往年设计参考08级采矿

矿区概述及地质特 矿区概 1.2.1地质构 煤 境界与储 2.1境 2.2.2.地质勘 井型校 开 4.1开拓的基本问 井 采煤方 井下................................................................................................................................................概 矿井系 带区设备选 带区设备选型及能力验 大巷设备选 辅助大巷设备选 矿井提 矿井通风及安 设计矿井基本技术经济指 参考文 专题部 浅析巷道、工作面过断层的方 引 断层及其对开采影响的分析方 断层的分析方 落差h与煤厚m的比值 断层与工作面的夹角 断层长度l和面积s的比值 综采工作面过断 现场创新应用与提 81203工作面地质情 综放工作面平推硬过落差15M大断 概 71203工作面概 71203工作面过DF7断层方案的确 71203工作面过DF7断层的工 巷道施工中存在的....................................................................................................... 参考文 翻译部 英文原 中文译 致 矿区概矿区地理位置与交探明储量2556Mt，其中精查储量1476Mt。全矿区规划7对矿井，规划能力10.05Mt，其中4对（车集、陈四楼、城郊、新桥）3对（葛店、新庄、刘河）。矿井北临陈四楼，南接新桥，地理坐标为：东经116º17′30″～116º25′21″，33º53′52″～34º00′35″。95km62km 河省南安省徽省勘探 公路地形地

图 城郊矿交通位置主要河89日），1～2m3/s。其上游永城市段常年关闸蓄水，致使下游断流34º附近，属半干旱、半湿润季风型气候，蒸发量大于降雨量，干湿差14.341.5-23.4962.9mm151.6mm556.2mm。大气降水量多集中在7～8月份可占全年降水量的50%以上年蒸发量1808.9㎜永城地区受影响不大，6居民、经济、资源供本区地处黄淮冲击平原东部土地肥沃人口稠密在范围内有大小村庄179个，1243753954701.5亩。110kv25000kw，目前已正式发电，二期工程已设计完毕。本矿井可供选择的水源 地质特地质地层产状总趋势向南西西方向倾斜。地层倾角一般在30~60，个别地段达到80~160。已查明断层8个，断裂构造20条。见图1-2《城郊构造纲要图。地层为北北东向，中部、北部由于小褶曲的影响，呈波状起伏，变化3˚～6˚,东向和近东西展布。二本精查勘探时在41km2范围内组合大小断层5条，其中较大的断层有2条，东北部即以一大断层F5为界。二N背斜断向斜N背斜断向斜洪屈岗陈斜正断二2煤层露柏背洪陈边庄斜窑柏向四向四里永马屈背城城斜岗背马蒋斜阁斜向斜斜斜小莫庄向二煤层特煤层为西北~东南，东北高西南低，平均倾角为5.82°，高差为550m左右。其中上部煤层更加平缓，倾角只有3度到4度，下部煤层倾角较大，部分地方达到15～20本的主要含煤地层有下二叠统山西组（P1s）及下石盒子组（P1x），两组煤系地层总厚度平均172.17m，煤层总厚度平均10.21m，总的含煤系数为5.93%。下二叠统山西平均总厚度为3.94m，含煤系数为3.8%。下石盒子组（P1x）含三煤组，由4～7个分层组成，分层编号从下至上分别为三1234、5、、、、67。煤层总厚度为6.27m，含煤系数为9.0%。内二2煤层为可采煤层，详见《煤层情况一览表》。表 煤层情况一览三煤组三10三10三三三10三1较稳定（311101二10二二煤22煤层为无烟煤，首先可作为化工用煤，包括气化用煤及发生炉煤气用煤和化肥用煤，其次作为动力用煤及民用等。表 各主采煤层的煤质特征下煤煤号号三2633)3)9二2)4))6)0))0水文地质44.29m的粘土隔水层，对矿床一般无充水影响。煤层顶板砂岩裂隙水是矿床主要直接充水的水源，但由于内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对将来的矿床开采一般不会造成太大的。22K3（L11灰岩，1.64m）50mL8灰岩（10.49m）80m，L8上距L1130m左右，其间又有泥岩，砂质泥岩相隔，基本无水力联系，因此，如不受断本断层富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大导水。综上所述，本是一个与外部水力联系微弱，补给不足的较完整的独立水文地质单矿井正常涌水量180～250m3/d其它开采地质条2煤层直接顶，底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩（5m600kg/cm20.5cm3/g。。 2.1境。以F5断层为界北西角以煤层露头为界长度约为10km南北长6.5～8.5km，平均长约为8km。煤层最小倾角4，最大倾角7，平均倾角6。。南北长约10.2km，东西宽约8.05km，勘探面积约78km2图2.1赋存状况示意矿井工业储量计构造类2.2.2.地质勘提交精查地质报告。1989年6省矿产储备批准。该历经29年勘探，施工钻孔335个，总进尺191546.11m，平均每平方公里3.3223.45m。储量，其它区域为A99.6%，符合煤炭工业设计规范要求。综上所述设计认为该已达到精查勘探的要求可以作为矿井设计及建设的依据储量计算0.8m0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；煤层容重：二煤均为优质无烟煤，其容重均为1.40t/m3矿井工业3.45m。因此在计算工业储量时1：10000煤层底板等高线图基础上计算Z=m×S／cosα×0.000001 Z——矿井地质资源量，Mt；m——煤层平均厚度，m；S————煤容重，t/m3,Z=3.45×1.4×7.8107／cos5.83=3.7871亿

