采矿085设计1矿区概述及地质特征

本井田位于太岳山东源，属中、低山区。本区基本为基岩露区，但地层多被植被1423.6m1152.0m271.60m。井田内沟谷发育，并呈放射状河流水流入柏子河，均为季节性河流。井田内最高洪水位线1149.5m，井口均位于洪水位以上。矿区的气候条平均气温8.635.6℃（199575日），最低气温-25.821日）634.0mm1547.2mm14m/s自然本地区主要的自然有大风天气、强降水、、山体滑坡等，矿方应根据实际情井田地质特14420077月编制的《山西沁煤系地新统地层以角度不整合零星覆盖于区内各时代地层之上。现结合矿区内及附近钻孔资1、奥陶系1)奥陶系中统峰峰组2、石炭系中统本溪组12.23-25.70m19.19m，岩性以灰、上统太原组为主要含煤地层之一与下伏本溪组呈整合接触厚度101.79-119.10m平均111.51m。由泥岩、粉砂岩、砂岩及石灰岩和煤层组成。按岩性组合可将本组分为上、中、下三段，3、二叠系下统山西组为主要含煤地层之一，与下伏太原组呈整合接触，厚度44.50-54.38m，平均50.99m。下统下石盒子组与下伏山西组整合接触厚度114.43－122.55m，平均117.10m，根据岩性组合特征，下段厚度38.90-72.71m，平均57.04m。岩性为深灰色、灰色泥岩、粉砂岩夹浅灰色细粒K8为浅灰色中细粒砂岩，层面富含炭屑及白云母上段厚度42.79-75.53m，平均57.08m，以浅灰色、灰绿色、紫红色泥岩为主夹黄绿色中细K9为灰绿色中细粒砂岩，顶部常为紫红、灰绿色含大量菱铁质鲕粒的铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”K10砂岩良好的辅助标志。上统上石盒子组三段。本区只有上石盒子组下段及中段大部分地层,400m左右。212.41mK10为灰白色、黄绿色中细粒砂岩，大型交错层理发育。190mK12为灰、灰白色中粗粒砂岩，含云母片，4、第四系中更新统0－10m，为红黄色、棕红色亚粘土、亚砂土夹古土壤及钙质结核，底部夹砂砾上更新统全新统1-2(二)含煤

