钱营孜矿1.5Mt-a新井设计-岩层控制的柔性关键层理论

第页表7-2JTB2×1.5-30提升绞车规格项目单位技术特征卷筒直径m2.0卷筒宽度m1.5最大静张力kN60钢丝绳速度m/s3.30钢丝绳直径mm26.5电动机功率kW185电动机转速r/min992表7-3MG1.1-6A型1.0t固定箱式矿车项目单位技术特征容积m31.1名义载重量t1.0牵引高度mm320轨距mm600轴距mm550外型尺寸mm2000×880×1150质量kg592表7-4XK5-6/132-KBT型蓄电池式电机车项目单位技术特征粘着质量t8轨距mm600最小弯道半径m7蓄电池电压mm132固定轴距mm1100车轮直径mm680连接器高度mm210外型尺寸mm4416×1356×1600制动方式-机械小时制牵引力kN11.18速度小制km/h7.5电动机型号-ZQ—11B功率kw11台数台28矿井提升8.1概述本设计矿井井型为1.5Mt/a，服务年限71.6a。煤层的埋藏深度为0～-800m。矿井工作制度为“三八制”，提升设备年工作日为330d，日工作小时数为16h。设计为立井两水平-480m和-700m开拓。主井采用两套16t箕斗带平衡锤提煤，副井采用罐笼提升。井下运输大巷采用钢丝绳强力皮带运输，辅助运输采用蓄电池式电机车牵引小矿车，蓄电池式电机车选用XK5-6/132-KBT型电机车，小矿车选用MG1.1-6A型1t固定箱式矿车。矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性危险。本矿井主井采用箕斗提升，主要用于提煤，副井采用罐笼提升，主要用于升降材料、矸石和人员兼作进风和排水之用。8.2主副井提升8.2.1主井提升（1）设备选型矿井设计生产能力为1.5Mt/a，属大型矿井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井内装备两套型号为JDG16/150×4Y带平衡锤的16t箕斗提煤，地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKMD-4×4（Ⅲ），提升能力为600t/h。主井内装备的箕斗、提升机以及钢丝绳的具体参数见表8-1、表8-2、表8-3。表8-1JDG16/150×4Y箕斗技术特征项目单位参数型号JDG16/150×4Y名义载重t16有效容积m317.6最大终端载荷kN600尾绳悬挂装置最大允许载荷kN300最大提升高度m1000箕斗自重t17.8生产厂家淮南煤矿机械厂（2）提升能力验算矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、运输。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降。而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少。单绳摩擦式提升机没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机。提升参数计算如下：

表8-2JKM-2.5/6（Ⅱ）多绳摩擦式提升机技术特征表项目单位参数型号JKMD-4×4（Ⅲ）主导轮直径m4导向轮直径m4纲丝绳最大静张力kN800最大静张力差kN180实际最大静张力差kN160最大提升速度m/s11加减速度m/s20.7生产厂家中信重型机械公司（洛矿）表8-3主井提升钢丝绳技术特征表项目单位参数型号绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳mm35钢丝中心2.6第一层2.5第二层大2.6小1.9钢丝绳总断面积mm2501.52参考重力N/100m4664钢丝绳公称抗拉强度N•mm-21550钢丝破断拉力总和（不小于）N702000安全系数—8.3①提升高度H=HS+HZ+HX（8-1）式中：H——提升高度，m；HS——矿井深度，480m；HZ——装载高度，HZ=18～25m，取20m；HX——卸载高度，HX=15～25m，取20m。H=480+20+20=520（m）②经济提升速度Vj=（0.3～0.5）H0.5（8-2）式中：Vm——经济提升速度，m/s。Vj=9.1（m/s）③估算一次提升循环时间TXTX=Vj/a+H/Vj+u+θ（8-3）式中：TX——一次提升循环估算时间，s；a——提升加速度，取0.7m/s2；u——箕斗低速爬行时间，取10s；θ——箕斗装卸载休止时间，一般取10s。TX=9.1/0.7+520/9.1+10+10=90.2（s）④计算小时提升次数ns=3600/TX（8-4）式中：ns——小时提升次数。ns=3600/90.2=40（次）⑤小时提升量As=CafAn/(br·ts)（8-5）式中：As——小时提升量，t；C——提升不均衡系数，箕斗提升C=1.15;af——提升富裕系数，主井提升第一水平取1.2；An——矿井设计年产量，1.5Mt/a；br——提升设备每年工作日数，取330d；ts——提升设备每天工作小时数，取16h。As=1.15×1.2×1.5×106/（330×16）=326.7（t）⑥一次合理提升量Q=As/ns（8-6）式中：Q——一次合理提升量，t；Q=326.7/Ns=8.2（t）表8-4主井提升参数提升高度/m提升速度m/s一次提升时间/s每小时提升次数每小时提升量/t一次合理提升量/t7359.190.240326.78.2提升参数见表8-4，所选箕斗提升容量为16t，所以能够满足矿井生产的需要。8.2.2副井提升（1）罐笼副井担负矿井的辅助运输，井下生产所需设备、材料及工作人员的运送。副井深度为495m，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。1t矿车双层四车窄罐笼选用的型号为GDG1/6/2/4,其技术特征见表8-5。1t矿车双层四车宽罐笼选用的型号为GDG1/6/2/4K，其技术特征见表8-6。（2）提升机副井提升机选择与主井相同型号，即JKMD-4×4（Ⅲ）多绳摩擦式提升机，其技术特征见表8-2。（3）提升钢丝绳副井提升钢丝绳选择与主井相同型号，即绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯，技术特征见表8-3。表8-5GDG1/6/2/4罐笼技术参数表项目单位参数型号GDG1/6/2/4装载矿车型号—MG1.1-6A车数辆4乘坐人数人46罐笼装载量kN8.74罐笼质量t8.05最大终端载荷kN559表8-6GDG1/6/2/4K罐笼技术参数表项目单位参数型号GDG1/6/2/4K装载矿车型号—MG1.1-6A车数辆4乘坐人数人76罐笼装载量kN8.74罐笼质量t9.34最大终端载荷kN547

