藻渡煤矿100m水平的延深设计书

藻渡煤矿+100m水平的延深设计书第一节矿井地理位置交通及地形构造一、矿区交通位置及其围藻渡煤矿位于市綦江县赶水镇藻渡乡。矿井北面与万盛区关坝镇隔河相望；东面与省桐梓县坡度镇接壤，相距2.5Km;西面与綦江县赶水镇相接，相距离17Km有矿区公路11Km直达渝黔铁路岔滩火车站和国道210线岔滩站，交通便利。矿区中心地理位置为东经：106°49'，北纬：28°45',直角坐标为X=3182825.827,Y=36383818.121，开采标高+600mr+100m井田南北走向长2.6Km,东西宽0.6Km井田面积：约1.56K讥其矿区围的拐点坐标见表（一）：矿区围拐点坐标 表（一）点 号XY13183075.0036383475.0023180450.0036383310.0033180200.0036383310.0043180200.0036383778.0053181020.0036383774.0063181020.0036384026.0073181020.0036384100.0083181665.0036384095.0093182000.0036383945.00103182295.0036383910.00113182295.0036383695.00二、地形地貌矿区地处盆地向高原过渡的山丘地貌，东南高，西北低，东南为高原多山，西北为盆地，多为丘陵和侵蚀谷地，是丘陵与山间的过渡的山丘地貌。矿区北边界以藻渡河河床煤柱线为界。井田北面受河谷切割，顺走向成北东高西南低，倾向上则有着与原始构造形态相符，各峰相间的锯齿状地形。地表最咼标咼+840n,最低标咼+343m三、气候矿区气候温湿多雨，冬暖夏热，属于大陆性亚热带气候，历年平均值：降雨量1200mm蒸发量992.3mm所有气候高值均出现在夏秋二季，最高气温38.8oC,最低气温6.4oC,平均气温18.4oC区最大风力达到7级,平均风力3~4级。四、 地震根据市地震办公室资料：本区处于地震裂度分区5 .6度裂度带，个别地区7度,本区可为6度。五、 水文地质藻渡河为井田唯一河流，横穿本井田北端，为与兴隆井田之界河，发源于省桐梓县新兵洞，流入本井田的标高为+325.65m,平均坡度为5%。,流3量8.38〜29.4m/s，流速0.6〜1.6m/s,水位变化幅度为2.33m,最高洪水位标高为+325.5m。本区地势高耸,地形坡度较大,侵蚀切割强烈,沟谷纵横交错,有利于地表水的排泄。井田北端受藻渡河切割，成为本井田与兴隆井田之天然分解。取构造简单，但乐平煤系Pl喀斯特发育的PY、Pc灰岩含水层之间，藻渡河的“V”形谷占有本区大部分补给面积，其最低标高为本区之最低侵蚀基准面(+300m,区井泉出露较多，多属溶洞裂隙下降泉且大部分集中在 PYTc二层中,泉水流量受大气制约。区厚层灰岩(阳新、长兴、嘉陵江)发育，在标高+300m以上，喀斯特景象如溶洞、溶蚀槽谷、天然井、天生桥、暗河等发育。1、含(隔)水层主要含水层有：阳新灰岩：厚度358m-447m在藻渡河沿岸出露泉水较多。本层地下水流量与地面降雨关系密切，涌水量随着深部有井田北端向南端递减。本层只为井下大巷、暗主副斜井和轨道下山的主要充水源。长兴灰岩：厚度58m-76m距&煤层41m左右。本层裂隙发育，由于里降水补给地下水，深部地下水运动停滞，含水弱，但其紧覆于煤系顶板之上，是矿井主要含水层，开采时对矿井的安全有一定的威胁。龙潭组：其主要含水层是K1煤层顶部砂岩、灰岩，浅部含水高于深部，个别受构造影响的深度地带存在裂隙承压水。本层是矿井生产系统的直接充水源。嘉陵江组：厚度784m-938m喀斯特发育。矿区含水充沛，暗河发育的水平循环带在标高+318m-+850m间分布，矿井在生产过程中要高度重视预防流砂溃入坑道的事故发生。经相关地质资料查明，藻渡河与地下水无水力联系。本井田的隔水层有飞仙关页岩，厚度109mr-209n。为本区良好隔水层。另外，煤系地层中的泥岩、砂质泥岩也具有隔水性能。2、 充水因素本区主要接受大气降水的补给，通过砂岩及其裂隙通道紧入矿井，作为矿井的主要充水因素之一；其次，含水层中本身的孔隙水、裂隙水通过采空区进入矿井，作为矿井的主要充水因素；第三，浅部老窑采空区积水，也是矿井充水因素之一。3、 矿井涌水量根据矿井历年观测资料，目前矿井正常涌水量为 30m3/h，最大涌水量为125m3/h，随着采空面积的增大，涌水量可能有所增加。第二节井田及开采面积一、地层井田出露之最老地层为志留系，缺石碳系、泥盆系地层，各地层由老到新简述于下：志留系中统家店组(®h)：上部为黄绿色页岩及砂质页岩，下部为灰绿色页岩夹薄层砂岩。 与上覆志留系地层呈假整合接触 二迭系上统(P1)：梁山组(P1l)：厚11米，为绿黄、褐黄色砂质泥岩及粘土岩，含黄铁矿、菱铁矿，局部夹薄煤层透镜体。栖霞组(P1q):厚213m,为黑灰色厚层状石灰岩，含燧石石核和沥青质，底部间夹薄层角砾岩。茅口组(P1m):厚约150m为灰色及棕灰色厚层状夹生物碎屑灰岩， 含燧石结核及方解石脉。 与上覆二迭系上统地层呈整合接触 二迭系下统(P2):龙潭组(P21):为本区的煤系地层,平均厚度77.91m，煤系地层主要为黑灰色粘土岩、泥岩、砂质泥岩、砂质页岩，夹7〜9层灰岩,底部为铝土泥岩及底砾岩。，含煤7层，可采煤矿层为&、&、Ki三层，Kb为本井主要开采煤层。长兴组(P2c):平均厚度63.51m,灰黑色厚层〜中厚层灰岩，第一层含沥青质较多，第二层含燧石较多。————与上覆二迭系下统地层呈假整合接触————三迭系下统(T1):玉龙山组(T1y):总厚约135.4m,分五段。岩性主要为灰色、紫灰色薄层〜中厚层灰岩、泥灰岩互层。飞仙关组(T1f):总厚约179.57m,分二段。岩性主要为紫红色、棕灰色泥页岩。嘉陵江组(T1j):平均厚度730.43m,分四段。岩性主要为灰色〜深灰色厚层〜中厚层灰岩及灰质泥岩。————与上覆三迭系下统地层呈假整合接触————三迭系中统雷口坡组(T2I):平均厚度91.87m。以灰色白云质灰岩,灰质泥岩、泥岩。 与上覆三迭系中统地层呈假整合接触 三迭系上统须家河组(T2I)：出露于井田西北部。黄灰、黄白色中厚层状长石石英砂岩，夹粉砂岩、泥质砂岩及薄煤矿层。本井田含煤地层为二迭系龙潭组，煤系地层厚 73〜86m平均厚度77.91m,分为上煤组、中煤组和下煤组，共含煤七层，其中上煤层为不可采煤层组，中煤组含主要可采煤层Kb(子)一层，下煤组含可采煤K2(矿子洞)、K1(楼板洞)二个煤层。二、构造本井田构造较简单，为一单斜构造，岩层走向大致为北东——南西，和区域构造轴线向一致，地层平均倾向267o，平均倾角37o。井田无大的断裂与褶曲，但小构造较为发育，特别是靠近井田北边界的块段揭露有三条小型断层，分别为：①fi逆断层：倾向47。