安全工程毕业设计

1、中国矿业大学银川学院毕业设计摘要潞安矿业集团五阳矿240万t/a新井设计。全篇共分为八个部分：矿区概况与井田地质特征，井田开拓，矿井运输、大巷及排水，采取巷道布置及装备，采区通风设计，矿井通风系统设计，矿井安全技术措施，矿山环保。五阳矿位于山西省长治市，矿井总面积约为38.5km2，井田走向平均长4.8km，倾向平均宽7.5km。井田内有3#煤可采，平均厚度为5.8m，煤层赋存稳定，为缓倾斜煤层，倾角5°12°，平均10°。井田内工业储量为280.16Mt，可采储量为200.08Mt。矿井正常涌水量400 m3/h，属于低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险，没有自然发火现象

2、。五阳煤矿设计年生产能力为240万t/a，服务年限为64.1年。工作制度为“四六”制。矿井的采煤方法为采区采用走向长壁综合机械化放顶煤开采，带区采用倾向长壁综合机械化放顶煤开采。矿井为三水平开拓。矿井有一对立井：主井主要用于提煤，副井用于提升材料、人员和矸石。开拓水平设置在+650m、+450m和+300m。矿井一个工作面达产，采用综放工作面，年生产能力为240万t/a。工作面长度为250m，煤的运输采用轨道运输，辅助运输也采用矿车。矿井通风方式为中央并列式。关键词：综放；矿车运输；长壁开采；锚杆目录1 矿区概况与井田地质特征81.1矿区概况81.1.1矿区地理位置81.1.2交通位置81.1

3、.3当地天气气候和降水量101.1.4矿区水文情况101.2井田地质特征101.2.1地层101.2.2构造111.2.3水文地质特征111.3煤层特征121.3.1煤层顶底板岩性特征121.3.2煤层瓦斯含量131.3.3煤尘和自燃情况131.4矿井地温条件132 井田开拓142.1井田境界142.1.1井田边界142.2矿井工业储量142.2.1矿井工业储量的计算及储量等级的圈定142.3 矿井可采储量152.3.1储量损失152.3.2各种煤柱损失计算152.3.3矿井可采储量172.4矿井工作制度、设计生产能力及服务年限172.4.1 矿井工作制度172.4.2 矿井设计生产能力及服务

4、年限182.5井田开拓的基本问题182.5.1井筒形式、数目的确定182.5.2主、副井井筒位置的选择182.5.3风井位置的选择192.5.4工业广场的位置、形状和面积的确定192.5.5开拓方案及其比较192.6 矿井基本巷道202.6.1井筒202.6.2车场的型式和布置形式252.6.3调车方式262.6.4车场峒室的布置263 矿井提升、大巷运输及排水273.1概述273.2主副井提升283.2.1主井提升283.2.2副井提升283.3概述283.3.1井下运输设计的原始条件和数据283.3.2矿井运输系统284采区巷道布置及装备304.1 采煤方法的选择304.1.1采煤工艺方式

5、304.2采区巷道布置及生产系统304.2.1采煤方法及工作面长度的确定304.2.2采区巷道的联络方式314.2.3生产系统314.2.4确定带区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式314.2.5确定带区生产能力和采出率324.3 采区车场选型设计344.3.1确定采区车场的形式344.3.2采区主要硐室布置365 采区通风设计375.1 采区通风设计375.1.1 采取通风设计的确定375.1.2采煤工作面实际需要风量445.2 掘进工作面通风设计485.2.1设计原则及步骤485.2.2掘进通风方法495.2.3掘进工作面所需风量及计算505.2.4掘进通风设备选择526 矿井通风系统设计

6、566.1矿井通风系统的选择566.1.1选择矿井主要通风机的工作方法586.1.2选择矿井通风方式596.2风量计算及风量分配606.2.1 其他巷道及硐室所需需风量606.2.2 矿井所需总风量的计算626.2.3 矿井需风量计算636.2.4 风量分配与风速验算636.3 矿井通风阻力计算656.3.1计算原则656.3.2 矿井通风阻力计算656.4主要通风机选型706.4.1自然风压的计算706.4.2选择主要通风机706.5 反风措施及灾害预防756.6 矿井通风费用与矿井难易程度评价786.6.1 矿井通风费用786.6.2矿井等积孔797 矿井安全技术措施817.1矿井安全技术

7、概况817.2 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施817.3 预防井下火灾的措施827.4 防水措施827.5 井下防尘838 矿山环保838.1矿山污染源概述848.1.1大气污染848.1.2废水排放848.1.3固体废弃物排放848.1.4噪声污染848.2 矿山污染源的防治858.2.1大气污染防治858.2.2矿山水污染的防治858.2.3噪声的控制851 矿区概况与井田地质特征1.1矿区概况 1.1.1矿区地理位置五阳煤矿是潞安矿区最北部的一对大型矿井。行政区划隶属襄桓县所辖，矿井范围北以两川断层为界，南以文王山断层为界，西起勘探区边界，东至15-3号煤层露头，南北长约4.8km，东西宽约7

