级设计采矿08-8说明书

目一般部井田概况及地质特 井田概 地质特 煤层特 井田境界和储 井田境 矿井各类储量的计 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计能力及服务年 井田开 井田开拓的基本问 矿井基本巷 准备方式—采区巷道布 煤层地质特 采区巷道布置及生产系 采区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 回采巷道布 井下......................................................................................................................概 采区设备选 大巷设备选 矿井提 概 主副井提 矿井通风及安 矿井通风系统选 采区及全矿所需风 矿井通风总阻力计 选择矿井通风设 防止特殊的安全措 矿井基本技术经济指 专题部煤层自然发火规律分析对策及拓 引 煤炭自然发火性评价指 研究煤炭自然发火性评价指标的基 以煤的内在因素为基础的分类方 煤层自然发火性的综合评价分类方 矿井煤层自然发火的自燃临界性条 煤的氧化反应及其热效 煤的自热发展与自燃临界性条 结 煤自然发火预测预报技术的现状与展 引 自然发火预测预报技术现 自然发火预测预报技术展 结 崔家寨实例分 煤层自燃概 煤层自燃特点分 综合防治措 封闭火区注氮防灭火技术措 小 扩展：变氧浓度条件下崔家寨矿煤自燃特性的实验研 实验内容及方 煤岩自燃特性分 现场应 结 参考文 翻译部英文原 中文译 致 ~井田概交通位庄乡管辖。地理坐标为：东经114°24′40″-114°30′36″，北纬39°53′34″-39°58′25″。该矿井西南距蔚县南留庄镇约5公里，东南距蔚县城11公里，有公路相通。从南留庄向西可通往山西省广灵县及大同市，由蔚县城向东可通往首都，向北通往张家口，宣化，向南通往图 崔家寨煤矿交通位置地形地27－2625－4孔地面中心坐标的连线及延长线与莲花山区为界；南界：以纵13勘探线两端的ＺＫ21孔及22－８孔地面中心线坐标的连线及其延长线与单候及南留庄井田为界；西界：以F1断层与西细庄井田为界；北界：以纵7勘7－7457孔地面中心坐标的连线及其延长线、径线、矿区北部勘+900～m之间，北西向冲沟发育，最深可达20余米，平时沟底干涸无水，暴雨后洪水顺冲沟泄于从气本区属北方干燥型大陆气候，年平均雨量为425.1mm，且大都集中在7、8月份。年平均气温为6℃，最高月（7月）平均气温为23.2℃，最低月（1月）平均气温为-12.8℃。冬51650mm93月份，并有沙尘暴现象，其他时间多季风，风力不强。冻结期自11月至次年3月，冻土1.3～1.5m。根据蔚县1991年5月31日提供的《蔚县矿区基本烈度评定报告，电源条110kV变电站设在单候矿井工业区内，目前110kV变电站已经建成使用水经过水资源的勘探目前已取得了1.56m3/s的水资源B级0.66m3/sC级0.9m3/s，1.1m3/s地质特地12不整合接触关系。厚度6～384m，平均189m。具有东北厚的特点。按岩性可分为0～135m0～10m40m280～120m2～100mm110mm。多为次棱角－－次园状，6～175m。中侏罗统髫髻山组（J2t）6176177三个钻孔中，厚26～46m。岩性为灰、灰褐色安山岩，不整合覆于下花园组之上。J1-2x2J1-2x1。2x20～173m54.5m。以连续－－微角度不整合关系覆于下段地层之上。2x1质泥岩等10余层煤层，其中1,5,6,7煤层为主要可采煤层，厚度3～174m，平均72.3m。3、古生界奥陶系下统4、古生界寒武系上统地质构崔家寨井田总体体构造形态为一近南北或北东倾向东或南东，倾角5°～10°的单350m10W是区内主要的控水构造。所以总体来说本矿地质条件较好。井田范围内无陷落柱存在。水文地（一）1、煤系基底寒武系灰岩岩溶裂隙含水层叶岩为主，间夹竹叶状及鲕状灰岩及薄层灰岩，裂隙不发育。钻孔抽水试验单位涌水量q值为0. ～0.0958L/s.m,水位标高+956～+958m，属富水性弱的含水层。2、下奥陶统灰岩岩溶裂隙承压含水层泥质条带状灰岩，从钻孔取芯看，岩溶裂隙发育极不均一，受古地形控制以古岩溶为主，钻孔所见溶洞、溶孔大多被泥沙质充填，溶主要发育在下奥陶统白云质灰岩中，发育标高为820～920m，溶孔或溶隙在泥质灰岩中，发育标高为710～800m，岩溶发育深度一般在70m以浅水位标高961～972m单位涌水量为0.1220.927 L/.为一富水性中等的含水层。1.749～2.54MPa，3、下花园组煤系下段砂岩裂隙承压含水层整个井田均有分布含水层厚度5.24～33.69m主要岩性为中细砂岩粉砂岩泥胶结，裂隙不发育，上、下有泥岩隔水层分，补给条件较差，含水微弱，水位埋深，抽水试验单位涌水量为0. ～0.00491L/.m。属富水性极弱的含水层。4、下花园组上段砂岩裂隙承压含水层该含水层整个井田均有分布含水层平均厚度22m以细砂岩为主局部为粗砂岩砂砾岩裂隙不发育抽水试验单位涌水量为0. ～0.0163L/.m属富水性弱～弱的含水层。5、第四系马兰期底部洪积砂砾卵石空隙承压含水层第四系在井田内分布广泛，由北向南逐渐加厚，最大厚度180.42m，一般厚度90m左触补给基岩含水层.砂砾卵石含水层厚度4.27～34.47m，抽水试验单位涌水量为0.0634～（二）力为1.749～2.54MPa，下奥陶统灰岩含水层单位涌水量0.122～0.927L/s.m，属富水性中等（三）140m3/h600m3/h，最大突水量为900m3/h，后经石家庄煤矿核定，矿井初步设计采用值为：正常涌300m3/h360m3/h600m3/h。现在矿井涌水量情况约煤层特1、113km211.00~4.67m2~3m0~12~40.1~0.3m的泥23km20.80~3.40m1~20.1~0.2m30.4km21.20~2.14m30.1—0.6m0.1—0.3m16.019.2%5611889382个。煤层顶板以泥岩为主，次为粉砂岩，局部为细砂岩。底板绝大部分为鲕状粘土岩，部分为泥岩。2、4上距5号煤层3.10～30.50m，平均10.57m。除东部外，井田内绝大部分均有分布，可采区主要分布于14线以东，纵9线以南范围内，可采面积12.6km2。全井田见煤点共132个，其中77个点可采。厚度0.10～2.30m，可采区内厚度较稳定，一般为1.20m左右，当0.80m0.05～0.30m的泥岩夹矸。为较稳定的大3、5126.53～89.04m45m1815个不可采，可32.8km20.60～6.64m3.26m3.5m左右，至5m2m左右。受火成岩侵蚀影响，井田西部共有172m以下。辉绿岩大部分是沿煤层顶、底板侵入并侵蚀部分煤层，17个受火成岩破坏的见煤点外，516440个点含一层厚0.10～0.40m的泥岩夹矸，夹矸靠近煤层底部0.20～0.40m处。不含夹矸的煤层，在相当17线以西以中—细砂岩和中—粗砂岩为主，少量为粉砂岩，以东以细砂岩、细中砂岩为主，其次为粉砂岩，局部为泥岩。底板以粉砂岩、细砂岩（直接底为0.1～0.5m泥岩、砂质泥岩）为主，次为泥岩。4、6157个，可采面积30.1km2。煤层厚度0.20～6.00m，平均2.67m。一般厚度3～3.5m，结构简单。至17—622—8孔一线附近出现一层厚度0.20～0.30m的泥岩夹矸，夹矸厚度向北126—16—613145、76.70～42.36m，平均19.26m。煤层厚度0.20～2.64m，平均0.99m。见煤点165个，其中可采113个，可采面积17.8km2，占井田面积的50％。可采区主要分布于17—622—9孔一线以南地区，煤层厚度变化不大，一般均为1m左右，结构简单。另外，在井田东北部有3个1～30.1～1.3km21.15～2.60m。除上述5层煤外，井田内尚有3、5—1、8、910号煤层，均属局部可采煤层，可采面积9号煤层最大，为3.66km2，次为3号煤层为2.25km2，5—1、810号煤层分别为0.38km2、0.66km20.25km2，5-14%。表 最小-最小-平均(点数平均(点数70.20-6.70-细-60.20-50.60-40.10-26.53-10.24-备注：1.5、62.4、53.10-1.3.2煤1.3.3瓦斯、煤尘及煤自燃和地经勘探各煤层CH4相对的涌出量为3.3m3/min，各矿井亦为低瓦斯矿井，故本矿煤尘井田内各煤层均无煤尘6～123℃/100m31℃的高温地区，故本矿井属正常地井田境细庄井田为界北部以矿区北部勘探边界为界井田面积34Km²井田平均长7.1km，4.802km34Km²。1-1崔家寨矿采矿证矿区批准范围拐点坐标表(3°带XY123456矿井各类储量的计矿井地质资源储量的计5号的地质把井田共划分为若干个组。煤炭地质资源储量计算一般为 其中：Zg——矿井的地质资源储量，Mt； 煤层地质资源储量计分块1234合计注：51.36t/m33.26分块1234合计注：51.36t/m32.67整个井田范围矿井的地质资源/储量Zd=153.06探明的