9矿井通风及安全9.1矿井地质、开拓、开采概况9.1.1矿井地质概况井田位于淮北平原中部，区内地势平坦，地面标高，一般在+0m左右，地势大致呈西北高，东南低的趋势。井田位于宿州市西南，其中心位置距宿州市约15km，行政区划隶属宿州市和淮北市濉溪县。地理坐标：东径116°51′00″～117°00′00″；北纬33°27′00″～33°32′30″。勘查区范围：东起双堆断层，西至南坪断层，南以27勘探线和F22断层为界，北至32煤层-1200m等高线地面投影线。在井田范围内，32煤层赋存稳定，为主采煤层，煤层平均倾角12.6°。煤层埋深-600m水平以上瓦斯平均含量均小于2.5m3/t·燃；该采区属于低瓦斯采区；岩粉量最大可达90%,本采区煤尘具爆炸危险性；煤层有自燃发火倾向。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井两水平开拓上下山开采暗斜井延深，一水平标高-480m，二水平标高-700m。9.1.3开采方法矿井布置一个综采工作面，工作面长度210m。综采工作面日生产能力为4798.08t/d，每日推进度为2.4m。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两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。9.1.5工作制、人数各工作面均采用三八工作制。井下同时作业的最多人数为260人，综采面同时工作最多人数60人。9.1.6回采工作面进回风巷道的布置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，其中U型应用最为广泛。“U”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽在煤体中维护，风流系统简单，漏风量小。但风流线路长，变化大，工作面隅角易积聚瓦斯。这种通风方式如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求即可采用。“Y”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽同时进风，可以稀释回风流中的瓦斯，防止工作面隅角积聚瓦斯，改善了回风巷的气象条件。但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。“Z”型通风系统，工作面采用前进式或沿倾斜方向回采。回风巷在煤体前方维护，须预先掘进，上、下顺槽同时进风，在相同风速下，风量可增大一倍；但进风巷在采空区内维护，密封不好，漏风量大。“W”型通风系统，工作面采用后退式回采。进、回风巷均在煤体中维护，工作面通过风量大，有利于工作面降温和排除瓦斯。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“二进一回”的方式，即，工作面两侧分别布置一条平巷和两条平巷。其中下区段回风平巷和区段运输平巷进风，区段回风平巷回风。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；（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9-1。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。本设计选用两翼对角式通风方式。

表9-1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对比如下：（1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，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）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，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，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，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，则压入式主要通风机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，有时还须额外增加一些井巷工程，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采区通风系统的要求（1）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。（2）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煤层倾角大于12°时，不能采用下行风；④回采工作面的风速不得低于1m/s；⑤工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1％；⑥必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；⑦要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通。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）瓦斯比空气轻，有一定的上浮力，自然流动的方向和上行流动的方向一致，有利于带走瓦斯，瓦斯分层流动和局部积聚的可能性较小；（2）下行风途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，上行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；（3）上行风须把风流引导到最低水平，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；（4）下行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；（5）下行风运输设备在回风巷运转安全性差；（6）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；（7）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。