本科生畢業設計學院：礦業工程學院專業：采礦工程專業設計題目：劉莊煤礦1.5Mt/a新井設計專題：高瓦斯煤層放頂煤安全開采與瓦斯治理新技術畢業設計題目：劉莊煤礦1.5Mt/a新井設計畢業設計專題題目：高瓦斯煤層放頂煤安全開采與瓦斯治理新技術畢業設計主要內容和要求：本設計包括三個部分：一般部分、專題部分和翻譯部分。一般部分題目：劉莊煤礦1.50Mt/a新井設計。井田走向長度約3.88~4.97km，傾向長度約1.67~2.37km，面積約9.152km2。主采煤層為13-1、11-2、8、5和1號煤層，平均傾角為12°，平均厚度為18.5m。井田工業儲量為234.4Mt，可采儲量為1147.14Mt，礦井服務年限為75.46a。專題部分題目：高瓦斯煤層放頂煤安全開采與瓦斯治理新技術。介紹我國放頂煤開采技術的發展過程，闡明放頂煤采煤法是一種既高產又安全的采煤方法。對于高瓦斯煤層進行放頂煤開采，在硬頂煤和硬頂板特殊的地質條件下，必須采取特殊的措施才能安全開采。翻譯部分題目：CoalfaciesstudiesinSpain院長簽字：指導教師簽字：

大學畢業設計指導教師評閱書指導教師評語（①基礎理論及基本技能的掌握；②獨立解決實際問題的能力；③研究內容的理論依據和技術方法；④取得的主要成果及創新點；⑤工作態度及工作量；⑥總體評價及建議成績；⑦存在問題；⑧是否同意答辯等）：成績：指導教師簽字：年月日

大學畢業設計評閱教師評閱書評閱教師評語（①選題的意義；②基礎理論及基本技能的掌握；③綜合運用所學知識解決實際問題的能力及工作量的大小；④取得的主要成果及創新點；⑤寫作的規范程度；⑥總體評價及建議成績；⑦存在問題；⑧是否同意答辯等）：成績：評閱教師簽字：年月日

大學畢業設計答辯及綜合成績答辯情況提出問題回答問題答辯委員會評語及建議成績：答辯委員會主任簽字：年月日學院領導小組綜合評定成績：學院領導小組負責人：年月日摘要本設計包括三個部分：一般部分、專題部分和翻譯部分。一般部分為劉莊煤礦1.50Mt/a新井設計。劉莊井田位于安徽省阜陽市。東西走向長約3.88~4.97km，南北傾向長1.67~2.37km，面積約9.152km2。主采煤層為13-1、11-2、8、5和1煤層，平均傾角為12°，平均厚度為18.5m。井田工業儲量為234.4Mt，可采儲量為147.14Mt，礦井服務年限為75.46a。礦井正常涌水量為250m3/h，最大涌水量為750m3/h。礦井絕對瓦斯涌出量為27.46m3/min，屬于高瓦斯礦井。根據井田地質條件，提出四個技術上可行的開拓方案。方案一：立井一水平開采（巖石大巷）；方案二：立井一水平開采（煤層大巷）；方案三：立井兩水平開采（巖石大巷）；方案四：立井兩水平開采（煤層大巷）。通過技術經濟比較，最終確定方案一為最優方案。水平標高-700m。設計首采區采用采區準備方式，工作面長度230m，采用一次采全高，礦井年工作日為330d，工作制度為“四六制”。大巷采用膠帶輸送機運煤，輔助運輸采用礦車運輸。礦井通風方式為中央分列式。專題部分題目：高瓦斯煤層放頂煤安全開采與瓦斯治理新技術，介紹我國放頂煤開采技術的發展過程，闡明放頂煤采煤法是一種既高產又安全的采煤方法。對于高瓦斯煤層進行放頂煤開采，在硬頂煤和硬頂板特殊的地質條件下，必須采取特殊的措施才能安全開采；煤與瓦斯共采；煤與瓦斯突出動態預測技術；煤與瓦斯突出區域預測技術；瓦斯煤塵爆炸危險性預測評價技術。翻譯部分題目CoalfaciesstudiesinSpain西班牙的煤炭相關研究。關鍵詞：立井；巖石大巷；采區布置；一次采全高；中央分列式。

ABSTRACTThisdesigncanbedividedintothreesections:generaldesign,monographicstudyandtranslationofanacademicpaper.Thegeneraldesignisabouta1.50Mt/anewundergroundminedesignofLiuzhuangcoalmine.LiuzhuangcoalmineliesinFuYangCity,Anhuiprovince..It’sabout3.88~4.97kmonthestrikeand1.67~2.37kmonthedip,withthe9.152km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamis13-1、11-2、8、5and1withanaveragethicknessof18.5mandanaveragedipof12°.Theprovedreservesofthiscoalmineare234.4Mtandtheminablereservesare147.14Mt,withaminelifeof75.46a.Thenormalmineinflowis250m3/handthemaximummineinflowis750m3/h.Theminegasemissionrateis27.46m3/minBasedonthegeologicalconditionsofthemine,Ibringforwardfouravailableprojectsintechnology.Thefirstisverticalshaftdevelopmentwithonemininglevel(rock);thesecondisverticalshaftdevelopmentwithonemininglevel(mine);thethirdisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevels(rock);thelastisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevels(mine).Thefirstprojectisthebestcomparingwithotherthreeprojectsintechnologyandeconomy.Thelevelisat-700m.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodoftheminingdistrictpreparation.Thelengthofworkingfaceis230m,whichusesfully-mechanizedcoalcavingminingmethod.Theworkingsystemis“four-six”whichproduces330d/a.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andminecartobeassistanttransport.Thetypeofmineventilationsystemisseparateventilation.ThemonographicstudyisHigh-gascoaltoCavingsafeexploitationandthegascontroltechnologyThetranslatedacademicpaperisCoalfaciesstudiesinSpainKeywords:Verticalshaft;Therockroadway;Miningdistrictpreparation;Coalfull-heightmining;separateventilation中國礦業大學2012屆本科生畢業設計第頁9礦井通風及安全9.1礦井地質、開拓、開采概況9.1.1礦井地質概況劉莊井田位于安徽省阜陽市潁上縣的北部，南距潁上縣城20km，西至阜陽市40km。