刘庄煤矿1.5 Mt-a新井设计-高瓦斯煤层放顶煤安全开采与瓦斯治理新技术

本科生毕业设计学院：矿业工程学院专业：采矿工程专业设计题目：刘庄煤矿1.5Mt/a新井设计专题：高瓦斯煤层放顶煤安全开采与瓦斯治理新技术毕业设计题目：刘庄煤矿1.5Mt/a新井设计毕业设计专题题目：高瓦斯煤层放顶煤安全开采与瓦斯治理新技术毕业设计主要内容和要求：本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分题目：刘庄煤矿1.50Mt/a新井设计。井田走向长度约3.88~4.97km，倾向长度约1.67~2.37km，面积约9.152km2。主采煤层为13-1、11-2、8、5和1号煤层，平均倾角为12°，平均厚度为18.5m。井田工业储量为234.4Mt，可采储量为1147.14Mt，矿井服务年限为75.46a。专题部分题目：高瓦斯煤层放顶煤安全开采与瓦斯治理新技术。介绍我国放顶煤开采技术的发展过程，阐明放顶煤采煤法是一种既高产又安全的采煤方法。对于高瓦斯煤层进行放顶煤开采，在硬顶煤和硬顶板特殊的地质条件下，必须采取特殊的措施才能安全开采。翻译部分题目：CoalfaciesstudiesinSpain院长签字：指导教师签字：

大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（①基础理论及基本技能的掌握；②独立解决实际问题的能力；③研究内容的理论依据和技术方法；④取得的主要成果及创新点；⑤工作态度及工作量；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：成绩：指导教师签字：年月日

大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（①选题的意义；②基础理论及基本技能的掌握；③综合运用所学知识解决实际问题的能力及工作量的大小；④取得的主要成果及创新点；⑤写作的规范程度；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：成绩：评阅教师签字：年月日

大学毕业设计答辩及综合成绩答辩情况提出问题回答问题答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字：年月日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人：年月日摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为刘庄煤矿1.50Mt/a新井设计。刘庄井田位于安徽省阜阳市。东西走向长约3.88~4.97km，南北倾向长1.67~2.37km，面积约9.152km2。主采煤层为13-1、11-2、8、5和1煤层，平均倾角为12°，平均厚度为18.5m。井田工业储量为234.4Mt，可采储量为147.14Mt，矿井服务年限为75.46a。矿井正常涌水量为250m3/h，最大涌水量为750m3/h。矿井绝对瓦斯涌出量为27.46m3/min，属于高瓦斯矿井。根据井田地质条件，提出四个技术上可行的开拓方案。方案一：立井一水平开采（岩石大巷）；方案二：立井一水平开采（煤层大巷）；方案三：立井两水平开采（岩石大巷）；方案四：立井两水平开采（煤层大巷）。通过技术经济比较，最终确定方案一为最优方案。水平标高-700m。设计首采区采用采区准备方式，工作面长度230m，采用一次采全高，矿井年工作日为330d，工作制度为“四六制”。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用矿车运输。矿井通风方式为中央分列式。专题部分题目：高瓦斯煤层放顶煤安全开采与瓦斯治理新技术，介绍我国放顶煤开采技术的发展过程，阐明放顶煤采煤法是一种既高产又安全的采煤方法。对于高瓦斯煤层进行放顶煤开采，在硬顶煤和硬顶板特殊的地质条件下，必须采取特殊的措施才能安全开采；煤与瓦斯共采；煤与瓦斯突出动态预测技术；煤与瓦斯突出区域预测技术；瓦斯煤尘爆炸危险性预测评价技术。翻译部分题目CoalfaciesstudiesinSpain西班牙的煤炭相关研究。关键词：立井；岩石大巷；采区布置；一次采全高；中央分列式。

ABSTRACTThisdesigncanbedividedintothreesections:generaldesign,monographicstudyandtranslationofanacademicpaper.Thegeneraldesignisabouta1.50Mt/anewundergroundminedesignofLiuzhuangcoalmine.LiuzhuangcoalmineliesinFuYangCity,Anhuiprovince..It’sabout3.88~4.97kmonthestrikeand1.67~2.37kmonthedip,withthe9.152km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamis13-1、11-2、8、5and1withanaveragethicknessof18.5mandanaveragedipof12°.Theprovedreservesofthiscoalmineare234.4Mtandtheminablereservesare147.14Mt,withaminelifeof75.46a.Thenormalmineinflowis250m3/handthemaximummineinflowis750m3/h.Theminegasemissionrateis27.46m3/minBasedonthegeologicalconditionsofthemine,Ibringforwardfouravailableprojectsintechnology.Thefirstisverticalshaftdevelopmentwithonemininglevel(rock);thesecondisverticalshaftdevelopmentwithonemininglevel(mine);thethirdisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevels(rock);thelastisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevels(mine).Thefirstprojectisthebestcomparingwithotherthreeprojectsintechnologyandeconomy.Thelevelisat-700m.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodoftheminingdistrictpreparation.Thelengthofworkingfaceis230m,whichusesfully-mechanizedcoalcavingminingmethod.Theworkingsystemis“four-six”whichproduces330d/a.