9.3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。（1）按井下同时工作的最多人数计算Q=4NK（9-1）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=4×260×1.20=1248m3/min（2）按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算：（9-2）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。9.3.2回采工作面风量计算《煤矿安全规程》（2006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%。（1）按瓦斯涌出量计算：=（9-3）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10m3/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=100×10×1.2=1200m3/min（2）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9-2的要求。长壁工作面实际需要风量（），按下式计算：（9-4）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2m/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12.43m2。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。=60×2×12.43=1491.6m3/min9-2采煤工作面空气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（3）按人数计算实际需要风量（）；=4×（9-5）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：=4×60=240m3/min取三者中最大值1492m3/min。（4）按风速进行验算：根据《矿井安全规程》（2006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×（9-6）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12.43m2。则≥0.25×60×12.43=186.5m3/min，满足最低风速要求。按最高风速验算，各个采煤工作面的最高风量（）；≤4×60×（9-7）则≦240×12.43=2983.2m3/min，满足最高风速要求。由风速验算可知，=1492m3/min符合风速要求。9.3.3掘进工作面风量计算各掘进工作面所需风量计算如下：（1）按瓦斯涌出量计算：根据《矿井安全规程》（2006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：（9-8）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3.3m3/min；——该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，＝1.5～2；=100×2×3.3=660m3/min（2）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。（9-9）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30人。可得：=120m3/min由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=660m3/min9.3.4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》（2006年版）相关规定取值如下：中央变电所：Q中=80m3主排水泵房：Q排=160m3绞车房：Q绞=60m3/min火药库：Q火=100m3采区变电所：Q变=70m3/min则，各硐室所需风量总和为：∑Q硐=80+160+60+100+70=470（m3/min）9.3.5其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算：（9-10）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3.3m3/min；——该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，＝1.2～1.3；=133×3.3×1.2=526.7m3/min9.3.6矿井总风量计算在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。其通风容易时期是西一采区首采工作面正常回采期间，此时有一个回采工作面，两个煤巷掘进工作面；困难时期是东三带区倒数第二个工作面，此时有一个回采工作面，两个煤巷掘进工作面（最后一个带区，双巷掘进）。由式9.3.1可知:通风容易时期矿井总风量为：Q1=∑Qmin=1.15×（1492+660×2+470+526.7）=4380.0（m3/min）通风困难时期，巷道更加复杂，其他巷道所需风量相应乘以1.5，矿井总风量为：Q2=∑Qmax=1.15×（1492+660×2+470+526.7×1.5）=4682.9（m3/min）与第一种方法计算的风量相比，第二种方法风量大。两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为,4012.4m3/min，通风困难时期为4282.6m3/min。9.3.7风量分配（1）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》（2006年版）的各项要求。