级设计采矿08-4陈四楼说明书

：年月日摘一般部分为陈四楼2.4Mt/a新井设计。陈四楼煤矿位于省永城市西北郊32.85km2211°7.43m井田为立井单水平开拓；长壁放顶煤采煤法；矿井通风方式为并列式。330d，工作制度为“三八”制。10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿6.采煤方法；7.井下；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术Riosa–Olloniego煤矿瓦斯的预防以及治理方法，英文题目为：Controlandpreventionofgasoutburstsincoalmines,Riosa–Olloniegocoalfield,Spain。Thisdesignincludesofthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslatedpart.ThegeneralpartisanewdesignofChensiloumine.Chensilouminelinesinnorth-westofYongchenginHenanprovince.Thetrafficofroadandrailwayisconveniencetotalareais32.85km2.Thetwoisthemaincoalseam,anditsaveragedipangleis11degree.Thethicknessofthemineisabout7.43minall.Theprovedreservesoftheminefieldare319.6Mt.Therecoverablereservesare206.04Mt.Thedesignedproductivecapacity2.4Mtpercentyear,andtheservicelifeofthemineis64.17years.Thenormalflowofthemineis894m3percenthourandthemaxflowofthemineis1200m3percenthour.Themineralwellgasgushesthedeallower,forlowgasmineralwell.Thewellfarmlandistwolevelsinverticalshaftdevelopment;thecolemineisthelongwallmining;thecentralizedventilation.Theworkingsystem“three-eight”isusedintheChensiloumine.ItproducedThisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefield2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.ThebasiceconomicandtechnicalforwardsomemonitoringMainlyfortheforwardsomemonitoringMainlyfortheminewaterdisastermechanism,Mmonitoringtechnology

inewaterinrushpredictiontheorymethodTranslationpartofmaincontentsesiscoalminegaspreventionandcontrolmethodinRiosa–Olloniegocoalfield,Spain.Englishtopicis:Controlandpreventionofgasoutburstsincoalmines,Riosa–Olloniegocoalfield,Spain。. 矿区概述及井田地质特 矿区概 井田地质特 煤层特征 井田境界和储 井田境界 11井田地质勘 12矿井地质储量 12矿井可采储量 15矿井工作制度及设计生产能力、服务年 矿井工作制 19矿井设计能力及服务年限 19井型校 20井田开拓 井田开拓的基本问 22矿井基本巷 31准备方式-带区巷道布 煤层的地质特 40带区巷道布置及生产系 41带区车场选型设 47采煤方法 采煤工艺方 49回采巷道布 60井下……………………概述 66带区设备选 大巷设备选 矿井提升 矿井提升概述 73主副井提 73矿井通风与安 77矿井地质、开拓、开采概况 77矿井通风系统的确 78矿井风量计 82矿井阻力计 88选择矿井通风设 94安全技术措 98矿井基本技术经济指 100参考文 浅析采煤工作面断层处机理及防治 104参考文 英文原文 123中文译文 130致 矿区概述 地质特永城矿区陈四楼位于省永城市境内，为城厢、陈集、顺和乡所辖。井8km；地理坐标：东经"30º00´35"。)通，交通堪称方便。详见矿区交通位置图1-1。高+32.49m~+36.50m，一般在+32m至+35m3m左右。地表广区内地表水系不甚发育，最大的河流—沱河在南部2km处流过。内384m3/s（1963年。14.341℃(1959730日)，最低-19℃(1957221日)1022.5mm（1977年630.4mm75日~18日)：蒸发量最大蒸发量1985.7mm（1978年最小1603.2mm，(1975年)，1745.4mm。：183m/s(1982421日)12319cm据《中国烈度表》载，本区属六度区.省局受永城煤炭工山东交河江南苏图1山东交河江南苏图1（84和建筑物可提高1度设防”煤炭部基建司对陈四楼矿井方案设计意见明确：“建筑物烈度均按6度设防，但对六大要害系统按7度的构造措施设计。”步形成了煤矿，除部分大件煤矿机械外，基本可以满足煤矿建设需要。矿井工业场地至矿区集配站的铁路线正线里程15.86km新老两条永砀矿井永久电源由永城220kV变电站供给。地方兴建的永城110kV变电至第三系古新统两段。钻探的基岩地层上至石千峰组（平顶山砂岩)，下至中1100m。自下而上叙述如下:1、中奥陶统马家沟组(O2m)，由白云质灰岩、灰岩组成 内厚30~45.20m2~22m8.78m；上统太原组（C3t，由9~11层薄至3~5层，厚度93~164m133m；3、二迭系(P)，厚度961.2m，下统齐全，上统K6标志层以上多被剥蚀；（P1xK5砂岩标志层底界与上石盒子分界；山西组（P1S，厚度89.94~131.78m，平均106.43m，由泥岩、砂质泥岩、砂2K3灰岩标志层顶界与石炭系分界，上K4鲕状铝质泥岩底界与下石盒子组分界；上石盒子组（P2s，钻孔穿见厚度728.98m，共分四段，每段底部都以一层稳（K5~K94、新生界300~430m，详 地层划分表1-1（后附矿井综合柱状图 向SWW。受多期构造运动的影响，褶曲、断裂均较发育。270º4NNE向断裂为主，近东西向断裂也1-2。322 平界系统组段|—四三二—81.65-组48.53-上统组 中统组 正A正A正A正B正B1q=0.004~7.0/s·m，K=0.6~23m/d含水砂层之间及其与基岩之间有厚度比较稳定二迭系砂岩裂隙，孔隙含水组：主要由上、下石盒子组及山西组砂岩裂隙孔隙承压水组成，其补给方式以水平侧向渗透补给为主，渗透能力差，富水性弱，迳流滞缓，静储量为主，易于疏干。q=0.1213/s·，=0.568~3.91m/d4-a。石炭系灰岩岩溶裂隙含水组：主要含水岩层为石灰岩(11层)L2、填。补给方式为远方侧向渗透。q=0.000685~2.068/s·m，K=0.00492~7.473m/d。SO4~CaNa，矿化度>2g/l。奥陶系岩溶裂隙含水组：区域范围内，在省闸河煤田东西两侧出露，q=0.000685~15.7/s·m，K0.002~7.473m/d。水质类型SO4~CaNa，矿化度2.206~4.43g/l。2、水文地质条本水文地质类型为中等—简单，其主要依据是小于0.01/s·m，为简单类型；30m的粘土层阻隔，正常2煤层之间有砂岩和泥岩组成的隔水层，厚度在50m以上，正常地段二2煤层的开采不存在底板突水的；内断层富水性及导水性弱，q<0.0013F12煤与对盘太原组灰岩相接，可视为弱补给边界。通过采用“集水廊道”894m3/h（其中：K5m3/h12.42m58%221、三2422煤层为一稳定~(偶含泥岩夹矸一层)11.30m08线以南。04线1-3二2煤层低灰分，特低硫，高发热量；理论分选1.7时，可选性为易至极三煤组各煤层煤质的共同点是中至富灰分(三1煤为富灰)，特低硫高；1-4121cm3/g；瓦斯风化带分布很广很深，除个别富集点之外，都属瓦斯风化带，直至-800m以深。虽然瓦斯煤样的取样2m3/t·d左右。3、煤尘无性到具弱性452煤层在-650m636531℃231，属一级热害区；三20312孔至-650m247380.9m储委煤炭专业于1986年5月24日至27日对该报告进行了地质11队根据意见，对报告进行了修改补充，于7月22日送交煤委复查198682735~48m的“入”字形断层（F3、F4）K5427m4煤层的直设计建议 862境界和储2.1境2.1.1范、永城矿区陈四楼位于省永城市境内，为城厢、顺和乡所辖。井田中心南距永城老县城8km；位于黄淮冲积平原东部，地势低洼平坦，自西北向东南微微倾斜，地面标高+32.49m~+36.50m，一般在+32m至+35m之间，3m左右。、2.1.258%2煤层为一稳定~较稳定、结构简单(偶含泥岩夹矸一层)的厚煤2煤层。2.1.3尺的最大长度为8.5km，最小长度为5.1km，平均长度为7.3km。5.1km3.2km14°7°11°。S=H× （2-S——的水平面积H——的平均水平宽度L——的平均长度则的水平面积为：S=7.3×4.5=32.85km2，赋存状况示意图如图2-1图2-1-1赋存状况示意2.2地质勘47380.9m储委煤炭专业于1986年5月24日至27日对该报告进行了地质11队根据意见，对报告进行了修改补充，于7月22日送交煤委复查19868277.00～8.10m7.43m根据本矿的地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算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%：50%时，以各煤分层总厚度作为储量计S——块段面积

