许疃煤矿0.9Mta新井设计 高瓦斯矿井瓦斯抽采技术发展
收藏
资源目录
压缩包内文档预览：(预览前20页/共142页)
编号：34894949
类型：共享资源
大小：7.50MB
格式：ZIP
上传时间：2019-12-20
上传人：遗****
认证信息
个人认证
刘**（实名认证）
湖北
IP属地：湖北
25
积分
- 关 键 词：
-
许疃煤矿0.9Mta新井设计
高瓦斯矿井瓦斯抽采技术发展
煤矿
0.9
Mta
设计
瓦斯
矿井
技术发展
- 资源描述：
-
许疃煤矿0.9Mta新井设计 高瓦斯矿井瓦斯抽采技术发展,许疃煤矿0.9Mta新井设计,高瓦斯矿井瓦斯抽采技术发展,煤矿,0.9,Mta,设计,瓦斯,矿井,技术发展
- 内容简介：
-
中国矿业大学2012届本科生毕业设计目录1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.2井田地质特征21.3煤层特征72 井田境界和储量102.1井田境界102.2矿井工业储量103 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限153.1矿井工作制度153.2矿井设计生产能力及服务年限154 井田开拓174.1井田开拓基本问题174.2矿井基本巷道275 准备方式带区巷道布置375.1煤层地质特征375.2带区巷道布置及生产系统395.3带区车场选型计算416 采煤方法446.1采煤工艺方式446.2回采巷道布置627 井下运输687.1概述687.2带区运输设备选择697.3大巷运输设备选718 矿井提升758.1矿井提升概述758.2主副井提升759 矿井通风及安全809.1矿井地质、开拓、开采概况809.2矿井通风系统的确定819.3矿井风量计算849.4矿井阻力计算909.5选择矿井通风设备979.6安全灾害的预防措施10010 设计矿井基本技术经济指标1021煤矿瓦斯抽采技术的发展1031. 1 煤矿瓦斯赋存条件1031. 2 瓦斯抽采的目的1031. 3 煤矿瓦斯抽采量1041. 4 煤矿瓦斯事故分析1042 煤矿瓦斯抽采理念的发展1062. 1 局部防突措施为主1062. 2 先抽后采1062. 3 抽采达标1062. 4 区域防突措施先行1073 煤矿瓦斯抽采指标、方法分类及选择1083. 1 瓦斯抽采指标1083. 2 瓦斯抽采方法分类1083. 3 瓦斯抽采方法选择1094 煤矿瓦斯抽采方法1114. 1 地面钻井采前抽采瓦斯1114. 2 被保护层采前抽采瓦斯1114. 3 井下本煤层采前抽采瓦斯1184. 4 井上下采中抽采瓦斯1214. 5 采后抽采瓦斯1234. 6 竖井揭煤前抽采瓦斯方法1234. 7 石门揭煤前抽采瓦斯方法1244. 8 煤矿瓦斯综合抽采方法1255 结 论126英语原文128MECHANISM AND CONTROL OF GROUND RESIDUAL DEFORMATION1281. INTROD UCTION1282. RUPTURE ROCK MASS STRUCTURE AND RESID UAL DEFORMATION CHARACTERIS TIC OVER LONGWALL GOAF129FIG. 1 RUPT URE ROCK MASSST RUCT URE OVER LONGWALL GOAF1293. TREATMENT OF RUPTURE ROCK MASS OF SHALLOW LONGWALL GOAF1304. DESIGNING MEASURES OF ANTI2DEFORM ATION STRUCTURE1315 .PROJECT INSTANCE1326. CONCL USIONS133中文译文134长壁开采采空区上部地表残余变形的机理与控制1341.导言1342.长壁采空区上岩石破碎结构与残余变形特性1343浅部采空破碎岩体的处理1354抵抗变形建筑物的设计措施1365工程实例1366.结论137致 谢139中国矿业大学2012届本科生毕业设计第139页1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置许疃矿位于安徽省宿州市西南部，地处蒙城县板桥镇某乡境内。其地理坐标为东经1164011645，北纬33213326。井田中心位置距东北方向的宿州市约37km，距西南方向的蒙城县约28km。井田东部有宿州至蒙城公路；京沪铁路、青阜铁路及京九铁路分别在井田外东、西部通过，青芦支线联接青阜铁路，井田距青芦支线上的任庄站9.3km。自京沪线宿县车站至各城市的距离为：徐州75km，北京886km，南京271km，上海574km。矿井交通位置见图1-1。图1-1 矿井交通位置图1.1.2地形、地貌井田内地势平坦，北部略高于南部，海拔标高在+24.5+26.5m之间，一般为+25.5m左右。1.1.3交通条件本井田位于淮北平原，地形平坦，矿区铁路专用线青芦支线在井田北约9km通过，本矿井铁路专用线在该支线的任庄站接轨，专用线长度9.3km已投入运营。宿（州）蒙（城）公路在井田的东部边界外通过，许（疃）赵（集）公路与其相连，本矿井进场公路接自许（疃）赵（集）公路，长度2.2km。故本矿井的交通运输较方便。1.1.4气候、地震本区属季风暖温带半湿润气候，春秋季多东北风，夏季多东东南风，冬季多北西北风。年平均风速3m/s，最大风速可达18m/s。年平均气温14.7，一月份最低可达-23.2，7月份最热可达41。年平均降雨量为750910mm，雨量集中在7、8两个月。无霜期208220天，冻结期一般在12月上旬至次年的2月中旬。根据安徽省地震局资料，本区历史上未发生过大的地震。按照建筑抗震设计规范（GB500112001）附录A我国主要城镇抗震设防烈度设计基本地震加速度和设计地震分组划分，本区地震烈度为6度。1.1.5水文情况井田南部外围仅有一条可通木船的北淝河，自西北流向东南，至怀远县流入淮河。一般水位低于地表。在井田北部外围，有一条自西向东流的懈河；在井田内有白马河及跃进河。井田范围内地面农灌沟渠较多，纵横交错，主要有：白马沟、玉亭沟、菜花沟、公益沟、双村沟、纲要沟等，组成农田排灌系统。1.1.6矿区经济概况许疃矿地处平原，土地肥沃，农作物生长良好，产量较高，农作物主要有小麦、玉米、大豆、棉花等。近几年乡镇企业发展迅速，某乡发展的乡镇企业有农机厂、木器厂、面粉加工厂、瓶盖厂等。主要建筑材料供应：钢材、水泥、木材供应充足；砖瓦主要由当地供应；石料主要由符离集供应；砂主要来源于嘉山县及山东滕州市，建筑材料供应渠道畅通。1.1.7水源、电源井田内新生界松散层第一、第三含水层上段埋藏深度浅，分布广，水量丰富，水质容易达到“饮用水卫生标准”。矿井工业场地及居住区的生活、生产、消防用水取自新生界一、三含水层。井下用水水质要求低于饮用水水质标准，选择用处理后的井下排水作为井下供水水源，水源充沛。矿井电源取自南坪集变电站，工业场地内已建成一座35kv变电所，S11-10000/35主变两台，已使用9年，电源是可靠的。1.2井田地质特征1.2.1井田煤系地层本井田煤系地层属石炭系、二迭系。根据井田内钻孔揭露的地层，自老至新叙述如下：1）奥陶系中下统老虎山-马家沟组（O2l-O1m）井田内揭露最大厚度117.22m，岩性为灰色、深灰色中厚厚层豹皮状白云质灰岩及灰岩，细晶质结构，方解石自形程度高。2）石炭系上统太原组（C3t）据706孔揭露，地层厚度133.49m，岩性由石灰岩，碎屑岩和薄煤层组成。共含8层灰岩，总厚6l.87m，占本组地层厚度的46.3%。上段一灰至六灰灰岩总厚40.46m，占该段厚度的65%。下段含两层灰岩，总厚21.41m，占该段厚度的49%，含薄煤层，位于灰岩下，不作为开采对象。3）二迭系下统山西组（P1s）位于骆驼脖子砂岩底板至太原组一灰顶界之间，厚度95130m，平均111m，由海陆交互相沉积的砂岩、砂泥岩互层、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含10、11两个煤层（组），其中101煤层在某断层以北厚度稳定，为可采煤层，在某断层以南出现大面积沉积缺失。112煤层较薄，为局部可采煤层。4）二迭系下统下石盒子组（P1xs）位于K3砂岩底板至骆驼脖子砂岩底板之间，厚度220260m，平均245m。由过渡相砂岩、砂泥岩互层、粉砂岩、铝质泥岩、泥岩和煤层组成。是本井田主要含煤地层，含4、5、7、8四个煤层（组），可采煤层为42、51、52、71、72、82六层。其中72、82煤层为本井田主采煤层，82煤层下的铝质泥岩为本区中部地层的重要标志层。5）二迭系上统上石盒子组（P2ss）位于K3砂岩底板以上，井田内揭露最大厚度644m。由过渡相陆相砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含1、2、3三个煤层（组），32煤层为本井田主采煤层，K3砂岩为本区上部地层重要标志层。6）下第三系（E）分布在井田南部及东南部，井田内揭露最大厚度492.59m。岩性由紫红色粉砂质胶结的砾岩及砖红色少量云母的粗砂和少量细砾组成。7）上第三系上新统（N2）地层厚度122315m，平均厚度245m。底部以残积坡物和洪积物为主，厚度063m，平均厚度20m，主要分布在71线以北。岩性为砾石、粘土砾石、砂砾、砂及粘土质砂，夹薄层粘土、砂质粘土及粘土夹砾石。中下部以湖相沉积的灰绿色、综红色粘土和砂质粘土为主。厚度85185m，平均140m。厚度大，可塑性好，膨胀性强，是井田内主要隔水层组。中上部多河湖相沉积的棕黄色、浅红色及灰白色细、中砂。顶部以综黄色及灰绿色粘土和砂质粘土为主，粘土可塑性强，分布稳定。8）第四系（Q）地层厚度64116m，平均厚度90m左右。更新统下部砂层与粘土或砂质粘土呈互层状，以河间阶地沉积物为主，平均厚度37m左右。更新统上部以土黄色、棕黄色粘土和砂质粘土为主，平均厚度22m左右。全新统平均厚度31m左右。下部以细粉砂、粉砂为主。中部在垂深2023m普遍含有一层厚12m的灰黑色富含腐植砂质粘土。上部在垂深35m为砂质粘土，富含钙质结核及锰铁质结核，为近代淮北平原的剥蚀面。近地表0.5m左右为褐黑色耕植土壤，在井田的西南部沉积有近代黄泛淤积的综红色粘土层，厚1m左右。矿井地质综合柱状图见图1-2。图1-2 矿井地质综合柱状图1.2.2井田地质构造区域构造最主要、最突出的形象是新华夏构造和淮阴弧形构造。该井田位于童亭背斜的南端，为走向南北，向东倾斜的单斜构造，地层倾角北缓南陡825，一般为816。童亭背斜又位于淮阴弧形构造的南部，背斜南端以板桥断层与东西走向的固镇蒙城凸起相接。由于该井田所处的特定位置，其构造成分必与区域构造相对应。1）褶曲邵于庄向斜位于井田东北界外，是五沟向斜的南延部分。于大庄背斜在邵于庄向斜东部，与向斜连成一个完整的起伏状态。本井田内，沿走向呈波状起伏，有两处较显著：一处在7275线之间5煤露头呈波状起伏，与临近煤层露头的走向不一致。虽经72-735、73-746、74-756孔查证，也未见断层。另据地震补勘资料，在73至76勘探线间，F6断层的尾部，在72煤层中发现了DF10、DF11、F24、DF12、DF13、DF14、DF15等断层。由于受断层作用，该地段地层产状发生较大变化在DF11、F24断层间呈现为反向的小褶曲。沿走向分别在70、72、74、76勘探线处形成小向斜，其间向背斜相互交替，小褶曲呈串珠状十分发育。另一处在6566线浅部，该段地层沿走向发生强烈扭曲，呈明显的向背斜形态，经636615八个钻孔及5条地震测线控制，它是受南北向的挤压和某断层的牵引作用所致。2）断层根据某井田精查地质报告，井田内共查出断层23条，其中正断层11条，逆断层12条。断层落差大于100m的5条，断层落差大于30m而小于100m的8条，断层落差小于30m的10条。从断层组合关系看，属于北东向的断层有8条，是由东西向的压应力挤压而成的压性断裂；属于北西西东西向的断层有10条，由东西向压应力而形成的张扭性和压扭性断裂；于第三系时有继承性活动，如板桥断层和某断层等。属于北西向的断层有4条，全为张扭性断裂。属于北东东向的断层只有F18一条，属张性断裂。根据国家能投计（1991）612号文件要求，为进一步查明该矿井首采区的小构造，淮北矿务局委托安徽省煤田地质局物探测量队进行地震补勘。补勘范围为：北起某断层，南至F11断层，东以F5断层为界，西至82煤层露头，面积约35km2。本次补勘全区共发现断点169个，利用断点134个，组合断层28条（包括补勘前发现的10条断层）。未能组合成断层的孤立断点35个，其落差均小于10m。28条断层中，正断层8条。控制可靠的断层21条，较可靠的6条，控制不足断层1条。本次补勘对以前发现的断层进行了进一步控制，修改了F15、F5-1断层，改变了F6断层的组合方式，F9根据钻探资料作为保留断层处理，其余6条断层与原来基本一致，新发现断层18条。从补勘结果来看，该区褶曲及断裂构造很发育，其特征及规律表现如下：（1）逆断层发育，以压性断裂为主且落差大，正断层少且落差小。（2）断层走向多数以北东向为主，且倾向南东，如F5、F6、F15走向北西以某断层和F11为代表。（3）补勘区北部断层相对较少，且表现为走向北西；南部断层相对较为发育，且现为走向北东。（4）煤层露头浅部和-800m深部断层较少，多数断层分布于井田深度的中部地段。（5）在地层产状变化的地段是褶曲加小断层。根据精查勘探和地震补勘的结果，本井田为一走向南北、向东倾斜的单斜形态，煤系地层沿走向呈舒缓状起伏，局部有伴生小断层的褶曲，地层倾角北缓南陡，已发现35条断层，未发现岩浆岩侵入。本井田构造复杂程度属于第二类中等构造。1.2.3井田水文地质特征1）各含、隔水层特征（1）本井田新生界松散层厚度292.84368.10m，一般厚度320340m，自北西向南东有逐渐增厚的趋势。根据新生界松散层的钻孔芯取电测井资料和岩相组合特征，自上而下划分为四个含水层（组）和三个隔水层（组）。其中第三隔水层（组），底板埋深292.4035420m，隔水层两极厚度57.30176.90m，一般厚度120m左右。中、上部以灰绿色、棕红色粘土和砂质粘土为主，质纯致密，可塑性好，膨胀性强；下部以粘士、砂质粘土、泥灰岩、钙质粘土为主，夹23层砂。该隔水层（组）可塑性好，膨胀性强，厚度大，分布稳定，隔水性能良好，能阻隔地表水及一、二、三含地下水与下部四含和基岩各含水层（段）地下水的水力联系，是井田内重要隔水层（组）。第四含水层（组），底板埋深292.40368.10m，含水层（组）厚度056.62m。一般厚度1015m左右。北部古潜山和西部、南部构造突起地段四含沉积缺失或沉积较薄，多为残积、坡积物，其岩性为砾石、粘土砾石、粘土夹砾石、砂砾、粘土、砂质粘土、钙质粘土等。在西北部沿五沟向斜向东南，构成了本井田天然进水通道，四含地下水自北西流向南东，在井田西北谷口附近及延至井田北部偏东形成谷口洪冲积物，该区段四含沉积最大厚度为56.62m。岩性为砾石、粘土质砾石、砂砾、粗砂、中砂、细砂、粉砂及粘土质砂，夹有粘土和砂质粘土。71线以北，据66-684孔及70-713孔抽水资料，q=0.1050.282L/ms，富水性中等。71线以南至77线，据74-756孔抽水资料q=0.0005L/ms，富水性弱。77线以南绝大部分缺失四含。（2）新生界下第三系“红层”含、隔水层（段），上段厚度150m左右，多为浅红色砂质泥质砾岩，为含水层，835孔在深339.67m处，曾发生严重漏水。中段厚度280m左右，以砖红色粉砂岩为主，隔水性良好。下段厚度约5060m，多为红色砂砾岩，钻进过程中未发生漏水，富水性较弱，在局部块段直接覆盖32、5、7煤层之上，对开采可能有影响。（3）二迭系主采煤层间大、隔水层（段），煤层岩层主要由砂岩、泥岩、粉砂岩、煤层组成。3煤顶板中细粒砂岩，裂隙较发育；3煤下6090m的K3砂岩局部裂隙发育。据718孔和74-753孔对K3砂岩抽水资料，q=0.0040.0062L/ms，富水性弱。煤顶板中砂岩和底部细砂岩局部裂隙较发育，据7211孔抽水资料q=0.025L/ms，富水性弱。34煤层（组）间砂岩裂隙水以储存量为主，补给水源不足。78煤顶、底板砂岩，局部裂隙较发育；据7015、68-672、73-746孔抽水资料，q=0.0090.294L/ms，富水性弱中等。以储存量为主，补给水源不足。10煤顶底板砂岩，据623孔抽水资料，q=0.0015L/ms，富水性弱。以上各含水层间以及与四含、太灰之间均有隔水层（段）。2）断层的富水性及导水性钻探揭露的破碎带充填物以泥岩、粉砂岩碎块为主，砂岩碎块次之，一般泥质胶结。钻孔揭露破碎带，均未发生漏水。据65663、7017、546和7216孔分别对某断层、F5、F6和F7断层抽水资料，q=0.00010.0093L/ms，T0.00382.93m2/d，k0.00010.017m/d。地质资料从断层破碎带岩性，简易水文和抽水试验资料，说明断层的富水性极弱，导水性差。根据生产矿井的实践经验，回采引起岩层移动，导致局部应力重新分布，极易使断层的导水性增强。未探明的地质构造，严重威胁矿井的安全生产。因此，施工及生产过程中还应从井下应力变化以及开采煤层引起的冒落裂隙带的实际情况，分析断层两盘岩性，采取必要的防水安全措施。3）矿井涌水量矿井主要充水因素是煤系地层砂岩裂隙水。松散层底部含水层应留设防水煤岩柱，其涌水量未计入矿井总涌水量内；巷道遇断层引起太灰水的突水量未计入矿井总涌水量。全矿井合计正常涌水量为550m/h，最大涌水量为650m/h。1.3煤层特征1.3.1可采煤层赋存特征二迭系煤系是本井田勘探对象，含10个煤层（组），自上而下编号为1、2、3、4、5、6、7、8、10、11煤层（组），含34层煤。其中可采煤层有：24、32、42、51、52、71、72、82、101、112共10层，煤层平均总厚15.79m。32、72、82煤层为主采煤层，平均总厚7.20m。42、51、52、71煤层属大部可采煤层。平均总厚4.56m。24、101、112煤层属局部可采煤层，平均总厚4.03m。24煤层平均厚0.72m，离32煤层较远（平均115m），112煤层平均厚度0.72m，离灰岩近（平均22m），精查地质报告列为暂不利用煤层。井田内可采煤层特征见表1-1。井田可采煤层情况分述如下：1）32煤层距24煤层平均115m，煤厚0.224.27m，平均2.22m。煤层结构较简单，以一层薄夹矸为主，个别孔夹矸增厚而分叉成二层独立煤层。该煤层为井田主采煤层，全区仅二个孔不可采，可采范围占全区99.2%。煤层顶板以泥岩为主，次为粉砂岩和砂岩。属较稳定煤层。2）42煤层距32煤层平均104m，煤厚02.18m，平均0.91m。煤层结构较简单，无夹矸者为主。井田的南部和北部有成片不可采区，可采范围占全区69.5%。煤层顶板以砂岩（南、北部）为主，次为泥岩和粉砂岩。属较稳定煤层。3）51煤层距42煤层平均78m，煤厚02.35m，平均1.19m。煤层结构较简单，一般在顶部有薄层炭质泥岩夹矸。中部、北部及南部靠近露头区有成片不可采区。可采范围占全区73.1%。煤层顶板以泥岩为主，其次为粉砂岩和砂岩。属较稳定煤层。4）52煤层距51煤层平均7m，煤厚02.94m，平均0.77m。煤层结构简单，南部有成片不可采区，其它为零星小块不可采区，可采范围占全区77.2%，煤层顶板以泥岩为主，次为粉砂岩和砂岩。属较稳定煤层。5）71煤层距52煤层平均58m，煤厚03.46m，平均l.69m。7煤组在分岔区为二层（71、72），东侧合并为一层（72），故71煤层仅位于井田北部和南部西侧。煤层结构较简单，无夹矸及具一层夹矸者占绝大多数，西部露头区有长条状不可采区，可采范围占全区89.4%，煤层顶板以砂岩，泥岩为主。属较稳定煤层。6）72煤层距71煤层平均13m，煤厚07.82m，平均3.0m。分岔区煤层薄且结构简单，合并区煤层厚且结构复杂。露头处有条带状不可采区，北部有片状不可采区，可采范围占全区81.6%。煤层顶板以砂岩为主，其次为粉砂岩和泥岩。属较稳定煤层。7）82煤层距72煤层平均19m，煤厚015.14m，平均9.0m。煤层结构较简单。当煤层具簿夹矸时，一般为83与82煤层合并，当夹矸增厚时则为分岔，导致83成为独立煤层。合并后煤层厚具一层夹矸，反之则薄或无夹矸。83煤层不稳定，常出现尖灭点，可采面积只有23%，在井田南部，82煤层有一条带状不可采区，可采范围占全区93.5%。煤层顶板以砂岩为主，其次为泥岩和粉砂岩。属较稳定煤层。8）101煤层只赋存于某断层以北，距82煤层平均97m，煤厚05.26m，平均2.59m，煤层结构较简单，有小片不可采区，可采范围为75.8%。煤层顶板以砂岩、泥岩为主，局部为粉岩砂。某断层以北可定为较稳定煤层。但在某断层以南由于沉降差异改变成煤环境而出现大面积缺失，从全井田衡量只能定为不稳定煤层。表1-1 可采煤层特征表煤层名称两极厚度平均厚度（m）煤层结构稳定程度煤层间距（m）320.22-4.272.22含夹矸12层，较简单较稳定，大部可采-420-2.180.91无夹矸为主，较简单较稳定，大部可采104510-2.351.19顶部有薄夹矸，较简单较稳定，大部可采78520-2.940.77无夹矸层，简单较稳定，大部可采7710-3.461.69无夹矸及一层夹矸为主，较简单较稳定，大部可采58720-7.823无夹矸，较简单较稳定，主要可采13820-15.149一层薄夹矸，较简单较稳定，主要可采191010-5.262.59无夹矸，较简单不稳定，大部可采971.3.2煤质本井田以肥煤为主，1/3焦煤次之，伴少量气煤和气肥煤。各煤精煤挥发分产率约为3037.5%，胶质层最大厚度多在2030mm之间，粘结性指数基本上都大于85%，属中等挥发分为主的强粘结煤种。32煤属高挥发分煤。各煤的原煤灰分产率多在1525%之间，中灰为主，并伴有少量低灰及富灰煤。各煤含硫量一般都小于1.0%（42煤除外），磷含量多小于0.01%（仅72和82煤略大于0.01）。属特低硫低硫、特低磷低磷为主的煤，同时亦伴少量中硫富硫煤。各煤的QfDT一般大于6400卡/g（2.7107J/kg），51和52略低，但仍大于6000卡/g（25107J/kg），都具有较高的热值。主要可采煤层的精煤回收率偏低，属难洗选煤。本井田之煤具有配煤炼焦、工业锅炉燃烧和气化等多种用途，但以配煤炼焦的优势最为明显，亦可兼作其它用途。1.3.3煤层开采技术条件1）主采煤层顶底板情况（1）72煤层72煤层直接顶为深灰色块状泥岩，局部为砂岩或炭质泥岩，厚度014.65m，平均厚度1.57m，局部见0.30.66m炭质泥岩伪顶；老顶为中细粒石英砂岩或砂质泥岩，厚度016.20m，平均4.84m；直接底板为灰深灰色块状泥岩，厚0.733.31m平均1.81m；上距71煤019.16m，下距82煤层9.2522.87m，平均15.31m。（2）82煤层82煤层层直接顶为灰深灰色细粉砂质或砂质泥岩，厚度1.7214.71m，平均厚度8.61m；老顶为粗细粒砂岩或砂质泥岩，厚度0.2514.02m，平均4.84m；直接底板为灰深灰色块状泥岩，厚0.745.79m平均1.85m，直接底下见一薄煤层或煤线（83煤层）；上距72煤9.2522.87m，平均15.31m；下距铝质泥岩标志层（K2）8.6521.10m，平均14.49m。2）瓦斯本井田瓦斯样瓦斯含量为0.0510.08mL/g，只82煤层有一个样沼气含量大于10mL/g，其余皆少于10mL/g。在煤系剖面上，浅部低于深部，上部煤层（32）低于深部煤层（72、82）。在平面上，某断层以北和76线（32煤层74线）以南低，中部区间为高。矿井相对瓦斯涌出量22m3/t，矿井属于高瓦斯矿井。3）煤尘及煤的自燃本井田各煤层均有煤尘爆炸危险。本井田各煤层基本上都属于有可能自燃发火不自燃发火。4）地温本井恒温带深度为30m，温度为16.4。平均地温梯度26.7/100m，平均增温率为37.29m/。本井田属于基底凹陷型的以地温正常为背景的水温和岩温平衡基地的一级高温区，局部为二级高温区。2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围某井田境界为：北以 F7断层为界；南以板桥断层为界；浅部以石炭系第一层石灰岩顶界面为界；深部以南以32煤层-850m水平地面投影线、某断层以北以F5断层为界。其地理座标为东经1164011645，北纬33213326。井田煤层赋存状况如图2-1所示。图2-1 井田煤层赋存状况示意图2.1.2开采界限可采煤层有：24、32、42、51、52、71、72、82、101、112共10层，煤层平均总厚15.79m。32、72、82煤层为主采煤层，平均总厚7.20m。42、51、52、71煤层属大部可采煤层。平均总厚4.56m。24、101、112煤层属局部可采煤层，平均总厚4.03m。24煤层平均厚0.72m，离32煤层较远（平均115m），112煤层平均厚度0.72m，离灰岩近（平均22m），精查地质报告列为暂不利用煤层。故本设计考虑将72、82煤层作为主采煤层。2.1.3井田尺寸井田东西走向长4.96.6km，南北倾向宽2.53.5km，井田面积约21.1km2。2.2矿井工业储量2.2.1储量计算基础1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2）根据煤炭资源地质勘探规范和煤炭工业技术政策规定：煤层最低可采厚度为0.70m，原煤灰分40%；3）依据国务院过函（1998）5号文关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井，硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层赋存较稳定，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。2.2.2矿井工业储量计算本矿井主采煤层为72、82煤，采用地质块段法计算工业储量。地质块段法就是根据煤层倾角和厚度大体一致的原则，将井田划分为若干块段，在圈定的块段范围内可用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量即为各块段储量之和。本井田划分为6个储量块，分块情况如图2-2所示。图2-2 块段划分示意图1）矿井地质资源量矿井地质资源量可由下式计算：(2-1)式中：Zz矿井地质资源量，Mt；mi第i块段煤层平均厚度，m；Si第i块段煤层平面面积，m2；煤的密度，1.41t/m3；Ai第i块段煤层的平均倾角，。将各参数代入式2-1，可得表2-1。故矿井地质资源储量为：356.31Mt。2）矿井工业储量根据钻孔布置，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%是经济的基础储量，30%是边际经济的基础储量，则矿井工业储量由下式计算：Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k (2-2)式中：Zg矿井工业储量，Mt；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，根据本矿实际条件取0.8。其中：Z111b=Zz60%70%=356.3160%70%=149.65MtZ122b=Zz30%70%=356.3130%70%=74.83MtZ2M11=Zz60%30%=356.3160%30%=64.14MtZ2M22=Zz30%30%=356.3130%30%=32.07MtZ333k=Zz10%80%=356.3110%80%=28.50Mt则矿井工业储量：Zg=149.65+74.83+64.14+32.07+28.50=349.19Mt表2-1 井田块段储量计算表块号平均倾角/平面面积/m2煤层面积/m2煤层平均厚度/m密度/tm-3储量/Mt1 8.02982192.263011499.97 12 1.4150.962 5.93232809.793250025.77 12 1.4154.993 11.34376303.584462816.81 12 1.4175.514 10.12792301.792836254.72 12 1.4147.995 8.93851037.253897969.32 12 1.4165.956 17.13440488.653599616.86 12 1.4160.91合计20675133.3221058183.45 356.312.2.3 矿井可采储量矿井设计资源储量按式（2-3）计算：式中：Zs矿井设计资源/储量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。