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祁东 煤矿 2.4 Mta 设计 瓦斯 突出 煤层 开采 技术

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编号：（ ）字 号本科生毕业设计（论文）题目： 祁东煤矿2.4Mt/a新井设计 煤与瓦斯突出煤层的开采技术 姓名： 陈家鹏 学号： 01080101 班级： 采矿工程2008-4班 二 一 二 年 六 月中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计姓 名： 陈家鹏 学 号： 01080101 学 院： 矿业工程学院 专 业： 采矿工程 设计题目： 祁东煤矿2.4 Mt/a新井设计 专 题： 煤与瓦斯突出煤层的开采技术 指导教师： 许家林 职 称： 教 授 2012年6月 徐州中国矿业大学毕业设计任务书学院 矿业工程学院 专业年级 采矿工程2008级 学生姓名 陈家鹏 任务下达日期：2012年1月8日毕业设计日期：2012年3月12日 至 2012年6月8日毕业设计题目： 祁东煤矿2.4 Mt/a新井设计毕业设计专题题目： 煤与瓦斯突出煤层的开采技术毕业设计主要内容和要求：以实习矿井祁东煤矿条件为基础，完成祁东煤矿2.4Mt/a新井设计。主要内容包括：矿井概况、矿井工作制度及设计生产能力、井田开拓、首采区设计、采煤方法、矿井通风系统、矿井运输提升等。结合煤矿生产前沿及矿井设计情况，撰写一篇关于煤与瓦斯突出煤层的开采技术的专题论文。完成2010年Environ Earth Sci上与采矿有关的科技论文翻译一篇，题目为“Geological and geotechnical aspects of underground coal mining methods within Australia”，论文4220字符。院长签字： 指导教师签字：中国矿业大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点；工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业论文答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回 答 问 题正 确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字： 年 月 日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人： 年 月 日摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为祁东煤矿2.4Mt/a新井设计。祁东煤矿位于安徽省宿州市境内，交通便利。井田走向（东西）长约9km，倾向（南北）长约3km，总面积为27km2。主采煤层为61、71煤，煤层倾角平均14，平均总厚度为10m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为313.16Mt，可采储量为238.10Mt。矿井设计生产能力为2.4Mt/a。矿井服务年限为70.8a，涌水量不大，矿井正常涌水量为437.06m3/h，最大涌水量为586.10m3/h。矿井瓦斯相对涌出量为20m3/t，绝对涌出量为20m3/min，为高瓦斯矿井。井田开拓方式为立井两水平上山开拓，二水平采用暗斜井延深。采用胶带输送机运煤，采用矿车进行辅助运输。矿井通风方式为两翼对角式通风。全矿采用采区准备方式，共划分为四个工作面，并进行了运煤、通风、运料、排矸、供电系统设计。针对61201工作面进行了采煤工艺设计。该工作面煤层平均厚度为7.0m，平均倾角15。工作面采用综采放顶煤采煤法。采用双滚筒采煤机割煤，往返一次割两刀。采用“四六制”工作制度，截深0.8m，每天六个循环，循环进尺0.8m，月推进度144m。一般部分共包括10章：1、矿区概述与地质特征；2、井田境界和储量；3、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4、井田开拓；5、采区巷道布置；6、采煤方法； 7、井下运输；8、矿井提升；9、矿井通风与安全；10、设计矿井基本技术经济指标。专题部分题目是煤与瓦斯突出煤层的开采技术，主要是介绍了煤与瓦斯突出煤层的瓦斯抽放原理和卸压措施，全面阐述了煤与瓦斯突出煤层的瓦斯抽放、煤与瓦斯共采技术。翻译部分主要内容是关于澳大利亚两大地下开采方法壁式、房柱式采煤法的介绍，英文题目为：Geological and geotechnical aspects of underground coal mining methods within Australia。关键词：立井； 暗斜井延深； 两水平； 采区布置； 两翼对角式通风； 综合机械化放顶煤采煤方法ABSTRACTThis design includes three parts: the general part, the special subject part and the translation part. The general part is about a 2.4Mt/a new design for Qidong mine. Qidong mine is located in Suzhou City, Anhui province. the traffic is convenient.The length of the coalfield is 9km,the width is about 3km，and the total area is 27km2.The 61 & 71 is the main coal seams with average dip of 14.The thickness of the mine is about 10m in all. The geologic structure of this coalfield is simple.The recoverable reserves of the coalfield are 313.16million tons and the minable reserves are 238.10million tons. The designed productive capacity is 2.4million tons percent year, and the service life of the mine is 70.8years. The normal flow of the mine is 437.06m3 per hour and the max flow of the mine is 586.10m3 per hour. The relative mine gas gush is 20m3/t and the absolute gush is 20m3/min, so it is a low gas mine. The mine is a vertical shaft development with two mining levels and the extension of blind inclined shaft. Te central laneway uses belt conveyor to transit coal, and trolley wagons are used for accessorial transportation in the roadway.The ventilation mode of this mine is two wings of diagonal ventilation.The design applies district preparation against the second western district, which divided into four longwall faces totally, and conducted coal conveyance, ventilation, gangue conveyance and electricity designing.The design conducted coal mining technology design against the 61201 face. The coal seam average thickness of this longwall face is 7.0m and the average dip is 15, The face applies fully-mechanized coal caving mining method, and uses double drum shearer cutting coal which cuts once each working cycle. “Four-Six” working system has been used in this design and the depth-web is 0.8m with six working cycles per day, and the advance of a working cycle is 0.8 m. So the advance is 144m per month.This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.development engineering of coalfield; 5. mining district preparation; 6. The method used in coal mining; 7. Underground transportation of the mine; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms of the designed mine.The topic of special subject parts is mining technology of coal and gas outburst , describes the coal and gas outburst of gas drainage principles and relief measures , a comprehensive exposition of the coal and gas outburst , gas drainage , coal and gas extraction technology .Translation part is a study on underground coal mining methods within Australia.The English title is : Geological and geotechnical aspects of underground coal mining methods within Australia.Keywords: Vertical shaft; Blind inclined shaft; Two levels; Mining district preparation; Two wings of diagonal ventilation; Fully-mechanized coal caving mining中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第V页目 录一般部分1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1矿区地理位置、交通11.1.2地形特征11.1.3矿区气候条件11.1.4矿区内工农业生产、建筑材料供应概况21.2井田地质特征21.2.1井田地质及煤系地层概述21.2.2井田地质构造31.2.3井田水文地质41.3井田煤层特征71.3.1煤层埋藏条件及围岩性质71.3.2煤层特征82 井田境界和储量112.1井田境界112.1.1井田境界划分的原则112.1.2井田境界112.2矿井工业储量112.2.1井田勘探类型112.2.2矿井工业储量的计算及储量等级的圈定112.2.3矿井设计可采储量122.2.4各种煤柱损失计算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确定矿井设计生产能力的主要因素163.2.2矿井设计生产能力163.2.3服务年限164 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、位置及坐标184.1.2工业场地194.1.3开采水平204.1.4主要开拓巷道204.1.5方案比较204.2矿井基本巷道254.2.1井筒254.2.2井底车场及硐室314.2.3主要开拓巷道325采区巷道布置365.1煤层的地质特征365.1.1采区位置365.1.2采区煤层特征365.1.3煤层顶底板岩石构造情况365.1.4水文地质365.1.5地质构造365.1.6地表情况365.2采区巷道布置及生产系统375.2.1采区准备方式的确定375.2.2采区巷道布置375.2.3采区生产系统375.2.4采区内巷道掘进方法385.2.5采区生产能力及采出率385.3采区车场选型设计396 采煤方法446.1采煤工艺方式446.1.1采区煤层特征及地质条件446.1.2确定采煤工艺方式446.1.3回采工作面参数456.1.4回采工作面破煤、装煤方式466.1.5回采工作面运煤方式476.1.6回采工作面支护方式476.1.7采放比、放煤步距、放煤方式506.1.8各工艺过程注意事项516.1.9回采工作面正规循环作业526.2回采巷道布置556.2.1回采巷道布置方式556.2.2回采巷道参数557 井下运输597.1概述597.1.1井下运输设计的原始条件和数据597.1.2运输距离和货载量597.1.3矿井运输系统597.2采区运输设备选择607.2.1设备选型考虑607.2.2采区设备的选型617.2.3采区辅助运输设备选型627.3大巷运输设备选择657.3.1运输大巷设备选型657.3.2辅助运输大巷设备选型658 矿井提升678.1概述678.2主副井提升678.2.1主井提升678.2.2副井提升689 矿井通风及安全709.1矿井通风系统选择709.1.1矿井概况709.1.2矿井通风系统的基本要求709.1.3矿井通风方式的确定709.1.4矿井通风方法的确定719.1.5采区通风系统的要求729.1.6工作面通风方式的选择739.1.7回采工作面进回风巷道的布置739.2矿井风量计算749.2.1矿井风量计算方法749.2.2采煤工作面风量计算749.2.3备用面需风量计算769.2.4掘进工作面需风量计算769.2.5硐室需风量计算769.2.6其他巷道需风量计算769.2.7矿井总风量计算769.2.8风量分配779.3矿井通风阻力779.3.1容易时期和困难时期矿井最大阻力线路确定789.3.2矿井通风阻力计算839.3.3矿井总阻力计算849.3.4矿井总风阻和等积孔计算849.4选择矿井通风设备849.4.1选择主要通风机849.4.2电动机选型879.4.3主要通风机附属装置899.5安全灾害的预防措施899.5.1预防瓦斯爆炸的措施899.5.2煤尘的防治措施899.5.3井下预防火灾措施909.5.4防水措施909.5.5其他安全措施9010 矿井技术经济指标91参考文献92专题部分煤与瓦斯突出煤层的开采技术93摘要93关键字931 煤与瓦斯突出的基本概述931.1基本概念931.2基本特征931.3发生前的征兆931.4一般规律942 煤与瓦斯突出的机理研究概况942.1单因素作用假说942.1.1瓦斯主导作用假说942.1.2地压主导作用假说962.1.3化学本质作用假说972.2综合作用假说973 我国煤与瓦斯突出防治技术现状993.1煤与瓦斯突出区域防治措施993.1.1危险煤层的抽放和湿润993.1.2超前开采保护层993.2煤与瓦斯突出局部防治措施993.2.1煤层水力松动993.2.2超前钻孔993.2.3煤层的水力爆破处理993.3“四位一体”综合防突技术1004 有保护层的煤与瓦斯突出煤层的开采技术1004.1试验工作面基本情况1004.2巨厚关键层下远程被保护层裂隙演化规律1014.3工作面瓦斯综合治理措施1024.3.1地面钻孔1024.3.2穿层钻孔1034.3.3水平长钻孔1034.3.4 高位钻孔1034.4工作面瓦斯抽采效果分析1034.4.1地面钻孔1034.4.2穿层钻孔1034.4.3水平长钻孔1044.4.4高位钻孔1044.4.5工作面总体瓦斯抽采情况1044.5结论1045 无保护层的煤与瓦斯突出煤层的开采技术1045.1无保护层突出煤层的开采特点1045.2无保护层的突出煤层采煤方法的基本原则1055.3无保护层的突出煤层采煤方法列举1055.4矿井煤与瓦斯突出状况1065.5高应力突出危险掘进面瓦斯治理措施1065.6回采期间瓦斯治理1075.6.1施工本煤层钻孔1075.6.2高压水力压裂1075.6.3区域措施效果检验1095.6.4回采局部防突措施1095.7应用效果1095.8结语1106 煤与瓦斯突出防治技术发展及趋势1106.1煤与瓦斯突出局部防治措施1106.1.1煤层水力松动1106.1.2超前钻孔1106.1.3煤层的水力爆破处理1106.2“四位一体”综合防突技术1106.3防突技术的发展1106.4防突技术的新趋势1117 结论111参考文献111翻译部分英文原文112中文译文121致 谢130中国矿业大学2012届本科生毕业设计一般部分 中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第92页1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置、交通祁东矿井位于安徽省宿州市东南，行政区划属安徽省祁县管辖。井田中心距宿州市约20km，地理坐标： 东经11702491171018，北纬332245332653。京沪铁路、宿固公路从本区东北通过，地面标准铁路，接轨站为前邱寨集配站，全线长8.669km；青（疃）芦（岭）矿区铁路从井田北通过，矿井专用铁路线807公里连接青芦线；宿蚌公路及206国道分别从东西两侧外围通过，矿井专用公路6.5公里与206国道相连；浍河从井田西南部穿过，流经本井田约10km，为五级航道，常年通航。本矿井交通极为方便。因此，本区地理位置优越，交通运输方便，矿井具备铁路、公路和通航河流三种运输条件。交通位置见图1。图1 祁东矿交通位置图1.1.2地形特征本区地势平坦，地面标高+17.02+22.89m，约+21m，地势西北高东南低。浍河从井田南部穿过，河水自西北流向东南，属淮河支流，为季节性河流。1.1.3矿区气候条件本区属季风暖温带半湿润气候，气候温和，四季分明。年平均气温1415，最高气温40.2；最低气温-20.6。年平均降雨量1260mm，最大降雨量1420mm，最大风速18m/s，春季多东北风，夏季多东东南风，冬季多北西北风。冻结期一般自每年11月中旬至次年3月下旬。1.1.4矿区内工农业生产、建筑材料供应概况村庄和人口稠密，浍河是区内最大地表水体，也是农业灌溉的主要水源，由于浍河沿岸的煤矿长期把未经净化的并含有大量煤粉及其他杂质的地下水排到河内，造成了河水矿化度高、硬度大、水质水严重污染，使河水变质，无法饮用。矿井建设中的钢材、木材、水泥等材料主要由外地供应，砖、瓦、砂、石等土产材料均可由当地解决。1.2井田地质特征1.2.1井田地质及煤系地层概述祁东煤矿位于淮北煤田宿县矿区宿南向斜内。宿南向斜的大地构造位置属徐淮隆起的徐宿坳陷区的南部，其主体构造表现为向斜断块形态，故宿南向斜为一由掀斜块段控制而东翼又为后期逆冲构造切割的不完整向斜，向斜轴向近南北，东翼受西寺坡逆冲断层由东向西推覆挤压影响，浅部地层倾角较大，并发育有一系列逆断层；西翼构造较为简单，地层倾角较平缓，断层稀少。宿南向斜东南部中生代岩浆岩活动较为强烈，侵入层位主要为6、7、8、9、10煤层，其中对10号煤层影响较大。从向斜东南部到西北部，从下部煤层到中部煤层，岩浆侵入有逐渐减弱的趋势。祁东煤矿位于宿南向斜的东南端，属宿南向斜的东南翼，其构造形态基本为一走向近东西、倾向北、倾角为1015度左右的单斜构造，并在其上发育有次一级褶曲和断层。地质精查阶段在区内查出褶曲2个、断层15条（不含龙王庙勘探区内的F16和F20）。地震补勘阶段在补勘范围内查出褶曲一个，组合断层45条，其中落差5m以下的为22条。本次在原地质精查报告的基础上，结合建井地质资料，对地震补勘所组合的断层进行了充分研究，考虑到二维数字地震的分辨能力和测线网度的限制，对地震所发现的落差小于5m的小断层一般未予组合利用，对落差较大的断层在确认存在断点的基础上进行了合理组合，全区共查出褶曲2个，断层20条。查出的褶曲为魏庙断层以南的马湾向斜及魏庙断层以北浅部的圩东背斜。在查出的20条断层中，按断层性质分：正断层13条，逆断层7条。按断层落差分：落差大于或等于50m以上的断层7条，落差在5030m之间的断层3条，落差3020m之间的断层3条，落差在2010m之间的断层6条，落差在105m之间的断层1条。按断层走向分：走向北东或北北东的断层9条，走向北西的断层5条，走向近南北的断层4条，走向近东西的断层2条。本区含煤地层为石炭二叠系，石炭系暂未作勘探对象。二叠系含煤地层为山西组、下石盒子组、上石盒子组，其总厚大于788m，共含煤1030余层，其中可采者有14层，可采煤层平均总厚15.15米。由老到新分述如下：1二叠系下统山西组（P1S）本组下界为石炭系太原组一灰之顶，其间为整合接触，上界为铝质泥岩下砂岩之底。地层厚度为100135m，平均124m。含11、（不可采）10（可采）两个煤层。其岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，下部（11煤下）以深灰-灰黑色粉砂岩为主，局部地段夹灰色细砂岩；中部（1110煤间）以粉砂岩和砂泥岩互层为主，上部（10煤以上）由砂岩、粉砂岩和泥岩组成。2二叠系下统下石盒子组（P1X）本组下界为铝质泥岩下分界砂岩之底，与山西组呈整合接触，上界为K3砂岩之底。地层厚度为205245m，平均234m。含4、6、7、8、9五个煤组十余层煤，可采者为60、61、62、63、71、72、81、82、9计九层。岩性由泥岩、粉砂岩、砂岩、煤层和铝质泥岩组成。砂岩多集中于639煤间和4煤上；该组底界“分界砂岩”位于铝质泥岩下1028m，平均13m左右，但该层砂岩在本区不稳定、不甚发育，常被泥岩和粉砂岩代替。铝质泥岩位于9煤层下321m，平均8m左右，岩性为浅乳灰白色，杂有紫色、绿色、黄色花斑，具鲕状结构，富含铝土，为本区煤岩层对比的良好标志层。3二叠系上统上石盒子组（P2S）本组下界为K3砂岩之底，与下伏下石盒子组为整合接触，上界不清，地层厚度大于400m。含1、2、3三个煤层组，其中可采者为1、22、23、32四层。本组由粉砂岩、泥岩、砂岩和煤层组成，下部（3煤下）由砂岩、杂色泥岩、煤层组成，砂岩为白色-灰白色，细中颗粒，底部砂岩成份单一，石英含量可高达90%以上；泥岩为灰色杂有大量紫色花斑，含分布不均的菱铁鲕粒和铝土质。中下部（32煤间）以紫色和灰色泥岩为主，砂岩层较少，常在3煤层顶板附近发育有厚层中细砂岩。中上部（21煤间）以粉砂岩和泥岩为主，间夹砂岩。上部（1煤上）以粉砂岩和砂岩为主，夹泥岩。1.2.2井田地质构造祁东矿井田总体构造形态为走向近东一西、倾向北、倾角为1015的单斜构造，其上发育有一系列次级褶曲（见图2）。图2 宿县矿区构造纲要示意图次级褶曲，延伸方向为南东向，延伸长度不超过2km。这些小褶曲一般北东翼陡，南西翼缓，使井田以东地层呈现波状起伏的特征。以西的褶皱规模较大，主要为位于魏庙带南侧的马湾向斜及北侧的圩东背斜（图3）。这里主要介绍马湾向斜及圩东背斜。马湾向斜位于魏庙断层以南，为宽缓向斜，轴向近东一西向，轴长4.5km，两翼产状正常，其中北翼较陡，为魏庙断层切割，南翼较缓，倾角为1020。核部地层为上二叠统上石盒子组,翼部为下二叠统下石盒子组、山西组及上石炭统太原组。1.2.3井田水文地质1含水层、隔水层及其特征（1） 祁东煤矿新生界松散层含隔水层组矿井内地势平坦，地表标高约+21m，浍河从井田南部穿过，河水自西北流向东南，属淮河支流，为季节性河流。新生界松散层厚度为234.70453m，首采区一般厚度350375m，魏庙断层以南一般厚度大于400m，松散层厚度变化规律受古地形制约，在小张家潜山和阎夏潜山及其之间谷口向南形成的开阔盆地地貌和新构造断裂影响下，松散层自东北向西南逐渐增厚。其岩性主要由粘土、砂质粘土、粘土质砂、粉砂、细砂、中砂、砂砾、粘土质砾石、砾石等组成，为多层含、隔水层交互沉积结构。新生界松散层可按其岩性组合特征以及含、隔水性分为4个含水层组和3个隔水层组（表1）。表1 祁东煤矿新生界松散层含隔水层划分情况一览表含、隔水层划分含、隔水层厚度（m）岩 性一含1520以土黄色粉砂、粘土质砂、细砂夹薄层粘土及砂质粘土为主一隔814以灰黄色及浅黄色粘土、砂质粘土为主，夹23层薄层砂和粘土质砂二含1025以浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂为主，含水层中夹粘土层一般35层二隔1016以棕黄色、浅棕红色粘土及砂质粘土为主，夹23层透镜状砂及粘土质砂三含5570上部以浅红色、灰白色中、细砂和粘土质砂为主，砂层中含泥质少，夹34层粘土；下部以灰黄色、灰绿色细砂、粉砂及粘土质砂为主，砂层中含泥质较多，夹23层粘土三隔80100以灰绿色、棕黄色粘土为主，夹多层薄层粘土质砂和粉细砂四含3550谷口冲洪积扇内以砾石、砂砾、粘土砾石、砂、粘土质砂为主，夹多层薄层粘土或砂质粘土；残坡积漫滩沉积以砂、粘土质砂、粘土砾石、砂砾为主，夹薄层粘土，含砾粘土、砂质粘土的层数增多第一含水层组（简称一含），底板埋深约31m，含水层总厚约1520m，29-30线北东厚度可达30m左右。岩性主要为土黄色粉砂、粘土质砂、细砂夹薄层粘土及砂质粘土。接受大气降水和地表径流补给，水位标高为+17.32m，单位涌水量0.57l/s.m，导水系数70.1156m2/d，渗透系数2.9094m/d，矿化度为0.356g/l，全硬度为12德国度，水质为重碳酸钾钠镁钙水。富水性中等。第一隔水层组（简称一隔），底板埋深约48m，隔水层总厚约814m，岩性主要由灰黄色及浅黄色粘土、砂质粘土组成，夹23层薄层砂和粘土质砂。可塑性较好，塑性指数为15.621.0，分布稳定，隔水性较好。本组在局部粘土变薄地段，具有弱透水性，形成一含与二含之间的越流补给。第二含水层组（简称二含），底板埋深约88m，含水层总厚约1025m，岩性为浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂。含水层中夹粘土层一般35层，组成一复合含水层组，以河间阶地沉积物为主，砂层不发育，多呈薄层状，富水性弱，而河漫滩沉积地带砂层较发育，富水性中等。第二隔水层组（简称二隔），底板埋深约111m，隔水层总厚1016m，岩性主要由棕黄色、浅棕红色粘土及砂质粘土组成，夹23层透镜状砂及粘土质砂，可塑性好，塑性指数16.927.6，分布稳定，隔水性好。本组局部厚度小于10m，含钙质结核的砂质粘土具有透水性，形成二含与三含之间的越流补给。第三含水层组（简称三含），底板埋深约199m，含水层总厚约5570m，在26-27线之间含水层总厚可达90m左右。全层厚度大，分布稳定，在埋深145170 m左右有12层厚约1020m的粘土层把含水层（组）分为上、下两部分。其上部岩性由浅红色、灰白色中、细砂和粘土质砂组成，砂层中含泥质少，夹34层粘土，含水层厚约3040m，分布稳定，水位标高+19.40+19.79m，单位涌水量0.780.87l/s.m，导水系数233.497257.1955m2/d，渗透系数6.41396.768m/d，矿化度0.6620.776g/l，全硬度16.4221.04德国度，水质为重碳酸钾钠镁水和重碳酸硫酸钾钠镁水，富水性中等；下部岩性由灰黄色、灰绿色细砂、粉砂及粘土质砂组成，砂层中含泥质较多，夹23层粘土，含水层厚约2530m，分布稳定，水位标高+19.22m，单位涌水量0.14l/s.m，导水系数 143.566m2/d，渗透系数4.587m/d，矿化度1.113g/l，全硬度31.44德国度，水质为硫酸重碳酸钾钠镁钙水，富水性中等，较上部弱。第三隔水层组（简称三隔），底板埋深约332m，隔水层总厚约80100m，最薄处位于小张家潜山顶，厚度约31.90m。岩性主要由灰绿色、棕黄色粘土组成，夹多层薄层粘土质砂和粉细砂，质纯细腻，塑性指数16.935.9，可塑性强。本组分布稳定，水平稳定性强，在古潜山地带直接与基岩接触，隔水性良好，是井田内重要隔水层（组），阻隔了其上方的地表水及一含、二含、三含与其下方的四含和煤系地层之间的水力联系。第四含水层组（简称四含），直接与煤系地层接触，两极厚度059.10m，平均厚度3540m，井田内四含厚度变化大，由于沉积条件和环境各不相同，显示了岩性组合及富水性强弱都有明显差异。由于受古地貌形态的制约，井田中部偏西为一近南北向谷口冲洪积扇，其东西两侧为残坡积漫滩沉积，四含主要分布在此范围内，在古潜山附近和29-30线以东无四含分布，属四含缺失区。其中，谷口冲洪积扇岩性主要由砾石、砂砾、粘土砾石、砂、粘土质砂组成，夹多层薄层粘土或砂质粘土。含水层总厚3550m，水位标高+19.00+21.75m，单位涌水量0.0340.219l/s.m，导水系数107.68161.8m2/d，渗透系数0.1143.282m/d，矿化度1.4581.582g/l，全硬度31.5244.15德国度，水质为硫酸氯化钾钠钙镁水，富水性中等；残坡积漫滩沉积主要由砂、粘土质砂、粘土砾石、砂砾组成，夹薄层粘土，含砾粘土、砂质粘土的层数增多，含水层总厚约1020m，富水性较谷口冲洪积扇弱，水位标高+20.71m，单位涌水量0.100l/s.m，渗透系数0.855m/d，矿化度1.418g/l，全硬度27.96德国度，水质为硫酸重碳酸氯化钾钠水。残坡积漫滩沉积与风化剥蚀区的分界线为四含的隔水边界。据建井期间（2000年10月12月）所施工的SQ1、SQ2、SQ3共3个四含长观孔的抽水试验资料，水位标高+8.281+9.809m，单位涌水量0.03850.3093l/s.m，渗透系数0.075510.6843m/d，矿化度1.4821.56g/l，水质为重碳酸硫酸氯化钾钠水。建井时期（2000年10月12月）的水位较精查时期（19831984年）约降低了10.71911.941m。（2）祁东煤矿二叠系主要可采煤层间含隔水层煤系地层砂岩裂隙不发育，即使局部地段裂隙稍发育，但亦具有不均一性，其富水性弱，不能明显划分含、隔水层（段）的界线，仅根据煤系地层岩性组合特征和主要可采煤层（组）的赋存条件划分含、隔水层（段），其中与目前矿井已开采煤层有关的含、隔水层（段）主要如下所述。12煤（组）隔水层（段），顶界与第三系呈角度不整合接触，风化带深度约1530m。岩性由泥岩、粉砂岩和砂岩组成，以泥岩、粉砂岩为主。隔水层总厚92.50134.00m，平均厚度115m，裂隙不发育，隔水性良好。3煤（组）上、下砂岩裂隙含水层（段），主采煤层32煤的直接顶、底板一般为泥岩。煤下35m左右有浅灰色细中粒砂岩（K3砂岩）分布，厚度约020m，变化较大，本段含水层总厚9.535.5m，平均25m，裂隙较发育，水位标高+15.22+18.27m，单位涌水量0.000850.0047l/s.m，导水系数1.2087m2/d，渗透系数0.0020.0508m/d，矿化度0.8010.817g/l，水质为重碳酸氯化钾钠水和重碳酸硫酸氯化钾钠水。以静储量为主，补给条件极差。46煤（组）隔水层（段），岩性主要由泥岩及粉砂岩组成，夹24层砂岩。隔水层总厚50134m，平均91m，岩芯致密完整，裂隙不发育，隔水性良好。79煤（组）间砂岩裂隙含水层（段），以中细粒砂岩为主，主采煤层71、82和9煤的直接顶底板多为砂岩，其中82煤在26线与27线之间有岩浆岩为其直接顶底板，9煤在26线以东其直接顶底板多数为岩浆岩，含水层总厚1158m，平均36m。裂隙较发育，但具不均一性，差异较大，水位标高+18.78+19.00m，单位涌水量0.00440.023l/s.m，导水系数1.637.51m2/d，渗透系数0.0480.3362m/d，矿化度1.0851.525g/l，水质为硫酸重碳酸钾钠水，富水性弱。二叠系煤系地层岩性一般较致密，砂岩裂隙不发育，富水性弱，主要受区域层间径流补给，同时浅部露头带接受松散层底部四含水的缓慢渗入补给。由于区域范围内煤系水补给水源缺乏，水平径流微弱，以静储量为主，所以，区域煤系水的补给对采矿影响不大。