白皎煤矿设计

毕业设计（论文）说明书第1页共51页毕业设计编制：2008级采矿班2011年8月10日毕业设计（论文）说明书第48页共49页目录井田概况及地质特征――――――――――――――――2第一节井田概况―――――――――――――――――――――――――2第二节地质构造与煤层特征――――――――――――――――――――5第二章井田境界及储量――――――――――――――――――――――9第一节井田境界――――――――――――――――――――――――－9第二节井田储量――――――――――――――――――――――――9第三章矿井工作制度、生产能力及服务年限―――――――――――――10第一节矿井工作制度―――――――――――――――――――――－10第二节矿井生产能力及服务年限―――――――――――――――――10第四章井田开拓――――――――――――――――――――――――11第一节开拓方案地确定――――――――――――――――――――－11第二节井底车场――――――――――――――――――――――――13第五章矿车、井筒及提升――――――――――――――――――――－13第一节矿车―――――――――――――――――――――――――13第二节井筒提升――――――――――――――――――――――――14第六章回采工艺及采区巷道布置（方案比较）―――――――――――－15第一节采区概况及煤层地质特征―――――――――――――――――15第二节采煤方法及回采工艺―――――――――――――――――――15第二节采区巷道布置（方案比较）―――――――――――――――――17第七章井下运输―――――――――――――――――――――――－35第一节采区运输――――――――――――――――――――――――35第二节运输大巷运输――――――――――――――――――――――36第八章矿井通风与安全――――――――――――――――――――－36第一节确定矿井通风系统――――――――――――――――――――36第二节计算和分配矿井总风量――――――――――――――――――36第二节计算矿井通风阻力，选择扇风机――――――――――――――37第四节安全技术措施――――――――――――――――――――――38第九章矿井技术经济指标――――――――――――――――――――49第一章井田概括及地质特征第一节井田概况一、交通位置白皎煤矿位于四川省宜宾市珙县巡场镇，隶属于四川芙蓉集团（实业）有限公司(即芙蓉矿务局)，为国有企业。白皎煤矿位于珙县巡场镇南5km，开采范围包括白皎井田，井田呈南北、北西走向分布，走向长3.1km，南北宽2.0km，面积6.2km2。东以VI勘探线为自然边界，西以X号勘探线与芙蓉井田毗邻，上至小煤矿开采下限，下至+350采高为边界。区内交通便利，宜珙铁路通过井田北缘，有专线从伍家岩站到井口。宜珙铁路往北经内宜铁路于内江与成渝线相连。公路交通四通八达，巡场是矿区的交通中心，往北可达宜宾市，向南经珙县、往西经高县可达云南，东经兴文县、泸州市可达贵州（见图1-1-1）。二、地形地貌矿井及附近山势与构造方向基本一致，沿南东至北西向延伸，呈南高北低的中低山地形，山岳海拔高度多在1000m以内，相对高差一般为300～500m。矿井无大的水体存在。三、气象和水文情况：区内温湿多雨，属川南亚热带气候区，年平均气温17.4℃，最高39.5℃，最低-2.2℃。年平均降水量1142mm，最大达1515.9mm，每年有数次暴雨，多分布在6～8月，最大暴雨量达176.3mm。主要风向为北风，风力一般为1～2级。按四川省山地环境地质分区，矿山所在地区属川西南山地环境地质灾害中等亚区，矿山所在地区属川西南山地环境地质灾害区中等亚区，地处我国地震活动强烈的南北地震带中段，北西距龙门山断裂带不远，西南与鲜水河断裂带和安宁河断裂带相邻，上述断裂带是我省地震活动较强烈地带，发生在上述地震带上的地震曾波及到境内，区域地应力场较强。根据《中国地震烈度区划图（1990）》划定，区内地震烈度为Ⅶ度。为此，区内建议以Ⅶ度设防。区内新构造运动不明显，仅表现为剥蚀及冲沟侵蚀作用。四、矿区概况区内以农业为主，主产水稻、玉米、小麦及薯类和竹木、茶叶等经济作物。工业基础薄弱，加工业不发达，农村剩余劳动力较多，煤矿开发劳动力可就地解决。材料来源便利，供水供电方便,煤炭销售情况看好。第二节地质构造及煤层特征矿井所在区域为四川盆地与云贵高原的接壤地带，山系走向与构造线方向基本一致，大体呈东西向，地势南高北低。白皎井田位于珙长复式背斜之次级褶曲—双河背斜南翼西端，井田内除出现局部小型波状起伏外，基本上是一缓倾斜的单斜构造，倾向一般200°～230°，倾角7～14°，由西向东逐渐增大。从勘探期间，在储量计算范围内，断层很少，几乎对开采没有影响。宣威组含煤5～14层，其中白皎矿井范围内可采煤层只有一层（K3），属于单一煤层矿井。煤层厚度平均为2.5m，，煤层倾向南北，走向东西，煤层为倾角7～14°可采煤层平均厚度为2.5m，。可采煤层（K3）位于宣威组第二段中上部7～20m范围内，为全矿可采煤层。煤层顶板岩性位细砂岩及砂质泥岩，煤层底板岩性为粘土岩。煤质牌号为WY3。矿井可采煤层厚度、间距及顶底板岩性见表1-2-1，煤层煤质分析见表1-2-2。煤层综合柱状见1-2-1图。主要煤层层位、厚度、顶底板岩性表1-2-1煤层代号厚度m倾角度间距m煤层特征顶板岩性底板岩性K3号煤层0.64～4.362.507～14°单一煤层煤层结构复杂，具2～3层夹矸，夹矸厚0.05～1.10m，多为粘土岩、炭质泥岩。往深部厚度变大，属稳定煤层。细砂岩及砂质泥岩粘土岩、砂质泥岩主要煤层工业分析结果（平均值）表1-2-2煤层Wf(%)Ag(%)Vr(%)QcDT(MJ/kg)固定碳(%)K31.7229.9411.4525.353.03地层系统岩石名称岩石厚度(m)柱状岩性描述宣威组上段(P2x3)细粒砂岩0.5~4.20.5~4.23.50.8~10.23.50~0.70.30.64~4.21.2~1.50~1.50.80~2.00.50~0.30.20~6.791.70~0.50.30~1.50.4~1.30~0.50.20~3.81.750~0.80.550.64~4.362．500.3~2.51.20~0.70.30.2~0.80.51.1~9.16.10~1.00.50.2~1.50.5~0.70.3~3.01.5灰-深灰色，近水平层理，性脆较坚硬。砂页岩互层灰-深灰色，含泥质细粒砂岩，中夹0.1-0.5m硬脆的黑色硅质、铁质泥岩互层。泥质灰岩灰色，含生物碎屑及动物化石，黄铁矿细晶，有时变相为砂质页岩。宣威组中段(P2x2)砂质泥岩黑色，中含黄铁矿，局部相变为煤。粘土岩深灰色，含植物碎屑和黄铁矿结核。砂质泥岩黑灰色泥岩为主，含砂质和稳晶菱铁矿与黄铁矿共生结核，含植物化石，有时变相为砂质泥岩。