采矿工程毕业设计（论文）-平顶山四矿1.8Mta新井设计

中国矿业大学2012届本科生毕业设计目录TOC\o"1-1"\h\z\t"标题2,2,标题3,3,标题,3,样式3,3,样式101,2"1矿井概况与地质 页9.2.2各用风地点的用风量和矿井总用风量1）按井人同时工作人数计算（9-1）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；——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；已知=400人，=1.25，可得：=4×400×1.25=2000m3/min2）按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算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：（9-2）式中：——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；——硐室实际需要风量的总和，m3/min；——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，一般可取抽出式矿井取1.15～1.2，压入式矿井取1.25～1.3。（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%。①按瓦斯涌出量计算：（9-3）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衡的风量系数（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯涌出量的比值），一般取=1.5~2。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。已知本矿井戊8煤层瓦斯绝对涌出量=1.732m3/min，=1.5，可得：②按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表9-2-1的要求：长壁工作面实际需要风量，按下式计算：（9-4）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=2.4m/s，=13.2m2，可得：=60×2.4×13.2=1900.8m3/min表9-2-1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·s-1<150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5③按人数计算实际需要风量；=4×（9-5）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=79，可得：=4×79=316m3/min取三者中最大值1901m3/min。④按风速进行验算：根据《矿井安全规程》规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算≥0.25×60×（9-6）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；≤4×60×（9-7）已知=13.2m2，=1901m3/min，可得：198m3/min≤≤3168m3/min由风速验算可知，=1901m3/min符合风速要求。（2）掘进工作面风量计算，应按矿井各个掘进工作面实际需要风量的总和计算：煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。①按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算——按瓦斯涌出量计算掘进工作面实际需要风量，m3/min；——第i个掘进工作面回风流中的瓦斯绝对涌出量，m3/min；——第i个掘进工作面的瓦斯绝对涌出不均衡的风量系数（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯涌出量的比值），一般取=1.5~2。已知本矿井戊8煤层掘进面瓦斯绝对涌出量，=1.6，可得：②按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。（9-8）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=240m3/min由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=277.12m3/min③按风速进行验算岩巷掘进工作面的风量应满足：≤≤煤巷掘进工作面的风量应满足：≤≤式中——掘进工作面巷道过风断面积，取15m2。由风速验算可知，=240m3/min，满足风速要求。（3）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100～150m3/min，中小型爆破材料库60～100m3/min，带区绞车房及变电所为60～80m3/min，充电硐室按经验给100～200m3/min。结合本矿实际，取火药库实际风量为130m3/min，绞车房实际风量为70m3/min，变电所实际风量为70m3/min，充电硐室为150m3/min。