级设计采矿08-5说明书

矿区概 矿区地理位 矿区气候条 井田地质特 煤系地 水文地质特 煤层特 可采煤 煤的特 井田境 矿井地质储 矿井地质储量计 矿井可采储 工业广场煤 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 井田开拓的基本问 井筒形式的确 井筒位置的确定采（带）区划 工业场地的位 开采水平的确 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 采区位 采区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 采区巷道布置及生产系 采区范围及区段划 煤柱尺寸的确 采煤方法及首采工作面工作面长度的确 确定采区各种巷道的尺寸、支护方 采区巷道的联络方 采区顺 采区生产系 采区内巷道掘进方 采区生产能力及采出 采区车场选型设 采煤工艺方 采区煤层特征及地质条 确定采煤工艺方 回采工作面参 回采工艺及工作面设备选 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 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 概 井下设计的原始条件与数 距离和货载 井下系 采区设备选 设备选型原 采区设备的选型及能力验 大巷设备选 运煤设 辅助设备选 矿井提升概 主副井提 主井提 副井提 矿井地质、开拓、开采概 矿井地质概 开拓方 开采方 变电所、充电硐室、 工作制、人 矿井通风系统的确 矿井通风系统的基本要 矿井通风方式的选 矿井通风方法的选 采区通风系统的要 工作面通风方式的确 回采工作面进回风巷道的布 矿井风量计 矿井风量计算方法概 回采工作面风量计 掘进工作面风量计 硐室需要风量的计 其他巷道所需风 矿井总风量计 风量分 矿井通风阻 确定矿井通风容易时期和时 矿井通风容易时期和时期的最路 矿井通风阻力计 矿井通风总阻 矿井总风阻及总等积 矿井通风设备选 通风机选择的基本原 通风机风压的确 电动机选 矿井主要通风设备的要 对反风装置及风硐的要 特殊的预防措 预防瓦斯和煤尘的措 预防井下火灾的措 防水措 长壁综采工作面矸石充填工作原理简 长壁普采或采矸石充填工作原理简 长壁工作面采空区矸石充填效果分 矸石充填体的有效充填厚 长壁工作面矸石充填的等效采 长壁综采工作面矸石充填开采覆岩破坏高度控制效果分 长壁综采工作面矸石充填开采地表沉陷控制效果分 结 充填比的确 工作面充填开采的数值模 数值模型的建立及参数确 结 充填系 充填效果分 结 致 围：东起双堆断层，西至南坪断层，南以27勘探线和F22断层为界，北至32煤层-1200m积为74.15km2。西与濉阜线沟通。合徐高速公路从勘查区东北部穿过，交通十分便利。见图1.1。本区属季风暖温带半湿润性气候，年平均降水量850mm520mm，雨量多集中在七、八两个月；年平均气温14～15℃，最高气温40.2℃,1-1奥陶系上统太原组本区未完全，361孔厚度115m，为灰岩、碎屑岩和薄煤层组成。据邻区祁二叠系下统山西组底界为太原组一灰之顶，顶界为骆驼钵砂岩之底，厚度为88.50～145.50m，平均111.20m。岩性组合为砂岩、砂泥岩互层、粉砂岩、泥岩和煤层，含10、 上段10煤层以上，以浅灰～灰白色细～中粒砂岩、粉砂岩为主夹泥岩。近10煤层常下统下石盒子组底界为骆驼钵砂岩之底，顶界为K3砂岩之底，厚224.00～306.50m煤层。上部砂岩较发育，中下部煤层发育，为二叠系主要含煤段。4煤上泥岩具少量紫斑，4、5煤附近泥岩常含菱铁鲕粒和结核。7、8煤组间砂岩水平层理发育，底部铝质泥上统上石盒子组底界为K3砂岩之底，顶界为平顶山砂岩之底，厚约900余米，区内厚度890m，上部1煤至平顶山砂岩无系统。岩性组合为杂色泥岩、粉砂岩、砂岩和煤由上而下杂色渐少。底部K3砂岩是良好的标志层。与下伏下石盒子组整合接触。上统石千峰组区内未，据邻区资料，厚度大于200m,岩性为一套砖红色、紫红色砂岩，下第三系主要分布在本区西部及，厚度300.26m。其岩性以紫红色砂砾岩和粉砂岩2～3层粉砂或细砂、粘土质砂，可塑性强，具膨胀性，少数泥灰岩具溶蚀现象。下段：两极厚度42.30～98.35m，平均厚78.96m，岩性以浅棕红、棕褐色及灰绿色泥质多。在顶部夹有1～2层细砂岩（盘）。上段：两极厚度10.00～29.25m，平均17.88m，岩性由灰黄色、棕红色及灰绿色的粘土或砂质粘土为主，间夹1～3层薄层透镜状粉砂、细砂等，粘土可塑性强，分布稳11.50～26.20m19.12m，岩性以灰黄色、棕黄色细砂、粉砂及粘土质砂为主，夹1～2层粘土或砂质粘土，含有铁锰质及钙质结核。质粘土组成，夹1～2层粉砂或粘土质砂，一般含较多钙质及铁锰质结核。全新统：两极厚度为28.20～37.65m，平均厚度32.74m，岩性主要为灰黄色、黄褐2～30.50m3～5m处富含砂礓结核，底部普遍发育有一层1～2m的砂质粘土，富含大量有机质，并保存有大量蚌、螺化石及碎片，并含有钙质结该区新生界松散层的沉积厚度受古地形控制，厚度变化大，除少数基岩露区外，石炭系太原组和奥陶系两个石灰岩岩溶裂隙含水层（段）水层（段），其主要水文地质特征见表6.1。a)新生界松散层隔水层（组成，厚度10～158m，分布稳定，粘土塑性指数为19～38，隔水性能较好，尤其是第三（组），21～38，膨胀量近中等中等弱～7-8弱～强b）（段利用水动力学法预算矿井正常涌水量为450m3/h；比拟法预算矿井正常涌水量为434m3/h，最大涌水量为885m3/h。矿井涌水量计算和参数选择合理，两种方法预32煤层：位于上石盒子组下部，上与2号煤层平均间距116.5m，煤层厚为全区可采的较稳定的主要可采煤层。煤层结构较复杂,具夹矸,116个可采见煤点中夹矸49个点，229个点，316个点。夹矸以泥岩和炭质泥岩为主,9个，在井田F17断层以东深部、、、孔等处形成不可采区。岩浆侵入点3291个，在井田F22断层以东浅部，F22～F30断层间中42.44km224.69km258.2%，区内煤层大部可采，为较稳定煤层(见图4.6)。煤层结构简单，少数点有一层夹矸，岩性为炭质泥岩，顶板为细本区煤类总体以气煤、1/3焦煤为主，又有少量的不粘煤、贫煤、焦煤、弱粘煤。平均(点数平均(点数平均(点数平均(点数平均(点数平均(点数平均(点数平均(点数Y原煤水分灰分18.37～28.89%之间，53煤层较高，10煤浮煤挥发分27.91～38.60%32煤层较高，各可采煤层原煤挥发分平均值在26.92～38.86%之间。除72煤因受岩浆岩侵入影响较全硫（St.d）：0.37～1.05%之间，通过与各煤层干燥基发热量换算后所得的原煤干燥基全硫平均值在0.37～1.03%之间，32煤属中硫煤，82煤为低硫煤，其余煤层均属特低硫煤。32煤层硫分相比其它煤层略有偏高，从各煤层硫分分布频率直方图中可看出：32煤层以中硫煤为主，次为低硫煤，少量中高硫煤和特低硫煤；51煤层以特低硫煤为主，少量低硫煤和中高硫煤，52、82煤层以特低硫煤为主，少量低硫、中硫和中高硫煤，、、、煤层以特低硫煤为主，少区内各可采煤层原煤干燥基弹发热量平均值在23.88～28.67MJ/Kg之间，由原煤干燥基弹筒发热量求出各煤层原煤干燥基发热量，其平均值在23.81～28.66MJ/Kg之间，、、、、煤层为中热值煤，72、82、10煤层为高热值煤。