山西汾西香源煤业0.45mta矿井设计大学论文

重庆大学网络教育学院毕业设计PAGEPAGE2重庆大学网络教育学院毕业设计（论文）题目山西汾西香源煤业0.45Mta矿井设计学生所在校外学习中心山西晋中校外学习中心批次层次专业201501、专科起点本科、采矿工程学号W13105191学生指导教师起止日期2015.1.31——2015.4.7 目录1井田概况及地质特征 41.1井田概况 41.1.1交通位置 41.1.2地形地貌 51.1.3河流 51.1.4气象及地震情况 51.1.5矿井四邻情况 51.2井田地质特征 61.2.1地层 61.2.2构造 81.2.3含煤地层 81.2.4煤层对比 101.2.5水文地质 112矿井生产规模 152.1生产规模主要技术经济指标 152.2主井生产系统 152.3改造后的地面生产系统 162.4副井生产系统 162.5矸石系统 162.6矿井机电设备修理间 163井田开拓 173.1矿井开拓布置 173.1.1工业场地选择 173.1.2矿井开拓方案 173.1.3井口数目和位置的选择 183.1.4水平划分及阶段垂高的确定 193.1.5主要运输大巷、轨道大巷及回风大巷的布置方式和位置选择 193.1.6矿井各水平、煤层、上下山和采区的开采顺序，第一水平采区划分和配采关系 193.1.7受开采影响的建构筑物、铁路、村庄留设煤柱 194.采煤方法和采区巷道布置 204.1采煤方法 204.1.1采煤方法的选择 204.1.2工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型 204.1.3工作面顶板管理方式及支护设备选型 224.1.4工作面回采方向及超前关系 224.1.5采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度。 224.1.6回采率 234.2工作面回采工艺 234.3采区巷道布置 244.3.1移交生产和达到设计能力时的采区数目、工作面生产能力计算 244.3.2煤层分组、分层关系和开采顺序 254.3.3采区尺寸、巷道布置 254.3.4巷道掘进 254.3.5巷道掘进进度指标 264.3.6掘进工作面个数、组数、掘进的机械设备 264.3.7矿井生产时采掘比例关系，矸石率的预计 265.井下运输和矿井提升 275.1井下运输方式的选择 275.2运输系统 275.3矿车 275.4矿井提升设备选型 285.4.1基本情况说明 285.4.2设备选型验算 286.矿井通风与安全 296.1矿井通风系统 296.1.1矿井通风条件 296.1.2通风方式和通风系统的选择 306.1.3采区通风系统 306.1.4掘进工作面通风 306.1.5矿井风量计算 316.2矿井安全技术 356.2.1矿井瓦斯治理 356.2.2矿井抽放瓦斯储量及可抽量 376.2.3瓦斯涌出量的计算 376.2.4防尘措施 416.2.5防爆及隔爆措施 416.2.6矿井防灭火 426.2.7矿井监测监控安全措施 426.2.8矿井水灾安全防患措施 436.2.9矿井顶板灾害防治 436.2.10矿井机电设备管理安全 43参考资料及文献 451井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置香源煤业有限责任公司位于交城县岭底乡申家圪垛村北部，隶属山西汾西矿业集团公司。地理位置为：东经112°06′18″～112°09′43″，北纬37°36′36″～37°39′40″。井田位于交城县县城北约10km处的申家圪垛～冯家塔一带，距307国道约10km，距太原～汾阳高速公路约12km，经307国道和太原～汾阳高速公路向北可达省会太原市，向西南可抵吕梁市。井田内外主要由乡村简易公路相连通，交通较为便利。1.1.2地形地貌香源煤业有限责任公司井田地处晋西黄土高原，地形主要以黄土台、塬、梁及黄土冲沟为主，侵蚀切割严重，地形复杂。地势总体北高南低，最高点位于井田北部山梁，海拔1421.40m，最低点位于井田西南部沟中，海拔945.00m，相对高差476.40m，属中低山区。1.1.3河流本井田属黄河流域，汾河水系。磁窑河支流—大河由北向南纵贯井田，为间歇河谷。磁窑河为常年性河流，清水流量为0.001～0.150m3/s，向南流入晋中盆地，在介休境内汇入汾河。1.1.4气象及地震情况该区属温带大陆性气候，四季分明。年平均气温为8.9℃，1月份平均气温-6℃，7月份平均气温24℃。年降水量为440.00～680.00mm。无霜期约150～186d，最大冻土深度0.90m。根据《中国地震动峰值加速度区划图》(GB18306-2001图A1)，本区抗震设防烈度为7度。1.1.5矿井四邻情况本井田内及其周围未发现有小窑破坏情况。香源煤业有限公司井田西邻中兴煤矿，东及东南为五七煤矿。(1)中兴煤矿：为山西汾西矿业集团下属煤矿，为中型国有企业，批准开采2号煤层，井田面积19.8625km2。设计生产能力为300kt/a，核定生产能力为0.60Mt/a。矿井开拓方式为斜井开拓，井筒在香源煤业有限责任公司井田中部，采用走向长壁式顶板全部冒落法的采煤方法。本矿井为高瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性。(2)五七煤矿：为集体企业，由五七煤矿、五七煤矿生产井、五七煤矿二坑三对矿井整合，关闭了五七煤矿生产井、五七煤矿二坑。整合后井田面积4.504km2，批准开采2、3号煤层，设计生产能力0.45Mt/a。1.2井田地质特征1.2.1地层区域地层清交矿区位于太原西山煤田南部，区域出露地层有奥陶系中统峰峰组与马家沟组，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组，二叠系上统上石盒子组、石千峰组，下三叠系下统刘家沟组和第四系中上更新统。石炭系上统太原组和二叠系下统山西组为本区含煤岩系。井田地层井田内地表部分被第四系中、上更新统(Q2+3)所覆盖，在较大沟谷两侧及山顶、山坡有二叠系上统上石盒子组(P2S)，石千峰组(P2Sh)出露。现根据区域资料，结合井田内钻孔中所见及井田周围出露的地层，由老至新综述如下：1)奥陶系中统峰峰组(02f)为煤系地层沉积基底，井田内未出露。下部为浅灰色、黄褐色团块状、角砾状泥灰岩夹白云质灰岩及1～2层脉状、纤维状石膏及结晶石膏。上部为深灰色厚层状石灰岩夹薄层白云质灰岩。全组厚度约117.00m。2)石炭系中统本溪组(C2b)底部“山西式铁矿”厚0～2.60m，呈鸡窝状，地表及浅部氧化为赤铁矿及褐铁矿，深部为黄铁矿。其上为灰白色铝土岩(矿)，呈团块状，多具鲕状结构，厚2.00～8.00m。中上部由灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及砂岩组成，间夹石灰岩及1～3层煤线。