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andminecartobeassistanttransport.Thetypeofmineventilationsystemisseparateventilation.ThemonographicstudyisHigh-gascoaltoCavingsafeexploitationandthegascontroltechnologyThetranslatedacademicpaperisCoalfaciesstudiesinSpainKeywords:Verticalshaft;Therockroadway;Miningdistrictpreparation;Coalfull-heightmining;separateventilation中国矿业大学2012届本科生毕业设计第页9矿井通风及安全9.1矿井地质、开拓、开采概况9.1.1矿井地质概况刘庄井田位于安徽省阜阳市颍上县的北部，南距颍上县城20km，西至阜阳市40km。井田范围：东以F31断层以东200m到700m为界；西以F25断层为界；南自13-1煤层-1000地板等高线的地面投影线，北至1煤层隐伏露头。东西走向长约3.88~4.97km，南北宽1.67~2.37km，面积约9.152km2。在井田范围内，13-1为主采煤层，煤层倾角10°～16°，平均倾角14°。矿井相对瓦斯涌出量为平均8.7m3/t，绝对瓦斯涌出量为27.46m3/min。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井一水平开拓，水平标高-700m。9.1.3开采方法矿井布置一个综采工作面，工作面长度230m。综采工作面日生产能力为4545t/d，每日推进度为4.8m。为了保证工作面的正常接替，在一个综采面生产的同时布置一个独立通风的掘进面。9.1.4变电所、充电硐室、火药库井下大巷采用矿车辅助运输，工作面平巷无极绳绞车运输。井底车场设变电所、充电硐室。采区内设采区变电所。岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.2矿井通风系统的确定矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿井主通风机的工作方法）；通风网路。9.2.1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）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（8）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（9）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.2.2矿井通风方式的选择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9.2.1。通过对表中几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件。本设计选用中央分列式通风方式。表9.2.1通风方式比较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，工业场地布置集中，广场保护煤柱少通风阻力较小，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通风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，后期维护费用大建井期限长，有时初期投资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9.2.3矿井通风方法的选择通风方法，即矿井主通风机的工作方法。矿井通风方法分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点见表9.2.2。表9.2.2通风方法比较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：1．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。优缺点：1．压入的优缺点与抽出式相反，能用回风把小窑塌陷区的有害气体压到地面；2．进风线路漏风大，管理困难；3．风阻大、风量调节困难；4．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；5．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。从以上比较看出，抽出式通风具有明显的优点，同时矿井地面地势平坦，不存在小窑塌陷区，表土层比较厚，故矿井采用抽出式通风。9.2.4采区通风系统的要求采区通风总要求（1）能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；（2）漏风少；（3）风流的稳定性高；（4）有利于排放瓦斯，防止煤尘自燃和防尘；（5）有较好的气候条件；（6）安全经济合理技术。采区通风的基本要求（1）每个采区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；（2）工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；（3）回采工作面的风速不得低于1m/s；（4）工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1％。9.2.5工作面通风方式的确定工作面通风有上行风和下行风之分，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：（1）上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，瓦斯和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；（2）上行风须把风流引到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；（3）上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；（4）下行风运输设备在回风巷运转安全性差；（5）下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；（6）下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。本矿井采用采区式布置，工作面缓倾斜，通过对上行风和下行风的比较，确定工作面通风为上行通风方式。9.1.6工作面的通风方式视瓦斯涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作面进、回风巷的数量和位置，可分为U型、Y型、W型、Z型等通风方式，各种布置方式比较见表9.2.3。表9.2.3通风方法比较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。由于巷道均在煤体中，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，下两巷为进风巷，上面巷为回风巷。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。