按矿井工业储量的3%算。则： 矿井设计可采储量式中：Zs矿井设计可采储量；P1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0.85。则：（Mt）2.2.4工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积见表2-2。第5-22条规定：工业广场的面积为1.5平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为90万吨/年，所以取工业广场的尺寸为500m270m的长方形。煤层的平均倾角为10度，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-650m，该处表土层厚度为90m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留维护带，宽度为15m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-3。表2-2 工业场地占地面积指标井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上 1.0120-180 1.245-90 1.59-30 1.8表2-3 岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/m-650103、99040757565由此根据上述以知条件，画出如图2-3所示的工业广场保护煤柱的尺寸图2-3 工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为：由于两层煤，需算两个保护煤柱。由CAD量的两个梯形的面积分别是：823820.31m2和845477.83 m2 S7煤=926061.37/cos10=940347.36m2S8煤=951485.98/cos10=966164.18m2则：工业广场的煤柱量为：Z工=SMR式中： Z工工业广场煤柱量，万吨；S工业广场压煤面积，m2；M 煤层厚度，7煤3m，8煤9m；R煤的容重, 1.41t/m3。则： Z7煤=940347.3631.4110-4=397.77(万吨)Z8煤=966164.1891.4110-4=1226.06(万吨)Z工=397.77+1226.06=1623.83(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中规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明，确定本矿井设计生产能力按年工作日330d计算，三八制作业（两班生产，一班检修），每日两班出煤，净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限1).矿井设计生产能力因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部无较大断层，比较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为0.9Mt/a。2).井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核。（1）矿井开采能力校核本矿72煤层为中厚煤层，82煤层为厚煤层，煤层平均倾角为10，地质构造简单，赋存较稳定，但矿井瓦斯含量及涌水相对较大，工作面长度不宜过大，单工作面掘进就可以满足矿井的设计能力。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井为中型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对6吨底卸式提升箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一律用带式输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。（3）通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性瓦斯含量相对较高，属于高瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用对角式通风，矿井达产初期对首采只需先建一个风井即可满足矿井的通风需求，后期再建一个风井，可以满足整个矿井通风的要求。本井田内存在若干小断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。（4）储量条件校核井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(AK) （3-1）其中：T -矿井的服务年限，年； Zk-矿井的可采储量，265.55Mt； A -矿井的设计生产努力， 90万吨/年； K -矿井储量备用系数，取1.4。则： T=265.55100/（901.4） =210.75（年）既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。5）第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，矿井是单水平上下山开采，水平在-650m，水平服务年限即为全矿井服务年限，为210.75年。即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。表3-1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角45600及以上7035300-5006030120-240502520 1545-90402015 154 井田开拓4.1井田开拓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。这些开拓巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究：1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2）合理确定开采水平的数目和位置；3）布置大巷及井底车场；4）确定矿井开采顺序，做好开采水平的接替；5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。4）必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6）根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1确定井筒（硐）形式、数目、位置及坐标1）井筒（硐）形式的确定井筒（硐）形式是井田开拓方式中最重要的指标，井筒（硐）形式一般有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。各形式井筒（硐）的优缺点及适用条件如下：（1）平硐开拓运输环节和设备少、系统简单、费用低；工业设施简单；井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用；施工条件好，掘进速度快，加快建井工期；煤炭损失少。但平硐开拓受地形埋藏条件限制，只适用于地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且有便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。（2）斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长，提升深度有限，辅助提升能力小；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。适用于井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。（3）立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。煤层埋藏深、表土厚或水文条件复杂，井筒需特殊施工；对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。本井田主采煤层72、82煤层倾角大部分617o，局部稍大，但也在20o以下。新生界表土层厚度平均90m，矿井水文地质条件中等偏复杂，涌水量较大，因而不适宜斜井开拓。井田地表地形较为平坦，无太大起伏，因而不适宜平硐开拓。综上，本矿井需采用立井开拓。2）井筒数目的确定矿井生产前期（大约前25年），在工业广场内开掘一回风立井，即前期采用中央并列式。到后期矿井生产进入东、西两翼之后，由于通风阻力增大，故在两翼各开掘一回风立井，以满足后期开采需要。3）井筒位置的确定井筒位置的确定原则：（1）工业场地应尽量靠近地质构造简单、块段完整且储量丰富的块段，以利于首采带区位置选择和首采工作面布置，并尽量减少初期工程量，减少投资，缩短建井工期；（2）工业场地尽量避开村庄、道路、沟渠等；（3）井筒、井底车场尽量避开断层、陷落柱等构造带；（4）井底车场巷道特别是主要硐室的岩性要好；（5）工业场地尽量少压煤，特别是少压开采条件较好的煤；（6）井位的确定兼顾分区划分的合理性；（7）工业场地尽量布置在开阔地带，并尽量靠近已有的公路及铁路，尽量减少铁路、公路、供电线路的长度，以降低工程造价；4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中央。工业场地的形状和面积：根据表2-2工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为0.135km2，形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为500m，宽为270m。4.1.3开采水平的确定及带区、采区的划分开采水平划分的依据：1）是否有合理的阶段斜长；2）阶段内是否有合理的分带、区段数目；3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；4）要使水平高度在经济上合理。本井田主采煤层为72、82煤，其最高标高为-350m，井田东南部82煤标高最低，其最低开采标高为-850m，故井田内煤层的赋存垂高最大为500m。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200350m。如果采用上山开采，一个水平服务一个阶段，因此，水平垂高也为200350m；如果采用上下山开采，一个水平服务两个阶段，水平垂高为400700m。因此，本矿井即可采用单水平上下山开采，也可采用两水平上山开采。72、82煤煤层倾角很小，且较平缓，都在100左右。故整个井田都可以采用带区式布置，但由于东北部断层的影响，故井田东北部采用采区式布置。4.1.4开拓方案比较1）提出方案根据以上分析及矿井的实际情况，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分别如图4-1图4-4所示。方案一：立井单水平开拓，井田西部和东南部采用带区式布置 ，水平设置在-650m，轨道大巷和运输大巷均为岩石大巷，布置在82煤层底板下，通风方式采用中央并列式通风，如图4-1所示。方案二：立井单水平开拓，井田西部和东南部采用带区式布置 ，水平设置在-650m，东北部采用采区式布置，轨道大巷和运输大巷均为岩石大巷，布置在82煤层底板下，通风方式采用两翼对角式通风 ，即风井布置在井田南北翼边界，如图4-2所示。方案三：立井两水平上山式开拓，第一水平布置在-650m，布置岩石大巷，采用条带式布置；第二水平布置在-850m，采用采区式布置，如图4-3所示。方案四：立井两水平暗斜井延伸式开拓，第一水平布置在-650m，布置岩石大巷，采用条带式布置；第二水平布置在-850m，用采区式布置，如图4-4所示。2）技术比较以上提出的四种方案中，方案一与方案二的区别在于通风方式的不同。方案一采用中央并列式通风方式，中央并列式的优点是工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱小。缺点是通风线路长，通风阻力大，井下漏风多。方案二采用两翼对角式通风，风井设立在井田南北两翼，此种方式通风线路短，带区通风方便，通风阻力小，适用于高瓦斯矿井，但投产时间较长，东西风井还需设置保护煤柱。考虑到本矿井为高瓦斯矿井，为适应通风需要，故方案二优于方案一。方案三与方案四的区别在二水平开拓时，是采用立井延伸还是采用暗斜井延伸。采用立井提升优点是提升能力大，矿井延深在条件允许时，增加的设备较少；但施工条件差，施工速度慢，开拓维护费用高。采用斜井提升时，施工速度快，费用低。考虑到方案一减少了运煤环节，减少了运输距离，胶带运输适用倾角不大的斜井，方案四优于方案三。方案一 立井单水平(中央并列式通风)图4-1方案二 立井单水平(两翼对角式通风)图4-2方案三 两水平立井延伸图4-3方案四 两水平暗斜井延伸图4-43）粗略经济比较四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此把相近的一、二方案和三、四方案先分开分别进行粗略的经济比较，选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。各方案的粗略估算费用表见表4-1表4-4。表4-1 方案一粗略估算费用表项目数量/m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段9018826.6169.4735.2基岩段6508705.1565.8副井开凿表土段9018826.6169.4735.2基岩段6508705.1565.8风井表土段9018826.6169.4735.2基岩段6508705.1565.8井底车场岩巷10002919.9292.0292.0运输大巷岩巷65142919.91902.01902.0轨道大巷岩巷65142919.91902.01902.0回风大巷岩巷65142919.91902.01902.0小计/万元8203.6生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.2265550.6231.631764.0大巷运输1.2265553.4170.3538110.1排水涌水/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元h-1m-3费用/万元5508760210.750.440615.7小计/万元110489.8合计/万元118693.4表4-2 方案二粗略估算费用表项目数量/m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段9018826.6169.4735.2基岩段6508705.1565.8副井开凿表土段9018826.6169.4735.2基岩段6508705.1565.8风井表土段90*218826.6388.31520.0基岩段650*28705.11131.7井底车场岩巷10002919.9292.0292.0运输大巷岩巷65142919.91902.01902.0轨道大巷岩巷65142919.91902.01902.0回风大巷岩巷65142919.91902.01902.0小计/万元8988.4生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.2265550.6231.631764.0大巷运输1.2265553.4170.3538110.1排水涌水/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元h-1m-3费用/万元5508760210.750.440615.7小计/万元110489.8合计/万元119478.2表4-3 方案三粗略估算费用表项目数量/m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段9018826.6169.4909.3基岩段8508705.1739.9副井开凿表土段9018826.6169.4909.3基岩段8508705.1739.9风井表土段9018826.6169.4909.3基岩段8508705.1739.9石门岩巷14772919.9431.3431.3井底车场岩巷1000*22919.9584.0584.0运输大巷岩巷111432919.93253.73253.7轨道大巷岩巷111432919.93253.73253.7回风大巷岩巷111432919.93253.73253.7小计/万元13504.3生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.2265550.9631.649099.1大巷运输1.2265557.5190.3583860.2排水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元h-1m-3费用/万元5508760210.750.440615.7小计/万元173575.0 合计/万元187079.3表4-4 方案四粗略估算费用表项目数量/m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段9018826.6169.4735.2基岩段6508705.1565.8副井开凿表土段9018826.6169.4735.2基岩段6508705.1565.8风井表土段9018826.6169.4735.2基岩段6508705.1565.8暗斜井岩巷11683495.0408.2408.2石门岩巷3372919.998.498.4井底车场岩巷1000*22919.9584.0584.0运输大巷岩巷111432919.93253.73253.7轨道大巷岩巷111432919.93253.73253.7回风大巷岩巷111432919.93253.73253.7小计/万元13057.3生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.2265550.6231.631764.0暗斜井提升1.2265550.340.424550.5大巷运输1.2265557.5190.3583860.2排水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元h-1m-3费用/万元5508760210.750.440615.7小计/万元160790.4合计/万元173847.7以上四个方案的粗略比较汇总见表4-5。表4-5 四方案粗略比较汇总方案方案一方案二方案三方案四基建费用/万元8203.68988.413504.313057.3生产费用/万元110489.8110489.8173575.0160790.4合计/万元118693.4119478.2187079.3173847.7百分比100%100.66%157.62%146.47%通过粗略经济比较可以得知：（1）方案一与方案二差别较小，具体使用哪种通风方式需进行详细方案比较；（2）方案三与方案四差别较大，所以在两水平开拓中，暗斜井延伸比立井延伸要好；（3）通过方案一、二与方案四的比较可知，单水平开拓优于两水平开拓，故排除方案三、四。（4）详细经济比较方案一与方案二的详细经济比较见表4-6、表4-7表4-6 方案一详细估算费用表项目数量/m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段9018826.6169.4735.2基岩段6508705.1565.8副井开凿表土段9018826.6169.4735.2基岩段6508705.1565.8风井表土段9018826.6169.4735.2基岩段6508705.1565.8井底车场岩巷10002919.9292.0292.0运输大巷岩巷65142919.91902.01902.0轨道大巷岩巷65142919.91902.01902.0回风大巷岩巷65142919.91902.01902.0小计/万元8203.6生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.2265550.6231.631764.0大巷运输1.2265553.4170.3538110.1排水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元h-1m-3费用/万元5508760210.750.440615.7大巷维护1.2大巷长度/m大巷数量基价/元2692.1651431148通风费用1.2线路长度479.59749.813028小计/万元113931.7合计/万元122135.3表4-7 方案二详细估算费用表项目数量/m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段9018826.6169.4735.2基岩段6508705.1565.8副井开凿表土段9018826.6169.4735.2基岩段6508705.1565.8风井表土段90*218826.6388.31520基岩段650*28705.11131.7井底车场岩巷10002919.9292.0292.0运输大巷岩巷65142919.91902.01902.0轨道大巷岩巷65142919.91902.01902.0回风大巷岩巷65142919.91902.01902.0小计/万元8988.4生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.2265550.6231.631764.0大巷运输1.2265553.4170.3538110.1排水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元h-1m-3费用/万元5508760210.750.440615.7大巷维护1.2大巷长度/m大巷数量基价/元2692.1651431148通风费用1.2线路长度479.59374.96514小计/万元113556.8合计/万元122545.2两种开拓方案的费用汇总见表4-8。表4-8 方案一和方案二的费用汇总方案方案一方案二项目费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%基建费8203.6100%8988.4109.57%大巷维护费2692.1100%2692.1100%通风费749.8100%374.950%总费用122135.3100%122545.2100.34%由表4-8可知，虽然方案一的前期基建费用低，但是生产经营费用比方案二要高。而且从技术比较上可以看出中央并列式通风虽然在前期投入上较少，但很难满足高瓦斯矿井的通风需要，后期通风线路较长且较复杂，相对而言两翼对角式通风线路简单，适于本矿井的地质条件。因此，综合技术比较、粗略和详细的经济比较所得出的结论，可确定选择方案二，即立井单水平开拓，西翼和东南部采用全带区布置，东南部采用采区式布置，通风方式采用两翼对角式通风，于南、北两翼各布置一个风井，轨道大巷、运输大巷和回风大巷都布置在82煤层底板岩石中。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由上一节确定的开拓方案可知，主、副井都为立井，矿井生产前期通风方式为中央并列式，在井田中央设置中央风井，一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种。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、副井及风井均采用圆形断面。1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为5.0m，净断面积19.63m2，井筒内装备一对6t底卸式箕斗，井壁采用钢筋混凝土支护，表土段井壁厚900mm，基岩段井壁厚400mm。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。主井井筒断面如图4-4所示，主要参数见表4-11。2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6m，净断面积为28.27m2，井筒内装备一对1t矿车双层四车加宽罐笼，井壁采用钢筋混凝土支护，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。副井井筒断面如图4-5所示，主要参数见表4-12。3）风井中央风井位于矿井中央上边界保护煤柱内，两翼风井分别位于井田两翼，各备有安全出口。三个风井均采用圆形断面，井筒净直径5.0m，净断面积为19.63m2，采用钢筋混凝土支护方式。风井井筒断面如图4-5所示，主要参数见表4-9。图4-5主井断面图表4-9 主井井筒主要参数特征表 井型0.9Mt/a提升容器2对6t底卸式箕斗 井筒直径5.0m 井深710m井筒支护钢筋混凝土井壁表土段井壁厚900mm基岩段井壁厚400mm 净断面积19.63m2基岩段毛断面积26.42m2表土段毛断面积36.32m2图4-6副井断面图表4-10副井井筒主要参数特征表 井型0.90Mt/a提升容器1.5t矿车双层四车加宽罐笼1对 井筒直径6m 井深680m井筒支护钢筋混凝土井壁表土段井壁厚1000mm基岩段井壁厚450mm 净断面积28.27m2基岩段毛断面积37.39m2表土段毛断面积50.26m2图4-7风井断面图表4-11 风井井筒主要参数特征表 井型0.9Mt/a 井筒直径5.0m 井深650m 净断面积19.63m2基岩段毛断面积26.42m2表土段毛断面积26.42m24.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由胶带机运输至井底煤仓，再由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，再由蓄电池电机车（前期）牵引至各工作区域；矸石运至井底车场，换用矿车经副井罐笼运至地面。1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业矿井设计规范（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。根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系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，大巷运煤采用胶带输送机。井下矸石、大巷材料及设备辅助运输采用蓄电池电机车牵引固定式矿车。井底车场平面布置示意图如图4-8所示。图4-8井底车场1主井；2副井；3轨道运输大巷；4胶带机运输大巷；5井底煤仓；6胶轨联巷；7内外水仓； 8中央水泵房；9中央变电所；10医疗室；11等候硐室；12胶带机机头硐室； 2）运输牵引方式井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1 t固定箱式矿车，型号为MG1.1-6C，外形尺寸（长宽高）20008801150（mm），所以一列车的长度L=200020mm=40m，又考虑到机车的长度，调车线长度应稍大于401.5=60m，故取80m。3）调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓；矸石列车在副井重车线机车分离以后，牵引车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场；材料的运行路线与矸石空车相同。4）硐室（1）主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为3181.8t，所以需要煤仓容量为477.27t，设置一个直径为6m，高20m的圆形直立煤仓，总容量约796.9t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。