級設計采礦08-5說明書

礦區(qū)概 礦區(qū)地理位 礦區(qū)氣候條 井田地質特 煤系地 水文地質特 煤層特 可采煤 煤的特 井田境 礦井地質儲 礦井地質儲量計 礦井可采儲 工業(yè)廣場煤 礦井工作制 礦井設計生產能力及服務年 確定依 礦井設計生產能 礦井服務年 井型校 井田開拓的基本問 井筒形式的確 井筒位置的確定采（帶）區(qū)劃 工業(yè)場地的位 開采水平的確 礦井開拓方案比 礦井基本巷 井 開拓巷 井底車場及硐 煤層地質特 采區(qū)位 采區(qū)煤層特 煤層頂底板巖石構造情 水文地 地質構 采區(qū)巷道布置及生產系 采區(qū)范圍及區(qū)段劃 煤柱尺寸的確 采煤方法及首采工作面工作面長度的確 確定采區(qū)各種巷道的尺寸、支護方 采區(qū)巷道的聯(lián)絡方 采區(qū)順 采區(qū)生產系 采區(qū)內巷道掘進方 采區(qū)生產能力及采出 采區(qū)車場選型設 采煤工藝方 采區(qū)煤層特征及地質條 確定采煤工藝方 回采工作面參 回采工藝及工作面設備選 采煤工作面支護方 端頭支護及超前支護方 各工藝過程注意事 采煤工作面正規(guī)循環(huán)作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道參 概 井下設計的原始條件與數 距離和貨載 井下系 采區(qū)設備選 設備選型原 采區(qū)設備的選型及能力驗 大巷設備選 運煤設 輔助設備選 礦井提升概 主副井提 主井提 副井提 礦井地質、開拓、開采概 礦井地質概 開拓方 開采方 變電所、充電硐室、 工作制、人 礦井通風系統(tǒng)的確 礦井通風系統(tǒng)的基本要 礦井通風方式的選 礦井通風方法的選 采區(qū)通風系統(tǒng)的要 工作面通風方式的確 回采工作面進回風巷道的布 礦井風量計 礦井風量計算方法概 回采工作面風量計 掘進工作面風量計 硐室需要風量的計 其他巷道所需風 礦井總風量計 風量分 礦井通風阻 確定礦井通風容易時期和時 礦井通風容易時期和時期的最路 礦井通風阻力計 礦井通風總阻 礦井總風阻及總等積 礦井通風設備選 通風機選擇的基本原 通風機風壓的確 電動機選 礦井主要通風設備的要 對反風裝置及風硐的要 特殊的預防措 預防瓦斯和煤塵的措 預防井下火災的措 防水措 長壁綜采工作面矸石充填工作原理簡 長壁普采或采矸石充填工作原理簡 長壁工作面采空區(qū)矸石充填效果分 矸石充填體的有效充填厚 長壁工作面矸石充填的等效采 長壁綜采工作面矸石充填開采覆巖破壞高度控制效果分 長壁綜采工作面矸石充填開采地表沉陷控制效果分 結 充填比的確 工作面充填開采的數值模 數值模型的建立及參數確 結 充填系 充填效果分 結 致 圍：東起雙堆斷層，西至南坪斷層，南以27勘探線和F22斷層為界，北至32煤層-1200m積為74.15km2。西與濉阜線溝通。合徐高速公路從勘查區(qū)東北部穿過，交通十分便利。見圖1.1。本區(qū)屬季風暖溫帶半濕潤性氣候，年平均降水量850mm520mm，雨量多集中在七、八兩個月；年平均氣溫14～15℃，最高氣溫40.2℃,1-1奧陶系上統(tǒng)太原組本區(qū)未完全，361孔厚度115m，為灰?guī)r、碎屑巖和薄煤層組成。據鄰區(qū)祁二疊系下統(tǒng)山西組底界為太原組一灰之頂，頂界為駱駝缽砂巖之底，厚度為88.50～145.50m，平均111.20m。巖性組合為砂巖、砂泥巖互層、粉砂巖、泥巖和煤層，含10、 上段10煤層以上，以淺灰～灰白色細～中粒砂巖、粉砂巖為主夾泥巖。近10煤層常下統(tǒng)下石盒子組底界為駱駝缽砂巖之底，頂界為K3砂巖之底，厚224.00～306.50m煤層。上部砂巖較發(fā)育，中下部煤層發(fā)育，為二疊系主要含煤段。4煤上泥巖具少量紫斑，4、5煤附近泥巖常含菱鐵鮞粒和結核。7、8煤組間砂巖水平層理發(fā)育，底部鋁質泥上統(tǒng)上石盒子組底界為K3砂巖之底，頂界為平頂山砂巖之底，厚約900余米，區(qū)內厚度890m，上部1煤至平頂山砂巖無系統(tǒng)。巖性組合為雜色泥巖、粉砂巖、砂巖和煤由上而下雜色漸少。底部K3砂巖是良好的標志層。與下伏下石盒子組整合接觸。上統(tǒng)石千峰組區(qū)內未，據鄰區(qū)資料，厚度大于200m,巖性為一套磚紅色、紫紅色砂巖，下第三系主要分布在本區(qū)西部及，厚度300.26m。其巖性以紫紅色砂礫巖和粉砂巖2～3層粉砂或細砂、粘土質砂，可塑性強，具膨脹性，少數泥灰?guī)r具溶蝕現象。下段：兩極厚度42.30～98.35m，平均厚78.96m，巖性以淺棕紅、棕褐色及灰綠色泥質多。在頂部夾有1～2層細砂巖（盤）。上段：兩極厚度10.00～29.25m，平均17.88m，巖性由灰黃色、棕紅色及灰綠色的粘土或砂質粘土為主，間夾1～3層薄層透鏡狀粉砂、細砂等，粘土可塑性強，分布穩(wěn)11.50～26.20m19.12m，巖性以灰黃色、棕黃色細砂、粉砂及粘土質砂為主，夾1～2層粘土或砂質粘土，含有鐵錳質及鈣質結核。質粘土組成，夾1～2層粉砂或粘土質砂，一般含較多鈣質及鐵錳質結核。全新統(tǒng)：兩極厚度為28.20～37.65m，平均厚度32.74m，巖性主要為灰黃色、黃褐2～30.50m3～5m處富含砂礓結核，底部普遍發(fā)育有一層1～2m的砂質粘土，富含大量有機質，并保存有大量蚌、螺化石及碎片，并含有鈣質結該區(qū)新生界松散層的沉積厚度受古地形控制，厚度變化大，除少數基巖露區(qū)外，石炭系太原組和奧陶系兩個石灰?guī)r巖溶裂隙含水層（段）水層（段），其主要水文地質特征見表6.1。a)新生界松散層隔水層（組成，厚度10～158m，分布穩(wěn)定，粘土塑性指數為19～38，隔水性能較好，尤其是第三（組），21～38，膨脹量近中等中等弱～7-8弱～強b）（段利用水動力學法預算礦井正常涌水量為450m3/h；比擬法預算礦井正常涌水量為434m3/h，最大涌水量為885m3/h。礦井涌水量計算和參數選擇合理，兩種方法預32煤層：位于上石盒子組下部，上與2號煤層平均間距116.5m，煤層厚為全區(qū)可采的較穩(wěn)定的主要可采煤層。煤層結構較復雜,具夾矸,116個可采見煤點中夾矸49個點，229個點，316個點。夾矸以泥巖和炭質泥巖為主,9個，在井田F17斷層以東深部、、、孔等處形成不可采區(qū)。巖漿侵入點3291個，在井田F22斷層以東淺部，F22～F30斷層間中42.44km224.69km258.2%，區(qū)內煤層大部可采，為較穩(wěn)定煤層(見圖4.6)。煤層結構簡單，少數點有一層夾矸，巖性為炭質泥巖，頂板為細本區(qū)煤類總體以氣煤、1/3焦煤為主，又有少量的不粘煤、貧煤、焦煤、弱粘煤。平均(點數平均(點數平均(點數平均(點數平均(點數平均(點數平均(點數平均(點數Y原煤水分灰分18.37～28.89%之間，53煤層較高，10煤浮煤揮發(fā)分27.91～38.60%32煤層較高，各可采煤層原煤揮發(fā)分平均值在26.92～38.86%之間。除72煤因受巖漿巖侵入影響較全硫（St.d）：0.37～1.05%之間，通過與各煤層干燥基發(fā)熱量換算后所得的原煤干燥基全硫平均值在0.37～1.03%之間，32煤屬中硫煤，82煤為低硫煤，其余煤層均屬特低硫煤。