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。其中阶段运输平巷进风，阶段轨道平巷回风。9.3矿井风量计算9.3.1矿井风量计算方法概述矿井总进风量按下列要求分别计算并取其中最大值。按井下同时工作的最多人数计算Q=4NK（式9.3.1）式中：Q——矿井总供风量，m3/min；N——井下同时工作的最多人数，人；K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式和中央并列式通风时，可取1.20～1.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.15～1.20；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。则按井下同时工作的最多人数计算，矿井总进风量为：Q=4×400×1.20=1920m3/min按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算：（式9.3.2）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；——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故该项为零。——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，一般可取抽出式矿取1.15～1.2，压入式矿取1.25～1.3。9.3《煤矿安全规程》（2010年版）规定：采区回风道、采掘工作面回风道风流中瓦斯和二氧化碳浓度不得超过1%；采掘工作面的温度不得超过26℃。回采工作面需风量应按瓦斯、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，然后取其中的最大值。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%。按瓦斯涌出量计算：=（式9.3.3）式中：——采煤工作需要风量，m3/min；——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，为27.46m3/min——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；炮采工作面可取1.4～2.0；水采工作面可取2.0～3.0。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行五昼夜的观测，得出五个比值，取其最大值。则Qa=100×27.46×1.2=3259.2m3/min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9.3.1的要求。长壁工作面实际需要风量（），按下式计算：（式9.3.4）式中：——按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；——采煤工作面风速，取2.4m/s；——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15.2m2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。=60×2.4×15.2=2188.8m3表9.3.1采煤工作面气温与风速对应表采煤工作面空气温度/C°采煤工作面风速Va/m×s-1<150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5按人数计算实际需要风量（）：=4×（式9.3.5）式中：——按人数计算实际需要风量，m3/min；——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知N=83，可得：=4×151=604m3取三者中最大值3259.2m3/min。按风速进行验算：根据《煤矿安全规程》（2010年版）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×（式9.3.6）式中：——按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min；——采煤工作面的平均面积，取15.18m2则≥0.25×60×13.2=198m3/min按最高风速验算，各个采煤工作面的最高风量（）；≤240×（式9.3.7）则≤240×15.8=3792m3/min由风速验算可知，=3259.2m3/min9.3.3掘进工作面风量计算各掘进工作面所需风量计算如下：按瓦斯涌出量计算：根据《矿井安全规程》（2010年版）规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1％的要求计算。即：（式9.3.8）式中：——第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；——该掘进工作面瓦斯绝对涌出量，为5.5m3/min——该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，＝1.5～2；=100×5.5×1.5=825m3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。（式9.3.9）式中：——按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min；——第i个工作面同时工作的最多人数，取80人。可得：=320m3由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=825m39.3.4硐室需要风量的计算本矿井需独立通风的硐室所需风量根据《煤矿安全规程》（2010年版）相关规定取值如下：中央变电所：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/min则，各硐室所需风量总和为：∑Q硐=80+160+80+100+80=500m3/min9.3.5其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算：（9.3.10）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，取5.5m3/min——该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，＝1.2～1.3；=133×5.5×1.2=877.8m39.3由式9.3.1可知:矿井总风量为：Q1=∑Q=1.15×(3259.2+825+500+877.8)=6282.1m3/min9.3分配原则矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《煤矿安全规程》（2010年版）的各项要求。分配的方法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，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护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》（2010年版）对风速的要求。