矿坑直接充水水源为二叠系主采煤层顶底板砂岩裂隙水，本矿水文地质条件属简单中等。祁东煤矿煤系地层基岩面标高约为-210-430m。（3）祁东煤矿石炭系太原组灰岩含水层（段）矿井内有26-276孔完整揭露了太原组，25-262孔于太原组五灰终孔。全组厚194m，含石灰岩10层，总厚约80m左右，占全组厚度的40%左右，区域和本井田石灰岩的主要富水地段都在浅部隐伏露头带，浅部岩溶裂隙发育，向深部减弱。由于岩溶裂隙发育不均一性，其富水性差异明显。14层石灰岩厚度31.4533.60m，岩溶裂隙发育，富水性强，钻探揭露有25-262、26-276和2711等3个钻孔漏水。据25-262孔抽水试验资料，水位标高+19.60m，单位涌水量0.183l/s.m，导水系数114.99m2/d，渗透系数3.4223m/d，矿化度1.578g/l，全硬度44.88德国度，水质为硫酸氯化钾钠钙水。据2000年10月12月所施工的ST1号太原组14层灰岩长观孔抽水试验资料，水位标高为+10.005m，单位涌水量0.02742l/s.m，渗透系数0.10614m/d，矿化度1.486g/l，水质为重碳酸氯化物硫酸钾钠水。第一层石灰岩顶板距71煤165m左右，距61煤大于200m，在正常情况下石灰岩岩溶裂隙水对61煤开采无影响。2矿井涌水量地质报告中预计矿井涌水量：正常437.06m3/h最大586.10m3/h3井田水文地质类型二叠系煤系地层岩性一般较致密，砂岩裂隙不发育，富水性弱，主要受区域层间径流补给，同时浅部露头带接受松散层底部四含水的缓慢渗入补给。由于区域范围内煤系水补给水源缺乏，水平径流微弱，以静储量为主，所以，区域煤系水的补给对采矿影响不大。矿坑直接充水水源为二叠系主采煤层顶底板砂岩裂隙水，本矿水文地质条件属简单中等。1.3井田煤层特征1.3.1煤层埋藏条件及围岩性质含煤地层共含有61、63、71、72、82、9煤等6层，其中主要可采煤层有61、71、82。根据范围内所有钻孔资料统计得出的各可采煤层的层间距情况如表1-2所示。本项目所涉及的煤层为主要开采煤层61、71煤，主要分述如下：表2 各可采煤层层间距情况一览表煤 层61637172829层间距(m)极小极大值平均值14.9820.6719.0719.5531.2922.007.623.3722.7333.4226.827.6516.2611.28161煤主要可采煤层之一，上距60煤约5.319.84m，平均7.02m，煤层厚度1.143.20m，平均1.93m。煤层厚度变化较大，煤厚变异系数52.8%，可采性指数1，煤层结构简单，区内17个钻孔揭露61煤，仅有一孔有泥岩夹矸0.7m。综合评价为较稳定煤层。61煤顶板为灰色浅灰色泥岩、粉砂岩及细粉砂岩，厚度1.7218.38m，平均6.83m，致密、块状，自然状态下单向抗压强度为17.217.5 MPa，平均17.4 MPa；底板为灰色泥岩、粉砂岩，厚度1.697.83m，平均4.26m，自然状态下单向抗压强度为21.628.9 MPa，平均25.3 MPa。271煤主要可采煤层之一，上距63煤约19.5531.29m，平均22.0m，71煤在本区28线附近与72煤合并，28线以西未合并区71煤厚0.152.20m，平均1.42m，煤层厚度变化较大，变异系数为70.9%，可采指数0.8，煤层结构较简单，多含一层泥岩夹矸，夹矸厚0.320.68m，平均0.46m；为不稳定煤层。28线以东合并区71煤厚2.613.41m，平均3.02m，煤厚变异系数30.5%，可采性指数为1，煤层结构较复杂，多含12层泥岩夹矸，夹矸厚0.281.04m，平均0.51m。综合评价为较稳定煤层。71煤直接顶为灰色深灰色泥岩、粉砂岩及砂泥岩互层，局部无直接顶，厚度019.42m，平均4.22m，自然状态下单向抗压强度为33.834.8 MPa，平均34.5 MPa。老顶为浅灰色灰白色细粒石英砂岩，石英为主，次为长石，断续波状层理，分选中等，泥、硅质胶结，中下部契型层理、斜层理，含菱铁质结核，底部可见泥质包体，厚度0.4220.53m，平均13.87m，自然状态下单向抗压强度为22.2108.4 MPa，平均64.6 MPa。局部存在厚度约0.1m的炭泥伪顶。底板为灰色深灰色泥岩，块状，含较多植物化石碎片及植物根茎化石，自然条件下单向抗压强度为26.951.1 MPa，平均35.5 MPa。附皖北煤电集团公司祁东煤矿综合柱状图。1.3.2煤层特征1煤的容重煤的实体容重61、71煤1.3t/m3。2煤的工业分析及用途61煤为中灰煤，基本在20%25%之间，71煤为中灰煤，一般为15%20%之间；61、71煤均为中高发热量、中高挥发分、特低磷、特低硫。主要煤种为肥煤、1/3焦煤。3瓦斯、煤尘及自燃（1）瓦斯：61煤区内有3个钻孔瓦斯样，总体上区内大部为瓦斯含量富集区，局部可能存在瓦斯积聚区。（2）煤尘：煤层无煤尘爆炸危险。（3）自燃：煤层为不易自燃煤层。2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田境界划分的原则在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：1）井田的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；2）保证井田有合理尺寸；3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。2.1.2井田境界根据以上划分原则以及淮北煤田的整体规划以及祁东煤矿的实际情况，四周边界为：南：以上石炭系第一层灰岩的隐伏露头为界；东：以33勘探线为界与龙王庙勘探区毗邻；北：以32煤层-800m底板等高线的地面垂直投影为界；西：以F22断层为界与祁南矿接壤；矿井设计生产能力为2.4Mt/a，根据以上标准和开采技术水平确定井田东西长约9.0km,南北倾斜宽约3.0 km,面积约27.0km2。2.2矿井工业储量2.2.1井田勘探类型精查地质报告查明了本井田的煤层赋存情况、构造形态、煤质及水文地质条件。井田勘探类型为中等。2.2.2矿井工业储量的计算及储量等级的圈定本矿井设计中对61、71煤层进行开采设计，煤层倾角平均=14，61、71煤层平均容重1.3t/m3。边界煤层露头线为-350m，-1000m以下的煤炭储量目前尚未探明，作为矿井的远景储量。1矿井地质资源量：由AutoCAD软件测得井田面积为61煤23253684.25m2、71煤25245651.92m2。在1：5000的开拓图上每1mm2表示25m2。煤容重为1.3 t/m3，煤层倾角平均14，煤厚平均为61煤7m、71煤3m。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量由煤层面积、厚度及容重相乘所得，其计算公式一般为：Zz = SM/cos （2-1）式中：Zz矿井地质资源量，Mt；S井田面积，km2；M煤层平均厚度，取61煤7m、71煤3m；煤的容重，t/m3，取1.3t/m3；煤层平均倾角，取14；则：Zz =（23253684.257 + 25245651.923）10-61.3/cos14= 319.56（Mt）。工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供利用的列入平衡表内的储量，即ABC级储量。根据地质勘探资料显示，其中高级储量为：154.5Mt，约占工业储量的48.35 %，符合高级储量比例要求。2矿井工业资源/储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。矿井工业储量可用下式计算：Zg = Z111b + Z122b + Z2M11 + Z2M22 + Z333k （2-2）式中：Zg矿井工业资源/储量；Z111b探明的资源量中经济的基础储量，Mt；Z122b控制的资源量中经济的基础储量，Mt；Z2M11探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z2M22控制的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z333推断的资源量，Mt；k可信度系数，取0.70.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，k值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，k取0.7。该式取0.8。Z111b = Zz60%70% = 134.22（Mt）Z122b = Zz30%70% = 67.10（Mt）Z2M11 = Zz60%30% = 57.52（Mt）Z2M22 = Zz30%30% = 28.76（Mt）Z333k = Zz10%k = 25.56（Mt）因此将各数代入式2-2得：Zg = 313.16（Mt）2.2.3矿井设计可采储量矿井设计资源/储量按下式计算：Zs = Zg - P1 （2-3）式中：Zs矿井设计资源/储量，Mt；P1断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和，Mt。按矿井工业储量的3%算。则：Zs = Zg - P1 = 303.77（Mt）矿井设计可采储量按下式计算：Zk =（Zs - P2）C （2-4）式中：Zk矿井设计可采储量；P2工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算；C采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。此处取0.80。则：Zk =（Zs - P2）C = 238.1（Mt）2.2.4各种煤柱损失计算1工业广场保护煤柱根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积见表3。第5-22条规定：工业广场的面积为0.81.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为2.4Mt/a，所以取工业广场的尺寸为500m480m的长方形。煤层的平均倾角为14，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-554m，该处表土层厚度为351m，主井、副井、地面建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留围护带，宽度为15m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表4。表3 工业场地占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及上1.0120-1801.245-901.59-301.8表4 岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲积层厚度/m-554147、335145757568图3 工业广场保护煤柱示意图由此根据上述已知条件，画出如图3所示的工业广场保安煤柱的尺寸，并由图得出保护煤柱的尺寸为：由于两层煤，需算两个保护煤柱。由CAD量的两个梯形的面积分别是：1715062.56 m2和1811350.03 m2S61煤 = 1715062.56 / cos14 = 1767566.85 m2S71煤 = 1811350.03 / cos14 = 1866802.03 m2则，工业广场的煤柱量为：Z工广 = SMR式中：Z工广工业广场煤柱量，万吨；S工业广场压煤面积，m2；M煤层厚度，61煤7m，71煤3m；R煤的容重，取1.3t/m3。则： Z61煤 = 1767566.8571.310-4= 1608.48（万吨）Z71煤 = 1866802.0331.310-4=728.05（万吨）Z工广 = 1608.48 + 728.05 = 2336.53（万吨）2井田边界煤柱井田东以33勘探线为界与龙王庙勘探区毗邻，留30m的边界地层保护煤柱；井田南以上石炭系第一层灰岩的隐伏露头为界，其上直接覆有含水层，考虑防水煤柱；井田西以以F22断层为界与祁南矿接壤，留30m的边界煤柱；井田北以32煤层-800m底板等高线的地面垂直投影为界，以下储量未探明，暂考虑不留煤柱。即井田东部留30m边界煤柱，西部边界留30m煤柱。则井田边界压煤量为：Z边界 =（25863200）30（73）1.3/cos14 = 2325.62（万吨）3断层煤柱断层煤柱可按下式计算：Z断层 = LbMR （2-5）式中：L断层的长度，m； b断层煤柱的宽度，m； M煤柱的平均厚度，10m；R煤柱的平均容重，取1.3t/m3；则：Z断层 4072230101.3/cos14327.34（万吨）5防水煤柱由于基岩上面普遍覆盖着一层含水层。而煤层露头的顶板岩性一般为砂质泥岩、泥岩或被风化了的砂质泥岩、泥岩，是矿井浅部开采的主要突水水源，因此，必须留设合适的防水煤柱防止矿井突水。 导水断裂带的高度一般为：H = 100m /（1.6m3.6）5.6 （2-6）式中：m各开采煤层的厚度，m；则：H = 10010 /（1.6103.6）5.6 = 51.05.6由于煤层露头处煤层倾角较小，完全按照垂高留设煤柱，则煤柱损失太大（近250m），结合矿井实际条件，留设防水煤柱的宽度为150m，即倾斜长度为155m。则：Z防水 = 9256155101.3 =1865.08（万吨）综上，各种煤柱损失总量为：Z损 = Z工广Z边界Z断层Z防水= 6854.57（万吨）3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范的规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明，确定本矿井设计生产能力按年工作日330d计算。“四六制”作业（三班生产一班准备检修）每天三班出煤，净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定矿井设计生产能力的主要因素（1）资源/储量资源/储量是井田范围内供开采的煤炭资源的数量。它是确定矿井设计生产能力基础，以保证有足够的矿井和水平服务年限。（2）地质和开采条件地质和开采条件是确定矿井设计生产能力的基本条件。根据我国矿区生产建设实践和经验，对于煤田范围广阔、储量丰富、地质构造简单、煤层生产能力大、开采技术条件好的矿区，宜建设大型矿井。对于煤层赋存深、构造较简单、储量丰富、冲积层厚度大且含水丰富，井筒需用特殊施工方法凿井时，宜建设大型矿井。对于地形地貌复杂、构造简单、储量丰富、煤层生产能力较大的矿区，因井筒、工业场地的选择和布置比较困难，以建设大型矿井为宜。对于地质构造复杂、储量不很丰富、煤层生产能力不大或者储量较丰富，但多为薄煤层、开采条件较差的矿区，宜建设中小型矿井。（3）技术与管理水平技术装备是提高矿井生产能力的技术手段。矿井设计生产能力的基础是采煤工作面的单产和数目。当前，中国普通机械化采煤面单产水平为3060万t/a；普通综合机械化采煤面单产水平为90150万t/a；大功率高产高效综采面单产水平300万t/a以上。管理水平对矿井设计生产能力的发挥有着重要作用。在确定矿井设计生产能力时，对技术装备与管理水平应充分考虑科学技术进步的因素。（4）矿井与水平服务年限为发挥投资效益和保证矿井正常生产接替与稳定发展，矿井与第一开采水平的设计服务年限不应小于表5的数值。表5 矿井及第一开采水平服务年限矿井设计生产能力（Mt/a）矿井设计服务年限（a）第一开采水平服务年限（a）煤层倾角453.0及以上60351.22.45025202515200.450.94025152010153.2.2矿井设计生产能力祁东煤矿井田储量丰富，煤层赋存较稳定，煤质为肥煤、1/3焦煤，交通运输便利，市场需求量大。确定祁东矿井设计生产能力为2.4 Mt/a。3.2.3服务年限（1）矿井服务年限矿井设计可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为： （3-1）式中：T矿井服务年限，a； Zk矿井设计可采储量，Mt； A设计生产能力，Mt； K矿井储量备用系数，取1.4。则，矿井服务年限为：T = 238.1 /（2.41.4）= 70.8（a）符合表3-1煤炭工业矿井设计规范（2005年版）中规定的服务年限。（2）第一水平服务年限矿井第一水平可采储量Zk1 = 100.8Mt， 则第一水平服务年限T1为： 符合表3-1煤炭工业井设计规范（2005年版）中规定的服务年限。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。开拓设计内容一般包括：开拓方式；井筒位置及数量；开采水平的划分及上下山开采；主要巷道布置；采区划分和开采顺序；矿井延深及技术改造。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。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的形式有三种平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。各种井筒形式优缺点及适用条件见表6。本矿井煤层倾角为1315，平均为14，为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小；地势平坦，表土层厚，因此平硐和斜井在技术上不具有可行性，只能采用立井的井筒形式。（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。1.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。2.井田两翼储量基本平衡。3.井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层。4.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。5.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，提出本矿井主副井、风井井筒坐标如下：主井井筒中心位置：X：3700096.45，Y：39509929.06；副井井筒中心位置：X：3699980.20，Y：39509942.78；西风井井筒中心位置：X：3698451.87，Y：39512870.93；东风井井筒中心位置：X：3697800.92，Y：39507706.52。表6 井筒形式优缺点及适用条件井筒 形式优缺点适用条件优点缺点平硐1、煤由平硐直接外运，运输环节少，设备少，系统简单，费用低；2、地面工业广场建筑和设施简单；3、不需留工业广场煤柱；4、井内不设井底车场，水自流，无水仓，排水费用低；5、施工条件好，掘进速度快。平硐标高以上有足够储量的山岭地带应优先采用。斜井1、井筒施工工艺、施工设备和工序简单，掘进快，单价低；2、地面设施和装备简单；3、井底车场设施和装备简单；4、延深方便，生产和延深相互干扰小；5、采用胶带机主斜井能力大,不受长度限制；6、初期投资少。1、井身长，绞车（串车）提升能力受限制；2、通过井筒的各种管线长，通风、动力供应、排水等生产经营费较高；3、井筒维护工程量大；4、对地质条件适应性差。适应大中小矿井；煤层埋藏浅 ；表土层不厚，水文地质条件简单，不需特殊施工井筒的煤层。立井1、同样采深条件下，井身短，通过井筒的各种管线短；2、提升速度快，机械化程度高，易自动控制；对辅助提升有利，人员提升快；对深井开采有利；3、井筒断面大，通风阻力小，提升、排水、动力供应等生产经营费用低；4、井筒易维护；5、对各种地质条件适应性强，技术可靠，不受煤层倾角、CH4、水文等限制。1、井筒施工复杂：需较高技术、较多设备、速度慢、成本高；2、井筒装备复杂，基建投资大；3、井筒延深困难，生产和延深相互干扰。煤层埋藏深、表土厚或水文情况复杂，井筒需特殊施工；开采煤层受倾角、厚度、CH4、水文等条件限制；多水平开采的急斜煤层；凡不适合斜井、平硐及综合开拓方式时，均可采用立井开拓4.1.2工业场地工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：本矿井煤质为优质炼焦配煤，井田内留有较多的断层煤柱，为了尽量减少煤柱损失，在符合相关规定的情况下，尽量使工业场地面积小。根据工业场地占地面积规定，确定地面工业场地的占地面积为24公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为500m，宽为480m。4.1.3开采水平井田主采煤层为61、71煤层，煤层倾角1315，平均为14，为缓倾斜煤层；煤层基岩露头线-350 m，埋藏最深处-1000 m，垂直高度达650 m。根据煤炭工业矿井设计规范（2005年版）规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350 m，因此宜采用多水平开采。南北走向断层F1贯穿整个井田，并且落差较大，因此宜将F1断层之上沿-650m划分为一个水平，阶段垂高满足要求。标高在-650m以下的部分划分为一个或两个水平。4.1.4主要开拓巷道本矿71煤层顶底板均为泥岩，煤厚平均3m，煤的硬度小，裂隙非常发育，而大巷的服务年限较长，若采用煤层大巷，则维护困难，费用高且大巷煤柱损失多。因此不适宜将大巷布置在煤层中，选用岩石大巷。根据采矿工程设计手册（2005年版）岩石大巷以布置在距煤层底板1030m的岩性好的岩层中。距71煤层底板30m处为细砂岩，围岩岩性好，适合将大巷布置在这一层位。岩石大巷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；可不留（或少留）护巷煤柱，煤的损失少；安全条件好。在煤层底板中布置三条大巷，分别为轨道大巷、运输大巷和回风大巷，大巷间距30m。4.1.5方案比较（1）提出方案根据以上分析，提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井两水平开拓，暗斜井延深。主、副井井筒均为立井，第一水平设在-650m，上山开采；第二水平采用暗斜井延深至-900 m，上山开采，部分上下山开采。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。采用两翼对角式通风，如图4。图4 方案一 立井两水平开拓，暗斜井延深1主井 2副井 3风井方案二：立井两水平开拓，立井直接延深。主、副井井筒均为立井，第一水平设在-650m，上山开采；第二水平采用立井直接延深至-900 m，上山开采，部分上下山开采。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。采用两翼对角式通风，如图5。图5 方案二 立井两水平开拓，立井延深1主井 2副井 3风井方案三：立井三水平开拓上山开采，暗斜井延深主、副井井筒均为立井，第一水平设在-600 m，第二水平设在-750 m，第三水平设在-900 m，均采用上山开采，第三水平部分采用上下山开采。第二、第三水平采用暗斜井延深。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。采用两翼对角式通风，如图6。图6 方案三 立井三水平开拓，暗斜井延深1主井 2副井 3风井方案四：立井三水平开拓，立井直接延深。主、副井井筒均为立井，第一水平设在-600 m，第二水平设在-750 m，第三水平设在-900 m，均采用上山开采，第三水平部分采用上下山开采。第二、第三水平采用立井直接延深。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。采用两翼对角式通风，如图7。图7 方案三 立井三水平开拓，立井延深1主井 2副井 3风井（2）开拓方案粗略比较由于井田内表土层厚，达到371 m左右，四种开拓方案主副井均采用立井。方案一和方案二的区别在于第二水平是用暗斜井延深还是立井直接延深。两方案相比较，方案一多开暗斜井井筒及其上、下部车场，并相应的增加了斜井的提升和排水费用；方案二多开立井井筒、石门、大巷以及立井井底车场，并相应地增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。对两方案的基建费和生产费粗略估算如表7、表8，粗略估算后认为：方案二的费用比方案一高出约12%，并考虑到方案一的生产与施工的干扰小；原有井筒的提升能力不降低，设备可以继续使用，故方案一和方案二比较选方案一。方案三和方案四的区别也仅在于第二、第三水平是用暗斜井延深还是采用立井直接延深。粗略估算结果如表9、表10。经比较后发现，方案四由于第三水平石门过长，所以费用比方案三高出很多，故方案三和方案四比较后选用方案三。表7 方案一粗略估算费用表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段35.87205673.00737.751661.70基岩段36.1091385.00329.90二水平斜井114.0152105.00594.05副井开凿表土段35.87295949.001061.571779.56基岩段34.10106211.00355.81二水平斜井114.0151671.00362.18风井开凿表土段35.87157809.00566.06600.35基岩段5.2665184.0034.29井底车场岩巷260.0041874.001088.721088.72小计5130.33生产费用(万元)系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元）费用（万元）立井提升1.207200.000.711.609815.04暗斜井提升1.209792.001.100.425428.68排水涌水（m）时间（h）服务年限（a）基价（元）费用（万元）437.068760.0070.80.4010842.72小计26086.44合计31216.77表8 方案二粗略估算费用表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段35.87 205673.00 737.75 1058.51 基岩段35.10 91385.00 320.76 副井开凿表土段35.87 295949.00 1061.57 1423.75 基岩段34.10 106211.00 362.18 风井开凿表土段35.87 157809.00 566.06 600.35 基岩段5.26 65184.00 34.29 井底车场岩巷200.00 41874.00 837.48 837.48 一水平石门岩巷62.05 31851.00 1359.72 1359.72 二水平石门岩巷54.14 31851.00 1104.59 1104.59 小计6304.40 生产费用(万元)系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元）费用（万元）立井提升1.20 16992.001.10 1.60 35887.10 排水涌水（m）时间（h）服务年限（a）基价（元）费用（万元）437.06 8760.00 70.8 0.40 10842.72 石门运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元）费用（万元）一水平石门1.20 7200.00 1.42 0.40 1451.52 二水平石门1.20 9792.00 1.15 0.40 5405.18 小计53586.52 合计59890.92 表9 方案三粗略估算费用表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段35.87 205673.00 737.75 1772.92 基岩段30.10 91385.00 275.07 暗斜井145.88 52105.00 760.10 副井开凿表土段35.87 295949.00 1061.57 2130.74 基岩段29.10 106211.00 309.07 暗斜井145.88 51671.00 760.10 风井开凿表土段35.87 157809.00 651.75 600.35 基岩段5.26 65184.00 34.29 井底车场岩巷160.00 41874.00 669.98 669.98 小计5173.99 生产费用(万元)系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元）费用（万元）立井提升1.20 6000.00 0.63 1.60 7257.60 暗斜井提升1.20 10992.00 1.10 0.42 6093.96 排水涌水（m）时间（h）服务年限（a）基价（元）费用（万元）437.06 8760.00 70.8 0.40 10842.72 小计24194.28 合计29368.27 表10 方案四粗略估算费用表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段35.87 205673.00 737.75 1298.85 基岩段61.40 91385.00 561.10 副井开凿表土段35.87 295949.00 1061.57 1713.71 基岩段61.40 106211.00 652.14 风井开凿表土段35.87 157809.00 566.06 600.35 基岩段5.26 65184.00 34.29 井底车场岩巷100.00 41874.00 418.74 418.74 小计4031.65 生产费用(万元)系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元）费用（万元）立井提升1.20 16992.00 1.03 1.60 35887.10 排水涌水（m）时间（h）服务年限（a）基价（元）费用（万元）437.06 8760.00 70.8 0.40 10842.72 小计46729.82 合计507614.17 （3）详细比较经过粗略的比较，在方案一方案二中选出较优的方案一，在方案三和方案四种选出方案四。详细比较见表11和表12，两方案详细费用汇总见表13。表11 方案一详细费用表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）初期基建费用（万元）主井开凿表土段35.87 205673.00 737.75 1067.65 基岩段36.10 91385.00 329.90 副井开凿表土段35.87 295949.00 1061.57 1417.38 基岩段34.10 106211.00 355.81 风井开凿表土段35.87 157809.00 566.06 600.35 基岩段5.26 65184.00 34.29 井底车场岩巷100.00 41874.00 418.74 1088.72 一水平大巷岩巷1495.20 31851.00 4762.36 4762.36 小计8936.46 后期基建费用（万元）主暗斜井开凿斜井段114.01 52105.00 594.05 594.05 副暗斜井开凿斜井段114.01 51671.00 362.18 362.18 二水平车场岩巷160.00 41874.00 669.98 669.98 二水平大巷岩巷290.80 31851.00 926.23 926.23 小计2552.44 生产费用 (万元)系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元）费用（万元）立井提升1.20 7200.00 0.71 1.60 9815.04 暗斜井提升1.20 9792.00 1.10 0.42 5428.68 排水涌水（m）时间（h）服务年限（a）基价（元）费用（万元）437.06 8760.00 70.8 0.40 10842.72 小计26086.44合计37575.34表12 方案四详细费用表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）初期基建费用（万元）主井开凿表土段35.87 205673.00 737.75 1012.82 基岩段30.10 91385.00 275.07 副井开凿表土段35.87 295949.00 1061.57 1370.64 基岩段29.10 106211.00 309.07 风井开凿表土段35.87 157809.00 651.75 600.35 基岩段5.26 65184.00 34.29 井底车场岩巷100.00 41874.00 418.74 418.74 一水平大巷岩巷1408.01 31851.00 4484.65 4484.65 小计7887.20 后期基建费用（万元）二水平主立井基岩段21.70 91385.00 198.31 198.31 二水平副立井基岩段21.70 106211.00 230.48 230.48 二水平车场岩巷100.00 41874.00 418.74 418.74 二水平大巷岩巷976.20 31851.00 3109.29 3109.29 三水平主斜井斜井段109.10 52105.00 568.47 568.47 三水平副斜井斜井段109.10 51671.00 563.73 563.73 三水平大巷岩巷313.80 31851.00 999.48 999.48 三水平车场岩巷160.00 41874.00 669.98 669.98 小计8505.80 生产费用(万元)提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元）费用（万元）立井提升1.20 6000.00 0.63 1.60 7257.60 暗斜井提升1.20 10992.00 1.10 0.42 6093.96 排水涌水（m）时间（h）服务年限（a）基价（元）费用（万元）437.06 8760.00 70.8 0.40 10842.72 大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元）费用（万元）三水平大巷1.20 5496.00 1.05 0.35 2423.74 小计26618.02 合计43011.02 表13 开拓方案费用汇总表方案方案一方案四名称立井两水平暗斜井延深立井三水平暗斜井延深项目费用（万元）费用（万元）初期基建费用8936.467887.20后期基建费用2552.448505.80生产费用26086.4426618.02总费用37575.3443011.02百分比100%114.47%4.2矿井基本巷道4.2.1井筒本矿井共有四个井筒，分别为主立井、副立井、东部风井和西部风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及东、西风井均采用圆形断面。