摘一般部分針對陳四樓礦井進行了井型為1.2Mt/a的新井設計。顧橋礦井位于省永城市境內，長約6.5km，傾向長約3.79km，面積約24.69km2。主采煤層為二2煤1.0m3/t根據地質條件，設計采用立井兩水平開拓方式，采區帶區式布置方式，共劃分為3個帶區，5個采區，第一水平標高-540m，第二水平標高-900m。軌道大巷、大巷和2煤層底板巖層中。1521063.54m，平均傾角滾筒采煤機割煤，往返一次割兩刀。采用“三八制”0.8m，每天五個4.0m120m大巷采用膠帶輸送機運煤，輔助采用蓄電池式電機車牽引固定箱式礦車。主井專題部分題目是《Discussionofthedrainageofthegas礦瓦斯治理和抽放理論及其應用的諸多成果和進展，覆巖采動裂隙的分布形態及翻譯部分題目為《OptimizationmodelofCoalMineroadwaylayoutsystemBasedonThegeneraldesignisabouta1.2Mt/anewundergroundminedesignofChensiloucoalmine.ChensiloucoalmineislocatedinYongCheng,HeNanprovince.It’sabout6.5kmonthestrikeand3.79kmonthedip,withthe24.69km2totalhorizontalarea.TheminablecoalseamisTwo-2withanaveragethicknessof3.54m，theaveragedipis9.73°.Theprovedreservesofthiscoalmineare126.88Mtandtheminablereservesare87.11Mt,withaminelifeof55.8a.Thenormalmineinflowis894m3/handthe ummineinflowis1200m3/h.Theminegasemissionrateis1.0m3/twhichcanberecognizedaslowgas，waterinrushmine.Basedonthegeologicalconditionofthemine,thisdesignusesverticalshaftdouble-developmentmethod,bothdistrictandstrippreparation,whichdividedinto3stripsand5distritstotally,Thefirstlevelisat-540m,Thesecondlevelisat-900m.Trackroadway,conveyorroadwayandreturnairwayareallrockroadways,arrangedinthefloorrockofTwo-2coalseam.ThedesignapplystrippreparationagainstthefirstbandofOnewhichdividedinto10stirpstotally,andconductedcoalconveyance,ventilation,gangueconveyanceandelectricitydesigning.Thefirststirp’slifeis16months.Thedesignconductedcoalminingtechnologydesignagainstthe2106workingface.Thecoalseamaveragethicknessofthisworkingfaceis3.54mandtheaveragedipis8°,theimmediateroofisdaysandstoneandthemainroofissandstone.Theworkingfaceapplyfully-mechanizedlong-wallfull-heightcoalcavingmethod,andusingdoubledrumshearercuttingcoalwhichcuttingtwiceeachworkingcycle.“Three-Eight”workingsystemhasbeenusedinthisdesignandthedepth-webis0.8mwithfiveworkingcyclesperday,andtheadvanceofworkingcyclesis4.0mperdayand120mpermonth.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andbattery tobeassistanttransport.Themainshaftusesdouble12tskipstoliftcoalwithabalancehammerandtheauxiliaryshaftusesatwinswide1.0tfour-cardouble-deckcagetoliftmaterialnelThemonographicstudyentitled"Discussionofthedrainageofthegas".Thispapersummarizesandreviewstheachievementsandlastedadvancesofmethaneharnessanddrainagetheoryanditsapplying.Itispointedoutthatthedistributionconfigurationofminingfissuredinoverlyingstratumandthemethanedeliverylawinminingfissuredaretheresearchemphasisinthefuture,andarethetheoreticalbaseoffulfillingthesafelysimultaneousextractioncoalandcoalbedmethane.Thetitleofthetranslatedacademicpaperis"Methodofbranchariflowfcalculatingacomplicatedmineventilationnetworks".themethodtakesthebranchairflowandfanworkingpointsasbasicinputdata,andthepresentsolutionisofgreateradvantageforcalculatingventilationnetworksofminesinoperation.:Chensiloucoalmine;verticalshaftdouble-level;bandmode;largeminingwaterinrush;gas 