8、.5km，矿井面积为38km2，该矿距襄桓车站3.5km，距长治45km ,太焦线穿越矿区，交通方便。区内地势属丘陵，交差不大。地面标高一般930m左右。 1.1.2交通位置潞安矿区地处山西省东南部沁水煤东部边缘中段，地跨长治。太（原）焦（作）铁路纵贯矿区东部。邯（郸）长（治），太（原）焦（作）铁路在长治北站交会。太（原）焦（作）线北接石太、同蒲线，南接陇海线。矿区至太原，长治，邯郸，洛阳等地都有汽车相通，交通极为方便。长治交通位置见图1-1。图1-1 长治市交通位置图 1.1.3当地天气气候和降水量该区事故于温暖带大陆性气候，年平均气温为-6.9（一月），最高气温为22.8（七月）。极端最低

9、气温为-29.1（1972年1月27日），日最高温度为37.4（1972年7月5日）。年降雨量为414917mm年平均为583.9mm年蒸发量为1493.81996.3mm，年平均为1713.84mm。降雨量多集中在7、8、9三个月。日最大降雨量为109.7mm（1972年7月7日）。风向多为西北风，最大风速为1416m/s。冻土期为每年十月至每年四月。最大冻土深度为75cm。 1.1.4矿区水文情况井田内主要河流有浊漳河西源和南源。西源由西而东流入矿区，而南源由西南汇入，并于矿区中部汇合。南、西二源汇合后，由南而北至襄垣城东流出矿区，总汇水面积约750km2。并在井田外两河上游分别建有漳泽水

10、库和后湾水库。而区内无大的地表水体。煤层露头附近有一条季节性河流淤泥河，自南而北流淌，一般流量为360m3/h。另外，流经本井田的浊漳河南源，为一常年有水河流，其最高洪水位857.65m（1953.6.15），最大流量224m3/s，局部对煤层顶板含水层有明显的入渗补给。1.2井田地质特征 1.2.1地层本井田广为第四系黄土所覆盖，局部地带有二叠系石盒子组地层，零星出露。 1.2.2构造矿井构造特征是：宽缓褶曲相伴生大，中型交角度正断层和次级小型断裂。构造线方向多为南北方向，褶曲主要天仓向斜，呈北东纵贯矿井中央，两翼倾角一般10左右，局部达到20，幅达200m，与其相伴生的次级褶曲有崔村向斜，

11、大郝沟向斜，十字道背斜，五阳背斜。其轴向大致与天仓向斜一致。只是规模上，幅度上都小于天仓向斜。与褶曲相伴生较大的构造主要有控制矿井范围的西川断层，文王山断层及发育在矿井内的王家庄断层，小黄庄断层。崔家庄1.2.3号断层，走向多呈北东方向，落差均在100m以上落差在10100m的断层有东南上断层，仓上号断层，1505断层，仓上2号断层，西王桥断层，五阳断层等。其产状与较大断层基本一致。其中南丰正断层：位于南丰村南、大黄庄、十字道村南一线，大黄庄村西走向为北50°东，倾向东南，倾角70°，落差6075m，大黄庄村东，走向北82°东，倾角70°，落差725m，

12、东在西王桥村北附近分叉尖灭，西在南45号钻孔附近尖灭。有地震测线和钻孔控制，井下生产巷道揭露，已查明。矿井内无陷落柱。五阳井田处于上述二级构造带之间，受晋获断褶带的控制和武阳凹褶带的影响主要形成低级，低序次的构造。本井田的基本构造特征为：向南西倾伏宽缓褶曲，伴有大中型、高角度正断层和次一级的小型断裂，构造线方向大致为北东东和北东方向褶曲；地层总体倾向南西，倾角一般为10°。 1.2.3水文地质特征 本区主要河流为浊漳河南源和西源，属于海河水系漳河流域。浊漳河由南向北经过矿区南部边缘，其支流有洚河，岚水河和青河等。浊漳河西源由西向东流经矿区北缘，其支流有淤泥河。浊漳河南源流入漳泽水库与

13、其支流汇合，再向北与西源汇合。南、西二源汇合绕过五阳至襄桓城东与浊漳北源汇合。南、西二源在井田中央与西源汇合后，由南而北穿越井田，至襄垣城东与浊漳河北源汇合流出五阳井田。浊漳河河床宽达70110m长年流水，流量为1m3/s。而矿区内基本无地表河流。矿井涌水量一般为400m3/h左右，含水系数为3.1左右。井田内共有11个含水层：为灰岩裂隙溶洞含水层；为砂岩裂隙含水层；为风化壳及砂砾孔隙含水层。矿井涌水主要来源于煤层顶板以上各含水层。通过回采后形成的导水裂隙带和冒罗带涌入矿井。矿井水PH值为78属于弱碱性。1.3煤层特征矿井主要含煤地层为二迭统山西组及上石炭统太原组煤系厚度：山西组：59.208