Zk80%3.7871952.8785亿、矿井工业资源/根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式（2.2）Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2m22 g式中Z——矿井工业资源/gZ111b——探明的资源量中经济的基础储量Z122b——控制的资源量中经济的基础储量；Z2m22——控制的资源量中经济的基础储量；Z333——推断的资源量；k0.70.8。Z122b=37.871×30%×70%=79.5291MtZ2M11=37.871×60%×30%=76.1207MtZ2M22=37.871×30%×30%=34.16012.1探明储量控制储量由于地质条件稍微复杂，k0.8 Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2m22+Z333k=矿井可采储安全煤柱留设原20m10m根据经验边界保护煤柱留50m，断层保护煤柱的留设按落差大于50m时，断层两侧各留40m，落差大于50m时，两侧各留30m。本矿井内的几条大断层的落差均50m40m的保护煤柱。2.1。工业广场保护煤5-222.2井型2.43.0Mt/a2-130.0公顷。500m×600m6.2°，其中心1417条规定15m宽的围护带。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层2.3。2.3煤层厚度冲击层厚度фδγβ-106

，根据城郊矿的实际情况边界保护煤柱取30m宽，则边界保护煤柱的损失按，

PHLmP——边界保护煤柱损失，万t。H——边界煤柱宽度，m；L——边界长度，m；r——

P30366273.451.4104530.73万断层保护根据经验边界保护煤柱留50m，断层保护煤柱的留设按落差大于50m时，断层两侧各留40m，落差大于50m时，两侧各留30m。本矿井内的几条大断层的落差均大于50m50m的保护煤柱。2.4断层落差根据经验边界保护煤柱留50m，断层保护煤柱的留设按落差大于50m时，断层两侧各留40m，落差大于50m时，两侧各留30m。本矿井内的几条大断层的落差均大于50m50m的保护煤柱。F30.355106F50.534106F140.498106

11

2.5储量2.5储量矿井可采kgZZPkg

式中：Zk——万tZg——矿井的工业储量，设的永久保护煤柱损失量，万t；厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85。本设计矿井3#煤层厚度为6.11m，15#煤层厚5.05m0.75矿井工作制说明》,33016小时。本矿井矿井设计生产能力及服务确定依矿井设计生产能本矿井范围内煤层赋存简单，地质条件较好，煤层属中厚煤层，厚度变化不大，3.0Mt/a。矿井服务是煤矿生产建设的重要指标，是选择开拓方式的重要依据之一。矿井可采储Zk、设计A、矿井服务年限力T三者之间的关系为：T

T——矿井服务年限，a；Zk——矿井可采储量，Mt；A——设计生产能力，Mt；K——1.4T=67.5（aT=Z=189.25／(3.0×1.4)=42.06a〉表 6——3-——1.2-0.45-井型校列式通风。辅助大巷进风，煤炭大巷回风，工作面采用后退式U型通风，通过第3.1。 开开拓的基本问、开拓是指在范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入，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。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。、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4.1。表 井筒形式比1环节和设备少、系统简单、费用低内煤层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，道路布置合理依据本矿实际条件，同时满足井筒位置确定的原则，主、副井均布置在高级储量 工业场地的位工业广场地应具有稳定的工程地质条件，避开法定保护的古迹，风景区、内距水源，电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理1）的和倾向的中下部2）工业广场的长边与边界平行600m500m开采水平的确定及带（采）区划合理的阶段斜长要便于煤炭的，便于辅助提升，方便行人。同时还要考虑要有合要有利于采区的正常阶段斜长越长，采区储量多，采区的服务年限就越长，越有利于采区的。产能力，减少开采水平和同时生产的水平数目。故在、通风、排水、巷道等技术650m倾斜煤层的阶段垂高为150～200m，若采用上下山开采可以适当延长阶段垂高，因此本矿主要开拓巷道和井底车场的布1）大巷的布由于本煤层埋藏比较深，但煤层较薄，平均厚度不到3m，且煤层顶底板条件良2砂岩，后者相对于前者费用较低，但基建费用比较高，且井底车场的位置要与矿井的方案比1主、副井井筒均为立井，布置于中部边界，设两个水平。轨道大巷采用电机车运输。轨道大巷和大巷均布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，大巷作4.1。4.1主、副井井筒一水平均为立井，二水平为暗斜井延伸，轨道大巷采用电机车，轨道大巷和大巷均布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，回风大巷布置在煤4.2。4.2主、副井井筒均为立井开拓，布置于，轨道大巷和大巷布置在岩层中，4.3。4.3大巷采用电机车，轨道大巷和大巷布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩4.4。4.44.22×170×3000×10-1440×1050×10-1290×800×10-1440×1150×10-1300×900×10-(400+650)×900×10-石门×10-0.127)×10-4.32×150×3000×10-1152×1050×10-1143×800×10-1152×1150×10-1300×900×10-(400+650)×900×10-石门×10-0.14)×10-根据上述比较我们可以看出立井暗立井延伸方案比暗斜井延伸方案在投入方面要省而且立井延伸提升和排水都可以完成不需要中转环节而暗斜井延伸需要中转环节，可靠性不如立井延伸高，故经过粗略比较本设计确定使用立井双石门延伸方案。1313中确定出一个最合理的方案。1331高一些，但是其4.4立井井筒副井井筒井底车场主石门0大巷立井井筒副井井筒井底车场主石门大巷提升/提升/大巷及石门 × × × 万/220×24×365×45.72220×24×365×38.85220×24×365×45.72220×24×365×14.74220×24×365×14.74表 基建费用工程量工程量表 生产经营工程量单价1表 费用汇总百分率百分率-700m，矿井基本巷井形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，费用低以及便于施工等优点，因此主副井筒及采用圆形断面。8.05t5t4.6。，风井井筒采用立井形式，圆形断面风井净直径为6.5m。采用混凝土支护方式，44.18m2,63.62m24.7。， 提升容两对16t7.5 450井筒支钢筋混凝土井基岩段毛断面钢罐表土段毛断面4.5主井井筒断面 300万提升容一对5t矿车双层罐一个5t底卸矿车双层车罐笼带平衡 493井筒支段钢板复合井基岩段毛断面基岩段混凝土井表土段毛断面4.6760470760470 102 6.5 5884.7井底车场及硐井底车场是连接矿井只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、供电和升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。井底车场的形式有环形式和折返式两大水平主井、副井距主要大巷比较远，可利用主要辅助巷道作绕道回车线及调车线，从4.8

