浅谈瓦斯隧道安全施工的体会(常用版)

浅谈瓦斯隧道安全施工的体会（常用版）(可以直接使用，可编辑完整版资料，欢迎下载）

浅谈瓦斯隧道安全施工的体会（常用版）(可以直接使用，可编辑完整版资料，欢迎下载）浅谈低瓦斯隧道安全施工【摘要】通过对XXX工程XX标段XX隧道施工过程管理，简要介绍低瓦斯隧道施工过程中安全控制和预防的若干注意事项。【关键词】低瓦斯隧道安全施工超前地质预报瓦斯检测系统监控量测通风一、工程简介：本隧道全长498m，设计里程为DK114+320～DK114+818。隧道最大埋深约50m，全隧位于R-4000m的左偏曲线的圆曲线上，纵坡为5.8‰。本隧道穿越多层含煤地层，有瓦斯突出的危险。由于当地煤层挥发份较高，施工过程中具有煤尘爆炸的危险，在DK114+600～800段内穿过老煤窑采空区，该段内岩层极不稳定，给现场施工带来很大困难。隧道穿越地段断层裂隙较发育，大致有5条断层横贯线路，使得隧道穿越地段岩层破碎，完整性差，且多为储水带，穿越过程中易发生坍塌、突水突泥现象，现场施工比较困难。二、瓦斯的基本特征、和放出类型1、特征瓦斯是一种无色、无味、无臭的一种混合气体，主要成分为甲烷(CH4）与乙烯（C2H2)，比重为0.554，具有能燃烧，能爆炸，能使人窒息的多种危害性，但它的最主要的危害是燃烧爆炸。瓦斯极易燃烧，但不能自燃，当与空气混合到一定浓度时，遇火源能燃烧或爆炸。当坑道中的瓦斯浓度小于5％或大于16％时，遇到火焰只是在火源附近燃烧而不会爆炸；瓦斯浓度在5％~6％到14％~16％时，遇到火源便会爆炸，9.5％左右时爆炸威力最大，但瓦斯浓度大于43％时，一般遇火也不能燃烧2、放出类型瓦斯放出是地层中的瓦斯气体在地应力作用下沿岩体构造裂隙外漏的表现。归纳起来，发生瓦斯放出有二个主要因素：地应力、瓦斯和围岩结构，而地应力和围岩中瓦斯的存在是引起瓦斯放出的主要因素。从岩层中放出瓦斯，可分为几种类型：(1）瓦斯的渗出：它是缓慢的、均匀的、不停的从煤层或岩层的暴露面的空隙中渗出，延续时间很久，有时带有一种“嘶嘶”的声音。(2）瓦斯的喷出：比上述渗出强烈，从煤层或岩层裂隙或孔洞中放出，喷出的时间有长有短，通常由较大的响声和压力。(3）瓦斯的突出：在短时间内，从煤层或岩层中突然猛烈地喷出大量的瓦斯，喷出的时间，可能从几分钟到几小时，喷出时常有巨大的轰响，并夹有煤块或岩块。以上三种瓦斯放出形式，以第一种放出的瓦斯量为最大。本隧道根据地形判断，可能有瓦斯突出危险。三、瓦斯预测预报技术措施根据本隧道施工的特点，结合《铁路隧道工程施工安全技术规程》，采用超前水平钻孔、地震波反射法、红外探水、地质雷达探测法等手段进行超前地质预测预报。由于本隧道进行了有效的超前地质预报工作，可根据超前地质预报的数据来初步判断煤层位置，然后再由30米的超前水平钻孔来进一步确定煤层的情况和是否会出现瓦斯。1、超前探孔布置及个数见示意图；2、根据瓦斯涌出与地质情况决定是否再增加超前探孔及钻孔深度；3、钻孔机具：采用液压防爆钻机；4、钻孔直径：φ89；5、预测项目：预测隧道未开挖掌之面前方的瓦斯压力、流量、浓度、衰减系数。根据预测出以上瓦斯参数决定采用行之有效的、安全的瓦斯治理防范措施；四、低瓦斯隧道的瓦斯监测建立健全专职的瓦斯监测管理机构，以确保施工安全，。本隧道采用的是矿用型KJ76瓦斯自动监控系统，辅以便携式手持瓦斯检测仪。五、隧道内瓦斯浓度限值及超限处理措施隧道内瓦斯浓度限值及超限处理措施见下表：隧道内瓦斯浓度限值及超限处理措施表序号地点限值超限处理措施1低瓦斯工区任意处0.5％超限处20m范围内立即停工，查明原因，加强通风监测2局部瓦斯积聚（体积大于0.5立方）2.0％附近20m停工，撤人，断电，进行处理，加强通风3开挖工作面风流中1.0％停止电钻钻孔4煤层爆破后工作面风流1.0％超限时继续通风不得进人5局部通风机及电气开关20m范围内0.5％超限时应停机并不得启动6钻孔排放瓦斯时回风流中1.5％超限时撤人，停电，调整风量7竣工后洞内任何处0.5％超限时查明渗漏点，并向设计单位反映，增加运营通风设备六、瓦斯隧道施工的基本安全技术措施1、电气设备安全技术规定：（1）、所有洞内机电设备，不论移动或固定式都必须采用安全防爆类型。（2）、禁止洞内电气设备接零。（3）、洞内任何操作人员（包括电、钳工），不得擅自打开电气设备进行处理。电气设备的修理工作应在洞外进行。