矿井通风系统设计--毕业设计.doc

1 目目 录录 1 引言 .2 2 井田概况及井田地质特征 .3 2.1 井田概况 3 2.2 地质特征 3 3 井田开拓 3.2 矿井设计生产能力及服务年限 6 3.3 井田开拓 7 3.4 排水设备 .10 4 采区布置及装备 12 4.1 采煤方法 .12 4.2 巷道掘进 .14 5 矿井通风系统设计 16 5.1 概况 .16 5.2 矿井通风 .16 6 灾害预防及安全装备 26 6.1 瓦斯预防 .26 6.2 井下防尘 .27 6.3 井下防火 .28 6.4 水灾防治 .28 6.5 安全监控系统配置 28 致 谢 .29 参考文献 .30 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 2 1 1 引言引言 毕业设计是毕业实习的后续课程，更是专业知识系统全面的一次检阅和补 充，对工科专业来说，不单是考验学生动手动脑能力，也是真正体会和模拟现 场工程技术人员运用所学知识解决实际问题的一次锻炼。按照大纲要求做好毕 业设计是相当必要的。 矿井设计是一个涉及煤矿开采学、井巷工程、矿山机械、矿井通风与安全、 矿山环保等诸多技术科学的系统工程，虽然本次设计题目存在一些理想化的条 件，但是通过；这次设计，我已经掌握了矿井设计的方法和步骤，培养了搜集、 整理、运用科技资料和生产技术经验的能力，提高了撰写技术文件和解决实际 问题的能力，这些能力 的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫。 本设计是以河南省洛阳义安煤业有限公司正村煤矿为基础进行的。在实际 地质条件的基础上，根据收集的矿井生产图纸和数据，按照指导教师要求作了 一些修改后，对矿井做的初步设计。其内容包括：矿井概况及井田地质特征； 矿井储及服务年限；矿现有生产技术基本适合其自然地质条件。 在毕业实习现场考察和收集资料的基础上，按照毕业设计大纲和设计任务 要求，广泛参考煤矿矿井开采设计的有关书籍、报刊、资料和网络信息，依据 煤矿设计规范 、 煤矿安全规程等原则上指导煤矿矿井初步设计的有关规 定和煤矿工业设备选型的要求，针对正村矿二1、二2煤层进行了矿井初步设 计。 设计中所采用的矿井开拓方式、准备方式以及回采方法经过方案比较和验 算符合自然地质限制，满足设计要求，所选工业设备合适，能够顺利达产，基 本做到了技术上最优、经济上最省。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 3 2 2 井田概况及井田地质特征井田概况及井田地质特征 2.12.1 井田概况井田概况 2.1.12.1.1 位置与交通位置与交通 正村井田位于新安县正村乡仓头镇境内, 距新安县约 15km。陇海铁路在 井田以南 15km 处通过，郑州潼关公路也在井田以南 15km 处通过。新安煤 矿铁路专用线距本井田约 5km。由新安县城至正村乡往北至北冶的公路由井 田内通过，正村乡至石寺、仓头的乡级公路从井田西北部通过。区内交通方便。 井田长约 6.3km，宽约 5.5km，面积 28.7km2。 2.22.2 地质特征地质特征 2.2.12.2.1 地质构造地质构造 本井田位于新安向斜北翼，为一平缓的单斜构造。地层走向 45225东， 倾向 135，地层倾角 515一般为 610。 区内为简单的单斜构造，无大的褶皱。仅中部地段由于 f29断层的影响， 发育有极为宽缓的褶曲形态。 f29断层位于井田的中部，为一正断层，断层走向近南北，倾向西，倾角 6570，落差 1030m，向北落差渐大，南部趋于尖灭。区内延展长度约 4.5km。区内 2802、2703、2602、25014 四个钻孔对该断层进行了严密控制， 该断层经 25014 孔后断距变小，并逐渐消失。综上所述，本区构造复杂程度应 属简单。 2.2.22.2.2 煤层煤层 本区含煤地层属石炭、二迭系地层，总厚度 582.25m，8 个煤段含煤计 13 层，煤层总厚度约 5.95m，含煤系数 1.02。 可采煤层仅有山西组的二1、二2煤层，二1煤层全区可采，为区内主要 可采煤层，二2煤层为局部可采煤层，其它煤层均不可采或偶尔可采。 可采 煤层平均总厚度 4.84m，可采煤层含煤系数 0.83。 二1煤层赋存于下二迭统山西组（p1s）下部， 位于大占砂岩和二1煤层 底板砂泥岩之间，上距砂锅窑砂岩约 88.99m，下距 l7灰岩 12.60m。二1煤层 层位稳定，井田内竣工的 44 个钻孔穿见，其中见煤点 42 个，尖灭点 1 个，断 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 4 失点 1 个，所穿见的见煤点中可采点 41 个，不可采点 1 个，煤层厚度 014.30m，平均 4.15m，属较稳定煤层。煤层结构较简单，一般夹矸 12 层。 二2煤层位于山西组中下部，上距砂锅窑砂岩 64.30m，下距二1煤层 24.69m，煤层稳定。井田内竣工的 44 个钻孔，全部穿过二2煤层层位。其中 见煤点 32 个，尖灭点 12 个。所穿见的见煤点中可采点 15 个，不可采点 17 个。 煤层厚度 02.63m，平均厚度 0.69m。煤层结构简单，一般含夹矸 1 层，属 不稳定煤层。二2煤层属局部可采煤层，煤厚变化规律不明显，可采区域主要 位于井田中东部。 