采矿08-5设计张家斌1矿区概述及田地质特征

矿区概 地理位置与交通情 地形、地貌及水 气象与.........................................................................................................地质特 1.2.1地质概况、地层、含煤地层及构造情 水文地质情况及开采技术条 煤层特 可采煤 开采技术条 2境界与储 2.1境 矿井储量计 构造类 矿井工业储 矿井可采储 2.3.1边界保护煤 工业广场保护煤 风井保护煤 矿井可采储 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 确定依 矿井设计生产能 矿井服务年 井型校 4开 4.1开拓的基本问 确定井筒形式、数目、位置及坐 工业场地的位 开采水平的确定及采（带）区划 主要开拓巷 矿井开拓延伸及深部开拓方 开采顺 矿井开拓方案比 矿井基本巷 井 开拓巷 井底车场及硐 煤层地质特 带区位 带区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 地表情 带区巷道布置及生产系 带区准备方式的确 带区巷道布 带区生产系 带区内巷道掘进方 带区生产能力及采出 带区车场选型设 采煤工艺方 带区煤层特征及地质条 确定采煤工艺方 回采工作面参 回采工作面采煤机、刮板输送机选 采煤工作面支护方 端头支护及超前支护方 各工艺过程注意事 采煤工作面正规循环作 综合机械化采煤过程中应注意事 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 井下......................................................................................................................概 矿井设计生产能力及工作制 煤层及煤 距离和辅助设 矿井系 带区设备选 设备选型原则 带区设备选型及能力验 大巷设备 主大巷设备选 辅助大巷设备选 矿井提升概 主副井提 主井提 副井提升设备选 矿井通风系统的选 矿井概 矿井通风系统的基本要 矿井通风系统的确 带区通风系统的确 矿井风量计 各用风地点的用风量和矿井总用风 风量分配及风速验 通风构筑 矿井通风阻力计 计算原 通风容易时期和通风时期的确 矿井最路 矿井通风阻力计 选择矿井通风设 选择主要通风机的基本原 通风机风压的确 主要通风机工况 主要通风机的选择及风机性能曲 电动机选 主要通风机附属装 安全的预防措 预防瓦斯和煤尘的措 预防井下火灾的措 防水措 煤炭自燃火灾防灭火技术现 采空区煤炭自燃火灾灭火技术研究的意 煤炭自燃火灾概 煤的自燃规 采空区煤炭自燃的成 大面积采空区煤炭自燃火灾的特 矿井煤炭自燃火灾防灭火方法概 防灭火方法选择的原 大面积采空区灭火方法的选 灌浆的材料的选 灌桨的顺序和方 钻孔深度的确 注浆压力计 灌浆所需压力计 钻孔最大间距的确 单孔最小灌浆量的计 火区概况和发火原因分 火区治理方 钻孔布置方 灌浆和注 注胶工艺和灭火凝 纳米改性弹性体材料堵 工程验 英文原 中文译 1 8km。1-1-11-1铁路沛屯集配站 单位1-11001-1。姚桥地貌属黄淮冲积平原，为第四系地层覆盖地区，矿井陆地部分地势平坦，略1、东部昭阳湖二级坝以北，所及部位长年积水，水位标高一般33.00～34.00m，36.90m，湖水面积602km2，湖容量为3817Mm332.02m，87km218Mm31，5～72、京杭大运河位于湖陆交界处，本范围内与湖水贯通3、杨屯河贯穿中部，水面宽40～50m，全年可通航4、沿河位于西端，大部分时间干枯1姚桥煤矿所在地气候属北温带鲁淮区气候，具有长江流域和流域过渡性特点。冬（1981），393mm/d（1971）2、县断裂、微山断裂等次一级断裂构造。矿区具有发生五级左右的条件。较条件不明显，造成破坏性影响的主要是来自邻区的大震。国家局1976年9月烈度区划资料本区属七度区。1.2地质特26.943、石炭系(1)、本溪组（C2b）26.64m～41.46m37.40m为一套海陆交互相含煤沉积地层。本组有灰岩14～15层，全稳定。可采煤层17号和214、二迭系8号煤层位于本组地层中下部，为内主要可采煤层。与上覆地层整合接触。、下石盒子组（P2）：200.57m～297.13m，242m10m760m、上石盒子组（P1）：211.95m，岩性以砂质泥岩、泥岩为5、下白垩～上侏罗统448.76m，为一套干燥气候条件为主的内陆盆地沉积。与上6、第四系内断裂构造较发育，落差≥2m378≥5m138条，5m～20m88≥20m50姚桥由于受区域构造的影响，断裂构造较发育，南、北、西边界皆为落差较大的13°，5°～8°。1姚桥南、北、西三面被大断层切割，为补给不畅的相对隔水边界，但在袁堂断层局部及东南、西南煤层露头区存在水源补给，为一相对独立的封闭～半封闭的水文地质单元。73433.56m、13.79m,且部含水层水、基岩水的水力联系。内7、8煤层距L4灰距离较大，其间地层主要8煤开采没有。受袁堂断层的影响，断层下盘奥灰强含水地层与上盘煤系地层对接，矿井年平均涌水量为325m3/h,年平均最大涌水量为465m3/h，1993年以来年平均355m3/h577m3/h。－400m200m3/h，据2003年矿井地质报告预计正常涌水量为508m3/h，最大涌水量为609m3/h。水文地1.3姚桥含煤层有太原组、山西组、下石盒子组，平均地层总厚503米，含煤20余200556543.8Mt。矸层位一般位于7号煤层中下部，为全可采的稳定型厚煤层。0～5.95m3.32m1～0.05～0.92m，岩性多为泥岩、炭质泥岩，为大部分可采的较稳定煤0.20～0.30m，岩性以泥岩为主，为大部分可采的稳定姚桥可采煤层为7、8、17、21号煤层，煤性脆，易碎成粉末状，坚硬程度多姚桥煤层属于中等偏低变质的烟煤，各层挥发份产率普遍较高，7号煤的平均挥发份产率为38.88%，8号煤的平均挥发份产率为36.56%，17号煤的平均挥发份产率为42.89%21属低水分煤层。各煤层原煤灰分普遍较低，714.31%，8各煤层均为低灰煤。原煤中的硫分主要以有机硫和黄铁矿形式存在。72.08%，为中高硫煤层；213.86%为高硫煤层。发热量为28.34MJ/Kg；21号煤层发热量为29.76MJ/Kg；各煤层的发热量均17（QM）。21（QF）7、82～6m，以中3m3m～中等稳定型底板。2.5m～不稳定型底板。22.949m3/min，矿井二氧化碳相对涌出量：3.244m3/t。(6)姚桥煤矿各主要可采煤层的可燃基挥发分都较高均有性且太原组各主要可采煤层的可燃基挥发分的平均较大，因此煤尘性更大，矿井煤尘指数为222.1境82km，17km，10km。7.5km，3.8~5.1km，3.6km，8.626.942-10.7m2-1储量类 能利用储 尚可利用储煤的种 炼焦用煤

