本科生畢業(yè)論文論文題目：陽泉東坪礦1.5Mt/a新井設(shè)計專題：摘要本設(shè)計包括三個部分：一般部分、專題部分和翻譯部分。一般部分為陽泉東坪礦1.5Mt/a新井設(shè)計。一般部分共包括10章：1.礦區(qū)概述及井田地質(zhì)特征；2.井田境界和儲量；3.礦井工作制度及設(shè)計生產(chǎn)能力、服務年限；4.井田開拓；5.準備方式-采區(qū)巷道布置；6.采煤方法；7.井下運輸；8.礦井提升；9.礦井通風與安全技術(shù)；10.礦井基本技術(shù)經(jīng)濟指標。陽泉東坪煤礦位于陽泉礦區(qū)的西部，距陽泉市中心7.5公里，交通便利。井田形狀近似長方形，東西長約3.6km，南北寬約5.3km，面積約19km2。井田內(nèi)主采煤層為一層，為15#煤。煤層傾角平均7°，平均厚度7.5m。井田地質(zhì)條件較為簡單。礦井工業(yè)儲量為144.57Mt，可采儲量為108.224Mt。礦井設(shè)計生產(chǎn)能力為1.5Mt/a。礦井服務年限51.53a。礦井涌水量不大，正常涌水量為90m3/d，最大涌水量為135m3/d。礦井相對瓦斯涌出量為2.88m3/t，屬低瓦斯礦井。礦井煤塵無爆炸危險性，但煤層易自燃，自然發(fā)火等級為I級。礦井采用斜井井單水平開拓。一礦一面，采煤方法為綜合機械化放頂煤開采。全礦采用膠帶運輸機運煤，輔助運輸采用礦車。礦井通風方式前期為中央并列式，后期根據(jù)需要在井田東翼增加一個邊界風井。礦井年工作日為330d，日凈提升時間16h，工作制度為“三八制”。專題部分題目是煤礦采空區(qū)充填選擇及可行性研究。根據(jù)煤礦采空區(qū)當前的現(xiàn)實情況為出發(fā)點，提出了采空區(qū)充填的現(xiàn)實依據(jù)。從點柱式膏體充填技術(shù)，覆巖離層注漿技術(shù)及采空區(qū)全部充填等不同角度對煤礦采空區(qū)的充填進行研究。翻譯部分是一篇關(guān)于波蘭硬煤開采技術(shù)研究的發(fā)展趨勢的論文，英文題目為DirectionsofchangesofhardcoaloutputtechnologiesinPoland關(guān)鍵詞：斜井；采區(qū)；綜放；架線電機車運輸；中央并列式通風

ABSTRACTThisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslationpart.Thegeneralpartisanewdesign1.5Mt/aofdongpingofYangquanmine.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.Developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofminingarea;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.dongpingofYangquanminelocatesatthewestofYangquanMinearea,7.5kmawayfromthecenterofthetown.Andithasconveniencetransportations.Theshapeofminefieldislikearectanglewhichhasalengthof3.6kmintheeastandwestdirectionwhileawidthof5.3kminthesouthandnorthdirectiononaverage.ThetotalareaisApproximately19km2.Themaincoalseaminthemineisonlyone,whichisthe15#coalseam.Theaverageangleis7degree,whilethethicknessisabout7.5m.Theminefieldgeologicalconditionissimple.Theprovedreservesoftheminefieldare144.57Mt.Therecoverablereservesare108.224Mt.Thedesignedproductivecapacityis1.5milliontonsperyear.Theservicelifeis51.53years.Thenormalflowofthemineis90m3perhourandthemaxflowofthemineis135m3perhour.TheRelativegasdischargequantityis2.88m3perton.ThusitisLowgaseousmine.Thecoaldustoftheminehasnon-explosionhazard.Butthecoalseamiseasilyspontaneouscombustion.ThelevelofspontaneouscombustionisI.Thedevelopmentofthemineissinglelevelwithamaininclinedshaftandanauxiliaryverticalshaft.Thenumberoftheworkingfacesisonlyone.Comprehensivemechanizationputsinthetopcoaltechnologyistheminingmethod.Severalbeltconveyersundertakethejobofcoaltransportinthemine,whiletheauxiliarytransportationsystemdependsontheminecars.Theventilationtypeintheearlystageiscentralizedjuxtapose.Inthelatestagetwoairshaftsintheboundaryshouldbedriven.Theventilationmethodisextraction.Theworkingdaysinayearare330.Everydayittakes16hoursinliftingthecoal.Theworkingsysteminthemineis“three-eight”.Thethematicpartofthesubjectisafillingchoiceandfeasibilitystudyofthecoalminingarea.Accordingtothecurrentrealitiesofthecoalminingareaasastartingpoint,goaffilledrealisticbasis.Differentanglesfromthecolumnpastefillinglyingstratatechnologyandthegoafallfillingthefillingofthecoalminingarea.Thetranslatedacademicpaperisaboutneuralnetworkapplicationsintheminingindustry.Itstitleis“PracticalNeuralNetworkApplicationsintheMiningIndustry”.Keywords:main-inclinedshaftandauxiliary-verticalshaft;stripdistrict;comprehensivemechanizationputsinthetopcoal;centralizedjuxtaposeventilation目錄一般部分1井田概況與地質(zhì)特征 ⑤慢速提升設(shè)備。由于礦井采用大型連續(xù)采煤機成套設(shè)備進行工作面快速掘進，其設(shè)備具有不可拆質(zhì)量重、尺寸大的特點，顧增設(shè)一套慢速提升設(shè)備。選用特制SDJ—32型慢速提升機一臺，選用36NAT6T×7+FC1570ZS849505GB/T16269-1996型面接觸鋼絲繩1根，選用Y315L1—6型電動機。所選鋼絲繩和提升機技術(shù)參數(shù)見表8-4、8-5。表8-4慢速提升鋼絲繩技術(shù)參數(shù)項目技術(shù)參數(shù)型號36NAT6T×7+FC1570ZS849505GB/T16269-1996數(shù)量/根1直徑/mm36單位質(zhì)量/kg/m5.05抗拉強度/MPa1579破斷拉力/kN849表8-5慢速提升機技術(shù)參數(shù)項目技術(shù)參數(shù)型號SDJ-32卷筒直徑/m1.45卷筒寬度/m1.5慢速提升牽引力/kN322減速比262.76提升速度/m/s0.292~0.33快速提升牽引力/kN30.31減速比33.04提升速度/m/s2.32~2.61井上下人員運送主斜井井筒內(nèi)設(shè)置一套架空乘人器，其驅(qū)動部分設(shè)在井口，在井底機尾設(shè)拉緊裝置。乘人器吊座間距為12，運行速度為1，運送人員能力為300。其主要技術(shù)參數(shù)見表8-6。表8-6架空乘人器技術(shù)參數(shù)序號項目規(guī)格和參數(shù)1乘人器絞車型號2繩輪直徑12503鋼絲繩型號、直徑4最大圓周力等速運轉(zhuǎn)1800啟動21605最大靜張力比1.866最大靜張力和60007電動機型號功率45轉(zhuǎn)速9808減速器型號速比169開式齒輪模數(shù)12齒數(shù)傳動比410總傳動比64