井田范圍：東以F31斷層以東200m到700m為界；西以F25斷層為界；南自13-1煤層-1000地板等高線的地面投影線，北至1煤層隱伏露頭。東西走向長約3.88~4.97km，南北寬1.67~2.37km，面積約9.152km2。在井田范圍內，13-1為主采煤層，煤層傾角10°～16°，平均傾角14°。礦井相對瓦斯涌出量為平均8.7m3/t，絕對瓦斯涌出量為27.46m3/min。9.1.2開拓方式井田開拓采用立井一水平開拓，水平標高-700m。9.1.3開采方法礦井布置一個綜采工作面，工作面長度230m。綜采工作面日生產能力為4545t/d，每日推進度為4.8m。為了保證工作面的正常接替，在一個綜采面生產的同時布置一個獨立通風的掘進面。9.1.4變電所、充電硐室、火藥庫井下大巷采用礦車輔助運輸，工作面平巷無極繩絞車運輸。井底車場設變電所、充電硐室。采區內設采區變電所。巖巷掘進所需火藥由井底車場火藥庫提供，各硐室均需獨立通風。9.2礦井通風系統的確定礦井通風系統包括：通風方式（進、出風井的布置方式）；通風方法（礦井主通風機的工作方法）；通風網路。9.2.1礦井通風系統的基本要求選擇任何通風系統，都要符合投產較快、出煤較多、安全可靠、技術經濟指標合理等總原則。具體地說，要適應以下基本要求：（1）礦井至少要有兩個通地面的安全出口；（2）進風井口要有利于防洪，不受粉塵等有害氣體污染；（3）北方礦井，冬季井口需裝供暖設備；（4）總回風巷不得作為主要行人道；（5）工業廣場不得受扇風機的噪音干擾；（6）裝有皮帶機的井筒不得兼作回風井；（8）通風系統要為防瓦斯、火、塵、水及高溫創造條件；（9）通風系統要有利于深水平式或后期通風系統的發展變化。9.2.2礦井通風方式的選擇選擇礦井通風方式時，應考慮以下兩種因素：（1）自然因素：煤層賦存條件、埋藏深度、沖擊層深度、礦井瓦斯等級。（2）經濟因素：井巷工程量、通風運行費、設備裝備費。一般說來，新建礦井多數是在中央并列式、中央分列式、兩翼對角式和分區對角式中選擇。下面對這幾種通風方式的特點及優缺點適用條件列表比較，見表9.2.1。通過對表中幾種通風方式的比較和技術分析，結合礦井的地質條件。本設計選用中央分列式通風方式。表9.2.1通風方式比較通風方式中央并列式中央分列式兩翼對角式分區對角式優點初期投資較少，工業場地布置集中，廣場保護煤柱少通風阻力較小，內部漏風小，增加了一個安全出口，工業廣場沒有主要通風機的噪音影響；從回風系統鋪設防塵灑水管路系統比較方便風路較短，阻力較小，采空區的漏風較小，比中央并列式安全性更好通風路線短通風阻力小缺點風路較長，風阻較大，采空區漏風較大建井期限略長，有時初期投資稍大，后期維護費用大建井期限長，有時初期投資大井筒數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9.2.3礦井通風方法的選擇通風方法，即礦井主通風機的工作方法。礦井通風方法分為抽出式與壓入式兩種。現將兩種工作方法的優缺點見表9.2.2。表9.2.2通風方法比較通風方式適用條件及優缺點抽出式是當前通風方式的主要形式，適應性較廣泛，尤其對高瓦斯礦井，更有利于對瓦斯的管理，也適用于礦井走向長，開采面積大的礦井。優點：1．井下風流處于負壓狀態，當主要通風機因故障停止運轉時，井下的風流壓力提高可能使采空區瓦斯涌出量減少，比較安全；2．漏風量小，通風管理較簡單；3．與壓入式比較，不存在過度到下水平時期通風系統和風量變化的困難；缺點：1．當地面有小窯塌陷區并和采空區溝通時，抽出式會把小窯積存的有害氣體抽到井下使有效風量減少。壓入式低瓦斯礦的第一水平，礦井地面比較復雜，高差起伏，無法在高山上設置通風機。總回風巷無法連通或維護困難。優缺點：1．壓入的優缺點與抽出式相反，能用回風把小窯塌陷區的有害氣體壓到地面；2．進風線路漏風大，管理困難；3．風阻大、風量調節困難；4．由第一水平的壓入式過渡到深部水平的抽出式有一定困難；5．通風機使井下風流處于正壓狀態，當通風機停止轉動時，風流壓力降低，又可能使采空區瓦斯涌出量增加。抽壓聯合式可產生較大的通風壓力，能適應大阻力礦井需要，但通風管理困難，一般新建礦井和高瓦斯礦井不宜采用，只是個別用于老井延伸或改建的低瓦斯礦井。從以上比較看出，抽出式通風具有明顯的優點，同時礦井地面地勢平坦，不存在小窯塌陷區，表土層比較厚，故礦井采用抽出式通風。9.2.4采區通風系統的要求采區通風總要求（1）能夠有效地控制采區內風流方向、風量大小和風質；（2）漏風少；（3）風流的穩定性高；（4）有利于排放瓦斯，防止煤塵自燃和防塵；（5）有較好的氣候條件；（6）安全經濟合理技術。采區通風的基本要求（1）每個采區必須有單獨的回風道，實行分區通風，回采面和掘進面都應采用獨立通風，不能串聯；（2）工作面盡量避免位于角聯分支上，要保證工作面風向穩定；（3）回采工作面的風速不得低于1m/s；（4）工作面回風流中瓦斯濃度不得超過1％。9.2.5工作面通風方式的確定工作面通風有上行風和下行風之分，以下是上行通風和下行通風兩種通風方式的優缺點比較：（1）上行風風速小時，可能會出現瓦斯分層流動和局部積聚，下行風時，瓦斯和空氣混合能力大，不易出現分層和局部積聚；（2）上行風須把風流引到最低水平，然后上行，路線長，風流被地溫加熱程度大，且運輸設備發熱量也加入，故工作面溫度高；（3）上行風上隅角瓦斯濃度常超限，限制了生產能力；（4）下行風運輸設備在回風巷運轉安全性差；（5）下行風比上行風所需的機械風壓大，因為要克服自然風壓，且一旦停風機，工作面風向逆轉；（6）下行風工作面若有火源，產生火風壓與機械風壓相反，會使工作面風量減少，甚至反風，導致瓦斯濃度上升引爆，故下行風在起火地點瓦斯爆炸的可能性比上行風大。本礦井采用采區式布置，工作面緩傾斜，通過對上行風和下行風的比較，確定工作面通風為上行通風方式。9.1.6工作面的通風方式視瓦斯涌出量、開采工作條件和開采技術而異，按工作面進、回風巷的數量和位置，可分為U型、Y型、W型、Z型等通風方式，各種布置方式比較見表9.2.3。表9.2.3通風方法比較通風方式適應條件及優缺點U型通風方式一進一回，在我國使用比較普遍，其優點是結構簡單，巷道維修量小，工作面漏風小，風流穩定，易于管理，但上隅角瓦斯容易超限，工作面進、回風巷要提前掘進。此種通風方是對了解煤層賦存狀況，掌握甲烷、火的發生、發展規律，較為有利。由于巷道均在煤體中，因而巷道的漏風率減少，適用于低瓦斯礦井。Y型通風方式兩進一回，在回采工作面的上、下端各設一條進風巷道，另外在采空區一側設回風道。優點為：可以很好的解決工作面上隅角瓦斯超限問題，改善了工作環境，提高回收率。