粘结指数（GR.I）：47.0～82.1之间，62、72煤层属中粘-600m以浅含量较低，而-600m以深瓦斯含量相对较高，且在F22断层与F17断层之间的F22以西局部块段具有富集的可能。因此在开采中应予以充分重视，特别是在表1-3煤尘性试验成果岩粉量有有有有有有有有有有有有有有有有大可达90%,因此本区各可采煤层均有煤尘性。1.4从表中可看出，各煤层自燃倾向等级为：32、51煤层为不自燃～很易自燃，52、10煤层为不自燃，53煤层为不易自燃～易自燃，62煤层为不自燃～很易自燃，72、82煤层为不自燃～易自燃。燃 燃点356785951-596.36%24.79m3/t·燃（32煤）。瓦斯含量随着煤层埋深的增加，其瓦斯含量有逐渐增大的趋势，煤层埋深-600m水平以上瓦斯平均含量均小于2.5m3/t·燃，而-600m水平以下瓦斯含量较高。围：东起双堆断层，西至南坪断层，南以27勘探线和F22断层为界，北至32煤层-1200m积为74.15km2。厚度为0.70m，原煤灰分≤40%；依据过函（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》内容要求：新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量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；32#煤、82#煤。由于矿井井田形状规整，本区矿井储量采用网格法，将井田分为A、B、C三个块段（根据等高线疏密程度划分面积小块）具体分块情况见图2-3-1井田地质储量计算面积划分示意图，根据每个面积小块的等高线水平间距和高差计算出面积小块的煤层倾角，用CAD命令计算面积小块的水平面积，由此可计算得出每个2-1γ煤层的容重，1.4——倾角面积煤层厚度储量核算ABCZgZ111bZ122bZ2M11Z2M22Zg——矿井工业资源/Z2m2——k——0.7~0.9kZ2m11Zz*60%*3039.78（Mt）Z2m22Zz*30%*3019.89（Mt）Z333kZz*10%*k17.68（Mt）Zs(ZgZs(ZgP1Zk(ZkP2

224.03（Mt）P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的C——75%80%则：Zk(ZkP2)C(224.0 0.8-1.1平方公顷/10150万吨/年，300m×600m10度，工业广场的中心处在井田的，倾向偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-500m，该处表土层厚度90m-120m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按（240фδγβ2-2天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用―三八制‖作业，两班生产，一班检修。3.2m，煤层平均倾角10~15°，煤层倾角不大，易于发挥工作面生产能力。煤炭市场需求量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，确定本矿井设计生产能力为1.5Mt/a。T——ZK——矿井可采储量，186.62A——K——第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.5。=按矿井的实际煤层开采能力，能力，储量条件及安全条件因素对井型进行井田内32煤层为首采煤层，煤厚3.2m矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井单水平开拓。井下煤炭采用钢丝绳芯胶带输送机，工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，连续、能力大，自动化程度高，机动灵活；井下矸石、材料和设备采用轨道，-600————务年限不宜小于50a，第一开采水平设计服务年限不宜小于30a。 ，设计生产能力为1.5Mt/a，矿井服务年限为82.9a，符井田开拓是指在井田范围内，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。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。本井田瓦斯及涌水比较小,100～500m3/h,量较低均小于2.5m3/t，而-600m以深瓦斯含量相对较高。23m左右。井田内最大地表水体是浍河，它最复杂。具体见表4-1。本矿井煤层倾角小，平均7.13°，为近水平煤层；表土层厚约90~120m4-1力大、管线长度地质条件简等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面井筒施工技术复杂，设备多，要求对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常。因此，井筒位置的确定原沿井田的有利位当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田的井下工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥一个风井，共计三个井筒。区，不受崖崩滑坡和洪水的；工业场地的形状和面积：根据表2-3工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的18公顷，形状为矩形。根据制图规范1：5000300m*600m绘制。在-240m~-750m之间，根据《煤炭工业设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高