经济的基础储量边际经济的基础储次边际经济的资源地质 控制的

经济的基础储量边际经济的基础储次边际经济的资源

工业资源推断 矿井工业资源／储量10％。由于地质条件简单k=0.9矿井的工业资源/储量计 矿井设计资源/储1）边界保护煤柱可按下列计算Z边界 （2-式中 Z边界——边界保护煤柱损失量L——b——30m53.26m，6,1.36t/m328.04km。则边界煤柱损失为Z边界=3.73+3.05=6.78Mt断层保护煤柱可按下列计算Z断层 （2-式中 Z断层——断层煤柱损失量L——断层长度，6b——30m则断层煤柱损失为Z断层=0.8+煤层矿井设计资源/Z设计=Z工业-Z边界Z整个井田范围的矿井设计资源/储量Zs=275.64-6.78-煤层矿井设计可采资源/储Mt/a0.750.162km2560m，短轴定为300m20m 工业广场占地面积井型/Mt·a占地面积/公顷（Mt）- 岩层移动煤角层倾角厚度562-22-2 则：S5==518643.1㎡；S6==543985.3 （2-式中：Z——工业广场煤柱量，t；则：Z5=518643.1×3.26×1.36=1.69MtZ6=543985.3×2.67×1.36=1.98Mt所以：Z工广=2-7 保护煤柱损数量合计Zk=（Zg- （2-式中：Zk——矿井的设计可采资源/储量；MtP——0.750.800.80。则：Zk=（267.4-矿井工作制330d计算，每天净16h。矿井采用“三·八”8h。矿井设计能力及服务确定依确定矿井设计生产能1.5Mt/a、1.8Mt/a、2.4Mt/a3.0Mt/a四个方案。1.8Mt/a。其理由如下：51.8Mt/a的条件；1.8Mt/a的条件；井田内煤质好，煤炭用户，因此市场有保障1.8Mt/a是较合理的。矿井服务3-1所示。 力/Mt·a1年限/a第一开采水平服务年限6———————矿井可采储量Zk、设计生产能力A、矿井服务年限TT=Zk/（A× 式中：Zk——矿井设计可采储量，210.984Mt；A——设计生产能力，1.8Mt/a；T矿井第一水平可采储量Zk1AT1三者之间的T1=Zk1/（A× 式中：Zk1——矿井可采储量，116.248Mt；A——设计生产能力，1.8Mt/a；T=116.248/（1.8×1.3）=井型校5、63.26m2.67m5，，，，井田开拓的基本问、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） ）确定井筒形式、数目、位置及坐的条件下，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，6°定井筒形式为双立井。⑦距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理经后面方案比较确定主、副井筒位置在井田（具体见开拓图工业场地的位为0.168km2，形状为矩形，长边垂直于井田，长为560m,宽为300m。开采水平的确定及采区的5#6°，且南北两部分煤层的倾角变化都很平开拓及采准巷道布置综合考虑（综合机械化一翼不小于1000～2000m高等普采不小于500～1000m④全井田和第一水平采区划分时，要和采区统一考虑井底车场的布砂岩，后者相对于前者费用较低，但基建费用比较高，且井底车场的位置要与矿井的矿井开拓延伸方案及阶段4-3所示。4-4所示。 方案一、立井单水平开拓上下山开采，岩石大 方案二、立井单水平开拓上下山开采，煤层大 方案三、立井两水平开拓上山开采，直接延 方案四、立井两水平开拓上山开采，暗斜井延表 方案一粗略估算费用/1055提升高度涌水时间平均运距表 方案二粗略估算费用数量55用提升高度涌水时间4.1.3数量550000提升高度涌水时间平均运距00000表 方案四粗略估算费用数量55提升高度涌水时间4.1.5百分比4.1.3、4.1.44.1.5。（2008年版经过以上技术分析比较，结合粗略估算费用比较，方案一与方案二比较选择方案二；表 方案二详细费用数量550提升高度涌水时间2表 方案四详细费用数量基价（元55煤量（提升高度基价（元涌水量时间基价（元单价（元2表 开拓方案费用汇总方 方案 方案百分比百分比00矿井基本巷井6.5m33.18m²，井筒内装备一16t的双箕斗，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。此外，还布置4.2.1，4.2.1。副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径7.2m，净断面积40.71m²，井筒内装备一对1t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1t矿车双层四车宽罐笼，井壁采用混凝土砌4.2.24.2.2400mm4.2.34.2.3。井底车场及硐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（2005年版）4.2.1之规定，确定4.2.6。6411.25t959.6t5m，有效装煤18m712t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过装载输送、副井系统硐室由水泵房水仓清理水仓硐室变电所调度及等候室组成，、8h的正常用水量。120m3/h360m3/hQ0=120×8=根据水仓的布置要求，水仓的容量为 （S——水仓有效断面积，8.15m2；L——水仓长度，279.76m。则有：Q=8.15×279.76=由上式计算得知：QQ0、、主要开拓1）大 （4.2.2）B——输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道取800mm，采区巷道一般取300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120=1520mm；d2——蓄电池式电机车的宽度，d2＝1060mm；d3——蓄电池式电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c——910mm。 +310+910=46002）辅助大辅助大巷为一条双轨巷道，并作进风巷使用，设人行道 （4.2.3）a——1300300~500mm610mm；d1、d2——蓄电池式电机车的宽度，d1＝d2＝1060mm；c——蓄电池式电机车的间距，630m。B2= +630=各主要开拓巷道的断面尺寸均按设备的外形尺寸以《煤矿安全规程（2006年版第1920条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸并按通风要求验算其风速，图 主井井筒断井线表 主井井筒主要参数特征1.812t6.570033.184505044.1844.18井井表 副井井筒主要参数特征1.81t矿车双层四车窄罐笼1t矿车双层四车宽罐笼7.269140.715005066.4778.54井井600图 风井井筒断表 风井井筒主要参数特征11.826.03428428.27536.32650.263349297 68图 卧式环形井底车1-主井2-副 3-变电所4-水泵房5-水仓6-大巷7-轨道大8-等候室9-10-进风联络巷11-卸载站12-10大巷断面设计喷1033围岩类别断面(m围岩类别断面(m净掘进尺寸高喷射厚度 杆长度方式外露排列间距锚 规格净周长 备岩石00 00 宽掘每米工程量及材料消耗量表掘进掘进围岩工程量类别巷道墙角岩石锚杆数量(根喷射材料材料消耗表铺底锚杆重 注眼树脂托板 钢筋铁(kg)木(个 粉刷面104 图 大巷断图 轨道大巷断