（1）回采工作面风量分配考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的15%，因此工作面进风平巷的风量取工作面风量的1.15倍，即：Q进=1.15×3259.2=3748.1m3/min（2）其它用风地点风量分配掘进工作面：Q掘=825×1.15=948.75m3/min中央变电所：Q中=80×1.15=92m3/min主排水泵房：Q排=160×1.15=184m3/min采区绞车房：Q绞=80×1.15=92m3/min采区变电所：Q变=80×1.15=92m3/min火药库：Q火=100×1.15=115m3/min其它巷道：Q其他=877.8×1.15=1009.47m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。风量验算《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）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9.4.6巷道名称通过风量/m3·s-1有效断面积/m2巷道风速/m·s-1风速验算副井104.740.72.6<8符合轨道石门81.3612.46.6<8符合轨道大巷81.36155.4<8符合轨道上山78.312.86.1<8符合运输平巷78.317.54.5<8符合工作面62.515.24.1<6符合轨道平巷46.717.52.7<4符合中央回风上山62.512.84.9<6符合回风大巷62.5154.2<6符合中央回风石门81.3612.46.6<8符合中央风井104.728.33.7<15符合9.3.8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：设置在采区绞车房、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9.4矿井通风阻力9.4.1矿井通风主力计算原则矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主扇之前，必须首先计算通风总阻力。计算时应遵循以下原则：1）进行矿井通风总阻力计算，应考虑矿井达到设计产量时，主要通风机在服务期限内，既能克服通风困难时期的阻力，又能保证矿井在容易时期通风机的效率不低于70%，所以必须计算这两个时期的总阻力。2）确定矿井通风容易和困难时期。一般情况下，矿井投产刚达到设计产量时，主要通风机所服务的这个时期为容易时期；主要通风机服务期限内的后期为困难时期。3）如果矿井服务年限长，则只计算投产后0~25年内通风容易和困难时期的井巷通风阻力。4）矿井通风的总阻力不应超过2940Pa。5）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，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.4.2确定矿井通风容易时期和困难时期矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然风压。摩擦阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力引起的风压损失是摩擦阻力损失。摩擦阻力按下式计算h摩=αLUQ2/S3=RQ2（式9.4.1）式中：α—摩擦阻力系数，kg·s2/m8；L—井巷长度，m；U—井巷净断面周长，m；Q—通过井巷的风量，m3/s；S—井巷净断面积，m2。矿井通风阻力是选择主要通风机的重要因素，计算出通风阻力的大小，就能确定所需通风压力的大小，并以此作为选择通风设备的依据。所谓的通风容易时期和通风困难时期是指在一个风机的服务年限内，矿井阻力较小的时期（通常在达产初期）和较大的时期（通常在生产后期）。9.4.3矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线1）通风容易时期地面→副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区中部车场→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→采区上部车场→采区运输上山→联络巷→回风石门→中央风井。2）通风困难时期地面→副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区上部车场→采区轨道下山→进风石门→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→采区下部车场→采区回风下山→回风大巷→回风石门→中央风井。对应于通风容易时期的通风系统立体图、网络图如图9.4.1和图9.4.2，对应于通风困难时期的通风系统立体图、网络图如图9.4.3和图9.4.4。9.4容易时期通风总阻力：Hfrmin=1.2×∑hfrmin（式9.4.2困难时期通风总阻力：Hfrmax=1.2×∑hfrmax（式9.4.3）式中：1.2为考虑风路上有局部阻力的系数；∑hfrmin、∑hfrmax分别是矿井通风容易时期和通风困难时期的矿井总阻力。则有：Hfrmin=1.2×1477.9=1773.5（Pa）Hfrmax=1.2×1969.3=2363.2（Pa）矿井容易时期和困难时期的总风阻见表9.4.3。图9.4.1通风容易时期的通风系统立体图图9.4.2通风容易时期的通风网络图图9.4.3通风困难时期的通风系统立体图图9.4.4通风困难时期的通风网络图通风容易时期巷道名称巷道标号支护方式a×104LUSQhfrv/N·s2·m-4/m/m/m-2/m3·s-1/Pa/m·s-1副井地面-1混凝土35078022.640.7104.7100.32.6轨道石门1月2日锚喷7054013.812.481.36181.16.6轨道大巷2月3日锚喷7045514.81581.3692.55.4轨道上山3月4日锚喷9061513.612.878.3220.16.1运输平巷4月5日锚网150160814.817.578.3408.44.5工作面5月6日液压支架3202301815.262.5147.44.1轨道平巷6月8日锚网150160814.817.546.7145.32.7回风上山8月9日锚喷907313.612.862.516.64.9回风石门7月13日锚喷705013.812.481.3616.86.6风井13-地面混凝土35047018.828.3104.7149.63.7合计/Pa1477.9通风困难时期巷道名称巷道标号支护方式a×104LUSQhfrv/N·s2·m-4/m/m/m-2/m3·s-1/Pa/m·s-1副井地面-1混凝土35078022.640.7104.7100.32.6轨道石门1月2日锚喷7054013.812.481.36181.16.6轨道大巷2月3日锚喷7037314.81581.3675.85.4轨道下山锚喷90101613.612.878.3363.66.1运输平巷4月5日锚网150154714.817.578.3392.94.5工作面5月6日液压支架3202301815.262.5147.44.1轨道平巷6月14日锚网150154714.817.546.7139.82.7中央回风上山8月14日锚喷9073513.612.862.5167.64.9回风大巷8月7日锚喷9013314.81562.520.54.2东翼回风上山8月7日锚喷9093913.612.862.5214.14.9回风石门7月13日锚喷705013.812.481.3616.86.6风井13-地面混凝土35047018.828.3104.7149.63.7合计/Pa1969.3表9.4.3矿井通风总阻力项目容易时期困难时期阻力/Pa1773.523矿井通风总风阻计算公式：R=hr/Qf2（式9.4.4）矿井通风等积孔计算公式：A=1.1917/R0.5（式9.4.5）式中：R——矿井风阻，N·s2/m8；hr——矿井总阻力，Pa；Qf——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2。