礦井通風及安全技術(shù)礦井通風系統(tǒng)的選擇礦井概況東坪煤礦位于盂縣縣城東南3km處一帶，礦區(qū)地理坐標北緯38°02'13"-38°04'51"，東經(jīng)113°26'21"-113°26'37"。盂縣一陽泉公路從礦區(qū)北界向東坪村穿過，距陽泉礦務局固莊煤礦鐵路專用線盂縣貨站21公里。盂縣向西距省會太原110公里，向東南距陽泉市40公里，向東經(jīng)孫家莊、牛村可直通河北省，皆為柏油馬路，交通便利。井田東西長3.6km，南北寬5.3km，總面積約為19km2。礦井設(shè)計生產(chǎn)能力1.5Mt/a，服務年限為51.53a?？刹擅簩訛?5#煤層，其平均厚度7.5m，平均傾角7°，煤質(zhì)穩(wěn)定，硬度中硬，普氏系數(shù)為2.5～3.0，煤層平均容重為1.40t/m3。礦井屬低瓦斯礦井，全礦井瓦斯相對涌出量為4m3/t，煤層均有自然發(fā)火傾向，發(fā)火等級為I級，發(fā)火期為12個月，煤塵無爆炸性危險。礦井設(shè)計生產(chǎn)能力按年工作日330d計算，每天凈提升時間宜為16小時。礦井工作制度為“三八”制，井下同時作業(yè)的最多人數(shù)為260人，綜放面同時工作最多人數(shù)45人。礦井的主要通風硐室有：機電、充電、火藥庫、變電所、絞車房等。礦井通風系統(tǒng)的基本要求選擇任何通風系統(tǒng)，都要符合投產(chǎn)較快、出煤較多、安全可靠、技術(shù)經(jīng)濟指標合理等總原則。具體地說，要適應以下基本要求：a.礦井至少要有兩個通達地面的安全出口；b.進風井口要有利于防洪，不受粉塵等有害氣體污染；c.北方礦井，冬季井口需裝供暖設(shè)備；d.總回風巷不得作為主要行人道；e.工業(yè)廣場不得受扇風機的噪音干擾；f.裝有膠帶機的井筒不得兼作回風井；g.裝有箕斗的井筒不得作為主要進風井；h.可以獨立通風的礦井，采區(qū)盡可能獨立通風；i.通風系統(tǒng)要為防瓦斯、火、塵、水及降溫創(chuàng)造條件；j.通風系統(tǒng)要有利于深水平或后期通風系統(tǒng)的發(fā)展變化。礦井通風方式的確定確定礦井通風方式時，應主要考慮以下兩種因素：（1）自然因素煤層賦存條件、埋藏深度、沖積層深度、礦井瓦斯等級。（2）經(jīng)濟因素包括井巷工程量、設(shè)備裝備費、通風運行費等。一般說來，新建礦井基本是在中央并列式、中央分列式、兩翼對角式和分區(qū)對角式幾種通風方式中進行選擇。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。表9-1 礦井主要通風方式比較項目中央并列式中央分列式兩翼對角式分區(qū)對角式優(yōu)點初期投資較少，出煤較快。通風阻力較小，內(nèi)部漏風小，增加了一個安全出口，工業(yè)廣場無主要通風機的噪音影響；從回風系統(tǒng)鋪設(shè)防塵灑水管路系統(tǒng)比較方便。風路較短，阻力較小，采空區(qū)的漏風較小，比中央并列式安全性更好。通風路線短，阻力小。缺點風路較長，風阻較大，采空區(qū)漏風較大。建井期限略長，有時初期投資稍大。建井期限略長，有時初期投資稍大。井筒數(shù)目多基建費用多。適用條件煤層傾角大、埋藏深，但走向長度并不大，而且瓦斯、自然發(fā)火都不嚴重。煤層傾角較小，埋藏較淺，走向長度不大，而且瓦斯、自然發(fā)火比較嚴重。煤層走向較大（超過4km），井型較大，煤層上部距地表較淺，瓦斯和自然發(fā)火嚴重的新礦井。煤層距地表淺，或因地表高低起伏較大，無法開掘淺部的總回風道。由于本礦主要開拓巷道均沿井田主要延展方向（南北方向）布置，且采用采區(qū)式準備，采區(qū)工作面主要沿南北方向推進。如果在井田東西翼邊界布置回風井必須對分帶工作面實行沿空留巷，這對于7.5m厚煤層的綜放工作面來講，是很難做到的，或者說是要花費很高的維護成本，故從技術(shù)經(jīng)濟上講不太合理。煤層埋深約在130~230m之間，故采用分區(qū)式通風時成本較高，且壓煤量也相對較多，故排除分區(qū)式通風方式。若采用中央并列式，這樣可以盡早構(gòu)成風路，少掘初期開拓巷道，能夠盡早投產(chǎn)、出煤。但隨著開采逐步向兩翼發(fā)展，通風阻力不斷增大，且井田主要延展長度達3.6km，故后期通風稍有困難。由于本礦采用采區(qū)布置，不適合采用回風井位于井田東、西翼邊界的對角式通風方式。對于在井田南北翼邊界淺部和深部各布置一個回風立井的中央分列式通風方式，在技術(shù)上可行，可以解決因井田延展方向過長導致通風阻力增大的問題。但是，采用中央分列式時，增加了初期的開拓工程量，即大巷必須掘進至井田一翼的邊界處，由此導致了基建時間過長，不利于礦井盡早投產(chǎn)、出煤。綜合以上分析，考慮采用如下通風方式：礦井生產(chǎn)前期（大約前25年），在工業(yè)廣場內(nèi)開掘一回風斜井，即前期采用中央并列式。到后期礦井生產(chǎn)進入東西兩翼邊界之后，由于通風阻力增大，故在兩翼各開掘一回風立井，以滿足后期開采需要。故本設(shè)計采用的通風方式為：前期中央并列式；后期在東西翼開掘兩個邊界回風立井。整個服務年限內(nèi)，主、副井均為進風井。礦井通風方法確定礦井通風方法也即是主要通風機的工作方式。主要通風機的工作方式基本上分為抽出式與壓入式兩種?，F(xiàn)將兩種工作方法的優(yōu)缺點對比如下：（1）抽出式主要通風機使井下風流處于負壓狀態(tài)，當一旦主要通風機因故停上運轉(zhuǎn)時，井下風流的壓力提高，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量減少，比較安全；（2）壓入式主要通風機使井下風流處于正壓狀態(tài)，當主要通風機停轉(zhuǎn)時，風流壓力降低，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量增加，比較危險。（3）采用壓入式通風時，須在礦井總進風路線上設(shè)置若干構(gòu)筑物，使通風管理工作比較困難，漏風較大。（4）在地面小窯塌陷區(qū)分布較廣，并和采區(qū)相溝通的條件下，用抽出式通風，會把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風流短路，總進風量和工作面有效風量都會減少。用壓入式通風，則能用一部分回風流把小窯塌陷區(qū)的有害氣體帶到地面。（5）如果能夠嚴防總進風路線上的漏風，則壓入式主要通風機的規(guī)格尺寸和通風電力費用都較抽出式為小。（6）在由壓入式通風過渡到深水平抽出式通風時，有一定困難，過渡時期是新舊水平同時產(chǎn)生，戰(zhàn)線較長，有時還須額外增掘一些井巷工程，使過渡期限拉得過長。如果用抽出式通風，就沒有這些缺點。綜上所述，一般地說，在地面小窯塌陷區(qū)漏風嚴重、開采水平和低瓦斯礦井等條件下，采用壓入式通風是比較合適的，否則不宜采用壓入式通風。而礦井生產(chǎn)能力大，且周圍小煤窯較少，采用抽出式通風比較安全，漏風小。因此，確定該礦井采用抽出式通風。采區(qū)通風基本要求（1）采區(qū)通風總要求：①能夠有效地控制采區(qū)內(nèi)風流方向、風量大小和風質(zhì)；②漏風少；③風流的穩(wěn)定性高；④有利于排放沼氣，防止煤塵自燃和防塵；⑤有較好的氣候條件；⑥安全經(jīng)濟合理技術(shù)。（2）采區(qū)通風的基本要求：①每個采區(qū)必須有單獨的回風道，實行分區(qū)通風，回采面和掘進面都應采用獨立通風，不能串聯(lián)；②工作面盡量避免位于角聯(lián)分支上，要保證工作面風向穩(wěn)定；③煤層傾角大于12°時，不能采用下行風；④回采工作面的風速不得低于1m/s；⑤工作面回風流中沼氣濃度不得超過1％；⑥必須保證通風設(shè)施（風門、風橋、風筒）規(guī)格質(zhì)量要求；⑦要保證風量按需分配，盡量使通風阻力小風流暢通；⑧機電硐室必須在進風流中；⑨采空區(qū)必須要及時封閉；⑩要防止管路、避災路線、避災硐室和局部反風系統(tǒng)。采區(qū)通風系統(tǒng)本設(shè)計采用采區(qū)布置，軌道大巷進風，運輸大巷回風?？