煤线含少量黄铁矿结核。细粒砂岩灰-深灰色，上部有0.25m厚的深灰色细粒砂岩，中及下部为灰-浅灰色并含0-0.2m煤线。砂质泥岩浅灰色砂质泥岩为主，并与细砂岩少部分中粒砂岩互层，含植物碎片。炭质页岩上部有0.25m厚的深灰色细粒砂岩，中及下部为灰-浅灰色并含0-0.2m煤线。炭质页岩黑色，中含黄铁矿，局部相变为煤。细粒砂岩灰色，不显层理，与中粒砂岩互层，顶部有时有0.5-1.3m砂质页岩或粘土泥岩。粘土岩深灰色，含黄铁矿结核，有时相变为砂质页岩或细粉粒砂岩。煤层四煤层(俗名一型炭)，黑色，组织松散，有节理和壁理，以暗亮煤为主，含少许片状黄铁矿结核。粘土岩浅灰、灰白色，含细-粗粒浅黄色结晶菱铁矿团块及植物化石碎屑，遇水易风化。砂质泥岩灰色泥质砂岩，含植物碎片及炭质泥岩。炭质页岩性脆、质轻，但一般不稳定。砂岩灰-深灰色细粒、中粒、粉粒砂岩，且中夹一层厚0-2.0m的铁质细砂岩。砂质泥岩灰-深灰色，有时相变为细砂岩。区内煤层瓦斯含量低，确定本矿为低瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险。根据勘查时采样试验结果表明，本井田煤层属无自然发火倾向。本区无高温热害，地温一般小于26℃，深部地区地温较高（+300以下，非本设计范围），是因煤层埋深所致，不受地热异常影响，属正常地温区。茅口组地层表现为局部异热，其原因主要是受地下深循环热水影响。因此，本设计不考虑高温热害。矿井由于地表水系的切割，致南部成狭谷区，相对高差500m以上，属中等切割；中部和北部为轻度切割，整个地区属中低山区。区域内山岳多层地貌景观表现明显，主要河谷为侵蚀—溶蚀谷地，可见三级阶面显著倾斜的阶地，并具有洪积阶地特征。矿井东部地表水系可划分为两个小流域，即东部长宁河流域与中—西部南广河流域，此二水系未进入本区。长宁河在区内流经珙县一、二号井田外缘及巡场井田东缘，系统区内较大常年河。南广河主河道也不在矿井范围内，在区内仅有三条支流，均属山间小溪，呈树枝状分布，系季节性溪沟。在井田详查报告中，对矿井涌水量进行了大井法，比拟法和水力均衡法三种计算方法比较计算，本矿井最大涌水量为60m3/h，最小涌水量10m3/h，一般为30m3/h。地表水对本矿区开采影响非常微弱，本设计不考虑水患。茅口组(P1m)为深灰、灰色灰岩，岩溶发育，为强含水层。但当无大的导水断裂时，对矿井充水无影响。峨眉山玄武岩组(P2β)为深灰、灰绿色玄武岩，具气孔、杏仁状构造，在浅部裂隙、节理发育；在深度大于20m以后水容度小，持水性差，深部致密坚硬，为良好的隔水层。宣威组(P2x)下部由砂质泥岩、泥岩、粘土岩组成，属隔水层；中上部以砂岩、砂质泥岩及煤层夹数层泥质灰岩组成，属极弱含水层，且受降雨补给。飞仙关组(T1f)以砂岩、粉砂岩、砂质泥岩组成，其中厚层砂岩、砂质泥岩及薄层灰岩为主要含水层，厚度127m，且由于风化带透水造成下部含水，致使该层直接受大气降水补给。在井田深部由于裂隙减少，含水层厚度变薄，为61m左右，其含水性随深度的增大而减弱。嘉陵江组(Tlj)在井田内出露面积较大，以厚层灰岩为主，夹泥质灰岩及泥岩，岩溶发育，井田范围内系补给区。但由于距开采煤层较远，从目前开采资料看，其岩溶水对矿井充水无影响。从上可知，除主要含水层--飞仙关组在大气降水时对矿井充水有影响外，其余地层对矿井充水有影响。小窑水：井田内老窑及生产小窑较多，开采极为混乱，其积水可对临近的采掘工作面构成突水威胁，但均位于本矿开采范围以外300m的距离，对本矿影响十分微弱，但必须做好探、放水工作。地表水：井田范围内无大的地表河流，仅有一些季节性的溪沟及农用的小型水库。各溪沟平时流量极微，洪水时流量较大但延续时间短。陷落柱：从总体来看，陷落柱受区域构造控制，呈条带状发育，条带方向为南东—北西向，其发育部位在断层、构造比较发育的复合、交叉部位，且垮落高度比较大，一般在200m左右，最低发育标高为+160m，但均位于本矿井田范围外，对矿井采掘部署无影响。第二章井田境界及储量第一节井田境界白皎煤矿位于珙县巡场镇南5km，开采范围包括白皎井田，井田呈南北、北西走向分布，走向长3.1km，南北宽2.0km，面积6.2km2。东以VI勘探线为自然边界，西以X号勘探线与芙蓉井田毗邻，上至小煤矿开采下限，下至+350采高为边界。第二节井田储量井田煤层有工业储量7355.8kt，控制的内蕴经济资源量（332）5730.3kt，推断内蕴经济资源量为1625.5kt。工业储量扣除永久煤柱损失后剩余的储量，全井田可采储量为6684.7kt，其中+450m水平以上的工业储量有4051.2kt，占全井田的60.6%。本井田的永久煤柱有边界煤柱和井筒煤柱，共计671.1kt；采区保护煤柱及开采损失按《煤炭工业矿井设计规范》计取，共计1604.3kt。矿井设计储量，设计可采储量见表2-1-1表2-1-1矿井可采储量、设计可采储量汇总表水平标高煤层工业储量（kt）永久煤柱（kt）可采储量（kt）保护煤柱、开采损失（kt）设计可采储量（kt）+350以上K37355.8671.16684.71604.35080.4第三章矿井工作制度、生产能力及服务年限第一节矿井工作制度矿井年工作日300d，每天三班作业，其中两班采煤，一班准备、检修。三班掘进。每班工作8h，每天净提升时间为14h。第二节矿井生产能力及服务年限（1）确定矿井设计生产能力的依据本井田可采煤层1层，据勘探资料，本井田规划工业储量7355.8kt，设计可采储量5080.4kt，因此本井田有丰富的储量保证矿井有充足服务时间。本井田地质构造比较简单，井田内仅受隐伏小断层的影响，为机械化集中生产创造了条件，煤层无自然发火的倾向，瓦斯含量低，为低瓦斯矿井，生产安全管理难度小，给机采创造了条件。（2）矿井设计生产能力的确定采煤工作面生产能力的确定：根据F＝L×l×h×r×c＝520×110×2.5×1.55×0.95＝210567F—采煤工作面年生产能力（t/a）L—工作面年进度（m/a）l—工作面长度（m）h—采高（m）r—煤的容重（t/m3）c—工作面回采率（取95%）因为本矿井设计生产能力为210kt，矿井由一个采区的一个机采工作面来完成矿井的设计年生产能力。综合以上因素，设计推荐矿井生产能力为210kt/a，其理由如下：①、本井田主要可采煤层1层，有工业储量7355.8kt，可采储量5080.4kt，其服务年限17.2年，符合《煤炭工业设计规范》及有关技术政策的要求。②、结合矿井的具体情况邻近矿区芙蓉矿务局的实际生产经验，在相类似的矿井中，一个高档普采工作面年平均产量200～250kt左右，矿井易达到设计能力。由此可见，确定矿井生产能力为210kt/a，从井下采区布置采掘接替关系等方面是满足，矿井服务年限也符合《煤炭设计规范》和有关技术政策的要求。