32煤層硫分相比其它煤層略有偏高，從各煤層硫分分布頻率直方圖中可看出：32煤層以中硫煤為主，次為低硫煤，少量中高硫煤和特低硫煤；51煤層以特低硫煤為主，少量低硫煤和中高硫煤，52、82煤層以特低硫煤為主，少量低硫、中硫和中高硫煤，、、、煤層以特低硫煤為主，少區(qū)內各可采煤層原煤干燥基彈發(fā)熱量平均值在23.88～28.67MJ/Kg之間，由原煤干燥基彈筒發(fā)熱量求出各煤層原煤干燥基發(fā)熱量，其平均值在23.81～28.66MJ/Kg之間，、、、、煤層為中熱值煤，72、82、10煤層為高熱值煤。粘結指數（GR.I）：47.0～82.1之間，62、72煤層屬中粘-600m以淺含量較低，而-600m以深瓦斯含量相對較高，且在F22斷層與F17斷層之間的F22以西局部塊段具有富集的可能。因此在開采中應予以充分重視，特別是在表1-3煤塵性試驗成果巖粉量有有有有有有有有有有有有有有有有大可達90%,因此本區(qū)各可采煤層均有煤塵性。1.4從表中可看出，各煤層自燃傾向等級為：32、51煤層為不自燃～很易自燃，52、10煤層為不自燃，53煤層為不易自燃～易自燃，62煤層為不自燃～很易自燃，72、82煤層為不自燃～易自燃。燃 燃點356785951-596.36%24.79m3/t·燃（32煤）。瓦斯含量隨著煤層埋深的增加，其瓦斯含量有逐漸增大的趨勢，煤層埋深-600m水平以上瓦斯平均含量均小于2.5m3/t·燃，而-600m水平以下瓦斯含量較高。圍：東起雙堆斷層，西至南坪斷層，南以27勘探線和F22斷層為界，北至32煤層-1200m積為74.15km2。厚度為0.70m，原煤灰分≤40%；依據過函（1998）5號文《關于酸雨控制區(qū)及二氧化硫污染控制區(qū)有關問題的》內容要求：新建煤層含硫份大于3%的礦井。硫份大于3%的煤層儲量的夾石總厚度不超過每分層厚度的50%時，以各煤分層總厚度作為儲量計算厚度；32#煤、82#煤。由于礦井井田形狀規(guī)整，本區(qū)礦井儲量采用網格法，將井田分為A、B、C三個塊段（根據等高線疏密程度劃分面積小塊）具體分塊情況見圖2-3-1井田地質儲量計算面積劃分示意圖，根據每個面積小塊的等高線水平間距和高差計算出面積小塊的煤層傾角，用CAD命令計算面積小塊的水平面積，由此可計算得出每個2-1γ煤層的容重，1.4——傾角面積煤層厚度儲量核算ABCZgZ111bZ122bZ2M11Z2M22Zg——礦井工業(yè)資源/Z2m2——k——0.7~0.9kZ2m11Zz*60%*3039.78（Mt）Z2m22Zz*30%*3019.89（Mt）Z333kZz*10%*k17.68（Mt）Zs(ZgZs(ZgP1Zk(ZkP2

224.03（Mt）P2——工業(yè)場地和主要井巷煤柱損失量之和，按礦井設計資源/儲量的C——75%80%則：Zk(ZkP2)C(224.0 0.8-1.1平方公頃/10150萬噸/年，300m×600m10度，工業(yè)廣場的中心處在井田的，傾向偏于煤層中上部，其中心處埋藏深度為-500m，該處表土層厚度90m-120m，主井、副井，地表建筑物均布置在工業(yè)廣場內。工業(yè)廣場按（240фδγβ2-2天凈提升時間宜為16h。礦井工作制度采用―三八制‖作業(yè)，兩班生產，一班檢修。3.2m，煤層平均傾角10~15°，煤層傾角不大，易于發(fā)揮工作面生產能力。煤炭市場需求量大，經濟效益好。結合本礦區(qū)的煤炭儲量，確定本礦井設計生產能力為1.5Mt/a。T——ZK——礦井可采儲量，186.62A——K——第一開采水平設計服務年限時，儲量備用系數宜采用1.3～1.5。結合本設計礦井的具體情況，礦井儲量備用系數選定為1.5。=按礦井的實際煤層開采能力，能力，儲量條件及安全條件因素對井型進行井田內32煤層為首采煤層，煤厚3.2m礦井設計為大型礦井，開拓方式為立井單水平開拓。井下煤炭采用鋼絲繩芯膠帶輸送機，工作面生產的原煤經膠帶輸送機到大巷膠帶輸送機運到井底煤倉，連續(xù)、能力大，自動化程度高，機動靈活；井下矸石、材料和設備采用軌道，-600————務年限不宜小于50a，第一開采水平設計服務年限不宜小于30a。 ，設計生產能力為1.5Mt/a，礦井服務年限為82.9a，符井田開拓是指在井田范圍內，為了采煤，從地面向開拓一系列巷道進入煤體，建立礦井提升、、通風、排水和動力供應等生產系統(tǒng)。這些用于開拓的井下巷道的執(zhí)行國家有關煤炭工業(yè)的技術政策，為早出煤、出好煤高產高效創(chuàng)造條件。在保證生產可靠和安全的條件下減少開拓工程量；尤其是初期建設工程量，節(jié)約基建投資，加快礦井建設。造良好的生產條件，減少巷道量，使主要巷道經常保持良好狀態(tài)。本井田瓦斯及涌水比較小,100～500m3/h,量較低均小于2.5m3/t，而-600m以深瓦斯含量相對較高。23m左右。井田內最大地表水體是澮河，它最復雜。具體見表4-1。本礦井煤層傾角小，平均7.13°，為近水平煤層；表土層厚約90~120m4-1力大、管線長度地質條件簡等自然條件限制。2井筒短，提升速度快，對輔助提升特別有利。3當表土層為富含水層的沖積層或流沙層時，井筒容易施工。4井筒通風斷面井筒施工技術復雜，設備多，要求對不利于平硐和斜井的地形地質條件都可費用，節(jié)省投資；要有利于礦井的迅速達產和正常。因此，井筒位置的確定原沿井田的有利位當井田形狀比較規(guī)則而且儲量分布均勻時，井筒的有利位置應在井田井田儲量呈不均勻分布時，應布置在儲量的，以形成兩翼儲量比較均勻的雙翼井田，可使沿井田的井下工作量最小，通風網路較短，通風阻力小。筒位于井田中部時，石門較短，沿石門的工程量較小；井筒位于井田的下部時，石門長度和沿石門的工作量大，如果煤系基底有含水量大的巖層不允許井筒穿過時，井口附近要布置主，副井生產系統(tǒng)的建筑物及引進鐵路線。為了便于地面系統(tǒng)間互相連接，以及修筑鐵路線與國家鐵路接軌，要求地面平坦，高差不能太大，盡量避免穿過村鎮(zhèn)居民區(qū)，古跡保護區(qū)，陷落區(qū)或采空區(qū)，洪水浸入區(qū)，盡量避免橋一個風井，共計三個井筒。區(qū)，不受崖崩滑坡和洪水的；工業(yè)場地的形狀和面積：根據表2-3工業(yè)場地占地面積指標，確定地面工業(yè)場地的18公頃，形狀為矩形。根據制圖規(guī)范1：5000300m*600m繪制。在-240m~-750m之間，根據《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》規(guī)定，緩傾斜、傾斜煤層的階段垂高

