山阳煤矿3.0Mt-a新井设计-浅析采场底板突水机理及预测方法

⑤一次合理提升量QQ=As/Ns（8－5）式中：Q—一次提升量，t；As—小时提升量，t；Ns—小时提升次数，次。Q＝862.5∕43＝20.06（t）据以上计算初步选定22t箕斗一对，其技术特征见表8.1。表8-1箕斗参数型号名义载煤量/t有效容积/m3提升钢丝绳箕斗自重数量直径/mm绳间距/mmJL22/126A2231638～60.530012.4表8-2多绳摩擦式提升机技术特征表项目单位数目型号—JKM-3.5/6（III）主导轮直径m3.5导向轮直径m3纲丝绳最大静张力kN800最大静张力差kN230有导向轮直径m35数量条6间距mm300最大提升速度m/s14外形尺寸(长×宽×高)m6×9.5×3表8-3钢丝绳技术特征表项目单位数目型号—绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳mm40钢丝中心3.0第一层2.8第二层大3.0小2.2钢丝绳总断面积/mm2655.07参考重力N/100m6092.0钢丝绳公称抗拉强度/N•mm-21700钢丝破断拉力总和（不小于）/N1110000安全系数—8.3（2）运输能力验算矿井设计日产量为9511.68t，设计净提升时间为16h,平均每小时提升量为860t，小于主井箕斗提升能力。设计综采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594t/h，主井提升能力为860t/h,两者之差为266t/h，在主井井底设置一垂直圆断面井底煤仓，煤仓直径为8.0m，有效装煤高度为20m，容量为1200t。各工作面瞬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运输任务。8.2.2副井提升设备选型（1）设备选型根据矿井掘出矸石量为60t/h，同时下井的最多人数为80。选择罐笼型号为GDG1.5/9/2/4和GDG1.5/9/2/4K各一套，落地式多绳摩擦提升机型号为JKM-2.8×6（Ⅱ），钢丝绳等具体如表8-4~表8-7所示：表8-4窄罐笼技术参数表项目单位数目型号—GDG1.5/9/2/4钢丝绳罐道—GDS1.5/9/2/4装载矿车型号—MGC1.7-9B车数辆4乘坐人数人64罐笼装载量kN14.68罐笼质量t10.93最大终端载荷kN560尾绳数根2提升首绳数量根6直径mm33表8-5宽罐笼技术参数表项目单位数目型号—GDG1.5/9/2/4K钢丝绳罐道—GDS1.5/9/2/4K装载矿车型号—MGC1.7-9B车数辆4乘坐人数人84罐笼装载量kN14.68罐笼质量t11.88最大终端载荷kN570尾绳数根2提升首绳数量根6直径mm33表8-6多绳摩擦提升机技术特征表项目单位数目型号—JKM-2.8/6（II）主导轮直径m2.8导向轮直径m2.5纲丝绳最大静张力kN529最大静张力差kN150有导向轮直径m28数量条6间距mm250最大提升速度m/s14.75外形尺寸(长×宽×高)m7.9×8.5×2.7表8-7钢丝绳技术特征表项目单位数目型号—绳6×19股（1+6+12）绳纤维芯直径钢丝绳mm34钢丝2.2钢丝绳总断面积/mm2433.13参考重力/100m4093钢丝绳公称抗拉强度/N•mm-21550钢丝破断拉力总和（不小于）/N671000安全系数—14表8-8井上固定天轮的基本参数项目单位数目型号—TSG3000/19名义直径mm3000绳槽半径mm19钢丝绳直径mm33～35钢丝破断拉力总和N1010000两轴承中心距mm950轴承中心高mm240变位重力N7810总重N24660（2）操车与进出车方式井上井下对应两股道设有电动式推车机和气动摇、阻车器等操车设备。两台提升机升降人员、物料方式为井底提灌换层，井口沉罐换层。

9矿井通风及安全9.1矿井地质、开拓、开采概况9.1.1矿井地质概况山阳煤矿位于陕西省渭北石炭二叠纪煤田澄合矿区中深部，矿区内地势平坦，地表一般标高+760m左右，有自西北向东南倾斜趋势。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。井田的走向最大长度为13.6km，最小长度为12.4km，平均12.8km；井田倾斜方向的最大长度为6.2km，最小长度为4.6km，平均5.5km。煤层构造为一走向近东西向北倾斜具波状起伏的单斜构造。产状平缓，倾角一般3～8°，东部及东北部倾角逐渐增大，不超过15°。沿走向倾向均发育有次一级的小型褶曲。井田内经勘探未发现大的断裂构造，仅在井田东西两侧有北北东（F22）、北东向（F4）的较大断裂，构成本井田的自然边界。在井田范围内，5号煤层赋存稳定，平均倾角7°，矿井相对瓦斯涌出量为平均2.256m3/t，煤层无自然发火危险性，煤尘无爆炸性。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井单水平采带区式结合开拓，水平标高+200m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分一个带区，五个采（盘）区。9.1.3开采方法带区内布置一个综采工作面保产，工作面长度225m，同时布置一备用面，采用双巷掘进，留20m宽的保护煤柱，根据通风需要，一个工作面布置两条斜巷。综采工作面生产能力为8800t/d，每日推进度为6.4m，采煤机选用MG500-1250-WD采煤机，截深0.8m，采高为2.5~5.0m，日进8刀。综采支架型号为ZZ6000/25/50。综采工作面装备的部分机电设备见表9-1。表9-1综采工作面机电设备表序号地点机电设备名称型号1工作面采煤机MG500-1250-WD2工作面刮板输送机SGZ-764/5003工作面液压支架ZZ6000/25/504工作面端头支架ZT7500/18/365运输斜巷刮板转载机SGZ-764/5006运输斜巷破碎机PCM110II7运输斜巷伸缩带式输送机SSJ1200/M8运输斜巷乳化液泵站RB160/409运输斜巷喷雾泵站WPZ320/6.310运输斜巷配电器KYX-111运输斜巷移动变电站KBSGZY-T-630/6为了保证工作面正常接替，前期准备5401工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头；后期准备5402工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头和两个西翼岩层大巷掘进头。