采矿08-8设计说明书本包括三个部分一般、专题和翻译

0.9Mt/a10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.矿井工业场地位于山西省沁源县西部镇附近距沁源县城约17km，行政区划隶属于山西治市管辖。井田南北宽4.3～5.6km，东西长2.82～3.23km，面积约17.88km2。2号煤，23.0m70.683Mt，53.753Mt7.5m3/h10.83m3/h。矿井瓦斯涌出矿井为立井单水平开拓大巷采用胶带输送机运煤辅助采用无极绳绞车矿通风方式为并列式通风矿井年工作日为330d每天净提升时间16h矿井工作制采用“三八”制，两班生产、一班准备。经验以确保较深部煤层开采的安全。英文题目为：Comprehensiveevaluationofwater-inrushriskfromcoalfloors.

Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandtheThegeneralpartisanewdesignforXinyuanmine.Thisdesignincludestenchapters.1.outlineoftheminefieldgeology.2.Boundaryandthereservesofmine.3.Theservicelifeandworkingsystemofmine.4.developmentengineeringofcoalfield.5.Thelayoutofpanels.6.Themethodusedincoalmining.7.Transportationoftheunderground.8.Theliftingsystemofthemine.9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine.10.ThebasiceconomicandtechnicalXinyuanmineislocatednearbyofChangzhiinShanxiprovince.Thelengthoftheminefieldis4.3～5.6km，thewidthisabout2.82～3.23km，andthetotalareais17.88km2.TheNo.2coalseamisthemaincoalseam，Thethicknessofthethreemaincoalisabout3.0mrespectively.Thegeologicstructureofthiscoalfieldissimple.Thenormalflowofthemineis7.5m3percenthourandthemaxflowofthemineis10.83m3percenthour.Themineralgasgushesthedeallower,anditisalowgasmineralmine.Themineisasinglelevelintwoshaftstodevelop.ThecentrallanewayusesBeltConveyortotransitcoal,andtrolleywagonsareusedforaccessorialtransportationintheroadway.Theventilationmodeofthismineiscenterjuxtaposeform.The“three-eight”workingsystemisusedintheXinyuanmine.Itproducesfor330daysayear.SpecialsubjectpartoftopicsisysisandControlAboutStabilityofCompoundRoofontheCoalMineReturnsPickstheTunnelThemaincontentofthetranslationpartisaboutobtainetheorderofthefactorsaffectingwater-inrushfromcoalfloorsandrecalculateddataondepthsofdestroyedfloorsbymultiplelinearregressionysisandobtainednewempiricalformulas.TheEnglishtitleis“Comprehensiveevaluationofwater-inrushriskfromcoalfloors”. 一般部矿区概述及井田地质特 矿区概 井田地质特 煤层特 井田境界和储 井田境界及储 矿井工业储 矿井可采储 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 矿井基本巷 准备方式——采区巷道布 煤层地质特 采区巷道布置及生产系 采区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 回采巷道布 井下...........................................................................................................................概 采区设备选 大巷设备选 矿井提 概 主副井提 矿井通风与安全技 矿井通风系统选 矿井风量计算及风量分 矿井通风阻 矿井通风设备选 矿井的防治措 设计矿井基本技术经济指 参考文 专题部复合顶板条件下的回采巷道支护问题探 复合顶板的概念及其特 复合顶板的概 复合顶板的特 在采动影响范围内的回采巷道矿压显现特 复合顶板下回采巷道围岩和支护作用关系分 巷道围岩控制方 锚杆的作 锚索的应 金属网的作 目前解决复合顶板下回采巷道支护问题的方法和技 复合顶板下回采巷道采用锚杆支护的技 复合顶板条件下回采巷道采用锚网索联合支护的技 复合顶板条件下回采巷道的钢带锚网支护技 回采巷道特殊复合顶板的支护技 小 翻译部Comprehensiveevaluationofwater-inrushriskfromcoal Generalhydrogeologicalsituationofmining Evaluationoffactorsaffectingwaterinrushfromcoal Standardizationprocessofhydrogeological Evaluationofwater-inrushriskfromOrdovicianlimestone Depthofdestroyedfloor Evaluationbywater-inrushcoefficient Evaluationbyfuzzyclustering Comprehensiveevaluationofwater-inrushriskfromOrdovicianlimestone 煤层突水风险的综合评 1引 一般矿区的水文地质情 对影响煤层突水的因素的评 水文地质资料的标准化进 煤层突水因素的影响评 从奥陶纪灰岩含水层突水风险评 摧毁底板的深度...........................................................................................突水系数法评 模糊聚类方法的评 奥陶系灰岩含水层突水风险的综合评 结 致 矿区概矿区地理位新源煤矿位于山西省沁源县西南部，隶属于镇管辖。地理坐标为：36°33′04″～36°34′53″；矿井工业场地位于山西省沁源县西部镇附近距沁县城约17km沁()洪(洞)17km至沁源县城接汾(阳)屯(留)(沁源)～沁沁县)76km309国道张店镇54km100km105km75km(同)－运(城1－1。地形地角的马头山，海拔高程1358.80m，最低点位于东南角河床，海拔高程1110.70m，相对高差河流水本区属流域沁河水系。井田内各沟谷大多为南北，沟谷水均流入狼尾河，向气象1988－19978.635.6℃(199575日，最低气温-25.8℃(199021日)。年平均降水量634.0mm，年平均蒸发量1547.2mm。结冰期为十月下旬至次年3月中旬，最大80cm(1993年)14m/s。据中民标准GB50011-2001《建筑抗震设计规范，本区基本烈度为水矿井现供水水源取自工业场地附近河河谷浅层水以两眼口井汲取日出400～500m3井永久供水水源取用奥灰岩溶水，以一眼深井汲取。电，本矿现有一座10KV变电所，两回10KV电源一回引自其所属沁新煤焦公司的35厂，导线LGJ-120，送电距离0.53km。