东荣一矿12 Mta的新井设计矿井冲击矿压及防治措施至煤柱设计智能演变

摘要本设计包括三个部分：一般设计部分、专题设计部分和翻译部分。一般部分为东荣一矿1.2Mt/a的新井设计，东荣一矿位于黑龙江省集贤县境内，交通十分便利。井田走向（东西）长平均约7km，倾向（南北）长平均约4km，井田水平面积为28km2。主采煤层一层，即16#煤层，平均倾角18.0°，厚约2.96m。井田工业储量为335.75Mt，可采储量238.67Mt，矿井服务年限为103a。井田地质条件简单。表土层平均厚度147m；矿井正常涌水量为327m3/h，最大涌水量为714m3/h；煤层硬度系数f=2.3，煤质牌号为长焰煤；矿井相对瓦斯涌出量为3.73m3/min，属低瓦斯矿井；煤层有自然发火倾向，煤尘无爆炸危险。矿井采用双平硐两水平开拓，采煤方法为走向长壁采煤法。大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用1.4t固定箱式矿车。设计首采区采用采区准备方式，工作面长度210m，采用一次采全高采煤法，全部跨落法处理采空区。矿井采用“三八”制作业，两班半生产，半班检修。日进6个循环，循环进尺0.8m，日产量4412.06t。矿井采用两翼对角式通风。通风容易时期矿井总需风量3324m3/min，矿井通风总阻力856.2Pa，风阻0.321N·s2/m8，等积孔3.20m2，矿井通风容易。矿井通风困难时期矿井总风量3324m3/min，矿井通风总阻力1224Pa，风阻0.459N·s2/m8，等积孔2.86m2，矿井通风中等困难。设计矿井的吨煤成本180元/t。专题部分题目是矿井冲击矿压及防治措施。翻译部分是从1981年至2011年煤柱设计智能演变英文原文题目为：Theevolutionofintelligentcoalpillardesign:1981-2011关键词：立井；上下山开采；采区；走向长壁采煤法；两翼对角式

ABSTRACTThisdesigncanbedividedintothreesections:generaldesign,monographicstudyandtranslationofanacademicpaper.Thegeneraldesignisabouta1.2Mt/anewundergroundminedesignofDongrongNo.1CoalMinethatliesinJixiancountryHeilongjiangprovince,thetrafficisveryconvenient.It’sabout7.0kmonthestrikeand4.0kmonthedip,withthe28.0km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamofthismineisonly2withanaveragethicknessof3.50mandanaveragedipof18.0°.Theprovedreservesofthiscoalmineare335.75Mtandtheminablereservesare238.67Mt,withaminelifeof103years.Thegeologicalconditionofthemineisrelativelysimple.Thenormalmineinflowis100m3/handthemaximummineinflowis200m3/h.Itisanthracitecoalspontaneouscombustiontendency,andit’sacoalthathasnodustexplosion.Thismineadoptsopeningupbyaditswithtwomininglevel.Theadoptedcoalwinningmethodislongwallminingtothediportotherise.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andminecartobeassistanttransport.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodofpreparationinminingarea,thelengthofworkingfaceis230m,whichusesfully-mechanizedcoalminingtechnology,andfullycavingmethodtodealwithgoaf.Theworkingsystemis“three-eight”,withtwoandhalfteamsmining,andtheotheroverhauling.Everyminingteammakesthreeworkingcycle,withsevenworkingcycleeveryday.Advanceofworkingcycleis0.6m,andquantityof4402.06toncoalismakedeveryday.Theminemakesuseofdiagonalventilationmethod.Attheeasytimeofmineventilation,thetotalairquantityis3324m3perminute,thetotalmineventilationresistanceis693.3Pa,thecoefficientofresistanceis0.226N·s2/m8,equivalentorificeis3.20m2.Atthedifficulttimeofmineventilation,thetotalairquantityisabout3324m3perminute,thetotalmineventilationresistanceis1396.3Pa,thecoefficientofresistanceis0.459N·s2/m8,equivalentorificeis2.80m2.Thecostofthedesignedmineis180yuanperton.Themonographicstudyisdeformationandfailuremechanismandrooftimberingtechniquestudyonroadwayofcompositeroof.Thetranslatedacademicpaperisaboutimplicationsforstressmeasurementprogramsandnumericalstabilityanalysisoffaultsinmines.ItstitleisthatTheevolutionofintelligentcoalpillardesign:1981-2011Keywords：verticalshaft;up-dipanddown-dipminging;miningarea;longwallminingonthestrike;diagonalventilation

目录一般部分1井田概况及地质特征 ⑨预紧及锚固力：预紧力80~100kN，锚固力不低于200kN。（3）高帮（非回采侧帮）锚杆①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm，共5根，间排距650×800mm。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。=2\*GB3②钢带：M4型钢带，长2.6m。=3\*GB3③网：Ф6mm钢筋网与钢塑网双层网联合支护，钢筋网规格为2600×1000mm，钢塑网的规格为2800×1000mm。④锚杆角度：垂直帮部施工。⑤螺母及垫圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料垫圈。⑥托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格150×143×8mm。⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。=8\*GB3⑧锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。=9\*GB3⑨钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。=10\*GB3⑩预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于60~80kN，锚固力不低于80kN，锚杆预紧力矩不小于300N·m。（4）高帮（非回采侧帮）锚索梁①规格和数量：规格Ф21.8-5300mm，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；=2\*GB3②20#槽钢，长2.4m，孔中心距2.0m。=3\*GB3③锚索角度：垂直岩面施工。④螺母及垫圈：OVM锚具。⑤托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格140×100×15mm。⑥药卷：采用三支树脂药卷，规格为Z2360。⑦锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2275mm。=8\*GB3⑧钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深5000mm。=9\*GB3⑨预紧及锚固力：预紧力80~100kN，锚固力不低于200kN。（5）低帮（回采侧帮）锚杆①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm，共5根，间排距650×800mm。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。=2\*GB3②钢带：M4型钢带，长2.6m。=3\*GB3③网：8#铁丝网，规格为2800×1000mm。④锚杆角度：垂直帮部施工。⑤螺母及垫圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料垫圈。⑥托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格150×143×8mm。⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。=8\*GB3⑧锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。=9\*GB3⑨钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。=10\*GB3⑩预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于60~80kN，锚固力不低于80kN，锚杆预紧力矩不小于300N·m。图6-2-2采区运输平巷巷道断面支护参数图

7井下运输7.1概述7.1.1井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据见表7-1-1：表7-1-1井下运输设计的原始条件和数据序号项目单位数量备注1设计生产能力Mt/a1.2瓦斯涌出量为相对值2工作制度“三八”制3日净提升时间h164年工作日d3305煤层平均厚度m2.966煤层平均倾角°187煤的容重t/m31.408瓦斯涌出量m3/t2.59矿井瓦斯等级低10煤尘爆炸性无煤尘爆炸危险性7.1.2运输距离和货载量区段平巷平均运距1300m，上山平均1200m,大巷运距2200m，故从工作面到井底车场的最大运距为3700m。首采区内布置一个工作面、两个掘进面即可保产，设计工作面日产量4053.9t/d，掘进面日产量518.7t/d，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，其运量见表7-1-2。