③、矿井及各水平服务年限矿井及水平设计服务年限按下式计算：式中：T——矿井、水平设计服务年限（a）Z采——矿井、水平可采储量（kt）A——矿井设计生产能力（210kt/a）K——储量备用系数，取1.4经计算：矿井设计服务年限为17.2a第四章井田开拓第一节开拓方案的确定矿井内地质构造、水文地质条件对开采的影响矿井地质构造及水文地质条件均属简单，煤层仅次于地下水位线以上，影响矿井开采的水文地质因素为上部P2C和底部P1m灰岩岩溶裂隙水，大气降水以及煤层采空区老窑积水等。但煤层产状变化不大，为单一倾斜煤层，只要巷道保持3‰的流水坡度，即可实现自流排水至水仓，矿井向深部开采，矿井涌水量将增大，要加大机械排水能力，防止汛期淹井，本矿井开采方式为地下开采，同时根据对矿井初期开采有利，储量可靠，井巷工程量省，建井期短；井田两异储量大致平衡，井下运输、通风、开采比较均衡合理；尽量不占良田、少占农田，充分利用地形使地面生产系统，工业场地和地面运输比较合理；井筒尽量避免穿过流砂屋，较大含水层，较厚冲积层，较大的断层和采空区。尽量少压煤；有良好的工程地质条件，不受岩崩、滑坡和洪水位威胁；地面地形比较平坦，地面工程量少，便于煤炭外运；井口应远离森林、河流，井口标高应高于矿区历年最高洪水水位，以免矿井生产受到威胁。针对以上地质资料，提出以下开拓方案：（1）立井开拓根据地质、地形资料，选择立井开拓，在井田范围内最恰当的位置选择井口位置，就必须选择在井田中部，才可以使井田上、下山煤的储量平衡，有利于矿井开采，根据地质、地形资料显示，主井筒深度为300m的立井，副井筒深度为300m的立井，两井筒深度为600m的立井，施工难度非常大，且后期维护十分困难，且采用立井开拓的时，就必须将公路修至井田中部的山上，公路须修6km距离，电源、水源、通讯及地面建筑都存在一定的难度。因此，本设计不选择立井开拓。（2）平硐开拓根据地质、地形资料，选择平硐开拓，在井田范围内最恰当的位置选择井口位置，就必须选择在煤层露头线外与矿井最低开采标高基本一致的位置，平硐底板揭煤；或在煤层上方地形标高与矿井最低开采标高基本一致的位置，平硐顶板揭煤，才可以使矿井进行平硐上山开采，根据地质、地形资料显示，主井筒深度为3300m的平硐，副井筒深度为300m的平硐，两井筒深度为3600m的平硐，初期工程量大，施工工期非常大，初期投产工期长，采用平硐开拓顶板揭煤时，就必须将公路修至井田南部的平坎处，公路须修6km距离，电源、水源、通讯及地面建筑都存在一定的难度。因此，本设计不选择平硐开拓。（3）平硐＋暗斜井开拓采用平硐+暗斜井开拓方式，交通、电源、水源、通讯及地面建筑十分容易。且初期工程量较方案（1）、（2）都小，初期投产工期短，因此选择平硐+暗斜井开拓，走向长壁采煤方法，矿井为低瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险和煤无自燃发火倾向。煤层顶板稳定性较好，底板含水性差遇水膨胀轻微底鼓，这样的开采技术条件采用走向长壁式采煤法是恰当的，只要加强通风管理和顶底板管理生产安全是有保障的。暗斜井坡度为12度，平硐坡度为3‰向外排水坡度。平硐有主平硐、副平硐、因此采用平硐＋暗斜井开拓。第二节井底车场根据井田地质质格条件，井型、井筒、运输大巷的布置，提升和运输方式及地面生产系统，直接选择车场。第五章矿车、井筒及提升第一节矿车为了简化工序，煤炭和矸石运输选用600轨距MF翻1.25-1.25翻斗式矿车，其特征见表5－1－1。表5－1－1矿车类型容积(m3)载重（t）外形尺寸长宽高装煤装矸轨距轴距自重MF1.25-1.25翻斗式矿车1.351.252.2660050045020009001150MC1-6A材料车60049020008801150MP1-6A平板车6005102000800450各类矿车数量见表5－1－2表5－1－2用量矿车类别使用数量（辆）备用数量（辆）合计（辆）煤车17535210材料车15621平板车8210人车15318第二节井筒与提升设计矿井生产能力为210kt，设计采用一对平硐（主、副平硐），大巷采用机车运输，暗斜井采用绞车提升，井筒特征见表5－2－1。表5－2－1。井筒名称井筒用途及装备标高倾角（度）长度（m）井筒断面(m2)支护形式净掘主平硐铺18kg/m钢轨，双轨，1.0t矿车、材料车。08.899.71碹/锚喷副平硐03008.899.71碹/锚喷回风斜井设有人行台阶和扶手，铺设有洒水管。305819.7110.55锚喷暗斜井铺18kg/m钢轨，1.0t矿车、材料车。88008.37110.291锚喷绞车选型如下：从斜坡长度800m，倾角8°以及提升量和尽量减少提升机台数出发，不采用二级提升。选用JK-2/20x提升绞车作主提升机，该机主要技术参数：滚筒1个直径2m，宽度1.5m/s,速度为5.11m/s,防爆电机,电压380V,主机功率326KW,转速9752/min。第六章回采工艺及采区巷道布置（方案比较）第一节采区概况及煤层地质特征井田内出露的地层由老到新为；下二叠统茅口组(P1m)，上二叠统峨眉山玄武岩组(P2β)和宣威组(P2x)，下三叠统飞仙关组(T1f)和嘉陵江组(Tlj)，总厚约1000m。煤系地层为宣威组，平均厚度131.3m。宣威组第二段(P2x2)为主要含煤段，系泻湖海湾沉积。底部为一层厚0.5～6.0m的灰绿色细～中粒砂岩，特征明显，为区内标志层；下部以浅灰色厚层状粘土岩、细砂岩为主，含鲕状菱铁矿团块及致密菱铁矿层；煤层顶板为砂岩、粉砂岩、粘土岩、煤层为主，含煤可采煤层1层，其中K3煤层全区可采，煤层平均厚度为2.5m。以矿井首采区（一一区）为例进行论述巷道布置。第二节采煤方法及回采工艺一、基本参数：1、煤层厚度：最小煤厚0.64m,最大煤厚4.36m，平均煤厚2.5m,确定采高为2.5m。2、煤层倾角：最大:18°,最小:6°平均煤层倾角:9°3、煤厚硬度：f=2～44、可采年产量：210kt5、顶板情况:煤层顶板为砂岩、粉砂岩、粘土岩。二、采煤方法：工作面采用走向长壁后退式采煤方法。三、回采工艺：1、采高的确定和支护形式的选择确定工作面采高为2.5m，煤厚大于2.5m时，采取留低煤进行开采，煤厚小于2.5m时，一次采全高。2、单体液压支柱、π型钢梁及铰梁等支护材料的确定。(1)、工作面倾斜长度为120m,支柱柱距为0.6m,排距为1.2m,机风巷超前支护各20m,(工作面煤壁超前10m设双排),支柱柱距为1m,取60根(柱、梁)。(2)、基本支柱四排：（120/0.6）×4=800根（柱、梁）(3)、贴帮支柱：120/3=40根（柱、梁）(4)、密集支柱：120/0.6=200根(柱、梁)(5)、四对八梁：8×3=24（柱、16根π型钢梁）(6)、π型钢梁：120÷3=40根备用材料：支柱50根，铰梁20根，杭坑木20根。