（2）副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。煤矿安全规程（2010年版）第二百八十条规定：正常涌水量在1000m3/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常用水量。本矿井正常涌水量为550m3/h，最大涌水量为650m3/h，所需水仓的容量为：V8650=5200m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为：V0=SL (4-1)式中：V0水仓容量，m3；S水仓有效断面积，10m2；L水仓长度m。代入数据得：V0=10620=6200m3由上面计算可知：V0V，故设计的水仓容量满足要求。（3）其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、柴油机齿轨机车加油维修间、柴油机齿轨机车车库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。4.2.3主要开拓巷道1）运输大巷此巷内采用钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，断面需要满足一定的要求，不设专用人行道。运输大巷的断面如图4-9所示，运输大巷特征见表4-13，运输大巷每米材料消耗量见表4-14。2）轨道大巷轨道大巷为一条双轨巷道，并作进风巷使用，设人行道。轨道大巷的断面如图4-10所示，轨道大巷特征见表4-15，轨道大巷每米材料消耗量见表4-16。3）回风大巷回风大巷的断面如图4-11所示。1:50100100440037501300115010871038011001003002100140035001504200图4-9胶带运输大巷表4-13 巷道特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚 杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm锚固形式外露长度/mm间排距/mm长度/mm直径/mm14.415.444003750100树脂 100 80022002013.6表4-14胶带大巷每米工程量及材料消耗量表围岩类别计算掘进工程量/m3 每米巷道材料消耗量粉刷面积/m2巷道墙脚锚杆数量/根喷射材料/m3金属网/m2药卷数量/个托板铁/kg15.50.04 13.8 1.209.85 3117.239.6120022003101:5010605803001060100210014003500150420010044003750图4-10轨道大巷表4-15 巷道特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚 杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm锚固形式外露长度/mm间排距/mm长度/mm直径/mm14.415.444003750100树脂10080022002013.6表4-16轨道大巷每米工程量及材料消耗量表围岩类别计算掘进工程量/m3 每米巷道材料消耗量粉刷面积/m2巷道墙脚锚杆数量/根喷射材料/m3金属网/m2药卷数量/个托板铁/kg15.50.04 13.8 1.20 9.85 3117.239.61002100140035001504200100100440037501:50图4-11回风大巷表4-17 巷道特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚 杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm锚固形式外露长度/mm间排距/mm长度/mm直径/mm14.415.444003750100树脂10080022002013.6表4-18胶带大巷每米工程量及材料消耗量表围岩类别计算掘进工程量/m3 每米巷道材料消耗量粉刷面积/m2巷道墙脚锚杆数量/根喷射材料/m3金属网/m2药卷数量/个托板铁/kg 15.5 0.04 13.8 1.209.853117.239.65 准备方式带区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1带区位置考虑到缩短建井工期，尽快使矿井投产，本矿井设计首采带区（北一带区）位于井田北部，距离工业广场近，大巷掘进的同时就可以同时进行带区的巷道布置。5.1.2带区煤层特征带区所采煤层为72、82煤层，72煤厚07.82m，平均3.0m。分岔区煤层薄且结构简单，合并区煤层厚且结构复杂。露头处有条带状不可采区，北部有片状不可采区，可采范围占全区81.6%。煤层顶板以砂岩为主，其次为粉砂岩和泥岩。属较稳定煤层；82煤厚度1.7214.71m，平均厚度9.0m；老顶为粗细粒砂岩或砂质泥岩，厚度0.2514.02m，平均4.84m；直接底板为灰深灰色块状泥岩，厚0.745.79m平均1.85m，直接底下见一薄煤层或煤线（83煤层）；上距72煤9.2522.87m，平均15.31m；下距铝质泥岩标志层（K2）8.6521.10m，平均14.49m。本井田瓦斯样瓦斯含量为0.0510.08mL/g，只82煤层有一个样沼气含量大于10mL/g，其余皆少于10mL/g。在煤系剖面上，浅部低于深部，上部煤层（32）低于深部煤层（72、82）。在平面上，某断层以北和76线（32煤层74线）以南低，中部区间为高。矿井相对瓦斯涌出量22m3/t，矿井属于高瓦斯矿井。本井田各煤层均有煤尘爆炸危险，各煤层基本上都属于有可能自燃发火-不自燃发火。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况72煤层直接顶为深灰色块状泥岩，局部为砂岩或炭质泥岩，厚度014.65m，平均厚度1.57m，局部见0.30.66m炭质泥岩伪顶；老顶为中细粒石英砂岩或砂质泥岩，厚度016.20m，平均4.84m；直接底板为灰深灰色块状泥岩，厚0.733.31m平均1.81m；82煤层层直接顶为灰深灰色细粉砂质或砂质泥岩，厚度1.7214.71m，平均厚度8.61m；老顶为粗细粒砂岩或砂质泥岩，厚度0.2514.02m，平均4.84m；直接底板为灰深灰色块状泥岩，厚0.745.79m平均1.85m。5.1.4水文地质1）各含、隔水层特征（1）本井田新生界松散层厚度292.84368.10m，一般厚度320340m，自北西向南东有逐渐增厚的趋势。根据新生界松散层的钻孔芯取电测井资料和岩相组合特征，自上而下划分为四个含水层（组）和三个隔水层（组）。其中第三隔水层（组），底板埋深292.4035420m，隔水层两极厚度57.30176.90m，一般厚度120m左右。中、上部以灰绿色、棕红色粘土和砂质粘土为主，质纯致密，可塑性好，膨胀性强；下部以粘士、砂质粘土、泥灰岩、钙质粘土为主，夹23层砂。该隔水层（组）可塑性好，膨胀性强，厚度大，分布稳定，隔水性能良好，能阻隔地表水及一、二、三含地下水与下部四含和基岩各含水层（段）地下水的水力联系，是井田内重要隔水层（组）。第四含水层（组），底板埋深292.40368.10m，含水层（组）厚度056.62m。一般厚度1015m左右。北部古潜山和西部、南部构造突起地段四含沉积缺失或沉积较薄，多为残积、坡积物，其岩性为砾石、粘土砾石、粘土夹砾石、砂砾、粘土、砂质粘土、钙质粘土等。在西北部沿五沟向斜向东南，构成了本井田天然进水通道，四含地下水自北西流向南东，在井田西北谷口附近及延至井田北部偏东形成谷口洪冲积物，该区段四含沉积最大厚度为56.62m。岩性为砾石、粘土质砾石、砂砾、粗砂、中砂、细砂、粉砂及粘土质砂，夹有粘土和砂质粘土。71线以北，据66-684孔及70-713孔抽水资料，q=0.1050.282L/ms，富水性中等。71线以南至77线，据74-756孔抽水资料q=0.0005L/ms，富水性弱。77线以南绝大部分缺失四含。（2）新生界下第三系“红层”含、隔水层（段），上段厚度150m左右，多为浅红色砂质泥质砾岩，为含水层，835孔在深339.67m处，曾发生严重漏水。中段厚度280m左右，以砖红色粉砂岩为主，隔水性良好。下段厚度约5060m，多为红色砂砾岩，钻进过程中未发生漏水，富水性较弱，在局部块段直接覆盖32、5、7煤层之上，对开采可能有影响。（3）二迭系主采煤层间大、隔水层（段），煤层岩层主要由砂岩、泥岩、粉砂岩、煤层组成。3煤顶板中细粒砂岩，裂隙较发育；3煤下6090m的K3砂岩局部裂隙发育。据718孔和74-753孔对K3砂岩抽水资料，q=0.0040.0062L/ms，富水性弱。煤顶板中砂岩和底部细砂岩局部裂隙较发育，据7211孔抽水资料q=0.025L/ms，富水性弱。34煤层（组）间砂岩裂隙水以储存量为主，补给水源不足。78煤顶、底板砂岩，局部裂隙较发育；据7015、68-672、73-746孔抽水资料，q=0.0090.294L/ms，富水性弱中等。以储存量为主，补给水源不足。10煤顶底板砂岩，据623孔抽水资料，q=0.0015L/ms，富水性弱。以上各含水层间以及与四含、太灰之间均有隔水层（段）。2）断层的富水性及导水性钻探揭露的破碎带充填物以泥岩、粉砂岩碎块为主，砂岩碎块次之，一般泥质胶结。钻孔揭露破碎带，均未发生漏水。据65663、7017、546和7216孔分别对某断层、F5、F6和F7断层抽水资料，q=0.00010.0093L/ms，T0.00382.93m2/d，k0.00010.017m/d。地质资料从断层破碎带岩性，简易水文和抽水试验资料，说明断层的富水性极弱，导水性差。根据生产矿井的实践经验，回采引起岩层移动，导致局部应力重新分布，极易使断层的导水性增强。未探明的地质构造，严重威胁矿井的安全生产。因此，施工及生产过程中还应从井下应力变化以及开采煤层引起的冒落裂隙带的实际情况，分析断层两盘岩性，采取必要的防水安全措施。3）矿井涌水量矿井主要充水因素是煤系地层砂岩裂隙水。松散层底部含水层应留设防水煤岩柱，其涌水量未计入矿井总涌水量内；巷道遇断层引起太灰水的突水量未计入矿井总涌水量。全矿井合计正常涌水量为550m/h，最大涌水量为650m/h。5.1.5地质构造带区内地质构造简单，煤层起伏不大，煤层平均倾角为7。且区域内没有较大的断层和褶曲构造，故属于地质条件简单的区域。5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1带区准备方式的确定带区准备方式优点，不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘带区平巷、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度可保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果显著，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面，都有显著提高和改善。5.2.2带区巷道布置（1）区段要素首采带区为北一带区，位于井田最北部，西以井田边界煤柱为界，东以大巷煤柱为界，南、北以人为划定的带区分界为界。其东西长约为1540m，南北长约为2430m。带区划分为12个分带。工作面长200m，两条回采巷道共10m宽，回采巷道间不留煤柱，每个分带宽210m。（2）带区回采巷道布置及通风方式为了提高工作面回采率，防止煤层自然发火，回采工作面运输、轨道斜巷均采用无煤柱护巷布置方式。本设计72煤层按沿空留巷方式布置斜巷，采取U型通风方式，即轨道运输大巷进新鲜风流，工作面回风运料斜巷回风，污风流经回风大巷由风井排出。（3）开采顺序首采带区为北一带区，然后依次采西二、南四带区，北一、西二、南四带区由带区边界划分，且各带区间留带区煤柱15m。（4）带区运输带区内各分带的运输斜巷铺设B=1200mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，辅助运输采用矿车运输，矿车经轨道运输大巷由蓄电池电机车运到辅助运输斜巷，然后由无极绳绞车运至工作面。5.2.3带区生产系统（1）运煤系统工作面分带运输斜巷带区煤仓胶带机运输大巷井底煤仓主井地面运煤系统路线图如图5-2-1所示。（2）辅助运输系统地面副井井底车场轨道运输大巷材料斜巷煤层甩车道分带轨道斜巷工作面。辅助运输系统路线图如图5-2-1所示（3）通风系统72101工作面的风流路线为：副井井底车场轨道运输大巷材料斜巷煤层甩车道工作面分带轨道斜巷工作面工作面分带运输斜巷行人回风斜巷回风大巷北翼风井通风系统路线图如图5-2-1所示。（4）排矸系统工作面工作面分带轨道斜巷材料斜巷轨道运输大巷井底车场副井地面（5）工作面供电系统地面变电站副井中央变电所轨道运输大巷工作面分带运输斜巷工作面。（6）排水系统工作面工作面分带轨道斜巷轨道运输大巷井底水仓副井地面。图5-2-1带区生产系统图5.2.4带区生产能力及采出率1）带区生产能力带区生产能力是指单位时间内带区内同时生产的采煤工作面和掘进工作面产煤及带区生产系统能够保证的能力，一般以万t/a表示。由于3 m综采工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。（1）工作面生产能力计算工作面长度200m，煤层厚度3.0m，采煤机截深0.6m，工作面采用“三八”制工作制度。双向割煤，每刀进尺0.6m，往返一次割两刀，即一个循环，每日共完成6个循环。每年生产330天。工作面生产能力按下式计算： A0=330HCLan10-6 (5-1)式中： A0工作面采煤机生产能力，Mt/a；H采煤机割煤高度，3.0m；C工作面采出率，取0.95；煤的密度，1.41t/m3；L工作面长度，200m；a采煤机截深，0.6m；n工作面昼夜进刀次数，取6次。把数据代入5-1得：A0=3303.00.951.412000.6610-6 =0.95Mt/a（2）带区生产能力计算带区生产能力按下式计算： A=K1K2A0 (5-2)式中：A带区生产能力，Mt/a； K1工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，因此取1；K2带区内掘进出煤系数，取1.1；A0工作面年生产能力，0.95Mt/a。把数据代入5-2得：A=11.10.95=1.05Mt/a矿井设计井型为0.9Mt/a，首采带区生产能力为1.05Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。2）带区采出率带区内留设有煤柱，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、分带隔离煤柱损失，还有其它不可预知的煤炭资源损失，因此带区实际采出煤量低于带区工业储量。带区实际采出煤量与带区工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：带区采出率=（带区工业储量-开采损失）/带区工业储量100%北一带区工业储量为：1507.32万t。北一带区实际采出煤量为：1359.15万t;则：带区采出率=1359.15/1507.32100%=90.17%根据煤炭工业矿井设计规范（2005年版）规定：厚煤层带区采出率不低于0.75，中厚煤层带区采出率不低于0.8，薄煤层带区采出率不低于0.85。设计首采带区采出率为0.9017，符合规定。5.3带区车场选型计算5.3.1带区车场的形式本设计带区煤层运料斜巷通过带区下部车场与轨道大巷相连接，除了带区下部车场，带区内没有其它车场。带区下部车场采用顺向平车场，如图5-2所示，通过提升绞车提升，绞车房独立通风，并设置风窗调节风量；分带轨道斜巷内采用无极绳绞车牵引矿车进行辅助运输。图5-2 带区材料车场13东翼回风大巷；14绞车房；15绞车房通风道；16材料斜巷；1782煤层中的甩车道；2172煤层中的甩车道5.3.2带区车场的调车方式装满设备和材料的矿车或材料车由电机车牵引从轨道大巷进入带区车场。在带区车场下部停车线上，矿车与电机车脱钩，矿车和材料车通过提升绞车提至平车场的平台摘钩，然后沿着矿车行进方向进入工作面。5.3.3带区主要硐室布置带区主要硐室有：带区煤仓，带区绞车房，带区变电所1）带区煤仓根据采矿工程设计手册关于带区煤仓容量的计算，煤仓容量为输送机0.5h的运量。本带区分带运输斜巷和胶带机运输大巷有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土砌碹支护，碹体厚度为300mm，其容量为： Q=Q0+LHCB (5-3)式中：Q煤仓容量，t； Q0防空仓漏风留煤量，取10t；L割煤机半小时运行距离，120m(按采煤机最大割煤速度4m/min计算)；H采煤机割煤高度，3.0m；C工作面采出率，取0.95；B进刀深度，0.6m；煤的密度，1.41t/m3。则带区煤仓容量：Q=10+12030.950.61.41=299.33t设计煤仓高度为20m，则计算可得煤仓的断面半径为2.11m，故带区煤仓断面直径取4.5m，此时煤仓容量为448.27t。2）绞车房绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.02.5m，本矿取2.5m；二是通风巷道，宽度一般为1.22.5m，本矿取2.0m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为34.5m，本矿取4m。3）带区变电所井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，故首采带区不布置带区变电所。6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1 带区煤层特征及地质条件带区所采煤层为72、82煤层，72煤厚07.82m，平均3.0m。分岔区煤层薄且结构简单，合并区煤层厚且结构复杂。露头处有条带状不可采区，北部有片状不可采区，可采范围占全区81.6%。煤层顶板以砂岩为主，其次为粉砂岩和泥岩。属较稳定煤层；82煤厚度1.7214.71m，平均厚度9.0m；老顶为粗细粒砂岩或砂质泥岩，厚度0.2514.02m，平均4.84m；直接底板为灰深灰色块状泥岩，厚0.745.79m平均1.85m，直接底下见一薄煤层或煤线（83煤层）；上距72煤9.2522.87m，平均15.31m；下距铝质泥岩标志层（K2）8.6521.10m，平均14.49m。本井田瓦斯样瓦斯含量为0.0510.08mL/g，只82煤层有一个样沼气含量大于10mL/g，其余皆少于10mL/g。在煤系剖面上，浅部低于深部，上部煤层（32）低于深部煤层（72、82）。在平面上，某断层以北和76线（32煤层74线）以南低，中部区间为高。矿井相对瓦斯涌出量22m3/t，矿井属于高瓦斯矿井。本井田各煤层均有煤尘爆炸危险，各煤层基本上都属于有可能自燃发火-不自燃发火。带区内地质构造简单，煤层起伏不大，煤层平均倾角为7。且区域内没有较大的断层和褶曲构造，故属于地质条件简单的区域。6.1.2确定采煤工艺方式根据带区煤层特征及地质条件，72煤层的倾角为7的缓倾斜煤层，在采区范围内，煤层结构单一，赋存稳定。经详细讨论，确定主采煤层选用综采开采工艺，选用综采开采工艺的优越性为：有利于合理集中生产；对煤层及地质条件具有较强的适应性；具有显著的经济效益，可使吨煤成本降低1030元。综合考虑分层综采采煤法与其它采煤法的优缺点，决定选用倾斜长壁全部跨落一次采全高。6.1.3回采工作面参数影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等。由该采区的煤层特征可知该煤层赋存条件好，地质条件简单，所以该矿井设计为综合机械化程度比较好的现代化矿井。要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。一般综采工作面的长度范围为150250m，但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以及各区段长度之间的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，设计工作面的长度为200m。 由于后退式的工作面和巷道的维护条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式。综采工作面的走向长度一般不宜小于1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离之间的关系，根据前面开拓、准备的巷道布置，采用带区式布置工作面，回采工作面沿走向布置，沿倾斜推进；分带长平均为1700 m；煤厚3.0 m。6.1.4 综采工作面的设备选型及配套（1）工作面配套设备的选择工作面的关键参数见表6-1。表6-1 工作面关键参数表工作面长度（m）煤厚（m）煤层结构所需支架类型倾角（） 200 3.0简单、无夹矸支撑掩护式 7根据工作面的关键参数，查综采综掘高档普采设备类型配套图集选用编号为ZC186ZZ38的配套设备。三机标准型号见表6-2。ZZ4000/18/38型液压支架主要技术特征见表6-3。MG300-W型采煤机主要技术特征见表6-4。SGZ764/264A型刮板输送机主要技术特征见表6-5。SZB-764/132型转载机主要技术特征见表6-6。PCM110型破碎机主要技术特征见表6-7。SSJ1000/2160型带式输送机主要技术特征见表6-8。表6-2 三机标准型号液压支架采煤机刮板输送机ZZ4000/18/38MG300-WSGZ764/264A表6-3ZZ4000/18/38型液压支架主要技术特征见表项目技术特征单位标准型号ZZ4000/18/38形式支撑掩护式支架高度1.8-3.8m宽度1.42-1.59m中心距1.5m初撑力3141.6kN工作阻力4000kN支护强度0.7MPa对底板比压1.431.58MPa适应煤层倾角30供液泵压75MPa运输尺寸（长宽高）55.9581.421.8m重量15.9T设计单位上海分院制造厂家苏南煤机厂表6-4 MG300-W型采煤机主要技术特征项目技术特征单位型号MG300-W采高2.03.7m适应媒质硬度F=13煤层倾角35截深600mm滚筒直径1.6、1.8、2.0m牵引方式无链牵引力500kN牵引速度08m/s链条规格销轮齿轨滚筒中心距8389mm机面高度1488mm卧底量286mm电动机型号YSKBC300A/300功率300kW台数1台电压1140V冷却方式电机牵引、截割、摇臂均水冷喷雾灭尘方式内外喷雾控顶距2275mm最小不可拆卸件尺寸326012751039mm总重40T设计单位鸡西煤机厂生产厂家鸡西煤机厂表6-5SGZ764/264A型刮板输送机主要技术特征见项目技术特征单位型号SGZ764/264A设计长度200m出厂长度150m运输能力700t/h链速1.12m/s电动机型号KBY550-132功率2132KW转速1475r/min电压1140V布置方式平行布置中部槽规格（长宽高）1500764222mm园环链规格（dt）2692-Cmm刮板链形式中双链刮板间距920mm与采煤机配套牵引方式无链牵引制造厂家张家口煤机厂表6-6 转载机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-SZB-764/132张家口工业路60号煤矿机械厂与带式输送机重叠长度m11.44出厂长度m29.7运输能力t/h700链 速m/s1.34电动机型 号-KBY550-132功 率kW132转 速m/min1470电 压V1140圆环链规格（dt）mm2686-C刮板链型式-双边链中部槽规格（长宽高）m1.50.7642.22刮板间距mm516质 量t24.90表6-7 破碎机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-PCM110张家口工业路60号煤机厂结构特点-轮 式进料口宽度mm700出料口度mm700过煤能力t/h1000破碎能力t/h1000电动机型 号-KBY-550/110功 率kW110电 压V1140外部尺寸（长宽高）mm456020251808质 量t14.692表6-8 伸缩带式输送机项 目单 位数 目备 注型 号-SSJ1000/2160安徽淮南蔡家岗煤矿机械厂输送长度m1200运输能力t/h1000传动滚筒直径mm630托辊直径mm108带 速m/s2.5电动机型 号-YSB-160功 率kW1602电 压V660输送带类 型-阻燃输送带宽 度mm1000机头外部尺寸（宽高）mm26461705储带长度m100质 量t120（2）液压支架的校核1）支架支护强度校核根据液压支架支护强度校核公式知，公式为式6-1。 g = kHr （6-1） 式中：g顶板对支架的压强(8倍于工作面的采高)，Pa； k采高的倍数(支架上方的岩石厚度,一般取6-8)； H工作面的采高,3.0 m； r顶板岩石容重,最大取2.65t/m3； 代入数据得: g =73.02.659.5/1000 =0.53MPa0.7 MPa由计算数据可知所选支架支护强度符合要求.根据ZZ4000/18/38型支撑掩护式液压支架的特征表可知，工作阻力为4000kN。经演算，工作面阻力P不大于支架额定工作阻力的80%，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。2）支架初撑力校核对于老顶来压强烈的工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作阻力的75%为宜。则：P0=75%4000kN =3000 kN （6-2）由液压支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为3141.6KN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。3）支架的结构参数校核支架的结构参数，主要是支架的最大、最小高度，一般确定支架高度的公式为： Hmin=MminS2a （6-3） S2=dMmaxR2 （6-4） Hmax=MmaxS1 （6-5） S1=dMminR1 （6-6）式中：Mmin、Mmax与煤层相应的最小、最大采高；Hmin、 Hmax支架的最小、最大高度，m；S2支架在最小采高时，后柱处的顶板下沉量，m；S1支架在最大采高时，前柱处的顶板下沉量，m；d顶板级别系数，取0.025；R2支架后柱或掩护式支架的顶梁尾端到煤壁距离，3.55m；R1前柱到煤壁的距离，2.15m；a支架的卸载高度，0.05m。将相关数据带入以上各式可得： S1=0.0252.652.15=0.142(m) S2=0.0253.683.55=0.327(m) Hmin=2.650.3270.05=2.273(m) Hmax=3.680.142=3.538(m)由上述可知，Hmin、Hmax在所选定支架高度的范围之内，可见支架的高度符合控顶设计的要求。（3）采煤机的工作方式采煤机主要技术参数特征见表6-4所示。图6-1 端部斜切进刀1）工作方式由于采区内煤层赋存稳定，倾角较缓，所以采用采煤机双向割煤，追机作业，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，在工作面端头斜切进刀，上行、下行均割煤，往返一次进两刀，采煤机过后，先移架后推刮板输送机。两工序分别滞后采煤机后滚筒510m和1015m。2）进刀方式采煤机采用割三角煤，工作面端头进刀方式，其进刀过程如图6-1所示。进刀过程如下： 当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留设有一段下部煤（见6-1.a）；调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直（见6-1.b）； 再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处（见6-1.c）； 将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，反程正常割煤（见6-1.d）。优点：a.