说明书自动保存的

矿区概述及井田地质特 矿区概 矿区地理位 矿区气候条 矿区开 矿井水源、电源及其他情 井田地质特 煤系地 构 岩浆活 水文地 煤层特 煤 煤 井田境界与储 井田境 矿井储量计 储量计算基 矿井地质储量计 工业储量计 安全煤柱留 工业广场保护煤柱损失 断层和井筒保护煤 矿井设计可采储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 井田开 井田开拓的基本问 确定井筒形式、数目、位置及坐 工业场地的位 开采水平确 主要开拓巷 井田开拓方案提出与比 矿井基本巷 井 主要开拓巷 井底车场及硐 准备方式——带区巷道布 煤层地质特 带区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 地表情 带区巷道布置及生产系 带区准备方式的确 带区巷道布 带区生产系 带区巷道掘 带区生产能力及采出 带区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 采煤方法的选 回采工作面长度的确 工作面的推进方向和推进 综采工作面的设备选型及配 各工艺过程注意事 工作面端头支护和超前支 循环图表、劳动组织、主要技术经济指 综合机械化采煤过程中应注意事 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 井下...........................................................................................................................概 矿井设计生产能力及工作制 煤层及煤 距离和辅助设 矿井系 带区设备选 设备选型原 带区设备选型及能力验 大巷设备 主大巷设备选 辅助大巷设备选 设备能力验 矿井提 矿井提升概 主副井提 主井提 副井提升设备选 矿井通风及安 矿井地质、开拓、开采概 矿井地质概 开拓方 开采方 变电所、充电硐室、库 工作制、人 矿井通风系统的确 矿井通风系统的基本要 矿井通风方式的选 矿井通风方法的选 带区通风系统的要 带区通风方式的确 矿井风量计 通风容易时期和通风时期采煤方案的确 各用风地点的用风量和矿井总用风 风量分 矿井阻力计 计算原 矿井最路 计算矿井摩擦阻力和总阻力 两个时期的矿井总风阻和总等积 选择矿井通风设 选择主要通风 电动机选 安全的预防措 预防瓦斯和煤尘的措 预防井下火灾的措 防水措 设计矿井基本技术经济指 参考文 绪 问题的提出与研究意 文献综 岩体微裂隙注浆量预 离层注浆防治地表塌陷的注浆量预 断层冒落带的注浆量预 软岩巷道冒落区注浆量预 采场冒落区注浆充填量预 主要研究内容及研究思 主要研究内 研究思 冒落区注浆量的影响因 岩体孔隙 岩体碎胀系 岩体轴向应 注浆工 冒落区模型建 冒落区形态分 碎胀系数KP的确 冒落岩块与顶板之间存在离层空 冒落岩块充满采空 冒落区注浆充填量的预计方 伪注浆预计方法概 基本思 方法概 预计方法具体步 研究主要结 参考文 英文原 中文译 参考文 致 分矿区地理位置丁集矿井位于省淮南市西北部距淮南市洞山约50km行政区划隶属淮南市潘集和凤台县境内。其地理坐标为：凤台～蒙城公路穿越井田中部且与凤台～淮南等公路相接，沿凤蒙公路至凤台港与淮～10km埠约10km，西至阜阳约100km，分别与京沪、京九铁路相接，矿区铁路线和矿区公路在矿井南部经过,交通极为便利。矿区气候条件凤台县气象局观测资料：年平均气温15.1℃，最高气温41.4℃(1959年8月24日)，小471.9mm(1966年)日最大降雨量320.44mm，小时最大降雨量75.3mm，降雨多集中在6、7、840%。1610.14mm(水面)2008.1mm(1958年)1261.2mm(1980年)。0.578%10.14%74%。72～127138616cm2.8～3.5m/s3.3m/s22m/s(197888日，南风)。矿区开淮南煤田是我国东部最大的矿区之一淮南矿业现有生产矿(公司)井9对设计总能22.25Mt/a31.50Mt/a，20053095万吨。矿区分为老区和新区，老井先后已报废或并入它矿，由于生产系统复杂，资源不足等原因，一部分矿井批准、重组，现有生产矿(公司)为：新庄孜矿、谢一矿、谢司(、井、李二井)，孔潘三谢桥张集张北五对大型生产井和潘东公司(原)正在建设的还有顾桥顾北、矿井水源、电源及其他情况本井田水资源十分丰富。新生界含水层水质均符合饮用水标准，含水组砂层较厚，480m3/h，经深度净化处理后也可满足矿井生产用水的要求。供电电源可靠：矿井地面设110kV变电所12回供电电源1回接自芦集220kV区域变电所，另1回接自丁集220kV区域变电所。淮南矿业（）公司已与淮南供电部门签井田地质特煤系地层(一)奥陶系中下统(二)1、中统本溪组3.05m。主要为浅灰绿色铝铁质泥岩及泥岩，含较多黄铁2、石炭系上统太原组7层，不可采。太原组整合于本溪组之上。(三)1002.72m742.72m2927m3.6%71、二叠系下统山西组83.54m135%13次为粗砂岩，局部含砾及泥质包体，时而冲刷煤层，上部为粉砂岩、砂质泥岩。2、二叠系下统下石盒子组130.40m9层(49煤组)5层，4-1、42、5-17－2810.5%45为发育。5煤层顶底多薄层状砂泥岩互层。3、二叠系上统上石盒子组527m第三含煤段：平均厚100m，含煤3层，编号为11煤组，其中11-2煤为主采煤层，含2.48%。底部砂岩是上、下石盒子组的分界；下部以砂岩、石英砂岩为主，夹砂质泥15m412～15131煤是主要可采煤3.7%2～3层泥岩。第五含煤段平均厚75m，含煤4～5编号为1617煤,不可采含煤系数1.5%。1～4层花斑泥岩。第六含煤段：平均厚90m，含煤4层，编号为18～21煤，均为不稳定薄煤层，含煤系数0.83%。岩性以青灰色砂质泥岩为主，下部以中厚层状细中砂岩为主，夹薄层状泥岩。18～191～3层薄层硅质海绵岩及硅质泥岩，煤层底部具鲕状铝质泥岩。90m422～250.3%为主，上部以深灰色砂质泥岩为主，夹薄层状砂岩。4、二叠系上统石千峰组260m(四)三叠系(五)第三系1、下第三系2、上第三系中新统(N11)：厚0～110.55m，以中细砂、含泥质的砂砾层、粘土砾石及薄层粘土、砂11丁集煤矿地层综合柱状地层系统