4-1期基建費用加大；增加了設備的配備；費用；但其優(yōu)點也是顯而易見的：減少了大巷保護煤柱，系統(tǒng)干擾降低，各種暢通，由于是厚煤層開采，通風安全性提高，通風條件優(yōu)化，可以適當減少煤巷的，提高了煤炭采出率。方案二中，巖石掘進量明顯較少，而且設備少，環(huán)節(jié)簡單；開拓準備時間短。但通風條件差；巷道費用增加。故兩方案中暫取方案一。詳見表4-2。 費總百分數百分數費總百分數百分數致巖石掘進量高，開拓費用增加，開拓準備時間增加，但其優(yōu)點突出：低，可以定向取直，有利于輔助工具的使用，安全性高，保護煤柱少。有利于提高煤炭采短。但后期的費用較高；保護煤柱損失大。經粗略估算，兩方案中暫取方案三。詳見表4-2。經濟比較結果，匯總于表4-3、表4-4、表4-5中。主、輔大巷斷面大小不同，大巷費用按平均費用估算4-3 主石門4-4項 小小總4-5百分率百分率由對比結果可知，方案一比方案三的總費用少10%位于井田工業(yè)場地之中，擔負礦井1.5Mt/a的煤炭提升任務。井筒中裝備多16t6.5m33.18置如圖4-2。位于井田工業(yè)場地之中，與主井東西相距約45m，擔負全礦的材料、人員、設1t1t礦車雙層四7.2m40.71m2500mm（表土段壁厚1400mm）。井筒斷面布置如圖4-3。風井位于礦井上邊界保護煤柱內，均采用圓形斷面，井筒凈直徑4.5m，凈4-10。布置一條大巷，一條軌道大巷均布置在煤層底板中，大巷水平間距30m，共兩條大巷。為便于在巷道交叉時架設風橋等構筑物，大巷位于井田，沿布置，坡度控制在3‰以內。、軌道大巷均為錨噴支護半圓拱斷面，局部錨索組合梁支護，噴射厚度120mm。大巷掘進寬度為4440mm，高為3820mm，設計掘進斷面14.8大巷和軌道大巷斷面特征如圖4-5和圖4-6。礦井為立井開拓，煤炭由大巷運至井底煤倉，后經箕斗提升運至地面；物料經井底車場是連接礦井主要提升井筒和井下主要巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯(lián)系著井筒提升和井下兩大生產環(huán)節(jié)，為提煤、提矸石、下料、通風、排水、供電、升降人員等各項工作服務，是井下的總樞紐。根據《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》4.2.1要求與環(huán)形相結合形式的車場；若輔助采用有軌系統(tǒng)，則宜采用環(huán)形形式的車場。根據礦井開拓方式，主井、副井和大巷的相對位置關系，確定采式井底車場。該車場利用主要巷道作為調車線和通過線，車場巷道工程量小。井底車場布置如圖1.520個車廂，采故取調車線長度為70m。井底車場硐室主要有：井底煤倉、變電所、主排水泵房、消防材料庫及工具室、井底清理斜巷、水倉、調度室、等候室、推車機硐室、醫(yī)療室、機頭硐室，聯(lián)絡巷、箕斗裝載硐室等。Q0=885×8=7080（m3）根據水倉的布置要求,水倉的容量為QS式中 S—水倉有效斷面積，10L—水倉長度，720.61m>

4-24-6 1.56.5 53033.1844.1844.18

4-34-7 1.57.2 52540.1766.4778.54 圖4-4膠帶大4-8 凈凈 圖4-5軌道大4-9斷面 凈凈進式排間1 4-7般見煤點的厚度均在3m以上?？刹上禂颠_99.9%。為全區(qū)可采的較穩(wěn)定的主要可采煤均傾角12°。煤的容重1.40t/m3。巖粉量最大可達90%,本采區(qū)煤塵具性；煤層有自燃發(fā)火傾向。利用水動力學法預算礦井正常涌水量為450m3/h；比擬法預算礦井正常涌水量為434m3/h，最大涌水量為885m3/h。礦井涌水量計算和參數選擇合理，兩種方法預穿整個井田的正斷層。落差在50～350m，傾角為60～75°。15m保護煤柱，東部邊界留設30m保護煤柱。膠帶機大巷、軌道大巷布置在煤層底板巖層中，水平間距32m，兩側留有30m的保護煤柱。各區(qū)段巷道采巷掘進方法，平巷和軌道平巷間留15m寬的煤柱。首采區(qū)煤層平均厚度為3.2m，傾角12.6°，屬緩傾斜煤層。采用綜采長壁采煤法，一次采全高。首采工作面寬220m，長1680m。區(qū)段巷道的尺寸應能滿足綜放工作面運煤、輔助和通風需要，確定區(qū)段平巷尺寸（寬×高）5000mm×3500mm，區(qū)段回風平巷尺寸（寬×高）5000mm×3500由于礦井采用并列式通風，副井進風，風井回風。開拓巷道布置二條大巷，軌道大巷承擔進風和輔助任務，大巷承擔著煤炭和回風任務。大巷連接上采區(qū)單翼布置，沿下山放下順序開采。采區(qū)內工作面的布置如圖5.2.3，順序見5.2.1。采用后退式開采，通風方式采用U型通風方式。這種通風方式具有系統(tǒng)簡單，采區(qū)內所有工作面平巷均沿底板掘進，采用綜合機械化掘進，選用EL-90型掘進型）帶式輸送機、JD11-4調度絞車、JBT-52-2局部扇風機和梯形金屬支架組成的成套設表5-1工作面順123456根據一礦一面的要求，布置一個工作面即可滿足礦井產量要求。工作制度采用―三八‖0.8m，往返一次割兩刀，即一個循環(huán)，每天兩個循環(huán)。度。雙向割煤，每年生產330天。 A——工作面生產能力，1.47Mt/a。失，其中包括工作面回采落煤損失、區(qū)段煤柱損失，還有其它不可預知的煤炭資源P1 20]1.4P2 .4117.1萬3PP'i24.30.281.1170.086(10.85)3.42(MP—工作面落煤損失中厚煤層不低于0.8，薄煤層不低于0.85。設計首采采區(qū)采出率為0.802，符合規(guī)定。 1.86m，淺灰～垂直裂隙發(fā)育?；卷敒榧殹猩皫r，平均厚21.17m，淺灰～灰白色，中～細～3.5m，灰~深灰色中厚層狀?；镜诪樯皫r，平均厚度6.60m，淺灰～灰白色，中厚層狀細～中粒砂巖。采區(qū)正常涌水量為190m3/h，最大涌水量為210m3/h。結合礦井實際條件，煤層為中厚煤層，平均厚度3.2且賦存穩(wěn)定，目前采煤機可以實優(yōu)點：工作面產量和效率高；巷道掘進較少，減少了巷道的工程量，同時生產220m1680m3.2m，工作面割煤高度為3.2m。工作面布置三條平巷斷面均為5.0m寬，3.0m高。采巷掘進的方法,平巷和軌道平巷之間留設15米的保護煤柱護巷。工作面配套設備見表6-1。6-1123 A6-1 f—能力富裕系數，取1.4；K—采煤機開機率，取0.6。

B—采煤機截深，取0.8m； Hw—比能耗，一般0.6~0.7，取0.65。滾筒直徑一般按最大采高的0.6倍來選擇，并且滾筒直徑應符合標準系列。根據最大采高為3.2m，滾筒直徑為應為1.92m，故選標準滾筒直徑2.0m。6-2mmmV工作面刮板輸送機選型需滿足三個方面的要求，即能力與采煤機生產能力相適應，并留有一定的備用能力；外形尺寸和牽引方式與采煤機相匹配；機長度與工作 Kc—采煤機割煤速度不均衡系數，取1.2；Kv—采煤機與刮板輸送機相同方向運動時的修正系數，取1.05。綜上所述，工作面刮板輸送機可選擇SGZ800/800型刮板輸送機，其設計長度為其主要技術特征見表6-3。mV回采工作面的支護采用支架支護，根據工作面頂底板巖性及煤層厚度、采高等條件，選用ZZ4000/18/38型支撐掩護式支架及其相配套的端頭支架。工作面機頭、機尾分別布置端頭架3架，中間架146架，共計149架。放頂煤支架技術特征見表表6-4支架主要技術特號mmm°mT hmax、hmin—煤層最大、最小采高，取3.2m；S2—頂板最大下沉量，取200mm；b—浮煤厚度，取50mm。板主要為2類，底板主要為II~III類。 -P＝0.535MPa≤0.7×80%=0.56MPa，經演算，P80%，所對于老頂來壓工作面，支架的初撐力應適當加大，約為額定工作阻力的難于。上下斜巷受回采影響，壓力增大，不易支護。因此，決定采用端頭支架進行支護。其優(yōu)點是支護方便、安全；為機和輸送機頭的移動提供動力；能適應工作面傾角變化。因此本設計端頭支護采用ZT7500/18/36型端頭支架，其技術特征見表6-5mmmt用規(guī)格柱帽。打好柱要上好繩并將柱與頂網或鋼帶用10#鐵絲捆緊，以防柱倒傷人。③當機組行至工作面兩頭距巷道15m以內時，嚴禁在兩頭作業(yè)，以防甩出大塊傷人。當在拉動端頭架、推動機、拖拉管及電纜時嚴禁在兩頭作業(yè)并撤出人員，④在行人巷行走必須走兩排柱之間，各種電纜液管必須掛在巷幫不低于2.0m處，班長安檢工必須經常對兩巷的煤幫頂板情況檢查，發(fā)現安全隱患及時處理；工作面的橫川內材料必須提前工作面50m回收，備品備件碼放必須放在工作面70m以外。割過煤后工作面要保證煤壁平直，無傘檐（長度超過1m，最突出部分不超過mm1m200mm），無馬棚、頂底板平直，如無特殊需要，每循環(huán)頂底板與上一個循環(huán)頂底板錯差過±50mm。機頭、機尾各10m要移架質量標準：支架拉過后必須成一直線，其偏差不得超過±50mm。架間距要均勻，中心距偏差不超過±100mm。支架頂梁與頂板平行支設，最大仰俯角＜7°，相鄰支350～550mm之間；移架過底滾筒大于15m進行，不得出現急彎、除進刀所需外其它地段出現彎曲。若推移刮板輸送機時，不應強推硬過，必須查明原因并處理后再推移。50m，清煤人員必須面向機尾注意刮板輸送機、頂板、煤幫情況，以防發(fā)生意3臺端頭支架，其滯后普通支架一個循環(huán)，又因端頭至超前支護20m段是壓力集中區(qū)，特制訂以下管理措施。②端頭支架底座嚴禁鉆底，以防壓住推移桿使機和工作面刮板輸送機機頭推移③當巷道及兩頭出口頂板破碎時，應架棚。架棚必須是一梁三柱，并且有戧柱。架棚時必須四人以上操作，兩人將板梁抬起至一個梁頭夠高，抬板梁時必須手拖住8m2而不垮落，必須將⑦各級機嚴格把關，雜物（板皮、木料）進入運煤系統(tǒng)頂板及礦壓觀測措工作面及區(qū)段巷道必須加強頂板，工作面支架能夠超前拉時必須超前拉架，且工作面所有支架拉過后必須升緊達到初撐力；區(qū)段巷道超前工作面40m加強，對于為一次采全高，設計采高為3.2m，工作面沿底板推進，機頭、機尾各10m隨巷道頂底板平緩過渡。循環(huán)進尺0.8m。根據后面通風設計回采工作面風量計算，遵循以風定產原循環(huán)方式為生產班每班進3個循環(huán)，檢修班進一個循環(huán)，日進6個循環(huán)。24小時正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表，見采煤方法圖。勞動組織配備表見表6-6。6-633392226222611機泵站339334220331113機動人3339礦上實際數據取為160.0元/t。工作面主要技術經濟指標見表6-76-71m2m3°4m89mt個6tm1%元工作面生產能力為1.5Mt/a，根據以風定產的要求以及后面通風設計關于工作面通風方式選擇的比較論述，確定采用U型通風方式。工作面回采巷道布置方式為一進一回，區(qū)段平巷布置膠帶輸送機，運煤兼進風，區(qū)段回風平巷布置軌道，輔助兼區(qū)段巷道斷面均為5.0m寬，3.5m高。采用膠帶輸送機運煤，礦車輔助，皮帶平巷布置1200mm寬的皮帶運煤，平巷布置排水管路和動力電纜。3.65m，設計掘進斷面為和18.55m2，凈斷面為17.5m2。區(qū)段平巷和區(qū)段回風平巷支護斷面圖如圖6.2.1和6.2.2。錨桿形式和規(guī)格：桿體為左旋無縱筋高強度螺紋鋼錨桿，長度2.4mm型號為Ф16-4800-100-6。30°角，其余與頂板垂直。網片規(guī)格：采用鐵絲編織的菱形金屬網護頂，規(guī)格型號50×50mm、5.5×1.1m。250mm圖6-2區(qū)段平巷斷面錨索：單根鋼絞線，Ф22mm，長度為6.8.m，加長錨固。錨索矩形布置，每排Ф20mm2.4m，桿尾螺紋為M22，規(guī)格型號為Ф20-M22-2400。錨固方式：樹脂端部錨固，采用一支錨固劑，規(guī)格為Z2360，錨固長度690mm。120×120×6mm，另外玻璃鋼錨桿增加規(guī)格為網片規(guī)格：平巷煤柱側掛鐵絲編織金屬網護幫,規(guī)格型號：50×50mm、3.0×1.1m；6-3井下根據錢營孜礦井的地質賦存條件，結合現代設備配備情況，設計井下大巷輔助采用蓄電池式電機車牽引1.5t固定車廂式礦車設備和材料；工作面輔助采用無極繩絞車高效工作；大巷和工作面煤炭采用膠帶機連續(xù)不間斷。針對首采區(qū)北表7-1井下設計的原始條件與數123h4d5m6°789低作面到井底車場的最大運距為2795m。首采帶區(qū)布置一個采煤工作面、兩個掘進工作面即可保產，綜采工作面日產量4404.96t，掘進面日產量734.16t，運煤系統(tǒng)各環(huán)節(jié)能力要大于各工作面的生產能力運煤：由于礦井井型大，需系統(tǒng)有較大的能力，煤層賦存條件比較簡單，為緩傾斜近水平煤層，且距離較遠，故區(qū)段平巷、大巷采用帶式輸送機運煤，礦車選用MG1.9-9B型1.5噸固定箱式礦車，工作面輔助采用無極繩絞車牽引1.5t固定箱式礦車、5t材料車、1.5t平板車材料及設備。配套，以及局部與總體的統(tǒng)一；必須使上下兩個環(huán)節(jié)設備能力基本一致，設計時應合理的選擇生產不均勻系數和設備能力的配套系數；為緩和上下兩個環(huán)節(jié)的生產不均勻性或不連續(xù)性，要采根據采區(qū)設備配套原則以及本礦的實際情況，選擇區(qū)段平巷配套設備如下：SZB-830/180PCM132SSJ1200/3×200M帶式輸送機帶式輸7-27-37-4表7-2機技術特征項單型mVmm°長寬高7-3項單型t 單 mV 針對這種情況，并結合本礦實際，本設計采用常州科研試制研制的SQ系列無極繩連續(xù)牽引車。SQ系列無極繩連續(xù)牽引車是以鋼絲繩牽引的煤礦輔助系統(tǒng)，下工作面順槽、采區(qū)上下山及集中軌道巷，直接利用井下現有軌道系統(tǒng)，實現不經的連續(xù)直達。適用于長距離、大傾角、多變坡、大噸位工況條件的普通軌道，主要解決工作面材料及設備，尤其是支架整體。V°t為了保證礦井的生產能力，并且使井下系統(tǒng)有較高的連續(xù)性和較高的可靠性，膠帶大巷選用膠帶輸送機運煤。本設計中，膠帶大巷內選用DX-1200/4×2000型帶式輸送機，其主要參數見表7-6。項型帶°V蓄電池電機車牽引礦車進行輔助。井下所用各種設備具體參數見表7-7和表7-8。 項型號t8軌距m7最大型號V臺2AA表7-8井下車輛主要技術特征型載重量55本礦井設計井型為1.Mt/a，服務年限為82.a水平標高為520m。礦井工作制度為三八制，兩班采煤，一班檢修，采煤班每班割煤三16h330d。