ZmrScos

（2-γ——煤层的容重，1.4——2-3-12-22-3-1：2-3-1矿井地质储量计算表倾角面积煤厚储量核算AB6C8D资源总储 矿井工业储量是指在范围内经过地质勘探煤层厚度与质量均合乎开采333的大部，归类为矿井工业储量。

90%、10%分配，次边际经济基础储量不计。各种储量分配2-3-2：2-3-2 数 合 （2-Zg=176.094+19.56+88.047+9.783+32.61×0.8=319.587，暂留30m宽度作为井界煤柱，则边界保护煤柱的损失按下式计算。，

PHLm

（2- 边界长度，23257m；m—2-4-1。2-4-12.42.4Mt/a2-3-3可以确定本设计矿井的工业广场为2.4km2,600m×400m1417条规定工业广场属于Ⅱ级保护，需角（2-4-2）采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失。2-4-2煤层厚度-S0.5H(L1L2式中S——工业广场保护煤柱平面面积，mH——梯形面的高，m；已知H=1430m，L1=1400m，L2=1600m，代入可得S=0.51430（1400 F .78m2Pg=23.16Mt2-4-1

F1，F2，F3，F4，F5F1，F2可靠且30m保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得：

Pf(L1L2)2m

（2-——煤层容重，t/m3已知1.4t/m3m7.43m，代入（2-5）Pf(1817+663)27.431.430同理，F3，F4，F5Pg(L3L4L5)2mPg——F3，F4，F5煤柱损失，Mt；m——煤层厚度，m；——煤层容重，t/m3

（2-L3=1373m，L4=1425m，L5=2382，=1.4t/m3，m=7.43m，代入（2-60m，沿大巷。基于以上（2-5，可以得到煤柱损失量为6.62Mt。2-4-2-4-4煤柱类 储量边界保护煤 断层保护煤 大巷保护煤 风井保护煤 工业广场保护煤 合 Zk——

ZZP

Zg——根据《煤炭工业矿井设计规范》2.1.4条规定：矿井的采出率，厚煤层不小于0.75。2.4Mt/a。ZkA和矿井服务年限TT——

T

ZK

（3-ZK——A——K——2.2.6条规1.5。把数据代入3-1得矿井服务年限T

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，能力大，调度方便灵活。并列式通风辅助大巷进风煤炭大巷回风工作面采用后退式U矿井设计生产矿井设计服务 煤层倾 煤层倾 煤层倾 600————251.2～2.4Mt/a50a30a2.4Mt/a4开4.1开拓的基本问开拓是指在范围内，为了采煤从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井确定矿井开采程序，做好开采水平的合理确定矿井通风、及供电系统（1）4-1-14-1-1优 缺 适用条形式 有足够储量硐

立井

（2）.；；（3）⑧两翼储量基本平衡工业场地的具置及坐标见图地的占地面积为24公顷，其形状为一矩形，长度方向和煤层的方向平行，宽要有利于采区的正常区的。根据条件和《煤炭工业设计规范》的有关规定，本可划分为2个1223～15°9.73°，为缓斜煤层，因此只需布置一个水平即可。一水平标高-580m。2206.04Mt，服务年57.2a4-1(a)。方案二：立井单水平上下山开拓（下山布置在岩层中4-1(b)。与上下水平煤层大巷相连通回风大巷和辅助大巷布置在煤层中沿底板掘进。4-1(d)。