支柱数：1182根，铰梁：1010根，3.6m长的11＃工字钢16根，20根2.0～2.2m长(Ø≥200)的坑木。故选用单体液压支柱DZ14-30/100型612根，DZ1.6-30/100型214根，DZ1.8-30/100型300根,DZ2.5-25/100型60根,配2.6m长的π型钢梁40根及HDJA-1200型金属铰梁910根支护顶板。(附:工作面顶板支护图)3、进、回风巷的布置方式工作面机、风巷沿煤层走向布置，切眼沿煤层倾斜方向布置，切眼与机、风巷联通。4、回采工艺流程eq\o\ac(○,1)、据工作面采高和矿井年产量以及f系数，采用4MG200（或MWG160/375）型双滚筒落煤，双端斜进刀，滚筒截深为0.63m,往返割煤,循环进度为1.26m。eq\o\ac(○,2)、机组运行流程机组端头进刀→割煤→刀清浮煤割三角煤→机组端头进刀→割煤机组割煤方式示意图eq\o\ac(○,3)、装煤及运煤方式机组割煤方式示意图A、采煤机自装煤，人工清理浮煤B、工作面采用SGB-630/220型可弯曲刮板运机向顺槽运煤，刮板运机每6m设一推留器推移输送机。机头、机尾设在工作面，采用四对八梁支护。第三节采区巷道布置（方案比较）1、采区三条下山的布置轨道下山的布置：一一区轨道下山（距煤层25m，将作为二水平的回风上山）为一级提升，上段通过水平运输大巷施工车场，由车场往上施工至上部+525水平，形成盘区提升系统。各区段通过中部车场进入各区段煤层。总风下山（布置在煤层中）与皮带下山平面间距20m，皮带下山（布置在煤层中）与轨道下山平面间距20m。皮带下山布置（布置在煤层中）：从水平运输大巷挂口施工皮带下山。总风下山布置（布置在煤层中）：总风下山在水平运输挂口，施工总风下山至+525水平，与东风井贯穿。形成一一区回风系统。2、采区各区段顺槽巷道的布置一一采区在甩道揭煤后按中对中10m布置风巷、机巷，巷道施工时，按中线沿煤层顶板掘进。3、主要巷道断面的确定根据巷道的性质用途，结合矿井实际，其确定如下：1、轨道下山轨道下山为全区的材料提升，并兼作全区进风道。设计净断面为8.378m2的半圆拱锚喷支护巷道。2、皮带下山皮带下山除安设固定皮带外，还作全区的主要管线安设及进风行人巷道。设计净断面为7.4m2的半圆拱锚喷支护巷道。3、总风下山根据矿井实际，设计净断面为8.4m2的缺圆拱锚喷支护巷道。4、工作面顺槽机、风巷、切眼机、风巷切眼设计净断面为5.17m2金支架梯形断面。采区巷道布置设计计算：1、储量以11区为例：该采区共计一层煤，即K3煤层。设计标高：+420—+570m，走向长度Lz=1000m。煤层情况及相关参数如前所述，储量计算如下：1）K3煤层的工业储量式中:Z工.k3————k3煤层的工业储量，t；H————采区的水平垂高，取150m；Α————采区煤层的倾角，取9º；dk3————煤层（k3）的煤层平均厚度，取2.50m；L走向————采区走向长度，取1000m；γ————煤层容重，取1.55t/m3故，Z工.k3＝2045kt2）采区可采储量a．中厚煤层，K3煤层的可采储量：Z可.k3.=（Zc1－Pk3.）.K式中：Z可.k3.————K3煤层的可采储量，t；Zc1————中厚煤层K3工业储量，Pk3————采区边界及水平隔离煤柱K3————中厚煤层的采区采出率，取0.8；故，Z可.k3.=1600kt2.采区服务年限采区生产能力210kt/a，是《毕业设计任务书》所要求的。则采区服务年限为：式中:P————采区的服务年限，a；Z————采区可采储量，取1600kt；A————采区的年生产能力，210kt/a；故，1600/210=7.7a3.采区主要参数1)采区倾斜长度式中:L倾斜————采区煤层的倾斜长度,m;H————采区的水平垂高,H=150m;α————采区煤层的平均倾角,取9º;故,LQ倾斜=958.895≈959m2)采区走向长度采区走向长度是确定采区范围的一个重要参数,根据采区的煤层地质条件、开采机械化水平、采准巷道的布置方式，通过下列“方案比较法”，得出最佳方案，尽可能地取得最佳的技术经济效果。下列三个方案都是基本符合“安全上可靠，技术上可行，经济上合理”这三个原则的，在此基础上根据该采区实际的相关情况而选出最优的方案。三个方案分别如下：方案Ⅰ：采区走向长度为1200m方案Ⅱ：采区走向长度为1000m方案Ⅲ：采区走向长度为800m由于该采区采用双翼回采的准备方式，方案Ⅰ、方案Ⅱ、方案Ⅲ，可得出每一翼的长度分别为：600m、500m、400m以上三种方案将通过下列地质因素、技术因素、经济因素这三个主要方面进行比较。A方案Ⅰ与方案Ⅱ的比较方案Ⅰ与方案Ⅱ相比具有以下缺点：㈠．在地质因素比较上：由于方案Ⅰ相比方案Ⅱ的走向长度过长，一翼达600m，通过断层及断裂构造的数量相对增加了。该采区煤层底板不好，吸水易膨胀，增加了平巷的维护量；㈡.在技术因素比较上：由于方案Ⅰ一翼相对过大，需要5～6台输送机串联运输，比方案Ⅱ的单机故障机率大。而且由于离采区负荷中心较远，造成电压降加大，增加了电力损耗，从而达不到额定电压，甚至影响了工作面电机设备的启动。在平巷（回采巷道）掘进时，增加了在掘进时局部通风的困难；㈢.在经济因素比较上：方案Ⅰ由于一翼长度过大，引起相应平巷的维护量，增大了维护费用和运输费用，增大了平巷的运输距离，间接增加了吨煤的成本；所以，方案Ⅰ与方案Ⅱ比较，选择方案Ⅱ。B方案Ⅱ与方案Ⅲ的比较方案Ⅲ与方案Ⅱ比较具有以下缺点：方案Ⅲ由于走向长度过短，一翼长度只有400m，相对来说增加采区下山、车场和硐室的掘进工程量，掘进费用加大了；采煤工作面搬迁的次数也相对增加了；采区储量和服务年限也相对减少了，不利于工作面的上下及左右保持一定的工作面错距；影响了全矿的生产协调和各个采区的正常接替，从而影响了采区和矿井的合理集中生产。上述三个方案各有利弊，考虑该采区主采煤层（K3）使用高档普采，按《工业技术规范》的要求：缓斜煤层采区的走向长度，普采、炮采双翼不小于1000m的要求，并结合该矿的经验，通过上述的方案比较，最终优选方案Ⅱ。所以采区的走向长度为：L走向=1000m工作面及区段斜长1）工作面长度采区各煤层工作面的长度需用通风能力来确定：L≤式中:L————依工作面通风能力确定的工作面最大长度，m；V————工作面内容许的最大风速，4m/s；B————工作面最小控顶距，k3煤层用机采工艺，取3.9m；m————工作面的采高，k3煤层取2.5m；Cf————风流收缩系数，取0.9～0.95，该设计取0.9；qb——————-昼夜产煤一吨所需风量，k3煤层取2.056m3/min；SN———循环进度，k3煤层取2.4m/d；P————煤层生产率，即单位面积上出煤量，P=mγC，t/m2；γ————煤层容重，取平均值：1.55t/m3；C————工作面回采率，k3取0.95；φ————昼夜循环个数，k3煤层工作面皆为“两采一准”的作业方式，取1个；故，k3煤层工作面长度确定为：Lk3≤=110.8m按通风能力所确定的工作面长度。