 提升载重：1000Kg 提升容器：矿车 型号：V型/XRC10-6-67.3大巷运输设备选择7.3.1运输大巷设备选择掘进面采用综合机械化设备掘进，回采工作面采用大采高一次采全高综合机械化设备，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，运输大巷采用带式输送机运煤，其运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。回采工作面采煤机和掘进面掘进机同时生产出煤能力为360 t/h，回采工作面运输平巷带式输送机和掘进面带式输送机通过运输上山带式输送机搭接，煤经大巷直接装载到大巷带式输送机。大巷带式输送机承担全矿年产0.9Mt煤炭的运输任务，考虑本矿井采用一个工作面即可达产，大巷选用和运输上山一样型号的输送机，即SSJ1200/2200，输送能力为630t/h。7.3.2辅助运输大巷设备选择根据矿井地质条件（低瓦斯）及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用JD-11.4型调度绞车牵引小矿车运输。小矿车选用V型/XRC10-6-6型1吨固定厢式矿车。根据开拓及井下开采布置，运煤系统实现胶带化，矿车仅限于辅助运输，矸石运输采用0.75型翻斗式矿车，运送设备及材料采用1t平板车、3t平板车、15t平板车和1t材料车。达产时需各类矿车116辆，其中0.75型翻斗式矿车40辆，1t平板车20辆，1t材料车20辆，3t平板车10辆，10t平板车4辆。井下铺设轨距600mm、30kg/m型钢轨。矿车规格特征及数量见表7-2。表 7-2 矿车规格特征数量表序号名 称型 号容积(m3)载重(t)轨距(mm)轴距(mm)自重(kg)外形尺寸(mm)(长宽高)数量(辆)11t固定式矿车MGC1.1-6A1.11600550592200088011502021t平板车MP1-6A1600550464200088011502033t平板车MPC3-65.5600110053034501200480104油品专业车MYC1.1-6-021.1750240010501190251t材料车MC1-6A1.0600550494200088011502060.75m3翻斗车YFC0.75-60.751.159118209601245407平板车MPC15-61560011002500150034048合计1168 矿井提升8.1概述赵屋矿位于山西省长治市壶关县，井田位于太行山区，区内属低山丘陵地貌。井田内地形属中低山区，主要山梁走向北东-南西，井田总体地势为东高西低。但地面最高点位于井田西南角，海拔标高为1392.30m，最低点位于井田西北部的沟谷中，海拔标高为1103.00m，最大相对高差为289.30m。煤层埋深主要分布在11201220m，埋深20140m，井田走向长7km，井田倾斜平均宽6.25km，煤层倾角35。本井田设计开采15号煤层。本设计矿井井型为0.9Mt/a。15号煤的容重为1.43 t/m3，矸石容重为2.5 t/m3。矿井工作制度为“四六制”，提升设备年工作日为330d，日工作小时数为18h。设计为双斜井单水平开拓。主井采用带式输送机运煤，副井采用调度绞车提升。井下运输大巷采用皮带运输，辅助运输采用调度绞车牵引矿车。矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤尘无爆炸性危险。矿井设计服务年限为23.9年。最大班下井人数为72人。本矿井主井采用带式输送机运煤，副井采用调度绞车提升，主要用于升降材料、矸石和人员兼作进风和排水之用。8.2主副斜井提升8.2.1主斜井带式输送机（1）设备选型本矿主斜井镜筒斜长310m，倾角23；采用带式输送机提升方式，担负矿井主提升任务兼进风井。矿井选取DTL80/20型带式输送机，对带式输送机进行校核。1、验算依据矿井年产量:900kt/a。井筒长度: 310m；胶带机机长：L=310+110+30=450m 胶带提升向井筒延伸110m，提升胶带至地面筛分楼30m；提升高度H=130.0m；水平机长Lh=423m；胶带机倾角: =23；散煤容重: 1.0t/m3；输送能力： Q=200t/h；工作环境：温度、湿度适中，灰尘较多，机头部分处于室内。 胶带机布置形式及力学简图见图6-1-1。图6-1-1 胶带机布置形式及力学简图2、基本参数设定：输送带：ST/S1250-800-6+5+6，带宽B=800mm，带强St=1250N/mm，带速V=2.0m/s，每自然米输送带重量q0=19.76kg/m。承载托辊槽角=25-60，托辊直径=108mm，L=315mm，上托辊间距a0=1.2m，每米上托辊转动部分承载重量q=10.175g/m。下托辊直径=108mm，L=950(465V)，回程分支托辊间距 aU=3.0m，每米下托辊转动部分重量q=3.18kg/m。每米胶带机上物料重量：q= 27.78g/m；导料槽长度4500mm。3、输送带宽度确定B=800mm 8.2.2副井提升副斜井运人设备选型副斜井担负全矿井人员升降。矿井选择RJY22-25/400架空乘人装置，设备校验如下：(1)设计资料1提升任务运送距离：310m，倾角：23o。最大班运送人数：72人。2提升设备设计采用矿方现已安装的RJY22-25/400可摘挂架空乘人装置，其主要技术参数如下：最大适用工作坡度：25o最大工作距离：400m驱动电机功率：22 kW运输速度：0.8m/s运输能力：530人/h(2)设备校验1井筒倾角23o25o，斜长310m400m，说明设计采用的RJY22-25/400可摘挂架空乘人装置满足要求。2吊椅间距离Id=（60Tv-L）/Kn=17.1m，设计选择Id1=15m。其中：T=60min，K=1.5，n=100，V=0.8m/s，L=310m。3运输能力计算：Q=530人/h；最大班工人下井时间：t=8.15min60min钢丝绳校验4.升降40人绳端荷重 Q=4075（sin23o +f1cos23o）=1213.6gf=11.9kN5.升降人员时的单位绳重PKQ1=Q/(110B/m-L(sin+f2cos)=0.58kg/m6.选用国标14-NAT-619s+FC-1570-ZZ-108-70.5型钢丝绳，其最小破断拉力总和为：f=131 kNDg=80D=8014=1120mm1200mm7. Fm=Q+PKL(sin+f2cos)=14.36 kN安全系数校验:m=f/ Fm=131/14.36=9.129 满足要求;电动机功率计算:P=1.1 FmV/=1.114.360.8/0.85=14.87 kW22 kW 满足要求下井一次实际电耗:W= FmtVmax/60=5.4kW h/次年电耗计算：An=5.44330=7136 kW h为保证架空乘人装置电源的可靠性,两回380v电源引自矿井工业场地380v同母线段;一回电源停止供电时,另一电源回路保证架空乘人装置的全部负荷运行.(3)结论经上计算选用RJY22-25/400煤矿架空乘人装置能够满足在规定时间内矿上最大班人数下井的要求。9 矿井通风及安全9.1矿井通风系统选择9.1.1矿井概况赵屋煤矿位于山西省长治市壶关县境内，面积约17.226km2，井田位于太行山区，区内属低山丘陵地貌。井田内地形属中低山区，主要山梁走向北东-南西，井田总体地势为东高西低。但地面最高点位于井田西南角，海拔标高为1392.30m，最低点位于井田西北部的沟谷中，海拔标高为1103.00m，最大相对高差为289.30m。整体看来，本矿煤层地质条件简单，适合机械化采煤，矿井采用走向长壁大采高方式开采。本矿设计生产能力为90万t/a，服务年限23.9a。全区主采煤层一层，即15号煤，煤层平均厚度2.7 m，倾角为35，属于近水平煤层。采用双斜井单水平开拓方式。煤层硬度较硬，煤质属于低硫低灰分，高发热量之煤种，是良好的动力用煤和民用煤。本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为1.86m3/min，煤尘无爆炸危险性。矿井地温属于正常地温范围。煤炭无自燃发火倾向。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18小时。矿井工作制度，实行“四六制”，井下同时作业的最多人数为126人，综采面同时工作最多人数30人。9.1.2矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：（1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；（2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；（3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；（4）总回风巷不得作为主要行人道；（5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.1.3矿井通风方式的确定选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件进行比较，见表9-1。表9-1 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多。通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。通风路线短，阻力小。缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。建井期限略长，有时初期投资稍大。建井期限略长，有时初期投资稍大。井筒数目多基建费用多。适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重。煤层走向较大（超过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。结合本矿的实际条件：若采用中央并列式，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道。但随着采区逐步向两翼，通风阻力将不断增大。由于本矿采用采区布置，中央分列式对于中央并列式并无优势，同时由于走向长度过大的原因，此方式并不适合；采用两翼对角后，能够满足矿井通风要求，但要很大的保护煤柱，煤柱损失大；井田开采量小，从经济效益考虑所以不适合用分区对角式。本矿属于低瓦斯矿井，考虑到井田范围广，且矿井服务年限不长，为了早出煤，减少初期投资，节省风井保护煤柱，在本设计第四章开拓方案比较中已经考虑了全矿的通风方式，也作了详细的经济比较，按照开拓设计方案，确定本矿通风方式为：中央并列式通风。风井具体位置见开拓平面图。9.1.4主要通风机工作方式选择煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：（1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险；（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大；（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面；（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小；（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井等条件下，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。本设计矿井采用采区布置，运输大巷进风，轨道大巷回风，采区上山中，采区运输上山进风，轨道上山回风，工作面平巷中，运输平巷进风，轨道平巷回风，下区段的回风平巷回风。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，瓦斯低，通过对上行风和下行风的比较，确定工作面通风为下行通风方式。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）：“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；“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；“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；“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；“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矿井风量根据煤矿通风能力核定标准AQ1056-2008，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：（1）矿井需要风量按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。Qra（QcfQhfQurQscQshQrl）kaq式中Qra矿井需要风量，m3/s；Qcf采煤工作面实际需要风量，m3/s；Qhf掘进工作面实际需要风量，m3/s；Qur硐室实际需要风量，m3/s；Qsc备用工作面实际需要风量，m3/s；Qsh备用掘进头实际需要风量，m3/s；Qrl其他用风巷道实际需要风量，m3/s；kaq矿井通风需风系数，取1.20。