2-11、石炭系上统太原组K1砂岩底到K7砂岩底，厚度101.79-119.10m,111.51m。整合于本溪组地层之上。主要由灰色、灰黑灰色泥岩、粉砂岩、中、细粒砂岩及K2、K3、K4石灰岩和煤层组成。为本区主要含煤地层之一，共含煤10层，含煤系数平均7.61%。按岩性、岩相及沉积下段K1K244.24-57.63m,50.37m。主要为灰白9+1011号煤层所组成，1－2K1砂岩为灰白色薄层状细－中粒石英砂岩，中段K2石灰岩底至K4石灰岩顶，地层厚度30.10-37.04m,平均33.04m。主要由三层K2向上为灰黑色泥岩及其具波状层理的粉砂岩、细粒砂岩，多受黄铁矿浸染，其上发育有可采的8号煤层。其顶板为深灰色，厚层状的K3石灰岩。K3石灰岩全区稳定，易于对比，K3K4石灰岩间，为灰色、灰黑色的砂岩、粉K4石灰岩。上段K4K716.41-29.50m,24.58m。主要为灰黑2、二叠系下统山西组K7K81号、2号煤层。地层厚度44.50-54.38m,平均50.99m。岩性主要由灰白色中、细粒砂岩、灰3,7m2号煤1号煤层。1K8砂岩。以黑色泥岩、灰色、深灰色粉砂岩、细粒砂岩为主夹井田地质构该矿区地处沁水煤田西缘，霍山隆起以东，总体构造形态为一北北东倾向南东的6－10°左右，次一级构造以较宽缓的背向斜为主，于3m的断层20余处，在原矿区2号煤层开采过程中发现大小不等的陷落柱多处。井田构井田水文地质特（一）渗，但由于地形切割强烈，易造成水排泄，又因区内构造简单，煤层埋深北部浅于南1含水层包括峰峰组和上马家沟组，井田内钻孔均有不同程度奥灰地层，岩芯鉴定溶隙不甚发育。沁新煤矿水源井位于本井田北沁新煤矿主斜井附近，奥灰318.22m，198.90m。岩芯鉴定峰峰组灰岩溶隙不甚发育，上马家沟组灰岩溶隙发育,钻进至溶水位埋深261.40m，标高932.40m，混合抽水试验结果为水位降深1.90m，涌水量为14.31L/s7.53L/sm进入本井田随着奥灰埋深的增加,显减弱。本井田属富水性强的岩溶裂隙含水层。10.09m7.38m9+10号煤层顶板直接充水含水层，K3石灰岩平均厚7.12m，K4石灰岩平均厚7.30m，据ZK301号钻孔岩芯鉴定溶隙较发育，消耗量均较小，是由于埋藏层，厚1.00-4.23m,平均厚2.58m，岩性以细粒砂岩为主。K8砂岩为1、2号煤层顶板直接K8砂岩含水层发生水力联系，该层浅埋地带风化裂隙发育，含水性有所增强，本矿井，矿坑水主要来自K9砂岩，水化学类型为HCO3+K+Na）型，钻孔三层砂岩岩芯裂隙不发育，除201号钻孔冲洗液消耗量稍大该组砂岩，流量在0.02-0.5L/s之间，均排向沟中，水沿径流为主，垂向上存在泥主要为全新统（4）及上新统（3）015.00度相关，总体为含水性较弱的含水层组。(二)矿井涌水其是在雨季要严加防范，并加强井下排水设施的保养工作。下组煤层的直接充水含水层为K2灰岩，埋深较大，接受补给条件较差，据邻区资料0.005-0.212L/s.m,1.00m3/h,难以形成矿井充水。而奥灰上马家沟组岩溶发育,富水性强,水位标高932.40m,井田10、11号煤层大部地段位于奥灰水位以下,存在带压开采,560m540m考虑11号煤层底板隔水层有效厚度为30m,则煤层底板承受最大突水系数不超过0.13MPs/m,大于正常地段突水系数临界值,奥灰岩溶水对下组煤层矿床开采存在一定的突水采掘过程要特别加强隐伏导水断层和陷落柱的探测工作,防止奥灰岩溶水沿此导水通道涌入矿地温及地据井下，未发现有地温和地压异常现象。本井田应属地温和地压正常区煤层及煤煤层特1）44.50-54.38m50.99m4－612上号、2号、33.70-7.43m5.16m10.31%2号煤层，1号、36.30m,3.97m。其它煤层个别点（孤点）101.79-119.10m111.51m6-146114.29-9.18m7.34m7.36%，其中10、11号煤层属全区稳定可采煤层，煤层总厚度2.05-5.13m,平均4.16m。6号、8号11号煤层下煤层个别点（孤点）达可采厚度，无开采价值。可采煤本区可采煤层五层，山西组的1号、2号、3号共三层，太原组9 1、10.98m201号、82302号孔,0.70m0.60m,Q-1B1号煤层与位于其上的煤层合并,厚度增大为2.80m,属个别现象,且所含夹矸厚度达0.90m,可采厚度为1.10m,故采用其1.10m,1号煤层规律，煤层厚度东北部稍厚,变化不大,简单,19号孔含一层夹矸,0.47m,其余均不含夹矸煤层顶底板主要为泥岩、粉砂2、2115.72-27.20m,20.45m，1号、2号煤层间距东北部较（10119号孔中部最（Q-1B号孔其它则变化不大煤层厚度2.29m,3.0mQ-1B、Q-2号孔各3、330211.36m0.25-1.50m,0.92m1920230271%（异系数）45%，因此，属较稳定大部可采煤层。4、9+10362.20-82.63m,71.06m3北厚、东南薄。10号煤层在东北部101号、19、202号孔钻孔厚度为1.02-1.40m,平均1.23m，变化不大,在其它钻孔均与9号煤层合并,厚度2.04-3.16m,平均2.64m,厚度Q-1号、Q-2号、302号孔相差无几，82号孔最大，201号孔最小，分叉、合并及厚度变化。煤层结构简单，在分叉区10号煤层无夹矸，合并区9+10号煤层含1-2层夹矸。煤层顶板合并区为可采，厚度变化系数（变异系数）合并区为15%，因此，属稳定可采煤层。5、111017.83-22.80m,19.85m，间距变化不大,1.03-2.95m,2.05m。厚度变化规律表现为西南部厚\0-2层夹矸，夹矸岩性多为泥岩。煤层顶板多为泥岩，个别为粉砂岩系数）34%，因此，属稳定可采煤层。表1- 主要可采煤层特征位煤层厚度 115.72-2362.20-017.83-煤质特19Q-2号钻孔和井田附近的沁安普查1501号钻孔煤芯煤样化验成果及沁新煤矿煤层煤样化验成果，结合沁安普查勘探地质报告成果进行评述。钻孔煤芯煤样均由山西煤炭地质化验，沁新煤矿煤层11-表1- 各煤层物理性质1232（1）1水分（Ad）：原煤0.42-0.66%，平均0.54%，浮煤0.30-0.52%，平均0.41%挥发分（Vdaf）：17.02-17.85%17.44%。磷（Pd）：0.013%。发热量（Qgr,d）：26.00-31.82MJ/kg28.91MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤在75-80，平均78。胶质层厚度(Y):10-11mm之间,11mm根据煤炭质量分级GB/T15和中国煤炭分类GB5751-86，该煤层属（2）2水分（Ad）：原煤0.60-0.86%，平均0.73%，浮煤0.55-0.62%，平均0.59%挥发分（Vdaf）：15.87-17.83%16.85%。磷（Pd）：0.008%。发热量（Qgr,d）：29.32-32.23MJ/kg30.78MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤平均87，。胶质层厚度(Y):10mm根据煤炭质量分级GB/T15和中国煤炭分类GB5751-86，该煤层属（3）3水分（Ad）：原煤0.54-0.73%，平均0.64%，浮煤0.32-0.44%，平均0.38%挥发分（Vdaf）：15.92-18.34%17.13%。磷（Pd）：0.006-0.009%0.008%。发热量（Qgr,d）：26.84-27.99MJ/kg27.42MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤64-84，平均74。胶质层厚度(Y):10mm根据煤炭质量分级GB/T15和中国煤炭分类GB5751-86，该煤层属（4）9+10水分（Ad）：原煤0.40-0.96%，平均0.70%，浮煤0.41-0.64%，平均0.51%挥发分（Vdaf）：15.00-17.30%15.83%。