（2）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》（2006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=1.15×1492=1715.8（m3/min）②其它用风地点风量分配掘进工作面：Q掘=660×1.15=759（m3/min）中央变电所：Q中=80×1.15=92（m3/min）主排水泵房：Q排=160×1.15=184（m3/min）采区绞车房：Q绞=60×1.15=69（m3/min）采区变电所：Q变=70×1.15=80.5（m3/min）火药库：Q火=100×1.15=115（m3/min）其它巷道：容易时期：Q其他=526.7×1.15=605.71（m3/min）困难时期：Q其他=908.57（m3/min）经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。9.4矿井通风阻力9.4.1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=αLPQ2/S3=RQ2（9-11）其中：α—摩擦阻力系数，㎏·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）。图9-1通风容易时期的通风系统立体图图9-2通风困难时期的通风系统立体图本设计矿井中央并列式通风，在矿井服务年限内，在矿井中央开凿一个中央风井。图9-3通风容易时期与困难时期的通风系统网络图9.4.3矿井通风阻力计算根据已经确定的通风容易时期和通风困难时期，按这两个时期的通风阻力最大的风路分别计算出各段井巷的通风阻力，然后累加得出两个时期的总阻力。据此，所选用的风机既能满足困难时期又能满足容易时期的要求，则其它时期就无须再计算。通风容易与通风困难时期的矿井通风阻力计算分别见表9-3、表9-4。9.4.4矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：Hfrmin=1.2×∑hfrmin（9-12）困难时期通风总阻力：Hfrmax=1.2×∑hfrmax（9-13）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=1.2×985.0=1182（Pa）Hfrmax=1.2×1402.8=1683.36（Pa）矿井容易时期和困难时期的总风阻见表9-5。

表9-3通风容易时期矿井通风阻力计算表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-2混凝土35048022.640.177331.21.82井底车场2-2锚喷8014514.8156823.54.53轨道大巷2-5锚喷7031814.81566.743.44.45行人进风斜巷5-16锚喷606014.8151下区段回风平巷16-11锚网1502100161528.6122.11.91联络巷11-14锚网1502016151工作面11-11液压支架32021014.3812.4328.641.22.30回风平巷14-13锚网1502100161530.6139.82.04回风行人斜巷13-13锚喷606014.8154回风大巷13-6锚喷7070114.81573114.74.87风井6-3混凝土35048018.8428.277374.72.58合计/Pa594.56表9-4通风困难时期矿井通风阻力计算表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35070022.640.177852.01.9井底车场2-2锚喷8020014.8157337.44.9轨道石门2-21锚喷70125014.81573204.54.9轨道大巷2-21锚喷70239814.81571.7378.44.8进风行人斜巷21-26锚喷6015014.81571.720.34.8轨道集中巷26-27锚喷70162614.81571.7256.64.8进风斜巷27-29锚4328.6169.72.3工作面29-35液压支架32021014.381528.623.41.9回风斜巷35-28锚网1501660161530.6110.52.0回风大巷（煤层）28-24锚喷1501626161578703.55.2回风大巷24-24锚喷70239814.81578447.85.2回风石门24-22锚喷70125014.81578233.45.2风井22-3混凝土35070018.8428.2778124.32.8合计/Pa2761.8表9-5矿井通风总阻力项目容易时期困难时期阻力/Pa713.4733矿井总风阻及总等积孔矿井通风总风阻计算公式：R=hr/Qf2（9-14）矿井通风等积孔计算公式：A=1.1917/R0.5（9-15）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/Qfmin2=0.134（N·s2/m8）总等积孔：Armin=1.1917/R0.5=3.26（m2）困难时期：总风阻为：R=Hfrmin/Qfmax2=0.545（N·s2/m8）总等积孔：Armax=1.1917/R0.5=1.61（m2）由以上计算并对照表9-6可以看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2m2，属于通风容易矿井，计算结果汇总表见表9-7。表9-6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<1m中阻力矿中等1~2m小阻力矿容易>2m表9-7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730.1343.36容易困难时期780.5451.61中等9.5矿井通风设备选型9.5.1通风机选择的基本原则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）虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门调节。9.5.2通风机风压的确定（1）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。①静压矿井进、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（9-16）式中：Δρ——进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3，见表9-8示；H——井筒深度，m。