煤层情界系统组段

度

度

距

地层柱

岩性描74四

部以泥岩为主，夹～层紫红色、锈黄色花斑状泥岩，中部灰色泥岩为主，夹薄层细中砂岩，菱铁砂岩，含煤层～层，其中以1煤层层位稳定，厚度较大，是本区主要可采煤层，局部受火成岩影响。下部泥岩夹～3较坚硬的中粒砂岩及石英砂岩。的主要标志层之一。煤层附近常含有菱铁结核和丰富植物化石

5

见有

烟叶大羽羊齿 须羊齿 叉叶：Dicranophyllumsp生

组P1P2

6

剑形瓣轮叶：Lobatanmulariaensifolia 木：Lepidodendron 叶：Sphenophyllumsp上新统(N2)105.50～192.22m，以细中砂为主，含少量砾石。(六)第四系103.45～133.60m10m土，含铁猛结核；上部由土黄夹青灰色薄层细粉砂和砂质粘土，富含砂礓和铁猛结核与蚌壳碎片。构造本区位于淮南复向斜中北部，井田东段为潘集背斜西缘，井田西段为陈桥背斜东翼与潘集背斜西缘的衔接带。潘集背斜轴及地层近东西。井田北部为宽缓背斜，形态较为完整两翼地层倾角10～15°背斜南翼为井田主体部分总体为一单斜构造地层呈波状曲线变化，断层发育，以逆断层为主，井田东段有岩浆岩侵入影响煤层；井田西段位于陈桥背斜东翼与潘集背斜西部的衔接带，总体构造形态为南北，向东倾斜的单斜构5～15°，并有发育不均的次级宽缓褶曲和断层。本井田地层变化和构造特征，取决于区域构造背景，受潘集、陈桥背斜的控制。潘集、陈桥背斜均为北西，然而它们呈错位排列，轴位错开约6km。潘集、陈桥背斜的排列形式，构成了背斜南翼地层呈北西～南北～北西的“S”形态。岩浆活动岩浆岩呈岩盘状以露头形式出露于井田东部，分布在潘集背斜轴部及其两侧，于二2300m1200～2000m4煤～20大厚度为145.55m岩性为细晶岩和正长斑岩绝对1.1亿年属燕山期产物煤层受其影响发生变质，局部为天然焦、无烟煤、贫煤，局部煤层被岩体全部吞蚀，亦有变薄者。岩1-28煤层，对中下部煤层影响甚微。水文地质1、新生界松散层含隔水层(组346.75m～563.80m13(组)、一个隔水层()。2钻探厚度0～180.75m，底板埋深414.07～737.85m，主要分布在井田的西北部东部7、9两孔见砂砾岩，厚度小、分布范围有限。砂砾岩以石英岩砾和各级石英砂岩砾为主，9.85～26.68m,q.00676～0.0342l/m，k0.00226～0.207/d，水17～261.091～.145g/l3.39～5.2O3·l-4、二叠系底部隔水层(组124.02～37.47m,30.11m,主要由泥岩、粉砂5太原组灰岩在本区埋藏较深，背斜轴部一般埋藏在-830m以下，远离第一水平的先期开采地段。据区域资料，地层总厚约100～110m，含灰岩13层。除第3、4、12等三层灰岩较解石充填。简易水文未发现漏水和明显消耗。十九4孔抽水资料，水位标高22.11m，q=0.244L/s.m,k=1.81m/d,Cl-K+Na2.425g/L,31.5℃。富水性中等。6本区无钻孔综合邻区资料钻探最厚度56.89m岩性致密呈厚层状岩溶20.56～24.60m，q0.0369～0.0348L/.mk0.034～.1m/d，矿化度2.30～2.4gL,4.39德国度,23～29l-K7岩浆岩呈岩盘状以露头出露在井田东部，分布在潘集背斜轴部及浅部断层密集区。岩体上覆松散层下部含水层（组，下伏煤系地层。岩性为细晶岩，钻孔最大厚度.上部风化裂隙发育，沿裂隙面有水锈色。据邻区抽水资料，水位标高19.952～19.668m，q0.00476～0.0412L/mk.0274～0.0494m/1.826～2.504gL,l—S4—K型水,富水性弱。8、水的补给途径和含水层之间的水力联本区水运动，因受含水层（组）埋藏条件不同，表现在水补给、迳流和排泄条①上部含水层上段因埋藏浅，浅层水运动既有层间水平流动，又有垂直方向交替比主要是人工开采及蒸发，旱季亦可补给河流。下段水迳流方式为侧向层间迳流。补给来力联系；水以缓慢的层间迳流为主，量受区域调节。量为主，水平运动缓慢。下含直接覆盖基岩各含水层（组）层（组）有一定水力联系。开采浅部煤层时，下部含水层（组）水通过基岩风化带垂直太原组灰岩岩溶裂隙含水层（组130.11m，天然状态下无水力联系，开采水平达-826m8.3Mpa1煤层下隔水层（组）岩石的抗压强910480m3/h600m3/h。煤层特煤层(一)718m350m13-1煤至太原组一灰之间2926.533.7%921.22m77%煤系中上部第5、6、7含煤段有煤层11层，总厚2.2m，内含局部可采煤层。然而，这些(二)1-1煤层厚度最小~11-1-20.44～6.05m3.5m3～4m14（1～224.68%稳定程度较其它地段好。顶板砂质泥岩，富含植物化石，底板为泥岩或砂质泥岩，煤层上下1～21-11-330m处有一层花斑状砂质泥岩，1-2882.98m。煤质1.62～2.04%，3煤最小，4-1煤最大。GB/T15224.1－2004硫分各煤层原煤全硫平均值在0.31～0.93%间通过与各煤层干燥基发热量折算0.28～0.8%13-11-23余煤层均属低硫煤。磷：各煤层原煤磷平均含量在0.004～0.028%之间，除13-1、3煤层属低磷分煤外，其余1-21-211-Mad最小-0.86-平均-原煤灰分最小-14.53-平均-浮煤灰分最小-2.84-平均-浮煤挥发分最小-8.57-平均-原煤发热量最小-20.85-平均-最小-20.77-平均-结原煤全硫最小-0.16-平均-最小-0.14-平均-原煤磷最小-0.003-平均-Tarad最小-8.33-平均-最小-0-平均-Y最小-8.5-平均-最小-平均-井田境丁集井田境界东起十五线与潘三(潘北)煤矿相邻西至11-2煤层露头线北起F27、F81-1断层，南至F87断层及13-1煤层-1000m等高线地面投影线。东西长12～15km，南2-1XYXY开采深度：-1000m标 本井田共含煤29层，煤层总厚27m。其中可采煤层共有9层，分别为13-1、11-2、4-1、6.05m11-2煤层全区可采，煤层厚度变化小，变化规律明显（厚度突变点均为构造煤11-2#煤。矿井储量计储量计算基础本次储量计算是按照《煤、泥炭地质勘查规范》DZ/0215-2002要求的工业指标进行资源10.60m240%317.0mJ/kg43%5、煤层容重：11-2#1.435t/m3矿井地质储量计算ABC2.1所示。ABC2-1A、ZmrS/式中：m——S————r——1.4t/m32-12-2-2