紤]到采區(qū)上山與軌道大巷相連，負責材料與設(shè)備的運輸，若采用軌道集中巷回風，則斜巷車場處必須設(shè)置風門，造成管理困難，故用軌道集中巷進風。即采用如下的采區(qū)通風方式：采區(qū)進風斜巷、采區(qū)軌道上山，新風進入各工作面，污風通過采區(qū)運輸平巷、采區(qū)回風斜巷回至回風大巷（運輸大巷）。由于采區(qū)工作面跳采接替，故煤流與風流的方向并不總一致或者總相反。當煤流與風流相反時，容易引起煤塵飛揚，此時會對運輸巷中行人造成一定影響，應當注意。工作面通風方式的選擇工作面通風有上行風和下行風之分，但是本礦井采用采區(qū)式準備方式，工作面傾角比較小，上行風和下行風的區(qū)別不是很大。只是進風和回風巷道的選擇對工作面的通風有一定的影響。下面是選擇不同的進風回風巷道進行比較：（1）選擇運輸斜巷作為進風巷，輔助運輸斜巷作為回風巷。風流方向和運煤方向相反，容易引起煤塵飛揚，使風流中的煤塵濃度增大；煤炭在運輸過程中所涌出的瓦斯，使進風流中的瓦斯?jié)舛仍龈?，影響工作面的安全條件；輸送機所散發(fā)的熱量，使進風流溫度升高，從而增大工作面的溫度。（2）選擇輔助運輸斜巷作為進風巷，運輸斜巷作為回風巷。選擇輔助運輸斜巷作為進風巷，運輸斜巷作為回風巷，雖然避免了上一種方式的缺點，但是，膠帶輸送機處于回風流中，容易引起瓦斯的爆炸。結(jié)合本礦井的條件，本設(shè)計礦井的瓦斯涌出量很小，但是煤塵有爆炸危險，所以，選擇輔助運輸斜巷作為進風巷，運輸斜巷作為回風巷。工作面通風系統(tǒng)形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”形，各種形式的優(yōu)缺點及使用條件如下（由于工作面為后退式開采，故各種通風形式只考慮后退式）：“U”形通風：在區(qū)內(nèi)后退式回采中，這種通風方式具有風流系統(tǒng)簡單、漏風小等優(yōu)點，但風流線路長，變化大，工作面上隅角易積聚瓦斯，工作面進風巷一次掘進，維護工作量大。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?！癥”形通風：當采煤工作面產(chǎn)量大和瓦斯涌出量大時，采用這種方式可以稀釋回風流中的瓦斯。對于綜合采工作面，上下平巷均進新鮮風流有利于上下平巷安裝機電設(shè)備，可以防止工作面上隅角瓦斯積聚及保證足夠的風量，這種通風方式適用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要邊界準備專用回風上山，增加了巷道掘進、維護費用?！癢”形通風：當采用對拉工作面時，可以采用上下平巷同時進風和中間巷道回風的方式。采用此種方式有利于滿足上下工作面同采，實現(xiàn)集中生產(chǎn)需要。這種通風方式的只要特點是不用設(shè)置第二條風道；若上下端平巷進風，在該巷只撤、安裝、維護采煤設(shè)備等有良好的環(huán)境；同時，易于稀釋工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易積聚，排放炮煙、煤塵速度快?！癦”形通風：回風巷為沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采準工作量??；采區(qū)內(nèi)進風總長基本不變，有利于穩(wěn)定風阻；無上偶角瓦斯積聚問題，但是回風巷常出現(xiàn)沼氣超限的情況；同時也需要在邊界準備專用回風上山，增加了行道的維護和掘進費用?！癏”形通風：工作面風量大，有利于進一步稀釋瓦斯。這種方式通風系統(tǒng)較復雜、區(qū)段運輸平巷、回風巷均要先掘后留，維護、掘進工程量大，故較少采用。對照以上工作面通風系統(tǒng)形式，結(jié)合本礦井的地質(zhì)條件、巷道布置和通風能力確定定采用“U”形后退式通風方式。采區(qū)及全礦所需風量礦井風量計算應根據(jù)實際需要按由里向外的原則，先從各用風地點算起，由里向外，逆風將各地點計算值乘以系數(shù)1.2就是各用風地點的實際風量，采煤工作面只配計算的風量，兩斜巷的風量乘以系數(shù)1.2.順風流而下，遇到分風地點則加上其他風路的風量，一起分配給未分風的那條風路，作為該風路的分量，直至確定進風井的風量。采煤工作面實際需風量每個采煤工作面實際需要風量，應按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面氣溫、風速和人數(shù)等規(guī)定分別計算，然后取其中最大值。（1）按瓦斯涌出量計算低瓦斯礦井的采煤工作面按瓦斯涌出量確定需要風量時，其計算方法按照高瓦斯礦井計算方法，即按工作面回風流中瓦斯嘗試不超過1%計算，公式如下： （9-1） 式中 Qai——第i個回采工作面實際需風量，m3/min；qa——該采煤工作面回采時瓦斯的平均絕對涌出量，m3/min；Kai——第i個回采工作面瓦斯涌出不均衡通風系數(shù)，Kai是各個采煤工作面瓦斯絕對涌出量的最大值與其平均值之比，須在各個工作面正常生產(chǎn)的條件下，要進行1個月的觀測，得出一系列比值。通常機采工作面可取Kai=1.2～1.6，結(jié)合本礦實際，取Kai＝1.5。則工作面需風量為：Qa=100qa×Kai=100×1.85×1.5=277.5（m3/min）（2）按工作面氣溫與風速的關(guān)系計算采煤工作面應有良好的勞動氣候條件，起溫度和風速應符合下列要求，見表92。表9-2 采煤工作面空氣溫度與風速對應工作面溫度（℃）<1515～1818～2020～2323～2626～28工作面風速（m/s）0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～2.02.0～2.5按下式計算： （9-2） 式中 Vai——回采工作面風速，m/s；Sai——第i個回采工作面平均斷面積，m2。因工作面溫度為24～26°C，取Vai=1.7m/s。對于綜放工作面，取Sai=22m2。故工作面需風量為：Qai=60×1.7×22=2244（m3/min）（3）按人數(shù)計算按每人每分鐘所需風量和工作面的最多人數(shù)計算工作面所需風量。 （9-3） 式中 Nai——第i個工作面同時工作的最多人數(shù)，取71人。每人每分鐘供給4m3的規(guī)定風量，則工作面需風量為：Qai=4×71=284（m3/min）由以上三種方法計算的采煤工作面所需風量最大值為：Qam=2244（m3/min）（4）按風速進行驗算根據(jù)《礦井安全規(guī)程》規(guī)定，采煤工作面最低風速為0.25m/s，最高風速為4m/s的要求進行驗算。對每個回采面，有如下驗算公式：按最低風速，有 （9-4） 按最高風速，有 （9-5） 式中 Sai——第i個工作面的平均斷面積，m2。對于綜放工作面，取Sai=22m2，則有：Qmin=15×22=330<2244Qmax=240×22=5280>2244即有，Qmin<Qam<Qmax。由風速驗算可知，Qai=2244m3/min符合風速要求。備用工作面需風量本礦設(shè)計中無備用工作面。故有Qd=0m3/min。掘進工作面需風量掘進工作面需風量Qb按下式進行計算： （9-6） 式中 Qbi——第i個獨立通風的掘進工作面實際需要的風量，m3/min。每個獨立通風的掘進工作面實際需要風量，應按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸藥用量和人數(shù)等規(guī)定要求分別進行計算，并取其中最大值，最后需進行風速驗算。由于本礦設(shè)計中采區(qū)有兩個煤巷掘進工作面，且有一個巖石大巷掘進工作面。故礦井共有三個掘進工作面，其中煤巷均采用綜掘，巖巷采用炮掘。各掘進工作面所需風量計算如下：（1）按瓦斯涌出量計算 （9-7） 式中 Qbi——第i個掘進工作面實際需風量，m3/min；qbi——第i個掘進工作面回風流中絕對瓦斯涌出量，m3/min；Kai——第i個掘進工作面瓦斯涌出不均衡的風量系數(shù)。煤巷掘進工作面日產(chǎn)量為534.8t，絕對瓦斯涌出量為1.85m3/t取Kai＝1.9，則工作面需風量為：Qbi=100×1.85×1.9=351.5m3/min由于巖石大巷沿煤層頂板掘進，沒有揭露煤層，故掘進工作面瓦斯涌出量非常小，故此處不按瓦斯涌出量計算巖巷掘進工作面的需風量。（2）按人數(shù)計算按每人每分鐘所需風量和工作面的最多人數(shù)計算工作面所需風量。 （9-8） 式中 Nai——第i個工作面同時工作的最多人數(shù)，取50人。掘進工作面按每人每分鐘供給4m3的規(guī)定風量，其中煤巷掘進面班最大人數(shù)為20人，煤巷掘進面需風量：Qbi=4×20=80m3/min由以上方法計算的煤巷掘進工作面所需風量最大值為：Qbm1=351.5m3/min按風速進行驗算對每個掘進工作面，應進行如下風速驗算。