磷（Pd）：0.006-0.007%0.007%。发热量（Qgr,d）：30.80-30.83MJ/kg30.82MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤9-54，平均26。胶质层厚度(Y):5.0mm根据煤炭质量分级GB/T15和中国煤炭分类GB5751-86，该煤层属（5）11水分（Ad）：原煤0.52-0.75%，平均0.60%，浮煤0.34-0.57%，平均0.47%挥发分（Vdaf）：15.11-17.52%16.03%。磷（Pd）：0.050-0.181%。发热量（Qgr,d）：24.48-26.15MJ/kg25.32MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤12-67,平均31。胶质层厚度(Y):5.0mm根据煤炭质量分级GB/T15和中国煤炭分类GB5751-86，该煤层属3（1）13-6、6-3、3-0.5、0.5-03-2-2。2-3.表1- 沁新煤矿2号煤层简易筛分试验报2QK-2-煤煤煤煤13-0.5煤13-0煤瓦斯、煤尘等情1赋存于煤层中的瓦斯是煤矿生产中的重大自然之一，是随着煤化作用产生的有害气体。•煤层中的瓦斯含量一般受下述因素控制：煤的变质程度、围岩条件、地质构造、埋藏深度以及水活动等。200917.09m3/min24.39m3/tCO23.25m3/min，CO21.6m3/t2、煤尘性及煤的自燃发火响人的健康外，其主要危害在于悬浮于空气中的煤尘，在一定条件下可引起燃烧或，2011632号煤层鉴定结果：2号煤层火焰长度25mm，抑止煤尘最低岩粉用量55％，2号煤层煤尘有井田境17km。其地理坐标112°10′10″～112°12′25″36°32′35″～36°34′45″。根据山西省资源厅2009年11月29日对该矿登记的采矿证所划定的开采1912345678910、11、12、13、14、15、16、17、18、19、该井田为不规则的多边形，井田面积为17.8km2，开采深 .92m~+899.92m矿井储量计构造类715为一北北东倾向南东的单斜构造地层倾角变化不大一般在6－10左右次一级构3m02等的陷落柱多处。矿井工业储-1.30-2.29m,1.84m（变异系数13%,算工业储量。2-1所示2-1 （2- Zz=300.4 表2- 煤层地质储量计量总储量2A8B4CDEZg=Z111b+Z122b+Z2m11+Z2m22+ （2-式 Zg——矿井工业资源/储量k——0.7～0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，k值0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，k0.70.85。Z2m11=Zz×60﹪×30﹪=54.072MtZ2m22=Zz×30﹪×30﹪=27.036MtZ333=Zz×10﹪×85﹪=25.534Mt2-2Zg=295.896矿井可采储煤柱的留矿井可采储量=（矿井工业储量-永久煤柱损失）×（1）（2）（3）（4）（5）2-2。表2- 煤柱留设方名称留设方法场带宽度为大巷边界煤柱可按下 计 (2-M——R——煤的容重，21.3316806Z=14.205Mt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400m×500m10度，工业广场的中心处在井田的，倾向偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-500m，该处表土层厚度为120-160m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留带，宽度为15m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-3。表2- 工业广场占地面积指标2.4 (5).0.1Mt指矿井的年产量。2-4表2- 岩层移动Φδγβm°mm°°°°62-22-22.3所示的工业广场保护煤柱的尺寸，并由图可得Si=梯形面积=(上宽+下宽)×高 （2- （2-M——煤层厚度；R则 Z=7.61矿井可采储Zk=(Zg- （2-Zk——Zg——矿井的工业储量，170.76——设的永久保护煤柱损失量，15.85Mt；厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85。本设计矿井2#煤层厚度为8.3m，属于厚煤层，因0.8。=219.26矿井工作制根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3330d16h。矿井工作制度采用“四六制”矿井设计生产能力及服务年确定依矿井设计生产能3m倾角2~5°属近水平煤层易于发挥工作面生产能力煤炭市场需求量大经济效2.4/。矿井服务年ZkA和矿井服务年限T （3-T——ZK——矿井可采储量，219.26Mt；A——设计生产能力，2.4Mt/a；K——矿井储量备用系数。1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井1.4。把数据代入3-1得矿井服务年限=65.3井型校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22.4m，输送机工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓连续、，3-1。表3- 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年600————25°1.2～2.4Mt/a时，矿井设计服50a30a。本设计中，煤层倾角低于252.4Mt/a65.3a65.3a。符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。井田开拓的基本问确定矿井开采程序，做好开采水平的合理确定矿井通风、及供电系统（1执行国家有关煤炭工业的技术政策为早出煤出好煤高产高效创造条件。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250m850m120～160m2K8砂岩本矿属中、低山区。本区基本为基岩露区，但地层多被植被覆盖井筒形式的确4-1。本矿井煤层倾角小，平均6°，为近水平煤层；主采煤层平均埋深为610m;表土层厚约表4- 井筒形式比23井巷工程量少，省去排水设备，大大减4期。5受地形影响有足够储量的山岭1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简3主提升胶带化有相当大提升能力。能满43斜井井筒通过井田内煤层埋藏不深，厚，水文地单，井筒不需要特殊法施工的缓斜1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当表土层易施工。4井筒通风断面大，能满足高瓦1井筒施工技术2井筒装备复杂，对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑输费用，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通风系统，主副井布置在井田储量的，以形成两翼储量比较均衡的双翼井田，矿井通工业场地位置、形式和面，不受崖崩滑坡和洪水；水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理结合以上要求，根据井筒位置，工业场地的布置在井田的。