、倾角70o、落差8m②f2逆断层：倾向80o、倾角81。、落差10m③f3逆断层：倾向1000、倾向78o、落差12m由于上述三条断层的影响，造成北面近580m走向长的块段构造复杂，煤层大面积变薄（三层煤揭露的煤厚均小最低可采厚度），无法开采。三、可采煤层龙潭煤系在本井田围，变化不大，总厚77.91m，且含煤层数6〜7层,其中三层可采，层位稳定，现将各煤层特征描述如下；K1煤层：俗称楼板洞，煤质硬脆，无夹石，为一简单结构的薄煤层，属较稳定型煤层，区全部可采，煤层厚度0.78〜1.03m,平均厚度1.0m。顶板为钙质页岩，富含黄铁矿，不易垮落，底板为铝土页岩，含黄铁矿结核，3容重1.45t/m3。K2煤层：俗称矿子洞，煤质较硬，含有一层状夹石，在藻渡煤矿井田围实际上揭露的平均煤厚只有0.5m煤层直接顶为泥质页岩，有一层伪顶厚0.2〜0.5m,为黑色碳质页岩，底板为页岩，顶底板含黄铁矿的粘土页岩。K2煤层与K1煤层层间距10m容重1.5t/m3。K3煤层：俗称子，煤质松软，在本井田厚度2.69〜2.85m,平均厚度2.13m,属稳定煤层,是该煤系的主要可采煤层,区全部可采。顶、底板均为页岩，含黄铁矿结核，顶板节理发育，K3煤层与旳煤层间距20m容重1.4t/m四、煤质1、煤的物理性质及煤岩特征Ki煤层：颜色呈灰黑色，块状构造，原生裂隙发育，煤层硬度较小,煤质硬脆，局部地方夹有呈串珠状展布的夹矸，属较稳定型，简单结构煤层。心煤层：颜色呈黑灰色，块状构造，煤层硬度较大，富含黄铁矿结核。煤层中常有一条夹矸，夹矸含有大量的黄铁矿结核，煤层厚度较稳定，为复杂结构煤层。K3煤层：颜色呈黑灰色，金属光泽，煤层较松软，原生裂隙发育，煤层稳定，无夹矸，均一结构，层状构造，属简单结构，稳定型煤层。2、煤的工业分析指标通过对钻孔煤样和已有煤样进行化验分析，得知可采煤层的主要工业指标如下表：可采煤层原主要工业指标份一览表 表（二）\成煤'、份层、灰份(Ag)挥发份（Vr）全 硫(Std,%发热量（Qgrd；大卡/千克）K32.6317.2110.042.217481K21.5418.7511.712.377102Ki2.6321.2512.023.3970653、煤的工业类型及品级该矿煤层挥发份（Vr）10.04〜12.02。按《中国煤炭分类》，其工业牌号属无烟煤(A)。按煤的原煤灰份和有害元素含量划分，煤的品质为中灰高硫煤。是较好的动力用煤。五、井田面积井田走向长度：约2.6km,东西宽约0.6km井田面积：约1.56km2第三节矿井开采技术条件一、瓦斯根据市经委渝经煤安[2005]86号文件,藻渡煤矿属于“煤与瓦斯突出矿井”本井田K3煤层属于突出煤层，K1煤层属于弱突出煤层，K2煤层属于不突出煤层，作为保护层开采。二、地温本矿井属浅部开采，应属正常地温带，矿井只要按《煤矿安全规程》规定，保证配风量，不存在地温问题。三、 煤层自燃根据煤炭科学院总院分院的《煤尘爆炸性鉴定报告》，藻渡煤矿井田煤的自燃类别为三类(有可能自燃发火)。因此，在开采过程中要加强“一通三防”的管理，保证矿井安全生产。四、 煤尘爆炸危险性根据煤炭科学院总院分院的《煤尘爆炸性鉴定报告》，藻渡煤矿井田K2、K3煤层的煤尘爆炸危险性为“有爆炸性危险”，K1煤层的煤尘无爆炸性危险。因此，在开采过程中要加强“一通三防”的管理，采取有效的防、隔爆措施，保证矿井安全生产。五、煤层顶底板Ki煤层直接顶为钙质泥岩，含黄铁矿结核，硬度中等，厚度1.1〜3.0m,平均2.0m。性脆，稳定性中等。老顶为深灰、灰色薄层状石灰岩，致密，坚硬，厚度2.1〜4.2m,平均3.1m。底板为铝土页岩和角砾岩，遇水易膨胀，软化，厚2.2〜5.0m。K2煤层直接顶为钙质页岩，含黄铁矿结核，硬度中等，厚度1.1〜2.0m,平均1.5m。稳定性中等。老顶为深灰、灰色薄层状石灰岩，致密，坚硬，厚度0.8〜1.8m,平均1.3m。底板为粘土岩，遇水易软化，厚0.1〜0.5m。K3煤层顶板为砂质泥岩,水平层理发育,富含黄铁矿晶粒,厚4.55m,随采随落,稳定性较差；煤层底板为粘土岩，遇水易膨胀，软化,厚0.1〜0.5m。从多年的开采情况看,该矿煤层顶底板较平整稳定,易于管理。第四节矿井水文地质条件本矿井田构造简单，为一单斜构造，但龙潭煤系置于喀斯特发育的P1Y、P2C灰岩水层之间，井田北端边界受藻渡河切割，井田出露泉水较多，多属溶洞裂隙下降泉，且大部分集中在P1YP2C二层中，泉水流量自南部井田边界向北递减并受大气制约。本井田之最低侵蚀基准面为+300m根据矿井历年观测资料，目前矿井正常涌水量为30n3/h，最大涌水量为125nVh，随着采空面积的增大，涌水量可能有所增加。

第五节矿井储量一、工业指标根据全国矿储量委员会制定的煤层最低可采厚度标准，对于非炼焦用煤，煤层倾角小于45度时，其最低可采厚度为0.6m,最高可采灰份为40%。藻渡煤矿的煤质为非炼焦用煤，煤层倾角平均倾角为37o，煤层灰份均小于40%，因而，该矿应按最低可采厚度为0.6m的标准进行储量计算。二、 储量计算围及计算参数的确定藻渡煤矿占用储量计算围：参加储量计算为K1、K2、K3三个煤层。储量计算围；走向上南至X：3180200坐标线,北至藻渡河煤柱线;倾向上为+370mr+100m标高。计算参数：储量计算块段的煤厚,采用块段井巷见煤点及邻近工程点的煤厚算术平均值确定：K3煤层2.13m,K?煤层0.43m,K煤层0.76m。煤层的平均倾角37度。煤层的容重为：K煤层1.45t/m3;K2层1.50t/m3;K3层1.40t/m3。三、 储量计算结果储量计算结果见表（三）、表（四）、表（五）K1煤层占用煤炭资源储量一览表表（三）K1煤层占用煤炭资源储量一览表表（三）块段号标高厚度(m)倾角(度)容重(t/m3)斜面积(m2)储量(Kt)储量编码1-B+355mrr+300m0.72391.4594509.8111b2-B+355mrr+300m0.73381.455472057.9111b3-B+355mrr+300m0.77371.453675041.0111b小计108.74-C+300mrr+200m0.72391.454588047.8111b5-C+300mrr+200m0.75381.45152282165.6111b6-C+300mrr+200m0.80371.457825890.7111b小计304.17-C+200mrr+100m0.74361.45103459111.0111b8-C+200mrr+100m0.74361.45160194171.8111b9-C+200mrr+100m0.90371.4583830109.3111b小计392.1合计804.9K2煤层占用煤炭资源储量一览表 表(四)块段号标高厚度(m)倾角(度)容重(t/m3)斜面积(m2)储量(Kt)储量编码1-B+355mrr+300m0.42381.506234039.3111b2-B+355mrr+300m0.45371.504601531.1111b小计10835570.43-B+238mrr+200m0.40371.502779716.6111b4-B+300mrr+200m0.42381.5011665473.5111b5-C+300mrr+200m0.46371.507904154.5111b