E型通風方式兩進一回，下兩巷為進風巷，上面巷為回風巷。優點：使下回風平巷和下部工作面回風速度降低，抑制煤塵飛揚，降低采空區溫度。但是容易引起工作面上隅角瓦斯超限。W型通風方式兩進一回，或一進兩回。優點：相鄰工作面公用一個進或回風巷，減少了巷道的開掘和維護，漏風少，利于防火，在近水平煤層的綜采工作面中應用較廣。Z型通風方式一進一回，前期掘進巷道工程量小，風流比較穩定，采空區漏風介于U型后退和U型前進式之間，但需要沿空護巷和控制經過踩空區的漏風，其難度較大。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。其中階段運輸平巷進風，階段軌道平巷回風。9.3礦井風量計算9.3.1礦井風量計算方法概述礦井總進風量按下列要求分別計算并取其中最大值。按井下同時工作的最多人數計算Q=4NK（式9.3.1）式中：Q——礦井總供風量，m3/min；N——井下同時工作的最多人數，人；K——礦井通風系數，包括礦井內部漏風和分配不均勻等因素。采用壓入式和中央并列式通風時，可取1.20～1.25；采用中央分列式或混合式通風時，可取1.15～1.20；采用對角式或區域式通風時，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。則按井下同時工作的最多人數計算，礦井總進風量為：Q=4×400×1.20=1920m3/min按采煤、掘進、峒室及其它地點實際需要風量的總和計算：（式9.3.2）式中：——采煤工作面實際需要風量的總和，m3/min；——掘進工作面實際需要風量的總和，m3/min；——硐室實際需要風量的總和，m3/min；——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故該項為零。——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；——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。9.3《煤礦安全規程》（2010年版）規定：采區回風道、采掘工作面回風道風流中瓦斯和二氧化碳濃度不得超過1%；采掘工作面的溫度不得超過26℃。回采工作面需風量應按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害氣體產生量、工作面的氣溫和風速以及人數等因素分別進行計算后，然后取其中的最大值。采煤工作面有串聯通風時，應按其中一個采煤工作面實際需要的最大風量計算。備用工作面亦應滿足瓦斯、二氧化碳、氣溫和風速等規定計算風量，且不得低于其采煤時的實際需要風量的50%。按瓦斯涌出量計算：=（式9.3.3）式中：——采煤工作需要風量，m3/min；——采煤工作面絕對瓦斯涌出量，為27.46m3/min——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；炮采工作面可取1.4～2.0；水采工作面可取2.0～3.0。生產礦井可根據各個工作面正常生產條件時，至少進行五晝夜的觀測，得出五個比值，取其最大值。則Qa=100×27.46×1.2=3259.2m3/min按工作面溫度計算：采煤工作面應有良好的勞動氣象條件，其溫度和風速應符合表9.3.1的要求。長壁工作面實際需要風量（），按下式計算：（式9.3.4）式中：——按工作面溫度計算長壁工作面實際需要風量，m3/min；——采煤工作面風速，取2.4m/s；——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15.2m2其他采煤工作面實際需要風量，可按良好的勞動氣象條件計算。=60×2.4×15.2=2188.8m3表9.3.1采煤工作面氣溫與風速對應表采煤工作面空氣溫度/C°采煤工作面風速Va/m×s-1<150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5按人數計算實際需要風量（）：=4×（式9.3.5）式中：——按人數計算實際需要風量，m3/min；——第i個采煤工作面同時工作的最多人數，人。已知N=83，可得：=4×151=604m3取三者中最大值3259.2m3/min。按風速進行驗算：根據《煤礦安全規程》（2010年版）規定，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≥0.25×60×（式9.3.6）式中：——按風速進行驗算各個采煤工作面的最低風量，m3/min；——采煤工作面的平均面積，取15.18m2則≥0.25×60×13.2=198m3/min按最高風速驗算，各個采煤工作面的最高風量（）；≤240×（式9.3.7）則≤240×15.8=3792m3/min由風速驗算可知，=3259.2m3/min9.3.3掘進工作面風量計算各掘進工作面所需風量計算如下：按瓦斯涌出量計算：根據《礦井安全規程》（2010年版）規定，按工作面回風風流中瓦斯的濃度不得超過1％的要求計算。即：（式9.3.8）式中：——第i個掘進工作面實際需風量，m3/min；——該掘進工作面瓦斯絕對涌出量，為5.5m3/min——該掘進工作面的瓦斯涌出不均衡的風量系數，＝1.5～2；=100×5.5×1.5=825m3按人數計算：按每人每分鐘所需風量和工作面的最多人數計算工作面所需風量。（式9.3.9）式中：——按人數掘進工作面實際需要的風量，m3/min；——第i個工作面同時工作的最多人數，取80人。可得：=320m3由以上兩種方法計算的掘進工作面所需風量最大值為：=825m39.3.4硐室需要風量的計算本礦井需獨立通風的硐室所需風量根據《煤礦安全規程》（2010年版）相關規定取值如下：中央變電所：Q中=80m3/min主排水泵房：Q排=160m3/min采區絞車房：Q絞=80m3/min火藥庫：Q火=100m3/min采區變電所：Q變=80m3/min則，各硐室所需風量總和為：∑Q硐=80+160+80+100+80=500m3/min9.3.5其他巷道所需風量其他巷道所需風量由下式計算：（9.3.10）式中：——按瓦斯涌出量計算其他巷道所需風量，m3/min；——該巷道瓦斯絕對涌出量，取5.5m3/min——該巷道的瓦斯涌出不均衡的風量系數，＝1.2～1.3；=133×5.5×1.2=877.8m39.3由式9.3.1可知:礦井總風量為：Q1=∑Q=1.15×(3259.2+825+500+877.8)=6282.1m3/min9.3分配原則礦井總風量確定后，分配到各用風地點的風量，應不得低于其計算的需風量；所有巷道都應分配一定的風量；分配后的風量，應保證井下各處瓦斯及有害氣體濃度、風速等滿足《煤礦安全規程》（2010年版）的各項要求。分配的方法首先按照采區布置圖，對各采煤、掘進工作面、獨立回風硐室按其需風量配給風量，余下的風量按采區產量、采掘工作面數目、硐室數目等分配到各采區，再按一定比例分配到其它用風地點，用以維護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《煤礦安全規程》（2010年版）對風速的要求。