全组厚度约34.95m。3)石炭系上统太原组(C3t)为本井田主要含煤地层之一，该组以K1(晋祠砂岩)为基底，Kl砂岩为灰白色厚层状细粒石英砂岩，含铁质，斜层理发育，厚2.50m左右。其上岩性为灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩夹四层石灰岩(L1、K2、L4、L5)和中细粒砂岩。顶部为含菱铁矿结核的海相泥岩。含6上、6、7、8上、8、9、10号7层煤层。其中，8、9号煤层为全井田稳定可采煤层，6号煤层为较稳定的局部可采煤层，8上、7号煤层为不稳定的局部可采煤层，6上、10号煤层为不可采的薄煤层或煤线。全组厚度约80.80m。4)二叠系下统山西组(P1S)为本井田主要含煤地层之一，该组以K3(北岔沟砂岩)为基底，K3砂岩为灰白色细粒长石石英砂岩，底部含砾，具板状交错层理。其上岩性为灰色、深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及细砂岩。含02、03、1、2、3、4号6层煤层及煤线。其中，2号、3号、4号煤层为全井田稳定或较稳定可采煤层，02号煤层为不稳定的零星可采煤层，03、1号煤层为不可采的薄煤层或煤线。全组厚度约45.48m。5)二叠系下统下石盒子组(P1X)本组可分为上、下两个岩性段。下段以灰色细粒砂岩(K4)为基底，K4砂岩发育良好，厚度约2.86m，其上为灰色、灰绿色砂质泥岩、泥岩及粉砂岩互层，含1～2层煤线，中部夹一层灰绿色中粗粒砂岩。上段以厚层状灰绿色中粗粒砂岩K5为基底，砂岩厚约5.40m，发育良好。其上是灰绿色、黄绿色粉砂岩、砂质泥岩为主，间夹黄绿色砂岩及泥岩，全组厚度约97.27m。6)二叠系上统上石盒子组(P2S)以黄绿色厚层状中粗粒砂岩(K6)为基底，下部岩性为灰绿色、黄绿色、紫色泥岩、砂质泥岩夹灰绿色砂岩，底部为中粗粒砂岩(K6)。上部岩性为黄色、暗紫色泥岩为主，夹黄绿色、紫色细中粒砂岩，中夹一层锰铁矿层，底部为中粗粒砂岩(K7)。全组厚度约430.00m。7)二叠系上统石千峰组(P2Sh)井田内该组保存不全，保存厚度为35.50～124.00m，一般80.00m左右。该组以K8砂岩为基底，K8砂岩为紫色含砾粗粒长石石英杂砂岩，具板状交错层理，一般厚约6.20m。其上岩性为紫红色泥岩、砂质泥岩和黄绿色中粗粒砂岩互层。紫红色泥岩中含2～3层泥灰质或钙质结核或淡水灰岩。8)上第三系上新统(N2)岩性为暗红色或深红色粘土或含砂质粘土、含钙质结核，厚度一般0～40.00m，一般约25.00m。9)第四系中上更新统(Q2+3)广泛分布于在井田的梁、垣、峁和山坡上。岩性为红色、浅红色粘土、砂质粘土，中下部含大量钙质结核，底部常夹有1～2层半胶结的砂砾岩。厚度0～30.00m，一般约20.00m。10)第四系全新统(Q4)分布于河床及沟谷中，由各种成分的卵石和岩块杂乱堆积而成，未胶结。厚度0～5.00m，平均约2.50m。1.2.2构造区域构造井田处于吕梁—太行断块(Ⅱ)五台山块隆(Ⅲ)古交向斜地块西部(Ⅳ)西山向斜南部。西山向斜为一个由石千峰向斜、马兰向斜、水峪贯向斜等组成的复向斜，轴向SN，右行斜列。清交矿区位于西山向斜的南部，在大致走向NE，倾向NW的单斜上发育着一系列(西部伴有NW)走向的平缓褶曲，以及NE和NEE向的正断层。井田构造井田内总体构造形态为一向斜，即王山岭向斜。在此基础上，在井田南部发育短轴背向斜及断层。1.2.3含煤地层含煤性井田主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。其中山西组平均厚45.48m，共含煤6层，自上而下依次为02号、03号、1号、2号、3号及4号煤层，煤层总厚4.86m，含煤系数10.7％，其中3号煤层为全井田稳定可采煤层；2号、4号煤层为全井田较稳定的大部分可采煤层；01号、02号、1号煤层均为不可采煤层。太原组平均厚度80.80m，共含煤7层，自上而下依次为6上号、6号、7号、8上号、8号、9号及10号煤层，煤层总厚7.77m，含煤系数9.62％，其中8号、9号煤层为全井田稳定可采煤层：6号煤层为较稳定的大部可采煤层；7号及8上号煤层为局部可采煤层；6上号、10号煤层均为不可采煤层。可采煤层井田内可采及大部可采煤层为2号、3号、4号、6号、8号、9号煤层。目前批准开采2号、3号、4号、8号、9号煤层。现分别叙述如下：1)2号煤层位于山西组中部，为本井田的主要可采煤层之一，煤层厚度0.43～2.26m，平均厚度为1.23m，该煤层为一全井田较稳定大部可采的薄～中厚煤层，厚度变化较大，在井田中部、南部局部变薄，不可采。该煤层结构简单，不含夹矸。顶底板岩性一般为泥岩，局部为粉砂岩。2)3号煤层位于山西组中下部，为本井田的主要可采煤层之一。煤层厚度0.85～2.06m，平均厚度为1.48m。该煤层为一全井田稳定可采的薄～中厚煤层。厚度变化不大，由北向南厚度增大，在井田东南部606孔处最厚达2.06m。结构简单，含0～2层夹矸。顶底板岩性多为炭质泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩。3)4号煤层位于山西组下部，煤层厚度0.40～1.63m，平均1.06m。该煤层为一较稳定的大部可采薄～中厚煤层。厚度变化不大，仅在井田西南部局部不可采。结构简单，含0～1夹矸。因其灰分高(30%～35%)，一般不开采。顶底板岩性一般为砂质泥岩、泥岩、细砂岩。4)8号煤层位于太原组中下部，为本井田的主要可采煤层之一。煤层厚度2.20～3.94m，平均2.67m。该煤层为一全井田稳定可采的中厚～厚煤层。在井田内厚度变化不大，向井田西部厚度有变大的趋势。该煤层结构简单～中等，含1～2层夹矸。顶底板岩性一般为泥岩、炭质泥岩，局部为砂质泥岩。5)9号煤层为于太原组下部，为井田的主要可采煤层。煤层厚度1.86～2.38m，平均2.24m。该煤层为一全井田稳定可采的中厚煤层，厚度变化不大，向南厚度有增厚的趋势。该煤层结构简单，含0～2层夹矸。顶底板岩性一般为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩。可采煤层特征见表1-2-1。地层煤层号见煤点可采点尖灭点煤层厚度(m)最小—最大平均煤层间距(m)最小—最大平均煤层结构(夹矸数)可采系数(km)可采性变异系数(%)稳定性山西组2211900.43—2.261.230.60—11.655.1900.905大部可采39.8较稳定3171700.85—2.061.480—21.00全区可采24.2稳定1.00—5.882.8248700.40—1.631.060—10.875大部可采34.8较稳定45.45—59.3355.05太原组88802.20—3.942.671—21.00全区可采23.8稳定3.14—10.557.1698801.86—2.382.240—21.00全区可采14.2稳定1.2.4煤层对比井田内含煤地层空间展布稳定，层位亦相对稳定，煤层及层间距变化不大，易于对比。