采煤机切入煤壁的阻力小；b.操作简单，容易实现。缺点：a.工作面两端控顶距离长，控顶面积大，不利于顶板管理；b.采煤机往返次数多、距离长，故辅助时间比较长。该采煤机适用条件为：a.顶煤较为稳定；b.回风及运输顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，能保证采煤机往返斜切时，其前滚筒能割透顺槽内侧煤壁。6.1.5 各工艺过程注意事项（1）割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1m，最突出部分不超过150mm；长度在1m以下，最突出部分不超过200mm）。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。（2）移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的23），支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在300mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。（3）推溜要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.6m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。（4）清煤质量标准工作面没有超过100mm的碳块。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50m，清煤人员必须面向机尾注意溜子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。（5）对工作面端头架支护的管理工作面机头采用3台端头支架，机尾采用3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。1) 端头支架必须达到初撑力。2) 端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面溜子机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。（6）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。（7）提高块率、保证煤质的措施1)在各转载点落煤处加设缓冲装置。2)在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在合适的速度。3)破碎机锤头高度保持在150200mm之间。4)机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶。5)停机时及时停水,若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。6)在顺槽皮带机头处加设除铁器。7)各级运输机司机严格把关,禁止杂物(板皮 、木料)进入运煤系统。（8）顶板维护及矿压观测措施工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。（9）支护设计工作面支护设计采用ZZ4000/18/38支撑掩护式液压支架。移架方式采用依次顺序艺架，又称单架连续式。支架沿采煤机的牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条线。该方式操作简单，易于保证质量，并能够适应不稳定顶板，应用广泛。移架操作方式采用邻架自动依次顺序移架，支护方式用及时支护。6.1.6 工作面端头支护和超前支护综采工作面和普采工作面端头支护方式基本相同，主要有以下几种：（1）单体支柱加长梁组成迈步抬棚，与普采面的端头支护方式相同。该方式使用性强，有利于排头液压支架的稳定，但支设麻烦，费工、费时。（2）自移式液压支架。移动速度快，但对平巷条件使用性差；（3）用工作面液压支护端头，适用煤层能够变化较小的综采面通常在机头（尾）处滞后与工作面中间支架一个截深。表6-9 PDZ型端头支架主要技术特征见表型号PDZ工作阻力（kN）9000初撑力（kN）7070最小支撑高度（mm）1.6最大支撑高度（mm）3.8支护强度（MPa）0.75中心距（mm）1.5底板比压（MPa）0.64支护面积（m2）9.28（4）工作面采用DZ3820/110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。辅助进风巷的超前支护：从煤壁线向外30m超前支护，为三排支设，离工作面煤柱侧0.25m打20m一排单体柱，柱距0.7m；中间一排距第一排2.5m，打20m一排单体柱，柱距0.7m；另一侧距煤柱0.9m打20m一排单体柱，柱距0.7m。胶带运输平巷的超前支护：从煤壁线向外20m超前支护，为一排支设，距转载机外侧500mm左右（人行道侧），柱距1m。机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,木垛距离不超过3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为1m的戴帽点柱（用单体柱）。（5）超前支护管理超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.7m安全出口和运送物料通道。当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收,备品备件码放必须距工作面70m以外。6.1.7循环图表、劳动组织、主要技术经济指标（1）组织循环作业并编制循环图表1）循环作业工作面实行“三八”作业制，即两班生产，一班检修。采煤机双向割煤，追机作业，上行、下行均割煤，往返一次割两刀，由所选采煤机的技术特征可知，采煤机的截深为0.6m，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺0.6m。（循环图表见工作面布置图）2）循环产量的确定工作面原煤产量的公式为： V0=NXD （6-7） A0=LV0MRC （6-8）式中： V0工作面进度，m/a；N每年工作面生产天数，取330天；X每天循环进刀数；6刀；D截深，0.6m；A0年产量，万t/年；L工作面长度，200m；M煤层厚度，3.0m；R煤的容重，1.41t/m3；C回采工作面回采率，取0.95。则： V0=33060.6 =1188(m/a） A0=20011883.01.410.95=95.48（万吨/年）考虑到在开掘时在煤层中掘进巷道，掘进煤量约占工作面产量的10%，所以本矿井原煤产量为：A= A0（1+10%）式中： A矿井总产煤量，万t/年；A0工作面出煤量，万t/年；10%掘进出煤率 则：A=95.48（1+10%） =105.03（万吨/年）由此可以得出，工作面每天进6刀完全可以保证年产量达到设计要求。3）劳动组织作业方式为了使采煤与检修的均衡，同时能够满足工作面生产能力的要求，工作面采用两班采煤，一班检修“三、八”工作制。工序安排综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护和滞后支护。a.及时支护方式采煤机割煤后，先移架后推溜的方式。b.滞后支护采煤机割煤后，先推溜后移架的方式。由于本设计中煤层顶板是沙泥岩，属于中等稳定顶板，为防止冒顶事故发生，必须采用先移架后推溜的及时支护方式。4）综采工艺采煤工艺流程工作面作业规程如下：割煤 移架 推溜 割煤。工作面采高 由于工作面的煤厚有所变化,所以为了使采出率提高应随煤厚的变话随时增高或降低液压支架的高度。3）割煤方式割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀方式不小于30m，截深0.6m。割煤时采煤机速度要求适宜，且必须保证底板平整，煤壁齐直。工作面采高控制在3.00.1m。移架：采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒5-10m追机作业，并及时伸缩前梁，打出护帮板，需要时可于采煤机机身处移架或拉超前支护，移架步距为0.6m。推溜：在移架后顺序推移前部输送机，滞后采煤机10-15m左右，其弯曲段长度不得小于30m，推移步距为0.6m，推前部输送机时必须顺序进行，眼睛相向操作，推移后溜子必须保证平直。4）劳动组织工作面的劳动组织采用追机作业方式。劳动组织表见表6-10。表6-10 工作面劳动组织表检修班生产一班生产二班在册班长2226采煤机司机2226刮板机司机2226转载机司机1113胶带机司机1113支架工2226泵站工2114端头维护工84416运料工2226送饭工2114技术员1113电工2114看电缆工1113其他1113合计292222735）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，它包括直接应用于工作面的材料费、工资费、固定资产折旧费和电费四项，下面按四项费用分析计算吨煤生产成本。材料费（C3）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（C3）一般为5元/吨（见采煤工作面分册）。工资费（C2）吨煤用工=102/(0.623.01.41200)=0.033（工/吨）工作面工人平均日工资按120元/天计算，则吨煤工资成本为： 吨煤工资成本=日工资吨煤用工 （6-10）=1200.033=3.96（元/工） 工作面设备折旧费（C1）机电设备基本折旧费吨煤成本= （6-11）式中： 实际计算中取值分别为：a设备残余值按原始价格的5%计算；b清理费按原始价格的3%计算；c服务年限取10年；d产量按前面计算的3375.5吨/天计算。各种设备的年折旧费见表6-11。表6-11 机电设备折旧表设备名称型号数目折旧费（元）液压支架ZZ4000/18/381200.736采 煤 机MG300-W10.206刮板机SGZ764/264A10.06顺槽转载机SZZ764/16010.017破 碎 机PEM1000100010.05顺槽皮带机SSJ1000/213210.153乳化液泵站XRB2B80/3510.006隔爆移动变点站KSGZY500/610.11采煤机喷雾泵站XPB250/5510.002单体液压支柱DZ3820110Q600.005合 计1.309d.电费（C4）吨煤动力用电消耗吨煤动力用电消耗=电机容量总和开动台数循环开动小时负荷系数/循环产量 （6-12）循环产量=LMRdK （6-13）式中：L工作面长度，200m；M煤层厚度，3.0m；R煤层容重，1.41t/m3；d循环进尺，0.6m；K工作面回采率，取0.95。每个工作面的循环产量=2003.01.410.60.95 =482.22（吨）其中电机总容量取1500kW，循环开动小时数取2小时代入得： 吨煤动力用电消耗=150021.50.9/482.22 =8.399（kWh）吨煤照明用电消耗吨煤照明用电消耗=照明用电总功率循环照明小时数/循环产量式中，照明用电总功率包括工作面及上下顺槽照明用电，取350KW，代入得： 吨煤照明用电消耗=3502/482.22 =1.452（kWh）吨煤电费总消耗吨煤电力费=单价（吨煤动力用电消耗吨煤照明用电消耗） （6-14）式中，单价取1.0元/kWh则： 吨煤电力费=1.0（8.3991.452） =9.851（元/吨）则： 工作面吨煤成本（C）=设备折旧费（C1）工资费（C2）材料消耗费（C3）电费（C4） （6-15） =1.3093.1259.851 =19.280(元/吨）6）工作面效率 工作面率= （6-16） =3375.5/73 =46.24(吨/工）7）主要技术经济指标主要技术经济指标见表6-12。6-12 主要经济指标序 号名 称单 位指 标备 注1煤层厚度m3.0平均2煤层容重t/m31.41平均3工作面走向长度m200平均4工作面倾向长度m1540平均5煤层倾角7平均6采煤机采高m3.57工作面回采率%90.178循环进尺m0.69日循环进刀数刀610日进度m3.611工业储量万t1507.3212日产量t3182.713日出勤人数人7314回采工效t/工46.2415工作制度“三八”制6.1.8 综合机械化采煤过程中应注意事项（1）综合机械化采煤工作面，必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、有无自燃发火倾向和矿山压力等因素，编制设计，报告矿务局总工程师批准；（2）运送、安装和拆卸液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和管理顶板的措施，并指定专人负责；（3）综合机械化采煤的工作面的煤壁、刮板输送机和支架都应保持直线。支架间的煤、矸石应清理干净。当煤层倾角大于15时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前放炮松动1.5厚的老顶；（4）采煤机采煤时，必须及时移架。采煤和移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况，在作业规程中明确规定。（5）严格掌握采高，严禁采高超过支架允许的最大高度，当煤层变薄时，采高不得不小于支架允许的最小采高；（6）综合机械化采煤工作面的两端，应使用端头支架，否则，必须增设其他形式的支护。（7）由于工作面的下口装载机机尾安有破碎机，必须加保护栅栏，防止人员进入；（8）综合机械化采煤工作面放炮时，必须有保护液压支架和其它设备的安全措施；（9）乳化液的配制、水质化验、配比等，必须符合有关规定要求，否则不得使用。6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式（1）布置方式工作面相对瓦斯涌出量22 m3/t，生产能力为0.9Mt/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，分带运输斜巷布置带式输送机，运煤，分带轨道斜巷布置轨道，辅助运输兼进风。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）煤柱尺寸分带斜巷采用沿空留巷方式，掘进时单巷掘进，分带之间无需留设煤柱，带区两侧之间留设15m的带区边界保护煤柱。6.2.2回采巷道参数1）分带斜巷巷道参数分带运输、轨道斜巷断面尺寸均为5.0m3.0m，矩形断面。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，胶带机巷布置1100 mm宽的胶带运煤，轨道斜巷布置排水管路，运输斜巷布置动力电缆。2）分带轨道斜巷支护方式（1）顶板锚杆规格和数量：规格22-M24-2800 mm，共7根，间排距750800 mm。钢带：M5型钢带，长4.8 m。网：8#铁丝网，规格为52001000 mm，网的搭接部分应全部压在钢带下方，并用12铁丝按150 mm间隔有效连接。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成30。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2750mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于120 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（2）顶板锚索梁规格和数量：规格21.8-6300 mm，布置成“2-0-2”形式，排距1600 mm，紧跟迎头施工，如图6-2-1所示。钢带：16#槽钢，长2.4m，两孔，孔中心距2.0m。锚索角度：垂直岩面施工。螺母及垫圈：OVM锚具。托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格14010015mm。药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端），另三支为Z2360。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2875mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深6000mm。预紧及锚固力：预紧力80100kN，锚固力不低于200kN。（3）帮部锚杆规格和数量：规格22-M24-2500mm，共5根，间排距650800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。钢带：M4型钢带，长2.8m。网：8#铁丝网支护，规格为32001000mm，网的搭接部分应全部压在钢带下方，并用12铁丝按150mm间隔有效连接。锚杆角度：靠近巷帮的帮部锚杆安设角度为与水平线成30。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于80 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（4）个别地段根据需要可增设预警点柱。（5）巷道帮顶肩角处锚杆适当垂直煤岩面，也可带一定角度。帮顶锚杆扭矩不低于300Nm，机具扭矩不足时采用滞后二次加扭。（6）严格控制锚杆排距，确保锚杆排距不得超过850mm。图6-2-1 分带轨道斜巷巷道断面支护参数图3）分带运输斜巷支护方式（1）顶板锚杆规格和数量：规格22-M24-2800mm，共7根，间排距750800mm。钢带：M5型钢带，长4.8m。网：6mm钢筋网与钢塑网双层网联合支护，钢筋网规格为26001000mm（两块），钢塑网的规格为54001000mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成30。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2750mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于120 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（2）顶板锚索梁规格和数量：规格21.8-6300mm，迎头布置成“3-0-3”形式，排距800mm，如图4-1所示；在迎头后根据矿压观测，及时补充施工锚索，使每3排锚杆布置锚索数量达到14套，即呈“5-4-5”布置，具体见支护参数图6-2-2所示。20#槽钢，长1.8m、2.8m和3.4m三种。1.8m布置2孔，孔中心距1.4m；2.8m布置3孔，孔中心距1.2m，3.4m布置4孔，孔中心距1.0m。锚索角度：垂直岩面施工。螺母及垫圈：OVM锚具。托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格14010015mm。药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端），另三支为Z2360。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2875mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深6000mm。预紧及锚固力：预紧力80100kN，锚固力不低于200kN。（3）高帮（非回采侧帮）锚杆规格和数量：规格22-M24-2500mm，共5根，间排距650800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。钢带：M4型钢带，长2.6m。网：6mm钢筋网与钢塑网双层网联合支护，钢筋网规格为26001000mm，钢塑网的规格为28001000mm。锚杆角度：垂直帮部施工。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于80 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（4）高帮（非回采侧帮）锚索梁规格和数量：规格21.8- 5300mm，距离底板0.8m、1.5m高度各布置一套沿巷道走向锚索梁，排距800mm，锚索梁在迎头后根据矿压观测，及时补充施工，最终形成如图6-3所示；20#槽钢，长2.4m，孔中心距2.0m。锚索角度：垂直岩面施工。螺母及垫圈：OVM锚具。托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格14010015mm。药卷：采用三支树脂药卷，规格为Z2360。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2275mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深5000mm。预紧及锚固力：预紧力80100kN，锚固力不低于200kN。（5）低帮（回采侧帮）锚杆规格和数量：规格22-M24-2500mm，共5根，间排距650800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。钢带：M4型钢带，长2.6m。网：8#铁丝网，规格为28001000mm。锚杆角度：垂直帮部施工。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于80 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。图6-2-2 分带运输斜巷巷道断面支护参数图7 井下运输7.1概述根据许疃矿井的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助运输采用架线式电机车牵引1t固定车厢式矿车运输设备和材料；工作面辅助运输采用无极绳绞车高效工作；大巷和工作面煤炭采用胶带运输机连续不间断运输。针对北一带区具体设计如下。7.1.1矿井设计生产能力及工作制度本矿井设计井型为0.9 Mt/a，矿井工作制度为“三八”制，两班班生产，一班检修；每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。7.1.2煤层及煤质带区所采煤层为72煤层。72煤层为一稳定较稳定、结构简单的中厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角平均7；容重为1.41 t/ m3，硬度2.5左右；井田内瓦斯含量普遍较高，瓦斯的相对涌出量为22 m3/ t；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较高。7.1.3运输距离和辅助运输设计斜巷平均运距为1384 m, 最大运距1693 m；大巷平均运距为2021m，最大运距3023m。故从井底车场到工作面最大运距为4407m。带区内布置一个工作面，设计综采综采工作面日产量3182.7 t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输量，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输考虑以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输。7.1.4矿井运输系统矿井井下运输方式多样，根据矿井具体情况选用。运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、运矸系统等。（1）运输方式1）运煤：本井型属于大型矿井，需要一定的井下运输能力；矿车运输效率低，运输环节多而且安全系数低，性价比较低，其优势难以实现；胶带运输能实现连续运输，巷道布置简单；综合以上所述，设计采用胶带运输机运煤。2）辅助运输回采工作面为大功率采煤机进行综采综采开采，工作面斜巷主要采用锚杆组合钢带支护，其辅助运输量主要体现在工作面安装和搬家过程中，以及有关消耗类材料的定期运输。结合其他矿井的成功经验，设计采用连续牵引车运输支架等大件设备，实现工作面运输连续高效。巷道掘进采用部分断面掘进机掘进、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对较少；由于连续牵引车具有储绳梭车等特殊系统配置，同样可以采用连续牵引车实现变距离运输。人员乘罐笼下井，在井底车场换乘站换乘电机车牵引的人车，由其送达带区车场；远工作面换乘无极绳牵引的人车。爆破材料和油品等轻型货物按照煤矿安全规程，采用专用设备包运，单独运至目的地。（2）运输系统1) 运煤系统：综采工作面分带运输斜巷主运输大巷主井井底煤仓主井地面掘进工作面分带轨道斜巷主运输大巷主井井底煤仓主井地面2) 运料系统：地面副井井底车场轨道运输大巷分带轨道斜巷工作面地面副井井底车场轨道运输大巷掘进面轨道运输斜巷掘进工作面3) 人员运送系统：地面副井井底车场轨道运输大巷各个工作地点4) 运矸系统：矿井辅助大巷布置在煤层底板岩层之中，其延伸掘进均有矸石产生，部分仍需运出井下。其运输系统如下：大巷掘进工作面轨道大巷井底车场副井地面7.2带区运输设备选择7.2.1设备选型原则：（1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；（2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；（3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出运现输送机轨道输送机轨道的情况；（4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；（5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2带区运输设备选型及能力验算（1）运煤设备1）运输设备选型结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征，带区运输设备配套选型如下：前后刮板输送机型号为SGB-764/264，转载机型号为SZB-764/132；破碎机型号为PCM110；斜巷可伸缩胶带输送机型号为SSJ/2160。各设备技术特征见表6-4、表6-5、表6-6、表6-7。2）运输能力验算设计综采长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为440 t/h，工作面刮板运输机生产能力为700 t/h，转载机的生产能力为700 t/h，破碎机通过能力为1000 t/h，斜巷皮带通过能力为1000 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。（2）辅助设备近年来一些现代化矿井相继采用了单轨吊、齿轮机车、卡轨车等多种辅运方式，机械化程度有所提高，目前国外大量使用的卡轨车以绳牵引的占大多数，只适合固定段的运输，运输距离不能带长，一般不超过2 km，不能进入多条分支巷道，只适合坡度较大的斜巷运输。单轨吊需增加大量U 型钢拱形支架或梯形钢支架，钢材消耗量大；锚喷巷道吊挂，锚杆需承受不小于150 kN的拉拔力。本设计选用我国首创的连续牵引车，该系统配置有无极绳绞车、张紧装置、梭车、尾轮、压绳轮、托绳轮和人车等。其中，无极绳绞车有37 kW、55 kW和75 kW三种。梭车有带紧急制动闸和不带紧急闸两种形式。系统直接利用现有轨道系统。可实现不经转载的直达运输。在6以下坡道采用37 kW无极绳绞车；在10以下坡道采用55 kW无极绳绞车；在12以下坡道采用75 kW无极绳绞车。可实现液压支架整体运输要求，配备专用人车后在工作面巷道实现人员运输。本矿井的工作面巷道均沿煤层掘进，煤层倾角多在10以下，煤厚在3m，在掘进过程中可以保证巷道坡度最大12。设计选用SQ-1200-75连续牵引车，具体参数见下表7-1：表7-1 连续牵引车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-SQ-1200-75兖矿集团常州科技所最大牵引质量t22最大运行坡度12牵引力kN60绳 速m/s1.0/1.7双速储绳长度m1000电动机型号-YB250M-4功率kW75转速r/min1480其优点如下：1）绞车操作机构简单，操作简单；主机体积小，便于工作面巷道安装。