带入上面数据即可求出：容易时期：总风阻为：R=Hfrmin/Q2=0.162N·s2/m8总等积孔：Armin=1.1917/R0.5=2.96m2困难时期：总风阻为：R=Hfrmin/Q2=0.216N·s2/m8总等积孔：Armax=1.1917/R0.5=2.56m2由以上计算并对照表9.4.4可以看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔大于2m2，属于较通风容易矿井。表9.4.4矿井通风难易程度与等积孔对照表通风阻力等级通风难易程度等积孔A大阻力矿困难<1m2中阻力矿中等1~2m2小阻力矿容易>2m2表9.4.5矿井风阻和等积孔项目风量/m3·s-1总风阻/N·s2·m-8等积孔/m2难易程度容易时期104.70.1622.96容易困难时期104.70.2162.56容易9.5矿井通风设备选型9.5所用的通风机除应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外，还应符合下列要求：（1）选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化要求，并适当照顾下一水平通风机的需要。当阻力变化较大时，可考虑分期选择电动机，但初装电动机的使用年限不宜小于10a；（2）留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计风量和风压时，叶片安装角度一般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%；（3）通风机的服务年限内，其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内；（4）考虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门调节。9.5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。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（式9.5.1）式中：Δρ——进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3，见表9.5.1示；H——井筒深度，m。表9.5.1空气平均密度季节进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.281.24夏1.221.26副井深度：Z副井=780m风井深度：Z风井=470m高差：Z高差=780-470=310m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=1.28×9.8×780-1.26×9.8×310-1.24×9.8×470=245Pa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=1.20×9.8×780-1.22×9.8×310-1.24×9.8×470=-245Pa冬季自然风压有利于矿井通风，压力为245Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为245Pa。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：Hrsmin=Hfrmin-hn+h损失（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，=245Pa；——表示风峒的通风阻力，通常为20～50，取50Pa。故：=1773.5-245+50=1478.5Pa（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：Hrsmin=Hfrmin-hn+h损失（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；——表示困难时期帮助通风的自然风压，=-245Pa；——表示风峒的通风阻力，通常为20～50，取50Pa。故：=2363.2+245＋50=2658.2Pa（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。=1.05×104.7=109.9m3通风机工况点工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。主要通风机工作风阻曲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。容易时期：Rrsmin=hrsmin/2=1773.5/109.92=0.147N·s2/m8困难时期：Rrsmax=hrsmax/2=2363.2/109.92=0.196N·s2/m8主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压见表9.5.2。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-8109.91993.50.147109.92363.20.1969.5.3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。该型通风机特性曲线如图9.5.1所示，在图上绘制风阻线，风阻曲线与风机特性曲线的交点、为理论工况点，、点为根据理论工况点求得的实际工况点。FBCDZ-8-NO.24B型轴流式主要通风机实际工况点参数见表9.5.3。表9-4-3主要通风机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55/4774029101230.80443图9.5.1通风机特性曲线9.5.4电动机的选择主要通风机选定后，根据各时期的主要通风机输入功率计算出电动机的输出功率，选出电动机由于Nfmin/Nfmax=216/443=0.49<0.6，即需选两台电动机，其功率为：Ne=N×ke/(ηeηc)（式9.5.5）式中：Ne——电动机的输出功率，kW；N——通风容易、困难时期主要通风机的输入功率，kW；ke——电动机容量备用系数，ke=1.1～1.2,取1.15；ηe——电动机效率，ηe=0.92～0.94,取0.93；ηc——传动效率，电动机与通风机直联时η传=1。