14、5.85m,太原组：89.2129.02m。共含煤15层，其中山西组4层（14号）太原组（515号煤）含煤系数为6.7%。煤层倾角为5°12°平均倾角为10°煤质的硬度为f=0.81.5中等硬度。 1.3.1煤层顶底板岩性特征主要开采对象3号煤层顶板一般为砂岩，泥岩，伪顶，直接顶，老顶通常同时存在。伪顶多为黑灰色泥岩,厚0.080.20m，随着采煤冒落。直接顶有灰黑色泥岩、粉砂岩、细砂岩组成，厚度为1.33.6m其抗压强度在75905kg/cm2,一般在搬移支柱后即冒落，为类稳定中等顶板。老顶多为砂岩，硬度大，厚度不稳定，一般厚为6.59.0m最大可达28m，其单

15、向抗压强度3801310kg/cm2，一般不易冒落，会造成周期来压。地板多无伪底，只有直接底，岩性对为黑色泥岩，厚度达0.20.6m底板多为砂岩，其抗压强度为4191918kg/cm2，普式硬度为48。15-3号煤层顶板多为泥岩及粉砂岩，厚度变大，中等硬度，属于易冒落顶板。顶板以泥岩及粉砂岩为主，老底多为细砂岩，胶结为中等胶结。 1.3.2煤层瓦斯含量3#煤层瓦斯含量为1.56017.502mL/g·r，平均5.725mL/g·r，变化较大。二氧化碳含量为0.010.47mL/g·r，平均0.21mL/g·r。瓦斯含量变化随着煤层埋藏深度的增大，瓦斯含量

16、也增大。五阳煤矿2003年按照煤矿安全规程的要求，又对3#煤层矿井瓦斯等级及二氧化碳进行鉴定，瓦斯相对涌出量8.99m3/t，二氧化碳相对涌出量4.81m3/t，属低瓦斯矿井，全矿其采煤工作面瓦斯涌出量为12.21m3/min，掘进工作面瓦斯涌出量为7.94m3/min，采空区瓦斯涌出量为8.28m3/min。从近6年的矿井瓦斯及二氧化碳涌出量的情况统计见表1.3-5，可以看出矿井瓦斯涌出量较小，但是由于受各种因素的影响瓦斯赋存极不均衡，局部地方瓦斯涌出量仍然较大，瓦斯相对涌出量曾达到23m3/t，为高瓦斯区。 1.3.3煤尘和自燃情况五阳煤矿煤类为焦煤，瘦煤和贫煤。煤的脆性较大，在机械化采煤

17、程度高的今天，采煤作业过程中容易形成大量的煤尘。有对3号煤层的取样试验，反向火焰长度为550mm，一般为10mm左右；爆炸指数为17.6321.45%，一般为1819%属于危险型矿井。3#煤层的自燃倾向性等级鉴定结果表明：3#煤层煤尘具有爆炸性，属不易自燃煤层，但局部区段3#煤层有可能产生自燃。1.4矿井地温条件生产矿井测量井下温度16左右，地温为1/100m属于地温正常地区。2 井田开拓2.1井田境界 2.1.1井田边界矿井开采的上限标高+850m，由于矿井南北是以断层为界，西以勘探线为界，所以矿井下部开走向长度最长为4.95km，最短为4.6km，平均长度约为4.8km；而东西倾向最长约为

18、8.1km，最短约为6.2km，平均长7.5km。矿井总面积约为38km2。2.2矿井工业储量 2.2.1矿井工业储量的计算及储量等级的圈定五阳矿矿井总体范围不大，煤层较厚。可采煤层3#平均厚度为5.8m，井田内有落差90多米的大断层贯穿其中，煤层倾角平均=10º，大部分标高位于+850+300m之间，煤层平均容重1.3t/m3。矿井工业储量：煤容重取1.3t/m3，煤层倾角平均10°，煤厚平均为5.8m。工业储量的计算公式见下式：Zg=100S×M×r/cos (2-1)式中： Zg工业储量，万t；S井田面积，km2；M煤层平均厚度，5.8m；r煤的平

19、均容重，1.3t/m3；煤层平均倾角，10°；故工业储量为：Zg=100×36.7×5.8×1.3/cos10º =28016.7万t2.3 矿井可采储量 2.3.1储量损失（1）工业广场保护煤柱；（2）井田边界煤柱损失；（3）采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；（4）建筑物、河流、铁路等压煤损失；（5）其它各种损失。 2.3.2各种煤柱损失计算（1）工业广场煤柱损失本矿井设计年生产能力为240万t/a，按煤矿设计工业规范，占地面积应在240×0.8/10240×1.1/10之间，即19.226.4公顷之间，本设计工业广场