图 井底车场平面布置示意机和箕斗提升的潜力，井底设置两个直径10m，高25m的圆筒煤仓，总容量约4000、副井系统硐室由水泵房水仓清理水仓硐室变电所调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把变电所和水泵房布、、、主要开拓的条件。由于大巷将在矿井整个服务年限内使用，时间长且工程量大。但是本煤层系中厚煤层，煤厚为3.45m，煤层大巷并不是特别。同时采用煤层大巷可以节140m50m40m煤炭大此巷内采用钢丝绳芯胶带输送机煤炭，并铺设有轨道，并铺设有轨道，以便于胶带的维修。断面需要满足一定的要求，不设人行道。大巷净宽度可由下式计算： b—输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道取800mm，带区巷道一般取c—1040mm。则大巷净宽度为 ，，大巷的断面如图4-11所示大巷特征见表4-19 表4-20。回风石门选用的断面与大巷相同。，， b—车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道一般取580mm，带区巷道一般取300~500mm765mm；d1、d2——双轨巷道中两辆对开列车最突出部分之间的距离，取730mm。则轨道大巷净宽度为：21385765 7305000mm轨道大巷的断面如图4.12所示，轨道大巷特征见表4.21，轨道大巷每米材料消耗量见4.22。各主要开拓巷道的断面尺寸均按设备的外形尺寸以《煤矿安全规程（2010年版）第19条、第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300mm4-6。断面净断面净铁Ⅲ4.10断面净铁Ⅲ煤层地质特带区位矿井首采区位于北部第一水平俯斜带区北以边界煤层氧化带为界西临断层保护煤柱，南以井底车场为界。带区东西长约为4.2km，俯斜开采带区倾斜长2～3km。带区煤层23.45m4~7，煤层结构单一，煤的2~31.4t/m35.1。5.1二2亮615-11-采区中各煤层沼气含量一般小于0.5cm3/g属低沼气矿井各煤层均无煤尘。地质构响生产，煤层起伏不明显，倾角6°左右，无明显的变缓、变陡趋势。顶底板特2煤层直接顶，底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩（5m600kg/cm225.2表 二2煤顶底板特厚度水文地会造成太大的。太原组上段灰岩是开采二2煤层的间接充水含水层，二2煤底板下K3（L11灰岩平均厚1.64m）平均距离50mL8（平均厚10.49m）平均距离80m，L8L1130m左右，其间又有泥岩，砂质泥岩相隔，基本无水力联系，因此，如不受断裂构造影响，正常情况下不会造成突水。本断层富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大导水。地表情带区巷道布置及生产系带区准备方式的确的硐室车场，因此巷道系统简单；系统环节少，费用低，系统简单，设备、数量用电机车辅助，可以很好的解决辅助问题。（1）（1）带区巷道9巷布置在煤层中采用掘进机掘进掘进速度快故在大巷和回风井贯通形成回路后大约留5米的小煤壁保证采空区的瓦斯以及涌水不会到掘进巷道工人的安全这样能很有效的提高条带的采出率，充分体现了本矿井设计对国家一些要求的执行。122530m240m4.7m宽，3.0m21082104带区内各工作面采用一进一回U型通风系统，即：工作面东侧（进风侧）布置一条进带区，带区内条带斜巷铺设B=1200mm的胶带输送机煤炭到大巷胶带机，带区内辅助采用电机车，材料车从井底车场出来，经辅助大巷到集中平巷再到回采工作面的辅助斜巷，再到工作面。，生产系全矿井煤的全部采用胶带机，实现连续。采用大巷两侧直接布置工作面带区内的开采采用U型后退式（面向煤层集中巷，系统简单，漏风小1）路副井—→井底车场—→轨道石门—→轨道大巷—→带区下部车场—→—→工作面—→带区斜巷—→带区行人回风斜巷—→大巷—→东风工作面—→带区斜巷—→溜煤眼—→大巷—→石门—→井底煤仓—副井—→井底车场换装站—→轨道石门—→轨道大巷—→带区下部车场—→道斜巷—→出矸地—→辅助大巷—→辅助石门—→井底车场矸石换装站—→副地面变电站—→副井—→变电所—→煤炭石门—→煤炭大巷—→采区变电所—→辅助顺槽—→工作面分带顺槽—→辅助大巷—→辅助石门—→井底车场—→井底水仓—→副带区内巷道掘候使风机串风。每个掘进工作面配备两台FD-Ⅱ型2×55KW局部通风机，通风方式为带区生产能力及采出300万t/a，一矿一面，采用综放工艺，实行“四六”工作制，三240m3.45m0.865m9个循环组织生产。设3.45m95330天。A循 式中：A循——工作面循环产量，t；S——循环进尺，m；M——煤层厚度，m；Cγ——煤的容重，R＝1.4t/m3则：A循＝240×0.865×3.45×0.95×1.4＝952.14A0＝A循 式中：A0——工作面年生产能力，万则：A0=952.14×9×330＝282.8万t正常和准备时间、采掘运和通风的准备水平及设备能力。A区 式中：A区——带区生产能力，万K1——1，带区内同采两个工0.95；K2——带区内掘进出煤系数，取则：A区=1×1.1×1×282.8＝311.65万t/a分带储量＝＝240×2510×3.45×1.4×10-4=2909.6万割煤损失＝＝240×2510×3.45×0.05×1.4×10-4=14.5万采区采出率采区工业储量开采损失