主井井筒凈直徑為6.5m，凈斷面積為33.18m2，井深520m7.2m40.71m2515m16t側卸式箕斗提升煤炭：副井1t1t礦車雙層四車寬罐籠帶平衡錘8-1 型-廠tｍt 型號—ｍｍ3ｍ數量條4間距ｍ礦井設計生產能力為1.5Mt/a，屬大型礦井，全部煤炭由主井雙箕斗提升至地面，8-3 型號—中心大小N—煤經過井底煤倉的緩沖，主井提升可以滿足瞬時最大出煤的任務。根據礦井掘出矸石量為56t/h，同時下井的最多人數為70。選擇罐籠型號為GDG1/6/4KJKM-2.25×4（Ⅱ）A，鋼絲繩等具體參數如8-4 型號——型號—車數輛4人t根2數量根4直徑8-5 型號—ｍｍｍ數量條4間距ｍ8-6 型號—鋼絲—8-7 型—NN總N井田位于淮北平原中部，區(qū)內地勢平坦，地面標高，一般在+0m左右，地勢大致呈33°32′30″27F22斷層為界，北至32煤層-1200m等高線地面投影線。在井田范圍內，3212°。煤層埋深-600m水平以上瓦斯平均含量均小于2.5m3/t·燃；該采區(qū)屬于低瓦斯采區(qū)；巖粉量最大可達井田開拓采用立井單水平開拓上下山開采，水平標高-520m礦井布置一個綜采工作面，工作面長度220m。綜采工作面日生產能力為4404t/d，每日推進度為4.8m。為了保證工作面的正常，在一個綜采面生產的同時布置兩個獨井下大巷采用礦車輔助，工作面平巷無極繩絞車。井底車場設變電所、充電硐室。采區(qū)內設采區(qū)變電所。巖巷掘進所需由井底車場庫提供，各硐室均需260中選擇。下面對這幾種通風方式的特點及優(yōu)缺點適用條件列表比較，見表9-1。9-1風路較長，風阻較稍大，后期費用大大煤層傾角大、埋藏深，但長度并不井降低，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量增加，比較。比較，漏風較大。小窯積存的有害氣體抽到井下，同時使通過主要通風機的一部分短路，總進風量和工作面有效風量都會減少。用壓入式通風，則能用一部分回把小窯塌陷區(qū)的有害氣在由壓入式通風過渡到深水平抽出式通風時，有一定，過渡時期是新舊水上行風須把引導到最低水平，然后上行，路線長，被地溫加熱程度大，且設備發(fā)熱量也加入，故工作面溫度高；甚至反風，導致瓦斯?jié)舛壬仙?，故下行風在起火地點瓦斯的可能性比上行風U型、Y型、W型、ZU型應用最為廣―U‖型通風系統(tǒng)，工作面采用后退式回采。上、下順槽在煤體中，系統(tǒng)簡單，漏風量小。但線路長，變化大，工作面隅角易積聚瓦斯。這種通風方式如果瓦斯不太大，工作面通風能滿足要求即可采用。―Y‖型通風系統(tǒng)，工作面采用后退式回采。上、下順槽同時進風，可以稀釋回中的瓦斯，防止工作面隅角積聚瓦斯，改善了回風巷的氣象條件。但需要邊界準備回風上山，增加了巷道掘進、費用。Z型通風系統(tǒng)，工作面采用前進式或沿傾斜方向回采?；仫L巷在煤體前方，須預先掘進，上、下順槽同時進風，在相同風速下，風量可增大一倍；但進風巷在采空區(qū)內，密封不好，漏風量大。W‖型通風系統(tǒng)，工作面采用后退式回采。進、回風巷均在煤體中，工作面通根據以上的對比并結合本礦井的實際，工作面采用U‖型通風方式，并采用―一進一回‖的方式，即，工作面兩側分別布置一條平巷。其中階段平巷進風，階段軌道巷回風。Q= 并列式通風時，可取1.20～1.25；采用分列式或混合式通風時，可取1.20；采用對角式或區(qū)域式通風時，可取1.10～1.15。上述備用系數在礦井產量T≥0.9Mt/a時取小值；T＜0.90Mt/a時取大值。Q=4×260×1.20=1248Q(QaQbQcQdQe)Kt Qa——采煤工作面實際需要風量的總和，m3/minQb——掘進工作面實際需要風量的總和 Qd——備用工作面實際需要的風量總和，m3/min，本設計未設置備用工作面Qe——礦井除了采煤、掘進和硐室地點外的其它井巷需要通風量之和，m3/min；Kt——礦井通風系數，包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素，一般可取抽出式礦取1.15～1.2，壓入式礦取1.25～1.3?！睹旱V安全規(guī)程》（2006年版）規(guī)定：采區(qū)回風道、采掘工作面回風道中瓦斯126℃?；夭晒ぷ髅嫘栾L量應按瓦斯、二氧化碳涌出量、后的有害氣體產生量、工作面的氣溫和風速以及人數等采煤工作面有串風時，應按其中一個采煤工作面實際需要的最大風量計算。備的實際需要風量的50%。Qa=100QCH4Qa——采煤工作需要風量，m3/min

4——18mKCH4——采煤工作面因瓦斯涌出量不均勻的備用風量系數，即該工作面瓦斯絕對涌出量的最大值與平均值之比。通常，機采工作面可取1.2～1.6；采工作面可長壁工作面實際需要風量（Qa），按下式計算：Qa60Va

Sa——采煤工作面的平均面積，可按最大和最小控頂斷面積的平均值計算，經計算為12.43m2Qa=60×2×12.43=1491.6m3·min-按人數計算實際需要風量（Qa N——i個采煤工作面同時工作的最多人數，人。已知N=83，可得：Qa=4×83=332m速為4m/s的要求進行驗算Qa≥0.25×60× （Sa——12.43m2Qa0.25×60×12.43186.45m3/min，滿足最低風速要求。按最高風速驗算，各個采煤工作面的最高風量（Qa）；Qa≤240× （則Qa≦24012.432983.2m3/min，滿足最高風速要求。由風速驗算可知，Qa=2160m3/min符合風速要求。根據《礦井安全規(guī)程》（2006年版）規(guī)定，按工作面回風中瓦斯的濃度不得超1％的要求計算。即：Qbi100qbi Qbi——iQbi4 可得Qbi=120m3/minQbi=300本礦井需獨立通風的硐室所需風量根據《煤礦安全規(guī)程》（2006年版）相關規(guī)定取變電所：Q中=80m3/min主排水泵房：Q排=160m3/min采區(qū)絞車房：Q絞=80m3/min火藥 庫：Q火=100m3/min采區(qū)變電所：Q變=80m3/minQ硐80+160+80+100+80Qdi133qdiQdi=133×1.3×1.2=207m1）通風容易時期和時期的確在主要通風機服務年限內，隨著采煤工作面及采區(qū)的變化，通風系統(tǒng)的總阻力回采工作面，兩個煤巷掘進工作面；時期是東三采區(qū)區(qū)第一個工作面，此時有一個回采工作面，兩個煤巷掘進工作面。由式9-1可知:Q1=∑Qmin=1.15×（2160+300×2+500+207）=通風時期礦井總風量為Q2= =1.15×（2160+300×4+500+207）=與第法計算的風量相比，第二種方法風量大。兩種方法取最大值，則礦井總風量通風容易時期為3987.05m3/min，通風時期為4677.05m3/min。等滿足《煤礦安全規(guī)程》（2006年版）的各項要求。首先按照采區(qū)布置圖，對各采煤、掘進工作面、獨立回風硐室按其需風量配給風量，配到其它用風地點，用以巷道和保證行人安全。風量分配后，應對井下各通風巷道的風速進行驗算，使其符合《煤礦安全規(guī)程》（2006年版）對風速的要求。