表7-1-2带区辅助运输量序号项目单位数量备注1运送人员人/班均取平均值2材料、设备正常生产t/班52工作面安装、搬家t/d1043工作面支架安装架/d12搬迁214工作面设备安装t/d110搬家2207.1.3矿井运输系统1）运输方式运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜近水平煤层，且运输距离较远，故分带斜巷、大巷采用带式输送机运煤，分带工作面采用连续刮板输送机运煤。辅助运输：轨道大巷采用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄电池电机车牵引矿车运输。矿车选用MG1.9-9B型1.5吨固定箱式矿车，工作面辅助运输采用无极绳绞车牵引1.5t固定箱式矿车、5t材料车、1.5t平板车运输材料及设备。2）运输系统井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统。（1）运煤系统分带采煤工作面→分带运输斜巷→分带煤仓→运输大巷→井底煤仓→主井→地面掘进工作面→分带运输斜巷→分带煤仓→运输大巷→井底煤仓→主井→地面（2）行人、运料系统地面→副井→井底车场→轨道大巷→带区行人运料斜巷→带区轨道集中平巷→分带轨道斜巷→工作面（3）排矸系统矿井投产后，产生的矸石大部分为瓦斯抽排巷掘进出矸，矸石由矿车经轨回联巷运至轨道大巷后，再由电机车牵引至井底车场，并由副井提出地面。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带区设备的选型（1）采煤工作面选用西安煤矿机械厂生产的MXA-300/4.5W无链液压双牵引采煤机，张家口煤矿机械厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。（2）带区运煤设备根据带区运输设备配套原则选择分带运输斜巷配套设备如下：转载机SZB-830/180，破碎机PCM132，输送机选用SSJ1200/3×200M带式输送机带式输送机。技术特征见表7-2-1，表7-2-2，表7-2-3。表7-2-1转载机技术特征项目单位技术特征型号SZB-830/180生产能力t/h1200出厂长度m37.7总装机功率kW2×90电压等级V1140链速m/s1.45有效搭接长度m12.4爬坡长度m7.4爬坡角度°10中部槽尺寸长mm1500宽mm830高mm222表7-2-2破碎机技术项目单位技术特征型号PCM132通过能力t/h1200破碎能力t/h1200整机重量t14.8电动机功率kW132结构特点锤式外形尺寸mm×mm×mm4560×2095×1742最大出料块度mm300生产厂张家口煤机厂表7-2-3SSJ1200/3×200M带式输送机主要技术特征表项目单位技术特征型号SSJ生产能力t/h1200运距m1500皮带宽度mm1200电压等级V1140功率kW3×200带速m/s3.15（3）带区辅助运输设备本带区的煤层倾角较小，因此提升时采用JW1600/80无极绳绞车牵引1.5t固定式矿车、5t材料车、5t平板车运输。各设备技术特征如下：表7-2-4JW1600/80无极绳绞车主要技术特征表项目单位技术特征型号JW1600/80载荷钢丝绳最大静张力kN60两钢丝绳最大张力差kN50绳速m/s0.751滚筒直径mm1600钢丝绳直径mm28电动机机型号YB280M—6功率kW55/75电压V380/660外形尺寸mm3485×1720×1672表7-2-5井下运输车辆主要技术特征表名称型号载重量/t外型尺寸长×宽×高轨距/mm轴距/mm自重/kg数量/辆矿车MG1.7-9B1.59007509741000材料车MLC5-95900600790200平板车MPC55900600780507.2.3带区运输能力验算（1）运煤能力验算对矿井年产量（AB=150万t/a），按各环节通过能力进行验算，AB应由必要的运输设备运输能力来保证，即：（7-1）式中：An——各运输环节运输能力，t/h；K——产量不均衡系数，取1.2；T——日工作时间，取16小时；η——运输设备正常工作系数，取0.8；则：通过验算，各运输环节的运输设备均满足要求。（2）带区辅助运输能力验算带区车场设计一次提升的矿车为8个。根据矿车连接器强度进行验算：（7-2）（7-3）式中:W——矿车与轨道间的摩擦系数；F——矿车运行阻力，N；g——重力加速度，m/s2；K——车轮与轨道间的滚动摩擦因数，K=0.5～0.6；u——车轮轴承的摩擦因数；d——车轮的轴径，mm；D——车轮直径，mm；Z——一次能提升的最大矿车数，个。因为8＜11，故一次提升8个矿车满足要求。7.3大巷运输设备选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用XK8-9/120-1A型蓄电池电机车牵引矿车进行辅助运输，在运输大巷内采用DX-1200/4×2000型带式输送机运输煤炭，其主要技术特征如下：表7-3-1XK8-9/120-1A型电机车主要技术特征表项目单位技术特征型号XK8-9/120-1A粘着质量t8轨距mm900最小曲率半径m7连接器距轨面高mm320；430固定轴距mm1100主动轮直径mm680机械传动装置传动比6.92外型尺寸mm4500×1360×1550制动方式机械牵引力小时制kN11.172长时制kN2.94速度小时制km/h6.8长时制km/h12.4最大km/h25牵引电动机型号ZQ—11B额定电压V120小时制功率kw11长时制功率kw4.3台数台2小时制电流A112长时制电流A44表7-3-2DX-1200/4×2000带式输送机主要技术特征表项目单位技术特征型号DX-1200/4×200输送能力t/h1400带速m/s3.15带宽mm1200适应倾角°±4电动机功率kW4×200型号YBKYS-2000转速r/min1478电压V660/11408矿井提升8.1矿井提升概述本矿井设计井型为1.2Mt/a，服务年限为100.2a。