小计223492144.66-C+200mrr+100m0.40371.5012972179.8111b7-C+200mrr+100m0.45371.50161432109.0111b8-C+200mrr+100m0.47361.509115564.2111b小计382308253.0合计714155468.0K3层占用煤炭资源储量一览表 表（五）块段号标高厚度（m）倾角（度）容重(t/m3)斜面积（m2）储量(Kt)储量编码1-B+375mrr+300m2.10391.402525374.2111b2-B+375mrr+300m2.00391.40117352328.6111b3-B+375mrr+300m1.79371.4062607156.9111b小计559.74-B+300mrr+200m1.70391.4099723237.3111b5-C+300mrr+200m2.30391.40146691472.3111b6-C+300mrr+200m2.20381.4091496281.8111b小计991.47-C+200mrr+100m1.90381.40113419301.7111b8-C+200mrr+100m2.60391.40147462536.8111b9-C+200mrr+100m2.60391.4081838297.8111b小计1136.3合计2687.4根据储量计算，藻渡煤矿占用煤炭资源围的总储量为 3960.3Kt（其储量类别为111b）,其中：K3煤层2687.4Kt（其储量类别为111b）;K2层468.0Kt（其储量类别为111b）;Ki煤层804.9Kt（其储量类别为111b）。第二章 延深水平水文地质第一节矿井水平划分极其边界情况藻渡煤矿米用平硐+暗斜井开拓方式，米用米区前进区后退式。布置三个水平，+346m平硐以上划分为一个水平即+354m水平（现已采空）。+346平硐以下划分两个水平为+238m（现生产水平）、+100m（本次延深设计水平），阶段垂高分别为134m120m+100水平边界上以+220水平下界为界；下至松藻井田+100水平；北以藻渡河河床煤柱线为界；南端至已划定的井田边界线。第二节地质构造水平位于龙骨溪大背斜之西翼，轴向大至北东一一西南，倾角 30〜41度。井田北面受河谷切割，顺走向成东高西低。该水平无大断裂与褶曲，小构造现象较普见，对该水平的开采无甚影响。第三节水平地质储量+100水平其地质储量详见地质储量表（六）地质储量表 表（六）序号块段块段围块段面积（斥）煤厚（m）容重3(T/m)勘探地质储量（T）1A采区边界线之250001.21.454.35万t2B采区边界线之250001.21.454.35万t3C采区边界线之250001.21.454.35万t4D采区边界线之250001.21.454.35万t5合计1000001.21.4517.4万t第四节煤层及顶板岩性、+100水平煤层龙潭煤系在本水平围，变化不大，总厚77.91m，且含煤层数6〜7层,其中三层可采，层位稳定，现将各煤层特征描述如下；Ki煤层：俗称楼板洞，煤质硬脆，无夹石，为一简单结构的薄煤层，属较稳定型煤层，区全部可采，煤层厚度0.78〜1.03m,平均厚度1.0m。顶板为钙质页岩，富含黄铁矿，不易垮落，底板为铝土页岩，含黄铁矿结核，容重1.45t/m3。K2煤层：俗称矿子洞，煤质较硬，含有一层状夹石，在藻渡煤矿井田围实际上揭露的平均煤厚只有0.5m煤层直接顶为泥质页岩，有一层伪顶厚0.2〜0.5m,为黑色碳质页岩，底板为页岩，顶底板含黄铁矿的粘土页岩。K2煤层与K1煤层层间距10m容重1.5t/m3。K.煤层：俗称子，煤质松软，在本井田厚度2.69〜2.85m,平均厚度2.13m,属稳定煤层,是该煤系的主要可采煤层,区全部可采。顶、底板均为页岩，含黄铁矿结核，顶板节理发育，K3煤层与K2煤层间距20m容重1.4t/m3。1、煤的物理性质及煤岩特征K1煤层：颜色呈灰黑色，块状构造，原生裂隙发育，煤层硬度较小，煤质硬脆，局部地方夹有呈串珠状展布的夹矸，属较稳定型，简单结构煤层。K2煤层：颜色呈黑灰色，块状构造，煤层硬度较大，富含黄铁矿结核。煤层中常有一条夹矸，夹矸含有大量的黄铁矿结核，煤层厚度较稳定，为复杂结构煤层。K3煤层：颜色呈黑灰色，金属光泽，煤层较松软，原生裂隙发育，煤层稳定，无夹矸，均一结构，层状构造，属简单结构，稳定型煤层2、各煤层工业分析指标如下表：各煤层工业指标表表 表(七)、项煤、\目水份(%挥发份(%灰分(%全硫(%发热量(MJ/kg)备注K2.6312.0221.253.3929K21.5411.7118.752.3729Kb2.6310.0417.212.2131二、+100水平煤层顶底板岩性情况该Ki煤层直接顶为钙质泥岩，含黄铁矿结核，硬度中等，厚度1.1〜3.0m,平均2.0m。性脆，稳定性中等。老顶为深灰、灰色薄层状石灰岩，致密，坚硬，厚度2.1〜4.2m,平均3.1m。底板为铝土页岩和角砾岩，遇水易膨胀，软化，厚2.2〜5.0m。K2煤层直接顶为钙质页岩，含黄铁矿结核，硬度中等，厚度1.1〜2.0m,平均1.5m。稳定性中等。老顶为深灰、灰色薄层状石灰岩，致密，坚硬，厚度0.8〜1.8m,平均1.3m。底板为粘土岩，遇水易软化，厚0.1〜0.5m。K3煤层顶板为砂质泥岩，水平层理发育，富含黄铁矿晶粒，厚4.55m,随采随落,稳定性较差；煤层底板为粘土岩，遇水易膨胀，软化,厚0.1〜0.5m。从多年的开采情况看，该矿煤层顶底板较平整稳定，易于管理。第五节瓦斯根据市经委渝经煤安[2005]86号文件,藻渡煤矿属于“煤与瓦斯突出矿井”。进入+100水平以后，随着开采深度增加，瓦斯含量与瓦斯压力逐渐增大，突出危险增加。该水平K3煤层属于突出煤层，K1煤层属于弱突出煤层，K2煤层属于不突出煤层，作为保护层开采。上水平各煤层的瓦斯含量分别为：K3煤层29m3/t，K2煤层13m3/t，K1煤层21m3/t；预计下水平各煤层的瓦斯含量有所增加：K3煤层35m3/t，K2煤层15m3/t，K煤层28mVt。本设计将&煤层仍作为保护层，优先开采，利用其开采后造成的卸压作用，并结合瓦斯抽放等方法，来保护与开采 K3与K1煤层。