煤层对比以标志层为主，同时考虑到煤层本身的特征。2号煤层：位于山西组中部，K3砂岩之上，K4砂岩之下，上距K4砂岩20.00m，下距K3砂岩22.00m，为K3砂岩与K4砂岩间较稳定的大部可采的薄～中厚煤层。K3砂岩与K4砂岩层位稳定，易于识别，同时2号煤层与3号煤层间距一般在0.60～11.65m，平均5.19m。3号煤层：位于山西组的中下部，上距K4砂岩平均28.00m，下距K3砂岩平均13.00m。为K4砂岩与K3砂岩间全井田稳定可采的薄～中厚煤层。K4砂岩与K3砂岩层位稳定，易于识别，为煤层对比的可靠标志层。同时3号煤层本身层位稳定，结构简单，厚度变化不大，全井田稳定可采。4号煤层：位于山西组下部，下距K3砂岩11.00m，K3砂岩层位稳定，易于识别，为该煤层对比的可靠标志层。同时4号煤层本身厚度不大，灰分较高，与3号煤层间距一般在1.00～5.88m，平均2.82m。8号煤层：位于太原组中下部，上距庙沟灰岩(L1)2.50m左右，庙沟灰岩为全井田稳定的海相生物碎屑灰岩，易于识别，为煤层对比的可靠标志层。同时8号煤层本身层位稳定，结构简单～中等，厚度变化不大，全井田稳定可采。9号煤层：位于太原组的下部，上距庙沟灰岩(L1)7.00m左右，庙沟灰岩为全井田稳定的海相生物碎屑灰岩，易于识别，为煤层对比的可靠标志层。同时9号煤层与8号煤层间距一般在3.14～10.55m，平均7.16m。1.2.5水文地质区域水文地质清交矿区位于山西省西山煤田南部，地形复杂，切割强烈，区域主要含水层有第四系全新统冲积砾石含水层；二叠系上统上石盒子组、下统下石盒子组砂岩含水层；二叠系下统山西组砂岩含水层；石炭系上统太原组灰岩、砂岩含水层；奥陶系中统石灰岩含水层。清交矿区属汾河水系，大沟谷中除瓦窑河、磁窑河、白石沟河清水流量稍大，一般为每秒10余升至几十升外，其他沟谷均为季节性河流，各河流均流入晋中盆地后注入汾河。总的看来，矿区地表水系不发育。主要含水层1)山西组与石盒子组砂岩裂隙含水层组本含水层组含厚砂岩多层，最厚达12.05m。由于石盒子组砂岩广泛出露，易于接受补给，所以在沟谷中常有一些泉水涌出，水量一般很小，最大0.60L/s。在钻进该含水层组时，消耗量不大。根据山西组与石盒子组混合抽水试验，水位标高为+1118.94m，钻孔单位涌水量0.0026L/s·m，渗透系数0.002875m/d，水质类型为HCO3•SO4～(K+Na)型，硬度为12.36度，矿化度0.70g/L，为硬的淡水。2)石炭系上统太原组石灰岩裂隙～岩溶含水层组本组灰岩有3层：L5、L4、L2。L5灰岩厚度1.45m，L4灰岩厚度2.95m，L2灰岩厚度2.65m。本组水位标高为+815.80m，区域本组水位标高为+789.40m～811.60m。在钻进本组地层时，钻孔没有出现涌漏水现象。根据抽水试验资料可以断定，该组石灰岩岩溶、裂隙不发育，富水性弱，钻孔单位涌水量0.000182L/s·m，渗透系数0.00718m/d，水质类型为HCO3～(K+Na)型，矿化度0.526g/L，硬度为6.18度，为软的淡水。3)奥陶系中统石灰岩裂隙—岩溶含水层组井田主要含水层中，富水性以石盒子组和山西组相对较强，其次为奥灰、太原组。隔水层1)太原组泥质岩隔水层太原组9号煤到本溪组顶部平均厚25.00m，除底部晋祠砂岩(K1)外，为一套以泥岩、砂质泥岩为主的地层，沉积稳定，是一重要的隔水层。2)本溪组隔水层本溪组为一套泥岩、铁铝岩、铝质泥岩为主的地层，平均厚度约35.00m，隔水性能较好。与其上部太原组隔水层一道构成了9号煤层与奥陶系之间的重要隔水层。含水层的补给、排泄及径流条件井田地下水主要为承压水，潜水分布范围小。基岩承压水主要靠在含水层露头区接受大气降水补给，除浅部接受补给条件较好外，向深部接受补给条件差。第四系冲积潜水层的补给条件相对来说较好。井田奥灰水属晋祠泉域径流区，井田奥灰含水层岩溶不发育，地下水径流排泄条件差。石炭系石灰岩裂隙岩溶含水层、二叠系砂岩裂隙含水层，岩溶、裂隙不发育，地下水径流排泄条件差。河谷第四系冲积砂砾石含水层地下水流向与河水流向基本一致，径流、排泄条件相对较好。构造对井田水文地质条件的影响。本井田内未发现大的断层及其它构造现象，但也要重视井下小断层的发现和研究，以免开采时因之导水而造成水害，特别是延深至下水平开采，对断层更要注意观测，防止断层带及断层伴生构造导水诱发突水事故的发生。地下水动态变化本井田生活用水井及沟内出露的小泉水均明显受季节变化影响，雨季水量增加，旱季水量减少，甚至小泉断流。据矿井排水资料，随着降水量增加，矿井排水量逐渐增大。采空区积水对开采的影响本矿虽开采多年，但开采强度较小,采空区小，且相互独立，采空区基本无积水，但今后开采中也不能麻痹，应严格坚持“预测预报、有疑必探，先探后掘、先治后采”的原则，要留足保安煤柱，防范积水涌入巷道，造成水害事故。水文地质类型山西组2号及3号煤层上部下石盒子组含水层为直接充水含水层，因与其隔有近20.00m的砂泥岩隔水层，且富水性弱，故对其影响极小。井田2、3号煤层下部太原组灰岩、砂岩岩溶裂隙含水层和奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层为间接充水含水层，奥灰岩溶水位高于2、3号煤层底板标高，属带压开采。山西组砂岩含水组为其直接充水含水层，富水性弱。目前，矿井涌水量小于5m3/h，采掘面比较干燥。按照《矿井地质规程》中矿井水文地质类型分类标准综合分析，本矿井2号和3号煤层水文地质类型应为简单型。太原组8号以及9号煤层直接充水含水层为太原组薄层石灰岩岩溶裂隙含水层。间接充水层为奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层。据火山精查勘探抽水试验结果，单位涌水量为1.05～19.17L/s·m，富水性较好，水位标高在814.70m，其水位标高超过可采煤层底板标高约85.00～242.00m，处于带压状态，当条件合适时，存在岩溶水底板进水的可能。因此井田内8号和9号煤层水文地质类型应属简单。矿井涌水量预测该井田内目前有3对矿井开采2、3号煤层，香源沟煤矿二坑，目前还处在基建阶段，(2005年3月停产)矿井涌水主要来自井筒水，井筒水主要来自基岩风化带水和砂岩裂隙水。目前矿井水量约为15m3/d。本次设计矿井正常涌水量为40m3/h，最大涌水量为60m3/h。供水水源(1)地面生产、生活供水水源矿井供水水源有两个:第一是利用中兴煤业有限公司自来水作为矿区生活用水水源;第二是处理后的矿井涌水。矿井井下正常涌水量为40m3/h，最大涌水量为60m3/h，水量有保证，经处理后，可作为井下消防及洒水水源。