4-1期基建费用加大；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，通风条件优化，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。故两方案中暂取方案一。详见表4-2。 费总百分数百分数费总百分数百分数致岩石掘进量高，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。有利于提高煤炭采短。但后期的费用较高；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。经济比较结果，汇总于表4-3、表4-4、表4-5中。主、辅大巷断面大小不同，大巷费用按平均费用估算4-3 主石门4-4项 小小总4-5百分率百分率由对比结果可知，方案一比方案三的总费用少10%位于井田工业场地之中，担负矿井1.5Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备多16t6.5m33.18置如图4-2。位于井田工业场地之中，与主井东西相距约45m，担负全矿的材料、人员、设1t1t矿车双层四7.2m40.71m2500mm（表土段壁厚1400mm）。井筒断面布置如图4-3。风井位于矿井上边界保护煤柱内，均采用圆形断面，井筒净直径4.5m，净4-10。布置一条大巷，一条轨道大巷均布置在煤层底板中，大巷水平间距30m，共两条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于井田，沿布置，坡度控制在3‰以内。、轨道大巷均为锚喷支护半圆拱断面，局部锚索组合梁支护，喷射厚度120mm。大巷掘进宽度为4440mm，高为3820mm，设计掘进断面14.8大巷和轨道大巷断面特征如图4-5和图4-6。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要求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。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1.520个车厢，采故取调车线长度为70m。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、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机头硐室，联络巷、箕斗装载硐室等。Q0=885×8=7080（m3）根据水仓的布置要求,水仓的容量为QS式中 S—水仓有效断面积，10L—水仓长度，720.61m>

4-24-6 1.56.5 53033.1844.1844.18

4-34-7 1.57.2 52540.1766.4778.54 图4-4胶带大4-8 净净 图4-5轨道大4-9断面 净净进式排间1 4-7般见煤点的厚度均在3m以上。可采系数达99.9%。为全区可采的较稳定的主要可采煤均倾角12°。煤的容重1.40t/m3。岩粉量最大可达90%,本采区煤尘具性；煤层有自燃发火倾向。利用水动力学法预算矿井正常涌水量为450m3/h；比拟法预算矿井正常涌水量为434m3/h，最大涌水量为885m3/h。矿井涌水量计算和参数选择合理，两种方法预穿整个井田的正断层。落差在50～350m，倾角为60～75°。15m保护煤柱，东部边界留设30m保护煤柱。胶带机大巷、轨道大巷布置在煤层底板岩层中，水平间距32m，两侧留有30m的保护煤柱。各区段巷道采巷掘进方法，平巷和轨道平巷间留15m宽的煤柱。首采区煤层平均厚度为3.2m，倾角12.6°，属缓倾斜煤层。采用综采长壁采煤法，一次采全高。首采工作面宽220m，长1680m。区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助和通风需要，确定区段平巷尺寸（宽×高）5000mm×3500mm，区段回风平巷尺寸（宽×高）5000mm×3500由于矿井采用并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置二条大巷，轨道大巷承担进风和辅助任务，大巷承担着煤炭和回风任务。大巷连接上采区单翼布置，沿下山放下顺序开采。采区内工作面的布置如图5.2.3，顺序见5.2.1。采用后退式开采，通风方式采用U型通风方式。这种通风方式具有系统简单，采区内所有工作面平巷均沿底板掘进，采用综合机械化掘进，选用EL-90型掘进型）带式输送机、JD11-4调度绞车、JBT-52-2局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设表5-1工作面顺123456根据一矿一面的要求，布置一个工作面即可满足矿井产量要求。工作制度采用―三八‖0.8m，往返一次割两刀，即一个循环，每天两个循环。度。双向割煤，每年生产330天。 A——工作面生产能力，1.47Mt/a。失，其中包括工作面回采落煤损失、区段煤柱损失，还有其它不可预知的煤炭资源P1 20]1.4P2 .4117.1万3PP'i24.30.281.1170.086(10.85)3.42(MP—工作面落煤损失中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采采区采出率为0.802，符合规定。 1.86m，浅灰～垂直裂隙发育。基本顶为细～中砂岩，平均厚21.17m，浅灰～灰白色，中～细～3.5m，灰~深灰色中厚层状。基本底为砂岩，平均厚度6.60m，浅灰～灰白色，中厚层状细～中粒砂岩。采区正常涌水量为190m3/h，最大涌水量为210m3/h。结合矿井实际条件，煤层为中厚煤层，平均厚度3.2且赋存稳定，目前采煤机可以实优点：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220m1680m3.2m，工作面割煤高度为3.2m。工作面布置三条平巷断面均为5.0m宽，3.0m高。采巷掘进的方法,平巷和轨道平巷之间留设15米的保护煤柱护巷。工作面配套设备见表6-1。6-1123 A6-1 f—能力富裕系数，取1.4；K—采煤机开机率，取0.6。

B—采煤机截深，取0.8m； Hw—比能耗，一般0.6~0.7，取0.65。滚筒直径一般按最大采高的0.6倍来选择，并且滚筒直径应符合标准系列。根据最大采高为3.2m，滚筒直径为应为1.92m，故选标准滚筒直径2.0m。6-2mmmV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，并留有一定的备用能力；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；机长度与工作 Kc—采煤机割煤速度不均衡系数，取1.2；Kv—采煤机与刮板输送机相同方向运动时的修正系数，取1.05。综上所述，工作面刮板输送机可选择SGZ800/800型刮板输送机，其设计长度为其主要技术特征见表6-3。mV回采工作面的支护采用支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，选用ZZ4000/18/38型支撑掩护式支架及其相配套的端头支架。工作面机头、机尾分别布置端头架3架，中间架146架，共计149架。放顶煤支架技术特征见表表6-4支架主要技术特号mmm°mT hmax、hmin—煤层最大、最小采高，取3.2m；S2—顶板最大下沉量，取200mm；b—浮煤厚度，取50mm。板主要为2类，底板主要为II~III类。 -P＝0.535MPa≤0.7×80%=0.56MPa，经演算，P80%，所对于老顶来压工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作阻力的难于。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；能适应工作面倾角变化。因此本设计端头支护采用ZT7500/18/36型端头支架，其技术特征见表6-5mmmt用规格柱帽。