（1）按最低風速煤巷掘進工作面的最低風量為： （9-9）巖巷掘進工作面的最低風量為： （9-10） （2）按最高風速 （9-11） 式中 Sbi——第i個掘進工作面的平均斷面積，m2。對于區(qū)段平巷掘進工作面，根據(jù)前面第六章設(shè)計，其值為Sbi=17.5；則有：Qmin1=15×17.5=262.5<283.1Qmax1=240×17.5=4200>283.1即有：Qmin1<Qbm1<Qmax1。由風速驗算可知，Qbm1=283.1m3/min符合風速要求。則由式（9-6）可得掘進工作面需風總量為：Qb＝2×283.1＝566.2m3/min硐室需風量井下硐室實際需要風量，應按礦井各個獨立通風硐室實際需要風量的總和（Qc）計算，公式如下： （9-13） 井下主要硐室有：井下火藥庫、機電硐室、絞車房等。（1）井下火藥庫《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，大型爆破材料庫風量不得小于100m3/min，中小型不得小于60m3/min，本設(shè)計中取100m3/min。（2）絞車房井下絞車房一般單獨供風，從一些設(shè)計單位及部分生產(chǎn)礦井分配情況來統(tǒng)計，絞車房的一般供風量為60～80m3/min，取80m3/min為宜。因此，本設(shè)計中取80m3/min。（3）機電硐室按《煤礦安全規(guī)程》要求，一般為80m3/min。綜上硐室總風量為Qc=100+80+80=260m3/min。其它巷道需風量其它巷道總需風量Qe按ΣQa+ΣQb+ΣQc+ΣQd的10%，即： （9-14） 則得到其它巷道需風量為：Qe＝（2244+566.2+260）×10%=307m3/min礦井總需風量生產(chǎn)礦井總進風量Q按下列要求分別計算，并取其中最大值。（1）按井下同時工作的最多人數(shù)計算計算公式為： （9-16） 式中 N——井下同時工作的最多人數(shù)； Kt——礦井通風系數(shù)，包括礦井內(nèi)部漏風和配風不均勻等因素。按N=260，取Kt＝1.25，則礦井總風量為：Q＝4×260×1.25＝1300m3/min（2）按采煤、掘進、硐室及其它用風地點實際需要風量的總和計算 （9-17） 式中 ∑Qa——采煤工作面所需風量，m3/min；∑Qb——備用采面所需風量，m3/min；∑Qc——掘進面所需風量，m3/min；∑Qd——硐室所需風量，m3/min；∑Qe——其它巷道所需風量，m3/min； Kt——礦井通風系數(shù)，包括礦井內(nèi)部漏風和配風不均勻等因素。由于礦井采用抽出式通風方法，故取Kt＝1.2，則礦井總風量為：Q＝（2244+0+566.2+260+307）×1.2=4052.6m3/min綜上，應從兩者中取較大值作為礦井總進風量，即Q＝4052.6m3/min。風量分配根據(jù)實際需要由里向外進行配風，將各用風地點計算值乘以Kt就是各用風地點實際風量。但是采煤工作面只配計算的風量，考慮到采空區(qū)漏風，故上下平巷的風量乘以Kt。逆風流而上，遇到分風地點則加上其它風路的風量，一起分配給未分風前的那條風路，作為該風路的分量，直至確定進風井的風量。則根據(jù)以上原則得到的風量分配結(jié)果如下：綜放工作面風量：2692.8m3/min；每個采區(qū)煤巷掘進工作面：679.4m3/min；火藥庫：120m3/min；機電硐室：96m3/min；絞車房：96m3/min；其它巷道：368.4m3/min；綜上，剛好完成總風量分配，詳見表9-3。通風容易與困難時期，風量分配相同。表9-3風量分配表用風地點需風量m3/min采煤工作面2692.8采區(qū)煤巷掘進工作面679.4機電硐室96絞車房96火藥庫120其它巷道368.4總風量4052.6完成風量分配以后，需進行風速校核，見表9-4：表9-4風量分配表井巷限速m/s風量m3/min有效斷面m2實際風速m/s備注低高風井－154052.615.84.3符合副井－84052.617.83.8符合井底車場－84052.616.54.1符合采煤工作面0.2542692.822.02.0符合采區(qū)運輸平巷0.2562692.817.52.6符合膠帶大巷0.2584052.619.83.4符合軌道大巷183468.215.53.7符合由以上校核表知，分配風量均滿足最高風速與最低風速要求。全礦通風阻力的計算礦井通風總阻力計算原則（1）礦井通風的總阻力，不應超過2940Pa；（2）礦井井巷的局部阻力，新建礦井（包括擴建礦井獨立通風的擴建區(qū)）宜按井巷摩擦阻力的10%計算，擴建礦井宜按井巷摩擦阻力的15%計算；（3）礦井通風網(wǎng)路中有很多的并聯(lián)系統(tǒng)，計算總阻力時，應以其中阻力最大的路線作為依據(jù)；（4）設(shè)計的礦井通風阻力不宜過高，一般不超過350mm水柱；（5）應計算出困難時期和容易時期的最大阻力，使所選用的主要通風機既滿足困難時期的通風需要，又能在通風容易時工況合理。礦井最大最小阻力路線（1）通風容易時期地面→副井→井底車場→軌道大巷→北一采區(qū)下部車場→北一采區(qū)中部車場→北一采區(qū)中部車場繞道→15101工作面軌道平巷→15101工作面→15101工作面運輸平巷→北一采區(qū)運輸上山→北一采區(qū)行人回風斜巷→運輸大巷→回風石門→地面（2）通風困難時期地面→副井→井底車場→軌道大巷→北一采區(qū)下部車場→軌道上山→中部車場→中部車場繞道→15113作面軌道平巷→15113工作面→15113工作面運輸平巷→北一采區(qū)運輸上山→北一采區(qū)行人回風斜巷→回風石門→風井→地面

圖9-1 通風容易時期通風立體圖

圖9-2 通風容易時期通風網(wǎng)絡圖圖9-3 通風困難時期通風立體圖圖9-4 通風困難時期通風網(wǎng)絡圖礦井通風阻力計算沿著阻力最大的風路，分別用下式計算出風路中各段井巷的摩擦阻力： （9-18） 式中 hfr——各段井巷的摩擦阻力，Pa； ai——井巷摩擦阻力系數(shù)，N·s2/m4； li——井巷長度，m。 Ui——井巷凈斷面周長，m； Qi——分配給井巷的風量，m。 Si——井巷凈斷面積，m2。通風容易與困難時期摩擦阻力計算分別見表95與表96。表95 通風容易時期摩擦阻力計算表巷道名稱支護方式a×104（N·s2/m4）L/（m）U/（m）S/（m2）Q/（m3/min）Q/（m3/s）hfr/（Pa）副井鋼筋混凝土35024223.517.84052.667.5161.0井底車場磚砌碹702022.615.54052.667.53.9軌道大巷錨噴7041523.515.53468.257.861.3采區(qū)下部車場錨噴706023.515.53468.257.88.9采區(qū)軌道上山錨網(wǎng)1505015.414.23468.257.813.5采區(qū)中部車場錨噴706523.515.52692.844.95.8區(qū)段軌道平巷錨52692.844.9169.6工作面液壓支架22017020.6222692.844.914.6區(qū)段運輸平巷錨網(wǎng)150177017.517.52692.844.9174.6采區(qū)運輸上山錨噴7025015.414.24300.471.748.4回風行人斜巷錨噴708023.515.54300.471.718.2運輸大巷鋼筋混凝土35041023.519.84052.667.5198.2回風石門錨噴7019013.813.24052.667.536.4風井鋼筋混凝土35022823.515.84052.667.5216.9合計1131.1表96 通風困難時期摩擦阻力計算表巷道名稱支護方式a×104（N·s2/m4）L/（m）U/（m）S/（m2）Q/（m3/min）Q/（m3/s）hfr/（Pa）副井鋼筋混凝土35024223.517.84052.667.5161.0井底車場磚砌碹7030022.615.54052.667.558.1軌道大巷錨噴7046723.515.53468.257.868.9采區(qū)下部車場錨噴706023.515.53468.257.88.9采區(qū)軌道上山錨網(wǎng)150140015.414.23468.257.8377.4采區(qū)中部車場錨噴706523.515.52692.844.95.8區(qū)段軌道平巷錨52692.844.9169.6工作面液壓支架22017020.6222692.844.914.6區(qū)段運輸平巷錨網(wǎng)150177017.517.52692.844.9174.6采區(qū)運輸上山錨噴70137015.414.24300.471.7265.0回風行人斜巷錨噴708023.515.54300.471.718.2運輸大巷鋼筋混凝土35041023.519.84052.667.5198.2回風石門錨噴7019013.813.24052.667.536.4風井鋼筋混凝土35022823.515.84052.667.5216.9合計1773.5礦井通風總阻力容易時期通風總阻力： （9-19）困難時期通風總阻力： （9-20）式中 1.1、1.5——為考慮風路上有局部阻力的系數(shù)；hme、hmd——礦井通風困難和容易時期的總阻力；hfe、hfd——礦井通風困難和容易時期的摩擦阻力之和。