（1）回采工作面風量分配考慮到工作面的采空區漏風占工作面風量的15%，因此工作面進風平巷的風量取工作面風量的1.15倍，即：Q進=1.15×3259.2=3748.1m3/min（2）其它用風地點風量分配掘進工作面：Q掘=825×1.15=948.75m3/min中央變電所：Q中=80×1.15=92m3/min主排水泵房：Q排=160×1.15=184m3/min采區絞車房：Q絞=80×1.15=92m3/min采區變電所：Q變=80×1.15=92m3/min火藥庫：Q火=100×1.15=115m3/min其它巷道：Q其他=877.8×1.15=1009.47m3/min經以上分配過程，礦井風量正好分配完畢。風量驗算《煤礦安全規程》規定的煤礦主要巷道允許風速值見表9-2-2，井巷風速驗算結果見表9-2-3。表9-2-2各巷道允許的風速值序號井巷名稱允許風速（m/s）最低最高1無提升設備的風井和風硐－152升降人員和物料的井筒－83主要進、回風巷－84運輸大巷－85輸送機巷道，采區進、回風巷0.2566回采工作面、掘進中的煤巷和半煤巖巷0.254表9.4.6巷道名稱通過風量/m3·s-1有效斷面積/m2巷道風速/m·s-1風速驗算副井104.740.72.6<8符合軌道石門81.3612.46.6<8符合軌道大巷81.36155.4<8符合軌道上山78.312.86.1<8符合運輸平巷78.317.54.5<8符合工作面62.515.24.1<6符合軌道平巷46.717.52.7<4符合中央回風上山62.512.84.9<6符合回風大巷62.5154.2<6符合中央回風石門81.3612.46.6<8符合中央風井104.728.33.7<15符合9.3.8通風構筑物為了保證礦井通風系統風流的穩定，在巷道內設有一系列構筑物，用來控制風流的流動和風量的大小，礦井內設置的主要構筑物如下：（1）風門：設置在上山的甩車道和繞道兩側，阻止新鮮風流進入回風流中的一組構筑物。（2）風窗：設置在采區絞車房、變電所、爆破材料庫、檢修硐室等硐室的回風道中，控制風量大小的通風構筑物。（3）密閉：設置在已回采區域平巷以及掘進巷道的雙巷聯絡巷中，阻止風流進入的通風構筑物9.4礦井通風阻力9.4.1礦井通風主力計算原則礦井通風阻力的大小是選擇通風設備的主要依據，所以，在選擇礦井主扇之前，必須首先計算通風總阻力。計算時應遵循以下原則：1）進行礦井通風總阻力計算，應考慮礦井達到設計產量時，主要通風機在服務期限內，既能克服通風困難時期的阻力，又能保證礦井在容易時期通風機的效率不低于70%，所以必須計算這兩個時期的總阻力。2）確定礦井通風容易和困難時期。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；主要通風機服務期限內的后期為困難時期。3）如果礦井服務年限長，則只計算投產后0~25年內通風容易和困難時期的井巷通風阻力。4）礦井通風的總阻力不應超過2940Pa。5）礦井井巷的局部阻力，新建礦井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。主要通風機的選擇，工作風壓要滿足最大的阻力，因此先確定容易、困難時期的最大阻力路線。9.4.2確定礦井通風容易時期和困難時期礦井通風阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然風壓。摩擦阻力是風流與井巷周壁摩擦以及空氣分子間的擾動和摩擦而產生的阻力，由此阻力引起的風壓損失是摩擦阻力損失。摩擦阻力按下式計算h摩=αLUQ2/S3=RQ2（式9.4.1）式中：α—摩擦阻力系數，kg·s2/m8；L—井巷長度，m；U—井巷凈斷面周長，m；Q—通過井巷的風量，m3/s；S—井巷凈斷面積，m2。礦井通風阻力是選擇主要通風機的重要因素，計算出通風阻力的大小，就能確定所需通風壓力的大小，并以此作為選擇通風設備的依據。所謂的通風容易時期和通風困難時期是指在一個風機的服務年限內，礦井阻力較小的時期（通常在達產初期）和較大的時期（通常在生產后期）。9.4.3礦井通風容易時期和困難時期的最大阻力路線1）通風容易時期地面→副井→井底車場→軌道石門→軌道大巷→采區下部車場→采區軌道上山→采區中部車場→區段運輸平巷→工作面→區段回風平巷→采區上部車場→采區運輸上山→聯絡巷→回風石門→中央風井。2）通風困難時期地面→副井→井底車場→軌道石門→軌道大巷→采區上部車場→采區軌道下山→進風石門→區段運輸平巷→工作面→區段回風平巷→采區下部車場→采區回風下山→回風大巷→回風石門→中央風井。對應于通風容易時期的通風系統立體圖、網絡圖如圖9.4.1和圖9.4.2，對應于通風困難時期的通風系統立體圖、網絡圖如圖9.4.3和圖9.4.4。9.4容易時期通風總阻力：Hfrmin=1.2×∑hfrmin（式9.4.2困難時期通風總阻力：Hfrmax=1.2×∑hfrmax（式9.4.3）式中：1.2為考慮風路上有局部阻力的系數；∑hfrmin、∑hfrmax分別是礦井通風容易時期和通風困難時期的礦井總阻力。則有：Hfrmin=1.2×1477.9=1773.5（Pa）Hfrmax=1.2×1969.3=2363.2（Pa）礦井容易時期和困難時期的總風阻見表9.4.3。圖9.4.1通風容易時期的通風系統立體圖圖9.4.2通風容易時期的通風網絡圖圖9.4.3通風困難時期的通風系統立體圖圖9.4.4通風困難時期的通風網絡圖通風容易時期巷道名稱巷道標號支護方式a×104LUSQhfrv/N·s2·m-4/m/m/m-2/m3·s-1/Pa/m·s-1副井地面-1混凝土35078022.640.7104.7100.32.6軌道石門1月2日錨噴7054013.812.481.36181.16.6軌道大巷2月3日錨噴7045514.81581.3692.55.4軌道上山3月4日錨噴9061513.612.878.3220.16.1運輸平巷4月5日錨網150160814.817.578.3408.44.5工作面5月6日液壓支架3202301815.262.5147.44.1軌道平巷6月8日錨網150160814.817.546.7145.32.7回風上山8月9日錨噴907313.612.862.516.64.9回風石門7月13日錨噴705013.812.481.3616.86.6風井13-地面混凝土35047018.828.3104.7149.63.7合計/Pa1477.9通風困難時期巷道名稱巷道標號支護方式a×104LUSQhfrv/N·s2·m-4/m/m/m-2/m3·s-1/Pa/m·s-1副井地面-1混凝土35078022.640.7104.7100.32.6軌道石門1月2日錨噴7054013.812.481.36181.16.6軌道大巷2月3日錨噴7037314.81581.3675.85.4軌道下山錨噴90101613.612.878.3363.66.1運輸平巷4月5日錨網150154714.817.578.3392.94.5工作面5月6日液壓支架3202301815.262.5147.44.1軌道平巷6月14日錨網150154714.817.546.7139.82.7中央回風上山8月14日錨噴9073513.612.862.5167.64.9回風大巷8月7日錨噴9013314.81562.520.54.2東翼回風上山8月7日錨噴9093913.612.862.5214.14.9回風石門7月13日錨噴705013.812.481.3616.86.6風井13-地面混凝土35047018.828.3104.7149.63.7合計/Pa1969.3表9.4.3礦井通風總阻力項目容易時期困難時期阻力/Pa1773.523礦井通風總風阻計算公式：R=hr/Qf2（式9.4.4）礦井通風等積孔計算公式：A=1.1917/R0.5（式9.4.5）式中：R——礦井風阻，N·s2/m8；hr——礦井總阻力，Pa；Qf——礦井總風量，m3/s；A——礦井等積孔，m2。