15%，因此工作面進風平巷的風量取工作面風量的1.15倍，即：Q1.15×2160=2484Q300×1.15=345（m3/min）變電所：Q中=80×1.15=92（m3/min）Q160×1.15184（m3/min）采區(qū)絞車房：Q絞=80×1.15=92（m3/min）采區(qū)變電所：Q變=80×1.15=92（m3/min）火藥 庫：Q火=100×1.15=115（m3/min） 礦井通風阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然風壓。摩擦阻力是與井巷周壁摩h摩=αLPQ2/S3= 通風時期的通風本設計礦 并列式通風，在礦井服務年限內，在礦 開鑿一 風井 回風平巷→采區(qū)上部車場→采區(qū)上山→大巷。通風時地面→副井→井底車場→軌道石門→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→區(qū)段平對應于通風容易時期的通風系統(tǒng)立體圖如圖9-3，對應于通風時期的通風系統(tǒng)立體圖如圖9-3。通風容易時期和通風時期的通風系統(tǒng)網絡圖如圖9-3。圖9-3通風容易時期與時期的通風系統(tǒng)網絡根據已經確定的通風容易時期和通風時期，按這兩個時期的通風阻力最大的風風機既能滿足時期又能滿足容易時期的要求，則其它時期就無須再計算。容易時期通風總阻力：Hfrmin= 時期通風總阻力：Hfrmax=1.2×∑hfrmax 式中：1.2為考慮風有局部阻力的系數；∑hfrmin、∑hfrmax分別是礦井通風容易時期和通風時期的礦井總阻力。則有：Hfrmin=1.2×893.1=1071.7（Pa）LUSQv表9-4通風時期礦井通風阻力計算LUSQv9-5阻力礦井通風總風阻計算R 礦井通風等積孔計算A A——礦井等積孔，m2?？偟确e孔：Armin=1.1917/R0.5 =2.43（m2）總等積孔：Armax=1.1917/R05=2.29（m2）由以上計算并對照表9-6可以看出，本礦井通風容易時期和通風時期總等積孔均大于2m2，屬于通風容易礦井，計算結果匯總表見表9-7。礦<11~2>29-7-等積孔限不宜小于10a；比最大允許使用值小5°，離心式通風機的轉數一般不大于允許值的90%；慮風量調節(jié)時，應盡量避免采用風硐調節(jié)風壓。礦井自然風壓的大小，最要取決于礦井風井的深度及內部的的密度。

H H井筒深度，m9-8冬夏副井深度：Z副井=525風井深度：Z風井=525Z高差525-5250冬季空氣密度?。害堰M=1.28kg/m3，ρ出=1.24Ρ平均=1/2×（ρ進+ρ出）=1.26冬季自然風壓：hna=ρgZ副井-ρgZ高差-ρgZ夏季空氣密度?。害堰M=1.22kg/m3，ρ出=1.26ρ平均=1/2×（ρ進+ρ出）=1.24夏季自然風壓：hna=ρgZ副井-ρgZ高差-ρgZ=-205.8205.8Pa，夏季自然風壓阻礙礦井通風，壓Hrsmin=Hfrmin-hn+h損 hn——通風容易時期幫助通風的自然風壓，hnhrsmin1071.7-205.8+50Hrsmax=Hfrmax-hn+h損 式中：Hfrmax——通風時期礦井通風總阻力hn——通風時期阻礙通風的自然風壓，hn=-219.3則有hrsmax=1373.4+205.8+50=1629.2（Pa）因有外部漏風（防爆門和通風機風硐漏風）Qf必大于礦井Qf Q——風井總風量，m3/s；k——1.11.15；回風井兼做升降人員時取1.2。容易時期：Qrmin1.1×66.573.15（m3/s）時期：Qrmax1.1×78.085.8曲線由風機風壓與風量的關系方程hRQ2確定；通風機特性曲線由選擇的主要通風機容易時期：Rrsminhrsmin/Qrmin2915.9/73.1520.179（N·s2/m8）時期：Rrsmaxhrsmax/Qrmax21629.2/85.820.258（N·s時期：hfsmaxRfsmax×Qf29-9風壓風壓 M'M'為理論工況點，M1、M2 型FBCDZNN 40/32430' Nfmin/Nfmax138/1920.720.6 Nfmax——通風機時期主要通風機的輸入功率ke——電動機容量備用系數，ke=1.1～1.2,1.15；ηe——電動機效率，ηe=0.92～0.94,0.93；ηc——η傳=1則 =192×1.15/0.93=237.4電動機，其詳細參數見表9-11。 -%A在無提升設備時不得超過5%，有提升設備時不得超過15%；10min內開動。1次。改變通風機轉數或風葉角度安全規(guī)程》第117條有關規(guī)定；為使進風井筒附近和井底車場發(fā)生火災或瓦斯煤塵時的有害氣體不進入工作面，危及井下工人的生命安全，我國《煤礦安全規(guī)程》（2006年版）規(guī)定要求在10min內能把礦井反轉過來，而且要求風量不小于正常風量的60％。本設計采用反風井下水泵房和變電所設置密閉門、防火門。并設區(qū)域返風系統(tǒng)打開煤柱放水時12層23m4°56d班378a9低m個1個0mmm個4m1元，李學華.《采礦AutoCAD2006與提高》.徐州：中國礦業(yè)大學岑傳鴻，竇林名.《采場頂板控制與監(jiān)測技術》.徐州：中國礦業(yè)大學 業(yè)，2008：充填采煤利用充填材料充填采煤工作面采空區(qū)的巖層控制方法。該方法可以緩和工作面支承壓力產生的礦壓顯現，改善采場合巷道狀況，有效減少地表我國早在20世紀初就開始應用水砂充填采煤法，1957年得產量達到總產量的15.6%，目前水砂充填技術十分成熟。由于回采工序多，工藝復雜，充填系統(tǒng)投資大，噸煤充填成本提高等原因，20世紀70年代以后，應用的規(guī)模逐漸減小，目前通過充填方自溜充填只適用于急傾斜煤層開采。我國北票臺吉礦，淮南孔集礦、中梁山礦―以矸換煤‖備受矚目,源于其具有極強的現實針對性和迫切的應用要求。資源部的資料顯示,我國每采萬噸煤沉陷土地面積達四五畝,過去50a因采礦沉陷的土地達950萬畝,引起的水土流失、土地荒漠化等多種現象十分嚴重,的農民失地現象十分復雜;今后一個時期,我國煤炭開發(fā)集中度將進一步提高,土地塌陷問題更為突出。資料還顯示,我國矸石積存量已達415Gt,每年新增矸石0125Gt,占地超過15000公頃,約有130多座矸石山常年自燃,土地,污染環(huán)境顯然,―以矸換煤‖解決了傳統(tǒng)開采工藝造成的生態(tài)與環(huán)境破壞問題,實現了資源開發(fā)利用最優(yōu)化和生態(tài)最小化,值得推崇。但推廣實施―以矸換煤‖是一項艱巨而復雜的任務,不可能一蹴而就。國家政策支持是保障,煤企作為是關鍵。煤企要走上綠色開采新路,須解決好―想不想干‖和―怎樣干‖的問題,應在以下兩個方面有所突破。觀念是行動的先導。長期以來,煤炭開采主要以保證安全、提高回收率、高產高效為目標,而忽視了大規(guī)模開采對耕地、環(huán)境的破壞。―以矸換煤‖是對傳統(tǒng)開采模式的,必然與一些老觀念、老做法產生沖突。特別在當前,煤炭價格節(jié)節(jié)攀升,煤炭企業(yè)效益普遍較好,易讓一些人滿足于現狀。如果沉迷于慣性思維,陶醉于現有效益,新礦就不會有―以矸換煤‖。資源開發(fā)必須與環(huán)境,這是采礦者的責任。