第三章延深水平开拓第一节延深水平境界及储量一、 +100水平概述水平该水平北端以藻渡河河床煤柱线为界；南端至已划定的井田边界线；上部以+238m为界；下部到+100m标高。走向长度为2600米，倾斜长为230m（含水平留设煤柱）垂高138m则工作面平均斜长100米，平均走向300米。二、 水平储量1储量计算围该水平北端以藻渡河河床煤柱线为界；南端至已划定的井田边界线；上部以+238m为界；下部到+100m标高。工业指标本水平煤质为瘦煤、无烟煤种可作为民用、动力式焦用煤。煤层倾角在37~38度之间，计算能利用储量的最小厚度取0.6m,暂不能利用的储量取0.5m；煤层之最高绝对干燥灰分在40%以;煤的容重K取1.45t/m3,&取1.53 3t/m,Kj取1.40t/m。计算方法及储量本水平煤层倾角在37〜38度之间，采用煤层底版等高线法在平面投影图上分水平、标高、储量级别划分块段的方法计算储量。各水平、标高储量见表（八）表（八）水平储量表

表（八）工业储量可采储量垂咼条带（万t）（万t）（m+169mrr238m188.41147.9569+100mrr169m208.14163.4569+100水平396.55311.5138第二节延深水平设计生产能力及服务年限一、工作制度该水平实行“三.八”制作业形式，三班采煤：自回、自采、自支；三班掘进：自掘、自支。年工作日为330天。二、水平设计生产能力本矿井原生产能力为15万t/a,根据该矿井的资源、开采技术条件，确定该矿井延深水平的设计生产能力为21万t/a，净增6万t/a。三、水平服务年限水平服务年限按下式计算:T 二水平可米储量1.4XA式中：T—水平的服务年限，aA —水平的年产量，万t1.4 --―储量备用系数。计算结果见表（九）项目工业储量可采储量服务年限条带（万t）（万t）（a）+169m~238m188.41147.955+100m~169m208.14163.455.6+100水平396.55311.510.6第三节水平开拓一、 开拓方式矿井现为平硐+暗斜井开拓，井口标高+354m平硐以上的煤已被采完。现正在开采+220m该水平也接近尾声。由于社会对煤炭的需求增加，加之考虑到矿山本身的经济效益，藻渡煤业公司准备投入部分资金对矿井开拓水平进行延深（延深到+100m水平，也是矿井最后一个水平）。该矿现有工程能够为+100m水平所用的工程有：已改造成双轨的平硐， +345m主、副斜井上部车场及绞车房等硐室（主、副斜井已开凿到+238m标高）、+346总回风巷、回风上山及风井等。二、 延深水平开拓方案矿井现正在开采+220m水平的煤。根据设计委托书的要求，需通过水平延深开采+100m水平的煤炭，现根据初步讨论拟订，设计考虑了三个方案：方案I另打明斜井开拓：在矿井居住区附近选择一处地形地貌较好的地方另打一主斜井，井口标高+345m井筒倾角230，斜长627m串车提升，井筒由煤系顶板进入煤层，至底板茅口灰岩+100m标高落平，然后开掘井底车场和运输大巷。井下原煤由次井筒提至地面外运，就地布置工业广场。上下人员、材料及设备由+354平硐、暗主、副斜井、+238运输巷和采区轨道上山承担。方案H、延深暗主、副斜井：该矿在+354平硐里原有暗主、副斜井。暗主、副斜井井筒倾角均为230，暗主斜井斜长325m暗副斜井斜长323m。现直接延深暗主、副斜井：暗主斜井承担提煤，双钩串车提升。暗副斜井承担提升人员、材料、矸石和设备，敷设管线等，单钩提升。延深的暗主、副斜井均布置在煤系底板茅口灰岩中，暗主斜井延深的斜长 358m暗副斜井延深的斜长347m延深到+100m标高落平，然后布置井底车场与运输大巷。原煤由暗主斜井提升至+354m平硐出井，矸石由暗副斜井提升至+354m平硐出井。方案皿、做双下山开采：该方案是直接利用原有的平硐，暗主、副斜井及+238m运输大巷，在+238m水平运输大巷做下山到+100m水平进行开采，每个区间做一组下山：一条下山用来提原煤，另一条下山用来提矸石、行人、材料和设备，提出的原煤和矸石由+238m水平运输大巷运至井底车场，然后分别由主、副斜井提升到+354平硐运出井口。根据该矿提供的资料可知：该矿是煤与瓦斯突出矿井，+100m水平的煤层倾角在37〜38度之间，当煤层倾角大于160时，下山开采在采煤、掘进、运输、通风、排水、施工等方面困难很大，且煤与瓦斯突出矿井不能用双下山开采。结合本矿的实际情况，故方案皿被淘汰。 方案I、方案H的比较分析如下表： 表（十）工程量（m优缺点分析

万案名称开拓巷道准备巷道回采巷道合计优 点缺 点方案I明斜井开拓29672236480010003明斜井施工时不干扰矿井的生产，矿井可做到边基建、边生产；可以拓宽矿井的工业广场；井筒施工场地比较宽阔，施工方便。开拓工程量较方案n少明斜井由煤系顶板进入煤层，要穿过长兴灰岩，而长兴灰岩为本井田的强含水层，井筒西距藻渡河130m上部130m左右有一条长兴暗河，其流量与地表水，藻渡河的水力关系研究论述还不清，井筒掘进的水文地质条件较复杂，受水患威胁大，安全掘进井筒的可靠性差；要留设井筒煤柱；井筒要穿突出煤层，必须采取防突措施，既增加费用，又影响井筒的施工进度。井筒穿长兴灰岩右遇水患，处理水患的费用高。方案n延深暗主副斜井349722364800105151.暗主、副斜井均在煤系底板茅口灰岩，维护条件好，遇水患的可能性低于方案I,且不受长兴暗河威胁，可提咼掘进速度，缩短建井周期；2不留井筒煤柱；井筒不穿突出煤层，可减少井筒有关投资费用；开采系统可采用条带连续式布置。施工场地比较狭窄，不是很方便；初期在一定程度上影响矿井的正常生产；开拓工程量梢大。从以上比较可知，长兴灰岩的水患及其暗河对本水平开拓开采的安全威胁影响，是考虑选择开拓方式的主要因素；同时从经济上、技术可行性上考虑。为了保证该水平的建设和生产的安全，设计推荐方案H。附图：方案布置图三、 水平条带的划分在Ki、K2煤层划分两个条带，即：+100〜+169m水平和+169〜+238m水平两个条带；在K3煤层中划分为三个条带；即+100〜+153m水平、+153〜+202m水平和+202〜+256m水平三个条带。条带划分主要考虑了以下因素：（1）矿井开采技术条件复杂，机械化程度不高，因此，条带垂高要适度，过大的条带垂高不但要造成开采上通风上的困难，而且影响矿井的技术经济效果；（2）与目前地方煤矿的管理相适应；（3）结合条带式开采系统布置有关参数设计的需要。K1、K3保留现有的采区式布置，工作面斜长加长，一个采区四个工作面；K2煤层采用条带式连续开采布置，划分为两个条带，四个开采区间， 。四、 主要巷道的布置根据该矿生产的的实践经验，为减少动压对主要巷道的破坏及影响作用，+100m集中运输大巷、上山及石门均布置在底板茅口灰岩中， +100m水平集中运输大巷距K1煤层平距60m上山距K1煤层平距25m第四节井筒矿井现有+354平硐，为全矿的通风、行人、运料井筒，井筒净断面10.64m2。另有3号风井（斜井），为全矿回风服务。+100m水平延深后有延深主、副暗斜井，+100m水平集中运输巷、集中