沁新煤焦公司35KV变电所安装有两台8000KVA变压器，两回35KV电源引自35KV变电所不同母线段，35KV变电所电源分别引自太岳110/35KV变电站及郭道110/35KV变电站沁新煤焦公司所属自备电厂安装6300KVA变压器。，1-1交通位置井田地质特地质构）零星覆盖于各不同时代的地层之上。现结合井田及地层综合柱状图（见图1-2资料，）奥陶系150m。石炭系中石炭统本溪组(C2b)与下伏峰峰组呈平行不整合接触，厚度12.23－25.70m，平均上石灰炭统太原组(C3t)为主要含煤地层之一，与下伏本溪组呈整合接触，厚度二叠系(1s)38.80－52.43m，41.60m。由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成。下统下石盒子组(P1x)与下伏山西组整合接触厚度14.43－122.55m平均117.10m，下段(P1x1)：厚度38.40－50.26m，平均44.62m，深灰色、灰色泥岩、粉砂岩夹浅灰色上段(P1x2)：厚度42.79－75.53m，平均57.08m，以浅灰色、灰绿色、紫红色泥岩为主K10砂岩良好的辅助标志。上统上石盒子组(P2s)505m左右，根据其岩性组合下段(P2s1)：平均厚度212.41m，浅灰、黄绿色、紫红色泥岩、粉砂岩、夹灰白、灰绿K10为灰白色、黄绿色中细粒砂岩，大型交错层理发育。第四系(2)0－10m石炭系上统太原组下段(C3t1)K1K235.87－47.67m41.00m。由泥岩、K1砂岩为灰白色中细粒石英砂岩,交错层理、脉状层理发育,K111号煤层底发育的泥炭沼泽沉积。1110号煤层底由深灰色－黑灰色泥岩、粉砂岩、2－310下9+10中段(C3t2)K2石灰岩底至K4石灰岩顶，厚度24.52－32.41m，平均28.16m。由石灰岩(K2、K3、K4)、泥岩、细粒砂岩和煤层(7号、8号)组成。三层石灰岩灰至灰黑色，含蜓上段(C3t3)K4K729.61－38.45m32.00m。由泥岩、结核，系三角洲平原沉积。6号煤层为三角洲洪泛平原上发育的泥炭沼泽沉积。6号煤层K7砂岩底由黑灰色泥岩、粉砂岩组成，含丰富植物化石，系三角洲平原沉积。二叠系下统山西组K7K838.80－52.43m41.60mK7砂岩以灰色细的植物化石碎屑，系三角洲前缘(席状砂)沉积。K73岩及灰色细粒砂岩及不稳定薄煤层，系三角洲间湾沉积。3号煤层为海退后废弃的分流间湾上发育的泥炭沼泽沉积。32号煤层底为黑灰色泥岩，砂质泥岩、粉砂岩及浅灰色细粒砂岩，含丰富的植物化石，系浅水三角洲前缘沉积。2号煤层系浅水三角洲前缘上发育的泥炭沼泽沉积。21号煤层底由深灰、灰黑色泥岩、粉砂岩夹浅灰色中、细粒砂岩及薄煤层组成，含丰富的植物化石，系三角洲平原沉积。1号煤层系洪泛平原上发育的泥炭沼泽沉积。1K8砂岩底，由深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩、2-2地层综合柱状本井田地处沁水煤田西缘，霍山隆起以东，总体构造形态为一北东，倾向南东的单斜构造，并伴有两对北北东的背向斜构造。地层倾角变化不大，一般在7°左右，构造形态符合区域构造特点。区内断层不发育。在西部井田内井下大小不等的7个陷区域西部广泛出露且为水补给区，本含水层含水丰富，水质好，为区域主要含区域内广泛出露，多见有水出露，具有一定含水性，但一般富水性较弱2号煤层底板至K2三、水的补给、径流、排岩溶水的补给主要是西部露区，接受大气降水和地表水流补给，其它上部砂岩水的补给，在露地带接受大气降水补给，或接受风化基岩带裂隙水的1899砂岩含水层属较弱裂隙含水层，故对矿井充水不会造成太大的影响。涌水以顶板淋水为主，并在局部以裂隙缝出水，矿井正常涌水量180m3/d，最大涌水量260煤层特含煤本组地层厚度38.80～52.43m41.60m，含煤4～6层自上而下编号的有1号、2号、2下号、3号煤层，煤层总厚度2.07～3.97m，平均2.63m，含煤系数6.92％(19号孔)。本组地层厚度101.79～119.10m，平均111.51m，含煤5～7自上而下编号有6号、7号、8号、9+10号、10下号、119+10号、11号煤6.80～8.46m,6.75m,6.01%。可采煤29+10号、112号煤0.90m，平均0.70m。在中部边界附近的20号孔,煤层厚度为0.45m,在原井田中部钻孔煤层厚0.75m，井田西部的19号孔,煤层结构0.90m。该煤层结构简单，煤层顶底板主要为115.72～27.20m20.45m为2.60m，向东部、向南部逐渐变厚，为3.40m。变化规律西薄东厚，变化不大，煤层结构度3.40m，区北部402号孔煤层厚度4.12m，区中南部20号孔煤层厚度2.16m,该煤层在井田东南部中部夹矸变薄夹矸厚度小于0.70m，向西北部增厚,到402号钻孔时达2.42m，11号煤层：位于太原组下段中部，上距9+10号煤层平均间距23m，区西南部20号孔煤层厚度2.40m，区北部402号孔煤层厚度1.65m，区西部19号钻孔1.82m。煤层由西向1-2层夹矸，属稳定可采煤层。可采煤层特征见1-1。1.3.3煤280%左右，主要为基质镜和均质镜。惰质组含量介于5-30%，平均在15%左右。1-1可采煤层特煤层厚度115.72-2379.27-22.05-110%左右，主要以粘土为主，呈分散状和充填状。原煤空气干燥基水分含量：20.50-0.52%0.51%，9+100.74-2.04%1.39%。110.52-1.18%0.85%浮煤空气干燥基水分含量：20.53-1.24%0.89%，9+100.64-1.28%0.96%。110.57-1.04%0.81%4.90%。属特低灰煤。8.99%，属低灰煤。1126.51%9.33-9.96%9.65%215.11-17.19%16.15%9+1015.00-15.21%15.11%1114.73-15.46%15.70%。0.39%0.31%0.52%属特低—低硫煤。9+102.88-4.26%,3.57%1.49-1.99%1.74%。属高硫煤。110.46-0.62%0.62-0.74%，0.68%。2号煤层干基弹筒发热量(Qb.d)24.04-34.72MJ/kg29.38MJ/kg11号煤层干基弹筒发热量(Qb.d)25.60MJ/kg0.8-11.5，属不粘结—弱粘结煤。磷：20.011%，属低磷分煤，9+100.004%，属特低磷煤，11号煤层磷平均0.078%，属中磷分煤各煤层中氯含量在0.010-0.030%。82-143.8g/t0.7-2.7g/t。根据中国煤炭分类(GB5751－86)，划分煤类。2号煤层浮煤挥发分15.11-17.19%，粘结指数78.7，属焦煤类。9+10号煤层浮煤挥发分15.00-15.21%，粘结指数8.9，属贫瘦煤。1114.73-15.46%0.8-11.5，属贫瘦煤和贫煤。2号煤层属特低灰、特低—低硫、低磷、强粘结性的焦煤，是很好的炼焦用煤。9+10号煤层属低灰、高硫、特低磷、弱粘结性的贫瘦煤，由于硫含量高,一般做动力用煤。11号1-21.3.4瓦斯、煤尘性、煤的自燃倾向性、煤和瓦斯突出根据山西省安全生产监督管理局文件晋安监煤字【】号“关于长治市地方国有及21万吨/年以上乡镇煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定的，新源煤矿矿井瓦斯绝对涌出量17.35m3/min，相对瓦斯涌出量为8.76m3/t，为低瓦斯矿井。根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心提交的山西沁新煤焦新源煤矿2号煤层检验报告，2号煤层火焰长度25mm，最低岩粉用量30%，煤尘有性。根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心提交的山西沁新煤焦新源220.94cmg1-2可采煤层煤质特项 2MadAd18.45-Vdaf15.00-St.dPd0.01Qg.daf24.04-26.38-Y井田境界及储井田境根据2006年4月4日山西省资源厅颁发《采矿证（证号1400000620410批准山西沁新煤焦新源煤矿开采2号煤层，井田范围由下列4个拐点坐标连2-1。2-1井田范围拐点坐 XY1234井田南北宽4.30～5.63km，东西宽2.82～3.23km，井田面积17.88km2储参与储量计算的煤层为2号单一煤层，储量计算边界以采矿证范围为准2号煤层为炼焦用煤煤层倾角小于25°根据中民地质矿产行业标《煤、泥炭地质勘探规范（DZ/TO215-2002）0.7m，40%3%。2-1所示ZzmFZz——m——F————煤容重，t/m3将各参数代入（2-1）2-2Zz