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。③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、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，④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，发现安全隐患及时处理；工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收，备品备件码放必须放在工作面70m以外。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mm1m200mm），无马棚、顶底板平直，如无特殊需要，每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350～550mm之间；移架过底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段出现弯曲。若推移刮板输送机时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。50m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意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。②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梁头够高，抬板梁时必须手拖住8m2而不垮落，必须将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，对于为一次采全高，设计采高为3.2m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10m随巷道顶底板平缓过渡。循环进尺0.8m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原循环方式为生产班每班进3个循环，检修班进一个循环，日进6个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备表见表6-6。6-633392226222611机泵站339334220331113机动人3339矿上实际数据取为160.0元/t。工作面主要技术经济指标见表6-76-71m2m3°4m89mt个6tm1%元工作面生产能力为1.5Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，区段平巷布置胶带输送机，运煤兼进风，区段回风平巷布置轨道，辅助兼区段巷道断面均为5.0m宽，3.5m高。采用胶带输送机运煤，矿车辅助，皮带平巷布置1200mm宽的皮带运煤，平巷布置排水管路和动力电缆。3.65m，设计掘进断面为和18.55m2，净断面为17.5m2。区段平巷和区段回风平巷支护断面图如图6.2.1和6.2.2。锚杆形式和规格：杆体为左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.4mm型号为Ф16-4800-100-6。30°角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号50×50mm、5.5×1.1m。250mm图6-2区段平巷断面锚索：单根钢绞线，Ф22mm，长度为6.8.m，加长锚固。锚索矩形布置，每排Ф20mm2.4m，杆尾螺纹为M22，规格型号为Ф20-M22-2400。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度690mm。120×120×6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为网片规格：平巷煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮,规格型号：50×50mm、3.0×1.1m；6-3井下根据钱营孜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蓄电池式电机车牵引1.5t固定车厢式矿车设备和材料；工作面辅助采用无极绳绞车高效工作；大巷和工作面煤炭采用胶带机连续不间断。针对首采区北表7-1井下设计的原始条件与数123h4d5m6°789低作面到井底车场的最大运距为2795m。首采带区布置一个采煤工作面、两个掘进工作面即可保产，综采工作面日产量4404.96t，掘进面日产量734.16t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力运煤：由于矿井井型大，需系统有较大的能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜近水平煤层，且距离较远，故区段平巷、大巷采用带式输送机运煤，矿车选用MG1.9-9B型1.5吨固定箱式矿车，工作面辅助采用无极绳绞车牵引1.5t固定箱式矿车、5t材料车、1.5t平板车材料及设备。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，要采根据采区设备配套原则以及本矿的实际情况，选择区段平巷配套设备如下：SZB-830/180PCM132SSJ1200/3×200M带式输送机带式输7-27-37-4表7-2机技术特征项单型mVmm°长宽高7-3项单型t 单 mV 针对这种情况，并结合本矿实际，本设计采用常州科研试制研制的SQ系列无极绳连续牵引车。SQ系列无极绳连续牵引车是以钢丝绳牵引的煤矿辅助系统，下工作面顺槽、采区上下山及集中轨道巷，直接利用井下现有轨道系统，实现不经的连续直达。适用于长距离、大倾角、多变坡、大吨位工况条件的普通轨道，主要解决工作面材料及设备，尤其是支架整体。V°t为了保证矿井的生产能力，并且使井下系统有较高的连续性和较高的可靠性，胶带大巷选用胶带输送机运煤。本设计中，胶带大巷内选用DX-1200/4×2000型带式输送机，其主要参数见表7-6。项型带°V蓄电池电机车牵引矿车进行辅助。井下所用各种设备具体参数见表7-7和表7-8。 项型号t8轨距m7最大型号V台2AA表7-8井下车辆主要技术特征型载重量55本矿井设计井型为1.Mt/a，服务年限为82.a水平标高为520m。矿井工作制度为三八制，两班采煤，一班检修，采煤班每班割煤三16h330d。主井井筒净直径为6.5m，净断面积为33.18m2，井深520m7.2m40.71m2515m16t侧卸式箕斗提升煤炭：副井1t1t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤8-1 型-厂tｍt 型号—ｍｍ3ｍ数量条4间距ｍ矿井设计生产能力为1.5Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主井双箕斗提升至地面，8-3 型号—中心大小N—煤经过井底煤仓的缓冲，主井提升可以满足瞬时最大出煤的任务。