采煤工作面实际需要风量的计算 每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，取其中最大值。 A. 按气象条件计算 Qcf6070%vcfScfkchkcl式中vcf采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度取，1.3m/s；Scf采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，9.75m2；kch采煤工作面采高调整系数，取1.1；kcl采煤工作面长度调整系数，取1.2；70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。Qcf6070%1.39.751.11.2702.7m3/min11.7m3/s。B. 按瓦斯涌出量计算Qcf100qcgkcg式中qcg采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；根据08年瓦斯等级鉴定报告，矿井相对瓦斯涌出量为0.98m3/t，鉴定为低瓦斯矿井。达到900kt/a时，矿井瓦斯绝对涌出量为0.982727/1440=1.89m3/min。根据矿井瓦斯构成情况，回采工作面约占70%，掘进工作面约占25%，其他地点约占5%，则回采工作面瓦斯绝对涌出量1.323m3/min，每个掘进工作面瓦斯绝对涌出量0.24m3/min。kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.4；100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数；Qcf1001.3231.4185.2m3/min3.1m3/sC. 按二氧化碳涌出量计算 Qcf67qcckcc式中qcc采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；根据鉴定报告，矿井相对二氧化碳涌出量为1.20m3/t，鉴定为低瓦斯矿井。达到900kt/a时，矿井二氧化碳绝对涌出量为1.202727/1440=2.27m3/min。根据矿井二氧化碳构成情况，回采工作面约占70%，掘进工作面约占25%，其他地点约占5%，则回采工作面二氧化碳绝对涌出量1.59m3/min，每个掘进工作面二氧化碳绝对涌出量0.28m3/min。kcc采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，1.4；67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5的换算系数。Qcf671.591.4149.14m3/min2.5m3/sD. 按工作人员数量验算Qcf4Ncf式中Ncf采煤工作面同时工作的最多人数，30人；4每人需风量，m3/min。Qcf430120m3/min2.0m3/s按以上计算结果取最大值，即Qcf11.7m3/s，取12m3/s。E. 按风速进行验算验算最小风量：Qcf600.25Scb式中Scb采煤工作面最大控顶有效断面积，m2，Scblcbhcf70%10.94m2；lcb采煤工作面最大控顶距，6.5m；hcf采煤工作面实际采高，2.7m；0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；Qcf600.2510.94164.1m3/min2.74m3/s验算最大风量：Qcf604.0Scs式中Scs采煤工作面最小控顶有效断面积，m2，Scslcshcf70%9.98m2；lcs采煤工作面最小控顶距，5.9m；70%有效通风断面系数；4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s；Qcf604.09.982395.2m3/min39.92m3/s满足风速要求。F. 备用工作面实际需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。m3/s掘进工作面实际需要风量的计算每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。A. 按照瓦斯涌出量计算Qcf100qhgkhg式中qhg掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.24m3/min；khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.4；100按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数；Qcf1000.241.433.6m3/min0.56m3/sB. 按照二氧化碳涌出量计算 Qcf=67qhckhc式中qhc掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.28m3/min；khc掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，1.4；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5的换算系数。Qcf670.281.426.26m3/min0.44m3/sC. 按局部通风机实际吸风量计算QhfQafI +600.25Shd式中Qaf局部通风机实际吸风量，设计选用FBD6.3/218.5型局部通风机，该风机风量范围为300480m3/min；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.25有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速； Shd局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，9.2m2。Qhf4801600.259.2618m3/min10.3m3/sD. 按工作人员数量验算Qaf4Nhf式中Nhf掘进工作面同时工作的最多人数20人；4每人需风量，m3/min。Qaf42080 m3/min1.34m3/s按以上计算结果取最大值，即Qcf10.3m3/s。取12m3/s。E. 按风速进行验算a）验算最小风量：Qaf600.25Shf600.259.2138m3/min2.3m3/sb）验算最大风量：Qaf604.0Shf604.09.22208m3/min36.8m3/s式中Shf掘进工作面巷道的净断面积，m2。满足风速要求。本次设计两个综掘工作面2个，每个工作面需风量12m3/s。考虑到备用掘进头停掘不停风需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量，且最少不应低于掘进头实际需要风量的50%。经验得Qsh6m3/s。则：Qhf212+630m3/s。硐室需风量计算 采区变电室采用独立通风，按照经验值确定为4m3/s。其它用风巷道实际需风量计算其它用风巷道实际需风量计算：Qrl10m3/s。故由以上计算可得矿井总风量为：Qra（15824+6410）1.280.4m3/s，取Qra=81m3/s。（2）风量分配根据上述计算，风量分配如下：回采工作面：15m3/s；掘进工作面：21224m3/s；备用工作面：8m3/s；备用掘进头：6m3/s采区变电室：4m3/s；其它用风地点：24m3/s。 （3）负压及等积孔计算矿井负压采用下式计算：h(LPQ2)/S3h局式中h矿井通风总阻力，Pa；井巷摩擦阻力系数，Ns2/m4；L井巷长度，m；P巷道断面净周长，m；S井巷净断面面积，m2；Q通过井巷的风量，m3/s；h局局部通风阻力，按摩擦阻力的15计。根据矿井生产初期和后期回采工作面及掘进工作面的井下具体位置及风机合理的服务年限，经计算，矿井通风容易时期通风总阻力为1396.3Pa，矿井通风困难时期的通风总阻力为1928.3Pa。通风容易时期和通风困难时期的通风总阻力计算见表5-2-1和表5-2-2。矿井等积孔根据下式计算：式中A矿井等积孔，m2；Q矿井风量，m3/ s；h矿井负压，Pa。经计算，通风容易时期矿井等积孔：Al2.58m2，矿井通风难易程度属容易；通风困难时期矿井等积孔：A22.22m2，矿井通风难易程度属容易。井巷风速验算结果见表9-2。表9-2 井巷风速验算井巷限速m/s有效断面m2实际风速m/s备注低高容易困难风井15符合副井87.37.03.1符合井底车场符合采煤工作面0.254符合运输大巷814.03.85.3符合轨道大巷814.04.03.1符合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2940Pa；（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算；（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350mm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。9.3.2确定矿井通风容易和困难时期本矿井采用中央并列式通风。由于矿井服务年限短，故一采区通风时可以作为通风容易时期，而三采区通风则作为通风困难时期来计算。9.3.3矿井最大阻力路线（1）通风容易时期地面123456789地面图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（2）通风困难时期地面12345678地面图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9.3.4矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，用下式计算出各段风路井巷的摩擦阻力：式中：hfr巷道摩檫阻力，Pa；L、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9-3 通风容易时期序号巷道名称支护 方式摩阻系数 a (Ns2/m4)巷道长度 L(m)断面净周长 P (m)净断面 S(m2)S3 (m2)3 风量 Q(m3/s)Q2 (m3/s)2风速 v(m/s)阻力(风压) H (Pa)1副斜井料石碹0.035 31010.2 7.3 385.8 5126017.0 746.1 2井底车场锚网喷0.010 11412.0 8.8 669.9 5126015.8 53.1 3集中轨道上山锚网喷0.010 37015.0 14.0 2744.0 5126013.6 52.6 4一采区轨道巷锚网喷0.010 27015.0 14.0 2744.0 5126013.6 38.4 5运输顺槽锚杆挂网0.014 92514.2 12.0 1745.3 204001.7 42.1 6采煤工作面综采支架0.035 15017.0 14.3 2899.7 204001.4 12.3 7回风顺槽锚杆挂网0.014 87515.0 14.0 2744.0 204001.4 26.8 8一采区回风巷锚网喷0.010 3815.0 14.0 2744.0 7657765.4 12.0 9回风上山锚网喷0.010 20515.0 14.0 2744.0 8165615.8 73.5 10总回风巷锚网喷0.010 1915.0 14.0 2744.0 8165615.8 6.8 11回风立井混凝土0.035 10412.6 12.6 2000.4 8165616.4 150.4 12小计1214.2 13局部阻力(按井巷阻力的15%)182.1 14合计1396.3 表9-4 通风困难时期序号巷道名称支护 方式摩阻系数 a (Ns2/m4)巷道长度 L(m)断面净周长 P (m)净断面 S(m2)S3 (m2)3 风量 Q(m3/s)Q2 (m3/s)2风速 v(m/s)阻力(风压) H (Pa)1副斜井料石碹0.035 31010.2 7.3 385.8 5126017.0 746.1 2井底车场锚网喷0.010 11412.0 8.8 669.9 5126015.8 53.1 3集中轨道上山锚网喷0.010 46215.0 14.0 2744.0 5126013.6 65.7 4一采区轨道巷锚网喷0.010 71015.0 14.0 2744.0 5126013.6 100.9 5二采区轨道巷锚网喷0.010 45015.0 14.0 2744.0 5126013.6 64.0 6二采区轨道巷锚网喷0.010 15015.0 14.0 2744.0 4116812.9 13.8 7二采区轨道巷锚网喷0.010 18015.0 14.0 2744.0 319612.2 9.5 8运输顺槽锚杆挂网0.014 125014.2 12.0 1745.3 204001.7 57.0 9采煤工作面综采支架0.035 15017.0 14.3 2899.7 204001.4 12.3 10回风顺槽锚杆挂网0.014 128015.0 14.0 2744.0 204001.4 39.2 11二采区回风巷锚网喷0.008 6015.0 14.0 2744.0 4621163.3 5.6 12二采区回风巷锚网喷0.008 9015.0 14.0 2744.0 6137214.4 14.6 13二采区回风巷锚网喷0.008 42015.0 14.0 2744.0 7657765.4 106.1 14一采区回风巷锚网喷0.008 69015.0 14.0 2744.0 7657765.4 174.3 15回风上山锚网喷0.008 20515.0 14.0 2744.0 8165615.8 58.8 16总回风巷锚网喷0.008 1915.0 14.0 2744.0 8165615.8 5.5 17回风立井混凝土0.035 10412.6 12.6 2000.4 8165616.4 150.4 18小计1676.8 19局部阻力(按井巷阻力的15%)251.5 20合计1928.3 9.3.5矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：困难时期通风总阻力：式中：1.1、1.15为考虑风路上有局部阻力的系数；hrfmin、hrfmax矿井通风困难和容易时期的阻力之和。