（2-11232-1块段划分示意2-2煤层块段123矿井工业储ZgZ111bZ122bZ2M11Z2M22式中Zg——矿井工业资源/Z111b——Z122b——Z2m11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2m22——控制的资源量中经济的基础储量；Z333——推断的资源量；

（2-k——可信度系数，取0.7~0.9k0.9k0.70.8Z111bZz*60%*70%30.293（Mt）Z122bZz*30%*70%15.146（Mt）Z2m11Zz*60%*30%12.983（Mt）Z2m22Zz*30%*30%6.491（Mt）Z333kZz*10%*k5.770（Mt）2-2Zg矿井可采储

Zs(ZgP1式 Zs——矿井设计资源/储P1——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失3%则：Zs(ZgP1=70.68370.683*3%

Zk(ZsP2式 Zk——矿井设计可采储量P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/2%85%0.80ZkZsP2)C68.56368.56320.80工业广场煤根据《煤炭工业设计规范》不同井型与其对应的工业广场面积见表2-3。第5-22条规1.0-1.8平方公顷/1090万吨/13.5公顷，350m×400m5.4度，工广场按Ⅱ级保护留带，宽度为20m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-3工业场地占地面积指井型（占地面积指标（公顷/102402-4岩层移动广场中心深度煤层厚度冲击层厚度фδγβ2-22-2工业广场保护煤CADS4煤Z工式中：Z 煤层厚度，23.0 煤的容重1.33t/m3Z4煤=717455.23×3.0×1.33×10-=286.26(万吨矿井工作制16h矿井设计生产能力及服务年新源煤矿2号煤层为中厚煤层煤层平均倾角为5.4地质构造简单赋存较稳定，90万吨/矿井服务年限的为：T=Zk/ （3-其中：T--- 矿井的设计生产能力，90万吨/ 1.3T=53.753×100=45.94（年表3-1不同矿井设计生产能力时矿井服务年限（600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体，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、确定矿井开采程序，做好开采水平的合理确定矿井通风、及供电系统． ．必须执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态；本井田煤层埋藏不深，平均在+800m，最深处位于+600m本矿地表为山区，无大的地表水系和水体，地面平均标高为+900m4-1。4-1井筒形式比1环节和设备少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，期。5煤炭损失少。1井筒施工工艺、设备与工序比较简投资少。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3主提升胶带化提升需要。41井筒长，辅2通风线路长、度大。3斜井井1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表筒容易施工。4井筒通风断面大，能满足输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常。因此，井筒位置的确定原则：沿井田的有利位置田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田的井下工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。位于井田中部时，石门较短，沿石门的工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以，井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区古迹保护区陷落区或采空区洪水浸入区尽量避免桥涵工程，，附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的及防洪措施由于本井田倾角平缓厚度变化较小无特殊地质条件影响故把井筒置于井田，本矿井为低瓦斯矿井，井田面积不大，表土层厚度不大，采用并列式通风即可，不需井筒位置的确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的；水源、电源较进，矿井铁路线短，道路布置合理。本矿井煤层长度较大，地表地势起伏较大，主副井筒布置在储量，且两井筒的地面标高大于最高洪水位标高。4-1工业场地的位2-3工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为13.5公顷，形状为矩形，长边垂直于井田。根据制图规范1：5000的图350m*400m开采水平的确