根据矿井掘出矸石量为56t/h，同时下井的最多人数为70。选择罐笼型号为GDG1/6/4KJKM-2.25×4（Ⅱ）A，钢丝绳等具体参数如8-4 型号——型号—车数辆4人t根2数量根4直径8-5 型号—ｍｍｍ数量条4间距ｍ8-6 型号—钢丝—8-7 型—NN总N井田位于淮北平原中部，区内地势平坦，地面标高，一般在+0m左右，地势大致呈33°32′30″27F22断层为界，北至32煤层-1200m等高线地面投影线。在井田范围内，3212°。煤层埋深-600m水平以上瓦斯平均含量均小于2.5m3/t·燃；该采区属于低瓦斯采区；岩粉量最大可达井田开拓采用立井单水平开拓上下山开采，水平标高-520m矿井布置一个综采工作面，工作面长度220m。综采工作面日生产能力为4404t/d，每日推进度为4.8m。为了保证工作面的正常，在一个综采面生产的同时布置两个独井下大巷采用矿车辅助，工作面平巷无极绳绞车。井底车场设变电所、充电硐室。采区内设采区变电所。岩巷掘进所需由井底车场库提供，各硐室均需260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。9-1风路较长，风阻较稍大，后期费用大大煤层倾角大、埋藏深，但长度并不井降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。比较，漏风较大。小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回把小窑塌陷区的有害气在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是新旧水上行风须把引导到最低水平，然后上行，路线长，被地温加热程度大，且设备发热量也加入，故工作面温度高；甚至反风，导致瓦斯浓度上升，故下行风在起火地点瓦斯的可能性比上行风U型、Y型、W型、ZU型应用最为广―U‖型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽在煤体中，系统简单，漏风量小。但线路长，变化大，工作面隅角易积聚瓦斯。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‖型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽同时进风，可以稀释回中的瓦斯，防止工作面隅角积聚瓦斯，改善了回风巷的气象条件。但需要边界准备回风上山，增加了巷道掘进、费用。Z型通风系统，工作面采用前进式或沿倾斜方向回采。回风巷在煤体前方，须预先掘进，上、下顺槽同时进风，在相同风速下，风量可增大一倍；但进风巷在采空区内，密封不好，漏风量大。W‖型通风系统，工作面采用后退式回采。进、回风巷均在煤体中，工作面通根据以上的对比并结合本矿井的实际，工作面采用U‖型通风方式，并采用―一进一回‖的方式，即，工作面两侧分别布置一条平巷。其中阶段平巷进风，阶段轨道巷回风。Q= 并列式通风时，可取1.20～1.25；采用分列式或混合式通风时，可取1.20；采用对角式或区域式通风时，可取1.10～1.15。上述备用系数在矿井产量T≥0.9Mt/a时取小值；T＜0.90Mt/a时取大值。Q=4×260×1.20=1248Q(QaQbQcQdQe)Kt Qa——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/minQb——掘进工作面实际需要风量的总和 Qd——备用工作面实际需要的风量总和，m3/min，本设计未设置备用工作面Qe——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；Kt——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式矿取1.15～1.2，压入式矿取1.25～1.3。《煤矿安全规程》（2006年版）规定：采区回风道、采掘工作面回风道中瓦斯126℃。回采工作面需风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量、后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等采煤工作面有串风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备的实际需要风量的50%。Qa=100QCH4Qa——采煤工作需要风量，m3/min

4——18mKCH4——采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常，机采工作面可取1.2～1.6；采工作面可长壁工作面实际需要风量（Qa），按下式计算：Qa60Va

Sa——采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，经计算为12.43m2Qa=60×2×12.43=1491.6m3·min-按人数计算实际需要风量（Qa N——i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知N=83，可得：Qa=4×83=332m速为4m/s的要求进行验算Qa≥0.25×60× （Sa——12.43m2Qa0.25×60×12.43186.45m3/min，满足最低风速要求。按最高风速验算，各个采煤工作面的最高风量（Qa）；Qa≤240× （则Qa≦24012.432983.2m3/min，满足最高风速要求。由风速验算可知，Qa=2160m3/min符合风速要求。根据《矿井安全规程》（2006年版）规定，按工作面回风中瓦斯的浓度不得超1％的要求计算。即：Qbi100qbi Qbi——iQbi4 可得Qbi=120m3/minQbi=300本矿井需独立通风的硐室所需风量根据《煤矿安全规程》（2006年版）相关规定取变电所：Q中=80m3/min主排水泵房：Q排=160m3/min采区绞车房：Q绞=80m3/min火药 库：Q火=100m3/min采区变电所：Q变=80m3/minQ硐80+160+80+100+80Qdi133qdiQdi=133×1.3×1.2=207m1）通风容易时期和时期的确在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区的变化，通风系统的总阻力回采工作面，两个煤巷掘进工作面；时期是东三采区区第一个工作面，此时有一个回采工作面，两个煤巷掘进工作面。由式9-1可知:Q1=∑Qmin=1.15×（2160+300×2+500+207）=通风时期矿井总风量为Q2= =1.15×（2160+300×4+500+207）=与第法计算的风量相比，第二种方法风量大。