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，工作面斜巷绞车运输。井底车场设变电所、充电硐室。带区内不设变电所。遇岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.1.5工作制、人数各工作面均采用三八工作制，即两班采煤一班检修。井下同时作业的最多人数为400人，综采面同时工作最多人数50人。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；（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化9.2.2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、矿井沼气等级。（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。表9-2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，出煤较多，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，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道 通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件：地表表土层厚约130m，水平标高为+200m；煤层为近水平煤层，分一个带区和五个采（盘）区，煤层无自然发火危险，煤尘有爆炸性。根据以上分析，且矿井产量3.0Mt/a，属特大型矿井。根据以上分析，确定技术可行的方案为：前期为中央并列式通风，主、副井进风，回风井回风，后期为中央边界式，副井进风，边界风井回风。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。其可分为自然通风和机械通风。矿井通风方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：（1）抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，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风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。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带区通风系统的要求带区通风总要求：（1）矿井通风网络结构合理；集中进、回风线路要短，通风总阻力要小，多阶段同时作业时，主要人行运输巷道和工作点上的污风不串联。（2）内外部漏风小。（3）通风构筑物和风流调节设施及辅助通风机要少。（4）充分利用一切可用的通风井巷，使专用通风井巷工程量最小。（5）通风动力消耗少，通风费用低。带区通风系统基本要求：1）每个矿井和阶段水平之间都必须有两个安全出口。2）进风井巷与采掘工作面的进风流的粉尘浓度不得大于0.5mg/m3。3）新设计的箕斗井和混合井禁止作进风井，已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使进风流的含尘量达到上述要求。4）主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和有毒气体的污染，井口排风不得造成公害。5）矿井有效风量率应在60%以上。6）采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿风流通风，电耙司机应位于风流的上风侧，有污风串联时，应禁止人员作业。7）井下破碎硐室和炸药库，必须设有独立的回风道。8）主要通风机一般应设反风装置，要求10min内实现反风，反风量大于40%。9.2.5工作面通风方式的确定工作面通风系统是矿井通风系统的中心，其结构决定着矿井通风系统的最重要的参数和指标（如漏风量，稳定性程度等），因而搞好带区通风是保证矿井安全生产的基础。工作面通风有上行风和下行风之分，但本矿井首采区采用带区准备方式，工作面倾角很小，上行风和下行风区别不是很大，只是进风和回风巷道的选择对工作面的选择有一定影响，下面将选择不同巷道进、回风进行比较。（1）选择运输斜巷为进风巷，运料斜巷为回风巷。风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，是风流中的煤尘浓度增大；煤炭在运输过程中涌出的瓦斯，使进风流的瓦斯浓度升高，影响工作面的安全条件；输送机所散发出的热量，是进风流温度升高，从而升高工作面的温度。（2）选择运料斜巷为进风巷，运输斜巷为回风巷。选择辅助运输斜巷为进风巷，运输斜巷作为回风巷，虽然避免上一方式的缺点，但是，胶带输送机处在回风流中，容易引起瓦斯爆炸。另外设备列车也处于乏风风流中，不利于矿井的安全生产。结合本矿井实际情况，煤层瓦斯涌出量很小，煤尘无爆炸性，因此，选择哪条巷道作为进风巷优势并不明显。最后综合考虑巷道布置和生产系统，选择运输斜巷作为进风巷，运料斜巷作为回风巷。工作面通风系统形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”五种形式，各种形式的使用条件和优缺点如表9-3所示。