帶入上面數據即可求出：容易時期：總風阻為：R=Hfrmin/Q2=0.162N·s2/m8總等積孔：Armin=1.1917/R0.5=2.96m2困難時期：總風阻為：R=Hfrmin/Q2=0.216N·s2/m8總等積孔：Armax=1.1917/R0.5=2.56m2由以上計算并對照表9.4.4可以看出，本礦井通風容易時期和通風困難時期總等積孔大于2m2，屬于較通風容易礦井。表9.4.4礦井通風難易程度與等積孔對照表通風阻力等級通風難易程度等積孔A大阻力礦困難<1m2中阻力礦中等1~2m2小阻力礦容易>2m2表9.4.5礦井風阻和等積孔項目風量/m3·s-1總風阻/N·s2·m-8等積孔/m2難易程度容易時期104.70.1622.96容易困難時期104.70.2162.56容易9.5礦井通風設備選型9.5所用的通風機除應具有安全可靠、技術先進、經濟指標好等優點外，還應符合下列要求：（1）選擇通風機一般應滿足第一水平各個時期的阻力變化要求，并適當照顧下一水平通風機的需要。當阻力變化較大時，可考慮分期選擇電動機，但初裝電動機的使用年限不宜小于10a；（2）留有一定的余量，軸流式通風機在最大設計風量和風壓時，葉片安裝角度一般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%；（3）通風機的服務年限內，其礦井最大和最小阻力的工作點均應在合理工作范圍內；（4）考慮風量調節時，應盡量避免采用風硐閘門調節。9.5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。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（式9.5.1）式中：Δρ——進風井筒與出風井筒空氣平均密度差，kg/m3，見表9.5.1示；H——井筒深度，m。表9.5.1空氣平均密度季節進風井筒（kg/m3）出風井筒（kg/m3）冬1.281.24夏1.221.26副井深度：Z副井=780m風井深度：Z風井=470m高差：Z高差=780-470=310m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）原式=1.28×9.8×780-1.26×9.8×310-1.24×9.8×470=245Pa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）原式=1.20×9.8×780-1.22×9.8×310-1.24×9.8×470=-245Pa冬季自然風壓有利于礦井通風，壓力為245Pa，夏季自然風壓阻礙礦井通風，壓力為245Pa。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：Hrsmin=Hfrmin-hn+h損失（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，=245Pa；——表示風峒的通風阻力，通常為20～50，取50Pa。故：=1773.5-245+50=1478.5Pa（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：Hrsmin=Hfrmin-hn+h損失（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；——表示困難時期幫助通風的自然風壓，=-245Pa；——表示風峒的通風阻力，通常為20～50，取50Pa。故：=2363.2+245＋50=2658.2Pa（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。=1.05×104.7=109.9m3通風機工況點工況點為主要通風機工作風阻曲線與通風機特性曲線的交點。主要通風機工作風阻曲線由風機風壓與風量的關系方程h=R×Q2確定；通風機特性曲線由選擇的主要通風機確定。容易時期：Rrsmin=hrsmin/2=1773.5/109.92=0.147N·s2/m8困難時期：Rrsmax=hrsmax/2=2363.2/109.92=0.196N·s2/m8主要通風機在兩個時期分別應滿足的風量、風壓見表9.5.2。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-8109.91993.50.147109.92363.20.1969.5.3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。該型通風機特性曲線如圖9.5.1所示，在圖上繪制風阻線，風阻曲線與風機特性曲線的交點、為理論工況點，、點為根據理論工況點求得的實際工況點。FBCDZ-8-NO.24B型軸流式主要通風機實際工況點參數見表9.5.3。表9-4-3主要通風機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55/4774029101230.80443圖9.5.1通風機特性曲線9.5.4電動機的選擇主要通風機選定后，根據各時期的主要通風機輸入功率計算出電動機的輸出功率，選出電動機由于Nfmin/Nfmax=216/443=0.49<0.6，即需選兩臺電動機，其功率為：Ne=N×ke/(ηeηc)（式9.5.5）式中：Ne——電動機的輸出功率，kW；N——通風容易、困難時期主要通風機的輸入功率，kW；ke——電動機容量備用系數，ke=1.1～1.2,取1.15；ηe——電動機效率，ηe=0.92～0.94,取0.93；ηc——傳動效率，電動機與通風機直聯時η傳=1。則：容易時期Ne=216×1.15/0.93=276kW；困難時期Nn=443×1.15/0.93=566.1kW根據以上計算出的功率以及主要通風機要求的轉速，JR157-8和JR1512-8的異步電動機，其詳細參數見表9-4-4。表9.5.4電動機技術特征時期型號功率/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JR1512-857060006873592.50.859.5礦井不得采用局部通風機群作為主要通風機用。