一般部礦區概述及地質特 礦區概 礦區地理位 自然地理概 礦區開發歷史及生產建設規 礦井建設的外部條 地質特 地 地質構 水文地 煤層特 煤 煤 開采技術條 勘探程度及存在問 2境界和儲 境 可采煤 尺 礦井儲 儲量計算基 安全煤柱留設原 礦井地質儲 礦井工業資源儲 礦井設計儲 礦井設計可采儲 礦井工作制度、設計生產能力及服務年 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 4開 4.1開拓的基本問 確定井筒形式、數目、位置及坐 工業場地的位 開采水平的確定及采盤區劃 主要開拓巷 方案比 井 井底車場及硐 主要開拓巷 準備方式——帶區巷道布 煤層地質特 帶區位 帶區煤層特 煤層頂底板巖石構造情 水文地 地質構 地表情 帶區巷道布置及生產系 帶區準備方式的確 帶區巷道布 帶區生產系 帶區內巷道掘進方 帶區生產能力及采出 帶區車場選型設 采煤方 采煤工藝方 帶區煤層特征及地質條 采煤工藝方式選 回采工作面參 采煤工作面破煤、裝煤方 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 采煤工作面正規循環作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道參 井下..................................................概 礦井設計生產能力及工作制 煤層及煤 井下系 采區設備選 設備選型原 采區設備選型及能力驗 大巷設備選 選擇電機 設備選 礦井提 礦井提升概 主副井提 主井提 副井提 礦井通風及安 礦井概況、開拓方式及開采方 礦井地質情 礦井通風系統的基本要 礦井通風方式的確 主要通風機工作方式選 帶區通風系統的要 帶區通風方式的確 采區及全礦所需風 采煤工作面實際需要風 備用面需風 掘進工作面需風 硐室所需風 其他巷道所需風 礦井風量計 風量分 通風構筑 全礦通風阻力計 礦井通風阻 兩個時期的礦井總風阻和總等積 選擇礦井通風設 選擇主要通風 電動機選 礦井主要通風設備及裝備要 防治特殊的安全措 瓦斯管理措 煤塵的防 預防井下火災的措 防水措 設計礦井基本技術經濟指 參考文 專題部淺談瓦斯的抽 摘 緒 課題研究的背 煤礦瓦斯抽放機理的國內外研究現 目前瓦斯抽放理論存在的問題及發展方 采動裂隙帶中瓦斯的運移特 采動裂隙帶抽放瓦斯多場耦合分 采動裂隙等效巖體的概 基本假 采動裂隙帶煤巖體變形場方程 采動裂隙帶氣體滲流一擴散場方 瓦斯在采動裂隙帶的運移特 采動裂隙帶中瓦斯運移規律的現場應用分 概 瓦斯抽放系 參考文 翻譯部英文原 中文原 部分11礦區概礦區地理位置永城礦區陳四樓位于省永城市境內，為城廂、陳集、順和鄉所轄。中心南距永城老縣城8km；地理坐標：東經 "，北緯30o00′35"。礦區北靠隴海鐵路，東臨京滬鐵路，青（龍山)阜（陽）20km處km1-1。自然地理概況m~+36.50m，一般在+32m至+35m3m左右。地表廣為巨厚的新生界松區內地表水系不甚發育，最大的河流—沱河在南部2km處流過。內用于灌溉的溝渠交錯。沱河屬淮河水系，發源于商丘市東北之響河，向東南流入省的新汴河，全長120km，其流量受大氣降水控制，年平均流量1~2m3/s，有記載的最大流量384m3/s（1963年。氣溫：1974~198426.89℃（7月份-0.32℃，年14.341℃(1959730日)，最低-19℃(1957221日)。207mm(19577I4日)443.4mm196575~18日)1745.4mm。183m/s(1982421日)12319cm（84）了地質構造及本區史之后，認為.“本區不可能發生六級左右，主要是受鄰區強震影響其基本烈度六度是最適宜的”又提出“鑒于永城煤炭儲量豐富現已投入建井，7度的構造措施設計。山東交河江南蘇1-1陳四樓礦井交通位置圖1山東交河江南蘇1-1陳四樓礦井交通位置圖11-1陳四樓交通位置礦區開發歷史及生產建設規劃礦區現有生產礦井葛店煤礦、新莊煤礦、車集煤礦等8處。另外，礦區已經逐步形成 礦井建設的外部條件礦井工業場地至礦區集配站的鐵路線正線里程15.86km新老兩條永碭公路，礦井永久電源由永城220kV變電站供給。地方興建的永城110kV變電站，可2地質特地層永城煤田為華北型沉積，地層分區屬華北區、魯西分區、徐州小區的范疇。本無1100m。自下而上敘述如下:，，礦組成，厚度2~22m，平均8.78m；上統太原組（C3t9~11層薄至中厚層狀灰巖和泥3~593~164m133m；3、二迭系(P)，厚度961.2m，下統齊全，上統K6標志層以上多被剝蝕；下石盒子組（P1x厚度48.63~112.27m，平均74.92m，由泥巖、砂質泥巖、砂巖及三煤組組成，K5砂巖標志層底界與上石盒子分界；（P1S2K3K4鮞狀鋁質上石盒子組（P2s鉆孔穿見厚度728.98m，共分四段，每段底部都以一層穩定的砂巖（K5~K94、新生界內覆蓋層中僅有上第三系和第四系缺失下第三系厚度300~430m348.73詳見地層劃分表1-1（后附礦井綜合柱狀圖地質構造NNW2

70o4NNE向斷裂為主，近東西向斷裂也較發育。斷層情1-2。32據側定內巖漿巖活動大致有兩個期次基性巖為華力西運動晚期產物酸性為燕山運動早4、三25受巖漿巖侵入影響地段，使煤層結構復雜，或變為天然焦，降低了煤層的經濟價值。2水文地質1薄西厚、南薄北厚。含水砂層一般為1~12層，平均厚86.34m。淺部以大氣降水垂直滲入為主，中部及深部以水平側向滲透為主。屬孔隙承壓水，不易疏干，q=0.004~7.0/s·m，K=0.6~23m/d。含水砂層之間及其與基巖之間有厚度比較穩定的粘土層，形成天儲量為主，易于疏干。q=0.1213/s·m，K=0.568~3.91m/d，水質類型為SO4-Na。石炭系灰巖巖溶裂隙含水組：主要含水巖層為石灰巖(11層)L2、L3、L4、L7、L8、L9、L10七層比較穩定，巖溶裂隙比較發育，但多被泥質或鈣質充填。補給方式為遠方側向滲透。q=0.000685~2.068/s·m，K=0.00492~7.473m/d。水質類型SO4~CaNa，礦化度>2g/l。煤田僅在芒山有局部出露。巖溶發育，富水性強。補給方式以遠方水平滲透為主。