第頁結合以上公式，把已知值代入，可得：容易時期：總風阻為：總等積孔：=1.1917/=3.2m2困難時期:總風阻為：總等積孔：=1.1917/=2.8m2通風容易時期和通風困難時期的總風阻和等積孔見表9-3-3：表9-3-3礦井等積孔容易時期困難時期總風阻/0.140.18等積孔/m23.22.8表9-3-4礦井通風難易程度與等積孔的關系表通風阻力等級通風難易程度等積孔大阻力礦中阻力礦小阻力礦困難中等容易＜1m21～2m2＞2m2由以上計算看出，本礦井通風容易時期和通風困難時期總等積孔均大于2m2，總風阻均小于0.35N·S2/m8，屬于通風容易礦井。9.4選擇礦井通風設備9.4.1選擇主要通風機的基本原則根據《煤炭工業設計規范》等技術文件的有關規定，進行通風機設備選型時，應符合下列通風機選型的原則：①風機的服務年限盡量滿足第一水平通風要求，并適當照顧第二水平通風；在風機的服務年限內其工況點應在合理的工作范圍之內。②當風機在服務年限內阻力變化較大時，可考慮分期選擇電機，但初裝電機的使用年限不小于5年。③風機的通風能力應留有一定的富裕量。在最大設計風量時，軸流式通風機的葉片安裝角一般比允許使用最大值小5°；風機的轉速不大于額定值的90%。④考慮風量調節時，應盡量避免使用風硐閘門調節。⑤正常情況下，主要通風機不采用聯合運轉。根據前面計算，用扇風機的個體特性曲線來選擇主要通風機，要先確定通風容易和通風困難兩個時期主要通風機運轉時的工況點。9.4.2通風機風壓的確定1）自然風壓通風機的壓力與自然風壓有很大關系。風機選型時計算風機壓力須計算出礦井自然風壓。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風流的密度。（1）靜壓礦井進、出風井的空氣柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的壓力成為自然風壓，它對礦井風機的工況點會產生一定的影響，因此設計中應考慮自然風壓對風機的影響。H=ΔρgH（9-16）式中：Δρ——進風井筒與出風井筒空氣平均密度差，kg/m3，見表9-4-1；H——井筒深度，m。表9-4-1空氣平均密度項目進風井筒/kg·m-3出風井筒/kg·m-3冬1.281.24夏1.221.26副井深度：Z副井=560m風井深度：Z風井=550m高差：Z高差=560-550=10m冬季空氣密度取：ρ進=1.28kg/m3，ρ出=1.20kg/m3，Ρ平均=1/2×（ρ進+ρ出）=1.26kg/m3冬季自然風壓：hna=ρ進gZ副井+ρ平均gZ高差-ρ風井gZ風井（9-17）=1.28×9.8×560+1.26×9.8×10-1.24×9.8×550=61.52Pa夏季空氣密度取：ρ進=1.20kg/m3，ρ出=1.24kg/m3，ρ平均=1/2×（ρ進+ρ出）=1.22kg/m3夏季自然風壓：hna=ρ進gZ副井-ρ平均gZ高差-ρ風井gZ風井（9-18）=1.20×9.8×560+1.22×9.8×10-1.24×9.8×550=-357.5Pa冬季自然風壓有利于礦井通風，壓力為61.52Pa，夏季自然風壓阻礙礦井通風，壓力為-357.5Pa。2）主要通風機工作風壓（1）該礦井為抽出式通風，通風容易時期主要通風機靜風壓：（9-19）式中：——通風容易時期主要通風機靜風壓，Pa；——表示通風容易時期礦井通風總阻力，Pa；——表示容易時期幫助通風的自然風壓，=61.52；——表示風峒的通風阻力，通常為20～50，取50Pa。故：=1354.55-61.52+50=1389.03Pa（2）通風困難時期，考慮自然風壓反對主要通風機通風，主要通風機靜風壓：（9-20）式中：——通風困難時期主要通風機靜風壓，Pa；——表示通風困難時期礦井通風總阻力，Pa；——表示困難時期反對通風的自然風壓，=357.5；——表示風峒的通風阻力，通常為20～50，取50Pa。故：=2373.48＋357.5＋50=2780.98Pa（3）主要通風機的實際通過風量因有外部漏風（防爆門和通風機風硐漏風）通過主要通風機的風量必大于礦井總風量，對于抽出式用下式計算：（9-21）式中：——實際風量，m3/s；1.05——抽出式礦井通風外部漏風系數；——風井總風量，m3/s。容易時期：=1.05×5922.27/60=103.6m3/s困難時期：=1.05×6871.02/60=120.2m3/s9.4.3主要通風機工況點以同樣的比例把礦井總風阻曲線繪制于通風機個體特性曲線圖中，則風阻曲線與風壓曲線交于點，此點就是通風機工況點或工作點。工況點的坐標值就是該主要通風機實際產生的靜壓和風量。通風機的選擇方法是：根據礦井通風設計所算出的需要風量，和風壓的數據，在從許多條表示不同型號、尺寸、不同轉數或不同葉片安裝角的主要通風機運轉特性曲線中選擇一條合適的特性曲線，所選的這條特性曲線，表明了它所屬的主要通風機型號、尺寸、轉數和葉片安裝角度等。這就是選擇主要通風機的方法。作風阻曲線由風機風壓與風量的關系方程確定；通風機特性曲線由選擇的主要通風機確定。容易時期：（9-22）困難時期：（9-23）則主要通風機工作參數見下表：表9-4-2主要通風機工作參數一覽表項目容易時期困難時期單位風量/m3·s-1風壓/Pa風阻/N·s2·m-8風量/m3·s-1風壓/Pa風阻/N·s2·m-8103.61389.030.129120.22780.980.1929.4.4主要通風機的選擇及風機性能曲線在選擇通風機的時候，工況點要在通風機的合理工作范圍內，軸流式通風機的合理工作范圍如下：上限：應在“駝峰”右側，實際應用的最大風壓值的0.9倍以下。下限：通風機的運轉效率，不得低于0.6。左限：葉片安裝角θ的最小值，對一級葉輪為10°，二級葉輪為15°。右限：葉片安裝角θ的最大值，對一級葉輪為40°，二級葉輪為45°。根據以上原則及表9-4-2中的風機工況點選擇東西兩翼風機為：FBCDZ-8-NO.24B型的對旋式軸流風機。根據FBCDZ-8-NO.24B型的對旋式軸流風機的性能曲線，可以確定主要通風機實際工況點，見表9-4-3。表9-4-3主要通風機工況點型號時期葉片安裝角/°轉速/r·min-1風壓/Pa風量/m3·s-1效率/%輸入功率/kWFBCDZ-8-NO.24B容易43/3574014861070.74216困難55/4774029101230.804439.4.5電動機選型根據礦井通風容易時期和困難時期主要通風機的輸入功率和計算電動機的輸出功率。由/=216/443=0.49﹤0.6，故通風容易時期和困難時期需要選用不同的電動機。電動機的輸出功率：（9-24）式中：——電動機的輸出功率，kW；——通風機的輸入功率，kW；——電動機容量備用系數，取1.15；——電動機效率，取0.90；容易時期：=216×1.15/0.90=276（kW）困難時期：=443×1.15/0.90=566.1（kW）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JR157-8和JR1512-8的異步電動機，其詳細參數見表9-4-4。表9-4-4電動機參數時期型號功率/kw電壓/V電流/A轉速/rpm效率/%功率因數容易JR157-8320600036.573590.50.83困難JR1512-857060006873592.50.859.6安全災害的預防措施9.6.1預防瓦斯和煤塵爆炸的措施（1）回采和掘進工作面以及回風巷中，必須按規定定期檢查瓦斯，如發現異常，必須按規定處理。