上山各井筒的特征表和用途见下表井筒特征表及用途表 表（一）井筒名称断 面用途净断面（m）掘进断面（m）支 护方 式井底车场断面图（三轨）13.5914.83不支护出煤、运料、进风、敷线、调车茅口运输上山13.2513.56喷浆溜煤、行人、材料、进风+100m水平运输大巷7.207.74不支护出煤、运料、进风、行人、排水、敷线回风上山7.207.74不支护回风、溜矸暗主斜井8.688.20不支护运煤、进风暗副斜井6.846.42不支护出矸、进风、行人、材料、敷设管线附图：主要巷道断面图第五节 井底车场、车场形式及空重车线长度

暗主、副斜井在+100m水平布置甩车场，落平后布置存车线及调车线。+100m水平集中运输大巷选用5t蓄电池电机车运输，每列运煤的列车最多可由25辆一吨固定式矿车组成，每列矸石车最多18辆一吨的矿车组成。暗主斜井井底车场空重车线长度按1.5列车布置，暗副斜井空重车线按1.2列矸石车长度布置。暗主斜井存车线长度L主：L主=(25X2X1.5)+3=78m暗副斜井存车线长度L副：L副=(18X1.7X1.2)+3=40.2m、掉车方式及通过能力+100m水平井底车场采用机车调车方式。机车拉重列车经道岔进入车场调车线，摘钩后经过道岔转向经过通车线，回到进入的道岔顶重列车到存车线，机车在转向进入空列车存车线，与空列车挂钩驶出车场水平生产时，只有一翼来车，由两列煤车、一列矸石车组成一个调度2.772X25X2.772X25X1X105 =32.14万t1.15(1+0.25)152.772XMXGX105TOC\o"1-5"\h\zN= =1.15 (1+K)taN 32.14W= = =1.53>1.3A 21上列式中：N——车场的通过能力，万t；M——每列车的矿车数，辆；G——每辆车的净载煤重，t；K——矸石运量占煤产量的百分率（%），K=0.251.15——运输不均衡系数；2.772x105——每年运输工作时间，年工作日按330d计，min;ta——一列车的平均间隔时间，min;W——车场通过能力富裕系数附图：车场线路图三、井底车场主要巷道、硐室及支护+100m水平井底车场开凿在煤系底板茅口灰岩中，岩层坚硬，车场巷道采用喷浆支护，如遇构造裂隙带，可考虑用喷浆支护。车场设有水泵房、管子道，消防材料库，消防材料库采用阔刷大巷的方式，爆破材料硐室设置在+100m中间水平车场附近。车场铺设18kg/m钢轨，600mn轨距，混凝土枕。第六节井底水泵房设计一、水泵房的尺寸水泵房包括硐室、管子道、吸水小井及泵房通路。为了减少水泵房的宽度，可将水泵串联安装，使之平行于硐室的主轴线。管子道设在车场与泵房之间，有条件可采用排水钻孔。1.水泵房的尺寸水泵房长度应根据设备数量及有管间隙确定。水泵房长度L=nb+a (n+1)式中n——水泵台数；b——水泵及电动机的基础总长度，m；a——各基础之间的距离，取1.5〜2m最外侧基础墙应适当加大到2.5〜3m本设计取1.8L=3 X3.5+1.8X(3+1)=17.7m水泵房的宽度B=B 1+B2+B3式中B1——水泵房的基础宽度， m；B2 ——吸水井一侧水泵基础至墙的距离，一般为0.8〜1m；B3 ——有轨道一侧水泵基础至墙的距离，一般为 1.5〜2mB=1+1.9+1.8=3.7m水泵房的高度根据水泵的外形尺寸、排水管的悬吊高度及起重梁的高度而定，净高为3.2m。水泵房的地面标高应高出车场轨面0.5m，并向吸水小井设1%的坡度。设备基础根据设备重量及底盘尺寸确定，其长度等于底盘地脚螺丝孔中心向外加长200mm宽度为底盘地脚螺丝孔中心向外加长300mm2.吸水小井吸水井形式设为两个独立的吸水小井，水仓不需砌碹，不需设闸门，施工简单方便。吸水井的断面形状采用方形2000X2000mm深度为5500mm二、水仓布置水仓由两个断面相同、间隔18m的巷道组成，其中一个水仓清理时，另一个水仓正常使用。根据矿井历年观测资料，目前矿井正常涌水量为 30m3/h，最大涌水量为125mVh，随着采空面积的增大，涌水量可能有所增加。预计 +100m水平的正常涌水量为55m3/h，最大涌水量为150m3/h。水仓设计：水仓的有效容量V应能容纳4h的矿井正常涌水量。综合多方面因素，本次设计考虑水仓的有效容量V应能容纳4h的矿井最大涌水量。V二150X4=600m3水仓向吸水井方向应有1%。〜2%。的上坡，以便泥砂沉淀、清理时便于矿车运输。为便于维护和清理水仓，一般采用单轨巷道的断面，并需铺设轨道。水仓的净断面积为6m3。水仓的总长度：L=V/S=600/6=100m式中：v—水仓的有效容量，m；S——水仓的净断面积，m2；本设计考虑充水富余情况实际设计水仓容量为：主水仓 680帛副水仓600m3。水仓与吸水小井联接处的水仓底板标高应比泵房底板标高低 4m否则水泵将因吸水高度的限制而无法抽出水仓全部的积水。水仓在清理斜巷的标高最低处，其顶板标高必须较水仓入口处水沟的沟底低，否则水仓将灌不满。三、清理斜巷清理斜巷是水仓与车场巷道之间的一段巷道，既是清理斜巷有是水仓的一部分。因此，计算水仓长度是以清理斜巷的起点为起点，以水仓与配水井的连接处为其终点。清理斜巷的设计要倾角a<20°,以保证装满煤泥的矿车在斜巷运行时不拨撒。保证水仓最高水位应低于泵房地面1〜2m水仓顶必须低于附近巷道最低点的水沟底。设计参数清理斜巷倾角a<20°,—般取a=200。水仓底板坡度i=1%。〜2%。，本设计取2%。。竖曲线半径R取10m。(4)水仓起点与重点的标高差应事先计算。根据车场运行线路纵断面图定起点水平标高,再根据水仓与配水仓连接处的标高(即终点水平标高,规定配水仓底板标高应高于吸水小井底板标高1.5m以上)即可求出起点与终点标高差H。清理斜巷的斜长按下式计算刃aRD=D0+2 180式中d——包括了直线段与曲线段之和的斜长，m直线段斜长，m。其中Db计算如下H+h i aDo= +2Rtansina 2式中各参数如图一所示:“始点水平终点水平 1亠2烙 t― . . .. . 」1 v0*11图一：水仓清理斜巷总断面示意图第四章延深水平开采设计第一节水平采区布置一、采区数目和位置：本水平K2煤层采用走向条带连续式布置开采，其特点是在水平开采，沿倾斜方向划分为两个条带，即+169m条带、+100m条带，条带倾斜长度即工作面长度。沿走向不划分为采区，而划分成四个开采区间，每个开采区间的走向长度为600m开采区间布置有运输、回风石门及回风上山，布置双翼工作面后退式开采。