4-1采区划分示意2号煤层，其它煤层近期暂不可开采。2号煤层属近水平煤层，平5度，煤层无露头，煤层埋藏最深处达+600m400m。位于+800米水平的井底车场。主、副井均为立井，布置于工业广场偏北侧，大巷布置在煤层当中。主、副井均为立井，布置于工业广场，大巷布置在煤层当中。主、副井均为立井，布置于工业广场，大巷布置在岩层当中。方案一：立井单水平上方案二：斜井单水平上方案三：立井单水平上下山（煤层大巷图4-2 度大大缩短，不受自然条件的限制，容易并减少开拓费用；方案二中的主、副井为斜井开拓，虽然斜井开拓提升能力强但本矿井表土层厚度较大，利用斜井开拓会使井身长度很长，不利于减少投资并且本矿年生产能力为90万吨，并不需要很强的提升能4-24-3。4-2方案一：立井单水平开数量66时间大巷4-3方案二：斜井单水平开数量时间大巷方案一与方案二的经济对比百分数分别为：100%容易，速度快，费用低，矸石排出量少，开拓准备时间短，但后期的费用较高，保护4-4。4-4方案三与方案四的费用对比费总费用/费用/百分数百分数4-54-6中。4-5方案一的费用估数量费用(万元664-6方案三的费用估数量费用(万元66矿井基本巷井位于井田工业场地之中偏北侧，担负矿井0.9Mt/a的煤炭提升任务。井筒内装备9t5.0m19.63m236.32m226.42m24-2。mm2m2m24-3。3位于井田工业场地之中，与主井南北相距约110m，担负全矿回风任务。直径5.0m19.63m226.42m226.42m2，300m4-4开拓巷本矿井开拓布置一条皮带大巷和一条辅助大巷，皮带大巷布置在煤层底巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于井田，沿布置。、轨道大巷均为锚网喷锚索支护矩形断面锚杆排间距1000×1000mm索三花布置排间距3000×3000mm;巷道侧墙原则上距巷道底板1.5m以上挂网锚喷，挂网规格为φ6.5钢筋网。皮带大巷掘进宽度为3800mm，高为2400mm，设计掘进断面9.12m2；大巷和轨道大巷断面特4-54-6。井底车场及硐矿井为立井开拓，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。它联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，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主要巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小。井底车场布置如图4-7。井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用：2000×880×150（mm，故70m。主井井底煤仓为垂直圆断面煤仓，坐落于主井胶带大巷侧下段，煤仓直径为水仓布置在井底车场副井的北侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为7.5m3/h7.5m3/h根据水仓的布置要求，水仓的容量为式中:Q—

QS

(4-S—水仓有效断面积，10L—水仓长度，200m。QQ

Q014-2主立井井14-3副立井井筒断面3003004-4风井井筒图4-5胶带大4-11巷道特征断面净3000×3000;1.5m以上挂网锚喷，挂网规格为φ6.5100图4-6辅助大4-12巷道特征断面净3000×3000;1.5m以上挂网锚喷，挂网规格为φ6.5100水泵房水仓

4-7井底车场准备方式——煤层地质特采区位采区煤层特断口具参差状内生裂隙发育条带状结构煤层平均厚度3.0m，煤层平均倾角5.4°；1.33t/m3。采区的相对瓦斯涌出量8.76m3/t，绝对瓦斯涌出量17.35m3/min，该采区属于低瓦斯采区。本采区2号煤层火焰长度25mm，最低岩粉用量30%，属于有煤尘性煤层；0.94cm3/g，自燃等级Ⅲ级，属不易自燃煤层。煤层顶底板岩石构造情水文地7.5m3/h。地质构地表情采区巷道布置及生产系采区位置及范采区，南接南二采区。该采区东西倾向平均长约1650m，南北平均长约3035m。采煤方法及工作面长度的确3.0m3°，属近水平煤层。由于煤层属中厚煤层，采205m1650m。150m150m190m7个区段。确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方1区段巷道的尺寸应能满足综采工作面运煤、辅助和通风的需要，由此确定区段运mm323采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜处。为了防止回风短路，在两区段巷道设置风门，具置见采区巷道布置图。煤柱尺寸的确50m30m保护煤柱。采区轨道上山和上山布置在煤层中，水平间距30m，外侧各留设30m保护煤柱。采区内地质3.0m宽的砌体墙，以利于留住巷道为下一区段服务。采区巷道的联络方由于矿井采用并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，轨道大巷承担进风和辅助，大巷承担回风和运煤，通过采区下部车场和上山和轨采区顺采区呈两翼布置，由于采用沿空留巷技术，采区内工作面的顺序见表5-1…12345…1234567…采区生产系采区内的开采采用后退式开采（面向轨道上山，通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有系统简单，漏风小的优点。工作面→区段平巷→采区上山→采区煤仓→大巷→井底煤仓→主井→地面→副立井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区上部车场→区段轨道平巷→工作面。地面→副井→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区中部车场→区段平巷→工作面→区段轨道平巷→采区上山→采区下部车场→大巷→回风石门→地面变电站→副井→变电所→大巷→采区上山→区段平巷→工工作面→区段平巷→采区轨道上山→轨道大巷→井底车场→副井→地面采区内巷道掘进方EL—90型掘进机、ES—650型机、SSJ650/2×22（SJ—44型）可伸缩带式输送机、STD800/40型（SD—40P型）带式输送机、JD11—4调度绞车、JBT—52—2局部扇风机和80m80m巷道中，机后的物料不能采用可伸缩带式输送机只能采用矿车。采区生产能力及采出3 （5-式中：A0——工作面生产能力V0——工作面年推进长度，1188γ——C0——工作面回采率，取C0＝0.95

=0.901 （5-式中：AB——采区生产能力k1——采区掘进出煤系数，取k2——工作面间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1，故A0——工作面生产能力，0.901Mt/a=0.9911矿井设计井型0.90Mt/a，采区生产能力0.9911Mt/a，因此能满足矿井的产量要求。北一采区实际采出煤量为：16.265Mt采区采出率