2.2.32.2.3 煤质煤质 二1煤为灰黑色、具玻璃光泽，多呈粉状产品，组织疏松。煤芯中含大量 黄铁矿结核，但分布不均。宏观煤岩类型属半亮型煤。 二2煤层为灰黑色，粉末状产出，组织疏松，呈粉状产出，属半亮型煤。 煤的视密度为 1.43t/m3，真密度为 1.51t/m3。二1煤层原煤灰分大部分属 于低中灰中灰分煤，个别点灰分大于 30，属于中高灰分煤，全层平均灰 分为 21.42。二2煤层全层平均灰分为 23.12。 原煤全硫含量平均为 2.23，属中高硫煤。原煤经 1.5 比重液洗选后，浮 煤全硫为 1.23。原煤磷含量为 0.0040.02，属特低磷低磷煤。原煤 干燥基高位发热量平均为 27.912mj/kg（6668 大卡/kg） 综上所述，二1、二2煤层为低中灰、中高硫、特低磷、高发热量、粉状 贫煤，一般以动力用煤和民用煤为主。 2.2.42.2.4 水文地质水文地质 1、主要含水层特征 、奥陶系灰岩岩溶裂隙承压含水层 奥陶系中统马家沟组岩性为灰岩，角砾状灰岩及白云质灰岩，区域厚度 65300m，本井田西北侧外围浅部地段曾进行多次抽水试验，钻孔单位涌水 量 0.000384.914l/sm，多数大于 1l/sm，渗透系数 0.003611.01m/d，水 位标高+375.75+243.58m，地下水位西高东低、南高北低，0 水平以上岩溶 裂隙发育，属强富水性含水层。 井田范围内，本层顶板埋深 6001000m，岩溶裂隙不发育， 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 5 23021、2601、2603孔穿见本层，最大揭露厚度 73.58m，钻进中未发现涌漏水 现象，2603及 23021 孔抽水试验结果为：钻孔单位涌水量 0.03480.0330l/sm，渗透系数 0.04140.0622m/d，地下水位标高 +228.61+291.69m，证实富水性弱于浅部地段，属于弱中等富水性含水层。 本层水质为 hco3cana 及 so4cana 类型，矿化度 8881441mg/l， 总硬度 401690mg/l，ph 值 7.707.80。 奥陶系灰岩顶距二1煤层底板 2575.47m，平均 61.50m，为二1煤层底 板间接充水含水层。 、太原组灰岩裂隙岩溶承压含水层 太原组地层下部和中上部夹多层薄层灰岩，一般发育 3 层，灰岩平均总厚 度 15.73m，l7灰岩普遍发育，厚度 2.607.98m，平均厚度 5.12m。井田外围 浅部地段进行过多次抽水试验，平均钻孔单位涌水量 0.005691l/sm，平均渗 透系数 0.0827m/d，水位标高+338.09207.94m，个别钻孔单位涌水量可达 1l/sm 以上。由于裂隙发育不均，因此具有非均质各向异性的特点，含水层 富水性浅部强于深部。井田范围内 3 孔穿透本层，仅 2601 孔发现冲洗液严重 消耗现象，2603及 23021 孔抽水试验结果为：单位涌水量 0.07860.0771l/sm，渗透系数 0.5661.22m/d，地下水位标高 +305.71330.22m，为弱富水性含水层。 该灰岩顶距二1煤层底板 8.1117.14m，平均 12.60m，为二1煤层底板直 接充水含水层。 、山西组砂岩裂隙承压含水层 主要由山西组二1煤层顶部的大占砂岩和香炭砂岩组成，多为中粒砂岩， 大占砂岩平均厚度 11.99m，裂隙不发育，井田内施工的钻孔全部穿见本层， 均未发现涌、漏水现象。浅部新安井田抽水试验结果为：钻孔单位涌水量 0.01680.00025l/sm，渗透系数 0.06650.000964m/d，地下水位标高 +324.48198.75m。 本井田 2603孔及主、副井检孔抽水试验结果为：单位涌水量 0.001810.000681l/sm，渗透系数 0.01230.00344m/d，水位标高 +266.41+349.88m，属于弱富水性含水层。为二1煤层顶板直接充水含水层。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 6 本层水质为 hco3ca 类型，矿化度 725735mg/l，ph 值 7.80。 3、断层导水性 井田内断层稀少，构造简单，对煤层开拓有影响的较大断层为 f29，由于 该断层影响，致使煤层底板隔水层变薄，存在奥陶系灰岩地下水底鼓突水的可 能。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 7 3 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限 3.1.13.1.1 矿井工作制度矿井工作制度 矿井年工作日 330 天，每天四班作业。每天净提升时间 16 小时。 3.1.23.1.2 矿井设计生产能力矿井设计生产能力 根据矿井可采储量，设计对 0.9mt/a 和 1.2mt/a 两个生产能力，在以下几 方面进行了分析比较： 1、矿井服务年限 根据矿井可采储量，当生产能力为 0.9mt/a 时，服务年限为 74.5 年，当生 产能力为 1.2mt/a 时，矿井服务年限为 55.8 年。按煤炭工业矿井设计规范 要求，0.450.9mt/a，其服务年限为 40a，1.22.4mt/a，其服务年限为 50a。 