2）多功能张紧器不但解决了两股钢丝绳的分绳问题，而且抬高了滚筒低绳、压低了滚筒上绳，增大了钢丝绳的围包角。张紧采用动、定滑轮组合方式，利用移动式滑轮来吸收储存余绳、缓冲冲击力，使用效果很好。3）采用不同方式固定尾轮，能够适应采煤掘进生产期间的尾轮频繁移动。4）双地滚式托绳轮使分开的两钢丝绳大大减少了磨损和运行阻力。5）副绳压绳轮仅压副绳一道绳，解决了钢丝绳低洼出副绳上的问题。7.3大巷运输设备选7.3.1主运输大巷设备选择因采用一次采全高综采回采工作面，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，大巷带式输送机的运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。设计综采工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为500 t/h，斜巷胶带机直接搭接大巷胶带，两者运输能力均为1000 t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，采用CST可控启动装置。大巷带式输送机同斜巷胶带输送机相同，这样有利于维修和管理。7.3.2辅助运输大巷设备选择由于以上设备代价高，对地质条件要求严格，因此设计矿井采用架线式电机车牵引平板车和固定车厢式矿车运输设备、人员、材料和矸石。井下运输车辆特征及用量如下：表7-2 电机车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-ZK7-6/550常州工矿电机车厂粘 重t7轨 距mm600供 电V550小时制牵引力N15092小时制h11最高速度m/min25电动机型号-ZQ-25功率kW24数量台2调速方式-电 阻制动方式-电阻机械最小弯道半径m7外形尺寸（长宽高）mm445610541500受电器高度距轨面mm18002200固定轴距mm1100数 量辆3表7-3 固定矿车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-MG1.1-6A淮南矿山运输机械厂容 积m 31.1名义载重t1轨 距mm600牵引高度mm320缓冲器-单列弹簧式最大牵引力kN60外形尺寸（长宽高）mm20008801150车轮直径mm300质 量kg592数 量辆50表7-4 平板车技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-MPC15-6淮南矿山运输机械厂最大载重t17名义载重t15轨 距mm600牵引高度mm238缓冲器-单列弹簧式最大牵引力kN300外形尺寸（长宽高）mm25001500340轴距mm1100质 量kg1030数 量辆30表7-5 人车技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-PRC-12吉林市矿山机械厂乘坐人数个12最大行车速度m/s3轨 距mm600牵引高度mm238坡度1.5最大牵引力kN30外形尺寸（长宽高）m m428010201525轴距m m1500质 量kg1448数 量辆107.3.3运输设备能力验算（1）主运输设备设计综采工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为500 t/h，斜巷胶带机直接搭接大巷胶带，两者运输能力均为1000 t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，两者均采用SSJ1000/2160型号可伸缩胶带输送机，其采用CST可控启动装置，配YSB-160型电动机，大巷带式输送机同斜巷胶带输送机相同，这样有利于维修和管理。（2）辅助运输设备矿井采掘面等各工作地点人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，确定最大班需运送人员为30人，所选的PRC-12人车可以满足人员运送要求。工作面最大运距2122 m；大巷平均运距为800 m，最大运距1700 m。正常生产期间材料、设备运量为每班60 t；根据工作面最大运距2122 m，大巷平均运距为800 m，最大运距1700 m；大巷平均行车速度3 /s，斜巷行车速度1 /s，装卸载调车等车时间取30 min，牵引车每班可运行约5次，所选15 t电机牵引车2辆，每班运输能力为75 t，大于每班需求运量，可以满足材料、设备的运输要求。8 矿井提升8.1矿井提升概述本矿井设计井型为0.9Mt/a，服务年限为210.75a。本矿井采用立井单水平开拓方式，工业广场水平标高为-650m。矿井工作制度为“三八”制，两班采煤，一班检修，采煤班每班割煤三刀。每昼夜净提升时间为16h，矿井设计年工作日为330d。8.2主副井提升8.2.1主井提升1）设备选型矿井设计生产能力为0.9Mt/a，属大型矿井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井内装备两套型号为JDS6/554的箕斗提煤，地面设落地式多绳摩擦提升机，型号为JKMD-3.254(III)。主井装备的箕斗、提升机以及钢丝绳的具体参数见表8-1表8-3。表8-1 主井箕斗技术特征表项目单位数据型号JDS6/554名义载煤量t6有效容积m36.6最大终端载荷kN120提升钢丝绳直径mm2023数量根4绳间距mm200平衡钢丝绳直径mm2024数量根2箕斗自重t6.92）提升能力验算（1）提升高度：H=HS+HZ+HX (8-1)式中：H提升高度，m；HS矿井深度，625m；HZ装载高度，35m；HX卸载高度，20m。则：H=625+35+20=680m（2）经济提升速度：Vj=0.4H0.5 (8-2)式中：Vj经济提升速度，m/s；H提升高度，m。则：Vj=0.46800.5 =10.4m/s（3）一次提升循环估算时间：TX=Vj/a+H/Vj+u+ (8-3)式中：TX次提升循环估算时间，s；a初估加速度，取0.8m/s2；u箕斗低速爬行阶段附加时间，取10s；箕斗装卸载休止时间，取10s。则：TX=10.4/0.8+680/10.4+10+10=98.4表8-2 主井多绳摩擦提升机技术特征表项目单位数据型号JKMD-2.25/4(II)天轮直径m2.25提升钢丝绳最大静拉力kN244最大静拉力差kN60最大直径mm22.5数量根4绳间距mm200最大提升速度m/s11.3天轮变位质量t2.72自重（不含电气设备）t35.4表8-3 主井提升钢丝绳技术特征表项目单位数据型号6(21)股(0+9+12)绳和股纤维芯直径钢丝绳mm31.0钢丝16股芯mm1.4第一层mm1.65第二层mm2.2钢丝总断面积mm2376.56参考重力N/100m3728.0钢丝绳公称抗拉强度N/mm21700钢丝破断拉力总和N640000安全系数-9.0（4）小时提升次数：Ns=3600/TX (8-4)式中：Ns小时提升次数，次。则：Ns=3600/98.4=36次（5）小时提升量：As=AnCaf/(brts） (8-5)式中：As小时提升量，t；An设计年产量，0.9Mt/a；C提升不均衡系数，取1.3；af提升富裕系数，取1.3；br年工作日，330d；ts日净提升时间，16h。则：As=0.910000001.31.3/(33016)=288.06t（6）一次合理提升量：Q=As/(2Ns) (8-6)式中：Q次合理提升量，t；2两套提升设备。则：Q=288.06/(236)=4 t表8-4 主井提升参数提升高度/m经济提升速度/ms-1一次提升时间/s小时提升次数/次小时提升量/t一次合理提升量/t73010.8101.136288.064主井提升参数见表8-4，所选箕斗提升容量为6t，所以能够满足矿井生产的需要，并为矿井以后生产能力的提高留有了足够的余地。8.2.2副井提升副井采用落地式多绳摩擦式提升机提升一对1.5t固定箱式矿车双层四车加宽罐笼。提升机、罐笼和钢丝绳等具体参数见表8-5表8-7。表8-5 副井多绳摩擦提升机技术特征表项目单位数据型号JKMD-44(III)天轮直径m4提升钢丝绳最大静拉力kN680最大静拉力差kN180最大直径mm39.5数量根4绳间距mm350最大提升速度m/s14天轮变位质量t6.52自重（不含电气设备）t115表8-6 副井罐笼技术特征表项目单位数据型号GDG1.5/6/2/4K装载矿车型号MGC1.7-6车数辆4乘人数人84罐笼总载量t13.68罐笼质量t11.91最大终端荷载kN560提升首绳直径mm39.5数量根4尾绳数根2罐笼长和宽ABmm52901674表8-7 副井提升钢丝绳技术特征表项目单位数据型号6(21)股(0+9+12)绳和股纤维芯直径钢丝绳mm35.0钢丝16股芯mm1.6第一层mm1.85第二层mm2.5钢丝总断面积mm2480.42参考重力N/100m4756.0钢丝绳公称抗拉强度N/mm21700钢丝破断拉力总和N816500安全系数-9.19 矿井通风及安全9.1矿井地质、开拓、开采概况9.1.1矿井地质概况本井田位于淮北平原，井田内地势平坦，北部略高于南部，海拔标高在+24.5+26.5m之间，一般为+25.5m左右。井田中心位置距东北方向的宿州市约37km，距西南方向的蒙城县约28km。井田东部有宿州至蒙城公路；京沪铁路、青阜铁路及京九铁路分别在井田外东、西部通过，青芦支线联接青阜铁路，井田距青芦支线上的任庄站9.3km。井田走向长67km，倾斜宽24km，井田面积21.3838km2，煤层倾角小，一般816，井田水平宽度为2.713.04 km。矿井相对瓦斯涌出量22m3/t，矿井属于高瓦斯矿井。本井田各煤层均有煤尘爆炸危险。本井田各煤层基本上都属于有可能自燃发火不自燃发火。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井单水平采带区式结合开拓，水平标高-650m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分四个采区，四个带区。9.1.3开采方法带区内布置一个综采工作面保产，工作面长度200m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置四条斜巷。综采工作面生产能力为3182.7t/d，每日推进度为3.6m，采煤机选用MG300-W采煤机，截深0.6m，采高为2.03.7m，日进6刀。综采支架型号为ZZ4000/18/38。综采工作面装备的部分机电设备见表9-1。为了保证生产正常接替，前期准备72101工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头；后期准备72102工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头和一个北翼胶带运输煤层大巷掘进头。表9-1 综采工作面机电设备表序 号地 点机电设备名称型 号容 量1工作面采煤机MG300-W300 kW2工作面刮板输送机SGZ764/264A2132kW3工作面液压支架ZZ4000/18/384000 kN4工作面端头支架PDZ9000 kN5运输斜巷刮板转载机SZB-764/132132 kW6运输斜巷破碎机PCM110110 kW7运输斜巷伸缩带式输送机SSJ1000/21602160kW8运输斜巷乳化液泵站RB160/40125 kW9运输斜巷喷雾泵站WPZ320/6.350 kW10运输斜巷配电器KYX-111运输斜巷移动变电站KBSGZY-T-630/64000 kW9.1.4变电所、充电硐室、火药库井下大巷采用矿车辅助运输，工作面斜巷连续牵引车运输。井底车场设变电所、充电硐室。带区内不设变电所。遇岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.2矿井通风系统的确定矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿井主通风机的工作方法）；通风网路。9.2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：（1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；（2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；（3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；（4）总回风巷不得作为主要行人道；（5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化9.2.2矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-2。表9-2 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多工业场地布置集中广场保护煤柱少通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限略长，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通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件：地表表土层厚约90 m，水平标高为-650 m；煤层为缓倾斜煤层，分四个带区和四个采区，煤层均有煤尘爆炸危险，且各煤层基本上都属于有可能自燃发火不自燃发火。根据以上分析，且矿井年产量0.9 Mt/a，属中型型矿井，本设计选用两翼对角式通风方式。9.2.3矿井通风方法的选择通风方法，即矿井主通风机的工作方法。其可分为自然通风和机械通风。矿井通风方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：（1）抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。从以上比较看出，抽出式通风具有明显的优点，同时矿井地面地势平坦，不存在小窑塌陷区，表土层比较厚，故矿井采用抽出式通风。9.2.4带区通风系统的要求带区通风总要求：（1）矿井通风网络结构合理；集中进、回风线路要短，通风总阻力要小，多阶段同时作业时，主要人行运输巷道和工作点上的污风不串联。（2）内外部漏风小。（3）通风构筑物和风流调节设施及辅助通风机要少。（4）充分利用一切可用的通风井巷，使专用通风井巷工程量最小。（5）通风动力消耗少，通风费用低。带区通风系统基本要求：1）每个矿井和阶段水平之间都必须有两个安全出口。2）进风井巷与采掘工作面的进风流的粉尘浓度不得大于0.5 mg/m3。3）新设计的箕斗井和混合井禁止作进风井，已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使进风流的含尘量达到上述要求。4）主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和有毒气体的污染，井口排风不得造成公害。5）矿井有效风量率应在60%以上。6）采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿风流通风，电耙司机应位于风流的上风侧，有污风串联时，应禁止人员作业。7）井下破碎硐室和炸药库，必须设有独立的回风道。8）主要通风机一般应设反风装置，要求10 min内实现反风，反风量大于40%。9.2.5采煤工作面通风方式的确定采煤工作面通风方式按进、回风巷数目可分为U型、W型、Y型、Z型、H型等通风方式，各种形式的优缺点及使用条件如下（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式）：U型通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护工作量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。Y型通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯。对于综采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量，这种通风方式适用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。W型通风：当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的主要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷中回撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放炮烟、煤尘速度快。Z型通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。H型通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力，确定采用U型通风方式，并实施煤和瓦斯共采，先抽瓦斯后采煤。（2）采煤工作面风向采煤工作面风向有上行风和下行风之分，但是本矿井采用带区式准备方式，工作面倾角比较小，上行风和下行风的区别不是很大。只是进风和回风巷道的选择对工作面的通风有一定的影响。下面是选择不同的进风回风巷道进行比较：选择运输斜巷作为进风巷，运料斜巷作为回风巷风流方向和运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，使风流中的煤尘浓度增大；煤炭在运输过程中所涌出的瓦斯，使进风流中的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全条件；输送机所散发的热量，使进风流温度升高，从而增大工作面的温度。 择运料斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷选择辅助运输斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷，虽然避免了上一种方式的缺点，但是，胶带输送机处于回风流中，容易引起瓦斯的爆炸。故选择运料斜巷作为进风巷,并设有专门的回风巷。9.3矿井风量计算9.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定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。本设计只针对开采72煤层时期：（1）容易时期的采煤方案开采北一带区72101工作面，布置综采一次采全高工作面；准备面72102；平巷掘进头一个。 （2）困难时期的采煤方案72煤开采后期下山开采北五采区工作面时为通风困难时期：平巷掘进头一个。通风容易时期和通风困难时期的通风系统立体示意图见图9-1、图9-2。图9-1 容易时期矿井通风立体图图9-2 困难时期矿井通风立体图9.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量（1）各用风地点需风量计算公式或经验数值部分：在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算： （9-1）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 ； 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，m3/min ； 矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般抽出式矿取1.151.2，压入式矿取1.251.3。1） 采煤实际需要风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算：各个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。 按瓦斯涌出量计算： （9-2）式中： 按瓦斯涌出量计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，它是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取 =1.21.6；炮采工作面可取 =1.42。总进风量按二氧化碳涌出量的计算可参照瓦斯涌出量的计算方法。已知本矿井72煤层抽采前瓦斯绝对涌出量=41.67m3/min，抽采后瓦斯绝对涌出量=10.4m3/min， =1.5，可得： =10010.41.5 =1560 m3/min .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（9-1）的要求：长壁工作面实际需要风量（ ），按下式计算： （9-3）式中：按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面风速，m/s；第i个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，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。已知=1.6 m/s，=15m2，可得：=601.615 =1440 m3/min表9-3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，m/s150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5按人数计算实际需要风量（）；=4 （9-4）式中：按人数计算实际需要风量，m3/min；4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知=58，可得：=460 =240m3/min取三者中最大值1560m3/min。按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算0.2560 （9-5）式中：按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min；第i个采煤工作面的平均面积，m2。按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量（）；240 （9-6）已知=15 m2，=1560m3/min，可得：225 m3/min3600 m3/min由风速验算可知，=1560m3/min符合风速要求。2）备用面需风量的计算按下式计算：=0.5 （9-7）式中：工作面实际所需风量，1560m3/min。所以：备用工作面所需风量为：=0.51560=780m3/min。3）掘进工作面风量计算各掘进工作面所需风量计算如下：按沼气涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1的要求计算。即： （9-8）式中：第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；该掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.52；已知=2.08m3/min，=1.6，可得：=1002.081.6 =332.8m3/min按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （9-9）式中： 按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min；4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。可得=240 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：=332.8m3/min4）硐室需要风量的计算硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。因为本矿只有火药库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验值取得：大型爆破材料库为100150 m3/min，中小型爆破材料库60100 m3/min，采区绞车房及变电所为6080 m3/min，充电硐室按经验给100200 m3/min。 结合本矿实际，取火药库实际风量为130 m3/min，绞车房实际风量为70 m3/min，变电所实际风量为70 m3/min，充电硐室为150 m3/min。5）其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算： （9-10）式中：按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min；该巷道瓦斯绝对涌出量，m3/min；该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.21.3； 已知=5 m3/min，=1.2，可得； =13351.2 =798 m3/min6）矿井总风量综上，考虑到矿井通风系数，取=1.2，结合公式（9-1），通风容易、困难时期矿井总风量计算如下：容易时期：=1560+780+332.8+（130+70+70+150）1.15 =3556.72m3/min困难时期：=1560+780+332.8+（130+70+70+150）+7981.2 =4668.96 m3/min根据矿井人数计算，按下式计算： （9-11）式中：根据矿井人数计算需风量，m3/min；井下同时工作的做多人数；风量备用系数；已知=500人，=1.5，可得：=45001.5 =3000 m3/min两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为3556.72m3/min，通风困难时期为4668.96 m3/min。9.3.3风量分配配风的原则和方法根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。1）综采工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%：综=15601.2=1872m3/min2）准备工作面：备=7801.2=936m3/min3）煤巷掘进工作面：掘进=332.81.2=399.36 m3/min4）岩石大巷掘进面：Q掘=332.81.2=399.36m3/min5）机车检修、充电硐室：Q充=1501.2=180 m3/min6）火药库：Q火=1301.2=156 m3/min7）其它巷道：Q其它=7981.2=957.6m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。井巷风速验算结果见表9-4。表9-4 井巷风速验算表井巷名称允许风速/ms-1有效断面/m2通过风量/m3min-1实际风速/ms-1最低最高容易时期困难时期容易时期困难时期副井-828.273556.724668.962.072.75井底车场-814.43556.724668.964.125.40轨道运输大巷-814.42943.523739.233.414.33材料斜巷-814.42821.453619.843.274.19分带轨道斜巷0.25615.01946.831946.832.402.40采煤工作面0.25410.71586.731586.732.472.47分带运输斜巷0.25615.01946.831946.832.402.40东翼回风大巷-614.42943.523739.233.414.33北翼风井-1519.633556.724668.963.023.969.3.4通风构筑物为了保证矿井通风系统风流的稳定，在巷道内设有一系列构筑物，用来控制风流的流动和风量的大小，矿井内设置的主要构筑物如下：（1）风门：设置在上山的甩车道和绕道两侧，阻止新鲜风流进入回风流中的一组构筑物。