在特殊條件下，作臨時使用時，必須報主要通風機管理，制定措施，報省煤炭局批準。1）主要通風機必須安裝在地面，裝有通風機的井口必須封閉嚴密，其外部漏風率在無提升設備時不得超過5%，有提升設備時不得超過15%；2）主要通風機必須保證經常運轉；3）主要通風機必須裝置兩套同等能力的通風機，其中一套作備用。在建井期間可裝置一套通風機和一部備用電動機。備用通風機或備用電動機和配套通風機，必須能在10min內開動；4）裝有主要通風機的出風井口，應安裝防爆門；5）主要通風機至少每月由礦井機電部門檢查1次。改變通風機轉數或風葉角度時，必須報礦總工程師批準；6）進風井口必須布置在不受粉塵、灰土、有害和高溫氣體侵入的地方；進風井筒冬季結冰，對工人健康和提升設施有一定的危害，必須設暖風設備；7）回采工作面和掘進工作面都應獨立通風，特殊情況下串聯通風必須符合《煤礦安全規程》第117條有關規定；8）完善礦井通風系統，合理分配風量，降低并控制負壓，以減少漏風，每個面回采結束，要將其兩順槽就近連通并及時加以密閉，使采空區處于均壓狀態。9.5.5對反風為使進風井筒附近和井底車場發生火災或瓦斯煤塵爆炸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《煤礦安全規程》（2010年版）規定要求在10min內能把礦井風流反轉過來，而且要求風量不小于正常風量的60%。本設計采用反風道反風，即在出風井另開反風道，安裝反風裝置。能夠保證安全可靠，滿足反風的時間和風量要求。9.6特殊災害的預防措施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驟瓦斯的地點，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，各個裝煤站應進行噴霧灑水。9.6.21）井下中央水泵房和中央變電所設置密閉門、防火門。并設區域返風系統。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。9.6.31）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設計礦井基本技術經濟指標表10.1.1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煤層牌號-氣煤2可采煤層數目層53主采煤層厚度m4.244煤層傾角°10~145礦井工業儲量Mt202.2432.16礦井可采儲量Mt125.821.346礦井年工作日數d330日采煤班數班37礦井年生產能力Mt/a1.50礦井日生產能力t/d45458礦井服務年限a75.469井田走向長度km3.88~4.97井田傾斜長度km1.67~2.3710瓦斯等級-高瓦斯相對涌出量m3/t8.711通風方式前期-中央分列式12礦井正常涌水量m3/h250礦井最大涌水量m3/h28013開拓方式-立井一水平14水平標高m-70015生產的工作面數目個1備用的工作面數目個116采煤工作面年進度m158417開拓掘進隊數個418大巷運輸方式-膠帶輸送機19礦車類型-1.0t固定箱式礦車20電機車類型-蓄電池式電機車21設計煤層采煤方法-走向長壁綜采放頂煤采煤法22工作面長度m23023工作面推進度m/月14424工作面坑木消耗量m3/kt1工作面效率t/工43.2工作面成本元/t220參考文獻[1]徐永圻.《采礦學》.徐州：中國礦業大學出版社，2003[2]杜計平.《采礦學》.徐州：中國礦業大學出版社，2009[3]林在康，左秀峰.《礦業信息技術基礎》.徐州：中國礦業大學出版社，2002[4]鄒喜正，劉長友.《安全高效礦井開采技術》.徐州：中國礦業大學出版社，2007[5]張寶明，陳炎光.《中國煤炭高產高效技術》.徐州：中國礦業大學出版社，2001[6]錢鳴高，石平五.《礦山壓力及巖層控制》.徐州：中國礦業大學出版社，2003[7]于海勇.《綜采開采的基礎理論》.北京：煤炭工業出版社，1995[8]王省身.《礦井災害防治理論與技術》.徐州：中國礦業大學出版社，1989[9]中國煤炭建設協會.《煤炭工業礦井設計規范》.北京：中國計劃出版社，2005[10]岑傳鴻，竇林名.《采場頂板控制與監測技術》.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》.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》.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》.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》.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》.徐州：中國礦業大學出版社，2005[16]洪曉華.《礦井運輸提升》.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》.徐州：中國礦業大學出版社，1992[18]章玉華.《技術經濟學》.徐州：中國礦業大學出版社，1995[19]鄭西貴，李學華.《采礦AutoCAD2006入門與提高》.徐州：中國礦業大學出版社，2005[20]王德明.《礦井通風與安全》.徐州：中國礦業大學出版社，2007[21]楊孟達.《煤礦地質學》.北京：煤炭工業出版社，2000[22]劉剛.《井巷工程》.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》（2007基價）.北京：煤炭工業出版社，2008[24]林在康，李希海.《采礦工程專業畢業設計手冊》.徐州：中國礦業大學出版社，2008專題部分高瓦斯煤層放頂煤安全開采與瓦斯治理新技術高瓦斯煤層放頂煤安全開采相關技術問題摘要：介紹我國放頂煤開采技術的發展過程，闡明放頂煤采煤法是一種既高產又安全的采煤方法。對于高瓦斯煤層進行放頂煤開采，在硬頂煤和硬頂板特殊的地質條件下，必須采取特殊的措施才能安全開采。關鍵詞：安全開采；放頂煤；高瓦斯煤層1概述近年來在放頂煤工作面發生了數次嚴重的瓦斯爆炸事故，引起了國內上到國務院、國家煤礦安全生產監督管理局領導，下至煤炭同行的嚴重關注。例如：2004年11月28日銅川陳家山煤礦綜放工作面發生瓦斯事故，死亡166人；2005年10月3日，鶴壁二礦放頂煤工作面發生瓦斯爆炸事故，死亡31人。不少人甚至產生這樣的質疑：放頂煤采煤方法是否是本質不安全的采煤方法。有必要在這里澄清對這一問題的看法。普通放頂煤采煤法在國內外應用有悠久的歷史，可以追溯到20世紀初。而綜合機械化放頂煤采煤法是1964年首先在法國中南煤田布朗齊礦試驗成功的。我國從1982年開始試驗研究綜放開采技術，第一個緩傾斜特厚煤層一次采全高綜放工作面于1984年4月在遼寧沈陽礦務局蒲河礦投入試驗。第一個急傾斜特厚煤層水平分層綜放開采工作面，于1986年3月在窯街礦務局二礦投入試驗。這兩個工作面均在1986年試驗成功，取得了良好的技術經濟效果，并于當年進行了鑒定。