煤层地质特采区位置及范矿井首采采区北二采区位于井田中部，采区东西平均长约2.5km，南北倾向长平2000m150m。采区煤层特5#、6#5-1 采区煤层特征煤厚倾角容重/t.m-666～12个月。地质构该采区地质构造简单无大的构造影响生产煤层起伏不明显平均倾角6°左右，顶底板特5#、6#5-2 5#、6#煤层顶底版特ⅢⅢⅢⅢ水文地力为1.749～2.54MPa，下奥陶统灰岩含水层单位涌水量0.122～0.927L/s.m，属富水性中等采区巷道布置及生产系采区位置及范接南四采区。该采区东西平均长约2500m，南北倾向平均长约2000m。采煤方法及工作面长度的确3.95m4.6°，属近水平煤层。由于煤层较厚，采用综200m2022m。m7确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风1输平巷尺寸（宽×高）5000mm×3500mm，区段回风平巷尺寸（宽×高）5000mm×3500mm5m小煤柱沿空掘巷。23煤柱尺寸的确30m20m保护煤柱。采区轨道上山和25m20m保护煤柱。采区内地质构造情况简5.0m采区巷道的联络方采区顺如图5-1，顺序见表5-1。 工作 工作面顺123456789采区生产采区内的开采采用后退式开采（面向轨道上山，通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有系统简单，漏风小的优点。1工作面→区段平巷→区段溜煤眼→采区上山→采区煤仓→大巷→井底2地面→副立井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区上部车3地面→副井→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区中部车场→区段45地面变电站→副井→变电所→大巷→采区上山→区段平巷→工6工作面→区段平巷→采区轨道上山→轨道大巷→井底车场→副井→地面采区内巷道掘进方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型掘进机、ES—650型机、SSJ650/2×22（SJ—44型）可伸缩带式输送机、STD800/40型（SD—40P型）带式输送机、JD11—4调度绞车、JBT—52—2送机的最小铺设长度为80m，所以，在初始掘进的80m巷道中，机后的物料不能采采区生产能力及采出14 γ——煤层容重，t/m3；3 （5-k1——采区掘进出煤系数，取k2——1，故k2=1；矿井设计井型1.8Mt/a，采区生产能力1.93Mt/a，因此能满足矿井的产量要求。采区采出率=采区实际采出煤量/采区工业储量100% 北三采区工业储量为：44.8435Mt。北三采区实际采出煤量为：36.0181Mt。采区采出率根据《煤炭工业设计规范》规定：采区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.80.850.80采区车场选型设确定采区车场形角小于和等于20°时，应采用甩车场，具体如图5-2。这种车场提甩车时间短，操作劳动强5-3。12°，5-4。 采区上部车 采区中部车 采区下部车采区主要硐室布1根据《采矿工程设计手册》第2877页关于采区煤仓容量的计算，当采区上山和大300mm，其容量为 （5-Q0——10t；L——割煤机半小时运行距离，120m；M——煤层厚度，3.95m；B——进刀深度，0.6m；γ——煤的容重，1.36t/m3；C0——0.93Q=10+120×3.95×0.6×1.36×0.93=369.71煤仓的断面半径R=﹙369.71÷1.42÷9÷3.1416﹚½=3.03(m)7.0m8.7m491.83t2两个安全出口一是钢丝绳通道根据绞车大件的要求宽度一般为2.0~2.5m2.5m1.2~25m2.0m3~4.5m4m。3采煤工艺方采区煤层特征及地质563.26m2.67m6°，2~31.36t/m3140m3/h360m3/h确定采煤工艺方1套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬2.0~3.5m93~97%以上。2含矸率提高，影响煤质；自燃发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。33工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚为3.26m回采工作面参200m2000m3.26m区段平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3500mm，区段回风平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3500mm5m煤柱沿空掘巷。6-1 工作面配套设1 2DBT－Schitd255/503PF4-回采工作面破煤、装煤方SL500无链双牵引采煤机德国DBT生产的SGZC—764/500型刮板输送机采向割煤工艺方式，6-2、6-3、6-4、6-5、6-66-7。0.6m后停机；将支架拉过并顺序移刮板输送机顶过机头（机尾）后调换上、尾50m6-1所示。图6- 采煤机斜切进刀示意1-采煤机；2-AA1AA12BB21B-CCC12C-DD2DD21 SL500型采煤机技术特 m mmmm量m DBTtm PF4-1332机技术特项目单m链速长度m宽度m长宽高 Wb1418破碎机技术特 tV108 个3V LL 项目 流量压力V质量L回采工作面支护方1并参照矿上实际使用情况，选用德国DBT公司生产的二柱式掩护支架及其相配套的端头212221266-8。2 （6-hmax——=5.1 （6-hmin——S2——200a——50mmb——50mmHmin=2.40.20.05=2.13Pp按工作面4~86倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算。 （6-R——上覆岩层密度，2.5×103kg/m3；S——支架支护面积，8.85m2。＝6244.56经演算，P80%50%~80%70%，初撑力 （6-=6046由支架技术特征表可知所选支架初撑力为6088kN符合控顶设计对支架初撑的要求。 支架技术特 mmmtmDBT453移，每组设置为12架。拉架滞后底滚筒2－3架，如果顶板压力过大或有冒顶时，应端头支护及超前支护110m1.0m，帮要背实；当机头支架侧护2工作面采用FLZ38－20/110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护40m100mm40m一排单1m100mm40m1m。区段平巷的超前支从煤壁线向外40m超前支护为一排支设距机外侧500mm左（人行道侧1m。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。1.8m0.8m15m当在拉动端头架、推动机、拖拉管电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防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。50m70m以外。各工艺过程注意事1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过±50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，防2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（2/3200mm。350~550mm之间；移架过程3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450m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。33台端头支架，其滞后普通支架一个循环，40m段是压力集中区，特制订以下管理措施。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68m2而不垮落，必须将7在各点落煤处加设缓冲装置4m/min150~200mm机组要掌握好采高，严禁割底割顶在区段平巷皮带机头处加设除铁器8、顶板及矿压观测措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，对于失回采工作面正规循环15.0m，工作面沿底板推进， 劳动组织配备项目 1采机222622226311转机泵 机3633端工清煤工049看 工1102班长3339验收员1102电工1库工合计机头、机尾各10m随巷道顶底板平缓过渡。循环进尺0.6m。根据后面通风设计回采246-92循环产量按下列计算 （6- （6- （6-式中：Q1——4.0mL1——4.0m采高段倾斜长度，m；L2——工作面过渡段倾斜长度，m；S——循环进尺，0.6m；M1——工作面中段采高M2——3.26γ——煤的容重，1.36Q1=(200-