（2）风窗：设置在带区绞车房、变电所、爆破材料库、检修硐室等硐室的回风道中，控制风量大小的通风构筑物。（3）密闭：设置在已回采区域平巷以及掘进巷道的双巷联络巷中，阻止风流进入的通风构筑物。9.4矿井阻力计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主扇之前，必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩檫阻力和局部阻力。摩檫阻力一般占通风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。9.4.1计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa；（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算。（3）矿井通风网路中有较多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；（4）设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350 mm水柱；（5）应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此应首先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.4.2矿井最大阻力路线在通风网络图中选出最大的通风阻力路线，根据上述计算原则，算出此路线的阻力。通风容易时期的最大阻力路线：12346789通风困难时期的最大阻力路线：1213141617899.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力：井下多数风流属于完全紊流状态，故 （9-12）式中：摩擦阻力，Pa；实验比例系数，常数；矿井空气密度，kg/m3巷道周界，m；巷道长度，m；空气流动速度，m/s；巷道断面面积，m2令，Ns2/ m4或kg/m3若通过井巷的风量为 (m3/s),则=/,代入上式，得： （9-13）对于已定型的井巷，、和等各项都为已知数，值只和成正比。故把上式中的项用符号来表示，即，Ns2/m8 （9-14）此称为井巷的摩擦风阻，它反映了井巷的特征。它只受和、的影响，对于已定型的井巷，只受的影响。 故 ， Pa （9-15）上式就是在完全紊流状态下的摩擦阻力定律。当摩擦风阻一定时，摩擦阻力和风量的平方成正比。按照上述计算方法，沿着选定的两条最大阻力风路，将各区段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数(一般不细算局部阻力)，即可算出通风容易和通风困难两个时期的井巷通风总阻力分别为： ，Pa （9-16） ，Pa （9-17）式中： 1.2容易时期的局部阻力系数；1.15 困难时期的局部阻力系数。图9-3 容易时期通风网络图图9-4 困难时期通风网络图9.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算公式： （9-18）矿井通风等积孔计算公式： （9-19）通风容易与困难时期摩擦阻力计算分别见表9-5与表9-6。表9-5 容易时期矿井摩擦阻力井巷名称长度(m)断面周长阻力系数104/Qhfr（m2）（m）Ns2/ m4/ m3/s/Pa副井井筒680.0028.2718.84343.0059.2868.35轨道运输大巷636.6814.4013.6065.0049.0645.37材料斜巷140.8714.4013.6050.0047.027.10分带轨道斜巷864.1315.0014.6050.0032.4527.00液压支架工作面200.0020.0018.00330.0026.4510.39分带运输斜巷901.4215.0014.6050.0032.4529.12东翼回风大巷2548.8114.4013.6065.0049.06181.62北翼风井650.0019.6315.70343.0059.28162.62合 计531.57表9-6 困难时期矿井摩擦阻力井巷名称长度(m)断面周长阻力系数104/Qhfr（m2）（m）Ns2/ m4/ m3/s/Pa副井井筒680.0028.2718.84343.0077.82117.78轨道运输大巷2886.9214.4013.6065.0062.32331.94材料斜巷140.8714.4013.6050.0060.3311.68分带轨道斜巷659.2715.0014.6050.0032.4520.60液压支架工作面200.0020.0018.00330.0026.4510.39分带运输斜巷658.7615.0014.6050.0032.4520.58南翼回风大巷2684.4314.4013.6065.0062.32308.65南翼风井650.0019.6315.70343.0077.82280.24合 计1101.86矿井通风总阻力：容易时期：=1.2531.57 =637.88 Pa困难时期：=1.151101.86 =1267.14 Pa式中：矿井风阻，Ns2/m8；矿井总阻力，Pa；矿井总风量，m3/s；矿井等积孔，m2。结合以上公式，把已知值代入，可得：容易时期：总风阻为：=637.88/59.282 = 0.18 Ns2/m8总等积孔：=1.1917/=2.73m2困难时期:总风阻为：=1267.14/77.822=0.21 Ns2/m8总等积孔：= 1.1917/=2.60 m2通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表9-7：表9-7 矿井等积孔容易时期困难时期等积孔(m2)2.732.60表9-8 矿井通风难易程度与等积孔的关系表通风阻力等级通风难易程度等积孔大阻力矿中阻力矿小阻力矿困难中等容易1 m212 m22 m2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2 m2，总风阻均小于0.35 NS2/m8，属于通风容易矿井。9.5选择矿井通风设备9.5.1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：1）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。2）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5年。3）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%。4）考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。5）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、出风井井口的标高差在150 m以下，井深均小于400 m时可不计算自然风压，且矿井通风总阻力较大，自然风压相对要小的多；本矿井进、回风井标高相差不足2 m。故设计中不计算自然风压，即：=0。（2）主要通风机工作风压1）该矿井为抽出式通风，通风容易时期主要通风机静风压： （9-20）式中： 通风容易时期主要通风机静风压，Pa；表示通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；表示容易时期帮助通风的自然风压，=0；表示风峒的通风阻力，通常为2050，取50 Pa。故：= 637.88+0+50 = 687.88 Pa2）通风困难时期，考虑自然风压反对主要通风机通风，主要通风机静风压： （9-21）式中：通风困难时期主要通风机静风压，Pa；表示通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；表示困难时期反对通风的自然风压，=0；表示风峒的通风阻力，通常为2050，取50 Pa。故： = 1267.14050 = 1317.12 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，对于抽出式用下式计算： （9-22）式中： 实际风量，m3/s；1.05抽出式矿井通风外部漏风系数；风井总风量，m3/s。容易时期：=1.053556.72 /60=62.24m3/s困难时期：=1.054668.96/60=81.71m3/s（4）主要通风机工况点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确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。表9-9 主要通风机工作参数一览表项 目容易时期困难时期单 位风量/m3s-1风压/Pa风量/m3s-1风压/Pa矿井开采水平62.24687.8881.711317.12容易时期： （9-23）= 687.88/62.242= 0.18 NS2/m8困难时期： （9-24）= 1317.12/81.712 = 0.20 NS2/m8风机风压与风量的关系：容易时期： 困难时期：设计最终选择FBCDZ8No21B2132KW通风机，在该风机的特性曲线上绘制风阻线，作图求出风机容易和困难时期的实际工况点M、N，如图9-5所示。图9-5 FBCDZ8No21B2132KW型通风机特性曲线及各工况点从而求得FBCDZ8No21B2132KW型通风机实际工况点参数，见表9-10。表9-10 主要通风机实际工况点参数型号时期叶片安装角/转速/rmin-1风压/Pa风量/m3s-1效率/%输入功率/kWFBCDZ8No23B2200KW容易40/32740823.5567.3871.387困难49/417401415.2383.4773.11629.5.2电动机选型根据矿井通风容易时期和困难时期主要通风机的输入功率Nmin和Nmax计算电动机的输出功率。由于Nmin/Nmax=87/162=0.540.6，因此需选用两台电动机。所需电动机输出功率用下式计算： Ne=Nfke/e (9-22)式中： Ne电动机的输出功率，kW；Nf通风机的输入功率，kW；Ke电动机容量备用系数，取1.15；e电动机效率，取0.90；容易时期：Ne=871.15/0.90 =111.17（kW）困难时期： Ne=1621.15/0.90 =207.00（kW）根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速，选择型号为YBF355L-8和YBF560S2-8的异步电动机，其详细参数见表9-11。表9-11 电动机参数时期型号功率（kw）电压（V）电流（A）转速（rpm）效率（%）容易YBF315M-815060007674092/92.8困难YBF315L2-8220600011874092/94.39.6安全灾害的预防措施9.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施（1）回采和掘进工作面以及回风巷中，必须按规定定期检查瓦斯，如发现异常，必须按规定处理。（2）盲巷、盲硐、片帮及冒顶处等容易积聚瓦斯的地点，必须及时处理。（3）掘进应采用双风机，双电源和风电闭锁装置。（4）掘进与回采工作面应安设瓦斯自动报警装置。（5）大巷及装煤站应安设瓦斯自动报警断电仪。瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源。（6）所有易产生煤尘的地点。必须采取洒水灭尘等防尘设备及除尘设施。（7）井下风速必须严格控制，防止煤尘飞扬。井下所有煤仓和溜煤眼均应保持一定存煤，不得放空，不得兼作通风眼。（8）综采工作面应采取煤尘注水。按照保安规程设计悬挂岩粉棚和防水棚。（9）煤尘应定期清扫。巷道应定期冲刷，各个转煤点应进行喷雾洒水。9.6.2预防井下火灾的措施（1）井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统。（2）井下机电设备选用防爆型为原则。应加强机电设备的安装质量。并加强维修及管理。防止漏电及短路产生高温和火花。（3）对自然发火的煤层，应加强煤炭与坑木的加收；加强密闭，及时密闭采空区；对停采线进行黄泥灌浆或喷洒阻化剂；分层开采还应在采区随采随注。（4）二阻化剂防火：根据化验与实践，本矿自然发火期长，但为确保安全，应预备部分黄泥用于危险时期灌浆。9.6.3防水措施（1）井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。（2）主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。（3）采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危险后，方可前进。1）接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；2）接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；3）接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；4）打开隔离煤柱放水时；5）接近有出水可能的钻孔时；6）接近有水或稀泥的灌泥区时；7）底板原始导水裂隙有透水危险时；8）接近其它可能出水地区时。10 设计矿井基本技术经济指标表10-1 设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤的牌号优质无烟煤2可采煤层数目层103可采煤层总厚度m15.794煤层倾角8165（1）矿井工业储量Mt349.19（2）矿井可采储量Mt265.556（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班37（1）矿井年生产能力Mt/a0.9（2）矿井日生产能力t/d3182.78矿井服务年限a210.759矿井第一水平服务年限a210.7510井田走向长度m6500井田倾斜长度m300011瓦斯等级高瓦斯相对涌出量m3/t221213通风方式两翼对角式（1）矿井正常涌水量m3/h550 （2）矿井最大涌水量m3/h65014开拓方式（指井筒形式、水平数目）立井单水平15一水平标高m-65016（1）生产的工作面数目个117（2）备用的工作面数目个1采煤工作面年推进度m120018（1）移交时井巷工程量m12000（2）达产时井巷工程量m1600019开拓掘进队数个320大巷运输方式机车牵引固定矿车21矿车类型固定矿车和自制平板车22电机车类型台数323设计煤层采煤方法综采一次采全高24（1）工作面长度m200（2）工作面推进度m/月108（3）工作面坑木消耗量m 3/千t0.61煤矿瓦斯抽采技术的发展摘要: 在多年煤矿瓦斯理论研究及工程实践的基础上,总结提出了适用于煤矿瓦斯抽采指标考核要求的瓦斯抽采分类方法,即采前抽采、采中抽采和采后抽采。对各种抽采方法的基础理论进行了简要论述,并给出了具体的设计方法和技术参数。通过实例重点介绍了采前抽采煤层瓦斯的区域性瓦斯抽采方法,充分体现了“区域性防突措施先行”的工作原则。最后以淮北祁南煤矿为例,简要介绍了该矿通过瓦斯的综合抽采实现煤矿安全高效开采的先进经验。关键词: 先抽后采;抽采达标;瓦斯抽采;煤与瓦斯突出;区域性瓦斯治理1. 1 煤矿瓦斯赋存条件煤炭是中国的主要能源, 占一次能源的70%以上。 进入21世纪以来, 随着中国经济的快速增长, 煤炭需求量也快速增长, 2001年至2008年中国煤炭产量由11.06亿t 猛增到27. 2亿t, 平均每年增长了18. 24%。 中国煤炭工业在保障中国经济快速增长的同时, 也使煤炭的开采条件不断恶化,突出表现在开采深度增加、瓦斯压力和瓦斯含量增大、地质构造条件复杂, 瓦斯灾害、特别是煤与瓦斯突出灾害日趋严重。 20世纪80年代初, 南桐矿务局平均开采深度380m, 瓦斯压力1. 56. 0MPa; 淮南矿务局平均开采深度490m, 瓦斯压力1. 8 3. 6MPa。目前,南桐矿务局平均开采深度810m, 瓦斯压力5. 010. 0MPa; 淮南矿业集团平均开采深度800m, 瓦斯压力4. 2 5. 6MPa, 所开采的煤层90%为突出煤层, 原来无突出危险的保护层已升级为突出危险煤层。 2004年, 全国大中型煤矿平均开采深度456m。平均采深华东约620m, 东北约530m, 西南约430m, 中南约420m, 华北约360m, 西北约280m。 采深超过1000m的煤矿有8处, 采深大于600m的矿井产量占28. 47%。 全国煤矿开采以每年约1020m的速度向深部延深。中国含煤地层以石炭二叠纪为主, 经历过多次大型构造运动, 许多矿区发生隆起、坳陷、褶皱和断裂等活动, 在构造挤压和剪切应力的作用下, 煤层结构破坏而形成构造煤发育, 表现为煤质松软( 硬度系数f =0. 1 0. 5) , 煤层渗透性差( 透气性系数多为10-310m2/ ( MPa2d) ) , 原始煤体瓦斯抽采困难。1. 2 瓦斯抽采的目的中国煤矿的瓦斯事故类型分为瓦斯爆炸、煤与瓦斯突出、瓦斯燃烧和窒息。 瓦斯爆炸、瓦斯燃烧和窒息事故的原因之一是瓦斯积聚达到一定的体积分数。例如瓦斯体积分数达到5% 15%时, 有可能引起瓦斯爆炸事故; 瓦斯体积分数大于15%时,有可能引起瓦斯燃烧事故; 由于瓦斯积聚使空气中氧气体积分数降到12%时, 人感到呼吸非常短促.煤与瓦斯突出是煤体中存储的瓦斯能和应力能的失稳释放。 煤层瓦斯的大量直接排放不仅浪费了能源资源而且严重污染了环境, 以甲烷为主要成分的煤层瓦斯是一种具有强烈温室效应的气体, 甲烷的温室效应比二氧化碳大20倍以上。因此, 煤矿瓦斯抽采的目的为:1) 减少瓦斯涌出、预防瓦斯超限、降低瓦斯积聚, 为矿井通风创造有利的条件;2) 降低煤层中存储的瓦斯能量、提高煤体强度, 防治煤与瓦斯突出;3) 开发利用高效洁净的能源;4) 降低对环境的污染。中国煤矿安全规程第145条规定了必须建立地面永久抽采瓦斯系统或井下临时抽采瓦斯系统的条件。1. 3 煤矿瓦斯抽采量中国于2002年提出了“先抽后采, 监测监控, 以风定产”的12字工作方针。 由于20世纪末期,中国煤炭企业经营十分困难, 造成煤矿安全的投入普遍不足, 很多煤矿采掘失衡, 再加上后来煤炭产量的大幅度提升, 导致2004年底至2005年初, 郑州煤业集团大平煤矿、铜川矿务局陈家山煤矿、阜新煤业集团孙家湾煤矿接连发生了3起一次死亡百人以上特别重大瓦斯事故。 2005年至2008年,国家每年投入30亿元, 带动企业和地方投资, 对重点煤矿进行瓦斯治理和安全技术改造。经过近4年多的科技攻关、安全技术改造和加大监管及监察力度, 中国煤矿瓦斯治理科技水平、装备水平和管理水平取得了长足进步。 图1给出了中国煤矿瓦斯抽采量的增长情况, 从图1中可以看出, 2002年以来中国煤矿瓦斯抽采增长迅速, 2007年全国瓦斯抽采量达到44亿m3, 有10个矿业集团年瓦斯抽采量超过1亿m3。图1 中国煤矿瓦斯抽采量增长情况1. 4 煤矿瓦斯事故分析近年来随着中国煤矿安全投入不断增加, 煤矿瓦斯抽采量增长迅速, 安全管理水平也得到了大幅度的提升。 表1给出了2005- 2008年中国煤矿瓦斯事故起数和死亡人数的对比分析, 表中的事故起数和死亡人数是相对于2005年同类数据的百分比。表1 2005- 2008年中国煤矿瓦斯事故对比从表1中可以看出, 无论是事故起数还是死亡人数( 包括全部瓦斯事故、重大以上瓦斯事故和特别重大瓦斯事故) 都呈逐年下降的趋势, 2008年的瓦斯事故起数和死亡人数仅为2005年的43. 69%和35. 84%. 值得一提的是, 对特别重大瓦斯事故( 一次死亡30人及以上的事故) 的控制效果显著,2008年的特别重大瓦斯事故起数和死亡人数仅为2005年的16. 67%和5. 41%, 且消灭了1次死亡50人以上的特别重大恶性瓦斯事故。综合分析认为, 中国煤矿瓦斯事故呈现以下特点:1) 煤矿瓦斯起数和死亡人数呈明显下降趋势, 特别重大瓦斯事故得到有效控制;2) 煤与瓦斯突出事故超过瓦斯爆炸事故, 上升为第一位的瓦斯事故;3) 乡镇煤矿仍然是煤矿瓦斯事故的重灾区,一些低瓦斯矿井、高瓦斯矿井和未鉴定矿井发生了煤与瓦斯突出事故。2 煤矿瓦斯抽采理念的发展中国煤矿瓦斯抽采理念的发展先后经历了“ 局部防突措施为主、先抽后采、抽采达标和区域防突措施先行”4个阶段。2. 1 局部防突措施为主20世纪50-80年代, 中国煤矿瓦斯治理的重点是, 摸清煤与瓦斯突出规律, 引进消化和吸收国外煤与瓦斯突出防治技术和经验, 研究适合中国特点的煤与瓦斯突出预测方法和突出防治工程方法。在此基础上, 20世纪80- 90年代末, 进入局部防突措施为主的阶段, 主要任务是贯彻落实“四位一体”综合防突措施, 以1988年防治煤与瓦斯突出细则出版和1995年的修订为代表, 研究重点是煤与瓦斯突出危险性预测方法与预测指标, 同时兼顾突出防治工程方法的深化研究。2. 2 先抽后采2002年8月30日, 在辽宁省铁法煤业集团召开的全国煤矿瓦斯防治现场会上, 时任国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局局长王显政同志作了“ 以防治瓦斯灾害为重点, 开创煤矿安全生产工作新局面”重要讲话。 提出了“先抽后采, 监测监控, 以风定产”的12字工作方针, 致力于建立防范瓦斯事故的长效机制.“ 先抽后采”是瓦斯防治工作的基础, 是从源头上治理瓦斯灾害的治本之策和关键之举, 体现了瓦斯治理预防为主、关口前移的要求, 是煤矿长期治理瓦斯实践经验的总结。这期间也是区域性治理与局部治理并重阶段,一些瓦斯治理基础较好的矿业集团, 如淮南矿业集团, 在长期瓦斯治理经验总结的基础上, 提出了“可保尽保, 应抽尽抽”的瓦斯治理战略, 并得到全国突出危险严重矿区的积极相应。 2005年3月国家发展改革委、国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局在总结淮南、阳泉、平顶山、松藻等煤矿瓦斯治理经验的基础上, 编写了煤矿瓦斯治理经验五十条, 在瓦斯治理的基本思想中明确提出区域性治理与局部治理并重, 实施“可保尽保, 应抽尽抽”的瓦斯治理战略。 并在第32条中明确提出:“ 强制开采保护层, 做到可保尽保, 并抽采瓦斯, 降低瓦斯含量”。 第35条中提出: “ 顶、底板穿层钻孔掩护强突出煤层掘进”。2. 3 抽采达标2008年7月8日, 国务院安全生产委员会在辽宁省沈阳市召开全国煤矿瓦斯治理现场会, 时任国家安全生产监督管理总局局长王君同志作了,“ 通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位, 把煤矿瓦斯治理攻坚战扎实有效地推向深入”的重要讲话。 根据中国煤矿安全生产实际情况, 在认真总结煤矿瓦斯治理科研成果和经验教训的基础上, 国家安全生产监督管理总局提出了, 构建“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的煤矿瓦斯治理工作体系。 为贯彻落实全国煤矿瓦斯治理现场会精神, 巩固煤矿瓦斯治理攻坚战成果, 进一步提高煤矿瓦斯治理水平, 有效防范和遏制重特大瓦斯事故, 实现煤矿安全生产形势的明显好转, 国务院安全生产委员办公室以安委办 2008 17号文下发了, 关于进一步加强煤矿瓦斯治理工作的指导意见。明确提出“强化多措并举、应抽尽抽、可保尽保、抽采平衡的技术措施, 确保抽采达标”。 要求煤矿经抽采瓦斯后, 采掘工作面瓦斯抽采率、煤的可解吸瓦斯含量和回风流瓦斯含量要达到煤矿瓦斯抽采基本指标( AQ1026-2006)的要求。2. 4 区域防突措施先行由于近年来中国煤矿煤与瓦斯突出灾害日趋严重, 煤与瓦斯突出事故已经超过瓦斯爆炸事故,上升为第一位的瓦斯事故。 为了有效地遏制煤与瓦斯突出事故, 2008年国家煤矿安全监察局组织有关专家对防治煤与瓦斯突出细则( 1995年版) 进行了全面修改, 将以防治煤与瓦斯突出规定的形式颁布实施。 在即将颁布实施的防治煤与瓦斯突出规定中系统地总结了中国煤与瓦斯突出矿区煤与瓦斯突出防治中的经验与教训, 明确提出: 煤与瓦斯突出防治工作坚持“ 区域防突措施先行、局部防突措施补充”的原则。 未采取区域综合防突措施并未达到指标要求的严禁进行采掘活动, 做到“不掘突出头, 不采突出面”。3 煤矿瓦斯抽采指标、方法分类及选择瓦斯抽采是防范瓦斯事故的治本之策, 必须努力实现抽采达标。 瓦斯治理必须坚持标本兼治、重在治本。通过瓦斯抽采, 降低煤层中的瓦斯含量, 从根本上治理防范瓦斯灾害。因此要加大瓦斯抽采力度, 提高瓦斯抽采率和利用率。3. 1 瓦斯抽采指标煤矿瓦斯抽采基本指标第4节, 瓦斯抽采应达到的指标中规定了以下4种类型的抽采指标:1) 突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。 若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力, 则必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t 以下, 或将煤层瓦斯压力降到0. 74MPa( 表压)以下。即突出煤层工作面必须在采前通过瓦斯抽采区域性消除煤与瓦斯突出危险性。2) 瓦斯涌出量主要来自于开采层的采煤工作面前方20m以上范围内, 煤的可解吸瓦斯量必须根据工作面的日产量在采前通过开采层的瓦斯抽采使煤的可解吸瓦斯含量降到规定指标之下。3) 瓦斯涌出量主要来自于邻近层或围岩的采煤工作面必须根据工作面绝对瓦斯涌出量情况确定工作面的最低瓦斯抽采率, 这部分瓦斯可以在工作面开采过程中同时进行抽采。 4) 规定了不同绝对瓦斯涌出量的矿井应达到的最低瓦斯抽采率。 即矿井通过各种抽采( 综合抽采) 后应达到的最低瓦斯抽采率。上述第1种类型规定了突出煤层采前抽采应达到的指标, 第2种类型规定了高瓦斯煤层采前抽采应达到的指标, 第3种类型规定了回采工作面开采过程中抽采应达到的指标, 第4种类型规定了矿井瓦斯抽采应达到的指标。由此可见煤矿瓦斯抽采基本指标对抽采方法的划分依据煤层开采时间, 即煤层开采前、开采过程中和开采过程后。3. 2 瓦斯抽采方法分类煤矿瓦斯抽采方法目前尚无统一分类. 俞启香在矿井瓦斯防治中将瓦斯抽采方法分为: 开采层抽采、邻近层抽采、采空区抽采和围岩抽采。 于不凡在煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册中将瓦斯抽采方法分为: 未卸压煤层和围岩抽采、卸压煤层和围岩抽采、采空区抽采和综合抽采。 以上两种分类方法主要依据开采煤层和邻近煤( 岩) 层的空间关系, 在次级分类方法上考虑开采时间关系。 上述分类方法与煤矿瓦斯抽采基本指标中第4节, 瓦斯抽采应达到的指标对应上存在困难。为了适应煤矿瓦斯抽采基本指标煤矿瓦斯抽采的考核要求, 作者对煤矿瓦斯抽采方法进行了重新分类。 分类的指导思想为: 第1层次划分以煤层的开采时间为依据, 第2层次以煤层开采的空间关系为依据。 新的煤矿瓦斯抽采分类方法如图2。图2 煤矿瓦斯抽采方法分类煤矿瓦斯抽采方法分类共分为3个层次。 第1层次分为: 采前抽采( 预抽) 、采中抽采和采后抽采.第2层次分为: 本煤层抽采、邻近层抽采、回采工作面抽采、掘进工作面抽采和采空区抽采。第3层次为具体瓦斯抽采方法, 如地面钻井抽采、穿层钻孔抽采、采空区埋管抽采方法等。这样的分类方法可能出现方法交叉的问题, 例如邻近层抽采可能是采前抽采, 也可能是采中抽采。 如果邻近煤层是可采煤层, 且在开采层开采过程中邻近煤层的可采性不被破坏, 则对该煤层瓦斯抽采应视为采前抽采。 如果邻近煤层是不可采煤层, 或在开采层开采过程中其可采性被破坏, 则对这些煤层的瓦斯抽采应视为采中抽采。在煤矿生产实践中, 不可能通过单一的瓦斯抽采方法解决矿井瓦斯问题, 往往需要采用多种瓦斯抽采方法的组合, 实现对煤矿瓦斯的综合抽采。3. 3 瓦斯抽采方法选择3. 3. 1 煤与瓦斯突出矿井瓦斯抽采方法选择突出煤层突出危险区域必须采用区域性的采前瓦斯抽采方法, 经区域性抽采之后瓦斯含量和瓦斯压力应达到煤矿瓦斯抽采基本指标的规定。 