表1- 地層劃分 平界系統組段新|古生界二疊系—組四三二—81.65-組48.53-組上統組 中統組表1- 斷層特征及控制情 正A正A正A正B正B2、水文地質條本水文地質類型為中等—簡單，其主要依據是0.0130m的粘土層阻隔，正常地段對250以上，正常地段二2煤層的開采不存在底板突水的內斷層富水性及導水性弱，q<0.0013F12通過采用“集水廊道”894m3/h（其中：K5m3/h煤層特煤層迭系上統上石盒子組。共含煤17~20層。煤層總厚15.85m。其中有經濟價值的為下二迭統186m12.42m58%2122422煤層為一穩定~較穩定、結構簡單(偶含泥巖夾矸一層)1煤層，層位穩定，平均厚度1.30m，其可采范圍集中在08線以南。04線以南以單1-3煤質二2煤層低灰分，特低硫，高發熱量；理論分選1.7時，可選性為易至極易三煤組各煤層煤質的共同點是：中至富灰分(三1煤為富灰)，特低硫，高；中至高發熱量；理論分選1.7時，可選性中等；化學活性一般不佳；熱穩定性差~中等；1-4開采技術條件12內瓦斯含量普遍較低，一般小于1cm3/g；瓦斯風化帶分布很廣很深，除個別富集點之外都屬瓦斯風化帶直至-800m以深雖然瓦斯煤樣的取樣比較集氣式2m3/t·d左右。3、煤塵無性到具弱性452煤層在-650m636531231℃，屬一級熱害區；三20312孔至-650m以深出現小范圍的一級熱害區。2勘探程度及存在問題本自1957年普查找煤開始，至1986年4月提交精查地質報告，歷時30年，并于1993年3月提交了《省永夏礦區陳四樓礦井首采區補充勘探報告。共施工鉆88143.947380.9m儲委煤炭專業于1986年5月24日至27日對該報告進行了，地質隊根據意見，對報告進行了修改補充，于7月22日送交煤委復查。1986年8月27日正式批準后的“陳四樓精查地質報告”可作為礦井設計和建設的依據。報告存在如經高分辨率儀解釋，F2斷層以東，0306~0408孔連線附近有一條落差35~48m的“入”字形斷層（F3、F4）未作鉆探驗證。K5427m4煤層的直接充水含煤層及夾殲厚度解釋的準確性，中有較多見煤點測井資料降級。1980年前鉆孔封孔質量不好，1980年后封孔質量有所改進，但也難作出評價。（1）對于先期開采地段的地質遺留問題補充部分勘探工作(見第二章第三節)，列為（2）解釋斷層F3、F4，應在生產勘探中證222.1境F382煤層露頭線和斷層F6為界可采煤迭系上統上石盒子組。共含煤17~20層。煤層總厚15.85m。其中有經濟價值的為下二迭統186m12.42m58%2煤層為主要可采煤層.2煤層為一穩定~較穩定、結構簡單(偶含泥巖夾矸一層)2.3尺的平均長度為6.50km4.3km2.3km3.79km。 式中S——的水平面積，㎡;H—L——的平均長度，m；圖 賦存狀況示意礦井儲儲量計算基礎根據陳四樓煤礦地質勘探報告提供的煤層儲量計算圖計算0.05m，與煤分層合并計算，復雜結構煤層的50%時，以各煤分層厚度作為儲量計算厚度。） ）（4）21.46t/m3安全煤柱留設原則各類保護煤柱按垂直斷面法或垂確定，用巖層移動角確定工業場地，村莊斷層煤柱寬度40m，境界煤柱寬度50m20m10m15m2.1。表 工業場地占地面積指井型占地面積指標2.4礦井地質儲量2術平均法球的每個塊段的儲量，煤層地質總儲量即為各塊段儲量之和，塊段劃分如圖2.2ⅡⅡⅢⅠZ=S×R平均×H煤厚/cos（θ） 式中Z——各塊段儲量，Mt；R平均——煤的平均容重，t/m3H煤厚——2Z=ZⅠ+ZⅡ+ZⅢ+ZⅣ=28.45+37.51+24.56+17.36=129.46Mt礦井工業資源儲量2.3計算 式中Zg——0.7.0.8。2.2表 地質資源分類礦井設計儲量2.4 式中Zs——P1——斷層煤柱、防水煤柱、境界煤柱、地面建筑物、地面構筑物煤柱等按照《煤礦安全規程》規定，由本礦井實際情況取境界煤柱為50m，斷層保護煤40m2.3所示：表 保護煤柱壓煤面積（㎡（t/煤厚壓煤量F30Fs2Zs=（Zg-P1）=126.88-6.26=120.62Mt礦井設計可采儲量2.5Zk=(Zs- 式中Zk——85%23.54m0.75。上山移動角：下山移動角 移動角 δ＝75保護煤柱根據上述參數，采用垂計算。所做的工業廣場保護煤柱如圖2.3所示：經塊段法得：S=847388㎡并且已知：R平均=1.46t/ H煤厚 由2.1可得保護煤柱壓煤量為由上得P2=Z=4.48Mt則由2.5計算可得礦井設計可采儲量為Zk=(Zs-P2)C=（120.62-表 礦井儲量匯總DACB礦井工作制330d采用“三八制”8h。16h礦井設計生產能力及服務年確定依據礦井設計生產能力陳四樓儲量豐富，煤層賦存穩定，頂底板條件較好，斷層褶曲少，傾角小，厚度變化不大，煤質優良，交通便利，市場需求大，宜建大型礦井。礦井服務年限ZkAT三者之間的關系為:T=Zk/(A×K) 井型校核煤層開采能力。內二2煤層平均3.54m，為厚煤層，賦存穩定，厚度變化不大。根據形狀分為兩翼開采，前期首采區在一翼，布置一個綜采工作面，保證達產。，通風安全條件的校核。礦井煤塵有性水涌出量大，屬煤塵，3.1。表 我國各類井型的新建礦井和第一水平設計服務年礦井設計生產能力礦井設計服務年限第一開采水平服務年限煤層傾角煤層傾角6.0————444.1開拓的基本問、開拓是指在范圍內，為了采煤，從地面向開拓一系列巷道進入，建立礦井提升通風排水和動力供應等生產系統這些用于開拓的井下巷道的形式、、1234、確定礦井開采程序，做好開采水平的56、合理確定礦井通風、及供電系統1執行國家有關煤炭工業的技術政策，為早出煤、出好煤高產高效創造條件。在必須執行煤礦安全生產的有關規定。要建立完善的通風、、供電系統，創造良好的生產條件，減少巷道量，使主要巷道經常保持良好狀態。確定井筒形式、數目、位置及坐標1井筒延伸施工方便，對生產干擾少，不易受底板含水層的；主提升膠帶化有相當大的水事故等人員可迅速從井筒缺點是斜井井筒長輔助提升能力少提升深度有限；別復雜的，能兼顧深部和淺部不同產狀的煤層。主要缺點是立井井筒施工技術復雜，本礦井煤層傾角小，平均10°，為緩傾斜煤層；表土層較厚，無流沙層；水文地質情況2有利于第一水平的開采，并兼顧其他水平，有利于井底車場和主要大巷的布置，受崖崩滑坡和洪水距水源、電源較近，礦井鐵路線短，道路布置合理由于西部邊界距侯月鐵路很近，故為便于地面及工業廣場布置，主井井筒位置布置方案也可以選擇在西部邊界附近。經后面方案比較確定主、副井筒位置在。工業場地的位置工業場地的位置選擇在主、副井井口附近，即2.1工業場地占地面積指標，確定地面工業場地的占地面積為14.4ha，形狀為矩形，長邊垂直于，長為400m,寬為360m。開采水平的確定及采盤區劃分287.11Mt55.8a。