从而可以看出如生产能力为 0.9mt/a，其服务年限偏长，而 1.2mt/a，服务年限 符合要求。 2、煤层赋存条件及开采技术条件 井田内二1煤层，层位稳定，结构较简单，顶底板条件较好，易于管理， 煤厚平均 4.15m，倾角 510，一般多在 5左右。井田内地质条件较简单， 煤层不自燃，也为提高矿井生产能力提供了先决条件。 3、经济效益 由于井田内煤层埋藏较深，井筒开拓工程量大，建井费用较高，所以应尽 可能提高矿井生产能力，以减少吨煤投资，提高经济效益。生产能力 1.2mt/a 和 0.9mt/a 相比，其矿井开拓工程量增加较少，显然 1.2mt/a 的矿井生产能力 可以降低吨煤投资，实现经济效益的最大化。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 8 3.1.33.1.3 矿井服务年限矿井服务年限 根据矿井设计生产能力，考虑 1.4 的储量备用系数，矿井服务年限 55.8 年， 其中一水平服务年限 25.7 年，符合规范要求。 3.23.2 井田开拓井田开拓 3.2.13.2.1 开拓方式开拓方式 本井田位于新安井田深部，开采的二1煤层埋藏深度在 550m950m，埋 藏深不具备斜井开拓条件，故本井田采用立井开拓方式。 3.2.23.2.2 井口与工业场地位置的选择井口与工业场地位置的选择 影响井口与工业场地位置选择的主要因素 1、井田的几何形状及储量分布 井田走向长 6.3km，倾斜宽 5.5km，从平面看，基本为一长方形状，煤层 走向变化不大。 2、地形地势条件 本井田处于豫西山区，地面丘陵连绵，沟谷纵横，对井口及工业场地选择 影响较大。 3、煤层赋存及开采条件 本井田二1煤赋存标高为-200m-600m，地面标高多在+350m+400m， 为减少井巷工程量，节省矿井初期投资，井口及工业场地位置应尽可能靠近井 田浅部。 4、二1煤层下距太原群灰岩平均为 12.6m，下距奥陶纪灰岩平均为 57.45m，井筒落底应有足够的安全隔水岩柱。此外，在井口及工业场地位置 选择中，还要考虑地面煤炭运输条件，矿井供电线路的电源条件等。 3.2.33.2.3 大巷布置大巷布置 根据本井田二1煤顶底板条件及水文地质条件，大巷布置考虑了煤层大巷、 岩石大巷两种方案。煤层大巷施工速度快，投资省，但本井田煤层松软且具有 煤与瓦斯突出危险，巷道不易维护，故设计大巷布置在岩石里。由于二1煤底 板奥陶纪灰岩含水层水位标高+228.61+291.69，-318m 水平静水压达 5460kg/cm2。二1煤底板下距奥陶纪灰岩平均距离 57m，如果运输大巷布置 在二1煤底板岩石中，隔水岩柱偏小，施工中有突水可能。故设计将运输大巷 布置在距二1煤层顶板 1015m 的岩层中。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 9 沿开采水平设运输、轨道和回风大巷三条，回风大巷专用于回风，以满足 煤与瓦斯突出矿井需要。 3.2.43.2.4 通风系统通风系统 根据设计推荐的开拓方案，为减少初期工程量和投资，矿井通风方式初期 采用中央并列式，设中央风井，即由副井进风，中央风井回风。后期二水平通 风考虑了两个方案，一是采用中央并列通风方式，即仍由副井进风，中央风井 回风；二是采用中央分列式通风方式，在井田深部打一回风立井，由副井进风， 回风井回风。经分析比较，采用中央并列式通风方式，需增加回风巷道，后期 通风阻力大，通风较困难，井田深部没有安全出口。故后期深部二水平通风推 荐中央分列式通风方式，在井田深部边界附近，北岳村以南 150m 左右处，布 置南风井。 3.2.53.2.5 采区划分及开采顺序采区划分及开采顺序 全井田共划分 9 个采区，其中一水平 3 个采区（1 个上山采区，2 个下山 采区） ，二水平 6 个采区（3 个上山采区，3 个下山采区） 。 采区开采顺序按照先近后远的原则，一般为前进式开采。 4.2.14.2.1 运输方式选择运输方式选择 4.2.1.1 主要运输方式选择 本井田走向长度较短，井底车场基本位于井田中部，两翼运输长度约为 3km，设计考虑了两种运输方式： 1、轨道运输方式：该运输方式的优点为，初期投资低，运营成本较低， 较适应长距离运输；缺点为运输能力较小，运输系统较复杂，生产管理较复杂。 尤其是主井提升采用上装式装载时，井下卸载站下需增设上仓皮带系统。因此， 造成初期工程量大、运输环节较复杂。 2、胶带运输方式：该运输方式的优点为运输系统简单、管理方便、运输 能力大，尤其是倾斜长壁开采时，皮带运输更具有优越性，工作面运输顺槽皮 带可直接与大巷皮带搭接，而不需设置溜煤眼或煤仓。缺点为设备投资较高。 综上所述，胶带运输方式已较多的使用在大型现代化矿井的井下大巷运输 中，使用运输距离也在不断加长，因此井下主运输采用胶带运输方式。 4.2.1.2 辅助运输方式选择 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 10 辅助运输采用轨道运输方式，本矿井为煤与瓦斯突出矿井，采用蓄电池电 机车牵引 1 吨固定矿车运输。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 11 4.3 排水设备排水设备 4.3.14.3.1 井下主排水设备井下主排水设备 (一)、设计依据 井下主排水采用一级排水系统，在副井井底建立排水泵房，将矿井涌水直 接排到地面。 