hrmin1.11269.41396.3 Pa（2940Pa）hrmax1.151676.81928.3 Pa（2940Pa）矿井通风总风阻见表9-7。表9-5 风路总摩擦阻力容易时期困难时期阻力(Pa)1396.319总等积孔矿井等积孔根据下式计算：式中A矿井等积孔，m2；Q矿井风量，m3/s；h矿井负压，Pa。经计算，通风容易时期矿井等积孔：Al2.58m2，矿井通风难易程度属容易；通风困难时期矿井等积孔：A22.22m2，矿井通风难易程度属容易。表9-6 矿井等积孔容易时期困难时期等积孔(m2)2.582.22由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2m2，总风阻均小于0.35 NS2/m8，属于通风容易矿井。9.4选择矿井通风设备9.4.1选择主要通风机根据前面计算，用风机的个体特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。（1）自然风压矿井通风方式为中央并列式，风井和副井的深度相同，且在地面的标高大致相同，因此自然风压为零。（2）主要通风机工作风压该矿井为抽出式通风，通风容易时期自然风压与通风机风压作用相同，通风机有较高功率，故从通风系统阻力中减去自然风压。通风容易时期主要通风机静风压为：hrsminhrminh自然h损失（9-18）式中： hrmin通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；H自然容易时期帮助通风的自然风压，hn冬=0 Pa；h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为2050，取50Pa。hrsmin1396.30501446.3 Pa通风困难时期，通风困难时期自然风压与通风机作用反向，故通风系统需加上自然风压。主要通风机静风压：hrsmaxhrmaxh自然h损失（9-19）式中： hrmax表示通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；h自然表示困难时期反对通风的自然风压，hn夏0Pa；h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为2050，取50Pa。hrsmax1928.30501978.3 Pa（3）主要通风机的实际通过风量Qf因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量Qf必大于矿井总风量，对于抽出式用式9-20计算：（9-20）式中：Qf主要通风机风量，m3/s；Qm矿井需风量，m3/s；k漏风损失系数，风井不做提升用时取1.05。容易时期：Qrmin1.14101/6075.2m3/s困难时期：Qrmax1.16246/60114.5 m3/s计入通风设备漏风损失及风道等局部阻力后，通风设备所需风量QF=81m3/s；通风设备所需风压：通风容易时期HFmin =1544Pa通风困难时期HFmin =2052Pa。根据通风设备所需风量及风压，选用FBCDZ-8-22B型通风机两台，一台工作，一台备用。9.4.2通风机运行工况点参数RFmin=0.235RFmax=0.313则：网路特性方程HFmin=RFminQF2=0.235Q2FHFmax=RFmaxQF2=0.313 Q2F根据管网特性曲线方程计算管网数据如下表： 表9-7 管网数据Q(m3/s)60708090100H1(Pa)8461151.515041903.52350H2(Pa)1126.81533.72003.22535.33130通风机运行工况点参数见图9-6：图9-6 通风机运行工况点参数由风机特性曲线得风机运行工况点的参数见下表： 表9-8 风机运行工况点参数风量(m3/s)负压(Pa)叶片安装角度效率初 期M189.3187483后 期M284.02209869.4.3电动机选型矿井通风容易时期，驱动电动机计算功率NM1 = 246.9kW。矿井通风困难时期，驱动电动机计算功率NM2 =264.2KW。配套YB型8极 2160kW 380V型隔爆电动机，满足矿井通风容易及困难时期矿井通风的需要。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；（4）严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流；（5）按井下在册人员配备隔离式自救器；（6）按规程规定设置反风装置，风机能在规定时间内反风并达到规定风量；（7）严禁在工作面两道再掘超过3 m的硐室；（8）采后按规定时间回收，密闭，注浆。9.5.2煤尘的防治（1）掘进机与采煤机都必须配备有可靠的降尘装置，掘进头风机要设防尘器；（2）利用环境安全监测系统，及时测定风流中的风尘浓度；（3）奖励防尘、洒水、降尘系统，对煤流各转载点必须经常喷雾洒水；（4）对于容易积存煤尘之处，应定期进行清理；（5）井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓和溜煤眼处漏风；（6）相邻煤层所有运输机道和回风道必须设置隔爆木棚；（7）采掘工作面的工人应按规定佩戴防尘帽和防尘口罩。9.5.3预防井下火灾的措施（1）实行无煤柱沿空掘巷开采，尽量少丢煤，清除煤层自燃发火根源；（2）完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其两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：接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；打开隔离煤柱放水时；接近有出水可能的钻孔时；接近有水或稀泥的灌泥区时；底板原始导水裂隙有透水危险时；接近其它可能出水地区时。10 矿井基本技术经济指标表10-1 矿井设计主要技术经济指标序号指 标 名 称单 位指 标备注1矿井设计生产能力 年产量kt900 日产量t27272矿井服务年限a23.93矿井工作制度 年工作天数d330 日工作班数班44煤 质15号 牌号(PM) 灰分Ad%11.19 挥发分Vdaf%13.20 硫分St.d%2.32(5) 发热量Qb.dafMJ/kg5储量15号(1)资源量万吨1318(2)工业资源/储量万吨1253(3)设计储量万吨1129(4)可采储量万吨8256煤层情况15号 可采煤层数层1 可采煤层总厚度m3.67（煤层中间夹矸以上不可采） 煤层倾角度3515号 煤的视密度t/m31.437井田范围 东西长度km3.75 南北宽度km2.15 井田面积km23.66388开拓方式双斜井、立井9水平数目个1最终水平标高m+113010井筒类型及长度主斜井(净宽/净断面/斜长)3.2/8.82/310副斜井(净宽/净断面/斜长)2.8/7.28/310回风立井(净直径/净断面/垂深)4.0/12.56/10411采区个数个312回采工作个数及长度个/m1/18013回采工作面年进度m151514采煤方法综采一次采全高15顶板管理方法全部垮落法16采煤机械化装备 采煤机械MG200W 工作面支架型式ZZ4000/17/35型支架 工作面运煤机械SGB630/220 顺槽运煤机械DSJ80/40/402 大巷运煤机械DSJ80/4017掘进工作面个数个118井巷工程总量 巷道总长度m4210万吨指标m/10kt46.819井下辅助运输 运输方式型号/台JD-11.4 矿车类型及数量型号/辆1t系列矿车/6020提升方式与设备主井提升方式及设备型号/部DTL80/20/160型带式输送机/1副井提升方式及设备型号/台JK-2.5型绞车/121通风方式与设备 沼气(或二氧化碳)等级低瓦斯矿井 通风方式中央并列式 通风机型号及数量型号/台FBCDZ-8-21B型风机/222排水方式与设备 涌水量:正常/最大m3/h90/150 水泵型号及数量型号/数量MD155-306型离心水泵/323地面生产系统 筛分级别三级 煤仓型式及容量筒仓/3000t 储煤场型式及容量t露天 矸石处理方式填沟24供电 电动机总容量kW3717设备运行容量 主变压器总容量kVA8000 矿井年耗电量kkWh10614.06 吨煤耗电量kWh/t11.79325职工在籍总人数人46926全员效率t/工8.927原煤成本元/t168.1228建设工期月12参考文献1 杜计平.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，20082 徐永圻.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，20033 林在康、左秀峰.矿业信息及计算机应用.徐州：中国矿业大学出版社，20024 林在康、李希海.采矿工程专业毕业设计手册.徐州：中国矿业大学出版社，20085 郑西贵、李学华.采矿AutoCAD2006入门与提高.徐州：中国矿业大学出版社，20056 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概述1.1采空区充填选择的背景及必要性近年来随着国民经济建设的飞速发展，国家对煤炭资源的需求量越来越大，各大矿区在不断提高煤炭产量的同时，“三下”压煤给矿区带来的采区工作面接续紧张，矿井服务年限缩短等问题已逐步显现，同时大规模的开采所造成的矿区土地塌陷、房屋损坏、煤矸石堆积成山、生态环境污染等一系列问题也成为制约矿区可持续发展的弊病以上问题的出现主要是由于煤炭开采引起上覆岩层移动和地表沉陷造成的。如何有效的控制岩层移动，减轻地表塌陷情况，为促成矿区社会效益、经济效益和生态环境效益的和谐统一，已成为目前急需解决的关键问题。煤炭是我国的主要能源。2008年，全国煤炭产量约27亿t，山西产量约63亿t左右。但随着煤炭的开采，煤矸石的排放量也在增大，煤矸石是煤炭开采和加工过程中排放出的废弃岩石，其主要有掘进巷道、选煤排出的煤矸石和露天采煤产生的剥离矸石，约占煤炭产量的15一20。如此大量的煤矸石排放与堆积不仅占用大量土地，而且煤矸石会自燃排放出的大量二氧化碳和烟尘还污染大气，煤矸石山还容易造成崩塌、滑坡，给人类安全带来危害。因此，在煤矿环境评价中对煤矸石引起的环境问题十分重视。与此同时我国又是煤炭消费大国，每年由此产生的粉煤灰大约19亿t，而且仍以每年800万t的排放量递增，粉煤灰对环境同样造成污染并占用耕地。解决村庄、建筑物下压煤问题，当然最好是搬迁村庄，但是搬迁村庄的难度越来越大，成本也越来越高，这就需要采取多种措施，从井下开采方面想办法。矸石充填技术无疑是解决这些问题的重要途径。我国很多煤矿由于开采年限长，开采深度比较大，开采深度超千米的矿井已有很多，并且煤矿平均每年以30m的速度向深部发展，地压问题、地温问题、通风问题越来越突出。有冲击地压倾向的矿井也有很多，严重影响煤矿的安全生产。虽然各单位都投入大量资金，上了许多监测监控设备，采取了多种治理和预防措施，也取得了明显成效，但都不是治本之策。煤矿开采越来越深，地压越来越大，冲击强度也会相应增强，这是无法改变的趋势。当前正在大力开展建设本质安全型矿井，那就必须要有治本的措施，必须探索和研究治本之策，采取有效手段掌握和控制顶板岩层的运动规律，减弱顶板岩层运动的冲击强度，从根本上防治冲击地压的危害，应当说实行充填方法是当前行之有效和比较迫切的选择。煤矿在开采过程中产生大量矸石，长年累月堆积在地面，既污染环境，又占压土地，历来是煤矿的标志性建筑。这些矸石山都不同程度的存在着自燃、坍塌、爆炸等不安全因素，有的矸石山周围还有许多建筑物和居民住宅，安全距离不符合安全距离要求。因此处理采空区，对矸石进行合理利用是一个任重而道远的任务。绿色开采技术是解决这一问题的关键，主要有以下几个方面的原因：1 实行绿色开采是解放三下压煤的有效途径2 绿色开采是安全生产的需要3 实行绿色开采是改变煤矿形象、节能环保的需要4 充填绿色开采需要政策扶持2 岩层移动及地表沉陷的控制方法2.1 覆岩离层带注浆充填技术覆岩离层带注浆充填技术对矿区的地质采矿条件具有一定的局限性，现场具体操作技术不够成熟，且减沉效果因具体条件不同而存在较大差异，地表变形情况难以预计和控制，具体的减沉效果也有待进一步论证。