①低②可以定向取直，有利于辅助工具的使用但通风条件差；巷道费用增加；经粗略经济估算方案一比方案二高27.28%，；掘进，使后期基建费用加大；增加了设备的配备费用；而方案四采用立井两；4-3—4-7中。井筒大巷的辅助费用均按占费用的20%经行估算主副井及风井布置在岩层中费用较低故未对比其费用的差别主、辅大巷断面大小不同，大巷费用按平均费用估算， /（煤（岩（煤（岩费/（煤（岩（煤（岩费用/费用/百分数百分数/总费用/费用/ 主井井筒主井井筒副井井筒副井井筒井底车场井底车场开拓大巷开拓大巷 下山主立井井筒轨道下山副立井井筒井底车场0井底车场主石门主石门开拓巷道开拓大巷 /万/万大巷大巷排水/万排水/万 项 方小00小总 小小000排水/万合 项 方费用/百分率费用/百分率矿井共有三个井筒，分别为主井、副井、回风立井位于工业场地之中，担负矿井2.4Mt/a的煤炭提升任务,决定主井采12t6.5mm2450mm35.6m216小时。4-2。位于工业场地之中，与主井东西相距约60m，担负全矿的材料、人1t140.71m2500mm（1400m4-34-4。27.43m稳定，底板起伏不大，为缓倾斜煤层，煤层厚度2°～5°，留大煤柱护巷；布置一条大巷，在煤层底板中，大巷水平间距1514.8m25240mm4170mm18.9m2辅助大巷和主大巷断面特征如图4-5和图4-6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要求井底车场布置形式应根据大巷方式通过车场的货载量井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室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，宜采用折返折返式与环形相结合形式的车场若辅助采用有轨系统则宜采用环形形式的采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井井下采用多种方式时4-7。1.520个车厢，采用1t固定箱式矿车，型号为MG1.1-6A外形尺寸（长×宽×高）：2000×880×150（mm70m。井重车线；矸石列车驶至AB间，机车摘钩,经道岔B，通过调车线，过道岔右翼调车线停放一备用机车，用于材料和设备的、井底车场硐室主要有：井底煤仓变电所、主排水泵房、消防材料库及工、7.0m，有效装煤高度为21m，经计算煤仓容量为1200t；胶带输送机能力894m3/h1200m3/h，所需水仓的容量为：根据水仓的布置要求,水仓的容量为QS式中:Q—S—水仓有效断面积，10L—水仓长度，1045.61mQ

(4-Q

14-2 2.416t井 直6.5 615井 面33.184505044.1844.1814-3 1t矿车双层四车窄罐笼1t井 直7.2 615井 面40.175001000～140066.4778.54 1图4-4风3 3 2.4井 直4.5 565井 面15.9021.2437.39150图4-5胶带大 断面锚杆净 轨道 50图4-6轨道大 断面锚杆净4-4-15-通路16-调度室17-电机车库及修理间18-副井重车线19-副井空车线202425-推车机硐室2AB47513根据带区煤层地质情况，本设计采用带区准备方式。具体如下，为了有利于矿井早投产早回笼缓解前期建设的紧张状况，本设计，斜分带，分带平均长1500m。设计首采带区（一带区）位于，接近井底车场，F2190m处左侧既是。12.42m58%221、三2422煤层为一稳定~(偶含泥岩夹矸一层)3°～15°9.73°1.46t/m32.5左右；内瓦斯含量普遍较低，一般小于1cm3/g；煤尘的性和自然发火危会发生“底鼓”5-1。 泥F12煤与对盘太原组灰岩相接，可视为弱补给边界。m3/h10°，总体呈近水平。经初步勘探无断层，具体有待开采过程中确认，煤层赋支流长河经过中部，无大的地表水系和水体。1）巷道布置简单，巷道掘进和费用低、投产快2）系统简单，占用设备少，费用少本设计矿井胶带大巷布置在煤层中，辅助轨道大巷布置在煤层底板稳定岩层中，辅助采用1t固定式矿车。长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助、行人比较现有设备都是按长壁工作面的回采条件设计和制造的，不能完全适应9章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共3m保护煤柱。由于首采区两侧均无采空区，故不留设保护煤柱。m4.5m3.2m4m3mB为：B=208.5（mU带区5-1

图5-1巷道布置带区生产系统包括运煤系统辅助系统通风系统排矸系统供电系统、煤由工作面刮板机→斜巷机、破碎机→斜巷胶带输送机→大巷胶带辅助系工作面。路线如下：辅助大巷→工作面轨道斜巷→工作带区2108工作面路线为：副井┓主井┛巷→风通风系统路线如图5-2图5-2通风系统路线供电：地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→辅助斜巷→2108262108255KW水泵，一台使水流方向：工作面→21082巷→辅助大巷→副井井底水仓→地时支护相配合部分巷道采用掘巷道快速掘进技术主要通过实现掘工艺中掘、支、运三大工序的深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间的优化配置，从实用技术。主要包括：中深孔、锚杆成套支护等。KW局扇，通风方式为压入式。掘进面通风系统如图。7.43m综采放顶煤工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量A330HLan

（5-

————煤层容重，t／m3；L——工作面长度，m；a——采煤机截深，m；n——6H1=2.8m=1.46t／m3L=200ma=0.686mn=6C0=0.97，将1，A330HLbnC

（5-

H2顶煤高度，m；——煤层容重，t/m3；L——工作面长度，m；b——放煤步距，m；n16H1=4.63m=1.46t／m3L=200m，b=0.686mn1=6,C1=0.75，将2，A2A0A14.5m3.2m43mA(BB)mT

（5-

B1运煤斜巷宽度，m；m——T————B1=4.5mB2=4m，m=7.43mT=1930m，=1.46t／m3，C2=0.70，3，2.4Mt/a2.506Mt/a，能满足矿井的产带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100% 带区内工业储量为：2.478Mt带区内实际采出煤量为：2.127=2.127/2.478×100%=井底变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所1-轨道大巷2-胶带大巷3-运料行人斜巷4-绞车房5-运料进风石门6-带区运料平巷7-运料斜巷8-牵引车下部绞车5-32~(偶含泥岩夹矸一层)的厚煤1.46t/m32.51cm3/g；煤尘的性和自然发火性都较低。5-1。；出适应各种条件的采煤设备支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面93～97%以上。；矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。2905.2m共布置两条斜巷：一条进风兼辅助，一条回风兼运煤。两斜巷设计均为矩形断4.5m3.2m4m3m；6-1，6-2，6-3。工作面采煤机双向割煤往返一次进两刀，即采煤机上行（下行）6-120m6-1（a；0.686m6-1（b；6-1（c；6-1（d；1（e0.4m之内。否则，会使输送机过度弯曲，造成采煤机运行，严重时会损坏采煤机滑靴。采煤机截割下来的煤炭和放顶煤由工作面前后刮板输送机 到AA1AA12AAAAA AAAAA AAA12AAA12A A 型º截mm-量-台2V--最大不可拆件尺寸（高总t 项目 型号-型式--高度m宽度mm2尺寸（长×宽×高m质量t工作面前后刮板、破碎机、机、斜巷胶带机的选型分别见表6-3、表6-4、表6-56-6。 项目 型号-mm链速-V圆环链规格26×86--中部槽规格（长×宽×高m质量t 型-与带式输送机长mm链-V圆环链规格26×86--中部槽规格（长×宽×高m质t 型--电-V外部尺寸（长×宽×高质t 型-m带机-V带-机头外部尺寸（宽×高m质t1336-26-7。结合矿上实际情况，工作面支架支护强度按工作面最大采高的2倍进行F2HRgSFHRS—单架支护面积，m