则：容易时期Ne=216×1.15/0.93=276kW；困难时期Nn=443×1.15/0.93=566.1kW根据以上计算出的功率以及主要通风机要求的转速，JR157-8和JR1512-8的异步电动机，其详细参数见表9-4-4。表9.5.4电动机技术特征时期型号功率/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矿井不得采用局部通风机群作为主要通风机用。在特殊条件下，作临时使用时，必须报主要通风机管理，制定措施，报省煤炭局批准。1）主要通风机必须安装在地面，装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%；2）主要通风机必须保证经常运转；3）主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用。在建井期间可装置一套通风机和一部备用电动机。备用通风机或备用电动机和配套通风机，必须能在10min内开动；4）装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门；5）主要通风机至少每月由矿井机电部门检查1次。改变通风机转数或风叶角度时，必须报矿总工程师批准；6）进风井口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方；进风井筒冬季结冰，对工人健康和提升设施有一定的危害，必须设暖风设备；7）回采工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串联通风必须符合《煤矿安全规程》第117条有关规定；8）完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态。9.5.5对反风为使进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸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》（2010年版）规定要求在10min内能把矿井风流反转过来，而且要求风量不小于正常风量的60%。本设计采用反风道反风，即在出风井另开反风道，安装反风装置。能够保证安全可靠，满足反风的时间和风量要求。9.6特殊灾害的预防措施9.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1）回采和掘进工作面以及回风巷中，必须按规定定期检查瓦斯，如发现异常，必须按规定处理。2）盲巷、盲硐、片帮及冒顶处等容易积骤瓦斯的地点，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，各个装煤站应进行喷雾洒水。9.6.21）井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门。并设区域返风系统。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。9.6.31）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设计矿井基本技术经济指标表10.1.1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煤层牌号-气煤2可采煤层数目层53主采煤层厚度m4.244煤层倾角°10~145矿井工业储量Mt202.2432.16矿井可采储量Mt125.821.346矿井年工作日数d330日采煤班数班37矿井年生产能力Mt/a1.50矿井日生产能力t/d45458矿井服务年限a75.469井田走向长度km3.88~4.97井田倾斜长度km1.67~2.3710瓦斯等级-高瓦斯相对涌出量m3/t8.711通风方式前期-中央分列式12矿井正常涌水量m3/h250矿井最大涌水量m3/h28013开拓方式-立井一水平14水平标高m-70015生产的工作面数目个1备用的工作面数目个116采煤工作面年进度m158417开拓掘进队数个418大巷运输方式-胶带输送机19矿车类型-1.0t固定箱式矿车20电机车类型-蓄电池式电机车21设计煤层采煤方法-走向长壁综采放顶煤采煤法22工作面长度m23023工作面推进度m/月14424工作面坑木消耗量m3/kt1工作面效率t/工43.2工作面成本元/t220参考文献[1]徐永圻.《采矿学》.徐州：中国矿业大学出版社，2003[2]杜计平.《采矿学》.徐州：中国矿业大学出版社，2009[3]林在康，左秀峰.《矿业信息技术基础》.徐州：中国矿业大学出版社，2002[4]邹喜正，刘长友.《安全高效矿井开采技术》.徐州：中国矿业大学出版社，2007[5]张宝明，陈炎光.《中国煤炭高产高效技术》.徐州：中国矿业大学出版社，2001[6]钱鸣高，石平五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学出版社，2003[7]于海勇.《综采开采的基础理论》.北京：煤炭工业出版社，1995[8]王省身.《矿井灾害防治理论与技术》.徐州：中国矿业大学出版社，1989[9]中国煤炭建设协会.《煤炭工业矿井设计规范》.北京：中国计划出版社，2005[10]岑传鸿，窦林名.《采场顶板控制与监测技术》.徐州：中国矿业大学出版社，2004[11]蒋国安，吕家立.《采矿工程英语》.徐州：中国矿业大学出版社，1998[12]李位民.《特大型现代化矿井建设与工程实践》.北京：煤炭工业出版社，2001[13]综采设备管理手册编委会.《综采设备管理手册》.北京：煤炭工业出版社，1994[14]中国煤矿安全监察局.《煤矿安全规程》.北京：煤炭工业出版社，2006[15]朱真才，韩振铎.《采掘机械与液压传动》.徐州：中国矿业大学出版社，2005[16]洪晓华.《矿井运输提升》.徐州：中国矿业大学出版社，2005[17]中国统配煤矿总公司物资供应局.《煤炭工业设备手册》.徐州：中国矿业大学出版社，1992[18]章玉华.《技术经济学》.徐州：中国矿业大学出版社，1995[19]郑西贵，李学华.《采矿AutoCAD2006入门与提高》.徐州：中国矿业大学出版社，2005[20]王德明.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学出版社，2007[21]杨孟达.《煤矿地质学》.北京：煤炭工业出版社，2000[22]刘刚.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学出版社，2005[23]中国煤炭建设协会.《煤炭建设井巷工程概算定额》（2007基价）.北京：煤炭工业出版社，2008[24]林在康，李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学出版社，2008专题部分高瓦斯煤层放顶煤安全开采与瓦斯治理新技术高瓦斯煤层放顶煤安全开采相关技术问题摘要：介绍我国放顶煤开采技术的发展过程，阐明放顶煤采煤法是一种既高产又安全的采煤方法。对于高瓦斯煤层进行放顶煤开采，在硬顶煤和硬顶板特殊的地质条件下，必须采取特殊的措施才能安全开采。关键词：安全开采；放顶煤；高瓦斯煤层1概述近年来在放顶煤工作面发生了数次严重的瓦斯爆炸事故，引起了国内上到国务院、国家煤矿安全生产监督管理局领导，下至煤炭同行的严重关注。例如：2004年11月28日铜川陈家山煤矿综放工作面发生瓦斯事故，死亡166人；2005年10月3日，鹤壁二矿放顶煤工作面发生瓦斯爆炸事故，死亡31人。