（1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5 m，净断面积33.18 m，井筒内装备一对16 t的双箕斗，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通讯信号电缆，人行台阶等设施。主井断面如图8，主要参数见表14。图8 主井井筒断面表14 主井井筒主要参数特征表井型2.4 Mt/a提升容器两套16 t箕斗带平衡锤井筒直径6.5 m井深720 m净断面积33.18 m2井筒支护混凝土井壁厚450 mm充填混凝土厚50 mm基岩段毛断面积44.18 m2表土段毛断面积44.18 m2（2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径7.5 m，净断面积44.18 m，井筒内装备一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井断面如图9，主要参数见表15。图9 副井井筒断面表15 副井井筒主要参数特征表井型2.4 Mt/a提升容器一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼井筒直径7.5 m井深700 m净断面积44.18 m2井筒支护混凝土井壁厚500 mm表土段井壁厚50 mm基岩段毛断面积59.45 m2表土段毛断面积59.45 m2（3）风井风井采用圆形断面，井筒净直径6 m，净断面28.27 m，表土段采用冻结法施工，井壁厚度400 mm，风井断面如图10，主要参数见表16。图10 风井井筒断面表16 风井井筒主要参数特征表1井型2.4 Mt/a2井筒直径6.5 m3井深420m4净断面积33.18 m25基岩段毛断面积44.18 m26表土段毛断面积63.62 m2（4）暗斜井主副暗斜井均采用直墙半圆拱断面，锚喷支护，巷道断面形状分别如图11、图12。图11 主暗斜井断面图12 副暗斜井4.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区。（1）井底车场的形式和布置方式根据煤炭工业矿井设计规范（2005年版）4.2.1要求：井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：1.大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。2.当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。3.当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。4.采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据上述矿井开拓方式及煤炭工业矿井设计规范（2005年版）4.2.1之规定，确定本矿井底车场采用卧式环形井底车场，大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用电机车牵引矿车，井底车场布如图13。图13 井底车场1-主井 2-副井 3-风井 4-中央水泵房 5-中央变电所 6-水仓 7-井底煤仓 8-装载硐室 9-输送机机头硐室 10-卸载站 11-等候硐室 12-回风大巷 13-运输大巷 14-轨道大巷 15-清理斜巷（2）硐室井底车场硐室主要有：皮带机头驱动硐室、井底煤仓、主变电所、主排水泵房、装载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室等。1.井底煤仓井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量取7273 t，所以需要煤仓容量为1100 t。设计一个直径7.5 m，有效装煤高度20 m的直立煤仓，总容量为1148 t，能够满足要求。煤仓采用上装式布置，采用清理斜巷清理井底撒煤。2.水仓煤矿安全规程（2006年版）第二百八十条规定：正常涌水量在1000 m3/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常用水量。矿井正常涌水量为437.06m3/h，最大涌水量为586.10m3/h，所需水仓的容量为：Q0 = 437.06 8 = 3496.48（m3）根据水仓的布置要求，水仓的容量为:Q = S L （4-1）式中：Q水仓容量，m3；S水仓有效断面积，8.5 m2；L水仓长度，415 m。则有：Q = 8. 5 415 = 3527.5（m3）由上式计算得知：Q Q0，故设计的水仓容量满足要求。4.2.3主要开拓巷道运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷均布置在距煤层底板30m的砂岩中，大巷间距30m，为便于大巷的交叉，设计使运输大巷高于辅助运输大巷5m。运输大巷中布置胶带输送机；辅助运输大巷布置轨道，采用电机车牵引矿车运输，回风大巷回风。三条大巷的断面特征见图14、图15和图16。图14 运输大巷断面图及特征图15 辅助运输大巷断面图及特征图16 回风大巷断面图及特征5采区巷道布置5.1煤层的地质特征5.1.1采区位置设计首采区为西一采区，位于井田西南浅部，采区北以61煤层-650m底板等高线的垂直投影为界，南以井田上部边界保护煤柱为界，东以东一采区边界保护煤柱为界，西以井田上部边界保护煤柱为界。5.1.2采区煤层特征采区所采煤层为61、71煤层，煤层结构简单，赋存稳定。61煤为中灰煤，基本在20%25%之间，71煤为中灰煤，一般为15%20%之间；61、71煤均为中高发热量、中高挥发分、特低磷、特低硫。主要煤种为肥煤、1/3焦煤。煤层平均厚度10 m，煤层平均倾角14。煤的容重1.3 t/m3。采区的相对瓦斯涌出量12m3/t，绝对瓦斯涌出量12m3/min，该采区属于高瓦斯采区。本采区煤尘无爆炸危险性；煤层无自燃发火倾向。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况61煤顶板为灰色浅灰色泥岩、粉砂岩及细粉砂岩，厚度1.7218.38m，平均6.83m，致密、块状，自然状态下单向抗压强度为17.217.5 MPa，平均17.4 MPa；底板为灰色泥岩、粉砂岩，厚度1.697.83m，平均4.26m，自然状态下单向抗压强度为21.628.9 MPa，平均25.3 MPa。71煤直接顶为灰色深灰色泥岩、粉砂岩及砂泥岩互层，局部无直接顶，厚度019.42m，平均4.22m，自然状态下单向抗压强度为33.834.8 MPa，平均34.5 MPa。老顶为浅灰色灰白色细粒石英砂岩，石英为主，次为长石，断续波状层理，分选中等，泥、硅质胶结，中下部契型层理、斜层理，含菱铁质结核，底部可见泥质包体，厚度0.4220.53m，平均13.87m，自然状态下单向抗压强度为22.2108.4 MPa，平均64.6 MPa。局部存在厚度约0.1m的炭泥伪顶。底板为灰色深灰色泥岩，块状，含较多植物化石碎片及植物根茎化石，自然条件下单向抗压强度为26.951.1 MPa，平均35.5 MPa。5.1.4水文地质区内水文地质情况简单中等。主要受区域层间径流补给，同时浅部露头带接受松散层底部四含水的缓慢渗入补给。施工过程中可能出现顶板淋水及短时间的出水现象。掘进正常涌水量为40 m3/h，最大涌水量50 m3/h。工作面正常涌水量100 m3/h，最大涌水量120 m3/h。5.1.5地质构造采区内地质构造简单，煤层整体呈南高北低的单斜构造，倾角61煤15、71煤13。采区内无断层及陷落柱构造。5.1.6地表情况采区内对应地面零星分布几个村庄，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，地面无河流。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区准备方式的确定本区采用采区准备方式。该采区东西走向平均长约3652m，南北倾向平均长约1098 m。最终确定为采区上山双翼开采。5.2.2采区巷道布置（1）采区煤柱采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、上山保护煤柱、区段之间保护煤柱。采区边界煤柱东、南、西、北边界各留设30m保护煤柱；采区轨道上山、运输上山布置在岩层中，回风上山布置在煤层中，水平间距15m、10m，外侧留设30m保护煤柱。各区段巷道采用留小煤柱沿空掘巷的方法，在沿空掘进区段回风平巷时，留5m宽的区段煤柱。 （2）区段要数采区东西走向平均长约3652m，南北倾向平均长约1098m，减去保护煤柱尺寸，采区内可采大小为走向平均3567m，倾向平均长约940m。采区内划分四个区段，工作面平巷宽度均为5m，工作面长度220m，加上保护煤柱，区段宽为235m，长度平均1783m。（3）开采顺序采区双翼布置，因此可以在开采区段一翼的同时准备另一翼。采区内工作面的布置如图17，接替顺序见表17。6120161202612036120461205612066120761208图17 工作面接替顺顺序表17 工作面接替顺序工 作 面6120161202612036120461205612066120761208接替顺序12345678（4）采区巷道的联络方式采区布置三条上山：运输、轨道和回风上山，运输上山通过采区煤仓与运输大巷相连，轨道上山通过采区下部车场与辅助运输大巷相连，回风上山同回风大巷相连。区段运输平巷通过区段溜煤眼和运输上山相连实现运输，回风平巷通过采区中、上部车场同轨道上山和回风上山相连实现通风和辅助运输。5.2.3采区生产系统（1）运煤系统工作面区段运输平巷溜煤眼采区运输上山采区煤仓运输大巷井底煤仓主井地面。（2）运料系统地面副井井底车场轨道大巷采区下部车场采区轨道上山采区上部车场区段轨道平巷工作面。（3）通风系统新风：地面副井轨道大巷采区下部车场采区轨道上山采区中部车场区段运输平巷工作面；乏风：工作面区段回风平巷采区上部车场采区回风上山回风大巷风井。（4）排矸系统工作面区段轨道平巷采区上部车场采区轨道上山采区下部车场轨道大巷井底车场副井地面。（5）供电系统地面变电站副井中央变电所运输大巷采区运输上山区段运输平巷工作面。（6）排水系统工作面区段运输平巷采区轨道上山轨道大巷水仓副井地面。5.2.4采区内巷道掘进方法采区内上山巷道掘进设置岩巷机械化作业线配备，有防爆全液压钻车，侧卸式装岩机等设备。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，选用型掘进机、型转载机、可伸缩带式输送机、带式输送机、调度绞车、局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。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：可以通过联络巷构成通风回路，在掘进联络巷贯通钱的独头段采用局部通风机为掘进断面供风，方式为压入式。采区准备巷道断面特征见图18、图19和图205.2.5采区生产能力及采出率（1）采区生产能力由于综放工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。工作面工作制度采用“四六”制，即三班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.8 m，往返一次割两刀，一刀一放，即一个循环，每天六个循环。（2）综放工作面的生产能力，按下式计算：A=LBMC6330 （5-1）式中：A工作面生产能力，Mt/a；L工作面长度，m；M煤层厚度，m；B采煤机截深，m； 煤层容重，t/m3；C综采工作面回采率，取C0.8。则，A = 2206330= 2.54（Mt/a）（3）采区生产能力：AB=k1k2A （5-2）式中：AB采区生产能力；k1 采区掘进出煤系数，取k1=1.1；k2 工作面间产量不均衡系数，同采的工作面个数为1，故k2=1；A 工作面生产能力，2.54 Mt/a。则，AB =1.112.54=2.79（Mt/a）矿井设计井型2.4 Mt/a，采区生产能力2.79Mt/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，其中包括工作面回采落煤损失、区段隔离煤柱损失，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采区工业储量。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：采区采出率=（采区工业储量-开采损失）/采区工业储量100% （5-3）首采区工业储量为：36.49 Mt。开采损失包括以下损失：边界煤柱 P1=（1852+1098）3071.3=0.805（Mt）上山煤柱损失由前面章节可知上山间距为10m、15m，上山一侧煤柱宽30 m，即上山保护煤柱的总宽度为85m。P2=10988571.3=0.849（Mt）区段煤柱损失P3=17835671.3=0.487（Mt）采区煤炭总损失为： （5-4）=(36.49-0.805-0.849-0.487) 5%=1.72（Mt）式中：工作面落煤损失,按可采煤量的5%计算。则，P=0.805+0.849+0.487+1.72=3.861（Mt）则有采区采出率 =（36.493.861）/36.49100%=89.4%根据煤炭工业矿井设计规范（2005年版）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。设计首采区采出率为0.894，符合规定。5.3采区车场选型设计（1）上部车场：按轨道上山与区段回风平巷或回风石门的连接方式不同，上部车场包括平车场、甩车场和转盘车场三类。平车场根据提升方向与矿车在车场运行方向，分顺向平车场和逆向平车场，顺向平车场需要开掘一段较长的石门，逆向平车场调车时间长，通过能力小。转盘车场通过能力小，工人劳动量大，是应用最少的上部车场形式。甩车场具有通过能力大，调车方便，劳动量小等优点。本设计选用单向甩车场。采区上部车场如图21。图21 采区上部车场1-轨道上山 2-回风上山 3-区段回风平巷 4-甩车道 5-绕道（2）中部车场：中部车场一般为甩车场，包括甩入石门式、甩入绕道式、甩入平巷式三种形式。本设因上山距离煤层较远，需要石门连接，故中部车场为甩入石门式车场。图22 采区中部车场1-轨道上山 2-回风上山 3-运输上山 4-区段运输平巷 5-下区段回风平巷 6-甩车道 7-绕道8-区段溜煤眼（3）下部车场：采区下部车场比较特殊，由于石门与采区上山连接，故不需设置绕道，直接在煤层顶板起坡与上山相连，车场比较简单。运输上山通过采区煤仓和运输石门相连。图18 采区运输上山巷道断面特征图19 采区轨道上山断面特征图20 采区回风上山断面特征6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采区煤层特征及地质条件采区所采的61煤层平均厚度7 m，煤层平均倾角15。煤的容重1.3 t/m3，普氏系数为f=2.53.0，内生裂隙比较发育。由于内生裂隙的发育，其断口常具锯齿状及阶梯状。采区内无较大的断层和褶皱构造。采区的相对瓦斯涌出量为12 m3/t，绝对瓦斯涌出量为12 m3/min，该采区属于高瓦斯采区。本煤层无煤尘爆炸危险性，不易自然发火，自燃等级为级。预计本带区开采时最大涌水量为586.10 m3/h，正常涌水量为437.06 m3/h，对生产影响较大。煤层直接顶板为黑色泥岩，厚度3.07 m，含有植物化石，底部炭质增多。老顶为灰白色中粒砂岩，厚度9.32 m，其中含黑色矿物、云母，泥质胶结。直接底板为灰黑色砂质泥岩，平均厚度为11.08 m。老底为灰白色之中粒砂岩（K1砂岩），平均为11.5 m，此层砂岩稳定性高。6.1.2确定采煤工艺方式从煤矿开采的过程来看，采煤工艺主要有综采、普采、炮采三种类型。就目前煤矿地下开采技术发展趋势看，综采是采煤工艺的重要发展方向。它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。但是，综采设备价格昂贵，综采生产优势的发挥有赖于全矿井良好的生产系统、较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管理水平。根据我国的经验和目前的技术水平，综采适用于以下条件：煤层地质条件好、构造少、上综采后能很快实现高产、高效，或者某些地质条件特殊上综采后仍有把握取得较好的经济效益。普采设备价格便宜，一套普采设备的投资只相当于一套综采设备的四分之一，而产量平均近综采产量的三分之一。普采对地质变化的适应性比综采强，工作面搬迁容易。对推进距离短、形状不规则、小断层和褶曲较发育的工作面，综采的优势难以发挥，而采用普采则可以取得较好的效果。与综采相比，普采操作技术比较容易掌握，组织生产比较容易。因此，普采是我国中小型矿井发展采煤机械的重点。炮采工艺的主要优点是技术装备少，适应性强，操作技术容易掌握，生产技术管理比较简单，是我国目前采用仍然较多的一种采煤工艺，但是，由于炮采单产和效率低、劳动条件差，根据我国的技术政策，凡条件适于机采的炮采面，特别是在国有重点煤矿都要逐步改造成普采面。本采区内煤层赋存稳定，煤层属厚煤层，适合采用综采和普采工艺方式，不适宜用炮采，可以用普采或综采。但普采年产量不大，无法满足本矿井的产量要求，加上本采区内工作面长较大，故最终决定采用综合机械化采煤方式。这样也符合了矿井高产、高效的要求，并取得较好的经济效益。但是就综合机械化开采而言，7m的厚煤层又存在几种不同的开采工艺与方法：分层综采；大采高综采；放顶煤综采。它们各有优缺点，下面比较如下：1)分层综采工艺优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机等设备尺寸小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0-3.5 m，回采工作面煤壁增压小，不易片帮，生产环节良好；工作面采出率高，可达93-97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，产量提高困难；开采投入高。分层开采时人工铺网劳动强度大，费用高；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2)一次采全高工艺优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。缺点：对于煤层厚度比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易片帮；采高固定，适应条件单一，不适宜于煤层厚度变化较大的情况；且要求采用强力支架和刮板运输机，工作面设备配套成本高。3)放顶煤综采工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效。单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更强的适应性。缺点：煤损较多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤矸界线难以区别，使得煤炭含矸率高，影响煤质；有自然发火、瓦斯积聚的隐患，“一通三防”难度稍大。比较上述厚煤层开采的三种工艺方式，分层开采经济效益较差，不利于矿井实现高产、高效，故不选用。由于本矿煤厚7m，煤层内生裂隙发育，采用大采高综采时，煤壁极易片帮，不好控制。又由于采区为低瓦斯区域，瓦斯防治方面不存在大的问题，故适宜采用放顶煤综采工艺。而对于自然发火，在保证顶煤放落充分的前提下，可以通过采空区灌浆等措施予以解决。6.1.3回采工作面参数从高产高效、一井一面、集中生产的发展趋势要求出发，应增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架与放煤速度。与大运量、高强度的工作面输送机相匹配，运输巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。从设备技术性能要求出发，所选综放机械设备必须是技术先进、性能优良、可靠性高，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综放开采优势。根据前述开拓及准备方式的巷道布置，确定了回采工作面沿南北方向布置，由采区东侧向西推进。工作面长度为220 m，推进长度平均达1760 m。根据三机配套原则，确定工作面设备配套如表18。表18 工作面配套设备序号项目设备型号制造厂家1采煤机MGTY400/930-3.3D太原矿山机器集团有限公司2液压支架ZF10000/23/37中煤北京煤矿机械有限责任公司3刮板输送机SGZ-1000/1400张家口煤矿机械有限公司6.1.4回采工作面破煤、装煤方式由于采用综放开采，故工作面底部煤炭由采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程；工作面顶煤在矿山压力作用之下被破碎并通过液压支架放煤口装煤进入工作面后部刮板输送机；工作面靠近煤壁处的少量遗留碎煤由前刮板输送机上的铲煤板装入刮板输送机。结合矿井实际生产情况，工作面选用兖矿集团与太原矿山机械厂联合生产的MGTY400/930-3.3D型电牵引采煤机割煤。采用双向割煤工艺方式，即采煤机往返一次为两个循环，每个循环推进0.8 m，则往返一次共推进1.6 m。采煤机技术特征见表19。表19 采煤机技术特征参数单位数量制造厂家太原矿山机器集团有限公司采高范围 m2.23.5截深m0.8供电电压kV3.3总功率kW930牵引功率kW255机面高度 mm1593适应煤层倾角 25适应煤层硬度 f4最大牵引力kN750牵引速度m/min0915最大卧底量mm250过煤高度mm778滚筒直径mm1800变频器280kVA 400v 0-80Hz牵引变压器170Kva AC3300V/400V/50Hz降尘方法内外喷雾机重t52工作面进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀。进刀方法：机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.8 m后停机；将支架拉过并顺序移刮板输送机顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾）、移溜。机组进刀总长度控制在30 m左右，进刀方式如图23所示。图23 端部斜切割三角煤进刀6.1.5回采工作面运煤方式工作面煤炭运输采用张家口煤矿机械有限公司生产的SGZ-1000/1400型刮板输送机。该刮板输送机技术特征见表20。转载机、平巷胶带机选型详见第7章井下运输部分。表20 刮板输送机技术特征参数单位数量制造厂家张家口煤矿机械有限公司输送能力t/h2000设计长度m260额定电压V3300装机功率kW2700链速m/s1.25刮板链型式中双链链条规格38137-C链条破断负荷kN2200中部槽规格mm17501000340 6.1.6回采工作面支护方式1)工作面支架（1）支架高度的确定最大高度的计算公式如下：Hmax = hmax + S1 (61)式中：Hmax支架最大支护高度，m；hmax煤层最大采高，m；S1伪顶或浮煤冒落厚度，m。则最大高度为：Hmax = 3.0+0.1=3.1 m最小高度的计算公式如下：Hmin hmin - S2 - a - b (62)式中：Hmin支架最小支护高度，m；hmin煤层最小采高，m；S2顶板最大下沉量，取200 mm；a支架移架所需最小下降量，取50 mm。b浮煤厚度，取50 mm。则最小支护高度为：Hmin=3.0-0.2-0.05-0.05=2.7 m（2）支架的选型及布置回采工作面支护采用放顶煤液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用中煤北京煤矿机械有限责任公司生产的ZF10000/23/37型放顶煤液压支架。从工作面机头到机尾分别布置中间架146架。支架技术特征见表21。表21 液压支架技术特征参数单位数量支架型号ZF10000/23/37支架型式低位放顶煤支撑高度m2.33.7适用条件煤层厚度m6.010.0煤层倾角352且P362，故支护强度满足要求。校核方式之二：采矿工程专业毕业设计手册三机配套图册中P55的支护强度计算公式为：p=9.768kM0.21 (63)式中：p支护强度，kPa；k安全系数，一般为1.21.5；上覆岩层的体积力，kN/m3；M设计采高，m；工作阻力计算公式：F=pMs (64)式中：F支架工作阻力，kN；p支护强度，kPa；放顶煤支架造型系数，一般为1.52；M设计采高，m；s液压支架中心距，一般为1.5 m。则所需要工作阻力为：F=9.7681.5233.00.212.03.01.5=3819（kN）显然有，0.8100008000F。故所选支架满足要求。校核方式三，用顶板压力估算法进行支架支护强度的校核。估算法认为支架的合理工作阻力F应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度P按工作面最大采高的48倍进行计算，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。由于采用放顶煤开采工艺，将顶煤作为直接顶处理，可取系数为8倍。则：F=8HS (65)式中：F计算工作阻力，N；H工作面最大采高，m；上覆岩层容重，N/m3；S支架支护面积，m2。取2.3104 N/m3，S8.85 m2，则计算工作阻力为：F83.02.31048.854885（kN）显然有，0.81000080004885。故所选支架满足要求。但值得注意的是，采用校核方式三时，由公式计算出的工作阻力比实际需用值偏大。2）工作面端头支护及超前支护方式区段平巷端头支护及超前支护方式采用超前组合架支护方式，结构型式为四架八组合，它由锚固支架、超前支架、端头支架、端尾支架组成，实现工作面支护无支柱化。超前组合架支护长度约为35.5m，超前支护长度达到32.8m。ZT103500/22/38型端头支架各架型主要技术参数如下：表22 ZT103500/22/38型端头支架技术特征技术特征单位ZT103500/22/38型端头支架型式二组一架高 度mm22003800工作阻力kN103500初撑力kN9000支护面积m235.54支护强度MPa0.5底板比压MPa1.1泵站压力MPa31.5表23 ZT103500/22/38型超前支架技术特征技术特征单位ZT103500/22/38型超前支架型式二组一架高 度mm22003800工作阻力kN103500初撑力kN9000支护面积m217.84支护强度MPa0.6底板比压MPa1.2泵站压力MPa31.53）采空区处理工作面控顶距离：工作面最大控顶距为6750 mm，最小控顶距为5950 mm。移架采用本架操作，顺序移架方式。移架遵循及时支护原则，采煤机上滚筒割过13架后，开始伸支架伸缩梁，梁必须与煤壁挤严，最大端面距不能超过340 mm。采煤机下滚筒割过35架后开始移架，边移架，边收回伸缩梁。移架后的端面距不得大于0.20 m，支架要成直线，顶梁要平，必须严密接顶并达到初撑力，操作完毕，将各种手把打回零位。工作面顶板不好时，可采用带压移架方式，工作面顶板严重破碎时，必须割一架，停机伸伸缩梁或拉架管理好顶板，然后开机割另一架处的煤。采用全部垮落法处理采空区顶板。在实际生产过程中，如果因煤炭自然发火严重影响工作面安全生产时，可适当通过对采空区进行灌浆或注三相泡沫等方法进行处理。6.1.7采放比、放煤步距、放煤方式1)采放比采放比是放顶煤工作面采煤机机采高度与顶煤高度之比。合理的采放比要根据煤层厚度、煤的硬度和发育程度以及工作面推进速度等因素确定。采放比理想的状态是所放顶煤充分松散破碎后增加的高度等于底层工作面的采高。对于一次采全厚综放开采，我国的采放比一般在1：1到1：2.8之间。目前，我国缓倾斜煤层的综放面采高一般为2.0到3.0 m。结合本矿煤层煤质中硬以上，且节理裂隙发育，并参照我国的一些经验数据，确定其采放比为1：1.3。即设计采煤机采高为3.0 m，放煤高度为4.0 m。采放比符合煤矿安全规定关于采放比不小于1：3的相关规定。2）放煤步距放煤步距是在工作面推进方向上，两次放顶煤之间工作面的推进距离。合理选择放煤步距，对于提高采出率、降低含矸率十分重要。最佳的放煤步距应是顶煤垮落后能从放煤口全部放出的距离。放煤步距过大过小都会带来一系列问题。对于综放工作面而言，放煤步距应与移架步距或采煤机截深成倍数关系，一般有一刀一放、两刀一放和三刀一放三种方式。根据理论推导及我国放顶煤工作面开采的实践，确定放煤步距时，可借鉴如下经验公式：L= (0.150.21) ( H-M )-h (66)式中：L放煤步距，m；H煤层厚度，m；M采煤机割煤高度，m；h放煤口至煤层底板的垂高，m。本设计取系数0.2，H=7.0 m，M=3.0 m，h=0.3 m，则放煤步距计算如下：L=0.2(7.0-3.0)-0.3 = 0.74m结合采煤机截深，故取放煤步距与截深相等，即0.8 m。3)放煤方式放顶煤工作面放煤顺序、次数和放煤量的配合方式称为放煤方式。打开放煤口，一次将能放的煤全部放出称单轮放煤；每架支架的放煤口需打开多次才能将顶煤放完的则称为多轮放煤。放煤方式可以分为顺序放煤和间隔放煤。顺序放煤是指按支架排列顺序，依次打开放煤口放煤的方式；间隔放煤是指按支架排列顺序每隔一架或多架依次打开放煤口放煤的方式。目前我国常用的放煤方式是单轮顺序放煤、多轮顺序放煤、单轮间隔放煤。由于本煤层厚度7.0 m，顶煤较薄，厚度仅为4.0 m。若采用多轮放煤时，第二次打开放煤口时容易混矸，故应采用单轮放煤。而采用单轮顺序放煤还是单轮间隔放煤，应进行比较。我国现场已有的大量对比实验表明：从两种放煤方式的平均单口放出率来看，单轮间隔的放煤效果比较理想，其平均顶煤回收率较顺序放煤增加4%到6%。从工作组织来看，由于放煤时间远远长于割煤时间，因此提高工作面工效的最有效途径就是缩短放煤时间。顺序放煤每次只有一个放煤口在工作，不能有效发挥放顶煤开采的优势。在后部输送机运输能力满足的条件下，单轮间隔放煤可以同时安排两个甚至更多的放煤口同时作业，从而可缩短整个工作面的放煤时间，提高了设备的开机率，从而达到高产高效的目的。综上，本设计决定采用单轮间隔方式放煤。全工作面顶煤共经一轮放完。每一轮放煤时，先放奇数号支架，如1、3、5等，而后放偶数号支架顶煤。