表9-8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=700m风井深度：Z风井=700m高差：Z高差=700-700=0m冬季空气密度取：ρ进=1.28kg/m3，ρ出=1.24kg/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出gZ风井=1.28×9.8×700-1.26×9.8×0-1.24×9.8×700=274.4（Pa）夏季空气密度取：ρ进=1.22kg/m3，ρ出=1.26kg/m3，ρ平均=1/2×（ρ进+ρ出）=1.24kg/m3夏季自然风压：hna=ρ进gZ副井-ρ平均gZ高差-ρ出gZ风井=1.22×9.8×700-1.24×9.8×0-1.26×9.8×700=-274.4Pa冬季自然风压有利于矿井通风，压力为274.4Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为-274.4Pa。（2）通风机风压①矿井采用抽出式通风，通风容易时期通风机静风压为：Hrsmin=Hfrmin-hn+h损失（9-17）式中：Hfrmin——通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；hn——通风容易时期帮助通风的自然风压，hn=274.4Pa；h损失——通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为20~50，取50Pa。则有hrsmin=713.47-274.4+50=489.07（Pa）②通风困难时期，考虑自然风压阻碍通风机通风，通风机静风压为：Hrsmax=Hfrmax-hn+h损失（9-18）式中：Hfrmax——通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；hn——通风困难时期阻碍通风的自然风压，hn=-274.4Pa；h损失——通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为20~50，取50Pa。则有hrsmax=3314.16+274.4+50=3638.56（Pa）（3）通风机实际通过风量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，对于抽出式用下式计算：Qf=k×Q（9-19）式中：Qf——通过风机的实际风量，m3/s；Q——风井总风量，m3/s；k——漏风损失系数。风井无提升任务时取1.1；箕斗井兼作回风井时取1.15；回风井兼做升降人员时取1.2。容易时期：Qrmin=1.1×73=80.3（m3/s）困难时期：Qrmax=1.1×78=85.8（m3/s）（4）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/Qrmin2=489.07/80.32=0.076（N·s2/m8）困难时期：Rrsmax=hrsmax/Qrmax2=3638.56/85.82=0.494（N·s2/m8）风机风压与风量的关系：容易时期：hrsmin=Rrsmin×Qf2=0.076Qf2困难时期：hfsmax=Rfsmax×Qf2=0.494Qf2主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压见表9-9。表9-9主要通风机工作参数表容易时期困难时期风量/m3·s-1风压/Pa风量/m3·s-1风压/Pa80.3489.0785.83638.56根据以上数据，在主要通风机个体特性图表上选定风机，该矿井风机型号选定为FBCDZ-10-No.24C型轴流式通风机。该型通风机特性曲线如图9-4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，M1、M2点为根据理论工况点求得的实际工况点。FBCDZ-10-No.24C型轴流式主要通风机实际工况点参数见表9-10。表9-10主要通风机实际工况点参数性能参数型号通风时期叶片安装角/（°）转速/r·min风压/Pa风量/m3·s效率/（%）输入功率kWFBCDZ-10-No.24C容易15°600939.1110.60.60172.1困难25°6003808.486.90.804139.5.3电动机选型主要通风机选定后，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。图9-4FBCDZ-10-No.24C型轴流式通风机特性曲线根据矿井通风容易时期和困难时期主要通风机的输入功率和计算电动机的输出功率。由/=172/413=0.42﹤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： （9-20）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：=172×1.15/0.90=219.78（kW）困难时期：=413×1.15/0.90=527.72（kW）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Y630-10/1180和Y1000-10/430的异步电动机，其详细参数见表9-11。表9-11电动机参数时期型号功率（kw）电压（V）转速（rpm）效率（%）容易YR355-39-4280600060093.73困难YR450-43-45606000600矿井主要通风设备的要求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对反风装置及风硐的要求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》（2006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。9.6.2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。