表9-3采煤工作面通风系统分类通风方式适应条件及优缺点U型通风方式一进一回，在我国使用比较普遍，其优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理，但上隅角瓦斯容易超限，工作面进、回风巷要提前掘进。此种通风方是对了解煤层赋存状况，掌握甲烷、火的发生、发展规律，较为有利。由于巷道均维护在煤体重，因而巷道的漏风率减少，适用于低瓦斯矿井Y型通风方式两进一回，在回采工作面的上、下端各设一条进风巷道，另外在采空区一侧设回风道。优点为：可以很好的解决工作面上隅角瓦斯超限问题，改善了工作环境，提高回收率。E型通风方式两进一回，下两天为进风巷，上面为回风巷。优点：使下回风平巷和下部工作面回风速度降低，抑制煤尘飞扬，降低采空区温度。但是容易引起工作面上隅角瓦斯超限。W型通风方式两进一回，或一进两回。优点：相邻工作面公用一个进或回风巷，减少了巷道的开掘和维护，漏风少，利于防火，在近水平煤层的综采工作面中应用较广。Z型通风方式一进一回，前期掘进巷道工程量小，风流比较稳定，采空区漏风介于U型后退和U型前进式之间，但需要沿空护巷和控制经过踩空区的漏风，其难度较大结合以上信息，本设计选用运输斜巷进风，运料斜巷回风。故工作面宜采用“U”形通风方式。9.3矿井风量计算9.3.1工作面所需风量的计算每个采煤工作面实际需要风量,应按瓦斯(或二氧化碳)涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。（1）按瓦斯涌出量计算根据《矿井安全规程》规定，回采工作面回风巷风流中瓦斯和二氧化碳的浓度不得超过1％。矿井瓦斯相对涌出量为2.256m3/min。以瓦斯涌出量计算工作面风量。即：（9-1）式中：Qai——第i个回采工作面实际需风量，m3/min；qa——第i个工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，；Kai——工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。回采工作面日产量：8800t则：瓦斯绝对涌出量：Qgai=8800×2.256/（60×24）=13.80（m3/min）工作面需风量：Qai=100×qgai×Kai=100×13.80×1.5=2070（m3/min）（2）按工作面气温与风速的关系计算采煤工作面应有良好的劳动气候条件，温度和风速应符合下列要求，见表9-2。表9-4工作面适宜气候条件工作面温度（）<1515～1818～2020～2323～26工作面风速（m/s）0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～1.8工作面所需风量按下式计算：（9-2）式中：vai——第i个回采工作面风速，进风流温度20~23℃，取1.5m/s；Sai——第i个回采工作面有效通风断面面积，取22.5m2；则：（3）按人数计算按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。（9-3）式中：4——每人每分钟供给的最低风量，m3/min；Nai——第i个工作面同时工作的最多人数，取50人；则：由以上三个方法计算所得的工作面实际最大需风量为=2070m3/min。（4）按风速进行验算根据《矿井安全规程》规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。（9-4）（9-5）Sai——第i个工作面有效通风断面面积，取22.5m2；则：由风速验算可知，=2070m3/min符合风速要求。9.3.2备用面需风量的计算本矿不设备用面。9.3.3掘进工作面需风量矿井生产前期，为保证生产正常接替，在正常生产期间，安排两套独立通风的连采机煤层平巷掘进头。通风方式：由于采用连续采煤机掘巷，必须为双巷或三巷掘进。利用联络巷贯通，可自行形成风路，在无联络巷贯通时的独头段采用压入式局部通风机通风。（1）按瓦斯涌出量计算（9-6）式中：Qbi——掘进工作面所需风量，m3/min；qbi——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；Kbi——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。掘进面最大日产量为：880t瓦斯绝对涌出量为：则工作面需风量为：（2）按工作面最多人数计算（9-7）式中：4——每人每分钟供给的最低风量，m3/min；Nbi——煤巷掘进工作面同时工作的最多人数，取50人。则：（3）按局部通风机的实际吸风量计算（9-8）式中：Q扇——局部通风机实际吸风量，m3/min；S——安设局部通风机的巷道断面，m2；I——掘进工作面同时工作的局部通风机台数。局部通风机为FD-1No7.1/30型，吸风量370~600m3/min，取=600m3/min；安设局部通风机的断面分别为19.25m2和17.5m2，取=19.25m2；同时工作的局部通风机台数为1台。则：以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：Qbi=889m3/min。取Qbi=889m3/min。（4）按风速进行验算（9-9）（9-10）式中：Sbi——第i个煤巷掘进工作面的断面面积，取19.25m2。则：Qbi=889m3/min符合风速要求，因此，取掘进面所需风量Qbi=889m3/min。9.3.4硐室需风量硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。因为本矿只有火药库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验值取得：大型爆破材料库为100～150m3/min，中小型爆破材料库60～100m3/min，采区绞车房及变电所为60～80m3/min，充电硐室按经验给100～200m3/min。结合本矿实际，取火药库实际风量为130m3/min，绞车房实际风量为90m3/min，变电所实际风量为80m3/min，充电硐室为150m3/min，其它硐室200m3/min。