6.1.8各工艺过程注意事项回采过程中要注意以下事项：（1）煤壁成直线，无探头煤，保证顶、底板平直，采高严格控制在3.0 m。（2）支架成直线，支架中心距均匀且支架与煤壁保持垂直，支架要升紧，以保证支架顶梁接顶良好。顶板不太完好处，可提前伸伸缩当或拉架。（3）工作面刮板输送机成直线且平稳，顶溜弯曲长度为1215 m。（4）保证上、下安全出口通畅，无杂物和材料堆积。（5）工作面两巷不得缺梁少柱，胶带机机头必有有照明设施。（6）控制进、回风进度，防止刮板输送机向前或向后窜动。（7）工作面浮煤、浮矸要清理干净，管线悬挂整齐，防止被压或拉架时损坏。（8）工作面所有支架都必须支设牢固，回、进风斜巷单体支柱要拴好防倒绳或将支柱顶盖与棚梁固定，严禁在浮煤、浮矸上支设支柱。（9）照明、闭锁装置安装要齐全可靠。（10）放煤首先检查后部刮板输送机是否正常，放煤口管路是否吊挂合理，如有问题，及时处理。（11）严格掌握放煤顺序和放煤步距。当放煤和割煤发生矛盾时，应停止割煤，先进行放煤。（12）防止自然发火措施做到位。瓦检人员必须认真检查CH4、CO、CO2含量、温度等参数。对采空区及冒落带采取防止自燃发火措施，如完善防火监测系统，顶煤放净，尽量杜绝采空区漏风。6.1.9回采工作面正规循环作业1）回采工艺过程工作面每割一刀煤，推进0.8 m，然后放一茬煤。采用一采一放追机放顶煤作业方式。回采工艺过程为：采煤机机头（尾）斜切进刀正常割煤伸伸缩梁移架推工作面前刮板输送机调整工作面后部刮板输送机放顶煤。2）劳动组织劳动组织以采煤机割煤、放煤工序为中心来组织拉架、推移刮板输送机、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面循环进尺0.8 m。采用“四六”制作业方式：三班生产，一班检修，每个班工作时间6小时，均执行现场交接班制。循环方式为生产班每班进2个循环，日进6个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备见表24。表24 劳动组织配备表序号工种一班二班三班检修班合计1班长222282采煤机司机222283移架工222064刮板机司机222285转载机司机111146泵站工111147胶带机司机3332118端头维护工3336159浮煤清理工2220610支架工44482011放煤工3330912电工1113613其他人员22241014合计282828311153）技术经济指标工作面吨煤成本回采工作面吨煤成本是最终反应工作面技术经济效果的一项综合指标，它包括直接发生于回采工作面的材料费、工资费、固定资产折旧费和电力费四项，下面按四项费用分析计算吨煤生产成本。 材料费材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、以及其他材料费用，综采面材料费一般为5.0元/吨（见采煤工作面分册第七项）。 工资费用吨煤用工=115/ 7272.73=0.015812（工/t）工作面工人平均日工资按100元/工计算，则吨煤工资成本为：吨煤工资成本=日工资吨煤工资用工=1000.015812=1.5812（元/t） 工作面设备折旧费机电设备基本折旧吨煤成本=其中，实际计算中取值分别为：设备残余值按原始价格的5计算；拆除清理费按原价格的3计算；没有服务年限取10a；产量按前面计算的7272.73t/d。各种设备的年折旧费见表25。表25 机电设备折旧表设备名称型号数目折旧费（元/t）液压支架ZF10000/23/371460.698端头液压支架DTZT18300/21/3340.708采煤机MGTY400/930-3.3D10.206刮板机SGZ-1000/140010.06转载机SZB-830/18010.017破碎机PCM16010.025皮带输送机SSJ-1200/50020.121乳化液泵RB160/31.520.006采煤机喷雾泵站XPB250/5510.002隔爆移动变电站KSGZY-500/610.11单体液压支柱DZ22-24.5/100Q600.005合计105.714 电费动力用电消耗动力电耗=电机容量总和开动台数循环开动小时负荷系数/循环产量其中，电机容量总和取2100kw，循环开动小时数取1.5小时代入得：动力电耗=21001.520.9/1601.6 =3.54 kwh照明用电消耗耗照明用电耗=照明用电总功率循环照明时数/循环产量其中，照明用电总功率包括工作面及两分带巷道照明用电，取200kW，代入得：照明用电单耗电力费=2001.5/1601.6=0.19 kwh电费总消耗电力费=单价（动力用电单耗+照明用电单耗）式中： 单价单价为0.35元/kwh。 代入得：电力费=0.35（3.54+0.19）=1.31元/t则工作面的吨煤成本为：工作面吨煤成本=设备折旧费+工资+材料消耗费+电费=5+1.581+105.714+1.31=113.605元/t主要技术经济指标表工作面主要技术经济指标表见表26。工作面循环产量按下式计算：Q=LSM1C1+(L-LD) SM2C2 (67)式中：Q工作面循环产量，t；L工作面长度，m；LD工作面机头机尾处不放煤长度，m；S循环进尺，m；M1工作面设计采高，m；M2工作面放煤高度，m；煤的容重，t/m3；C1工作面机采范围内回采率；C2工作面放煤范围内回采率。则工作面循环产量为：Q2200.83.01.30.95+(220-6)0.84.01.30.8=1364.27 t则工作面日产量为：Qd=6 Q=61364.27=8185.62 t回采工作面成本主要包括工资、材料消耗、设备折旧费、电力消耗四项费用。参照邻矿实际生产情况，取为20元。表26 工作面主要技术经济指标序号项目单位数量1工作面推进长度m17832工作面长度m2203工作面平均倾角154设计采高m3.05放煤高度m4.06采放比11：1.37放煤步距m0.88煤的容重t/m31.39循环进尺m0.810循环产量t1364.2711日循环数个612日产量t8185.6213坑木消耗m3/万t614单体柱用量根40015乳化液消耗kg/万t40016油脂消耗kg/万t20017截齿消耗个/万t2418炸药消耗kg/万t14019回采工效t/工7520回采率%89.421吨煤成本元/t1146.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式1、布置方式工作面相对瓦斯涌出量0.77 m3/td，绝对瓦斯涌出量1.84 m3/min，生产能力为2.4 Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，区段运输平巷布置带式输送机，运煤兼进风，区段回风平巷布置轨道，辅助运输兼回风。采用连续采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。2、煤柱尺寸区段平巷采用留5 m小煤柱沿空掘巷，采区两侧边界各留20 m的采区边界保护煤柱。6.2.2回采巷道参数1、巷道参数区段、联络巷断面均为5 m宽，3.5 m高。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，皮带平巷布置1400 mm宽的皮带运煤，运输平巷布置排水管路和动力电缆。图24 区段运输平巷断面图2、支护各平巷断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为5.3 m，高为3.65 m，设计掘进断面为和19.35 m2，净断面为17.5 m2。(1) 顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.4米，杆尾螺纹为M22，规格型号20#M222400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335（先放），另一支规格为Z2360（后放），钻孔直径为28 mm，锚固长度为1300 mm。钢筋托梁规格：采用16 mm的钢筋焊接而成，宽度为100 mm，长度4.8 m，规格型号为1648001006。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508 mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5050 mm、5.51.1 m。锚杆布置：锚杆排距1 m，每排7根锚杆，间距800 mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250 mm。锚索：单根钢绞线，15.24mm，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3 m，间距2.0 m，距帮1.65 m。图25 区段轨道平巷断面图(2) 巷帮支护锚杆形式和规格：平巷煤柱侧为18 mm圆钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M20，规格型号为18M202000；工作面一侧煤帮为18mm玻璃钢锚杆，长度2 m，杆尾螺纹为M16，规格型号为18M162000。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度690 mm。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1201206 mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为20030050 mm的柱帽，中心孔直径为30 mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10。网片规格：平巷煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮, 规格型号：5050 mm、3.01.1 m；工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆加挂铁丝塑料编织网护帮，不采用金属网。锚杆布置：锚杆排距1 m，每帮每排4根锚杆，间距800 mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板300mm。起锚高度800 mm，起锚锚杆与水平线成15。帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。区段运输平巷和区段回风平巷支护断面图如图24和25。支护材料见表27。表27 两巷支护材料材料名称型号及规格材质顶钢带WX220/3.0，长4.5m，6孔的W钢带屈服强度235MPa顶锚杆202400 mm建筑螺纹钢顶锚杆锚固剂MSCK-23/60树脂胶泥固化剂顶锚杆托板10010010 mmA3钢顶锚索17.87200 mm加强锚索17.87200 mm锚索锚固剂MSCK-23/100的树脂锚固剂树脂胶泥固化剂锚索托板与M钢带配套的专用托板锚索托梁1.0m的29U钢网顶：5000850 mm 帮：3100850 mm金属菱形2.8热镀锌低碳钢锚具KM22(KM18)帮锚杆202000 mm圆钢锚杆帮锚杆锚固剂MSCK-23/60树脂胶泥固化剂帮锚杆托板花式铸钢托板：35012040 mmEG257 井下运输7.1概述7.1.1井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据见表28。表28 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/a2.4瓦斯涌出量为相对值2工 作 制 度“四六”制3日净提升时间h164年 工 作 日d3305煤层平均厚度m7.06煤层平均倾角（）157煤 的 容 重t/m31.38瓦斯涌出量m3/(td)0.779矿井瓦斯等级高10煤尘爆炸性无煤尘爆炸危险性7.1.2运输距离和货载量区段平巷平均运距892m，采区运输上山平均运距549m，最大运距1098m，大巷运距2760m，故从工作面到井底车场的最大运距为4750m。首采采区内布置一个工作面、两个掘进面即可保产，设计综放工作面日产量8185.62 t，掘进面日产量818.56 t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，其运量见表29。表29 采区辅助运输量序 号项 目单 位数 量备 注1运 送 人 员人/班45均取平均值2材料、设备正 常 生 产t/班52工作面安装、搬家t/d1043工作面支架安 装架/d12搬 迁214工作面设备安 装t/d110搬 家2207.1.3矿井运输系统1、运输方式(1) 运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜煤层，且运输距离较远，故采用带式输送机运煤。(2) 辅助运输：轨道大巷采用架线式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.7-6A型1.5t固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型，其性能参数见表29和表30。工作面所需材料采用1.5 t固定车箱式矿车运输，由多级绞车串接牵引；煤层轨道平巷内铺设轨道，亦采用1.5 t固定车箱式矿车运输。2、运输系统井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统。(1) 运煤系统大采高工作面区段运输平巷采区运输上山采区煤仓运输大巷井底煤仓主井地面。掘进工作面区段运输平巷采区运输上山采区煤仓运输大巷井底煤仓主井地面。(2) 运料系统地面副井井底车场轨道大巷采区下部车场采区轨道上山区段轨道平巷大采高工作面。地面副井井底车场轨道大巷采区下部车场采区轨道上山区段轨道平巷掘进工作面。(3) 人员运送系统地面副井井底车场换乘站轨道大巷各个工作地点。(4) 排矸系统与运料系统相反。井下运输系统如图26所示。图26 矿井运输立体图7.2采区运输设备选择7.2.1设备选型考虑1、必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2、必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3、必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出现输送机轨道输送机轨道的情况；4、必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5、必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否经济合理等。7.2.2采区设备的选型1）运煤设备选型结合第六章中工作面设备选型，确定如下采区设备选型，见表30。分带工作面采用刮板输送机为张家口煤矿机械有限公司生产的SGZ-1000/1400，技术特征见表20。分带斜巷中转载机型号为PF4-1132，共1台，技术特征分别见表31。分带斜巷中破碎机型号为Wb1418，共1台，技术特征分别见表32。分带斜巷、带区集中运输巷胶带机分别为ST800S型和SST-2500型，各需一部，技术特征分别见表33和表34。表30 采区煤炭运输设备选型一览设备位置设备名称设备型号台数分带工作面刮板输送机SGZ1000/14002分带运输巷转载机PF4-11321破碎机Wb14181胶带输送机ST800S1带区集中运输巷胶带输送机SST-25001表31 PF4-1132型转载机技术特征项目单位技术特征型号PF4-1132生产能力t/h2750总装机功率kW315电压等级V1140链速m/s1.54长度m27.5宽度m2.9中部槽尺寸长mm1500宽mm1188高mm284表32 Wb1418型破碎机技术特征项目单位技术特征型号Wb1418通过能力t/h3000整机重量t19总装机功率kW315电压等级V1140入料口尺寸mm mm1700900出料块度mm250450可截割煤硬度10MPa8表33 ST800S型胶带输送机技术特征项目单位技术特征胶带型号ST800S（阻燃抗撕裂）运量t/h2200带宽m1.4带速m/s4机长m1200倾角15胶带强度N/mm800驱动形式头部单传动滚筒单电机驱动主电机YB450S2-4减速器B2SH10-12.5 限矩型液力偶合器(防爆)YOXF650拉紧形式传动滚筒松边液压绞车自动拉紧液压绞车自动拉紧装置YZL-150，拉力T150kN表34 SST-2500型胶带输送机技术特征项目单位技术特征型号SST-2500生产能力t/h2500皮带宽度mm1400电压等级V1140带速m/s3.52）运煤能力校核设计综放工作面采煤机最大瞬时出煤能力为1622 t/h，工作面刮板运输机生产能力为2000 t/h，转载机的生产能力为2500 t/h，破碎机通过能力为3000 t/h，胶带机通过能力为2500 t/h。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。7.2.3采区辅助运输设备选型1）一次提升矿车数带区斜巷辅助运输采用1.5t矿车。一次提升矿车数按下式进行计算： (71)式中：K提升不均衡系数，1.11.2；C提升能力富裕系数，1.2；A年提升量，t/a。T一次提升循环时间，s；t每日提升时间，14 h；b年工作日，330 d。G矿车载重量，t；取年提升量为矿井年产量的0.1倍，即240000t，则一次提升矿车数为：故应该取Z=5，即一次提长矿车数为5辆。2）矿车连接器强度校核倾斜巷道有极绳运输，车组中的矿车数按式确定后，必需按连接器的强度进行验算。提升重车组时前面第一个矿车连接器上的张力最大，其值不得超过连接器的许用拉力，即应满足下列条件： (72)式中：Z计算矿车数；G矿车载重量，kg；G0矿车自重，kg；矿车运行阻力系数；轨道最大倾斜角；FC连接器的最大强度，一般为6000 kg；则有左式等于：显然有38976000，故连接器强度满足要求。3）钢丝绳选择钢丝绳的计算按照煤矿安全规程规定，应按最大静负荷，并考虑一定的安全系数的方法进行计算，即钢丝绳拉断力的总和与钢丝绳所受的最大静拉力之比（称安全系数）。钢丝绳单位长度质量PK按下式进行计算： (73)式中：Z计算矿车数；G矿车载重量，kg；G0矿车自重，kg；矿车运行阻力系数；K钢丝绳公称抗拉强度，取为1400 N/mm2；m钢丝绳的安全系数，取为8；C钢丝绳的阻力系数，取为0.3；0钢丝绳的假想密度度，一般取9000 kg/m3；LK钢丝绳沿巷道的全长，m；则初选钢丝绳的单位长度质量为：即应选择钢丝绳的单位长度质量为2.414 kg/m。故可以选择绳67股（1+6）绳纤维芯，具体参数如表35所示。表35 提升钢丝绳规格项目单位数量直径钢丝绳mm28钢丝mm3.0钢丝总断面积mm2296.73参考重力N/100m2834.0公称抗拉强度N/mm21400钢丝接力总和（不小于）N415000经校核，所选择钢丝绳满足安全系数要求。4）电动机功率计算运输系统不同，所产生的运行阻力不同，故所需要的电动机功率也不一样。由于该斜巷距离短，拟采用单绳运输。采用最大功率法进行电动机功率计算。对单绳斜巷运输，最大运行阻力发生在重车组从下端开始向上运行时，其阻力计算公式为： (74)式中各项参数含义与前同，则该斜巷运输最大运行阻力为： 即所需要绞车电动机功率至少为46.9 kW。5）绞车选型根据斜巷运输距离较短，不足80 m，且辅助运输量不是很大，故适宜选择尺寸较小、绳速较低的单卷筒绞车。根据前述各项因素及电动机功率，初步选择型号为JTB1.21-30型绞车。其基本参数见表36。表36 JTB1.21-30型绞车基本参数项目单位数值型号-JTB1.21-30卷筒个数-1直径mm1200宽度mm1200钢绳最大静张力差t3最大托运长度m163钢丝绳最大直径mm20破断拉力总和t23.4减速比130钢丝绳速度m/s2拖动机转速r/min986最大功率kW75质量（不含电机电控）t6.057.3大巷运输设备选择7.3.1运输大巷设备选型1）运输方式选择主运输系统有胶带输送机运输的连续式和矿车轨道运输的间断式运输两种运输方式。从系统可靠性和系统能力上分析，连续式运输方式有较大的优越性，可靠性、适应性强，能力大；不存在调车的间隔时间，管理简单，生产安全，易于实现自动控制，可适应无煤仓运输系统和煤层大巷布置；运输能力大，效率高，能满足高产高效工作面生产的运输要求。大巷间断式运输方式要求大巷平整，一般布置岩层大巷易于满足要求。布置岩层大巷，再加上带区煤仓，岩巷工程量大，开拓准备时间长，投资大，矿井生产初期效益比较差。到了生产后期，随着运输距离的增加，才能显示出运输费用低的优点。间断式运输用人多，效率低，列车调度管理杂，安全性差。本设计中带区掘进面采用综合机械化设备掘进，回采工作面采用放顶煤综合机械化设备。为充分发挥采掘设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，运输大巷采用带式输送机运煤，其运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。2）运输设备选择回采工作面掘进面同时生产的最大瞬时出煤能力为1662 t/h，采区设缓冲煤仓。回采工作面运输斜巷带式输送机和掘进面带式输送机均直接和采区运输集中巷带式输送机搭接，煤炭由采区煤仓进入大巷联络巷转载机，而后直接进入大巷带式输送机。大巷带式输送机承担全矿2.4 Mt/a煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。胶带大巷装备一台SST-2500型胶带输送机，输送能力2500 t/h。其特征见表33。7.3.2辅助运输大巷设备选型根据矿井地质条件以及61号煤的开采，并且考虑到辅助运输大巷布置于岩层当中，且坡度在井田两翼均满足要求轨道运输的要求，只是在井田中央存在一段坡度为7长度为492m的斜巷。故设计矿井生产前辅助运输大巷内采用蓄电池电机车牵引矿车运输为主，到矿井生产后期进入井田东翼，由于辅助运输大巷存在一段斜巷，故设计斜巷段采用齿轨机车牵引矿车，进入平巷段以后可根据需要换蓄电池机车或者不调换机车。故矿井生产进入井田东翼以后，需要在轨道大巷斜巷段铺设齿轨520 m，并且需增加两台齿轨机车。小矿车选用MG1.7-6A型1.5t固定厢式矿车，其性能参数见表37。蓄电池电机车选用ZK10-6/550型，其性能参数见表38。齿轨机车选择常州科研中心的CK-66型，性能参数见表39。表37 1.5t固定箱式矿车性能参数项目单位技术特征型号MG1.7-6A容积m31.7装载量t1.5最大装载量t2.7轨距mm600轴距mm750外型尺寸mm240010501200质量kg718表38 CTY12/6.7.9G型蓄电池电机车性能参数项目单位技术特征型号CTY12/6.7.9G牵引力kN16.48轨距mm600调速方式电阻总长mm4740固定轴距mm1220轮距mm680最小曲线半径m10总宽mm1050制动方式机械轨面至顶棚高N1600速度小时制km/h11最大km/h29.43表39 CK-66型齿轨车性能参数项目单位数量型号CK-66柴油机功率kW66启动方式液压蓄动轨道类型矿用11#工字钢改制或普轨最大牵引力kN粘着45；齿条100最大速度m/s3制动力kN120转弯半径水平/垂直m6/12液压系统工作压力MPa25最大坡度粘着6；齿条14外形尺寸mm889011001600机车自重t14齿轮模数32齿厚mm258 矿井提升8.1概述进行矿井提升设计的原始条件与数据见表40：表40 矿井提升设计的原始条件项目单位数量矿井设计生产能力Mt/a2.4矿井服务年限a70.8开拓方式-立井开拓水平数目-2第一水平标高m-650第二水平标高m-900矿井工作制度-四六制矿井年工作日d330日净提升时间h16矸石量Mt/a0.3煤的体积质量t/m31.4矸石的体积质量t/m32.6煤的松散系数-1.15矸石的松散系数-1.4矿井瓦斯等级-高煤尘爆炸危险性-无自然发火等级-最大班下井人数人45矿车类型-1.5吨固定厢式矿车主立井净直径7.5 m，净断面44.18 m2。采用两对16 t箕斗提升，提升高度701 m。副立井筒采用，圆形断面，净直径为8.0 m，断面积50.26 m2，深度671m，采用罐笼提升，主要负责人员、材料、矸石等的升降。8.2主副井提升8.2.1主井提升主井井筒净直径7.5 m，提升高度701 m，井塔高60 m，装备一套德国SIEMAG公司生产的提升机，提升能力为800 t/h。主井提升配有定重、定容，定时联合控制的自动定量装载和卸载系统，从而实现了主井提升系统全自动化运行。（1）提升机井筒装备3.5 m绳塔式摩擦轮提升机一套，由德国SIEMAG公司提供，主要电控设备由瑞典ABB公司提供(主变压器、励磁变压器及高压开关柜)，电机功率2600 kw，12脉动交-交变频供电，全数字计算机控制系统。提升机主要特征见表41。表41 主提升机技术特征表使用井筒提升机形式型号最大张力/t功率/kW电力形式最大提速m/s产地副井塔式摩擦轮3.56217.42600交-交10.1德国（2）原煤提升容器装备两对16 t异卸载多绳双箕斗，在井筒内并列布置。（3）装载系统井底设有井底煤仓，总容量为2650 t，煤仓下装有2台KS-18/15型防爆往复式大象给煤机，给煤能力为13001800 t/h；双箕斗装载设备为立式定量仓结构，两套测重装置随同提升机电控设备同时引进；煤炭通过给煤机及装载胶带输送机至装载设备定量仓，经称重后由气动操作闸门和分配溜槽翻板交替向两个箕斗内装煤。（4）卸载台箕斗卸载采用先进的外动力低卸式扇型闸门结构，具有改善井塔内套架的受力，缩短提升循环时间，安全可靠等优点。在主井井塔内卸载位置对应2个箕斗分别安装有2套扇形闸开闭装置和连接煤仓与箕斗闸门的活动舌板，闸门的开闭及活动舌板的动作均采用气动控制，箕斗扇形闸门的每一个开闭汽缸均采用双路进排气系统，以尽可能提高闸门开闭汽缸的动作速度，减少卸载休止时间，同时也为矿井不停产检修提供方便。井塔内箕斗受煤仓容量160 t，设有煤位及煤流讯号装置，受煤仓下安装有两台电动给煤机。（5）提升钢丝绳主钢丝绳由德国SIEMAG公司配套供货，选用三角股度锌钢丝绳六根，左右捻各三根，每根长度680 m，单位重量5.02 kg/m，钢丝直径为35 mm，抗拉强度为1670 N/mm2，每根主绳破断力总和845 kN。尾绳选用849-15526-I-镀、扁钢丝绳三根，每根长度570 m，单位重量10.13 kg/m，抗拉强度1375 N/mm2。8.2.2副井提升1）罐笼副井担负矿井的辅助运输，井下生产所需的设备、材料及工作人员均由副井运送。副井深度671 m，装备一对双层两车（3 t）罐笼带平衡锤。罐笼的技术特征见表42。2）提升机选用德国SIEMAG公司两套44绳落地式摩擦轮提升机，每台电机功率为1250 kW，47.75 rpm，交流低速同步电动机，6脉动交-交变频供电，全数字计算机控制系统，提升机主要特征见表43。3）提升钢丝绳主钢丝绳由德国SIEMAG公司配套供货，选用三角股镀锌钢丝绳，尾绳选用国产钢丝绳，技术参数如表44。4）操车与进出车方式井上井下对应两股道，设有电动式推车和气动摇杆、阻车器等操车设备。两台提升机升降人员物料方式为井底提灌换层，井口沉罐换层。表42 罐笼技术特征表序号项目单位技术特征1进出车方式双侧2罐道布置方式双侧、钢罐道钢轨规格kg/m38间距(C)mm15903主要尺寸Amm4000Bmm1460Cmm860Dmm7954罐笼自重t5.8085允许乘载人数人566最大终端载荷t15.2表43 副提升机技术特征表使用井筒提升机形式型号最大张力/t功率/kW电力形式最大提速m/s产地副井落地摩擦轮441721250交-交10德国表44 副井提升钢丝绳技术参数项目主绳尾绳型号三角股镀锌8419-17828直径(mm)4217828单位重量(kg/m)7.515.05抗拉强度(N/mm2)16701372每根绳总破断力(kN)1289根数42安全系数大件设备10.31矸石物料11.63人员14.929 矿井通风及安全9.1矿井通风系统选择9.1.1矿井概况祁东矿井位于安徽省宿州市东南，京沪铁路西侧，井田中心距宿州市约20km。地理坐标： 东经11702491171018北纬332245332653。北以各煤层-1000m等高线为界，南以各煤层露头为界，东西为人为规定边界。井田东西长9km，南北宽4km，总面积约为36 km2。矿井设计生产能力2.4 Mt/a，服务年限为70.8 a。可采煤层为61煤和71煤层。设计针对61煤层，其平均厚度7.0m，平均倾角15，煤质稳定，硬度中硬，普氏系数为2.53.0，煤层平均容重为1.3 t/m3。61煤属高瓦斯煤层，瓦斯相对涌出量为12m3/t，绝对瓦斯涌出量为12 m3/min，煤层无自然发火倾向，发火等级为级，发火期为12个月，煤尘无爆炸性危险。矿井设计生产能力按年工作日330 d计算，每天净提升时间为16小时。矿井工作制度为“四六”制，井下同时作业的最多人数为260人，综放面同时工作最多人数45人。矿井的主要通风硐室有：机电、充电、火药库、变电所、绞车房等。9.1.2矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：（1）矿井至少要有两个通达地面的安全出口；（2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；（3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；（4）总回风巷不得作为主要行人道；（5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有胶带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，带区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及降温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平或后期通风系统的发展变化。9.1.3矿井通风方式的确定确定矿井通风方式时，应主要考虑以下两种因素：1）自然因素煤层赋存条件、埋藏深度、冲积层深度、矿井瓦斯等级。2）经济因素包括井巷工程量、设备装备费、通风运行费等。一般说来，新建矿井基本是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式几种通风方式中进行选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表45。表45 矿井主要通风方式比较项目中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较快。通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场无主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。通风路线短，阻力小。缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。建井期限略长，有时初期投资稍大。建井期限略长，有时初期投资稍大。井筒数目多基建费用多。适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重。煤层走向较大（超过4 km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井。煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道。若采用中央并列式，这样可以尽早构成风路，少掘初期开拓巷道，能够尽早投产、出煤。但随着开采逐步向两翼发展，通风阻力不断增大，且井田主要延展长度达9 km，故后期通风稍有困难。若采用中央分列式，由于本矿主要开拓巷道均沿井田主要延展方向（东西方向）布置，且采用采区式准备，故通风阻力会不断增大，后期通风比较困难，且回风大巷及回风石门开掘量较大。煤层埋深约在250500 m之间，故采用分区式通风时成本较高，且压煤量也相对较多，故排除分区式通风方式。对于在井田东西翼边界浅部各布置一个回风立井的两翼对角式通风方式，虽然增加了初期的开拓工程量，但可以解决因井田延展方向过长导致通风阻力增大的问题。综合以上分析，考虑采用两翼对角式的通风方式。9.1.4矿井通风方法的确定矿井通风方法也即是主要通风机的工作方式。主要通风机的工作方式基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：（1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低瓦斯矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。