（2）盲巷、盲硐、片幫及冒頂處等容易積聚瓦斯的地點，必須及時處理。（3）掘進應采用雙風機，雙電源和風電閉鎖裝置。（4）掘進與回采工作面應安設瓦斯自動報警裝置。（5）大巷及裝煤站應安設瓦斯自動報警斷電儀。瓦斯超限后應自動切斷供電及架線電源。（6）所有易產生煤塵的地點。必須采取灑水滅塵等防塵設備及除塵設施。（7）井下風速必須嚴格控制，防止煤塵飛揚。井下所有煤倉和溜煤眼均應保持一定存煤，不得放空，不得兼作通風眼。（8）綜采工作面應采取煤塵注水。按照保安規程設計懸掛巖粉棚和防水棚。（9）煤塵應定期清掃。巷道應定期沖刷，各個轉煤點應進行噴霧灑水。9.6.2預防井下火災的措施（1）井下中央水泵房和中央變電所設置密閉門、防火門。并設設區域返風系統。（2）井下機電設備選用防爆型為原則。應加強機電設備的安裝質量。并加強維修及管理。防止漏電及短路產生高溫和火花。（3）對自然發火的煤層，應加強煤炭與坑木的加收；加強密閉，及時密閉采空區；對停采線進行黃泥灌漿或噴灑阻化劑；分層開采還應在采區隨采隨注。（4）二阻化劑防火：根據化驗與實踐，本礦自然發火期長，但為確保安全，應預備部分黃泥用于危險時期灌漿。9.6.3防水措施（1）井巷出水點的位置及其水量，前采空區積水范圍、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。①接近水淹或可能積水的井巷、老空或小煤礦時；②接近水文地質復雜的區域，并有出水征兆時；③接近含水層、導水斷層、溶洞和陷落柱時；④打開隔離煤柱放水時；⑤接近有出水可能的鉆孔時；⑥接近有水或稀泥的灌泥區時；⑦底板原始導水裂隙有透水危險時；⑧接近其它可能出水地區時。10礦井基本技術經濟指標表10-1設計礦井基本技術經濟指標序號技術經濟指標項目單位數量或內容1煤的牌號優質氣煤2可采煤層數目層13可采煤層總厚度m2.94煤層傾角°0～6（平均3°）5（1）礦井工業儲量Mt311.4（2）礦井可采儲量Mt124.56（1）礦井年工作日數d330（2）日采煤班數班27（1）礦井年生產能力Mt/a120（2）礦井日生產能力t/d3327.08礦井服務年限a79.89礦井第一水平服務年限a79.810井田走向長度m5250井田傾斜長度m760011瓦斯等級—低12（1）礦井正常涌水量m3/h378（2）礦井最大涌水量m3/h40013通風方式—中央并列式式14開拓方式—立井單水平15一水平標高m-50016生產的工作面數目個117采煤工作面年推進度m158418（1）移交時井巷工程量m12000（2）達產時井巷工程量m1600019開拓掘進隊數個320大巷運輸方式—機車牽引固定礦車21礦車類型—固定礦車和自制平板車22電機車類型臺數蓄電池電機車3臺23設計煤層采煤方法—綜采一次采全高24（1）工作面長度m210（2）工作面推進度m/月132（3）工作面坑木消耗量m3/千t0.6參考文獻[1]杜計平.采礦學［M］.徐州：中國礦業大學出版社，2008[2]徐永圻.采礦學［M］.徐州：中國礦業大學出版社，2003[3]林在康,左秀峰.礦業信息及計算機應用［M］.徐州：中國礦業大學出版社，2002[4]林在康,李希海.采礦工程專業畢業設計手冊［M］.徐州：中國礦業大學出版社，2008[5]鄭西貴,李學華.采礦AutoCAD2006入門與提高［M］.徐州：中國礦業大學出版社，2005[6]錢鳴高,石平五.礦山壓力及巖層控制［M］.徐州：中國礦業大學出版社，2003[7]王德明.礦井通風與安全［M］.徐州：中國礦業大學出版社，2007[8]楊夢達.煤礦地質學［M］.北京：煤炭工業出版社，2000[9].中國煤炭建設協會.煤炭工業礦井設計規范［M］.北京：中國計劃出版社，2005[10]岑傳鴻,竇林名.采場頂板控制與監測技術［M］.徐州：中國礦業大學出版社，2004[11]蔣國安,呂家立.采礦工程英語［M］.徐州：中國礦業大學出版社，1998[12]李位民.特大型現代化礦井建設與工程實踐［M］.北京：煤炭工業出版社，2001[13]綜采設備管理手冊編委會.綜采設備管理手冊［M］.北京：煤炭工業出版社，1994[14]中國煤礦安全監察局.煤礦安全規程［M］.北京：煤炭工業出版社，2006[15]朱真才,韓振鐸.采掘機械與液壓傳動［M］.徐州：中國礦業大學出版社，2005[16]洪曉華.礦井運輸提升［M］.徐州：中國礦業大學出版社，2005[17]中國統配煤礦總公司物資供應局.煤炭工業設備手冊［M］.徐州：中國礦業大學出版社，1992[18]章玉華.技術經濟學［M］.徐州：中國礦業大學出版社，1995[19]張寶明,陳炎光.中國煤炭高產高效技術［M］.徐州：中國礦業大學出版社，2001[20]于海勇.綜采開采的基礎理論［M］.北京：煤炭工業出版社，1995[21]王省身.礦井災害防治理論與技術［M］.徐州：中國礦業大學出版社，1989[22]劉剛.井巷工程［M］.徐州：中國礦業大學出版社，2005[23]中國煤炭建設協會.煤炭建設井巷工程概算定額［M］.北京：煤炭工業出版社，2008[24]鄒喜正,劉長友.安全高效礦井開采技術［M］.徐州：中國礦業大學出版社，2007[25]徐永圻.煤礦開采學［M］.徐州：中國礦業大學出版社，1999專題部分厚煤層分層開采及巷道合理位置確定模擬分析摘要：運用數值模擬分析方法，研究煤柱支承壓力在底板的分布規律。研究結果表明，煤柱底板的應力分布具有明顯的非均勻分布特征，應力集中程度最高地方在煤柱內和煤柱下，向采空區發展則應力集中程度迅速降低；布置下分層回采巷道中，除避開煤柱支承壓力增高區外，還應考慮煤梓下底板應力分布狀態非均勻性的影響，應力分布狀態的非均勻分布特征可用應力改變率衡量。研究結果對類似條件下巷道合理布置具有一定指導意義。關鍵詞：厚煤層分層開采；數值模擬；應力狀態；巷道布置概述我國是世界上煤炭生產和消費大國，2007年我國煤炭產量達25×108t以上，占世界煤炭產量的1/3以上。我國一次能源的70%來自于煤炭，因此煤炭在我國能源結構中具有其它能源無法替代的作用。在我國現有煤炭儲量和產量中，厚煤層（厚度≥3.5m）的產量和儲量均占45%左右，是我國實現高產高效開采的主力煤層，具有資源儲量優勢。由于煤層厚度大，對其開采可以有多種方法進行選擇。隨著煤炭市場好轉和高產高效開采的迫切需要，放頂煤開采和大采高開采技術得到了快速發展和廣泛應用。然而煤炭開采與具體的地質條件、開采條件等有密切關系，因此厚煤層開采要根據煤層條件和技術條件等采用合適的開采方法。對于特厚煤層目前的開采方法主要有大采高一次采全厚綜采采煤法、綜采放頂煤方法和分層開采方法。在現有的技術裝備條件下,煤層厚度在3.5～6.0m時應優先采用大采高一次采全厚綜采采煤方法;煤層厚度在6～10m時可選用放頂煤一次采全高開采方法;當煤層厚度大于10m時可采用分層開采和放頂煤開采兩種方法,其選擇的依據主要取決于煤層的可放性。1我國厚煤層分層開采的主要方法在20世紀80年代以前，厚煤層主要以分層開采為主，即平行于厚煤層面將厚煤層分為若干個2.0～3.0m左右的分層自上而下逐層開采，個別也有自下而上逐層開采的。當自上而下逐層開采時，上一分層開采后，下一分層是在上分層垮落的頂板下進行，為確保下分層回采安全，上分層必須鋪設人工假頂或形成再生頂板。