（5-0.75，中厚煤层不低于0.80.850.80采区车场选型设确定采区车场形5-25-35-4。5-2采区上部车5-3采区中部车5-4采区下部车场采区主要硐室布300mm，其容量为 （5-Q0——10t；L——割煤机半小时运行距离，120m；M——煤层厚度，3.0m；B——进刀深度，0.6γ——煤的容重，1.33C0——工作面的采出率，取0.95=282.916

282.68/1.33282.68/1.33/9/=2.75(m)6.0m8m300.69t，能够满足要求。2.5m1.2~2.5m2.0m。硐室高度应根据安装和检修3~4.5m4m。采煤工艺方采煤方法的选6-16-1可采煤层特征煤层厚度115.72-2379.27-22.05-110~30回采工作面长度的确6-1150～250m190m。工作面的推进方向和推进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出综采工作面的推进度为：V0=0.6×6×330=1188m/年综采工作面的设备选型及配6-26-2工作面关键参数煤厚倾角7根据工作面的关键参数，查《综采综掘高档普采设备类型配套图集》选用编号为ZC186—ZZ38的配套设备。三机号见表6-3。ZZ4000/18/38型支架主要技术特征见表6-4。MG300-W6-5。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mmm°尺寸（长×宽×高mT6-5MG300-W型采煤机主要技术m°m量1台VT表6-6SGZ—764/264A型刮板输送机主要技术特mmV中部槽规格（长×宽×高园环链规格表6-7机技术特征 型-与带式输送机长mm链-V圆环链规格26×86--中部槽规格（长×宽×高m质t6-8破碎机技术特征项目 型号--电-V外部尺寸（长×宽×高质量t6-9伸缩带式输送项目 型号-m带速机-V带-机头外部尺寸（宽×高m质量t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,3.0m；代入数据得:g=7×3.0×2.65×9.5/1000=0.53MPa<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80%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 为（6-（6-（6-（6-Mmax——与煤层相应的最小、最大采高HminHmaxd0.025；由上述可知，Hmin、Hmax在所选定支架高度的范围之内，可见支架的高度符合控顶设6-5

6-1端部斜切进5～10m10～15m。6-1所示。1设有一段下部煤（6-1a2输送机直线段为止。然后将输送机移直（6-1b3再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处（6-14回风及顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，能保各工艺过程注意事割过煤后工作面要保证煤壁平直无伞（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，每循环有明显错差（2／3200mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在300mm之间；移架过程中要100mm1050m，33台端头支架，其滞后普通支架一个循环，20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面溜子机头推移，(1)在各点落煤处加设缓冲装置(3)150~200mm之间。(4)机组要掌握好采高,严禁割底割顶(7)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，且工工作面支护设计采用ZZ4000/18/38支撑掩护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，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表6-10PDZ型端头支架主要技术特征见工作阻力初撑力最小支撑高度最大支撑高度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胶带巷的超前支护：从煤壁线向外20m超前支护，为一排支设，距机500mm左右（人行道侧1m。机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,3m1m的戴帽点柱（用单体柱。规格柱帽。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,0.7m15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以2.0m处，班长安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50m回收,70m以外。循环图表、劳动组织、主要技术经济指截深为0.6m，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0.6m（循环图表见工作面布置图工作面原煤产量 为 （6-

（6-V0——工作面进度N330X——每天循环进刀数；6D——截深，0.6m；A0t/年；L——工作面长度，190m；M——煤层厚度，3.0m；R则 A0=190×1188×3.0×1.33×0.95=85.56（万吨/年A= A——矿井总产煤量，万t/年；则 6割 移 推 割煤方式不小于30m，截深0.6m。割煤时采煤机速度要求适宜，且必须保证底板平整，煤壁齐3.0±0.1m。0.6m。于30m，推移步距为0.6m，推前部输送机时必须顺序进行，眼睛相向操作，推移后溜子必6-11工作面劳动组织2226采煤机2226刮板机2226机11胶带机1端头211131113材料费材料消耗费用包括坑木费用 费用 （C3）5元/吨（工资费120元/吨煤工资成本=日工资×吨煤用 （6-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

（6-

服务年限330产a5%b3%c10d2852.0吨/天计算。6-12。6-12机电设备折旧折旧费（元11顺槽111111单体支合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，3.0m；R——煤层容重，1.33t/m3；d——循环进尺，0.6m；K0.95。每个工作面的循环产量=432.18（吨1500kW2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=10.989（元/吨 =21.669（元/吨工作面率 （6-