則容易時期通風總阻力為：hme＝1.1×1131.1＝1244.2Pa則困難時期通風總阻力為：hmd＝1.15×1773.5＝2039.5Pa且容易與困難時期總阻力值均小于2940Pa。礦井通風總阻力見表9-7。表9-7 礦井通風阻力容易時期困難時期阻力（Pa）1244.22039.5總等積孔礦井生產(chǎn)初期采用中央并列式通風系統(tǒng)，總等積孔可按下述方法計算： （9-21）式中 A——等積孔，m2；h——礦井的通風阻力，Pa；Q——通過礦井的總風量，m3/s；R——礦井總風阻，N·S2/m8；（1）容易時期總風阻為：Re＝he/Q2＝1244.2/（4052.6/60）2＝0.27（N·S2/m8）總等積孔：Ae＝1.1917/0.270.5＝2.28m2（2）困難時期總風阻為：Rh＝hh/Q2＝2039.5/（4052.6/60）2＝0.45（N·S2/m8）總等積孔：Ah＝1.1917/0.450.5＝1.78m2通風難易程度評價見表98，通風容易時期和通風困難時期的等積孔見表9-9。表98 礦井通風難易程度評價等積孔（m2）風阻（N·s2/m4）通風阻力等級難易程度評價<1>1.416大阻力礦難1~20.354~1.416中阻力礦中>2<0.354小阻力礦易表99 礦井等積孔容易時期困難時期等積孔（m2）2.281.78由以上計算看出，本礦井通風容易時期總等積孔大于2m2，通風程度為容易。通風困難時期總等積孔小于2m2，通風程度為中等。礦井通風設(shè)備選型主要通風機選型根據(jù)前面計算，用風機的個體特性曲線來選擇主要通風機，必須先確定通風容易和通風困難兩個時期主要通風機運轉(zhuǎn)時的工況點。（1）自然風壓礦井通風方式為中央并列式，風井和副井的深度相同，且在地面的標高大致相同，因此自然風壓為零。（2）主要通風機工作風壓a.通風容易時期該礦井為抽出式通風，通風容易時期自然風壓與通風機風壓作用相同，通風機有較高功率，故從通風系統(tǒng)阻力中減去自然風壓。通風容易時期主要通風機靜風壓為： （9-22）式中 hsdmin——通風容易時期通風機風壓，Pa；hm——通風容易時期礦井通風總阻力，Pa；hd——通風機附屬裝置和擴散器出口的風壓損失，Pa；hn——自然風壓，Pa。取hd＝20Pa，且hn＝0，故有通風容易時期通風機風壓為：hsdmin＝1244.2－0＋20＝1264.2Pab.通風困難時期通風困難時期自然風壓與通風機作用反向，故通風系統(tǒng)需加上自然風壓。主要通風機靜風壓： （9-23）式中 hsdmax——通風困難時期通風機風壓，Pa。取hd＝20Pa，且hn＝0，故有通風容易時期通風機風壓為：hsdmax＝2039.5＋0＋20＝2059.5Pa（3）初選通風機由前面求得通風機的兩個工況點為：容易時期點A（67.5，1244.2），困難時期點B（67.5，2039.5）。故初步確定采用2K56No.24型軸流式通風機，上述兩個工況均處于合理工作范圍內(nèi)。（4）求通風機實際工況點通風機實際工況點為風機工作風阻曲線與風機風壓特性曲線的交點。根據(jù)前面計算確定的工況點不一定恰好是所選擇通風機的實際工況點。必須根據(jù)通風機的工作阻力，確定其實際工況點。通風機的工作風阻利用如下公式求風機工作風阻：容易時期 （9-24）則Rsdmin=756.9/75.82=0.132N·S2/m8困難時期 （9-25）則Rsdmax=1821.2/75.82=0.317N·S2/m8確定通風機的實際工況點在通風機特性曲線圖中作通風機工作風阻曲線，該工作風阻曲線與風壓曲線的交點即為實際工況點C、D，其中C為容易時期，D為困難時期的工況點。設(shè)計工況點A、B，實際工況點C、D如圖9-5所示。（5）通風機最終確定最終確定礦井主通風機型號為2K56No.24。根據(jù)風機的性能曲線，可以確定通風機實際工況點，見表9-10。表9-10 通風機實際工況點型號時期葉片安裝角風壓Pa風量m3/s效率所需輸入功率kw2K56No.24容易30°1564.475.60.82136困難30°2080680.86157圖95 2K56No.24型通風機特性曲線及各工況點電動機選型由于，因此只需選用一臺電動機。電動機功率用下式計算：（9-26）式中：——電動機容量備用系數(shù)，取1.2；——電動機效率，取0.92；——傳動效率，電動機與通風機直接相聯(lián)取1。則：kW根據(jù)電動機的輸出功率和輸入功率以及主要通風機要求的轉(zhuǎn)速，選擇型號為Y355L2-2型異步電動機，其詳細參數(shù)見表9-12。表9-12電動機參數(shù)時期型號功率kw電壓（V）電流（A）轉(zhuǎn)速rpm啟動方式容易YS-8020250220/3801.89/1.09700可全壓直接啟動困難250220/3801.89/1.09700可全壓直接啟動防止特殊災害的安全措施瓦斯管理措施a.嚴格執(zhí)行《安全技術(shù)操作規(guī)程》第四章第一節(jié)及《煤礦安全規(guī)程》的有關(guān)規(guī)定。b.設(shè)專職瓦斯員對工作面每班巡回檢測不得少于兩次，發(fā)現(xiàn)問題及時匯報處理，另外建立瓦斯的個體巡檢測和連續(xù)檢測的雙重檢測系統(tǒng)，可靠預防和控制瓦斯事故的發(fā)生。c.在采煤工作面以及與其相互連接的上下順槽設(shè)置瓦斯報警儀，檢測風流中瓦斯含量，并將信息及時傳遞到地面控制室。d.嚴格掌握風量分配，保證各個工作面和機電硐室有足夠的新風流。e.按井下在冊人員配備隔離式自救器f.按規(guī)程規(guī)定設(shè)置反風裝置，風機能在規(guī)定時間內(nèi)反風并達到規(guī)定風量。g.嚴禁在工作面兩道再掘超過3m的硐室h.采后按規(guī)定時間回收，密閉，注漿 煤塵的防治掘進機與采煤機都必須配備有可靠的降塵裝置，掘進頭風機要設(shè)防塵器。利用環(huán)境安全監(jiān)測系統(tǒng)，及時測定風流中的風塵濃度。獎勵防塵、灑水、降塵系統(tǒng)，對煤流各轉(zhuǎn)載點必須經(jīng)常噴霧灑水。對于容易積存煤塵之處，應定期進行清理。井下煤倉和溜煤眼應保持一定的存煤，不得放空，防止煤倉和溜煤眼處漏風。相鄰煤層所有運輸機道和回風道必須設(shè)置隔爆木棚。采掘工作面的工人應按規(guī)定佩戴防塵帽和防塵口罩。預防井下火災的措施實行無煤柱沿空掘巷開采，盡量少丟煤，清除煤層自燃發(fā)火根源。完善礦井通風系統(tǒng)，合理分配風量，降低并控制負壓，以減少漏風，每個面回采結(jié)束，要將其兩順槽就近連通并及時加以密閉，使采空區(qū)處于均壓狀態(tài)。對個工作面及采空區(qū)進行束管監(jiān)測，電子計算機監(jiān)控，及時掌握自燃征兆和情況及時采取措施。煤層大巷要搞好壁后充填和噴混凝土封閉煤層，防止煤層的風化和自燃。井下設(shè)置完備的消防撒水系統(tǒng)，存放足夠的消防器材。防水措施（1）井巷出水點的位置及其水量，前采空區(qū)積水范圍、標高和積水量，都必須繪出采掘工程圖上。（2）主要水倉必須有主倉和副倉，當一個水倉清理時，另一個水倉能正常使用。（3）采掘工作面遇到下列情況之一時，必須確定探水線，進行探水，確認無突水危險后，方可前進。a.接近水淹或可能積水的井巷、老空或小煤礦時；b.接近水文地質(zhì)復雜的區(qū)域，并有出水征兆時；c.接近含水層、導水斷層、溶洞和陷落柱時；d.打開隔離煤柱放水時；e.接近有出水可能的鉆孔時；f.接近有水或稀泥的灌泥區(qū)時；g.底板原始導水裂隙有透水危險時；h.接近其它可能出水地區(qū)時