（6-已知H=7.43m，R=2.25×103kg／m3，S=7.60m2，g=9.8N/kg，代入 F=2×7.43×2.25×103×9.8×7.60×10-泵提供，液泵压力设计为40MPa。具体参数见表6-8。6-7 项目 型号-机-高度m宽度mm路厂㎜质t41.8m0.7m15m3）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不安全隐患及时处理工作面的斜巷内材料必须提50m70m以外。12.5～3.0m时，低位放顶m12m为宜。2.8m4.63m1:1.652AM500/3.5型采煤机的截深d（0.15～0.2） （6-dh—放煤高度，mm0.686m。3，6-9。QgLH1naQg————煤层容重，t／m3；L——工作面长度，m；a——采煤机截深，m；n——6

（6-H1=2.8m=1.46t／m3L=200ma=0.686mn=6C0=0.97，将1， 22262226433机211421142226-4482114-336端头633222621113

H2Lbn1C1Qf——日放煤量，t；——煤层容重，t／m3；L——工作面长度，m；b——放煤步距，m；n16

（6-H1=4.63m，=1.46t／m3L=200m，b=0.686mn1=6，C1=0.752，QQgQf 工作面工人效率＝工作面日产量/

（6-2.8m4.63m0.686m66-9工作面成本设备折旧费1.866（元/t。工资150元，工51.89t。则吨煤工资费（C2）150/51.89＝2.89（元/t）材料费、、材料消耗费用包括坑木费用费用费用、坑袋费用以及其他材料费用，综采面材料费（C3）6.0元/t（见《采煤工作面分册》第七项。、、电费a动力电耗＝电机容量总和×开动台数×循环开动小时×负荷系数/循环产量2500k6h2500×6×1×0.92/15.7＝12.37（kWh/tb照明用电耗＝200kW＝200×8/15.67＝1.42（kWh/tc 单价——0.40元/kWh代入得：＝5.52（元工作面吨煤成本 （6- 1m2m3m4-34m5t6个67-8t9吨/m3/万6%元1m3/t2.4Mt/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。工一侧布置一条一条进风兼辅助一条回风兼运煤两斜巷设计均为矩形断面，3m保护煤柱。2°～8°10°210811000mm宽的皮带运煤，布置动力电缆；21082辅助巷铺设轨道，通过设备车辆，斜巷支护（6-26-14.4m24m3m4.1m3.213.12m12m21WΦ22mm2.4m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度230kN，mm1.6m150×150×8mmΦ18mm圆钢焊接而成，用菱形金属网护帮。工作面一侧煤帮为120×120×6mm200×300×50mm3010°开切眼支护（6-150×150×8mm30°角，其余与顶板800mmΦ18mm2.4m的圆钢锚杆，树脂端部锚固，间排距800mm。 间距间距间距间距 80800 106-4井下采用架线式电机车牵引1t固定车厢式矿车设备和材料；工作面辅助采用连续牵引机高效工作大巷和工作面煤炭采用胶带机连续不间断针2.4Mt/a。330的性和自然发火性都较低。1800m4000m。带区内布置一个工作面、两个掘进面保产，设计综采放顶煤工作面日产量工作面安装和搬家两种情况人员考虑以各采掘面人员一次运到位为基础兼顾其它固定工作点的人员。矿井系。。1.方， 环，道布置简单；综合以上所述，设计采用胶带机运煤。辅助组合钢带支护其辅助量主要体现在工作面安装和搬家过程中以及有关消耗类材料的定期结合其他矿井的成功经验设计采用连续牵引车支架等大件设备，实现工作面连续高效。由于连续牵引车具有储绳梭车等特殊系统配置，同样可以采用连续牵引车实现变距离。材料和油品等轻型货物按照《煤矿安全规程，采用设备包运，单独2.系放顶煤工作面→皮带斜巷→主大巷→主井井底煤仓→主井→地掘进工作面→掘进面皮带斜巷→主大巷→主井井底煤仓→主井→地地面→副井→井底车场→辅助大巷→辅助斜巷→工作地面→副井→井底车场→辅助大巷→掘进面辅助斜巷→掘进工作地面→副井→井底车场→辅助大巷→带区车场→各个工作地运出井下。其系统如下：井下系统见图7-1。带区设备选必须考虑矿井开拓系统状况，并与系统统一规划，注意上下环节能力的配套，以及局部与总体的统一；必须使上下两个环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生图7-1井下系必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等1）设备选，带区设备配套选型如下：前后刮板输送机型号为SGB-764/264机型号为6-36-46-56-6。，2）能力验设计放顶煤长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为440t/h，工作面刮板机大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备能力均大于或等于前面设备的定段的，距离不能带长，一般不超过2km，不能进入多条分支巷道，只适合坡度较大的斜巷。单轨吊需增加大量U型钢拱形支架或梯形钢支架，钢150kN的拉拔力。37kW、55kW7555kW12°75kW支架整体要求，配备人车后在工作面巷道实现人员10°7～9m12°SQ-1200-75连续牵引7-1：动式滑轮来吸收余绳、缓冲冲击力，使用效果很好。 项目 型号-t°绳速1.0/1.7m电动-机所大巷设备高产高效集约化生产，大巷带式输送机的能力应与采区采煤设备的瞬时生产500t/h，斜巷胶CST 项目 型号-粘重t7轨距供电VNh电-台2--ｍ7外形尺寸（长×宽×高 项目 型号-容积mt1轨距-外形尺寸（长×宽×高质量数量辆 项目 型号-tt轨距-外形尺寸（长×宽×高质量数量辆 型-吉个3轨°外形尺寸（长×宽×高mm质数辆7.2.3设备能力验主设500t/h，斜巷胶SSJ1000/2×160CST可控启动装置，配YSB-160辅助设矿井采掘面等各工作地点人员以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾2122m800m1700m60t2122m800m1700m3ｍ/s1ｍ/s30min515t辆，每班能力为75t，大于每班需求运量，可以满足材料、设备的要求2.4Mt/a57.2330内瓦斯含量普遍较低，一般小于1m3/t；煤尘的性和自然发火7.2m40.71m2500mm（m37.39m221.24m2570m2.5/（Ⅱ，600t/h。具体参数见下表。 型-tｍt厂 型号—ｍｍ3ｍ数量条4间距ｍ 型号—中心大小N钢丝破断拉力总和（不小于—矿井设计日产量为7437.28t，设计净提升时间为16h600t设计放顶煤回采工作面和两个掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为7.0m21m1200t时出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56t/h70。选择罐笼型号为 型号——型号—车数辆4人t根2数量根4直径 型号—ｍｍｍ数量条4间距ｍ 型—直径钢钢丝破断拉力总和（不小于— 型—NN总N陈四搂总体NNW，倾向SWW东至二2露头线西至“环状断裂”；北达F38断层和岩浆侵入所造成的天然焦边界；南靠城郊煤田边界。南北走在范围内，二2煤层赋存稳定，平均倾角11°，矿井相对瓦斯涌出量为平均1m3/t，煤层自然发火性和煤尘无性均较弱高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在内划分一个带区，五个采区。200m，同时布置一备用面，7437.28t/d，3.916mAM500/3.50.686m，采高2.8m6ZFS4800/18/32B。9.1 12×37524×13234800465005刮板132611078125950—4000翼胶带煤层大巷掘进头。井下大巷采用矿车辅助工作面斜巷连续牵引车井底车场设变电所、充电硐室。带区内不设变电所。遇岩巷掘进所需由井底车场库提供，各硐50058、一般说来，新建矿井多数是在并列式分列式、两翼对角式和分区对9-、 初期投资较少，工业场地布置集风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性风路较长，风阻较大，采空区漏投资稍大，后期费大建井期限略长，有时初期投资稍大煤层倾角大、埋藏深，但长度并不大，而且瓦斯、自然发火（4k井型较大，煤层浅，瓦斯和自然发火严重的新矿300m，一水平标高为-620m；煤层为缓斜煤层，分一个带区和五个采区；煤层无自然发火，煤尘无性。根据以上分析，且矿井年产量2.4Mt，属大型矿井，确定技术可行的两个方案为：并列式通风或两翼对角式通风。后期开采中，需 回风上山增加了风井工业广场占地及建设。因此，本设计选用并列式通风方式。 （元/（元/000合压入式主扇使井下处于正压状态，当主扇停转时，压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。工作比较，漏风较大。会把小窑积存的有害气体抽到井下同时使通过主扇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，过渡时期是新段同时作业时，主要人行巷道和工作点上的污风不串联。通风构筑物和调节设施及辅助通风机要少充分利用一切可用的通风井巷，使通风井巷工程量最小进风井巷与采掘工作面的进的粉尘浓度不得大于0.5mg/m3必须采取净化措施，使进的含尘量达到上述要求。主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和气体的污染，60%采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿通风，电耙应位于的上风侧，有污风串联时，应人员作业。井下破碎硐室和库，必须设有独立的回风道10min40%轨道斜巷进风这种通风方式新鲜不受煤炭释放的瓦斯煤尘污染及放热输过程中所释放的瓦斯可使 的瓦斯和煤尘浓度增大影响工作面的安全。，生条件机设备所散发的热量，使进的温度升高。此外矿车来往频。，结合以上信息本设计选用轨道斜巷进风斜巷回风故工作面宜采“U”1通风容易时期和通风时期的定（1）（2）时期的采煤方通风容易时期和通风时期的通风系统立体示意图见图9-1、图9-21各用风地点需风量计算或经验数值部分Q(QaQbQcQd)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，m3/minQc——硐室实际需要风量的总和，m3/min