非炼焦用

褐煤炼焦

非炼焦褐用 最低可采缓斜煤（0°-25°） 厚度倾斜煤层（25急斜煤层最低灰分 2-1（1）ZzmF

Zz——矿井地质资源量F——煤层底面面积——煤容重，t/m3将各参数代入（2-1）2-2Zz2-12-2111.8623111.86234552）ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22

式 Zg——矿井工业资源/储量Z122b——Z2m11——Z2m22——k——0.75Z111bZz*60%*70%Z122bZz*30%*70%Z2m11Zz*60%*30%Z2m22Zz*30%*30%Z333kZz*10%*k2-2Zg的有关要求，边界内侧暂留30m宽度作为井界煤柱，则边界保护煤柱的损失按下PHLmP——边界保护煤柱损失，万t。H——边界煤柱宽度，30m；L—

（2-2-35-22300m×400m8120-160m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留带，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2-4。2-3井型（占地面积指标（公顷万240120-45-9-2-4广场中心深度 煤层倾 煤层厚度 冲击层厚度

- 2-12-2CAD975327m2S7=869925.3/cos8°=984912.10m2Z工式中：Z 工业广场煤柱量，万吨 煤层厚度R1.36t/m3工Z=984912.10×4.86×1.36×10-工2-2-5煤柱类 储量边界保护煤 风井保护煤 工业广场保护煤 合 kgZkg

P

（2-ZkZg根据《煤炭工业矿井设计规范》2.1.40.75；0.84.86m0.75。330（检修），1614因为本设计丰富，主采煤层赋存条件简单，内部无较大断层，比较合适布置150矿井服务年限的为： 其中：T 矿井的可采储量A150 则：T=125.28×100/（150×1.4）=59.66（年59.668.63-1。3-1（

25°-600300-120-45-50a，30a。本设计中，煤层倾角低于251.5Mt/a，59.66a，444.1开拓的基本问、开拓是指在范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升通风排水和动力供应等生产系统这些用于开拓的井下巷道的形式、确定矿井开采程序，做好开采水平的；合理确定矿井通风、及供电系统。必须执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态。本开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素150m120~160m本瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大14-1。4-1 适用条 2井工期。5斜 与立井相比立井1表土层为富含水层的冲积层或流沙层

受地形影响通风线路要求有较高的技

有足够储量的山岭内煤层埋藏不深，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对不利硐和斜井的地形地质条件都可有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要大巷的布置，(1)(2)两翼储量基本平衡不受崖崩滑坡和洪水。距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理。 3工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即中部400根据条件和《煤炭工业设计规范》的有关规定，本可划分为2个阶段，设1本矿井煤层露头标高为-150m，煤层埋藏最深处达-900m，750m，但大200~350m，结合阶段斜长考虑，决针对于本矿井的实际条件，决定煤层的阶段垂高300m这样，开采水平设置形成两个方案，单水平和两水平开采。由于倾角较小，所以4-1姚图4-1姚图1、大巷的布矿井共布置两条大巷，大巷采用胶带输送机运煤，兼做回风大巷，辅助大巷采用轨道，兼做进风巷。大巷所在层位方案比较后再确定。2本矿井布置位置选择在煤层底板中。煤层底板为坚硬的砂岩。费用较低。双立井延伸：采立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，升、环节和设备，通风系统较复杂。由于主副井筒都位于，所以若采用两水平开采只能采用暗立井直接延伸本开采顺序为先开采第一水平，再开采第二水平；主、副井均为立井，布置于，暗立井延深，大巷布置在岩层当中4-2基建费用加大；增加了设备的配备；费用；但其优点也是显而易见的：减少了大巷保护煤柱，系统干扰降低，各种畅通，由于是厚煤层开采，通风安全性提高，通4-2条件优化，可以适当减少煤巷的，提高了煤炭采出率。方案二中，岩石掘进量明显较少，而且设备少，环节简单；开拓准备时间短。但通风条件差；巷道费用增加。故两4-2。岩石掘进量高，开拓费用增加，开拓准备时间增加，但其优点突出：低，可以定向取直，有利于辅助工具的使用，安全性高，保护煤柱少。有利于提高煤炭采出率。期的费用较高；保护煤柱损失大。经粗略估算，两方案中暂取方案三。详见表4-2 各方案粗略估算费用煤层费总百分数百分数费总百分数百分数4-3~4-712.主、副井布置在岩层中，费用较低，故未对比其费用的差别3主、辅大巷断面大小不同，大巷费用按平均费用估算44-3 主井井筒副井井筒井底车场开拓大巷石门 主立井井筒副立井井筒井底车场开拓大巷4-4提升/大巷及石门运下山 ）01.2×（）0上下山/万04-5 (元(元00小000000009小总4-6万万元/万万元/00004-7百分率百分率有利于矿井的生产，综合以上技术经济比较，确定矿井开拓方式为：立井单水平上下位于工业场地之中，担负矿井1.5Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备多16t6.5m，33.184-2。1400mm）4-3。5.0m，4大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于，沿布置，坡度控120mm。大巷掘进宽度为4440mm，高为3820mm，设计掘进断面14.8m2；轨道大4-54-6。矿井为立井开拓，煤炭由大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1井底车场布置形式应根据大巷方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，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大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时宜采用折返与环形当大巷采用带式输送机运煤，辅助采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种方式时，应结根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采式井底车场。该车场利用主要巷道作为调车线和通过线车场巷道工程量小井底车场布置如图4-770m。驶来的矸石列车由机车牵引到达BA备的。井底车场硐室主要有：井底煤仓 变电所、主排水泵房、消防材料库及工具室7.0有效装煤高度为21m，经计算煤仓容量为1200t；胶带输送机能力为1000t/h，325m300QS式中:Q—水仓容量S—水仓有效断面积，10L—水仓长度，1045.61mQ