该矿生产、基建水源有可靠保证。(2)井下供水水源矿井正常涌水量为40m3/h，最大涌水量为60m3/h。涌水排出地面后，送至中兴煤业集中处理,经净化处理后，水质指标为：SS含量15mg/L＜30mg/L，悬浮物粒径0.2mm＜0.3mm，PH=7.3(6～9)，每100mL水样中未检出总大肠菌群和粪大肠菌群，水质符合井下防尘洒水用水水质标准，可作为井下消防、洒水及井下各用水设施用水水源。2矿井生产规模2.1生产规模主要技术经济指标1．设计生产能力：0.45Mt/a；2．矿井移交和达到设计生产能力时,井巷工程总长度11419m,掘进总体积129752m3,其中已有35527m3,新增94225m3,万吨掘进率189.64m；3．工业建(构)筑物总体积25244.6m3。新增工业建筑体积为23345.6m3。利用原有工业建筑体积1899.0m3；胶带机走廊总长度62.7m，全部为新建；4．行政、公共及居住建筑总面积为4639.0m2。其中新增建筑面积为1134.0m2，利用原有建筑面积为3505.0m2；5．矿井在籍人数：407人；6．原煤生产效率：5.09t/工；7．基本建设总投资(动态)15952.54万元，其中井巷工程5728.83万元，土建工程1084.52万元，机电设备购置4404.89万元，安装工程1774.27万元，其他基本建设费用1056.94万元，预备费983.46万元，建设期利息919.63万元；8．吨煤投资：354.50元／t；9．建设工期：18个月；10．原煤吨煤成本：151.94元；11．投资回收期：5.47a。2.2主井生产系统现状：主井为倾角25°的斜井，井筒内装备B=800mm的钢绳芯胶带机及22kg/m、轨距600mm的检修道。胶带机已安装，现运行情况良好。主提升胶带机提毛煤出井，由转载胶带机运至储煤场，装载机装汽车外运。改造：建动筛车间、筒仓、矸石用胶带机运往矸石沟附近。2.3改造后的地面生产系统井底煤仓下设GMW-3型往复式给煤机，将毛煤均匀给入主提升胶带机提至井口，在胶带机机头卸载后由入筛胶带机送入动筛车间排矸，矸石由胶带机运往矸石沟附近，原煤由上仓胶带机运往筒仓。主井地面生产系统工艺流程见插图8-3-1。储煤场：储量5000t，周边设防风抑尘网，以防止扬尘。防风抑尘网的高度及范围执行环保要求。筒仓：直径φ=16m，1个。容积4000m3。装车及外运：闸门装车，汽车外运。煤炭销售计量：80t静态电子衡。2.4副井生产系统副井倾角24.5°，采用单钩串车提升，担负提矸、上下材料、设备等任务。2.5矸石系统副井提矸采用固定式矿车，每钩4辆，矸石车在井口摘钩后人工推车至液压高位翻车机内翻车，由翻斗式矿车运往矸石沟。2.6矿井机电设备修理间机修间担负本矿机电设备的日常检修维修任务。设有机钳工段、矿车溜子修理工段，电修工段、锻工工段，一些难度较大的大、中修委托汾西矿物局机修厂(距本矿10km)或社会专业修理厂。机修间建筑面积6m×18m=108m2。3井田开拓3.1矿井开拓布置3.1.1工业场地选择工业场地选择的主要原则为：①地面平坦、开阔，场地挖填方量小，工程地质条件好。②靠近公路，交通方便，基建投资小。③位于储量中心，有利于矿井开拓部署，井巷工程量省，年运营费用低。④不受洪水、滑坡等自然灾害的威胁。⑤建井工期短。⑥生产系统简单，可靠、安全。⑦投产采区布置在高级储量区。⑧尽量利用原有的地面设施和井巷工程。根据以上原则，经过实地勘踏，香源沟二坑煤矿现工业场地已有三个斜井，工业场地相对开阔，地形较平坦，地面建筑可充分利用现有设施，井筒断面及装备能满足0.45Mt/a生产能力的要求。3.1.2矿井开拓方案矿井设计开拓方案主要考虑以下原则：1)充分利用矿井现有设施及装备,以减少基建投资；2)有完善的采、掘、运输、提升、通风、排水等生产环节及系统；3)生产系统尽可能简单、实用，生产工艺先进、合理；4)投产采区布置在井底附近，以缩短建井工期，节省初期基建投资；5)井下巷道沿煤层布置，掘进速度快，费用低，并能进一步探明煤层的赋存情况；6)近期与长远相结合，既要考虑当前效益，又要有利长远规划。基于上述原则，根据地质条件和煤层赋存情况，斜井开拓走向、倾斜长壁开采方案在选定的工业场地内，利用现有的香源沟二坑主斜井作为矿井的主提升井，井筒净宽3.5m，净断面10.06m2，斜长1060m，倾角25°,装备胶带输送机,担负矿井的主提升任务,为矿井的进风井。延深香源沟二坑已掘的400m斜井作为矿井的副井，井筒净宽3.5m,净断面10.06m2,斜长1015m,倾角24.5°,装备单钩串车,担负矿井的辅助提升任务,敷设台阶扶手，为矿井的进风井和安全出口。利用现有的香源沟二坑回风斜井作为矿井的进风行人井，井筒净宽2.5m，净断面6.20m2，斜长890m，倾角28°，装备架空乘人装置,担负矿井的人员升降和进风任务,敷设台阶扶手,为矿井的进风井和安全出口。利用中兴煤矿的旧回风斜井刷大断面后作为矿井的初期回风井，井筒净宽4.0m，净断面14.28m2，斜长815m，倾角27°21′58″，担负矿井的回风任务，敷设台阶扶手，作为矿井的安全出口之一。后期利用原香源沟新井的回风井刷大断面后作为矿井的回风井，井筒净宽4.0m,净断面14.28m2，斜长760m，倾角24°，担负矿井的回风任务，敷设台阶扶手，作为矿井的安全出口之一。根据煤层赋存特征，设2个水平开拓全井田，1水平布置在3号煤层，水平标高为+720m，开采2、3、4煤层，2水平布置在9号煤层，水平标高为+640m，开采8、9号煤层。井筒落底到3号煤层后，建井底煤仓和井底车场，沿井田东西向布置运输大巷、轨道大巷及回风大巷开拓一采区；沿井田东部边界南北向布置运输大巷、轨道大巷、回风大巷开拓二采区。垂直运输大巷、轨道大巷、回风大巷布置回采工作面运输顺槽、回风顺槽。当2、3、4号煤层采完后，打暗斜井与9号煤层连接，为避免奥灰水的突水危险，煤仓采用上抬式。2水平运输大巷、轨道大巷、回风大巷和1水平运输大巷、轨道大巷、回风大巷重叠布置,2水平的采区布置同1水平的采区布置基本相同。详见开拓方式平、剖面图。3.1.3井口数目和位置的选择山西汾西香源煤业有限责任公司有四条斜井，分别为主斜井、副斜井、进风行人斜井和回风斜井，主斜井、副斜井、进风行人斜井位于香源沟二坑煤矿工业场地，回风斜井位于中兴煤矿风井场地，能够满足资源整合后矿井设计生产能力的需要。3.1.4水平划分及阶段垂高的确定根据煤层赋存特征，设2个水平开拓全井田，1水平布置在3号煤层，水平标高为+720m，开采2、3、4煤层；2水平布置在9号煤层，水平标高为+640m，开采8、9号煤层。各水平连接采用暗斜井和斜巷连接。3.1.5主要运输大巷、轨道大巷及回风大巷的布置方式和位置选择1水平运输大巷、轨道大巷沿3号煤层布置，回风大巷沿2号煤层布置；2水平运输大巷、轨道大巷沿9号煤层布置，回风大巷沿8号煤层布置。