礦井基本技術(shù)經(jīng)濟指標序號技術(shù)經(jīng)濟指標項目單位數(shù)量或內(nèi)容1煤的牌號15#2可采煤層數(shù)目層13可采煤層總厚度m7.54煤層傾角°2~13（平均7）5（1）礦井工業(yè)儲量Mt144.57（2）礦井設(shè)計可采儲量Mt108.2246（1）礦井年工作日數(shù)d330（2）日采煤班數(shù)班2個7（1）礦井年生產(chǎn)能力萬t/a150（2）礦井日生產(chǎn)能力t/d4786.48礦井服務年限a51.539礦井第一水平服務年限a51.5310井田東西方向長度m3600井田南北方向長度m530011瓦斯等級-低瓦斯相對涌出量m3/t412通風方式-中央并列式13（1）礦井正常涌水量m3/h50（2）礦井最大涌水量m3/h10014開拓方式-斜井單水平15水平標高m83016（1）生產(chǎn)的工作面數(shù)目個1（2）備用的工作面數(shù)目個017采煤工作面年推進度m105618（1）移交時井巷工程量m3210（2）達產(chǎn)時井巷工程量m1184219開拓掘進隊數(shù)個320大巷運輸方式-主運膠帶輔助運輸?shù)V車21礦車類型-1.5t固定箱式礦車22電機車類型-ZK10-6/550直流式架線電機車CK-66型齒軌23設(shè)計煤層采煤方法-綜合機械化放頂煤全部垮落24（1）工作面長度m170（2）工作面推進度m/月88（3）工作面坑木消耗量m3/萬t6（4）工作面效率t/工62.5（5）工作面成本元/t32.47參考文獻[1]徐永忻.《采礦學》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2003[2]徐永忻.《煤礦開采學》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，1999[3]林在康、左秀峰.《礦業(yè)信息及計算機應用》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2002[4]鄒喜正、劉長友.《安全高效礦井開采技術(shù)》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2007[5]張寶明、陳炎光：《中國煤炭高產(chǎn)高效技術(shù)》，徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2001[6]錢鳴高、石平五.《礦山壓力及巖層控制》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2003[7]于海勇.《綜采開采的基礎(chǔ)理論》.北京：煤炭工業(yè)出版社，1995[8]王省身.《礦井災害防治理論與技術(shù)》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，1989[9].中國煤炭建設(shè)協(xié)會.《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》.北京：中國計劃出版社，2005[10]岑傳鴻、竇林名.《采場頂板控制與監(jiān)測技術(shù)》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2004[11]蔣國安、呂家立.《采礦工程英語》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，1998[12]李位民.《特大型現(xiàn)代化礦井建設(shè)與工程實踐》.北京：煤炭工業(yè)出版社，2001[13]綜采設(shè)備管理手冊編委會.《綜采設(shè)備管理手冊》.北京：煤炭工業(yè)出版社，1994[14]中國煤礦安全監(jiān)察局.《煤礦安全規(guī)程》.北京：煤炭工業(yè)出版社，2001[15]朱真才、韓振鐸.《采掘機械與液壓傳動》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2005[16]洪曉華.《礦井運輸提升》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2005[17]中國統(tǒng)配煤礦總公司物資供應局.《煤炭工業(yè)設(shè)備手冊》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，1992[18]章玉華.《技術(shù)經(jīng)濟學》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，1995[19]鄭西貴、李學華.《采礦AutoCAD2006入門與提高》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2005[20]王德明.《礦井通風與安全》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2007[21]楊夢達.《煤礦地質(zhì)學》.北京：煤炭工業(yè)出版社，2000[22]劉剛.《井巷工程》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2005[23]中國煤炭建設(shè)協(xié)會.《煤炭建設(shè)井巷工程概算定額》（2007基價）.北京：煤炭工業(yè)出版社，2008[24]林在康、李希海.《采礦工程專業(yè)畢業(yè)設(shè)計手冊》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2008[25]杜計平.《采礦學》.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2008煤礦采空區(qū)充填選擇及可行性研究摘要文章根據(jù)煤礦采空區(qū)當前的現(xiàn)實情況為出發(fā)點，提出了采空區(qū)充填的現(xiàn)實依據(jù)。但由于采空區(qū)的治理在國際上也屬于難題，采空區(qū)的治理效果還不很理想，采空區(qū)的有效治理仍任重而道遠。采用全部充填工藝時一般不會形成的采空區(qū)，因此推廣應用該工藝，可以有效減輕采空區(qū)的治理壓力。文章從點柱式膏體充填技術(shù)，覆巖離層注漿技術(shù)及采空區(qū)全部充填等不同角度對煤礦采空區(qū)的充填進行研究。關(guān)鍵字點柱式覆巖離層注漿采空區(qū)煤矸石膏體概述采空區(qū)充填選擇的背景及必要性近年來隨著國民經(jīng)濟建設(shè)的飛速發(fā)展，國家對煤炭資源的需求量越來越大，各大礦區(qū)在不斷提高煤炭產(chǎn)量的同時，“三下”壓煤給礦區(qū)帶來的采區(qū)工作面接續(xù)緊張，礦井服務年限縮短等問題已逐步顯現(xiàn)，同時大規(guī)模的開采所造成的礦區(qū)土地塌陷、房屋損壞、煤矸石堆積成山、生態(tài)環(huán)境污染等一系列問題也成為制約礦區(qū)可持續(xù)發(fā)展的弊?。陨蠁栴}的出現(xiàn)主要是由于煤炭開采引起上覆巖層移動和地表沉陷造成的。如何有效的控制巖層移動，減輕地表塌陷情況，為促成礦區(qū)社會效益、經(jīng)濟效益和生態(tài)環(huán)境效益的和諧統(tǒng)一，已成為目前急需解決的關(guān)鍵問題。煤炭是我國的主要能源。2008年，全國煤炭產(chǎn)量約27億t，山西產(chǎn)量約6．3億t左右。但隨著煤炭的開采，煤矸石的排放量也在增大，煤矸石是煤炭開采和加工過程中排放出的廢棄巖石，其主要有掘進巷道、選煤排出的煤矸石和露天采煤產(chǎn)生的剝離矸石，約占煤炭產(chǎn)量的15％一20％。如此大量的煤矸石排放與堆積不僅占用大量土地，而且煤矸石會自燃排放出的大量二氧化碳和煙塵還污染大氣，煤矸石山還容易造成崩塌、滑坡，給人類安全帶來危害。因此，在煤礦環(huán)境評價中對煤矸石引起的環(huán)境問題十分重視。與此同時我國又是煤炭消費大國，每年由此產(chǎn)生的粉煤灰大約1．9億t，而且仍以每年800萬t的排放量遞增，粉煤灰對環(huán)境同樣造成污染并占用耕地。解決村莊、建筑物下壓煤問題，當然最好是搬遷村莊，但是搬遷村莊的難度越來越大，成本也越來越高，這就需要采取多種措施，從井下開采方面想辦法。矸石充填技術(shù)無疑是解決這些問題的重要途徑。我國很多煤礦由于開采年限長，開采深度比較大，開采深度超千米的礦井已有很多，并且煤礦平均每年以30m的速度向深部發(fā)展，地壓問題、地溫問題、通風問題越來越突出。有沖擊地壓傾向的礦井也有很多，嚴重影響煤礦的安全生產(chǎn)。雖然各單位都投入大量資金，上了許多監(jiān)測監(jiān)控設(shè)備，采取了多種治理和預防措施，也取得了明顯成效，但都不是治本之策。煤礦開采越來越深，地壓越來越大，沖擊強度也會相應增強，這是無法改變的趨勢。當前正在大力開展建設(shè)本質(zhì)安全型礦井，那就必須要有治本的措施，必須探索和研究治本之策，采取有效手段掌握和控制頂板巖層的運動規(guī)律，減弱頂板巖層運動的沖擊強度，從根本上防治沖擊地壓的危害，應當說實行充填方法是當前行之有效和比較迫切的選擇。煤礦在開采過程中產(chǎn)生大量矸石，長年累月堆積在地面，既污染環(huán)境，又占壓土地，歷來是煤礦的標志性建筑。這些矸石山都不同程度的存在著自燃、坍塌、爆炸等不安全因素，有的矸石山周圍還有許多建筑物和居民住宅，安全距離不符合安全距離要求。因此處理采空區(qū)，對矸石進行合理利用是一個任重而道遠的任務。