（9-Qd——矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m3/min；Kt——Kt=1.2～1.25 9-1图9-2时期矿井通风立体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50%。Qai100qai

（9-Qai——qai——iKai——i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，它是各可取Kai=1.2~1.6；采工作面可取Kai=1.4~2。已知qai=5m3/minKai=1.5Qai=750长壁工作面实际需要风量（Qai，按下式计算：Qai60Vai

（9-Qai——Vai——iSai——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。已知Vai=1.6m/sSai=22m2，可得：Qai=2112 。采煤工作面风速Vai按人数计算实际需要风量（QaiQai=4×NiQai——按人数计算实际需要风量，m3/min；4——4m3的规定风量，m3/min；Ni——i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。Ni=58，可得：Qai=2322112m3/min

（9-Qai≥0.25×60×

（9-Qai——Sai——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（QaiQai≤240×Sai已知Sai=22m2Qai=2112m3/min，可得：330m3/minQai≤5280m3/minQai=2112m3/minQaj=0.5×QaiQaj——备用工作面所需风量，2112m3/minQaj=1056m3/min

（9-（9-Qbi——iqbi——

（9-Kbi——Kbi＝1.5～2；已知qbi=5m3/minKbi=1.6，可得：=800Qbi4Qbi——4——4m3Ni——i60人。可得Qbi=240m3/min

（9-Qbi=800m3/min60～80m3/min100～200m3/min。m3/minQdi133qdiQdi——qdi——

（9-Kdi——Kbi＝1.2～1.3；已知qdi=5m3/minKdi=1.2，可得；Qdi=798m3/min1， =7185.6 =7507.2Q4NQ——N——K——N=500K=1.5N=3000

（9-7185.6m3/min7507.2m3/min1.2Q放=2112×1.2=2534.4Q备=1056×1.2=1267.2Q掘进=800×1.2=960岩石大巷掘进面：Q掘=800×1.2=960机车检修、充电硐室：Q充=150×1.2=180库：Q火=130×1.2=156其它巷道：Q其它=798×1.2=957.6m3/min9-5。 88886468646890%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。294010%350mm、、通风容易时期的最路线123456综工 81819通风时期的最路线122122232425综工 2627321819 N·s2/轨道大井下多数属于完全紊流状态，hULv2/hfr——————U——L——v——S——令/8，N·s2m4若通过井巷的风量为Q(m3/s),则vQS,hLUQ2/