3

=595.87=4766.96工作面工人效率=工作面日产量/=62.72(t/工CC1C2C3C4设备折旧费C1=(固定资产原值总和-设备残值)/(使用年限bC230071.48t/C2

=4.20(元 设备年折旧费用折旧费（元DBT－Schitd255／5501PF4-1刮板PF4-111EHP-3EHP-21单体支C38.0元/t。d0.45元/Kwh=0.45×(4.23+1.50)=2.58元工作面吨煤成本C=设备折旧费C1+工人工资C2+材料费C3+电力消耗费=18.62(元 工作面主要技术经济指 1m2m4364 m56m7个88元9万t个t/%回采巷道布回采巷道布置方1工作面相对瓦斯涌出量3.3m3/min，生产能力为1.8Mt/a，根据以风定产的要求以及后25m10m回采巷道1

区段平巷断面3.65m19.35m217.5m2为Z2360（后放28mm1300mm。钢筋托梁规格：采用Ф16mm100mm4.8m，规格型号为Ф16—4800—100—6。150×150×8mm50×50mm、5.5×1.1m。1m7800mm2.0 图6- 区段 格型号为Ф18—M20—2000；工作面一侧煤帮为Ф18mm玻璃钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M16，规格型号为Ф18—M16—2000。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360690mm托盘：采用拱形高强度托盘，规格为120×120×6mm200×300×50mm3010°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；工300mm800mm15°。3m区段平巷和区段回风平巷支护断面图如图6-2和6-3概井下设计的原始条件和数井下设计的原始条件和数据见表7-1表7-1井下设计的原始条件和数 项目单位数量 123h4d5m66789低性性距离和货载824m4513m。 采区辅助 项目 1运送人员人/2正常生产t/3安装架搬迁4安装搬家t，掘进面日产量476.7t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。辅助况；人 ，其7-2矿井系1、方辅助轨道大巷采用架线式电机车牵引小矿车小矿车选用MG1.7-6A1.5吨固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型，其性能参数见表7-6和表7-7。工轨道，亦采用1.5t固定车箱式矿车。2、系井下系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统大采高工作面→区段平巷→区段溜煤眼→采区上山→采区煤仓→大→井底煤仓→主井→掘进工作面→区段平巷→区段溜煤眼→采区上山→采区煤仓→大巷→地面→副井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→→地面→副井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→→地面→副井→井底车场换乘站→轨道大巷→井下系统如图7-1所示图7- 矿井立体采区设备选设备选型2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3必须注意尽量减少的次数不要出现输送机—轨道—输送机—轨道的情况5、必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否经济合理等采区设备的选1机型号为PF4-1132；机型号为PF4-1132；破碎机型号为Wb1418；区段平巷和采区上山皮带型号为SST。设备技术特征见表7-3。 SST型皮带技术特 V 2、能力验设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为1063.2t/h，工作面刮板机生产能力为2500t/h，机的生产能力为2500t/h，破碎机通过能力为3000t/h，平巷皮带通过能力为2500t/h，采区系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且3 n——一次提升串车数，辆；q——矿车装载质量，kg；Ab——=392

(T135)(T135)232Lv （7-式中：L1——400mvm=3.25(m/s)7-4。 mm大巷设备选大巷设备选169.5t/h缓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1.8t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1000mm2.5m/s1200t/h，采用YKST—200型电75。7-5 1 2 3 m4 56 7 送 类8 送 宽9 mm 动 功 t辅助大巷设备选引小矿车。小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/5507-67-7。 1.5吨固定厢式矿项目型号容积装载量tt轨距轴距质量 直流架线式电机 ZK10-t m7N 电动 ZQ—V 台2概庄乡管辖，地面自然标高在~ m之间。煤层的埋藏深度为-211~-340m，倾斜长度平均2.965km，长度平均13.154km。本井田设计开采5,6煤煤种为长焰煤，不需2.5t/m3。矿井工作制度为“三八制”330d数为16h。设计为立井单水平开拓。主井采用一套12t双箕斗和一套12t单箕斗带平衡锤ZK10-6/550MG1.7-6A90.16a34人。主副井提主井提11.8Mt/a300m12t12t单箕斗带平衡锤，8-1。3.5m绳塔式摩擦轮提升机两套，由德国SIEMAG公司提供，主要电控设备ABB公司提供（主变压器，励磁变压器及高压开关柜2600kW，12脉动交-8-2。874tKS-18/15型防爆往复式定量仓至装载设备定量仓经称重后由气动操作和分配溜槽翻板交替向两个箕斗内装煤 箕斗技术特征序号项目单位备注1型号2名义载重量t3有效容积4最大端荷56最大升度m7箕斗自重tA8BCD断面宽度9断面宽度间间 主提升机特交-短提升循环时间，安全可靠等优点。在主井井塔内卸载位置对应4个箕斗分别安装有4套160t，设有煤位及煤流讯号装置，受煤仓下安装有两台电动给煤机。主钢丝绳由德国SIEMAG670m5.02kg/m35mm1670N/mm2，每根845kN1375 主井提升钢丝绳参 根632、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，、 （8-HS——矿井深度，300m；HZ——装载高度，30m；HX——卸载高度，20m。

＝360 （8-式中：Vm——经济提升速度，m/sVm＝9.28m/s) 式中：TX——一次提升循环估算时间a——0.8t——30s

（8-式中：Ns——小时提升次数

＝45(次 （8-An——设计年产量，1.8Mt/a；Bn——年工作日，330d；Tv——日提升时间，16h。＝576.162——

（8-

提升参时间升量提升量8-412t副井提1m3t8-5。2SIEMAG4×4125047.75rpm8-6 罐笼技术特征 项目 1 方式人2 为间距双A层3B允许CD乘4罐笼自重t载5允许乘载人数人人数6最大终端载荷t 主提升机特筒型号产地交-3主钢丝绳由德国SIEMAG 副井提升钢丝绳参直径单位重量抗拉强度每根绳总破断力424矿井通风系统选矿井概本矿设计生产能力为1.8Mt/a，服务年限90.2a。全区可采煤层两层，即5、6煤，煤层平均厚度分别为3.26m和2.67m，倾角平均6°，属于近水平煤层。采用立井单水平上下山开拓方式。本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为3.3m3/(t·d)，不具有性。矿井地温小于28°C，属于正常地温范围。煤层有自燃发火倾向，发火期3~6个月，发火等级“三八制26034矿井通风系统的基本12345678910矿井通风方式的确129-1。 通风方式比煤层较（km8km，后期通风主要通风机工作方式2压入式主要通风机使井下处于正压状态当主要通风机停转时压力降低， 采区通风系统的要1212°1工作面回中瓦斯浓度不得超过机电硐室必须在进度中工作面通风方式的选45、下行风设备在回风巷运转安全性差回采工作面进回风巷道的布：置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、采煤设备等有良好的环境；区段平巷、回风巷均要先掘后留，、掘进工程量大，故较少采用。采区及全矿所需风采煤工作面实际需要风1 （9-式中：Qai——iqgai——该采煤工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量Kai——i55Kai=1.2~1.6，Kai＝1.5。4766.96tQa大