工业广场形式与阶段划分和开采水平的确21本井田煤层埋藏较浅，近水平，2#310750m～1150m400m，因此布置一个水平，将井田划分为两个阶段，上表4- 阶段主要参数出煤/2#年限煤量/24井田划方案对方案一：立井单水平开拓，主、副井均为立井，布置于井田，大巷布置在煤层当4-1所示方案二：立井单水平开拓，主、副井均采用立井，布置于井田，大巷布置在煤层中，带区式布置方式，采用并列式通风，如图4-2所示4-3所示。方案四：主副井均采用斜井开拓，轨道巷和回风巷均布置在煤层中，采用并列式通风，即将风井布置在井田的工业广场内，与主副井一起，如图4-4所示。12°缓斜煤层，尤其是在近水平煤层时技术经济效益比较显方案三、方案四的主要区别在于通风方式的不同。方案三采用并列式通风方式，4-14-2图4-3斜井单水平开拓并列式通4-4（3）4-3～4-6表4- 方案一立井单水平两翼对角式通数目基价/费用/小计/元基建费主井开凿2副井开凿2风井开凿井底车场6大巷回风大巷2生产费立井提煤量/提升高度4涌水量1时间服务年限大巷运煤量/平均运距2表4- 方案二立井单水平并列式通小计/元222生产费立井提煤量/提升长度涌水量1时间服务年限大巷运输煤量/平均运距表4- 方案三斜井单水平开拓两翼对角式通小计/生产费斜井提煤量/提升高度涌水量/m3·h-时间服务年限大巷运输煤量/平均运距表4- 方案四斜井单水平开拓并列式通小计/2生产费斜井提煤量/提升高度涌水量/m3·h-时间服务年限大巷运输煤量/平均运距表4- 开拓方案的粗略比开拓方案粗略比基建费用（元生产费用（元合计（万元井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的；斜井一般无需井相比，立井开拓井筒短，提升速度快，能力大，对辅助有利；井筒断面大，能放下外形尺寸较大的材料和设备；井筒支护条件好，利于。结合本矿实际地质情况， 层、水文地质条件简单，且为近水平煤层，设计矿井采用无轨胶轮车辅助，斜井有中，基本不出矸，辅助任务轻，立井有利于辅助的优点不突出；而斜井提升能二、四采用并列式通风方式，相对于并列式通风，两翼对角式通风瓦斯和自然发比较浅，故采用两翼对角式通风方式。因此在一、案中选择方案三，在二、四方案中表4- 方案三斜井单水平开拓两翼对角式通风费用汇数量基价/费用/合计///煤量/提升高度时间服务年限大巷煤量/平均运距顺槽煤量/平均距离基价元大巷基价(元3基价/费用/表4- 方案四斜井单水平开拓并列式通风费用汇数量基价/费用/合计//5/煤量/提升高度时间服务年限大巷煤量/平均运距顺槽煤量/平均距离基价元大巷基价(元3基价/费用/表4- 开拓方案费用汇总斜井单水平并列费用（元费用（元用用4-1-10可知，虽然方案三的前期基建费用低，但无论是后期基建费用还是生产经出并列式通风虽然期投入上较少，但很难满足高瓦斯矿井的通风需要，后期通风矿井基本巷井矿井共有五个井筒，分别为主井、副井、风井、北翼风井和南翼风井位于矿井工业场地担负全矿井2.4Mt/a的煤炭兼进风任务井筒内装备B=1000mm317.1m24-5 扶100 扶100表4- 断面特征及每米材料消耗量断面度每米混凝土消耗量净掘宽高拱壁位于矿井工业场地，担负全矿的材料和设备提升。位于矿井工业场地与主斜井间隔45m，井口间标高相差6m。其辅助为1.5t矿车，由电机车牵引。铺设24kg/m双19o12.1m223.9m219.9m24-64.6副斜井断面表4- 断面特征及每米材料消耗量断面度每米混凝土消耗量净掘宽高拱壁风井位于矿井工业场地，井筒净直径7m，净断面面积38.5m252.8m2，基岩段掘进断面积49.0m2，井深260m，担负矿井部分进风风量，内设玻璃钢4-77m38.5m252.8m249.0m2140m4-7面面积38.5m2，表土掘进面积52.8m2，基岩段掘进断面积49.0m2，井深140m，内设玻井井4.7回风立井断井底车场及硐副斜井、井底车场铺轨以矿车辅助，大巷辅助为无轨胶轮车，在井底车场的大巷4-8所1.5201.5t固定式矿车，型号MG1.7-9B，外形尺寸（长宽高）240011501150（mm，故取70m。2台蓄电池机车（轨道 煤高度为21m，经计算煤仓容量为1200t；胶带输送机能力为1000t/h，工作面生454.5t/h909t。据设计经验和规范，可知容量符合要求；煤仓采用上装水仓布置在井田井底车场空车线的北侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌Q0>8Qn要求。根据水仓的布置要求,水仓的容量为 （4-式中主要开拓巷2.5o~4.5o大巷为锚喷支护半圆形断面掘进宽度为4.5m掘进高度为3.65设计掘进断面 进断面为21.01m2主大巷和辅助大巷断面特征如图4-8和图4-9所示。4.8表4- 大巷断面特征树脂锚杆长净掘宽高表4- 轨道大巷断面特征树脂锚杆长净掘宽高准备方式——煤层地质特带区位带区煤层特17.09m3/t24.39m3/t，属于高瓦斯带区，具有煤与瓦斯突出性2#煤层属于有煤尘性煤层自燃倾向性等级为III级，煤层顶底板岩石构造情1.40-9.805.29m水文地渗，但由于地形切割强烈，易造成水排泄，又因区内构造简单，煤层埋深北部浅于南单化。2K8砂岩，富水性弱，主要为顶板淋滤水，一般无水害地质构6°地表情带区巷道布置及生产带区准备方式的确带区准备方式的优点：巷道布置系统简单，巷道掘进工程量少，系统环节少，费用低，系统简单，设备、数量和辅助人员少；工作面长度可以保持等长，对综合机械，首采带区位于井田北部，大巷的西侧长度平均1700m，倾向长度平均2200m，10m宽，回采巷道间不留煤柱。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放工作面运煤、辅助和通风的需要，由此确定区段运输平巷尺寸（宽×高）4600mm×3200mm，区段回风平巷尺寸（宽×高）4100mm×320023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。煤柱尺寸的确井田一水平内布置四个采区，采区两边各留设10m采区边界煤柱。水平大巷和25m30m30m30m保护煤柱。采区内地质构造情况100m15米区段保护煤柱，以利于巷道回风和支护。带区生产系工作面→带区皮带巷→带区煤仓→胶带大巷→井底煤仓→主井→地辅助系地面→副井→井底车场→轨道大巷→带区行人运料斜巷→带区轨道巷→2201工作面的路线为副井→井底车场→轨道大巷→带区行人运料斜巷→带区皮带巷→工作面→带区轨道巷→回风大巷→北翼风井地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→带区轨道巷→工作面工作面→带区皮带巷→轨道大巷→井底水仓→副井→带区内巷道掘进方EL—90ES—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局部扇风机和梯形金属支架组成的送机的最小铺设长度为80m，所以，在初始掘进的80m巷道中，机后的物料不能采带区生产能力及采出2.4Mt/a，采用一次采全高工艺，由于一次采全高产量大，因393.5m330天。 （5-L——工作面长度，300m；M——煤层厚度，3.5m；V0——工作面年推进长度，1700m；γ——煤层容重，1.33t/m3；A0=300×1700×3.5×1.33×0.93=2.21Mt/a3 （5-k1——采区掘进出煤系数，取A0——工作面生产能力，2.21Mt/a。AB=1.1×1×2.21=2.432.4Mt/a2.43Mt/a，因此能满足矿井的产量要求。西一带区工业储量为：12.710.67Mt：0.75，中厚煤层不低于0.80.850.84带区车场选型计带区车场的形354125-1354121-2-3-4-5-绞车房回风巷5-1带区下部车场布置图带区车场的调车方带区主要硐室布0.5h的运300mm，其容量为 （5-Q0——10t；L——割煤机半小时运行距离，120m；= =3.10(m)