2.2 充填开采充填开采主要包括水砂充填、矸石充填、膏体充填等，其中水砂充填减沉效果较好，但由于充填难度高，工艺复杂，充填区域控制管理难度大，目前极少采用；矸石充填是实现煤矿绿色开采的关键技术之一，目前矸石充填的实践应用较为普遍，矸石充填巷采和矸石机械化充填工艺研究比较完善；煤矿膏体充填开采 是近年来新兴的研究课题，充填成本较高。2.3 部分开采部分开采方式主要包括条带开采和房柱式开采条带开采工作面较小，掘进工作量大，生产效率较低，相对增加了开采费用，此外资源采出率一般低于60 房柱式开采在美国、澳大利亚等国应用广泛，具有矿井开拓准备工程量小、出煤快、设备投资少、工作面搬迁灵活、煤柱受力均匀、减沉效果好等优点，但我国缺乏相应的开采机械设备，工艺水平不够完善，因此该方法并未在国内得到普及应用。3 充填方法的应用研究3.1点柱式膏体充填现将房柱式开采与膏体充填开采方式相结合，提出点柱式膏体充填协调采煤法，采用膏体充填体置换保留煤柱，通过调整开采顺序，最终形成充填体与保留煤柱共存的点柱支撑体支撑上覆岩层的结构，如图1所示，以南北长东西宽，先掘东西两侧平巷的工作面对本法进行介绍3.1.1 采掘东西向煤巷。沟通工作面平巷，铺设充填管道首先，在工作面东西两平巷问采掘若干条联络煤巷，巷间留设煤柱，沟通东西两平巷的同时形成通风和输运回路巷宽一般为45 m，掘进同时进行支护；巷间煤柱宽由膏体充填体强度和工作面地质采矿条件确定巷道掘成后，沿各煤巷铺设膏体充填管道，在预先设计的似条采开切位置铺设液压转换阀，便于多头同时进行膏体充填作业。3.1.2 “采一封一充”协调作业，形成膏体充填体与煤柱混合条带支撑体充填管道铺设完成后，进行似条带开采，采宽一般与所留设东西向煤柱宽度相同在工作面东部留设平巷保护煤柱，从北部第1条东西向煤巷起，自北向南按条带开采方式进行采煤作业，见图1a平巷保护煤柱宽度应在保证煤柱稳定性宽度基础上多留设45 m，待整个充填过程结束后进行部分回收当似条采工作面掘进一定距离后，充填工作组开始从切眼处使用矸石袋堆砌密封，并通过铺设好的充填管道向采空区进行膏体充填作业，采空区内使用充填袋控制充填浆液流淌随着似条采工作面采穿第1条横向煤巷后，充填工作组可通过上下两条管道对形成的矩形采空区进行膏体充填作业，充填完成后对充填区域堆砌密封，则完成一次似条采与充填作业流程似条采工作面继续推进，重复上述充填过程，循环往复，形成“采一封一充”协调一体化工作流程由于充填管道已铺设到每条横向煤巷，通过液压转换阀进行控制，在地面充填站充填能力允许的情况下，能保证数个密封的采空区同时进行充填作业，提高充填工作效率第1条南北向似条采工作面采充完毕后，工作面向西搬迁至西平巷处，在西部由南向北进行似条带开采，见图1b采充过程与前文相同，直至整条工作面采充完成后，工作面继续向东搬迁至第1条似条采工作面西侧，为保证采空区内充填体充分凝固，需留设45 m保护煤柱，继续采掘第3条似条带工作面如此循环直至将整个工作面采掘完毕，形成膏体充填体与保护煤柱共存的混合条带支撑结构，见图1c使用以上开采顺序意在使充填体充分凝固，确保开采过程中保护煤柱及充填体较少受采动影响，保证其稳定性的同时，确保生产作业的安全3.1.3 开采残留煤柱，形成膏体充填体和保护煤柱共存的点柱式支撑结构待充填体充分凝固并被压实后，可按前期采掘与充填顺序对充填体与平巷保护煤柱、充填体间留设的煤柱进行部分回收，使整个采空区形成以膏体充填体和平巷保护煤柱共同支撑上覆岩层的网格状点柱式支持结构，见图1d，至此整个工作面采掘充填工作完成。3.2 煤矸石与粉煤灰综合充填采矿技术为了实现充填采矿，现采用气力输运装置，它的特点是灵活，而且有便于物料输运和各种处理设备配置等优点。气力输运系统按空气在管道中的压力状态来分，气力输送装置可分为负压系统(吸送)、正压系统(压送)和混合系统3种。负压输送系统是利用输送系统终点的风机抽吸系统内的空气，在系统巾形成低于大气压的负压气流，物料与空气同时从吸嘴进入系统内并随气口达系统终点，最后经过滤分离将空气排放到大气巾。正压输送系统是气力输送的最基本形式，在系统中，利川输送系统起点处的风机等气源设备，将高于大气压的压缩空气通人输送系统巾，同时物料进入高速运行的气流巾，在气流的带动下，物料到达输送系统终点经过滤后，物料与空气分离，物料进入料仓，空气排人大气。混合输送系统是在同一输送系统巾既有正压又有负压，利用两种不同系统的优势，闪而可以应用于比较复杂的输送巾。本文主要研究的是正压输送系统。3.2.1充填材料的物理化学组成（1）煤矸石影响煤矸石颗粒大小的因素主要是气力输运距离以及输运管尺寸对煤矸石颗粒大小要求。通过实验研究，最终确定矸石加工破碎到直径25 mm、进行筛分以后按混凝土的颗粒级配曲线进行级配。（2）粉煤灰粉煤灰在充填材料中主要发挥细料作用，粉煤灰能起到对煤矸石颗粒的润滑作用，提高煤矸石颗粒的流动性，减少来自管壁的阻力，从而提高输运。粉煤灰的化学成分见表1，其主要化学成分有Si02、Al2O，次要成分包括CaO、MgO等。经检测，粉煤灰O07 mm方孔筛余量为27，标准稠度为305。3.2.2 输运系统工作原理（1） 系统组成及工作过程本实验装置是一种气力输送设备。水平管道中气固呈分层流动形态，管道上部为输运的物料，下部为压缩气体，这种方式可以克服输送中的不连续和不稳定现象。整个输送系统由发运装置、监测装置和执行部分组成(见图1)。发送装置包括气源、储气罐和输送管等几部分组成，监测部分主要由压力传感器、电子秤和料位计等组成，而执行部分主要是一些电子开关、控制阀门组成。为了解决输运过程中造成的堵塞问题，还专门设置了排堵设备。系统工作时，先打开储气罐让储气罐中压缩气体在输运管道巾进行工作，之后再打开物料罐，当物料罐中压力达一定值时物料开始运送，直至采空 。（2） 输送机理中细颗粒、高混合比、水平管输送时，其管道巾的两相流形态在一定条件下属于浓相分层输送，是介于悬浮流动和柱塞流动之间的巾问连续流动形式，其特点是悬浮层与滑动床层之间颗粒的相互作用极为复杂，如颗粒层问的碰撞、悬浮层颗粒在滑动床表面的滑动等。层问颗粒的各种作用所产生的动量交换是滑动床移动的主要动力，在表观气速较低时，分层流动的阻力主要来自滑动床与管壁的滑动摩擦；表观气速较高时，悬浮颗粒与管壁间的摩擦阻力起主要作用。3.2.3实验结果与分析（1） 压力分布管道压降是气力输送设计计算巾最重要参数之一。影响气力输送压降的因素甚多，如管道长度、物料质量、颗粒直径等。图2为两种相同条件下沿管道长度相对于大气压的压力分布线。由图2可看出，两条曲线都有相同变化趋势：入口处压力最大，然后逐渐变小，出口处为零；压力变化可分为3个区，人口区压力较高且变化较慢，其长度随入口速度、体积分数和粉煤灰直径变化，体积分数越大长度越长；接着是过渡区，该区压强变化开始加大；最后是充分发展区，该区压力变化与管道长度呈线性关系，管道越长，压力变化越大，此时单位长度压力损失是常数，该常数依赖于流动情况。粉煤灰体积分数越大，单位长度压力损失也越大。在其他条件一定时，物料质量与颗粒直径同压强变化关系成反比关系。（2）速度分布气流的输送速度也是输送设计的重要参数，其对气力输送的效率产生重要的影响，一般情况下存在一个最优速度及最小气流速度。该速度是指在保证整个输送管道可靠输送的条件下，气力输送系统具有最经济的工作性能和较高的输送效率时，空气在管道巾的最小运动速度。图3为距离管道入口不同长度上的中间截面气相和颗粒的速度分布。由图3可知，管道气流速度分布在管道巾心不对称，最高速度点向上移动。这是由于颗粒受重力作川逐渐运动到下部，阻碍下部气流的运动，从而使下部气流减速、上部气流增速。入口处速度分布均匀，南于壁面上气流速度为零，所以管壁附近气流速度逐渐变小，管道巾问速度逐渐变大，在0.25 m处速度剖面基本呈抛物型。随着向下游进一步发展，最大速度逐渐向管道上部移动，在1.5m处趋于稳定，进入充分发展段。3.2.4 输送过程中常见问题及对策(1) 堵管现象及对策在输送过程中经常出现堵管现象，这给气力输送带来诸多不便。其原闪主要有管道泄漏、气源、管道设计不合理、系统参数设定等 素。为了防止堵管，要定时清理管道，定期进行管道修理，防止渗漏。一旦发现堵管，立即采用反抽的方法进行排堵。(2) 输送管道磨损及对策由于输送管道内输送压力很高，管道内同气混合物流速在直段较低，直段磨损较轻，磨损严重的地方主要发生在管道转弯处，特别是颗粒冲击的管道转弯外侧。为了减少弯管处磨损，现介绍两种延长磨损的方法：一种是在管道外侧加外包，也就是在管道外侧再包一层，里面可以加耐磨物质；另一种就是在转弯处改川椭圆形弯头。3.3覆岩离层注浆充填地下采矿活动引起岩体内应力的重新分布，诱发上覆岩层冒落，进而造成地表沉陷，环境破坏等灾害。为了预防和治理此类地质灾害，常根据采动覆岩移动与变形的非连续特点，通过地面钻孔向采空区上覆岩层中的离层空间高压注入充填材料来减缓地下活动引起的地表移动变形，即离层注浆减沉技术。国内外学者从不同侧面探讨了采动覆岩运移模型、离层产生的形成机理与分布规律。如导水裂隙带高度预计公式、托板控制岩层变形模型、关键层理论、采动岩体空隙扩散模型、岩移四带模型、神经元网络模型、相似材料物理模型等，对离层注浆的效果评价主要集中于对地表减沉效果的分析， 未考虑离层注浆条件对覆岩导水裂隙带形态的影响。而通过地表变形的观测，同时采用前端泄露式多回路注放水系统，应用钻孔分段注水法，判定东滩煤矿14308工作面覆岩离层带实施注浆充填条件下综采放顶煤采动导水裂隙带的破坏特征，以获得离层注浆对地表减沉和覆岩破坏影响的综合效果。3.3.1 工作面地质采矿与注浆概况14308工作面位于东滩煤矿14采区第8区段东部，南邻14 307工作面(已回采并进行过离层注浆)，地层结构简单，回采标高为505530 m，平均采深563 m，煤层埋藏倾角3 ，煤层采出厚度56m，工作面倾斜长188 m，走向长914 m，采煤方法为走向长壁综采放顶煤跨落式管理顶板，采放比为1：1，工作面推进度为5 md。由于覆岩中的侏罗系地层较厚，下部红层砂岩相对二迭系含煤地层岩性较硬，开采过程中，红层下方的二迭系地层中会形成较发育的离层空间，注浆钻孔深度超过红层下界面，位于可充填离层空间内，该工程历时3个半月，总注入灰浆量291万m3,其中灰量69万m3。3.3.2 地表减沉效果的观测为更加切合实际地评价14 308工作面离层注浆的减沉效果，全面监测开采期间地表及房屋移动与变形规律，采用点、线结合的办法建立了地表移动与变形观测站，共布置了82个测点(图1)，其中1点代表了村庄的最大下沉点，全站共进行23次观测，测得810点为实际地表最大下沉值，表1给出了地表下沉实测值与采用概率积分法得到的预测值之间的对比。由表1可知：离层注浆充填条件下地表的减沉率达到了385，有效地保护了村庄和农田，保障了井下生产正常接序。3.3.3 覆岩破坏形态的连续观测(1) 观测方法选择采用研制的前端泄露式多回路钻孔注(放)水系统(图2)，其原理是在井下向上打一任意仰(俯)角的钻孔，进行微分式分段注(放)水。系统的封隔与注(放)水回路各自独立，可根据注(放)水量精确判定覆岩破坏形态。该方法的钻孔工程量较少，可利用井下防尘水源，安全可靠，观测资料直观易懂。(2) 导水裂隙带最大高度及形成时间预计导水裂隙带高度预计和最大高度形成时间是试验观测钻孔设计的基础，由东滩煤矿的开采参数及地质条件，导水裂隙带高度的经验预计公式为 HLi=100M1.6M+3.65.6式中，HLi为导水裂隙带高度最大值(m)，M为开采煤层厚度，得出导水裂隙带预计高度为5018 m。14 308工作面顶板岩层属于中硬类型，在设计观测孔时，主要对覆岩采动破坏高度为2560 m范围内的覆岩破坏情况进行控制研究，同时，为防止出现裂高过大等异常情况，适当加大了钻孔深度，最大控制高度为75 m。导水裂缝带发育达到最大高度以后，随工作面的推进和时间的延长，其顶部裂缝将逐渐受压密合而使导水裂缝带高度回缩下降。根据14 308工作面的具体条件，其开采覆岩裂隙最大高度形成时间152个月左右。(3) 观测工程布置观测剖面位置的确定应首先考虑采前需打孔观测且要留有一定的富裕时间，重点考虑采后观测的可行性，其次要考虑离层带注浆位置，尽可能将观测剖面设在离层带注浆位置下方，同时还要考虑钻孔开工处(钻窝)围岩的完整性，以便于巷道峒室的维护和观测孔孔口的完整，还应考虑水源、通风行人的方便。采前钻孔用于观测覆岩未受采动影响时的原始裂隙状态，作为采后对比观测的基础，采后观测用于控制覆岩导水裂隙带的最大发育深度，综合考虑，观测剖面与钻孔施工、布置参数见表2。 (4) 14308工作面导水裂隙带高度观测结果分析1) 第一观测剖面的采前1 孔未受采动影响，由于观测巷道施工使得围岩浅部遭到破坏造成从孔口到45m处有不同程度的钻孔漏水，其余位置漏失量相对存在，全段漏失量不连续，说明顶板岩层原生裂隙较发育，但连通性差；孔段1l0120 m位置，注水漏失量为0，岩层裂隙不发育。第三观测剖面的采前1 钻孔施工于工作面停采线以里的护巷煤柱，因观测巷道施工使得围岩浅部遭到破坏造成从孔1：3到38 m处有不同程度的钻孔漏水，其余位置观测注水漏失量均为零，岩层具有相对完整性，裂隙不发育。2）由于岩石原生裂隙发育或破碎，第一观测剖面的采后3钻孔(77。)注水漏失量在120 一126根钻杆之间因封隔不住而导致较大漏失量，在102120根钻杆之间几乎不漏水，说明采动导水裂隙发展到102根钻杆处，折算成采动导水裂隙带高度是51O1 m。第一观测剖面的其余2个采后钻孔以及第二、三观测剖面的5个采后钻孔的微分式注水漏失量在钻孔深部均趋于0，注水漏失量趋于0处即为采动导水裂隙发展高度。详见表3及图6。3)覆岩离层带注浆条件下的采动导水裂隙带高度略高于正常条件下的采动导水裂隙带高度，高度差值约23 m。