K1煤层采用走向采区开采布置，其特点是沿+169水平划分为两个条带，每个条带沿倾斜方向布置成一个工作面。沿走向划分为四个采区，每个采区长度600m每个工作面平均长度100m沿走向推进方向长300m每个采区布置有运输上山及回风上山和石门。K3煤层考虑到米区边界保留20m边界煤柱将石门抬咼可沿倾斜方向按标高+153、+202划分三个条带，每个条带平均倾斜长度70m（不含煤柱），每个条带沿倾斜方向布置一个工作面；沿走向划分为四个采区，每个采区走向长度600m每个工作面长300m二、延深水平开采顺序该水平首先开采K2煤层，K作为保护层（保护层），再开采K层，最后开采K3：K2煤层由近而远，即由井底车场沿走向向井田边界推进；倾斜方向先采上条带再采向下条带。K1煤层由近而远，即由井底车场开始向井田边界推进；倾斜方向由采区上部分推向下部K3煤层由近而远，即由井底车场开始向井田边界推进；倾斜方向由采区上部分推向下部。K2煤层工作面为跨上山、跨石门连续式推至井田边界。 Ki、K3相邻的采区依次接替。第二节采煤方法一、采煤方法的选择本水平的煤层倾角在37〜38度，有三层煤可采。各煤层瓦斯含量，Ki、K2、&煤层的瓦斯含量分别为&煤层35nVt、K2煤层15m3/t、Ki煤层28m3/t。属煤与瓦斯突出的高瓦斯矿井。根据根据矿井现在生产情况， K3与Ki煤层均发生过突出，K2煤层从未发生过突出现象。本设计确定将K2煤层作为保护层，优先开采，利用其开采后造成的卸压作用，并结合瓦斯抽放等方法，来保护&与K煤层。根据煤层赋存条件，设计采用走向长壁采煤法，全面垮落法管理顶板，K3煤层顶板冒落后尚未充填满的采空区用矸石进行局部充填。K3煤层平均厚2.79m,工作面采用F10风镐落煤。由于采场支柱采用单体液牙支柱支护，采场顶板管理状况可以得到改善，因此设计还配置了 MZ2—i.5电钻,在顶板支护条件变好的情况下可以考虑放炮落煤, 以减轻工人的劳动强度和提高采煤工效。K2煤层平均厚度0.62m,Ki煤层的平均厚度0.82m工作面采用打眼放炮落煤。工作面均成直线布置。二、采煤工作面长度、采高及回采方向根据煤层赋存及水平划分情况，结合本矿目前管理水平及生产能力的要求，设计确定K2煤层工作面长100m采高o.62m,—次采全高；K3工作面长为70m采高2.79m,—次采全高；K工作面长为100m采高0.82m,一次采全高，工作面回采方向为区前进式。三、 采煤、装煤、运煤方式及设备选型K3煤层工作面采用F10风镐落煤。在顶板支护条件变好的情况下可以考虑放炮落煤，设计配有MZ—1.5电钻，工作面运输选用宽为300mm的搪瓷溜槽运煤，自重装煤兼人工攉煤。工作面运输巷采用SG—320/17B电溜子运输。回柱配有JH—8型回柱绞车。K2工作面采用MZ-12A型电钻打眼，放炮落煤、装煤，工作面宽300mm的搪瓷溜槽运煤。工作面运输巷采用SG—420/30Y型刮板输送机3台串联运输。回柱绞车配有JH—8型回柱。K1工作面采用MZ2—1.5型电钻打眼,放炮落煤、装煤,工作面宽300mm的搪瓷溜槽运煤。工作面运输巷采用SGD—320/17B型刮板输送机3台串联运输。回柱绞车配有JH—14型回柱。四、 回采率K3煤层为中厚煤层、工作面回采率按95%考K2、K1煤层为薄煤层，工作面的回采率按97%考虑。采区回采率K3按80%考虑，K1、K2按85%考虑。第三节巷道掘进一、 巷道断面和支护方式+100m水平运输大巷及井底车场、上山、总回风巷均位于煤系底板茅

口灰岩中，岩质坚硬，岩性连续性良好，一般为裸巷，如遇岩石破碎带，构造裂隙发育带，可考虑用锚喷支护。+100m、+196m水平运输大巷、总回风巷为三心圆拱，巷道净宽 3m,净断面积7.74m2,+100m水平运输大巷为双轨.各煤层工作面的运输巷、回风巷均为梯形断面，金属支架或锚网支护。净断面5.38m2。区间各回风石门、轨道石门,在茅口灰岩一段,采用三心拱断面,喷浆支护，净断面7.73m2，在煤系一段采用梯形断面，金属支架或锚网支护，净断面5.38m。二、 掘进工作面数目及机械设备全矿共有5个掘进组,其中岩巷2个,半煤岩及煤巷3个。掘进组配有YBJ52-2局部通风机，岩石钻机KHYD40KB和JD-11.4型调度绞车。还有混凝土喷射机组。三、 掘进工艺掘进工作面采用钻爆发掘进,其掘进工程中严格按照煤矿三大规程执行,爆破要遵循“一炮三检”和“三人连锁放炮制度”。掘进流程：准备工作--打眼--吹眼--装药--连线--放炮--支护,完成一个循环。四、 巷道掘进进度指标暗主、副斜井 60m/月岩石平巷80m/岩石平巷80m/岩石斜巷60m/煤巷及半煤巷100m/开切眼80m/岩石斜巷60m/煤巷及半煤巷100m/开切眼80m/第四节运输系统一、运煤系统采煤工作面——工作面运输机巷——区间运输石门——溜煤眼——溜煤上山——煤仓——+100m水平集中运输大巷——井底车场——暗主斜井——主平硐——地面。、运料系统地面——主平硐——暗副斜井——井底车场——+100m水平集中运输大巷——区间运输石门——采、掘进工作面。三、运矸系统地面——主平硐——暗副斜井——井底车场——+100m水平集中运输大巷——区间运输石门——采、掘工作面。第五节采区煤仓设计当采区连续生产煤炭，而大巷为机车顶不连续运输时，采区煤仓就可以起到调节作用，缩短大巷装车时间，提高矿车、机车的周转率，煤仓设计的主要容是：确定采区煤仓的容量、煤仓的形式、煤仓的结构尺寸及煤仓的支护方式。、采区煤仓的容量采区煤仓的容量大小取决于采区生产能力、采区下部车场装车站和运输大巷的通过能力。确定采区煤仓容量参考下列公式计算。(1)在采区高峰生产延续时间，保证采区连续生产：Q=(Ag-AN)tGKb式中：Ag――采区高峰生产能力，高峰期间的小时产量为平均产量的1.5〜2.0倍，t/h，本矿取1.8;A n――装车站通过能力，为平均产量的1.0〜1.3倍，t/h，本矿取1.2；t g――采区高峰生产延续时间，机采取1.0〜1.5h,炮采取1.5〜2.0h，本矿为炮采取1.8;K b――运输不均衡系数，机采取1.15〜1.20，炮采取1.5。Q= (31.2X1.8-31.2X1.2)X1.8X1.5=51t(2)按装车站的装车间隔时间来计算：Q=A Gt0Kb式中：Ag――采区高峰生产能力，高峰期间的小时产量为平均产量的1.5〜2.0倍，t/h，本矿取1.8；t 0 装车间隔时间，一般可按15〜30min计算；本矿取25minK b――运输不均衡系数。=36t以上两种计算方法所计算出的结果取大值。煤仓的计算容量为51t。二、煤仓的形式及参数煤仓的形式按倾角分有垂直式、倾斜式和混合式三种；按断面分有圆形、拱形、椭圆形和矩形。综合该矿个方面因素，煤仓形式选用垂直式圆形断面煤仓。