20、取22公顷，长、宽分别为550m、400m，工业广场布置在井田的中央位置。3号煤层倾角10º，五阳庄矿工业广场地面标高+930m，松散层厚度为50m，移动角=45º，上覆岩层的边界角=75º，下山移动角=66.6º，上山移动角=70º。图2-1 工业广场保护煤柱工业广场围护带宽度为20m，根据垂直剖面法所作的工业广场保护煤柱的尺寸计算如图2-1所示：保护煤柱的水平面积S1=(749+786)×665/2=510387.5m2则工业广场压煤为： Q1=S1×M×r/cos (2-2) =510387.5×5

21、.8×1.3/cos10º =389.6万t（2）井田边界保留的边界煤柱 井田边界长为27234m，边界煤柱留宽30m，则井田边界压煤量为：Q3=27234×5.8×30×1.3/cos10º=623.7万t (2-3)（3）断层保护煤柱由于断层落差较大，贯穿整个井田，长度为4370m，断层两边各留煤柱50m，则断层保护煤柱损失是：Q4=4370×2×50×5.8×1.3/cos10º (2-4)=333.6万t （4）永久保护煤柱总量为：Q=Q1+Q2+Q3 (2-5) =389.6

22、+623.7+333.6 =1346.9万t 2.3.3矿井可采储量可采储量的计算公式为：Z=(ZcQ)×C (2-6)=（28016.71346.9）×0.75 =20002.35万t式中： Z矿井可采储量，万t；Zc矿井工业储量，万t；Q永久煤柱损失，万t；C煤炭采出率，取0.75；2.4矿井工作制度、设计生产能力及服务年限2.4.1 矿井工作制度 本矿井年工作日为330天，采用“四六”工作制，即三班采煤，一班检修，每班工作6小时。根据煤炭设计规范，矿井日净提L确定为16小时 2.4.2 矿井设计生产能力及服务年限综合考虑各方面因素，初步确定本矿井的设计生产能力为240

23、万吨/年。经计算本矿井服务年限为64.1年，及第一水平服务年限31.1年，第二水平服务年限33年，经校核满足设计生产能力要求。2.5井田开拓的基本问题2.5.1井筒形式、数目的确定井硐形式的确定：斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井筒装备、井底车场及垌室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：斜井井筒长，辅助提

24、升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑五阳煤矿的实际情况，本矿井采用立井开拓。 2.5.2主、副井井筒位置的选择综合各方面的因素及矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如下：主井井筒中心位置：经距411850m，纬距4039300m副井井筒中心位置：经距411770m，纬距4039360m 2.5.3风井位置的选择本井田煤层赋存条件比较好，属于缓倾斜煤层，中部靠上位置有一大断层K1将井

25、田分为上、下两部分，上部受条件限制采用条带开采。大断层K1上部煤层埋深较浅，最浅处离地表只有70m左右，所以采用两翼对角式通风，在浅部掘两个风井，风井深80m，在技术、经济上都比较好。故在设计2个风井：北风井服务大断层K1上部煤层的东五采区和东七带区；东风井服务东一采区和东三带区。考虑到断层下部右翼可以满足矿井初期的开采要求，在此精确提出东风井的位置。东风井井筒中心位置：经距414200m，纬距407100m北风井井筒中心位置：经距414200m，纬距407100m 2.5.4工业广场的位置、形状和面积的确定工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章第三节内容，工业广场面

26、积22公顷，定为550m×400m的矩形。 2.5.5开拓方案及其比较 1）开拓方案根据地质勘探资料，本井田只有3#煤层为可采煤层，煤层埋深主要分布在850m+300m左右，倾角在5°12°之间，平均10°，为缓倾斜煤层。考虑到技术和经济的合理性，本设计采用单水平或两水平开拓都能满足要求。煤层平均厚度在5.8m左右，所以布置煤层大巷较困难，特别是以后的维护，且需要很大的保护煤柱，所以采用岩巷布置。经过综合经济、技术和安全三方面的考虑，决定选用立井三水平直接延伸的方案。图2-3 立井三水平直接延深 2.6 矿井基本巷道 2.6.1井筒1）主井 本矿井设计年

27、生产能力240万t，为保证提升，决定主井采用两对12t底卸式箕斗提煤。主井井筒断面见图2-5，具体参数见表2-9。图2-5 主井断面图表2-9 主井断面技术特征表井型240万t井筒直径6.0m井深300(650)m净断面积28.27m2基岩段毛断面积38.48m2表土段毛断面积38.48 m2提升容器两对12t箕斗多绳摩檫轮提升机井筒支护混凝土砌碹厚400mm充填混凝土厚100mm 2）副井 副井采用一套3t普通罐笼。副井内设梯子间，作为一个安全出口。副井井筒断面见图2-6，具体参数见表2-10。图2-5 副井断面图表2-10 副井断面技术特征表井型240万t井筒直径6.5m井深285(635