7.0m8.8m409t两个安全出口一是钢丝绳通道根据绞车最大件的要求宽度一般为2.0~2.5m2.51.2~2.5m2.03~4.5m4m。井底变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，故首采带区不布置带区变电所采煤工艺方盘区煤层特征及地质条1.33t/m35.20m3.31m17.09m3/t24.39m3/t，具有煤与瓦斯突出危30m3/h50m3/h确定采煤工艺方、防水和处理各种事故的系统和措施。正确确定和安排采煤工艺过程，切实防止冒顶、、各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小轻便回采工作面搬家方便2.0-3.593-97%以上。巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的，需要等到再生顶板稳定后才可采进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集煤炭损失大对于煤厚比采高大的煤层一次不能采完控顶较煤壁容易偏帮；3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效3.5m3.5m，回采工作面参加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，巷道也必须采用长距离、大运根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，推进；工作面长度平300m1700m3.5m。区段平巷尺寸（宽×高）为4600mm×3200mm，区段回风平巷尺寸（宽×高）为4100mm×3200mm，均采用双巷掘进。6-1表6- 工作面配套设1采 23回采工作面采煤机、刮板输送机选2.4Mt330d/a，按每天三班生产一班检修计算，7.27×103t/d60%，工作面小时生产能 （6-Qh——采煤机应具有的最小生产能力，t/hQy——设计的工作面年产量，t；f——1.4；K——0.6。 （6-g——煤的容重，1.33 根据《综采技术手册（上2.5m300kW，煤层高10%3%左右，又考虑到留一定的富裕系数，使采煤机在保证产量的前提下有较长的使用，选择采煤机的截割功率为2×300kW。MG2×300-W6-2表6- MG2×300-W型采煤机主要技术特m°m量电2台VT0.6 （6-Qh——Kc——采煤机割煤速度不均衡系数，取KcKy——考虑方向及倾角对刮板输送机能力的影响系数Kv——采煤机与刮板输送机相同方向运动时的修正系数，即 Ky=5.83/(5.83－1.1)=1.23Qc=1060×1.2×1.23×1=14602×300kW2×300300m2×300kW300mSGZ-880/800350m，出厂长度为300m2×400kW1500t/h，可以满足生产的需要。其主要技术特征见6-3。表6- SGZ-880/2×400型刮板输送机技术特征 单mV2-ø34*126mm-C链条破段拉力（单链弯曲段长度（推移点距离m3）机选1500t/h，为了保证工作面煤炭能够顺利外运，桥式机的生产能力应比其大20%，故与其配套的机生产能力应大于1800t/h。因此选定机的型号为SZZ-100/220，其输送能力为2000t/h。其主要技术特征见表6-1-f=2～，且一次采全高,片帮，因此应配备破碎机。与Z-100/220型机配套，选用LP2000型破碎机，其2000t/6-4。表6- SZZ-100/220型机技术特征m与伸缩带式输送机有效长mv中部槽（长×宽×高t表6- LPS2000型轮式破碎机技术特征最大输入块度（长度不限外形尺寸(长×宽×高外形尺寸(长×宽×高t配套机型与上所选的设备配套，选择SSJ1200/4×200型。其主要技术特征见表6-6表6- SSJ1200/4×200型可伸缩带式输送机技术特征tmmV外形尺寸（宽×高链条破段拉力（单链弯曲段长度（推移点距离m双级行星轮器JX-确定支架的支护强q=K1×H×γ'×10- (6-式中：q——支架的支护强度 q=8×3.0×2.3×103×10-5=0.552MPa （6-Hzmin=Hmin-hd- (6-式中：Hzmax，Hzmin——支架的最大最小高度S1——伪顶冒落的最大厚度he——he=0.05m。 Hzmax=3.0+0.3=3.3mHzmin=2-0.12-0.05=1.81m (6-式中：Vy——工作面的移架速度Kc——不均衡系数，取 根据以上计算数据，并符合“三机”配套的原则，选取ZZ4400/17/38型 (6-C——梁端距，m；B所 F=（4.25+0.3）×1.5=6.825Q=qF×10- (6- Q=0.644×6.825=4.3953KN (6- P=4.3953/0.85=5.17KN综上计算可知，所选支架满足生产和支护的要求。其最大和最小控顶距分别为5.35m和4.55m。支架的主要技术特征见表6-7。表6- ZZ4400/17/38型支架的技术特征mmmmst回采工艺过（1）（1）煤（2）（3）（4）个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾506-1(a(aAA(bAA(c(dAAAA（2）支架的移架及支护方