（4）其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算：（9-9）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，＝1.2～1.3；已知=1.732m3/min，=1.2，可得；=133×1.732×1.2=276.43m3/min（5）矿井总风量计算矿井总进风量应按采煤、掘进、独立通风硐室及其它地点实际需风量的总和计算。由式9-1可得，通风容易、困难时期矿井总风量计算如下：容易时期：困难时期：两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为，通风困难时期为。9.2.3风量分配及风速验算配风的原则和方法：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1.15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15%：综=1901×1.15=2186.15m3/min2）煤巷掘进工作面掘进=277.12×1.15=318.69m3/min3）岩石大巷掘进面Q掘=277.12×1.15=318.69m3/min4）绞车房和变电所Q绞=2×70×1.15=161m3/min5）机车检修、充电硐室Q充=150×1.15=172.5m3/min6）火药库Q火=130×1.15=149.5m3/min7）其它巷道Q其它=276.43×1.15=317.9m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。《煤矿安全规程》规定的煤矿主要巷道允许风速值见表9-2-2，井巷风速验算结果见表9-2-3。表9-2-2各巷道允许的风速值序号井巷名称允许风速/m·s-1最低最高1无提升设备的风井和风硐－152升降人员和物料的井筒－83主要进、回风巷－84运输大巷－85输送机巷道，带区进、回风巷0.2566回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254表9-2-3井巷风速验算表巷道名称通过风量/m3·min-1有效断面积/m2巷道风速/m·s-1风速验算副井井筒3624.4228.271.37<8符合轨道大巷3624.4214.24.25<8符合带区集中轨道平巷3624.4214.24.25<8符合分带轨道斜巷2455.24152.73<6符合综采工作面190113.22.40<4符合分带运输斜巷1901152.11<6符合回风大巷3624.4215.73.85<8符合中央风井3624.4244.161.37<15符合9.2.4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。9.3矿井通风阻力计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主要通风机之前，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，可分摩擦阻力和局部阻力。摩擦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。9.3.1计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa；（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井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350mm水柱；（5）应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。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。9.3.2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。通风易时期的最大阻力路线：地面→副井→井底车场→轨道大巷→进风行人斜巷→集中轨道平巷→分带轨道斜巷→采煤工作面→分带运输斜巷→回风大巷→风井→地面通风困难时期的最大阻力路线：地面→副井→井底车场→轨道大巷→采区轨道下山→采区轨道平巷→采煤工作面→采区运输平巷→采区回风下山→回风大巷→风井→地面9.3.3矿井通风阻力计算井下多数风流属于完全紊流状态，故（9-10）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，N·s2/m4或kg/m3若通过井巷的风量为(m3/s)，则=/，代入上式，得：（9-11）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：，N·s2/m8（9-12）此称为井巷的摩擦风阻，它反映了井巷的特征。它只受α和、、的影响，对于已定型的井巷，只受的影响。故，Pa（9-13）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（9-14），Pa（9-15）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。