3.1.6矿井各水平、煤层、上下山和采区的开采顺序，第一水平采区划分和配采关系根据井田开拓布置，按照《煤炭工业矿井设计规范》要求，并结合工作面技术装备和管理水平，设计布置单、双翼采区。首采区布置在2号煤层北部，采区长810～1100m左右。各煤层开采顺序按煤层编号顺序进行开采。井田共划分为14个采区，即201、202、301、302、303、401、402、403、801、802、803、901、902、903采区。首采区为201采区，布置1个综采工作面保证矿井的设计生产能力。采区接替按编号顺序进行，采区内工作面接替顺序采用前进式。3.1.7受开采影响的建构筑物、铁路、村庄留设煤柱工业场地按二级保护,井筒按一级保护，再根据表土层和基岩厚度(表土移动角45°，基岩移动角70°)按垂直法计算保安煤柱。村庄经计算留设100m煤柱。4.采煤方法和采区巷道布置4.1采煤方法4.1.1采煤方法的选择首采区开采2号煤层，煤层赋存及开采技术条件如下：2号煤层位于山西组中部，煤层厚度0.43～2.26m，平均厚度为1.23m，该煤层为一全井田较稳定大部可采的薄～中厚煤层，厚度变化较大，在井田中部、南部局部变薄，不可采。该煤层结构简单，不含夹矸。多为砂质泥岩和泥岩，厚度0.50～1.50m。煤层瓦斯含量高，为高瓦斯矿井，2号煤层自燃倾向为Ⅲ类，属不易自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性。根据矿井开拓部署，分析地质钻孔资料，结合矿井采掘设备情况和生产管理水平,设计推荐各煤层采用走向(倾斜)长壁综合机械化采煤方法,一次采全高，顶板管理采用全部垮落法。首采区开采2号煤层，采高1.96m，工作面顶板支护采用ZY3200/12/29L型液压支架。4.1.2工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型工作面的采、装、运、支工序全部机械化。MG250/600-AWD型采煤机割煤，SGZ-730/320型刮板输送机运煤，SZB-730/40型转载机转载，DSP-1035/800型胶带输送机运煤，以上设备均由汾西矿业集团公司调拔。工作面主要采煤设备技术特征见下表：表4-1-1采煤机技术特征表型号采高(m)电机功率(kW)滚筒直径(m)截深(mm)牵引速度(m/min)机面高度(mm)重量(t)MG200-WX1.4-2.82001.25、1.4、1.66300-6.3120025表4-1-2刮板输送机技术特征表型号铺设长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/s)中部槽(长×宽×高)(mm)电机功率(kW)电压等级(V)备注SGB630/1502002500.861500×630×19075×21140/660表4-1-3刮板转载机技术特征表型号出厂长度(m)输送能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(v)备注ZB730/402540040660表4-1-4破碎机技术特征表型号破碎能力(t/h)最大给料尺寸(mm)最大排料尺寸(mm)电机功率(kW)电压等级(V)PEM1000×6504501000×65040-370551140/660表4-1-5可伸缩胶带输送机技术特征表型号输送能力(t/h)输送长度(m)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)DSP-1035/80035010002.080040×21140/6604.1.3工作面顶板管理方式及支护设备选型设计推荐2号煤层采用液压支架综合机械化采煤方法,顶板管理采用全部垮落法。据地质报告，2号煤层位于山西组中部，为本井田的主要可采煤层之一，煤层厚度0.43～2.26m，平均厚度为1.23m，首采区煤厚1.96m，该煤层为一全井田较稳定大部可采的薄～中厚煤层，厚度变化较大，在井田中部、南部局部变薄，不可采。该煤层结构简单，不含夹矸。顶板在井田中南部的605孔和506孔连线以东以细砂岩、中砂岩为主，其厚度为1.50～2.50m，而在井田其他范围内多以泥岩、砂质泥岩为主，其厚度为0.50～2.50m。底板在井田西北角的622孔及K1一带，井田南部506孔和606孔连线以东，其岩性多为中砂岩、细砂岩，厚度一般1.00～1.50m。其他范围内多为砂质泥岩和泥岩，厚度0.50～1.50m。根据生产经验和有关技术文件，采用ZY3200/12/29L型液压支架。表4-1-6液压支架技术特征表型号工作阻力(kN)初撑力(kN)支护高度(m)支架中心距(mm)支护强度(MPa)泵站压力(MPa)重量(t)ZY3200/12/29L320026161.2/2.915000.5331.512.82另选用4架过渡支架，顺槽超前支护选用DZ22-30/100型单体液压支柱配合L=3.0π型顶梁支护顺槽顶板。4.1.4工作面回采方向及超前关系工作面布置在采区内采用前进式，回采工作面采用后退式开采。4.1.5采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度。根据《煤炭工业矿井设计规范》,并考虑地方煤矿管理水平等因素，确定工作面长度160m，采高1.96m，循环进度0.60m，日循环6个，月进度108m，按85%的正规循环率，年进度1009.8m。工作面回采工艺为：工作面回采工艺为采煤、移架、推移输送机。4.1.6回采率据《煤炭工业矿井设计规范》，2、3、4、8、9号煤层采区回采率分别为80%、80%、85%、80%、80%，工作面回采率分别为95%、95%、97%、95%、95%。4.2工作面回采工艺2号煤层位于山西组中部，煤层厚度0.43～2.26m，平均厚度为1.23m，该煤层为一全井田较稳定大部可采的薄～中厚煤层，厚度变化较大，在井田中部、南部局部变薄，不可采。该煤层结构简单，不含夹矸。多为砂质泥岩和泥岩，厚度0.50～1.50m。各煤层采用走向(倾斜)长壁综合机械化采煤方法,一次采全高，顶板管理采用全部垮落法。采煤机落煤、装煤、运煤采煤工作面使用MG250/600-AWD型采煤机。其布置方式为：面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式煤尘少，装煤效果好。工作面割煤方式为往返一次割两刀。采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀割三角煤的方法，其进刀过程为：①当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；②调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后，将输送机移直；③再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换滚筒位置，返程正常割煤。