（2-倾角面积煤层厚度储量核算A9B7C5Z工业储量计算地质资源

探明的资源量控制的资源量

经济的基础储量边际经济的基础储量次边际经济的资源量

工业资源/储推断的资源量

331332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的333的大部，归类为矿井工业储量。6：3：1分配，经济基础储量、边际经济90%、10%分配,次边际经济基础储量不计。2-3 （2-k的取值按照首先考虑井田的构造复杂程度，然后再结合各0.8Zg=4239.46.71 .2×0.8=21557.91万安全煤柱留设：各类保护煤柱按垂直断面法或垂确定。用岩层移动角确定工业场地煤柱。由于煤层为近水平煤层，故与上下山岩层移动角大致相等，取值岩层移动角δ=75°，上山移动角γ=70°β=75°，表土层移动角φ=45°。：20m宽的围护带；工业广场属Ⅱ级保护建（构）20m宽围护带。20m五条，工业广场占地面积指标见表2-4。2-4井型（占地面积指标（公顷/10240工业广场保护煤柱损失量矿井井型设计为1.5Mt/a，按《煤矿设计工业规范占地面积应为18hm2，本设计工业广场取18hm2，长、宽分别为520m和350m，工业广场布置在井田储量的位置《建筑物、1417条规定工业广场属于Ⅱ级保护需要留设15m宽的围护带表土层移动角45°，基岩移动角γ=70°，β=γ-0.5α（α，δ=702691.08万t2-5煤层倾角煤层厚度冲积层厚度5工业广场保护煤柱作法示意见图2-2断层和井筒保护煤柱2-62-6断层落差H30mH3410.26万t矿井设计可采储量

（2-式中：Zk——矿井可采储量，万t；Zg——矿井的工业储量，万永久保护煤柱损失量，万t；C——煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85。本设计矿井11-2煤层厚度为3.5m，属于中厚煤层，且0.80。

abdc

工业广场保护煤柱示意矿井工作制应当，随着生产的发展，将来可实行每天四班作业，其中三班生产一班检修，增加矿井设计生产能力及服务年150万吨/年。9吨底卸式提升箕斗，能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助采用罐笼，同时本设计的井底车本矿井煤尘具有性瓦斯含量相对较高，属于高瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿 （3-其中：T--- A----150万吨/ 1.3则：=62.6（年按矿井的实际煤层开采能力，能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核（1）煤层倾角平均5-7°，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布（2）能力的校2.2.53-1。3-1（600————由上表可知：煤层倾角低于25°，矿井设计生产能力为1.2～2.4Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于50a第一开采水平设计服务年限不宜小于25a本设计中煤层倾角低于25°，1.5Mt/a62.6a，符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。井田开拓的基本问井田开拓是指在井田范围内，为了采煤从地面向开拓一系列巷道进入煤层从而建立矿井提升、、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数1234、确定矿井开采程序，做好开采水平的56、合理确定矿井通风、及供电系统23良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态。确定井筒形式、数目、位置及坐标1不易受底板含水层的；提升能力大，可做为安全出口。7°高低起伏明显，表土层很薄；不具备平硐开拓条件，但可以采用立井开拓或斜井开拓或者是两种开拓方式组合。有利于第一水平的开采并兼顾其他水平有利于井底车场和主要大巷的布置不受崖崩滑坡和洪水。距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理76756.4m43181.8m。76798.1m43250.1m。76719.6m43157.4m工业场地的位置工业场地的占地面积为18公顷，形状为矩形，长边平行于井田，长为500m，宽为360开采水平确定1-2#采。1-2#5°9°，为近水平煤层。煤层露头标高为埋藏最深处仅-1000m400m标高为-850m29°简单、高效的准备方式。故可将井田划分为若干个带区和一个双翼开采采区。主要开拓巷道表4-130～40m的保护煤柱，可保持一定方向，弯曲少，有利，巷道条件条件4-1。1、大巷的布置由于大巷沿井田主要延展方向布置需要为全井田服务由于煤层厚度为3.5m置煤层大巷时不易于故宜采用岩石大巷为便于和使用且不受煤层开采的影响将大巷布置在距煤层底板大约20m处的细砂岩中岩层大巷优点是巷道条件好维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度，且便于设置煤仓。2布置在煤层底板岩层中，为坚硬的细砂岩，费用较低。而且井底车场布置于该位置有利井田开拓方案提出与比较风方式采用并列式，岩石大巷。如图4-1所示。图4- 立井单水平开方案二：综合开拓方式（井筒位于井田主井采用斜井，副井采用立井。主副井口均位于井田延展方向的位置。采用一水平开拓，开采水平标高为-750m。如图4-2所示。

图4- 综合开拓方式（井筒位于井田方案三：立井单水平上下山开拓（后期加设区域风井井前期通风方式采用并列式后期在井田北翼开掘区域风井岩石大巷如图4-3所示图4- 方案四：立井单水平上下山开拓（后期加设区域风井井前期通风方式采用并列式后期在井田北翼开掘区域风井岩石大巷如图4-4所示