Qa大29-29-2工作面温度工作面风速

Qa大 式中：Vai——24~26°C，取Vai=1.6Sai——iQa大3

Qa大=1564.8Qa大 （9-Nai——i55人。Qa大：Qa大=220Qa大4 （9- （9-式中：Sai——第i个工作面的平均断面积，m2。Sa大244.5m3/min)≤Qa大由风速验算可知，Qa大=1564.8m3/min掘进工作面需1根据《矿井安全规程》规定，按工作面回风中瓦斯的浓度不得超过1％的要求计 （9-式中：Qai——第iKai——第iKai＝1.5。476.7t

Qa掘2 （9-式中：4——4m3Nai——i70人。Qa掘=280Qa掘=280硐室需风1、井下《煤矿安全规程》规定，大型材料库风量不得小于100m3/min，中小型不得小于60m3/min100m3/min。260~80m3/min80m3/min80m3/min。380m3/min100+80+80=260m3/min其它巷道所需风 式中：S——其它巷道平均断面面积，取S=15矿井总风1式中：∑Q—

（9-K=1.25；∑Q采——∑Q备——∑Q掘——∑Q硐——∑Q其它——风量分1.2点实际风量采煤工作面只配计算的风量上下平巷的风量乘以1.2顺而下遇到分至确定进风井的风量。1、大采高工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，工作面进风侧平Q进2、煤巷掘进面 Q煤掘=3363、大巷掘进面 Q掘=3364、机电硐室 Q机电=965、绞车房 Q绞车=966、库 Q火=1207、其它巷道 Q其它 风量分配分配风量库9-4。矿井通风总阻力计矿井通风总阻力计算1294010%15%计算；4350mm 井巷风速验算限速有效断面实际风速低高——8—84—8—8确定矿井通风容易和时15-25业广场的左侧4个采区的储量大约可以保证25年的生产，于是将它作为风井和所选风机的服务范围通风容易时期为首采采区第7个达产工作面布置完成时通风时期2个达产工作面布置完成时。矿井最路12、通风时期 通风容易时期立体 通风容易时期网络 通风时期立体矿井通风阻力计算

通风时期网络通风容易和时期的摩擦阻力计算见表9-5和9-6： 通风容易时期摩擦阻力计算序号v12534567892a——各巷道的摩擦阻力系数，N·s2/m4 通风时期摩擦阻力计算v12534567892矿井通风总阻

（9-∑hrfmin、∑hrfmax——矿井通风和容易时期的阻力之和 (<2940＝2215.4 (<29409-6

矿井通风总阻阻力总等积矿井通风总风阻计算R= 矿井通风等积孔计算A= 式中：R——矿井风阻，N·s2/m8；A——矿井等积孔，m2。

＝0.291＝2.21 ＝1.73通风总阻力见表9-7，通风容易时期和通风时期的通风难易程度评价见表9- 矿井通风难易程度评等积孔风阻矿难中易总等积孔小于2m2，通风中等。选择矿井通风设选择主要通风1（1）H= 式中：Δρ——进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m39.5.1H——井筒深度，m表 空气平均密进风井筒出风井筒冬夏副井深度：Z副井=310风井深度：Z风井Z高差310-200=110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=-99.9699.96Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为-99.96Pa。2hrsmin＝hrmin－h自然＋h损失 式中：hrmin——通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；h自然——h损失——通风机附属装置和出口的风压损失，通常为20~50，取50Pahrsmin＝1362.35－99.96＋50＝1312.39hrsmax＝hrmax－h自然＋h损失 式中：hrmax——表示通风时期矿井通风总阻力，Pa；H自然——表示时期通风的自然风压，h损失——通风机附属装置和出口的风压损失，通常为20~50，取50Pahrsmax＝2215.4＋99.96＋50＝2365.36Pa)3QQf （9-式中：Qf——主要通风机风量Qm——矿井需风量4