綠色開采技術(shù)是解決這一問題的關(guān)鍵，主要有以下幾個方面的原因：（1）實行綠色開采是解放三下壓煤的有效途徑（2）綠色開采是安全生產(chǎn)的需要（3）實行綠色開采是改變煤礦形象、節(jié)能環(huán)保的需要（4）充填綠色開采需要政策扶持巖層移動及地表沉陷的控制方法覆巖離層帶注漿充填技術(shù)覆巖離層帶注漿充填技術(shù)對礦區(qū)的地質(zhì)采礦條件具有一定的局限性，現(xiàn)場具體操作技術(shù)不夠成熟，且減沉效果因具體條件不同而存在較大差異，地表變形情況難以預計和控制，具體的減沉效果也有待進一步論證。充填開采充填開采主要包括水砂充填、矸石充填、膏體充填等，其中水砂充填減沉效果較好，但由于充填難度高，工藝復雜，充填區(qū)域控制管理難度大，目前極少采用；矸石充填是實現(xiàn)煤礦綠色開采的關(guān)鍵技術(shù)之一，目前矸石充填的實踐應用較為普遍，矸石充填巷采和矸石機械化充填工藝研究比較完善；煤礦膏體充填開采是近年來新興的研究課題，充填成本較高。部分開采部分開采方式主要包括條帶開采和房柱式開采．條帶開采工作面較小，掘進工作量大，生產(chǎn)效率較低，相對增加了開采費用，此外資源采出率一般低于60．房柱式開采在美國、澳大利亞等國應用廣泛，具有礦井開拓準備工程量小、出煤快、設(shè)備投資少、工作面搬遷靈活、煤柱受力均勻、減沉效果好等優(yōu)點，但我國缺乏相應的開采機械設(shè)備，工藝水平不夠完善，因此該方法并未在國內(nèi)得到普及應用。充填方法的應用研究點柱式膏體充填現(xiàn)將房柱式開采與膏體充填開采方式相結(jié)合，提出點柱式膏體充填協(xié)調(diào)采煤法，采用膏體充填體置換保留煤柱，通過調(diào)整開采順序，最終形成充填體與保留煤柱共存的點柱支撐體支撐上覆巖層的結(jié)構(gòu)，如圖1所示，以南北長東西寬，先掘東西兩側(cè)平巷的工作面對本法進行介紹．采掘東西向煤巷。溝通工作面平巷，鋪設(shè)充填管道首先，在工作面東西兩平巷問采掘若干條聯(lián)絡煤巷，巷間留設(shè)煤柱，溝通東西兩平巷的同時形成通風和輸運回路．巷寬一般為4～5m，掘進同時進行支護；巷間煤柱寬由膏體充填體強度和工作面地質(zhì)采礦條件確定．巷道掘成后，沿各煤巷鋪設(shè)膏體充填管道，在預先設(shè)計的似條采開切位置鋪設(shè)液壓轉(zhuǎn)換閥，便于多頭同時進行膏體充填作業(yè)?！安梢环庖怀洹眳f(xié)調(diào)作業(yè)，形成膏體充填體與煤柱混合條帶支撐體充填管道鋪設(shè)完成后，進行似條帶開采，采寬一般與所留設(shè)東西向煤柱寬度相同．在工作面東部留設(shè)平巷保護煤柱，從北部第1條東西向煤巷起，自北向南按條帶開采方式進行采煤作業(yè)，見圖1a．平巷保護煤柱寬度應在保證煤柱穩(wěn)定性寬度基礎(chǔ)上多留設(shè)4～5m，待整個充填過程結(jié)束后進行部分回收．當似條采工作面掘進一定距離后，充填工作組開始從切眼處使用矸石袋堆砌密封，并通過鋪設(shè)好的充填管道向采空區(qū)進行膏體充填作業(yè)，采空區(qū)內(nèi)使用充填袋控制充填漿液流淌．隨著似條采工作面采穿第1條橫向煤巷后，充填工作組可通過上下兩條管道對形成的矩形采空區(qū)進行膏體充填作業(yè)，充填完成后對充填區(qū)域堆砌密封，則完成一次似條采與充填作業(yè)流程．似條采工作面繼續(xù)推進，重復上述充填過程，循環(huán)往復，形成“采一封一充”協(xié)調(diào)一體化工作流程．由于充填管道已鋪設(shè)到每條橫向煤巷，通過液壓轉(zhuǎn)換閥進行控制，在地面充填站充填能力允許的情況下，能保證數(shù)個密封的采空區(qū)同時進行充填作業(yè)，提高充填工作效率．第1條南北向似條采工作面采充完畢后，工作面向西搬遷至西平巷處，在西部由南向北進行似條帶開采，見圖1b．采充過程與前文相同，直至整條工作面采充完成后，工作面繼續(xù)向東搬遷至第1條似條采工作面西側(cè)，為保證采空區(qū)內(nèi)充填體充分凝固，需留設(shè)4～5m保護煤柱，繼續(xù)采掘第3條似條帶工作面．如此循環(huán)直至將整個工作面采掘完畢，形成膏體充填體與保護煤柱共存的混合條帶支撐結(jié)構(gòu)，見圖1c．使用以上開采順序意在使充填體充分凝固，確保開采過程中保護煤柱及充填體較少受采動影響，保證其穩(wěn)定性的同時，確保生產(chǎn)作業(yè)的安全．開采殘留煤柱，形成膏體充填體和保護煤柱共存的點柱式支撐結(jié)構(gòu)待充填體充分凝固并被壓實后，可按前期采掘與充填順序?qū)Τ涮铙w與平巷保護煤柱、充填體間留設(shè)的煤柱進行部分回收，使整個采空區(qū)形成以膏體充填體和平巷保護煤柱共同支撐上覆巖層的網(wǎng)格狀點柱式支持結(jié)構(gòu)，見圖1d，至此整個工作面采掘充填工作完成。煤矸石與粉煤灰綜合充填采礦技術(shù)為了實現(xiàn)充填采礦，現(xiàn)采用氣力輸運裝置，它的特點是靈活，而且有便于物料輸運和各種處理設(shè)備配置等優(yōu)點。氣力輸運系統(tǒng)按空氣在管道中的壓力狀態(tài)來分，氣力輸送裝置可分為負壓系統(tǒng)（吸送）、正壓系統(tǒng)（壓送）和混合系統(tǒng)3種。負壓輸送系統(tǒng)是利用輸送系統(tǒng)終點的風機抽吸系統(tǒng)內(nèi)的空氣，在系統(tǒng)巾形成低于大氣壓的負壓氣流，物料與空氣同時從吸嘴進入系統(tǒng)內(nèi)并隨氣口達系統(tǒng)終點，最后經(jīng)過濾分離將空氣排放到大氣巾。正壓輸送系統(tǒng)是氣力輸送的最基本形式，在系統(tǒng)中，利川輸送系統(tǒng)起點處的風機等氣源設(shè)備，將高于大氣壓的壓縮空氣通人輸送系統(tǒng)巾，同時物料進入高速運行的氣流巾，在氣流的帶動下，物料到達輸送系統(tǒng)終點經(jīng)過濾后，物料與空氣分離，物料進入料倉，空氣排人大氣?；旌陷斔拖到y(tǒng)是在同一輸送系統(tǒng)巾既有正壓又有負壓，利用兩種不同系統(tǒng)的優(yōu)勢，閃而可以應用于比較復雜的輸送巾。本文主要研究的是正壓輸送系統(tǒng)。充填材料的物理化學組成（1）煤矸石影響煤矸石顆粒大小的因素主要是氣力輸運距離以及輸運管尺寸對煤矸石顆粒大小要求。通過實驗研究，最終確定矸石加工破碎到直徑25mm、進行篩分以后按混凝土的顆粒級配曲線進行級配。（2）粉煤灰粉煤灰在充填材料中主要發(fā)揮細料作用，粉煤灰能起到對煤矸石顆粒的潤滑作用，提高煤矸石顆粒的流動性，減少來自管壁的阻力，從而提高輸運。粉煤灰的化學成分見表1，其主要化學成分有Si02、Al2O，次要成分包括CaO、MgO等。經(jīng)檢測，粉煤灰O．07mm方孔篩余量為27％，標準稠度為30．5％。`輸運系統(tǒng)工作原理（1）系統(tǒng)組成及工作過程本實驗裝置是一種氣力輸送設(shè)備。水平管道中氣固呈分層流動形態(tài)，管道上部為輸運的物料，下部為壓縮氣體，這種方式可以克服輸送中的不連續(xù)和不穩(wěn)定現(xiàn)象。整個輸送系統(tǒng)由發(fā)運裝置、監(jiān)測裝置和執(zhí)行部分組成（見圖1）。發(fā)送裝置包括氣源、儲氣罐和輸送管等幾部分組成，監(jiān)測部分主要由壓力傳感器、電子秤和料位計等組成，而執(zhí)行部分主要是一些電子開關(guān)、控制閥門組成。為了解決輸運過程中造成的堵塞問題，還專門設(shè)置了排堵設(shè)備。系統(tǒng)工作時，先打開儲氣罐讓儲氣罐中壓縮氣體在輸運管道巾進行工作，之后再打開物料罐，當物料罐中壓力達一定值時物料開始運送，直至采空。（2）輸送機理中細顆粒、高混合比、水平管輸送時，其管道巾的兩相流形態(tài)在一定條件下屬于濃相分層輸送，是介于懸浮流動和柱塞流動之間的巾問連續(xù)流動形式，其特點是懸浮層與滑動床層之間顆粒的相互作用極為復雜，如顆粒層問的碰撞、懸浮層顆粒在滑動床表面的滑動等。層問顆粒的各種作用所產(chǎn)生的動量交換是滑動床移動的主要動力，在表觀氣速較低時，分層流動的阻力主要來自滑動床與管壁的滑動摩擦；表觀氣速較高時，懸浮顆粒與管壁間的摩擦阻力起主要作用。實驗結(jié)果與分析（1）壓力分布管道壓降是氣力輸送設(shè)計計算巾最重要參數(shù)之一。影響氣力輸送壓降的因素甚多，如管道長度、物料質(zhì)量、顆粒直徑等。圖2為兩種相同條件下沿管道長度相對于大氣壓的壓力分布線。由圖2可看出，兩條曲線都有相同變化趨勢：入口處壓力最大，然后逐漸變小，出口處為零；壓力變化可分為3個區(qū)，人口區(qū)壓力較高且變化較慢，其長度隨入口速度、體積分數(shù)和粉煤灰直徑變化，體積分數(shù)越大長度越長；接著是過渡區(qū)，該區(qū)壓強變化開始加大；最后是充分發(fā)展區(qū)，該區(qū)壓力變化與管道長度呈線性關(guān)系，管道越長，壓力變化越大，此時單位長度壓力損失是常數(shù)，該常數(shù)依賴于流動情況。