图4- 、以上所提四个方案井田数目轨道大巷大巷长度以及水平和带区布置中提一致、四个方案的经济比较见表4-2、表4-3、表4-4、表4-5表4- 方案数量煤量万提升高度基价(元涌水时间大巷煤量万平均运距基价(元2表4- 方案数量煤量(万提升高度基价(元涌水时间大巷煤量万平均运距基价(元2表4- 方案数量费用提升高度基价(元涌水时间(元大巷煤量万平均运距基价(元2表4- 方案数量煤量吨提升高度基价(元涌水时间大巷煤量吨平均运距基价(元2方案三与方案四的详细经济比较见表表4-6和表4-7，其最终汇总见表4-81%考虑，两方案差别不大，可以任选其一。但是，从技术角度来讲，方案三前期巷道布置较方案四简单，工作面运转更加灵便。矿井前期通风方式采用并列式，后期在井田北翼开掘区域风井，岩石大巷。表4- 方案数量(万元(万元(万元基(元时间(年大巷基价(万大巷基价(元表4-7数量初期基建(万元后期基建(万元基价(元时间大巷基价(元大巷(元表4- 两方案详细比较汇矿井基本巷井筒由前章确定的开拓方案可知主井为斜井、副井为立井，在井田设置风井。一般 位于矿井工业场地，担负全矿井1.5Mt/a的煤炭兼进风，并作为安全出口。井筒16t6.5m33.18m2，4-54-902主井井筒断面布置4-5表4-9 1.516t6.5 85033.184505044.1844.18 60 7.7m44.18 60 副井井筒断面布置图4-6表4-10井型1.5井径7.2井深870井积40.175001000~140066.4778.54 三个风井均采用圆形断面，井筒净直径5.0m，净断面19.63m2，采用预制管柱 图4- 风井断表4-11风井特征1.519.635.027.3485027.52主要开拓巷道(1)大大巷宽度计 如下B1bd1d2d3式 B1——大巷宽度

(4-d1——胶带机宽度，d1＝1400+120mm；d2——架线电机车的宽度，d2＝1050mm；d3——架线电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c——810mm。关于b的取值有：主要巷道一般取500mm，采区巷道一般取300~500mm。B1＝500＋1520＋1060＋310+810＝4200mm大巷的断面和特征表如图4-8(2)辅助大B2

(4-式 B2——辅助大巷净宽度A1——1060c——1200 +300＝4200mm辅助大巷的断面和特征表如图4-9各主要开拓巷道的断面尺寸均按照设备的外形尺寸以《煤矿安全规程第19条，20条有关安全间隙的要求而确定，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。掘进工程量墙石图4-8大巷断类掘进工程巷墙图4- 辅助大巷断井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井（1）井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称。它联员等各项工作服务，是井下的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求井底车场布置形式应根据大巷方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时，宜采用折返与环形相当大巷采用带式输送机运煤辅助采用无轨系统时宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井井下采用多种方式时应结合具分别布置。主斜井采用胶带机直接，故主井井底车场系统较为简单，是胶带机头硐室、车场。井底车场铺轨以矿车辅助，大巷辅助为电机车，井底车场布如图4-9。2大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0～1.5列车长辅助采用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，其尺寸为2400×1050×1200。电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机4500×1060×155015节车厢。一列车的长度副井空重车线的长度应所选车场的副井空车线的长度L1＝75m>60.75m，所选车场的副井重车线的长度L2＝34 (4- 15%~25%4545t15，则需要煤仓容量为：0.154545＝682t7m20m770t通过一条装载输送机巷与斜井胶带连接。20m。理时，另一个水仓能正常使用。新建、改扩建矿井或生产矿井的新水平，正常涌水量在1000m3/h8h的正常涌水量。20m480m3/h600m3/hQ0=600×8=4800Q

(4- Q——水仓容量，m3；S—设计水仓断面积为10m2，水仓长度为500m，则水仓容量为医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、库、乘人车场等图4-10煤层地质特为了有利于矿井早投产，早回笼，缓解前期建设的紧张状况，本设计选用东五11501分带为首采分带区，设计如下：带区煤层特征11-20.44～6.05m3.5m3～4m，煤层厚度变化小，煤层平均倾7°，变化规律明显（厚度突变点均为构造煤1～2层夹矸，井24.68%，属稳定煤层，先期地段稳1～211-1、11-330m处有一层花斑状砂质泥岩，是对比11-2煤层依据之一，对比可靠，11-2煤层为不自燃～易自燃煤层，是本区主要可采煤煤层顶底板岩石构造情况19.60～58.70P1.04～2.21P72.34P0.63～4.60P48.90～82.50P，1-237～131.1P，1.2～4.93P～稳定类型。矿床工程地质条件为中等类型。可采煤层顶、底板岩性、厚度统5.1。5-111-0.31-0.27-1.21-0.93-0.15-0.27-0.95-水文地质河床宽30~40m，地势低洼，雨季淮河水位上涨易造成内涝。480m3/h600m3/h，对生产影响不大。地质构造5°～9°7°的断层和陷落柱等，故属于地质条件简单的区域。地表情况西北高，南北低。淮河水位标高一般为+15m，历史最高水位为+25.63m（1954729日）1991年为+24.03m，筑有大堤，最大堤距3000~3500m，右堤顶高+26.61m，左堤顶高+27.11m。此外区内遍布人工开挖的，用以灌溉、防洪、排涝带区准备方式的确定1）巷道布置简单，巷道掘进和费用低、投产快2）系统简单，占用设备少，费用少本设计矿井胶带大巷布置在煤层中，辅助轨道大巷布置在煤层底板稳定岩层中，辅助采用1t固定式矿车。长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助、行人比较现有设备都是按长壁工作面的回采条件设计和制造的，不能完全适应倾斜长壁带区巷道布置9章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助，一条回风兼运煤。为提高掘进速度，考虑到通风的难易程度和节省掘进费用，并结合煤层赋存情况，设计采用沿空掘巷，采空区一侧留设20m保护煤柱。首采带区位于东五带区；倾向长1665m，平均厚3.5m，赋存稳定；根据理论计算和实践统计得知，综采工作面长度在150～250m之间，吨煤生产成本最低，故工作面长度取为220m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为5m，高为3.5m；回风斜巷宽5m，高3.5m；分带宽B为：=22055230（m11501工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下：11501→11507→11502→11506→11503→11505→11504其中培训和组建专责的边角煤采带区内各工作面采用一进一回U，带区内分带斜巷铺设B=1000mm的胶带输送机煤炭到大巷胶带机，集中，5-15-1带区生产系统煤由工作面刮板机→分带斜巷→带区运煤平巷→带区煤仓→胶带大巷辅助系新鲜→轨道大巷→带区材料车场→带区轨道集中巷→分带轨道斜巷→工作面，污→分带回风斜巷→工作面回风斜巷→带区集中巷→胶带大巷供电：地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→辅助斜巷→工作带区巷道掘进FD-Ⅱ2×55KW局扇，5-2。带区生产能力及采出率3.5mA330HLanC H1——