式中：Sm2 =10066.31万(40×254×7+4×22×2510）×3.45×1.4=181.18万工作面采煤损失＝(1-95％)×10066.31＝503.4万三角煤损失：=27.62×104×3.45×1.4=132.9万根据《煤炭工业设计规范》规定：采（盘）0.750.80.8591.4范》规定。带区车场及主要硐带区下部车场设本矿井辅助采用轨道列车且煤层倾角很小约6°因此车场非常简单一个绕道5.7°8°完全可以适应在斜巷和大巷连接处需抹角抹角大小为33m与大45°角以便于轨道列车的拐弯。带区主要接搭接，每个带区均设盘区煤仓，通过煤仓与煤炭大巷连接。大巷采用输送机连续时，煤仓容量要求为带区输送机0.5小时运量。垂直式便于，不易堵仓。因此本矿带区煤仓采用垂直式煤仓，圆形断面，直径7m。煤仓高15m。井底变电所至带区的供电系统电路压降较大，为保证带区正常生产，需布置带区变电所。带区变电所应设在通风良好，围岩稳定，地压小，易，无淋水，易于搬迁变巷之间。变电所采用锚喷带支护，底板用100号混凝土铺底并高出邻近巷道底板200～300mm0.3%的坡度。采煤工艺方带区煤层特征及地质首采带区属二2煤层，平均厚度3.45米，结构单一，赋存稳定，硬度中硬，普氏硬度为2～3。全区稳定可采。带区内煤层倾角在4°～7°之间，局部10°，平均6°；无烟煤，容重为1.4t/m3，硬度2.5左右；瓦斯含量普遍较低，一般小于1cm3/g；煤尘的性和自然发火性都较低。煤层老顶为中2.55~16.50m10.22m0.86~9.35m2.36m，0.30~6.31m2.8m，灰黑色、平坦状口；老底为灰色中厚1.05~4.3m3.9m半坚硬坚硬岩。该盘区平均瓦斯相对涌出量为0.5m3/t，涌出量较小。煤尘没有性，无自然发200m3/h280m3/h确定采煤工艺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。采2.7~5.2m可达到93%-97%以上。但巷道掘进较多，万吨掘进率高；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，需要等到再益巷道掘进较少减少了巷道 工程量同时生产也相对集中工作面搬家次数少工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集但煤炭损失较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片帮；初步确定选择放顶煤或一次采全高的回采工艺较合理。本煤层平均厚3.45m，开采技术条回采工作面参240m2510m3.45m3.45m1247.4m置两条斜巷：一条进风兼辅助，一条回风兼运煤。两斜巷设计均为矩形断面，其中运4.6m3.2m4m3m；6.16.1工作面配套设DBT－Schitd255／550回采工作面破煤、装煤方入溜槽结合矿上实际使用情况工作面选用德国公司生产的SL500电牵引采煤机，德国DBT公司生产的PF4-1132型刮板输送机。双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循6.3、6.4。采煤机中部斜切进刀单向割煤跑空刀和采煤机端部斜切进刀双向割煤方式的各自优6.2。6.2采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线两个滚筒的截深全部0.6米后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机40（6.1）图 采煤机斜切进刀示意0.9m之内。否则，会使输送机过度弯曲，造成采煤机运行，严重时会损坏采煤机滑靴。移架工作面的支架要及时移动滞后采煤机后滚筒割煤不能大于三架的距离15m采煤机组割装煤和前部机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架掩护梁和插板上破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部机平行运煤，集中到桥式机和胶带输送机上运出。6.3项目 数目型号采高m截深mmm量m表6.4刮板输送机技术特 型号DBTmV回采工作面支护方回采工作面支护采用支架支护根据工作面顶底板岩性及煤层厚度采高等条件，DBT313661456.5。6.5DBT－Schitd255／550型式mmmtm 则：F＝8×3.45×2.3×103×9.8×8.85根据支架说明书提供的支架工作阻力为8638KN大于8倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由EHP－3K200／53型液泵提供，液31.5MPa。该支架采用先进的电液控制系统，可实现多种移架方式及推溜方式自动顺序移架，每次移一架；推溜采用双向成组推溜，每组设置为12架。拉架滞后底滚筒端头支护及超前支护端头采用端头支架支护顶板刮板机头以及机等设备放于端头支工作面采用单体支柱加铰接顶梁进行超前支护超前支护长度不小于40米0.8m。胶带巷的超前支0.8m。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,3m，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。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，以防撞50m回收,70m以外.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，有明显错差（2／3200mm。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。若推溜时，不100mm1050m，33台端头支架，其滞后普通支架一个循环，25m段是压力集中区，特制订以下管理措施。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，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方在其下支上点柱将板梁打起然后在支柱将板梁升紧单体柱要支正升紧，在各点落煤处加设缓冲装置5m/min150－200mm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，且工回采工作面正规循环13.45m10米随巷道顶底板平缓过渡。循环0.865m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“四六”制作业（一个班检修，三个班生产，均执行现场交制，每班有效工时为六个小时。396.66.6 采煤机2222822228刮板机111机泵站4皮带机333端头3334清煤工 333验收员11 2.循环产量按下列计算Q1＝ Q2＝ Q＝Q1+ Q1——3.45m采高段一刀煤产量，t；Q2——割过渡段一刀煤产量，t；QL13.45mM1——工作面中段采高M2——工作面过渡段采高，取平均值P——煤的容重，1.4t／m3则：Q1=（240—20)×0.865×3.45×1.4×0.95Q2=20×0.865×3.05×1.4×0.95循环产量：Q=Q1+Q2=889.3470.18日产量=Q×日循环数=959.52×932元/6.6。3工作面生产循环作业3.45m0.865m，采用四六作（两班生产一班检修每个生产班割煤日循环为3个工作面正规循环图表6.9。表 工作面循环作业图班班时工作面长/m 13 采煤机割0检修生产三生产二生产一4工作面成本C1C2C3C4设备折旧费1.866（元/t。工资1500元，工效为63.97t。则吨煤工资费（C2）为500/63.97＝23.4（元/t）采面材料费（C3）6.0元/t（见《采煤工作面分册》第七项。a动力用电消耗其中：电机容量总和取2500kW，循环开动小时数取6h代入得：动力电耗2500610.92/2750＝5.02（kh/tb照明用电耗＝照明用电总功率×循环照明时数/其中：照明用电总功率——200kW代入得：照＝200×8/2750＝0.58（kWh/c电费总消耗