（9-（9-L、U和S等各项都为已知数，a成正比。故把上式中的LU/S3R来表示，即RLU/S3 （9-RfrαL、U、S的的影响。故 R

， （9-通风两个时期的井巷通风总阻力分别为：hme

（9-hmd1.15hfd （9-式中：1.2——1.15——时期的局部阻力系数5549329-374 231图9-4时期通风网络hme=788.05hmd=4643.40矿井通风总风阻计算：Rh/Q

（9-R R矿井通风等积孔计算：A1.1896

（9- RQ/合 RQ合式中：R——矿井风阻，N·s2/m8；hm——矿井总阻力，Pa；Qz——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2。结合以 ，把已知值代入，可得R=0.05=5.08时期R=0.30Ad=2.18通风容易时期和通风时期的等积孔见表9- ＜1m21～2m2＞2由以上计算看出本矿井通风容易时期和通风时期总等积孔均大于2m2，0.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。5年。5°90%。考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节400m时可不计算自然风压，且矿井通风总阻力较大，自然风压相对要小hn=0。hsehmehn

（9-

hme——hn——hnhb——20～50，50Pahse=788.05-=838.05通 时期，考虑自然风 主要通风机通风，主要通风机静风压hsdhmdhn式中：hsd——通风时期主要通风机静风压hmd——表示通风时期矿井通风总阻力hn——表示时期通风的自然风压，hnhb——20～50，50Pa

（9-

=4643.40＋0＋50=4693.40主要通风机的实际通过风量（防爆门和通风机风硐漏风通过主要通风机的风量Qr必大于矿Qs1.05Qs——1.05——Q——风井总风量，m3/s。Qse=1.05×7185.60/60=125.75Qsd=131.38

（9- 风压风压 作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h RQ2确定通风机特性曲线由选

h/

（9- ==0.05时期： h/

（9- ==0.272K60NO.28型n=60040353045NZ=1440353045N3540453035404530Nfs(110

RQ2 时期： RQ2 通风容易和时期风阻见表9-12 R2K60-NO.28型的对旋式轴流风机。9-13。 角根据矿井通风容易时期和时期主要通风机的输入功率Hfmin和Hfmax计算=240/670=0.36﹤0.6NeNfke