矿井正常涌水量：312m3/h 矿井最大涌水量：580m3/h 突水时最大水量：2680m3/h 排水高度：715m (包括地面水处理附加水头 7m) (二)、方案比选 根据煤矿安全规程的有关规定，系统所需的正常排水能力不应小于 374.4m3/h，最大排水能力不应小于 696m3/h。因本矿井井筒较深，目前国内适 合的水泵有以下三种选型方案： 选择 pj200b9 型高扬程离心泵 8 台，配电机功率 1500kw； 选择 sgd2009a 型高扬程离心泵 8 台，配电机功率 1500kw； 选择 ds-1009 型高转速离心泵 8 台，配电机功率 1500kw。 pj 泵是我国引进英国公司先进技术制造的高扬程多级离心水泵，具有结 构合理、转数低、效率高、汽蚀性能好、运行平稳、寿命长等优点，根据有关 资料，该型泵 700m 以上扬程水泵已在 26 个矿务局的矿井排水中使用一百多 台，业绩较好；sgd 水泵是由国内设计加工制造，其性能与 pj 泵差不多，都 属于低速(运行转数 1480r/min)高扬程水泵，耐磨性能较好；ds 型水泵虽然扬 程高，但属于高转速水泵(运行转数 2980r/min)，需在泵房内设稀油站对水泵 和电机轴承进行强迫润滑，维护工作量大。同时由于电动机的高速运转，使水 泵过流部件磨损加快，设备寿命缩短，很难保证矿井排水系统的长期正常运转， 因此本设计不予推荐。经技术经济分析比较后推荐第一方案，即本矿井主排水 设备选择 8 台 pj200b9 型高扬程离心水泵。 井下主排水系统见图 4-3。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 12 井下主排水系统图 1 2345678 9101112 13 1415 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 p j200b x 9 y b 710s -4 2 8 h44h-100,dg200 8 z94h-100,dg200 zpbg pg100 dg350 325x 16m m 377x9 90 dg350,pg6 -760m m -0hg 8 pg10,dg20 z41-100 pg50,pg100 108x5m m dg400,pg100 426x20m m 1 p j200b x9; :1480r/m ; 420m /h 790.5m 2 y b 710s -4 1400k w 6000v 159.5a 1490r/m . 3 2650m . 2 3 3 1617 700 426 河南理工大学本科毕业设计 13 5 5 采区布置及装备采区布置及装备 5.15.1 采煤方法采煤方法 5.1.15.1.1 采煤方法及采煤工艺采煤方法及采煤工艺 1、采煤方法：本区主要可采煤层为二1煤层，二2煤层为局部可采煤层。 二1煤层厚度为 014.30m，平均 4.15m，属较稳定煤层，全区可采。二2煤 层下距二1煤层 24.69m,煤层厚度 02.63m，平均厚度 0.69m，属不稳定煤层， 可采区域主要位于井田中东部。初期开采的 西 12 采区二1煤层厚度 2.7413.35m，平均 5.0m；东 11 采区二1煤层厚度 05.44m，平均 3.67m； 二2煤层厚度02.5m，平均1.38m。井田内煤层倾角610，初期生产采区煤 层倾角5左右，属近水平煤层。设计考虑两个采煤方法方案，第一方案走向 长壁采煤法，第二方案倾斜长壁采煤法。 根据井田地质勘探资料，经分析比 较，倾斜长壁采煤法具有工程量省，工期短，投资少，生产系统简单等优点， 故设计推荐倾斜长壁采煤法，全部陷落法管理顶板。 2、采煤工艺：根据井田构造形态、煤层赋存情况，设计提出四种采煤工 艺方案，一方案为综采采煤工艺，二方案为普采采煤工艺，三方案为炮采采煤 工艺，四方案为综采、炮采采煤工艺，根据井田煤层赋存条件及开采技术条件， 结合浅部新安矿井生产实际，本设计推荐综采、炮采采煤工艺。 初期开采西 12 采区，二1煤平均煤厚 5.0m，设计采用综采分层开采，第 一分层采高为 2.5m；东 11 采区原设计开采二2煤层，采用炮采一次采全高。 在矿井建设期间，经现场实际勘探，东11 采区首采工作面处二2煤层较薄，赋 存条件变差，绝大部分不可采，本次设计结合现场实际情况，初期炮采工作面 布置在二1煤层，其他二2煤层工作面按原设计开采。 初期炮采工作面设计采用 分层开采，第一分层采高为 2.0m。 5.1.25.1.2 回采工作面主要机械设备回采工作面主要机械设备 根据地质报告，采区内地质构造较简单，断层稀少，二1煤层赋存条件较 好，煤层较厚且较稳定。开采技术条件较简单，故矿井初期开采二1煤层西翼采 区布置一个综合机械化采煤工作面。西翼二1煤层采区布置一个炮采采煤工作 面。 主要采煤设备初步选型为： 河南理工大学本科毕业设计 14 1、综采工作面 、采煤机 原设计所选型号为 max-300/3.5 型，改为 mg160/390-wd 双滚筒采煤机， 其主要技术参数为： 采高：1.33.0m 截深：600mm 装机功率：2160+230+11kw 牵引速度：07m/min 牵引方式：电牵引 牵引力：410kn 供电电压：1140v 、液压支架 二1煤层顶板多为灰色厚层状中粒砂岩，其它为砂质泥岩及泥岩。