单价——0.40元/kWh代入得：＝2.23（元工作面吨煤成本6.71m23m4m5°6%7m8个99mt个回采巷道布回采巷道布置方1.0.5m3/·d3.0t/，根据以风定产的要求以及后U段平巷布置式输送机，运煤兼回风，区段辅助平布置轨道，辅助兼进风。（2回采巷道支护参条带斜巷断面均为4.7m宽，3.0m高采用胶带输送机运煤绳牵引卡轨车辅助，故2108条带斜巷布置1200mm宽的胶带运煤，2108条带轨道斜巷布置轨道以及动力4.7m3.1m。为Z2360（后放16mm2000mm。为Ф16—4800—100—6。150×150×8mm15度角，其余与顶板垂直。50×50mm、5.5×1.1m。0.8m5800mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮为K2335（先放两支规格为Z2360（后放。锚索矩形布置，每排2根，排距1.6m，间2.0m1.0m。锚杆形式和规格：条带斜巷煤柱侧为Ф16mm圆钢锚杆，长度2.1m，杆尾螺纹为M20,规格型号为Ф18—M20—2100；工作面一侧煤帮为Ф16mm2.1m，杆尾螺纹为M16,规格型号为Ф18—M16—2100。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度2000mm。托盘：采用拱形高强度托盘,规格为120×120×6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为200×300×50mm1515,50×50mm3.0×1.1m；400mm400mm。帮支护最大滞后顶支护为3m图6.2条带斜巷断表6.8条带斜巷断面特征树脂锚杆长净掘宽高煤6.9树脂锚杆长净掘宽高煤6.36.10树脂锚杆长净掘宽高煤井下概矿井设计生产能力及工作制员等的作统筹安排，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助采用架线式电机巷和工作面煤炭采用胶带机连续不间断。330煤层及煤带区所采煤层为二2煤层。二2煤层为一稳定~较稳定、结构简单(偶含泥岩夹矸一层)的厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在4°～7°，平均6.2°；无烟煤，容重为1.4t/m3，硬度2.5左右； 内瓦斯含量普遍较低一般小于0.5m3/t；二2煤层属低灰分特低硫，2煤层为无烟煤，首先可作为化工用煤，包括气化用煤及发生炉煤气用煤和化肥用煤，其次作为动力用煤及民用等。煤尘的性和自然发火性都较低。距离和辅助设斜巷平均运距为2600m,最大运距3000m巷平均运距为1200m最大运距3500m。6500m。9082.5t,掘进工作面日产量393t，运煤系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）方运煤：由于矿井井型大，需系统有较大的能力，煤层赋存条件简单，且距离较远，故采用胶带机运煤。辅助：回采工作面为大功率采煤机进行放顶煤开采，巷道掘进采用掘进机掘进、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度快，需要便、灵活机动和快捷的方式与之相配套，电机车是很有发展潜力的一种方式和掘进机、回采工作面快速推进相配套的有效辅助方式。架平板车上，由牵引车送到工作面和使用地点，再用小绞车协助安装到位；采煤机和掘进机等用特制的平板车下井在井底车场换装站换装到采煤机掘进机的特殊车上，由牵引车牵引运至工作地点，其中采煤机直接由平板车送到采面就位。材料和油品等轻型货物由材料车下井后，采用矿车运送（2）系工作面—→带区斜巷—→溜煤眼—→大巷—→石门—→井底掘进工作面→掘进面皮带斜巷→主大巷→主井井底煤仓→主井→地分仍需运出井下。其系统如下：出矸地—→辅助大巷—→辅助石门—→井底车场矸石换装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，要采必须注意尽量减少的次数不要出运现输送机—轨道—输送机—轨道必须使设备的、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）.设备选输设备配套选型如下：刮板机型号为PF4-1132，机型号为PF4-1132；破碎机型号为Wb1418；顺槽皮带型号为SST7.4。7.1刮板输送机技术特征 型号DBTmV表7.2机技术特项目单位型号mV长宽高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。7.3破碎机技术特征项目单位型号tV长宽高7.4顺槽皮带技术特征项目单位型号V带速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2000t/h，工作面刮板机生产能力为2500t/h，机的生产能力为2500t/h，破碎机通过能力为3000t/h，顺槽皮带通过能力为2500t/h，盘区系统各设备生产、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。大巷设备选主大巷设备选设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，大巷带式输送机的能力应与采区采煤设2200t/h不设缓冲煤仓长壁长壁回采工作面顺槽带式机来煤和连续采煤机来煤同时直接装到大巷带式输送机上大巷带式输送机承担全矿年产300万t煤炭的任务属大运量、1400mm,4m/s采用ST可控启动装置，配Y630-47.5。7.5大巷带式输送机主要技术参数ST250041：1筒CST630KSi=19.253辅助大巷设备选 使用和长期证明与连续采煤机掘进、回采面快速推进相配套的有效辅助方式，该方式除了设备一次投资高和设备量较大外，系统敷设与工作量极少，且很少受到中间环节的干扰，非常灵活，这就是为有效利用工时、实现快速采掘创造了有利的条件。故辅助采用无轨胶轮车,井底车场中设人员乘车站、材料设备换装站。井下车辆特7.6。表7.6井下车辆特征及用外形尺寸(辆长宽高2大巷牵引2铲2支架短途62材料短途机164工人24UC-2221送2162114设备能力验主设2200t/h不设缓冲煤仓长壁长壁回采工作面顺槽带式机来煤和连续采煤机来煤同时直接装载到大巷带式输送机上。大巷胶带机能力为2500t/h，能满足要求。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52人，所选的MT-16型14座人员运送车四辆，TY2/4FB4472人，可以满足人员运送正常生产期间材料、设备运量为每班52t，根据运距5650m，平均行车速度10km/h，装卸载调车等车时间0.5h/次，牵引车每班可运行5次，所选15t牵引车2辆，每班能力为75t，大于每班运量，可以满足材料、设备的要求。