9.6.3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煤层牌号-气煤、1/3焦煤2可采煤层数目层23主采煤层厚度m2.894煤层倾角(°)12～155矿井工业储量Mt216.59矿井可采储量Mt161.066矿井年工作日数d330日采煤班数班27矿井年生产能力Mt/a1.50矿井日生产能力t/d5165.928矿井服务年限a71.69矿井第一水平服务年限a35.810井田走向长度km7井田倾斜长度km5.311瓦斯等级-低瓦斯相对涌出量m3/t2.512通风方式前期-中央并列式13矿井正常涌水量m3/h434矿井最大涌水量m3/h88514开拓方式-立井两水平15第一水平标高m-480最终水平标高m-70016生产的工作面数目个1备用的工作面数目个017采煤工作面年进度m211218移交时井巷工程量m5978达产时井巷工程量m919919开拓掘进队数个220大巷运输方式-胶带输送机21矿车类型-1.0t固定箱式矿车22电机车类型-蓄电池式电机车23设计煤层采煤方法-走向长壁一次采全高采煤法24工作面长度m210工作面推进度m/月192工作面坑木消耗量m3/kt1工作面效率t/工57.8工作面成本元/t110参考文献[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[26]P.O.Grady，P.Fuller，P.Dight.CableBoltinginAustralianCoalMinesCurrentPracticeandDesignConsiderations，MingingEngineer，1994(396)[27]J.Stankus，PengS.S.Floorboltingforcontrolofminefloorheave[J].MiningEngineering，1994(9):1099~1103[28]S.SPeng.CoalMineGroundControl，JohnWiley&Sons，Ine，NewYork，1978.[29]Sehach.R.K，GarsholandA.M.Heltzen.RoekBolting一APracticalHandbook，PergmonPress，1979[30]K.Hurt.NewDeveloPmentsinRoekBolting[J]，CollieryGuardian，1994.7

岩层控制的柔性关键层理论摘要：通过分析上覆岩层的破断规律，定义了柔性关键层，给出了柔性关键层的判别方式，分析出了柔性关键层对关键层复合破断和矿压显现的影响，柔性关键层会使上覆岩层周期来压强度减轻，频数增大。分析了组合梁对关键层和柔性关键层的影响，将组合梁胶合为一个整体时，岩梁抗弯曲能力会根据组合梁的层数指数增加，岩梁抗拉能力会根据组合梁的层数倍增加，从力学角度解释了锚杆支护中组合梁理论。关键词：关键层；柔性关键层；矿压显现；组合梁1关键层理论研究背景1.1关键层理论概述煤矿开采引起的地表沉陷和矿压显现与上覆岩层弯曲下沉和破坏过程密切相关,对岩体局部或直至地表的全部岩体的运动起控制作用的坚硬岩层称为关键层,前者称为亚关键层,后者称为主关键层,关键层较其他岩层厚而坚硬。主关键层的断裂将导致全部或者相当大部分的上覆岩层产生弯曲下沉,显著影响采场矿山压力显现,剧烈时甚至形成顶板型冲击矿压,或导致回采工作面煤体高夹持应力形成煤层型冲击矿压,威胁工作面的安全生产。煤层开采后必然引起岩体向采空区内移动,岩层移动将造成如下采动损害:①形成矿山压力显现,危及井下回采工作面人员及设备的安全,需要对围岩进行支护。②形成采动裂隙,会引起周围岩体中的水与瓦斯的运移,引起井下瓦斯突出与突水等事故,需对此进行控制与利用。③岩层移动传递到地表引起地表沉陷,导致农田、建筑设施的毁坏,引发一系列环境问题,需对地表下沉进行预测与控制。上述三方面是煤矿采动损害的主要方面,也是岩层控制研究的主要内容。掌握整个采动岩体的活动规律,特别是内部岩层的活动规律,是解决采动岩体灾害的关键。由于成岩时间及矿物成分不同,煤系地层形成了厚度不等、强度不同的多层岩层。实践表明,其中一层至数层厚硬岩层在岩层移动中起主要的控制作用。从采场矿山压力控制的角度出发,以研究老顶岩层的破断运动为主体,于80年代初提出了“砌体梁”理论并研究了坚硬岩层板模型的破断规律。在此基础上,近年来为了解决岩层控制中更为广泛的问题,钱鸣高院士领导下的课题组提出了岩层控制的关键层理论。将对采场上覆岩层活动全部或局部起控制作用的岩层称为关键层。覆岩中的关键层一般为厚度较大的硬岩层,但覆岩中的厚硬岩层不一定都是关键层。关键层判别的主要依据是其变形和破断特征,即在关键层破断时,其上覆全部岩层或局部岩层的下沉变形是相互协调一致的,前者称为岩层活动的主关键层,后者称为亚关键层。也就是说,关键层的断裂将导致全部或相当部分的上覆岩层产生整体运动。覆岩中的亚关键层可能不止一层,而主关键层只有一层。关键层理论研究的总体思路是:为了弄清开采时由下往上传递的岩层移动动态过程,并对岩层移动过程中形成的采场矿压显现、煤岩体中水与瓦斯的流动和地表沉陷等状态的变化进行有效监测与控制,关键在于弄清关键层的变形破断及其运动规律以及在运动过程中与软岩层间的相互耦合作用关系。关键层理论的研究对层状矿体开采过程中的矿山压力控制、开采沉陷控制、瓦斯抽放以及突水防治等具有重要意义。自建立关键层理论的初步框架以来,引起了学术界的广泛关注。在此基础上,近年来课题组对关键层理论开展了全面深入的研究。邻近采场并对采场矿压显现产生影响的关键层习惯上称为老顶。关键层理论研究表明,相邻硬岩层的复合效应增大了关键层的破断距,当其位置靠近采场时,将引起工作面来压步距的增大和变化。此时不仅第一层硬岩层对采场矿压显现造成影响,与之产生复合效应的邻近硬岩层也对矿压显现产生影响。其影响主要体现在两方面:其一,当产生复合效应的相邻硬岩层破断距相同时,一方面关键层破断距增大,另一方面一次破断岩层厚度增大,增大了工作面的来压步距和矿压显现强度。其二,当产生复合效应的相邻硬岩层破断距不等,工作面来压步距将呈一大一小的周期性变化。神府浅埋煤层等多个矿井的实测资料都证实了关键层复合效应对采场矿压显现的上述影响。当覆岩中存在典型的主关键层时,由于其一次破断运动的岩层范围大,往往会对采场来压造成影响,尤其当主关键层初次破断时,将引起采场较强烈的来压显现。关键层理论研究已在理论和实践两方面取得了很大进展。关键层理论进一步研究的重点是关键层破断复合效应的深入研究、表土层与关键层耦合关系、关键层理论进一步在“三下一上”采煤研究中的应用。关键层理论的工程应用仅仅是一个开始,随着关键层理论的工程应用仅仅是一个开始,随着关键层理论研究的不断深入,必将给岩层移动控制带来重大的进展和突破。