目前多采用在分層間鋪設金屬網，作為下一分層開采的“假頂”，如圖1．下分層開采在“假頂”保護下作業，稱為下行分層開采。有的礦區為了進行地面保護，或在特易自燃的特厚煤層條件下采用了上行充填開采，如水砂充填、風力充填等，稱為上行分層開采。圖1分層開采示意圖分層開采的優點是技術相對成熟，是我國長期應用的1種采煤方法，具有設備投資少、一次采高小、瓦斯治理技術相對成熟、上露巖層及地表可以實現緩慢下沉等。2厚煤層分層開采與其它采煤方法的比較厚煤層開采的效益好，可使用的方法也相對較多，無論采用哪一種方法進行開采，都可獲得較好的經濟效益。在20世紀80年代初期以前，厚煤層開采的主要方法是分層開采，但是到了20世紀90年代中期后，由于放頂煤開采的效益好，產量高，在某些礦區試驗成功后，全國迅速推廣放頂煤開采方法。近年來由于大采高開采技術裝備的逐漸成熟，全國又迅速推廣大采高方法，這就使得表面上看厚煤層開采經歷了由分層開采、放頂煤開采、大采高開采3個階段，似乎從技術等級上也是由普通的分層開采，經歷放頂煤開采到高技術的大采高開采，但事實上并非如此。從厚煤層開采的沿革而言，經歷了由分層開采、放頂煤開采、大采高開采3個階段，但是我們不能簡單地說這3種方法具有低級到高級的關系，而是針對不同條件而采取的不同方法。有些條件下，需要采取多種方法的綜合。如在我國新疆等地，存在許多厚度達30~50m的煤層，對于該類煤層，顯然簡單的采用一種方法不盡合理，若井型條件允許，采用分層大采高放頂煤開采是首選方法。因此，根據具體煤層條件選用合適的開采方法，做到與環境協調發展，使煤炭資源回收率和開采效益最大化是當前我國厚煤層開采中面臨的主要問題。在放頂煤開采的高潮期，個別條件不適宜放頂煤開采的礦井也應用了放頂煤技術，使得資源回收率和開采效益不盡如人意。今天在大采高開采技術比較成熟的條件下，許多礦井都在創造條件應用大采高開采方法，也可能最后發現有些條件不適宜應用大采高技術。因此針對具體煤層條件和企業的經濟實力選擇合適的開采方法尤其重要。一般而言，對于井型較小、煤層瓦斯災害嚴重、煤層硬度較小、地面需要緩慢下沉的礦井應用分層開采仍然是合適的開采方法。對于瓦斯較小或者瓦斯可以得到有效治理、煤層硬度較小、厚度在6～15m的煤層，采用放頂煤開采方法則是較好的選擇。對于煤層厚度4～7m，煤層硬度較大，工作面生產能力要求較大的煤層，采用大采高開采則是較好的方法。對于多數特厚煤層，如厚度在10m以上，甚至達到30m或者50m時，可以綜合應用上述幾種方法，其實對于許多巨厚煤層，在埋深等條件允許時，也可以考慮采用露天開采方法。在厚煤層開采過程中，目前急需解決如下一些問題。3厚煤層分層開采所面臨的問題3.1厚煤層分層開采頂板管理問題厚煤層分層開采最突出的問題就是頂板管理問題。根據下分層頂板形成條件不同,分層綜采可分為3類:人工假頂分層綜采、留煤皮假頂分層綜采和再生頂板分層綜采。目前在人工假頂分層綜采工作面中,已廣泛使用塑料網人工頂板。塑料網以聚丙稀為主要原料編織而成,具有重量輕、耐腐蝕、防老化、抗靜電等特點,并且單價較金屬網低。根據國內的經驗數據,人工假頂分層綜采工作面單產在210～215萬t/a左右。再生頂板分層綜采,其工藝簡單、工序少、成本低、煤炭資源回收率高。但再生頂板的形成對地質條件和水文地質條件的要求比較苛刻,此外,還需考慮下分層開采的滯后時間、采掘接續等問題。頂分層冒落的巖塊,能否形成再生頂板,主要取決于偽頂和直接頂的巖石性質,對于偽頂較厚的泥質頁巖,只有鋪單層網加注漿的方法,才可形成再生頂板并達到滿意的效果;當直接頂巖石中含有40%以上粘土頁巖,采空區濕度高,并有足夠的壓力時,也可形成再生頂板。留煤皮作假頂的分層綜采,雖然推進速度比鋪網分層綜采快,也不必考慮頂板的再生問題,但煤炭回收率較低。目前，厚煤層頂板事故發生最頻繁的是推垮型冒頂事故。人工假頂上部是上分層開采后一次或數次陷落的松散破碎矸石,經黃泥灌漿、矸石自重壓實、破碎矸石間存在一定的摩擦力及相互吸引力,有一定的粘結強度,但與原始頂板巖石相比其強度還是很低的,所以人工假頂下頂板的管理是受松散、破碎矸石層的特定條件控制的,這種頂板極易分離、斷裂、下沉、移動,活動性很強。因此，這是造成推跨型冒頂事故的主要原因。3.1.1厚煤層分層開采推垮型冒頂事故的原因（1）支柱的迎山角架設不當,形成退山或反山,故支柱對頂板的支撐力不強,當頂板來壓時,支柱失穩而傾倒。（2）缺柱、柱子初撐力不夠、單體液壓支柱漏液卸載、支架架設質量差等造成頂板破碎矸石下沉分離,引起局部網兜,網兜四周支柱失穩,并逐漸失去支撐力。（3）人工假頂上的破碎矸石經過黃泥灌漿互相粘結和矸石自重壓實,并由于破碎矸石間有一定的摩擦力和相互吸引力,所以金屬網假頂下頂板壓力小,支架受力不大,根據礦壓觀測的結果,支柱載荷一般為150～200KN/m,因而支柱穩定性差。（4）聯網質量差或網子間局部未聯,工作面發生局部冒頂,進、回風巷道掘進時發生局部冒頂,未進行處理,形成頂板空洞,造成金屬網假頂上破碎矸石沿傾斜方向向下滑動的危險空隙,遇有分離、斷裂,頂板即向下移動,從而導致大面積推垮型冒頂事故。（5）開切眼重疊布置,上分層放頂只有部分冒落,金屬網邊未落,矸石未充滿采空區,由于放炮、回柱、割煤等工序誘發條件的影響,兜住頂板松散矸石的金屬網極易帶動支架向老塘傾倒移動,而造成大面積推垮型冒頂事故。（6）開切眼內錯布置,放頂前金屬網未剪斷或剪網不徹底,回柱后形成整條網兜或局部間隔網兜,造成支架向老塘傾倒移動,而發生大面積推垮型冒頂。3.1.2厚煤層分層開采推垮型冒頂事故的特征（1）重大推垮型冒頂事故多發生在初次放頂期間。（2）冒頂前頂板壓力顯現不明顯,沒有征兆,是在人員工作中突然發生的。（3）突發性大,冒頂來勢猛,速度快,工作人員來不及避難,從多次搶救出來的遇難者看都是在原地工作時的姿態,幾乎沒有來得及跑動一步,是人力無法抗拒的。（4）冒頂前支柱受力不大,冒頂后頂梁、柱子沒有折損,推倒的柱子方向明顯,均沿傾斜下方被推倒。（5）冒頂后人工假頂有的沿煤壁切斷,有的沿煤壁下垂至底板,將工作面上下端隔斷,給搶救工作和恢復生產造成極大的困難。（6）冒頂物主要為黃泥膠結后的碎煤、碎矸。（7）冒頂可發生在各種工序時間,有的在回柱過程中,有的在準備作業中。3.1.3防治措施（1）搞好工作面工程質量,特別是支架質量。支柱的迎山角要架設合理,迎山有力支架齊全無損,加強單體液壓支柱的檢查維護,消除漏液卸載,提高支柱支撐力,以減少頂板破碎矸石的分離、下沉、斷裂。（2）加強黃泥灌漿和開采時間的合理安排。黃泥灌漿可采用隨采隨灌和采后封閉灌漿的方法,灌人黃土量要達到采出噸煤量的一倍,才能粘結好頂板破碎殲石,要盡量減少分層回采工作面未灌漿而連續開采,同時要合理安排開采時間,上分層開采后要有3～6個月的停采間隔,使頂板矸石冒落穩定,自重壓實。（3）做好人工假頂的鋪設和聯結。要鋪設平展聯結牢固,網邊網頭對結聯牢,隔一個孔或孔孔相聯,杜絕局部斷網而造成冒頂。（4）分層開切眼內錯布置時,第一次放頂前必須剪斷靠煤柱側的金屬網,做到斷網放頂。分層開切眼重疊布置時,第一次放頂前要在上分層網邊靠煤柱側掛網,掛網高度同采高,以利本分層放頂時受力均勻,下分層掘進開切眼時在金屬網下,避免掘進冒頂,回采漏頂。（5）認真做好初次放頂期間的頂板管理。用拉鉤式連接器將工作面單體液壓支柱連結成“整體支架”,增加支架的穩定性,合理確定工作面支護密度。