两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为3987.05m3/min，通风时期为4677.05m3/min。等满足《煤矿安全规程》（2006年版）的各项要求。首先按照采区布置图，对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，配到其它用风地点，用以巷道和保证行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合《煤矿安全规程》（2006年版）对风速的要求。15%，因此工作面进风平巷的风量取工作面风量的1.15倍，即：Q1.15×2160=2484Q300×1.15=345（m3/min）变电所：Q中=80×1.15=92（m3/min）Q160×1.15184（m3/min）采区绞车房：Q绞=80×1.15=92（m3/min）采区变电所：Q变=80×1.15=92（m3/min）火药 库：Q火=100×1.15=115（m3/min） 矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然风压。摩擦阻力是与井巷周壁摩h摩=αLPQ2/S3= 通风时期的通风本设计矿 并列式通风，在矿井服务年限内，在矿 开凿一 风井 回风平巷→采区上部车场→采区上山→大巷。通风时地面→副井→井底车场→轨道石门→采区下部车场→采区轨道上山→区段平对应于通风容易时期的通风系统立体图如图9-3，对应于通风时期的通风系统立体图如图9-3。通风容易时期和通风时期的通风系统网络图如图9-3。图9-3通风容易时期与时期的通风系统网络根据已经确定的通风容易时期和通风时期，按这两个时期的通风阻力最大的风风机既能满足时期又能满足容易时期的要求，则其它时期就无须再计算。容易时期通风总阻力：Hfrmin= 时期通风总阻力：Hfrmax=1.2×∑hfrmax 式中：1.2为考虑风有局部阻力的系数；∑hfrmin、∑hfrmax分别是矿井通风容易时期和通风时期的矿井总阻力。则有：Hfrmin=1.2×893.1=1071.7（Pa）LUSQv表9-4通风时期矿井通风阻力计算LUSQv9-5阻力矿井通风总风阻计算R 矿井通风等积孔计算A A——矿井等积孔，m2。总等积孔：Armin=1.1917/R0.5 =2.43（m2）总等积孔：Armax=1.1917/R05=2.29（m2）由以上计算并对照表9-6可以看出，本矿井通风容易时期和通风时期总等积孔均大于2m2，属于通风容易矿井，计算结果汇总表见表9-7。矿<11~2>29-7-等积孔限不宜小于10a；比最大允许使用值小5°，离心式通风机的转数一般不大于允许值的90%；虑风量调节时，应尽量避免采用风硐调节风压。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的密度。

H H井筒深度，m9-8冬夏副井深度：Z副井=525风井深度：Z风井=525Z高差525-5250冬季空气密度取：ρ进=1.28kg/m3，ρ出=1.24Ρ平均=1/2×（ρ进+ρ出）=1.26冬季自然风压：hna=ρgZ副井-ρgZ高差-ρgZ夏季空气密度取：ρ进=1.22kg/m3，ρ出=1.26ρ平均=1/2×（ρ进+ρ出）=1.24夏季自然风压：hna=ρgZ副井-ρgZ高差-ρgZ=-205.8205.8Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压Hrsmin=Hfrmin-hn+h损 hn——通风容易时期帮助通风的自然风压，hnhrsmin1071.7-205.8+50Hrsmax=Hfrmax-hn+h损 式中：Hfrmax——通风时期矿井通风总阻力hn——通风时期阻碍通风的自然风压，hn=-219.3则有hrsmax=1373.4+205.8+50=1629.2（Pa）因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）Qf必大于矿井Qf Q——风井总风量，m3/s；k——1.11.15；回风井兼做升降人员时取1.2。容易时期：Qrmin1.1×66.573.15（m3/s）时期：Qrmax1.1×78.085.8曲线由风机风压与风量的关系方程hRQ2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机容易时期：Rrsminhrsmin/Qrmin2915.9/73.1520.179（N·s2/m8）时期：Rrsmaxhrsmax/Qrmax21629.2/85.820.258（N·s时期：hfsmaxRfsmax×Qf29-9风压风压 M'M'为理论工况点，M1、M2 型FBCDZNN 40/32430' Nfmin/Nfmax138/1920.720.6 Nfmax——通风机时期主要通风机的输入功率ke——电动机容量备用系数，ke=1.1～1.2,1.15；ηe——电动机效率，ηe=0.92～0.94,0.93；ηc——η传=1则 =192×1.15/0.93=237.4电动机，其详细参数见表9-11。 -%A在无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%；10min内开动。1次。改变通风机转数或风叶角度安全规程》第117条有关规定；为使进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘时的有害气体不进入工作面，危及井下工人的生命安全，我国《煤矿安全规程》（2006年版）规定要求在10min内能把矿井反转过来，而且要求风量不小于正常风量的60％。本设计采用反风井下水泵房和变电所设置密闭门、防火门。并设区域返风系统打开煤柱放水时12层23m4°56d班378a9低m个1个0mmm个4m1元，李学华.《采矿AutoCAD2006与提高》.徐州：中国矿业大学岑传鸿，窦林名.《采场顶板控制与监测技术》.徐州：中国矿业大学 业，2008：充填采煤利用充填材料充填采煤工作面采空区的岩层控制方法。该方法可以缓和工作面支承压力产生的矿压显现，改善采场合巷道状况，有效减少地表我国早在20世纪初就开始应用水砂充填采煤法，1957年得产量达到总产量的15.6%，目前水砂充填技术十分成熟。由于回采工序多，工艺复杂，充填系统投资大，吨煤充填成本提高等原因，20世纪70年代以后，应用的规模逐渐减小，目前通过充填方自溜充填只适用于急倾斜煤层开采。我国北票台吉矿，淮南孔集矿、中梁山矿―以矸换煤‖备受瞩目,源于其具有极强的现实针对性和迫切的应用要求。资源部的资料显示,我国每采万吨煤沉陷土地面积达四五亩,过去50a因采矿沉陷的土地达950万亩,引起的水土流失、土地荒漠化等多种现象十分严重,的农民失地现象十分复杂;今后一个时期,我国煤炭开发集中度将进一步提高,土地塌陷问题更为突出。资料还显示,我国矸石积存量已达415Gt,每年新增矸石0125Gt,占地超过15000公顷,约有130多座矸石山常年自燃,土地,污染环境显然,―以矸换煤‖解决了传统开采工艺造成的生态与环境破坏问题,实现了资源开发利用最优化和生态最小化,值得推崇。