（5-——煤层容重，t／m3；L——工作面长度，m；a——采煤机截深，m；n——C0——0.95H1=3.5m，=1.4t／m3L=220ma=0.8mn=6C0=0.95，将各值代入公1，可得：A0=1.622（Mt/a）ABk1k2 则可得到带区生产能力为：AB=1.1×1×1.73=1.78Mt/a1.5Mt/a1.78Mt/a

(5-带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100%其中：带区内工业储量为：3670.9万带区内实际采出煤量为：2863.2万则：带区采出率0.75，中厚煤层不低0.80.850.800.75，故符合规定。带区煤层倾角小，平均7°，为近水平煤层。轨道大巷位于煤层底板约20m处，大巷采用11542631-轨道大巷2-胶带大巷3-材料斜巷4-绞车房5-带区轨道斜巷6-绞车房回风5-2采煤工艺方采煤方法的选择6-16-111-m7°mmm10~30回采工作面长度的确定影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等。该采区的6-1150～250m，但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以及各区段长220m工作面的推进方向和推进度由于后退式的工作面和巷道的条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式综采工作面的长度一般不宜小于1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工采工作面的推进度为：V0=0.8×6×330=1584m/综采工作面的设备选型及配套6-26-2煤厚倾角7ZZ38三机号见表6-3ZZ4000/18/38型支架主要技术特征见表6-4。MGTY400/930-3.3D6-5。SGZ—764/264A6-6。SZB-764/132型机主要技术特征见表6-7。PCM1106-8。SSJ1000/2×1606-9。表6-3三机表6-4ZZ4000/18/38型支架主要技术特征见号1.8-m1.42-mm°mT6-5MGTY400/930-3.3Dmm最大170Kvat6-6SGZ—764/264AmmV26×92-表6-7机技术特征 型-与带式输送机长mm链-V26×86--m质t6-8项目 型号-张-家口工业路-号V煤机质量t厂6-9项目 型号-m带速-V-m质量t（2）支架的校根据支架支护强度校核知，为式6-1g= （6-式中：g——顶板对支架的压强(8倍于工作面的采高)，Pa；k——采高的倍数(支架上方的岩石厚度,一般取6-8)；H——工作面的采高,3.5m；r——顶板岩石容重,代入数据得:g=0.62MPa<0.7由计算数据可知所选支架支护强度符合要求根据ZZ4000/18/38型支撑掩护式支架的特征表可知工作阻力为4000kN经演算，P80%，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。对于老顶来压工作面支架的初撑力应适当加大约为额定工作阻力的75%为宜。则 P0=75%×4000kN=3000 （6-支架的结构参数，主要是支架的最大、最小高度，一般确定支架高度的为 （6- （6- （6- （6- HminHmax——支架的最小、最大高度，m；d0.025；6-55～10m10～15m6-1 6-111.a2调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输1.b3再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处（6-1.d4各工艺过程注意事项割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1m，最突出部分不超过150mm；长度在1m以下，最突出部分不超过200mm。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差过±50mm机头机尾各10m要平缓过渡防止出现台阶，显错差（2／3200mm。刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段出现弯曲。若推溜时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。100mm1050m，清33台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。在各点落煤处加设缓冲装置150~200mm机组要掌握好采高,严禁割底割顶各级机严格把关,杂物(板皮、木料)进入运煤系统顶板及矿压观测措工作面及顺槽巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作矿压监测由当班班长及验收员完成每班班后记录在矿压观测记录表上并交相关工作面支护设计采用ZZ4000/18/38支撑掩式支架。移架方式采用依次顺序艺架工作面端头支护和超前支护有利于排头支架的稳定，但支设麻烦，费工、费时。自移式支架。移动速度快，但对平巷条件使用性差用工作面支护端头，适用煤层能够变化较小的综采面通常在机头（尾）处滞6-10PDZ工作阻力初撑力支护强度中心距底板比压支护面积工作面采用DZ38－20／110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护0.25m20m0.7m2.5m20m0.7m0.9m20m0.7m②胶带平巷的超前支护：从煤壁线向外20m超前支护，为一排支设，距机外500mm左右（人行道侧1m1m的戴帽点柱（用单体柱。打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m,0.7m在拉动端头架、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱2.0m检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；工作面的横川内50m回收,70m以外。循环图表、劳动组织、主要技术经济指标（1）0.8m，所以最终确定本工作面采向割煤的多循环方式，每一循环进尺0.8m（循环图表见工作工作面原煤产量的为 （6- （6-V0——工作面进度N330X——每天循环进刀数；6D——截深，0.8m；A0——年产量，万t/年；L——工作面长度，220m；M——煤层厚度，3.5m；R A0=220×1584×3.5×1.4×0.95=162.22（万吨/年A= （6-式中 A——矿井总产煤量，万t/年A0——工作面出煤量，万t/年10%则 A=162.22×（1+10%）=178.442（万吨/年6121割 移 推 割煤2由于工作面的煤厚有所变化,所以为了使采出率提高应随煤厚的变话随时增高或降低液压支架的高度。30m0.8m。割煤时采煤机速度要求适宜，且必须保证底板平整，煤壁齐直。3.5±0.1m。5-10m追机作业，并及时伸缩前0.8m。6-11222622262226机111端头2111311）1材料费材料消耗费用包括坑木费用费用费用以及其他材料费用综采面材料（C3）5元/吨（。2工资费120元/吨煤工资成本=日工资×吨煤用 （6-3工作面设备折旧费机电设备基本折旧费吨煤成本

原始价格残值清理费服务年限330产量

（6-b3%计算；c10年；d4545.4吨/天计算。6-12。6-1211顺槽111111单体支合d.电费吨煤动力用电消耗=电机容量总和×开动台数×循环开动小时×负荷系数/（6- M——煤层厚度，3.5m；R——煤层容重，1.4t/m3；d——循环进尺，0.8m；K0.95。每个工作面的循环产量=819.28（吨1500kW3小时代入得：吨煤照明用电消耗=照明用电总功率×循环照明小时数/ 式中，单价取1.0元/kWh则：吨煤电力费=9.138（元/吨（C）=设备折旧费（C1）＋工资费（C2）＋材料消耗费电费 （6-=17.147（元/吨