垂直式圆形断面煤仓利用率高，不容易发生堵塞现象，便于维护，而且施工速度快，在实际生产上也用的较多。煤仓的参数主要是指煤仓的断面尺寸和高度。圆形煤仓的直径一般为2〜5m该矿的煤仓直径设计为3m煤仓的高度不应小于直径的3.5倍，故，煤仓的高度设计为17m。设计煤仓的容量：= 刃（D/2）2H式中：V——煤仓的设计容量，m3D ——煤仓断面的直径，mH ——煤仓的仓身高度，m=3.14 x（3/2）2x17=120m3三、煤仓的结构及支护煤仓的结构包括煤仓的上部收口、仓身、下口漏斗及溜口闸门基础、溜口和闸门装置等。（一）煤仓上口由于煤仓断面较大，为了保证煤仓上口安全，需用混凝土收口，为了防止大块煤矸废木料等进入煤仓造成堵塞，应在煤仓上口安设铁箅子。铁算子一般采用8〜24kg/m旧钢轨或110〜120号工字钢做成，铁鼻子的网孔尺寸一般为200mr^200mm250mr^250mm300mm<300mm算子的尺寸根据该矿的实际情况而定。煤仓上口网孔上大块煤炭的破碎和杂物的清理工作，可在煤仓上部巷道进行，或者是设置专门的破碎硐室。为了防止井下水流入煤仓，煤仓上口应高出巷道底板。（二）仓身煤仓仓身一般应砌碹，砌碹的壁厚可为300〜400mm有条件时，应尽量采用锚喷支护。若煤仓穿过的岩层为坚固稳定易于维护的岩层，则可以不支护，本设计将煤仓设在煤层底板的茅口灰岩中，茅口灰岩属于坚硬稳定的岩层，不遇到特殊情况，可以不支护。（三）下口漏斗及溜口和闸门基础煤仓仓身下部为收口漏斗，收口漏斗为截圆锥形，以便安装溜口和闸门。为了防止堵塞，下口漏斗应尽量消除死角，故本设计煤仓下口漏斗取600。锥形漏斗以下的拱顶部分分为溜口和闸门基础。为了安装溜口和闸门，在漏斗下方留一边长为0.7m的长方形孔，在孔口预埋安装规定溜口的螺栓。（四）溜口及闸门装置煤仓的溜口做成四角锥形，在溜口处安设可以启闭的闸门。本设计的闸门以该矿正在使用的闸门为标准。第五章通风与安全第一节通风该矿井属煤与瓦斯突出危险的矿井。一、水平通风方式及通风系统本水平走向全长2.6km，故水平的通风方式采用中央边界式抽出。水平采用条带式开采布置，达产时由于采、掘、抽三者的超前关系关系接替的要求，共有四个生产区间，即两个保护层的回采与掘进区间，一个被保护层的回采与掘进区间，一个被保护层的掘进与抽放区间，则该水平的通风系统由一个平硐进风、一个平硐回风、四个生产区间并联的通风网路构成。回风平硐标高+354，服务围现为+220水平全围，+220水平已接近尾声，接下来为延深水平（+100水平）服务，服务时间10a以上。水平通风系统考虑了采区之间、采掘工作面之间、需独立通风的硐室，都实行独立通风。通风线路：地面——暗主、副斜井——+100运输集中运输巷——进风上山——区间进风石门——运输巷——工作面——回风巷——区间回风石门——回风上山——总回风巷——抽出地面。二、通风计算（一）水平总进风量水平生产能力为21万t/a，其需要的风量按采煤、掘进、硐室及其他地点需要风量的总和计算。计算公式：Q 总=（刀Q采+刀Q掘+刀Q硐+刀Q其他）xK式中K——通风系数，取K=1.2该水平瓦斯涌出量按抽放后25nVtX日计，并根据本矿井的生产实际配风量的经验和历史数据、考虑的下水平的工作面加长，各采掘面的配风取值计算如下：#1、K1煤层采面风量计算⑴按瓦斯涌出量计算Q采=q采绝+1.0%XK采通=1.52-1.0%X1.1=83.6〜168m3/min式中：Q米 K1煤层米面风量m/min,q采绝 K1煤层米面绝对瓦斯涌出量m/min,K采通 K1#煤层米面通风系数取1.1,1.0%——按《规程》规定矿井采煤工作面回风瓦斯浓度严禁超过1.0%。⑵按温度计算33Q采=60XV采XS采=60X0.685X6=246.3m/min〜247m/min式中：V采——K#煤层采面风速0.685m/sS采一一K#煤层采面断面积⑶按炸药消耗量计算风量Q采=25A=25XA=25X10=250m'/min式中：25—每Kg炸药爆破后需要供给的风量m/min•KgA—K1#煤层采煤工作面一次爆破的最大炸药量 Kg注：该采面下段回采最大炸药消耗量为8Kg⑷按人数计算0采=4N采=4X25=100nVmin式中：4——每人需风量m3/minN采一一&#煤层采煤工作面同时工作的最多人数⑸联络巷配风（由于有电溜子设备，所以按硐室配风）：根据《规程》规定硐室配风为60m3/min—80m3/min，结合经验取联络巷配风为70m3/min，验算如下：0.15x60xS巷大(m/min)<Q联(m/min)<4X60xS巷小(m/min)0.15m/sx60x3.51m<70m'/min<4x60x2.8(nVmin)式中：0.15——根据《规程》有关规定巷道最低风速不得低于0.15m/ss巷大一一k#煤层联络巷最大静断面积ms巷小一一k#煤层联络巷最小静断面积m4——《规程》规定联络巷最高风速不得高于 4m/s故：Q联取70m3/min⑹Ki#煤层采煤工作面总配风为： Q总采=Q采+0联=247m/min+70m'/min=3317m/minKi#煤层采煤工作面风速验算0.25x60xS采大(nVmin)<Q总采(n^/min)<4x60xS采小(n^/min)0.25x60x6(m/min)<317(mVmin)<4x60x4(ni/min)90m3/min<317mT/min<960m/min)式中：0.25——《规程》规定采煤工作面最低风速不得低于0.25m/ss采大一一K1#煤层采煤工作面最大静断面积ms采小一一K1#煤层采煤工作面最小静断面积m4——《规程》规定采煤工作面最高风速不得高于 4m/s⑺根据上述计算：故K1#煤层采面总风量确定配风为：Q总采=320m3/min符合要求。2、K#煤层采面风量计算⑴按瓦斯涌出量计算Q采=q采绝+1.0%xK采通=2.97-1.0%x1.1=326.7〜327n3/min式中：Q采 K#煤层采面风量m/minq采绝 K#煤层采面绝对瓦斯涌出量1.98m3/minK采通一一K#煤层采面通风系数取1.11.0%——按《规程》规定矿井采煤工作面回风瓦斯浓度严禁超过1.0%(2按温度计算0采=60xV采xS采=60X1.607X2.8=269.98〜270mVmin式中：V采——K2煤层采面风速1.607m/sS采一一K#煤层采面断面积按炸药消耗量计算风量Q采=25A=25XAxK采通=25x9=225m/min式中：25 每Kg炸药爆破后需要供给的风量m/min•KgAK#煤层采煤工作面一次爆破的最大炸药量Kg按人数计算Q采=4N采xK采通=4X10=40nVmin式中：4——每人需风量m/minN采一一K#煤层采煤工作面同时工作的最多人数K#煤层采煤工作面风速验算0.25x60xS采(mVmin)<Q采(mVmin)<4x60xS采小(mVmin)0.25x60x2.8(m/min)<327(mVmin)<4x60x1.8(mVmin)40.5m3/min<327nVmin<432nVmin)式中：0.25——《规程》规定采煤工作面最低风速不得低于0.25m/s，s采大一一k#煤层采煤工作面最大静断面积m,s采小一一k#煤层采煤工作面最小静断面积m,4——《规程》规定采煤工作面最高风速不得高于 4m/s。