本矿井采用立井单水平加辅助水平开拓方式，水平标高为-650m，辅助水平-300m，矿井工作制度为“三八”制，两班采煤一班检修，每天净提升时间为16h，矿井设计年工作日为330天。主井井筒内布置一对16t多绳箕斗，用于煤炭提升，并兼进部分风，副井井筒内布置一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼；一个带平衡锤的加宽双层四车罐笼提升。8.2主井提升8.2.1箕斗矿井设计生产能力为1.2Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主井双箕斗提升至地面，装备16t侧卸式箕斗。具体参数见表8-2-1。表8-2-1箕斗技术参数项目单位数目备注型号-JDG16/150×4Y淮南煤机厂名义载重t16有效容积m317.6最大终端载荷kN600尾绳悬挂装置最大允许载荷kN300最大提升高度m1000箕斗自重t17.88.2.2提升机井筒装备地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKM-2.5/6（Ⅱ），由洛阳矿山机械厂生产提供，提升机主要特征见表8-2-2。表8-2-2多绳摩擦式提升机技术特征表项目单位数目备注型号JKM-2.5/6（Ⅱ）洛阳矿山机械厂主导轮直径m3.5导向轮直径m3纲丝绳最大静张力kN800最大静张力差kN230有导向轮直径m35数量条4间距mm250最大提升速度m/s148.2.3钢丝绳技术特征多绳摩擦提升机所用钢丝绳技术特征见表8-2-3：表8-2-3钢丝绳技术特征表项目单位数目型号绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳mm35钢丝中心2.6第一层2.5第二层大2.6小1.9钢丝绳总断面积mm2501.52参考重力N/100m4664钢丝绳公称抗拉强度N•mm-21550钢丝破断拉力总和（不小于）N702000安全系数—8.38.2.4提升能力验算矿井深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、运输造成很大不便。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降。而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少。单绳摩擦式提升机没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机。提升参数计算如下：（1）提升高度：H=HS+HZ+HX（8-1）式中：H——提升高度，m；HS——矿井深度，575m；HZ——装载高度，30m；HX——卸载高度，20m。H=575+30+20=825（m）（2）经济提升速度：Vm=0.4×H0.5（8-2）式中：Vm——经济提升速度，m/s。Vm=11.5（m/s）（3）一次提升循环估算时间：TX=Vm/a+H/Vm+t（8-3）式中：TX——一次提升循环估算时间，s；a——初估加速度，取0.8m/s2；t——装卸载时间，取30s。TX=11.5/0.8+575/11.5+30=94.4（s）（4）小时提升次数：Ns=3600/TX（8-4）式中：Ns——小时提升次数。Ns=3600/94.4=38（次）（5）小时提升量：As=An×c×cr/（Bn×Tv）（8-5）式中：As——小时提升量，t；An——设计年产量，1.2Mt/a；c——提升不均衡系数，1.3；cr——提升备用系数，1.3；Bn——年工作日，330d；Tv——日提升时间，16h。As=1.2×100000×1.3×1.3/（330×16）=384.5（t）（6）一次合理提升量：Q=As/（2×30）（8-6）式中：Q——一次合理提升量，t；2——两套提升设备。Q=480.11/（2×30）=6.4（t）表8-2-4提升参数提升高度/m提升速度/m·s-1一次提升时间/s每小时提升次数每小时提升量/t一次合理提升量/t57511.594.438384.56.4提升参数见表8-2-4，所选箕斗提升容量为16t，所以能够满足矿井生产的需要。8.3副井提升选择宽罐笼型号为GDG1.5/9/2/4K，窄罐笼型号为GDG1.5/9/2/4，采用落地式多绳摩擦提升机型号为JKM-2.25×4（II）A，罐笼、提升机和钢丝绳等具体参数如下：表8-2-5罐笼技术特征表罐笼型号GDG1.5/9/2/4KGDG1.5/9/2/4乘人面积/m215.211.6乘人数8464罐笼总载重/t14.6814.68罐体自重/t11.8810.93最大终端载荷/kN570570罐笼长和宽A×B/mm5290×16745290×1274钢罐道C/mm51005100组合钢罐道宽度/mm180180编制单位南京院表8-2-6主提升机特征使用井筒提升机形式型号最大张力/t功率/kW电力形式最大提速/m·s-1产地副井落地摩擦轮4×41721250交-交10德国表8-2-7副井提升钢丝绳参数主绳尾绳型号三角股镀锌8×4×19-178×28直径/mm42178×28单位重量/kg·m-17.515.05抗拉强度/N·mm-216701372每根绳总破断力/kN1289-根数42安全系数大件10.31-矸石物料11.63-人员14.92-9矿井通风及安全9.1矿井通风系统的选择9.1.1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）工业广场不得受通风机的噪音干扰；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，带区尽可能独立通风；9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.1.2矿井通风系统的确定1）通风方式选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-1-1。表9-1-1矿井不同通风方式特点通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多。