＝75.3（线由风机风压与风量的关系方程h=R×Q2确定通风机特性曲线由选择的主要通风机确定

＝0.231＝0.4172K56矿用轴流式通风机№.24型。9-99-92K56矿用轴流式通风№.24电动机选由于Nmin/Nmax＝135/250＝0.54<0.6，故通风容易与时期选用不同型号的电动机。 （9-式中：Ne——电动机功率Nmax——通风机时期的输入功率ke——电动机容量备用系数，取1.1~1.2，本矿取ηe——电动机效率，可取0.9~0.94，本矿取0.93，大型电动机取高值ηtr——ηtr=1ηtr=0.95Hee=177.4Hed=328.610Y450-54-89-10： 电动机参图9- 风机性能曲防止特殊的安全措瓦斯管理1建立瓦斯的巡检测和连续检测的双重检测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生。3在采煤工作面以及与其相互连接的上下平巷设置瓦斯仪检测中瓦斯含量，4、严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新5、按井下在册人员配备式自救器673m8煤尘的防12、利用环境安全监测系统，及时测定中的风尘浓度3、防尘、洒水、降尘系统，对煤流各点必须经常喷雾洒水456、相邻煤层所有机道和回风道必须设置隔爆木棚7、采掘工作面的工人应按规定佩戴防尘帽和防尘预防井下火灾的措防水措2打开煤柱放水时底板原始导水裂隙有透水时 设计矿井基本技术经济指12层23m4°656d班278a9a井田长mm低m个1个0mmm个210-大巷方主皮带和辅助矿1.5tZK10-6/550mm/m3/万1t/元专:煤层自燃;自然发火规律;分析;煤炭的自然发火是煤在常温下缓慢氧化产生热量,若产生的热大于空气流动带走的热量,则导致温度的升高,下开采过程中,煤的自然发火对安全生产构成了很大,其性包括产生大量有害气体烧毁设备,冻结大量的煤炭导致瓦斯积聚瓦斯的潜在性。研究煤炭自然发火性评价指标的基井下煤炭自燃的三个最基本的内在和外在条件是①煤层本身具有自然发火倾向性,并且呈破碎状态堆积②有连续的供氧条件③有集聚氧化热的蓄热环境。煤炭的自然发火是煤的内在特性包括煤自然物理特征和埋藏地质条件和开采共同作用的结果,以此为基础,至今已研究出多种煤自然发火性评价的预测方法。以煤的内在因素为基础的分类方交叉点温交叉点温度法已被许多研究者用来确定煤炭开始自然发火特性的一种标准(Fng,1973;Ki,1977),该方法通过实验来确定煤的相对着火点温度(即指交叉点温度,该温度被定义为在条件下可以测量的煤自燃发生的最低温度。根据交叉点温度指标Fngtl,1973年提出了煤的自然发火倾向性指标,1。计算方法为Olpinski指Olpinski指标法(banerjee,1985)是将煤的灰分含量(Aa)进行修正,Sza表示煤的自然发火性:Sza230℃根据Sza的值,可将煤的自然发火性分成四类,如表2所示吸级在受控的条件下,采用光谱分析技术来测定煤的吸氧量中国根据分析结果建立了煤层自然发火倾向性标准。根据每克干燥的煤样在30℃条件下的吸氧量,将中国煤层的自然发火倾向性分成三类。表3列出了中国煤层自然发火性的分类标准。绝热级化绝热氧化法是在绝热条件下,用煤样自然升温来测定和评价煤的自然发火性的方法,英国诺丁汉大学对此的研究比较深入。根据煤在绝热测试中初始升温率(IRT)及总温度上升值(TTR),将煤的自然发火倾向性分成四类,4。RenRichards1994年研制一种计算机化的绝热氧化实验装置,该装置由计算机对系统进行实时控制和,克肥了原绝热装置难以保持恒温、耗时耗工等缺点。煤的初始升温率(IRH)和总温度上升值(TTR)预测方法,结合绝热升温实验,找出了IRH和TTR与煤的13种内在特性指标之间的关系。煤的13机硫酸盐含量(OSS)。在统计分析的基础上,建立了一套煤在自然升温倾向性方程,5煤层自然发火性的综合评价分类方尽管有大量的实验方法可用来对煤的自然发火倾向性进行分类,但没有哪一种测试方法能够综合考虑影响煤炭自然发火的各种因素在条件下无法模拟井下的条件,所以不能只用单一的某个或一组实验数据来对煤的自然发火性进行分类评价为了对井下煤层的自然发火性进行真实的评价分类,许多研究者综合了煤在自然发火倾向性和煤层开采条件等外在的影响因素。潜伏期义为煤层最初于采区中到第一次发现自热征兆的时间对于低品位的煤层,潜伏期通常为3~6个月,有的甚至几天高品位的煤层潜伏期一般在9~18个月,见表6。至今,该方法已被许多国家用来作为对煤层自然发火性分类的辅助指标。但该方法的局限性在于无法实现在煤层开采之前对煤层自然发火性进行综合评价预测。模糊聚类分类1990年提出了采用模糊聚类综合分类方法,综合煤层吸氧法得出的煤的内在自然发火倾向性指标和煤层的地质赋存因素,,对煤层的自然发火性进行综合预测。Feng,ChakarvartyCochrane分级方Feng,ChakarvartyCochrane1973年综合了煤层的内在因素和环境指标,如丢煤量、裂隙和通风风压,并根据各因素的影响程度赋予一定的权值指数,用表示如下:性指数＝煤层的自然发火倾向性指数×性指数是煤层的自然发火倾向性指数与环境指数的乘积,7该方法为定量地综合煤层的内在因素和开采因素对煤层的自然发火性进行综合根据1975年Bystron和Urbaski方法,Atkinson,Singh和Turney于1986年将绝热升温与Feng,Chakarvarty和Cochrane方法、以及潜伏期方法进行综合考虑。即将绝热升温测试中的IPT和TTR与外在的定量因素相综合,从而形成了目前英国和澳大利亚较常用的一种对煤层自然发火性进行综合评价分类的方法,如表8和表9所示2.2.4煤炭自然发火性评价的专家系自然发火性＝f(煤体本身的物理特性,地质条件,采矿技术为了更准确地评价井下煤层自然发火性,英国诺丁汉大学的Ren等开发的专家系Bystron和Urbski方法。该系统在对煤层自然发火性进行评价的同时,可向咨询者提出2.2.5结度上综合考虑了煤的自然发火倾向性在内的因素,以及外在的开采条件,近期开发的专家系矿井火灾科学中的煤层自然发火必须同时具备3个条件:一是煤层本身必须具有自燃煤层自然发火属于煤的自热自燃,具有自燃倾向性的层在采动应力及矿山压力的共同作用下产生破碎或堆积于工作面后方采空区,与空气中的氧在常温下产生持续物理化学作用并放出热量,热量积聚使煤体不断升温达到其着火温度而最终自燃着火。因此,矿井中的煤层自然发火期一般比较长,可达几个月或一年以上;煤层自热自燃过程发展的实质是煤氧,煤的氧化反应及其热效2应,热量积聚煤温上升,煤氧化学反应进一步加速的结果。客观上讲,易燃煤层在常温状态下的氧化反应速率并不大;只有在反应的热效应引起了煤层及其热环境的温度升高以后,,间单步不可逆的氧化反应时,: P—代表反应产物,如CO2等;Q—反应热,J/g;Coal一代表易燃煤层中的可燃成分。如果利用单位时间单位质量反应物的消耗量或产物的生成量来表示上式所表达的基元化学反应速率,根据质量作用定律,:式中,q煤氧化学反应的热产生速率,J/m3s;Gp反应产物的质量浓度,g/m3;t时间,s;[O2]—O2的质量浓度,g/m3;k—反应速率常数,kArrhenius指数定律给出:化能,约为40～400kJ/mol;T—化学反应的煤壁温度,K;R—煤的表面O2的气体常数。取