工作面配套使用SGZ-730/320型刮板输送机装煤，SZB-730/40型转载机转载和DSP-1035/800型胶带输送机运煤。移架液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，操作安全，工作面环境好。工作面配套液压支架型号为ZY3200/12/29L。综采面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，支架依次立即前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，工作空间大，有利于行人、运料和通风。顶板管理采用全部垮落法。4.3采区巷道布置4.3.1移交生产和达到设计能力时的采区数目、工作面生产能力计算1.矿井移交生产及达到生产能力时，井下2号煤层布置一个综采工作面，1个综掘工作面(一套设备，按双巷掘进配风，故为两个头)和1个炮掘工作面(一套设备，按双巷掘进配风，故为两个头)，采掘比为1：2。2．回采工作面能力计算：工作面生产能力由下式计算：Qc=labMrφc式中：l——工作面长度，160m；a——工作面日推进度，3.60m/d；b——年工作日,330d/a；M——工作面采高，1.96m；r——煤的容重，1.39t/m3；φ——正规循环率，0.85；c——工作面回采率,0.95。Qc=160×3.60×330×1.96×1.39×0.85×0.95=418167t=418kt矿井掘进出煤按回采工作面生产能力的10%考虑,则:Q掘=Q采×10%=42kt则矿井生产能力为:Q矿=Q采总+Q掘=418+42=460kt满足矿井0.45Mt/a的设计生产能力要求。4.3.2煤层分组、分层关系和开采顺序井田内可采煤层为2、3、4、8、9号煤层，其中2、4号煤层为较稳定大部可采煤层，3、8、9号煤层为全井田稳定可采煤层。2、3、4号煤层位于山西组，8、9号煤层位于太原组。2、3、4号煤层为一个水平开采，8、9号煤层为一个水平开采。开采煤层自上而下顺序开采。4.3.3采区尺寸、巷道布置运输大巷、轨道大巷和回风大巷开拓巷道也是201采区巷道。采区走向长810～2100m，倾斜宽500～1310m。4.3.4巷道掘进主斜井采用半圆拱断面，净宽3.5m，净断面10.06m2，表土段荒料石砌碹，砌碹厚度350mm，基岩段锚喷支护，喷射厚度150mm；副斜井采用半圆拱断面，净宽3.5m，净断面10.06m2，表土段荒料石砌碹，砌碹厚度350mm，基岩段锚喷支护，喷射厚度150mm；进风行人斜井采用半圆拱断面，净宽2.5m，净断面6.20m2，表土段荒料石砌碹，砌碹厚度300mm，基岩段锚喷支护，喷射厚度100mm；回风斜井采用半圆拱断面，净宽4.0m，净断面11.88m2，表土段荒料石砌碹，砌碹厚度350mm，基岩段锚喷支护，喷射厚度150mm。运输大巷采用半圆拱断面，净宽3.5m，净断面10.06m2，锚喷支护，喷射厚度100mm；轨道大巷采用半圆拱断面，净宽4.2m，净断面14.49m2，锚喷支护，喷射厚度100mm；回风大巷采用半圆拱断面，净宽4.2m，净断面14.49m2，锚喷支护，喷射厚度100mm；工作面运输顺槽采用矩形断面，净宽3.6m，净断面9.36m2，锚杆支护；工作面轨道顺槽采用矩形断面，净宽3.6m，净断面9.36m2，锚杆支护；工作面回风顺槽采用矩形断面，净宽3.6m，净断面9.36m2，锚杆支护。4.3.5巷道掘进进度指标根据《煤炭工业矿井设计规范》要求并结合地方矿实际情况，确定掘进指标如下：斜井：120m/月；井底车场硐室及通道：500m3/月；大巷：200m/月；顺槽：400m/月。4.3.6掘进工作面个数、组数、掘进的机械设备矿井达产时，为保证工作面的正常衔接，2号煤层配有1个综掘工作面1个炮掘工作面。综掘工作面机械设备有：EBJ-65/48型掘进机，SGB620/40型刮板输送机，STJ-650/22×2型胶带输送机，JD-11.4型调度绞车，HQ-150型探水钻,MGJ-1型锚杆打眼安装机，FBDNo5.6/18.5×2型局部通风机。炮掘工作面配备SGB620/40型刮板输送机，MZ-12S型煤电钻，EZ2-2.0型岩石电钻，JD-11.4型调度绞车，HQ-150型探水钻,MGJ-1型锚杆打眼安装机，FBDNo5.6/18.5×2型局部通风机。4.3.7矿井生产时采掘比例关系，矸石率的预计矿井达产时，为保证工作面的正常衔接，2号煤层配有1个综采工作面和2个掘进工作面，矿井采掘比为1：2。矸石率预计6%。5.井下运输和矿井提升5.1井下运输方式的选择为适应矿井机械化程度高、产量大的要求，本次设计井下主运输均采用胶带输送机运输。井下辅助运输前期采用调度绞车牵引矿车运输，后期采用连续牵引车运输。5.2运输系统原煤：回采工作面SGZ730/320型刮板输送机→运输顺槽SZB730/40型转载机→DSP1035/800型胶带输送机→运输大巷DSP1035/800型胶带输送机→井底煤仓→主斜井胶带输送机→地面。掘进煤:顺槽掘进头SSJ650/22型胶带输送机→运输大巷DSP1035/800型胶带输送机→井底煤仓→主斜井胶带输送机→地面。5.3矿车根据开拓及井下开采布置，运煤系统实现胶带化，矿车仅限于辅助运输，矸石和掘进煤运输采用1t固定箱式矿车，运送设备及材料采用1t平板车、3t平板车、13.5t平板车和1t材料车。达产时需各类矿车80辆，其中1t固定箱式矿车30辆，1t平板车10辆，1t材料车10辆，3t平板车10辆，13.5t平板车10辆。井下铺600mm22kg/m钢轨和600mm30kg/m钢轨。矿车规格特征见表5-2-1。表5-2-1达产时各类矿车规格特征表序号名称型号容积(m3)名义载重(t)最大载重(t)轨距(mm)轴距(mm)自重(kg)外形尺寸(mm)(长×宽×高)11t固定箱式矿车MGC1.1-6A1.11.01.506005005922000×880×115021t平板车MP1-6A1.02.06005504652000×880×41031t材料车MC1-6B1.02.06005505152000×880×115043t平板车MP3.0-63.05.560011005302400×1050×415513.5t平板车MPC13.5-613.513.5600110010502500×1400×3426合计5.4矿井提升设备选型5.4.1基本情况说明大巷胶带机总长1000m，沿煤层地板呈“V”形布置，从机尾起393m为下运，最大倾角δ=-2°提升高度为-14m；,后607m为上运，最大倾角δ=3°，提升高度为33m。