覆岩破坏形态和范围差别较大，由于覆岩离层带注浆条件下，上方弯曲带下沉受阻，下部顶板岩层变形破坏发育充分，覆岩离层带注浆条件下的覆岩破坏形态和范围向工作面外侧突出较大，而正常条件下的覆岩破坏形态和范围向工作面外侧突出较小。4)位于停采线的走向方向的覆岩采动导水裂隙带高度低于动态边界的倾向方向的覆岩采动导水裂隙带高度，高度差值约67 m。变形破坏发育时间充分，岩层活动达到充分采动，随着上部弯曲带下沉的迅速跟进和压实，导致走向方向的覆岩垂向上采动导水裂隙带高度较低，而倾向上岩层变形破坏发育充分导致走向方向的覆岩破坏形态向工作面外侧突出较大。5)厚煤层综采放顶煤开采条件下的覆岩破坏形态以往认为“马鞍”形，而此次观测发现覆岩破坏形态为“驼峰”形，工作面边界以外1015 m的煤层及以上岩层已遭到破坏，这正是小煤柱漏风所在。今后通风防灭火工作需对此加以重视。3.4 快速复原式充填开采防治水技术研究对象为华丰煤矿。华丰煤矿主采11、13、15、16层煤为下组煤，位于 450 1100m水平，共有有效可采量10769万t。由于下组煤距徐灰和奥灰层间距小，徐灰和奥灰水压大(75MPa以上)、一750m水平构造复杂、矿山压力大，发生底板突水的可能性很大。华丰煤矿按照“矸石不上山、地面矸石零排放”的指导思想，和山东科技大学合作，采用快速复原式充填开采防治水技术，安全开采受徐奥水威胁一750一1100m水平后组11层煤。3.4.1底板的赋存及水文地质特征(1) 徐奥灰的赋存情况徐灰，灰黄色，厚层状，质较纯，结构致密，含燧石条带。厚度变化较大，一般为818m。在走向上，从田家院至西磁窑一带断续发育，而井泉庄厚度达到25m，东磁窑则仅有15m燧石条带。奥灰为煤系基底，总厚在800m以上，与本溪组假整合接触。岩性以灰岩、白云质灰岩和泥灰岩为主。浅部大面积出露于地表，广泛接受大气降水和地表水的补给，洞穴、裂隙普遍发育，含水丰富。(2) 徐奥灰含水层的富水特征井田浅部徐灰的洞穴裂隙发育，徐灰由浅到深洞穴裂隙发育程度逐渐减弱。井田浅部东西两翼地层转折处构造断裂和构造裂隙较发育，并受燕山运动以来地下水强烈循环交替作用的影响，煤系地层受到强烈剥蚀，并被砾岩覆盖；故城河下的煤系地层，由于受到强烈的地下水循环交替作用的影响，溶蚀洞穴裂隙也很发育。所以浅部的徐灰含水性较强，至深部则逐渐变弱，一般在一450m标高，徐灰含水性很小。井田深部徐灰水的补给循环条件较差，主要以静储量为主。但由于徐灰下距奥灰较近，在构造发育地段明显接受奥灰水补给。由于徐灰位于煤系底部，属于承压含水层，且原始水位较高、水压大，对开采下组煤威胁很大，是影响华丰矿安全开采的主要含水层之一。当构造破坏了顶部隔水层的隔水性能后，易造成煤层底板出水。据浅部奥灰水井抽水资料，奥灰属富含水层。但向深部岩溶裂隙发育减少，富水性减弱。1977年四号井区放水试验证实，在断层影响下，奥灰水直接作为徐灰的补充水源，而徐灰则为奥灰水向矿井突水的通道。四号井1号奥灰突水点经水质分析也证实徐灰水受奥灰的补给，或徐、奥灰水联合作用造成突水。奥灰为开采下组煤的间接充水含水层，在井田深部，由于埋藏深、径流补给循环条件不良，应属富水性弱至中等的非均质岩溶裂隙承压含水层，富水部位主要在断裂构造附近。但因其厚度大，在隔水层薄弱地带，奥灰水有可能突破隔水层，通过徐灰造成徐一奥灰联合突水，或作为徐灰等含水层的补给水源以底鼓水形式泄入矿井。3.4.2 底板阻水能力计算(1) 底板破坏深度计算首先考虑采空区非充填情况下，l1108 m作面底板破坏深度。该工作面最大采深H=9074m左右，工作面斜长L=64m左右，煤层倾角 =33。计算采动底板破坏深度：(2) 徐灰突水系数计算工作面下平巷标高为一787m，对应徐灰水压P =41 MPa，对应奥灰水压P2=89 MPa，底板徐灰隔水层厚度M。=75m，奥灰隔水层厚度M2=116m。按矿井水文地质规程中的突水系数计算公式计算： 由以上计算知，ll108工作面徐灰突水系数稍大于临界值006MPam，说明工作面开采受徐灰水威胁较小，而奥灰的突水系数高于006MPam，说明该面开采十一层煤在断层发育部位，存在一定的突水危险性。下面考虑充填工作面底板破坏深度。根据新汶矿区类似地质条件下，计算机数值模拟表明，类似于11108工作面在充填条件下底板破坏深度一般小于5m。如果按5m考虑，工作面开采徐灰突水系数：3.4.3充填工作面采煤方法及工艺采用单一走向长壁后退式采煤法。爆破落煤，人工攉煤，塑料溜槽运煤。DZ22(DZ25)一3OlO0型单体支柱配HDJB一1 100型金属铰接顶梁支护，采空区采用矸石充填管理顶板。工作面矸石充填采用“见五充二”的方法进行施工，工作面控顶距达到55m停止采煤进行充填，每个充填循环为22m，随回撤随充填采空区。3.4.4 充填施工工艺在工作面上顺槽距回风石门510m施工一矸石仓。矸石仓上口由简易翻车机卸车进入矸石仓，由矸石仓到溜矸道运输机到上顺槽的SD一80型吊挂皮带机到运矸溜子到抛矸皮带机再到工作面塑料溜槽，矸石在溜槽中自溜到工作面采空区进行充填。工作面推采2个循环后，控顶距达到55m(5排支柱)，下端头控顶距达到88m，上端头达到77m，开始回撤第54排柱梁、进行充填。矸石袋充填工作面下端头，每推采两个循环充填一次，在工作面下端头最大控顶下，随回柱随充填，每循环充填参数：走向X倾向X高度=22 X 2165(m)。由下向上垒砌矸石袋，所垒设的矸石袋将要接触顶梁时，用大锤砸下顶梁，用矸石袋或木料充实剩余空间，回一棚充填一棚，矸石袋充填长度达到2m时且两侧紧固后，往里注水泥浆，直到水泥浆外渗为止，矸石袋墙体以上采用矸石充填。采空区矸石充填方式：11108工作面采用在切顶排与末前排之间铺设塑料溜槽的方法，矸石自溜方式充填。充矸溜槽铺设在末前排与切顶排支柱空档内，相邻两节溜槽必须用10#铁丝连接牢固，下部13节溜槽底部逐节用梯子抬高，起到抛矸作用。使用梯子时，长度不小于3m，出矸口一端用8#铁丝捆绑在末前排和切顶排支柱手把体上，防止大块矸石把固定好的梯子砸歪。在第4排支柱内侧由底板向上横向挡严皮子，皮子采用废旧皮带加工，每块长1m，宽度lm，用“S”钩吊挂在支柱手把体上，防止窜矸。超前充矸位置3m，在第3排支柱内侧由底板向上横向挡竹笆，竹笆要用铁丝固定在支柱上，自下而上全采高全部挡严，竹笆沿倾向搭接20cm，上下搭接10cm，并在正规柱空档内加一棵临时密集支柱，防止窜矸埋柱。工作面充填施工地点、上出口分别设置一套语言信号，并且保证信号清晰、灵敏。准备工作完成后，信号工发出开机信号，按照下列顺序依次启动运输设备：抛矸皮带一SGw 一40T型运矸溜子一上平巷运矸皮带。按照下列顺序依次停止运输设备：上平巷运矸皮带一sGw 一40T型运矸溜子一抛矸皮带充填点发出停机信号后，要等溜槽内的矸石全部滑下，在回柱点上方35m范围，由班组长安排专人设置挡卡，挡卡高度不低于05m，挡卡横放在切顶排和末前排支柱上方，再用竹笆挡严，抛矸皮带司机在上出口溜矸道口设置挡卡，确认安全后，班组长方可安排人员进入柱区域工作。在溜矸过程中，如果发生溜槽脱节，首先发出停机信号，将抛矸皮带开关停电闭锁，在脱节点上方设置挡矸卡，用板皮封闭挡卡，将脱节溜槽重新连接好，再通知上方看守挡卡人员，疏通溜矸道，发出开机信号。工作面上端头采用矸石袋充填，每推采两个循环充填一次，在工作面上端头最大控顶下，回柱过程中随回柱随充填，每循环充填参数：走向倾向高度：22X 3 X 165m，虚拟墙体同下平巷。3.5 花管注浆全充填压力注浆法是目前治理采空区的主要方法，治理质量取决于注入采空区及其上覆岩体裂隙带浆液的充填率和结石率。然而，常规采用的裸孔注浆法，致使冒落带和裂隙带通道经常被浆液材料堵塞；致使边缘煤柱孔壁应高压突破的通道却丝毫未通；致使排风空洞掉孔钻孔主通道封闭。这三种注浆孔几乎占总注浆孔的70 80 ，严重影响治理区的充填率和结石率，严重影响治理质量。如何解决是治理采空区的关键和重要研究课题。3.5.1全充填压力注浆的机理和要求在地表钻孔，通过注浆泵、注浆管、孔口封孔装置、钻孔(或孔内注浆花管)，将水泥粉煤灰浆液(或其它充填液材料)注入采空区及其上覆岩体裂隙中，浆液经过固化，胶结岩层裂隙带，同时采空区的浆液结石体对其上覆岩层形成支撑作用，阻止沉降，保证地基的稳定。充填率越高，各钻孔所注浆液在采空区形成的结石支撑面越大，裂隙胶结率越高，治理质量越有保证。钻孔至采空区底板终孔，终孔孔径不小于91cm，在进入完整基岩6m以上至地表段水泥浆浇铸封闭套管与孔壁间隙。注浆前后泵人清水洗孔，浆液先注稀浆后注稠浆，稀浆约占单孔注浆量的30 ，注浆量过大可采取间歇注浆、在浆液中添加速凝剂、孔口投砂等措施，直到当封闭孔口灌浆量小于70Lmin，孑L口压力在1015MPa，并稳定1015min；或当注入一定浆量，孔口压力不小于03MPa，若出现地表裂隙仍大量跑浆时，单孔注浆结束。设计制浆材料重量配比为水泥：粉煤灰=30：70或25：75或20：80；水固比=1：101：14。6个月后钻探和物探检测，要求结石体岩芯强度不小于03MPa，横波波速大于160ms。3.5.2 浆液正循环花管注浆与裸孔注浆对比传统的注浆方法是孔口封闭裸孔注浆，浆液从孔口直接向裂隙带冒落带单向流动。对冒落注浆孔，如果孔底浆液流动不畅通，孔内积聚浆液中的粉煤灰在重力作用下沉淀，很快堵死浆液通道，孔口压力急剧升高，不能再注浆，无法疏通，造成注浆孔报废。对排风空洞掉钻孔，浆液在孔内受高压气流阻挡，流量小，黏附在孔壁的浆液不断凝结，直至封闭钻孔主通道，不能注浆，造成注浆孔报废。对煤柱边缘钻孔，孔内沉淀的水泥柱(裸孔注入的水泥浆遇孔内清水后稀释沉淀造成)隔断压力向孔底煤柱孔壁的传递，不能高压突破边缘孔壁通道。据不完全统计，采用裸孔注浆法治理采空区，最多有15 的空洞掉钻钻孔，除排风孔外，注浆量很大，适合使用；70的冒落带钻孔，钻进终孔时漏失量严重、终孔无水位、清水洗孔 20分钟孔内仍无水位，而注浆时吃浆量轻微，出现堵塞事故；15 的煤柱钻孔中，煤柱边缘钻孔100 不能高压突破孔底煤柱孔壁。 浆液正循环花管注浆，如同冲洗液正循环钻孔一样，孔内注浆花管下到孔底，孔口不封闭(终止注浆时仍实行孑L口封闭压力注浆)，浆液自孔底注浆花管向裂隙带冒落带、孔外双向流动。对冒落注浆孔，孔底通道不畅时，浆液经孔底段注浆花管一部分流过裂隙或冒落带通道，一部分沿钻孔上返经注浆管外环状间隙流回储浆搅拌池。孔内粉煤灰在浆液上返流速携带作用下一直处于悬浮状态，不停泵就不会发生因粉煤灰沉淀堵塞事故。当孔内出现返浆或返浆量增大时，为防止通道内粉煤灰堵塞，可不停泵泵入清水从孔底直接冲刷疏通裂隙或冒落带通道。对排风空洞掉钻孔，浆液经孔内注浆管直接进入空洞，注浆管外环状间隙仍能排出气流，不影响管内浆液流量，不会因浆液黏附孔壁封闭钻孔主通道。对煤柱边缘钻孔，没有沉淀的水泥柱(从孔底注入水泥浆可把孑L内清水全部排出孔外，水泥浆不会被稀释沉淀)，浆液压力直接作用于孔底煤柱孔壁，利于边缘煤柱孔壁的高压突破。采用浆液正循环花管注浆法，对各试验段工程统计，排风空洞掉钻注浆孔未发现钻孔主通道封闭现象；冒落带注浆孔，均能达到和超过单孔设计注浆量要求，未发生注浆孔报废事故；边缘煤柱孔通道突破率达785 。3.5.3 浆液正循环花管注浆方案粉煤灰越多、水越少、添加速凝剂越多，浆液流动阻力越大，浆液扩散半径越小，对裂隙带冒落带越易堵塞，但越能限制过远流动造成的过大浆液浪费。因此，不同阶段选择不同浆液配比(固相比和水固比、添加剂)才能有效预防堵塞事故，提高浆液充填率，减少浆液浪费，形成一定扩散半径的浆液结石体支撑柱，保证治理质量。方案选择依据钻进过程出现的掉钻、冒落、煤柱、孑L口吸风、排风等现象综合判断确定。（1）排风掉钻孔采用浆液正循环花管注浆。掉钻高度超过30cm，起始浆液配比选用水泥：粉煤灰=25：75，水固比由低到高间歇注浆(每注50m 左右间歇3h)，每次间歇注浆前测量空洞高度的变化，如变化轻微，则浆液配制提高一级水固比；如使用水固比=1：12浆液注浆间歇后，测量空洞高度仍无明显变化，则换用水泥：粉煤灰=20：80浆液水固比由低到高间歇注浆；如再使用水固比=1：12浆液注浆间歇后，测量空洞高度仍无明显变化，则可在浆液里添加适量速凝剂，并结合间歇措施；当空洞高度小于lOcm时，停止添加速凝剂，再次换用配比水泥：粉煤灰=25：75、水固比=1：12浆液间歇注浆；如孔口压力表显示有压力后，必须换用配比水泥：粉煤灰=30：70、水固比=l：10浆液连续注浆，直至达到注浆结束标准停注。（2）煤柱边缘钻孔终孔提钻前必须采用正循环清水洗孔。注浆前先孔口封闭裸孔泵清水，高压大泵量清洗裂隙通道。之后采用浆液正循环花管注浆法泵满水灰比05的水泥浆，排除孑L内清水，再封闭孔口压力注浆，直至达到注浆结束标准停注。如突然失去压力，长时问注浆不起压，则说明高压突破边缘煤柱孔壁，打开裂隙通道，换用配比水泥：粉煤灰=30：70、水固比=1 5 10浆液连续注浆，直至达到注浆结束标准停注。（3）冒落注浆孔必须采用浆液正循环花管注浆。起始选用水泥：粉煤灰：30：70、水固比由低到高间歇注浆，并在浆液中添加适量增粘剂。每间歇注浆前后必须清水冲洗钻孔，防止通道堵塞。每次间歇注浆前测量孔内浆面位置的变化，如变化轻微，则浆液配制提高一级水固比；当使用水固比=1：13浆液注浆，孔内浆面位置仍不见明显提高时，则换用配比水泥：粉煤灰=25：75、水固比由低到高间歇注浆；一旦发现孔内浆面位置明显提高，返浆量加大，立即不停泵泵入清水冲刷疏通裂隙或冒落带通道，当孑L内浆面明显下降时，换用配比水泥：粉煤灰=30：70、水固比=1：10浆液连续注浆，直至达到注浆结束标准停注。