为了便于采区集中下山布置，合理有序地进行开采，因此，工作面取：L=110m2）区段倾斜长度已知一个区段倾斜长度等于上下两平巷的斜宽、一个工作面的倾斜长度再加上一个区段护巷煤柱尺寸，四者之和。其中，两平巷斜宽取：2d=2×3=6m；一个工作面长度取：L=110m；一个护巷煤柱：Ld=14m；区段数目暂定为7。下面通过验算来求证划分区段的相关参数是否合理，具体过程如下：一个区段倾斜长度为：L2=6+110+14=130m；则7个区段倾斜长度为：130×7=910m；其中采区水平隔离煤柱已包含了第七区段14m的护巷煤柱；即，910-14=896m，则所留水平隔离煤柱斜长为：959-896=63m，基本符合水平隔离煤柱尺寸（取64m）要求。因此验算合格。因此，该采区的区段数目为7个，区段倾斜长度：L2=130m；护巷煤柱：Ld=14m；平巷：d=3m和采区水平隔离煤柱尺寸为63m。同时回采工作面的错距：本设计为单煤层开采，不设计错距.采区煤柱及回采率：1、煤柱尺寸①.采区边界煤柱：为防止万一发生火灾、水害和瓦斯涌出时的相互蔓延以及避免从临近采区采空区大量漏风，影响正在生产，所以一一采区两翼各5m，共计10m，损失煤量为：P1=10.L倾斜.d.γ式中:P1————采区边界煤柱损失，kt；L倾斜———采区倾斜长度，取959m；d————采区内可采煤层，即k3煤层的总厚度，取2.50m；γ————煤的容重，取1.55t/m3故，P1=10×959×2.50×1.55=79550t=37.2kt②.采区水平隔离煤柱：在本采区开采殆尽以后，为防止本采区的瓦斯、水害和采空区的矸石等对下一水平正在生产的采区构成威胁，影响正常生产。故在该采区下部要留设垂高H=10m，倾斜长度L水=10/sinα＝64ｍ的水平隔离煤柱。损失煤量为：P2=（L走向－10）.L水.d.γ式中:P2————采区水平隔离煤柱损失量，kt；L走向———采区走向长度，取1000mL水———采区水平煤柱倾斜长度，取64ｍ；故，P2=990×64×2.50×1.55＝245.5kt以上的采区边界煤柱与采区水平隔离煤柱是构成采区永久煤柱的两大组成部分，因此既要做定性设计说明，也要做定量的计算。采区永久煤柱损失：P＝P1＋P2＝282.7kｔ③.区段保安煤柱该采区采用有煤柱开采，同时也考虑横贯过密对巷道的影响，因此横贯沿走向每隔50m布置一个上、下区段之间，即，该采区采用有煤柱开采，横贯沿走向每隔50m布置一个。轨道平巷与运输平巷间的煤柱尺寸倾长取，Lｄ＝14ｍ；由于大巷和下山巷道均布置在煤层底板岩层中，并留有一定的岩柱厚度，不会受很大的采动影响，因而上部煤层对应的部分不必留设保安煤柱。2）采区回采率采区内k3、煤层为中厚煤层，依据〈〈煤炭工业技术政策〉〉的规定：中厚煤层回采率不低于80％，故取0.8；根据设计要求，采区设计生产能力为210kt/a。该采区采用单一走向长壁采煤方法，自然垮落法处理采空区。k3煤层设计采用炮采:1）K3煤层机采面的日单产能力Ak3＝L.Vk3.mｋ3.γ.Cｏ式中:Ak3———Ｋ3煤层工作面的日产量，t/d；L———工作面的长度，取110ｍ；Vk3———工作面的日进度，取2.4m/d；ｍｋ３———工作面的采高，取2.5ｍ；γ———煤的容重，取1.55t/m３Cｏ———工作面的回采率，k3为中厚煤层，取0.95；故，Ak3＝110×2.4×2.50×1.55×0.95＝971.85t/d2）区内同采工作面的数目为确保采区的生产能力和采区正常生产接替，结合前面设计计算的各煤层各个工作面日单产能力，根据合理的配采可得出：采区内同采工作面数目最多达到1个。巷道布置:采区相关的开拓巷道布置1）运输大巷水平运输大巷是矿井开拓系统中的一部分，设计布置于＋400ｍ的标高，该煤系地层的下一岩层中，岩性为玄武岩。岩石坚固性系数为：ƒ＝11。煤层底板的法线距离为40m左右，选用半圆拱形断面，断面积为10m2，料石砼碹砌支护。2）回风大巷回风大巷同样是矿井开拓系统中的一部分，矿井采用分区通风方式，共分为二个水平，不布置水平回风大巷，利用上个水平采区的回风上山做为下个水平采区的回风系统。同样，采区回风大巷也位于该煤系地层的下一岩层中，岩性为玄武岩。岩石坚固性系数为ƒ＝11。选用半圆拱形断面，断面积为16.58m2，料石砼碹砌支护。采区准备巷道布置:1）采区巷道布置类型根据该采区的地质和煤层赋存条件为依据，可提出走向长壁采煤法中的下山采区巷道布置方案；倾斜长壁采煤法的条带巷道布置方案。采区内可采煤层k3一层，采区巷道进行集中布置。采区走向长度1000ｍ，为双翼开采。倾斜长度959ｍ，划分了7个区段。运煤系统：各煤层回采工作面采出的煤由区段运输平巷，区段运输斜巷，再由溜煤眼到达运输下山，在大巷装车外运。通风系统：第一区段的通风系统为：轨道下山的风流由本区段中部甩车场，区段轨道石门，区段运输斜巷，到达各个煤层的区段运输平巷，冲洗工作面。污风由各煤层区段回风平巷，区段回风斜巷，第一区段轨道斜巷，到回风下山，再到达回风井。其它区段的通风系统为：轨道下山的风流由中部甩车场，区段运输斜巷，到达各煤层区段运输平巷，冲洗工作面。污风由各煤层区段回风平巷，区段回风斜巷，上区段轨道石门，上区段回风联络巷，到回风下山，再到达回风大巷。运料系统：轨道下山，上区段中部车场，上区段轨道石门，区段轨道斜巷，各煤层的区段回风平巷，再到工作面。第一区段为上部车场，到轨道斜巷，区段回风斜巷，各煤层的区段回风平巷，在到回采工作面。采区上部车场的相关设计计算:通过上述方案比较选出装煤车场为大巷装车底板绕道斜式，辅助车场确定为顺向车场。①.大巷装车式车场线路大巷装车为通过式调度绞车调车，则装车站线路总长度LL=l1+l2+3l4+l3式中:L————线路总长度，m；l1空车存车线长度，m；l1=Le+nLm+（3~5）；le机车长，选用XKB-6/100-1A蓄电池式电机车，机车长取4500mm；n一列车矿车个数，取15个；Lm矿车长度，选用1t固定式矿车，（3~5）m制动安全距离，该设计取4m；l2重车线存车长度，l2=n×Lm=15×3.4=51m；l4渡线道岔长度，5m；l3煤仓溜煤闸门口到渡线道岔长度渡线道岔长度，l3=le+0.5lm=4.5+1=5.5m故，L=4.5+15×3.4+4+51+3×5+5.5=131m②.顺向平车场该采区铺助车场采用顺向双轨平车场，线路相关设计计算如下：Lu为过卷安全距离，取15m；LP=nLm+Lbm+Ld式中:LP停车长度，m；n矿车数目，取5个；Lbm富裕长度，取3m；Ld道岔线路联接长度，取5m；故，LP=5×2+3+5=18mLbc为变坡点到道岔基本轨距离。