6-1由于本工作面选用的ZZ4400/17/38型支架采用2型快速移架系统，其每12～15s3～418m（12架支架）开始推溜。3）移输送移输送

12架顶板管a．支架支护强度验

6-2 (6-式中：g——顶板对支架的压强（8倍于工作面的采高γ——2.3t/m3。g＝8×3.5×2.3＝0.6MPa＜0.63～0.66MPaP1＝22MPaP2≤2.18MPaP1＞P2。故所ZZ4400/17/386-8表比较。6- 工作面条件与支架适应条件对照采高倾角煤厚煤层硬度底板比压支护强度 2ZZ4400/17/38综采工作面共选用200组ZZ4400/17/38型支架对顶板进行全支管理200组，其中包括上下两头各三组排头支架，其总187×1.5＋1.0＝301m（1.0m为安装误差，经验数据在采煤机前滚筒前方拉超前架及时支护的顶板80%（25MPa②支架大立柱必须保持成一条直线，误差不得大于±50mm1500±100mm200mm2/3⑧支架与工作面输送机溜槽垂直，支架俯仰角控制在±7°①泵站压力达到31.5MPa，最低不能小于30MPa，液浓度在3%~5%范围内②工作在支架间隔10架有一架安装3个压力表，分别显现两根大立柱和平衡千⑤高压管路和元件出现漏液或窜液现象，及时更换损坏的密封圈或阀片⑥各生产班泵站和泵站检修工要保证液泵始终在完好状态下运行3~53565mm4165mm340mm。①及时更换压力不足的安全阀和窜漏液的元件②工作面采高控制在最高采高以下，支架严禁使用③拉架后及时伸出伸缩梁，及时支护新的顶板340mm600mm时，打φ160mm以上的半圆木或圆木，在伸缩梁前架棚，500mm，煤墙侧打单体支柱支撑木梁。⑥如果不便拉超前架可以只打棚临时支护顶板15m4人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人监护，三人操作，且有⑧处理完毕以前绝对动冒顶区域范围内的其它支架等支护设备，该范围内的支架关闭截止阀，防止支架误动作。600mmΦ160mm的圆木打垂直于工作面的600mmΦ300×4000mm的圆木平行于工作面架保证每架有两根棚。示顶板岩石或煤帮的煤块已经离层，有立即掉下来的，马上用长柄工具撬下。如果听到的是清脆，也不能断定顶板就没有问题，还需要用手指紧贴顶板，再用手镐轻敲几次，如果手指感到有轻微的，说明顶板岩石已经脱层，有冒顶的，应该强，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6-9表6- PDZ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30m超前支护，为三排支设，离工作面煤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500mm左右（人行道侧1m。1m的戴帽点柱（用单体柱。①超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。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，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。综采工作面工1m时，其最大突出部分不得超200mm1m250mm厚。1.8m液泵站和系统保持完好，不漏液，压力不小于30MPa，液配比浓度3%~5%。刮板输送机机头与机搭接合理：刮板输送机机头链轮中心线相对机中部500mm；为保证底链不拉回头煤，同时也为了保证块300~400mm之间。除了机尾进刀段，刮板输送机排成一条直线，其偏差不得超过±150mm各工艺过程注意事1割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（1mmm1m200mm。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2移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角＜7°，相邻支架间不能有明显错差（2/3200350~550mm中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。30.6m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段出现弯曲。若推移刮板输送机时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。4100mm1050m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意532台端头支架，其滞后普通支架一个循40m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刮板输送机机头推当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚。架棚必须是一梁三柱，并且有戗67在各点落煤处加设缓冲装置4m/min150~200mm机组要掌握好采高，严禁割底割顶在区段平巷皮带机头处加设除铁器各级机严格把关，杂物（板皮、木料）进入运煤系统8、顶板及矿压观测措工作面及区段巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面40m加强，对于。劳动组织和工作面成（1）0.6m0.6m（循环工作面原煤产量的为 （6- （6-N——330X——每天循环进刀数；9D——截深，0.6m；A0——t/年；L——工作面长度，300m；M——煤层厚度，3.5m；R—— A= A——矿井总产煤量，万t/年； =260（万吨/年92）24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。6-10。表6- 工作面劳动组织22228采煤机22228刮板机22228机111胶带机8211端头282115111工作面工效＝工作面日产量/＝7540/95＝79.4t/2）CC1C2C3C4等构a．设备折旧费（表6-11）30079.4t/工。则吨煤C2＝300/79.4＝3.78元/t。c5元/t表6- 机电设备折旧费用表（元411机111142d32670kW。吨煤动力用电消耗＝2670×3×0.9/1323＝5.45kWh/t照明用电消耗＝照明用电总功率×循环照明小时数/150kW。吨煤照明用电消耗＝150×3/1323＝0.34kWh/t。0.4元/kWh。吨煤电费＝0.4×(5.45+0.34)=2.316元回采巷道布回采巷道布置方124.39m3/t·d17.09m3/min，生产能力为2.4Mt/a，工作面回采巷道布置方式为一进一回，区段平巷布置带式输送机，运煤兼进风，区段回风平巷布置轨道，辅助兼回风。215m10m的采区边界保护煤回采巷道参4.6m3.2m16.56m24.1m3.2m，掘进断面13.12m220#2.4米，杆尾螺纹M2220—M22—2400。Z2360（后放28mm1300mm。Ф16mm100mm4.8m，规格Ф16—4800—100—6。150×150×8mm50×50mm、5.5×1.1m。1m7800mm250mm锚索：单根钢绞线，Ф15.24mm6.3m5（先放Z236（后放23m，间2.0m1.65m。锚杆形式和规格：平巷煤柱侧为Ф18mm圆钢锚杆，长度2.4m，杆尾螺纹为M20，规格型号为Ф18—M20—2000；工作面一侧煤帮为Ф18mm玻璃钢锚杆，长度2m，杆尾M16Ф18—M16—2000。Z2360690mm。120×120×6mm200×300×50mm3010°网片规格：平巷煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮,规格型号：50×50mm、3.0×1.1m；1m4800mm。靠近顶板的巷帮锚杆300mm800mm15°。3m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支区段平巷和区段回风平巷支护断面图如图6-3和6-4 井下概井下设计的原始条件和数井下设计的原始条件和数据见表7-1表7- 井下设计的原始条件和数 项目 数量 12“四六”3h4d5m66789高性性距离和货载1700m200m1900表7- 采区辅助序 单数备1运送人员人/2正常生产t/3安装架搬迁4安装搬家7272t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。辅助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，其运量见表7-2。矿井系1、方运煤：由于矿井井型大，需系统有较大的能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜煤层，且距离较远，故采用带式输送机运煤。辅助：轨道大巷采用无级绳绞车引小矿车。小矿车选用MG1.7-6A1.5ZK10-6/5501.5t固定车箱式矿车，由多级绞车串接牵引；轨道平巷内铺设轨道，亦采用1.5t固定车箱式矿车。2、系井下系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统工作面→带区皮带巷→带区煤仓→大巷→井底煤仓→大巷→主井→地面。掘进工作面→带区皮带巷→带区煤仓→大巷→井底煤仓→主井→地面。地面→副井→井底车场→轨道大巷→带区下部车场→带区轨道巷→地面→副井→井底车场→轨道大巷→带区下部车场→带区轨道巷→地面→副井→井底车场换乘站→轨道大巷→带区行人运料斜巷→采区设备选设备选型原1、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；2、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4、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5、必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否经济合理工作面运煤设备的选MG2×300W型采煤机、SGZ-8880/2×400W刮板输送机、SZZ-100/220型机、LPS2000破碎机，其性能特征技术特征见本设计第六章采煤方分带巷设备的选择：设计回采工艺时分带巷的设备已选SSJ1200/4×200大巷设备的选240t/a，属于大型矿井，高产高效，集中生产。为保证煤流的7-3DX型系列钢绳芯带式输送机。表7- 大巷带式输送机主要技术参ST25005°CST设计工作面采煤机最大瞬时出煤能力为1060t/h，工作面刮板机生产能力为t/h，机的生产能力为2000t/h，破碎机通过能力为2000t/h，顺槽皮带通过能力1800t/h，大巷皮带能力3850t/h。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与前面设备的能力相匹配，辅助大巷设备选小矿车。小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，其性能参数见表7-4表7- 1.5吨固定厢式矿项目型号容积装载量tt轨距轴距质量矿井提升概240t/a65.327.9年。煤层的埋藏浅，厚度大，储量丰富。矿井属高瓦斯矿井，煤层具有自然发火，煤尘有性3305m2107m6°17.8m25m2157m。主斜井采用胶带输送机提升副斜井采用绞车提升井下主采用胶带输送机，辅助采用无极绳绞车牵引的矿车。主副井提主井提1）240t/a160m=1400mmm/,α=2的钢绳芯带式3850t/h8-1所示。表8- 主斜井带式输送机主要技术参ST25005°CST2）能力验（1）主设备能力验主斜井强力皮带能力验算如下A=330×K×B2×V×r×C×t×10- A——t/a；KB——皮带机宽度，1.4m；V——皮带机速度，5m/s；r——松散煤堆容重，0.85t/m3；C——输送机倾角系数，1；t——日提升时间，16h；K1——2.4Mt330天。设计年产量小于主斜井胶带输副井提升设备选车辆：5t1.1t3m32.93t备不可拆最重件——32.8t（33t5.49tCK-668-2表8- 柴油机齿轨车技术参功率转数轨型异形轨：22自重最大牵引力最大制动力最大速度最大爬坡井上下人员运置一套乘人器其驱动部分设在井口在井底机尾设拉紧装置乘人器吊座间距为12m，运行速度1m/s运送人员能力为300人/h斜井乘人器的主要技术参数如表8-4所示。表8-4 12绳轮直径3钢绳型号、直径456最大静张力和7名义绳速18功率转速9器 4矿井概矿井地质概沁新煤矿位于山西省沁源县西部西部李元乡境内，东距沁源县城17km。该矿区地处沁水煤田西缘，霍山隆起以东，总体构造形态为一北北东倾向南东的单斜构造，地层倾角变化不大，一般在6－10°左右，次一级构造以较宽缓的背向斜为主，构造形态符合区域构造特点。区内断层不发育，地表未发现断裂构造，最高点在井田中部摇岭湾，高程1423.6m，最低点位于井田东北部河床，高程1152.0m，相对高差271.60m。井田内沟谷发育，并呈放射状展布。井田面积17.8km2，开采深度 .92m~+899.92m。本矿区位于沁子所含煤层为极不稳定的薄煤层，无开采价值。设计开采的煤层为2#煤层，位于山西组中部，上距1号煤层15.72-27.20m,平均间距20.45m，1号、2号煤层间距东北部较小（101号19号孔中部最（Q-1B号孔其它则变化不大煤层厚度1.30-2.29m,平均1.84m。变化规律西厚东薄，变化不大，煤层结构简单，在Q-1B、Q-2号孔各含一层夹矸，其余均13%m3/min为高瓦斯矿井，2#煤层煤尘有性；2号煤层煤的吸氧量为0.81cm3/g，自燃倾向性等级为III级，自燃倾向性为不易自燃。矿井开采技术条根据井田开拓设计确定：采用单水平长壁开采方法。井田分成四个带区。其中首280m4.6m3.2m，掘进断面16.56m2，带区回风巷宽4.1m3.2m，掘进13.12区段保护煤柱10m。工作面日生产能力为7272.7t。每日推进度为5.4mMG2×300-W0.6m99.1表 综采面部分机电设1234机5工作制、人40091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9.2所示。表 通风方式比初期投资较少，通风阻力较小，内部漏风工业广场没有主扇的噪音并列式安全性更风路较长，风阻较大，采空区漏煤层倾角大、埋藏深，但长度并不大，而且瓦斯、自然发火浅，长度不大，而且煤层较大（超过斯和自然发火严重的+420m2.4Mt4.8km，沿倾向布置三个水平，3.49km若采用并列式，工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱小，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道。但随着采区逐步向两翼，通风阻力不断增大，且井田长度较大，后期通风，此方式并不适合；且在地表要占用大量耕地，后期通风。，护煤柱周围带区时采用并列式通风风井建在工业广场内随着开采水平的加深，通风距离也越来越长，如果仍采用并列式通风，通风阻力会比较大，通风，通风，矿井主要通风机工作方式的选压联合式可产生很大的通风阻力，适用于矿井，新建矿井不采用。现将前两种工作、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、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。比较，漏风较大。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，过渡时期是新旧水带区通风系统的确（1）） 网络的内联分支上；当无法避免时，应有保证稳定的措施。）保证畅通9-表9- 采煤工作面通风系统分U工作面漏风小，稳定，易于管理，但上隅角瓦斯容易超限，工作面火的发生、发展规律，较为有利。由于巷道均在煤体重，因而巷道YEW型通风方了巷道的开掘和，漏风少，利于防火，在近水平煤层的综采工作Z一进一回，前期掘进巷道工程量小，比较稳定，采空区漏风介于U型前进式之间，但需要沿空护巷和控制经过踩空区的漏风，通风构筑为保证采区内通 的稳定，在巷道内设置一系列通风构筑物，控 的流向风门：在采区的上部车场、中部车场和下部车场以及一些人员和车辆可以通行，不能通过的巷道，至少设立两道风门，其间距要大于工具的长度。掘进通体涌出量的有害气体、产生的烟和矿尘，以及创造良好的气候条件，必须对独头掘局部通风机和启动装置安装在离掘巷道口10m外的进风侧局部通风机把新鲜经9.1所示。