表9-3-1通风容易时期摩擦阻力计算表编号井巷名称支护形式α×104长度/m断面/m2周长/m风量阻力风速/m3·min-1/Pa/m·s-11副井井筒混凝土喷浆40082028.2720.423624.42109.4571.373轨道大巷锚喷60128014.214.43624.42142.2784.255带区集中轨道平巷锚喷9574014.214.42455.2458.6084.256分带轨道斜巷锚喷9510001516190145.1732.739综采工作面液压支架33022513.216190152.1992.4011分带运输斜巷锚喷959801516190144.272.1113回风大巷锚喷8090215.715.13624.42102.173.8514风井混凝土喷浆3084019.6315.713624.4219.0841.37通风阻力总计/Pa573.279表9-3-2通风困难时期摩擦阻力计算表编号井巷名称支护形式α×104长度/m断面/m2周长/m风量阻力风速/m3·min-1/Pa/m·s-11副井井筒混凝土喷浆40082028.2720.423862.61132.4861.373轨道大巷锚喷6025014.214.43862.6131.254.255采区轨道下山锚喷80183014.214.42732.36152.6753.216分带轨道斜巷锚喷95240015161901108.4152.739综采工作面液压支架33022513.216190152.1992.4011分带运输斜巷锚喷95240015161901108.4152.1112采区回风下山锚喷80163014.214.42732.36135.9893.2113回风大巷锚喷8026015.715.13862.6133.6113.8514风井混凝土喷浆3084019.6315.713862.6121.6751.37通风阻力总计/Pa776.715结合以上公式，把已知值代入，可得：容易时期：总风阻为：总等积孔：=1.1917/=3.1m2困难时期:总风阻为：总等积孔：=1.1917/=2.7m2通风容易时期和通风困难时期的总风阻和等积孔见表9-3-3：表9-3-3矿井等积孔容易时期困难时期总风阻/0.1570.19等积孔/m23.12.7表9-3-4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＜1m21～2m2＞2m2由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2m2，总风阻均小于0.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。9.4选择矿井通风设备9.4.1选择主要通风机的基本原则根据《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，用通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。9.4.2通风机风压的确定1）自然风压通风机的压力与自然风压有很大关系。风机选型时计算风机压力须计算出矿井自然风压。矿井自然风压的大小，最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度。（1）静压矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压，它对矿井风机的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。H=ΔρgH（9-16）式中：Δρ——进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3，见表9-4-1；H——井筒深度，m。表9-4-1空气平均密度项目进风井筒/kg·m-3出风井筒/kg·m-3冬1.281.24夏1.221.26副井深度Z副井=820m风井深度Z风井=840m高差Z高差=918-906=20m冬季空气密度取ρ进=1.28kg/m3，ρ出=1.20kg/m3，Ρ平均=1/2×（ρ进+ρ出）=1.26kg/m3冬季自然风压：hna=ρ进gZ副井+ρ平均gZ高差-ρ风井gZ风井（9-17）原式=1.28×9.8×820+1.26×9.8×20-1.24×9.8×840=325.36Pa夏季空气密度取ρ进=1.20kg/m3，ρ出=1.24kg/m3，ρ平均=1/2×（ρ进+ρ出）=1.22kg/m3夏季自然风压hna=ρ进gZ副井-ρ平均gZ高差-ρ风井gZ风井（9-18）原式=1.20×9.8×820+1.22×9.8×20-1.24×9.8×840=-325.36Pa冬季自然风压有利于矿井通风，压力为325.36Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为-325.36Pa。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：（9-19）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，=61.52；——表示风峒的通风阻力，通常为20～50，取50Pa。故：=573.279-325.36+50=297.919Pa（2）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：（9-20）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，=357.5；——表示风峒的通风阻力，通常为20～50，取50Pa。