工作面效率

（6-6-13

=62.27（吨/工6-13序名单指备1m23工作面长m4m5°76m7%8m9刀6mt人综合机械化采煤过程中应注意事项矸石应清理干净。当煤层倾角大于15°时，支架必须采取防倒、防滑措施。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前放松动1.5m厚的老顶；综合机械化采煤工作面放时，必须有保护支架和其它设备的安全措施回采巷道布回采巷道布置方式工作面相对瓦斯涌出量为5.98m3/t，生产能力为1.5Mt/a。根据以风定产的要求以及后面兼辅助，一条回风兼运煤；两斜巷设计均为矩形断面，采用沿空掘巷施工，靠近采空区5m保护煤柱。工作面巷道倾角平均2°～8°，总体呈近水平。利于辅助和施工；巷道断面尺寸可以回采巷道参数115011000mm宽的皮带运煤，布置动力电缆；11502辅助巷铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管路。斜巷支护（见采煤方法图m3.2m16.56m24.1m3.2m13.12m2。300-400m之间，地压显现比较突出，传统的支护方式已经不能起1)纹钢锚杆（高强度230kN800mm；WX220/3.0mm6.3m1.6m150×150×8mm3050×50mm、5.5×1.1m。230kN800mm；153m77概根据刘桥二矿井的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助采用工作；大巷和工作面煤炭采用胶带机连续不间断。针对带区具体设计如下。矿井设计生产能力及工作制度1.5Mt/a。330煤层及煤质采。该煤层倾角在5°～9°，平均7.31°；无烟煤，容重为1.4t/m3，硬度2.5左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于5.98m3/t；煤尘的性和自然发火性都较低。距离和辅助设1665m,2085m815m1635m3700m4545.4t统各环节能力要大于各工作面的生产能力。辅助量，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员考虑以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员。矿井系统矿井井下方式多样，根据矿井具体情况选用。系统包括运煤系统、运料系统、（1）方本井型属于大型矿井，需要一定的井下能力；矿车效率低，环节多而且安全系数低，性价比较低，其优势难以实现；胶带能实现连续，巷道布置简单；综合以上所述，设计采用胶带机运煤。辅助其辅助量主要体现在工作面安装和搬家过程中，以及有关消耗类材料的定期。结合其他矿井的成功经验设计采用连续牵引车支架等大件设备实现工作面连续高效。续牵引车具有储绳梭车等特殊系统配置，同样可以采用连续牵引车实现变距离材料和油品等轻型货物按《煤矿安全规程采用设备包运单独运至目的地（2）系地面→副井→井底车场→胶带大巷→带区运料集中巷→工作地面→副井→井底车场→胶带大巷→掘进面辅助斜巷→掘进工作地面→副井→井底车场→胶带大巷→带区车场→各个工作地其系统如下：大巷掘进工作面→胶带大巷→井底车场→副井→地带区设备选设备选型原则必须考虑矿井开拓系统状况，并与系统统一规划，注意上下环节能力的配套，以及局部与总体的统一；必须使上下两个环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一必须使设备的、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等带区设备选型及能力验1）设备选结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征，带区设备配套选型如下前后刮板输送机型号为SG-764/264机型号为SZ-764/132破碎P10SS/21606-66-76-86-9。2）能力验t/h，带区系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备能力均大于或等于前面设备的能力，故所选设备能满足要求。，近年来一些现代化矿井相继采用了单轨吊、齿轮机车、卡轨车等多种辅运方式，机械化程度有所提高，目前国外大量使用的卡轨车以绳牵引的占大多数，只适合固定段的，运输距离不能带长，一般不超过2km，不能进入多条分支巷道，只适合坡度较大的斜巷。单轨吊需增加大量U150kN的拉拔力。37kW、55kW75kW三种。梭车有带紧急制动闸和不带紧急闸两种形式系统直接利用现有轨道系统可实现不经的直达。坡道采用75kW无极绳绞车。可实现支架整体要求，配备人车后在工作面巷道实现人员。本矿井的工作面巷道均沿煤层掘进，煤层倾角多在10°以下，煤厚在7～9m之间，在掘进过程中可以保证巷道坡度最大12°。设计选用SQ-1200-75连续牵引车，具体参数见下表7-7-1项目 备型号-所t°绳速1.0/1.7m-大巷设备主大巷设备选约化生产，大巷带式输送机的能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。600t/h，斜巷胶带机直接搭接大巷胶带，两者能力均为1000t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，采用CST可控启动装置。辅助大巷设备选车和固定车厢式矿车设备、人员、材料和矸石。井下车辆特征及用量如下：7-2项目 型号-ZK7-粘重t7轨距供电VNh-ZQ-台2--ｍ7辆37-3项目 型号-MG1.1-容积mt1轨距-质量数量辆7-4项目 型号-tt轨距-质量数量辆7-5项目 型号-个3轨距°mm质量数量辆设备能力验算主设600t/h，斜巷胶带机直接搭接大巷胶带，两者能力均为1000t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，两者均采用SSJ1000/2×160型号可伸缩胶带输送机，其采用CST可控启动装置，配YSB-160型电动机，大巷带式输送机辅助设矿井采掘面等各工作地点人员以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员，确定最大班需运送人员为30人，所选的PRC-12人车可以满足人员运送要60t2085m815m班可运行约5次，所选15t电机牵引车2辆，每班能力为75t，大于每班需求运量，可 矿井提升概1.5Mt/a62.6330矿井煤层埋藏厚，表土层极厚，但其多为无烟煤，煤质优，厚度大，煤层生产能力大。井田内瓦斯含量普遍较低一般小于5.98m3/t煤尘的性和自然发火性都较低。矿井开拓方式为立井单水平上下山开拓：水平标高-850m26.5m33.18m2450mm35.6m2870m；副立井直7.2m40.71m2500mm（1000～1400m850m16t1t矿车双层四车窄1t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤提升设备、人员、材料和矸石。主井提升（1）1.5Mt/a162.5/6（Ⅱ8-1。8-1项目 型号-厂tｍt8-2 注备型—ｍｍ3ｍ数量条4间距ｍ8-3 型号—中心大小N/N•mm-—（2）能力验4545.4t16h,300t，小于主320t/h600t/h,280t/h7.021m1200t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主井提升可以满足瞬时最大出煤的任务。副井提升设备选型落地式多绳摩擦提升机型号为JKM-2.25×4（Ⅱ）A，钢丝绳等具体参数如下：8-4 型号——型号—车数辆4人t根2数量根4直径8-5 备注型号—ｍｍｍ数量条4间距ｍ8-6 型号—直径钢丝/N•mm-—8-7项目 型号—NN总重N矿井地质概况丁集矿井位于省淮南市西北部，地处黄淮平原，淮南煤田位居广阔的平原之中，全部被第四系覆盖，唯有煤田南北两翼边缘的低山残丘矿区内地势平坦，地表自然标高+20m~+23m丁集井田境界东起十五线与潘三(潘北)煤矿相邻西至11-2煤层露头线北起F27、F81-1断层，南至F87断层及13-1煤层-1000m等高线地面投影线。东西长12～15km，南4～11km20100.53km2。11-7.13°煤层自然发火性和煤尘无性均较弱。开拓方式井田开拓采用立井单水平采带区式结合开拓，水平标高-850m，为进行高产高效矿井设开采方法9-1 1930234000490005刮板SZB-13269-1 1930234000490005刮板SZB-132611078125950—4000后期准备11507工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头和一个北翼胶带煤层大巷变电所、充电硐室、库井下大巷采用矿车辅助，工作面斜巷连续牵引车。井底车场设变电所、充电硐室带区内不设变电所遇岩巷掘进所需由井底车场库提供各硐室均需独立通风工作制、人数50058矿井通风系统的确矿井通风系统的基本要求矿井通风方式的选择一般说来，新建矿井多数是在并列式、分列式、两翼对角式和分区对角式中选9-2。423m，水平标高为-850m；煤层为近水平煤层，分七个带区和二个采区，煤层无自然发火，煤尘无性。根据以上分析，且矿井年产量1.5Mt，属大型矿井，本设计选用并列式9-2初期投资较少，出风系统铺设防尘洒水管路系风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比并列风路较长，风阻较大，采空区漏风较建井期限略长，有煤层倾角大、埋藏深，但长度并煤层较大（超4km，井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井矿井通风方法的选择抽出式主扇使井下处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下的压入式主扇使井下处于正压状态，当主扇停转时，压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回把小窑塌陷区的有害气体带到地面。在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是新旧水平带区通风系统的要求业时，主要人行巷道和工作点上的污风不串联。通风构筑物和调节设施及辅助通风机要少充分利用一切可用的通风井巷，使通风井巷工程量最小进风井巷与采掘工作面的进的粉尘浓度不得大于0.5mg/m3新设计的箕斗井和混合井作进风井，已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使进的含尘量达到上述要求。主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和气体的污染，井口排风不60%采场二次破碎巷道和电耙道应利用贯穿通风电耙应位于的上风侧，有污风串联时，应人员作业。井下破碎硐室和库，必须设有独立的回风道10min40%带区通风方式的确定轨道斜巷进风：这种通风方式新鲜不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响。带运煤斜巷进风：由于方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在过程中所释放的瓦斯，可使进的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。机设备所散发的热量，使进的温度升高。此外，矿车来往频繁，需要加强管理，防止风矿井风量计通风容易时期和通风时期采煤方案的确定通风容易时期和通风时期的定义矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通 时期11-2煤开采后期下山开采北一采区和北三采区工作面时为通风时期：设回收边角煤通风容易时期和通风时期的通风系统立体示意图见图9-1、图9-2各用风地点的用风量和矿井总用风量各用风地点需风量计算或经验数值部分Q(QaQbQcQd)Qa——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/minQb——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/minQc——硐室实际需要风量的总和，m3/min