28、)m净断面积33.18m2基岩段毛断面积44.18m2表土段毛断面积44.18m2提升容器双层单车1.5t普通罐笼井筒支护混凝土砌碹厚400mm充填混凝土厚100mm 3）风井 风井内设梯子间作为另一个安全出口。风井井筒断面见图2-7，具体参数见表2-11。图2-7 风井断面图表2-11 风井断面技术特征表井型240万t井筒直径5m井深80m净断面积19.63m2基岩段毛断面积26.42m2表土段毛断面积26.42m2井筒支护混凝土砌碹厚600mm 2.6.2车场的型式和布置形式本井底车场不经过石门与大巷直接相连，减少了工程量。由于该车场采用了胶带输送机运煤系统，使车场形式大为简化，实际它只是

29、一个带有机车绕道的单环行车场，采用刀把式车场车场形式简单，且通过能力较大较富裕。布置形式见图2-8。图2-8 立井刀式环行井底车场1-主井；2-副井；3-翻笼硐室；4-井底煤仓；5-箕斗装载硐室；6-井底清理斜巷；7-中央变电所；8-水泵房；9-等候室；10-调度室；11-人车停车场；12-工具室；13-水仓；14-主井重车线；15-主井空车线；16-副井重车线；17-副井空车线；18-材料车线；19-回车线；20-调车线 2.6.3调车方式轨道运输大巷的煤由底卸矿车运到井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相

30、同。 2.6.4车场峒室的布置车场峒室的布置见图2-8。（1）主井系统硐室立井系统硐室有卸载硐室、井底煤仓、箕斗装载硐室、清理井底洒煤硐室及水泵房硐室等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为8000t，所以需要煤仓容量为1200t，设置一个直径为8m，高20m的圆筒煤仓，总容量约1306t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过卸载站硐室与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。（2）副井系统

31、硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。（3）其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。3 矿井提升、大巷运输及排水3.1概述五阳煤矿地区属于低山丘陵地带，地面标高+900+950m，平均930m。本矿井设计井型为240万吨/年，服务年限为64.1年。煤的容重为1.3t/m3，矸石容重为2.0t/m3。矿井工作制度为四六制。本矿井采用立井三水平开拓，一水平大巷所在+650m。主井井筒直径为6.0m

32、，净断面积为28.27m2，井深320m，井筒支护为混凝土砌碹。副井井筒直径为6.5m，净断面积为33.18m2，井深285m，井筒支护为混凝土砌碹。矿井主运采用MDC3.36型3吨底卸式矿车运输，电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车；辅助运输采用架线式电机车牵引小矿车，电机车型号为ZK10-6/550直流架线式电机车。小矿车类型为MDC1.76型1.5吨固定式矿车。矿井瓦斯等级为低瓦斯。煤尘不具备爆炸性。提升设备年工作日为330天，日工作16小时，最大班下井人数为39人。由以上矿井的基本条件，确定主副井的提升方式为：主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。3.2主副井提升 3.2.1主

33、井提升矿井年产量为240万吨，井型较大，所以主井采用多绳摩擦提升机提升两对12吨箕斗。 3.2.2副井提升副井采用多绳摩擦式提升机提升一对双层单车1.5t普通罐笼。3.3概述 3.3.1井下运输设计的原始条件和数据（1）矿井的生产能力 240万吨/年（2）矿井的工作制度 四六制（3）煤层的倾角 512°（4）煤的容重 1.3t/m3（5）矸石容重 2.0t/m3（6）矿井的瓦斯等级 低瓦斯（7）煤尘的爆炸指数 18，具有爆炸性 3.3.2矿井运输系统1.运煤系统工作面运煤顺槽溜煤眼运输上山采区煤仓双轨运输大巷石门井底煤仓主井地面2.运料系统副井井底车场石门双轨运输大巷轨道上山行人运料

34、进风斜巷轨道顺槽工作面3.运矸系统工作面轨道顺槽行人运料进风斜巷轨道上山双轨运输大巷石门井底车场副井地面矿井的运输示意图见图3-1。 4采区巷道布置及装备4.1 采煤方法的选择4.1.1采煤工艺方式1）煤层的赋存特征主要可采煤层均厚5.8m，煤层倾角5°12°，平均10°，属于缓倾斜煤层。煤质稳定，硬度偏软，普氏硬度为0.81.5，属贫煤，为高硫低灰分。平均容重为1.3t/m3。矿井属低瓦斯矿井，煤尘爆炸指数为17.6321.45%，一般为1819%属于危险型矿井，煤层属三类不易自燃，煤层没有自燃发火倾向。煤层的伪顶为黑色泥岩，厚度小于0.5m，不稳定。直接顶为深