9.1压入式通这种通风方式是把局部通风机安装在离巷道口10m以外的回风侧。新鲜沿巷道9.2所示。

9.2抽出式通9.3所示，其中压入式风筒出风口与工作面的距离仍应小于有效射程长度，抽出式风筒吸收风口与工作面的距离和压入式局部通风机所在位置有关。40-5010离还应大于烟抛掷长度，一般为30米左右，混合式通风机如图9.3所示9.3混合式通抽出式通风时，污浊必须通过局部通风机，极不安全。而压入式通风时，局部通风机安设在新鲜中，通过局部通风机的为新鲜，故安全性高。抽出式通风有效吸程小，排出工作面烟的能力较差；压入式通风风筒出流的有效射程达，排出工作面烟和瓦斯的能力强。抽出式通风由于烟从风筒中排出，不污染巷道中的空气，故劳动卫生条件好。压入式通风时烟沿巷道流动，劳动卫生条件较差，而且排出烟的时间长。煤矿中得到广泛应用。综合本井田的瓦斯浓度、掘进条件、粉尘浓度等因素，本次设计采用压入式掘进通风。矿井风量计通风容易时期和通风时期采煤方案的确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风时期。本设计只针对2号煤层。22012101工作面，共有两个煤巷掘进通风时41xx41xy工作面，并延伸井筒，共有通风容易时期和通风时期的通风系统立体示意图如图9.4、图9.5所示。通风容易时期和通风时期的通风网络图如图9.6、图9.7所示。9-4图9-5通风时期立体地地235789图9- 通风容易时期网络地图9- 通风容易时期网络地23 地图9- 通风时期网络各用风地点的用风量和矿井总用风 1.25，取Q≥(∑Qa+∑Qb+∑Qc+∑Qd+∑Qe 1.15～1.21.25～1.3。采采

采采 采采 表9- 面按断面面积的70%考虑，m2；1.31.4Qai= 4—每人每分钟供给4m3的规定风量所以综采工作面的风量为2600m3/min

173.925m3/min≤Qai≤3478.5m3/min

风量按500m3/min考虑。 工作面需风量为：600×2=1200m3/minm3/min本设计中取120m3/min。②充电硐室：120③检修硐室：120④其它硐室：240综上所述，硐室总风量：600（2600 +600）×10％=440m3/min①综上，考虑到矿井通风系数Kt，取Kt=1.2，结合(9-1)，通风容易、时期1Q=[2600+600×2+(120+120+120+240)]×1.2=528011Q=[2563.5+600×2+(120+120+120+240)+440]×1.2=581015280m3/min(90m3/s)，通风5820m3/min(100m3/s)。1.15Q综=2600Q掘进=600×2=1200(4)充电硐室：Q充=120(5)库：Q炸=120检修硐室：Q检=120其他硐室：Q其他=240其它巷道：Q其它=440m3/min表9- 各巷道允许的风速井 名1—2—83—84—856649-69-表9- 容易时期井巷风速验算 低高—4—8—8—6—4—6—44—6—8表9- 时期井巷风速验算 低高—4—8—8—6—4—6—44—6—8通风构筑为了保证矿井通风系统的稳定，在巷道内设有一系列构筑物，用来控制的流，风门：设置在上山的甩车道和绕道两侧新鲜进入回中的一组构，，密闭：设置在已回采区域平巷以及掘进巷道的双巷联络巷中进入的，矿井通风阻力计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、时期的最路线。矿井最路在通风网络图中选出最大的通风阻力路线，根据上述计算原则，算出此路线的阻力。通风易时期的最路线：地面→副井→井底车场→轨道大巷→进风行人斜巷→带区巷→采煤工作面→带区轨道巷→回风斜巷→风井→地面通风时期的最路线地面→副井→井底车场→轨道大巷→进风行人斜巷→带区巷→采煤工作面→带区轨道巷→回风斜巷→北回风立风井→地面矿井通风阻力计 与井巷壁摩擦以及空气分 =aLUQ2/S （9-a——井巷摩擦阻力系数，Q——通过井巷的风量，m3sS——井巷净断面积，m表9- 通风容易时期风路阻力计算Q-L-砼合 表9- 通风时期风路阻力计算Q-L-砼合 Hme=1.2hfe (9-Hmd=1.15hfe (9-式中：1.2——1.15——时期的局部阻力系数。hme=1.2×831=997时期：=1.15×1210 (9-矿井通风等积孔计算 (9-R——矿井风阻，N·s2/m8；hm——矿井总阻力，Pa；Qz——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2。R=997/8100=Ae=1.1917/√0.123=RAd=通风容易时期和通风时期的等积孔见表9-表9- 矿井等积等积孔表9- 矿井通风难易程度与等积孔的关系＜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，总风阻均小于0.35 选择矿井通风设选择主要通风5年；5°90%；hn=0。 式中：hse——通风容易时期主要通风机静风压hme——hn——hnhb——20～4532.5Pa故：hse=b、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 (9-式中：hsd——通风时期主要通风机静风压hmd——表示通风时期矿井通风总阻力hn——表示时期通风的自然风压，hnhb——50～10080Pa故：hsd=c、主要通风机的实际通过风量因有外部漏风(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 (9-

1.05——Q——风井总风量，m3/sQse=94.5时期Qsd=105 (9-==0.115 (9-=d时期：Hfd=Rfd×Q2fd=0.133通风容易和时期风阻见表9-12表9- 主要通风机选型参数一览根据以上数据，在扇风机特性图表上选定风机，该矿井北一采区风机型号2K60-NO.28见表9-13。2K60-NO.28型对旋式轴流风机性能曲线以及矿井理论与实际工况点如图9-13表9- 主要通风机实际工况装角/r·min-风压效率图9- K60矿用轴流式通风机№.30型n=500r/minZ1=14电动机选 时期主要通风机的输入功率Hfmin和Hfmax计算电动机由Hfmin/Hfmax=110/210=0.524﹤0.6，故通风容易时期和 （9-

He——电动机的输出功率Nf——η——0.90；Hee=141Hed=268YB355S2JBO630M2-89-14表9- 电动机参转速效率通风附属装置及其安全技矿井反风就是当矿井发生突变的时候及时使反向，控制和灾情的发展的如反风装置、防爆门、风硐和等。反风装置就是使正常反向的设施。当进风井附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘时，为了避免大量的CO和CO2等有害气体进入采掘空间，危及井下工人的生命种风机反转后的风量仍较高。本矿每年进行反风演次，每季度都要检查反风功能，保，槽中盛水以防漏风，深度必须大于防爆门的差。如图9-7所示。9-7防爆盖示意1-防爆井盖，2-密封液槽，3-滑轮，4-平衡重锤，5-风脚，6-本设计选用 内筒和外筒构成的环 ，它可以将风机出口的大部风硐是矿井主要通风机和出风井之间的一段联络巷风硐通风量很大其差安全的预防措预防瓦斯和煤尘的措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预防井下火灾的措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分黄泥用于时期灌浆。防水措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，确认无突水打开煤柱放水时底板原始导水裂隙有透水时12层13m4°56d班378a9井田长mm—高—初期并列式、中后期两翼对角—个1个0mmm个3大巷方———mm3/千杜计平、孟宪锐.《采矿学》.徐州：中国矿业大学洪晓华.《矿井提升》.徐州：中国矿业大学王德明.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学朱真才、韩振铎.《采掘机械与传动》.徐州：中国矿业大学郑西贵、李学华.《采矿AutoCAD2006与提高》.徐州：中国矿业大学钱鸣高、石平五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学于海勇.《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：中国矿业大学刘刚.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学林在康、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》.：煤炭工业中国煤炭建设.《煤炭建设井巷工程概算（2007基价）.：煤炭工业中配煤矿总公司物资供应局.《煤炭工业设备手册》.徐州：中国矿业大学李增学.《煤矿地质学》.：煤炭工业8~12m的速度向深部增加，一些老矿：巷道压力；巷道卸压；深部巷道支600m1000m73.19%53.17%。而随着开采深度的加大，巷道1.0~2.0m。巷道在服务期间需要进行不断的与返修，特别是它们的两类或三类的复合型，问题更为突出。严重时，在巷道掘进或使用期间将会在巷道中煤与瓦斯突出，甚至岩爆等动力灾害，严重矿井的安全生产。这不但造成巷道支护成本高，而且造成煤炭资源开采的极端，严重着矿井的安全生产。因此，深部巷道卸压支护技术显得尤其重要，本文σr→0σtH2—1形区的范围及变形量的大小是巷道的关键因素能否既使巷道周边P1②塑性区的范围不产生较大变形，改善巷道的状况？2-1P12-1示。受采动影响巷道的围岩变巷道围岩变形量的构巷道围岩变形规2-1所示。 巷道受上区段工作面(A)(A)巷道上方和采空区一侧顶板弯曲下沉和显著运动使得支承压力和巷道围岩变形速度都达或巷旁支护方式、工作面顶板岩层结构对该时期围岩变形量影响很大。3-1表3- 采区平巷不同矿压显现带内顶底板移近规各带内顶底板移近速度/mm﹒d-各带移近量所占比值/0.2～0.51受采动影响巷道矿压显现规巷道位置类区段巷道的位置和矿压显现规 煤体巷道(图2-2Ⅰ)，薄煤层、中(采动稳定)巷道(2-2Ⅱ1)；为煤体—煤柱(正采动)巷道(图1)掘进的巷道称为煤体—无煤柱(