为近水平运带式输送机，拟选用STJ800型胶带机，胶带机长L=1000m，倾角δ=-2～3°，带宽B=800mm，带强St630N/mm。5.4.2设备选型验算1．原始数据及工作条件（1）胶带机倾角:β=-2～3°；（2）胶带机机长：L=1000m；（3）总提升高度：H=19m；（4）散煤容重:1000kg/m3，粒度a=300mm；（5）输送能力：Q=270t/h；（6）工作环境：井下，潮湿，灰尘较多；（7）张紧形式：采用下带绞车张紧；2．经计算（计算过程略）结果如下①输送机：STJ800/2×40型带式输送机，V=2m/s，机长L=1000m，δ=-2～3°，Q=270t/h。②输送带：PVG680/1阻燃橡胶带，强度St750N/mm，带宽800mm；③驱动装置：电动机（40kW×2）+液力偶合器+减速器+制动器，1套；④胶带机安全保护装置，1套。6.矿井通风与安全6.1矿井通风系统6.1.1矿井通风条件瓦斯根据2005年1月吕梁市煤炭工业局、吕梁市安全生产监督管理局“关于对交城县油糕铺等21对21万吨以下乡镇煤矿2004年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”(吕安监煤字[2005]65号)，香源沟煤矿新井2004年度绝对CH4涌出量3.13m3/min，相对CH4涌出量10.3m3/t，属高瓦斯矿井；香源沟煤矿2004年度绝对CH4涌出量6.26m3/min，相对CH4涌出量19.5m3/t)，属高瓦斯矿井。煤尘爆炸危险性根据山西省煤炭工业局综合测试中心煤样检验报告，山西汾西香源煤业有限责任公司2号煤层火焰长度100mm，最低岩粉用量75%，煤尘具有爆炸危险性；3号煤层火焰长度100mm，最低岩粉用量80%，煤尘具有爆炸危险性；4号煤层火焰长度70mm，最低岩粉用量60%，煤尘具有爆炸危险性。煤的自燃倾向根据山西省煤炭工业局综合测试中心煤尘爆炸性鉴定报告，山西汾西香源煤业有限责任公司2号煤层煤的吸氧量0.6956cm3/g，自燃倾向为Ⅱ类，属自燃煤层，但已批准的地质报告的评审意见书中为不易自然煤层。3号煤层煤的吸氧量0.6959cm3/g，自燃倾向为Ⅱ类，属自燃煤层。4号煤层煤的吸氧量0.6996cm3/g，自燃倾向为Ⅱ类，属自燃煤层。故本次设计2号煤层按不易自然煤层设计，其余各煤层均按自燃煤层设计。煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出、冲击地压情况根据地质报告及周围矿井的开采情况，无瓦斯和二氧化碳突出现象。该矿井地温、地压尚属正常。6.1.2通风方式和通风系统的选择通风方式矿井通风方式为中央分列式，主风机工作方法为抽出式。通风系统矿井采用主斜井、副斜井、进风斜井进风，回风斜井回风，局部通风采用局部通风机，风机工作方法为抽出式的通风系统。地面新鲜风流→主、副斜井、进风井→运输、轨道大巷→工作面运输顺槽→清洗工作面→工作面回风顺槽→回风联巷→回风大巷→→回风斜井→地面。6.1.3采区通风系统矿井移交生产及达到生产能力时，井下2号煤层布置一个综采工作面，1个综掘工作面(一套设备，按双巷掘进配风，故为两个头)和1个炮掘工作面(一套设备，按双巷掘进配风，故为两个头)，采掘比为1：2。采区通风系统新鲜风流:地面→主斜井、副斜井、进风斜井→运输大巷、轨道大巷→运输顺槽→回采工作面。污浊风流:回采工作面→回风顺槽→回风联巷→回风大巷→回风斜井→地面。6.1.4掘进工作面通风掘进工作面采用局部通风机通风，选用局部通风机为FBD№5.6/18.5×2型。通风方式采用压入式，采用Φ0.8×10m的助燃胶质风筒通风。新鲜风流:地面→主斜井、副斜井、进风斜井→运输大巷、轨道大巷→局部通风机、风筒→掘进工作面。污浊风流:掘进工作面→顺槽→回风联巷→回风大巷→回风斜井→地面。6.1.5矿井风量计算矿井通风风量计算1)按井下同时工作的最多人数计算：Q=4NK式中:N—井下同时工作的最多人数,人；4—井下每人每分钟供风标准,m3/min；K—矿井通风系数,取1.40。则：Q=4×70×1.40=392m3/min2)按平均日产一吨煤每昼夜实际放出或预计放出的CH4和CO2计算本矿为高瓦斯矿井，按总回风流中CH4和CO2的浓度不超过0.75%，且对日产一吨煤的供风标准不少于1.5m3/min等要求计算矿井总风量。Q—矿井总供风量,m3/min；—矿井CH4绝对涌出量,m3/min；K—矿井通风系数,取1.35。3)按用风地点实际需要风量的总和计算Q=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)K矿通式中:ΣQ采—采煤工作面实际需要风量的总和；ΣQ掘—掘进工作面实际需要风量的总和；ΣQ硐—硐室实际需要风量的总和；ΣQ其它—其它井巷需要进行通风的风量总和；K矿通—矿井通风系数，取1.40。(1)回采工作面实际需要风量a、按CH4涌出量计算Q采=100qK式中:Q采—回采工作面实际需要风量，m3/min；Q—回采工作面的绝对CH4涌出量，根据煤炭科学研究总院抚顺分院2007年4月提供的《山西汾西香源煤业有限责任公司香源沟矿井瓦斯危险程度评价报告》，当山西汾西香源煤业有限责任公司矿井生产能力达到0.45Mt/a时，回采工作面绝对CH4涌出量为8.40m3/min；抽放率25%，抽放后回采工作面绝对CH4涌出量为6.30m3/min；采空区绝对CH4涌出量为3.54m3/min,抽放后采空区绝对CH4涌出量为2.66m3/min；K—回采工作面通风系数,取1.80。则：Q采=100×(6.30+2.66)×1.80=1613m3/min根据邻近中兴煤矿鉴定结果，CO2涌出量较CH4涌出量低，故不再按CO2涌出量计算需要风量。b、按气象条件计算Q采=Q基本K采高K采面长K温式中:Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min；Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；Q基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速(不小于1.0m/s)=60×5.13×1.96×70%×1.2=507m3/minK采高——回采工作面采高调整系数，1.00；K采面长——回采工作面长度调整系数，1.00；K温——回采工作面温度调整系数，1.05。则：Q采=Q基本K采高K采面长K温=507×1.00×1.00×1.05=532m3/minc、按工作面温度(风速)计算Q采=60VS式中:Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min；V——工作面风速，工作面风速取1.2m/s；S——工作面平均断面，10.05m2。则：Q采=60×1.2×10.05=724m3/mind、按人数计算：Q采=4N式中：N——回采工作面工作的人数，N=22人。