防跑车装置，取3m；2）采区中部（下部）车场该采区为下山方式开采，采区上部车场除了上山开采中下部车场的装煤与辅助车场的作用外，还具有提升的作用。也就是说，该采区的上部车场是装煤、辅助车场和提升这三大功能的组合。该采区的下部车场的位置可在回采时，将轨道拆掉，因为在生产中，仅作为进风、行人和排水服务，没有发挥运料的作用。第七区段的下部车场只在掘进中发挥了排矸的作用，在投产后第七区段运料的任务交给了上一区段的中部车场，该采区中部车场的类型为单钩单侧辅助提升甩车场。由于轨道下山沿煤层底板的真倾斜布置，倾角为9º，区段轨道石门与上山相交，区段轨道石门巷内辅设600mm轨距的单轨线路，要求甩车场存车线设高、低道。线路布置用双道起“道岔—道岔”系统斜面线路一次回转方式。2.4.5采区硐室的布置1）采区煤仓煤仓的形式该采区设计生产能力为210kt，煤仓设计为垂直式圆形断面，直径为7m，高45m。B.煤仓的容量采区煤仓容量取决于采区生产能力，装车站的通过能力及大巷运输能力有关。按采区高峰生产能力延续时间计算煤仓容量Vc=（Oh-Ol）tbc.ad式中:Oh采区高峰生产能力，取100t/h；Ol装车站通过能力，取55t/h；tbc生产能力延续时间，取1.8h；ad不均匀系数，取1.3故，Vc=（100-55）×1.8×1.3=105.3t按装车站的装车间隔时间计算Vc=Oh.ti.ad式中，ti装车间隔时间，可取0.5h，其余参数同上。故，Vc=100×0.5×1.3=65t按运输大巷列车间隔时间内采区平均产量计算Vc=Oad.tct.ad式中:Oad采区生产日产量，700t/d；tct采区下山每日净运输时间，15min；ad不均匀系数，取1.5；故，Vc=700×15×1.5=23t结合以上经验计算的数据，再接合《煤炭工业设计规范》的相关规定，设计煤仓容量为100t。C.煤仓结构及支护①上部收口为保证煤仓上口安全，需作混凝土收口，为防止大块煤、矸石、废木料进入煤仓，造成堵塞，在收口出设铁蓖，铁蓖用旧钢筋或工字钢作成，蓖孔大小约200mm左右，在大块煤较多时，可安设破碎机，煤仓上口应高出巷道底板以防止水流如仓内。②.仓身由于该煤层底板岩性为粘土岩、细砂岩，不稳定，因此采用锚网索喷注复合支护。③.下口漏斗及溜口闸门基础煤仓下口采用架工字钢、浇注复合支护，收口角为45º，为了大巷的安全，煤仓与大巷连接必须加强支护。④.溜口和闸门使用500×500mm规格的有效尺寸，装车方向为顺向装车。闸门使用双扇，电动闸门。2）采区绞车房选择在围岩稳定，无淋水，易维护的地点，尽量靠近变坡点，减少工程量，该采区绞车房布置在上部车场、轨道下山的上部，采区上部顺向平车场的布置方案图。有多于两个安全出口，即钢丝绳通道及绞车房通道。绞车房的布置尽量在保证安全生产的前提和易于检修的条件下紧凑布置，减少硐室工量。采区绞车房断面设计成半圆拱形，用料石砌筑。3）采区变电所采区变电所设在岩层稳定、无淋水、通风良好的地点，位于采区用电负荷中心，位于运输下山，第三区段附近，选用“┗”形布置方式。采区变电所采用不可燃材料支护，采用锚喷支护，底板采用100混凝土铺底，高出邻近巷道200～300mm和3‰的坡度，以防矿井水流进变电所。硐室与通道连接处，必须安设向外开的防火棚栏两用门。4）躲避硐室一般轨道下山不准行人（检修除外），所以设计是考虑节省工程量的原因，未在轨道一侧布置人行道，但出于安全考虑，在轨道下山布置一侧每隔100～150m的距离开凿一个2×1.0m规格的躲避硐室。采区的采掘关系:1)开采顺序煤层开采顺序为单一煤层开采，区段开采为由下至上开采，水平开采为上到下开采。由接替表可以看出配采的年产量：根据前面所设计计算的参数可计算出配采后的配产产量A配ˊ＝225kt。配产后的年产量皆在设计生产能力的1～1.1倍之间。符合配采的要求。配采后服务年限为：式中，P配————采区的配产服务年限，a；Z————采区的可采储量，取5958kt；A配—————采区配产产量，取231kt/a；故，巷道掘进工程的排队:1）接续时间的要求为使采区正常投产和工作面的正常接替，在接续时间上分别留有适当的富裕时间，以免发生意外事故而影响正常接续。首先，在采区投产以前，即，首采工作面正常回采前1～1.5个月，完成采区准备、回采巷道的掘进工程、设备安装工程和试运转工作。再次，在工作面结束10～15d以前，完成下一接替工作面的巷道掘进工程及设备安装工程。2）巷道的掘进速度为满足采区投产前完成准备、部分回采巷道的掘进工程和投产后每一个工作面在结束后顺利接续的要求，制定了该采区巷道掘进速度指标表2.2.表2.2掘进机械化程度巷道类别月进度/m钻眼法岩巷100钻眼法煤巷200钻眼法半煤岩巷1503）巷道的掘进工程排队为使采区投产后，保证采煤工作面的正常接替，掘进要赶上回采之前，合理安排掘进施工。设计考虑一个备用工作面，即为本区段同一煤层的另一翼工作面。并且在本区段开采时，使用上区段下顺槽（运输平巷）作为本区段开采的回风巷。因此在采区投产以前要完成采区下山、上部车场、硐室（包括绞车房、煤仓、变电所）、第七区段、第六区段、第五区段、第四区段、第三区段、第二区段共六个区段的中部车场、轨道石门、第七区段、第六区段、第三区段各区段的回风斜巷、运输斜巷、溜煤眼、回采巷道（包括机、风巷和瓦斯尾巷（上区段的机巷））。采煤方法:方案Ⅰ：单一走向长壁采煤法特点：首先将采区划分为区段，在区段内布置回采巷道（区段平巷、开切眼），采煤工作面呈倾斜布置，沿走向推进，上下回采巷道基本上是水平的，且与采区下山相连。方案Ⅱ：单一倾斜长壁采煤法特点：首先将井田或阶段划分为带区，在带区内布置回采巷道（分带斜巷、开切眼），采煤工作面呈水平布置，沿煤层倾向推进，两侧的回采巷道是倾斜的，并通过联络巷与大巷相连。采煤工作面向上推进称仰斜长壁；向下推进称俯斜长壁。为便于顺利开采，煤层倾角不宜超过12º.方案Ⅰ与方案Ⅱ比较具有以下优点：巷道布置相对简单，巷道掘进和维护费用低，投产快；运输系统相对简单，占用设备少，运费相对低；通风线路短，风流转折变化少；但同样与方案Ⅰ相比也具有以下缺点：由于方案Ⅱ工作面的特点上水平布置沿倾斜达九百多米，造成倾斜巷道的距离过长，因而使得辅助运输、行人、掘进比较困难，且现有设备都是按走向长壁工作面的回采条件设计的，不能完全适应倾斜长壁工作面生产要求；方案Ⅱ采煤工作面由于受运输方式、放炮、支架、回柱放顶及安全等因素影响，工作面长度受到限制，使得工作面单产能力较低；该采区有一定数量的小断层，且大多数为走向延伸，对倾斜长壁采煤方法的开采相对不利。两方案皆为整层开采，自然垮落法处理采空区。适合于薄及中厚煤层的开采。通过上述比较，结合该采区的实际开采条件和该矿一贯采用的采煤方法，选择方案Ⅰ：单一走向长壁采煤法。生产系统:该采区采用集中上山，区段不联合的下山采区巷道布置的准备方式，采用单一走向长壁垮落采煤法。层煤划分七个区段，共计14个采煤工作面。通过轨道石门和上山相连。