故：=776.715＋325.36＋50=1152.075Pa（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：（9-21）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：=1.05×3624.42/60=63.43m3/s困难时期：=1.05×3862.61/60=67.6m3/s9.4.3主要通风机工况点以同样的比例把矿井总风阻曲线绘制于通风机个体特性曲线图中，则风阻曲线与风压曲线交于点，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，和风压的数据，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风机运转特性曲线中选择一条合适的特性曲线，所选的这条特性曲线，表明了它所属的主要通风机型号、尺寸、转数和叶片安装角度等。这就是选择主要通风机的方法。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。容易时期：（9-22）困难时期：（9-23）则主要通风机工作参数见下表：表9-4-2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/m3·s-1风压/Pa风阻/N·s2·m-8风量/m3·s-1风压/Pa风阻/N·s2·m-863.43297.920.07467.61152.0750.2539.4.4主要通风机的选择及风机性能曲线在选择通风机的时候，工况点要在通风机的合理工作范围内，轴流式通风机的合理工作范围如下：上限：应在“驼峰”右侧，实际应用的最大风压值的0.9倍以下。下限：通风机的运转效率，不得低于0.6。左限：叶片安装角θ的最小值，对一级叶轮为10°，二级叶轮为15°。右限：叶片安装角θ的最大值，对一级叶轮为40°，二级叶轮为45°。根据以上原则及表9-4-2中的风机工况点选择风机为：62A14-11矿用轴流式通风机No.24型风机。根据62A14-11矿用轴流式通风机No.24型的对旋式轴流风机的性能曲线，可以确定主要通风机实际工况点，见表9-4-3。表9-4-3主要通风机工况点型号叶片安装角/°转速/r·min-1风压/Pa风量/m3·s-1效率/%输入功率/kW62A14-11矿用轴流式通风机No.24型25740440770.68599.4.5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和计算电动机的输出功率。由/=59/91.5=0.65>0.6，故通风容易时期和困难时期需要选用相同的电动机。电动机的输出功率：（9-24）式中：——电动机的输出功率，kW；——通风机的输入功率，kW；——电动机容量备用系数，取1.15；——电动机效率，取0.90；容易时期：=59×1.15/0.90=76kW困难时期：=91.5×1.15/0.90=117kW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JR157-8和JR1512-8的异步电动机，其详细参数见表9-4-4。表9-4-4电动机参数型号功率/kW电压/V电流/A转速/rpm效率/%功率因数JR157-7320600036.573590.50.839.6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煤的牌号优质气煤2可采煤层数目层33可采煤层总厚度m7.54煤层倾角°2～8（平均5°）5（1）矿井工业储量Mt216.78（2）矿井可采储量Mt175.166（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班27（1）矿井年生产能力Mt/a180（2）矿井日生产能力t/d5454.58矿井服务年限a58.69矿井第一水平服务年限a58.610井田走向长度m4900井田倾斜长度m300011瓦斯等级—低瓦斯相对涌出量m3/t1.73212（1）矿井正常涌水量m3/h342（2）矿井最大涌水量m3/h46213通风方式—中央并列式14开拓方式—立井单水平15一水平标高m-87016生产的工作面数目个117采煤工作面年推进度m158418（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电机车类型台数蓄电池电机车3台23设计煤层采煤方法—综采一次采全高24（1）工作面长度m225（2）工作面推进度m/月132（3）工作面坑木消耗量m3/千t0.6参考文献[1]杜计平.《采矿学》.徐州：中国矿业大学出版社，2008[2]徐永圻.《采矿学》.徐州：中国矿业大学出版社，2003[3]林在康、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学出版社，2002[4]林在康、李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学出版社，2008[5]郑西贵、李学华.《采矿AutoCAD2006入门与提高》.徐州：中国矿业大学出版社，2005[6]钱鸣高、石平五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学出版社，2003[7]王德明.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学出版社，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，顶板下沉量和底板鼓起量均达到最小。3)在沿空掘巷两帮移近量中，窄煤柱帮的移近量和实体煤帮的移近量随着窄煤柱宽度的不同稍有变化，但其变化幅度不大。窄煤柱帮的变化趋势是随着窄煤柱宽度的增加，移近量先增大后减小，但当煤柱宽度大于5m时，移近量又开始增加，宽度为5m时移近量最小；实体煤帮的变化趋势是随着窄煤柱宽度的增加，移近量不断减小，但当窄煤柱宽度大于5m时，移近量又开始有一定的增大，同样在窄煤柱宽度为5m时移近量最小。