3.5.4 应用实例证明浆液正循环花管注浆法能保证治理质量山西太(原)至长(治)高速公路常村煤矿段采空区治理工程，为解决冒落带注浆堵塞事故，进行3个冒落带钻孔注浆试验。三个孔终孔时均无水位，无掉钻现象，孔间距50m，泵人清水洗孔，各注lOOm 水，孔内仍无水位。三孔起始注浆均使用配比水泥：粉煤灰=30：70、水固比=1：10浆液。1号孔采用浆液正循环花管注浆法，当使用水固比=1：11浆液注浆，发现孔内浆面上升甚至孔口返浆，立即清水洗孔，孔内浆面下降后使用水固比=1：10浆液再连续注浆，用浆1880 m3 ，压力逐步提高，泵量逐步减少，正常达到注浆结束标准。2号孔裸孔注浆，起始注约4m3，孔内浆满急剧起压不能再注。2号孔原孔位重新扫孔终孔后，泵人清水洗通裂隙和冒落带通道，再用浆液正循环花管注浆，用浆1470m ，达到注浆结束标准。3号孔裸孔注浆256 m ，孔内浆满急剧起压不能再注。试验说明两种注浆方法注浆量差别悬殊，采用浆液正循环花管注浆法能保证治理质量。山西长(治)至晋(城)高速公路池里煤矿段采空区治理工程，63号注浆孔掉钻55em，孔内向外吹风。采用裸孔注浆法，起始注浆压力06MPa，泵量小，注浆慢，注浆两天后，打开孑L口封闭装置时，孔口喷出6m高的浆液，套管内径由47mm缩到46mm，管壁是浆液固结体。扫孔后换用浆液正循环花管注浆法，花管下至空洞顶板下20cm处，正常注浆842m ，有效解决注浆孔封闭事故。山西离(石)至军(渡)高速公路师婆沟煤矿段采空区治理工程，11号注浆孔是煤柱孔，钻进中冲洗液漏失轻微，从孔位坐标和煤矿开采图可确定，此孔位于保安煤柱边缘。裸孑L封闭孔口清水打压，压力最高16MPa，泵量90Lmin。换用浆液正循环花管注浆法，花管下至孔底，孔内注满水灰比05的水泥浆，封闭孔口打压，当压力升至4MPa时，突然失去压力，最大泵量注入孔内，边缘煤柱孔壁被高压突破，本孔最终注浆量4675m 。本工程7个煤柱边缘孔均采用浆液正循环花管注浆法，注浆量分别为4675m 、4895m 、616m 、539m 、11601m 、56 m3、1512 m3 ，前5个孔成功突破边缘煤柱孔壁，有效保证了边缘煤柱孔的注浆质量，后2个孔有效保证了裂隙带注浆质量。3.5.5 钻探物探检查证明浆液正循环花管注浆法能保证治理质量太(原)至长(治)高速公路常村煤矿段采空区治理试验工程，对采用裸孔注浆的3号孔钻探检查。在距原孔位1In处钻孔，钻至冒落带后，岩芯破碎，孔内完全无水位(孔内没有液体介质，不能进行波速检测)，通过孔内空芯钻杆再连续注浆(与浆液正循环花管注浆的原理相同)，累计注浆1422m3 ，压力逐步提高，泵量逐步减少达到注浆结束标准。说明裸孔注浆裂隙带或冒落带，充填率严重不足。同样对采用浆液正循环花管注浆的1号孔钻探检查，直钻至采空区底板，冲洗液没有漏失，固结体岩芯完整。物探波速检测，冒落带和裂隙带横波波速均超过设计要求160ms，试验检测评价(见表1)说明浆液正循环花管注浆裂隙带或冒落带，充填效果明显，保证治理质量。4 充填法选择的可行性分析4.1 点柱式充填方法的可行性分析4.1.1 地表沉陷控制效果分析在掘进东西向联络巷过程中，边掘边支护，待掘进完成且上覆岩层稳定后顶底板移近量极小，一般小于巷高的1 ，此时上覆地表几乎不受采动影响，变形不明显在似条带膏体充填开采过程中，由于开采后形成的采空区小，经支护处理后，充填体凝固且产生足够强度前顶板下沉量十分有限；另外，充填区域密封后可使小区域内充填率可控化，可保证充填体更好的接顶，且充填速度快、充填效率高，随着上覆岩层来压，顶底板移近量逐渐增大，充填体被压实，形成充填体与煤柱混合条带支撑体，覆岩形成自然平衡拱式平衡体系，地表沉陷与变形微小，形成类似于窄条带开采的平缓下沉状态当充填体凝固并被充分压实后，可对充填体间残留煤柱进行回收，该过程与普通巷道掘进类似，经过支护处理后不会对地表变形产生明显影响4.1.2 点柱式膏体充填采煤法优越性分析长壁膏体充填采煤过程中，岩层和地表变形过大主要是由于充填体未产生足够强度前顶板的下沉量过大和充填体接顶情况不良造成的以济宁太平煤矿膏体充填采煤提高开采上限为例，虽通过膏体充填开采使太平煤矿开采上限得到了提高，但分层开采下分层过程中充填体还未产生足够强度支撑顶板前，顶板已开始大量下沉直接影响了充填开采控制地表沉降的效果本法中似条带开采形成的采空区顶板跨度小，经支护处理后密封充填，高效的“采一封一充”协调作业保证煤层顶板在充填体产生足够强度前下沉量最低，有效提高膏体充填开采对充填区域上覆岩层及地表沉降的控制效果本法属于部分充填开采方式，采用点柱式充填体支撑上覆岩层，使得膏体充填量大大减少，充填成本随之降低同时由于充填区域的缩小，密封作业更容易，充填速度更快，充填效率更高，充填体接顶程度更易控制4.1.3 工程模拟预计分析山西省晋煤集团某矿1301面现已采至村庄保护煤柱边界处，该面地质构造相对简单，无大落差断层，设计使用点柱式膏体充填采煤法对村庄下压煤进行开采工作面走向长320 m，倾向220 m，采深300 m，采厚46 m，煤层倾角06。，平均3。，为近水平煤层煤层顶板中软偏硬，稳定性较好，厂一68，适宜采用房柱式采煤方式设计使用中国矿业大学膏体充填研究所研制的PL系列l3 胶结料混合矸石、粉煤灰等充填料加水搅拌形成凝固后单轴抗压强度大于15 MPa的膏体充填材料，对似条带开采所形成采空区进行充填以本工作面具体情况为准，根据煤柱平均应力理论和煤柱强度公式 _8_，取充填体稳定性安全系数大于15，设计开采中各项参数留设尺寸，具体数据见表1按上表数据进行点柱式膏体充填开采，充填率约为60 ，考虑该矿区长壁工作面全部垮落法开采地表移动预计参数，综合分析充填前顶板下沉量，充填体压缩量，充填欠接顶量，顶底板稳定后压缩量等影响膏体充填开采地表沉陷因素，结合该矿区长壁全垮落法开采沉陷预计参数m ，确定本工作面点柱式膏体充填采煤法地表下沉系数为q=0.06 ，使用传统的概率积分法 如 对1301工作面进行开采沉陷预计，预计结果见表2预计结果显示，使用本法对1301工作面进行开采，地衰变形量很小，远低于规范 中规定的一般建筑物I级破坏临界变形值以上分析表明使用本法进行建下采煤，能在保证高采出率的同时对地面建构筑物仅产生极其轻微的影响，不会对建筑物安全使用构成威胁，可将其作为在特定情况下，三下采煤岩层移动和地表沉陷控制的技术手段进行研究和推广4.1.4 点柱式膏体充填采煤法存在问题 目前，推行本方法进行采煤作业仍有诸多困难 尚待解决论证，如初次工业性试验的地点选取问题，如何确定适宜本方法的地质生产条件，确定合理的采厚、充填高度、充填体强度与开采成本协同关系的问题，施工人员的选择以及如何控制“采一 村采煤封一充”工作的具体实施提高生产效率等问题只有将所有问题进行细化分析，对本方法的可行性进行全面论证，才可能得到矿方认可并使本方法付诸试验实施4.2 充填开采与煤矿安全的关系充填开采改变了全部垮落法管理顶板的矿压显现规律，为煤矿安全生产提供了很多有利条件，充填开采对煤矿安全生产的影响究竟有多大，下面就全部充填工艺给煤矿安全生产带来的具体影响进行分析。4.2.1 充填开采工艺应用概况充填开采工艺直观来说就是用体积换体积的置换工艺。该工艺经历了三个发展阶段：(1)以废矸石为充填物的干式部分充填阶段，其目的主要是处理矸石和沿空留巷；(2)以水砂充填为代表的阶段，曾作为减少地表沉陷、在建(构)筑物下的主要采煤方法；(3)目前的新工艺全部充填开采阶段，主要有两种方式：一是以高浓度膏体为充填物的全部充填工艺，二是以矸石、粉煤灰等固体为充填物的全部充填的工艺。这也是目前煤矿经过试验证实比较适宜的两种充填工艺。另外，山东省部分煤矿还探索了其他的充填工艺。如：采用抛矸机向采空区抛矸的充填工艺；采用风动充填方式进行充填的充填工艺，矸石由破碎机破碎成充填成料，经充填机压风动力作用，通过充填管路充填至工作面采空区。这些办法虽然可以解决矸石不升井的问题，但其充填密实度与目前第三阶段采用的全部充填工艺相比有较大差距，其控制顶板下沉的效果不甚理想。4.2.2 充填开采对安全生产的影响分析无论是采用全部充填工艺还是采用部分充填工艺，其采煤生产工艺、矿压显现规律、安全管理方式都与全部垮落法管理顶板回采工艺有较大差别。一般来说，全部充填工艺可以有效提高安全开采程度，解决目前煤矿生产过程中存在的部分隐患。具体体现在以下三个方面：(1)全部充填工艺可以有效缓解采煤引起的矿山压力显现，有利于回采巷道和工作面的支护，有效防止顶板和冲击地压事故的发生。达到“应力分散，地压不冲”的目的。冲击地压的产生主要受两方面的因素影响，即煤岩体特性和煤岩体应力。而煤岩体的特性通常是不可改变的。因此，预防冲击地压的发生，主要通过消除或减小煤岩体应力这一途径来实现。而影响煤岩体应力的主要因素包括：开采深度和地质构造等地质因素；采掘巷道布置、煤柱留设、采空区范围等开采技术因素。全部充填工艺可以有效改变煤体、围岩的受力状态，将其所受的采动压力由四周煤岩体承担改为充填物和四周煤岩体共同承担，有效分散采动影响压力，减少应力集中。同时，充填体将承受和转移顶板的大部分压力，有效抑制顶板下沉和底板隆起。一般情况下，采用全部充填工艺的采煤工作面，其初次来压和周期来压都不明显，有的几乎观测不到，工作面和回采巷道的矿山压力显著减小，对于减小回采区域的煤岩体应力和采煤工作面、回采巷道的顶板维护非常有利。而在某一区域连续采用全部充填工艺，可以使该区域不留孤岛煤柱，可以有效消除回采区域的应力集中，预防冲击地压的发生。(2)全部充填工艺可以减少采动影响造成的顶板导水裂隙高度和底板的破坏深度；同时采空区已基本全部充实，不存在老空积水威胁。达到“无空无水，顶底不突”的目的全部垮落法管理顶板的采煤方式，其上覆岩层遭到破坏程度随采厚的增加而增加。据矿压观测资料统计，济宁矿区采用综放工艺开采时，其3煤的垮落带高度一般为1230m，导水裂隙带高度一般为4088m。实验表明，充填开采的采空区在充填及时、足量的情况下可以做到不形成垮落带，导水裂隙带的高度也大大减小。采用全部充填工艺时，其导水裂隙带高度不足全部垮落法的15 ，甚至有时导水裂隙带不明显。因此，充填开采可以减少因采动引起的煤层上覆岩层破坏造成的裂隙导水。同样，全部充填工艺对于煤层底板的破坏程度也大大减轻，其“下三带”破坏程度比全部垮落法轻很多。这对于受承压水威胁煤层安全开采，在辅以其他安全措施的情况下，安全程度大大提高。煤矿的水害事故多数是透老空水事故。山东省从2000年至今发生的1O起重大透水事故中，透老空水事故7起，占事故总数的70 。而采用全部充填开采时，由于工作面采后不能形成采空区，不会产生采空区积水，可以从根本上消除采空区透水威胁。(3)全部充填工艺有利于“一通三防”管理，全部充填开采由于基本消灭了采空区，可以达到“风走正道，火点不着，瓦斯没了”的目的。采空区管理已经成为煤矿“一通三防”安全工作的重点。多数煤矿为此投入了大量的人力、物力。对于完全封闭的采空区，不仅要防止密闭墙体的漏风，还要预防新鲜风进入采空区造成有害气体溢出；更要预防悬顶较大的采空区突然垮落形成的冲击。有的要对采空区气体采取强制抽放措施；有的要采用注氮或注浆等防火措施。采用全部充填法的采煤工作面采空区非常密实，没有明显的空间，不能形成有效的通风通道和集聚气体的空间，可以有效消除采用全部垮落法采煤造成的采空区漏风，对于通风系统的稳定可靠非常有利。全部充填工艺对防止煤层自然发火的效果非常明显。煤层自然发火必须同时具备3个条件：煤层本身必须具有自燃倾向性； 有连续适宜的漏风供氧条件；热量易于积聚。采用全部充填法的采煤工作面采空区都是由不燃物质填实，不具备自然发火的漏风供氧条件和热量易于积聚的必备条件，完全可以有效预防煤层自然发火。目前采用全部充填法的工作面，生产过程中，没有一处发生自然发火，也充分证实了这一点。采空区有浮煤和多种有害气体，煤炭氧化的早期还能释放大量的热和瓦斯。工作面回采过程中，其瓦斯来源主要是本煤层和采空区。正是由于采空区的瓦斯积聚，有时可能造成采煤工作面支架间、回风隅角处瓦斯浓度较高，甚至局部达100 。当采空区顶板大面积垮落，这些有害气体就会突然涌到工作面风流中，造成事故。2001年3月20日某矿采煤工作面采空区瓦斯爆炸连续达20几次。开采煤炭必然产生采空区，极易形成采空区的沉陷、气体大量逸出或爆炸，其灾害严重性与开采规模成正比。我国是世界上产煤最多、采空区面积最大的国家之一，由采空区导致地面塌陷、地上建筑坍塌、滑坡及地表水流失等，已成为地域性矿山生态环境问题。据相关部门统计，仅山西省各类采空区面积就有2万km2，占全省总面积的17；大同市曾因采空区塌陷造成38级地震，一年内最多发生采空区塌陷37起，并造成人员伤亡。目前，煤矿采空区治理虽然已经引起了国家和各有关部门的重视，但由于采空区的治理在国际上也属于难题，采空区的治理效果还不很理想，采空区的有效治理仍任重而道远。采用全部充填工艺时一般不会形成的采空区，因此推广应用该工艺，可以有效减轻采空区的治理压力。全部充填工艺尽管在推广应用中吨煤会增加近百元的直接成本，且其工作面生产能力较小，但采用全部充填工艺既可以缓解采煤引起的矿山压力显现，有效防止顶板事故和冲击地压事故的发生，又能够有效减少采动影响造成的裂隙导水和采空区积水造成的突水威胁，还便于“一通三防”管理，缓解采空区治理压力，是一项值得推广应用的工艺。5 参考文献 1 钱鸣高.岩层控制的关键层理论M.徐州：中国矿业大学出版社，2000.2 郭广礼，王悦汉，马占国。煤炭开采沉陷有效控制的新途径J.中国矿业大学学报，2004,2（33）：150-153.3 周华强，侯朝炯，孙希奎，等。固体废物膏体充填不迁村采煤J.中国矿业大学学报，2004,2（33）：154-158.4 刘文生，范学理，赵德深，覆盖岩层充填技术的理论基础与工程实施J.