推廣―以矸換煤,,增強―與環(huán)境相依,與社會同步‖的責任感。―以矸換煤‖說起來容易做起來難,難在技術上。新礦為實現―以矸換煤‖,先后投入數億元搞前期研發(fā),經過上百人多年,建立了矸石直接充,,期間獲得專30,,是實現―以矸換煤‖綠色開采的堅強支撐和強大動力。期待的煤企,面對資源緊缺、環(huán)境污染等現實,加快科技創(chuàng)新步伐,以科技進步為煤炭礦區(qū)可持續(xù)協(xié)調發(fā)展,開辟出越來越多的綠色路徑。矸石機械充填或風力充填采用水砂充填的經驗和成技術,作為一種適應我國國情的資源節(jié)約、環(huán)境友好的但近填采煤法已有較大的發(fā)展,并不斷完善和發(fā)展,有取代水砂充填采煤法的趨勢。矸石充填（1）矸石充填采煤法不僅從根本上解決了我國―三下‖壓煤開采問題,而且用矸（2）帶來的環(huán)境污染問題和土地問題。煤矸石自燃是矸石中碳物質燃燒。在煤矸石自燃的過程中，燃燒充分時主要生成CO：，燃不充分時則CO增多。此外還產生游離碳(表現為黑煙)，隨著溫度增高，部分矸石熔融，矸石山空隙減小，供氧出現不足，CO的產生量相對增多。CO由呼吸道進入，易與血紅蛋白(Hb)相結合，生成碳氧血紅蛋白(COnb)，阻礙血紅蛋白向體內供氧，人的中樞神經系統(tǒng)和酶活性。CO：則大部分進入大氣中，大氣中CO濃程中，有機硫化物分解氧化生成s0。S0是無色但具有特殊臭味的刺激性氣體，在吸入濃度低時，主要是刺激上呼吸道，氣管炎等呼吸道疾病。煤矸石中的黃鐵礦，在自燃過程中放出硫化氫(Hs)，這是一種對人有強烈刺激的難聞氣體，對影響類似SO。煤矸石在、處理和加工過程中產生粉塵，對大氣環(huán)境造成嚴重污染。此外煤矸石從排放，又可以作為結構支撐體，減輕開采沉陷，提高礦井資源回收率，是實現近年來，隨著高速動力拋矸機、矸石充填支架等關鍵設備的研制成功，長壁工3煤采區(qū)地質采礦條件，預測研究了矸石充填開采沉陷控制2部分。綜采工作面采空區(qū)矸石充填是依靠專門研制的矸石充填綜采支架后部的懸掛式矸石充填運輸機來自動完成。充填矸石通過回風巷運矸皮帶運至工作面端頭并到支架后部的懸掛式矸石充填機上，通過矸石充填機的上刮板向下并向采空區(qū)充填矸的增加，懸掛式矸石填機會隨之上升，并利用其自重對矸石的反作用力來壓實充填矸石[1]。如圖1所示。長壁普采或采仍是我國目前應用較普遍的采煤工藝，其最主要的特征之一是采用單體支柱和頂梁支護頂板。高速動力拋矸機是實現普采或采單體支柱工作面后方驗研究表明[3]：矸石充填后的密實度與拋矸的初始速度密切相關。充填矸石在高速沖擊作用下發(fā)生相互碰撞和擠壓，不同粒徑矸石間發(fā)生振動密實作用，可大大增加矸石充填的密實程度。高速動力拋矸機的結構和工作原理如圖2所示填量決定采煤量，可確保充填與采煤作業(yè)[2]。其拋矸充填工藝流程和工作面開采平、剖面布置如圖3和圖4所示。新的應力平衡狀態(tài)，此時在地表形成比采空區(qū)大得多的下沉盆地。從上述分析可以看采空區(qū)時，充入采空區(qū)的矸石體占據了采煤形成的大部分空間，限制了頂板垮落下沉填體的剩余壓縮率等。下面依次分析各因素對沉陷控制效果的影響。(1)充填前頂底板移近量與長壁工作面回采相比，采空區(qū)充填具有一定的滯后性，此時在礦山壓力的作用下，支架具有一定的壓縮量，減小了采空區(qū)可供充填的空間高度。依據經驗近似估計矸石屬于散體材料，在水平和緩傾斜煤層條件下，由于散體材料的流動性以及機對于綜采面矸石充填支架設備來講，接頂距離主要由以下2部分構成：支架后部頂梁厚度（約厚200mm）和懸掛式矸石機厚度（約厚270mm）。因此從理論上講，矸石充填體的接頂距離最好時可控制在470mm以內。根據新汶礦務局翟鎮(zhèn)煤礦矸石充填工業(yè)性試驗現場實測，其接頂距約為500mm左右。對于普采面高速拋矸充填工藝，使用高速拋矸皮帶機械充填，拋矸速度可達5m/s以上，充填接頂實，空隙小，充填效果接近水力充填，遠好于風力充填；其接頂距離可控制在150mm以內。沉陷量大，這也是傳統(tǒng)矸石充填效果不佳的原因之一。用充填矸石支架和自壓式矸高，則剩余壓縮率越小。充填矸石體的剩余壓縮率可以通過現場實測或測定得到。在進行的矸石壓實試驗表明：(1)軸向應力較小時，矸石應變增幅很大。隨著應力的增加，矸石應變增幅趨緩，最后逐漸趨向于穩(wěn)定；(2)矸石的碎脹系數隨著軸壓的增加而減??；(3)在加壓的初始階段，矸石的碎脹系數減幅較大。隨著軸向應力的增加，1.7415MPa0.75~0.85巖層和地表移動結束后的剩余厚度。從上面的分析可以看出，近水平煤層條件下矸石充填體的有效充填厚度M矸為：式中：D為矸石充填體厚度；ρ為矸石充填體剩余壓縮率。前的頂板下沉、接頂距以應用常規(guī)的長壁垮落法覆巖破壞和地表沉陷有關經驗進行充填開采的覆巖破壞高3部分組成：矸石充M等MM式中：M研究。下面以新汶礦業(yè)某煤礦3煤采區(qū)為例，分析長壁綜采工作面矸石充填開采覆為100mm；考慮到現場可能存在部分矸石顆粒過大和現場充填條件的復雜性，矸石充填體接頂距離按550mm考慮；矸石充填體剩余壓縮率取為17.5%．T301工作面是該礦3煤采區(qū)北部邊界的一個近風化帶工作面，工作面長240m，傾斜長128m，煤層底板標高-160~-176m8.40m厚190m，基巖厚度11.74~20.17m；煤層傾角平緩，平均為5°工作面開采經驗，可采用留設防砂煤巖柱的辦法進行頂水開采，計劃采用厚煤層分層矸石充填開采方法來研究該工作面留設防砂煤柱進行開采的可行性。根據―三下規(guī)程‖中給出的中硬覆巖厚煤層分層開采全部垮落法管理頂板時的覆巖垮落帶、導水裂縫帶高度計算[4]全采填巖，表1所示。若采用矸石充填開采，第一分層開采后垮落帶高度為6.2m，其上到第四系底部仍5.54~13.97m（5.83~14.70倍）―三下規(guī)功經驗，可以認為在目前條件下，采用矸石充填開采T301試采工作面第一分層，是可垮落帶高度將可能增加為9.2m，考慮到上方還有近1.5m厚的矸石充填體再生4.04~12.47m，仍可構成較完整的防砂安全煤巖柱。繼續(xù)采用矸采用新汶礦區(qū)概率積分法參數計算了綜采矸石充填開采地表移動變形最大值如表從上表分析可以看出，采用長壁工作面矸石充填后，可以大幅度降低地表沉陷程度。根據上述分析，采用長壁綜采工作面矸石充填的最終下沉系數約為0.3左右，對于長壁工作面全部垮落法開采可減沉60%左右。采用同樣的方法，分析得到長壁普采工作面矸石充填的最終下沉系數約為0.24右，比全部垮落法管理頂板可減沉約利用井下采空區(qū)處置煤矸石的充填采煤方法，既可以減少煤礦固體廢棄物排放、又可以充填采空區(qū)，減輕開采沉陷、提高礦井資源回收率，是實現煤礦綠色開采的關鍵術之一。著高速動拋矸機、石充填支架等關設備的研成功，大影響矸石充填開采等效采厚的主要因素有：矸石充填前和充填過程中的頂底板移近量、矸石充填體的接頂距離、矸石充填體的相對壓實度和矸石充填體的剩余壓縮率。采用矸石充填支架后部懸掛式機充填時，矸石充填體的接頂距離一般為500mm150mm壁全部垮落法預測模型和參數進行預計。