主要開拓巷道度變化不大煤質硬度中等礦井軌道大巷大巷布置均布置在巖石中大巷間距60m層頂板掘進大巷位于沿等高線方向布置局部半煤巖及巖巷，大巷巷坡度隨煤層而起伏,5°-12°排水，主大巷上倉段局部10°。方案比較主、副井井筒均為立井，布置于中部邊界，設一個水平。軌道大巷采用電機車運輸。軌道大巷和大巷均布置在煤層中，沿底板掘進，局部半煤巖及巖巷。如圖4.1。方案二：立井單水平上下山開拓（巖石大巷主、副井井筒均為立井，布置于中部邊界，設一個水平。軌道大巷采用電機車運輸。軌道大巷和大巷均布置在巖層中，沿底板掘進，局部半煤巖及巖巷。如圖4.2。方案三：立井兩水平上山開拓（主副井直接延伸主、副井井筒均為立井，布置于中部邊界，設兩個水平。軌道大巷采用電機車運輸。軌道大巷和大巷均布置在巖層中，沿底板掘進，局部半煤巖及巖巷。如圖4.3。方案四：立井兩水平上山開拓（主副井暗斜井延伸主、副井井筒一水平均為立井，二水平為暗斜井延伸，軌道大巷采用電機車，軌道大巷和大巷均布置在巖層中，沿底板掘進，局部半煤巖及巖巷。如圖4.4。基建費用加大；增加了設備的配備；費用；但其優點也是顯而易見的：減少了大巷保護煤柱，系統干擾降低，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，環節簡單；開拓準備時間短。但通風條件差；巷道費用增加。經過以上技術分析、比較，再結合粗略估算費用結果（見表4.1在方案一、二中選擇方案一：產系統都比較簡單。兩方案對比，第案需多開立井、階段石門和立井井底車場，并相應地增加了井筒和石門的、提升和排水費用。第四方案則多開了暗斜井井筒和暗斜井排水環節少，人員上下較為方便，在方案四中未計入暗斜井上下部車場的石門費用，立井單水平水平開拓（巖石巷道圖 立井單水平水平開拓（煤層巷道圖 立井兩水平開拓直接延

圖 立井兩水平開拓暗斜井延第一、案有差別的建井工程量、生產經營工程量、生產經營費基建費、和經濟比4.24.34.44.54.6。表4- 各方案粗略估算費用費總費用/費用/百分數百分數4-1石門費用/表4- 建井工程項目初期主井井筒副井井筒井底車場開拓大巷后期主立井井筒0副立井井筒0井底車場0主石門0開拓大巷0表4- 生產經營工程 /萬/萬大巷大巷排水/萬排水/萬表4- 基建費用項 方(元(萬元(元(萬元初期小后期---------------1---小-總表4- 生產經營 (元(萬元(元(萬元下山及暗斜井小大巷及石門小排水/萬合表4- 費用匯總項 方費用/百分率費用/百分率井筒大巷的輔助費用均按占費用的20%經行估算井筒1.2Mt/a16t箕斗。井24.63m2,43.59~44.77m2,基巖掘33.69m2,4.5。動力電纜。井筒斷面形狀為圓形，凈斷面面積為40.71m2表土層掘進斷面面積為67.93~70.88m2,54.10m2,4.6。梯子間作為安全出口，井筒凈直徑6.0m，井筒斷面形狀為圓形，凈斷面面積為28.27m2,表50.26m2,36.32m2,4.7。 4.5主井井筒斷表 主井井筒主要參數特征1.212t24.634505043.5944.77井井表 副井井筒主要參數特征1.21t礦車雙層四車寬罐籠7.296540.715005070.88井井6004.7600表 風井井筒主要參數特征126.03965428.27536.32650.26井底車場及硐室井底車場鋪軌以礦車輔助，大巷輔助為電機車，井底車場布如圖4.10。）2400×150×150（mm100m。10m25m4000副井系統硐室由水泵房、水倉、清理水倉硐室、變電所、調度室及等候室組成，為節省管材，電纜及方便管理，同時考慮到錨索的安裝，故把變電所和水泵醫療硐室、機修硐室、消防車硐室、井下材料庫、庫、卸載硐室、換矸硐室、乘主要開拓巷道4.8m4.2m17.6m2。輔助大巷斷面特征如圖4.11膠帶大巷和回風大巷基本沿煤層頂板掘進，布置在巖石中，大巷掘進寬18.64.124.13。 圖 井底車場大巷斷面設計圍巖類別斷面(m圍巖類別斷面(m凈掘進尺寸噴射高 桿厚度凈周型式長度方式外露排列間距錨深規格巖石14.7008000800.7寬掘掘進圍巖工程量類別巷道墻角巖石掘進圍巖工程量類別巷道墻角巖石17.5錨桿數量(根噴射材料(m3材料消耗表鋪底錨桿重 注眼樹脂(m3托板 鋼筋鐵(kg)木(個 粉圖 大巷斷 斷面特征圍類斷面掘尺 桿凈掘寬高外長方間錨巖每米工程量及材料消耗量類掘工程量錨桿數(根巷墻噴射材鋪錨桿重注眼樹鐵巖圖 軌道大巷斷根據帶區煤層地質情況，本設計采用帶區準備方式。具體如下煤層地質特2106分帶為首采區，設計如下：帶區位置東一帶區長平均1947.5m，傾向長平均1597.5m。帶區內劃分為11個傾斜分帶，帶區煤層特征迭系上統上石盒子組。共含煤17~20層。煤層總厚15.85m。其中有經濟價值的為下二迭統186m12.42m58%212242該煤層傾角在3°～15°，平均9.73°；無煙煤，容重為1.46t/m3，硬度2.5左右；內瓦斯含量普遍較低，一般小于1cm3/g；煤塵的性和自然發火性都較低。煤層頂底板巖石構造情況2“底鼓”5-1表5- 煤層頂底板巖石構頂板泥底板水文地質F12采用“集水廊道”894m3/h（其中：K5328m3/hm3/h地質構造緩褶曲，造成煤層底板有小的波動，局部變化較大，煤層傾角平均2°～8°，局部10°，總體地表情況帶區巷道布置及生產系帶區準備方式的確定1）巷道布置簡單，巷道掘進和費用低、投產快2）系統簡單，占用設備少，費用少，通風線路短方向轉折變化少，同時使巷道交叉點和風橋等通風構筑物也相，本設計礦井膠帶大巷布置在煤層中，輔助軌道大巷布置在煤層底板穩定巖層中，輔助采用1t固定式礦車。長距離的傾斜巷道，使掘進及輔助、行人比較現有設備都是按長壁工作面的回采條件設計和制造的不能完全適應傾斜長帶區巷道布置9章通風設計確定工作面采用一進一回的布置方式，每個工作面共布置兩條斜巷，一側布置一條：一條進風兼輔助，一條回風兼運煤。為提高掘進速度，節省掘3m保護煤柱。Fs21689m3.54m，賦存穩200m4.5m3.2m4m3mBB=208.5（mU帶區帶區內分帶斜巷鋪設B=1000mm的膠帶輸送機，煤炭到大巷礦車，集中到井底煤倉，由主井箕斗提升至地面；帶區內輔助采用連續牽引車，材料車從井底車場出來，經輔助大巷到回采工作面的輔助斜巷，再到工作面。東五帶Ⅰ東一帶圖5-1巷道布置帶區生產系統帶區生產系統包括運煤系統、輔助系統、通風系統、排矸系統、供電系統、排水煤由工作面刮板機→斜巷機、破碎機→斜巷膠帶輸送機→大巷礦輔助系輔助大巷→工作面軌道斜巷→工作帶區2106工作面路線為副井→軌道大巷→分帶進風斜巷→帶區運料平巷→分帶軌道斜巷→2106工作面→分通風系統路線如圖5-2圖5-2通風系統路線供電：地面變電站→副井→變電所→軌道大巷→輔助斜巷→工作在工作面2106巷敷設一趟6寸管路，在2106巷低洼處建一水窩，水由工作水流方向：工作面→2106巷→帶區平巷→副井井底水倉→地帶區內巷道掘進方法FD-2×55KW局5.2。帶區生產能力及采出率3.54mA330HLan