辽宁工程技术大学学报，2001,20（2）：135-137.5 山西省交通厅中交通力公路勘察设计工程有限公司。高速公路采空区（空洞）勘察设计与施工治理手册M. 北京人民交通出版社，2005:150-158.6 洪江，水平管中相气力输送的研究D.北京：北京科技大学，1991.7 王金庄，康建荣，吴立新.煤矿覆岩离层注浆减缓地表沉降机理与应用探讨J.中国矿业大学学报,1999,28（4）：331-3418 邓代强，姚中亮，唐绍辉，等.充填体单轴压缩韧性性能试验研究J.矿业研究与开发，长沙：2005,25(5):26-30.9 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safety efficient production, Used in the process of deep mining remain narrow pillar gob technology, Proposed the scientific and reasonable determination of pillar size, to ensure stability along the roadway. And put forward along the roadway of the high strength bolting technology, It is shown by a small pillar to protect road and high strength bolting method in theory can effectively guarantee the stability of deep along the roadway.Keywords narrow pillar; support technology;numerical modeling; pillar width; stability1. INTRODUCTIONCoal is Chinas primary energy, nearly 30 years, coal accounts for more than 70% of energy. In 2008, Chinas output of raw coal 2.62 billion tons, located in the world. With the continuous coal mining, shallow, table Ministry less and less coal resources department, now has turned to deep coal mining. As more and more to the deep coal mining development, Deep Mine stability, stress and then more and more prominent. As the coal mining depth, intensity increased, and the large demand for energy, and many deep mines in mined areas generally use the left side of the roadway narrow pillar gob way. As the mining depth increases every year, making it increasingly difficult to maintain along the roadway, a large number of complex and difficult the road and so the protect technology on the roadways acquire higher, more stringent II. This restricts the advancing speed of the face, serious impact on the efficiency building of the face. Although the past few years scientific research departments, universities and production sites to enhance the process of deep coal mining, roadway protect research also achieved some success, but for the along the deep roadway stability lack of knowledge. In addition, the roadway to determine coal pillar coal mine has been plagued by production and management, most of the coal mine only experience to be determined. To or by leaving coal pillar size too large causing the loss of coal resources, or due . to oversized Small causing serious instability pillar deformation 1,2 Therefore, it is necessary to determine the size of thecoal pillar and along the roadway in the way of support.2. INTRODUCTION OF WANG ZHUANG COAL MINEWang coal mine located in Shanxi Changzhi suburbs, under Shanxi Luan Environmental Energy AG., Annual production of coal is 7.1 million tons. Wangzhuang coal Covered depth 140 m 300m,coal seam thickness of 5.5 m 7.12 m, average of 6.5 m, Angle 2.57 0, average of 3 0, coal Plats coefficient f = 1.0 2.5; false roof; carbonaceous shale thickness of 0.lm 0.4m, the local no false roof; immdiate roof, sandy mudstone, thickness 0m 9m, average of 5.5m, black, jointed bedding is not developed, and sometimes non-existent; main roof is 3m25m, average of 16.5m, dark gray, medium grain hard, with a layer 4 layer parting.3. THE REASONABLE DETERMINE OF GOB-SIDE NARROW PILLARConsider increasing the force in the anchoring and supporting the role of the premise, pillar width is the main factors of tunnel surrounding stability, it is essential to determining reasonable pillar width. In order to reduce the roadway closer to the rate, in order to maintain the stability of roadway to reduce the loss of coal Jillars, section of Lanes Pillar should be as small as possible 2.If Pillar is too small, due to the role of the high stress, coal pillar burst fracture may be installed in the brokn, resulting anchoring force weaken, to reduce the supporting role. In accordance with the help of two coal seam stress and limit equilibrium theory, the width of Pillar relationship with the surrounding rock deformation can be calculated reasonably Pillar width.A. The basic principles of gob-side narrow pillar width emptyThe rational choice of Roadway along the narrow pillar width is one of the key links for along the roadway excavation and support technology. Pillar size is too large or too small is not conducive to the supporting and maintenance of roadway; according to the supporting pinciple . of roadway the narrow pillar, width of narrow coal pillar design must meet the following requirements3. Help Roadway bolting to ensure roadway relatively complete, loose small scope, and give full play the role of anchor bolt and the bearing capacity of rock itself. Help to increase the extraction rate, to minimize the loss of coal pillar . Help to isolation of mined areas, not to Air Leakage. Help roadway maintenance, so that in the last section of roadway layout on both sides of coal mined area supported above the lower pressure area adjacent to the extraction to avoid bearing pressure and the residual abutment pressure superimposed.B. The Determine of Pillar WidthAccording to the basic requirements of gob-side coal pillar width, determine the pillar width generally have the following three ways.1) The calculation methodThis method is mainly through the establishment and simplified of calculation model as Figure I, consider increasing the anchoring force in the supporting role and under the premise of making pillars as small as possible, the main factors of combined effect surrounding rock stability to determine the reasonable pillar width is calculated as followsB = Xl + X2+ X3 (1)Xl is the plastic zone width for the last section, type in the face after mining gob side of the produced coal, and its Value is calculated as followsIn the formulam - Coal seam thicknessA-Lateral pressure coefficient, A =1- , For the Poissons ratio;0 -Coal interface friction