通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。通风路线短，阻力小。缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。建井期限略长，有时初期投资稍大。建井期限略长，有时初期投资稍大。井筒数目多基建费用多。适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重。煤层走向较大（超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井。煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道。结合本矿的实际条件：井田地处平原，埋藏深度大，且南北走向较长（6.9Km），所以不适合用采用中央分列式和分区对角式。若采用中央并列式，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道，但随着带区逐步向两翼，通风阻力不断增大，后期通风困难；相对而言两翼对角式通风线路简单，且两翼风井均处在煤层氧化带附近，煤层埋深较浅，经济合理。本矿矿井考虑到井田范围广，煤层倾角较大，同时为了后期的安全生产，在本设计第四章开拓方案比较中已经考虑了全矿的通风方式，也作了详细的经济比较，按照开拓设计方案，确定本矿通风方式为：两翼对角式通风，风井具体位置见开拓平面图。2）通风方法通风方法一般根据煤层瓦斯含量高低，煤层埋藏深度和赋存状态，冲击层厚度，煤层自然发火性，小窑塌陷漏风情况、地形条件，以及开拓方式等综合考虑确定。通风方式分为压入式、抽出式、抽压混合式3类，其使用条件和优缺点分析见表9-1-2。表9-1-2通风方式分类通风方式适用条件及优缺点抽出式是当前通风方式的主要形式，适应性较广泛，尤其对高瓦斯矿井，更有利于对瓦斯的管理，也适用于矿井走向长，开采面积大的矿井优点：1．井下风流处于负压状态，当主要通风机因故障停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2．漏风量小，通风管理较简单；3．与压入式比较，不存在过度到下水平时期通风系统和风量变化的困难；缺点：当地面有小窑塌陷区并和采空区沟通时，抽出式会把小窑积存的有害气体抽到井下使有效风量减少。压入式低瓦斯矿的第一水平，矿井地面比较复杂，高差起伏，无法在高山上设置通风机。总回风巷无法连通或维护困难的条件下优缺点：压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压到地面；进风线路漏风大，管理困难；风阻大、风量调节困难；由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定困难；通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止转动时，风流压力降低，又可能使采空区瓦斯涌出量增加。抽压联合式可产生较大的通风压力，能适应大阻力矿井需要，但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用，只是个别用于老井延伸或改建的低瓦斯矿井。由于该矿井地处平原，井田内煤层赋存稳定，井田内瓦斯含量为0.07～3.38ml/g，-630m以上瓦斯含量均低于2ml/g，属低瓦斯矿井，为了便于管理，通风安全，减少漏风，所以选用抽出式矿井通风方法。采区通风系统的确定1）采煤工作面通风系统要求（1）回采工作面要独立通风。（2）风流稳定。在矿井通风系统中，回采工作面分支应尽量避免处在角联分支或复杂网络的内联分支上；当无法避免时，应有保证风流稳定的措施。（3）漏风少。应尽量减小回采工作面的内部及外部漏风，特别应避免从外部向回采工作面的漏风。（4）会才工作面的调风措施可靠。（5）保证风流畅通。2）采煤工作面通风系统分类采煤工作面通风方式按进、回风巷数目分类见表9-1-3:表9-1-3采煤工作面通风系统分类通风方式适应条件及优缺点U型通风方式一进一回，在我国使用比较普遍，其优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理，但上隅角瓦斯容易超限，工作面进、回风巷要提前掘进。此种通风方是对了解煤层赋存状况，掌握甲烷、火的发生、发展规律，较为有利。由于巷道均维护在煤体重，因而巷道的漏风率减少，适用于低瓦斯矿井Y型通风方式两进一回，在回采工作面的上、下端各设一条进风巷道，另外在采空区一侧设回风道。优点为：可以很好的解决工作面上隅角瓦斯超限问题，改善了工作环境，提高回收率。E型通风方式两进一回，下两天为进风巷，上面为回风巷。优点：使下回风平巷和下部工作面回风速度降低，抑制煤尘飞扬，降低采空区温度。但是容易引起工作面上隅角瓦斯超限。W型通风方式两进一回，或一进两回。优点：相邻工作面公用一个进或回风巷，减少了巷道的开掘和维护，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型通风方式一进一回，前期掘进巷道工程量小，风流比较稳定，采空区漏风介于U型后退和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3）采煤工作面通风系统选定因本工作面的瓦斯涌出量较低，不存在瓦斯突出问题，且本矿设计采用双巷布置沿空留巷技术，因此在工作面采用“E”型通风方式。可以有效的减少风速，抑制煤尘飞扬，降低采空区温度。9.2矿井风量计算9.2.1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。（1）容易时期的采煤方案开采北一采区16101工作面，布置综采一次采全高工作面；准备面16102；大巷向北五采区方向掘进。煤巷掘进头一个；岩石掘进头一个。（2）困难时期的采煤方案开采南六采区时，开采倒数第二个工作面，同时准备最后一个工作面时为通风最困难时期；此时，煤巷掘进头两个。