将(3)代入(2),得q=Q·[O2]n·A·exp(-氧化自热过程中热的产生速率q不仅与煤种煤质因素Q、A有关,而且与煤体的反应温度TO2浓度[O2]密切相关。而[O2]又与煤的表面流速及温度边界层中的扩散传质不同易自燃煤样的氧化发热量Q1表1中的数据表明,相同情况下低变质煤层的低温氧化发热量远大于高变质煤的氧化煤的自热发展与自燃临界性条煤的自热持续发展的O2低温的散失以对流散热的形式为主,Newton冷却定律:qLh··(T∞5)式中,T、∞—风温度,h—煤与空气间的对流换热系数,/m2S—煤氧化反应表面的散热面积,m2。流散热量qL应当等于通过煤表面边界层传递的热量qtr,即由Fourier导热定律,则得式中,λ—煤表面边界层内漏风空气的导热系数w/mK;y—边界层内距煤壁表面的垂直距工作面采空区或承压破碎煤体自热环境中煤的自热持续发展的条件可归结为①煤的热产生速率必须大于其热散失速率,即q>qL或q-O2煤的自燃临界性条不同变质程度的煤层有着不同的自燃着火温度Ti,测定的不同煤样的自燃着火2。2可知,变质程度低挥发份含量高的煤,其自燃着火温度一般都比较低。因此,矿井Ti即为煤自燃的着火温度;相应的煤体平均温度T0式中,TiT∞—分别为煤的自燃着火温度和漏风环境的温度,K;E—煤的表面煤氧化学反应的活化能,40～400kJ/mol;R—O2的气体常数。结从以上对煤的自热过程发展及其自燃临界性条件的理论分析可得出以下结论煤的微细观漏风裂隙结构表面气固非均相自热氧化反应的热产生速率q对温度T的关系是非线性的;T的关系则是近似于线性的,这qL≥q时,煤的自热环境就不存在聚热条件,煤的氧化反应放出的热量将全部散失掉,煤就不升温;时间长了,煤风化而不会发生自热自燃;Tq的影响极大,即对煤的自热过程发展影响深刻,并且煤温越接近于Ti,这种影响就越大。当煤的自热进入自热加速期以后,漏风空气对流散失的热量qL实上就可以忽略;展就是在自热环境内部热流耦合的能量动态平衡中持续稳定进行的。引火的矿井约占51.3%占总矿井火灾的90%以上。仅1999年共有87个大中型矿井,因自然发火封闭火区315次,造成了严重的煤炭资源浪费,并着井业人员的人身安全,1999年4月11日内大岭煤矿发生自燃火灾气体窒息,11人。煤炭断自燃发展的趋势,以便及时采取有效的防灭火措施,避免造成资源设备甚至生命损失,自然发火预测预报技术现预测技奥氏法是波兰的国家法定方法,230℃时受空气流作用的氧化速度值为分2050年代,我国依据着火点法的原理建立了煤自燃倾向性鉴定方法,90年代。鉴于着火点温度法存在化学试剂有害,测试方法等诸多缺陷,煤炭科学研究总院抚顺分院依据中国的实际情况,,———流态色谱吸氧法。该方法以煤在低温下附流态氧的能力(量和速度),数据精度可靠,因素综合评判预测法是指采用对与煤自然发火相关的各种内、外影响因素进行综合评分的方法,其指导思想是:,评出其分值;然后在大量统计分析的基础上,对影响煤自然发火程度的在因素进行评判,给出分值;将两者综相加就得出了相应条件下的煤自然发火的总分值及其分类。由于问题的复杂性,人们在给外在因素进行评分时带有一定程度的臆断性,且各个采煤国家仅是根据本国自身的具体情况制定相应的评判方法。但该方法是一种较为全面的预测煤层自然发火程度的方法,因此,前、、波兰等主要产煤国都在探索研究该类方法的应用,并取得了许多积极的效果。层的自然发火程度等指标参数进行预测。该法是基于大量统计资料,并在分析火灾发火气体产物模拟实验、DSC差示扫描量热热分析、DTA(差热)TG(热重)热分析、自预报技气体分析法的标志气体指标分为两类:一类是利用某些标志气体的浓度直接进行预测预报;另一类是利用某些气体组分的变化特性增率等)或某些气体组分之间变化规律(比值等)进行预测,,测定结果受操作的影响较,而且自动化程度低,无法实现自动而渐被众多煤矿所淘汰;气体传感器具有体积小、电信号输出、使用方便等特点,被广泛应用于矿井监测系统和便携式仪表中,但多数气体感器的稳定性、灵敏度和尚不令人满意,加之其价格比较昂贵,,,已基本实现自动化作业。近年来,-8500型矿井火灾多参数色谱监测系统和-4008气相色谱仪为代表的煤矿型色谱分析装备,在一定程度上促进了气体分析法在我国煤矿自然发火预报中的普及。预报煤自然发火的测温法分为两类:一类是直接用检测到的温度值进行预报或;红外测温技术来监测温度的变化过程。2090年代,中国煤炭科学研究总院抚顺分院在“九五”期间研制成功了以PN结组合连接、分时供电检测技术为基础的缆式温度监自然发火预测预报技术展预测技预报技家进行,1995年开始,中国煤炭科学研究总院抚顺分院与北海道大学合作,开始了煤自捉煤低温氧化初期释放气味的微弱变化,30～40℃,比CO的预报结综上所述,有关煤自然发火预测预报技术,在近几十年来得到了较快的发展,区域性指标体系,从系统工程学的角度,多层次、多学科地构建煤自然发火性的动态预煤层自燃概崔家寨矿井田位于河北省蔚县矿区北部,300m,1#、#、6#三个主采煤层,前主要开采5#、6#两个煤层,煤种以褐煤、长焰煤为主,各煤层均有自然发火。2002年以来,8次煤层自然发火事故或隐患,12所示。煤层自燃特点分通过统计分析崔家寨矿来的自然发火情况,可知本矿煤层发火存在以下特点护,回采过程中需留0.3~0.5m厚的顶煤,采空区后方遗煤多,易发生氧化自燃;5#煤层直接顶易,回采过程中不留顶煤,采空区后方浮煤少,不易发生自燃现象。6#煤层发生的自燃均与工作面回采过程中过断层带有关,回采过断层带时回采备过渡阶段。例如,E11610面发火前回CO气体浓度一直较低,但出现自燃征兆后回风CO浓度增长速度较快,1所示。综合防治措由于受煤层自然发火的影响,矿井通风安全管理受到了很大,严重制约了生产的正机理进行了系统研究,并在此基础上不断改进防火,效果显著。完善矿井防灭火系统设施提高矿井防灭火装备水完善了矿井防灭火灌浆系统,1个,将注浆与注氮系统分开,并装备对注氮防火系统进行了增容,提高了制氮防火能力。目前,2套PSA变压吸附式制氮机组(FN2-198-600),120m3/h。1套SG-20031GC-4085矿井气体多功研究矿井自然发火规为掌握矿井自然发火规律和机理,2005年-2006年对矿井自然发火规律进行了,主要开形量热仪,分别对东西两翼5#、6#煤层煤进行了测试分析。主要测试了煤样燃烧过程中的CO浓度、热释放速率、总释放热量、烟生成速率、热释放速率、有效燃烧热等参数的变化情况。表明:①东翼煤样的CO产生量较大,几乎达到西翼的2倍。由此可见东翼附近区域的火灾性较大。②分析热释放速率、总释放热方面、烟雾速率和总量等3个阶段,即自热阶段、氧化阶段、燃烧阶CO为煤炭自然发火的标志气体,同时以C2H4为辅助指标。煤层自燃期间产生气体分析。为摸清自然发火期间各阶段气体变化情况,对E11610面、E12605面自然发火面和西翼W11605面小煤窑遗留火区复燃期间气体进行了取样分析。结果表明:3CO、C2H4、C2H6气体,其中,西翼小煤窑遗留火区还检测到C2H2气体。各综采面回采期间回及上隅角CO气体浓度分析。通过对各采面采空区“三带”变化规律的研究。研究主要在E12604工作面进行,采用热电偶、束管2种方式对采空区温度、气体浓度等参数进行了测定。一是在E12604工作面2趟热电偶测温线;二是在E12602面回风巷向E126045个观测钻孔,在钻孔中布设热电偶和束管用于观测温度、O2浓度与推进速度的关系。分析测定结果,70~100m左右。在现场管理方面不断改进防火技术。①改进综采工作面回撤期间的通风备后,在回撤综采支架、工作面放断以前将不综采支架的一侧巷道(工作面的进风巷或风,W11603面首次采用了该方式,由于各种因素的限制该面历经两个多月才回撤完支架,但未出现自然发火征兆,且回撤后期回中基本检测不到CO气体,效果显著。该方式的使3所示。②回采工作面采取采空区后方注惰性气体和加大推进速度相结合的措施。2005年10月17日,E12605面过断层带期间回CO气体浓度增大,为防止发生自燃事故,采取了以下措施:加快工作面推进速度,3.6~4.8m/d;利用预先埋设在采空区后方的注氮管路向采空区注氮。1026日-11239300m3。通过以上措施回CO气体浓度降到了0.002%,并保持稳定状态,消除了自燃隐患,保证了工作面的正常回采。③回采工作时停采期间所采取的防火措施。