区域性方法是在煤与瓦斯突出煤层开采过程中, 由安全区域向不安全区域施工瓦斯治理工程, 均匀有效地降低不安全区域的瓦斯含量, 区域性消除煤与瓦斯突出危险性, 使不安全区域转变为安全区域的防突方法。 长期理论研究和突出危险煤层的开采实践证明, 开采保护层和预抽煤层瓦斯是有效地防治煤与瓦斯突出的区域性措施, 该方法可以避免长期与突出危险煤层处于短兵相接状态, 提高了防治煤与瓦斯突出措施的安全性和可靠性。中国煤矿安全规程第192条规定: “ 对于有突出危险煤层, 应采取开采保护层或预抽煤层瓦斯等区域性防治突出措施”。 第193条规定: “ 在突出矿井开采煤层群时,应优先选择开采保护层防治突出措施”。 第198条规定:“ 开采保护层时, 应同时抽采被保护层瓦斯”。2005年1月, 国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局以局长令的形式下发了国有煤矿瓦斯治理规定, 第5条明确规定: “ 突出矿井必须首先开采保护层, 不具备开采保护层条件的, 必须对突出煤层进行预抽, 并确保预抽时间和效果”。 由此可见, 在现有技术条件下, 采用区域性瓦斯治理方法对有效地防治煤与瓦斯突出, 保障突出危险煤层的安全高效开采具有重要的现实意义。3. 3. 2 高瓦斯矿井瓦斯抽采方法选择如果瓦斯涌出主要来源于开采煤层, 则必须采用采前抽采的方法, 在工作面开采前, 根据工作面的设计产量, 将开采煤层的可解吸瓦斯含量降到规定的指标。采前抽采煤层瓦斯可以采用地面钻井、也可以采用井下顺层钻孔。 但由于煤层瓦斯含量相对较小, 采用地面钻井抽采效果相对较差。 目前多采用井下顺层钻孔抽采方法, 降低开采煤层的瓦斯含量。井下顺层钻孔是在工作面煤层巷道掘进过程同时施工的, 这样靠近工作面切眼施工的钻孔瓦斯抽采时间相对较短, 为了保证开采过程中, 工作面前方煤体的可解吸瓦斯含量降到规定的指标, 必须根据煤层赋存、瓦斯赋存、煤层透气性、瓦斯抽采钻孔的布置及经过考察的瓦斯抽采效果, 确定最短瓦斯抽采期, 以确保瓦斯抽采效果。 根据我们的经验,顺层间距不大于3m条件下, 最短瓦斯抽采期不应小于3个月。 瓦斯涌出主要来源于邻近煤岩层,如阳泉煤业集团三矿, 开采煤层瓦斯含量为4 6m3/ t, 但上部邻近不可采煤层和灰岩中瓦斯含量较高, 由于开采层的采动卸压作用, 致使邻近层瓦斯大量涌出, 工作面最大瓦斯涌出量达到180m3/min, 必须采用有效的邻近层抽采技术, 才能保证工作面的安全高效开采。如果瓦斯涌出主要来源于邻近煤岩层, 4. 4节中瓦斯抽采方法同样适应于高瓦斯矿井采煤工作面, 回采工作面瓦斯抽采率应满足规定的指标。4 煤矿瓦斯抽采方法4. 1 地面钻井采前抽采瓦斯地面钻井采前抽采瓦斯是20世纪80年代在美国成功应用的地面煤层气开采方法, 20世纪90年代开始在中国不同矿区开展试验, 除在山西沁水盆地取得了与美国SanJuan盆地相当的抽采效果外, 在其它矿区的试验结果均不理想。 主要原因是,我国大部分高瓦斯矿区地质构造复杂, 煤层低透气性低, 多数煤层透气性系数仅为10-3 10 m2/( MPa2d) 。地面压裂钻井结构如图3所示。地面钻井采前抽采瓦斯主要分为3个阶段。完井阶段包括, 表土段钻井及固井、基岩段钻井电测井、基岩段套管安装及固井、固井质量检测; 煤层透气性改造阶段包括, 射孔和压裂; 排水采气阶段包括, 更换井口设备、排水降低液面高度、采气。 晋城煤业集团蓝焰煤层气公司、中联煤层气公司等单位在沁水煤田施工地面钻井1000余口, 取得了较好的瓦斯抽采效果, 抽采的瓦斯用于发电、汽车燃料和民用等。图3 地面压裂钻井结构示意图 目前, 中国地面钻井技术已经成熟. 决定瓦斯抽采效果的关键是压裂和排采技术, 除传统的前置液、携沙液和顶替液压裂技术外, 在一些矿区还试验了CO2 压裂驱替技术; 此外, 还进行了排采工艺方面的改革试验。 上述试验效果如何, 还有待于今后抽采效果的检验。4. 2 被保护层采前抽采瓦斯中国自20世纪50年代末期开始在北票、南桐、中梁山、天府、松藻矿务局试验开采保护层防止煤与瓦斯突出, 取得了显著的效果。1997年以来,中国矿业大学先后与淮南矿业集团、淮北矿业集团、阳泉煤业集团、沈阳煤业集团、郑州煤业集团等多家煤炭企业合作, 开展了多种地质、煤层和瓦斯赋存条件下的保护层开采、顶底板煤( 岩) 层移动及裂隙发育规律、被保护层卸压瓦斯解吸流动规律及有效的卸压瓦斯抽采方法, 并形成了国家安全生产行业标准保护层开采技术规范( AQ1050-2008)。4. 2. 1 瓦斯抽采的原理保护层开采之后, 其上覆煤岩体将形成跨落带、断裂带和弯曲带3个带, 其下伏煤岩体分为底鼓裂隙带和底鼓变形带两个带。 保护层开采后顶底板煤岩裂隙发育及分带示意图见4图所示。图4 采场顶底板煤岩体裂隙发育及分带示意图开采下保护层时不得破坏被保护层的开采条件, 这样就要求被保护层应在断裂带和弯曲带。 处于断裂带内的煤( 岩) 体既产生平行层理的裂隙, 又产生垂直和斜交层理的裂隙, 卸压瓦斯在抽采负压的作用下既可以沿平行层理方向流动, 也可以沿垂直和斜交层理方向流动, 比较有效的瓦斯抽采方法有: 顶板或底板穿层钻孔( 多用于急倾斜煤层) 法、走向高位钻孔法、倾向高位钻孔法、走向长钻孔法、走向高抽巷法、倾向高抽巷法、地面钻井法等。 处于弯曲带内的煤( 岩) 体由于整体下沉, 多产生平行层理的裂隙, 卸压瓦斯沿平行层理方向流动相对容易, 比较有效的瓦斯抽采方法有: 顶板或底板巷道网格式上向穿层钻孔法和地面钻井法。 而开采上保护层时, 要求被保护层应在底鼓裂隙带和底鼓变形带内, 被保护层所处的区域不同, 煤( 岩) 体裂隙发育差异较大, 但由于位于保护层下部, 其瓦斯抽采方法的选择受到一定限制, 抽采方式比较单一, 主要以底板巷道网格式穿层钻孔法为主。4. 2. 2 地面钻井抽采方法地面钻井抽采卸压瓦斯方法适用于下保护层开采条件, 其优点为:1) 地面钻井将穿过下保护层顶板上覆卸压煤岩层, 抽采范围大、抽采效果好;2) 从地面钻井处在保护层开采的卸压区开始, 到地面钻井报废止( 钻井损坏或抽不出瓦斯) ,全部为抽采期, 抽采期长;3) 地面钻井施工不受井下巷道工程条件的限制, 只要保证保护层工作面推进到钻井设计位置之前, 地面钻井施工完成, 即可满足瓦斯抽采的需要。地面钻井结构如图5所示。地面钻井结构一般分为3段: 第1段为表土段, 钻井穿过表土进入坚硬基岩, 下套管, 进行表土段固井; 第2段为基岩段, 钻井钻进至目标层( 卸压瓦斯抽采煤层或煤层群) 顶板2040m, 下套管, 进行基岩段固井( 套管长度为第1段与第2段之和、固井至地面) ; 第3段为目标段, 钻井钻进至保护层顶板5 10m( 取决于保护层开采厚度) , 下筛管, 不固井。图5 地面钻井结构示意图根据淮南矿区地面钻井卸压瓦斯抽采试验证明, 有效抽采半径可达200m, 设计时抽采半径取150m。沿走向方向第一个钻井距开切眼50 70m, 之后钻井间距为300m, 在倾斜方向上钻井距风巷的距离为工作面长度的1/ 3 1/ 2。 地面钻井能够取得较好的瓦斯抽采效果, 在卸压瓦斯抽采的活跃期内, 单井瓦斯抽采量可达到10 20 m3/min, 抽采瓦斯的体积分数达70% 90%, 瓦斯抽采率可达60%以上。4. 2. 3 井下穿层钻孔抽采方法井下穿层钻孔是被保护层卸压瓦斯抽采的最基本方法, 也是我国被保护层卸压瓦斯抽采普遍应用的方法。 采用井下穿层钻孔抽采卸压瓦斯具有以下优点:1) 根据保护层与被保护层的赋存特点和相对层位关系, 可以机动灵活地布置抽采巷道, 施工瓦斯抽采钻孔, 适应性强, 瓦斯抽采钻孔工程量小, 易于均匀布孔;2) 瓦斯抽采效果可靠, 可以根据前面的瓦斯抽采情况, 优化后续抽采工程设计和施工, 改善卸压瓦斯的抽采效果;3) 瓦斯抽采期长, 抽采效果好。根据保护层与被保护层的赋存特点和相对层位关系, 用于被保护层卸压瓦斯抽采的专用巷道和穿层钻孔的设计方法也具有多样性。4. 2. 3. 1 淮南潘一煤矿远距离下保护层开采底板岩巷网格式上向穿层钻孔法潘一矿C13煤层是矿井主采煤层, 为煤与瓦斯突出煤层, 平均厚度6. 0m, 平均倾角9。 - 620m水平实测煤层瓦斯压力为5. 0MPa, 选择B11煤层作为C13煤层的下保护层开采, 层间距70m,采用底板岩巷网格式上向穿层钻孔法抽采被保护层卸压瓦斯。在C13煤层工作面倾斜中部, 距煤层底板1520m的岩层中布置一底板瓦斯抽采巷, 在底板瓦斯抽采巷内, 在保护范围内每隔30 40m布置一长度5m的水平抽采钻场。在每个钻场内施工一组扇形穿层钻孔, 钻孔直径91mm, 钻孔有效抽采半径15 20m, 钻孔间距以C13煤层中厚面为准, 孔底进入C13煤层顶板0. 5m, 保证保护层开采过程中能够有效的抽采被保护层卸压瓦斯, 钻孔布置如图6所示。图6 潘一煤矿底板岩巷网格式上向穿层钻孔布置( cm)根据考察结果, 在保护层B11煤层开采后,C13煤层的最大膨胀变形为2. 63%, 煤层的透气性系数增大了2880倍, C13煤层瓦斯抽排率在60%以上, 煤层瓦斯得到有效的下降, 残余瓦斯含量降为5. 2m3/ t, 残余瓦斯压力降为0. 4MPa, 彻底消除了煤层的突出危险性。 被保护层采掘实践表明, 煤巷月掘进速度由原来的40 60m, 提高到200m以上, 工作面采用综合机械化放顶煤采煤方法, 工作面具备日产万吨的生产能力。4. 2. 3. 2 沈阳红菱煤矿近距离上保护层开采底板岩巷网格式上向穿层钻孔法红菱煤矿主采煤层12煤层为煤与瓦斯突出煤层, 平均厚度4. 0m, 其上部16m处赋存一极薄煤层11煤层, 平均厚度为0. 4m。 通过论证, 选择11煤层作为12煤层的保护层进行开采。 试验区域12煤层平均厚度4. 0m, 瓦斯压力67MPa, 瓦斯含量22. 5m3/ t。被保护层卸压瓦斯抽采采用底板岩巷网格式上向穿层钻孔法, 钻孔布置如图7所示。图7 沈阳红菱矿底板岩巷上向网格式穿层钻孔布置考虑到保护层工作面倾向较长, 煤层倾角较大, 在12煤层底板施工2条底板巷, 底板岩巷距煤层底板15m, 巷道断面不小于9m2。在抽采巷道内每隔15m布置1个钻场, 每个钻场施工一排钻孔,垂直于巷道走向呈扇形布置, 钻孔直径90m, 按照一倍层间距设计钻孔间距, 钻孔间距15m。在保护层采动作用下, 12煤层相对膨胀变形为0. 72%, 被保护层卸压范围内煤层透气性系数增加了1010倍, 被保护层瓦斯抽采率达到77. 5%,煤层的残余瓦斯含量降为5. 06m3/ t, 残余瓦斯压力降为0. 25MPa, 全面消除了12煤层被保护层工作面的煤与瓦斯突出危险性, 12煤层满足了高产高效的开采要求。4. 2. 3. 3 淮南李二矿急倾斜保护层开采及网格式穿层钻孔法李二矿主采煤层为B8, B9, B11b, C13煤层, 在该区域由于地层倒转, 造成煤层倾角大, 平均角度为80, 矿井采用B9煤层保护B8煤层。 针对急倾斜煤层裂隙发育及卸压瓦斯流动规律, 采用从保护层工作回风巷、工作面运输巷和底板岩巷内施工穿层钻孔抽采瓦斯, 钻孔布置如图8所示。图8 淮南李二矿网格式穿层钻孔布置 在工作回风巷、工作面运输巷内每隔30m向底板方向做一长度为5m的钻场, 每个钻场内沿倾向向B8煤层打3 4个直径91mm的倾斜穿层钻孔, 钻孔走向间距30m, 倾斜间距10m。底板岩巷内钻孔布置原则与工作面两巷相同。 通过穿层钻孔的抽采, 可有效降低B8煤层的瓦斯含量, 消除其突出危险性, 同时拦截卸压瓦斯, 降低保护层工作面的瓦斯涌出量, 确保保护层工作面的安全回采。 经B8煤层开采验证, 煤巷月掘进速度提高了1倍, 工作面平均日产量提高了3倍。4. 2. 3. 4 淮南新庄孜煤矿沿空留巷穿层钻孔瓦斯抽采方法在保护层无煤柱开采工作面可采用沿空留巷穿层钻孔瓦斯抽采方法, 从沿空留巷( 风巷和机巷)内向顶底板被保护煤层施工一定数量的穿层钻孔抽采被保护层卸压瓦斯。 由于空间位置关系, 从沿空留巷内向工作面煤体倾向上施工的穿层钻孔有限, 穿层钻孔无法覆盖整个被保护层工作面, 这就需要被保护煤层位于保护层开采后形成的顶板断裂带或底鼓裂隙带内, 被保护层处于该层位时, 层间岩层内形成有大量的穿层裂隙与保护层采空区导通。 且还需要布置岩层巷道, 从岩层巷道中施工穿层钻孔配合抽采。 保护层开采过程中, 被保护层部分卸压瓦斯由穿层钻孔抽采, 部分卸压瓦斯经层间穿层裂隙进入保护层工作面的采空区, 因此该方法需要与采空区埋管抽采方法配合使用, 需要在沿空留巷巷帮充填时预埋管路用于采空区瓦斯抽采,如图9所示, 为淮南新庄孜煤矿保护层开采沿空留巷钻孔布置。图9 沿空留巷穿层钻孔布置4. 2. 3. 5 郑州崔庙极薄保护层钻采及上向网格式穿层钻孔抽采卸压瓦斯方法矿井主采煤层二1 煤层平均厚度为8m, 煤层倾角平均为15, 为低透气性高瓦斯强突出煤层,在采掘过程中已发生多次煤与瓦斯突出事故, 采用下部的一9 煤层作保护层进行开采, 层间距为18. 5m, 一9 煤层厚度平均为0. 3m. 保护层采用螺旋钻采煤机钻采开采, 采用底抽巷上向网格式穿层钻孔法抽采被保护层卸压瓦斯, 如图10所示。图10 郑州崔庙煤矿底抽巷穿层钻孔布置在极薄保护层一9 煤层工作面沿走向施工2条底抽巷, 在底抽巷内每隔10m布置一钻场, 在钻场沿倾向二1 煤层施工10个穿层钻孔, 钻孔直径75mm, 钻孔间距为7m。 二1 煤层瓦斯抽采工程实践表明, 煤层透气性系数提高了403倍, 被保护煤层瓦斯抽采率达到64%, 煤层瓦斯压力降为0.15MPa, 瓦斯含量降为4. 66m3/ t, 彻底消除了二1煤层的突出危险性, 具备了安全高效开采的条件。4. 2. 4 井下巷道抽采方法井下巷道卸压瓦斯抽采方法主要适用于被保护层处在断裂带的条件, 常用的有走向高抽巷法、倾斜高抽巷法, 本文结合阳泉矿区的应用实例进行介绍。 走向高抽巷一般和内错式尾巷联合使用, 其巷道布置如图11所示, 从采区专用回风大巷以2530斜坡施工一穿层斜巷到达距15煤层60 70m左右的9煤层中, 然后沿该煤层平行于工作面回风巷、距回风巷水平距离60m, 向开切眼方向施工断面5m2的走向高抽巷, 高抽巷末端距切眼的水平距离为25m。 从高抽巷末端向切眼施工5个直径100mm的下向瓦斯抽采钻孔, 钻孔末端进入15煤层直接顶, 用于解决15煤层初采期间的瓦斯涌出问题. 在地质构造带处常采用倾斜高抽巷法,倾斜高抽巷抽采方法巷道布置如图12所示, 该方法一般与外错式尾巷“ U+L”通风方式联合使用。图11 走向高抽巷布置图12 倾斜高抽巷布置4. 2. 5 井下水平长钻孔抽采方法高抽巷瓦斯抽采方法需要开掘一条岩石巷道,成本较高, 井下水平长钻孔抽采方法在一定程度上可替代高抽巷, 如图13, 该方法主要适用于被保护层处在断裂带的条件, 钻孔数量3 5个, 直径150200mm, 钻进长度依据工作面走向长度而定, 一般为500 1000m, 布置在距工作面风巷10 40mm范围内, 高度为工作面采高的8 10倍, 保护层开采的断裂带下部。图13 井下水平长钻孔布置4. 3 井下本煤层采前抽采瓦斯4. 3. 1 瓦斯抽采的原理对于原始煤体, 可认为瓦斯在煤层中的流动合达西定律, 一般采用穿层钻孔或顺层钻孔进行煤层瓦斯抽采。在一定时间内, 煤层瓦斯向钻孔的流动视径向流动。 预抽煤层瓦斯效果与煤层透气性系数、抽采负压、钻孔直径等因素有关, 但影响效果的程度不同。 根据实践经验, 通过增加煤层透气性系数, 比如深孔松动爆破、孔群水利增透等措施将煤层瓦斯径向流动改善为煤层裂隙钻孔的混合流动, 可有效增加煤层瓦斯抽采效果。再保证一定的预抽时间, 可降低煤层瓦斯含量, 消除其突出危险性。4. 3. 2 穿层钻孔抽采方法4. 3. 2. 1 单底板岩巷网格式穿层钻孔抽采煤巷条带瓦斯方法单底板岩巷网格式穿层钻孔抽采煤巷条带瓦斯方法可保证突出煤层工作面机巷及开切眼的安全掘进, 还可从底板岩巷向工作面倾向中部施工穿层钻孔, 用来抽采顺层钻孔长度不足在工作面倾向中部形成的空白条带煤层瓦斯。 淮北祁南煤矿7煤层为煤与瓦斯突出煤层, 试验面713工作面煤层平均厚度3. 5m, 平均倾角5, 瓦斯压力2. 42MPa,穿层钻孔布置如图14所示。图14 单底板岩巷网格式穿层钻孔布置在距煤层底板25m处施工底板岩巷, 巷道断面10. 5m2, 在巷道内施工抽采钻场, 钻场间距25m,钻场长为4m, 在钻场中施工穿层钻孔, 钻孔直径为94mm, 钻孔间距为5m, 每个钻场施工5排钻孔, 每排布置7个钻孔, 呈扇形布置, 一个钻场孔群的控制宽度为35m。 在钻孔施工过程中采用水力诱导喷孔孔群增透技术, 可有效提高煤层瓦斯抽采效果。穿层钻孔抽采期不低于5个月, 抽采率可达40%以上, 试验面713工作面机巷实现了综合机械化掘进, 具备300m/ 月以上的掘进条件。4. 3. 2. 2 双底板岩巷网格式穿层钻孔抽采工作面开采区域瓦斯方法对于松软特厚突出煤层, 顺层钻孔施工长度有限, 从风巷、机巷施工的顺层钻孔无法覆盖整个工作面, 在这种情况下需采用双底板岩巷网格式穿层钻孔法抽采工作面开采区域瓦斯, 工作面风巷、机巷形成后再施工部分顺层钻孔作为补充。 芦岭煤矿8, 9煤层为煤与瓦斯突出煤层, 曾发生过万吨级突出, 试验面穿层钻孔布置如图15所示。图15 双底板岩巷网格式穿层钻孔布置( m)底板双岩巷每隔一定距离用一联络巷连接, 在底板双岩巷内每隔30m, 垂直于底板岩巷在下帮侧以一定角度起坡, 施工一长为3m的梯形钻场,钻场断面尺寸6m2。 在钻场内向煤层施工穿层抽采钻孔, 直径94100mm, 钻孔间距10m。每一钻场沿走向施工3排钻孔, 沿倾向每排5 6个钻孔。工作面倾向上部穿层钻孔无法抽采到的区域, 需从风巷内施工顺层钻孔进行瓦斯抽采。 通过穿层钻孔12 18个月的瓦斯抽采, 煤层瓦斯抽采率可达30%, 可有效降低煤层瓦斯突出危险性, 在煤层采掘作业中还需配合“四位一体”局部防突措施。4. 3. 3 顺层钻孔抽采方法4. 3. 3. 1 与穿层钻孔配合使用的顺层钻孔瓦斯抽采方法工作面煤层巷道在穿层钻孔掩护下施工完成后, 便可从风巷、机巷内施工顺层钻孔抽采工作面开采区域瓦斯, 顺层钻孔布置如图16所示。图16 工作面顺层钻孔布置 顺层钻孔的间距与钻孔的抽采半径有关, 在低透气性的突出煤层中, 钻孔间距一般按照2 3m设计, 钻孔直径为91mm, 钻孔长度根据工作面倾向长度设计。 如果煤层较厚, 可根据情况布置2 3排钻孔。为了缩短开切眼前方部分煤体的瓦斯抽采时间, 在工作面里段补打一定数量的顺层钻孔, 钻孔与巷道煤壁呈75夹角, 与原顺层孔交叉布置,以便提高钻孔抽采效果, 并可在回采过程中实现边采边抽、卸压抽采。对于煤层松软顺层钻孔施工困难的煤层, 可采用“递进法”施工顺层孔, 保证顺层钻孔覆盖整个工作面。4. 3. 3. 2 顺层长钻孔递进掩护区域性瓦斯抽采方法该方法不需要底板岩巷, 瓦斯抽采工程量小,适用于煤体硬度高、倾角小、赋存稳定、构造相对简单的煤层。 淮北祁南煤矿32煤层平均厚度2. 38m, 属较稳定煤层, 煤层具有一定的突出危险性。试验面煤层瓦斯压力为2. 5MPa, 采用顺层长钻孔递进掩护区域性瓦斯抽采方法治理工作面瓦斯, 钻孔布置如图17所示。图17 顺层长钻孔递进掩护区域性瓦斯抽采钻孔布置工作面顺层钻孔设计间距3 5m, 钻孔直径94mm, 顺层钻孔的施工长度为80 90m, 从上一区段工作面机巷向34下3工作面上半区域施工顺层钻孔抽采瓦斯, 平均抽采时间不低于5个月。在顺层钻孔的掩护下施工工作面腰巷, 腰巷下帮的钻孔保护宽度不小于10m, 再利用腰巷施工顺层钻孔抽采工作面下半区域煤层瓦斯, 保证本工作面机巷的安全掘进, 进而实现对整个工作面的区域性瓦斯抽采。 应用实践表明, 突出煤层实现机械化掘进,煤巷掘进速度在300m/ 月以上, 产量在15万t/ 月以上。4. 3. 4 交叉钻孔抽采方法为提高顺层钻孔预抽煤层瓦斯效果, 研发了交叉钻孔抽采方法。其原理是平行钻孔与倾向钻孔相间布置, 形成交叉钻孔组, 交叉钻孔在交叉区内的相互作用结果, 使得钻孔的塑性应力圈半径加大, 相当于加大了抽采钻孔直径。 另外, 由于斜向钻孔是斜向工作面伪倾斜布置, 工作面推进过程中一定数量的斜向钻孔始终位于工作面前方的卸压带内进行卸压瓦斯抽采, 并且作用时间比平行钻孔要长, 进而提高煤层瓦斯抽采效果, 因此交叉钻孔抽采方法比平行钻孔抽采方法效果要好。焦作矿务局九里山矿13051工作面交叉钻孔布置如图18所示, 交叉钻孔组间距为7 9m, 平行钻孔间距2 3m。根据试验考察结果, 以中块段为例, 交叉钻孔的百米钻孔初始瓦斯自然涌出量是平行钻孔的2. 67倍; 交叉钻孔平均百米钻孔瓦斯抽采量是平行钻孔的2. 02倍。图18 试验区交叉钻孔布置4. 3. 5 顺层钻孔预抽煤巷条带瓦斯抽采方法预抽煤巷条带瓦斯抽采方法的顺层钻孔应区域性控制整条煤层巷道及其两侧一定范围内的煤层, 巷道两侧控制范围: 近水平、缓倾斜煤层巷道两侧轮廓线外至少各15m; 倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m, 下帮至少10m, 均为沿层面距离, 钻孔应控制的条带长度不小于60m, 留有10m超前距。 适用于突出危险性相对较小、硬度大, 钻孔易施工的煤层。图19为淮北杨柳煤矿的工程应用实例, 在巷道两帮分别布置一个钻场, 在每个钻场内距底板距离1. 0m处施工8个直径94mm的瓦斯抽采钻孔, 呈扇形布置, 钻孔长度60m左右, 孔底间距1. 52m, 煤巷轮廓线外钻孔控制范围不小于15m, 迎头施工一排平行钻孔。巷道每掘进50m开始施工下一个钻场, 钻孔压茬10m。工程实践表明该方法可以保证类似煤层条件下煤层巷道的掘进安全。图19 顺层钻孔预抽煤巷条带抽采钻孔布置( m)4. 4 井上下采中抽采瓦斯4. 4. 1 顶板走向穿层钻孔抽采方法顶板走向穿层钻孔抽采方法如图20所示, 从风巷中每隔一定距离施工斜巷进入煤层顶板, 在煤层顶板中开挖钻场, 从钻场中向工作面采空区方向施工顶板走向穿层钻孔, 每个钻场的钻孔个数不少于5个, 分上下2排布置, 钻孔长度根据钻机的施工能力确定, 一般不小于80m, 钻孔开孔位置距煤层顶板不小于1m, 沿倾斜方向钻孔控制风巷向下30m的范围, 在垂向上钻孔终孔一般布置跨落带顶部和断裂带下部区域。 为保证工作面过钻场时顶板钻孔的抽采效果, 前后钻场钻孔压茬不小于30m。 顶板走向穿层钻孔抽采方法单孔抽采量可达1m3/ min以上。图20 顶板走向穿层钻孔布置4. 4. 2 采空区埋管抽采方法采空区埋管抽采方法是通过在风巷上帮铺设一趟抽采管抽采采空区瓦斯, 减少采空区瓦斯流入工作面。 常见的采空区埋管的抽采管吸气口位于采空区底板处, 由于底板处瓦斯含量较低, 造成采空区抽采的瓦斯含量偏低, 一般在3% 5%之间。为提高这一方法的抽采效果, 对采空区埋管抽采方法进行改进, 根据顶板岩层裂隙中汇集有大量高浓度瓦斯的特点, 研发了采空区长立管瓦斯抽采方法,如图21所示, 采用安装立管的方法将采空区埋管的吸气口抬高, 吸气口距巷道底板高度为7 9m。根据淮北祁南煤矿32煤层工作面的应用, 采空区瓦斯抽采体积分数可达10%以上。图21 采空区长立管布置4. 4. 3 其它采中抽采方法在煤层开采过程中除了采用顶板走向穿层钻孔抽采方法和采空区埋管抽采方法外, 前期施工的瓦斯抽采工程还可继续发挥作用, 包括: 地面钻井、高抽巷、顺层孔、穿层孔等工程。在煤层群开采条件下, 工作面瓦斯涌出量大, 上述瓦斯抽采工程的利用, 将减小邻近煤层瓦斯向开采工作面的涌入, 确保开采工作面的安全。4. 5 采后抽采瓦斯从防止老空区瓦斯涌出和提高瓦斯抽采利用率的角度, 需要对采后的老空区进行瓦斯抽采。 抽采方式主要包括地面钻井抽采、井下巷道密闭抽采和穿层钻孔抽采等措施。地面钻井老空区抽采在淮北芦岭煤矿得到了应用, 获得了良好的抽采效果。井下巷道密闭抽采是将连同老空区的巷道密闭, 在密闭墙内铺设管路对老空区进行抽采。 穿层钻孔瓦斯抽采是在老空区附近的巷道中向老空区及顶板岩层施工穿层钻孔进行瓦斯抽采。4. 6 竖井揭煤前抽采瓦斯方法当竖井工作面接近煤层时, 工作面前( 下) 方有“ 漏斗”形采动卸压区( 中心为最大卸压区; 四周为部分卸压区) , 并在井筒四周、工作面前方形成应力集中, 根据应力的分布特征, 针对性的采取立井揭煤措施, 保证立井的揭煤安全。 淮北桃园新副井设计井深为855. 55m, 将在771. 1m处揭穿82煤层, 煤厚2. 21 m, 实测的煤层瓦斯压力达4. 1MPa, 瓦斯含量达到13. 92m3/ t, 煤与瓦斯突出危险性严重。针对这种情况, 研发了深井突出煤层竖井安全揭穿煤层技术, 即“三步法”竖井安全揭穿突出煤层技术, 首先在距煤层法距1015m超前探测和测定瓦斯压力, 然后在距煤层法距5m进行突出指标预测、钻孔排放、压风冲煤扫孔、效果检验及金属骨架与马丽散固化煤体, 最后在距煤层法距1. 5 2m远距离震动炮揭穿煤层。竖井揭煤排放钻孔施工如图22所示。在施工排放钻孔过程中, 钻孔控制到井壁外8m以外, 钻孔间距不大于2m。 采用压风冲煤扫孔加速瓦斯排放技术, 经过48d的排放, 共冲出60t 煤, 瓦斯排放率达66. 9%, 瓦斯含量降为4. 71m3/ t, 瓦斯压力降为0. 2MPa。 采用震动炮揭开煤层后工作面平均体积分数为0. 41%, 实现了深井突出煤层竖井安全揭穿煤层。图22 竖井揭煤排放钻孔布置4. 7 石门揭煤前抽采瓦斯方法由于石门揭煤区域应力分布的特殊性, 在石门揭煤过程中容易造成煤与瓦斯突出事故, 因此, 突出煤层石门揭煤前必须采取有效的瓦斯治理措施,彻底消除揭煤区域及周边煤层的突出危险性, 保证突出煤层石门揭煤的安全。芦岭煤矿8, 9煤层为近距离的松软特厚煤层, 两层煤总厚达12m, 开采水平( - 400 -590m) 煤层瓦斯压力2. 1 4. 43MPa, 煤层瓦斯含量为17. 49 22. 67m3/ t, 在科技攻关及工程实践的基础上, 提出了特厚松软煤层“六步法”石门揭煤技术, 该技术同时也适用于其他煤层。 “六步法”石门揭煤法包括预抽、骨架、固化、拦截、注水、排放6个作业流程, 其中预抽煤层瓦斯是最关键一步。石门揭煤前, 先在巷道两帮各施工一个钻场,然后在迎头和钻场中施工预抽钻孔, 迎头施工30个抽采孔, 两帮钻场各施工21个抽采孔, 钻孔孔径91mm, 钻孔穿透8煤层进入顶板0. 5m, 开孔间距为0. 3m, 终孔间距为5m, 控制到巷道周界外20 25m的范围, 抽采石门前方及巷道周边煤体内的瓦斯, 保证预抽期18个月以上、预抽率50%以上, 方可揭煤, 预抽钻孔布置如图23所示。图23 石门揭煤预抽煤层瓦斯钻孔布置 上述程序实施完毕后, 方可通过远距离震动放炮揭开煤层。 2005年以来, 矿井共实现安全揭穿8,9煤层15处, 揭煤期间回风流瓦斯浓度一直控制在0. 3%以下, 消除了揭煤时冒顶严重、瓦斯超限现象。4. 8 煤矿瓦斯综合抽采方法对于一个矿井而言, 必须进行煤矿瓦斯的综合抽采, 才能保证煤矿的安全高效生产。 祁南煤矿为煤与瓦斯突出矿井, 核定生产能力240万t/ a, 主采煤层为32, 72和10煤层, 其中72煤层和32为煤层煤与瓦斯突出煤层, 10煤层无突出危险。针对不同煤层采取不同的采前瓦斯抽采措施。对于72煤层, 在6组煤可采区域, 采用上保护层开采底板岩巷网格式上向穿层钻孔法抽采72煤层卸压瓦斯; 在6组煤不可采区域, 采用顺层钻孔或穿层钻孔等井下本煤层采前抽采瓦斯方法; 对于32煤层, 由于煤层赋存条件较好, 采用顺层长钻孔递进掩护区域性瓦斯抽采方法, 在34下采区已经进行了推广应用。 10煤层由于本煤层瓦斯较小, 采前不需要进行瓦斯抽采。采中瓦斯抽采主要是采用顶板走向穿层钻孔抽采方法和采空区埋管抽采方法,在矿井的各高瓦斯工作面都得到了应用, 获得了良好的效果。 采后抽采重点是从瓦斯利用角度对老空区瓦斯进行密闭埋管抽采。祁南煤矿通过采用综合的瓦斯抽采, 矿井瓦斯抽采量大幅度提高, 安全生产形势明显改善, 近4a内杜绝了煤与瓦斯动力现象的发生, 2008年矿井瓦斯抽采率达50%, 瓦斯超限次数1次, 实现了突出矿井的安全高效开采。5 结 论中国煤矿瓦斯抽采经过几十年的发展, 经历了“局部防突措施为主、先抽后采、抽采达标和区域防突措施先行”4个阶段, 形成了采前、采中、采后抽采的系统瓦斯抽采方法和基本指标。 2007年中国煤矿瓦斯抽采量达44亿m3, 2008年煤炭产量达27. 2亿t, 瓦斯抽采有利地保障了煤矿的安全生产, 百万吨死亡率下降到1. 182。 但是, 我们还应该看到, 随着中国煤矿开采深度的增加和开采条件的复杂, 煤矿瓦斯抽采还面临着一系列技术难题: 例如: 1) 单一低透气松软突出煤层增透及瓦斯抽采;2) 高瓦斯煤层瓦斯抽采及安全高效生产; 3) 区域性瓦斯抽采指标及快速效果检验方法; 4) 煤矿瓦斯抽采技术的标准化、规范化等。 