而矿井生产能力大，且周围小煤窑较少，采用抽出式通风比较安全，漏风小。因此，确定该矿井采用抽出式通风。9.1.5采区通风系统的要求1、采区通风总要求：(1) 能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；(2) 漏风少；(3) 风流的稳定性高；(4) 有利于排放沼气，防止煤尘自燃和防尘；(5) 有较好的气候条件；(6) 安全经济合理技术。2、采区通风的基本要求：(1) 每个采区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；(2) 工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；(3) 煤层倾角大于12时，不能采用下行风；(4) 回采工作面的风速不得低于1 m/s；(5) 工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1%；(6) 必须保证通风设施(风门、风桥、风筒)规格质量要求；(7) 要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；(8) 机电硐室必须在进度风流中；(9) 采空区必须要及时封闭；(10) 要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。3、采区上山通风系统采区上山通风有以下几种方式，各自优缺点比较及适用条件见表46。表46 采区上山通风系统通风系统上山数目适用条件及优缺点输送机上山进风，轨道上山回风。2条1.输送机上山进风，气风流与运煤路线相同而方向相反，所以风门较少，比较容易控制风流；2.由于风流方向与运煤方向相反，风流与煤的相对速度增加，造成大量的煤尘飞扬；同时，煤在运输过程中不断涌出瓦斯，使进风中的煤尘和瓦斯浓度增高；3.输送机上山电气设备散热，使进风流温度升高；4.轨道上山下部车场需要安设风门，不易管理轨道上山进风，输送机上山回风2条1.轨道上山下部车场可不设风门、车辆通过方便；2.上山绞车房便于得到新鲜风流；3.进风风流不受上山运煤和瓦斯污染，含煤尘较少；4.当采用煤尘双巷不只是，作为回风、运料用的个区段中部车场、上山上部车场内均需设置风门，不易管理，漏风大轨道上山、输送机上山进风，回风上山回风3条采区生产能力大，所需风量多，瓦斯涌出量打，上、下极端同时生产等，是目前大、中型矿井普遍采用的采区通风系统避免了上述两种系统的缺点，同时具备两者的优点，但需增加一条上山，工程量较大本矿井采用采区布置，轨道大巷进风，运输大巷回风，采区上山中，采区轨道上山进风，回风上山回风，工作面平巷中，运输平巷进风，轨道平巷回风。9.1.6工作面通风方式的选择工作面通风有上行风和下行风之分，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：1、上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；2、上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；3、上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；4、上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；5、下行风运输设备在回风巷运转安全性差；6、下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；7、下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。本矿井采用采区式布置，工作面缓倾斜，通过对上行风和下行风的比较，确定工作面通风为上行通风方式。9.1.7回采工作面进回风巷道的布置采场通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风系统形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”形，各种形式的优缺点及使用条件如下（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式）：1、“U”型通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护工作量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。2、“Y”型通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量，这种通风方式适用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。3、“W”型通风：当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的只要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放炮烟、煤尘速度快。4、“Z”型通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。5、“H”型通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力确定定采用“U”型后退式通风方式，并采用“一进一回”的方式，即，工作面两侧分别布置一条平巷。其中阶段运输平巷进风，阶段轨道平巷回风。9.2矿井风量计算9.2.1矿井风量计算方法矿井总进风量按下列要求分别计算并取其中最大值。（1）按井下同时工作的最多人数计算Q = 4NK （9-1）式中：Q矿井总供风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数，138人；K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式和中央并列式通风时，可取1.201.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.151.20；采用对角式或区域式通风时，可取1.101.15。上述备用系数在矿井产量T0.9Mt/a时取小值；T0.90 Mt/a时取大值。则按井下同时工作的最多人数计算，矿井总进风量为：Q = 41381.25= 690（m3/min）（2）按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算： （9-2）式中：采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min ； 掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min ； 硐室实际需要风量的总和，m3/min ； 备用工作面实际需要的风量总和，m3/min，本设计未设置备用工作面故该项为零。 矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和； 矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式矿取1.151.2，压入式矿取1.251.3。9.2.2采煤工作面风量计算采煤工作面应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面温度、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算。(1）按瓦斯涌出量计算： （9-3）式中：Qa采煤工作需要风量，m3/min ；QCH4采煤工作面绝对瓦斯涌出量，为20 m3/min；KCH4采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常，机采工作面可取1.21.6；炮采工作面可取1.42.0；水采工作面可取2.03.0。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行五昼夜的观测，得出五个比值，取其最大值。则，Qa = 100201.2=2400（m3/min）(2）按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表47的要求。长壁工作面实际需要风量（Qa），按下式计算： （9-4）式中：Qa按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；Va采煤工作面风速，取2 m/s；Sa采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，经计算为14.49 m2 。其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。Qa = 60214.49 = 1738.8（m3/min）表47 采煤工作面空气与风速对应表采煤工作面空气温度/C采煤工作面风速Va /ms-1150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5(3）按人数计算实际需要风量（Qa）；Qa =4N （9-5）式中：Qa按人数计算实际需要风量，m3/min；N第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知N= 31，可得：Qa = 431=124（m3/min）取三者中最大值2400 m3/min。4）按风速进行验算：根据矿井安全规程（2006年版）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0.2560 （9-6）式中：Qa按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min；Sa采煤工作面的平均面积，取14.49 m2 。则Qa 0.256014.49 = 217.35 m3/min，满足最低风速要求。按最高风速验算，各个采煤工作面的最高风量（Qa）；Qa460Sa （9-7）则Qa460 14.49 = 3477.6（m3/min），满足最高风速要求。由风速验算可知，Qa = 2400 m3/min符合风速要求。9.2.3备用面需风量计算本矿不设备用面，因此无需计算。9.2.4掘进工作面需风量计算（1）按瓦斯、二氧化碳涌出量计算 （9-8）式中： 掘进工作面所需风量，m3/min；掘进工作面瓦斯绝对涌出量，4m3/min；掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。则：（m3/min）（2）按工作面最多人数计算 （9-9）式中：4 每人每分钟供给的最低风量，m3/min；煤巷掘进工作面同时工作的最多人数，取21人。则：（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：= 600m3/min9.2.5硐室需风量计算本矿井需独立通风的硐室所需风量根据煤矿安全规程（2006年版）相关规定取值如表48。则各硐室所需风量总和为：Qc = 80+160+80+100+80 = 500（m3/min）表48 硐室需风量表硐室名需风量（m3/min）中央变电所80主排水泵房160采区绞车房80火药库100采区变电所809.2.6其他巷道需风量计算各个其它需要独立通风巷道的需风量，可根据通风的作用（如巷道内木支架防腐、冲淡巷道内的瓦斯等），算出各巷道所需风量之和。根据经验可按矿井总需风量的10%计算。Qe=（QaQbQc）10%=（2400600500）10%=350（m3/min）9.2.7矿井总风量计算（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。其通风容易时期是中央采区首采工作面正常回采期间，此时有一个回采工作面，两个煤巷掘进工作面；困难时期是北三采区首个工作面刚刚开始回采，北翼暗斜井掘进即将完成，此时有一个回采工作面，两个煤巷掘进工作面（双巷掘进）和三个个岩巷掘进工作面（暗斜井掘进）。（2）矿井总风量由式（9-2）可知:通风容易时期矿井总风量为：Q1 = Qmin = 1.15（2400+6002+500+350） = 5118（m3/min）通风困难时期矿井总风量为：Q2 = Qmax = 1.15（2400+6005+500+350） = 7188（m3/min）与第一种方法计算的风量相比，第二种方法风量大。两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为5118 m3/min，通风困难时期为7188 m3/min。9.2.8风量分配（1）分配原则矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足煤矿安全规程（2006年版）的各项要求。（2）分配的方法首先按照采区布置图，对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护巷道和保证行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合煤矿安全规程（2006年版）对风速的要求。回采工作面风量分配考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的15%，因此工作面进风平巷的风量取工作面风量的1.15倍，即：Q进 = 1.152400 =2760（m3/min）其它用风地点风量分配掘进工作面： Q掘 =6001.15= 690（m3/min）中央变电所： Q中 = 801.15 = 92（m3/min）主排水泵房： Q排 = 1601.15 = 184（m3/min）采区绞车房： Q绞 = 801.15 = 92（m3/min）采区变电所： Q变 = 801.15 = 92（m3/min）火 药 库： Q火 = 1001.15 = 115（m3/min）其它巷道： Q其他= 3501.15 =403（m3/min）经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。9.3矿井通风阻力矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主要通风机之前，必须进行矿井通风阻力计算。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，通风阻力可分为摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力是主要通风阻力，一般占总通风阻力的90%左右，是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。选择的主要通风机，工作风压要满足最大的通风阻力，因此先确定矿井通风容易、困难时期的最大阻力路线。9.3.1容易时期和困难时期矿井最大阻力线路确定（1）通风容易时期和通风困难时期的定义矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。本设计只针对一水平开采煤层时期：通风容易时期的采煤方案开采西二采区的开始时期，此时61201工作面正常回采，并布置两个煤巷掘进头为下一区段回采准备。通风困难时期的采煤方案开采东三采区的开始时期，此时采区内还布置两个煤巷掘进头，同时有暗斜井延深，三个岩巷掘进。（2）通风容易时期路线：副井井底车场轨道大巷轨道石门采区轨道上山采区中部车场下区段回风平巷工作面回风平巷回风上山回风石门回风大巷西部风井。通风容易时期立体图及网络图，分别如图27、28所示。（3）通风困难时期路线：副井井底车场轨道大巷轨道石门采区轨道上山采区中部车场下区段回风平巷工作面回风平巷回风上山回风石门回风大巷东部风井。通风困难时期立体图及网络图，分别如图29、30所示。图27 通风容易时期立体图图28 通风容易时期网络图图29 通风困难时题立体图图30 通风困难时期网络图9.3.2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，分别用下式计算各段风路井巷的磨擦阻力： （9-10）式中：第i个巷道的摩檫阻力，Pa；分别是巷的长度m、周长m、净断面积m2；分配给井巷的风量，m3/s；各巷道的摩擦阻力系数，Ns2/m4。通风容易和困难时期摩擦阻力计算分别见表49、50。表49 通风容易时期矿井通风阻力计算表 巷道名称支护方式a104/Ns2m-4L/mU/mS/m2Q/m3s-1hfr/pav/m.s-1副井混凝土35066223.5644.1885.346.101.93井底车场锚喷7020013.812.485.373.736.88轨道大巷锚喷70253415.3816.3778.8386.164.81轨道石门锚喷7030815.3816.3778.846.944.81轨道上山锚喷9088013.0511.9378.8377.986.61下区段平巷u型钢150189013.712.946382.843.57工作面液压支架25022015.6614.494659.913.17回风平巷u型钢150189013.712.946382.843.57回风上山锚喷90013.0511.9378.806.61回风石门锚喷7049516.3618.3585.366.754.65回风大巷锚喷70016.3618.3585.304.65风井混凝土31.444518.8428.2785.38.483.02合计1831.69 表50 通风困难时期矿井通风阻力计算表 巷道名称支护方式a104/Ns2m-4L/mU/mS/m2Q/m3s-1hfr/pav/m.s-1副井混凝土35066223.5644.18119.890.852.71井底车场锚喷7020013.812.4119.8145.439.66轨道大巷锚喷70305715.3816.37113.3963.086.92轨道石门锚喷702015.3816.37113.36.306.92轨道上山锚喷9087013.0511.9378.8373.686.61下区段平巷u型钢150146613.712.946296.963.57工作面液压支架25022015.6614.494659.913.17回风平巷u型钢150146613.712.946296.963.57回风上山锚喷90013.0511.9378.806.61回风石门锚喷70016.3618.35113.306.17回风大巷锚喷7071016.3618.35113.3168.926.17风井混凝土31.444518.8428.27119.816.724.24合计2418.81表51 风路总摩擦阻力容易时期困难时期阻力(Pa)1831.692418.819.3.3矿井总阻力计算容易时期通风总阻力： （9-11）困难时期通风总阻力： （9-12）式中：1.1考虑风路上有局部阻力的系数；矿井通风容易时期的摩擦阻力之和，Pa；矿井通风困难时期的摩擦阻力之和，Pa；矿井通风容易时期的总阻力，Pa；矿井通风困难时期的总阻力，Pa。则：Pa 2940PaPa 2940Pa9.3.4矿井总风阻和等积孔计算矿井通风总风阻计算公式： （9-13）矿井通风等积孔计算公式： （9-14）式中：矿井风阻，NS2/m8；矿井总阻力，Pa；矿井总风量，m3/s；等积孔，m2。（1）容易时期：矿井总风阻为：（NS2/m8）总等积孔：（m2）（2）困难时期：矿井总风阻为：（NS2/m8）总等积孔： （m2）矿井通风总风阻和等积孔见表52。表52 矿井通风总阻力及等积孔汇总表项 目容易时期困难时期总阻力（Pa）2014.862660.69总等积孔（m2）2.262.76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煤炭工业设计规范等技术文件的有关规定，进行通风机设备选型时，应符合下列通风机选型的原则：矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套备用。风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾第二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。当风机在服务年限内阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5a。风机的通风能力应留有一定的富裕量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5；风机的转速不大于额定值的90%。考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。正常情况下，主要通风机不采用联合运转。根据前面计算，用扇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）自然风压由煤矿设计规范可知：矿井进、出风井井口的标高相差在150m以下，井深均小于400m时可以不计算自然风压。本矿井进、回风井井口的标高相差超过200m，进、回风井深度均超过400m，故需要计算自然风压。矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压，按下式计算：H = gH （9-15）式中：进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3，见表53；H 井筒深度，m。副井深度：Z副井=662 m风井深度：Z风井=445 m高差： Z高差= 662-445 = 217 m冬季空气密度取：进=1.28 kg/m3，出=1.24 kg/m3，平均=1/2（进+出）=1.26 kg/m3冬季自然风压：hna=进gZ副井-平均gZ高差-出gZ风井=1.289.8662-1.269.8217-1.249.8445=216.97（Pa）夏季空气密度取：进=1.22 kg/m3，出=1.26 kg/m3，平均=1/2（进+出）=1.24 kg/m3夏季自然风压：hna=进gZ副井-平均gZ高差-出gZ风井=1.229.8662-1.249.8217-1.269.8445= -216.97Pa冬季自然风压有利于矿井通风，压力为216.97 Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为-216.97Pa。表53 空气平均密度季节进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.281.24夏1.221.26（2）主要通风机工作风压该矿井为抽出式通风，主要通风机静风压： （9-16） （9-17）式中：通风容易时期主要通风机静风压，Pa；通风困难时期主要通风机静风压，Pa；表示矿井通风容易时期总阻力，1869.18Pa；表示矿井通风困难时期总阻力，1900.66Pa；表示自然风压，本矿井=286.16Pa；表示风峒的通风阻力，通常为2050，取50Pa。则，（Pa） （Pa）（3）主要通风机的实际通过风量因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量必大于矿井总风量，用下式计算： （9-18）式中：风机实际风量，、分别代表容易时期和困难时期风机实际风量，m3/s；1.1矿井通风外部漏风系数；风井总风量，m3/s。则，容易时期：（m3/s）困难时期：（m3/s）（4）选择主要通风机主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压见表54。表54 主要通风机工作参数一览表时 期容易时期困难时期项 目风量/ m3/s 风压/Pa风量/ m3/s 风压/Pa数 值93.831847.89131.782927.66根据以上数据，初步选择通风机为2k58-No.28C型矿用轴流式通风机。工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。主要通风机工作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h = R Q2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。下面计算风阻：容易时期：= 1847.89/93.832= 0.21（NS2/m8） （9-19）困难时期：= 2927.66/131.782= 0.17（NS2/m8 ） （9-20）根据求出的风阻，在选择的风机特性曲线上绘出风阻线，如图31。风阻曲线与风机特性曲线的交点M1、M2为理论工况点，M1、M2点为根据理论工况点求得的实际工况点。2k58-No.28C型矿用轴流式通风机实际工况点参数见表55。表55 主要通风机实际工况点参数性能参数型号时期叶片安装角/转速r/min风压Pa风量m3/s效率/%输入功率/kW2K58-No.28C容易时期30600209710083207困难时期456003153136765049.4.2电动机选型由于，因此需选用两台电动机。电动机功率用下式计算：初期：（9-21）后期：（9-22）式中：电动机容量备用系数，取1.2；电动机效率，取0.92；传动效率，电动机与通风机直接相联取1。则，（kW）（kW）根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速，初期选择型号为JS157-8高压三相鼠笼式异步电动机，后期选择型号为JS1512-8高压三相鼠笼式异步电动机，电动机详细参数其详细参数见表56。表56 电动机参数型号功率(kW)功率因数电压（v）电流（A）转（r/min）效率（）JS157-84400.833000110.373092.5JS1512-87000.853000170.473093图31 通风机工况点9.4.3主要通风机附属装置为了保证主要通风机运转的安全可靠，除通风机风机机体外，仍需设置一系列附属装置，如风硐、扩散器、防爆门以及反风装置等。（1）风硐风硐是矿井主要通风机和出风井之间的一段联络巷道，风硐通风量很大，其内外压差较大，因此要特别注意减小风硐阻力和防止漏风。（2）扩散器本设计选用由圆锥形内筒和外筒构成的环状扩散器，它可以将风机出口的大部分速压转变为静压，以减少风机出风口的速压损失，提高主要通风机的有效静压。（3）防爆门为保护风机，在风井井口设置钟形防爆门。防爆门放入井口圈的凹内，槽中盛水以防漏风，深度必须大于防爆门的内外压差。（4）反风装置反风装置就是使正常风流反向的设施。当进风井附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时，为了避免大量的CO和CO2等有害气体进入采掘空间，危及井下工人的生命安全，则利用反风装置迅速使风流逆转。规程规定：生产矿井主要通风机必须装有反风设施，并能在10内改变巷道中的风流方向。当风流方向改变后，主要通风机的供给风量不应小于正常供风量的40%。本设计选取2K58-No.28型轴流式风机，这种风机反转后的风量可以达到正常时期风量的40%，即利用通风机翻转即可达到反风要求，故不需要设置专用的反风装置进行反风。本矿每年进行反风演习一次，每季度都要检查反风功能，保证随时可用。9.5安全灾害的预防措施为了保证矿井安全，在矿井建设和生产过程中，要重点防范瓦斯、煤尘和水、火的危险，设计利用先进技术装备，建立井下环境安全监控系统，对瓦斯、煤尘、自燃发火等灾害进行早期预测、预防的综合治理措施，切实防止这些灾害的发生。9.5.1预防瓦斯爆炸的措施（1）根据规程规定，建立沼气的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统，可靠的预防和控制瓦斯事故的发生。（2）严格掌握风量分配，保证各工作地点和机电硐室有足够的新风流。（3）在工作面以及与其相互连接的上、下顺槽中设置瓦斯报警仪，监测风流中的瓦斯含量，并将信息及时传送到地面控制室。在主要工作地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯含量超限时，及时自动切断电源。（4）按井下在册人数配备隔离式自救器。9.5.2煤尘的防治措施为了保障工人健康和防止煤尘爆炸事故，在矿井建设和生产时期，均要制定防尘、降尘和防止煤尘爆炸事故的措施。（1）掘进机和采煤机都必须配备有效、可靠的降尘装置。掘进头的局扇要设防尘器。（2）利用环境安全监测系统，及时测定风流中的粉尘浓度。（3）建立防尘、洒水降尘系统。对于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，应定期进行清扫和冲洗。（5）井下煤仓应保持一定的存煤，不得空放，防治煤仓进风。（6）相邻煤层及所有运输机巷道和回风巷道必须设置隔爆水泵。（7）采、掘工作面的工人应按规定佩带防尘帽和防尘口罩。（8）回采工作面均要采取煤层注水防尘工艺。9.5.3井下预防火灾措施（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。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。9.5.5其他安全措施（1）对巷道和工作面的变形、移动和矿压进行观测，掌握规律，一次合理地选择巷道布置、断面、支护形式、工作面液压支架类型、参数及开采方式。（2）井下轨道运输系统采用信集闭等监控手段，保证安全行车，防止车辆及人身事故发生。（3）斜巷绞车提升要设置防断绳和跑车的安全措施。10 矿井技术经济指标表71 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 层 牌 号-J(31)2可采煤层数目层23主采煤层厚度m7.0、3.04煤 层 倾 角13155矿井工业储量Mt163.30矿井可采储量Mt102.396矿井年工作日数d330日采煤班数班37矿井年生产能力Mt/a2.4矿井日生产能力t/d7272.728矿井服务年限a70.89矿井第一水平服务年限a3010井田走向长度km9井田倾斜长度km4.511瓦 斯 等 级-高瓦斯相对涌出量m3/t2012通风方式前期-中央并列式13矿井正常涌水量m3/h437.06矿井最大涌水量m3/h586.1014开 拓 方 式-立井两水平暗斜井延深15第一水平标高m-650最终水平标高m-90016生产的工作面数目个1备用的工作面数目个017采煤工作面年进度m109818移交时井巷工程量m8752达产时井巷工程量m875219开拓掘进队数个320大巷运输方式-胶带输送机21矿 车 类 型-1.5 t固定箱式矿车22电机车类型-架线式电机车23设计煤层采煤方法-走向长壁综采放顶煤采煤法24工作面长度m220工作面推进度m/月96工作面坑木消耗量m3/kt6工作面效率t/工75工作面成本元/t114参考文献1 杜计平，孟宪锐.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，20092 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，20083 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 邹喜正，刘长友.安全高效矿井开采技术.徐州：中国矿业大学出版社，20075 张宝明，陈炎光.中国煤炭高产高效技术.徐州：中国矿业大学出版社，20016 钱鸣高，石平五.矿山压力及岩层控制. 徐州：中国矿业大学出版社，20037 于海勇.综采开采的基础理论. 北京：煤炭工业出版社，19958 王省身.矿井灾害防治理论与技术. 徐州：中国矿业大学出版社，19899 中国煤炭建设协会.煤炭工业矿井设计规范. 北京：中国计划出版社，200510 岑传鸿，窦林名.采场顶板控制与监测技术. 徐州：中国矿业大学出版社，200411 蒋国安，吕家立.采矿工程英语. 