3.2厚煤層分層開采通風問題及其解決方案厚煤層分層開采由于再生的復合頂板完整性較差,工作面漏風比較嚴重,尤其是下分層初期開采時,更為明顯,對安全生產影響較大。3.2.1存在問題1.工作面風速低。由于漏風造成工作面供風量小于設計要求,致使風速滿足不了實際需要,風速達不到原設計要求,很難將生產中的煤塵帶走,往往容易造成煤塵積累超限,這對礦井安全生產威脅十分嚴重。2.工作面風量小。由于復合頂板的完整性較差,給工作面漏風創造了條件,生產時容易形成進、回兩巷間風流短路,造成工作面供風量小,很難達到設計要求。尤其在下分層初期生產時,由于供風線路較長,漏風點多,損失的風量多,因此工作面風量小的問題更為突出。并且，由于風量小,很難將生產中產生的有害氣體稀釋,這對職工身體健康及安全生產十分不利。3.工作面溫度高。工作面風量小勢必影響工作面的溫度,高溫作業對職工的身體健康十分不利,從而對安全生產也會有影響的。4.其他。由于漏風,影響工作面的風量,很容易造成瓦斯、煤塵積聚,嚴重時會發生瓦斯、煤塵爆炸。此外,漏風給上分層的采空區提供了供氧條件,極易形成煤層自燃發火,這些重大隱患對生產的威脅十分嚴重。3.2.2解決方法（1）煤層注水回采前預先注水濕潤煤體,是降低煤層開采時粉塵產生量的最有效的方法。控制生產過程中的產塵量,是為了預防煤層自燃發火。此外,對工作面降溫效果也比較好。因此,在生產前要按設計要求,加強煤層注水,既可降溫滅塵,又有利于再生頂板形成。2.2.2采空區注漿上分層采空區注漿效果如何,直接影響下分層復合頂板的形成;而且注漿對煤層自燃發火也能起到預防作用。加強上分層采空區注漿,提高下分層復合頂板的質量,對減少工作面漏風是十分關鍵的。2.2.3噴堵進風巷進風巷靠近工作面的上隅角是漏風的關鍵部位,架棚巷道尤為突出。對進風巷進行噴堵,對減少漏風效果比較明顯。目前主要以噴漿封堵為主,此外也可以采取注凝膠及其它材料進行封堵。2.2.4吊掛擋風簾工作面靠近采空區側漏風也是工作面風量損失的一個主要原因,靠近采空區一側吊掛擋風簾,可有效控制采空區漏風,減少工作面風量的損失,提高風量的利用率。2.2.5加強通風設施管理,合理選擇工作面風量加強工作面通風設施的管理,減少沿途風量的損失,合理選擇工作面的供風量,按規程要求及時測風,發現風量變化,及時對系統進行調整,以保證工作面生產風量的需求。3.3厚煤層分層開采采空區自燃問題及解決方案厚煤層分層開采采用分層綜采無煤柱開采，會使本分層工作面采空區以及層與層之間采空區連成一片組成大面積采空區，各采空區密閉墻頻繁的啟封，導致各種漏風通道使采空區的浮煤供氧預氧化，如果一處出現自燃，其有害氣體必然波及整個相連的采空區以及影響到生產工作面，采空區漏風規律復雜，處理難度相當大。自然發火是制約厚煤層開采工藝發展的重要因素之一，也是煤炭科技工作者多年來致力解決的一個難題。3.3.1分層自燃發火類別分析采用分層綜采無煤柱開采技術，對提高煤炭資源的回收率，減少煤炭資源的損失，產生了巨大的經濟和社會效益，但是由于分層開采，特別給下分層開采防滅火工作帶來了一系列新情況。（1）分層開采時一分層采空區發火機率較低，下分層及鄰區準備或開采時引起上分層或相鄰采空區內部發火機率較高，其主要原因是下分層開采時重新揭露煤層，造成漏風供氧繼續氧化上分層浮煤所致，由于上分層的遺留煤已經預氧化，下分層開采時重新供氧，浮煤自然發火期縮短，自然危險性增強。（2）無煤柱開采使得本工作面采空區和相鄰采空區連成一片組成大面積采空區，各條停采線也都相互連通，如果一處出現自燃，其有害氣體必然波及整個相連的采空區；更為嚴重的是，有害氣體還會影響到生產工作面，采空區漏風規律復雜，處理難度相當大。（3）沿空掘巷巷道使得從沿相鄰采空區遺煤帶漏風量增大，使得相鄰采空區遺煤自燃性增強。（4）沿空巷道所留小煤柱及頂煤受礦壓影響較破碎，使得巷道破碎煤體易自燃發火。（5）分層開采過程中有的地點如斷層、停采線防火處理難度較大，往往一處地點造成多次自燃，常出現在自燃的地點主要是“兩道一線”，即工作面、上下順槽及停采線。因為這些地點的煤氧化時間長，一旦出現丟煤量較多，就容易自燃。3.3.2采取的主要防滅火對策采用分層無煤柱開采技術，必須從生產源頭減少采空區浮煤和漏風，使自然發火的隱患大為降低，但防滅火的工作絕不能掉以輕心。在自然發火的防治過程中，具體的防滅火工作在不同時期、不同地點采取不同的對策。（1）分層開采采空區自燃危險區域判定開展采空區“三帶”劃分的研究，對相鄰采空區遺煤帶“三帶”分布規律的考察，采用了打鉆孔取樣的方式，監測方法為各鉆孔每天人工取樣一次，送化驗室分析氣體組分并整理。通過長期考察分析，取得了相鄰采空區遺煤帶內氣體組分的變化規律，為旁側相鄰采空區“三帶”劃分提供了大量可靠數據；對工作面后方采空區“三帶”分布規律的考察采用了埋管的方式和豎管監測的方法獲取了大量的監測數據，為工作面后方采空區“三帶”劃分提供了可靠的依據。根據現場測試各種數據和參數，結合實驗結果和工作面的推進速度，確定開采工作面采空區自燃危險區域判定。分析和判斷自燃危險區域的位置、范圍及其發生、發展、變化趨勢，確定分層開采防滅火工作重點。（2）最大限度地回收采空區遺煤在工作面回采時嚴禁預留頂煤，接頂木垛料必須回收，在斷層、二合頂等地質構造區域為確保工作面正常推進預留的頂煤從架尾放出，并納入采區安全評估考核內容。（3）對臨時隔離煤體及頂板遺煤注膠體封堵漏風對破碎煤體施工鉆孔，角度及方位根據現場情況決定，長度一般為2～3m，間距2～3m，下套管并用水泥或海帶封孔，套管直徑1寸，每節長度1.5m，端頭為管螺紋，套管聯接采用管箍。鉆孔中第一節套管為花管，花管由套管加工而成，每隔10cm鉆一個φ15mm的孔，并均勻分布在套管圓周的各個方向，注水玻璃凝膠或水泥膠體，杜絕漏風。（4）均壓防滅火在采區漏風可疑地點及密閉墻設觀測點定期全面檢測壓力差分布狀況，在礦井主要通風機合理運行工況條件下，通過對井下風流的調整，改變有關巷道風壓分布，均衡火區或采空區進、回風兩側的風壓差，減少和杜絕漏風，使采空區內空氣不產生流動和交換，斷絕氧源，達到窒息惰化火區或抑制煤炭自然發火。（5）預埋灌漿管，定期注漿工作面每推進50m左右敷設一路長度不小于100m的注漿管。注漿管管徑不小于50mm，每2.5m設一個出漿口，出漿口朝向煤壁，出漿口大小盡量沿漿液流向逐漸減小。工作面敷設下一路注漿管時開始送漿。要保證漿液能覆蓋采空區，灌漿不僅可以帶走熱量，而且對裂隙處起著充填封閉作用。（6）對沿空掘巷開門點重點處理分層開采工作面兩巷掘進期間要對分層停采線實施淺孔鉆注水泥漿，以包裹停采線遺煤，以防在掘進期間形成供氧自熱環境。（7）無論生產接續多么緊張，都要盡量避免前采后掘和采后即掘。前采后掘會加劇采空區漏風供氧強度，促成遺煤自燃。采后即掘也不可取，采空區沒有一個充分冷卻壓實的過程就緊跟下分層掘進，無疑為采空區提供了一個連續供氧的環境，在生產接續安排上必須杜絕。總的來說，破碎煤體的存在以及與氧氣接觸是不可避免的，但是如能減少破碎煤體的存在并縮短其蓄熱時間，采區均壓使采空區內空氣不流動，自然發火的幾率將會大大降低。對集約型生產礦井若一個工作面受影響，對于全礦來說造成的損失將是難以估量的。針對分層開采上、下分層的相互連通，采空區漏風規律復雜，給礦井的安全生產帶來很大的安全隱患。為了保障礦井的安全生產，研究厚煤層分層無煤柱開采綜合防滅火技術十分必要。只有掌握了厚煤層分層開采漏風規律及防火防治重點區域，礦井防滅火工作才有了堅實的基礎。