1）运煤系统：各煤层回采工作面采出的煤由区段运输平巷，区段运输斜巷，区段运到由溜煤眼到达运输下山，在大巷装车外运。2）通风系统：第一区段的通风系统为：轨道下山的风流由本区段中部甩车场，区段轨道石门，区段运输斜巷，到达各个煤层的区段运输平巷，冲洗工作面。污风由各煤层区段回风平巷，区段回风斜巷，区段轨道斜巷，到回风下山，再到达回风大巷。区段的通风系统为：轨道下山的风流由本区段下部车场（在掘进时敷设有轨道，在投产后可拆掉，敷设皮带运输机），区段进风石门，区段运输斜巷，到达各煤层的区段运输平巷，冲洗工作面。污风由各煤层区段回风平巷，区段回风斜巷，上区段轨道石门，上区段回风联络巷，到回风下山，再到达回风大巷。其它区段的通风系统为：轨道下山的风流由中部甩车场，区段运输斜巷，到达各煤层区段运输平巷，冲洗工作面。污风由各煤层区段回风平巷，区段回风斜巷，上区段轨道石门，上区段回风联络巷，到回风下山，再到达回风大巷。各煤层采空区涌出的瓦斯由专用的瓦斯尾巷（上区段的运输平巷）排出，再到上区段进风斜巷，上区段轨道石门，再由回风联络巷，进入回风下山，回风大巷。3）运料系统：轨道下山，上区段中部车场，上区段轨道石门，区段轨道斜巷，各煤层的区段回风平巷，再到工作面。第一区段为上部车场，到轨道斜巷，区段回风斜巷，各煤层的区段回风平巷，在到回采工作面。区段轨道石门，中部（下部）甩车场，在到达轨道下山，从大巷走出。4）避灾路线：避灾路线为：工作面到本区段运输平巷，到达区段运输斜巷。表2.3高档普采工作面的设备配备表序号设备名称型号单位数量1采煤机MDY-150台12刮板输送机SGB-630/150台13刮板输送机SGW-40T台54乳化液泵XRB-2B台15移动变电站KSGZY-500/660台16输送机移置器YQ-1000C/1000台247煤电钻MZ-1.2台28水泵PB-120/15台19调度绞车JD-11.4台210单体液压支柱DZ-22台97111铰接顶梁HDJA-1000台971采空区处理方式采用全部垮落法处理采空区顶板,采用人工间隔回柱放顶,先支后回的顺序,对个别人工难以回柱的单体液压支柱,用回柱小绞车解决。工作面的作业方式采用“两采一准”的方式作业，作业制度为“三八”制。第七章井下运输采区运输采区运输主要由煤炭运输、材料运输和矸石运输组成。暗斜井（采区的轨道下山、皮带下山）运输方式设计考虑了绞车提升矿车和胶带输送机两种方式。胶带运输具有运输连续、能力大、易实现集中管理和自动控制等优点，国内生产实践经验表明，在运输距离小于4.0km，运量在1000kt/a以上时，使用胶带输送机是经济合理的，因此煤炭采用皮带运输，轨道下山采用绞车运输矸石与运输材料，本矿井设计生产能力为210kt/a，采区利用皮带运输与绞车提升相结合的方式。第二节运输大巷运输根据矿井开拓方式，矿井的运输主要由平硐和水平运输大巷担负，根据运输距离和运输量，主平硐、运输大巷只考虑机车牵引1T矿车运输。第八章矿井通风与安全第一节确定矿井通风系统本矿井通风方式为抽出式通风。矿井的通风系统为中央对角式通风系统。矿井新鲜风流经主平硐井进风，水平运输大巷、采区下车场、轨道上山和运输机上山、石门和运输平巷、运输顺槽到回采工作面；回风经回风顺槽、回风石门、回风上山，最后由回风斜井排出地面。第二节计算和分配矿井总风量1、矿井总风量（1）按同时下井人数需风量计算Q=4NK式中：Q——矿井总供风量，m3/sN——井下同时工作的最大班人数，人4——每人每分钟供风标准，4m3/min·人K——风量备用系数，K=1.35Q=4×180×1.35=972m3/min=16.2m3/s。（2）按瓦斯涌出量计算Q===805m3/s≈13.4m3/s式中：Q——矿井总供风量，m3/sq瓦——矿井瓦斯或二氧化碳的平均相对涌出量，6.60m3/tT——矿井平均日产量，700tK——风量备用系数，K=1.65Q硐——独立通风硐室，100m3/min（3）按实际需要计算Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×k漏式中：ΣQ采——回采面需风量和，m3/s；ΣQ掘——掘进面需风量和，m3/s；ΣQ硐——硐室需风量和，m3/s；ΣQ其它——其它巷道需风量和，m3/s；K漏——漏风系数，取1.20。矿井移交达产时，布置一个高档普采工作面生产，ΣQ采=1×18=18m3/s；3个掘进工作面，ΣQ掘=3×5=15m3/s；本设计中，井下机车充电硐室需独立通风，故ΣQ硐=1.67m3/s；其它巷道需风量按10m3/s考虑，ΣQ其它=10m3/s。Q=（18+15+1.67+10）×1.20=56.0m3/s根据上述三种计算方法，矿井总风量取其中较大者，因此，矿井总供风量为56m3/s。第三节计算矿井通风阻力，选择扇风机1、矿井负压计算经计算，本矿井通风容易时期负压720Pa，通风困难时期负压1256Pa。2、等积孔计算A=式中：A——等积孔，m2Q——矿井总风量，m3/sh——矿井负压，Pa通风容易时期：A=2.12m2通风困难时期：A=1.71m2以上计算结果表明，矿井生产初期，通风阻力等级为小阻力矿井，通风难易程度为容易。生产后期，通风阻力等级为中阻力矿井，通风难易程度为中等难易程度。根据以上计算结果，选择TZK58NO.24风机四台，用于东风井（2台）与西风井（2台），工况点参数为：Q=3000m3/s～5000m3/s,pst=600～2500pa,电机型号为：YBF400M2-8，电机功率为185kw，电压为6000V,n=740r/min.风机反风装置为电机反转实现，可靠。安全技术措施一、矿井灾害防治㈠瓦斯灾害防治⒈防止瓦斯积聚（1）加强通风是防止瓦斯积聚的主要措施，巷道断面设计考虑通风需要，主扇根据计算选型，可靠地保证矿井总风量。同时生产的采掘工作面不多，通风系统比较简单，没有不符合《安全规程》规定的“四风”。井下通风构筑物少，管理维护容易，各用风地点风量易控制，风流稳定性好，能保证各用风点风量。但生产中、后期通风路线较长，通风阻力增大。随着掘进工程的结束，风量的增大可抑制采空区瓦斯的大量涌出，有利于对瓦斯的综合控制。（2）加强通风设施检查与维护，保证通风设施完好，正确使用通风设施，保证矿井风流稳定，确保各用风地点按计划配风，风速和风流中瓦斯浓度符合《安全规程》规定。（3）加强巷道维护和采煤工作面顶板管理，避免形成顶板高冒空洞，一旦形成要及时接顶充填。及时密闭盲巷、废巷，隔离采空区。合理安排巷道掘进，尽量减少盲头。对容易积聚瓦斯的低风速巷道顶板附近、断层带附近、高冒区、盲巷、采空区边缘、采面上隅角、采面尾巷等地点，要严格瓦斯检查。当瓦斯超限时，必须严格执行瓦斯排放制度。（4）实行采、掘电源分开，加强通风设备及供电设备的检修维护，减少无计划停电停风造成的瓦斯积聚。