5.2沿空掘巷在回采期问围岩变形特征回采期间沿空巷道围岩变形情况如图3所示，由此可以看出其变化特征：图5-2回采期间沿空掘巷围岩变形情况1)本工作面回采时，沿空掘巷两帮相对黟近量和顶底板相对移近量相差不大，基本在650一700mm之间，说明在本工作面回采时，巷道围岩变化量比较均匀。2)沿空掘巷在受本工作面回采影响时，顶板下沉量和底板鼓起量的变化趋势基本一致。当窄煤柱宽度小于5m时，均是随着窄煤柱宽度的增加，移近量不断减小，宽度为5m时移近量达到最小值，窄煤柱宽度大于5m后随着宽度的不断增加，移近量先增大后减小，6m时移近量达到最大。但是顶板下沉量普遍大于底板鼓起量。3)在本工作面采动影响下，随窄煤柱宽度的增加，实体煤帮的移近量先减小后增大，并且在5m时达到最小；而窄煤柱帮的移近量却随着窄煤柱宽度的增加不断增人，当窄煤柱宽度小于5m时，移近量增大幅度较小，而当宽度大于5m时，移近量增大幅度显著增大。根据上述分析可知：沿空掘巷在巷道掘进期间，由于围岩变形量较小，窄煤柱宽度对巷道围岩变形量的影响不大；但是在受本工作面采动影响时，沿空掘巷的围岩变形量普遍较大，所以在此种条件下，合理的窄煤柱宽度与沿空掘巷的围岩稳定性有很大的关系。根据数值模拟分析在不同宽度窄煤柱条件下沿空掘巷在掘进和回采期间围岩的变形规律，确定窄煤柱的合理宽度为5m。6沿空掘巷变形控制与支护6.1技术原理沿空掘巷底鼓、变形控制的基本方法是提高巷道围岩整体强度及采用合理的全断面加固技术心。沿空掘巷底鼓、变形控制的基本技术和控制过程：采用高预紧力、大延伸量的高强度锚杆、加密锚索支护系统，强化锚固区围岩强度，提高巷道围岩自身稳定性；采用顶板、两帮、底角、底板的全断面加固技术，重点是提高巷道最薄弱部位(两帮、底角)残余强度和提高巷道围岩整体稳定性；采用注浆材料加固小煤柱，提高小煤柱的完整性和整体强度。6.2空掘巷围岩变形理论分析6.2.1顶板稳定性分析沿空掘巷与上覆岩体结构的平面、剖面关系如图6-1所示。图6-1沿空掘巷与上覆岩层“砌体梁”结构的关系示意图1)工作面回采时，采空区老顶岩层产生新的破断，岩块C与关键块B相连通。2)老顶破断后，块体C将分别在回转力矩肘和M。的作用下向本工作面和侧向关键块B方向回转下沉，进而破坏工作面前方沿空掘巷上覆岩层“砌体梁”结构原有的平衡状态，此结构中的岩块C和关键块B处于运动和不稳定状态，从而引起岩块B下沉和在工作面前方形成较高的支承压力。3)上覆岩层“砌体梁”结构在较高支承压力的作用下，岩块C、B将有一定程度的回转下沉。这种运动和不稳定状态将造成沿空掘巷围岩应力的重新分布和集中，其影响程度远大于掘巷时围岩应力的重新分布和集中。4)沿空掘巷在回采时围岩应力高度集中，加上巷道围岩性质软弱，使大采高沿空掘巷围岩产生较大变形；同时，由于“砌体梁”结构造成的巷道围岩应力重新分布的不均匀性，使得巷道顶板、底板、实体煤帮及煤柱在变形方式和变形量上存在较大的差异。5)“砌体梁”结构从受工作面回采影响起，上覆岩体结构上的载荷在不断增加，但由于各岩块间仍保持随机的平衡状态，在工作面推过后这种平衡状态才会发生失稳，造成巷道的彻底破坏。6.3沿空掘巷底鼓分析沿空掘巷在受回采影响期间，由于采动应力作用，巷道围岩变形远大于掘进影响期间，前者一般为后者的5—10倍。沿空掘巷所处的应力环境与实体煤巷道完全不同，在受采动影响时，由于本工作面的超前支承压力和上工作面的侧向支承压力叠加作用，在沿空掘巷附近形成高支承压力，巷道上覆老顶岩层发生二次回转运动，致使沿空掘巷顶板下沉、巷帮煤柱产生压缩变形、窄煤柱全部进入塑性或破碎状态，煤柱承载能力甚微，巷道底板严重鼓起，并且在二次水平应力作用下，巷道底板岩层产生压曲破坏，从而使沿空掘巷底鼓变形比实体煤巷道大得多。6.4沿空掘巷围岩变形控制数值模拟分析为了研究全断面加固对提高围岩整体强度的程度，建立锚岩支护体数值模型，对沿空掘巷围岩不同部位加固支护时的围岩变形特性进行分析。沿空掘巷断面5m×4m，断面积17．25㎡，锚杆规格22mm×2500mm，锚索规格多18.9mm×9200mm。6.4.1加固巷道顶板顶板锚杆索加固控制围岩变形效果见表6-1，顶板加固后可起到控制顶板下沉、减小两帮移近量和底鼓量的作用。通过锚杆的作用提高顶板的强度，限制顶板塑性区的发展，减小顶板的下沉量和底鼓量，达到加固顶板防治底鼓的目的。表6-1顶板锚杆索加固控制围岩效果类别顶板下沉量/mm底鼓量/mm两帮移近量/mm加固前521598577加固后211441390顶板锚杆索提供径向和切向约束，阻止破坏区岩层扩容、离层及滑动，提高岩层的水平承载能力，使稳定岩层内的应力分布均匀，顶板的承载能力得到较大程度的提高。锚杆的存在，减小了岩层压曲或者弯曲失稳的可能性，锚杆预紧力越大，支护效果越好。在煤层回采的过程中，由于工作面超前支承压力和侧向固定支承压力的叠加影响，底鼓呈现明显的不对称性，煤柱侧大于煤体侧；由于煤柱受二次采动的影响且较破碎，顶板下沉量也是煤柱侧较大。6.4.2加固巷道两帮1)两帮锚杆加固效果分析两帮加固控制围岩变形效果见表6-2，帮部锚杆增加了两帮破碎煤体的整体强度，防止两帮进一步向巷道内移近，巷道帮水平位移量显著减小，两帮移近量减小261mm。由于两帮煤体自承能力的增加，顶板的下沉得到控制，顶板下沉量减小179mm；但对底鼓控制不明显，底鼓量的减小值只有65mm，说明帮部岩层强度对巷道底板产生的弹塑性位移影响较小。表6-1两帮加固控制围岩效果类别顶板下沉量/mm底鼓量/mm两帮移近量/mm加固前521598577加固后342533316两帮围岩塑性区显著减小，锚杆对煤帮的控制效果尤为明显。在两帮塑性区减小的同时，底板塑性区却有所增大，并且顶板也出现塑性区，这主要是由于帮部岩层集中应力峰值靠近巷道底角，加剧了底板的破坏，帮较弱时，应力峰值转移到岩体深部，对底板影响较小。