=39.07（吨/工6-13

6-13主要经济指序名单指备1m23工作面长m4m5°36m7%8m9刀6mt人t/综合机械化采煤过程中应注意事运送、安装和拆卸支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量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老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前放松动1.5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8.76m3/t0.9Mt/a，根据以风定产的要求以及后面水平标高低的一条巷道布置胶带输送机；另一侧的巷道做为巷，兼做回风巷。采用综回采巷道参煤壁侧的回风平巷布置排水管路，在区段平巷布置动力电缆。800-1000mm14mm1.6m，树脂端锚，菱形钢丝网，3800-900mm。详见工作面层面图。77概矿井设计生产能力及工作制0.9Mt/a8h16h煤层及煤采区所采煤层为2#1号煤层15.72～27.20m20.45m，2.50～3.50m3.00m。1号、2号煤层间距西部较小(19号孔)16.7m，煤层平均在80%左右，主要为基质镜和均质镜。惰质组含量介于5-30%，平均在15%左右。2号煤层属特低灰、特低—低硫、低磷、强粘结性的焦煤，是很好的炼焦用煤；2号煤层火焰长度25mm，最低岩粉用量30%，煤尘有性；煤层吸氧量为0.94cm3/g，自燃距离和货载1600m3600m矿井系1．方运煤：采用胶带输送机运煤，实现了长距离、大运量的一条龙连续，从而保证了辅助材料及一般设备材料平板车由副井下去，在井底车场由机车牵引至轨道上山绞车2．系综采工作面—→平巷—→采区上山—→主运斜巷—→井底煤仓—→主井箕斗巷道沿煤层掘进，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、顺槽机机头硐室时会产生少井下系统见图7-1辅助大辅助大胶带大图7-1井下系采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，要采取必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等采区设备选型及能力验1．设备选采区设备配套选型如下：刮板机型号为SGB-764/264，机型号为V764/132A；破碎机型号为PCM110II；平巷胶带机型号为SSG1000/2×132；V工作面与顺槽中的设备采用机连接，为使煤块有合理的块度，在机7-3。2．能力验设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为260t/h工作面刮板机能为700t/h机的输送能力为900t/h破机过煤能力为100t/破碎能力为1000t/，平巷胶带机输送能力为700t/h，上山胶带机输送能力为800t/h，采区系统各设备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。表7-2机技术特速V采区辅助设备选型及能力验1t7-57-3破碎机技术特V表7-4上山胶带机技术特mV7-5矿车主要技术特t1长宽高大巷设备选表7-6辅助大巷绞车主要技术特1V长宽高概0.9Mt/a45.94 8h16h矿井开拓方式为立井单水平开拓，水平标高+800m。主井特征为：井筒断面为圆形，5.0m19.63m236.32m2，基岩掘进断26.42m27.2mm278.54m266.47m25.0m19.63m226.42m226.42m29t箕斗，副井内装备双层四车加宽罐笼一对，风井内设玻璃钢梯子间作为安全出口。井下主采用胶带输送机，辅助采用无极绳绞车。主副井提主井提9tJKM-4/4型提升机其主要技术特8-18-2。副井提JKM-3.25/4型提升机，8-38-4。8-1箕斗主要技术特t948-2主井提升机主要技术特43器（除电机与导向轮外形尺寸（长×宽×高m8-3罐笼主要技术特辆4人t428-4副井提升机主要技术特3器（除电机与导向轮外形尺寸（长×宽×高m矿井通风系统选井所经过的整个路线称为矿井通风系统包含矿井通风方式通风方法和通风网络。情况，本矿采用并列式通风，在工业广场内设回风井。矿井概角的马头山，海拔高程1358.80m，最低点位于东南角河床，海拔高程1110.70m，相对高差247.30m，属中山区。地表局部地段起伏较大，井田地质构造简单，井田长度为5.60km3.20km2#3.0为7°属于近水平煤层井田煤层赋存稳定煤层无自然发火倾向煤尘有性矿8.76m3t矿井通风系统的基本要进风井巷与采掘工作面的进的粉尘浓度不得大于0.5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，使其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有害气体污染，井口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%矿井通风方式的确（1）式通风系按井筒沿井田倾斜位置的不同分为两种类型：并列式、边界式按进、回风井和位置可将矿井通风系统分为如下两种类型：两翼对角式、分区对9-19-1矿井通风方式对4km，而且瓦部延伸，通风不，不折返，式适用于长度大于4km，由于路线较短，阻力和漏风小，所以各广场不受污染，比分列式安全性更好；事故时反风较结合本矿的实际条件：由于本矿采用采区上下山布置方式，采用并列式通风系统也随之加大，但由于本井田范围较小，埋深不深，所以并列式通风应该能满足生产需求。此外，分列式与并列式通风系统在本矿的情况下相比，分列式通风并无阻力大增，所以从经济上和和理性边界式通风系统均不太很适合本矿。通风方法的确抽出式：主要通风机使井下处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时 压入式：主要通风机使井下处于正压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较；比较，漏风较大；小窑积存的有害气体抽到井下，并使通过主要通风机的一部分短路，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压到在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是新旧水采区通风系采区通风系统是矿井通风系统的，其结构决定着矿井通风系统中的最重要的参数能够有效地控制采区内方向、风量大小和风质1②机电设备设在回风道时，工作面回中甲烷浓度不得超过1%必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小、畅通井下机电硐室必须设在进风中倾斜巷道，不应设置风门，由于本设计为采区布置上山轨道上山进风回风上山回风在工作面回风上，，回采工作面通风方式的选UYWZ：点，但线路长，变化大。工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，量流中的瓦斯对于综采工作面上下平巷均进新鲜有利于上下平巷安装机电设备，工作面，但需要边界准备回风上山，增加了巷道掘进、费用。斯不易积聚，排放烟、煤尘速度快。限的情况；同时也需要在边界准备回风上山，增加了巷道的掘进和费用。段平巷、回风平巷均要先掘后留，掘进、工程量较大，故很少采用。结合实际条件，决定采用系统简单、漏风小的“U+L”形通风方式矿井风量计算及风量分逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只分配计算的风选择通风系统的原则和方（15~25年既能克服矿井的最 通风容易时期）的情况下通风机的效率不低于0.6，所以必须计算这两个时期的总阻力。确定矿井通风容易时期和时期。一般情况下，矿井投产刚达到设计产量时， 风量最大、巷道总长度最长的线路计算最，不必计算出所有巷道的阻力。只有在不能直接判断哪条线路阻力最大时，才需要计算出所有线路的阻力，比较后得出最。后对各段井巷进行阻力计算，再将各段计算结果累加起来，便得出通风容易和时期的井hrminhrmax。如果矿井服务年限长，则只计算投产后的15~25年内通风容易和通风时期的法由内向外细致配风。即先定井下采掘工作面、库、充电峒室等各用风地点所需的有配风依所配的风量必须符合《规程》中的有关规定，总回风中的甲烷和二氧化碳的浓度不超过0.75%，按井下同时工作的最多人数计算每人每分钟供给风量不少于4m3，同时产一吨煤矿井需要风量不少于1.5m3/min，及《规程》中关于最高、最低风速和粉尘浓度、硐风量计1各个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、后的有害气体8.76m/6m3t （9-式中：Qai——iqai——iKai——i个采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面可Kai=1.2~1.6Kai=1.4。故工作面所需风量：Qai=100×6×2852/（24×60）=1188.3m3/min。Qai=1500m3/min9-29-2采煤工作面空气温度与风速对应采煤工作面风速Vai/m·s-