9.3.5其它巷道所需风量各个其它巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值，这里按矿井总需风量的10%计算。9.3.6矿井总风量计算（1）按采煤，掘进，硐室及其它地点实际需要风量的总和计算（9-11）式中：Q——矿井的总进风量，m3/min； Qa——采煤工作面和备用面所需风量，2070m3/min； Qb——掘进面所需风量，1800m3/min； Qc——硐室所需风量，930m3/min； Qd——其它巷道所需风量之和按矿井总需风量的10%计算；Kt——矿井通风系数，取1.2；则容易时期：∑Qmin=1.2×1.1×[2070+889×2+（130+90+80+150+200）]=5937（m3/min）困难时期：∑Qmax=1.2×1.1×[2070+889×3+（130+90×2+80×2+150+200)]=7335（m3/min）（2）按井下同时工作的最多人数计算：（9-12）式中：N——井下同时工作的最多人数，400人；Kt——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取1.2；则：两种方法选取最大值，则矿井总回风量通风容易时期为5937m3/min，困难时期为7335m3/min。9.3.7风量分配及风速验算矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，逆风将各地点计算值乘以系数1.2就是各用风地点的实际风量，采煤工作面只配计算的风量，两斜巷的风量乘以系数1.2.顺风流而下，遇到分风地点则加上其他风路的风量，一起分配给未分风的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。1）综采工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%：Q综=2070×1.2=2484m3/min3）煤巷掘进工作面：掘进=889×1.2=1066.8m3/min4）岩石大巷掘进面：Q掘=889×1.2=1066.8m3/min5）机车检修、充电硐室：Q充=150×1.2=180m3/min6）火药库：Q火=130×1.2=156m3/min7）其它巷道：Q其它=720×1.2=864m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。井巷风速验算结果见表9-5。表9-5井巷风速验算表井巷风速限速有效断面m2实际风速m/s备注最低风速最高风速副井—850.242.8符合中央风井－1544.163.2符合胶带回风大巷－820.63.8符合辅运进风大巷－821.23.6符合集中运输平巷－817.53.5符合集中运料斜巷－819.253.4符合运料斜巷－619.252.9符合运输斜巷－617.52.8符合采煤工作面0.25422.52.4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：设置在带区绞车房、变电所、爆破材料库、检修硐室等硐室的回风道中，控制风量大小的通风构筑物。（3）密闭：设置在已回采区域平巷以及掘进巷道的双巷联络巷中，阻止风流进入的通风构筑物。9.4矿井阻力计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主扇之前，必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩檫阻力和局部阻力。摩檫阻力一般占通风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。9.4.1计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa；（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算。（3）矿井通风网路中有较多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；（4）设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350mm水柱；（5）应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此应首先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.4.2容易和困难时期矿井最大阻力路线确定（1）通风容易时期和通风困难时期的定义矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。①容易时期的采煤方案大采高一次采全高4501工作面，布置两个煤巷掘进头。②困难时期的采煤方案开采南二盘区上山最上部工作面，布置两个煤巷掘进头。（2）通风容易时期路线：副井1井底车场2辅助进风大巷35401工作面运料斜巷55401工作面65401工作面运输斜巷7回风斜巷胶带回风大巷13中央风井14地面通风容易时期网络图及立体图，分别如图9-1、9-2所示。（3）通风困难时期路线：副井1井底车场7辅助运输大巷10南二盘区运输上山27区段运输平巷工作面区段运料平巷南二盘区辅运上山回风斜巷胶带回风大巷11中央风井3地面通风困难时期网络图及立体图，分别如图9-3、9-4所示。图9-1通风容易时期系统立体图图9-2通风容易时期网络图图9-3通风困难时期系统立体图图9-4通风困难时期网络图9.4.3矿井通风阻力计算通风阻力的计算采用下式：hfr=aLUQ2/S3（9-13）式中：α——摩擦阻力系数，N·s2·m-4；L——巷道长度，m；U——巷道周边长，m；Q——分配各井巷的风量，m3·min-1；S——巷道净断面积，m2；hfr——巷道摩擦阻力，pa。计算结果见表9-6、表9-7。