35、灰、黑灰色粉砂岩及泥岩，底板为黑色泥岩、砂岩，较稳定,平均9.3m。确定3煤层的采煤方法为采区采用走向长壁采煤法，带区采用倾向长壁采煤法。由于煤层的平均厚度为5.8m，而且赋存稳定，所以采用综合机械化放顶煤的回采工艺，全部垮落法管理顶板。4.2采区巷道布置及生产系统 4.2.1采煤方法及工作面长度的确定首采区煤层厚5.8m，倾角10°，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采放顶煤采煤法，一次采全厚。根据规范规定：综采面长度一般不小于160m。但结合本矿井的实际情况，采区工作面的长度为250m可以满足设计要求，确定采区工作面的长度为250m。 4.2.2采区巷道的联络方式由于矿井采用区域

36、式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置一条双轨大巷，能满足运煤与辅助运输的需要。通过双岩石上山和采区工作面相连接。在采区内部，采用双煤巷推进，可以作为下一区段的回风平巷。煤层的开采顺序和带区接替顺序：矿井前期主采3煤，井田内一大断层将井田横穿，把井田天然分为上下两部分，设计先采浅部稳定煤层，采用后退式开采。由于采用双巷掘进，因此工作面接替要采用顺序开采方式。在保证一个工作面达产的同时，注意另一区段的准备，保证工作面的正常接替。 4.2.3生产系统采区内的开采采用后退式开采（面向上山），通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有风流系统简单，漏风小的优点。风流线路为：副井井底车场石门轨道运输大巷

37、行人运料进风斜巷运输顺槽工作面轨道上山回风斜巷回风石们风井运煤系统为：工作面溜煤眼运输上山采区煤仓轨道运输大巷石门井底煤仓主井运料系统为：副井井底车场石门轨道运输大巷行人运料进风斜巷轨道上山轨道顺槽工作面运矸系统为：工作面轨道顺槽行人运料进风斜巷轨道上山轨道运输大巷石门井底车场副井 4.2.4确定带区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式1）尺寸顺槽的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，由此确定运输顺槽的尺寸（宽×高）为4700×3100mm，轨道顺槽为4700×3100mm。2）支护方式采用锚网支护，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。3）掘进通风采

38、用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。为了防止回风短路，在顺槽设置风门，具体位置见采区巷道布置图。 4.2.5确定带区生产能力和采出率 1）综放面生产能力（1）每割一刀煤所需的时间 纯割煤的时间T割T割=（L+L1）/V歌 （4-1） =（250+30）/4 =70（min）式中： L工作面长度，250m；L1斜切段长度，30m；V歌采煤机合理的牵引速度，取4m/min。 割煤作业中必须的辅助作业时间T空T空= L1/V空=30/6=5（min） （4-2）式中：V空采煤机空刀运行时的牵引速度，取6m/min。 必须的间歇时间T停必须的间歇时间包括每割完一刀煤检查机器更换截齿时间；正常的停

39、开机时间；采煤机改变牵引方向时的翻挡煤板时间及滚筒调位时间等。根据实际情况，T停取20min。所以每割一刀煤所需的时间T=T割+T空+T停=70+5+20=95（min）（2）端头作业时间T端本综采工作面端头支护采用端头液压支架，端头作业时间取25分钟。（3）故障时间根据大量调查，国产综采设备机电事故影响时间占总工时的8%-15%，每割一刀煤影响时间为1530分钟。在此取20分钟。由以上分析，每割一刀煤的循环时间T循为：T循=T+T端+T故 （4-3） =140（分钟）所以，综放面每班进2刀是能够实现的。综放工作面生产能力Q综Q综=NLSMR×0.8×5.8×1.

40、3×0.8×330 =238.87（万t/a）式中： N工作面日循环数，6个；L工作面长度，250m；S截深，0.8m；M采高，5.8m；R煤容重，1.3t/m3；C工作面回采率，0.8。 2）掘进出煤量Q掘 按规定，掘进出煤量按工作面出煤量的510%计算，取5%Q掘=238.87×5%=11.94万t （4-4） 3）采区生产能力Q区Q区=238.87+11.94=250.81万t （4-5） 4）计算采区回采率 首采区区段工作面推进总长度14874m，顺槽双巷，留15m的小保护煤柱。采区实际出煤量： 14874×250×5.8×1

41、.3×0.8+2×4.6×14874×3.1×1.3=2298.2万t采区煤柱损失：14874×15×5.8×1.3=168.2万t采区回采率： 2298.2/(2298.2/0.8+168.2)=75.6%>75%，符合规范要求。4.3 采区车场选型设计 4.3.1确定采区车场的形式采区下部车场一般由装煤车场和辅助提升车场组合而成。本设计采区车场的装煤车场采用大巷装车式车场，辅助提升车场采用底板绕道式车场。工作面生产的煤由运输顺槽到运输上山采区煤仓后，直接在轨道运输大巷装车，经矿车送至井底煤仓。底板绕道式井