粉煤灰體積分數(shù)越大，單位長度壓力損失也越大。在其他條件一定時，物料質(zhì)量與顆粒直徑同壓強變化關(guān)系成反比關(guān)系。（2）速度分布氣流的輸送速度也是輸送設(shè)計的重要參數(shù)，其對氣力輸送的效率產(chǎn)生重要的影響，一般情況下存在一個最優(yōu)速度及最小氣流速度。該速度是指在保證整個輸送管道可靠輸送的條件下，氣力輸送系統(tǒng)具有最經(jīng)濟的工作性能和較高的輸送效率時，空氣在管道巾的最小運動速度。圖3為距離管道入口不同長度上的中間截面氣相和顆粒的速度分布。由圖3可知，管道氣流速度分布在管道巾心不對稱，最高速度點向上移動。這是由于顆粒受重力作川逐漸運動到下部，阻礙下部氣流的運動，從而使下部氣流減速、上部氣流增速。入口處速度分布均勻，南于壁面上氣流速度為零，所以管壁附近氣流速度逐漸變小，管道巾問速度逐漸變大，在0.25m處速度剖面基本呈拋物型。隨著向下游進一步發(fā)展，最大速度逐漸向管道上部移動，在1.5m處趨于穩(wěn)定，進入充分發(fā)展段。輸送過程中常見問題及對策（1）堵管現(xiàn)象及對策在輸送過程中經(jīng)常出現(xiàn)堵管現(xiàn)象，這給氣力輸送帶來諸多不便。其原閃主要有管道泄漏、氣源、管道設(shè)計不合理、系統(tǒng)參數(shù)設(shè)定等素。為了防止堵管，要定時清理管道，定期進行管道修理，防止?jié)B漏。一旦發(fā)現(xiàn)堵管，立即采用反抽的方法進行排堵。（2）輸送管道磨損及對策由于輸送管道內(nèi)輸送壓力很高，管道內(nèi)同氣混合物流速在直段較低，直段磨損較輕，磨損嚴重的地方主要發(fā)生在管道轉(zhuǎn)彎處，特別是顆粒沖擊的管道轉(zhuǎn)彎外側(cè)。為了減少彎管處磨損，現(xiàn)介紹兩種延長磨損的方法：一種是在管道外側(cè)加外包，也就是在管道外側(cè)再包一層，里面可以加耐磨物質(zhì)；另一種就是在轉(zhuǎn)彎處改川橢圓形彎頭。覆巖離層注漿充填地下采礦活動引起巖體內(nèi)應力的重新分布，誘發(fā)上覆巖層冒落，進而造成地表沉陷，環(huán)境破壞等災害。為了預防和治理此類地質(zhì)災害，常根據(jù)采動覆巖移動與變形的非連續(xù)特點，通過地面鉆孔向采空區(qū)上覆巖層中的離層空間高壓注入充填材料來減緩地下活動引起的地表移動變形，即離層注漿減沉技術(shù)。國內(nèi)外學者從不同側(cè)面探討了采動覆巖運移模型、離層產(chǎn)生的形成機理與分布規(guī)律。如導水裂隙帶高度預計公式、托板控制巖層變形模型、關(guān)鍵層理論、采動巖體空隙擴散模型、巖移四帶模型、神經(jīng)元網(wǎng)絡模型、相似材料物理模型等，對離層注漿的效果評價主要集中于對地表減沉效果的分析，未考慮離層注漿條件對覆巖導水裂隙帶形態(tài)的影響。而通過地表變形的觀測，同時采用前端泄露式多回路注放水系統(tǒng)，應用鉆孔分段注水法，判定東灘煤礦14308工作面覆巖離層帶實施注漿充填條件下綜采放頂煤采動導水裂隙帶的破壞特征，以獲得離層注漿對地表減沉和覆巖破壞影響的綜合效果。工作面地質(zhì)采礦與注漿概況14308工作面位于東灘煤礦14采區(qū)第8區(qū)段東部，南鄰14307工作面（已回采并進行過離層注漿），地層結(jié)構(gòu)簡單，回采標高為．505~530m，平均采深563m，煤層埋藏傾角3°，煤層采出厚度5．6m，工作面傾斜長188m，走向長914m，采煤方法為走向長壁綜采放頂煤跨落式管理頂板，采放比為1：1，工作面推進度為5m／d。由于覆巖中的侏羅系地層較厚，下部紅層砂巖相對二迭系含煤地層巖性較硬，開采過程中，紅層下方的二迭系地層中會形成較發(fā)育的離層空間，注漿鉆孔深度超過紅層下界面，位于可充填離層空間內(nèi)，該工程歷時3個半月，總注入灰漿量29．1萬m3,其中灰量6．9萬m3。地表減沉效果的觀測為更加切合實際地評價14308工作面離層注漿的減沉效果，全面監(jiān)測開采期間地表及房屋移動與變形規(guī)律，采用點、線結(jié)合的辦法建立了地表移動與變形觀測站，共布置了82個測點（圖1），其中1點代表了村莊的最大下沉點，全站共進行23次觀測，測得810點為實際地表最大下沉值，表1給出了地表下沉實測值與采用概率積分法得到的預測值之間的對比。由表1可知：離層注漿充填條件下地表的減沉率達到了38．5％，有效地保護了村莊和農(nóng)田，保障了井下生產(chǎn)正常接序。覆巖破壞形態(tài)的連續(xù)觀測（1）觀測方法選擇采用研制的前端泄露式多回路鉆孔注（放）水系統(tǒng)（圖2），其原理是在井下向上打一任意仰（俯）角的鉆孔，進行微分式分段注（放）水。系統(tǒng)的封隔與注（放）水回路各自獨立，可根據(jù)注（放）水量精確判定覆巖破壞形態(tài)。該方法的鉆孔工程量較少，可利用井下防塵水源，安全可靠，觀測資料直觀易懂。（2）導水裂隙帶最大高度及形成時間預計導水裂隙帶高度預計和最大高度形成時間是試驗觀測鉆孔設(shè)計的基礎(chǔ)，由東灘煤礦的開采參數(shù)及地質(zhì)條件，導水裂隙帶高度的經(jīng)驗預計公式為H式中，HLi為導水裂隙帶高度最大值（m），M為開采煤層厚度，得出導水裂隙帶預計高度為50．18m14308工作面頂板巖層屬于中硬類型，在設(shè)計觀測孔時，主要對覆巖采動破壞高度為25～60m范圍內(nèi)的覆巖破壞情況進行控制研究，同時，為防止出現(xiàn)裂高過大等異常情況，適當加大了鉆孔深度，最大控制高度為75m。導水裂縫帶發(fā)育達到最大高度以后，隨工作面的推進和時間的延長，其頂部裂縫將逐漸受壓密合而使導水裂縫帶高度回縮下降。根據(jù)14308工作面的具體條件，其開采覆巖裂隙最大高度形成時間1．5～2個月左右。（3）觀測工程布置觀測剖面位置的確定應首先考慮采前需打孔觀測且要留有一定的富裕時間，重點考慮采后觀測的可行性，其次要考慮離層帶注漿位置，盡可能將觀測剖面設(shè)在離層帶注漿位置下方，同時還要考慮鉆孔開工處（鉆窩）圍巖的完整性，以便于巷道峒室的維護和觀測孔孔口的完整，還應考慮水源、通風行人的方便。采前鉆孔用于觀測覆巖未受采動影響時的原始裂隙狀態(tài)，作為采后對比觀測的基礎(chǔ)，采后觀測用于控制覆巖導水裂隙帶的最大發(fā)育深度，綜合考慮，觀測剖面與鉆孔施工、布置參數(shù)見表2。（4）14308工作面導水裂隙帶高度觀測結(jié)果分析1）第一觀測剖面的采前1孔未受采動影響，由于觀測巷道施工使得圍巖淺部遭到破壞造成從孔口到45m處有不同程度的鉆孔漏水，其余位置漏失量相對存在，全段漏失量不連續(xù)，說明頂板巖層原生裂隙較發(fā)育，但連通性差；孔段1l0～120m位置，注水漏失量為0，巖層裂隙不發(fā)育。第三觀測剖面的采前1鉆孔施工于工作面停采線以里的護巷煤柱，因觀測巷道施工使得圍巖淺部遭到破壞造成從孔1：3到38m處有不同程度的鉆孔漏水，其余位置觀測注水漏失量均為零，巖層具有相對完整性，裂隙不發(fā)育。2）由于巖石原生裂隙發(fā)育或破碎，第一觀測剖面的采后3鉆孔（77。）注水漏失量在120～一126根鉆桿之間因封隔不住而導致較大漏失量，在102～120根鉆桿之間幾乎不漏水，說明采動導水裂隙發(fā)展到102根鉆桿處，折算成采動導水裂隙帶高度是51．O1m。第一觀測剖面的其余2個采后鉆孔以及第二、三觀測剖面的5個采后鉆孔的微分式注水漏失量在鉆孔深部均趨于0，注水漏失量趨于0處即為采動導水裂隙發(fā)展高度。詳見表3及圖6。3）覆巖離層帶注漿條件下的采動導水裂隙帶高度略高于正常條件下的采動導水裂隙帶高度，高度差值約2～3m。覆巖破壞形態(tài)和范圍差別較大，由于覆巖離層帶注漿條件下，上方彎曲帶下沉受阻，下部頂板巖層變形破壞發(fā)育充分，覆巖離層帶注漿條件下的覆巖破壞形態(tài)和范圍向工作面外側(cè)突出較大，而正常條件下的覆巖破壞形態(tài)和范圍向工作面外側(cè)突出較小。4）位于停采線的走向方向的覆巖采動導水裂隙帶高度低于動態(tài)邊界的傾向方向的覆巖采動導水裂隙帶高度，高度差值約6～7m。變形破壞發(fā)育時間充分，巖層活動達到充分采動，隨著上部彎曲帶下沉的迅速跟進和壓實，導致走向方向的覆巖垂向上采動導水裂隙帶高度較低，而傾向上巖層變形破壞發(fā)育充分導致走向方向的覆巖破壞形態(tài)向工作面外側(cè)突出較大。5）厚煤層綜采放頂煤開采條件下的覆巖破壞形態(tài)以往認為“馬鞍”形，而此次觀測發(fā)現(xiàn)覆巖破壞形態(tài)為“駝峰”形，工作面邊界以外10～15m的煤層及以上巖層已遭到破壞，這正是小煤柱漏風所在。今后通風防滅火工作需對此加以重視?？焖購驮匠涮铋_采防治水技術(shù)研究對象為華豐煤礦。華豐煤礦主采11、13、15、16層煤為下組煤，位于?4501100m水平，共有有效可采量1076．9萬t。由于