两帮的加固对底鼓的控制并不明显，底板下较大范围的岩层向巷道内移动。2)煤柱注浆控制围岩变形效果分析煤柱注浆加固后控制围岩变形效果见表6-3，注浆加固煤柱后顶板下沉量减小129mill，两帮移近量减小161mm，而底鼓量减小值仅为42mm。注浆加固煤柱对底鼓的控制并不明显；但煤柱强度得到提高，煤柱下底板不是鼓起而是压入；由于煤体侧没有加固又受回采应力集中影响，煤体侧底板鼓起程度反而增大。表6-3煤柱注浆加固控制围岩效果类别顶板下沉量/mm底鼓量/mm两帮移近量/mm加固前521598577加固后2114413906.4.3加固底板效果分析1）底板锚杆加固效果分析底板锚杆加固后，底板岩层向上鼓起由较深部向较浅部发展，底板锚杆对控制底鼓起了明显的作用，见表6-4。表6-4底板锚杆加固控制围岩效果类别顶板下沉量/mm底鼓量/mm两帮移近量/mm加固前521598577加固后2114413902）底板锚杆不同角度、长度控制围岩变形效果分析底板锚杆不同角度时，控制底鼓效果也不一样，其中当锚杆倾角为45°、60°时底鼓减小值较大，但对顶板下沉和两帮移近控制效果不明显，见表6-5。表6-5底板锚杆不同角度控制围岩效果锚杆倾角/（°）底鼓量/mm顶板下沉量/mm两帮移近量/mm303385015314525048549460265499501不同长度锚杆控制围岩变形效果见表6-6，锚杆长度在2．5m后对底鼓的控制效果已趋于平缓，为方便现场施工，锚杆长度可选2．5m左右。表6-6底板锚杆不同长度控制围岩效果锚杆长度/m底鼓量/mm顶板下沉量/mm两帮移近量/mm1.55015115212.03845055082.52504854943.02114804853.51854804813）巷道围岩塑性区分布底板用锚杆加固后，巷道两帮和底板的塑性区均有不同程度的缩小，但加固后底板岩层的水平压力大于加固前的水平压力。通过以上分析，得出加固不同部位对底鼓控制的效果：底板锚杆>顶板锚杆索>帮部锚杆>加固煤柱。但单一形式对沿空掘巷围岩变形控制效果不十分明显，应从整体支护进行考虑，提出了“强顶、固帮、控底”全断面控制沿空掘巷围岩变形的技术思路。4）全断面加固控制围岩变形效果分析巷道全断面加固后，顶板、底板及两帮的塑性区都缩小，围岩表面位移量显著减小，见表6-7。巷道顶板下沉量减小336mm，两帮移近量减小301mm，底鼓量减小427mm，因此巷道全断面加固后，控制沿空掘巷围岩变形效果十分显著。表6-7巷道全断面加固控制围岩变形效果类别顶板下沉量/mm底鼓量/mm两帮移近量/mm加固前521598577加固后1851712766.5沿空掘巷底鼓控制效果实测分析6.5.1顶板内部位移距工作面煤壁前方110m以外，顶板基本不受采动影响；当采距小于110m时，顶板岩层受采动影响，随着采煤工作面推进，巷道围岩变形迅速增大，分为3个阶段：第一阶段工作面距离测点80～110m时，由于受采动影响，巷道围岩变形速度明显增加，由原来的lmm/d增加到12mm/d；第二阶段工作面距离测点40～80m时，曲线斜率最大，随着工作面的推进围岩变形速度急剧增大。顶板表面围岩变形速度达98mm/d；第三阶段在工作面前方40m范围内，随着工作面的进一步推进，围岩变形速度有所下降。6.5.2煤柱表面变形与内部位移随着采煤工作面的推进，由于工作面移动支承压力和侧向固定支承压力的叠加作用，煤柱上的应力也迅速增大，致使煤柱发生严重塑性破坏，分为3个阶段：第一阶段工作面距离测点80～120m时，由于受采动影响煤柱变形速度明显增大，由原来的1mm/d增大到20mm/d；第二阶段工作面距离测点20一80m时，随着工作面的推进，围岩变形速度急剧增大，煤柱表面围岩变形速度达71mm/d；第三阶段工作面距离测点小于20m时，变形速度达到最大值125mm/d，随着工作面的进一步推进，巷道底鼓变形越来越严重。6.5.3底板变形及内部位移在工作面前方130m以外时，巷道变形基本不受采动影响，围岩以lmm/d的速度在流变。第一阶段工作面距离测点80—120m时，由于受采动影响底板变形速度明显增大，由原来的lmm/d增大到8mm/d；第二阶段工作面距离测点20—80m时，随着工作面的推进，围岩变形速度急剧增大，底板表面围岩变形速度达54mm/d；当工作面推进到距测站20m左右时变形速度达到最大值，这时底鼓的变形速度为99mm/d。6.5.4总体效果分析当顶板锚索补强、底板锚杆加固、煤柱化学材料加固后，受采动影响距离工作面10m范围内，巷道断面的收缩率为30.3％，巷道断面积保持在12㎡。6.6工程质量保证措施1)钢筋绑扎应按要求进行，搭接长度应做好标记，竖筋和环筋的每个交点都应用铁丝绑扎牢固，纵向间距不大于±20mm，环向间距不大于-4-10mm。由于外层钢筋超前4—6m，为防止竖筋歪斜，应及时绑扎好环筋，如发生偏斜，应及时纠正。2)必须认真掌握滑模中心线及水平高差，每滑升1次，都应认真校对中线及水平高差，当水平高差超过30mm即应进行调差，此时可关闭高面的千斤顶1～2个，滑升1～2个行程后再打开校核，保持水平滑升是确保中线不发生偏差的关键。3)千斤顶的支承杆为税5mm圆钢，使用螺纹联接，母丝长度应大于公丝1—2丝，联接时必须紧密，接头处应圆滑，不得留有间隙，以防影响千斤顶正常滑升。4)内、外层竖筋在第1次使用时，其长度应分为2．8，3．2，3．6，4．0m，交错排列，以后使用等长度竖筋，使其接头不在同一平面上，环筋接头亦应上下错开，避免在同一垂直线上。5)搅拌站应按不同强度的砼要求，严格控制好砼配比和水灰比。砼中掺人适量高效防渗密实剂，以降低水灰比，提高砼早期强度。按照滑模施工的特点，保证2．