不少人甚至产生这样的质疑：放顶煤采煤方法是否是本质不安全的采煤方法。有必要在这里澄清对这一问题的看法。普通放顶煤采煤法在国内外应用有悠久的历史，可以追溯到20世纪初。而综合机械化放顶煤采煤法是1964年首先在法国中南煤田布朗齐矿试验成功的。我国从1982年开始试验研究综放开采技术，第一个缓倾斜特厚煤层一次采全高综放工作面于1984年4月在辽宁沈阳矿务局蒲河矿投入试验。第一个急倾斜特厚煤层水平分层综放开采工作面，于1986年3月在窑街矿务局二矿投入试验。这两个工作面均在1986年试验成功，取得了良好的技术经济效果，并于当年进行了鉴定。在随后的年代里放顶煤开采包括综合机械化放顶煤、单体液压支柱放顶煤、滑移支架放顶煤，得到了迅猛发展。我国几乎所有的厚煤层矿区均采用了放顶煤采煤法，传统的分层开采已被放顶煤采煤方法取代。我国综放开采技术已处在世界领先地位，并将这一技术输出到国外。时至今日，我国每年的综放产量接近1亿t。在综放开采技术发展过程中，科研院所和高校与现场密切结合，在综放开采采煤工艺、技术装备、瓦斯治理、防火、粉尘治理、矿压显现、地表沉陷、顶煤顶板运移规律以及提高煤炭采出率等诸多方面，进行了大量的研究工作，取得一系列研究成果，使综放开采技术得以完善和提高。1994年，为了规范综放开采技术，原煤炭工业部专门组建综放专家组制定了《综放开采技术暂行规定》。至此，综放开采技术20多年来经过试验、推广完善及提高几个阶段，已经成为高产、高效、安全、经济效益好的采煤方法，并成为我国厚煤层矿区建设高产高效集约化矿井的有效技术途径之一。2高瓦斯煤层放顶煤开采应具备的条件高瓦斯煤层的综放开采安全问题最近几年行受国内采矿界关注。多数矿区的实践证明，高瓦斯煤层不但可以进行综放开采，而且同样可以实现高产高效，例如，靖远矿务局魏家地煤矿是一个高瓦斯、易自燃、有突出危险的新建矿井，设计生产能力为150万t／a，投产7年，采用分层综采，全矿4个工作面年产量之和仅为20万～30万t，矿井在采取措施，降低突出危险性后，采用综放开采，在综放工作面投产的第2年，产量就超过了80万t／a，何没有发生瓦斯突出事故；淮南谢桥矿为设计年产量400万t的新建矿井，为高瓦斯矿井，矿井设计时被定为具有煤及瓦斯突出危险，采取安全措施后，在厚度不超过5m的煤层中用综放开采，未发生突出事故，目前工作面生产能力已达到200万t／a以上。我国还有不少矿区的较薄厚煤层均采用放顶煤采煤方法。如徐州、淮北、邯郸、峰峰等煤矿，煤层厚度4．5～5m，矿井的地质条件和经济条件又不允许采用大采高综采，采用放顶煤采煤法开采是最好的选择。鉴于高瓦斯煤层进行放顶煤开采在安全方面有其特殊性，主要表现在放顶煤工作上隅角发生瓦斯超限，采空区如有空洞易形成瓦斯库，采空区遗煤自燃，易发生瓦斯爆炸事故等。因此，高瓦斯煤层进行放顶煤开采时，对其地质条件应有特殊要求。2．1煤层直接顶板及底板岩性与厚度从放顶煤开采提高采出率出发，不但要求顶煤能随采随冒，也要求煤层的直接顶能随采随冒，而且要求直接顶的垮落高度，至少等于煤层的厚度。高瓦斯煤层进行放顶煤开采也必须满足这一要求，主要是出于安全的考虑。如果直接顶不能随采随冒，或虽能随采随冒，但垮落厚度小，不足以充填采空区，则必然在采空区形成空洞，给瓦斯积聚提供了空间(图1)。同时，直接顶垮落充填厚度不足以形成工作面和采空区空洞之间的安全隔离带造成漏风，给空洞提供供氧条件，则空洞里的瓦斯一旦达到爆炸或爆燃浓度遇石英法的基本顶垮落产生的火花或工作面巷道尾部中锚断裂产生的火花，就会发生瓦斯爆燃事故，并波及工作面。特别是在工作面初采期间，直接顶不能充分垮落，极易形成这样的条件(图2)2．2坚硬顶煤和坚硬顶板放顶煤开采

在坚硬顶煤条件下进行放顶煤，国内已有成熟的经验。即通过顶煤的软化处理，改善顶煤的冒放性，主要手段是注水软化和预爆破处理。对于注水特性好的煤层以注水软化为最佳选择。因为这种方法除了软化顶煤外，还可以起到防尘、降温，只能预防自然发火，排放瓦斯的作用。对于注水特性不好的煤层，只能采用预爆破的方法进行顶煤软化处理。所谓预处理，就是在顶煤中的工艺巷里或工作面的两个平巷里，超前工作面一定距离进行深孔预爆破。在有些矿区，对工作面局部块段或两端头处顶煤不易垮落的顶煤，也有实施架间爆破的。从安全角度考虑顶煤软化对于高瓦斯煤层，更重要的是避免顶煤垮落不充分，在采空区形成空洞，积聚瓦斯，造成安全隐患。在工作面两端或局部地段进行顶煤松动爆破处理时，应控制钻孔的位置和方向，保证松动爆破不致和采空区连通。要求打眼工作应在工作面煤壁附近进行，钻孔的位置距煤壁的距离不应大于1m，钻孔向采空区方向的倾角不超过15。。在预采顶分层网下进行放顶煤开采时，钻孔的孔底距顶分层底板的距离不应小于0．5m。

当煤层顶板坚硬或直接顶很薄时，对放顶煤是不利的。一般情况下即使进行顶煤软化处理，效果也是不理想的。即使不考虑采出率，在高瓦斯情况下，采空区空洞积聚瓦斯是不可避免的。因而对于高瓦斯厚煤层，如果煤厚度在5～6m以上，则建议采用预采顶分层放顶煤采煤法(图3)。即先采一个顶分层(铺网或不铺网均可)，将顶板放下来，然后再沿煤层底板进行放顶煤开采。预采顶分层对于高瓦斯煤层还有一个好处，就是在采顶分层时，可以释放煤层的瓦斯，起到开采解放层的作用。如果高瓦斯煤层的厚度在5m以下，顶板又不易垮落，则最好选用其他采煤法。

3高瓦斯煤层放顶煤开采的巷道布置高瓦斯放顶煤工作面的巷道布置必须保证工作面回风巷和工作面上隅角的瓦斯不超限。工作面通风即要考虑稀释采煤机落煤、放顶煤等工序所释放出的瓦斯，同时也要考虑采空区和上部煤岩体由于采动破坏析放并涌人工作面的瓦斯。因而放顶煤工作面的巷道布置从通风角度考虑有各种形式，有平面多巷布置方式。(1)U形布置。工作面采用一进一回通风方式。这种通风方式易出现工作面回风巷和工作面上隅角瓦斯超限。因而不适宜高产工作面。遇到工作面上隅角瓦斯超限时，多采用风障和局部通风机进行稀释。(2)E形通风系统或称U+L立体通风方式。即在U形通风系统的基础上，在顶煤中另掘一条排瓦斯巷，形成第二条回风巷或在多数情况下作为抽瓦斯巷。这种方式可有效解除工作面上隅角瓦斯超限现象，并能有效地排出顶煤中释放的瓦斯。布置在煤层顶板岩石中高抽巷亦属于此种类型通风系统。(3)U+L平面多巷通风系统。即在U形通风系统的基础上，增加一条巷道，形成一进两回或两进一回的通风格局(图4)。(4)Y形通风系统，在采用无煤柱巷旁充填护巷，进行放顶煤开采时，在采空区保留一条巷道，作为回风巷，而工作面的2个平巷做进风用,形成两进一回的通风格局。如图5所示。(5)Y+L形通风系统。在Y形通风的基础上，另掘一条回风巷，形成两进两回的通风格局，如图6所示。(6)E+L形通风系统。在E形通风系统的基础上，为增加工作面上部的排瓦斯能力，在工作面回风巷外侧另掘一条巷道作为回风巷，形成一进两回一抽的通风格局，如图7所示。4高瓦斯放顶煤工作面的采煤工艺4．1采煤机割煤速度和放顶煤速度回采工作面煤壁瓦斯涌出量的计算公式如下：Qm=Vmh(1－exp)(1)式中Qm──煤壁瓦斯涌出量，m3／min；Vm──采煤机割煤速度，m／min；h──截割高度，m；──回采工作面煤壁瓦斯的涌出强度，m3／(min·m2)；──瓦斯涌出衰减系数，min-1；──工作面长度，m。回采工作面采(放)落煤块瓦斯涌出量的计算公式如下：Qk=Xcηm(2)式中Xc为单位煤块重量在回采工作面停留时间之内涌出的瓦斯量,m3／t；ηm为采煤机落煤(放煤)效率，t／min，ηm=HBγ，其中H为截割高度或放煤高度，m；B为采煤机截深或放煤步距，m；γ为煤体容重，kN／m3。