（5-

A0——工作面采煤機生產能力H1——采煤機割煤高度——煤層容重，t／m3；L——工作面長度，m；a——采煤機截深，m；n——5C0——工作面割煤回采率，取0.97H1=3.5m=1.46t／m3L=200ma=0.8mn=5C0=0.97，將各值代1， （式中：AB——采區生產能力k1——k2——1A——工作面生產能力，1.308Mt/a1.20Mt/a1.439Mt/a帶區采出率=帶區實際采出煤量/帶區工業儲量×100% 帶區內工業儲量為：2.478帶區內實際采出煤量為：2.127=2.127/2.478×100%=（帶0.750.80.8585%規定。帶區車場選型設7°50m處，大巷采用由架線式機車牽引1t固定式礦車，因此，軌道斜巷與大巷之間通過車場和帶區運料平巷緩和連接15°斜巷長約100m，頂端設一部SDJ—28A絞車用于輔助提升；7mSQ—1200—75連續牽引車主絞車。由于工作面斜巷與大巷都采用膠帶，運煤斜巷與大巷之間存在空間位置差，井底變電所至首采帶區的供電系統電路壓降不大，不布置帶區變電所5-3帶區下部車1-大巷2-帶區運料平巷3-軌道大巷4-運料進風石門5-材料車場6-絞車房7-絞采煤工藝方帶區煤層特征及地質條件區穩定可采。帶區內煤層傾角在3°～8°之間，局部10°，平均5°；無煙煤，容重為1.46t/m3，硬度2.5左右；瓦斯含量普遍較低，一般小于1cm3/g；煤塵的性和自然發火5-1采煤工藝方式選擇2～3.5m，賦120，頂底板穩定或較穩定的厚煤層。在采高增加后，支架、采煤機和輸送機的重量都將增大。在傳統的礦井輔助條件下，裝備搬遷和安裝都比較。另外，工藝過程中防治煤壁片幫，設備防倒、防滑回采工作面參數根據前面開拓、準備的巷道布置，采煤工作面沿傾向布置，推進；工作面長度200m220m3.54m3.50m工作面布置兩平巷：平巷用來進風和運煤，回風平巷用來回風和運料。5m寬，3m10m保護煤柱。100m掘聯絡巷貫通。6.1。表 工作面配套設MG200/475-SGZ-采煤工作面破煤、裝煤方式送機雙向割煤法即采煤機往返一次為兩個循環采煤機及刮板輸送機技術特征見表6.2、表 采煤機技術特MG200/475-mmmm量m表 刮板輸送機技術特SGZ-mV0.8m后停機；將支架拉過并順序移溜頂過機頭（機尾）后調換上、下滾筒位置50m（6-1）AAAAAA(aAAAA(bAAAA(cAA(d(e

采煤工作面支護方式

6-1端部斜切進刀方ZYY4410/23/426.4。表 支架技術特mmm初撐工作阻支護強泵站壓支架質t支護面適應煤層傾制造廠煤機6倍進行計算。上覆巖層所需的支護強度按下式計算： 式中 工作面采高 S----工作面支架支護面積，7m2； 4410KN6倍采高驗算所需的工該支架采用先進的電夜控制系統，可實現多種移架方式及推刮板輸送機方式動順序移架，每次移一架；推溜采向成組推溜，每組設置為12架。拉架滯后底滾筒端頭支護及超前支護方式機頭打一排貼幫柱，從切頂線向外打10m，柱距1.0m，幫要背實；當機頭支架側護板距煤壁距離小于1m，打兩根切頂柱，單體柱均勻布置；當機頭支架側護板距煤壁距離大于1m200mm，并且迎山有力。⑵工作面采用FLZ38-20/110Q型單體支柱加鉸接頂梁進行超前支護帽。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。1.8m0.7m15m以內時，嚴禁在兩頭作業，以防甩出大塊傷人。當在拉動端頭支架、推動機、拖拉管及電纜時嚴禁在兩頭作業并撤出人員，以防50m70m以外。各工藝過程注意事項每循環頂、底板與上一個循環頂、底板錯差過±50mm。機頭、機尾各10m要平緩過②端頭支架底座嚴禁鉆底，以防壓住移架桿使機和工作面溜子機頭推移，損③當巷道及兩端頭出口頂板破碎時，應架棚8m2規定執行。①在各點落煤處加設緩沖設置5m/min150～200mm④機組要掌握好采高，嚴禁割底割頂⑦各級機嚴格把關，雜物進入運煤系統⑻頂板及礦壓觀測措工作面及順槽巷道必須加強頂板，工作面支架能超前拉架時必須超前拉架，且工采煤工作面正規循環作業3.50m10m0.8m“三八制作業（半個班檢修，兩個半班生產，均執行現場交制，每班有效工時為8h。24h6.56.5工作面勞動組織2226采煤機2226刮板機2226機11膠帶機1端頭211131113 3.50m 3.50m 33元/t,6.6表 工作面主要技術經濟指1m2m34m5t6個57t8t/9%元回采巷道布回采巷道布置方式布置采區回采巷道是為了把回采工作面和礦井主要開拓巷道聯系起來，構成、動工作面瓦斯涌出量為1.0m3/t，生產能力為1.2Mt/a，根據以風定產的要求及后滿通風U型通風方式。工作面運煤平巷進風，10m回采巷道參數5m寬，3m各順槽斷面及支護特征均相同，為錨網索支護，矩形斷面，凈斷面積15m2M2220#—M22—2400。Z2360(后放)28mm1300mm。Φ16—4800—100—6。④托盤:150mm×150mm×8mm⑤錨桿角度:靠近巷幫的頂板錨桿安設角度與頂板垂線成300角，其余與頂板垂直⑦錨桿布置：錨桿排距1m，每排7跟錨桿，間距800mm，靠近巷幫的頂錨桿距巷幫⑧錨索：單根鋼絞線Φ15.24mm，長度7.3m，加長錨固，采用三支錨固劑，一支規格為K2335(先放)，兩支規格為為Z2360(后放)。錨索矩形布置，每排2跟，排距3m，間距2m1.65m。①錨桿形式和規格：順槽煤柱側為Φ18mm圓鋼錨桿，長度2m，桿尾螺紋為M22，規格型號為Φ18—M20—2000；工作面一側煤幫為Φ18mm玻璃鋼錨桿，長度2m，桿尾螺紋M16Φ18—M16—2000。③托盤:120mm×120mm×6mm，另外玻璃鋼錨桿增加規200m×300mm×50mm30mm。④錨桿角度:靠近頂板的巷幫錨桿安設角度與水平線成1001m4800mm。靠近頂板的巷幫錨桿450mm800mm。3m,77概井下設計對井下煤炭、矸石、材料、設備及人員等的作統籌安排，方式礦井設計生產能力及工作制度礦井煤層較深，儲量豐富，煤質優，厚度較大煤層生產能力較大，井型為1.2Mt/a。礦井工作制度為“三八”16h,330d煤層及煤質22煤層為一穩定~較穩定、結構簡單(偶含泥巖夾矸一層)的厚煤層。全區穩定可采。