2Q>20024-2 1.516t井筒直径6.5井井断面深积63533.18450 44.18 44.18

50 60 4-3 副井井筒特征 1.51t矿车双层四车窄罐笼1t井筒直径7.2井井断面深积63540.17500 66.47 78.54

1000~1400 风井井筒布置 风井井筒特征1.51.5型井井筒直 5.0 385井断面 19.63 27.34 27.32 1图4-5胶带大4-10断面 净排列排间/方式距 树 三 轨道大巷断面布置 断面 图4-6轨道断面 净设厚外露长排排间直计度度列距径掘进方式 4-7大，因此煤尘性大。2～6m，以中等稳定型为矿井年平均涌水量为325m3/h,年平均最大涌水量为465m3/h矿井预计正常涌水量为508m3/h，最大涌水量为609m3/h。水文地质条件复杂程度，综合评定为中等类型F140750m，20m，55°，对生产影响较小。斜，陆地地面高程33.54～37.47m，有自西北向东南倾斜趋势。矿区内农用灌沟。带1）巷道布置简单，巷道掘进和费用低、投产快2）系统简单，占用设备少，费用少，通风线路短方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相，本设计矿井胶带大巷布置在煤层中，辅助轨道大巷布置在煤层底板稳定岩层中，辅助采用1t固定式矿车。长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助、行人比较现有设备都是按长壁工作面的回采条件设计和制造的不能完全适应倾斜长9斜巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助，一条回风兼运煤。为提高掘进速度，节省掘3m4m，3m；B为：B=198.5（m）17601带区内各工作面采用一进一回U中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助采用连续牵引车，材料车从井底车场出来，经辅助大巷到回采工作面的辅助斜巷，再到工作面。带区生产系统包括运煤系统、辅助系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水工作面→带区斜巷→带区煤仓→胶带大巷→井底煤仓→主井→地面5-2-1辅助系辅助系统路线图如图5-2-1所示带区1工作面路线为副井→井底车场→轨道大巷→行人运料斜巷→带区下部车场→工作面→带区斜巷→胶带大巷→西翼风井5-1供电：地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→带区轨道斜巷→工作工作面→带 斜巷→轨道大巷→井底水仓→副井→地面1-大巷2-轨道大巷3-绞车房回风巷4-绞车房5-带区下部车场6-辅带区轨道斜巷7-带区斜巷8-带区煤仓9-回风行人斜巷10工作面5-1相配合；部分巷道采用掘巷道快速掘进技术，主要通过实现掘工艺中掘、支、运三大工序的深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间的优化配置，从而最大限度提高单深孔、锚杆成套支护等。FD2×55KW5-2-1。1.5Mt/a，采用大采高一次采全高工艺，由于大采高产量大，1）0.6m，往返一次割两刀，即两个循364.86m，330A330HLanC ——煤层容重，t／m3；L——工作面长度，m；a——采煤机截深，m；n——工作面昼夜进刀次数C0——0.93

（5- H=4.86m，=1.36t／m3L=190m，a=0.8m，n=6，C=0.95，将各值代 0A=330×4.86×1.36×190×0.6×6×0.93×10-0AK1K2

（5- 5-2得：A11.11.4921.64Mt1.5Mt/a1.64Mt/a，完全能够满足矿井的产带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100%带区内工业储量为：40.31带区内实际采出煤量为：33.6533.65/40.31×100%8.6°30m巷采用由架线式机车牵引1t固定式矿车因此轨道斜巷与大巷连接处需设立车场：30°15m；15°100m，SDJ—28A用于辅助提升；在距绞车15m处转角30°，曲线半径为15m，开石门，连接到平巷，75m；7m，SQ—1200—750.5h300mm，Q0——10t；L——割煤机半小时运行距离，120m；M——煤层厚度，4..86m；γ——煤的容重，1.36

（5- 2.30m

20 1.36205m，20m533.8t井 变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所11542631-轨道大巷2-胶带大巷3-材料斜巷4-绞车房5-带区轨道斜巷6-绞车房回巷5-26~10°，为稳定型厚煤层。大，因此煤尘性大。2～6m，以中等稳定型为525.44m3/h；683.40m3/hF140750m，20m，55°，对生产影响较小。出适应各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方93~97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的，需要等到再生顶板稳定后巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较，煤壁容3设备是影响工作面长度的主要因一。我国生产的工作面刮板输送机大都按150～220m加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，巷道也必须采用长距离、大运根据前面开拓、准备的巷道布置，采用带区式布置工作面，回采工作面沿布置，190m，1850m；4.86m。由于后退式的工作面和巷道的条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式。综采工作面的长度一般不宜小于1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损带区斜巷尺寸（宽×高）为4600mm×3200mm，带区回风斜巷尺寸（宽×高）为6-1-6-1-1 采煤 选用一次采全高 支 DBT－Schitd255/50 刮板输送