3.4厚煤層分層開采的卸壓防突煤與二氧化碳突出和煤與瓦斯突出一樣,均是煤礦生產過程當中嚴重的自然災害。開采保護層是區域性防突的最有效的措施之一。急傾斜特厚煤層運用水平分層開采時,對下分層有自我保護作用,但其在垂直方向的保護深度和在走向、傾向的保護范圍并未確定。3.4.1上下分層應力變化特征（1）煤巖層傾斜方向,上水平工作面開采對下水平工作面開采及順槽掘進有明顯的卸壓保護作用，卸壓保護角約為70°～80°，卸壓幅度可達60%～80%；上分層開采后在底部煤層形成一個凹形的卸壓范圍。（2）沿煤巖層走向方向的采止線附近,卸壓保護角約為65°,卸壓保護深度可達40多米,該處的卸壓幅度約為40%。如果工作面走向推進距離較短,巷采煤柱就會難以形成較大的保護深度,所以保護層開采不能采用巷采法。（3）沿煤巖層走向方向,可以看出順槽掘進對下水平煤層有較大范圍的卸壓保護作用;但沿煤巖層傾斜方向分析,順槽由于橫向寬度較小,使其對下水平煤層不具有明顯的卸壓保護作用。3.4.2防突措施（1）礦井在分層開采時,采空區內盡量不留煤柱或盡量留小煤柱(2～3m)。不得已留煤柱時須在采掘工程平面圖上標記,以劃分保護范圍。對煤柱影響帶,下分層可能因卸壓不充分未消除突出危險,必須采取措施消除突出危險才能回采。（2）下分層采掘工作面應盡量布置在保護范圍內,減少突出危險;否則,應采取相應的防突措施。4厚煤層分層開采巷道布置及煤柱留設4.1巷道布置4.1.1內錯式布置內錯式布置是下分層平巷在上分層工作面的內側,形成正梯形煤柱,如圖3所示,煤柱尺寸變大,而工作面長度縮短,但巷道在假頂下掘進，易于掘進和維護，適宜于10m以上的煤層厚度。圖2內錯式巷道布置4.1.2外錯式布置外錯式是下分層平巷在上分層工作面的外側,煤柱成倒梯形,愈到下分層煤柱尺寸愈小,工作面長度愈大,一般認為,外錯式布置方式是將巷道布置在上分層的煤柱下,使得巷道圍巖處于支承壓力作用區,對巷道維護不利，所以很少采用。事實上,分層開采采用巷道外錯式布置,可以最大限度地保證工作面的長度,充分發揮綜采設備的優勢,減少資源損失,提高煤炭回采率。如圖3所示。圖3外錯式巷道布置4.1.3平移式布置平移式布置是下分層平巷與上分層平巷之間平行錯開一定的距離,或平移到上分層的采空區內，如圖4,或平移半個煤柱,如圖5,小平移布置方式適合于10m以上煤層厚度,大平移方式圖6，適合于8m以上煤層厚度。其中圖4和圖5為部分無煤柱巷道布置方式.部分無煤柱化分層綜放開采時,各分層均采用雙巷布置,區段間留設一定寬度的保護煤柱。在開采過程中,通過調整上、下分層順槽的位置,讓上分層區段煤柱位于下分層工作面可放頂段,在下分層放頂時,將上分層區段保護煤柱以頂煤的形式放出。上分層采空區應力集中的性質有利于下分層開采時區段煤柱的回收,可以保證區段煤柱的回收率。圖4平移式巷道布置1圖5平移式巷道布置2圖6平移式巷道布置34.1.4垂直式布置重疊式布置是下分層平巷在上分層平巷的垂直下方,如圖7所示,能夠保證工作面的長度,但增加了下分層巷道支護的難度,適宜于12m以上的煤層厚度。圖7垂直式巷道布置4.1.5完全無煤柱化巷道布置對于巨厚煤層分層綜放開采時,可以按圖8所示布置回采巷道。這時,運輸順槽沿煤層底板掘進,布置在上區段回風順槽的底部,回風順槽沿頂板掘進,區段間取消了保護煤柱,實現了完全無煤柱分層綜放開采。這種巷道布置方式必須由上到下順序開采;采用該巷道布置方式時,特殊的巷道布置方式能夠保證工作面中部頂煤較好的預裂效果,放煤效果相對較好;運輸平巷又處于上區段開采應力降低區,解決了因留設適量保護煤柱而將下區段順槽處于采動影響應力增大區造成區段順槽難于維護的弊病。由于兩順槽不在同一層位上,這就使得回采工藝上與普通一次采全厚工藝有一定的區別。圖8完全無煤柱化巷道布置錯層位分層綜放開采回采系統集成了綜放采全厚回采工藝和分層開采工藝的特點。首先,上分層開采時必須沿底鋪設網片,形成下分層開采時的假頂;其次,其特殊的巷道布置方式,使得開采時兩個順槽附近一定的范圍內(通常3～5個支架寬度)不進行放頂作業,這個特點與一次采全厚綜放開采相同。基于其特殊的巷道布置方式,在使用錯層位綜放開采時,回采工藝與普通綜放開采存在一定的區別,主要表現在以下幾個方面:(1)沿工作面方向來說,整個工作面劃分成了三個分段,即采用所謂的“三段式回采工藝”;(2)采用錯層位巷道布置時,大大提高了綜放面可放頂長度比例,可以大大提高采區回采率;(3)由于分層間鋪設了金屬網片,下分層開采時工作面回風順槽附近也要鋪設網片,一方面有利于下區段運輸順槽的維護,另一方面避免了上區段采空區矸石下竄,降低煤炭混矸率。5巷道布置模擬分析5.1UDEC數值模擬軟件簡介及適用性簡析通用離散元程序(UDEC,UniversalDistinctElementCode)是一個處理不連續介質的二維離散元程序。UDEC用于模擬非連續介質(如巖體中的節理裂隙等)承受靜載或動載作用下的響應。非連續介質是通過離散的塊體集合體加以表示。不連續面處理為塊體間的邊界面,允許塊體沿不連續面發生較大位移和轉動。塊體可以是剛體或變形體。變形塊體被劃分成有限個單元網格,且每一單元根據給定的“應力2應變”準則,表現為線性或非線性特性。不連續面發生法向和切向的相對運動也由線性或非線性“力2位移”的關系控制。在UDEC中,為完整塊體和不連續面開發了幾種材料特性模型,用來模擬不連續地質界面可能顯現的典型特性。UDEC是基于“拉格朗日”算法很好地模擬塊體系統的變形和大位移。從離散化的角度出發,巖體本質上是節理介質,煤層開采后的覆巖破碎、斷裂、離層等發育,可作為離散體來處理,且塊體間存在著力的聯系,因而離散元在礦山巖體力學和礦山壓力研究中得到較廣泛的應用,對模擬煤層開采沉陷問題比較適用。5.2數值模擬研究目前,我國厚煤層分層開采多采用下行開采方法。由于厚煤層上下分層巷道布置距離很近，下分層開采前頂板的完整程度已受到上分煤層開采的損傷破壞，且因受上分層開采的區段煤柱在形成集中壓力影響，使得下分層回采巷道的合理布置及支護成為生產中的一個突出問題。一般認為，下分層開采時，在殘留區段煤柱邊緣形成一個應力降低區，將下部煤層回采巷道布置在此區域內以避開煤柱壓力集中區是合適的，易于維護。但實際上，盡管巷道處于應力降低區內，下分層開采時巷道的礦山壓力顯現還是十分明顯，變形和破壞嚴重，維護十分困難，嚴重影響著礦井正常生產。為解決厚煤層分層開采下分層回采巷道的合理布置問題，本文采用數值模擬方法分析了煤柱支承壓力在煤柱底邊的非均勻狀態的應力分布規律；在此基礎上對下部煤層回采巷道的合理位置進行了研究。5.2.1數值模擬實例以某礦地質條件為例，煤層厚度13m，埋深600m,為近水平煤層，直接頂為1.5m的泥巖，老頂為7.8m的砂巖，直接底為0.5米的細沙巖，老底為2m的砂巖。理論分析和計算實踐表明,當由于結構或工程開挖釋放荷載作用于巖體某一部位時,對周圍巖體的應力及位移將有明顯影響的范圍大約是開挖或結構與巖體作用面的輪廓尺寸的2.5～3倍,在此范圍之外,影響甚微,可忽略不計。確定數值模擬模型的煤巖層范圍為:寬×高=420m×100m,模型的上面施加均勻的垂直應力,按模型上覆巖體的自重考慮。根據研究問題的需要,模型邊界可以認為底部無水平和垂直位移,左右兩邊界無水平位移,即速度為零,巖體內部只存在天然自重應力,因研究區內地質構造較單一,不考慮小斷層和地質構造應力的作用。模型采用摩爾-庫侖模型。