（9-

He——Nf——ke——HeeHedY630-10/1180Y1000-10/4309-14掘进应采风机，双电源和风电闭锁装置掘进与回采工作面应安设瓦斯自动装置井下水泵房和变电所设置密闭门防火门并设设区域返风系统备部分黄泥用于时期灌浆。打开煤柱放水时底板原始导水裂隙有透水时 12层13m4°7～14（56d班278a9amm—低1—开拓方式（指井筒形式、水平数目—m个1个1mmm个3大巷方——固定矿车和平板3—一次采全mm3/徐永忻.《采矿学》.徐州：中国矿业大学徐永忻.《煤矿开采学》.徐州：中国矿业大学林在康、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学邹喜正、刘长友.《安全高效矿井开采技术》.徐州：中国矿业大学张宝明、陈炎光《中国煤炭高产高效技术，徐州：中国矿业大学钱鸣高、石平五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学于海勇.《放顶煤开采的基础理论》.：煤炭工业王省身.《矿井防治理论与技术》.徐州：中国矿业大学.中国煤炭建设《煤炭工业矿井设计规范》.：中国计划岑传鸿、窦林名.《采场顶板控制与监测技术》.徐州：中国矿业大学蒋国安、吕家立.《采矿工程英语》.徐州：中国矿业大学李位民.《特大型现代化矿井建设与工程实践》.：煤炭工业综采设备管理手册编委会.《综采设备管理手册》.：煤炭工业中国煤矿安全监察局.《煤矿安全规程》.：煤炭工业朱、韩振铎.《采掘机械与传动》.徐州：中国矿业大学洪晓华.《矿井提升》.徐州：中国矿业大学中配煤矿总公司物资供应局.《煤炭工业设备手册》.徐州：中国矿业大学章玉华.《技术经济学》.徐州：中国矿业大学郑西贵、李学华.《采矿AutoCAD2006与提高》.徐州：中国矿业大学王德明.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学杨梦达.《煤矿地质学》.：煤炭工业刘刚.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学中国煤炭建设.《煤炭建设井巷工程概算（2007基价）.：煤炭工业林在康、李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学专：矿井突 突水征兆突水预 监我国经济持续高速发展与国家离不开能源和矿产资源的强有力支撑，而开采方式是目前我国获得多种能源资源与矿产资源的重要途径。随着重，尤其是近几年，矿井突水事故频繁发生，给人民生命财产造成重大损失，突水；⑤老窑水一般呈红色，含有铁，水面泛油花和臭鸡蛋味。熟悉掌握或采区内已存在或可能存在的断层位置、性质、落差、两盘含水有联系。通过上述方法可以初步确定内突水的类型和位置。在采矿过程中，由于煤层底板或断层应力场发生了变化，承压水的高度井巷突水前 水运动处于相对动平衡态，在疏放流场中，其流向、水水化学法是研究水自身组分的变化，从微观上判别和认识不同水源间差异和联系的法。要判别井下突水水源，必须首先搞清不同水源之间的区别和各自特征，并掌握其形成特征的自然规律。水在形成过程中，由于受到含水层的沉积期、地层岩性、建造和地化环境等诸多因素的影响，使在不同含水层中的水主要化学成分有所不同。式中，pM——底板厚度，m用突水系数评价底板稳定性的关键在于确定临界突水系数Ts，可定义为每TTs说明底板稳定，突水可能性小；反之，T>Ts则说明底板不稳定，发生底板突水的可能性大。阻水系数法是通过现场底板钻孔水压致裂法底板岩石的平均阻水能力,Z=P式中Z为阻水系数;R为裂缝扩展半径,一般取R=40～50;P为岩体破裂压力P3σ2-σ1+σT-P0；σ2、σ1为底板岩层最大、最小主应力;σT为岩体抗拉强度;为岩体孔隙压力。利用阻水系数法预测底板突水性的原则是岩石破裂压力大于水压,则不产生突水若岩石破裂压力小于水压,则用水压与有效隔水层总阻力能力Z总Z总Zh)相直流电法勘探是以煤、岩层的导电性差异为基础，通过人工向供入稳定有理论成熟、仪器简便、能力强的优点，可用于探测巷道掘进工作面前方的综合超前探测法.它根据同一地质构造(源引起的地层形变场(定性)、电磁场(定量)、地温场(定性),利用“同源异场”聚焦的作用,定性与定量相结合,能提高探测准确度,为“非接触式”井下综合超前探测法,或称“地电热”综合超前探测技术.该技术综合了地层形变场、电磁场、地温场的优点,定量与定性相结合,“直接接触式”探测法突然遇到或高压富水地段而大量突水的可能性,又减小了物探解释的多解性.该技术应用方便、成本低,能准确预测边界大断层及其分支该方法适用于一般(煤)矿带水压掘进(或开采)巷道正前方0～150m的性在应用该“同源异场”预报理论预报时,要注意:的、有一定超前量的预测指标;②确定各种“场”的预报临界值;异常临界值的确定需要许多基本资料,并按照一定规律进一步调整;③进行各场之间相关的同步煤层为主要研究对象.煤层在煤矿中最多,具有可塑性与流动性,含最活跃的指NM方法受地质因素影响小。例如,用电阻率法和电磁测深法卡尼亚视电阻率在某一范围内无法区隙中泥质充填物和自由水,而NM方法可以清楚地显示出他们的界线。可能给煤矿坑道造成突水的水,必须有一定的量,必须在坑道附近不远的范围内,废弃坑道等地质或人为构造。这些都是可以用核磁测水方法准确地探测清楚的。按照目前的核磁测水技术,需要进一步研究解决的一是天线在坑道中的设方法;二是所测到的富水构造的方位确定问题。换言之,在地面可以任意大小地铺设的天线,而在空间受到限制的坑道内需要研究如何设计与铺设天线才能测到NM信号。核磁找水技术是目前世界上唯一的直接找水技术,可以清楚地探测150m范围内含水构造的含水量、导水条件(渗透率)。将此技术用于煤矿突水预测以简单函数的多次叠代，实现对映射函数f的逐次近，最终得到满意的预测模煤矿底板突水等地质预测模型的建立过程中，可以获得显著的预测效果。同时，研究过程中尚存在着诸时模型滞留于区域极小值附近而使学习效率降低利用地面三维、地面瞬变电磁法等物探,查明采区内断层的分布、导板突水预测提供准确详实的水文地质资料,以弥补常规所获取资料的不足,并物性参数。对孔间资料进行反演,推断地层岩性在平面上的变化情况,确定导利用地面三维、地面瞬变电磁法、无线电波法等物探,查明采区把三维、瞬变电磁、构造地质、水文地质等多源信息进行复合、综合分析后众所周知,遥感图像对矿区构造解译,特别是对矿区的区域构造解译是常规地质和物探无法比拟的。而这些区域断裂构造往往控制着与突水有直接关⑤断层端以实现的。另外,遥感(RS)、全球(GPS)、地理信息系统(GIS)技术,对多源信息进行复合处理,可对富水矿区的突水进行预测。式中n——突水指数a、b——权重系数,分别为0.8和0.2;c根据上述突水模式运算结果与实际突水资料的拟合程度,确定杨村17煤分安全区突水区n>3瞬变电磁法（TransientElectromagneticMethod）简称TEM，属于感应类电的地质信息等优点。广泛的应用于矿产资源勘探、环境地质、水文地质与工程地质等领域，已成为煤矿水害探测最为有效的方法，为矿井安全生产提供当探 时，向地面敷设的发送回线中通以一定的稳定电流，从突然断开，则一次磁场随之，使处于该磁场中的良导地内部由于磁通量Φ的变化而产生感应电动势ε=dΦ／dt（法拉第电磁感应定律），感应电动势在良导地中产生二次涡流场，二次涡流又因焦消耗而不断衰减。其二次场也随之衰减。由于感应二次场的衰变规律与地导电性有关，导电性越间的变化规律，就可达到探测各种地的分布情况在承压水上开采煤层后,底板岩层的原始应力状态被破坏,致使应力重新分布,从而导致底板岩层失稳破坏形成导水裂隙,其结果往往造成底板承压水通过采动裂隙突然涌入开采作业空间,形成底板突水。整个过程具有非连续突变特征,究,是符合其本质特征的,并有助于寻求底板突水性预测的新途径。图1上部为煤层底板突水系统状态突变流形(平衡曲面),下部为uov平面,其中表示控制煤层底板突水的两类基本因素:底板导水裂隙发展因素和突水阻抗因素。平衡曲面由上、中、下三叶构成,其中上、下两叶是稳定的,中叶是不稳定的。下叶代表煤层底板非突水状态,上叶代表煤层底板突水状态。底板处于稳定状态时静态的承压水(下叶)(上叶是煤层底板突水系统所处的两个平衡位置,突水过程则是系统状态变量x由下叶跃迁层保护带与承压水导原始高带的厚度依次为h1、h2和h3hh1+h3hh1+h3时，则保护层不存在。显然，当h<h1+h3时，承压水会直接涌入矿井，导致底板突水；当h>h1+h3ZZ总等于阻水系数Z乘以有效保护层厚度h2，即：阶段、不同区域的动态发展分布规律，原有传统经验仍然难以描述。然而通过FLAC3D三维数值模拟软件，利用软件中的固流耦合功能，可以形象的描述底程，以及对其造成的突水性进行实时预测预报，利用高精度微震监测技术进行煤矿突水监测的工程实践。采用全局寻优，充分考虑内、外场震律、底板破裂深度、顶板破裂高度、合理煤柱尺寸等实测参数，实现对突水化的强度、烈度以及相关的时空参数，是实现突水预报的强有力的地球物理监测。建立基于定位结果的岩体空间破裂场的定量描述模型、实现定位结果监测的超前预报，是突水监测的重要的发展方向煤层底板突水是多因素综合影响的结果,各自起着不同的作用,用传统的方法已经不可能很好地解决所问题.多源地学信息复合叠置法是随着计算机技术和遥感技术发展起来的,是多源地学信息(地理信息、地质信息、遥感信息等)进行综合处理的一种新方法,该方法在地理信息系统(GIS)平台的支持下,对多种地学信息进行叠置复合后,通过空间分析功能得到能够供决策的新信息.通过收集矿区的开拓图、水文地质图、地质报告和已有的突水资料等,分析找出主要突水因素,进行与量化,利用ArcGIS软件的空间分析功能,把影响煤层底板突水的多种因素经过处理、加工,形成可供量化的信息源,进行信息复合叠置,从而构建底板突水预测模型,作出预测预报,预测流程如图1所示.