1.5Mt330d/a，按每天两班生产一班检修计算，4545.45t/d60%，采煤机功率按0.5kW·h/t，则： （6- （6-SL-500采煤机往返一次为两个循环。采煤机、刮板输送机、机、破碎机、伸缩带式输送机技6-2、6-3、6-4、6-5、6-6。6-2项目单位数目采高m截深mmmm量m工作面刮板输送机选型需满足三个方面的要求，即能力与采煤机生产能力相适应； （6-v——4m/minM——4.86mη——0.91000t/h。6-1-1 6-1 制造厂 tm 表6-4PF4-1332机技术特 单m m m中部槽尺寸长宽高6-5Wb1418 单tV1086-6 S00 m带速机-YSB-V带-m质量t回采工作面支护采用支架支护根据工作面顶底板岩性及煤层厚度采高等条件，DBT210831146-7。2 （6-=5.3 （6-S2——200a——50mmb——50mm36 （6-式中：H——工作面最大采高，5m；R——上覆岩层密度，2.5×103kg/m3；S——支架支护面积，8.85m2＝6504.7550%~80%，70%， （6-=6046的要求。工作面供液由RB125/31.5液泵提供，液泵压力设计为31.5MPa。表6-7支架技术特 mmmtmDBT表6-8EHP-3K200液泵站技术特 单 个3V LL6-9EHP-3K300 单 V L453架支架分为一组，组内联动，整体移架，组间顺序前移；推移刮板输送机采向成组推1于。上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾PDZ6-1-7。6-10工作阻力初撑力支护强度中心距底板比压支护面积2工作面采用DZ38－20／110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护30m800mm②分带斜巷的超前支30m800mm木垛必须用柱帽、木楔背紧。800mm（用单体柱）。（3）帽。打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m，0.8m当在拉动端头架、推动机、拖拉50m70m循环顶底板与上一个循环顶底板错差过±50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，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（2/3），200mm。0.8m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚机时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。100mm1050m，20m②端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面刮板输送机机头推移困③当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个高，抬板梁时必须手拖住板①在各点落煤处加设缓冲装置4m/min150～200mm④机组要掌握好采高，严禁割底割顶⑥在分带斜巷皮带机头处加设除铁器⑦各级机严格把关，杂物（板皮、木料）进入运煤系统顶板及矿压观测措工作面及区段巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面40m加强，对于失14.86m，10m0.6m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作业（两班生产，一班检修），均执行现场交制，每班有效工时为8h。36246-11。6-11 班长采机移架工2226411转机泵站机3733398端工3349验收员11清煤工电工看电工库工--33机动员3339合计循环产量按下列计算 （6- （6- （6-式中：Q1——4.86mL1——4.86mS——循环进尺，0.6m；M1——工作面中段采高，4.86M2——4.35γ——煤的容重，1.36=66.02=693.01=4158.063=54.71(t/abC2C2为：=3.66(元6-12数目折旧费（元DBT－Schitd11刮板111321单体支c材料消耗费用包括坑木费用、费用、费用、坑袋费用以及其它材料费用，综C38.0/t。d0.45/KwhC=C1+工人工资C2+材料费C3+电力消耗费=110(元6-116-13 1m2m34 m56m7个68元9t个%运送安装和拆卸支架时必须有安全措施明确规定运送方式安装质量、矸石应清理干净。当煤层倾角大于15°时，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，应在工作面前放松动1.5厚的老顶；综合机械化采煤工作面放时，必须有保护支架和其它设备的安全措施1.732m3/t1.5Mt/a。根据以风定产的要求以U一条进风兼辅助，一条回风兼运煤；两斜巷设计均为矩形断面，采用沿空掘巷施工，3m工作面巷道倾角平均5°～10°，总体呈近水平。利于辅助和施工；巷道断面尺寸采用胶带输送机运煤，无极绳绞车斜巷运料、运设备；故巷布置1000mm宽的皮带运煤，布置动力电缆；辅助巷铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管路。斜巷支护（见采煤方法图4.6m，3.2m，16.56m24.1m，3.2m，13.12300-400m1)WΦ22mm，2.4m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），230kN，800220mm，4250mm（3750mm），3mm；6.3m，1.6m150×150×8mm3050×50mm、5.5×1.1m。Φ22mm，2.4m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），树脂加长锚固，230kN，800mm；15°井下根据二矿井的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助采用架线式电机车牵引1t固定车厢式矿 设备和材料；工作面辅 采用无极绳车高效工作；大巷和工作面煤炭采用胶带机连续不间断。针对带区具体设计1.5Mt/a。3305°～12°，8.6°；烟煤，煤性脆，易碎成粉末状，坚硬程度多为松软和自然发火距离和辅助设900m,2095m；2000m，m4713m4545.45t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。辅助量，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员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。矿井系矿井井下方式多样根据矿井具体情况选用系统包括运煤系统运料系统、（1）方本井型属于大型矿井，需要一定的井下能力；矿车效率低，环节多而且安全系数低，性价比较低，其优势难以实现；胶带能实现连续，巷道布置简单；综合以上所述，设计采用胶带机运煤。辅助护其辅助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。结合其他矿井的成功经验，设计采用连续牵引车支架等大件设备，实现工作面连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。材料和油品等轻型货物按照《煤矿安全规程》，采 设备包运，单独运至（2）系综采工作面→皮带斜巷→主大巷→主井井底煤仓→主井→地掘进工作面→掘进面皮带斜巷→主大巷→主井井底煤仓→主井→地地面→副井→井底车场→辅助大巷→辅助斜巷→工作地面→副井→井底车场→辅助大巷→掘进面辅助斜巷→掘进工作地面→副井→井底车场→辅助大巷→带区车场→各个工作地下。其系统如下：带区设备选必须考虑矿井开拓系统状况，并与系统统一规划，注意上下环节能力的配套，以及局部与总体的统一；必须使上下两个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；为缓和上下两个环节的生产不均匀性或不连续性，要必须注意尽量减少的次数不要出运现输送机—轨道—输送机—轨道必须使设备的、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等1）设备选，6-46-56-6。，2）能力验能力为2500t/h，机的生产能力为2500t/h，破碎机通过能力为3000t/h，平巷皮能力，且各环节依次后一设备能力均大于或等于前面设备的能力，故所选设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输。单轨吊需增加大量U150kN37kW、55kW75kW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。可实现不经的直达。在6°以下坡道采用37kW无极绳绞车；在10°以下坡道采用55kW无极绳绞车；在12°以下坡道采用75kW无极绳绞车。可实现支架整体要求，配备人车后在工作面巷道实现人员。7-1：7-1 -SQ-1200-兖t矿°集团 1.0/1.7常m州电-YB250M-科动技机所大巷设备 冲煤仓，回采工作面平巷带式输送机和掘进面带式输送机同时直接和采取上山带矿年产1.5Mt煤炭的任务，属大运量、长运距的大型输送机。大巷装备一台宽7-2。板车和固定车厢式矿车设备、人员、材料和矸石。井下车辆特征及用量如下：7-2 1 2 3 m4 56 7输送带类8输送带宽9 mm电动机功 t7-3项目 型号-ZK7-粘重t7轨距供VNh-ZQ-台2--ｍ7辆37-4项目 型号-容积mt1轨距-质量数量辆7-5项目 型号-tt轨矿-质数辆7-6项目 型号-个3轨距°mm质量数量辆1.5Mt/a67.02330内瓦斯含量普遍较低，远远小于10m3/t；有自然发火。矿井开拓方式为立井单水平上下山开拓：水平标高-600m，2直径6.5m，净断面积33.18m2，支护厚度450mm，掘进断面35.6m2，501m；副7.2m，40.71m2500mm（1000～1400491m16t1t1t600t/h8-1。8-1项目 型号-厂tｍt8-2项目 型号—洛ｍｍ3阳ｍ数条4间ｍ8-3 型号—中心大小N—、由于矿度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重给制造安装等带来很大的不便摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主、 （8-HS——矿度，600HZ——装载高度，30m；HX——卸载高度，20m。＝650m （8-m （8-a——0.8t——30s （8-＝33 （8-An——设计年产量，1.5Mt/a；Bn——年工作日，330d；Tv——日提升时间，16h＝480.11 8-4时间升量提升量 8-4，16tt/hJKM-2.25×4（Ⅱ）A，钢丝绳等具体参数如下：8-5 型号——型号—车数辆4人t根2数量根4直径8-6 洛位ｍｍ数条4间ｍ8-7位钢—8-8项目 型号—NN总重N整体看来本矿煤层地质条件简单适合机械化采煤矿井采用长壁大采高方式开采。1.5Mt/a，64.78a728.03MJ/Kg，属特高热值煤。煤的工业分类按照《中国煤炭分类26034一般说来，新建矿井多数是在并列式、分列式、两翼对角式和分区对角式中9-1。表9-1漏风较小，比并列式安全性更井筒数目适用条煤层较煤层距地无法开掘浅部若采用并列式这样可以尽早构成风路少掘开拓巷道但随着带区逐步向两翼，通风阻力不断增大，后期通风；本矿属于低瓦斯矿井，但是有自然发火，考虑到式为：两翼对角式通风，风井具置见开拓平面图。自然发火性，小窑塌陷漏况、地形条件，以及开拓方式等综合考虑确定。通风方式分39-2。由于该矿井地处平原，内煤层赋存稳定，为了便于管理，通风安全，减少漏风，所以（1））网络的内联分支上；当无法避免时，应有保证稳定的措施。）9-2的管理，也适用于矿井长，开采面积大的矿井转动时，压力降低，又可能使采空区瓦斯涌出量增加。保证畅通9-9-3UYEW的开掘和，漏风少，利于防火，在近水平煤层的综采工作面中应用较广。Z式一进一回，前期掘进巷道工程量小，比较稳定，采空区漏风介于U型后U型前进式之间，但需要沿空护巷和控制经过踩空区的漏风，其难度较大一进一回的通风方式。一进一回的通风方式一般可以采用两种方式：分带轨道斜巷进风，Q4NN——