（9-m3/min

Qd

——矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，Kt——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式1.15～1.21.25～1.3。采煤工作面有串风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用50%。1.

（9-Qai——qai——第iKai——第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，它是各个采煤行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取Kai=1.2~1.6；采工作Kai=1.4~2。已知

=5.98m3/min，

=1.5Qai=8979-1图9-2时期矿井通风立体2.长壁工作面实际需要风量（Qai，按下式计算：Qai60VaiQai——Vai——第i

（9-Sai——第im2已知

=1.6m/s，S

=22m2Qai=21129-4采煤工作面风速Vai0.3-15-0.5-18-0.8-20-1.0-23-1.5-26-2.0-3按人数计算实际需要风量（Qai

Qai=4×

（9-Qai——4——每人每分钟供给4m3的规定风量Ni——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。Ni=58，可得：Qai=2322112m3/min40.25m/s4m/s的要求Qai≥0.25×60×Qai——Sai——第i个采煤工作面的平均面积，m2。按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量（QaiQai≤240×SSai=22m2Qai=2112m3/min，可得：330m3/min≤Qai≤5280m3/min

（9-（9-Qai=2112m3/minQaj=0.5×Qaj——备用工作面所需风量，2112m3/min。

（9-Qaj=1056m3/min1.Qbi——第iqbi——Kbi——Kbi＝1.5～2；已知qbi=5.98m3/minKbi=1.6，可得：Qbi

（9-2.Qbi4Qbi——4——每人每分钟供给4m3的规定风量Ni——第i60

（9-可 Qbi=240Qbi=956.8料库为100～150m3/min，中小型材料库60～100m3/min，采区绞车房及变电所为60～80m3/min100～200m3/min。实际风量为70m3/min，充电硐室为150m3/min。Qdi133qdi

（9-Qdi——qdi——Kdi——Kbi＝1.2～1.3；已知qdi=7m3/minKdi=1.2，可得；Qdi6）1.1，容易时期：Q1 =7427.16时期：Q1 =8266.562Q4NQ——N——K——风量备用系数；N=500K=1.5，可得：

（9-N=3000两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为7427.16m3/min，通风时期8266.56m3/min风量分配1.2就是各用风地点Q综=2112×1.2=2534.4Q备=1056×1.2=1267.2Q掘进岩石大巷掘进面：Q掘机车检修、充电硐室：Q充=150×1.2=180库：Q火=130×1.2=1569-5。9-5风速/m﹒s-风速/m﹒s-m﹒s-888864686468矿井阻力计90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。计算原则294010%350mm应计算出时期的最和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此应首先确定容易、时期的最矿井最路通风容易时期的最路线斜巷上部车场→东五带区轨道集中巷→11501分带轨道平巷→11501分带工作面→11501分带通风时期的最路线斜巷上部车场→北一采区轨道集中巷→11101采区轨道斜巷→11101采区工作面→11101采区计算矿井摩擦阻力和总阻力井下多 属于完全紊流状态，hfr——