通风容易时期和通风困难时期的通风系统立体示意图及网络图如图所示。图9-2-1通风容易时期通风系统立体图图9-2-2通风容易时期通风系统网络图图9-2-3通风困难时期通风系统立体图图9-2-4通风困难时期通风系统网络图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16煤层瓦斯绝对涌出量=14.68m3/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采煤工作面空气温度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<1515-1818-2020-2323-2626-28③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2202m3/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，=2202m3/min，可得：198m3/min≤≤3168m3/min由风速验算可知，=2202m3/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16煤层掘进面瓦斯绝对涌出量，=1.5，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：=825m3/min③按风速进行验算岩巷掘进工作面的风量应满足：≤≤煤巷、半煤岩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。则：岩巷掘进工作面的风量应满足：135≤≤3600煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：225≤≤3600由风速验算可知，=825m3/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=5.5m3/min，=1.2，可得；=133×5.5×1.2=877.8m3/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5922.27m3/min，通风困难时期为6871.02m3/min。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=2202×1.15=2532.3m3/min2）煤巷掘进工作面：掘进=825×1.15=948.75m3/min3）岩石大巷掘进面：Q掘=825×1.15=948.75m3/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=877.8×1.15=1009.47m3/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，采区进、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5922.2744.162.24<8符合井底车场轨道大巷4510.314.25.29<8符合采区下部甩车场4510.314.25.29<8符合北一采区轨道上山4510.314.25.29<8符合采区中部车场2532.314.22.97<8符合采区运料回风平巷2532.3152.81<6符合综采工作面220213.22.78<4符合采区回风平巷2532.3152.81<6符合北一采区运输上山2532.3152.81<6符合回风石门5922.2715.76.29<8符合东翼风井5922.2744.162.24<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→北翼轨道大巷→北一采区下部甩车场→轨道上山→北一采区回风材料平巷→采煤工作面→北一采区回风平巷→北一采区上部车场→运输上山→回风石门→北翼风井→地面通风困难时期的最大阻力路线：地面→副井→井底车场→南翼轨道大巷→南六采区进风行人斜巷→南六采区轨道下山→南六采区轨道回风平巷→采煤工作面→南六采区回风巷→采区绕道式车场→南六采区运输下山→南翼运输大巷→南四采区运输上山→南二采区运输上山→回风石门→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——巷道周长，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40090644.1623.555922.2796.5782.242井底车场轨道大巷锚喷6027814.214.44510.347.4035.293北翼轨道大巷锚喷6063014.214.44510.3107.4235.294北一采区下部车场锚喷68154.114.214.44510.329.7795.295轨道上山锚喷95138.614.214.42532.311.7952.976采区中部车场锚喷9566.315162532.35.3192.819采区运料通风平巷锚喷95140014.214.42532.311.7952.8111综采工作面液压支架33021013.216220264.9332.7812采区回风平巷锚喷80137415162532.392.8222.8113采区回风石门锚喷80257515.715.15922.27783.1036.2914风井混凝土喷浆3021444.1623.555922.277.3392.24通风阻力总计/Pa1354.554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40090644.1623.556871.02130.0002.592南翼轨道大巷锚喷6027814.214.45459.0569.4426.413井底车场轨道大巷锚喷6052614.214.45459.05131.3916.414南六采区车场锚喷6096114.214.45459.05240.0516.415南六采区轨道下山锚