（9-Kt矿井通风系数，包括矿井内部漏风率和配风不均匀等因素，一般可取N=400K=1.25，Q=4×400×1.25=2000Q(QaQbQcQd)

（9-Qa——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；Qb——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；Qc——硐室实际需要风量的总和，m3/min；Qd——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1.15～1.2，1.25～1.3采煤工作面有 50%。

（9-Qai——按瓦斯涌出量计算长壁工作面实际需要风量qai——iKai——i（正常生产条件下，连续

#煤层抽瓦斯绝对涌出量qai

Kai=1.5，

1000.0384

长壁工作面实际需要风量Qai，按下式计算：Qai60Vai

（9-Qai——按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量Vai——i已知Vai=1.6m/s，Sai=22m2Qai9-4 采煤工作面风速Vai/m·s-0.3-15-0.5-18-0.8-20-1.0-23-1.5-26-2.0-③按人数计算实际需要风量QaiQai=4N（9-Qai——按人数计算实际需要风量Ni——iNi=76，可得：Qai2112m3/minQai≥0.25×60×S

（9-Qai——按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量Sai——im2按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量QaiQai≤4×60×S

（9-已知Sai=22m2Qai=2112m3/min，可得：330m3/minQai≤5280m3/minQai=2112m3/min①按瓦斯（二氧化碳）Qbi4

（9-Qbi——Ni——i60可得Qbi=240m3/minQbi=240600.15Sbi≤Qbi≤604600.25Sbi≤Qbi≤604Sbi——15m2。135≤Qbi225≤QbiQbi=240m3/minb同时掘进的工作面有两个，因此，掘进面总需风量为Q=480b1、井下《煤矿安全规程》规定，大型材料库风量不得小于100m3/min，中小型不得小60m3/min，100m3/min。60~80m3/min，80m3/min80m3/min。380m3/min100+80+80=260m3/min10%计算。QQaQbQcQdabQ——采煤工作面和备用面所需风量，2112m3/min；Q——掘进面所需风量，480m3/min；abcQ——硐室所需风量，260cKt——矿井通风系数，取 Q21124802601.11.23764.64

3764.64m3/min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1.15就是各用风综Q=2112×1.15=2428.8综Q掘进=240×1.2=288岩石大巷掘进面：Q掘=240×1.2=288绞车房和机电硐室：Q绞=2×80×1.2=1926）库：Q火=100×1.2=1206）其它巷道：Q9-5，井巷风速验算结果见表9-5序 名允许风速/m·s-1—2—83—84—856649-688886468为了保证矿井通风系统的稳定，在巷道内设有一系列构筑物，用来控制的流，风门：设置在上山的甩车道和绕道两侧新 进入 中的一组构， ，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进入的，90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。294010%350mm应计算出时期的最和容易时期的最小阻力使所选用的主要通风机既满足时期的通风需要，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、时期的最路线。通风容易时期和通风时期的确通风容易时期和通风时期的定义：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时期。1760117604；9-1十盘区下山开采倒数第一个工作面，同时准备倒数第四个工作面时为通风最通风容易时期和通风时期的通风系统立体示意图及网络图如图9-1、图9-2、图9-39-4图9-2通风时期通风系统立体图9-3通风容易时期通风系统网络 图9-3通风时期通风系统网络地面→副井→井底车场→轨道大巷→进风行人斜巷→分带轨道斜巷→采煤工作面→分带运输斜巷回风行人斜巷大巷西翼风井地面通风时期的最路线地面→副井→井底车场→轨道大巷→辅助水平轨道大巷→进风行人斜巷→分带轨道斜巷→采煤工作面分带斜巷回风行人→辅助水平大巷东翼风井地面井下多 属于完全紊流状态，

ULv2/

（9-hfr——摩擦阻力U——巷道周界令/8，N·s2m4若通过井巷的风量为Q(m3/s)，则vQS

LUQ2/S3

（9-L、USa成正比。故把上式中的LU/S3Rfr来表示，即：

LU/

（9-2RfrαL、U、S的影响，的影响。故2h

Rfr

（9-9-7网络编长度N·s2/Q/40.带区下部带区轨道带区回风回风行人巷合hme1.1hfe （9-hmd1.15hfd，Pa 1.15——时期的局部阻力系表9-8通风时期摩擦阻力计算长度QN·s2//a40.9门7带区上部车场带区轨道斜巷5带区回风斜巷77合hme=790.38=1615.88矿井通风总风阻计算：Rh/Q

（9-R R矿井通风等积孔计算：A1.1917

（9-zhm——矿井总阻力，Pa；Q——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2。z结合以 ，把已知值代入，可得

eRd1615.88(3764.6460)0.410Nse e e通风容易时期和通风时期的总风阻和等积孔见表9-9-9Ns2等积孔9-10等积孔风阻矿难中易2m20.354N·S2/m8，通风时期等积孔小于2m2，总风阻小于1.416N·S2/m8，属于通风中等矿井。55°90%。④考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节 （1）H= （9-Δρ——进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m39-9-11进风井筒/kg·m-出风井筒/kg·m-冬夏高差 冬季空气密度取：ρ=1.28kg/m3，ρ=1.20 平 Ρ=1/2×（ρ+平 hna=ρ进gZ副井+ρ平均gZ高差-ρ风井gZ风井 =199.92 夏季空气密度取：ρ=1.20kg/m3，ρ=1.24 平 ρ=1/2×（ρ+平 hna=ρ进gZ副井+ρ平均gZ高差-ρ风井gZ风井 =-199.92为-199.92Pa。hsehmehn