⒉防止引爆瓦斯措施⑴严禁携带点火工具入井，严禁穿化纤衣物下井，井下严禁使用电炉，严禁拆开矿灯，井口周围20m范围内严禁明火。井下需要进行电焊、气焊、喷灯等焊接作业时，必须严格执行报批手续，严格遵守《安全规程》有关规定。⑵设计井下电气设备均按《安全规程》防爆要求选型。所有井下电气设备均选用隔爆型。电气设备下井前要严格执行防爆检查，井下电气的安装、使用要严格按《安全规程》操作，并经常进行检查、维修，保持完好，杜绝失爆。⑶井下供电系统设计有接地系统和漏电保护。所有电气设备外壳就地接地，井下380V线路设继电漏电保护，127V设综合保护器保护。⑷采煤工作面实行甲烷电闭锁、掘进工作面实行风电闭锁、甲烷电闭锁，能有效杜绝瓦斯超限时可能产生的电气火花。⑸风筒、支护材料、电缆等非金属材料必须采用抗静电材料，防止电火花。工器具及设备外壳应使用活性较小的金属材料。要加强回柱绞车等设备管理，防止强烈磨擦及撞击产生火花。⑹井下爆破必须按煤岩类别使用煤矿安全许用炸药，不准使用不合格或变质的炸药。必须使用煤矿准许用电雷管，采用毫秒延期雷管时，一次爆破延期时间不得超过130毫秒，打眼、装药、放炮等各项爆破工序必须严格遵守《安全规程》有关规定。⑺煤仓、溜煤眼堵塞需要放炮松动时，必须制定安全技术措施，放炮之前，要进行瓦斯浓度检查和眼内洒水，必须使用安全被筒炸药。⑻巷道贯通相距15m时，必须停止一头掘进，并保持停掘巷道正常通风，即将穿透时必须再次检查瓦斯、煤尘。⒊防止瓦斯爆炸灾害扩大措施：⑴矿井采用平硐暗斜井开拓，煤层平巷、斜巷回风，采掘工作面距井口远，回风路线长，不有利于爆炸波的卸压。因此，风井口和平硐共同承担卸压作用。为减少爆炸烟尘及有毒气有害气体影响危害范围，应在井下工作面就近进风巷适当地点设避灾硐室。⑵不用的旧巷及开采结束工作面要及时构筑可靠的永久密闭，与采空区隔离。⑶要采取综合防尘措施，减少扬尘，及时清扫积尘，避免瓦斯爆炸时引起煤尘爆炸。⑷编制周密的瓦斯爆炸事故处理计划，按规定进行反风演习，检验反风设施及反风效果。矿井应按规定进行瓦斯等级鉴定，根据鉴定结果按《安全规程》规定相应设防。㈡煤尘爆炸灾害防治⒈降低煤尘措施⑴设计在产尘巷道、积尘巷道铺设消尘洒水管路，并按规定距离安设支管和阀门。⑵各装载点、转载点和卸载点均安设洒水消尘装置，以降低扬尘，主要进、回风巷设喷雾水幕净化空气。⑶建议采煤工作面使用水炮泥；掘进作业实施湿式凿岩，使用水炮泥，放炮前，装岩前洒水。定期冲刷井壁巷帮清除巷道积尘等综合防尘措施。⑷加强巷道维护，保证通风断面，工作面合理配风，保证巷道及工作面风速适宜，减少煤尘二次飞扬和及时排出扬尘。煤仓保持一定煤位，防止煤仓过风，煤仓上口设风门减少煤尘飞扬。⒉防止引爆煤尘措施煤尘爆炸往往是由瓦斯爆炸产生的空气冲击波引起煤尘二次飞扬，煤尘再被爆炸高温火焰引爆的一连串爆炸，其爆炸威力及危害性更大，所以除要采取防止瓦斯爆炸引起煤尘爆炸的措施外，在产尘地点，也要采取防止引爆瓦斯的措施，防止煤尘单独爆炸。⒊防止煤尘爆炸灾害扩大措施要采取防止瓦斯爆炸灾害扩大措施防止煤尘爆炸灾害扩大，重点是定期冲刷井壁巷帮及时清除巷道积尘。㈢矿井防灭火⒈防火系统结合防尘要求，地面在矿井开采最高标高线及以上适当地点修建200m3高位水池，采用抽取河水或沉淀后的矿坑水作为消防，防尘水源。用泵抽到高位水池，采用静压供水。设计消防主干管为DN100mm焊缝钢管，分管为DN50mm，支管为DN25mm。地面分别在坑木场，木料加工场，办公室，宿舍等地设消防栓，间距不大于50m。井下在主要巷道内铺设洒水、消防管路，并按规定距离安设支管和阀门。另外地面易燃易爆场所，如地面变电所、主扇房火药库等，要配备二氧化碳灭火器、干粉灭火器、砂箱等多种灭火器材。⒉防止火灾措施⑴矿井必须制定井上、下防火措施。矿井所有地面建筑、煤场(仓)、矸石(堆)场、坑木场等处的防火设施和制度必须符合国家有关防火规定。⑵易燃、易爆场所配备的二氧化碳灭火器、干粉灭火器材必须按规定定期检查更换，保证其完好。⑶井口附近建筑必须采用不燃材料修建。井口及主扇房20m范围内严禁烟火。⑷严格执行入井检身制度，严禁非生产火源带入井下，严禁在井下撤卸矿灯。严格按《规程》规定管理井下电焊、气焊、喷灯等生产火源。井下严禁使用电炉，严禁使用灯泡取暖。⑸井下主要巷道均采用不燃性材料支护，风筒选用抗静电、阻燃风筒，电缆均选用阻燃电缆。⑹电气设备、电缆要合理选型，保护装置齐全，保护整定值准确，保护动作迅速。⑺矿井要制定切实可行的火灾处理预案，防止火灾扩大，减少损失，并与当地公安消防部门建立消防联网。⑻为了防止煤层自燃，采掘工程必须严格按设计施工，不随意留设煤柱，回采工作面采空侧每隔50m应用不燃材料相隔，回采过程中要扫净浮煤。旧巷、采空区要及时封闭，减少漏风。要加强井巷中一氧化碳及煤壁温度的监测，一旦发现异常要立即采取措施。㈣井下其它灾害防治⒈顶板事故防治⑴矿山压力及支架选型：鉴于围岩稳定性较好，设计岩石巷道采用全部或部分挂网锚喷支护。围岩松软破碎的阶段石门及煤巷用木棚支护或单拱、花拱支护。工作面及开切眼采用木支柱支护。巷道断面设计考虑受压变形后仍然能满足通风及行车、行人安全间隙要求。采煤工作面下端头及采场内支护符合本设计第五章要求。运输大巷上方用板石带护巷。走向长壁采煤工作面进、回风巷超前煤壁20m必须加强支护，超前10m应进行特殊支护，以保证工作面上下安全出口畅通及保证巷道通风断面。⑵防治顶板事故措施：①根据煤层顶板特点及矿压资料分析预测，合理设计煤柱宽度。由于采高为2.5m，且没有老顶来压，采空区冒落充填较好，阶段回风巷可采用沿煤掘巷，无煤柱开采。合理设计工作面巷道支护参数，并按设计参数施工，保证施工质量。②及时支护，严禁空顶作业。放炮崩倒、崩歪失效支护要及时补打、扶正。由于煤层为缓倾斜煤层，所以采煤工作面煤壁、掘进工作面迎头必须加强支护，防止煤壁片帮。③采掘工作面作业前和作业中要认真执行敲帮问顶制度，细致检查作业场所帮顶情况，发现有帮顶活石、伞檐要及时处理，处理不掉的不得在其下停留，并要及时打设临时支护，防止冒落伤人。敲帮问顶及处理卸顶的操作要严格执行《安全规程》及《操作规程》。④采煤工作面使用刮板运输机时，必须制定移溜安全技术措施，对移溜方法、步距等作出明确规定；顶板破碎时应考虑分段或拆卸移溜。⑤煤层上山掘进放炮时，上山内所有人员必须撤至运输巷或安全躲身硐，防止放炮片帮堵人、伤人。⑥加强地质工作，做好过断层、旧巷、破碎带的地质预报，并根据地质预报采取专项措施，加强支护。⒉坠落事故防治①上山内必须每架棚设底横杆，全长必须栓有结实可靠的攀绳，以防止大块煤矸、设备、物料滚落伤人。②煤仓、溜煤眼及矸仓严禁行人。煤仓、溜煤眼及矸仓上口要加装篦子，防止人员坠入。斜巷的栏杆、扶手、煤仓、溜煤眼及矸仓篦子的安设及管理必须符合《安全规程》有关规定。煤仓、溜煤眼、矸仓上山上口人行道宽度应大于0.8m，下口人行道宽度应大于1.0m。⒊爆破事故防治①放炮员必须