表9-6通风容易时期通风阻力计算表井巷名称支护方式a(N·s2/m4)L(m)U(m)S(m2)Q(m3/s)htrmin(Pa)V(m/s)副井混凝土0.04257025.1250.2498.9546.431.97井底车场锚喷0.007830018.522.588.5534.773.94辅运进风大巷锚喷0.007862216.0521.688.5560.594.10运输进风斜巷锚索网0.005528501717.575.46283.124.31回采工作面支架0.0332251922.555.6548.364.31回风运料斜巷锚索网0.006528501819.2566.58264.962.47带区回风斜巷锚喷0.006550161666.585.294.16胶带回风大巷锚喷0.007855016.0520.678.4548.473.81回风石门锚喷0.007850161678.459.384.90风井混凝土0.03557023.5544.1698.9553.422.24总计854.79表9-7通风困难时期通风阻力计算表井巷名称支护方式a(Ns2/m4)L(m)U(m)S(m2)Q(m3/s)htrmin(Pa)V(m/s)副井混凝土0.04257025.1250.24122.2570.872.43井底车场锚喷0.007830018.522.5113.5549.005.05辅运进风大巷锚喷0.0078270016.0521.6105.56373.744.89盘区胶带上山锚喷0.005530341717.595.35481.235.45进风运输平巷锚索网0.006529001717.573.25320.824.19回采工作面支架0.0332251922.558.6842.652.61回风运料平巷锚索网0.006529001819.2568.46222.933.91盘区轨道上山锚喷0.006530501819.2589.36399.475.11盘区回风斜巷锚喷0.006550161689.3610.145.59胶带回风大巷锚喷0.0078260016.0520.6109.38445.475.31回风石门锚喷0.0078501616109.3818.236.84风井混凝土0.03557023.5544.16122.2581.544.265653总计2516.099.4.4矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：hrmin=1.2×∑hrfmin （9-14）困难时期通风总阻力：hrmax=1.15×∑hrfmax （9-15）式中：1.2、1.15为考虑风路上有局部阻力的系数。∑hrfmin、∑hrfmax是矿井通风困难和容易时期的阻力之和；则：∑hrmin=1026Pa（<2940Pa） ∑hrmax=2893Pa（<2940Pa）矿井通风总风阻见表9-8。表9-8矿井通风总阻力容易时期困难时期总阻力(pa)102628939.4.5两个时期的矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算公式： （9-16）矿井通风等积孔计算公式： （9-17）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。（1）容易时期：矿井总风阻为：总等积孔：（2）困难时期：矿井总风阻为：总等积孔：通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表9-4-7：表9-9矿井等积孔容易时期困难时期总风阻（N·S2/m8）0.1050.194等积孔(m2)3.682.71表9-10矿井通风难易程度与等积孔的关系表通风阻力等级通风难易程度等积孔大阻力矿中阻力矿小阻力矿困难中等容易＜1m21～2m2＞2m2由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2m2，总风阻均小于0.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。9.5选择矿井通风设备9.5.1选择主要通风机根据《煤炭工业设计规范》等技术文件的有关规定，进行通风机设备选型时，应符合下列通风机选型的原则：①矿井必须装设2套同等能力的主通风设备，其中一套备用。②风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾第二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。③当风机在服务年限内阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年。④风机的通风能力应留有一定的富裕量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5；风机的转速不大于额定值的90%。⑤考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。⑥正常情况下，主要通风机不采用联合运转。根据前面计算，用扇风机的个体特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。（1）自然风压由《煤矿设计规范》可知：矿井进、出风井井口的标高相差在150以下，井深均小于400m时可以不计算自然风压。本矿井前期进、回风井在同一工业场地中布置，标高相差不足2m，后期进、出风井井口标高相差50m，并且井深都小于400m。故设计中不必计算自然风压，即：=0。（2）主要通风机工作风压①该矿井为抽出式通风，通风容易时期主要通风机静风压：（9-18）（9-19）式中：hse——通风容易时期主要通风机静风压，Pa；hsd——通风困难时期主要通风机静风压，Pa；hme——表示矿井通风容易时期总阻力，1054Pa；hmd——表示矿井通风困难时期总阻力，2384Pa；hn——表示自然风压，本矿井hn=0；hb——表示风峒的通风阻力，通常为20～50Pa，取50Pa。