井涌水等级的评价提供了一种新的方法。该方法评价过程不受人为因素的影“三图-双预测法”,是指顶板直接充水含水层的富水性分区图、顶板冒落安全性分区图、顶板涌(突)水条件综合分区图及回采工作面整体和分段工程涌水量预测、顶板直接充水含水层采前预疏放方案预测.其中涌(突)水条件综合分区图由富水性和冒落安全性分区图复合叠加而成.“三图一双预测法”从对煤层顶涌突水发生的根本原因，就是煤层回采形成的顶板导水裂隙带沟通了上覆直当指数I>1将影响突水的主要因素按其重要性排序：沿矿井的深度落差（T），采面长度（L），隔水层厚度（H），水压（Pr），采面面积（S）。根据原始面长度（L），隔水层厚度（H），采面面积（S）。对第一组算出突水的可用k(x)表示，k(x)k1(x)、k2(x)有如下的关系：k(x)=k1(x)-k2(x)。运用Fuzzy逻辑和物元分析法可分别求出k1(x)、k2(x)及k(x)TSP技术主要利用岩体波速的变化对探测成果进行解译。用于预报煤矿煤矿岩层的赋存状态。一般情况下,隧道所处的位置在山区、距离地变得更加复杂;而煤矿开采深度一般较大,岩层不会受到如隧道岩层那样的不用TSP技术预报煤矿井下地质是可行的洞水和地表水等。TSP技术用于探测水源的可行性从理论上是可以实现的,并已在隧道工程中得到了验证。因此,完全可以应用于煤矿水源的探测。和溶洞等。TSP技术在隧道工程中已经成功地对断层、溶洞等地进行了预报;在探测煤矿井下断层中也有成功应用的。因此,该技术也可以用来探测煤矿井并形成红外辐射场，场具有能量、动量、方向等特性，不同的地产生不同的含水,那么水场源产生的红外场会对地场源所产生红外场产生影响,使其场强发生变化。地所形成的红外场场强变化可用红外线探测仪探测。根34，王应吉,孙淑琴,李伟,王泽恒．核磁技术在煤矿突水监测中的应 康,雷学武,万余庆,王成福,阎永忠．遥感技术在煤矿区地质中的,,张心彬．利用多源信息方法预测煤矿水害[J]．华北[J]2007，梁爽．瞬变电磁法探测煤矿水害应用研究[D][D]张和生,薛光武,石秀伟,刘鸿福,胡耀青．基于地学信息复合叠置分析尹会永,魏久传,刘同彬,武强,黄晓玲,董东林，殷作如,李建民,洪益清,(突)水条件的“三图-双预测法”[J]李贵炳,黄坤福．隧道超前预报技术在煤矿水害预报中的应用探[J]Controlandpreventionofgasoutburstsincoalmines,Riosa–Olloniegocoalfield,Spain Undergroundcoalmineshavealwayshadtocontrolthepresenceofdifferentgasesintheminingenvironment.Amongthesegases,methaneisthemostimportantone,sinceitisinherenttocoal.Despiteofthetechnicaldevelopmentsinrecentdecades,methanehazardshavenotyetbeenfullyavoided.Thisispartlyduetotheincreasingdepthsofmodernmines,wheremethaneemissionsarehigher,andalsotoothermining-relatedcircumstances,suchastheincreaseinproductionratesanditsconsequences:difficultiesincontrollingtheincreasingmethanelevels,increasingmechanization,theuseofexplosivesandnotpayingcloseattentiontomethanecontrolsystems.Themainpurposesofthispaperaretoestablishsitemeasurementsusingsomecriticalparametersthatarenotpartofthestandardmining-controlmethodsforriskassessmentandtoyzethegasbehaviorofsubverticalcoalseamsindeepminesinordertopreventgassfromoccurring.Theultimategoalistheimprovementinminingconditionsandthereforeinsafetyconditions.Forthispurpose,twodifferentmineswereinstrumentedforminecontrolandmonitoring.BothminesbelongtotheRiosa–Olloniegocoalfield,intheAsturiasCentralBasin,Spainandtheareasinstrumentedareminedviasubhorizontalsublevelsatanactualdepthofaround1000mundertheoverburdenofMountLusorio.Duringthisresearch,apropertyfavoringgasoutburstswassitemeasuredforthefirsttimeinanoutburst-pronecoal(8thCoalbed),gaspressureanditsvariations,whichcontributedtocompletethedataavailablefrompreviouscharacterizationsandtosetsomeguidelinesforassessingthepotentialoutburst-proneareas.Agas-measurement-tubesethasbeendesignedformeasuringgaspressureaswellasitsvariationovertimeasaresultofnearbyworkingsandtocalculatepermeability.Thepaperestablishestheeffectofoverlapofworks,butitalsoshowstheefficacyoftwopreventivemeasurestobeapplied:highpressurewaterinfusionandtheexploitationofaprotectivecoalseam(7thCoalbed),thatmustbeminedpreferablytwocompletesublevelsbeforecommencingtheadvanceintheoutburst-pronecoalbed.Bothmeasuresconstituteanimprovementintheminingsequenceandthereforeinsafety,andshouldbecompletedwithasystematicmeasurementtocontroltherisk:gaspressureinthe8thCoalbedintheareaofinfluenceofotherworkings,toestablishthemostsuitablemomenttorenewtheadvance.Furtherresearchescouldfocusonascertainingthepermeability,notonlyinminedareasbutalsoinareasoftheminethatarestillnotaffectedbyminingworkandontuningmorefinelytherangesofinfluenceofoverstresstimeandoverlapdistanceoftheworkingsofthe7thCoalbedinthe8thCoalbed.Coalbedandcoalminemethaneresearchisthrivingduetothefactthatpowergenerationfromcoalminemethanewillcontinuetobeagrowingindustryoverthecomingyearsincertaincountries. ,where790Mm3ofCH4weredrainedoffin1999(Huang,2000),has30Tm3ofestimatedCBMpotentialinthedevelopedminingareas(Zhu,2000).TheestimatebyTyleret(1992)ofthein-cegasintheUnitedStatesisabout19Tm3,whileGermany'stotalestimatedThisincreaseintheCBMcommercehasopenedupnewlinesofresearchandhasallowedthescientificcommunitytoincreaseitsknowledgeofsomeofthepropertiesofcoalandofmethanegas,aboveallwithrespecttothepropertiesthatdeterminegasflow,whichuntilnowhadnotbeensufficientlyyzed.Someoftheseparametersarethesameonesthataffecttheoccurrenceofcoalmi