該煤層傾角在3°～8°，平均5°；無煙煤，容重為1.46t/m3，硬度2.5左右；內瓦斯含量普遍較低，一般小于1.0m3/t；煤塵的性和自然發火危井下系⑴方①運煤由于礦井井型較大需系統有較大的能力煤層賦存條件比較簡單，②輔助：采煤工作面為大功率采煤機進行大采高開采，巷道掘進采用連續采煤機井底車場用起吊設備換裝到支架平板車上，牽引送到工作面和使用地點，再用支架鏟材料和油品等輕型貨物由材料車下井后，采用輕便客貨車運送⑵系工作面→帶區區上山→帶區平巷→采區煤倉→-540m大巷→井底煤倉→副井→井底車場→大巷→材料車場→帶區運料平巷→帶區回風斜巷→工作面③矸石系出矸地→大巷→井底車場矸石卸載站→副井。副井→井底車場→大巷→帶區運煤平巷→帶區運煤斜巷→工作面采區設備選設備選型原則大中型礦井的采區要積極采用連續化，發展重載下運帶式輸送機。輔助要采用高效能、適應性強、單機服務范圍廣的設備，減少環節逐步發展集裝箱，逐步實現礦井輔助的機械化和連續化。選擇礦井方式和設備應滿足的要求必須考慮礦井開拓系統狀況，并與系統統一規劃，注意上下環節能力的配合，以及局部與總體的統一。必須做到井上下兩個環節設備能力基本一致設計時應合理地選擇不均勻系數和設備能力備用系數；為緩和井上下兩個環節的生產不均勻性或不連續，要采區一系統盡量簡化，注意盡量減少的次數必須使設備的、安裝和檢修方便運行安全可靠，工作條件舒適并考慮設必須在決定主要的同時統一考慮輔助是否合理經濟。1.2Mt/a，屬于大型礦井，高產高效，集中生產。采區設備選型及能力驗⑴設備選，結合礦上實際使用情況，以及前面采煤工藝中工作面所選設備的技術特征，采區設備配套選型如下：刮板輸送機型號為SGZ-764/500機型號為SZB-830/180；破碎機型號為PCM132；伸縮帶式輸送機型號為SSJ1200/M。各設備技術特征見表7.1、表7.2、7.37.4。，表 刮板輸送機技術特SGZ-mV表 機技術特SZB-mV表 破碎機技術特tV表 伸縮帶式輸送機技術特V工作面與順槽中的設備采用機相連，為使煤塊有合理的塊度，在機⑵能力驗164t/h為1200t/，機的生產能力為1200t/，破碎機通過能力為1200t/h，槽帶式輸送機通1200t/h。采區系統各設備生產、通過能力均大于工作面最大瞬時出煤能力，且各環節后一設備能力均依次大于或等于前面設備的能力，故所選設備能滿足要求。7.3大巷設備選選擇電機車b.費用少：所需輔助人員少，簡單，動力消耗不大基建投資大，架線式電機車需要較大斷面，會產生不良影響的電流，蓄電電池電機車能行駛的坡度有限制，軌道坡度一般為3‰，局部坡度過30‰。30m3設備選擇大巷內采用蓄電池式電機車牽引小礦車。小礦車選用MD3.3-6型3t底卸式礦車，XK8-6/100-1A型。7.57.6、7.7表 礦車選擇標架線式蓄電池式配套礦車0.67818831.8表 3t底卸式礦容名義載重量軌距外形尺寸（長×寬×高MD3.3-3表 電機車選長寬高8TN-礦井提升概1.2Mt/a55.8330內瓦斯含量普遍較低，一般小于1.0m3/t；煤塵的性和自然發火性都33016采用立井兩水平直接延伸，并列式通風一水平上山開采，水平標高-540主度965m，副度965煤炭采用礦車，矸石、設備、材料電機車1.46t/m32.6t/m373主副井提它是礦山井下生產系統和地面工業廣場相連接的樞紐，是礦山的咽喉。主井提升、由于礦度和產量的不斷增加，纏繞式提升機的卷筒直徑和寬度也隨之加大，使得提升機卷筒體積龐大而笨重給制造安裝等帶來很大的不便摩擦提升與之相比，摩擦輪的寬度明顯減少而且不會因的增加而增大，同時由于主軸跨度的減小而使得主、 HS——礦度，641m；HZ——裝載高度，20m；HX——卸載高度，20mH＝641+20+20＝681Vm＝0.4×H Vm＝0.4×6810.5＝10.44m/sTX＝Vm/a＋H/Vm＋30 a——0.8m/s2；30TX＝10.44/0.8+681/10.44+30＝108.3 Ns＝3600/108.3＝33.2 As——小時提升量，t；An——設計年產量，120t/a；c——提升不均衡系數，1.3；Cr——提升備用系數，1.3；Bn——年工作日，330d；Tv——日提升時間，16h。As＝120×10000×1.3×1.3/（330×16）＝380.1Q＝As 主井井筒凈直徑5.6m，提升高度661m，井塔高度41.3m，裝備兩套同型號的提升機，可同時使用，提升能力1440t/h。主井提升配有定重、定容、定時聯合控制的自動定量裝載3.5mSIEMAG公司提供，主要電控設備ABB公司提供（主變壓器，勵磁變壓器及高壓開關柜2600kW，12脈動交-8-1。表8- 主提升機特tJDG-12/44012t（2臺）至裝載設備定量倉，經稱重后，由氣動操作和分配溜槽翻板交替，向兩個箕箕斗卸載采用先進的外動力，底卸式扇形結構，具有改善井塔內套架的受力，縮短提升循環時間，安全可靠等優點。在主井井塔內卸載位置對應4個箕斗分別安裝有4套扇形閘開閉裝置和連接煤倉與箕斗的活動舌板，的開閉及活動舌板的動作均采用氣動控制，箕斗扇形的每一個開閉氣缸均采路井排氣系統，以盡可能提高開80t，設有煤位及煤流訊號裝置，受煤倉下安裝有兩臺電動給煤機。SIEMAG670m5.02kg/m35mm1670N/mm2，每根845kN。1375N/mm28-2表8- 主井提升鋼絲繩參直徑單位重量抗拉強度每根繩總破斷力63副井提升SIEMAG4×412508-3。23t的大件設備。表8- 提升機特8-4。表8- 副井提升鋼絲繩參直徑單位重量抗拉強度每根繩總破斷力42礦井概況、開拓方式及開采方礦井地質情況位于黃淮沖積平原東部，地勢低洼平坦，自西北向東南微微傾斜，地面標高+32.49~+36.50m，一般為+32m至+35m3m左右。地表廣為巨厚的新生。斷層和巖漿侵入所造成的天然焦邊界；南靠城郊煤田邊界南北最大7.64km，最小3.03km，平均6.5km；東西寬最大3.96km，最小2.3km，平均4.3km；面積。1.2Mt55.8a在范圍內，二2煤層賦存穩定，平均傾角9.73°，礦井相對瓦斯涌出量為平均1.0m3/t，煤層自然發火性和煤塵無性均較弱。礦井通風系統的基本要求礦井通風方式的確定一般說來，新建礦井多數是在并列式、分列式、兩翼對角式和分區對角式中9.1。表 通風方式比藏深，但長淺，長度不大，而且煤層較大（超過若采用分列式，初期工程量大，回風線路與并列式差不多，同時基建費用比若采用并列式，因為礦井長度較長，不經濟地處平原，且埋藏并不算淺，所以不適合用分區對角式。本礦屬于低瓦斯礦井，考慮到范圍廣，設計生產能力大，為了盡快出煤，減少初設一個回風井，具置見開拓平面圖。