（9-hme——hn——hnhb——20～50，50Pa。hse=790.38-0+50=840.38Pa通 时期，考虑自然风 主要通风机通风，主要通风机静风压hsdhmdhn

（9-hsd——通风hmd——表示通风hn——表示时期通风的自然风压，hn=199.92；hb——20～50，50Pa。hsd=1615.88＋199.92＋50=1865.8Pa主要通风机的实际通过风量Qs1.05Qs——实际风量

（9-Qse以同样的比例把矿井总风阻R曲线绘制于通风机特性曲线图中，则风阻R曲线与A点，此点就是通风机工况点或工作点。工况点的坐标值就是该主要通风机实际产生的静压和风量。通风机的选择方法是：根据矿井通风设计所算出的需要风量Qf，H的数据，在从许多条表示不同型号、尺寸、不同转数或不同叶片安装角的主要通22

h

Rfr

Rh/Q2=790.38/65.920.182Ns/

（9-

/Q2=1615.88/65.920.372Ns/

（9- 9-12 风压 8风量1风压 80.6。左限：叶片安装角θ10°，15°9-4-2BD-6-NO.18BD-6-NO.189-139-13叶片安装转速风压 输入功率BD-6-型 a——通风时期的设计工况点；A——通风时期的实际工况b——通风容易时期的设计工况点；B9-5通风通风容易时期和时期分别计算主要通风机的输入功率Nmin、NmaxNmin＝hsdmin×Qfe/(1000ηs)式中：Nmin、Nmax——分别为通风容易时期、时期主要通风机的输入功率，kW；ηs——主要通风机静压效率（依工况点取值），0.7～0.85所以，NNNmin/NmaxNe＝Nmax×ke/（ηeηtrke——电动机容量备用系数，1.1～1.21.1；ηe——电动机效率，0.9～0.94，0.92；所以，Ne＝1.1×148.75/0.92＝177.85kW。因为Ne＜200kW，所以宜选用低压鼠笼式电动机。9-14 功率效率Y355M-如风硐、、防爆门以及反风装置等。风硐是矿井主要通风机和出风井之间的一段联络巷道，风硐通风量很大，其差较本设计选用由内筒和外筒构成的环状，它可以将风机出口的大部分速压转风，深度必须大于防爆门的差。反风装置就是使正 反向的设施。当进风井附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘用反风装置迅速使逆转。《规程》规定：生产矿井主要通风机必须装有反风设施，并能在10min内改变巷道中的方向。当方向改变后，主要通风机的供给风量不应小于正正常时期风量的40%，即利用通风机翻转即可达到反风要求，故不需要设置的反风装置本矿每年进行反风演次，每季度都要检查反风功能，保证随时可安全的预防措掘进应采风机，双电源和风电闭锁装置掘进与回采工作面应安设瓦斯自动装置大巷及装煤站应安设瓦斯自动断电仪瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源井下水泵房和变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统黄泥用于时期灌浆。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后④打 煤柱放水时⑦底板原始导水裂隙有透水时10-112层13m4°4～12（56d班278a9amm—低——m-个1个0mmm个3大巷方——3—m1元[1].《采矿学》.徐州：中国矿业大学[2].《采矿学》.徐州：中国矿业大学林在康、.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学郑西贵、.《采矿AutoCAD2006与提高》.徐州：中国矿业大学钱鸣高、石平五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学.《煤矿地质学》.：煤炭工业.中国煤炭建设《煤炭工业矿井设计规范》.：中国计划李位民.《特大型现代化矿井建设与工程实践》.：煤炭工业综采设备管理手册编委会.《综采设备管理手册》.：煤炭工业才、韩振铎.《采掘机械与传动》.徐州：中国矿业大学.《矿井提升》.徐州：中国矿业大学.《综采开采的基础理论》.：煤炭工业 专：煤炭自燃是我国矿井的主要之一，长期以来严重煤矿的安全生产和影响85%川以上，但我国煤炭自燃火灾十分严重。煤矿每年由于自燃造成的直接和间接经济损失近百亿元，煤层自燃火灾已成为影响煤炭安全生产的主要之一，严重着矿地荒漠化，严重地破坏了资源。这些都着人类的生存环境与条件，影响着地区社会关国家关注的主要环境问题;1994年我国己将煤田自燃的治理列入“中国21世纪议程”，使得煤田自燃的治理工作步入国家环境工程行列。据统计各类煤炭自燃所造成的经济损失(含潜在的经济损失)每年在200亿元以上我国煤矿中，自然发火情况非常严重，是我国许多煤矿的重大之一。