喷6820014.214.45459.0556.6206.416采区下部车场锚喷9515014.214.42532.312.7662.979采区运料回风平巷锚喷953015162532.32.4072.8111综采工作面液压支架33021013.216220264.9332.7812采区回风平巷锚喷95150215162532.3120.4952.8113南六采区运输下山锚喷80148015162532.399.9832.8114南翼运输大巷锚喷8099615.715.15459.05257.3715.8015南二南四采区运输上山锚喷80287815.715.16871.021178.1457.2916南翼回风石门锚喷8099615.715.15459.05257.3715.8017风井混凝土喷浆3091844.1623.556871.029.8792.59通风阻力总计/Pa2373.481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/=3.2m2困难时期:总风阻为：总等积孔：=1.1917/=2.8m2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/0.140.18等积孔/m23.22.8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=689m风井深度：Z风井=218m高差：Z高差=689-218=471m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=1.28×9.8×689+1.26×9.8×471-1.24×9.8×218=61.52Pa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=1.20×9.8×906+1.22×9.8×12-1.24×9.8×918=-357.5Pa冬季自然风压有利于矿井通风，压力为61.52Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为-357.5Pa。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：=1354.55-61.52+50=1389.03Pa（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：=2373.48＋357.5＋50=2780.98Pa（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：=1.05×5922.27/60=103.6m3/s困难时期：=1.05×6871.02/60=120.2m3/s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-8103.61389.030.129120.22780.980.1929.4.4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东西两翼风机为：FBCDZ-8-NO.24B型的对旋式轴流风机。根据FBCDZ-8-NO.24B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时期叶片安装角/°转速/r·min-1风压/Pa风量/m3·s-1效率/%输入功率/kWFBCDZ-8-NO.24B容易43/3574014861070.74216困难55/4774029101230.804439.4.5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/=216/443=0.49﹤0.6，故通风容易时期和困难时期需要选用不同的电动机。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：=216×1.15/0.90=276kW困难时期：=443×1.15/0.90=566.1kW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电动机参数时期型号功率/kW电压/V电流/A转速/rpm效率/%功率因数容易JR157-8320600036.573590.50.83困难JR1512-857060006873592.50.859.5安全灾害的预防措施9.5.1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。9.5.2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。9.5.3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43可采煤层总厚度m11.64煤层倾角°15～30（平均18°）5（1）矿井工业储量Mt367.7（2）矿井可采储量Mt225.46（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班2.57（1）矿井年生产能力Mt/a1.2（2）矿井日生产能力t/d5187.28矿井服务年限a100.29矿井第一水平服务年限a100.210井田走向长度m6900井田倾斜长度m340011瓦斯等级—低瓦斯相对涌出量m3/t3.3412（1）矿井正常涌水量m3/h464（2）矿井最大涌水量m3/h72113通风方式—两翼对角式14开拓方式—立井单水平辅助水平15一水平标高m-63016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m210（2）工作面推进度m/月132（3）工作面坑木消耗量m3/千t0.6