ULv2/

（9-——实验比例系数，常数——U——L——巷道长度，m；S——巷道断面面积，m2令/8，N·s2/m4或若通过井巷的风量为Q(m3/s),则vQS,hLUQ2/

（9-L、USaLUS3RRLU/S3，N·s2/m8 RfrαL、U、S R

， （9-hme

（9-hmd1.15hfd （9-式中：1.2——1.15——时期的局部阻力系数hme=1192.59hmd976543289765432819819-3981图9-4时期通风网络两个时期的矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算：Rh/Q

（9- RR9-6

（9-长度QN·s2//40.合表9-7时期矿井摩擦阻QN·s2/40.辅助合R——hm——矿井总阻力，Pa；Qz——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2。R=1192.59/84.7020.17总等积孔Ae时期

=2.92R=2416.08/93.792=0.27Ad

=2.27通风容易时期和通风时期的等积孔见表9-9-8等积孔9-9＜1m21～2m2＞2由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风时期总等积孔均大于2m2，总风阻均0.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。选择主要通风机5年。5°90%。考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节由《煤矿设计规范》可知：矿井进、出风井井口的标高差在150m以下，井深均小于400m时可不计算自然风压，且矿井通风总阻力较大，自然风压相对要小的多；本矿井进、回风2mhn=0。

hsehmehnhse——通风容易时期主要通风机静风压，Pa；hme——表示通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；hb——20～5050Pa

（9-hse1192.59+0+501242.59通风时期，考虑自然风压主要通风机通风，主要通风机静风压hsdhmdhn式中：hsd——通风时期主要通风机静风压hmd——表示通 时期矿井通风总阻力 时 hb——20～5050Pa

（9-hsd=2416.08＋0＋50=2466.08主要通风机的实际通过风量（防爆门和通风机风硐漏风通过主要通风机的风量Qr必大于矿井总风量，

Qs——

Qs1.05

（9-1.05——Q——风井总风量，m3/sQse=1.05×5082.2/60=88.94Qsd=1.05×5627.2/60=98.489-10 风量/m3·s-风压风量/m3·s-风压 作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h RQ2确定；通风机特性曲线由选择的主

Rh/

（9- =1242.59/88.942=0.16

/

（9- =2466.08/98.482=0.252K60矿用通风机装置性能曲NO.28n=600Q/m3s-40NQ/m3s-40NHfs Q/m3s-Hfs

9-5 RQ2

通风容易和时期风阻见表9-11表9-11通风容易和时期风R根据以上数据，在扇风机特性图表上选定风机，该矿井东区前后期风机型号均2K60-NO.282K60-NO.28的对旋式轴流风机的性能曲线，可以确定主要通风机实际工况点，见9-12。9-12/转速效率电动机选型 时期主要通风机的输入功率Hfmin和Hfmax计算电动机的由Hfmin/Hfmax=320/670=0.48﹤0.6，故通风容易时期和

NeNfkeHe——Nf——ke——e——

（9-

HeeHed根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速，选择型号为Y630-10/1180和Y1000-10/4309-13。9-13功率电压电流转速效率安全的预防措预防瓦斯和煤尘的措掘进应采风机，双电源和风电闭锁装置掘进与回采工作面应安设瓦斯自动装置大巷及装煤站应安设瓦斯自动断电仪瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源预防井下火灾的措施井下水泵房和变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统黄泥用于时期灌浆。防水措施采掘工作面遇到下列情况之一时必须确定探水线进行探水确认无突水后打开煤柱放水时底板原始导水裂隙有透水时10-11炼焦配 动力用2层13m4°3～15（56d班278a9amm—低——m-个1个1mmm个3大巷方——3—mm3/参考文徐永忻.《煤矿开采学》.徐州：中国矿业大学、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学钱鸣高、石平五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学.《综采开采的基础理论》.：煤炭工业王省身.《矿井防治理论与技术》.徐州：中国矿业大学.中国煤炭建设《煤炭工业矿井设计规范》.：中国计划岑传鸿、窦林名.《采场顶板控制与监测技术》.徐州：中国矿业大学蒋国安、吕家立.《采矿工程英语》.徐州：中国矿业大学.《特大型现代化矿井建设与工程实践》.：煤炭工业综采设备管理手册编委会.《综采设备管理手册》.：煤炭工业中国煤矿安全监察局.《煤矿安全规程》.：煤炭工业才、韩振铎.《采掘机械与传动》.徐州：中国矿业大学洪晓华.《矿井提升》.徐州：中国矿业大学中配煤矿总公司物资供应局.《煤炭工业设备手册》.徐州：中国矿业大学章玉华.《技术经济学》.徐州：中国矿业大学郑西贵、李学华.《采矿AutoCAD2006与提高》.徐州：中国矿业大学王德明.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学杨梦达.《煤矿地质学》.：煤炭工业中国煤炭建设.《煤炭建设井巷工程概算（2007基价）.：煤炭工业、李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学专：煤矿；冒落区；充填；注浆量；碎胀系数；伪注浆预计问题的提出与研究意我国能源消耗中煤炭占70%左右且未来50年仍然是我国国民经济发展的重要下”压煤量约为140亿t，其中建筑物下压煤约为90亿t[4]。这些煤层大多分布在工业基础较煤层开采问题具有重大意义。为了解决这些因煤炭开采引起的社会环境问题钱鸣高先后提出了绿色开采[3]与科解决开采沉陷问题而绿色开采技术之一。它是建筑物下压煤开采的最理想技术途径，量和充填范围占采出煤层的比例，煤矿充填开采方法可分为：全部充填与部分充填[46]。采空区全部充填开采就是在煤层采出后，顶板尚未垮落前，从采场外部运来充填材料充入采空区形成充填体，完全靠采空区充填体顶板垮落，支撑围岩。煤矿全部充填大分充填开采技术，即：采空区膏体条带充填、覆岩离层分区注浆充填、条带开采冒落区用粉煤灰、煤矿岩石等工业废物，实现工业废物的安全处置，对减少粉煤灰场占用因此，合理进行注浆量预计是进行冒落区充填开采的重要前提之一，故本的研究具岩体微裂隙注浆量预计岩体注浆法就是利用压送的通过注浆钻孔或注浆管把具有一定凝胶时间的浆液（即的地。裂隙的几何分布特征、交切形式及其物理力学性质对于各种岩体工程影响巨大，注浆量的预测与实际用量相对偏差很大。离层注浆防治地表