采场上覆岩层中的关键层有如下特征：（1）几何特征，相对于其他同类岩层单层厚度较厚；（2）岩性特征，相对其他岩层较为坚硬，即弹性模量较大，强度较高；（3）变形特征，关键层下沉变形时，其上覆全部或局部岩层的下沉量同步协调；（4）破断特征，关键层的破断将导致全部或局部上覆岩层的同步破断，引起较大范围内的岩层移动；（5）承载特征，关键层破断前以“板”（或简化为“梁”）的结构形式作用全部岩层或局部岩层产生整体运动，使其上覆全部岩层或局部岩层的下沉变形相互协调一致。覆岩中的亚关键层可能不止一层，而主关键层只有一层。一般来说，关键层即为主承载层，在破断前可以“板”（或简化为“梁”）结构的形式承受上部岩层的部分重量，断裂后则可形成砌体梁结构，其结构形态即是岩层移动的形态。而各亚关键层之间或主关键层和亚关键层之间移动的不协调即形成了岩体内部的离层。关键层理论将整个覆岩作为统一对象，研究岩层移动由下往上传递的动态过程及其形成的采场矿压显现，岩层中节理裂隙的分布、瓦斯抽放、突水防治以及开采沉陷等采动损害问题。关键层理论的研究对层状矿体开采过程中的矿山压力控制、开采沉陷控制、瓦斯抽放以及突水防治等具有重要意义。1.2关键层理论的工程实践将关键层理论及其有关采动裂隙分布规律的研究成果应用于我国卸压瓦斯抽放的研究与工程实践,取得了显著性成果。理论与试验研究揭示，当关键层破断后,位于采空区中部的采动裂隙趋于压实，而在采空区四周存在采动裂隙“O”形圈，采动裂隙“O”形圈能长期保持，周围煤岩体中的瓦斯解析后通过渗流不断地汇集“O”形圈，卸压瓦斯抽放钻孔应打到采动裂隙“O”形圈内，以保证钻孔有较长的抽放时间、较大的抽放范围、较高的瓦斯抽放率。“O”形圈理论已在淮北、淮南、阳泉等矿区的卸压瓦斯抽放中得到成功试验与应用。“O”形圈理论对注浆充填的钻孔布置同样具有重要的指导意义。关键层理论为“三下一上”采煤的深化研究提供了理论基础。将关键层理论应用于“三下一上”采煤研究与工程实践，取得了显著性成果。关键层理论为进一步完善建筑物下开采设计提供了理论指导，其基本原则是保证上覆岩层中的主关键层破断并保持长期稳定，通过条带开采、覆岩离层注浆等技术手段来保证覆岩主关键层的稳定。在关键层理论指导下，开展了大量“三下一上”开采试验，并取得了显著的经济效益和社会效益。岩层控制的关键层理论的原理可以用于采场底板突水治理研究中，即在采场底板隔水层中，找出起主要控制作用的岩层——隔水关键层，由此展开相应的力学分析。在采场底板突水事故统计分析的基础上，对无断层底板关键层的破断与突水机理及有断层底板关键层的破断与突水机理进行了研究，据此提出了底板突水预测预报的原理与方法，在淮北朱庄矿6313工作面底板突水危险性的预测预报中得到了应用与验证。关键层理论研究表明，相邻硬岩层的复合效应增大了关键层的破断距，当其位置靠近采场时，将引起工作面来压步距的增大和变化。此时不仅第一层硬岩层对采场矿压显现造成影响,与之产生复合效应的邻近硬岩层也对矿压显现产生影响。其影响主要体现在两方面：其一，当产生复合效应的相邻硬岩层破断距相同时，一方面关键层破断距增大，另一方面一次破断岩层厚度增大，增大了工作面的来压步距和矿压显现强度。其二，当产生复合效应的相邻硬岩层破断距不等，工作面来压步距将呈一大一小的周期性变化。神府浅埋煤层等多个矿井的实测资料都证实了关键层复合效应对采场矿压关键层判别的主要依据为其变形和破断特征，即关键层的断裂将导致其上覆全部岩层或局部岩层产生整体运动，使其上覆全部岩层或局部岩层的下沉变形相互协调一致。覆岩中的亚关键层可能不止一层，而主关键层只有一层。一般来说，关键层即为主承载往往会对采场来压造成影响，尤其当主关键层初次破断时，将引起采场较强烈的来压显现。关键层理论研究已在理论和实践两方面取得了很大进展。基于岩层控制的关键层理论，钱鸣高院士领导下的课题组提出了煤矿的绿色开采技术体系。“绿色开采技术”主要包括以下内容：（1）水资源保护——形成“保水开采”技术；（2）土地与建筑物保护——形成离层注浆、充填与条带开采技术；（3）瓦斯抽放——形成“煤与瓦斯共采”技术；（4）煤层巷道支护技术与减少矸石排放技术；（5）煤炭地下气化技术。绿色开采技术体系将是我国今后煤矿开采的发展方向和出路。2柔性关键层的提出由关键层的定义：将对采场上覆岩层局部或直至地表全部额岩层起控制作用的岩层称为关键层。关键层与上覆所控制的岩层同步变形，但是关键层破断的时，关键层控制的上覆岩层并不一定也同时破断，而可能出现上覆岩层中存在某一层岩层不跟随破断，起到类似关键层的作用，控制该层以上数层岩层的活动。图2-1柔性关键层示意图为了说明这样一种岩层的存在，建立如图2-1所示模型。煤层上覆岩层中已知1层为关键层，并且控制上覆岩层2，为了简化问题，本模型中岩层一共两层。岩层1、2的力学物理参数如表2-1。表2-1岩层1、2物理力学参数表岩层体积力/MN∙m-3厚度/m弹性模量/MPa抗拉强度/MPa1γ1h1E1R12γ2h2E2R2考虑到第2层对第1层的作用，关键层1所受到的载荷为：（2-1）按固支梁来计算极限跨距为：（2-2）把式1带入式2得到：（2-3）从上往下只考虑岩层2时，岩层2的载荷为：（2-4）极限跨距为：（2-5）当L1>L1时，即载荷作用下的岩层1发生破断的破断距大小于岩层2单独存在时的破断距，即：关键层1发生破断时，岩层2并未发生破断。关键层1变形过程中，岩层2随之同步变形，之所以同步变形是因为关键层1作用一个支撑作用力于岩层2，可知假如没有该作用力岩层2的挠曲线曲率会更大。单独只考虑岩层2时，曲率（2-6）式中：M2为岩层2所受到的弯矩；J2为岩层2的端面距；而如果单独只考虑岩层1时，曲率（2-7）式中：M1为岩层1所受到的弯矩；J1为岩层1的端面距；关键层1控制岩层2的变形，可以推知在单独分别考虑岩层1和岩层2时，跨度中间岩层2的曲率会大于跨度中间岩层1的曲率。这样在形成关键层时，关键层1会给岩层2一定的支撑作用力，使岩层2的曲率变小，岩层1和岩层2趋于相，。即：（2-8）（2-9）这里我们假定岩层1和岩层2的几何尺寸和体积力均相同，则跨度中间M1和M2、J1和J2也相同。则：（2-10）由此可以看到岩层1的弹性模量大于岩层2的弹性模量，可知当几何尺寸一样时岩层1的刚度要大于岩层2的的刚度。岩层2在岩层1破断之后仍可保持平衡，在一定条件下，可以继续作为关键层控制上覆岩层的变形，但相比关键层1，岩层2的刚度较小，这里我们定义这种在关键层破断后继续作为关键层控制上覆一层或几层岩层变形的岩层称为柔性关键层。3柔性关键层的判别采动覆岩中,任一岩层所受的载荷除了自身的载荷外，还会受到上覆临近岩层的相互作用。一般来说采动引起的覆岩载荷是非均匀分布的，但为了分析的方便，假设岩层载荷为均匀分布下面进行柔性关键层的辨别分析。