在隨后的年代里放頂煤開采包括綜合機械化放頂煤、單體液壓支柱放頂煤、滑移支架放頂煤，得到了迅猛發展。我國幾乎所有的厚煤層礦區均采用了放頂煤采煤法，傳統的分層開采已被放頂煤采煤方法取代。我國綜放開采技術已處在世界領先地位，并將這一技術輸出到國外。時至今日，我國每年的綜放產量接近1億t。在綜放開采技術發展過程中，科研院所和高校與現場密切結合，在綜放開采采煤工藝、技術裝備、瓦斯治理、防火、粉塵治理、礦壓顯現、地表沉陷、頂煤頂板運移規律以及提高煤炭采出率等諸多方面，進行了大量的研究工作，取得一系列研究成果，使綜放開采技術得以完善和提高。1994年，為了規范綜放開采技術，原煤炭工業部專門組建綜放專家組制定了《綜放開采技術暫行規定》。至此，綜放開采技術20多年來經過試驗、推廣完善及提高幾個階段，已經成為高產、高效、安全、經濟效益好的采煤方法，并成為我國厚煤層礦區建設高產高效集約化礦井的有效技術途徑之一。2高瓦斯煤層放頂煤開采應具備的條件高瓦斯煤層的綜放開采安全問題最近幾年行受國內采礦界關注。多數礦區的實踐證明，高瓦斯煤層不但可以進行綜放開采，而且同樣可以實現高產高效，例如，靖遠礦務局魏家地煤礦是一個高瓦斯、易自燃、有突出危險的新建礦井，設計生產能力為150萬t／a，投產7年，采用分層綜采，全礦4個工作面年產量之和僅為20萬～30萬t，礦井在采取措施，降低突出危險性后，采用綜放開采，在綜放工作面投產的第2年，產量就超過了80萬t／a，何沒有發生瓦斯突出事故；淮南謝橋礦為設計年產量400萬t的新建礦井，為高瓦斯礦井，礦井設計時被定為具有煤及瓦斯突出危險，采取安全措施后，在厚度不超過5m的煤層中用綜放開采，未發生突出事故，目前工作面生產能力已達到200萬t／a以上。我國還有不少礦區的較薄厚煤層均采用放頂煤采煤方法。如徐州、淮北、邯鄲、峰峰等煤礦，煤層厚度4．5～5m，礦井的地質條件和經濟條件又不允許采用大采高綜采，采用放頂煤采煤法開采是最好的選擇。鑒于高瓦斯煤層進行放頂煤開采在安全方面有其特殊性，主要表現在放頂煤工作上隅角發生瓦斯超限，采空區如有空洞易形成瓦斯庫，采空區遺煤自燃，易發生瓦斯爆炸事故等。因此，高瓦斯煤層進行放頂煤開采時，對其地質條件應有特殊要求。2．1煤層直接頂板及底板巖性與厚度從放頂煤開采提高采出率出發，不但要求頂煤能隨采隨冒，也要求煤層的直接頂能隨采隨冒，而且要求直接頂的垮落高度，至少等于煤層的厚度。高瓦斯煤層進行放頂煤開采也必須滿足這一要求，主要是出于安全的考慮。如果直接頂不能隨采隨冒，或雖能隨采隨冒，但垮落厚度小，不足以充填采空區，則必然在采空區形成空洞，給瓦斯積聚提供了空間(圖1)。同時，直接頂垮落充填厚度不足以形成工作面和采空區空洞之間的安全隔離帶造成漏風，給空洞提供供氧條件，則空洞里的瓦斯一旦達到爆炸或爆燃濃度遇石英法的基本頂垮落產生的火花或工作面巷道尾部中錨斷裂產生的火花，就會發生瓦斯爆燃事故，并波及工作面。特別是在工作面初采期間，直接頂不能充分垮落，極易形成這樣的條件(圖2)2．2堅硬頂煤和堅硬頂板放頂煤開采

在堅硬頂煤條件下進行放頂煤，國內已有成熟的經驗。即通過頂煤的軟化處理，改善頂煤的冒放性，主要手段是注水軟化和預爆破處理。對于注水特性好的煤層以注水軟化為最佳選擇。因為這種方法除了軟化頂煤外，還可以起到防塵、降溫，只能預防自然發火，排放瓦斯的作用。對于注水特性不好的煤層，只能采用預爆破的方法進行頂煤軟化處理。所謂預處理，就是在頂煤中的工藝巷里或工作面的兩個平巷里，超前工作面一定距離進行深孔預爆破。在有些礦區，對工作面局部塊段或兩端頭處頂煤不易垮落的頂煤，也有實施架間爆破的。從安全角度考慮頂煤軟化對于高瓦斯煤層，更重要的是避免頂煤垮落不充分，在采空區形成空洞，積聚瓦斯，造成安全隱患。在工作面兩端或局部地段進行頂煤松動爆破處理時，應控制鉆孔的位置和方向，保證松動爆破不致和采空區連通。要求打眼工作應在工作面煤壁附近進行，鉆孔的位置距煤壁的距離不應大于1m，鉆孔向采空區方向的傾角不超過15。。在預采頂分層網下進行放頂煤開采時，鉆孔的孔底距頂分層底板的距離不應小于0．5m。

當煤層頂板堅硬或直接頂很薄時，對放頂煤是不利的。一般情況下即使進行頂煤軟化處理，效果也是不理想的。即使不考慮采出率，在高瓦斯情況下，采空區空洞積聚瓦斯是不可避免的。因而對于高瓦斯厚煤層，如果煤厚度在5～6m以上，則建議采用預采頂分層放頂煤采煤法(圖3)。即先采一個頂分層(鋪網或不鋪網均可)，將頂板放下來，然后再沿煤層底板進行放頂煤開采。預采頂分層對于高瓦斯煤層還有一個好處，就是在采頂分層時，可以釋放煤層的瓦斯，起到開采解放層的作用。如果高瓦斯煤層的厚度在5m以下，頂板又不易垮落，則最好選用其他采煤法。

3高瓦斯煤層放頂煤開采的巷道布置高瓦斯放頂煤工作面的巷道布置必須保證工作面回風巷和工作面上隅角的瓦斯不超限。工作面通風即要考慮稀釋采煤機落煤、放頂煤等工序所釋放出的瓦斯，同時也要考慮采空區和上部煤巖體由于采動破壞析放并涌人工作面的瓦斯。因而放頂煤工作面的巷道布置從通風角度考慮有各種形式，有平面多巷布置方式。(1)U形布置。工作面采用一進一回通風方式。這種通風方式易出現工作面回風巷和工作面上隅角瓦斯超限。因而不適宜高產工作面。遇到工作面上隅角瓦斯超限時，多采用風障和局部通風機進行稀釋。(2)E形通風系統或稱U+L立體通風方式。即在U形通風系統的基礎上，在頂煤中另掘一條排瓦斯巷，形成第二條回風巷或在多數情況下作為抽瓦斯巷。這種方式可有效解除工作面上隅角瓦斯超限現象，并能有效地排出頂煤中釋放的瓦斯。布置在煤層頂板巖石中高抽巷亦屬于此種類型通風系統。(3)U+L平面多巷通風系統。即在U形通風系統的基礎上，增加一條巷道，形成一進兩回或兩進一回的通風格局(圖4)。(4)Y形通風系統，在采用無煤柱巷旁充填護巷，進行放頂煤開采時，在采空區保留一條巷道，作為回風巷，而工作面的2個平巷做進風用,形成兩進一回的通風格局。如圖5所示。(5)Y+L形通風系統。在Y形通風的基礎上，另掘一條回風巷，形成兩進兩回的通風格局，如圖6所示。(6)E+L形通風系統。在E形通風系統的基礎上，為增加工作面上部的排瓦斯能力，在工作面回風巷外側另掘一條巷道作為回風巷，形成一進兩回一抽的通風格局，如圖7所示。4高瓦斯放頂煤工作面的采煤工藝4．1采煤機割煤速度和放頂煤速度回采工作面煤壁瓦斯涌出量的計算公式如下：Qm=Vmh(1－exp)(1)式中Qm──煤壁瓦斯涌出量，m3／min；Vm──采煤機割煤速度，m／min；h──截割高度，m；──回采工作面煤壁瓦斯的涌出強度，m3／(min·m2)；──瓦斯涌出衰減系數，min-1；──工作面長度，m。回采工作面采(放)落煤塊瓦斯涌出量的計算公式如下：Qk=Xcηm(2)式中Xc為單位煤塊重量在回采工作面停留時間之內涌出的瓦斯量,m3／t；ηm為采煤機落煤(放煤)效率，t／min，ηm=HBγ，其中H為截割高度或放煤高度，m；B為采煤機截深或放煤步距，m；γ為煤體容重，kN／m3。從式(1)、式(2)看出，煤壁和采落煤塊的瓦斯涌出量，都與采煤機的割煤速度或放煤速度成正比。因而在高瓦斯放頂煤工作面，應控制割煤速度和放煤速度，否則會造成工作面局部瓦斯超限。割煤速度和放煤速度應通過實測確定。