由于受地质条件变化及矿井采掘生产安排等情况限制,曾出现工作时停采情况,为防止停采期间出现自燃事故,先后在E1151面、E12606面、E12605面、W11501面停采期间,采取了将工封闭火区注氮防灭火技术20051011日,E11610面在停采回撤支架期间出现煤层自燃事故,在处理火区和10221231日停止注氮,585850m3。小9m。O25%,必须查明漏风原因,并及时补注氮气。煤炭自然发火是煤矿安全生产重要之一重点煤矿中具有易自然发火56%90~94%..指标气体分析法是应用最为广泛的法，通过测定煤层发火过程中，2，2H2H3H8报.徐等析了自燃中氧化发热强度特征温度耗氧OCO.[6]采用理论实和计算机模拟等对煤的煤低温氧化性与自燃过程进行了较系统的研究.起等通过合分析选取的4个典型煤样的2H6等气体的检出温度，对比指标气体优选原则，研究和分析了东欢坨煤矿实验检出气体和煤样的自燃氧化结果.近些年采用绝热氧化法研究煤自燃特性消除了环境对煤氧化升温的影响，被广泛用来研究煤的低温氧化和自燃特性.等自燃区域内，O2浓度通常低于正常大气中的21%，而自燃火灾的发生往往是由区域引起的.崔家寨矿所采煤层属Ⅱ级自燃等级，通对崔家寨1#和6#煤层进行取样，研究两O2条件下氧化产物的生成规律，分析变氧条件下对煤自燃进程的影响，为更实验内容及实验设，和自燃进程有关煤的自燃特性和自燃进程，需建立专门的煤自燃程序升温实验系统.，C2H4，C2H6，C3H8，O2，CO和CO2气体；煤样罐为三通煤样罐，连接供气管路、出气口、温度测量系统，其上部和底部设有石棉，用于防止管路堵塞和分流；为供气60m铜质气管进行预热.实验过0.42~0.25mm25g作为实验煤样，其工业1.为了更好的研究变氧条件下煤自燃的特性规律，根据采空区自燃带实际氧气浓度99.999%21%的干空气按照比例配制.首先选取空的气瓶作为配制混合气体的缓冲气瓶和储气瓶.将缓冲瓶与氧气为21%的干空气气瓶相连，在气安装单向阀，由转子流量计控制气体流量，以一定压力向缓冲气瓶注入5.8%，9%，13%，17%，路气密性.150mL/min的流量向煤样罐内通入不同浓度氧气的混合气体.GC-4000A气相色谱仪进行气体成分和含量分析.煤岩自燃特性分温度对自燃产物的影1#6#煤样在升温过程中氧化气体和碳氢类气体的含量变化规律，采样温度为35℃，50℃，65℃，80℃，95℃，110℃，130℃，150℃，170℃，190℃，121%2指数拟合曲线.可以看出CO和CO2生成量最多，在130℃以下生成量缓慢增加，之后明显CO和CO2基本一致，定义96%与温度之间呈指数增加关系.126#1#130.1#煤样自燃倾向性高，现场应重点监测.供决策依据..时进入剧烈化学反应时2H4，2H6和3H8产生，因此可以把这3种气体作为指3种气体时应立即采取防治措施.不同氧气浓度对自燃特性影有必要.针对1#和6#煤层采空区不同地点的实际氧气浓度（氧气浓度为10%~18%，分析3451#6#煤样在不同初始氧气浓度下氧化产物的生成规律.可以看出氧化气体生成量随氧气浓度升高而增加，当初始氧气浓度为13%~17%左右时达.13%~17%.这说明此煤样在13%~17%.现场应250t的现代化大型矿井，煤层300m1#，5#，6#煤层.该工作面进风巷沿煤层顶板布置，其断面设长焰煤为主，但由于煤质特性，存在严重的自然发火隐患，20028次煤层3自热阶段、氧化阶段、燃烧阶段.CO为监测自然发火的标志气体，同时以C2H4，C2H6和C3H8等为指标通过对各采面回、上隅角CO气体浓度分析，对做好日常防火预测预报工作提供了技术依据，根据工作面回、上隅角CO气体变化情况和气相色谱分析结果在钻孔中布设热电偶和束管用于观测温度、O2浓度随推进速度的变化规律，测定70~100m左右，在处理火区和封闭火区时采取了注氮灭火措施，效果良好E161013%剧，取得较好的治理效果.结煤自燃过程中产物随温度升高而增大.130℃130℃煤样急剧加速氧化，煤自燃剧烈参考文徐永忻.采矿学.徐州：中国矿业大学吕志强,,刘立国.崔家寨井田煤层自然发火规律分析及对.中国矿业大学矿业,江苏徐州;2.开滦蔚州公司崔家寨矿,河北蔚县，林在康.采矿工程专业毕业设计手册.徐州：中国矿业大学，，李学华.采矿AutoCAD2006与提高.徐州：中国矿业大学.杜计平，.煤矿特殊开采方法.徐州：中国矿业大学，罗海珠.煤自然发火预测预报技术的现状与展望.煤炭科学研究总院抚顺，院洪晓华.矿井提升.徐州：中国矿业大学.矿井通风与安全.徐州：中国矿业大学朱，韩振铎.采掘机械与传动.徐州：中国矿业大学.煤矿地质学.：煤炭工业李崇山.矿井煤层自然发火的自燃临界性条件.能源部.煤矿安全规程.：煤炭工业翻英文原ResearchonSafetyCoaltyandit’sapplicationtoCoalandGasOutburstMineWangHaifeng1,ChengYuan1,YuQixiang1,ZhouZongyong2,ZhouHongxing1,Liu（1.SchoolofEnergyandSafetyEngineering,UniversityofMiningandTechnology,Xuzhou,Jiangsu,;2.Qinanmine,HuaibeiCoalCo.,Suzhou,Anhui,234115,：Inviewofexcavatetensionincoalandgasoutburstmineandthedemandforsupervisionofcoalminesafety,thepaperputsforwardtheconceptofsafetycoalty.Safetycoaltyisapartofpreparatorycoaltyandmeansnon-outburstdangercoaltyinpreparatorycoalty.Safetycoaltyconsistsoffourparts,preparatorycoaltyinnon-outburstdangercoalseam,preparatorycoaltyinnon-outburstdangerregion,preparatorycoaltyofnon-outburstdangerbyverificationprognosisinoutburstthreatenregionandpreparatorycoaltyofnon-outburstdangerwithregionalgascontrolinoutburstdangerregion.Forminingsafety,miningcoaltymustbesafetycoaltyandisapartofits.Afterysisof“threecoalreserves”andsafetycoaltyofQinanmineinHuaibeiCoalMineArea，itisconcludedthatsafetycoaltycoversaboutfour-fifthsofpreparatorycoaltyand2.3timesofminingcoalty.Themineableperiodsofpreparatorycoalty,safetycoaltyandminingcoaltyis16.6months,13.3monthsand5.9months,respectively.AccordingtopracticalsituationofQinanmine,safetycoaltyofQinanminemeetstherequirementofnormalrelayandminingsafety.Keyword:coalandgasoutburstcoalmine;safetycoalty;“threecoalreserves”;regionalgascontrol;theengineeringmethodOurcoalmineafterdecadesofundergroundmining,mininglevelgraduallyextendedtodeep.In2004,theaveragelargeandmedium-sizedcoalmineminingdepthof456m,800mofminingdepthmorethan15ce,morethan1000mofcoalminehaseightce,thenationalcoalminingeveryyearabout10to20m(fastestnearly50m)speedtothedeepextendingdepth[1].Alongwith