其中砂 岩抗压强度为 37.996.3mpa，砂质泥岩及泥岩抗压强度为 27.338.5mpa； 底板以灰黑色粉砂岩为主，有时相变为泥岩或细粒砂岩，粉砂岩抗压强度为 31.364.7mpa，泥岩抗压强度为 23.138.1mpa。因此，煤层顶底板大多属 于稳定性。原设计所选液压支架型号为 zz4000 型，改为 zf4400/16/25 型，该 支架主要参数为： 支撑高度：1.62.5m 工作阻力：4400kn 、刮板输送机 刮板输送机选用 sgz-630/264 型，其主要参数为： 出厂长度：150m 电机功率：1322 、转载机 选用 szb-764/132 型转载机，电机功率 132kw。 、顺槽胶带运输机 选用带宽为 1.0m 的可伸缩带式输送机，运输能力为 800t/h，电机功率 110kw。 2、炮采工作面 炮采工作面支护配备 dz22-30/100 型单体液压支柱，其最大支撑高度为 2240mm，最小支撑高度为 1440mm。 炮采工作面运输配备 sgz730/40 型刮板运输机，电机功率为 40kw。 炮采工作面运输顺槽配备 ssj 型可伸缩带式输送机，带宽 800mm，运输 能力 300t，电机功率为 110kw。 河南理工大学本科毕业设计 15 5.25.2 采区生产系统采区生产系统 1、运输系统 、煤炭运输 运输系统：工作面开采的煤炭经工作面刮板输送机、顺槽转载机、可伸缩 带式输送机、大巷胶带输送机，由工作面运输顺槽、-318m 水平胶带运输大巷 运至井底煤仓，主要大巷断面图见 5-2、5-3、5-4、5-5。 主要设备：回采工作面选用 sgz-630/264 型（综采） 、szb730/40 型（炮 采）可弯曲刮板运输机，运输顺槽选用带宽 1.0m（综采） 、0.8m（炮采）可伸 缩带式输送机。 、辅助运输 运输系统：采用大巷蓄电池电机车、顺槽无极绳连续牵引车系统。人员、 材料由电机车运至工作面下（上）车场，再由无极绳连续牵引车运至工作地点； 矸石或其它物品由无极绳连续牵引车牵引至工作面下（上）车场，由电机车牵 引到井底车场。 主要设备：大巷选用xk8-6/110-kbt 型防爆蓄电池电机车，工作面顺槽选 用 sq-1200/75b 型（综采） 、jw-55（炮采）型无极绳连续牵引车。 2、采区通风 新鲜风流经-318m 水平轨道（皮带）大巷、回采工作面运输顺槽进入回采 工作面，乏风经回采工作面轨道顺槽、-318m 水平回风大巷至中央风井排至地 面。 3、采区排水 在回采、掘进工作面顺槽设置有小水泵，可将低洼处积水排至-318m 水平 大巷水沟内，流入井底水仓。 5.3 巷道掘进巷道掘进 5.3.1 巷道断面和支护方式巷道断面和支护方式 岩石巷道采用半园拱断面，以锚喷支护为主，局部穿越煤层、断层地段采 用砼支护，主要硐室、交岔点采用砼支护，煤层巷道采用梯形棚、 “u”型钢或 钢带锚网（喷、锚锁）支护。 河南理工大学本科毕业设计 16 5.3.25.3.2 巷道掘进进度指标巷道掘进进度指标 生产期间巷道掘进以钻爆法为主，生产期间掘进进度指标为： 岩巷 100m/月 煤巷 150m/月（炮掘） 半煤岩巷 120 m/月（炮掘） 5.3.35.3.3 巷道掘进巷道掘进 为保证采区和回采工作面正常接替，设计配备了 6 个掘进头，其中 4 个钻 爆法煤巷掘进头，2 个钻爆法岩巷掘进头。 钻爆法岩巷掘进头配备 zy24 型气腿式凿岩机、p-60b 型耙斗装岩机及锚 喷打眼机具等。 钻爆法煤巷掘进头配备 zms12b 型煤电钻及风镐等设备。 掘进通风配备 ybt-6.3 型局部扇风机。 掘进排水：掘进工作面配备有小水泵，解决掘进排水问题。 掘进运输：大巷掘进矸石由装岩机装入 1t 固定矿车，组列后由电机车牵 引至井底车场，由副井提升至地面；采区内掘进矸石由顺槽无极绳连续牵引车 牵引至工作面下（上）部车场，组列后由电机车牵引至井底车场，由副井提至 地面。 生产期间矸石量预计：矸石量约为矿井产量的 8。 5.3.45.3.4 矿井达到设计产量时井巷工程量和三个煤量矿井达到设计产量时井巷工程量和三个煤量 矿井达到设计产量时，为一个综采工作面、一个炮采工作面生产，一个瓦 斯抽放工作面准备。达产时井巷工程总长度为 19563m，其中煤巷 5296m，占 27；岩巷 14267m，占 73，万吨掘进率 163m，万吨掘进体积 2304m3。 矿井达产时井巷工程汇总表见表 5 河南理工大学本科毕业设计 17 6 6 矿井通风系统设计矿井通风系统设计 6.16.1 概况概况 根据地质报告，本井田二1煤层瓦斯含量为 4.0212.19m3/t，平均为 7.22m3/t，从二1煤层瓦斯含量来看，本井田二1煤层瓦斯赋存不均匀，局部较 高。根据邻近的新安煤矿生产情况及孟津煤矿的揭煤情况，本矿井应为煤与瓦 斯突出矿井。 根据二1煤层爆炸试验成果，二1煤层煤尘有爆炸危险性。 二1煤层属不易自燃煤层。 本区地温梯度值为 1.62.8/100m，平均地温梯度值为 2.02/100m，该 区地温基本属于正常增温地区。井田内二1煤层底板温度变化范围在 26.038.8，基本上随煤层埋藏深度的增加而升高，故二1煤层底板标高- 300m 以浅地温一般小于 31，-300m 以深会出现 i 级高温区，-530m 水平以 深属 ii 级高温区。 