矿井提升概300万t/a67.5矿井属低瓦斯矿井，煤层无自然发火，煤尘无性。330矿井开拓方式为矿井开拓方式为立井两水平开拓：一水平标高-450m，二水平-700m主井采用一对16t的箕斗提升，副井采用罐提升。井下主要采用胶带输送机运输，大巷辅助采用架线式电机车，条带斜巷采用胶带输送机主副井提已知数300万t/a330d18h单水平提升，一水平井深为-480m主井提升设备选3.0Mt/a，属于大型矿井，矿井生产的全部煤炭均由主井箕斗提升750m16t双箕斗。8.18.112t3456m7tA8BCD断面宽度9间距间距3.5m绳塔式摩擦轮提升机两套，由德国SIEMAG公司提供，主要电控设备ABB公司提供（主变压器，励磁变压器及高压开关柜2600kW，12脉动交-8.2。8.2t交-设有一个井底煤仓，总容量为2000t。煤仓下装有两台KS-18/15型防爆往复式定量仓至装载设备定量仓，经称重后，由气动操作和分配溜槽翻板交替，向箕斗内装煤。短提升循环时间，安全可靠等优点。在主井井塔内卸载位置对应2个箕斗分别安装有2套扇形闸开闭装置和连接煤仓与箕斗的活动舌板，的开闭及活动舌板的动作均采用气动控制，箕斗扇形的每一个开闭气缸均采用双路井排气系统，以尽可能提高开160t，设有煤位及煤流讯号装置，受煤仓下安装有两台电动给煤机。主钢丝绳由德国SIEMAG670m5.02kg/m35mm1670N/mm2，主绳10.13kg/m1375N/mm28.3直径单位重量抗拉强度63、提升机卷筒体积庞大而笨重给制造安装等带来很大的不便摩擦提升与之相比，、副井提升设备选8m500m，装备两套落地式摩擦轮提升机，能满足大型设选用德国SIEMAG4×412508.4。表 主提升机特交-5t5t双层单车及一个小罐笼。罐笼内设有轨道，可升降5t无轨胶轮车及有轨平板车和矿车，可升降总重不超过23t的大绳8.5副井提升钢丝绳参数直径单位重量抗拉强度42井上下人员运由绳牵引卡轨车来。条带斜巷中使用的卡轨车型号为：绞车形式：绞车滚筒直径：1000mm钢丝绳直径：21.5轨型、轨距：18号槽钢、600mm90kN45最大爬坡能力：25矿井通风系统选矿井概城郊位于省永城市境内覆盖城关乡城厢乡的全部及侯岭双桥十八里、将口乡的一部分。南北长约10.2km，东西宽约8.05km，勘探面积约78km2，内地势本矿主要采用倾斜长壁开采，在局部地区用长壁法开采。3.7930067.5223.45m4~7o6.2o2贫煤数量较少，除它的发热量量稍高于无烟煤外，其它煤质特征与无烟煤相似。二2煤层动力用煤及民用等。中各煤层沼气含量一般小于0.5m3/t，属低沼气矿井。各煤层均无煤尘。各煤层均属不自燃发火煤层。煤层-500m以浅的地温一般低于-600m以深的地温除东南部小面积低温区外，一般为一级高温区。矿井设计生产能力3301640097开拓方本矿井采用立井两水平暗立井延伸方式开拓，第一水平标高-450m，第二水平标高-700m。为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在内划分7个带区、167.5a。开采方240m30m20m9082.91t/d6.5m，采煤机选用德国SL5000.865m刀。9.19.1大采高工作面部分机电设备一览表1SL5002×750214003PF4-11323154SST140058638变电所、充电硐室、井下辅助大巷采用蓄电池电机车辅助，带区区段辅助采用无极绳，井底车场设变电所充电硐室首采带区内不再设置变电所由井底车场库提供。工作制、4009755矿井通风系统的确矿井通风系统的基本矿井通风方式的选（1一般说来，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。表 通风方式比系统铺设防尘洒水管央并列式安全有时初期投资井筒数目多煤层较大4km上部距地表较发火严重的新煤层距地表或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的，煤层为近水平煤层，分南区和北区，共布置7个带区和一个盘区。矿井年产量3.0Mt，为特大型矿井长度大于4km，煤层倾角小煤层无自然发火煤尘无性，，矿井通风方法的选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要时作业时，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%工作面通风方式的选定的影响。下面是选择不同的进风回风巷道进行比较：、选择平巷作为进风巷，辅助平巷作为回风巷方向和运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，使中的煤尘浓度增大；煤炭在运输过程中所涌出的瓦斯，使进中的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全条件；输送机所散发的热量，使进温度升高，从而增大工作面的温度。、选择辅助平巷作为进风巷，平巷作为回风巷，选择辅助斜巷作为进风巷斜巷作为回风巷虽然避免了上式的缺点，但是，胶带输送机处于回中，容易引起瓦斯的。，择辅助斜巷作为进风巷，斜巷作为回风巷。UWYZ：“U”形通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有系统简单、漏风小等优点，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，工“”形通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜有利于上下平巷安装机电设备，备回风上山，增加了巷道掘进、费用。要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放烟、煤尘速的情况；同时也需要在边界准备回风上山，增加了行道的和掘进费用。段平巷、回风巷均要先掘后留，、掘进工程量大，故较少采用。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。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，防止短路。，，矿井风量计逆风将各地点计算值乘以系数1.2就是各用风地点的实际风量，采煤工作面只配计算的风量，两区段平巷的风量乘以系数1.2.顺而下，遇到分风地点则加上其他风路的风量，工作面所需风量的计（110.5m3/t，以瓦斯涌出量计算工作面风量。即： 100 w