據此建立的數值模擬模型,見圖9。圖9數值模擬模型（a）20米保護煤柱數值模擬模型（b）30米保護煤柱數值模擬模型圖10不同保護煤柱數值模擬模型圖11和圖12給出了上分層不同煤柱寬度時垂直應力等值線分布圖。從圖10和圖11中可以看出，煤柱對下分層的應力分布影響很大，應力集中程度最高的地方均發生在煤柱下方，向采空區發展則應力集中程度迅速降低；煤柱底板的應力分布具有明顯的非均勻特征，對于同一水平面上的底板而言，離煤柱越近則應力不均衡程度越大，遠離煤柱則應力不均衡程度變小，應力分布狀態越趨于緩和、均勻。在下分層水平面上，當煤柱寬度為20m時應力降低區距煤柱中心線水平距離為18m；煤柱寬度為30m時應力降低區距煤柱中心線水平距離為25m。（a）20m煤柱垂直應力等值線（b）30m煤柱垂直應力等值線圖11不同煤柱垂直應力等值（a）20m保護煤柱（b）30m保護煤柱圖12煤柱底邊應力分布曲線對于同一水平面上的下分層而言，離煤柱越近則應力不均衡程度越大，遠離煤柱則應力不均衡程度越小，應力分布狀態越趨于緩和、均勻。巷道布置在應力不均衡程度越小處，支架受力狀態更合理，巷道更易于維護。因此，厚煤層分層開采下分層巷道合理位置，不但要考慮將巷道盡可能布置在采空區下方的應力降低區內，還應考慮煤柱底板應力場的不均衡程度對支護結構影響。采用應力改變率來衡量其不均衡程度，即K=d[dσ（x）/d（x）]（1）式中：σ（x）某一水平面上的底板中的應力分布函數，X為應力計算點距煤柱邊緣的水平距離。由式(1)可知，如果K值較小，則說明該處應力狀態不均衡程度較小。據此函數可得到各應力狀態改變率的極值Kmin進而可以確定各應力狀態改變率的極值位置，綜合應力改變率的極小值位置及應力值，可最終確定下分層回采巷道合理布置。根據以上分析，結合數值模擬結果(見圖11)可以確定，當上分層保護煤柱為20m時，下分層內錯距離應大于6m；當上分層保護煤柱為30m，內錯距離應大于5m。下面進行驗證。當保護煤柱為20m時，下分層巷道布置在離煤柱邊界6m的地方。巷道寬5m，高3.5m。即巷道布置在離煤柱6～11m的范圍內。當煤柱為30m時，下分層巷道布置在離煤柱邊界5m處，巷道寬5m，高3.5m，即布置在離煤柱5～10m的范圍內。則巷道頂底板移近量如圖13。（a）20m保護煤柱巷道頂底板移近量模擬曲線（b）30m保護煤柱頂底板移近量模擬曲線圖14巷道頂底板移近量模擬曲線如圖可知，巷道頂底板移近量最大值僅為34mm，幾乎觀測不到變形，由此可知，在次布置巷道是穩定的。5.2.2結論(1)煤柱底板中應力場具有明顯的非均勻分布特征，為非均勻應力場。對于同一水平面上的底板而言，離煤柱越近則應力不均衡程度越大，遠離煤柱則應力不均衡程度越小。在非均勻應力場下布置巷道時，易導致支護體結構失穩。(2)應力場的不均衡程度可以采用應力改變率K來衡量，K=d[dσ（x）/d（x）]。K較小時，則說明該處應力狀態不均衡程度較小。巷道布置在應力不均衡程度越小處，支架受力狀態越合理，巷道越易于維護。(3)厚煤層分層開采下分層煤層回采巷道布置時，不但要考慮將巷道布置在采空區下方的應力降低區內，還應考慮盡可能將其布置在應力改變率為極小值的位置處。(4)工程實踐表明，本文所提出的確定厚煤層下分層煤層回采巷道合理位置的方法是可行的。研究結果對類似條件下巷道合理布置具有一定的指導意義。翻譯部分英文原文TechnologyforTomorrowandEquipmentSelectionforIndiaCoalMinesABSTRACT:ThecontributionprovidesashortintroductiontoeconomicchangesinIndianandconsequencestonaturalenergyresources.BytheexampleofcoalproductiontherearedescribedtheIndiaenergyreserves.Nextpartofcontributiondescribesminingtechnologyfromtheactualstatetothefuturedevelopment.Astheconclusiontheminingindustryhastoacceptnewminingtechnologyandautomationsystemstoimplementintelligentminingof21stcentury.1.CHANGINGECONOMICSCENARIOININDIA-COMPETITIVEMARKETCOMPANYAswestandtoday,atthethresholdofaGlobalMarket,therearemanychallengesfacingtheIndianCoalIndustry.Sincethebeginningofthisdecade,dramaticpoliticalandeconomicreformsinitiatedbytheGovt.in1991markawatershedinIndia’seconomicthinkingandaimatloweringprotectionismandintegratingthecountry’seconomywithglobalmarket.Barrierstoimportandforeigncapitalarebeinglowered.Changesinindustrial,foreigntrade,exchangerate,andtaxpolicieshasledtoaparadigmshifttowardsmarketforcesandcompetition.Theoldparadigmthatdictatedsuccessisbeingreplacedbynewrules.TheemergingbusinessscenarioindicatesthatthereisanurgentneedfortheIndiancoalindustrytobecomeproactive,improveitsoverallperformanceandunderstandingofmarketandcustomersneed.Therehastobeanincreaseintheawarenessandconcern,efficiencyimprovementandincreasingproductivityandprofitability.CoalIndia,whichproduces90%ofcoalproductionofIndia,hastodevelopamarketingstrategy,whichusesitsowncompetitionadvantagestomeetthechallengesofgrowingcompetitionfromimportedcoalandthenewentrantsintheIndiancoalmarket.Witharound60%oftheprimaryenergyneedsbeingmetbycoalandwithlargereservesavailableinthecountrycomparedtootherfossilfuel,theroleofcoalinthecountry’seconomywillcontinuetobevital.TheliberaleconomicpoliciesareencouragingtherapidexpansionofindustryinIndia,whichinturniscreatingunprecedenteddemandforcoaltofuelpowerstations,steelplants,cementandvariousotherindustries.Giventheabovescenariosomeoftheconsiderationsforthelong-termstrategicobjectivesforthecoalindustryhastobetobecomethecostleaderintermsofbeingthelowestcostproviderofagivenvalueandtoincreaseproductiontomeetthechallengesofwideninggapbetweendemandandindigenouscoalavailability.Itshouldbenotedthatliberalizationisremovingmostoftheregulatoryentrybarriersforsuperiorpositioningintermsofefficiencybyutilizingthebestavailabletechnologyandequipment.2.COALININDIATheprimacyofcoalintheenergypolicyplanningofthecountryliesinitsrelativelycomfortableresourcepositionvis-à-visthatofthehydrocarbons.Thepresentavailablecoalresourcesgoingbythereservetoproductionratioisexpectedtolastforanother233yearsascomparedto15yearsforoiland23yearsforNaturalGas,makingcoalaverysecureenergysourceforthecountry.Thepresentprovenrecoverableresourcesoffossilfuelsare:Coal84billionCrudeoil0.715billiontonsNaturalgas692billionm32.1CoalReserveGeologicalcoalresourcesaspertherecentassessmentmadebytheGeologicalSurveyofIndia(GSI)isaround220billiontonesinseamsof0.9mandaboveinthicknessandupto1200mdepth.Outofthetotalcoalreserves38%(844.4bt)isundertheprovedcategory,whilethereservesundertheindicatedandinferredcategoryare45%J(98.5bt)and17%(38.0bt),respectively.CoalresourcesinIndiaaccountfor0.8%oftheglobalcoalresources.However,provedreservesare5.7%oftheglobalcoalresources.TheshareofoverallcoalresourcesofdifferentStatesare:Jharkhand32%Orissa23%MadhyaPradesh/Chattisgarh20%WestBengal13%AndhraPradesh6%Matharashtra3%Other3%ThesalientfeaturesofIndiancoalresourcesareasfollows:About64%ofthetotalcoalresourcesoccurwithin300mdepthand26%occursinthedepthrangefrom300-600mdepth.Onlyabout10%resourcesoccurbeyond600mdepthindeepcoalbasinslikeJhariaandRaniganjcoalfields.Resourcesofnon-cokingcoalsamounttoabout85%ofthetotalresourcesofwhichonly12%areofsuperiorgradeandoccurringmostlyinRaniganj.Bulkofthecoalresources(73%)areinferiorgradenon-cokingcoalsoccurringinthickinter-bandedseamsandlcatedincoalfieldslikeSingrauli,Talcher,NorthKaranpura,Rajmahal,IBValleyandKorbaetc.Cokingcoalresourcesareonly15%ofthetotalresourcesconfinedtoonly10outofthe62coalfieldsinJharkhand,WestBengalandMadhyaPradesh.Theprovedreserves(uptoadepthof600m)isestimateat71billiontonesoutofwhichonly30billiontones(42.25%)isminablebyundergroundandtherest41billiontones(57.75%)byopen-casting.PresentlymininginIndiaismostlyrestrictedtoamaximumdepthofabout300meters.Inviewofthelargeavailabilityofindigenouscoalandtomaintain,itsshareintheEnergymix,thereisaneedtoincreasetheproductionofcoalandtoimproveproductionisabout300mtperannumandthedomesticproductionisincreasingatagrowthrateofabout4-5%peryear.3.GROWTHOFCOALPRODUCTIONTheIndiancoalindustryhascomealongwaysincethenationgaineditsindependence.Thegrowthofthecoalminingindustrywasslowtillnationalization.Intheyear1974-75,afternationalizationofcoalmines:thecoalproductioninCILwas78.99mtandtheshareofproductionfromopencastmineswasonly26percent.Rapidincreaseinthedemandofcoalbythepowersectorhasmadeitimperativeforthenationalizedcoalindustrytoaccelerateitsproductionandexpansionprogram.Theundergroundmining,whichdominatedthescenebeforetheduringtheinitialperiodofnationalizationdays,couldnotmeetthegrowingneedsofthepostnationalizationperiodandthereforetherewasashifttowardsincreasedopencastminingtoobtainbulkcoalproductioninshortedtimeframe.Tablebelowshowsthephenomenalgrowthinproductionsince1974-75inCIL。