6.26.2 矿井通风矿井通风 6.2.16.2.1 矿井通风方式和通风系统选择矿井通风方式和通风系统选择 1、通风方式 矿井通风方式为抽出式。 2、通风系统及通风网络 （1） 、通风系统 根据推荐的矿井开拓方案，矿井初期为中央并列式通风系统，副井进风， 中央风井回风。后期在井田深部边界附近，布置南风井，副井进风，南风井回 风，形成中央分列式通风系统。 （2） 、通风网络 初期通风网络：新鲜风流自副井井筒-318m 水平井底车场轨道运输石 门西翼轨道运输大巷进风巷胶带顺槽综采工作面。乏风风流自综采工 作面轨道顺槽回风斜巷西翼回风大巷回风石门中央风井井筒地面。 后期通风网络：新鲜风流自副井井筒-318m 水平井底车场轨道运输石 门西翼轨道运输大巷进风巷胶带顺槽炮采工作面。乏风风流自炮采工 河南理工大学本科毕业设计 18 作面轨道顺槽回风斜巷西翼回风大巷回风石门中央风井井筒地面。 6.2.26.2.2 风井数目、位置、服务范围及服务时间风井数目、位置、服务范围及服务时间 矿井初期利用中央风井回风，中央风井位于工业场地内，服务一水平上、 下山采区，服务年限 25.7 年。 后期在井田深部边界附近，北岳村以南 150m 左右处，布置南风井，服务 二水平上、下山采区，服务年限 30.1 年。 6.2.36.2.3 掘进通风及硐室通风掘进通风及硐室通风 由于掘进巷道送风距离较长，掘进断面较大，为有效冲淡并排出掘进产生 的有害气体和粉尘，掘进工作面均采用局部扇风机正压通风。 井下爆破材料库、主排水泵房、电机车充电硐室、采区变电所等硐室采用 独立通风，其它硐室采用串联通风。 6.2.46.2.4 瓦斯涌出量预测瓦斯涌出量预测 瓦斯涌出量预测有多种方法，其中分源法预测矿井瓦斯涌出量，经过多年 研究、完善与提高，在很多矿井应用取得了满意的效果。本设计采用分源法预 测采掘工作面及矿井瓦斯涌出量。 、采煤工作面相对瓦斯涌出量预测 井下开采二1煤为分层开采的采煤工作面，则： q采k1k2k3kfo（wowc） 式中： q采开采煤层相对瓦斯涌出量 m3/t k1围岩瓦斯涌出系数，取 k11.2； k2工作面采煤系数，取回采率的倒数。二1煤层开采工作面回采率取 0.93，则 k21.075； k3工作面巷道瓦斯预排影响系数，k3（l2h）/l；k30.87； l工作面长度，150m； h掘进巷道预排等值宽度，取 10m； kfo分层开采瓦斯涌出系数，分两层开采时，kfo取 1.4； wo煤层原始瓦斯含量，m3/t，二1煤层 wo 为 4.0212.19m3/t，平均 7.22m3/t； wc原煤残存瓦斯含量，m3/t，应按表 6-1 取值。 河南理工大学本科毕业设计 19 表 6-1 纯煤的残存瓦斯含量 煤的挥发份含 量 vdaf（） 688121218182626353542 纯煤残存瓦斯 含量（m3/t.d） 9664434322 表 6-1 中所列的 wc值为每一吨纯煤（即可燃基）的瓦斯残存含量，所以 在应用时应按下式换算成原煤残存瓦斯含量： wcwc m3/t 100 100 adad ma 式中： wc表 5-2-1 中所列的纯煤瓦斯残存量，m3/t.燃，二1煤层原煤 挥发分 vdaf为 13.67，wc为 43，设计取 4。 aad原煤中灰分含量，根据地质报告取 21.42。 mad原煤中水分含量，根据地质报告取 1.14。 wc（100-21.42-1.14）4/1003.1 m3/t 经计算二1煤层回采工作面相对瓦斯涌出量为 1.5715.62m3/t，平均为 7.08m3/t。综采工作面绝对瓦斯涌出量为 2.9729.58m3/min，平均 13.41m3/min。考虑 30的瓦斯抽放率后，则绝对瓦斯涌出量为 2.0820.71m3/min，平均 9.39m3/min。炮采工作面绝对瓦斯涌出量为 0.838.22 m3/min，平均 3.72 m3/min，考虑 30的瓦斯抽放率后，则绝对瓦斯 涌出量为 0.585.75m3/min，平均 2.60m3/min。 、掘进工作面瓦斯涌出量预测 掘进工作面瓦斯涌出量按下式计算： q掘nmvqv(2-1)+sv（whwc）vlo/ 式中： q掘掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min n暴露煤面个数，单巷掘进 n2； m煤层厚度 m；m4.15m； v平均掘进速度，m/min v0.0083m/min qv煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2.min qv0.0260.0004(v)2+0.16wh qv0.034m3/m2.min 河南理工大学本科毕业设计 20 vv煤的挥发分，vv14.67 wh煤层瓦斯含量，二1煤 wh7.22m3/t lo巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度 取lo800m s掘进端头见煤面积 m2，s14.0m2 煤的容重，1.43t/m3 wc原煤残存瓦斯量 m3/t wc3.10m3/t 经计算，二1煤层掘进面绝对瓦斯涌出量为 2.57m3/min 、矿井瓦斯涌出量 矿井瓦斯涌出量由各采区瓦斯涌出量与己采区采空区瓦斯涌出量组成，按 下式计算： q矿kq区 iaoi/aoi n i 1 n i 1 式中： q矿矿井总瓦斯涌出量，m3/t； q区 i第 i 采区瓦斯涌出量，m3/t aoi第 i 采区平均日产量 t/d n采区个数 k矿井采空区瓦斯涌出系数，采取抽放措施后，取 k1.3 经计算，矿井相对瓦斯涌出量为 5.0516.88m3/t，平均 13.12m3/t，矿井 绝对涌出量 10.639.07m3/min，平均 21.74m3/min。