上述技术难题, 还需要在国家的支持下, 通过煤矿科研单位与煤炭企业共同努力, 进一步开展基础理论研究和科技攻关, 使中国煤矿瓦斯抽采技术水平上一个新台阶,更好地保障中国煤矿的安全生产。参考文献: 1 国家安全生产监督管理总局, 国家煤矿安全监察局.煤矿安全技术/ 专家会诊0资料汇编 G . 2005. 2 付建华,程远平. 中国煤矿煤与瓦斯突出现状及防治对策 J. 采矿与安全工程学报, 2007, 24( 3) : 253-259.FU Jian-hua, CHENG Yuan-ping. Situation of coalandgas outburst in China andcontrol countermeas-ures J. Journal of Mining & Safety Engineering,2007,24( 3) :253-259. 3 中华人民共和国国家发展和改革委员会. 煤矿瓦斯治理与利用总体方案( 发改能源2005 1137号) S.2005. 4 国家安全生产监督管理总局, 国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程 M. 北京:煤炭工业出版社, 2006. 5 王显政. 以防治瓦斯灾害为重点,开创煤矿安全生产工作新局面: 在全国煤矿瓦斯防治现场会上的讲话R. 2002. 6 国家煤矿安全监察局. 2008年全国煤矿事故分析报告R. 2009. 7 中华人民共和国煤炭工业部. 防治煤与瓦斯突出细则M. 北京:煤炭工业出版社, 1988. 8 中华人民共和国煤炭工业部. 防治煤与瓦斯突出细则M. 北京:煤炭工业出版社, 1995. 9 程远平, 周德永, 俞启香, 等. 我国煤矿瓦斯治理/ 先抽后采0的实践与作用 J . 采矿与安全工程学报,2006, 23( 1) :12-18.CHENGYuan-ping, ZHOUDe-yong, YU Q-i xiang,et al. Practice and effectiveness of / draining gas be-fore coal mining0 to prevent gas frombursting J .Journal of Mining & Safety Engineering, 2006, 23( 1) :12-18.10 国家煤矿安全监察局. 瓦斯治理经验五十条 M .北京:煤炭工业出版社, 2005.11 王 君.通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位,把煤矿瓦斯治理攻坚战扎实有效地推向深入: 在全国煤矿瓦斯治理现场会上的讲话 R. 2008.12 国务院安全生产委员会办公室. 关于进一步加强煤矿瓦斯治理工作的指导意见( 安委办( 2008) 17号)S . 2008.13 国家安全生产监督管理总局. AQ1026-2006煤矿瓦斯抽采基本指标S . 北京: 煤炭工业出版社,2007.14 俞启香. 矿井瓦斯防治 M. 徐州:中国矿业大学出版社,1992:167-177.15 于不凡. 煤矿瓦斯灾害防治及利用手册: 修订版M . 北京: 煤炭工业出版社, 2005: 219-224.16 国家安全生产监督管理局, 国家煤矿安全监察局.国有煤矿瓦斯治理规定(第21号令) S. 2005.17 程远平,俞启香. 煤层群煤与瓦斯安全高效共采体系及应用J. 中国矿业大学学报,2003, 32(5): 471-475.CHENGYuan-ping, YU Q-i xiang. Application ofsafe and high-efficient exploitation systemof coalandgas incoal seams J . Journal of China Univer-sity of Mining &Technology, 2003,32(5): 471-475.18 程远平,俞启香. 中国煤矿区域性瓦斯治理技术的发展J. 采矿与安全工程学报, 2007, 24( 4) : 383-390.CHENGYuan-ping; YU Q-i xiang. Development ofregional gas control technology for Chinesecoalmines J. Journal of Mining & Safety Eng-ineering, 2007, 24(4) :383-390.19 国家安全生产监督管理总局. AQ1050-2009保护层开采技术规范S . 北京: 煤炭工业出版社,2009.20 王魁军, 许昭泽, 王建国. 提高本煤层瓦斯抽放的新方法- 交叉钻孔预抽本煤层瓦斯试验研究 J .煤矿安全,1996(2): 38-41.英语原文Mechanism and control of ground residual deformationover longwall goafGUO Guang-li, WEI Kuang-ling, MU Bin-shan, Gao Jing-xiang, H E Guo-qing(1. China University of Mining and Technology , Xuzhou 221008 , China ;2. Chongqing University , Chongqing 400044 , China ;3. Qiwu Coal Mine , Jining 277606 , China)Abstract: The deformation of rupture rock mass in goaf is the main reason for ground terrene residual deformation.Based on field measurement and similar material simulation , the rupture strata structure and its residual deformation characteristics in the longwall goaf and its overburden are pointed out. On the basis of these achievements , the authors propose the mechanism of strengthening rupture rock mass ground and the control measures of deformation resistant structure. Using the case of main coal building in Xinzhuangzi Coal Processing Plant , this paper introduces the influence of strengthening rupture rock mass and deformation resistant structure.Key words: abandoned goaf ; residual deformation ; rupture rockmass ; deformation mechanism; deformation control1. INTROD UCTIONThe movement and dest ruction of overburden layers caused by underground mining changed overburden engineering geology characteristics and formed the engineering geology condition of extracttion subsidence rupture rock mass ground. Even by long time natural pressure after mining , these phenol mena of residual cavity , bed separation ,mining induced fissure can be seen in goaf and overburden. Subcompaction and gap with saturated water can also be seen in caved goaf . Under the influence of inner and external factors (for example ,ground stress , underground water , superimposed load of new building) , the rupture rock mass will produce second movement and deformation , which is a serious threat to ground buildings safety.This is the main potential safety hazard that restrains large scale application of terrene in abandoned goaf .The deformation of rupture rock mass in goaf is the main reason for residual deformation in collapsed area terrene. Clarifying structure and deformation characteristic of rupture rock mass in goaf , predicting terrene residual subsidence and deformation , adopting suitable measures to strengthen rupture ground and designing reasonable building structure are the basic research directions to guarantee the safety of the buildings above abandoned goaf.2. RUPTURE ROCK MASS STRUCTURE AND RESID UAL DEFORMATION CHARACTERIS TIC OVER LONGWALL GOAFAfter extracting underground ore body , the overburden will move and deform t- hat induces thegreat change of the property and forms of rock ,and will form a new goaf rupture rock mass structure system composed of caving zone , fracture zone and inflection subsidence zone (Fig. 1).Fig. 1 Rupt ure rock massst ruct ure over longwall goafAccording to a large amount of field inspectionand simulation research results , abandoned goafsliven up and the mechanism of extraction rupture ground unstability can be analyzed as follows :1) The rupture rock pieces above the edge of longwall goaf articulate with each other and form a construction similar to half arch struct ure with one of its foot t- rending to coal wall. In this structure ,the first and second rupture rocks play key role in the relatively stable structure of rock mass above goaf. If these key rocks lose their stability , they will influence overburden , and produce strata movement and deformation again , then extent toterrene further.2) The block beam above longwall goaf results in the difference of the crack rockps compactivities in various positions of caving zone. There is unstowed cavity around open off cut , terminal line ,up and down crossheading ( around the edge of goaf). From edge to center of goaf , caving zonecan be divided into sub compaction area , cavingrock accumulated area , caving rock compaction area and full compaction area.3) In the super critical extraction area above the middle of goaf , caving rupture rock mainly supports vertical pressure stress. It can be compacted by natural pressure as time passing , but since rupture rocks are beyond retrieve , the fissures among rocks will exist forever. It will be compacted again when being suffered additional burden.4) For the difference of stratum bedded deposit characteristic and each rock formation mechanical property , a large amount of bedded separation fissure will be produced in inflection zone of overburden. Under the influence of underground water and external force , especially vertical burden ,these bed separation fissures may be compactedand closed , which will lead to the subsidence of terrene.Based on the analyses above , we can divide t he“liven up ”of rupture rock mass in abandoned goaf into four types :1) Under the effect of overburden , the rupture rock in goaf body has long term slow creeping deformation.2) Under the effect of underground water and air , the rupture rock in goaf will be effloresced , its intensity will be attenuated , and the rupture rock can be compacted again under overburden.3) Since the intensity attenuation of rupture rock and residual coal pillar begin , the overburden above mining dist rict will lose stability again though it is stable before.4) Under the effect of external forces , the rupture rock mass above mining dist rict will lose structure stability again. The external forces mainly include earth quake force , tectonic stress caused by region geological structure , disturbance stress caused by exploding or mining , addition burden on the surface , etc.According to the research results of similar material physical analogy and finite element method , under the condition of deep goaf , the residual deformation of terrene is mainly a slow subsidence course and its uneven subsidence is limited , so reinforcing buildingsp ability to resist deformation is the main technological measure to guarantee its safety. Under the influence of external force , the unstability of the secondary block beam or key strata of overburden mass in goaf is the main cause for serious terrene subsidence in shallow goaf . So strengt hening the block beam structure above goaf and key strata , raising the carrying capacity of rock mass balanced structure and increasing the steady of the balanced structure are the main methods to strengthen the rupture ground above abandoned goaf .3. TREATMENT OF RUPTURE ROCK MASS OF SHALLOW LONGWALL GOAFUnder the influence of external force , the destabilizing of the secondary block rock beam or key strata of overburden is the main cause for serious ground subsidence over shallow goaf . So strengthening t he block beam structure or key strata above goaf and raising its bearing ability and stability are the main ways to control rupture foundation rock mass deformation over abandoned workings. These technological methods mainly include the following six types.1. Back filling and grouting in whole goaf The whole goaf and mining induced fissure of overburden should be backfilled completely by cement , tailings , flyash , sand or clay , etc. This method can get rid of a hidden peril of ground subsidence. 2.Grouting concrete column for partial support Drilling large diameter borehole on the construction field forms the grout cement or reinforced concrete column to provide surface building support . The column must pass through rupture rock body and reach the integrate rock body beeow abandoned mine workings.3.Grouting to strengthen block beam in fracture zone Grouting to stow the bed separation and crack fissure in fracture zone can st- rength the compound block beam structure into a whole continuous half arch rock beam over goaf . This measure is suitable for strengt hening ground around goaf border with large cave and sub stowed area. It can prevent half arch block beam above the edge of goaf from losing stability. 4.Grouting to strengthen basement in sagging zone Grouting to strength basement in sagging zone below the building can integrate rupture rock body into a whole to guarantee the buildings p subsidence uniformity.5.Accumulating pressure processing This measure is to prepress the ground by accumulating debris or sand , etc , on the area above abandoned goaf , which will make the potential differential settlement of ground take place , then the ground will be compacted and the intensity will be improved. Moreover the subsidence will reduce in practical project later. This method requests that effective load shouldnpt lighter than additional load caused by new buildings.6.Using high energy rammer to deal with shallow rupture rock body Using high energy rammer to deal with shallow rupture rock body will compact the fissure and bed separation in shallow ground , and increase the load carrying capacity of shallow ground. This method is mainly suitable for the foundation soilt reatment of general civil buildings constructed on the middle area of goaf .4. DESIGNING MEASURES OF ANTI2DEFORM ATION STRUCTUREUnder the condition of certain mining deep and even load , longwall goaf seldom produces violent subsidence , and the distribution of residual subsidence is continuous and gradually changed.Buildings above abandoned goaf undoubtedly will be influenced by ground residual deformation. The ground deformation , transiting to the upper structure of building through foundation , will make the structure have additional stress and deformation. Adopting the designing measures to improve the coordination relation among the base , foundation and upper structure is the basic method to protect buildings on goaf. By analyzing the coordinate relation between the ground subsidence and
- 温馨提示:
1: 本站所有资源如无特殊说明，都需要本地电脑安装OFFICE2007和PDF阅读器。图纸软件为CAD,CAXA,PROE,UG,SolidWorks等.压缩文件请下载最新的WinRAR软件解压。
2: 本站的文档不包含任何第三方提供的附件图纸等，如果需要附件，请联系上传者。文件的所有权益归上传用户所有。
3.本站RAR压缩包中若带图纸，网页内容里面会有图纸预览，若没有图纸预览就没有图纸。
4. 未经权益所有人同意不得将文件中的内容挪作商业或盈利用途。
5. 人人文库网仅提供信息存储空间，仅对用户上传内容的表现方式做保护处理，对用户上传分享的文档内容本身不做任何修改或编辑，并不能对任何下载内容负责。
6. 下载文件中如有侵权或不适当内容，请与我们联系，我们立即纠正。
7. 本站不保证下载资源的准确性、安全性和完整性, 同时也不承担用户因使用这些下载资源对自己和他人造成任何形式的伤害或损失。
人人文库网所有资源均是用户自行上传分享，仅供网友学习交流，未经上传用户书面授权，请勿作他用。
川公网安备: 51019002004831号