42、底车场先由轨道大巷做一段平的斜巷，然后用25°的斜巷向上，直到与轨道上山同一标高，然后再通过一段平巷与轨道上山相接。车场采用绞车提升。从绞车房打一条斜巷与轨道上山直接相连，为避免通风短路，在绞车房的回风斜巷上打一个风窗，调节风量，满足绞车房的通风要求即可。下面为采区的上中下部车场的选型设计：采区上部车场见图5-1；采区中部车场见图5-2；采区下部车场见图5-3。图4-1 采区上部逆向平车场1. 运输上山2. 轨道上山 3. 回风大巷 4. 平车场5. 区段回风平巷 6. 绞车房 图5-2 采区中部车场1. 轨道上山2. 运输上山 3. 区段运输平巷 4.下区段轨道平巷 5. 甩车道

43、6. 回风斜巷 图5-3 采区下部车场1. 运输上山 2. 轨道上山 3. 采区煤仓 4. 轨道大巷 5. 材料车场 6. 人行道 4.3.2采区主要硐室布置 1）采区煤仓根据煤矿设计指南关于采区煤仓容量的计算，可以按照工作面半小时的最大产量来确定。本采区采用大巷装车式下部车场。采区煤仓采用垂直煤仓，断面为圆形，大巷距煤层30m。煤仓用混凝土砌碹支护，壁厚300mm，其容量为Q=Q0+LMBC0 （4-6）式中：Q煤仓容量，t；Q0防空仓漏风留煤量，取10t；L割煤机半小时运行距离，120m；M煤层厚度，5.8m；B进刀深度，0.8m；煤的容重，1.3t/m3；C0工作面的采出率，0.8。即

44、Q=10+120×5.8×0.8×1.3×0.8=589.07（t）煤仓的断面半径：=3.1（m） （4-7） 所以煤仓断面直径取7m，煤仓高度15m，容量750t。下口采用手动闸门装车方式，上口运输采用自溜方式 2）采区变电所采区变电所应设在采区用电负荷集中的地方，故放在两条上山之间，高压电气设备与低压设备应分别在一侧布置，故硐室宽度取3.6m；高度根据行人的高度和吊挂电灯的高度确定，故硐室高度取3m，通道高度取2.5m。硐室断面形状为半圆拱，采用不可燃材料支护和锚喷支护。硐室与通道相连处，设有向外的防火栅栏两用门。硐室内的电缆进去防火门应该设电缆套管

45、，管孔应该密封。硐室内不应该有滴水现象。 3）绞车房绞车房布置在煤层底板岩层中，绞车房要有专门的回风平巷，其参数见表4-1表4-1 绞车房参数宽度（mm）高度（mm）长度（mm）断面左侧右侧墙高拱高净高前人行道后人行道净长7001050120029004100120015607600半圆5 采区通风设计5.1 采区通风设计5.1.1 采取通风设计的确定1. 采区通风系统的基本要求（1）每一个采区都必须实行分区通风，即把井下各个水平、各个采区以及各个采煤工作面、掘进工作面和其他用风地点的回风各自直接排入采区的回风巷或总回风巷的通风布置方式。（2）准备采区，必须在采区内构成通风系统后，方可开掘其他

46、巷道。采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后，方可回采。每个上、下山、盘曲或采区都必须配置至少一条专门的回风道。采区进、回风道必须贯穿整个采区，严谨一段为进风巷，一段为回风巷。（3）高瓦斯矿井、有煤与瓦斯突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区，必须设置至少一条专用回风巷；低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置一条专用的回风巷。 （4）采掘工作面应实行独立通风，同一采区内、同一煤层上下相连的两个采煤工作面、工作面总长度不超过400m，采煤工作面和与之相连接的掘进工作面，掘进工作面和与之相邻的掘进工作面，布置独立通风有困难时，都可采用串联通风，但串联通风的次数

47、不得超过一次。在地质构造极为复杂，或残采地区，采煤工作面确需串联通风时，应采取安全措施。（5）有煤与瓦斯突出危险的采煤工作面不得采用下行通风。（6）采掘工作面和采煤工作面的进风和回风，都不得经过采空区和冒顶区。无煤柱开采沿空掘巷和沿空留巷应采取防止从巷道的两帮和顶部向采空区漏风的措施。（7）井下机电硐室必须设在进风风流中。如果硐室深度不超过6m，入口宽度不小于1.5m时，可采取扩散通风。（8）采空区必须及时封闭，从巷道通至采空区的风眼必须随着采煤工作面的推进，逐个封闭通至采空区的联通巷道。采区开采结束后45天内，必须在所有与已采区向连接的巷道中设置防火墙，全部封闭采区。（9）倾斜运输巷道不应设