考虑 30的抽放率，抽放 后矿井相对瓦斯涌出量为 3.5411.82m3/t，平均 9.18m3/t，矿井绝对涌出量 7.4227.35m3/min，平均 15.22m3/min。 6.2.56.2.5 矿井风量、负压及等积孔矿井风量、负压及等积孔 6.2.5.1 矿井风量 根据煤矿安全规程有关规定，矿井需要的风量应按下列要求分别计算， 并选取其中的最大值： 1、按井下同时工作的最多人数计算 q矿通4nk矿通 式中： q矿通矿井总供风量，m3/s 河南理工大学本科毕业设计 21 n井下同时工作的最多人数，424 人 k矿通矿井通风系数，当采用中央并列式通风系数时， k1.201.25。 q矿通44241.252120m3/min36m3/s 2、矿井总风量按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和计算。 q矿（q采+q掘+q硐+q其它）k矿通 m3/s 式中： q采采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s； q掘掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s； q硐独立通风硐室实际需要风量的总和，m3/s; q其它其它井巷需要风量总和，m3/s; k矿通矿井通风系数，取 1.25； 、矿井投产时布置一个综采、一个炮采两个工作面。 、按瓦斯涌出量计算 q综采100q瓦采k采通 式中： q综采采煤工作面实际需要风量，m3/min； q瓦采采煤工作面瓦斯绝对涌出量，二1煤层综采工作面绝对瓦斯涌出 量 9.39m3/min，二1煤层炮采工作面绝对瓦斯涌出量 2.60m3/min。 k采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数，一般机采工作面 1.21.6；取 1.4；二1煤炮采工作面取 1.42.0，取 2.0。 q综采1009.391.41315m3/min q炮采1002.602.0520m3/min 经计算二1煤综采回采工作面需风量为 1315m3/min；二1煤炮采工作面需 风量为 520 m3/min。 、按工作面温度计算 q综采60v采s采ki，m3/min 式中： v采采煤工作面风速，长壁工作面温度在 2628时，工作面风速应 在 2.02.5m/s 之间。 ki工作面长度风量系数；l150m，ki1.1 河南理工大学本科毕业设计 22 s采采煤工作面平均断面积，取 8.0m2。 q综采602.581.11320m3/min 、按人数计算实际需风量 q采4n，m3/min 式中： n采煤工作面同时工作的最多人数，取 n40 人； q综采440160m3/min 按风速进行验算： 15s采q采240s采 式中： s综采采煤工作面平均断面积，取 8m2； 120q综采2400 根据以上计算，设计二1煤综采工作面配风量为 1500m3/min，即 25m3/so，二1煤炮采工作面配风量为 720m3/min，即 12m3/s；抽放工作面配风 量为 600m3/min，即 10m3/s。 、掘进工作面所需风量 按瓦斯涌出量计算 q掘100q瓦掘k掘通 式中： q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min q瓦掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，q瓦掘2.57m3/min k掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取 k1.6 经计算，掘进工作面需风量 411m3/min。 按掘进工作面（岩巷）一次爆破的炸药量计算： q掘25a 式中： a掘进工作面一次爆破的最大炸药量，经计算取 8.5kg 则 q掘258.5212.5m3/min 按人数计算实际需风量 q掘4a，m3/min 式中： 河南理工大学本科毕业设计 23 n掘进工作面同时工作的最多认识，取 15 人 则 q掘41560m3/min 按风速进行验算 15s煤掘q掘240s煤掘 式中： s煤掘煤巷掘进工作面断面积，14.0m2； 210m3/minq掘3360m3/min 综合考虑，并参考建设单位意见，本矿井煤巷掘进工作面按 450m3/min 配 风，即 7.5m3/s；岩巷掘进工作面按 330m3/min 配风，即 5.5m3/s。 3、硐室实际需风量 根据本矿硐室风量计算以及邻近生产矿井实际配风情况，井下硐室实际需 风量如下： 、井下爆炸材料库 按库内空气每小时更换 4 次计算。 q硐 60 4v 式中：q硐爆炸材料库硐室供风量，m3/min； 4爆炸材料库总容积的倍数； v爆炸材料库总容积，1221m3； 60每小时分钟数。 则 q硐81.4 m3/min。 60 12214 本矿井爆炸材料库按 180m3/min 配风，即 3m3/s。 