Q采=4×22=88m3/mine、按风速验算按《煤矿安全规程》规定煤巷、半煤岩巷回采工作面风量应满足:15Sc＜Q采＜240Sc式中:Sc——回采工作面平均断面积，10.05m215Sc=15×10.05=151m3/min240Sc=240×10.05=2412m3/minQ采=1613m3/min，符合风速要求。达产时共布置1个回采工作面，故ΣQ采=1613m3/min2)掘进工作面实际需要风量a、按CH4涌出量计算Q掘=100qK式中:Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；q——掘进工作面的绝对CH4涌出量,根据煤炭科学研究总院抚顺分院2007年4月提供的《山西汾西香源煤业有限责任公司香源沟矿井瓦斯危险程度评价报告》，当山西汾西香源煤业有限责任公司矿井生产能力达到0.45Mt/a时，掘进工作面绝对CH4涌出量为3.96m3/min，抽放率25%，抽放后掘进工作面绝对CH4涌出量为2.97m3/min；；K——掘进工作面通风系数,取2.0。则：Q掘=100×2.97×2.0=594m3/min根据邻近中兴煤矿鉴定结果，CO2涌出量较CH4涌出量低，故不再按CO2涌出量计算需要风量。b、按局部通风机的实际吸风量计算半煤岩巷掘进：Q掘=Q扇I+60×0.25S式中:Q掘——掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/s；FBD№5.6/18.5×2型局部通风机吸风量430～220m3/min，取430m3/min；S——吸风口断面，m2；I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数,台。2号煤层为中厚煤层，掘进为煤巷掘进。则:Q运顺掘=430×1+60×0.25×9.36=570m3/minQ回顺掘=430×1+60×0.25×9.36=570m3/minQ大掘=430×1+60×0.25×14.49=647m3/minc、按人数计算：Q采=4N式中：N——掘进工作面同时工作的人数，N=16人。Q掘=4×16=64m3/mine、按炸药量计算Q掘=25A式中：A──掘进工作面一次爆破最大炸药用量，为2kg。Q掘=25×2=50m3/mine、按风速验算按《煤矿安全规程》规定煤巷、岩巷掘进工作面风量应满足:煤巷掘进：60×0.25Sj＜Q岩掘＜60×4.00Sj式中:Sj——掘进工作面的断面积60×0.25Sj=15×9.36=140m3/min60×4.00Sj=240×9.36=2246m3/min60×0.25Sj=15×14.49=217m3/min60×4.00Sj=240×14.49=3478m3/min符合风速要求。ΣQ掘=570+570+647+647=2434m3/min3)硐室实际需要风量本矿井井下硐室除采区变电所、爆炸材料发放硐室为独立通风外，其余均为新风并联通风。ΣQ硐室=240m3/min4)其它巷道需要风量ΣQ其它=240m3/min矿井总风量计算:Q=(1613+2434+240+240)×1.40=6338m3/min=105.6m3/s取Q=106m3/s。4)风量分配根据上述计算，风量分配如下:综采工作面:30m3/s；备用工作面:15m3/s；开拓掘进工作面:2×12=24m3/s；顺槽掘进工作面:2×11=22m3/s；采区变电所：2m3/s；爆炸材料发放硐室：2m3/s；其它：11m3/s。6.2矿井安全技术6.2.1矿井瓦斯治理瓦斯储量计算范围计算范围为整个矿井的所有采区，面积约8.826km2，瓦斯储量计算的纵向范围为矿井一、二水平。参与瓦斯储量计算的煤层除现开采层2、3、4号煤层和后期的开采层8、9号煤层外，还包括受开采层采动影响能向矿井涌出瓦斯的邻近煤层以及围岩中的瓦斯。瓦斯储量及可抽量瓦斯储量一般是指煤田开发过程中能够向矿井排放瓦斯的煤层(包括不可采煤层)及围岩所赋存的瓦斯总量，其计算公式为：(1-1)式中：Wk—矿井瓦斯储量，Mm3；W1—可采煤层的瓦斯储量之和，Mm3；(1-2)A1i—矿井第i个可采煤层的煤炭储量，kt；X1i—第i个可采煤层的瓦斯含量，m3/t；W2—可采煤层采动影响范围内的不可采邻近煤层的瓦斯储量之和，Mm3；(1-3)A2i—可采煤层采动影响范围内第i个不可采邻近煤层的煤炭储量，kt；X2i—可采煤层采动影响范围内第i个不可采邻近煤层的瓦斯含量，m3/t；W3—受采动影响的围岩瓦斯储量，Mm3；(1-4)k—围岩瓦斯储量系数，计算时将不可采薄煤层及其它煤线在这里一并考虑，取k=0.15。可抽瓦斯量是指矿井瓦斯储量中能被抽出的瓦斯量，其计算公式为：(1-5)式中：Wkc—矿井可抽瓦斯量，Mm3；ηk—矿井瓦斯抽放率，%。按照我国目前抽放瓦斯的实际水平，结合本矿抽放所采用的方法(本煤层抽放、邻近层抽放)，ηk取30%。根据上述计算方法和公式，香源煤业有限公司瓦斯储量及可抽量的计算结果汇总于表6-2-1。表6-2-1瓦斯储量及可抽量汇总表类别煤层地质储量(万t)平均瓦斯含量(m3/t)瓦斯储量(Mm3)可抽量(Mm3)开采层213.618.55116.3734.91315.528.55132.7039.81412.268.55104.8231.30829.238.55250.3475.10925.078.55214.3564.31邻近层——122.7936.84围岩——81.924.57合计95.691023.27306.986.2.2矿井抽放瓦斯储量及可抽量(一)矿井年抽放量1．矿井工作制度设计矿井年抽放365d，日工作班数为三班，每班工作8h，每天抽放24h。2．矿井年抽放量矿井抽放瓦斯量达到设计要求时，瓦斯抽放量为19.74m3/min，即年抽放量为10.23Mm3。(二)矿井抽放年限由于矿井设计采用本煤层预抽、边采边抽、边掘边抽、采空区抽放以及邻近层抽放相结合的综合抽放方法，因此其抽放服务年限将与矿井生产服务年限相当。6.2.3瓦斯涌出量的计算由于矿井开采后，瓦斯涌出量较大，煤炭科学研究总院抚顺分院受汾西矿业集团公司委托对香源煤业有限公司的瓦斯基础参数进行测定。但由于受矿井煤层揭露情况、施工地点地质条件以及钻机性能等影响，目前瓦斯基础参数还不完整，今后有条件时尚需进行补充测定。(一)基础参数香源煤业有限公司与中兴矿为相邻矿井，且人为划界。故该矿3号煤层瓦斯基本参数采用原中兴矿实测值如下：煤层原始瓦斯压力1.25MPa(推算值)煤层平均瓦斯含量8.55m3/t平均残存瓦斯含量2.732m3/t煤的孔隙体积0.112m3/t煤对瓦斯吸附常数a=26.88，b=0.47煤层透气性系数=0.129m2/Mpa2·d；瓦斯含量梯度0.009m3/t·m钻孔瓦斯流量衰减系数0.018d-1百米钻孔极限自然