徐州：中国矿业大学出版社，199812 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，200113 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Optimization of Opencast Mine ProcessesJ,World of Ming: Surface & Underground,2007中国矿业大学2012届本科生毕业设计专题部分 中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第112页煤与瓦斯突出煤层的开采技术摘要：近年，我国煤炭行业主管部门颁布的煤矿安全规程中明确规定：“矿井在开采过程中，只要发生过一次煤与瓦斯突出的现象，该矿井即定为突出矿井，发生突出的煤层即定为突出煤层。”随着开采深度的增加, 煤层瓦斯含量逐渐增高, 因此研究我国煤层条件下的煤与瓦斯突出煤层的开采技术，已是亟需解决的问题。突出矿井的开采技术条件普遍比较复杂，它同非突出矿井的开采比较，主要在开采程序、巷道布置、采掘通风、安全措施及技术管理等方面都存在较大的区别和更为严格的开采安全要求。煤层瓦斯是矿井发生瓦斯爆炸和瓦斯突出灾害事故的根源, 是高产高效矿井建设过程中的主要障碍,作为温室气体，直接排放无疑会造成大气污染。 实践证明, 煤与瓦斯共采能够有效减少矿井瓦斯灾害, 实现煤矿安全绿色开采, 但是现有煤与瓦斯共采理论和技术仍存在许多不足亟待解决。在介绍煤与瓦斯突出理论基础与技术现状的基础上, 结合煤与瓦斯突出煤层开采技术的应用实例, 提出了煤与瓦斯突出煤层开采技术现存问题, 并对此提出了展望。关键字：煤与瓦斯突出 煤与瓦斯共采 瓦斯抽放 保护层 无保护层 绿色开采1 煤与瓦斯突出的基本概述1.1基本概念所谓煤与瓦斯突出是指在压力作用下，破碎的煤与瓦斯由煤体内突然向采掘空间大量喷出，是一种类型的瓦斯特殊涌出。1.2基本特征煤与瓦斯突出基本特征有：（1）突出的煤向外抛出距离较远，具有分选现象；（2）抛出的煤堆积角小于煤的自然安息角；（3）抛出的煤破碎程度高，含有大量的块煤和手捻无粒感的煤粉；（4）有明显的动力效应，破坏支架，推倒矿车，破坏和抛出安装在巷道内的设施；（5）有大量的瓦斯涌出，瓦斯涌出量远远超过突出煤的瓦斯含量，有时会使风流逆转；（6）突出孔洞呈口小腔大的梨形、倒瓶形以及其它分岔形等。1.3发生前的征兆煤与瓦斯突出发生前有较为明显的预兆，分为无声预兆和有声预兆两类。（1）无声预兆煤层结构变化，层理紊乱，煤层由硬变软、由薄变厚，倾角由小变大，煤由湿变干，光泽暗淡，煤层顶、底板出现断裂，煤岩严重破坏等；工作面煤体和支架压力增大，煤壁外鼓、掉碴、煤块进出等；瓦斯增大或忽小忽大，煤尘增多。（2）有声预兆煤爆声、闷雷声、深部岩石或煤层的破裂声、支柱折断等。每次突出前都有预兆出现，但出现预兆的种类和时间是不同的，熟悉和掌握预兆，对于及时撤出人员、减少伤亡具有重要的意义。1.4一般规律煤与瓦斯突出的一般规律是：（1）突出与地质构造的关系,突出多发生在地质构造带内，如断层、褶曲和火成岩侵入区附近；（2）突出与瓦斯的关系,煤层中的瓦斯压力与含量是突出的重要因素之一。一般说来，瓦斯压力和瓦斯含量越大，突出的危险性越大。但突出与煤层的瓦斯含量和瓦斯压力之间，没有固定的关系。瓦斯压力低、含量小的煤层可以发生突出；反之，瓦斯压力高，含量大的煤层也可能不突出，因为突出是多种因素综合作用的结果；（3）突出与地压的关系,地压愈大，突出的危险性愈大。当深度增加时，突出的次数和强度都可能增加；在集中压力区内突出的危险性增加；（4）突出与煤层构造的关系,煤层构造主要指煤的破坏类型和煤的强度。一般情况下煤的破坏类型愈高强度愈小，突出的危险性愈大。故突出多发生在软煤层或软分层中；（5）突出与围岩性质的关系,若煤层顶底板为坚硬而致密的岩层且厚度较大时，其集中应力较大，瓦斯不易排放，故突出危险性愈大；反之则小。若顶底板中具有容易风化和遇水变软的岩层时，将减少突出危险性；（6）突出与水文地质的关系,实践表明，煤层比较湿润，矿井涌水量较大，则突出危险性较小；反之则大，这是由于地下水流动，可带走瓦斯，溶解某些矿物，给瓦斯流动创造了条件；（7）突出具有延期性，突出的延期性变化就是震动放炮后没有诱导突出而相隔一段时间后才发生突出。其延迟时间从几分钟到几小时。2 煤与瓦斯突出的机理研究概况煤与瓦斯突出给煤矿安全生产，特别是井下人员的生命财产安全造成了极其严重的威胁。为了防止这类灾害事故的发生，保障煤矿井下安全生产，世界上各主要产煤国均投入了大量的人力、物力研究煤与瓦斯突出机理，以便为突出危险性预测和防突措施的制定与实施提供科学依据。但是，迄今为止，人们对于突出过程中煤岩体破坏与发展机制的认识还停留在定性与假说性阶段，对于突出过程中哪些因素起主要作用以及与其它因素间的作用机理还把握不准，故而只能对某些突出现象给予解释，还不能形成统一完整的理论体系。2.1单因素作用假说单因素作用假说主要有：瓦斯主导作用假说，地压主导作用假说以及化学本质作用假说，其主要特点是强调单因素起主导作用。2.1.1瓦斯主导作用假说以瓦斯为主导作用的假说。(1) “瓦斯包”学说。前苏联的比尔沙留金和英国的R威廉姆等提倡的“瓦斯包”学说认为，煤层内存在着可以积聚高压瓦斯的空洞，其压力超过煤层强度降低区的煤体强度极限，当工作面接近这种“瓦斯包”时，煤壁就会发生破坏，产生突出。(2)粉煤带说：前苏联的几比贝可夫、德国的M鲁夫、英国的H布列斯克以及日本的植木七郎提倡的粉煤带说认为，由于地质构造或矿山压力的作用，原生煤层被破碎成粉状，这些粉煤极易放出瓦斯。当巷道接近这一地带时，粉煤在较小的瓦斯压力作用下，就能与瓦斯一起喷出。(3)煤孔隙结构不均匀说：前苏联的PM克里切夫斯基等人提出了这一假说。这一假说认为，煤层中有透气性变化剧烈的区域，在这些区域的边缘，瓦斯流动速度变化很大。如果透气性小的恰好是坚硬的煤而透气性大的又是不坚硬的煤，那么当巷道接近这两种煤的边界时，瓦斯潜能就有可能使煤突出。(4)突出波说：前苏联的C儿赫里斯基阿诺维奇提倡的这一假说认为，瓦斯潜能要比煤的弹性变形能大十倍左右，在煤的强度低的地区，煤的瓦斯压力大于煤的极限破坏强度。当巷道接近这一地区时，在瓦斯压力的作用下，可产生连续的破碎煤体的突出波，引起突出。(5)裂缝堵塞说：前苏联的HL1阿莫索夫提倡这一假说。他认为由于均匀排放瓦斯的裂缝被封闭和堵塞，在煤层中形成增高的瓦斯压力带，从而引起突出。(6)闭合孔隙瓦斯释放说：前苏联的儿比合尔巴尼提出了这一假说。他认为，近工作面地带，由于煤吸收和解吸瓦斯的周期性，使其机械强度降低，包含在闭合孔隙中的瓦斯、在孔隙闭合面与敞开面之间产生了很大的压力差。当煤体被破坏时，使被解吸的瓦斯抛向巷道。(7)瓦斯膨胀说：前苏联的BLL尼柯林等人提倡这一假说。他们认为在煤层中存在着瓦斯含量增高带，因而引起煤体膨胀和煤层应力增高，此处煤层的透气性接近于零。当巷道掘进到该处时，其应力急剧降低，造成煤的破碎和突出。(8)卸压瓦斯说：前苏联的GK里热夫斯基提出的这一假说认为，突出煤层富含瓦斯，但透气性低，瓦斯难以流出。而采掘工作可使局部卸压，迅速卸压的瓦斯涌向煤壁，造成煤壁局部瓦斯压力升高，使粉碎的煤迅速抛出或向巷道挤出。(9)火山瓦斯说：日本的栗原一雄提倡这一假说。他认为，瓦斯突出的动力来源于煤层中的游离瓦斯，突出时瓦斯压力能达到一千几百个大气压。由于火山的活动，煤受到了二次热力变质，产生瓦斯和热流体带来的岩浆瓦斯，从而在煤层内，特别是在断层内，形成高压瓦斯区，当进入这一地区进行采掘作业时，即能引起突出。(10)地质破坏带说：日本的兵库倍一郎提倡的这一假说认为，由于有地质破坏带的存在，潜藏着一定数量的高压瓦斯。当巷道或工作面接近该带时，在爆破及地压的影响下，煤、岩壁裂缝增多，如覆盖层的阻力与瓦斯压力的平衡遭到破坏时，将会发生突出。它的中心点在于：由于地质破坏带的存在，增加了周围岩体的异常拱压，当工作面接近这一破坏带时，工作面与地质破坏带之间的煤层会被迅速破坏从而引起突出。(11)瓦斯解吸说：原民主德国的K克歇尔倡导这一假说。他认为，卸压时煤的微孔隙扩展、孔隙吸附潜能降低，吸附和吸着瓦斯解吸，潜伏的压力(吸附瓦斯的内能)转化为“游离瓦斯”压力，使瓦斯压力增高，可破坏不坚硬的煤体而引起突出。瓦斯说能解释突出中的一些现象、但与下面一些情况不符或不能解释：迄今为止在煤层内从未发现过上述的“瓦斯包”或持定的粉煤带；后来实践中的统计资料表明：突出危险性与煤层瓦斯含量之间没有直接的联系；在突出孔洞周围出现过重复突出；岩石错动的强烈声响往往发生在突出之前的煤体深处；打小直径排放钻孔，并不能有效地防治突出；突出地点煤和岩石的温度升高，抛出的煤体温度也较高；煤层的自行揭开；过煤门时的突出；突出孔洞发生变形（体积缩小）；大多数平巷的突出空洞位于上隅角。2.1.2地压主导作用假说以地压为主导作用的假说。(1)岩石变形潜能说：前苏联的11M别楚克和D1阿尔沙瓦、法国的莫连、加拿大的伊格拿季叶夫及日本的外尾善次郎提倡这一假说。他们认为突出的发生是变形的弹性岩石所积聚的潜能引起的。这些岩石位于煤层周围，而这种潜能是以往的地质构造运动造成的。当巷道掘到该处时，弹性岩石便像弹簧一样伸张开来，从而破坏和粉碎煤体而引起突出。(2)应力集中说：前苏联的D1L别楚克和D1M卡尔波夫提倡这一假说。他们认为，在采煤工作面前方的支撑压力带，由于厚弹性顶板的悬顶和突然沉降引起附加应力、煤体在此集中应力的作用下产生移动相遇到破坏。如果再施加动载荷，煤体就会冲破工作面煤壁而发生突出。煤突出时，伴随有大量的瓦斯涌出。(3)塑性变形说：前苏联的AB瓦尔琴等提倡这一假说。他们认为，突出煤层发生弹塑性交形，使巷道周围煤体突然破碎，引起突出。(4)冲击式移近说：前苏联的儿A包利生科倡导这一假说。他认为，在突出中起主导作用的是地压，具体地说是顶底板的冲击式移近。冲击式移近发生的可能性和大小取决于岩体的性质、巷道参数、掘进方式和速度。其条件是：第一、煤层紧张程度增大；第二，煤层边缘有脆性破坏；第三，从破坏的煤中涌出的瓦斯有一定的压力。(5)拉应力波说：前苏联的51L梅德维杰夫提倡这一假说。他认为，突出煤层的力量是拉应力波。而这个拉应力波是脆性材料在地压的作用下储蓄了大量的弹性能，当巷道工作面附近的煤体由三向受压状态转为复杂应力状态时，掘进工作面破坏了平衡，造成能量释放而产生突出。在拉应力波作用下，煤体破碎并抛出，而瓦斯的迅速排放又使动力效应更加猛烈。(6)应力叠加说：日本的矢野贞三提倡这一假说。他认为，突出是由于地质构造应力、火山与岩浆活动的热力变形应力、自重应力、采掘应力和放顶动压等叠加而引起的。突出危险煤层具有持殊的“分支性裂隙”的显微结构。(7)放炮突出说：日本桥本清等提倡这一假说。他们认为，大多数瓦斯突出(包括冲击地压)主要是由于爆破的应力作用而造成的。他们认为：如果突出是由地压引起的话，那么，采煤工作面应该比巷道突出次数多，但事实与此相反。(8)顶板位移不均匀说：日友的小田仁平次等提倡这一假说。他们认为，瓦斯突出是由于煤层顶底板不规则和不连续移动而引起的一种动力现象。并指出，顶底板移近速度值增加又下降后，才发生突出。以地压为主导作用的假说同样也能解释相当一部分突出现场的现象，但也还有许多观象不能解释，如：在瓦斯不大的矿井，即使开采深度很深(400-500 m)，也不会发生突出；二氧化碳参与突出的平均强度比甲烷参与突出的平均强度大；突出前出现风流中的瓦斯浓度增大或忽大忽小的预兆，也出现工作面煤壁或空气温度下降的预兆；煤与瓦斯突出时，从突出煤的分选现象中可见到大量的细尘状粉煤；如果突出的发生是由地压引起的，那么突出的孔洞应该是圆锥形，而实际的突出孔洞常常是一些口小腔大特殊形状的孔洞(如梨形、椭球形)；在一些特大型的突出中，每吨喷出煤的瓦斯涌出量比煤层瓦斯含量高得多即可以在短时间内涌出数十万以致上百万立方米瓦斯气体逆风流运行并可充满数千米的巷道；准备巷道中地压显现不如回采巷道明显，但准备巷道的突出次数与强度均比回采巷道工作面的大；在平巷及下山也发生突出；在进行工作面支护甚至无人作业时，地压作用并不大，也有突出发生；当增加煤体水分降低煤体强度时，煤的突出危险性反而降低。2.1.3化学本质作用假说以化学本质为作用的假说。(1)瓦斯水化物说：前苏联的BT巴利维列夫、阳Y马何贡和1卜克留金等提出了这一假说。他们认为，在某些地质构造活动区，在一定的温度压力下，有可能生成瓦斯水化物(CH46H2O)，并以介稳状态保存在煤层和岩石渗透孔隙内，它具有很大的潜能,受到采掘工作影响后,即迅速分解,形成高压瓦斯(可达数百个大气压)，破坏煤体而造成突出。(2)地球化学说：前苏联的儿M库兹聂左夫提出这一假说。他认为，瓦斯突出现象是煤层中不断进行的地球化学过程煤层中的氧化还原过程。由于活性氧及放射性气体的存在而加剧，生成一些活性中间物，导致高压瓦斯的形成。中间产物和煤中有机物的相互作用，使煤分子遭到破坏。(3)硝基化合物说：前苏联的BB萨夫琴柯等提倡这一假说。他们认为，突出煤中积蓄有硝基化合物，只要有不大的活化能量(如活动着的岩石应力不均匀、瓦斯压力等)就能产生热反应。当其热量超过分子的活化能时，反应将自发地加速发生突出。化学本质说没有得到多大的支持和拥护，其原因是迄今为止在矿井中尚未发现瓦斯的水化物的实物。2.2综合作用假说综合作用假说认为：煤与瓦斯突出是由地应力、包含在煤体中的瓦斯以及煤体自身物理力学性质三者综合作用的结果。持综合作用假说观点的学者都承认，煤与瓦斯突出是综合因素作用的结果，但对各种因素在突出中所起的作用却说法不一。例如，法国学者入伯兰等认为瓦斯因素是主要的；而前苏联学者B比霍多持、日本学者肌部俊郎等许多学者则认为地应力是主要的，即地应力是发动突出、发展突出的主要因素，瓦斯是帮助突出发展的因素。目前，具有代表性的综合作用假说主要有： (1)振动说：前苏联的儿M克利奥鲁奇科认为，煤与瓦斯突出的形成不是一个单独的过程，而是由围岩对煤层的振动作用有关的三个连续阶段组成的：第一阶段，煤受到来自围岩方面的压力作用而破坏，煤的体积缩小，游离瓦斯压力增大，并有一部分转化为吸附瓦斯；第二阶段，卸压，煤层体积膨胀，瓦斯压力降低，瓦斯解吸；第三阶段，包含粉碎的煤和大量的游离瓦斯的煤层又再次受压，瓦斯压力再次增大。当巷道工作面接近上述破坏带时，处于高压的粉煤和瓦斯混合物就有可能冲破煤壁而发生突出。因此该假说认为：瓦斯是造成突出的主体。而煤粉碎、瓦斯解吸和瓦斯粉煤混合物的喷出所需的能量是由煤层的围岩通过振动来传递的。(2)分层分离说：前苏联的1LM被图霍夫等人认为突出是由地应力和瓦斯共同作用的结果。突出过程分三个阶段：准备阶段。工作面附近的煤层始终处于地应力的作用下，造成了发生突出的条件，增加了瓦斯向巷道方向渗透的阻力，促使煤层保持高的瓦斯压力，煤体强度降低，煤较易于煤体中分离。颗粒分离波的传播阶段。突出时，颗粒的分离过程是一层一层进行的。当突出危险带表面急剧暴露时，由于瓦斯压力梯度作用使分层承受拉力，当拉力大于分层强度时，即发生分层从煤体上的分离。分层分离是一切突出的重要组成部分，影响着突出的主要特征，但并没有全面反映突出过程的多种形式。例如，分层分离波通过部分的压碎带，通常决定于地压作用，伴随声响激发此时暴露面上的分层分离。突出常常是重复的破坏组合，一部分是瓦斯参与下的分层分离而破坏，另一部分是地应力破坏。在急倾斜煤层的某些部分，则在自身的重力作用下分离。瓦斯和颗粒混合物的运动阶段。从煤体分离的煤颗粒和瓦斯急速冲向巷道，随着混合物运动，瓦斯进一步膨胀，速度继续加快。当其遇到阻碍时，速度降低而压力升高，直到增高的压力不能超过破坏条件时，过程才停止。(3)破坏区说：日本的矾部俊郎等人认为，典型的冲击地压是由于集中应力所造成的破坏现象，而典型的瓦斯突出是瓦斯作用的结果。介于二者之间的现象，称为冲击地压式突出，或叫做突出式的冲击地压。它是瓦斯压力和地应力共同作用的结果。他们认为，不论是突出还是冲击地压，首先必须破坏煤体。而煤体的破坏过程是一致的，在不均质的煤内，各点的强度不同，在高压力的作用下，由强度最低的点先发生破坏，并在其周围造成应力集中，如邻点的强度小于这个集中应力，就会被破坏成破坏区。在这种破坏区中，煤的强度显著下降，变成弱应力区。此区内的吸附瓦斯由于煤体破坏时释放的弹性能供给热量而解吸，煤粒子间的瓦斯使煤的内摩擦力下降，变成易于流动的状态。当这种粉碎的煤流喷射出时，便形成了突出。(4)游离瓦斯压力说：法国的J耿代尔等认为，突出是煤质、地应力、瓦斯压力综合作用的结果，但瓦斯因素是主要的，煤体内游离瓦斯压力是发动突出的主要力量，解吸的瓦斯仅参与突出煤的搬运过程。如果工作面在突出危险区是逐渐推进的，那么工作面前方煤体处于匀速动态的状态；如果工作面前方的过载应力区的围岩突然变化，将出现加速的动态而突出。有利的突出条件是：煤的结构紊乱，瓦斯压力高，煤和固岩的应力大。上述的综合假说比前面的单向因素的假说大大进了一步，它们能解释的突出现象也比其它各种单项因素的假说多。但是，还有其它一些突出现象不能解释，如：突出的区域性分布；石门的自行揭开；过煤门时的大强度突出；震动放炮揭开煤层时的延期突出；突出时瓦斯喷出量超过煤层的瓦斯含量几十倍甚至几百倍。3 我国煤与瓦斯突出防治技术现状煤与瓦斯突出是煤矿生产过程中常发生的严重自然灾害之一。自从我国1950年辽源矿务局富国西二矿首次发生突出以来，国内防突科技人员先后试验应用了松动爆破、超前排放钻孔、深孔控制卸压爆破、水力软化等多项防突措施，有效的降低了突出强度和突出粗疏，取得了明显的防突效果，选择合理有效的防突技术是突出矿井实现高产高效的关键。3.1煤与瓦斯突出区域防治措施3.1.1危险煤层的抽放和湿润对突出煤层的瓦斯预抽，可以降低煤层的瓦斯潜能。由于煤层瓦斯得到排放，煤体发生收缩变形，因此缓和了煤体的应力紧张状态，可以部分地释放煤体的弹性潜能。煤体瓦斯的排出，提高了煤的强度。因此，总体来说增大了突出的阻力，从而降低了突出威胁。而煤层湿润使裂隙和煤层空隙中的瓦斯局部封闭并提高煤的塑性，因此阻止了吸附瓦斯向自由状态的转变，从而共同起到防突的作用。3.1.2超前开采保护层保护层超前开采后，被保护层的应力变形状态、煤结构和瓦斯动力参数发生显著变化，从发生变化的时间看，卸压作用是最早出现的，有些卸压过程甚至在保护层工作面前方10-20m处开始，一般在工作面后方。当膨胀变形速度加快时，瓦斯动力参数才发生显著变化。开采保护层防突机理可表述如下：开采保护层岩层移动被保护层卸压（地应力降低、煤层膨胀变形）透气性增加、瓦斯解吸煤（岩）层瓦斯排放能力增高瓦斯排放、钻孔瓦斯流量增大瓦斯压力降低瓦斯含量减少煤机械强度提高应力进一步降低降低煤与瓦斯突出威胁。3.2煤与瓦斯突出局部防治措施3.2.1煤层水力松动水力松动的实质是在回采工作面或准备巷道工作面施工钻孔，通过钻孔向煤层压入特殊的水溶液，通过水对煤体结构的破坏作用改变工作面附近煤层的瓦斯动力状态和应力应变状态。当向煤层以水力压裂方式注入水溶液时，液体在压力的作用下通过裂隙渗入煤层，形成的裂隙大多平行煤层暴露面。进行水力松动是在工作面附近煤层形成裂隙，导致煤层失去支撑能力，引起集中应力带向煤体深部转移。由于煤层失去支撑能力，在工作面附近形成卸压带，同时伴有瓦斯向外排放。3.2.2超前钻孔在煤巷掘进工作面的前方，打直径为75-300mm的钻孔，排放瓦斯，并在钻孔周围形成卸压带，以防止发生突出。一般钻孔深15-20m。超前钻孔常用于煤层较厚、赋质较软、透气性较好的情况下。对于煤层较硬，可以与微差控制爆破结合使用。3.2.3煤层的水力爆破处理水力爆破可以理解为炸药在充水钻孔中的爆破。煤层的水力爆破处理可以与煤层预先注水一起进行，或不注水。在煤层水力爆破处理时，通过煤的松动和由此引起的工作面附近煤层应力重新分布和瓦斯排放，达到防止煤与瓦斯突出的作用，所以煤层爆破作用参数应保证煤必需的松动程度和卸压排放结果。采用以煤体水力爆破处理为基础的措施，与打孔有密切关系，同时打钻可能引起煤与瓦斯突出。当打直径60mm以下的钻孔时，煤与瓦斯突出的概率很小，所以煤体水力爆破处理时，钻孔直径应限制在60mm以下。3.3“四位一体”综合防突技术“四位一体”综合防突技术充分考虑了问题的复杂性和不确定性，本着以人身安全为主、防止突出事故发生、避免防突工作的盲目性、减少人力和财力的浪费、提高突出矿井生产效率的目的，把防突工作分为4 个环节，即突出预测、防突措施、措施效果检验和安全防护措施。4 有保护层的煤与瓦斯突出煤层的开采技术突出煤层瓦斯治理措施有区域性和局部性两种。对于突出危险煤层，应优先选择保护层开采或预抽煤层瓦斯等区域性防治突出措施；在煤层群条件下，应优先选择开采保护层。长期以来，国内外许多学者对保护层开采后覆岩裂隙、离层演化以及卸压瓦斯的赋存和运移规律进行了大量的研究，但对上覆岩层中存在巨厚坚硬岩层( 数十米至百米以上) 特殊地质条件下远距离下保护层开采未进行系统的研究。下面就具体实例介绍这一开采技术。为了保证海孜煤矿深部高瓦斯保护层工作面安全回采，给被保护煤层开采创造时空条件，需要采取多种有效的瓦斯综合治理措施。对远程被保护层顶板覆岩存在巨厚岩层时的裂隙演化及瓦斯运移规律进行分析，根据海孜煤矿邻近层与本煤层瓦斯涌出的特点，在1023工作面采取地面钻孔、远距离穿层钻孔、水平顺层钻孔、高位钻孔等全方位立体交叉综合抽采瓦斯手段，有效地控制了保护层工作面的瓦斯涌出，为深部高瓦斯工作面的安全高效开采奠定了基础。4.1试验工作面基本情况试验地点为淮北矿业集团海孜煤矿，其主采煤层为7、8、9、10煤层，且这4个煤层均为煤与瓦斯突出煤层。10煤层突出危险性相对较小，赋存稳定，选其作为中组煤7、8、9煤层的远距离下保护层。10煤层距9煤层平均84m，距7煤层平均115m，距7煤层顶板55m处有1层均厚为120m的火成岩。煤层赋存总体情况如图1所示。海孜矿中、西部沿5煤层侵入的岩浆岩( 称之为巨厚火成岩) 呈岩床分布，沿走向绵延长度6.5km，在102 采区分布稳定，其厚度一般大于120m，主要由闪长岩和闪长玢岩组成。通过取芯实验室力学参数测定，火成岩的平均单轴抗压强度为144.21 MPa，平均抗拉强度为10.91 MPa，平均RQD岩石质量指标在90%以上，原生结构面极少，岩性单一，地下水作用不明显，故判定为“巨厚整体块状结构”，为矿井的主关键层。其破断步距明显大于一般岩层，极限垮落破断距在200m 以上。1023工作面为102采区东翼10煤层二阶段，工作面标高为-630-695m，工作面设计走向长度平均为1020m，倾斜长度为160m，煤厚2.43.7m，平均厚2.8m，煤层倾角平均为13。该工作面里段为炮采工作面，外段为综采工作面。中国矿业大学2010年对102采区10煤层的区域划分结果显示，1023工作面位于突出危险区。作为保护层开采工作面，10煤层在回采前已经采用大面积顺层钻孔预抽技术消除了本煤层的工作面突出危险性，根据煤层赋存特点，预计在回采过程中瓦斯涌出量较大，需根据顶板岩层裂隙演化和瓦斯流动特点制订合适的瓦斯综合治理措施。图1 煤层参数及层间距示意图4.2巨厚关键层下远程被保护层裂隙演化规律煤层采出后，采空区周围原有的应力平衡状态受到破坏，引起应力的重新分布，从而引起岩层的变形、破坏与移动，并由下向上发展至地表引起地表的移动。当采用全部垮落法控制顶板时，根据采空区上覆岩层移动破坏程度，可以将上覆岩层分为“三带”，即垮落带、断裂带、弯曲带。在弯曲带内的岩层移动过程呈现连续性和整体性，上覆岩层的挠度值基本相同，在垂直剖面上，其上下各部分的下沉差值较小，但此时若上下层位的岩层抗弯刚度不同，下位岩层较上位岩层刚度小，即导致不同步变形，下位岩层与上位岩层共同承受载荷的情况不复存在，下位岩层在其跨度中央处与上位岩层之间产生离层。随着时间的推移，上覆岩层中的裂隙与离层将逐渐闭合，最终表现为地表沉陷，上覆岩层形成一个由动态到静态的沉陷发展过程。在弯曲下沉带被保护层顶板出现巨厚岩层( 数十米至百米以上) 情况下，采用远距离下保护层开采时的岩层移动规律见图2。图2 巨厚关键层下岩层移动示意图由图2可以看出，巨厚岩层为矿井的主关键层，其厚度大、抗弯刚度大，不易发生断裂，控制着上覆地层不发生整体下沉。由于巨厚坚硬关键层的存在，其下伏岩层受采动影响会产生较大的裂隙、离层，煤体发生膨胀变形，煤( 岩) 体由于沉降速度存在差异而导致不协调下沉，在煤体上方及关键层下部产生“弧形”离层。且在巨厚关键层下方出现最为发育的离层。由于是煤层群开采，开采顺序为，10煤层7煤层8煤层9煤层，而且均为突出煤层，在开采10煤层时，7、8、9三层煤受采动影响，将会有大量的卸压瓦斯通过10煤层回采后形成的裂隙涌向10煤层工作面。4.3工作面瓦斯综合治理措施根据工作面的实际情况，制订了利用地面抽采系统抽采穿层钻孔及地面钻孔瓦斯，采用井下移动式局部抽采系统抽采高位钻孔、水平长钻孔瓦斯，若效果不好再采用上隅角抽采瓦斯的技术措施。4.3.1地面钻孔对于远距离下保护层开采，利用地面钻孔抽采卸压瓦斯，其原理是: 在被保护层工作面对应的地面施工大直径钻孔，钻孔穿过被保护层至保护层上方岩石的断裂带内，利用被保护层受采动影响产生的“卸压增透增流”作用，从地面直接抽采被保护层的卸压瓦斯，同时抽采保护层的采空区瓦斯。1023工作面设计施工地面钻孔3个，其中第1个钻孔距工作面切眼约120 m，钻孔间距250m。钻孔自地表至基岩硬岩止采用311 mm钻头钻进，下279 mm9mm套管护壁，壁后注水泥浆固孔，以防第四纪含水层水涌入井下。基岩段改用216mm钻头钻进至7煤层顶板以上25m，下 177.8 mm9.18mm的套管，并在壁后注浆固管。7煤层顶板至10煤层顶钻孔为152mm，至10煤层顶板78m止，此段下放139.7 mm10mm的筛管，不固孔，本段筛管是卸压瓦斯及采煤释放出的瓦斯进气通道。10煤层顶板至终孔采用94 mm钻孔，钻进10煤层底板35m后，下放95mm的木塞堵孔，其作用一是防止采煤过钻孔时井内突然出水涌入工作面，二是检查钻孔实际偏斜位置。4.3.2穿层钻孔由于海孜矿7煤层顶板存在均厚120m的巨厚火成岩，火成岩控制着其上覆岩层的整体运动，巨厚火成岩能够长期保持不断裂，其下伏的离层与裂隙能够长期保持不断裂，裂隙成为瓦斯流动的通道，离层成为瓦斯的富集区域，可以直接从保护层10煤层施工远距离穿层钻孔至7煤层顶板来抽采大量的卸压瓦斯。利用高位抽采巷，在巷道内施工穿层钻孔，其终孔间距为100m，钻孔采用108mm钻头钻进，施工至9煤层时，采用压风过煤，至7煤层顶板0.5m终孔，然后下PE塑料管，孔口段20 m为实管，其他的均为花管。4.3.3水平长钻孔在工作面风巷内施工高位抽采巷，在风巷内以25上坡将巷道抬高至煤层顶板25m，在水平方向上位于风巷下20m；该工作面共设计3条高位抽采巷；在高位抽采巷迎头钻场内施工水平长钻孔，每个高位抽采巷内共施工6个水平长孔，钻孔终孔间距6m，钻孔直径为108mm，钻孔长度为2条高抽巷间距加50m超前距。4.3.4 高位钻孔在工作面风巷内施工钻场，向煤层顶板施工，钻场底板位于煤层顶板1.5m处，在钻场内施工钻孔，每个钻场设计6个钻孔，钻孔终孔于煤层顶板1030m，呈上中下3排布置，其中：下层钻孔位于煤层顶板10m左右，用于抽采上隅角处低浓度瓦斯，主要是防止过钻场期间瓦斯超限；中层钻孔位于煤层顶板17m左右，用于抽采采空区内瓦斯；上层钻孔位于煤层顶板2530m，用于拦截中煤组卸压瓦斯。4.4工作面瓦斯抽采效果分析4.4.1地面钻孔该工作面共设计3个地面钻孔，目前已全部施工完毕，其中1#地面钻孔距切眼115m，2 #地面钻孔距切眼540m，3#地面钻孔距切眼756m。地面钻孔在距切眼97.5m的位置开始抽采，瓦斯抽采浓度为13%，抽采纯量为0.5m3/min；当推至距切眼128m时，瓦斯抽采浓度由16%上升至31%，抽采纯量上升至1.6m3/min；推至距切眼169m处，瓦斯抽采浓度上升至最高，为92%，抽采纯量上升至5.7m3/min。从距切眼139.5m至183m时，瓦斯抽采浓度一直稳定在60%以上。4.4.2穿层钻孔穿层钻孔在距切眼77.5m开始抽采，瓦斯抽采浓度为7%，抽采纯量为0.1m3/min；当工作面采至距切眼220m时，瓦斯抽采浓度上升至最高，为20.7%，抽采纯量为0.97m3/min。除工作面距切眼97.5111.5m，185206m段瓦斯抽采浓度在10%以上，其他段内均在10%以下。4.4.3水平长钻孔水平长钻孔在距切眼50m的位置开始抽采，瓦斯抽采浓度为12%，抽采纯量为1.13m3/min；当推至距切眼86m时，瓦斯抽采浓度由16%上升至40%，抽采纯量上升为3.94m3/min；推至距切眼98m处，瓦斯抽采浓度上升至68%，抽采纯量上升为6.4m3/min；推至距切眼147m处，瓦斯抽采浓度上升至最高，为82%，抽采纯量上升至6.63m3/min。从距切眼98184m时，瓦斯抽采浓度一直稳定在60%以上。4.4.4高位钻孔当工作面推至距切眼10m时开始抽采，瓦斯抽采浓度为6%，抽采纯量为0.82m3/min；当推至距切眼103m时，瓦斯抽采浓度由9%上升至22%；当抽采高位钻场，距切眼121.5m 时，瓦斯抽采浓度为54%，抽采纯量为5.63m3/min；当距切眼206m时，高位钻孔停止抽采。4.4.5工作面总体瓦斯抽采情况当工作面距切眼84m时瓦斯抽采纯量由1.6m3/min增至4.5m3/min，距切眼98m处增加至8.3 m3/min，距切眼115m处增加至11.1m3/min，距切眼179m处瓦斯抽采量达到最高，为17.8 m3/min。4.5结论1) 远距离下保护层条件下，处于弯曲下沉带的被保护层上覆巨厚火成岩为矿井主关键层，受采动影响的上覆岩层出现裂隙与离层，且在巨厚关键层下的离层最为发育。2) 巨厚关键层能长期保持不下沉、不断裂，导致其下伏岩层的裂隙与离层长期不闭合，裂隙成为瓦斯流动的通道，离层区域成为瓦斯富集区域。3) 采用地面钻孔、水平长钻孔、穿层钻孔及高位钻孔对工作面瓦斯进行抽采，解决了保护层10煤层工作面回采期间瓦斯涌出量高的问题，回风瓦斯浓度控制在0.3%以下，保证了矿井安全生产。5 无保护层的煤与瓦斯突出煤层的开采技术5.1无保护层突出煤层的开采特点无保护层突出煤层的开采是我国现在煤炭资源开采的主要形式之一，由于开采过程中煤矿缺少必要的保护层，而大大增加了煤炭开采的危险性和难度。无保护层突出煤层的开采如果不能采取科学、合理的技术手段和安全措施，必然会埋下发生安全事故的隐患，甚至会造成较大规模的人员伤亡和经济财产损失。开采程序的确定是无保护层突出煤层开采中技术应用与强化的重要环节之一。对突出矿井煤层群而言，首先应合理学则无保护层进行有计划的开采，并结合抽放瓦斯的安全防护措施。煤炭开采无保护层的选择应根据煤层赋存状况，及现有开采技术条件来确定，这样做有利于突出煤层瓦斯的泄放。开采的无保护层可以是被无保护层顶板之上的煤层，还可以是在其底板以下的部分煤层。开采被无保护层顶板之上的煤层通常被称之为上无保护层。反之，开采层底板以下的煤层则称之为下无保护层。开采无保护层选择完毕后，在突出煤层中受到保护的区域可以按无突出危险煤层安排掘进和采煤作业，这就是突出矿井特有的开采程序。无保护层开采的效果与其煤层间距离、煤层厚度、顶底板岩石性质，及采煤方法等因素有关被保护范围的划定方法，及相关参数应根据实际考察结果因矿井条件的不同而有所差异。没有无保护层开采的煤层群，应重点选择其中突出危险性相对较小、开采条件较好的煤层。开采的程序一般为：首先打超前钻孔，顶抽煤层瓦斯之后再采煤。同时，单一突出煤层的开采也需要首先抽放矿井内的瓦斯。对与无保护层开采的煤层群和单一突出煤层预抽瓦斯，目前，国内普遍采用“网格预抽”防灾技术，这一技术首先在我国四川芙蓉白皎煤矿试验成功，取得了极好的实际效果，并逐步在我国大部分矿区推广应用。“网格预抽”防灾技术尤其对局部防灾措施实施困难，极难治理的严重突出矿井更为适用。“网格预抽”防灾技术的基本原理是：从煤层底(顶)板巷道，向突出煤层打穿层钻孔，等距离大约为8m x 8m，或者是10m x 10m的标准规格，终孔在煤层顶(底)板，顶抽瓦斯一段时间，其中抽出控制区瓦斯储量可达到25以上，这就有效致使煤体应力下降，并发生收缩变形的现象，瓦斯压力和瓦斯含量的大幅度降低，有利于煤层透气性的增加，也造成了瓦斯和应力分布不均匀状况的良性改变。5.2无保护层的突出煤层采煤方法的基本原则近年来，我国各地频频发生重大煤矿安全事故，深究其主客观原因是表现在多方面的。其中最为重要的安全事故原因为：无保护层的突出煤层采煤过程中，采矿工人和矿区管理人员视煤炭开采安全原则于不顾，片面追求经济收益，而忽略了自身安全。目前，我国对于无保护层的突出煤层采煤方法进行了深入的研究和总结，并借鉴了世界其他国家的一些宝贵经验，逐渐制定了一套适用于我国无保护层的突出煤层采煤的基本原则，其具体内容和要求如下：（1）对于无保护层的突出煤层采煤方法的基本要求是要尽量减少矿井内应力的集中，即所选择的每层采煤方法必须严格保证“不留煤柱”的基本开采原则，煤炭运输工作中也要尽可能保持直线运输的路线，严格禁止相向回采等不科学的开采方法。（2）在开采无保护层突出煤层度过程中，对于每层表面的开采厚度应尽量控制在最低点，同时还应采取必要的防突措施。对于其它分层则可以按照无突出危险煤层的开采技术和措施进行合理的开采，其开采厚度可适当调大一些，但是也要注意尺度。（3）无保护层突出煤层开采中，要尽可能的应采用远距离控制的机械进行无人采煤，对于开采中硬以及中硬以下的煤层，刨煤机和浅截式机组是有发展前途的。为了减少突出的可能，相应制定了保证回采工作面前方有最大卸压和瓦斯排放带的工艺参数。5.3无保护层的突出煤层采煤方法列举无保护层的突出煤层的产状本来是平稳或带有波浪起伏的状态，后来由于受到地壳变动的影响，大多数煤层就改变了原来的生成位置，形成程度不同的地表存在状态。无保护层的突出煤层是现代煤炭开采行业共同面临的技术与安全问题之一。