从式(1)、式(2)看出，煤壁和采落煤块的瓦斯涌出量，都与采煤机的割煤速度或放煤速度成正比。因而在高瓦斯放顶煤工作面，应控制割煤速度和放煤速度，否则会造成工作面局部瓦斯超限。割煤速度和放煤速度应通过实测确定。即在采煤机割煤或放煤时，在采煤机和放煤口下风口处检测瓦斯浓度，改变割煤速度和放煤速度，以瓦斯不超限时的速度为该工作面的合理割(放)煤速度。4．2顶煤的软化处理工艺如遇顶煤坚硬不能随采随冒，如不进行顶煤软化处理，改善顶煤的冒放性，必然会丢失大量的顶煤。在高瓦斯坚硬煤层进行顶煤软化处理时必须选择合理的顶煤软化方法。4．3高瓦斯放顶煤工作面的初次放顶放顶煤工作面在顶煤和直接顶初次垮落之前采空区未能充填，此时最宜在采空区积聚大量瓦斯，而且在切眼里采用锚杆、锚索支护。一旦顶煤或顶板垮落时，锚杆(索)断裂，摩擦极易产生火花。如不采取防范措施，就会发生瓦斯爆燃事故。在高瓦斯放顶煤工作面初次放顶时必须采取以下措施：(1)在工作面离开切眼前对切眼上方的顶煤和后方煤柱实施爆破处理，使顶煤的初次垮落步距为零。(2)在直接顶垮落之前不得进行放顶煤。如果此时大量放顶煤将采空区放空，必然形成巨大的积聚瓦斯空间。(3)应采取缩小直接顶的初次垮落步距，有效的方法是在工作面切眼的上方顶煤中，沿顶板掘一辅助切眼，在辅助切眼里，对直接顶进行拉槽预爆破处理，可使直接顶的初次垮落步距缩减为零。5高瓦斯煤层放顶煤工作面的防火问题高瓦斯煤层进行放顶煤开采时，除采用常规的综合防灭火措施外，必须考虑防治瓦斯和防火之间的关系。应从以下几方面着手解决这一问题。(1)从某种意义上讲，采空区积聚瓦斯，必然减少采空区的供氧量，因而对防火是有利的，但采空区瓦斯如果大量涌人工作面，则必对工作面安全带来威胁。为避免采空区瓦斯涌人工作面，可以改变工作面的推进方向，即使工作面沿煤层伪俯斜布置，使工作面的推进方向变为伪俯斜向下推进，这样采空区的瓦斯向上运动，不致涌人工作面内。(2)在采用u+L形通风系统时，应尽量缩短回风流经过采空区的路线或避免回风流经过采空区，以防止采空区漏风。(3)在u形或E形通风条件下，应加强工作面两端头尾巷的密闭，防止采空区漏风。在E形通风条件下，应尽可能通过高抽巷或排瓦斯巷排放采空区瓦斯，以减少采空区的瓦斯含量。(4)在Y形通风条件下，应对巷旁充填带进行喷浆或泡沫塑料喷涂，防止充填带漏风。(5)在任何通风条件下，都应加强工作面的推进速度，以尽快使采空区厌氧带的出现时间小于煤炭自然发火期。煤与瓦斯共采1概述2010年11月18日，由中国工程院、国家能源局举办的首届中国能源论坛明确提出：我国将“坚持以煤炭为主体、电力为中心、油气和新能源全面发展的能源战略”，2030～2050年煤炭年需求达35亿吨，在能源结构中的比例仍占50%。可见，在相当长的时期内，煤炭作为我国主导能源和基础能源的地位无法替代。然而，我国煤炭开采难度大，-1000米以下煤炭资源量占总资源量的53%，全国95%以上的煤矿为井工开采，瓦斯、水、火、地压、地温等自然灾害严重，特别是瓦斯问题尤为突出，国有重点煤矿70%以上是高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井，且大部分为低透气性煤层。长期以来，我国在低透气性煤层中开展的地面煤层气开采一直未能取得突破，国家曾引进美国技术在两淮矿区实施数口地面钻井开采煤层气，试验均告失败。同时，在煤矿井下引进德国、澳大利亚钻机直接在煤层中抽采瓦斯的尝试也没有成功。上述研究至今仍未取得进展，因此，自上世纪80年代以来，随着煤矿开采深度增加，瓦斯灾害升级，此类煤矿瓦斯爆炸和煤与瓦斯突出事故频繁发生。淮南矿区是瓦斯危害最典型的矿区之一，历史上是全国煤矿瓦斯事故重灾区。近十多年来，我们针对低透气性煤层瓦斯治理状况，即地面煤层气开采和地下直接抽采瓦斯均走不通的客观事实，大胆从煤矿井下开采源头来解决低透气性高瓦斯煤层瓦斯治理难题，依靠井下采场卸压开采来增加煤层透气性，并抽采卸压瓦斯的煤与瓦斯共采理论。解决了低透气性煤层煤矿瓦斯治理这一世界性、历史性的难题，杜绝了瓦斯爆炸事故，大大解放了矿区生产力。十多年淮南矿区及全国类似条件安全开采瓦斯治理实践已证明，煤与瓦斯共采是实现煤炭科学开采的必由之路。2理论的提出与初步成效淮南矿区资源丰富，探明资源量500亿吨，其中-1200米以浅国家批准的总体资源量285亿吨，煤层气资源近7000亿立方米，是我国东部和南部最大的一块整装煤田，占我国东部煤炭储量的50%，占安徽省煤炭储量的74%。然而，淮南煤炭赋存条件差，为低透气性煤层群开采条件，渗透率极低地质条件极为复杂，煤层瓦斯含量高，每分钟瓦斯涌出量达1100立方米，居全国前列，是我国开采难度最大的煤田之一，瓦斯事故多发。几十年来，被瓦斯这只“猛虎”所束缚，矿区煤炭产量一直徘徊在1000万吨左右，丰富的煤炭资源和良好的区位优势难以发挥。众所周知，低透气性煤层瓦斯治理是世界性难题，传统的治理办法是“拼刺刀”，即直接在低透气性高瓦斯、煤与瓦斯突出煤层进行治理措施和采掘活动，对瓦斯是“堵”而不是“疏”。这个路子已经证明是行不通的，大量瓦斯仍然存留在煤层之中，治理效果差。要想降伏瓦斯这只“拦路虎”，消除瓦斯威胁，实现安全生产，就必须走出一条新路子。1996年4月，通过大量试验研究和理论论证，袁亮院士提出了“卸压开采煤与瓦斯共采”的技术原理：打破传统自上而下的开采顺序，首先开采瓦斯含量相对较低的薄煤层，造成上下岩层移动，膨胀卸压，从而增加煤层透气性，使得相邻煤层的瓦斯被解析为游离瓦斯，再通过预先布置的巷道和钻孔“抽采”到地面。这样，实现了煤与瓦斯共采，煤层得以在低瓦斯状态下安全开采，抽采到地面的瓦斯通过地面永久抽采系统进行综合利用，实现低碳经济。这一理论提出之后，当时在推广实施的过程中却遇到了很大的阻力，因为煤矿技术创新不像其他行业的技术创新，如果失败风险很大，不但耗费人力、物力、财力，还极有可能威胁到安全生产。因此，需要大胆设想，小心求证。1996年10月，淮南煤矿举行了“卸压开采煤与瓦斯共采技术”专家论证会。当与会人员听懂这个方案后，一片哗然，不约而同地提出了质疑。有的人认为这是异想天开，其中一位专家说：“对于卸压开采，我们在50年代就已经搞过，都没有成功。”另外一位专家担心：“卸压瓦斯不进入钻孔，在巷道里四处乱窜，从而给安全造成巨大的威胁。”淮南煤矿已经别无选择，我们还是决定开展实验室研究和现场验证试验，并力推该项新技术，在新区的潘一矿和老区的新庄孜矿各选择一个工作面进行试验。1998年9月，令人惊喜的消息传来。“卸压开采抽采瓦斯煤与瓦斯共采技术”取得了巨大的成功，仅潘一矿一条巷道就抽出了1000多万立方米的瓦斯，煤层透气性增加了2880倍，低透气性煤层卸压增透后，煤层中60%以上瓦斯被抽采出来，瓦斯威胁得到了解除，实现了高瓦斯煤层在低瓦斯状态下的安全开采。2000年之后，该技术逐步成熟并在淮南矿区全面铺开，形成了井上下立体的卸压开采抽采瓦斯、煤与瓦斯共采和先抽瓦斯后采煤的工程技术体系。瓦斯，这只昔日吞噬多少矿工生命的“老虎”终于被温顺地关进了笼子里。“卸压开采煤与瓦斯共采技术”实现了瓦斯“治得住”，但它存在着巷道工程量大、瓦斯治理成本高等弊端。如何找到技术经济最佳结合点，有没有一种既能治理瓦斯保证安全，又能降低成本的技术呢？为此，2004年袁亮院士提出了“无煤柱煤与瓦斯共采”理论，并开展了系统的研究工作。首先在通风方式上进行变革。2004年之前，我国煤矿均采用U型通风方式。它的好处是系统简单，一条进风巷道，一条回风巷道，但是存在着工作面上隅角瓦斯积聚的重大安全隐患。据统计，