采用矸石充填開采可降低覆巖破壞高度約在現有裝備條件下，長壁綜采工作面矸石充填的地表下沉系數約為0.3，比全60%0.24，比全部垮落法管理頂板可減沉約70%；可大大減輕地表沉陷程度。煤礦開采過程中的安全問題一直是我國煤礦安全生產中一個重中之重的問題，充填或部分充填開采是實施煤礦水資源保護性開采和低透氣性瓦斯卸壓抽放的有力措施之一．在國家大力提倡資源與環(huán)境協(xié)調開采的情況下，煤矸石充填開采可以有效減緩煤矸石對環(huán)境的污染；另外，隨著煤礦開采強度的加大，相當多礦區(qū)煤炭資源將逐步趨于枯竭，矸石充填煤技術是針對我國煤礦開采存在的―三下‖壓煤問題、煤矸石排放問題石充填采煤是一種全新的采煤技術，其采場礦壓和地表沉陷顯現規(guī)律與傳統(tǒng)開采有著顯s]，故研究充填開采對回采工作面礦山壓力顯現和頂板裂隙發(fā)育高度的影響，必將為三下了，理論參考。目前，充填開采方式主要有巷道充填、條帶充填和工作面全采全充等三種主要方式，因工作面全采全充可以做到盡量不留煤柱，其應是今后―三下‖壓煤開采中首選方由圖l可知：在同樣的上覆載荷q的作用下，圖1(b)力學模型中的關鍵層較難斷裂，即矸石充填后關鍵層在觸矸前的最大撓度小于△Is，則關鍵層將發(fā)生彎曲緩慢下沉現象，式中，：開采煤層厚度；：主關鍵層下巖層的碎脹系數；∑h：主關鍵層下巖層總量。由文獻[3]01．6～1．8之間，而當壓應力為20MPa1．21．351．10～1．15之間．因的工作面，若充填厚度為15m，則在800m采深情況下，可壓縮空間大0．6—0．675之間．為保證主關鍵層不斷裂，仍需關鍵層下巖層跨碎脹填充，故為保證充填效率，應在有支護(直接頂未垮落)情況下充填，以減少關鍵層下的給定變形PA是一個以彈性力學為應力分析工具、以彈性損傷理論及其修正后的Coulomb破壞準則為介質變形和破壞分析模塊的巖石破裂過程分析系統(tǒng)．PA3部分工作完成：(1)實體建模和網格剖分，用戶選擇基元類型，定義介質的力學性質，進行實體建模及網格剖分；()應力、應變分析，依據用戶輸入的邊界條件和加載控制參數，以及輸入的基元性質數據，形成剛度矩陣，求解并輸出有限元分析結果(應力、節(jié)點位移)；3)基元相變分析，運用相變準則對應力計算器產生結果進行相變判斷，然后對相變基元進行弱化處理，最后形成迭代計算剛度矩陣所需的數據文件，對每一步給定位移增量，首先進行應力計算，然后根據相變準則來檢查模型中是否有相變基元，如果沒有，繼續(xù)加載增加一個位移增量，進行下一步應力計算．如果有相變基元，則根據基元的應力狀態(tài)進行剛度弱化處理，然后重新進行當前步的應力計算，直至沒有新的相變基元出現．重復上述步驟，直至達到所施加荷載、變形或整個介質產生宏觀破裂6[,7／．RFPA系統(tǒng)運行過程中，對每一步應力、應變計算采用全量加載，計算步之間相互為使模擬結果盡可能地反映現場實踐，并有條件地指導現場開采實踐，以某礦9煤層的頂、底板結構為條件建立數值模型．數值模型沿水平方向取150m，沿垂直方向100m1．5m200m14300X200區(qū)．數值模型中煤巖層的力學特性如表1．可以看出：工作面同樣推進84m時，有斷層情況的采動支承壓力峰值范圍明顯增大，且沿斷層帶出現明顯的應力升高區(qū)，頂板裂隙帶高度明顯升高；從圖4、圖5變化不大，即在有斷層情況下，工作面充填開采對支承壓力峰值范圍弱化效應不明6可以看出，有斷層情況下，工作面采用完全垮落法開采的直接頂初次垮落步距比部分充填法開采的直接頂初次垮落步距明顯要小，完全垮落法時直接頂沿斷層切RFPA數值模擬系統(tǒng)對比對于有斷層情況下的水資源保護性開采和―三下‖壓煤開采，在工作面推采接近并采過斷層時，應提高充填比保證充填效率，并對斷層進行注漿硬化處理，避免斷層活化。架及兩部刮板輸送機組成。7403工作面采用長壁后退式采煤、采空區(qū)矸石充填法。工作矸石充填采用支架后懸溜子運矸，矸石通過溜槽卸載孔，自上而下進行采空區(qū)保證充填效果。工作面運煤通過采煤機割煤、裝煤，通過面刮板輸送機運煤，接面溜子、皮帶運至七采下山皮帶至七采煤倉，由7403工作面---,7403巷一兩部40T溜子一七采下山一溜煤眼一七采煤倉一一400東大巷一—南石門一主井一地面。矸74031。采向下充填矸石；下刮板向上推平漏矸孔下漏的矸石，并使矸石充填密實、均勻。在自壓式矸石充填機會隨之上升，利用矸石充填機對矸石的反作用力來壓實的充填矸石。其充填過程可分為―自由落體‖階段、―自充自壓‖階段、充分壓實‖階段。矸石充填工藝是在采面割完兩刀煤后進行，其工藝過程如下：每班按照正規(guī)循環(huán)割兩刀煤(也即進尺1．2m)，然后停止割煤，移直自壓式矸7403軌道巷可縮橋式中間驅動膠帶輸送機、下山巷矸石刮板輸送機、平巷矸石刮板輸送機、矸石―自由落體‖充填階段、―自充自壓‖階段，待此段矸石輸送200mm6―自由落體‖―自由落體‖充填階段矸石由白壓式矸石充填機運至漏矸孔，直接落入刮板下的采空2所示：―自充自壓‖石進行初步壓實。矸石充填―自充自壓‖充填階段現場施工效果圖3所示。200mm―充分壓實‖矸石的充填范圍，實現有效充填空間的完全充滿與壓實。其工作過程示意圖如圖430Cm左右，必要時充填系統(tǒng)所需的綜采支架、顎式破碎機、皮帶、工作面橋式皮帶、工作面斜巷均勻。相對于風力充填來講，降低了工作面的粉塵濃度，為工人提供了一個干凈的環(huán)48元。7403層平均厚度1．m，經采空區(qū)充填可以充填到1．4～1．5m，充填矸石離頂板僅為0．3～0．4m，并且充填密實、均勻，其充填效果非常理想。用架后充填溜子進行充填在7403的架上老頂來壓的現象非常不明顯，保證了采場的安全生產。踐了礦井開采―掘、采、處‖三元模式。2．矸石充填采煤技術利用矸石充填采空區(qū)，解決了―掘‖帶來的矸石問題，既減少采活動對環(huán)境的破壞，實現了―采、處‖結合。3．由于矸石充填系統(tǒng)設計合理，把與社會效益顯著，適應性強，實現了―掘、采、處‖有機結合。 新汶礦業(yè)翟鎮(zhèn)煤礦. 山東新泰：新汶礦業(yè)，科研報告，2007RecentDevelopmentsandPracticestoControlFireinUndergoundCoalMinesS.K.Ray*andR.P.Singh,CentralMiningResearchInstitute,BarwaRoad,Dhanbad,Jharkhand826001,:Coalmine?rescauseseriousthreattothepropertyandhumanlives.Out-breakof?remaybedealtwithadvanced?resuppressiontechniqueslikeInfusionofinertgasesorliquidnitrogen,DynamicBalancingofpressure,Reversalofunder-groundmineventilation,Applicationofnitrogenfoam,InertisationofGoaf,Watermistetc.Thepaperaddressesallthosecontroltechniquesindetail.Successsto