目前，我国无保护层的突出煤层采煤方法主要以长壁体系采煤方法为主，并取得了较好的效果。长壁式体系采煤法按所采煤层倾角分为缓倾斜、倾斜煤层采煤法和急倾斜煤层采煤法；按煤层厚度，可分为薄煤层采煤法、中厚煤层采煤法和厚煤层采煤法。按采用的采煤工艺不同，可分为爆破采煤法、普通机械化采煤法和综合机械化采煤法。按采空区处理方法不同，可分为垮落采煤法、刀柱(煤往支撑)采煤法、充填采煤法。长壁体系采煤方法的一般特点为：煤炭开采的工作面长度较长，有效防止了单一位置的过度开采现象。但是随着采煤工作面的逐步推进，顶板暴露面积增大，矿山压力显现较为强烈。柱式体系采煤法也是我国无保护层的突出煤层采煤的主要方法之一。柱式体系采煤法以房、柱间隔进行采煤为主要标志。高度机械化的柱式体系采煤方法，一般只分为房式采煤法和房柱式采煤法两类。房间煤柱不回收，作为永久煤柱支撑顶板的称房式采煤法；房间煤柱作为暂时支撑，在采房结束后进行回收的称为房柱式采煤法。柱式体系采煤法一般特点为：在煤层内布置一系列宽为5-9m的煤房，采煤房时形成窄工作面成组向前推进。房与房之间留设煤柱，煤柱宽数米至二、三十米不等，每隔一定距离用联络巷贯通，构成生产系统，并形成条状或块状煤柱，支撑顶板；采房时矿山压力显现较缓和，用锚杆支护工作空间，支护较简单。下面就另一实例介绍这一开采方法。5.4矿井煤与瓦斯突出状况平宝公司首山一矿井田位于平顶山矿区李口向斜北翼东段。矿井设计生产能力240万t/a，于2010年7月14日正式移交投产。矿井采用1对立井、石门开拓，井田设计一、二2个水平开采。主采的戊9-10、己15及己16-17煤层具有突出危险性，矿井为煤与瓦斯突出矿井。目前开采煤层为己组煤层(戊组煤层瓦斯压力大，不具备安全开采条件)。矿井通风方式为中央分列抽出式，地面建有瓦斯抽放泵站，井田范围内不具备保护层开采条件，采取的区域防突措施为预抽煤层瓦斯。首山一矿位于平顶山矿区东部，矿井煤层埋深500-1000m，煤层埋藏深，地应力大。2006年3月，首山一矿-600m轨道石门施工在过己16-17煤层时发生过一次煤与瓦斯突出，突出瓦斯量3000 m3，突出煤量50t。己15-12010采面位于己二采区东翼上部，西靠-600m轨道运输石门、己二采区运输下山及己二采区回风巷，东至高沟逆断层保护煤柱线，北为己二采区北边界(紧贴白石山背斜轴)，南为12030设计采面(尚未开采)。采面设计东西走向长1384m，南北倾向宽210m。标高为-580- -610m，垂深710-750m。白石山背斜轴在回风巷侧，回风巷600m处，背斜轴走向发生变化，进入采面中间。回风巷和运输巷应力大，在掘进过程中支护困难，经常发生断锚杆和锚索现象。5.5高应力突出危险掘进面瓦斯治理措施在采面回风巷和运输巷施工前，超前施工抽放巷工程，分别在采面回风巷和运输巷顶板以上10m的岩层中，运输巷平距外错20m(投影在采面以外)，回风巷内错20m(投影在采面内)，施工2条高位抽放巷。针对工作面地应力大、无保护层开采、突出危险性严重等特点，在抽放巷采取打抽放钻孔进行联网抽放、超前于煤巷松动爆破、采面穿层高压水力压裂、煤巷顺层钻孔等不同防治措施。(1)距离煤巷掘进工作面平距20m、垂距10m位置布置煤层顶板抽放巷，抽放巷超前工作面距离不小于300m。(2)在抽放巷内根据钻孔抽放半径合理布置抽放钻孔，钻孔控制到煤巷掘进位置，每4m布置1组，每组7个89mm钻孔，终孔位置分别控制到煤巷掘进工作面的下帮、巷道中和上帮15m以外。每组钻孔施工完后进行联网抽放(图3)。该项措施降低了煤层瓦斯压力和含量，使掘进影响范围内的煤体瓦斯含量由原来的10.46m3/t下降至3.60m3/t，同时截留掘进工作面前方两侧煤体的瓦斯，扩大了措施控制范围，有效防止突出和瓦斯超限。图3 抽放钻孔布置(3)在距离煤巷掘进工作面不少于60m的位置进行松动爆破，增加煤体孔隙、裂隙进而增加煤体瓦斯运移通道，达到强化瓦斯抽放的目的，进一步降低煤层瓦斯含量和应力。该项措施起到了降低煤巷掘进期间的地应力、煤层瓦斯压力和含量的作用，有效防止了煤巷掘进过程中煤与瓦斯突出。5.6回采期间瓦斯治理5.6.1施工本煤层钻孔在回风巷下帮、运输巷上帮沿煤层倾向布置顺层钻孔75mm，孔间距2-4m，上行孔55-100m，平均孔深71m，下行孔45-80m，平均孔深66m。运输巷本煤层钻孔于2007年11月开始施工，回风巷本煤层钻孔于2008年2月开始施工，现本煤层钻孔已施工完毕，最短预抽期为6个月以上。5.6.2高压水力压裂（1）压裂钻孔布置由于工作面被白石山背斜斜穿，本煤层钻孔不能有效消除抽放空白带(抽放空白带为75m )，根据水力压裂钻孔试验，压裂半径30-35m，因此对采面空白带采取水力压裂治理瓦斯技术。在回风巷高抽巷沿巷道走向每隔60m布置1个89mm、孔深不低于89m(外段孔深99m )的穿层钻孔。钻孔布置如图4所示, 参数见表1。图4 空白带压裂孔布置剖面表1 采面空白带高压水力压裂钻孔参数孔号距联巷口距离/m孔深/m过煤长度/m封孔长度/m压裂日期用时/min最大压力/MPa水量/m31561053540.020080515110264921161033337.52008051480284031761062835.02008031890263942361022832.52008032280263152961043037.52008033190243663561082937.520080415115274374161163147.520080415130264684761123542.52008041680274195361083132.520080513100304610596963335.020080512110265011656932745.02008051290264412716922732.52008051190275513776912437.52008051080284814836962835.02008050990285215896993735.02008050780294816956913337.5200804301602652（2）观测孔布置1)在回风巷高抽巷沿巷道走向每隔60m布置1个75mm孔深89m (外段99m)的穿层钻孔。2)在空白带压裂钻孔对应位置的回风巷和运输巷各取3个本煤层钻孔作为观测孔。（3）空白带治理效果分析1)高抽巷主干管瓦斯抽放浓度变化情况。高抽巷主干管抽放平均浓度由压裂前1%-6%上升到4.5%-18.0%，纯流量由压裂前0.2m3/min上升至0.6m3/min。2)压裂后运输、回风巷本煤层抽放钻孔抽放瓦斯情况。回风巷本煤层钻孔：在空白带压裂前实测瓦斯浓度5.6%，瓦斯纯流量1.33m3/min；压裂后平均浓度7.2%，瓦斯纯流量1.74m3/min，瓦斯浓度平均提高22.2%，纯流量提高23.6%。运输巷本煤层钻孔：空白带压裂前实测瓦斯浓度3.3%，瓦斯纯流量1.04m3/min；压裂后瓦斯浓度平均7.5%，瓦斯纯流量1.23m3/min，瓦斯浓度平均提高56%，纯流量提高15.4%。压裂后最高浓度稳定抽放期在2个月以上，目前仍有浓度在10%以上的钻孔。( 3)压裂后本煤层钻孔出水量分析。压裂前后回风、运输巷本煤层抽放主干管路水量有明显的增加，压裂前每天1班放2次水即可满足瓦斯抽采需要，压裂后每天3班6次放水可满足瓦斯抽采需要。5.6.3区域措施效果检验根据防治煤与瓦斯突出规定，分别在回风巷高抽巷和运输巷沿走向每50m各布置1个测试钻孔(钻孔终孔位置：高抽巷为采面中间煤体，运输巷为距自身70m远处的煤体)。在己15-12010回采面内，通过对煤层残存瓦斯压力、吨煤钻孔量、预抽指标、煤层瓦斯抽放量、瓦斯涌出量和防突措施等指标进行分析，可知钻孔已覆盖全采面，预抽瓦斯钻孔布置均匀，经过预抽煤层瓦斯后，残余瓦斯压力在0.20-0.32MPa，残存瓦斯含量为6.8m3/t；实际预抽率为30.7% (相关抽采指标及规程规定：采面绝对瓦斯涌出量在10m3/min20m3/min，预抽率30% )；吨煤钻孔量为0.063m/t；煤层突出危险性已消除，己15-12010采面所在区段为无突出危险区，为安全回采创造了有利条件。5.6.4回采局部防突措施局部防突措施为浅孔抽放，即每架1个钻孔，共布置120个深27m的抽放钻孔，随打随抽；采面每推进8m进行松动爆破1次，松动爆破孔全采面布置，孔深16.5m，装药量3kg/孔。局部措施效果检验参数选用钻孔瓦斯涌出初速度q值和钻屑量S值，采面每10 m布置1个钻孔，孔深8m，允许进尺4m。5.7应用效果(1)掘进期间。自2007年11月采用高位巷抽放煤层瓦斯以来，3条煤巷掘进面未发生过煤与瓦斯突出事故和炮后瓦斯超限事故。突出煤巷掘进月平均进尺由50m提高到100m，工作面回风瓦斯浓度由0.2%-0.4%降到0.05%-0.20% (图5)，效检指标有明显下降趋势。所采取的防突措施针对性强，减少了盲目投入，改善了矿井经济效益；缩短了措施执行时间，减少了效检次数，延长了施工时间，提高了掘进效率和速度，缓解了采掘接替问题。图5 掘进工作面回风流瓦斯浓度(2)回采期间。对己15-12010采面进行268次区域验证，其中钻孔瓦斯涌出初速度q值为0.4-2.6 L/min(临界值4.0L/min)，钻屑量S值为1.0-3.8kg/m(临界值6.0kg/m)，未出现超标现象。打钻期间未出现喷孔、夹钻、顶钻和响煤炮等瓦斯异常动力现象，回风流瓦斯浓度在0.1%-0.5%。综上所述，己15-12010采面区域验证为无突出危险。矿井自2010年9月23日联合试运转以来，该采面已累计推进780m，生产原煤70万t，杜绝了煤与瓦斯突出和瓦斯超限等事故，实现了安全生产。5.8结语该项技术的实施和应用，取得了良好效果，采取针对性防突措施后，消除了煤与瓦斯突出事故和瓦斯超限事故，缩短了措施执行时间，提高了突出煤巷掘进速度，达到了安全、高效施工，该项技术已在全公司推广，且社会和经济效益良好。6 煤与瓦斯突出防治技术发展及趋势6.1煤与瓦斯突出局部防治措施6.1.1煤层水力松动水力松动的实质是在回采工作面或准备巷道工作面施工钻孔，通过钻孔向煤层压入特殊的水溶液，通过水对煤体结构的破坏作用改变工作面附近煤层的瓦斯动力状态和应力应变状态。当向煤层以水力压裂方式注入水溶液时，液体在压力的作用下通过裂隙渗入煤层，形成的裂隙大多平行煤层暴露面。进行水力松动是在工作面附近煤层形成裂隙，导致煤层失去支撑能力，引起集中应力带向煤体深部转移。由于煤层失去支撑能力，在工作面附近形成卸压带，同时伴有瓦斯向外排放。6.1.2超前钻孔在煤巷掘进工作面的前方，打直径为75300mm 的钻孔，排放瓦斯，并在钻孔周围形成卸压带，以防止发生突出。一般钻孔深1520m。超前钻孔常用于煤层较厚、赋质较软、透气性较好的情况下。对于煤层较硬，可以与微差控制爆破结合使用。6.1.3煤层的水力爆破处理水力爆破可以理解为炸药在充水钻孔中的爆破。煤层的水力爆破处理可以与煤层预先注水一起进行，或不注水。在煤层水力爆破处理时，通过煤的松动和由此引起的工作面附近煤层应力重新分布和瓦斯排放，达到防止煤与瓦斯突出的作用，所以煤层爆破作用参数应保证煤必需的松动程度和卸压排放结果。采用以煤体水力爆破处理为基础的措施，与打孔有密切关系，同时打钻可能引起煤与瓦斯突出。当打直径60mm以下的钻孔时，煤与瓦斯突出的概率很小，所以煤体水力爆破处理时，钻孔直径应限制在60mm以下。6.2“四位一体”综合防突技术“四位一体”综合防突技术充分考虑了煤岩外的复杂性和不确定性，本着以人身安全为主、防止突出事故发生、避免防突工作的盲目性、减少人力和财力的浪费、提高突出矿井生产效率的目的，把防突工作分为4 个环节，即突出预测、防突措施、措施效果检验和安全防护措施。6.3防突技术的发展“六五”至“十五”期间，在煤与瓦斯突出防治技术方面,取得主要的进展有：（1）积极开展区域煤与瓦斯突出危险性预测研究，以绘制突出危险区域分布图为目标，该预测基础是煤矿实际测定的瓦斯压力和瓦斯含量等基本参数、地质构造、动力现象等。区域预测的方法包括瓦斯地质法、综合指标法、钻孔动力现象判断法和其他现象的综合判断法。（2）行成了基于地球物理、瓦斯地质和动力区划方法与瓦斯突出区域预测方法及指标，实现区域预测结果的可视化；非接触式连续预测方法的研究与改善；对无线电波透视技术与装备进行了完善与改进；非突出危险区预测准确可靠性为100%，有突出危险区预测准确率达70%以上。（3）行成了保护层结合瓦斯抽采综合防治突出成套技术。包括多重上保护层结合底板穿层钻孔抽瓦斯、远距离下保护层和地面钻孔抽瓦斯、特厚煤层首采分层结合底板穿层钻孔或高抽巷抽瓦斯。6.4防突技术的新趋势在煤与瓦斯防突技术方面，美国和澳大利亚从20世纪90年代开始，进行了一系列的透视实验，美国斯托拉斯公司采用先进电子集成和图像重建技术，已成功研制出了无线电磁波透视试验样机。美国、加拿大、瑞士研制的脉冲雷达，探测精度、探测距离、数据处理和成像技术等都有很大的优势，在地质构造发育、厚度变化大、煤体结构复杂和强度变软等煤与瓦斯突出易发区域的探测方面具有良好的应用前景。前苏联对声发射和电磁辐射技术预测煤与瓦斯突出进行了深入的研究，并已推广应用。我国在现有认识的基础上形成的突出预测预报技术，存在预测因子和临界值不能完全适应预测突出的实际要求等问题。煤与瓦斯突出具有突发性、不完全的可知性，要想完全防止它的产生是难以达到的。根据现实情况，现有的防治突出方法首先要加强防突预测技术的研究，摸清楚它发生的地区、范围，从而采取必要的防治措施，改变其发生突出所应具备的基本条件，使其不发生或降低其突出强度，并采取必要的安全防护措施，以保证施工人员的安全。7 结论煤与瓦斯突出具有突发性、不完全的可知性，要想完全防止它的产生是难以达到的。根据现实情况，现有的防治突出方法首先要加强防突预测技术的研究，摸清楚它发生的地区、范围，从而采取必要的防治措施，改变其发生突出所应具备的基本条件，使其不发生或降低其突出强度，并采取必要的安全防护措施，以保证施工人员的安全。参考文献1陈龙.煤与瓦斯突出防治技术应用与发展J.煤矿现代化，2010,(5):50-51.2简煊祥等.我国煤与瓦斯共采技术现状及展望J.山西焦煤科技，2011,(6):24-27.3董蕾等.开采未保护区煤层综合防突技术J.煤炭科技，2011,(1):85-87.4马智，宋守立.无保护层的突出煤层采煤方法研究J.科技论坛，2010,(5):50-51.5王德明.矿井通风与安全M.徐州：中国矿业大学出版社，2010.6钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制M.徐州：中国矿业大学出版社，2003.7许家林.煤矿绿色开采M.中国矿业大学出版社，2011.中国矿业大学2012届本科生毕业设计翻译部分 中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第130页英文原文Geological and geotechnical aspects of undergroundcoal mining methods within AustraliaB. Scott P. G. Ranjtih S. K. Choi Manoj KhandelwalAbstract : About one quarter of the coal produced in Australia is by underground mining methods. The most commonly used underground coal mining methods in Australia are longwall, and room and pillar. This paper provides a detailed review of the two methods, including their advantages and disadvantages, the major geotechnical and operational issues, and the factors that need to be considered regarding their choice, including the varying geological and geotechnical conditions suited to a particular method. Factors and issues such as capital cost, productivity, recovery, versatility and mine safety associated with the two methods are discussed and compared. The major advantages of the longwall mining method include its suitability for mining at greater depth, higher recovery, and higher production rate compared to room and pillar. The main disadvantages of the room and pillar method are the higher risks of roof and pillar collapse, higher capital costs incurred as well as lower recovery rate.Keywords : Longwall Room and pillar Geological GeotechnicalIntroduction :Mining in Australia is a significant primary industry and contributor to the economy of Australia and encouraged immigration to Australia. Many different ores and minerals are mined throughout the country. With the increase in coal demand and growing awareness towards sustainable development, the coal industry has drawn a consensus over the need for increased production from underground coalmines. Around the world, the majority of coal reserves are recoverable using underground mining techniques. At the moment, almost two-thirds of coal production comes from underground mines, however, in Australia this statistic is significantly lower (ACA 2006). Currently in Australia, the majority of underground coal mines are located in New South Wales and Central and Western Queensland, where thinner black coal seams suit the underground mining methods.There are a number of different types of access modes for underground mining. These include drift, incline/ decline and shaft, and can be used in conjunction with either of the three modes for underground mining within Australia. Drift is generally used when the coal deposit is inside of a hill, and mining is undertaken by entering directly into the hill (Ghose 1984). Incline/decline is created at the ground level of a valley, where an adit is constructed and slopes down to the coal. Shaft is used with an elevator, which stretches from the surface to the coal seam underground (Wilson 1983).The main aim of the paper is to identify and compare various techniques used for coal extractions and the selection process of those techniques for a particular site based on geological, geotechnical and other factors. The two major methods of underground mining within Australia and around the world are room and pillar and longwall mining, and these two methods will be discussed in details below.Current states of Australian underground and open-cut coal mining operationsIn order to gain an understanding of the current state of coal mining operations in Australia, a broad overview is given before method suitability for coal mines is discussed.In Australia, open cut mining produces the most amount of coal for both export and internal uses. In 2004 for example, 81.5 million tonnes of coal was mined using underground methods, whilst 296.3 million tonnes were obtained using methods within an open cut system (University of Wollongong 2006). This is of no surprise as nearly two-thirds of all operating mines within Australia are open cut, as can be seen from Table 1 and Fig. 1 below.Table1 Type of mines operating within Australia (GNSW 2006;GSA 2006; GWA 2006; GT 2006; GV 2006; GQ 2006)Mine types by stateStateUndergroundSurfaceTotal coal minesQueensland103040New South Wales272552Western Australia066Tasmania123Victoria178South Australia011Total3971110Fig.1 Map of Australian coal basins (DPMC 2006)Within Australia, brown coal is typically found in the southern part, with black coal found in the basins of New South Wales and Queensland. Before proceeding further, a quick overview of coal rank and classification is given. Typically, coal rank is classified into three distinct categories depending on the degree of metamorphism that the coal forming material has endured as it matures from peat to anthracite. These are lignite, sub-bituminous and bituminous, and the properties of these greatly influence the type of method used to exploit the coal.As mentioned, surface mining or opencast mining is the predominant method used in Australia. Opencast mining on a large scale first commenced in Australia in the 1960s, where imported draglines were the main means of stripping overburden. This method continued to be used over the next 2030 years, and still today, however, as the seams became deeper and the complexity of the coal seam increased, other equipments such as truck and shovel, and dozers, were introduced (Westcott 2004).Today, draglines and truck and shovel operations, or a combination of the two, are the predominant modes of equipment used in opencast mines, as seen in Fig. 2 below.Fig.2 Opencast Coal Mining Equipment used in Australia (Westcott 2004)Selection of excavation methodThe decision on whether to operate an above or underground mine is heavily influenced by a couple of important factors. The major factor in deciding on whether to go underground or open cut is the stripping ratio (Whittles et al. 2007). This is defined as the ratio of the volume of overburden (BCM) moved to the amount of coal produced (tonnes). As a general rule, anything past 20:1 is considered too large a ratio for above ground coal mining as large amounts of overburden are required to be moved in order to expose the coal seam, thus underground methods should be considered. Another factor in deciding on the technique to be employed is the type of coal to be mined. If the coal deposit consists of lignite, which is Tertiary in age and ranges from about 15 to 50 million years old, then above ground methods should be more closely considered. This is due to the fact that lignite is a much softer material than black coal, which increases the possibility of roof collapse or material collapsing from above during mining due to the younger, unconsolidated and softer material overlaying the brown coal. Careful consideration, however, would also need to be given, when mining brown coal above ground, as a strong base for the large, heavy equipment would be required to avoid bench collapse or other failure. Large, heavy coal haulage trucks may also find it difficult to operate on the softer lignite, especially during wet weather events, where the weight of the equipment results in large amounts of time lost due to trucks becoming bogged, wheel spin, etc.Other factors to be considered, which will be expanded upon shortly include: Life of mine. For example, is it feasible to outlay large capital for a small coal deposit? Required productivity. Do you need a high production machine or is it more feasible to mine constantly at a slower rate? Amount of capital available.If there is any plant currently available within the company, and can it be utilised?In the following sections on longwall and room and pillar coal mining, the typical geological and mining conditions for the techniques to be utilised will be discussed, including variations of the techniques, as well as expected productivity and costs experienced within the industry. The following is applicable to each proposed method (opencast or underground): No two mines are exactly the same. Geological profiles, weather, capital available, production, productivity