但推广实施―以矸换煤‖是一项艰巨而复杂的任务,不可能一蹴而就。国家政策支持是保障,煤企作为是关键。煤企要走上绿色开采新路,须解决好―想不想干‖和―怎样干‖的问题,应在以下两个方面有所突破。观念是行动的先导。长期以来,煤炭开采主要以保证安全、提高回收率、高产高效为目标,而忽视了大规模开采对耕地、环境的破坏。―以矸换煤‖是对传统开采模式的,必然与一些老观念、老做法产生冲突。特别在当前,煤炭价格节节攀升,煤炭企业效益普遍较好,易让一些人满足于现状。如果沉迷于惯性思维,陶醉于现有效益,新矿就不会有―以矸换煤‖。资源开发必须与环境,这是采矿者的责任。推广―以矸换煤,,增强―与环境相依,与社会同步‖的责任感。―以矸换煤‖说起来容易做起来难,难在技术上。新矿为实现―以矸换煤‖,先后投入数亿元搞前期研发,经过上百人多年,建立了矸石直接充,,期间获得专30,,是实现―以矸换煤‖绿色开采的坚强支撑和强大动力。期待的煤企,面对资源紧缺、环境污染等现实,加快科技创新步伐,以科技进步为煤炭矿区可持续协调发展,开辟出越来越多的绿色路径。矸石机械充填或风力充填采用水砂充填的经验和成技术,作为一种适应我国国情的资源节约、环境友好的但近填采煤法已有较大的发展,并不断完善和发展,有取代水砂充填采煤法的趋势。矸石充填（1）矸石充填采煤法不仅从根本上解决了我国―三下‖压煤开采问题,而且用矸（2）带来的环境污染问题和土地问题。煤矸石自燃是矸石中碳物质燃烧。在煤矸石自燃的过程中，燃烧充分时主要生成CO：，燃不充分时则CO增多。此外还产生游离碳(表现为黑烟)，随着温度增高，部分矸石熔融，矸石山空隙减小，供氧出现不足，CO的产生量相对增多。CO由呼吸道进入，易与血红蛋白(Hb)相结合，生成碳氧血红蛋白(COnb)，阻碍血红蛋白向体内供氧，人的中枢神经系统和酶活性。CO：则大部分进入大气中，大气中CO浓程中，有机硫化物分解氧化生成s0。S0是无色但具有特殊臭味的刺激性气体，在吸入浓度低时，主要是刺激上呼吸道，气管炎等呼吸道疾病。煤矸石中的黄铁矿，在自燃过程中放出硫化氢(Hs)，这是一种对人有强烈刺激的难闻气体，对影响类似SO。煤矸石在、处理和加工过程中产生粉尘，对大气环境造成严重污染。此外煤矸石从排放，又可以作为结构支撑体，减轻开采沉陷，提高矿井资源回收率，是实现近年来，随着高速动力抛矸机、矸石充填支架等关键设备的研制成功，长壁工3煤采区地质采矿条件，预测研究了矸石充填开采沉陷控制2部分。综采工作面采空区矸石充填是依靠专门研制的矸石充填综采支架后部的悬挂式矸石充填运输机来自动完成。充填矸石通过回风巷运矸皮带运至工作面端头并到支架后部的悬挂式矸石充填机上，通过矸石充填机的上刮板向下并向采空区充填矸的增加，悬挂式矸石填机会随之上升，并利用其自重对矸石的反作用力来压实充填矸石[1]。如图1所示。长壁普采或采仍是我国目前应用较普遍的采煤工艺，其最主要的特征之一是采用单体支柱和顶梁支护顶板。高速动力抛矸机是实现普采或采单体支柱工作面后方验研究表明[3]：矸石充填后的密实度与抛矸的初始速度密切相关。充填矸石在高速冲击作用下发生相互碰撞和挤压，不同粒径矸石间发生振动密实作用，可大大增加矸石充填的密实程度。高速动力抛矸机的结构和工作原理如图2所示填量决定采煤量，可确保充填与采煤作业[2]。其抛矸充填工艺流程和工作面开采平、剖面布置如图3和图4所示。新的应力平衡状态，此时在地表形成比采空区大得多的下沉盆地。从上述分析可以看采空区时，充入采空区的矸石体占据了采煤形成的大部分空间，限制了顶板垮落下沉填体的剩余压缩率等。下面依次分析各因素对沉陷控制效果的影响。(1)充填前顶底板移近量与长壁工作面回采相比，采空区充填具有一定的滞后性，此时在矿山压力的作用下，支架具有一定的压缩量，减小了采空区可供充填的空间高度。依据经验近似估计矸石属于散体材料，在水平和缓倾斜煤层条件下，由于散体材料的流动性以及机对于综采面矸石充填支架设备来讲，接顶距离主要由以下2部分构成：支架后部顶梁厚度（约厚200mm）和悬挂式矸石机厚度（约厚270mm）。因此从理论上讲，矸石充填体的接顶距离最好时可控制在470mm以内。根据新汶矿务局翟镇煤矿矸石充填工业性试验现场实测，其接顶距约为500mm左右。对于普采面高速抛矸充填工艺，使用高速抛矸皮带机械充填，抛矸速度可达5m/s以上，充填接顶实，空隙小，充填效果接近水力充填，远好于风力充填；其接顶距离可控制在150mm以内。沉陷量大，这也是传统矸石充填效果不佳的原因之一。用充填矸石支架和自压式矸高，则剩余压缩率越小。充填矸石体的剩余压缩率可以通过现场实测或测定得到。在进行的矸石压实试验表明：(1)轴向应力较小时，矸石应变增幅很大。随着应力的增加，矸石应变增幅趋缓，最后逐渐趋向于稳定；(2)矸石的碎胀系数随着轴压的增加而减小；(3)在加压的初始阶段，矸石的碎胀系数减幅较大。随着轴向应力的增加，1.7415MPa0.75~0.85岩层和地表移动结束后的剩余厚度。从上面的分析可以看出，近水平煤层条件下矸石充填体的有效充填厚度M矸为：式中：D为矸石充填体厚度；ρ为矸石充填体剩余压缩率。前的顶板下沉、接顶距以应用常规的长壁垮落法覆岩破坏和地表沉陷有关经验进行充填开采的覆岩破坏高3部分组成：矸石充M等MM式中：M研究。下面以新汶矿业某煤矿3煤采区为例，分析长壁综采工作面矸石充填开采覆为100mm；考虑到现场可能存在部分矸石颗粒过大和现场充填条件的复杂性，矸石充填体接顶距离按550mm考虑；矸石充填体剩余压缩率取为17.5%．T301工作面是该矿3煤采区北部边界的一个近风化带工作面，工作面长240m，倾斜长128m，煤层底板标高-160~-176m8.40m厚190m，基岩厚度11.74~20.17m；煤层倾角平缓，平均为5°工作面开采经验，可采用留设防砂煤岩柱的办法进行顶水开采，计划采用厚煤层分层矸石充填开采方法来研究该工作面留设防砂煤柱进行开采的可行性。根据―三下规程‖中给出的中硬覆岩厚煤层分层开采全部垮落法管理顶板时的覆岩垮落带、导水裂缝带高度计算[4]全采填岩，表1所示。若采用矸石充填开采，第一分层开采后垮落带高度为6.2m，其上到第四系底部仍5.54~13.97m（5.83~14.70倍）―三下规功经验，可以认为在目前条件下，采用矸石充填开采T301试采工作面第一分层，是可垮落带高度将可能增加为9.2m，考虑到上方还有近1.5m厚的矸石充填体再生4.04~12.47m，仍可构成较完整的防砂安全煤岩柱。继续采用矸采用新汶矿区概率积分法参数计算了综采矸石充填开采地表移动变形最大值如表从上表分析可以看出，采用长壁工作面矸石充填后，可以大幅度降低地表沉陷程度。根据上述分析，采用长壁综采工作面矸石充填的最终下沉系数约为0.3左右，对于长壁工作面全部垮落法开采可减沉60%左右。采用同样的方法，分析得到长壁普采工作面矸石充填的最终下沉系数约为0.24右，比全部垮落法管理顶板可减沉约利用井下采空区处置煤矸石的充填采煤方法，既可以减少煤矿固体废弃物排放、又可以充填采空区，减轻开采沉陷、提高矿井资源回收率，是实现煤矿绿色开采的关键术之一。着高速动抛矸机、石充填支架等关设备的研成功，大影响矸石充填开采等效采厚的主要因素有：矸石充填前和充填过程中的顶底板移近量、矸石充填体的接顶距离、矸石充填体的相对压实度和矸石充填体的剩余压缩率。