则：（3）主要通风机的实际通过风量Qf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Qf必大于矿井总风量Q，用下式计算：（9-20）式中：Qf——风机实际风量，Qfe、Qfd分别代表容易时期和困难时期风机实际风量，m3/s；1.05——矿井通风外部漏风系数；Q——风井总风量，m3/s。因此：容易时期：困难时期：（4）主要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。主要通风机工表9-11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风量/m3·s-1风压/Pa矿井开采水平10410761282943作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期：（9-21）=1076/1042=0.10N·S2/m8困难时期：（9-22）=2943/1282=0.18N·S2/m8风机风压与风量的关系：容易时期：Hfe=Rfe×Qf2=0.10Qf2困难时期：Hfd=Rfd×Qf2=0.18Qf2通风容易和困难时期风阻见表9-12。表9-12通风容易和困难时期风阻容易时期困难时期(N·S2/m8)0.100.18根据以上数据，并结合当前的技术经济条件，在供选择的通风机特性曲线图上初选通风机。矿井选择2K56NO.24型轴流式风机，在该风机的特性曲线上绘制风阻线，由作图求出初选风机容易和困难时期的实际工况点、，如图9-5所示。根据2K56NO.24的轴流式通风机的性能曲线，可以确定扇风机实际工况点，见表9-13。表9-13主要通风机工况点型号时期叶片安装角转速(rpm)风压(Pa)风量(m3/s)效率输入功率kw2K56NO.24容易35°75010821050.70144困难50°75029501290.80522图9-5通风机特性曲线9.5.2电动机选型由于主要通风机输入功率较大，且Nmin/Nmax=144/522=0.28﹤0.6，故通风容易时期和困难时期需要选用不同的电动机。电动机的输出功率：（9-24）式中：——电动机的输出功率，kW；——通风机的输入功率，kW；——电动机容量备用系数，取1.15；——电动机效率，取0.90；容易时期：=144×1.15/0.90=184kW困难时期：=522×1.15/0.90=667kW根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速，选择型号为JR157-8和Y1000-10/430的异步电动机，其详细参数见表9-14。表9-14电动机参数时期型号功率/kW电压/V电流/A转速/rpm效率/%容易JR157-8320600036.573590困难Y1000-10/43010006000118735909.6安全灾害的预防措施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聚瓦斯的地点，必须及时处理。（3）掘进应采用双风机，双电源和风电闭锁装置。（4）掘进与回采工作面应安设瓦斯自动报警装置。（5）大巷及装煤站应安设瓦斯自动报警断电仪。瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源。（6）所有易产生煤尘的地点。必须采取洒水灭尘等防尘设备及除尘设施。（7）井下风速必须严格控制，防止煤尘飞扬。井下所有煤仓和溜煤眼均应保持一定存煤，不得放空，不得兼作通风眼。（8）综采工作面应采取煤尘注水。按照保安规程设计悬挂岩粉棚和防水棚。（9）煤尘应定期清扫。巷道应定期冲刷，各个转煤点应进行喷雾洒水。9.6.2预防井下火灾的措施（1）井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统。（2）井下机电设备选用防爆型为原则。应加强机电设备的安装质量。并加强维修及管理。防止漏电及短路产生高温和火花。（3）对自然发火的煤层，应加强煤炭与坑木的加收；加强密闭，及时密闭采空区；对停采线进行黄泥灌浆或喷洒阻化剂；分层开采还应在采区随采随注。（4）二阻化剂防火：根据化验与实践，本矿自然发火期长，但为确保安全，应预备部分黄泥用于危险时期灌浆。9.6.3防水措施（1）井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。（2）主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。（3）采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危险后，方可前进。①接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；②接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；③接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；④打开隔离煤柱放水时；⑤接近有出水可能的钻孔时；⑥接近有水或稀泥的灌泥区时；⑦底板原始导水裂隙有透水危险时；⑧接近其它可能出水地区时。

10设计矿井基本技术经济指标表10-1设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤的牌号贫瘦煤2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m4.524煤层倾角°3～15（平均7°）5（1）矿井工业储量Mt456.25（2）矿井可采储量万t316.986（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班37（1）矿井年生产能力Mt/a3.0（2）矿井日生产能力t/d95118矿井服务年限a75.59矿井第一水平服务年限a75.510井田走向长度m12800井田倾斜长度m550011瓦斯等级—低瓦斯相对涌出量m3/t2.2561213通风方式—中央并列式（1）矿井正常涌水量m3/h380.60（2）矿井最大涌水量m3/h436.6914开拓方式（指井筒形式、水平数目）—立井单水平15一水平标高m+20016（1）生产的工作面数目个117（2）备用的工作面数目个1采煤工作面年推进度m2218（1）移交时井巷工程量m12350（2）达产时井巷工程量m1868019开拓掘进队数个320大巷运输方式—电机车牵引固定矿车21矿车类型—固定矿车和自制平板车22电机车类型台数323设计煤层采煤方法—综采一次采全高24（1）工作面长度m225（2）工作面推进度m/月192（3）工作面坑木消耗量m3/千t10