（9-式中：Vai——iVai=1.4m/s（9-Sai——i个采煤工作面的平均断面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值Sai=10m2故工作面风量：Qai=840 （9-式中：4——4m3Ni——i60人。故工作面风量：Qai=240m3/minQai=1500 （9- （9-式中：Sai——iSai=10m2。150m3/min≤Qai≤2400m3/min由风速验算可知，Qai=1500m3/minQa=Qai=1500m3/min。井、煤（岩）与瓦斯突出矿井中，煤层的掘进工作面应安设瓦斯自动检测断电装置。10m。局部通《煤矿安全规程》规定掘进巷道应采用全风压通风或局部通风机通风，采用扩散通风。若掘进工作面距风道不超过6m，工作面中甲烷和二氧化碳的浓度不超过0.5%对掘进通风量计算有一定，因此可参考经验值取掘进工作面需供风量。根《煤矿安全规程规定按工作面回中瓦斯的浓度不得超过1％的要求计算 （9-式中：Qbi——iqbi——iKbi——iKbi=1.8。掘进工作面日产量：10×9×1.33=119.7t则瓦斯绝对涌出量：qbi=119.7×8.76/（60×24）=0.73（m3/min） （9-式中：4——4m3Ni——i40人。Qbi=250 （9- （9-式中：Sbi——i10m2。135m3/min≤Qbi≤2400m3/min由风速验算可知，Qbi=250m3/min80%Qb=4×Qbi=1000变电所：Qc1=80m3/min水泵房：Qc2=160采区绞车房：Qc3=80 库：Qc4=100采区变电所：Qc5=80故有：Qc=∑Qci=80+160+2×80+100+80=580m3/min Qa——采煤工作面所需风量，1500m3/min；Qb——掘进工作面所需风量，1000m3/min；Qc——硐室所需风量，580m3/min。故有：Qd=154m3/min。 式中：Q——矿井总风量，m3/minQa——采煤工作面所需风量，1500m3/min；Qb——掘进工作面所需风量，1000m3/min；Qc——硐室所需风量，580m3/min；Qd——其他它巷道所需风量，154m3/min；Kt——矿井通风系数，一般可取Kt=1.2~1.25，此处取Kt=1.2由前述可知矿井通风容易时期与时期所需风量一样，不同的是通风路线。容易时期 时期 +580+154）×1.2=3880.8风量分配与风速验120% （9-Ka——Ka=1.2；Qp=1.2×1500=1800m3/min。煤巷掘进工作面：Qb1=250×4×1.2=1200岩巷掘进工作面：Qb2=250×80%×1.2=240变电所：Qc1=80×1.2=96水泵房：Qc2=160×1.2=192m3/min采区绞车房：Qc3=80×2×1.2=192m3/min 库：Qc4=100×1.2=120m3/min采区变电所：Qc5=80×1.2=96m3/min39-39-3井巷允许风速最低允许风速----8-8-8644-9-4

9-4风速验算结/m·s-矿井通风阻90%左右，它是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、时期的最大矿井最路通风容易时期：地面—→副井—→井底车场—→辅助大巷—→轨道上山—→进风斜巷—→区段进风巷—→1207工作面—→区段回风巷—→上山—→皮带大巷→回风井—→地面（9-通风时期：地面—→副井—→井底车场—→辅助大巷—→轨道下山—→区段进风巷—→3208工作面—→区段回风巷—→下山—→皮带大巷—→回风井—→地面（9-2）矿井通风阻力计 （9-式中：hfr——巷道摩檫阻力9-59-6。9-5通风容易时期阻力计LSUQQmm区段表9-6通风时期阻力计LSUQQmm辅助大区段矿井通风总阻

（9- （9-式中：1.2、1.15为考虑风有局部阻力的系数∑hrfmin、∑hrfmax是矿井通风容易和时期的阻力之和。则：hrmin=1.2×365.15=438.18Pa（<2940Pa）hrmax=1.15×1130.28=1299.82Pa（<29409-79-7矿井通风总阻总阻力矿井通风总风阻计算：矿井通风等积孔计

（9-

（9-总等积孔：Armin=1.1896/R0.5=3.52全矿总阻力：hrmin=438.18总风阻为：R=hrmax/Qfmax2=0.31N·S2/m8总等积孔：Armax=1.1896/R0.5=2.13m2全矿总阻力：hrmax=1299.82Pa通风容易时期和通风时期的等积孔见表9-8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，属于通9-8矿井等积等积孔9-9矿井通风难易程度等积孔对等积孔矿矿井通风设备选选择主要通风机的基本原10主要通风机必须装有反风设备，必须能在10min内改变巷道中的方向考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节通风机风压的确400m时可不计算自然风压在本设计中进出风井井口标高差为10m，且均小于400hfsmin=hrmin-hN冬+h风硐 hrmin——通风容易时期矿井通风总阻力hN冬——容易时期帮助通风的自然风压，hN冬h风硐——20~50Pa50Pa。通风时期，考虑自然风压主扇通风，主扇静风压hfsmax=hrmax+hN夏+h风硐 式中：hfsmax——通风时期主要通风机静风压，Pa；hrmax——通风时期矿井通风总阻力hN夏——时期通风的自然风压，hn夏h风硐——20~50Pa50Pa。 （9-式中：Qf——实际风量Q——风井总风量，m3/s通风时期9-109-10主要通风机工作参数一览风量m3·s-风压风量m3·s-风压hf=Rf×Qf2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确容易时期：fsin=hfsin/f1in2=488.18/65.082=.15（2m8）时期：fsax=hfsax/f1ax2=1349.82/67.91=0.292（2/m8）所以，有风机风压与风量的关系：容易时期：hfsin=fsin×f2=0.1f2速为490r/min，根据FBDCZ-12-NO.27的特性曲线，可以确定主要通风机实际工况点，如9-59-11。9-11主要通风机性能参装角风量m3·s-电动机选根据矿井通风容易时期和时期主要通风机的输入功率Nfmin和Nfmax计算电动机的由Nfmin/Nfmax=58/118=0.49<0.6，即需选两台电动机NminNminNemin