采用矸石充填支架后部悬挂式机充填时，矸石充填体的接顶距离一般为500mm150mm壁全部垮落法预测模型和参数进行预计。采用矸石充填开采可降低覆岩破坏高度约在现有装备条件下，长壁综采工作面矸石充填的地表下沉系数约为0.3，比全60%0.24，比全部垮落法管理顶板可减沉约70%；可大大减轻地表沉陷程度。煤矿开采过程中的安全问题一直是我国煤矿安全生产中一个重中之重的问题，充填或部分充填开采是实施煤矿水资源保护性开采和低透气性瓦斯卸压抽放的有力措施之一．在国家大力提倡资源与环境协调开采的情况下，煤矸石充填开采可以有效减缓煤矸石对环境的污染；另外，随着煤矿开采强度的加大，相当多矿区煤炭资源将逐步趋于枯竭，矸石充填煤技术是针对我国煤矿开采存在的―三下‖压煤问题、煤矸石排放问题石充填采煤是一种全新的采煤技术，其采场矿压和地表沉陷显现规律与传统开采有着显s]，故研究充填开采对回采工作面矿山压力显现和顶板裂隙发育高度的影响，必将为三下了，理论参考。目前，充填开采方式主要有巷道充填、条带充填和工作面全采全充等三种主要方式，因工作面全采全充可以做到尽量不留煤柱，其应是今后―三下‖压煤开采中首选方由图l可知：在同样的上覆载荷q的作用下，图1(b)力学模型中的关键层较难断裂，即矸石充填后关键层在触矸前的最大挠度小于△Is，则关键层将发生弯曲缓慢下沉现象，式中，：开采煤层厚度；：主关键层下岩层的碎胀系数；∑h：主关键层下岩层总量。由文献[3]01．6～1．8之间，而当压应力为20MPa1．21．351．10～1．15之间．因的工作面，若充填厚度为15m，则在800m采深情况下，可压缩空间大0．6—0．675之间．为保证主关键层不断裂，仍需关键层下岩层跨碎胀填充，故为保证充填效率，应在有支护(直接顶未垮落)情况下充填，以减少关键层下的给定变形PA是一个以弹性力学为应力分析工具、以弹性损伤理论及其修正后的Coulomb破坏准则为介质变形和破坏分析模块的岩石破裂过程分析系统．PA3部分工作完成：(1)实体建模和网格剖分，用户选择基元类型，定义介质的力学性质，进行实体建模及网格剖分；()应力、应变分析，依据用户输入的边界条件和加载控制参数，以及输入的基元性质数据，形成刚度矩阵，求解并输出有限元分析结果(应力、节点位移)；3)基元相变分析，运用相变准则对应力计算器产生结果进行相变判断，然后对相变基元进行弱化处理，最后形成迭代计算刚度矩阵所需的数据文件，对每一步给定位移增量，首先进行应力计算，然后根据相变准则来检查模型中是否有相变基元，如果没有，继续加载增加一个位移增量，进行下一步应力计算．如果有相变基元，则根据基元的应力状态进行刚度弱化处理，然后重新进行当前步的应力计算，直至没有新的相变基元出现．重复上述步骤，直至达到所施加荷载、变形或整个介质产生宏观破裂6[,7／．RFPA系统运行过程中，对每一步应力、应变计算采用全量加载，计算步之间相互为使模拟结果尽可能地反映现场实践，并有条件地指导现场开采实践，以某矿9煤层的顶、底板结构为条件建立数值模型．数值模型沿水平方向取150m，沿垂直方向100m1．5m200m14300X200区．数值模型中煤岩层的力学特性如表1．可以看出：工作面同样推进84m时，有断层情况的采动支承压力峰值范围明显增大，且沿断层带出现明显的应力升高区，顶板裂隙带高度明显升高；从图4、图5变化不大，即在有断层情况下，工作面充填开采对支承压力峰值范围弱化效应不明6可以看出，有断层情况下，工作面采用完全垮落法开采的直接顶初次垮落步距比部分充填法开采的直接顶初次垮落步距明显要小，完全垮落法时直接顶沿断层切RFPA数值模拟系统对比对于有断层情况下的水资源保护性开采和―三下‖压煤开采，在工作面推采接近并采过断层时，应提高充填比保证充填效率，并对断层进行注浆硬化处理，避免断层活化。架及两部刮板输送机组成。7403工作面采用长壁后退式采煤、采空区矸石充填法。工作矸石充填采用支架后悬溜子运矸，矸石通过溜槽卸载孔，自上而下进行采空区保证充填效果。工作面运煤通过采煤机割煤、装煤，通过面刮板输送机运煤，接面溜子、皮带运至七采下山皮带至七采煤仓，由7403工作面---,7403巷一两部40T溜子一七采下山一溜煤眼一七采煤仓一一400东大巷一—南石门一主井一地面。矸74031。采向下充填矸石；下刮板向上推平漏矸孔下漏的矸石，并使矸石充填密实、均匀。在自压式矸石充填机会随之上升，利用矸石充填机对矸石的反作用力来压实的充填矸石。其充填过程可分为―自由落体‖阶段、―自充自压‖阶段、充分压实‖阶段。矸石充填工艺是在采面割完两刀煤后进行，其工艺过程如下：每班按照正规循环割两刀煤(也即进尺1．2m)，然后停止割煤，移直自压式矸7403轨道巷可缩桥式中间驱动胶带输送机、下山巷矸石刮板输送机、平巷矸石刮板输送机、矸石―自由落体‖充填阶段、―自充自压‖阶段，待此段矸石输送200mm6―自由落体‖―自由落体‖充填阶段矸石由白压式矸石充填机运至漏矸孔，直接落入刮板下的采空2所示：―自充自压‖石进行初步压实。矸石充填―自充自压‖充填阶段现场施工效果图3所示。200mm―充分压实‖矸石的充填范围，实现有效充填空间的完全充满与压实。其工作过程示意图如图430Cm左右，必要时充填系统所需的综采支架、颚式破碎机、皮带、工作面桥式皮带、工作面斜巷均匀。相对于风力充填来讲，降低了工作面的粉尘浓度，为工人提供了一个干净的环48元。7403层平均厚度1．m，经采空区充填可以充填到1．4～1．5m，充填矸石离顶板仅为0．3～0．4m，并且充填密实、均匀，其充填效果非常理想。用架后充填溜子进行充填在7403的架上老顶来压的现象非常不明显，保证了采场的安全生产。践了矿井开采―掘、采、处‖三元模式。2．矸石充填采煤技术利用矸石充填采空区，解决了―掘‖带来的矸石问题，既减少采活动对环境的破坏，实现了―采、处‖结合。3．由于矸石充填系统设计合理，把与社会效益显著，适应性强，实现了―掘、采、处‖有机结合。 新汶矿业翟镇煤矿. 山东新泰：新汶矿业，科研报告，2007RecentDevelopmentsandPracticestoControlFireinUndergoundCoalMinesS.K.Ray*andR.P.Singh,CentralMiningResearchInstitute,BarwaRoad,Dhanbad,Jharkhand826001,:Coalminefirescauseseriousthreattothepropertyandhumanlives.Out-breakoffiremaybedealtwithadvancedfiresuppressiontechniqueslikeInfusionofinertgasesorliquidnitrogen,DynamicBalancingofpressure,Reversalofunder-groundmineventilation,Applicationofnitrogenfoam,InertisationofGoaf,Watermistetc.Thepaperaddressesallthosecontroltechniquesindetail.Successsto