48、置风门，如果必须设置风门时，应安设自动封门或设专人管理，并防止矿车与风门碰撞人员以及矿车碰撞风门的安全措施。（10）改变一个采区的通风系统时，应报矿总工程师批准，掘进巷道与其他巷道贯通时，在贯通相距15m时，地质测量部门必须向矿总工程师报告，并通知通风部门，通风部门事先必须做好调整风流的准备工作；贯通时，通风部门必须派干部在现场统一指挥；贯通后必须立即调整通风系统，防止瓦斯积聚，必须待系统调整后的风流稳定，才可恢复工作。2.确定矿井的通风系统按照进回风井在井田内的位置不同，通风系统可分为中央式，对角式，区域式，和混合式。根据本矿井的地质条件，矿井设计生产能力，煤层赋存条件，表土层厚度，井田面积

49、，地温，矿井瓦斯涌出量，煤层自然倾向性等条件，在确保矿井安全，兼顾中后期生产需要的前提下，通过对两个可行性矿井通风系统的方案（中央分列式与两翼对角式）进行经济与技术比较以及根据本矿的实际情况，确定使用中央分列式。1） 中央分列式优点：进风井均布置在中央工业广场内，地面建筑和供电集中，建井期限短，便于贯通，初期投资少，出煤快，护井煤柱小。通风方式线路短，通风阻力小，井下漏风少。 缺点：到深部开采时，仍使用边界风井回风，要维持较长的回风巷道，另外，要为回风井建设必要的工业设施，还要留设保护煤柱。适用条件：适用于煤层走向较长，埋藏不深，倾角不大的矿井。2）两翼对角式优点：通风线路长度变化小，矿井通风

50、的风压变动小，通风机工作稳定，当矿井一翼通风机发生故障或井下发生灾害时，另一翼风机还可以运转。缺点：回风井和通风设备多，工业场地分散，占地和保护煤柱损失较多，建井时主副井与回风井贯通的距离长，需要较长的施工时间。适用条件：适用于通风要求很严格，井田走向长度较长，井型较大，煤层埋藏较浅，瓦斯与自然发火严重的矿井。3.采煤工作面通风方法采煤工作面通风方法是指采煤工作面采用正压、负压或混合式通风。基于本矿通风条件，采用抽出式。根据矿井的开拓方式可知，采区有两条上山（轨道上山和运输上山）所以采区通风方式有两种：一是轨道上山进风，运输上山回风，另一种则相反。优缺点比较：轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放

51、的瓦斯煤尘污染及放热的影响。轨道上山的绞车房易于通风，变电所在两上山之间，其回风口设调节风窗，利于两山之间风压差通风。 运输上山进风，由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件，输送机设备所散发的热量，使进风流的温度升高。此外，须在轨道上山的下部车场内安设风门。运输矿车来往运输频繁，需加强管理，防止风流短路。 经过优缺点的比较和本矿井的实际情况，采区采用轨道上山进风，运输上山回风的通风方式。4.采煤工作面通风方式一般长壁回采工作面进风巷与回风巷布置方式有U型、Y型和W型等。 1）U型后退式具有采空区漏风小的

52、特点，但在工作面上隅角附近易于积存瓦斯，当瓦斯涌出量不大时，采用导风板等设施可解决。当瓦斯涌出量大时，可采用抽放的方式解决，它的巷道布置简单，工程量、维护费用低。 2） Y型通风可解决回风流的瓦斯浓度过高和瓦斯积存问题，但对工作面的瓦斯和气候条件没有改善，且工作面回风巷要沿采空区一翼全长预先掘好，且回采期间始终维护，维护费用高。 3）W型通风时，供风量要比U型和Y型增加一倍，且掘进和维护费用高，适用于瓦斯浓度要求极为严格的工作面。 综合本矿井实际情况，本矿井属低瓦斯矿井，故采用U型后退式，技术经济条件优越，所以确定回采工作面通风方式为U型通风。 确定矿井通风容易时期和困难时期及矿井用风地点 通风容易时期与通风困难时期风量相等，由于风井两侧工作面推进长度不等，最短为800m，最长为2700m，故我们将最短工作面推进到停采线附近时作为通风容易时期路线，将刚开始采三采区最长工作面时作为困难时期路线。矿井通风容易时期矿井用风地点：1个综放工作面、1个采区变电所、1个绞车房、2个煤层巷道掘进工作面，1个岩巷掘进面。矿井通风困难时期矿井用风地点：1个综放工作面、1个采区变电所，1个绞车房、2个煤层巷道掘进工作面，1个岩巷掘进面。如图5-1，通风容易时期立体图；如图5-2，通风容易时期网络图；如