、主排水泵房 q泵 60 3600 tcp w 66013 . 1 008 . 0 614003600 517m3/min10 m3/s 式中：q泵排水泵房风量，m3/s； w排水泵房中运转水泵总功率，kw； 机电硐室发热系数，水泵房取 0.008； 河南理工大学本科毕业设计 24 空气密度。取 1.3kg/ m3； cp空气定压比热，取 1.0kj/kg.k； t硐室进、出风流温度差，6； 3600热功当量，1kw.h3600kj； 60每小时分钟数。 、变电所：42m3/s 、充电硐室：3m3/s 、井下移动瓦斯抽放站：22m3/s 井下硐室实际需风量为 28m3/s。 4、井下其它巷道需风量 按采煤、掘进、硐室总和的 35考虑，取 6m3/s。 综合以上计算，并结合建设单位意见，则全矿井总风量为： q矿（25+12+10+7.54+5.52+28+6）1.25 153m3/s 6.2.5.2 矿井通风阻力及等积孔 1、矿井通风阻力计算 、摩擦阻力 根据网络解算结果，矿井通风容易时期最大摩擦阻力为 1696.75pa，全矿 井通风困难时期最大摩擦阻力为 2635.15pa， 详见通风容易时期和通风困难时期网络解算表 5-2-23。 、局部阻力 风流经过井巷的一些局部地点，如井巷突然扩大或缩小、转弯、交叉以及 堆积物或遇矿车等，由于风流速度或方向发生突然的变化，导致风流本身产生 剧烈的冲击，形成极为紊乱的涡流，从而损失能量，造成这种冲击与涡流的阻 力即称为局部阻力。 本矿井局部阻力按最大摩擦阻力的 10考虑。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） -25- 由上式计算，矿井 7 月份自然风压为： pa hn 55.83 10000 703 18 . 9 28273 1 25273 1 287 7031075 . 9 4 1 矿井 1 月份自然风压为： pa hn 63 . 6 12 10000 703 18 . 9 14273 1 10273 1 287 70310965 . 9 4 2 经计算，7 月份最小自然风压为 83.55pa，1 月最大自然风压均为 126.63pa，均为正值，显示进风井空气静压力始终比回风井静压力大。由于本 矿井为抽出式通风方式，因此在本矿井中自然风压始终克服阻力帮助通风。 、矿井通风总阻力 本矿井为抽出式通风方式，自然风压始终帮助通风，矿井通风总阻力按 以下公式计算： h初期h摩小h局小hn2 h后期h摩大h局大hn1 式中 h初期矿井通风容易时期总阻力； h后期矿井通风困难时期总阻力； h摩小矿井通风容易时期最大摩擦阻力； h摩大矿井通风困难时期最大摩擦阻力； h局小矿井通风容易时期局部阻力，按最大摩擦阻力的 10考虑； h摩大矿井通风困难时期局部阻力；按最大摩擦阻力的 10考虑； hn1帮助通风在最小自然风压，83.55 pa； hn2帮助通风在最大自然风压，126.63 pa； h初期1696.75+1696.7510126.631739.80 pa； h后期2635.15+2635.151083.552815.11pa； 经计算，矿井中央风井通风容易时期总阻力为 1739.80；矿井中央风井通 风困难时期总阻力为 2815.11pa。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） -26- 2、矿井等积孔 通风容易时期：a14.4m h q19 . 1 80.7391 53119 . 1 通风困难时期：a13.4m h q19 . 1 815.112 31519 . 1 由等积孔可以看出，矿井通风难易程度属通风容易，即小阻力矿井。 3、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施。 井下通风设施主要有风门、调节风门等，各通风构筑物均应按突出矿井的 要求制作。 防止漏风的主要措施有：每组风门均为双向风门。进回风巷道之间尽量减 少联络巷，采空区要及时封闭。煤仓及溜煤眼不得放空，所有通风设施要牢固 可靠，并要加强管理和维修，保证正常使用。 降低风阻的措施有：光爆锚喷；生产期间巷道要定期清理，严禁堆放杂物； 要及时扩修受压缩变形的巷道，保证有效断面，以降低通风阻力。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） -27- 7 灾害预防及安全装备灾害预防及安全装备 7.17.1 瓦斯预防瓦斯预防 根据地质报告，本矿井为突出矿井，因此要加强瓦斯防治工作。严格执行 瓦斯监测管理制度，设计按矿井通风安全装备标准配备有安全监控设备和 各种安全监测仪表，矿井配备有安全监控系统，保证井下各工作地点瓦斯超限 时，能及时处理，确保安全。 （1） 、开拓、开采及通风设计的防突措施 1） 、本矿井有煤与瓦斯突出，开采煤层时应坚持先抽后采，并采取“四位 一体”的综合防突措施：即突出危险性预测、防突措施、措施效果检验、安全 保护一套完整的综合防治突出的系统工程。 2） 、主要开拓巷道及硐室均布置在岩层中。尽量减少煤巷掘进，尽量减少 石门揭煤的次数，揭煤的位置尽量避开构造破坏带。 3） 、煤层顶板岩巷距煤层距离一般为 1015m，并要求施工过程中定期 验证地质资料，以防误穿煤层。 4）