根据上述计算：故K2#煤层采面风量确定配风为：Q总采=330mi7min,符合《规程》要求3、K#煤层采面风量计算⑴按瓦斯涌出量计算Q采=q采绝+1.0%xK采通=1.38-1.0%x1.1=101.2〜152nVmin式中：Q采 K#煤层采面风量mVmin,q采绝 K#煤层采面绝对瓦斯涌出量m/min,K采通一一K#煤层采面通风系数取1.1,1.0%——按《规程》规定矿井采煤工作面回风瓦斯浓度严禁超过1.0%⑵按温度计算：3Q采=60xV采xS采=60x0.8x6=288m/min式中：V采——K#采面风速0.8m/s,S采——K#煤层采面断面积。⑶按人数计算：0采=4N采=4X25=lOOnVmin式中：4——每人需风量m3/minN采一一K#煤层采煤工作面同时工作的最多人数⑷按炸药消耗量计算风量：3Q采=25A=25xA=25x6=150m/min式中：25 每Kg炸药爆破后需要供给的风量m/min•KgAK#煤层采煤工作面一次爆破的最大炸药量 Kg⑸K#煤层采煤工作面风速验算：0.25x60xS采大(m/min)<Q总采(nVmin)<4x60xS采小(nVmin)0.25x60x6(nVmin)<288(n^/min)<4x60x4(nVmin)90m3/min<288RVmin<960mVmin)式中：0.25——《规程》规定采煤工作面最低风速不得低于0.25m/ss采大一一k#煤层采煤工作面最大静断面积ms采小一一k#煤层采煤工作面最小静断面积m4——《规程》规定采煤工作面最高风速不得高于4m/s⑹根据上述计算可知K#煤层采面总风量确定配风为：Q总采=300m3/min符合要求。4、全岩巷掘进工作面风量计算⑴按瓦斯涌出量计算0掘=100xqcH掘=100x0.64=64nn/min式中：Q掘 全岩巷掘进工作面实际需风量 m/minqcH掘 全岩巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量 m3/min⑵按炸药量计算Q掘=25xA掘=25x6=150m^/min式中：25 每Kg炸药爆破后需要供给的风量mVmin•KgA掘一一全岩巷掘进工作面一次爆破的最大炸药量 Kg⑶局部通风机的实际吸风量计算0掘=QsiXI1=200X1=200nVmin式中：Q掘 全岩巷掘进工作面局部实际吸风量 200m/min,3Qs——采用YBJ52-2局部通风机吸风量145m/min—225m3/min。I1——3全岩巷掘进工作面同时通风的局部通风机台数为1台。⑷按人数计算Q掘=4N=4X10=40m3/min式中：N――全岩巷掘进工作面同时工作的最多人数。⑸按风速进行验算a按最低风速验算，全岩巷掘进工作面的最低风量：3Q掘》0.15X60xS掘》0.15x60X3.52>31.59m/min式中：Q掘一一全岩巷掘进工作面局部通风机吸风量 200m3/min。S掘一一全岩巷掘进工作面巷道最大断面积： 3.52m2b、按最高风速验算，全岩巷掘进工作面的最高风量 Qb为：Qb=4X60xS掘=4X60X3.51=842.4m3/min⑹根据上述计算：故全岩巷掘进工作面风量确定配风为：0掘=200m3/min，符合规程规定。5、煤巷和半煤巷掘进工作面风量计算⑴按瓦斯涌出量计算0掘=100XqCI^=100X0.27=27ni/min式中：Q掘 煤巷和半煤巷掘进工作面实际需风量 m/minqCH掘 煤巷和半煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量 m/min⑵按炸药量计算3Q掘=25XA掘=25x6=150m/min式中：25 每Kg炸药爆破后需要供给的风量n^/min•KgA掘一一3煤巷和半煤巷掘进工作面一次爆破的最大炸药量 Kg⑶局部通风机的实际吸风量计算0掘=QsiXI1=200X1=200mVmin式中：Q掘 煤巷和半煤巷掘进工作面局部实际吸风量 200mVmin,Qs——采用YBJ52-2局部通风机吸风量145m^/min—225m3/min。I1——煤巷和半煤巷掘进工作面同时通风的局部通风机台数为1台。⑷按人数计算3Q掘=4N=4X10=40m/min式中：N――煤巷和半煤巷掘进工作面同时工作的最多人数。⑸按风速进行验算a、 按最低风速验算，煤巷和半煤巷掘进工作面的最低风量：3Q掘》0.15X60xS掘》0.15x60X3.51>31.59m/min式中：Q掘一煤巷和半煤巷掘进工作面局部通风机吸风量 200m/min。S掘一煤巷和半煤巷掘进工作面巷道最大断面积： 3.51m2b、 按最高风速验算，3102#回风巷掘进工作面的最高风量Qb为：3Qb=4X60xS掘=4X60X3.51=842.4m/min⑹根据上述计算：故煤巷和半煤巷掘进工作面风量确定配风为：Q掘=200n3/min，符合《规程》要求。根据《规程》规定硐室配风为60m3/min—80m3/min，结合经验取联络巷配风为70m3/minK1煤层回采面320m3/minK2煤层回采面330m3/minK3煤层回采面300m3/min岩巷掘进面200m3/min半煤岩巷及煤巷掘进面 200m3/min3充电室、爆破材料发放硐室各配风60m/min该水平达产时共有三个回采面（K22个，K1个）五个掘进工作面（其中两个岩巷、三个半煤巷及煤巷）。根据《规程》规定井下硐室需风量为60—80m3/min，所以井下各绞车房、变电所、机车硐室配风为60m3/min。由于主、付斜井绞车硐室、水泵房、一、二、三采区变电硐室都在矿井主进风流中，分别进入二、三、四采区的主进风石门，故未列入矿井总风量的配风计划。故需要配风的硐室有爆破材料发放硐室和充电变流室两个硐室贝S刀Q采=330x2+320=980rr/min=16.4m'/s刀Q掘=200x2+200X3=1000riT/min=16.7m3/s刀Q硐=60x2=120n1/min=2.0m3/s刀Q其他二（16.4+16.7+2.0）x7%=246m3/s贝S刀Q总=（16.4+16.7+2.0+2.46）x1.2〜45.1m3/s二）风量分配：TOC\o"1-5"\h\z南一开采区 11.1r 3/s南二开采区 10.0r 3/s南三开采区 10.0r 3/s南四开采区12.0r 3/s爆破材料发放硐室1.