5h砼强度达到0．25MPa以上，并要确保砼强度符合设计要求。6)混凝土浇灌应分层，对称循环浇灌，每层高度300mm，固定专人用插入式振动器认真振捣，振捣应密实，要振捣出浆，振动棒不得插人下层已初凝的砼内，即插入砼的深度不得超过300mm，且振动棒不得碰撞顶杆、钢筋和模板。7)井壁支撑圈应与内外层井壁整体浇筑段同时施工，即先浇筑井壁支撑圈混凝土，再浇筑内外壁整体浇筑段。7结论1)合理的窄煤柱宽度和巷道位置使沿空掘巷处于应力降低区，从而保证了巷道围岩的变形量较小。根据极限平衡理论计算和数值模拟方法，最终确定窄煤柱的合理宽度为5m。2）正确运用沿空巷道变形控制与支护技术的原理，根据不同的条件选择合适的支护方法和控制技术，将巷道底鼓量控制在一个合理的界限内，以确保矿井的安全生产。3)加固顶板可限制顶板塑性区发展，提高顶板整体强度，减小底鼓量；煤巷两帮的变形破坏特征主要是扩容、松动和挤出，两帮锚杆加固(全锚)后有效地控制了两帮的变形；煤柱注浆加固后，煤柱的整体强度得到显著的提高，煤柱不再松散破碎且具有一定的承载能力，有效地防止了煤柱在回采过程中因松动破碎向巷道内移动；底板锚杆加固后减弱了巷道角部应力集中程度并在两帮和底角提高了围岩的强度，防止和减少了因底板围岩塑性变形和破裂围岩体体积膨胀造成的底鼓，并在两帮和角部形成具有一定支承能力的承载拱以控制两帮和底角塑性区的发展。4)对巷道单一部位加固控制沿空掘巷围岩变形效果不十分明显，巷道全断面加固后，顶底板及两帮的变形得到了有效控制。5)通过对沿空掘巷的顶板加强支护、煤柱注浆及底板锚杆加固的试验，在工作面前方10m范围内，沿空掘巷断面收缩率为30．3％，巷道全断面加固后有效地控制了沿空掘巷底鼓变形。沿空掘巷是控制巷道围岩变形、提高煤炭采出率的有效途径。根据现有的理论与现场检测的数据，选择合理的沿空掘巷的位置和煤柱尺寸，针对不同的地质条件采取合理的支护措施，根据现有条件选取经济可行的施工措施，在大多数矿井中采用沿空掘巷技术是其实可行的。参考文献[1]钱鸣高，缪协兴，许家林等．岩层控制的关键层理论[M]．徐州：中国矿业大学出版社，2003[2]钱鸣高，石平五．矿山压力与岩层控制[M]．徐州：中国矿业大学，2003．[3]王怀新．巷道矿压观测分析方法探讨，煤矿开采[J]，2003（6），67-68[4]柏建彪．沿空掘巷围岩控制[M]i徐州：中国矿业大学出版社，2006．外文原文：Methanecontrolformechanisedlongwalltop-coalcavingfacesinhighgascontentmines（GuomingCheng,KanHuang,FuzhangYan,WeilinLiandSijingWang）InChina,mechanisedlongwalltop-coalcavingtechnology(LTCT)hasbeenwidelyusedundersuitablethickcoalseamconditionsduetoitslowcost,highproductionandproductivitysinceitwasintroducedin1982.Ithasevenbeenappliedinsomehighgas-contentmines(e.g.No.5Mine,Yangquancoalfield),wheremethaneisthemostserioushazardaffectingproductioninthemine.WiththeintroductionofLTCTin1992,thefrequencyofproductiondelaysgreatlyincreasedduetoexcessmethane.Inordertosolvetheseproblems,ChinaUniversityofMiningandTechnology(CUMT)hasbeencarryingoutmethaneresearchjointlywithYangquanCoalGroupCo.(YCGC)since1993.Themajorfocusoftheresearchwasconcernedwiththegassourceandemissioncharacteristicsofthelongwalltop-coalcavingface(LTCF)andthemethanedrainagemethodsfromtheadjacentstrataduringinitialandnormalmining.Theresearchhashelpedtheminetocontrolmethane-relatedproductiondelaystotolerablelevels.Themethaneproblemsduringnormalminingweresolvedbytheadoptionofthehigh-levelstrikedrainageroadway(HSDR).Themethaneconcentrationduringinitialminingwaskeptbelowthestatutorylimitsbytheadoptionofthemid-leveldrainageroadway(MDR).Inthisway,themethane-relatedproductiondelayproblemsweresuccessfullysolvedbyintroductionoftheHSDRinconjunctionwiththeMDR.ThispaperanalysesthegassourceandemissioncharacteristicsofLTCF,anddescribestheexperiencesandmethodologiesadoptedinmethanecontrolattheLTCFduringnormalandinitialmining.BACKGROUNDChinaisalargecoal-producingcountrywhereundergroundminingofthickseams(i.e.morethan4·5mthick)accountsforabout40–50%ofthenationaltotalcoaloutput.Themainminingmethodsofthickseamscanbedividedintotwotypes–longwalltop-coalcavingandlongwallmultislicemining.Thelatterwasthemajorminingmethodinthepast.LTCTwasintroducedinChinain1982,andisnowwidelyusedundersuitablegeominingconditionsduetoitslowcost,highproductionandproductivity.10,13Throughconstantresearch,2–5,8,11,12,14,15significantimprovementshavebeenmadeinLTCT,andthemaximumproductionofaLTCFhasreachedupto0·42MtpermonthinDongtanmine,Yanzhoucoalfield.Atpresent,LTCThasbeenappliedinthickseamsrangingfrom4·5mto12m,evenindifficultgeominingconditions,suchasthreesoft(softroof,seamandfloor),twohard(hardroofandseam),biggerslopeangleofcoalseam(lessthan35°)andhighgas-contentmines。Whilehighproductionandproductivityhavebeenachievedusingthetechnique,therearestillsomeproblemsrestrictingitsapplication,15gasbeingoneofthemainhazards,especiallyinsomehighgascontentmines(e.g.No.5mine,YCGC,etc).TheNo.5mineatYCGCisclassifiedasgassy,andLTCTwasappliedtominetheNo.15seamin1992.ThemethaneproblemsatLTCFduringnormalminingweresolvedbytheadoptionoftheHSDR.However,attheearlystagesofmining,theoverlyingstratawasnotrelieved,andthefracturedzoneintheroofwasnotextendedtotheHSDR;therefore,itisverydifficultforHSDRtodrawmethaneoutoftheadjacentstrata.Asaresult,beforetheLTCFadvancedabout38mfromthefacestartline,largeamountsofmethanewereemittedfromthewasteintothereturn.Themethanecontentinthereturncannotbekeptbelowthestatutorylimits(1%)justbyincreasingairquantity.Forexample,theairquantityatNo.8109face,whichwasthemaximumairquantityatthepreviouslyminedfaces,was2200m3min–1,themethaneemissionratewas29m3min–1,andthecontentinthereturnwas1·2%.Hence,theproductionwasoftendelayedduetoexcessivemethane.Totaldown-timeatthepreviouslyminedfacesisshowninFig.1.MININGMETHODSTheNo.15seamhasbeenextractedbythelongwallretreatingmethodusingtheLTCTsince1992.No.8204faceattheNo.5mineis160mlongandequippedwith105poweredsupports(FDC440-1·75/2·6madeinChina).Ithasapanellengthof708m.Thebottomsectioncutbytheshearerisonly2·5m,theremaining4·3mflowsontothereararmouredfaceconveyor(AFC)undertheinfluenceofgravity,withoutcuttingorblasting.Theroofbehindthefaceadoptsfullycavingmethod.LayoutofthefaceisshowninFig.3.Thefaceproductionperdaywasabout2120t.Thesequence