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下采场底板的突水机理。但将煤层底板破裂突水仅仅归结为所谓“关键层”的破断似乎有些过于简化，忽略软弱岩层在底板突水中的作用显然是不妥的；而且，“关键层”仅是一个模糊概念，在底板为多层岩性层的情况下，究竟应将哪一层岩层作为关键层，在实践中不易掌握。(5)“下三带”理论山东科技大学李白英教授等人经十余年深入隔水层底板内部进行综合观测、并结合相似材料模拟和有限元计算等研究发现：开采煤层底板也存在着类似采动覆岩破坏移动的“三带”，即底板采动导水破坏带、完整岩层带（或有效保护层带）、承压水导升带（或隐伏水头带）。底板采动导水破坏带是指由于采动矿压的作用，底板岩层连续性遭到破坏，导水性发生明显改变的层带，该带的厚度即为“底板导水破坏带深度”。而完整岩层带位于采动导水破坏带之下，其特点是保持采前岩层的连续性及其阻水性能，它是阻抗底板突水的最关键因素，故又称为保护层带。承压水导升带是指含水层中的承压水沿隔水底板中的裂隙或断裂破碎带上升的高度，有时称其为原始导高带。该理论认为，在底板导水破坏带存在层向裂隙带和竖向裂隙带，前者是底板受矿压作用形成压缩－膨胀－压缩反向位移造成的，后者主要是剪切及层向拉力破坏所致。该带如遇隐伏导水断裂或与承压水导高带沟通，就会发生突水。并且认为底板导水破坏带的主要影响因素是工作面尺寸，其次是采深、煤层倾角、岩性强度等。该理论基于大量实测资料，揭示了底板突水的内在规律，对底板突水预测及开采安全性论证、编制采区或水平的安全生产规划，为预防突水而选用合适的采煤方法及工作面尺寸具有重要意义。但对裂隙延展的动态机理的力学研究还欠深入。如图2-1所示。图2-1“下三带”空间分布示意图2.2底板突水预测预报研究现状对矿井突水进行有效预测是进行水害防治工作的重中之重。多年来，众多的专家学者对矿井突水预测理论进行了广泛而深入的研究工作，取得的丰硕的研究成果，较好的指导了矿井水害防治工作。在矿井突水的预测研究中，煤炭科学研究总院的张金才等基于薄板理论，计算得到了煤矿底板突水的预测公式;山东科技大学的施龙青通过对煤矿大量突水资料分析研究，讨论了突水中各种制约因素的作用大小，基于概率统计理论及专家经验来得到制约因素在突水中所起作用的权重值，得到了计算突水概率指数的数学模型，提出了利用突水概率指数法来预测采场底板突水的方法。在煤矿底板突水预测中充分利用现有的计算机技术，例如模糊数学理论、神经网络法、GIS系统和多源信息复合处理法等。突水概率指数法不仅考虑了多种因素对突水的综合影响，而且能够反映研究区的突水规律;李金凯、王延福、李庆广针对华北型的岩溶煤矿提出了底板突水量的预测方法;李京红、王晓明等结合煤层底板岩性岩层组合，分析带压开采突水时使用了阻水系数方法进行预测;李富平、靳德武、王延福等进行回采工作面突水预测时利用了神经网络方法;王树元、李加祥、张文泉等利用模糊数学方法对煤层底板突水进行了预测;靳德武、王延福利用动力学模型及信息论对煤层底板突水进行了有效预测;张西民、王连国等利用数量化理论对影响底板突水的定性因素进行了量化分析研究。管恩太、武强、孙苏南利用GIS多元信息拟合方法研究了底板突水预测模型。中国矿业大学特聘教授赵阳升等采用基于多含水层水力联系预测奥灰突水。众多专家从多个方面分析研究了底板突水的预测理论，这些理论在指导矿井突水预测中起到了关键的作用，保证了各大矿区的安全开采。3采场底板突水机理浅析3.1采场底板突水机理概述采场底板突水机理就是研究影响突水的因素、各因素之间的联系及突水发生、发展的规律，也是研究底板突水现象形成过程的本质。“突水机理”是预测底板突水灾害的理论基础及制定防治水害措施的基本依据。采场底板突水是一种复杂的地质及采动影响现象。其突水实质是煤层下伏承压水沿采煤工作面底板隔水层岩体内部通道突破底板隔水层的阻隔，以突发、缓发或滞发的形式向上涌入工作面采空区的过程。突水影响主要因素如下:l)底板含水层的水压力:位于煤层底板下部的承压含水层，其压力的大小决定着底板是否会发生突水，而其富水性则决定着突水后水害的规模及对矿井的威胁程度。2)底板岩性及组其合特征:底板隔水岩层厚度、岩性及其组合对底板突水起着重要的制约作用。由于不同岩性组合的抵抗水压能力是不同的，所以底板岩层层序排列及岩性组合对底板破裂裂隙的发育也有很大影响。3)地质构造:地质构造，尤其是断层，是造成煤层底板突水的主要原因之一。断裂构造带是造成为底板突水的主要影响因素。4)矿山压力:采矿过程中的矿山压力，对工作面底板具有严重的破坏作用，产生新裂隙，使原有断裂构造得到“活化”，是造成底板突水的诱导因素。根据大量矿井突水资料分析，多数回采工作面底板突水都与矿山压力活动有关。5)底板含水层岩溶及富水性:石灰岩岩溶水水压大小决定着煤层底板是否会发生突水，而岩溶含水层的富水性强弱作为根本因素则决定着突水后突水事故的大小。6)工作面开采空间及开采方法:在采煤方法一定的条件下，开采空间的大小决定着底板的突水与否。不同的开采条件下造成的矿山压力也不同，其中以工作面斜长、采深和回采面积影响的效果较大。通过以上分析，可以得出这样的结论:(l)底板含水层水压力一前提因素;(2)底板岩性及组其合特征一重要因素;(3)地质构造一控制因素;(4)矿山压力一决定性因素;(5)底板含水层岩溶及富水性一基本因素;(6)工作面开采空间及开采方法一影响因素。底板突水是上述因素综合作用的结果，只是各种因素所起的作用大小不同。3.1.1完整底板突水机理完整底板在采动影响之前，处于原始应力平衡状态，不产生移动和变形。