（9-NeNmax

（9-kee——电动机效率，取tr——传动效率，电动机与通风机直接相联取1Nemin

581181.2Ne1181.20.921JS137-109-129-12电动机参Vr%对矿井主要通风设备的要5%15%；置一套通风机和一部备用电动机。备用通风机或备用电动机和配套通风机，必须能在101次。改变通风机转速或风叶角度时，回采工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串风必须符合《煤炭安117条有关规定；对反风风硐的要为使进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘时的有害气体不进入工作面，危及井下工人的生命安全，我国《煤矿安全规程》规定要求在10min内能把矿井反转60%。本设计采用反风道反风，即在出风井另开反矿井的防治措瓦斯管理措142~146 条的有关规定立瓦斯的巡回检测和连续检测的双重监测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生；在采煤工作煤以及与其相互连接的上下平巷设置CH4仪，监测中CH4含CH4断电仪；严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新鲜给井下在册人员配备式自救器煤尘的防利用环境安全监测系统，及时测定中的煤尘浓度建立防尘、洒水、降尘系统，对煤流各点必须经常喷雾洒水相邻煤层及所有机道和回风道必须设置隔爆水棚采掘工作面的工人应按规定佩带防尘帽和防尘防防9-1通风容易时期立图9-2通风时期立体9-3通风容易时期网图9-4通风时期网络图9- 通风机工况10-1设计矿井基本技术经济指12层13m4°3～7（56d班278a9a井田长mm—低—开拓方式（目—m个1个1mmm个2大巷方——固定矿车和平板—mm3/千参考文[1].《采矿学》.徐州：中国矿业大学[2].《煤矿开采学》.徐州：中国矿业大学林在康、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学邹喜正、刘长友.《安全高效矿井开采技术》.徐州：中国矿业大学、陈炎光《中国煤炭高产高效技术，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：中国矿业大学李位民.《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》.：煤炭工业朱、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、.《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》.：煤炭工业刘刚.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学中国煤炭建设.《煤炭建设井巷工程概算（2007基价）.：煤炭工业林在康、李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学杜计平.《采矿学》.徐州：中国矿业大学专方法、一些基本概念和技术等进行分析探讨，为复合顶板条件下的回采巷道支护问题：复合顶板、回采巷道、支复合顶板的概软弱岩层（如泥岩、炭质页岩等）,0.5m-2.0m之间的顶板。复合顶板的特经过广泛的了解，并对工作面回采巷道进行详细的统计数据分析来看观测，得出围岩活动剧烈。巷道掘进后,顶板即出现了较明显的变形和破坏，在工作面前方采动引起的集中应力作用下，巷道顶板进一步离层、折断、冒落,并伴随煤壁片帮更趋严重，巷道断面严重收缩，断面收缩率最高达60%，即高度为0.6m，宽缩小为2m，如图1所示。由于断面急剧收缩，使人员行走、材料十分，难以满足通风要求。工作面机无法与平巷内的机正常搭接。为了解决机搭接问题，维系工作面生产一度采用工作面下出口巷道放顶办法，放顶高度达2-3m，以致老顶悬露，无法进行有效1-2。巷道支架破损严重被迫多次由于围岩的剧烈活动巷道内掘进时所支设难以保持正常安全生产所需的巷道有效空间，为此，在原支护的基础上再重新套设棚子，巷道围岩活动剧烈处，最多套修了3次棚子。这种作法的结果，不仅造成了人力、物力、财力的巨大投入，而且使巷道的断面急剧缩小，加剧了生产的状况。巷道内侧超前掘进短平巷与原巷，构成回采工作面的生产系统。因此增加了工作面生11#1-1：表1-111#煤层回采巷道受压破坏情1-1巷道断面收缩示1-2巷道顶板及冒落示意以前的矿井采用的是矿用工字钢梁加木柱腿的棚式支护,支架与顶板及两帮的空隙间充以杂木或圆木刹杆及水泥背板。该种支护方式属于初期柔性(垫板及浮矸和浮煤的压缩形发展，支架对围岩产生以木支柱为主的近似刚性的支撑作用，而此时，由于顶板岩层锚杆的作锚索的应金属网的作道围岩已破裂，由于碎石的碎胀作用和传递力的作用，使巷道深部岩石仍保持三向应复合顶板下回采巷道采用锚杆支护的技使得顶板在承受支撑力之前就产生离层,断裂现象巷道在初期尚能基本形,是，棚子支护处于一种等待顶板下沉状态。当支架承载时，顶板离层已经达到一定程度，尤其是当工作面回采时，工作面前方支承压力影响范围内巷道支护载荷进一步加大而此时的支架也就是围岩支护已经遭到破坏，只凭棚子已经难以承受采动影响下高应力的作用。,特别是经过反复维护后巷道收缩到不能满足正常回采的要求而造成工作面机与顺槽机不能正常搭接,迫使工作面安全出口顺槽处采用强制放顶的方法扩大工作空间，造成不安全因素。巷道在掘进时放崩倒棚子现象也经常发生最多一个班扶10多架棚子使掘进工作面经常处于空顶状态，放反复的促进巷道顶板的离层、断裂，为巷道埋下了安锚杆支护巷道机对于层状煤层体中开掘巷道,其支护原则是：第一，充分发挥围岩的自承能力，即完回采巷道锚杆支护参数设2.6200米，来确定锚杆各项参数。地压计式中：Z---T/m4/3---巷道压力拱系数r---T/(m3)2.5a---mf---支护参数选择计式中：L---N---1.2b---2.6md=L/110=1.6/110=0.0146m式中：d---mmL---m综合上式计算,结合复合顶板岩层的厚度,考虑锚固长度不能低于250mm,锚杆布置与垂直方向有一定倾角,1.6-1.8m,16-18mm金属树脂锚杆为宜。锚杆数量和平均间距的确根据巷道的跨度,所须组合梁弯曲时锚杆的布置应使用所提供的抗剪力，必须保证组0.81.0米。