1000.51.49082.5/6024444.51(m3/式中： ——第i个采煤工作面的瓦斯相对涌出量，m3tKai——第i1.4~2w——工作面日产量，9082.5t/d9.39.3工作面适宜气候条件

Qai60Vai601.8713.231484.4(m3/

——第im ——第im213.23m 4N,

433132(m3/Ni——第iQai460 Qai0.2560198.45m3/min1484.4m3/min3175.2m3/掘进工作面需风

1484.4m3min和Qb计算：Qb=Qb1+ 式中：Qb1——条带斜巷掘进面需风量Qb2——条带进风斜巷掘进面需风量下面先计算Qb1 根据《矿井安全规程》规定，按掘进工作面回风中瓦斯的浓度不得超过1％的要Qbi Qbi——第ｉKbi——该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kbi＝1.4；则掘进工作面需风量：Qb1=100qbi×Kbi=100×0.95×1.5=142.5（m3/min）取：Qb1=Qbs×I1+15S 式中：Qbs——500 Sb1——掘进工作面平均断面积，14.1m2；Qb1=500×1+15×14.1=711.5 式中：4——4m3故工作面风量：Qb1=4×40=160m3/min。由以上三种方法计算的条带斜巷掘进工作面所需风量最大值为Qb1=711.5m3/minQb1≥15×Sb1=15×14.1=211.5m3/minQb1≤240×Sb1=240×14.1=3384式中：Sb1——掘进工作面的平均断面积，m2；对于该工作面：Sb1=14.1211.5m3/min<Qa<3384Qa511.5m3/min同理可确定条带进风斜巷掘进工作面的需风量为Qb2=507m3/minQb=Qb1+ 硐室需风9.4需风量库其它巷道所需10%计算。矿井总风量计

Qa——m3/min；Qb——掘进面所需风量，m3/min；Qc——Kt——1.2；Q4N

N——井下同时工作的最多人数，400Kt——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取则Q44001.21920

4795.5m3/min风量分根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地20%，工作面风量为：Q工作面=1484.4×1.2=1781.3m3/min掘进工作面Q掘进硐室：Q硐室=930×1.2=1116其它巷道：Q其它Q余=Q总－(Q工作面＋Q掘进＋Q硐室+Q其它9.8Q余 =96.43允许风速——8—81864—9.6m <4条带斜 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。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、时期的最大矿井通风总阻力计算10%15%计算；350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。确定矿井通风容易和时15~2015~20年，因此本通风设计只针对第一水平以上部分进行设计。本矿井前15~20年采用并列式通风，只在工业广属于矿井通风容易时期的通风路线；二带区处于的东翼，通风线路长，属于通风矿井最路通风容易时期最路地面→1→2→3→4→5→6→7→8→9→17→18通风时期最路地面→1→2→3→21→22→23→24→25→26→17→1876457645图 通风容易时期立体1212图9.2通风时期立体矿井通风阻力计hfr hfrα通风容易及时期风网图（如图9.3，图3535678图9.3通风容易时期风网1123图 通风时期风网9.79.8。9.9。9.7Q/带区斜表9.8时期阻力计Q/带区斜9.9阻力矿井通风总阻力计hme1.1hfei（9.10）hmd1.1hfdi1.1——为考虑风有局部阻力的系数hfei——hfdi——矿井通风 hme——矿井通风容易时期的总阻力，Pa；hmd—h则 h矿井总风阻和等积孔矿井通风等积孔计算：A1.19