angle,C0-Coal interface bond strength: M Pak -Stress concentration factorH-Tunnel depthPx-Stand on the support resistance of the coal side, the value in the gob side is 0X2-Effective length of bolt Determine based on combination with bolting ParametersX3-consider the thick seam of coal pillar width to increase the amount of coal width, general by (Xl + X2) value of 30 to 50%According to Wang coal geology, production technology, known the calculated parameters of pillar width are as followsm=7.12m, = 1-= 0.6 , 0= 29 ,Co=0.2MP,k=1.5, 1- f.L r=25K N / m3, H=600m,Px=0.2Mpa, reasonably come tothe pillar width 2.15+ 1.9+0.3(2.15+ 1.9) =5.27(m).2) Numerical simulationthrough Pillar width on the design of different sizes are simulated, and analysis of the surface displacement of surrounding rock, deep displacement and stress distribution and the plastic zone and Anchors situation, get along empty narrow pillar of the best solution, this is a very popular one is a very effective way3) The engineering analogyThis is a coal mine roadway design width of narrow pillar commonly used method, but also a more direct and simple method, but due to complicated geological conditions of roadway engineering, a variety of rock mechanical parameters is difficult to grasp, so that method requires more extensive field experience, and sometimes the result of engineering analoy with the actual requirements will have some differences4.These three calculation methods of gob-side narrow pillar have advantages and disadvantages, in the actual roadway design often combining these three methods used to determine reasonable size. Of the narrow pillar4. THREE-DIMENSIONAL NUMERICAL SIMULATIONSIn order to study and master the caving face bolt, anchor combined roadway strata behavior and bolt, cable support effect, Determine a reasonable pillar width, supporting forms and support parameters, in addition to on-site pressure observation, the use of reasonable numerical methods and software for analysis and calculation is also necessary, Because the numerical simulation can not only to predict on the tunneling and mining pressure behavior, and can support in order to obtain the optimal design to provide effective and reliable reference5J. This study used the most popular threedimensional International FLAC software (three-dimensional Lagrangian finite difference method) for the Wangzhuang Coal of caving face fully calculation.A. Numerical Simulation ConditionsThe value of number simulation study is Wangzhuang 5109 Transport Lane and the back face and the wind Lane, mining depth is 550m, The average coal thickness 6.5m, occurrence condition is not stable, the average angle 200, uneasily compressive strength was 0.5MPa, for the immediate roof shale powder sand, the thickness of 2. 7m, as in the coarse sandstone roof thickness to 5.5m, is the direct end of fine powder sand, the thickness of 2.4m, tell your coarse sandstone, thickness of 5.4m .B. The Establish of ModelIn order to eliminate boundary effects, to consider the impact of various factors and simplify the computing needs, according to the actual site, the three-dimensional computational model of the length, width, high-set to 330m,217m and 200m. As the computational model mainly on the roadway surrounding rock deformation and failure as well as limited due to computing units. Also meet the FLAC software on the grid to unit size requirements, in this study On the calculation model ranged from sub-division of units divided into 84 504 rectangular units and 89 684 grid points. Model side horizontal movement restrictions and impose a level with depth compressive stress within the rocks of using Moerkulun modelThe simulation is to consider many factors in the calculation model as far as possible meet face size and tunnel size. Reference site information and the mechanics of books; select the calculation of mechanical parameters of rock as shown in Figure 2. C. The Determine of Simulation ProgramFirst simulation for gob-side entry narrow pillar anchor rod and anchor rope design combined support of mine pressure behavior and supporting results, And simulation support the feasibility of three different designs of the supporting effect and for the supporting parameters optimized; Finally, the pillar width is optimized calculation Respectively chosen 3m, 4m, 5m, 6m and 7m and so on five programs. It known by experiment: compared to 5m and 3m pillar, on the left of roadway Shear failure occurs number and scope of the unit larger. While Shear failure occurred in the right side of the unit number and scope less. And plastic damage than 3m pillar serious. The 6m pillar shear failure occurred under the roadway for the unit number, scope than 4m and 5m pillar large , and the plastic damage is more serious, With the increase in the pillar, pillar to 7m, the occurrence of shear failure and the degree of plasticdeformation began to ease. Pillar is too small, the coal lowbearing capacity is small, plastic deformation occurs more serious, roadway excavation displacement of surrounding larger but had too Pillar, on the section of roadway in Gobs Ma up to strength within the high area of roadway maintenance is still negative, Affected by the mining tunnel will form the lateral stress superposition effect, displacement of surrounding rock is still large, although the coal pillar and then increases, the displacement would be reduced, but the pillar larger, on the mining area of Sichuan and resource recovery rate negative rate of increase. From the above analysis, the roadway Pillar in between 4-6 is extremely favorable on the roadway maintenance.V. RESULTS ANALYSIS OF THEORETICAL AND NUMERICALSIMULATIONThe previous using the method of theoretical calculation and numerical simulation studying along the