Itmaybeseenfromabovetablethat,inthelast28yearsperiod,growthincoalproductioninCILhasbeenthreefoldwhereasincreaseinproductionfromopencastmineshasbeentenfold.Theshareofopencast,whichwasameagre26%in1974-75,hasgoneupto81%.Undergroundmining,shareinproductiondwindledfrom74%in1974-75toonly19%.InthetenthFive-yearplan,theproductionofcoalisprojectedtoincreaseby77mt:fromalevelof322.74mtin2001-02to399.73mtin2006-07.ThedemandofcoalprojectionintheterminalyearofXIPlan(2011-12)andXIIPlan(2016-17)isexpectedtobe620mtand780mtrespectively.Keepinginviewtheaboverequirementofcoalinthenext15yearsasubstantialincreaseinproductionisenvisagedinthecomingyearstoreducethegapbetweendemandanddomesticsupplyaswellasdependenceonimports.Plan/YearU/GO/GTotalCost%UG/%OG4/1974-197558.2220.7778.9974/265/1978-197961.1328.2990.0568/326/1984-198560.5070.31130.8146/547/1989-199058.71119.91176.6233/678/1996-199755.19195.43250.6222/781997-199853.99206.56260.5521/791998-199953.31203.16256.4821/791999-200052.32208.26260.5820/802000-200152.81216.19268.9019/819/2001-2002*54.84224.16279.0019/8110/2006-2007**62.05287.95350.0018/82*TargetProduction**ProjectedProduction4.MININGTHCHNOLGYOPTIONTheminingindustryisheadingtowardsatechnologydrivenoptimizationprocess.AttainingthetwinobjectivesofacceleratedproductionandlowercostfortheIndiancoalindustryisachallengingtaskduetothetraditionallylabor-intensivenatureoftheindustry.Allthesehavecalledforsignificantandfar-reachingchangesinminingtechnology,inundergroundaswellasinopencastminingmethods.Ithasbeenrealizedthattheunitoperationssuchasdrilling,blasting,excavation,loading,haulingandcrushingandinterrelatedvariablesinthetotalcostequation.Thedevelopmentandutilizationoftheinnovativetechnologiesareveryimportantfortheminingindustrytobecosteffective.Surfacemininghastoimproveitslevelofperformancetomakeinferiorqualityhighashcoaltech-economicallyviableevenintheremotepowerplantsIntheforeseeablefuture,surfaceminingwillcontinuetodominatethecoalproductionscenewithmega-sizedminesforeconomicsofscale.Theplateauofsurfaceminingexpectedbythethirddecadeofthismillenniumhastobesupplementedbytheu/gmining,whichwillbeunderdeepercoverandmayneedstrongdoseofnewtechnologyandheavycapitalinvestment.Theundergroundminingsufferingfrompastlegacyhastoundertakedrasticrevisionofpolicyintermsofsinkingofshaftordevelopmentofinclineopeningofnewdepositsandintroductionofmewtechnologyattheearliesttomeettherisingdemandofqualitycoal.Thedifficultyofstrikingabalancebetweenu/gando/cminingisnecessarytoavoidtotaldependencetoundergroundoperationinfuture.Itwasrecognizedthatthetechnologytobeadoptedforcoalproductionwouldeventuallydependonmarketforces.Marketforcesarelikelytodeterminethemixoftechnologiestobefollowedinthefuturealsoasithasbeenexperienced