但当位于其上的煤层被采出后，这种应力平衡状态就遭到了破坏。采动扰动后应力状态发生变化，在隔水层上部原有裂隙发生贯通性破坏，同时产生新裂隙，形成采动裂隙带。隔水层下部岩体受矿压扰动影响，裂隙发生扩展，承压水随之渗入，由于承压水的劈裂作用和侵蚀作用，使裂隙更易于发生扩展。由于采掘活动使采场底板应力状态发生了变化，产生了新的变形和位移，底板岩体的变形影响到其中水的渗流状态，压力水又反过来影响岩体变形。如此相互作用，相互影响，直到形成某种平衡。采动产生的周期性应力变化不断打破这种平衡，使其向新的状态发展，结果造成隔水层下部岩体内的裂隙不断向上贯通，含水层的承压水渗流场不断上移。随着裂隙水对裂隙通道的冲刷、扩径、挤入破坏，裂隙不断扩大，渗流水量不断增大，从而形成突水事故。3.1.2断裂构造底板突水机理含有断裂构造的煤层底板岩层，往往都存在大量构造结构面及大量节理裂隙，在采动作用影响下，采场断裂会发生重新活动。断裂的重新活动使断裂带裂隙发生再扩展作用，致使其渗透性发生改变，也使其导水性发生变化。采掘工程直接揭露断裂面会引发突水，采掘工程造成的二次应力也会引发底板突水，对采场断裂的影响表现在两个方面，其一是使断裂发生重新活动，使原来己“胶结”的断裂面重新剪开，使断裂两盘由粘接状态变为断开状态;其二是使断裂端部及断裂派生节理发生扩展，从而使断裂带及其附山东科技大学硕士学位论文基于D一S证据理论的底板突水决策技术近岩体的渗透性大大增强。具有断裂构造基本特征的断层在煤层开采后，由于支撑压力作用下，原岩裂隙产生不同程度的扩张、延展，原岩裂隙的“活化”和新裂隙的产生，使底板产生的具有连通性的裂隙结构面与承压含水层相接，承压水由底板进入工作面，从而形成突水事故。3.2采场底板突水类型划分突水类型的划分到目前为止尚没有统一的标准，在以往的底板突水研究中，学者依据突水的地点、水源、通道及水量等因素来划分底板突水类型，其中比较具有代表性的划分方案如下：（1）根据突水与断层的关系划分（2）按突水量大小划分（3）按突水动态特征划分按水层性质划分（5）黎良杰将长壁工作面底板突水划分为两大类六小型3.3煤层底板突水的影响因素浅析3.3.1采动影响煤层开采后不仅引起顶板岩层的移动和破坏，也将导致底板岩层在一定范围移动和破坏。矿压的变化和采动的破坏作用，使原有的裂隙发生以剪切塑变并不断强化再扩展和增渗效应，从而诱发底板突水。煤层开采后引起的底板破坏范围与开采范围及采空区周围的支承压力分布有关，因此，研究煤层底板突水应重视研究支承压力对煤层底板的破坏。开采引起的底板破坏深度，一般可采用土力学中地基的计算方法，根据塑性理论，地基中的极限平衡区分为三个区，如图3-1所示。图中Ⅰ区为主动应力区；Ⅱ区为过渡区；Ⅲ区为被动应力区随着工作面的推进，巷道围岩的应力重新分布，支承压力传给底板，在工作面前方底板一定范围内的岩体产生超前增压，采空区底板岩层强度降低，造成卸压膨胀；在增压区与卸压区之间，底板岩体由压缩转化为膨胀状态时，会出现剪切面或局部化剪切带，当导水断裂的产状与破坏变形带一致时，或当底板隔水层破裂已经贯通时，隔水层的隔水能力将会急剧下降，如果底板承压含水层接近裂隙带且含水层水压力大于最小水平主应力，底板就会出现突水。图3-1地基中的极限平衡区3.3.2水压水压是引起底板突水的一个重要因素，承压水的压力小，承压水就无法突破隔水层进入采掘空间。水压是底板突水的动力源泉，水本身也能对底板造成破坏，水与水压共同影响着底板突水。水与水压对底板岩层的影响主要表现在以下几个方面：水对岩石的软化作用；水流对突水通道的冲刷扩径作用；水压对裂隙岩体的有效应力作用；水压对非连续介质岩体裂隙面和断层面的水楔作用；水压在突水中的动力作用。（1）水压对岩石的软化作用岩石力学研究显示，岩石的强度随着岩石本身含水率的不同而变化，一般来说，处于干燥状态下的岩石强度是最大的，原始湿度的岩石强度次之，饱和水状态的岩石强度最低。底板隔水层下部的岩石大多处于饱和水状态，所以，饱和水状态的岩石强度才是底板隔水层的强度。饱和水岩石与干燥岩石的强度有以下公式来的关系：（k<1）(3-1)式中—饱和水岩石强度；—干燥岩石强度；k—岩石软化系数，其大小主要取决于岩石的岩性。部分干燥岩石与饱和水岩石强度见表3-1。（2）水流的冲刷扩径作用水流的冲刷扩径作用是指突水过程中突水通道在水流的冲刷下使孔径逐渐扩大的力学作用。如图3-2所示，OA段为突水量增加，造成水流递增的原因，是水流不断对导水通道进行冲刷，随着时间的变化，导水通道逐渐扩大，水流量也随之增大。表3-1干燥岩石强度与饱和水岩石强度实例岩石名称石灰岩1石灰岩2白云质灰岩泥灰岩页岩砂岩泥岩粘土岩150.288.4126.643.7154155.129.212.4123.885.734.423.381.4125.2崩解崩解k0.820.970.500.530.530.8100饱和吸水率0.240.140.563.611.590.3216.532.2图3-2突水量变化曲线（3）水压对裂隙岩体的有效应力作用现场岩体一般存在大量的孔隙、裂隙等微观尺度和宏观尺度的小型非连续面，具有非连续性的特点。由土力学中太沙基的有效应力定律：土体内任意一个平面上受到的总应力可分为有效应力和水压力两部分。可得出以下公式：(3-2)式中：—有效应力；—作用在土任意面上的总应力；u—水压力。根据莫尔-库伦强度定律，在承压水的作用下，岩体抗剪强度应为：(3-3)式中：—抗剪强度；c—内聚力；—摩擦角。从上式可知，承压水水压u能够使岩体的有效应力发生变化，进而影响岩体的抗剪强度。(4)水压对非连续介质岩体裂隙面和断层面的水楔作用如图3-3所示，煤层底板存在一小断层，在工作面尚未回采之前，断层处于闭合状态，断层中无水压作用。随着工作面推进，在支承压力的作用下，煤层底板开始破坏，产生向上的位移，断层面的相对位置将发生变化，此时承压水渗入断层面，沿着断层逐渐向上导升。在这一过程，水在压力的作用下，像楔子一样逐渐沿断层面向上“挤”，这就是水压的水楔作用。3.3.3底板隔水层许多资料表明，水具有溶蚀岩石的能力。通常把在应力的作用下，水对岩石的溶蚀过程，称为岩石的应力溶蚀。它是水