即在采煤機割煤或放煤時，在采煤機和放煤口下風口處檢測瓦斯濃度，改變割煤速度和放煤速度，以瓦斯不超限時的速度為該工作面的合理割(放)煤速度。4．2頂煤的軟化處理工藝如遇頂煤堅硬不能隨采隨冒，如不進行頂煤軟化處理，改善頂煤的冒放性，必然會丟失大量的頂煤。在高瓦斯堅硬煤層進行頂煤軟化處理時必須選擇合理的頂煤軟化方法。4．3高瓦斯放頂煤工作面的初次放頂放頂煤工作面在頂煤和直接頂初次垮落之前采空區未能充填，此時最宜在采空區積聚大量瓦斯，而且在切眼里采用錨桿、錨索支護。一旦頂煤或頂板垮落時，錨桿(索)斷裂，摩擦極易產生火花。如不采取防范措施，就會發生瓦斯爆燃事故。在高瓦斯放頂煤工作面初次放頂時必須采取以下措施：(1)在工作面離開切眼前對切眼上方的頂煤和后方煤柱實施爆破處理，使頂煤的初次垮落步距為零。(2)在直接頂垮落之前不得進行放頂煤。如果此時大量放頂煤將采空區放空，必然形成巨大的積聚瓦斯空間。(3)應采取縮小直接頂的初次垮落步距，有效的方法是在工作面切眼的上方頂煤中，沿頂板掘一輔助切眼，在輔助切眼里，對直接頂進行拉槽預爆破處理，可使直接頂的初次垮落步距縮減為零。5高瓦斯煤層放頂煤工作面的防火問題高瓦斯煤層進行放頂煤開采時，除采用常規的綜合防滅火措施外，必須考慮防治瓦斯和防火之間的關系。應從以下幾方面著手解決這一問題。(1)從某種意義上講，采空區積聚瓦斯，必然減少采空區的供氧量，因而對防火是有利的，但采空區瓦斯如果大量涌人工作面，則必對工作面安全帶來威脅。為避免采空區瓦斯涌人工作面，可以改變工作面的推進方向，即使工作面沿煤層偽俯斜布置，使工作面的推進方向變為偽俯斜向下推進，這樣采空區的瓦斯向上運動，不致涌人工作面內。(2)在采用u+L形通風系統時，應盡量縮短回風流經過采空區的路線或避免回風流經過采空區，以防止采空區漏風。(3)在u形或E形通風條件下，應加強工作面兩端頭尾巷的密閉，防止采空區漏風。在E形通風條件下，應盡可能通過高抽巷或排瓦斯巷排放采空區瓦斯，以減少采空區的瓦斯含量。(4)在Y形通風條件下，應對巷旁充填帶進行噴漿或泡沫塑料噴涂，防止充填帶漏風。(5)在任何通風條件下，都應加強工作面的推進速度，以盡快使采空區厭氧帶的出現時間小于煤炭自然發火期。煤與瓦斯共采1概述2010年11月18日，由中國工程院、國家能源局舉辦的首屆中國能源論壇明確提出：我國將“堅持以煤炭為主體、電力為中心、油氣和新能源全面發展的能源戰略”，2030～2050年煤炭年需求達35億噸，在能源結構中的比例仍占50%。可見，在相當長的時期內，煤炭作為我國主導能源和基礎能源的地位無法替代。然而，我國煤炭開采難度大，-1000米以下煤炭資源量占總資源量的53%，全國95%以上的煤礦為井工開采，瓦斯、水、火、地壓、地溫等自然災害嚴重，特別是瓦斯問題尤為突出，國有重點煤礦70%以上是高瓦斯、煤與瓦斯突出礦井，且大部分為低透氣性煤層。長期以來，我國在低透氣性煤層中開展的地面煤層氣開采一直未能取得突破，國家曾引進美國技術在兩淮礦區實施數口地面鉆井開采煤層氣，試驗均告失敗。同時，在煤礦井下引進德國、澳大利亞鉆機直接在煤層中抽采瓦斯的嘗試也沒有成功。上述研究至今仍未取得進展，因此，自上世紀80年代以來，隨著煤礦開采深度增加，瓦斯災害升級，此類煤礦瓦斯爆炸和煤與瓦斯突出事故頻繁發生。淮南礦區是瓦斯危害最典型的礦區之一，歷史上是全國煤礦瓦斯事故重災區。近十多年來，我們針對低透氣性煤層瓦斯治理狀況，即地面煤層氣開采和地下直接抽采瓦斯均走不通的客觀事實，大膽從煤礦井下開采源頭來解決低透氣性高瓦斯煤層瓦斯治理難題，依靠井下采場卸壓開采來增加煤層透氣性，并抽采卸壓瓦斯的煤與瓦斯共采理論。解決了低透氣性煤層煤礦瓦斯治理這一世界性、歷史性的難題，杜絕了瓦斯爆炸事故，大大解放了礦區生產力。十多年淮南礦區及全國類似條件安全開采瓦斯治理實踐已證明，煤與瓦斯共采是實現煤炭科學開采的必由之路。2理論的提出與初步成效淮南礦區資源豐富，探明資源量500億噸，其中-1200米以淺國家批準的總體資源量285億噸，煤層氣資源近7000億立方米，是我國東部和南部最大的一塊整裝煤田，占我國東部煤炭儲量的50%，占安徽省煤炭儲量的74%。然而，淮南煤炭賦存條件差，為低透氣性煤層群開采條件，滲透率極低地質條件極為復雜，煤層瓦斯含量高，每分鐘瓦斯涌出量達1100立方米，居全國前列，是我國開采難度最大的煤田之一，瓦斯事故多發。幾十年來，被瓦斯這只“猛虎”所束縛，礦區煤炭產量一直徘徊在1000萬噸左右，豐富的煤炭資源和良好的區位優勢難以發揮。眾所周知，低透氣性煤層瓦斯治理是世界性難題，傳統的治理辦法是“拼刺刀”，即直接在低透氣性高瓦斯、煤與瓦斯突出煤層進行治理措施和采掘活動，對瓦斯是“堵”而不是“疏”。這個路子已經證明是行不通的，大量瓦斯仍然存留在煤層之中，治理效果差。要想降伏瓦斯這只“攔路虎”，消除瓦斯威脅，實現安全生產，就必須走出一條新路子。1996年4月，通過大量試驗研究和理論論證，袁亮院士提出了“卸壓開采煤與瓦斯共采”的技術原理：打破傳統自上而下的開采順序，首先開采瓦斯含量相對較低的薄煤層，造成上下巖層移動，膨脹卸壓，從而增加煤層透氣性，使得相鄰煤層的瓦斯被解析為游離瓦斯，再通過預先布置的巷道和鉆孔“抽采”到地面。這樣，實現了煤與瓦斯共采，煤層得以在低瓦斯狀態下安全開采，抽采到地面的瓦斯通過地面永久抽采系統進行綜合利用，實現低碳經濟。這一理論提出之后，當時在推廣實施的過程中卻遇到了很大的阻力，因為煤礦技術創新不像其他行業的技術創新，如果失敗風險很大，不但耗費人力、物力、財力，還極有可能威脅到安全生產。因此，需要大膽設想，小心求證。1996年10月，淮南煤礦舉行了“卸壓開采煤與瓦斯共采技術”專家論證會。當與會人員聽懂這個方案后，一片嘩然，不約而同地提出了質疑。有的人認為這是異想天開，其中一位專家說：“對于卸壓開采，我們在50年代就已經搞過，都沒有成功。”另外一位專家擔心：“卸壓瓦斯不進入鉆孔，在巷道里四處亂竄，從而給安全造成巨大的威脅。”淮南煤礦已經別無選擇，我們還是決定開展實驗室研究和現場驗證試驗，并力推該項新技術，在新區的潘一礦和老區的新莊孜礦各選擇一個工作面進行試驗。1998年9月，令人驚喜的消息傳來。“卸壓開采抽采瓦斯煤與瓦斯共采技術”取得了巨大的成功，僅潘一礦一條巷道就抽出了1000多萬立方米的瓦斯，煤層透氣性增加了2880倍，低透氣性煤層卸壓增透后，煤層中60%以上瓦斯被抽采出來，瓦斯威脅得到了解除，實現了高瓦斯煤層在低瓦斯狀態下的安全開采。2000年之后，該技術逐步成熟并在淮南礦區全面鋪開，形成了井上下立體的卸壓開采抽采瓦斯、煤與瓦斯共采和先抽瓦斯后采煤的工程技術體系。瓦斯，這只昔日吞噬多少礦工生命的“老虎”終于被溫順地關進了籠子里。“卸壓開采煤與瓦斯共采技術”實現了瓦斯“治得住”，但它存在著巷道工程量大、瓦斯治理成本高等弊端。如何找到技術經濟最佳結合點，有沒有一種既能治理瓦斯保證安全，又能降低成本的技術呢？為此，2004年袁亮院士提出了“無煤柱煤與瓦斯共采”理論，并開展了系統的研究工作。首先在通風方式上進行變革。2004年之前，我國煤礦均采用U型通風方式。它的好處是系統簡單，一條進風巷道，一條回風巷道，但是存在著工作面上隅角瓦斯積聚的重大安全隱患。據統計，