图3- 来，供本区段工作面回采时使用的巷道，称为煤体—无煤柱(沿空保留)巷道(3-2Ⅲ2)煤体—1/3左右。煤体—煤柱或无煤柱(采动稳定(工作面前方采动影响)。但是巷道整个服务期间内，—煤体(2-1)。围岩变形量远大干无采动及一侧采动稳定后巷道。这类巷道的围岩变形量除了与定正采动煤体—无煤（ 动稳定正采动三种布置方式与上 分层主要有以下三种位置关系布置在 稳定的采空区下方附近无上分层遗留 （图3-（a； 下方，并在上分层护巷煤柱附近（图 （b道布置在上分层护巷煤柱下 （图3-（c中、下分层巷道如果位 上分层一侧已采的煤体附近上分层煤 的支承压力对下部分层巷道会产生一 影响。他的影响程度与巷道和上分层 体边缘之间的水平距离有关。一般情 下，水平距离超过2m影响已不明显 中、下分层巷道如果位于上分层两侧 已采空的煤柱附近由于受到上分层煤 支承压力叠加的强烈影响，围岩变形显改善这种巷道的要求巷道5～10m的水平

图3- 在已稳定的采空区下方靠近上分层护巷煤柱

著。为了与上分层距离。这的煤量损失厚煤层分层开采时实行 煤柱开采，既可以减少煤炭损失，又对改善下部分层巷道的十分有利。邻近煤层中的区段巷道，底板巷道的位置和矿压显现规在上部煤层回采活动影道与上部煤层回采空间的相的位置可归纳为以下三种情。经历保护煤柱两侧回采工作面的超前采动影响，见图2-

3-4区下部应力降低区内（2-4中ⅢI仅经历在应力降低区内的巷道掘进影响阶段，然后进入掘进2围岩变形要经历掘巷期间明显变A回采影响期间显著变形，B形速度持续变形(2-5(a))3围岩变形要经历掘巷期间明显变形．然后趋问稳定，工作面开采时引起围岩强烈变形，然后又趋向稳定(图2-5(b))。 钻孔卸横向钻0.8～1.0时可以保证做到这点.10m。基斯卡亚矿采掘工程平面图如图4-1所示。80m212.5m2h10煤层掘时进，用三节拱形金 4-

4-2450～820mm78～188mm4-2所示。纵向钻4-2示意。沿煤层先垂直于巷道掘进方向开一些缺口，从其中钻一排平行于巷道4-2在采用壁式开采方法时，在平巷1内回采小巷的切口附近安装钻眼设备2，并在煤层平面中钻进长度尽量大的一排钻孔3卸载钻孔之间留下煤柱4，煤柱的承载能力从6，以安装钻眼设备之用，并钻进下一排向钻孔。药壶药壶是在眼底部先少量装药成壶状，再将装药，不破裂岩体表面4-3法U·1·切尔尼亚克教授提出，用法卸压。这种方法的实质是用法在4-3法确定参数时，应考虑煤层底板度一般为巷宽的0.7倍左右。眼与水平的夹角，眼孔间距及深度，性能及装药量等。既要达到时，岩石从F·U·波克罗夫斯基提出，岩石破坏圈半径可用下式确定G炸——σ破——为了实用和近似计算，可采用A=3×105及γ=2300，这时上述可写成E 1.63G炸E σ破用实验方法确定。在温度为14-20%的泥质岩中，7号硝铵的装药量为0.1～0.3kg时，为0.4～0.8m.在泥质岩中当药包顺序时,为了保证岩石从一个孔洞抛到另一个孔洞,0.8D(D——药壶孔腔直径)0.152kg的药包时,在距药包0.6m处观测到0.6m的裂隙.钻孔与水平面的夹角一般为15°～30°及45°～60°。后可形成2m左右的松动带，扩展到煤柱下距离约2-3m深。松动带实例1，卡拉干达煤田矿井松动卸压实验参数见图4-4及表4-1示意。25m，在与承压力影响带以外。的下山中，下山底板含水，底鼓为u=0.15～0.2m/月。松动工作在掘进下山时滞后巷道工作面40m处进行。装药深度为0.8m。硝铵炸0.1～0.3m的松动腔。2.5190mm，未支承压力中进行重0.075kg。实验段。板移近量为180mm；未实验段移近量为480mm表4- 卡拉干达煤田矿井松动卸压实验参

图4-4方与水平面夹角（a3b22实例2：图4-5示意卡拉千达矿东平巷眼布置及参数，0.125kg。底鼓减少67-75%。4-

4-实例3：托列兹无烟煤联合公司列斯娜亚矿，h3煤层，采深750m东14大巷实验证明了效果很好。巷道掘进和松动同时进行，降到巷道中的岩石，随掘进出矸一当眼以25°、30°钻进时，岩石破坏带深度为1m。该段实验结果表明，在工作面后方30m左右，移动最剧烈——靠煤柱测为127mm，煤体一侧移近量为92mm。并在1.8m图4-7示意的工程，在工作面与平巷联接处（109mm）及回采工作面后方40m处移动量（126mm）71%82%。或者底板钻孔卸压，或底板钻孔后注浆。图4-7所示。顶 图4- 图4- U·L·4-8所示。沿布置巷道，保护下部宽度A为：n——14-9898m12.5m4～12m4-150～160m40～300m。采空区下掘进83～86%。24-10巷道围岩切槽卸4-11 图4-14-124-13当切槽深度b小于巷帮到切缝的间距a，a/b＞1时，开槽后的底板