据统计，在我国的现有煤矿中，有%的矿井存在煤炭自然发火的，国有重点煤矿.%的矿井有自然发火地方国有煤矿年产3万t以上的矿井中.%有自然发火煤矿的自燃火灾次数占火灾总数的%以上。充州、枣庄、徐州、平庄等矿区，太原理工大学论文自然发火更为严重。煤炭自燃火灾给国家和矿井带来了极大的危害及经济损失，其中有些自燃火区长期无法扑灭，大量煤炭资源被冻结，昂贵的生产设备毁于火区之中，严重着矿井的正常生产和矿工的生命安全。除了矿井自然火灾，煤田自燃也导致煤矿井下发火，这种情况在中西部地区频繁发生一些煤矿每发火高达00余次平均每生产万吨煤发生.2次，常常造成人员伤亡，设备破坏，被迫封闭井口，矿井报废等。煤层自燃导致矿井温度升高，危及矿工人身安全，还可煤矿瓦斯突出、粉尘、顶板陷落、底板突水等，是危害中西部地区煤矿安全生产的主要因一。4年前的2年中，我国煤矿共发生火灾96次其中%的为自然发火采空区自燃则占自燃火灾的%例如在己开采过的0个综放工作面中发生了 次煤炭自燃火灾事故。 到 ，百万吨发火率为0.76次。2090和危害性也随之升级。为改变自然发火给煤矿造成的局面，自20世纪60年代以来，煤扑灭煤炭自燃火灾非常，这是因为火苗在运移，人们无法直接观测到，而且已经发现大火常常能够穿过非可燃性物质组成的广阔屏障，在远处引起大火，所以使人们不免顾此失彼，难以将其全歼，使其轻而易举的死灰复燃。如曾圣曲利亚大区的煤炭自燃区域人们布置了许多钻孔并用水灌整个区域试图覆盖并窒息火灾，但未见成效。有人据此，火焰异常灼热，高温使水分子分解成氢和氧，反而起到了工大学灭火以及火灾对的危害与防止等方面进行了较深入的研(l)从观念上改变了认为火灾系单纯偶然事故的认识。煤矿火灾作为一种自然现象，(3)在研究方法上改变了传统的以火场实测和统计经验数据为主的承认并自觉运用为改变我国煤矿安全的面貌起到了重要作用。我国煤矿自然发火逐年减少，外因火灾也时间内，防灭火仍然将是我国煤矿的重点之一，研究矿井火灾防治技术和理论，大力推广应用先进而成功的防灭火技术是减少我国煤矿火灾危害的重要决策。。煤炭是我国的主要能源煤炭生产在我国的国民经济中具有举足轻重的作 约。2090煤炭自燃是指在自然环境下，煤炭因氧化聚热的燃烧现象活性增强，进而煤炭氧化速度加快，氧化放热量加大，当热量不散发时，煤温就会逐渐升高，当达到煤的着火点时(300350℃)，便开始自燃。O2含量减少，CO、CO2:含量显著增加，出现烃类气体(烷系和烯系)，煤中水T2(300350℃)时，煤CO、CO290%气体，生成新的自由基继续与氧反应产生的热使煤温进一步升高。如此反复，在合适的Martin(1959)SIMS(XPS地加快煤的自动氧化过程，自燃。Loper.D.1998WangH.H.1999有有效构成的树状能够到达煤粒表面，使煤中各基团与氧气能充分作用，从而导致煤的参数如何测定低温阶段热效应如何测定如何确定煤最短自然发火期氧如何在煤中，以徐教授为代表的西安科技大学矿山应用技术课题组，从微观机理上分析了认为煤氧复合过程主要包括三部分:①煤表面分子对氧的物理吸附;②煤表面分子的活性基团对氧的化学吸附;③在产生化学吸附的部分活性中发生化学反应定量的推算出煤氧复合本主要是在徐教授的煤氧复合学说的基础上来研究煤层自燃规律的煤的自燃性预测及判定的研究进煤层自燃性预测及判定技术主要有自燃倾向性实验测试法、综合评判法、统计以此区分煤层的自燃程度，从而采取相应的防灭火措施。，、、陈立文(1992)许波云(1990)和郭嗣踪(995)等根据影响煤层自燃程度的内外因素，进行判断，分析评分，然后应用模糊数学理论，逐步聚类分析，根据标准模式，计算聚类中心，对开采煤层自燃程度进行综合评判预测。原和波兰等国把测定法与井下自然条件结合起来预测井下自然发火程度。尤其是波兰已取得进展，它把复杂的外界因素归纳为地质条件、开采条件、通风条件等七个方面因素Si，再和煤自燃倾向性指标，、、测煤层自然发火程度。近年来(1997)、王俊(1999)、赵向军、(1995，1999)等人采用神经网络的方法预测煤层自燃程度，虽然他们采用的神经网络结构各不相同，但均是采用影响开采煤层自燃性的三个主要因素，即煤炭自身的自田水承、踱(1998)应用煤自燃倾向性、煤层厚度、煤层倾角、煤的固性系数及开采参数运用模糊聚类方法对自然发火性进行了分类。这些方法都是利用大量的统计资料，分析煤自燃主要因素的影响程度，粗略预测煤层自然发火程度，而对发火期以及可能发火的采条件下煤层的自燃性。根据开采煤层自燃事故的统计资料分析，巷道自燃多发生在冒略判断煤层可能发火的性。煤自燃区域判定理虽然煤自燃性的预测方法在实际防灭作起到了一定的指导作用，但只能定性预测煤自然发火的程度，而无法定量确定可能发火的区域。为了在潜在地区进一步确定出可能的发火区域，的全苏矿山救护在1991年确定出了临界厚度计算方法:式中，Tkp切为煤自燃的临界温度，K；Tok为围岩温度，K；Km