主要通風機工作方式選擇抽出式主要通風機使井下處于負壓狀態當一旦主要通風機因故停上運轉時井下的壓力提高，有可能使采空區瓦斯涌出量減少，比較安全壓入式主要通風機使井下處于正壓狀態當主要通風機停轉時壓力降低，有可能使采空區瓦斯涌出量增加，比較。在由壓入式通風過渡到深水平抽出式通風時，有一定，過渡時期是新舊水平帶區通風系統的要求作業時，主要人行巷道和工作點上的污風不串聯。通風構筑物和調節設施及輔助通風機要少充分利用一切可用的通風井巷，使通風井巷工程量最小進風井巷與采掘工作面的進的粉塵濃度不得大于0.5mg/m3新設計的箕斗井和混合井作進風井已作進風井的箕斗井和混合井必須采取凈化措施，使進的含塵量達到上述要求。主要回風井巷不得作人行道，井口進風不得受礦塵和氣體的污染，井口排60%采場、二次破碎巷道和電耙道，應利用貫穿通風，電耙應位于的上風側，有污風串聯時，應人員作業。井下破碎硐室和庫，必須設有獨立的回風道10min40%帶區通風方式的確定軌道斜巷進風：這種通風方式新鮮不受煤炭釋放的瓦斯、煤塵污染及放熱影響。運煤斜巷進風：由于方向與運煤方向相反，容易引起煤塵飛揚，煤炭在過程中所釋放的瓦斯，可使進的瓦斯和煤塵濃度增大，影響工作面的安全衛生條件。機設備所散發的熱量，使進的溫度升高。此外，礦車來往頻繁，需要加強管理，防止短路。，，采區及全礦所需風采煤工作面實際需要風量根據《礦井安全規程》規定，回采工作面回風巷中瓦斯和二氧化碳的濃度不得超13.5～7.5m3/min，以瓦斯涌出量計算工作面風量。即： Qwi——iQgwi——i個工作面回采時沼氣的平均絕對涌出量，m3/min；Kgwi——iKgwi＝1.4。Qwi=100×4.2×1.4=591m3/min9.2表 工作面適宜氣候條23 1.5 Vwi——第i個回采工作面風速，進溫度20-23℃，取Vwi=1.4Swi——i12m2；Qwi=60×1.4×12=1008m3/min 4——Nwi——i50Qwi=4×50=200Qwi=1008m3/min 180m3/min≤1008m3/min≤2880由風速驗算可知，Qwi＝1008m3/min備用面需風量Q備=0.5 Q備——備用工作面所需風量，m3/minQ備=0.5×1008=504掘進工作面需風量煤巖與瓦斯突出礦井中，煤層的掘進工作面應安設自動檢測斷電裝置；②局部通風機10m。局部通風機和濕式除塵器的吸礦井生產前期，為保證生產正常，在正常生產期間，安排兩套獨立通風的連采機 Qgh——掘進工作面瓦斯絕對涌出量，1m3/min；Qh=100×1×1.5＝150m3/min Nh——20Qh=4×20＝80Q掘=（Q通 Q通——100m3/min10m2，1臺。Q通250m3/min⑷按風速進行驗算，根據上述計算可知，掘進工作面所需風量為500m3/min。Q通≥60×0.25×Sd Sd——iQ通≥250硐室所需風量變電所硐室150m3/min；材料庫100m3/min；檢修硐室120m3/min其他巷道所需風量ΣQ其它≥60×0.25×S

S——其他巷道平均斷面面積，10m2ΣQ其它=600礦井風量計算ΣQ=K×（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它 ΣQ礦井總風量，m3/min；ΣQ采——ΣQ掘——ΣQ其它——ΣQ=4183 N——井下工作的最多人數，71Q=383.4m3/min4183m3/min風量分配4m3/min地點的實際需風量使回中的瓦斯、二氧化碳、氮氣和其他有害氣體的濃度以及風速、9.3。表 礦井各用風地點風量分配分配風量2211通風構筑物為了保證礦井通風系統穩定，在巷道內設有一系列構筑物，用來控制的流動⑵風窗設置的變電所材料庫等硐室的回風道中控制風量大小的通風構筑物全礦通風阻力計礦井通風阻力既能克服通風時期的阻力又能保證礦井在容易時期通風機的效率不低于0.7，所以必②確定礦井通風容易和時期。一般情況下，礦井投產剛達到設計產量時，主要通風機所服務的這個時期為容易時期；主要通風機服務年限內的后期為時期。量最大、巷道總長度最長的線路計算最，不必計算出所有巷道的阻力。只有不能直接判斷哪條線路阻力最大時，才需要計算出所有線路的阻力，比較后得出最。計算結果累加起來，使得出通風容易和時期的井巷通風阻力Hmin和Hmax。15%計算。2940Pa10%15%計算。⑵容易和時期的阻力計按照經過巷道產生的阻力不同，可分為摩擦阻力和局部阻力。由上述原則可知，90%10%。Hfi=αi×Li×Ui×Qi2/Si3=RQ2Hfi——i個井巷摩擦阻力，Pa；Li——i個井巷的井巷長度，m；Ui——巷道凈斷面周長，m；Qi——i個通風井巷風量，m3/s；R——井巷摩擦風阻，NS2/m8風時期的最路線。⑶礦井最路9.19.2繪制網絡圖(9.39.4)，并由此風斜巷→帶區運煤平巷→大巷→風井通風時期：副井→進風石門→軌道大巷→井底車場→帶區運料平巷→軌道上山→1.051.05倍。沿最大的阻力路線分別計算通風容易時期和通風時期的通風阻力，見表9.4和9.5 Hmax——通風時期總阻力，Pa；hfd——通風困那時期總摩擦阻力，Pa9.8表 通風容易時期摩擦阻力計算LUSQv43表 通風時期摩擦阻力計算LUSQv43土表 礦井通風總阻總阻力兩個時期的礦井總風阻和總等積孔fR=hr/Q f礦井通風等積孔計算 總風阻為：R=0.24NS2/m8hr=1163.6Pahr=2867.2Pa表9- 礦井等積等積孔表9- 礦井通風難易程度與等積孔的關系礦＜1m21～2m2＞2選擇礦井通風設選擇主要通風機 1163.6Pa 通風時期，考慮自然風壓主要通風機通風，主要通風機靜風壓hrsmax＝hrmax=2867.2 2K56No.24。表 工況風壓風量/m3·s效率輸入功率№.249.10電動機選型Nmin/Nmax＝125/265＝0.47<0.6NeNfke

（9-