图3-1岩层示意图假设图所示为一组岩层，其中岩层1为关键层，控制上覆岩层2~n的变形移动，根据关键层破断条件，当：其中：时，关键层1发生破断，但是如果上覆岩层中存在柔性关键层，柔性关键层会继续起到关键层的作用控制上覆岩层的活动和变形。表3-1岩层1~n层物理力学参数表岩层体积力/MN∙m-3厚度/m弹性模量/MPa抗拉强度/MPa1γ1h1E1R12γ2h2E2R2nγnhnEnRn关键层1破断后，这里把2~n层岩层重新看做一组新的岩层，在此基础上寻找新的关键层，根据岩层2是不是关键层可以分为两种情况：（1）岩层2为关键层，此时又可以根据岩层2是控制局部基层岩层还是控制全部3~n层岩层分为以下两种情况：①岩层2控制3~n全部岩层，此时根据组合梁理论求出极限跨距L2：其中：如果L2>l1,则岩层2为柔性关键层，在关键层1破断后，岩层2会成为关键层，支撑上覆岩层，控制上覆岩层的变形，不随关键层1的破断而破断。如果L2<l1,则岩层2不是柔性关键层，关键层1破断后，岩层2会随关键层1的破断而破断。此后，3~n层岩层重新看做一组新的岩层，回到开始部分进行新的分析。②关键层1破断后，岩层2只控制岩层2以上部分岩层，说明此种情形下，关键层1破断后，2~n层岩层中形成不止一个关键层。这种情形下，就要考虑关键层的复合破断问题：假设关键层1破断后，岩层2和岩层m分别成为新的关键层，根据组合梁理论分别求出关键层2和m的极限跨距L2、Lm，当时，关键层2破断时，关键层m不会破断。若则关键层2和关键层m会产生复合破断，产生复合破断后会导致破断距减小可能岩层2会随关键层1的破断而破断，关于关键层复合破断和柔性关键层对复合破断的影响会在文章后面进行介绍。（2）岩层2为不是关键层，若岩层2不是关键层，岩层2对上覆岩层不起到控制作用。通过计算得出岩层2单独的破断距L2，若则岩层2会随着岩层1的破断而破断，破断之后3~n岩层重新组成一组岩层，进行重新的分析。若则关键层1破断后，岩层2在不和上部岩层产生复合破断的情形下不会随之破断。但是如果和上部岩层或关键层产生复合破断则情况和关键层复合破断形式相似，可以用关键层复合破断的理论进行分析。4柔性关键层对关键层复合破断和矿压显现的影响图4-1关键层层位示意图根据关键层的定义和变形特点，在关键层的变形过程中，其所控制的岩层随之变形，因而它所承受的载荷不在需要其下部的岩层来承担。如图4-1中，第一层岩层为第一关键层，它所控制的范围为1~n层，则n+1层为第一层关键层，满足条件：式中：qn+1、qn分别表示计算到第n+1和n层时，关键层1所受载荷。按照式子原则,由下往上逐层计算判别,计算出有可能成为关键层的硬岩位置,如图4-1,设覆岩中有岩层1和岩层n+1满足条件。按照以上条件算出的硬岩还必须满足关键层存在的强度条件，即满足下层硬岩的破断距小于上层硬岩的破断距，即：式中：lj为第j层的破断距；k为确定出来的硬岩层数。当岩层仅满足第一个条件，而不满足第二个条件时，即：岩层将会发生同步破断的现象称为是关键层的同步破断。当产生复合破断的关键层临近开采煤层称为老顶时，由于复合破断关键层一次破断的距离较厚，因而作用在支架上的受力会明显增大，容易出现花落失稳的现象，因而造成矿上来压显现的增强。如图4-1所示，假设岩层1和岩层n+1为两层硬岩，且满足则硬岩会在关键层1破断之前发生破断，因而计算关键层1的破断距时，应该考虑到硬岩n+1破断的影响。但是硬岩破断并不一定引起硬岩控制的所有岩层的破断，可以根据硬岩控制的岩层中是否存在柔性关键层分类讨论：（1）硬岩n+1所控制的岩层中不存在柔性关键层，此时，当关键层1破断时，硬岩n+1控制的n+1~m层岩层的全部重量载荷作用到关键层1上重新计算破断跨距和来压时的矿山压力：其中：此时，为了不使老顶切落，支架的工作阻力应大于1~m层老顶切落时的重力。（2）硬岩n+1所控制的岩层中存在柔性关键层k，此时，当硬岩n+1破断时，由于存在柔性关键层，因而当硬岩随关键层1破断时，硬岩所控制的上覆岩层并不一定随关键层破断而破断：①情形一：柔性关键层破断距大于关键层1的破断距，此时，计算矿山压力和破断跨距时，只需计算第1~k层岩层的作用，不需要考虑k~m层对关键层1的作用。可以发现由于存在柔性关键层，复合破断的层数减少，因而矿山压力的显现会减小，因而在矿山生产实际中，柔性关键层的存在对矿井的安全是有利的，随着关于关键层研究的进一步进行，相应技术手段的提高，在矿井施工中应考虑柔性关键层的作用。②情形二：柔性关键层破断距小于关键层1的破断距，此时，当关键层1破断时，柔性关键层也会随之破断，部分岩层会随柔性关键层的破断而破断，在计算关键层1的破断距和来压时要考虑这部分岩层对关键层1的作用，如果硬岩n+1控制的岩层中的柔性关键层均小于关键层1的破断距，情况和没有柔性关键层时的情况就基本一样。5组合梁对关键层和柔性关键层的影响5.1组合梁的力学分析顶板的稳定性和采场安全性有着密切的联系，当顶板过于松软，容易出现冒顶事故，支架受力不稳等问题。但是，顶板过于坚硬，岩层之间紧密结合，会造成关键层破断距离、来压步距过大，来压过于强烈，严重情况出现支架压死，顶板一次破断面积过大，形成暴风，冲击矿压等严重矿井灾害。图5-1组合梁示意图表5-1岩层1~n层物理力学参数表岩层体积力/MN∙m-3厚度/m弹性模量/MPa抗拉强度/MPa1γ1h1E1R12γ2h2E2R2nγnhnEnRn（1）组合梁抗弯能力力学分析根据组合梁理论，组合梁每个截面上的弯矩M都由n层岩层各自的小截面负担，其关系式为：此时，每个岩层在自重作用，各个岩层组合在一起，上下岩层的曲率基本一致。每个岩梁的曲率为：则有：这里为了简化问题，便于分析，令：有：而如果用锚杆支护注浆等方法把,增加组合梁各岩层之间的抗剪强度,使组合梁称为一个整体,因为各层的弹性模量相同，均为E，所以组合梁的弹性模量也是E。此时组合梁的弯曲曲率为k时:可见,如果通过增加抗剪强度,注浆防离层等手段,使组合梁成为一个整体,岩梁抗弯曲能力会根据组合梁的层数指数增加。（2）组合梁抗拉能力力学分析根据固支梁的计算,最大弯矩发生在梁的两端,截面上最大拉应力为:带入式,最大拉应力在时取得:当组合梁破断时，首先破断的会是最下层，然后逐层往上依次破断。最下层硬岩一般是关键层，考虑到上覆岩层的作用，我们暂取承受的单位长度载荷：破断距离而如果用锚杆支护注浆等方法把,增加组合梁各岩层之间的抗剪强度,使组合梁称为一个整体,因为各层的体积力相同，均为，所以组合梁的弹性模量也是。此时组合梁的破断距:可见,如果通过增加抗剪强度,注浆防离层等手段,使组合梁成为一个整体,岩梁抗拉能力会根据组合梁的层数倍增加。5.2组合梁对关键层和柔性关键层的影响通过增加抗剪强度,注浆防离层等手段,使组合梁成为一个整体,岩梁