m3SujanatiWiwki.当煤炭的实际厚度大于或等于临界厚度时，就有煤炭自燃的可能。英国诺丁汗大学开发全面的进行性预测并可对特定区域的性进行评价有效的指导现场的防灭作。对煤层自燃区域的判定问题，国内学者也做了大量研究工作。、黄伯轩教授、章[50]等通过研究采空区空气流动规律和火灾气体浓度(主要是CO)分布规律，根据Fikc流速度在X，Y近几年，根据火区产生的能量或放射性气体异常[5l]，对煤层自 区域进行判定因素的干扰，对矿井局部高温或正处于自热阶段和潜伏期的自燃区域无法判定。另外，利用红外遥感和地质探测井下煤体自燃区域的方法也正在发展之中。在区域划分方面，国内外学者提出了氧浓度划分法、漏风风速划分法、升温率划分空区内升温率K)1℃d/的区域为氧化升温区。这三种方法都是独立考虑氧化条件、蓄热条件来徐教授提出了区域判定理论，该理论以煤自燃的内在氧化放热性和外部蓄热条件来划分区域的，提出了“三带”划分的极限值法。用该理论判定的自燃区域与实际CO、CO2、C2H6、体温度的高低而变化，而且受的稀释影响较小，因此链烷比这个指标比较灵敏，有一定1.而形成煤尘。暗煤和镜煤着火温度接近，其颗粒的着火温度高于丝炭，成细粒时，由于1.52.0;50℃5;100OC7%。然要消耗相当的热量，煤体中外在水分没有全部蒸发之前温度很难上升到100℃，这就是水孔隙内将充填于微孔隙中的氮困2)与二氧化碳(CO:)等气体驱赶排出，使氧易与煤接触，当高。这是因为破碎的煤炭不仅与氧相接触的表面积增大，而且着火温度也随其程度增加灾，并不是从它于空气中即开始的，而需要经过一定长的时间，而且也需要一定的蓄热(l)地质构造包括断层、褶曲、破碎带和岩浆然发火性较大。这是由于煤层受张拉、挤压、裂隙大量发生、煤炭不易开采干净、煤体煤层顶板的性质也影响煤炭的自燃过程，坚硬顶板的采空区难以冒落充填密实，冒煤层埋藏深度较大，煤体的原始温度较高，煤中所含的水分则较少，因此自燃性较所以高瓦斯煤层其自然发火性较小。少或消除自然发火，反之会火情。石门、岩巷开拓少切割煤层，少留煤柱，自然发火的隔绝采空区的工作比较，自然发火易于产生。这也是充填法开采煤层，特别是厚煤层比设自燃带的最大宽度为L1+L2，工作面的推进速度为，自然发火期为s，在自燃带内煤于空气的最长时间为(月):燃。由此可见，采空区遗煤是否会发生自燃主要取决于工作面的推进速度和自燃带最大宽度L1+L2(m)。顶板管理方法，减小L，+LZ之值，即可减小自然发火的性。近距离煤层同时开采时错距和相错时间不合理会增大采空区自然发火的性I对于后“U”22II:L2=20～70m，空隙、漏风小，Qc>Qs，III:Qc为自热氧化产生的热量，Qs为痛等时间内的散热量，W为自燃带的宽0.02m/s③采空区遗煤温升速度(dt>1°C/d把风速控制在易燃风速区之外，是从通风的角度预防自然发火的原则。学者等研究不会导致自燃的极限风速低于0.02一0.05ms/(min·mZ);封闭采空区密闭墙漏风压差在30oPa0.021.2ms/(min·mZ)时容易自然发火的。用定量漏风对采空区遗煤来判断火灾情况;二、形成漏风的条件较为优越，因此漏风量往往较大，且漏况更加复杂，无法或难四、由于资料不足和情况复杂，难以准确把握大面积采空区内部和冒落情况，要目的是:减少或杜绝松散煤体氧气的供给。技术有:水泥喷浆、喷涂、纳米改水泥喷浆工作量大，回弹多，抗动压性差，堵漏效果不十分理想;堵漏性能好，抗动施工需要调整时间，后表面形成弹性体。空区浮煤漏风，从而降低自燃程度，但对于己经或曾经发生过自燃的火区，仅依靠均压沫、三相。惰气和可充满整个空间，既能迅速窒息明火，又能抑制煤层自燃高温火区的发展，惰泡和三相能起到固氮、降温、减少漏风、降低采空区氧浓度、包裹煤体等作用，但稳定时间短，在碎煤中压注，发泡性能差，起泡倍数低，若仅起阻化剂作用，则成本主要目的是:降低煤体的氧化活性，抑制煤氧结合。技术有:喷注CaCl2、MgCl2等一，，主要目的是:降低高温煤体温度彻底熄灭高温火区防止火区复燃技术有:注水、CO22256.7kJ1.73水蒸汽，能很快降低煤温大量水蒸汽具有冲淡空气中的氧浓度包围火源窒息火源的作用;灌浆防灭火技术在我国有自然发火的矿井中用得较普遍，泥浆能够吸热降温，对煤体还有包裹作用，达到隔氧的目的，对于采空区的防灭火效果显著，已成为与井下内因火灾的主要措施之一。但井下自燃火源通常处于比较高的部位，用水或泥浆灭火时，不能滞留在发火部位，易形成固定的通道流动，流过发火部位后仅使煤表面温度得到降低，煤体内部温度仍然很高;风通道更加畅通;水在600℃以上会分解成氢气和氧气，有水煤气的，给井下灭火人员构成极大。1000有效地钝化煤表面活性基团，隔绝氧气，吸热降温，终止氧化，并能降低水煤气伤人危险。该技术具有灭火速度快、安全性好、火区启封时间短、复燃性特点。目前的胶体灭火材料主要有硅酸凝胶、稠化胶体和复合胶体、粉煤灰材料三类。该技术对于巷道或工近年来矿井火灾预报技术有了较大发展，预报方法由单纯依靠生理感觉逐步发展到自然发火的束管系统在平庄古山、枣庄、充州南屯和兴隆庄、抚顺台等矿区应用效目前我国外因火灾的预报技术亦已开始研究和应用，以微机为中心的传感器火灾信d专家系统是集计算机科学、心理学、思维科学、控制论和信息论等多种学科于一身的人工智能，属于当代高科技领域之一。矿井火灾专家系统是模拟该领域专家扑灭火灾问题的思维模式、处理问题的能力、并做出决策过程而建造的具有人工智能的计算机软件系统。专家系统的建造不仅可以高效、准确、周密、迅速地提出灭火救灾的对策和方案，而且它不会像人类专家那样面对突发的重大事故呈现出心理紧张和情绪激动，造成做出决策时出现遗漏、疏忽或。进入90年代以来，矿井火灾家系统的研究已是国内外专家学者注意的焦点目前在国内开展这项研究的有中国矿业大学、理工大学(原淮南矿业学院)、抚顺煤科分院、西安矿业学院等单位。但是根据当前我国煤矿的技术装备水平和管理现状都是研究以能做出专家灭火救灾方案为目标的诊断型专家系统，属专家系统研究的初级阶段。随着矿井灭火技术理论的发展，相关技术装备性能的完善，整体科学水平的提高，煤矿灭火专家系统的研究应用向实控目标前进。实控型专家系统将融合矿井火灾信息获取、灭火方案优选、灭火救灾的启用于一体。一旦矿井发生火灾就能以最快的速度和最有效的灭火实现控风和灭火救灾。实现这一目标难度很大，但是已不是可望而不可及的幻想，诊断型处理矿井火灾事故的专家系统的研究就是良好的开端和起步。或消灭矿井火灾的方法可以是通过一定的工艺挖除可燃物、降低可燃物的温度和切断供消除任何种类的火灾，只有根据具体的条件和情况决定采取何种方法和。根据各种主客(3)但是，值得着重的是，选择防灭火方案的首要原则应当是保障人员的安全，在此前积被小窑破坏的采空区，情况复杂，缺乏相关资料，更是对采空区煤炭自燃火灾的灭火工作造成极大。、灭火。窒息灭火主要有阻化剂灭火灭火均压堵漏灭火、惰气灭火和灌浆灭火等方法，无法采用惰气(或者其效果微小，成本过高)、均压等灭火方法，采用和凝胶灭火等方法、效。扑灭采空区顶部的火源时，尤其是采空区高差比较大时应采用灭火，膨胀堆积至采空区顶部，能够完火源，但是不能长时间停留在采空区内并保持原有的膨胀灌浆灭火作为大面积采空区灭火的主要，其浆液材料选取的重要性是显而易见的。具有灭火速度快、安全性好、火区启封时间短、复燃性土性质的研究最佳的防灭火胶体材料配比使其能够发挥胶体堵漏和灭火的效果。34。3-1于灭火时存在水煤汽的。的束水作用，在用于灭火时，不会迅速产生大量的水蒸汽，不存在水煤汽的。该材体有粘弹性，它能紧密充填于煤层间隙，即使煤层压裂破碎也不会或很少产生漏风裂隙，可对移架、矿压等造成的新裂隙进行二次封堵。胶凝剂对于低浓度砂土浆液(灰水比小于1:1)的作用是使灰水迅速分离(分离时间小于lmin不会污染工作区域，停留在指定地点的粘稠砂土浆仍能起到砂土复合胶体的作用。该胶体材料可用于灌注俯