He——Nf——ke——HeeHed根據電動機的輸出功率和輸入功率以及主要通風機要求的轉速，選擇型號為Y200-10/1180Y350-10/4309-14。9-14電動機參礦井主要通風設備及裝備要求5%15%。bde為使進風井筒附近和井底車場發生火災或瓦斯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《煤炭安全規程》規定要求在10min內能吧礦井轉過來，60%。設計采用反風道反風，即在出風井另開反風道，安防治特殊的安全措瓦斯管理措施建立瓦斯的巡檢測和連續檢測的雙重檢測系統，可靠預防和控制瓦斯事故的發生在采煤工作面以及與其相互連接的上下斜巷設置瓦斯儀檢測中瓦斯含量嚴格掌握風量分配，保證各個工作面和機電硐室有足夠的新按井下在冊人員配備式自救器3m煤塵的防治利用環境安全監測系統，及時測定中的風塵濃度防塵、灑水、降塵系統，對煤流各點必須經常噴霧灑水相鄰煤層所有機道和回風道必須設置隔爆木棚采掘工作面的工人應按規定佩戴防塵帽和防塵預防井下火災的措施對個工作面及采空區進行束管監測，電子計算機，及時掌握自燃征兆和情況防水措施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后d.打開煤柱放水時g.底板原始導水裂隙有透水時h.接近其它可能出水地區時 9.5339.3通風容易時期網絡33圖9.3通風時期網絡82圖9.1通風容易時期立體圖9.2通風時期立體表10- 設計礦井基本技術經濟指12層13m4°3～15（56d班78a9amm—低1—開拓方式（指井筒形式、水平數目—mm個1個1mmm個3大巷方——3t—28t—mm徐永圻.《采礦學》.徐州：中國礦業大學杜計平.《采礦學》.徐州：中國礦業大學王德明.《礦井通風與安全》.徐州：中國礦業大學林在康，左秀峰.《礦業基礎》.徐州：中國礦業大學錢鳴高，石平五.《礦山壓力及巖層控制》.徐州：中國礦業大學劉剛.《井巷工程》.徐州：中國礦業大學洪曉華.《礦井提升》.徐州：中國礦業大學鄭西貴，李學華.《使用采礦AutoCAD2010》.徐州：中國礦業大學朱，韓振鐸.《采掘機械與傳動》.徐州：中國礦業大學鄒喜正，劉長友.《安全高效礦井開采技術》.徐州：中國礦業大學中國煤炭建設.《煤炭工業礦井設計規范》.：中國計劃楊孟達.《煤礦地質學》.：煤炭工業中國煤礦安全監察局.《煤礦安全規程》.：煤炭工業張寶明，陳炎光.《中國煤炭高產高效技術》.徐州：中國礦業大學綜采設備管理手冊編委會.《綜采設備管理手冊》.：煤炭工業中配煤礦總公司物資供應局《煤炭工業設備手冊.徐州中國礦業大學王省身.《礦井防治理論與技術》.徐州：中國礦業大學林在康《井筒斷面圖冊》.中國礦業大學林在康《巷道斷面圖冊》.中國礦業大學林在康《井底車場圖冊》.中國礦業大學林在康，李希海.《采礦工程專業畢業設計手冊》.徐州：中國礦業大學陳炎光，陳冀飛.《中國煤礦開拓系統》.徐州：中國礦業大學陳炎光，徐永祈.《中國采煤方法》.徐州：中國礦業大學專分摘本文系統總結評述了近年來煤礦瓦斯治理和抽放理論及其應用的諸多成果和進展，覆巖采動裂隙的分布形態及其中瓦斯運移規律是今后的研究重點，也是實現煤與ANSYS數值模擬，分析煤（PPZ及儲集提供了通道和空間，是瓦斯的運移和帶，對于合理的布置瓦斯抽放系統提供了緒課題研究的背景到目前為止，瓦斯依然是我國煤礦傷亡、損失最大以及發生最頻繁的重大惡性事故，嚴重著礦井的安全生產，并給煤礦企業帶來沉重的經濟負擔，迫使許多高瓦斯突出礦井長期處于虧損經營狀態，有的甚至。據統計，原國有重點煤礦576處礦井中，27748%1976年我國煤礦瓦斯事故死亡人數比例占20.2%，而到了2000年，煤礦的瓦斯事故人數的比例卻上到54%,僅當年共發生特大瓦斯事故69起，1326人，分別占當年煤礦特大事故總起數和92%94.4%20-607倍。尤其是近年來，隨著7.7×1010m332.5%，造成嚴重的大氣污染。法比擬的無污染、無油污等多種優點。按瓦斯的熱值（約為3.35~3.77×105J/m3）計算，1000m3瓦斯約相當于4t原煤所產生的熱量。另外，瓦斯除用做民用之外，還可采不但可以大大地降低礦井瓦斯排放量有效防治瓦斯從而保障煤炭的安全回采，并為社會提供的就業機會從而實現礦井安全生產新能源供應和環境保護三重效應，我國是世界上煤層瓦斯（煤層氣）資源儲量巨大的國家之一。據中聯煤層氣公司與煤炭科學研究總院西安分院一輪的煤層氣資源預（2000年在300-2000m范圍內儲藏著3.146×1013m3的瓦斯資源，約占世界的13%，與我國常規天然氣的資源國勘探利用煤層瓦斯資源（其年產量占天然氣總產量的5%，相當于我國天然氣的年總產量）1000m3的氣井數目不多，且產氣量不甚穩定，主要原因是技術尚未有重大突破。因此，必須在吸收開發煤層瓦斯成功經驗的基礎上，研究適合煤礦瓦斯抽放機理的國內外研究現狀力學學科的滲流理論。自1947年前學者P.M.克里切夫斯基將滲透理論用于描述煤60年。目前，在國內外指導煤目前瓦斯抽放理論存在的問題及發展方向經形成較嚴密的，并在煤礦安全生產中起到了一定的作用。但由于瓦斯在煤巖體采動裂隙帶中瓦斯的運移特從多場耦合的角度建立采動裂隙帶固氣耦合數學模型，并由此分析瓦斯在其內的運移采動裂隙帶抽放瓦斯多場耦合分析綜放工藝之所以在富含瓦斯特厚煤層的推廣應用中遇到，在很大程度上是因為綜1個大氣壓左右，而鄰近層煤層若未進行有害氣體和礦塵，創造適宜的氣候條件。而在工作面通風過程中，因漏風影響，部分風流相混合，并在作用下向工作面回風側方向運動。因采空區氣體流動的影響，使采.（2-1）角的瓦斯超限二是造成工作面回中瓦斯超限第三甚至造成分區總回風巷瓦斯超限。起瓦斯，使工人的生命以及礦井的財產受到，從而不能保證正常的煤炭生產。因2.1所示。2-1全土程學等多學科是一個復雜的問題本文基于一定的假設在受周世寧李樹剛、采動裂隙等效巖體的概念發生重大變化，其裂隙充分發育，滲透率大大提高，連續性從微觀角度來講已不在成立，文主要是參學者C.H.科米薩羅夫的觀點來確定其力學參數。彈性模量（2-2）Kμ可按下式計算： 基本假設（as（ap，即： （2-4）假設（1-n）asaPav=nap氣體充滿于整個采動裂隙帶的空隙（包括原始空隙和采動空隙Darcy定律。但隨著比流量的增大，Darcy定律便不成立。就實1~10之間的某個值，Darcy定律仍是隙壓力變化的微段內可視為線性，遵從達西定律（Darcy'slaw）,而在整個區段上則服從（2-式中:ao、bo、η——實驗常數a——Biot有效應力系數，a=a1+a2θ+a3p+a4θp采動裂隙帶煤巖體變形場方程組（2-式中：σij——總應力張量fi——體積力張量 （2-式中：σij——有效應力張量δij——Kroneker將式（2-8）代入式（2-7}（2-（2-10）uji——單元移（2-將式（211）代入（29）再將式（2-10）代入（2-12）

（2-（2-（2-14）采動裂隙帶氣體滲流一擴散場方程zx,y,z軸平行在裂隙系統中，混合氣體從前側流出，后側流入；左側流入，右側流出；下側流入，上側流出（2.2所示q（x,y,z）密度p（x,y,z2-2微元控制體在△tx（2-15）在△ty（2-16）在△tz 于是經過△t時間，氣體流入和流出控制體的質量差為：（2-18）此，△tρn都將發生變化，△t（2-19）W的匯，則單位時間內流入的