矿井通风总风阻计算：Rhh（9.13h（1）矿井总风阻为：Re1317.7384.70.18 总等积孔：Ae 2

总等积孔：Ae 29.109.10等积孔表 矿井通风难易程度等积孔对照矿<11～2>20.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。选择矿井通风设选择矿井通风设备的2110年。5°90%。150m主要通风机必须装有反风装置，必须能在10min内改变巷道中的方向故打开后易于复原，并在通风机反风时不被顶开。通风机的根据前面计算，用扇风机的特性曲线来选择主扇，要先确定通风容易和通风150m以下，井深均大400m时可应计算自然风压，由于本矿井的进风井（副井）与风井的井口标高相差远小于150m;而且副井第一水平井深450m，大于400m，自然风压对通风机的工作影响较小，hfsmin=hrmin+h风 hrmin——h风硐——表示风峒的通风阻力，通常为20～100取100Pa。故：hfsmin=1317.73 +100=1417.73（Pa）通风时期，主要通风机静风压hfsmax=hrmax+h风 式中：hrmax——表示通风时期矿井通风总阻力h风峒――20～100Pa100Pa。故：hfsmax=1645.97＋100=1745.97（Pa）主要通风机的实际通过风量 式中：Qf——通过抽出式主要通风机的风量k——1.11.15；1.2。本设计取k=1.1。时期：Qf=1.1×4795.5/60=87.92矿井主扇通过实际风量Qf9.129.12线由风机风压与风量的关系方程hfRfQf2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机容易时期：Rfsmin=hfsmin/Qf1min2=1417.73/87.922=0.1834（N·S2/m8） 2=1745.97/87.922=0.2259（N·S2/m8）f时期：hfsmax=Rfsmax×Qf20.2259Q2f通风容易和时期风阻见表9.13表 通风容易和时期风风阻根据以上数据，在通风机特性曲线图上选定该矿井前期和后期风机型号均为FBCDZ-12-No.32D型,n=490r/min,FBCDZ-12-No.32D9-179.5FBCDZFBCDZ-12-No.32D图 风机曲线b——通风时期的设计工况点；B——通风时期的实际工况9.14装角风压/m3·s-No.32D电动机选Nmin/Nmax=599.32/602.89=0.99>0.6，故通风容易与时期均选用同一型号的同步电动机。 式中：Ne0——电动机的输出功率；Nfimax——通风机时期的输入功率ηt——传动效率，直接传动ηt=1；则：Ne0=602.89/1=602.89kw Nei=(1.10～1.15)×Ne0/ηe 式中：Nei——电动机的输入功率；Ne0——电动机的输出功率ηe——电动机的效率，0.9～0.94；大型同步电动机ηet=0.94；1.10～1.151.1则：Nei=1.10×602.89/0.94=705.51因为Nei=705.51kw＞400kw，所以宜选用同步电动机。其优点是在低负荷运转时用来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T118/44-9.15主要通风机附属装置，如风硐、、防爆门以及反风装置等。风硐是矿井主要通风机和出风井之间的一段联络巷道，风硐通风量很大，其差本设计选用由内筒和外筒构成的环状，它可以将风机出口的大部分速压漏风，深度必须大于防爆门的差。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OC2等有害气体进入采掘空间，危及井下工人的生命安全则利用反风装置迅速使逆转《规程规定生产矿井主要通风机必须装有反风施并能在10min内改变巷道中的方向当方向改变后主要通风机的供给风40%6-.1840%置的反风装置进行反风。本矿每年进行反风演次，每季度都要检查反风功能，保证随时可用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④打开煤柱放水时⑦底板原始导水裂隙有透水时10.1序号12层13m4°4～7（5（1）t3.79（2）t2.886（1）d（2）班37（1）（2）8a9amm—低—（1）（2）开拓方式（指井筒形式、水平数目—m-m-（1）个1（2）个1m（1）m（2）m个3大巷方——固定矿车和平板3—（1）m（2）m/（3）m3/千参考文[1].《采矿学》.徐州：中国矿业大学[2]左秀峰涂兴子《矿业信息及计算机应用.徐州中国矿业大学

[3]张荣立、纬、.《采矿工程设计手册》.：煤炭工业[4].《高产高效综合机械化采煤技术与装备》.：煤炭工业[5]东兆星、.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学[6]高、五.《矿山压力及控制》.徐州：中国矿业大学[7]鸿.《采场顶板控制与检测技术》.徐州：中国矿业大学[8]蒋国安、.《采矿工程英语》.徐州：中国矿业大学[9].《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》.：煤炭工业能源部.《煤矿安全规程》.：煤炭工业中国煤矿设备成套服务公司《采煤机械化成套设备参考手册.煤炭工业部：煤炭工业.《煤矿施工设计基础》.太原：山西人民《风机装置性能图册，中国矿业大学煤炭科技名词审定.《煤炭科技名词1996》.：科学.《技术经济学》.徐州：中国矿业大学.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学、汪理会.《煤矿特殊开采方法》.徐州：中国矿业大学《支架图册》.徐州：中国矿业大学采矿工程系《煤矿工业矿井设计规范》.：中民建设部《中国采煤方法图集》.徐州：中国矿业大学《综采技术手册》.：煤炭工业《综采设备管理手册》.：煤炭工业:本专题从我国煤矿的实际情况出发，根据煤矿断层构造多，影响煤矿产量、安全、:断层工作面巷道安全经0不会有根本改变。进入21世纪，要求我国煤炭工业深化，尽快摆脱粗放经营的旧模顶板压力增大，开采工效降低，灰分、成本增高，甚至由于断层规律和破坏程度掌握断层是影响煤矿开采的主要地质因素。大型及特大型断层一般在勘探时就已查明，断层落差与长度规律的分析方分析的目的与分析方一是地质分析方法，该法主要利用钻孔的断层资料综合地质力学及地质成因研究地层规律；二是物探方法，它通过三维和电法勘探来探测断层，该法对大、中型断层对待采区的小断层及其破坏程度进行预测。下面具体介绍断层落差与长度规律的统计断层长度与落差的分析方断层长度与落差是断层的两个重要参数，长度与落差越大，断层对煤炭生产的影响也越大，生产实践表明：一般情况下长度随着落差的增大而增大。随着矿井勘如果找出落差与长度的统计关系，就可以利用落差来预测其延展区间。尤其当工作面周围巷道掘好后，可以根据已的小断层落差来预测其在未采的采区及工作面内的延展长度，进而预测断层对该采区及工作面的影响程度，因此，收集内小断层的资料，分析正断层、逆断层所占比例，小断层落差与长度散点图，用线性函数、幂函数和指数函数等函数对小断层落差与长度进行回归分析，找出最优回归方程，就可以定性地来表示断层落差h(m)与长度1(m)的关系。断层落差及长度与总体频率的分析方根据生产区域已的小断层，按一定的间距对落差、长度分别进行分组，计算出每一落差及长度区间内小断层的出现频率，建立数学统计关系。这样当知道在某工作面可能出现的断层总数时，据此即可估计预测某一断层落差及长度下断层指数的期望值，进而可以预测工作面内断层对开采的影响程度。用平均落差及平均长度与频率越破碎。在钱矿巷道较大断层或小断层(即无断层)10条/(5～30米)15条/25析得出回归方程如下：式中：n10米内的顶板裂隙密度(条米)；h为断层落差(m)，从回归方程可见，h=0时，n=7.5条/n>i米时，n>12条／米。再考虑断