requirements, recoverable reserves, etc. are all independent variables between different mines, and as such, it is impossible to prepare a standard document, which caters for every possible mine (Bise 1995). Large amounts of time are required by experienced engineers or specialist consultants during the preliminary and planning stages in order to design a mining method suited to a particular location. Geotechnical issues are independent at each location, and a detailed investigation at the very least should be undertaken in order to understand the groundconditions, geological profile, etc. (Wilson 1983). The geotechnical issues outlined within this paper include different modes of failure, soil properties, etc. however, it is not within the scope of this paper to detail every possible geotechnical issue with regards to coal mines. Major problems will be identified along with the conditions that cause such circumstances to occur. Costing of mine equipment and productivity is of a broad nature, and can be calculated using the following formula proposed by Noaks and Landz 1993. The cost in 1992 $A has been adjusted to 2006 value using the recommended formula:Cost Now = (Cost Then)(Cost Index Now)/(Cost Index Then)where, the cost price indexes (CPIs) for both 1992 (CPI, March 1992: 107.1, open cut; 108.1, underground) and 2006 (CPI, June 2006: 167.0, open cut; 152.0, underground) have been obtained from the Australian Bureau of Statistics (ABS 2006). All values and productivity are generated as a preliminary estimate for a pre-feasibility study level of accuracy (25%), and does not replace an engineered cost estimate or feasibility study. The accuracy of any estimate will be directly proportional to the quality and quantity of data available and to the time and effort put into its preparation and proper execution (Noaks and Landz 1993).The following sections outline the two underground coal mining alternatives (longwall, and room and pillar mining) specifying which geological conditions are better suited to each method, as well as geotechnical issues involved.Longwall miningLongwall mining is the most common of the underground coal mining methods used in Australia. It suits sites where coal seams are thicker, wide and have a consistent coal profile with gentle dip. In longwall mining, large rectangular sections of coal are identified and removed in one continuous operation (Trueman et al. 2009). Basically, a panel, or block, of coal is created by driving a set of headings into the section of coal (panel) for a certain distance (typically 1.53 km long). These sets of headings are generally spaced at a distance of approximately 100250 m (330820 ft) apart, and are joined together to allow the longwall mining machine to work along the longwall face. The mechanised shearer runs along the face, cutting and removing the coal as the mine advances along the length of the headings.As the coal is being cut and dropped onto a chain conveyor, temporary hydraulic-powered roof supports automatically follow the direction of the shearer to hold up the roof while the coal is being extracted. These supports provide a safe working environment, and as the mine advances, so do the support jacks, and the roof area behind the face is allowed to safely collapse, forming an area known as the goaf. In the main roadways within the mine, for use by mine personnel, transportation of maintenance equipment, etc. roof bolts are placed in the ceiling to avoid collapse. Once the shearer has completed extracting the coal from the panel, it is moved to a new location, and repeats the process.This method of mining is more efficient than the room and pillar method, with recovery rates averaging approximately 75%. However, the equipment is more expensive and cannot be used in all ground conditions. These issues, among others, will be discussed further below.As mentioned at the beginning of this section, longwall mining is the predominant underground method of extracting coal within Australia, with approximately 70% of underground coal mines utilising the technique, all of which are in either New South Wales or Queensland. The method accounts for 89% of Australias total underground coal production (University of Wollongong 2006). It is a relatively recent introduction in Australia, with the first longwall mine being developed in 1963, however, there are currently 27 in operation including the Beltana, Metropolitan and Newstan coal mines in New South Wales, and the Crinium, Kestrel, Oaky North and Newlands Southern mines within Queensland.Kelly (1999) identified the fact that shear failure, rather than tensile, is the major failure mechanism in a number of Australian longwall mines monitored by the CSIRO since 1994. The failure has occurred further ahead of the retreating face than traditional geo-mechanics theory predicts and is considerably affected by the geological conditions of the site. Other factors influencing failure include goafing mechanics of previous block and pore water pressure.Hebblewhite (2003) introduced the concept of core geotechnical risks associated with longwall mining, that is: any risk associated with a major hazard or potential hazard that is an inherent feature of a generic mining method. Almost by definition, core risks cannot be totally eliminated, and must therefore be controlled and managed during the life of the mining method or system of work. The paper identified some major core geotechnical risks associated with longwall mining, and can be seen in Table 2.Table2 Core geotechnical risks associated with longwall miningHazardConsequenceSurface subsidenceDisturbance/damage to surface features (natural and man-made), and to sub-surface, such as aquifers.Face instability/periodic weightingLoss of face/roof control; production disruption; equipment damage; operator safety threatenedCaving hang upWindblasts (range of consequent safety implications); excessive pillar and face loading; unpredictable subsidenceStructural geology disruption to panel blocksProduction disruption and potential sterilisation of reserves leading to major economic impact; adverse face ground conditionsAbutment stresses on developmentAdverse conditions/potential failure in gate roads and chain pillarsRisks identified within Table 2 such as surface subsidence are inevitable and will occur on almost all longwall mine sites, and must be managed effectively, whilst others such as caving hang up causing air/wind blasts are avoidable if appropriate planning is undertaken and precautions followed.Certainly, the geotechnical suitability, issues and risks mentioned herein are not in any way the sole elements to consider when planning, developing or operating longwall mines. It is simply an identification and description of major factors involved within the longwall mining process. Other issues and business considerations following, relevant to specific sites, should also be taken into account when considering coal mining methods.Other issues and considerationsThe previous section describes geotechnical considerations relevant to longwall mining. The following section will consider other issues which may arise during longwall operations including safety, production, productivity, equipment size, make, etc. and options for mine layout. As each site is independent of another, it is difficult to recommend certain templates for selecting the mining method, however, it is the aim of this section to discuss what options are available and under what conditions they are best suited for, as well as common issues arising during the application of a particular method.The importance of productivity in all mining cannot be overlooked, and the main increases over the years have generally come from advancements in technology. One of the key factors over the past 20 years in making longwall productivity gains has been the evolution of larger longwall panels, made possible by technology advancements, upwards of 3,350 m in length by 320 m wide as opposed to typical lengths and widths in the mid-1980s of 1,525 and 180 m, respectively (Kvitkovich and Weisdack 2005).It is expected that longwall technology will continue to improve for a number of years, thus providing greater options for longwall unit selection, which ultimately has a great influence on productivity (Peng and Chiang 1984). In1992 for instance, longwall equipment was very diverse in size and capacity, as it still is today, with shearer power ranging from 150 to 1,080 kW, and face conveyor capacity running between 940 and 2,600 tonnes/h. These statistics demonstrate the various options available when purchasing longwall equipment, which will ultimately have a large influence on the costs and expected productivity of a project.Tasman Asia Pacific (Anon 1998) conducted an analysis on longwall mining in 1998 by comparing best practice performing longwall mines in the USA with a number of longwall mines operating within Australia. This analysis concluded that the average productivity of the Australian mines was approximately 25% less than that of the USA mines. The analysis was limited to the core mining operations of longwalls (shearing, roof support, transportation of the coal, labour and maintenance) and therefore, because the operating characteristics of the mines were fairly similar, estimated productivity gaps likely indicated differences in management and work practices. The results from this report indicate areas which typically affect productivity in longwall mines.The report identified the major differences between the Australian and USA longwall mines as: higher non-production times during shift changeover within Australian longwall mines, lower utilisation of shearers within Australian longwall mines, and geological differences.These results indicate key areas which, if focused upon and managed appropriately, can influence productivity levels within longwall mines.As can be seen from Fig. 3, Australian mines had much more non-production, or joining and leaving, time than the USA mines. It was noted that the distance travelled by employees from surface access point to mine face was very similar between the average participating United States and Australian mines. So, large difference in joining and leaving time cannot be explained by travel time (Anon 1998). It was suggested that the main cause of this difference was either different work practice or employee transportation system. The difference in these non-production times resulted in 40 minutes extra productivity per shift for the USA mines, proving that what may seem a small or almost insignificant factor can have a large bearing on the overall successfulness of a longwall mine.Fig.3 Non-production time in shifts at longwall mines (% of total shift time) (Anon 1998)Another major difference (see Fig. 4) stated from the report was a lower utilisation of shearers in Australian longwall mines.Fig.4 Utilisation and availability of shearers (Anon 1998)This utilisation difference was mainly attributed to mine planning, and again demonstrates a major issue to consider in order to maximise the production of a longwall mine. These major factors mentioned, obviously along with some other minor factors, identify issues to consider when developing or operating longwall mines. This of course does not include individual geological conditions or equipment selection. Figure 5 shows what effect these issues can have on cost per tonne if they are not managed properly.Fig.5 Total factor productivity and cost per tonne for longwall mines(index, USA coal = 100, cost $A) (Anon 1998)When comparing longwall mining to the other major underground method, room and pillar, it is interesting to note that, at least in the USA, higher labour productivity levels are obtained utilising the longwall method (Darmstadter 1997). This is due to a number of factors. First, longwall mining is much less labour intensive than room and pillar mining, which is largely due to the fact that the longwall operation is of a highly mechanised nature, where there is a significant degree of computerisation and continuity in the extraction process. This minimal labour intensive factor also has a second added bonus, that is, superior safety performance is generally achieved due to less personnel at the cutting face. Secondly, longwall mining utilises a continuously hauling conveyor system, whereas the room and pillar method employs a somewhat more labour intensive shuttle car system in conjunction with continuous miners. This characteristic is an important aspect of underground mining techniques to consider, particularly when one looks at the outcome of a 1995 study in the USA comparing the ratio of longwall to room and pillar labour productivity levels throughout various states and regions, as shown in Table 3 below.Table3 Ratio of longwall to room and pillar labour productivity levels, selected states and regions 19831993 (Darmstadter 1997)19831993Alabama1.061.33East Kentucky0.851.35Pennsylvania0.911.62Virginia0.731.01West Virginia1.140.97Illinois1.251.12West Kentucky-0.75Colorado0.841.54Appalachia0.981.10Illinois Basin1.191.00West1.111.51US0.981.19Source: EIA 1995b, pp. 3940 (West Kentucky had no longwall production in 1983) As shown from this, an overall ratio of almost 1.2 in favour of longwall mining suggests this method will generally obtain higher labour productivity levels as opposed to room and pillar.Room and pillar miningConventional room and pillar mining was the traditional technique used during underground mining up until approximately 40 years ago, when continuous mining was introduced into Australia. This new form of room and pillar mining eliminated the need for drilling and blasting, and was a much more efficient process, and as such, practically replaced the conventional room and pillar method.Although continuous room and pillar mining is the most common type of underground mining in the world, it plays second fiddle to the more economic longwall mining in Australia, with approximately twice as many underground mines utilizing this method as opposed to room and pillar (ABS