专题部分煤矿冲击矿压及防治措施摘要：冲击矿压作为煤岩动力灾害之一，越来越受到煤矿行业的关注，尤其是随着各个矿井开采深度的增加，冲击矿压现象更是屡见不鲜。对于冲击矿压的监测我们有很多方法，如钻卸法、微震监测技术、声发射技术、电磁辐射技术等等。由于冲击矿压具有突然性、瞬时性、破坏性的特征，对于冲击矿压的发生机理仍没有一个统一的认识，本文从冲击矿压的特征，发生条件以及影响冲击矿压的因素出发，研究了冲击矿压发生机理以及各种防治技术，并提出了自己的理解。关键词：冲击矿压；控制技术；监测；防治；1问题的提出由于发生冲击矿压的时间、地点、区域、震源等的随机性、复杂多样性和突发性，使得冲击矿压的监测和控制工作变得极为困难和复杂。冲击矿压的防治是世界范围内地下煤矿开采普遍存在的难题，也是我国矿山亟待解决的重大课题。因此，研究冲击矿压的监测与控制是煤矿安全、经济开采的前提，也是采矿工作者必须面对和应该解决的问题。冲击矿压作为煤岩动力灾害，有记载的第一次发生于1738年英国南史塔福煤田。200多年来。其危害几乎追布世界各采矿国家。英国、德国、南非、波半、的苏联、捷克、加拿大、日本、法国以及中国等20多个国家和地区都记录有冲击矿压现象。我国煤矿冲击矿压灾害极为严重。我国最早自1933年抚顺胜利矿发生冲击矿压以来，先后在北京、辽源、通化、阜新、北票、枣庄、大同、开滦、天府、南桐、徐州、大屯等矿务局部相继发生过冲击矿压现象。目前，我国有近60对矿井累计发生过4000多次冲击矿压，造成数以百计的人负伤，巷道破坏达30多公里。由于冲击矿压有如此巨大的破坏力，造成这么大的经济损失，因此如何预测和防治冲击矿压以及认清冲击矿压发生机理对减轻冲击矿压的破坏具有非常重要的作用。2国内外冲击矿压现状2.1国外现状冲击矿压是世界采矿业面临的共同问题。1738年英国在世界上首先报道了冲击矿压现象。之后，前苏联、南非、德国、波兰、美国、加拿大、日本、法国、印度、捷克、匈牙利、保加利亚、典地利、新西兰和安哥拉等都记录了冲击矿压。目前，有包括我国在内的20多个国家和地区都有冲击矿压．这一事实表明，世界上几乎所有采矿国家都不同程度地受到冲击矿压的威胁。煤矿冲击矿压灾害最严重而且防治工作最有成效的国家是前苏联、波兰和德国。2.1.1前苏联前苏联的冲击矿压最早于1947年发生在吉谢罗夫矿区。此后共有9个矿区出现了冲击矿压问题。发生冲击矿压的一般条件是：初始深度为400-1860m．煤0.5-20m．在各种倾角、各个煤种(包括褐煤)中都记录到冲击矿压现象、多数情况下顶板为坚硬砂岩，也有一些煤田是破碎顶板。开采技术条件涉及到刀柱式或长壁式等开采方法；充填或垮路等顶板管理方法；整层或分层开采情况。自1951年起，全苏地质力学及矿山测量研究院以及其他研究单位和高等院校等几十个单位配合国家技术监察部门与生产单位一起着手解决煤矿的冲击矿压问题。经过25年的努力，基本上形成了一整套防治冲击矿压的组织管理系统，并制定了有关技术规程，发展并逐步完善了一整套行之有效的防治措施和预报方法，取得了良好效果，冲击次数大为减少。1955-l977年冲击危险矿井数出8个增至36个、而年冲击次数则由83次降至7次。1980年以后又降至5—6次。在前苏联金属矿，冲击矿压的频度比煤矿要小得多，其主要形式为岩石弹射、震动和微冲击。开始出现的深度为川300-700m，主要岩石种类为辉绿岩、正长岩、花岗岩、凝灰岩以及铁矿石、铝土矿石、铜矿石、钾盐矿石等，平均单向抗压强度100—250MPa，最低25—30MPa。前苏联金属矿防治冲击矿压的基本措施原则上同煤矿的没有差别。2.1.2波兰波兰有三个井工矿开采煤田：上西里西亚、下西里西亚和鲁布林。产量的98％来自上西里西亚煤田。该煤田中煤的强度为10—35MPa．煤层厚0.5—20m(一般1.5—3．5m)，倾角0-45(一般5—15)．平均采深600m．顶板大都为坚硬砂岩。长壁工作面产量占99％，其中70％为垮落法开采。其余为水砂充填。工作面平均长150m，日产1300-1400t商品煤。机械化程度96.2％，其中综采站83.7％。冲击矿压是波兰煤矿重大灾害之一，最早记载于1958午。目前开采的400号、500号、600号、700号和800号煤层组中45％以上的煤层有冲击矿压倾向，其中500号煤层组最为严重。开始发生冲击矿压灾害的平均采深约为400m，随着采深的增加，冲击矿压危险越来越严重。冲击矿压强度一般为105-109J，最大是波兰很重视冲击矿压问题．早在20世纪60年代初期就着手大力开展科学研究和防治工作。煤层的冲击倾向实验室测定和井下测定是波兰学者首先倡导并大力发展的。此外，在将岩体声学以及地震法用于矿山冲击危险探测和监测方面，居世界领先地位。由于采取综合防治措施，保证了安全，促进了生产。2.1.3德国鲁尔矿区是德国的主要产煤区，也是发生冲击矿压的主要矿区。1910-1978年间共记载了危害性冲击矿压283次，有冲击倾向或危险的煤层20余个，其中底克班克、阳光和依达煤层具有最强的冲击倾向，其抗压强度l0-20MPa，煤种为长焰煤、气煤和肥煤等。冲击矿压发生深度590—1100m，其中850-1000m冲击矿压数占75%左右，最大抛出量2000m3。发生冲击矿压的煤厚为1-6m，其中主要为1.5-2m，倾角4-44°。在德国，产生冲击矿压的煤层顶板绝大部分是5—40m较厚的砂岩或其他坚硬岩层，因而，认为砂岩顶板是冲击矿压危险煤层的主要标志。德国是防治冲击矿压较有成效的国家，其主要的工作点在于实用。由德国所发展的钻孔卸载法、钻屑法以及其他方法在国际上享有较高声誉。2.2国内现状我国最早记录的冲击矿压现象于1933年发生在抚顺胜利煤矿，当时的开采深度为200m左右。从1949年以来．已发生破坏性冲击矿压4000多次，震级Ml＝0.5-3.8级，造成大量巷迫破坏和惨重的人员伤亡，近年来．我国一些金属矿山、水电与铁路隧道工程也出现了岩爆现象。我国煤矿发生冲击矿压有如下特征：(1)突然性。冲击矿压发生前没有明显的征兆．突然、猛烈。(2)多样性。煤层冲击、顶板冲击、底板冲击等两三种冲击的组合。(3)破坏性。片帮和煤炭抛出，顶板突然下沉、底鼓、破坏巷道支护，造成人员伤亡等。(4)在各种采矿和地质条件下均发生过冲击矿压。除了褐煤煤层外．我国煤矿的其他各种煤层均发生过冲击矿压．而且采深从200—1000m，煤层厚度从薄到厚。煤层倾角从缓到急