（4）、洞内各种机电设备，必须安设自动检测报警断电装置。（5）、洞内各种机电设备的开关、保险丝盒等均匀密闭，主要闸刀应有加锁装置。2、照明设备安全技术规定：（1）、低瓦斯隧道电压不应大于220V。（2）、使用的灯头、开关、灯泡等照明器材必须为防爆型。（3）、灯具架设要离开易燃物30CM以上，固定架设高度不低于3M。（4）、做现场移动照明时，应采用36V安全电压。（5）、工作人员进入隧道前，必须进行登记和接受洞口值班人员的检查，不准将火柴、打火机、损坏的灯头及其它易燃物品带入洞内；（6、当情况特殊不可避免时，在焊接、切割等工作地点前后各20m范围内，风流中瓦斯浓度不得大于0.5%，并不得有可燃物，两端应各设一个供水阀门和灭火器，并在作业完成前由专人检查，确认无残火后方可结束作业。七、防止和处理瓦斯燃烧和爆炸的专项技术措施1、隧道施工中瓦斯引燃与爆炸的主要原因：（1）、违返操作规程，如在洞内点火吸烟，爆破器材不良，携带易燃品入内，明火照明等。（2）、偶然事件引起，如洞内炽热的电灯泡被打碎，电路绝缘不良产生电火花等。（3）、瓦斯在坑道内燃烧时，受到坑道的阻碍而压缩，燃烧极易转化为爆炸。放炮也可能导致瓦斯爆炸。总之，在隧道施工中应防止火源的存在。2、瓦斯防治的一般技术措施：（1）、加强通风：隧道在掘进过程中，预防瓦斯燃烧与爆炸的主要措施是加强通风以降低瓦斯浓度，使其在允许值之下。（2）、防止喷出及突出：在掘进工作面的前方或两侧钻孔，探明是否有断层、裂缝和溶洞及其分布位置、瓦斯贮存情况，以便采取相应措施。①排放瓦斯：瓦斯含量不大时，使其自然排放，亦可用风筒或管子将瓦斯引至回风流或距工作面20m以外的坑道中，以保证工作面开挖放炮的安全。当瓦斯量大，喷出强度大，持续时间长时，则可插管排放，当开挖面瓦斯含量较大，而且裂隙多、分布广时，可暂停开挖，封闭坑道抽放瓦斯。②在裂隙小、瓦斯含量小时，可用粘土、水泥浆或其它材料堵塞裂隙，防止瓦斯喷出。③在开挖工作面前方接近煤层3m以上，向煤层打若干φ75～300mm的超前钻孔排放瓦斯，钻孔周围形成卸压带，使集中应力移向煤体深部，达到防止突出的目的。④水力冲孔。在进行开挖之前，使用高压水射流，在突出危险煤层中，冲击若干直径较大的孔洞，使瓦斯解吸和排放，降低煤层瓦斯含量和瓦斯压力。⑤震动性放炮诱导突出。在工作面布置较多的炮眼并装较多的炸药，撤出人员后远距离起爆，利用爆破时强大的震动力一次揭开具有突出危险性的煤层。⑥深孔松动爆破。在开挖工作面向煤体深部的应力集中带内布置几个长炮眼进行爆破。其目的在于利用炸药的能量破坏煤体前方的应力集中带，在工作面前方造成较长的卸压带，从而预防突出的发生。⑦煤层注水。通过钻孔将压力水注入煤层，使煤体湿润以改变煤的物理机械性质，减小或消除突出的危险性。（3）、隧道施工过程中除采取上述防治措施外，尚应在设计、施工方面重点考虑：1）加强施工通风，强化措施。2）施工中应详细记录瓦斯涌出地段涌出量的变化、工程地质及水文地质情况，加强瓦斯检查和量测工作。3）洞内机电设备必须采用防爆型，坑道内只准用电缆，不得使用皮线。4）加强安全教育，严格遵守安全生产有关规程的规定：①开挖工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止用电钻打眼，并在放炮地点附近20m以内严禁放炮；达到1.5%必须停止工作、撤出人员、切断电源进行处理；个别地段达到2%时，人员撤离并立即进行处理，瓦斯浓度必须在1%以下，才准开动机器。②禁绝火源火种入洞。5）当隧道通过煤层时，宜采用水炮泥，放炮喷雾，装岩（煤）洒水和通风等综合防尘措施。6）含瓦斯地段隧道衬砌断面，宜采用带仰拱的封闭式衬砌或加厚铺底，并视地质情况向不含瓦斯地段延伸一段距离（一般可采用10～20m）。对施工缝、沉降缝采用膨胀水泥砂浆填塞严密。7）瓦斯含量较高而且压力很大时，除采用上述封闭式衬砌结构外，还应向衬砌背后压注水泥化学浆液，隔绝瓦斯通路。当采用复合式衬砌时，结合防水要求局部或全部设防水层籍以隔绝瓦斯渗入洞内。8）整体式衬砌或复合式衬砌的二次衬砌，宜采用就地灌筑混凝土，加强捣固，提高混凝土的密实性，或采用防水混凝土。9）无论正洞或其它辅助坑道，必须随掘进随衬砌，务使迅速缩小围岩暴露面，尽快封闭瓦斯地段，以免瓦斯积滞。10）隧道竣工后，应继续对瓦斯渗入及含量进行观测，当封堵等措施仍无法隔绝时，应考虑增设运营期间机械通风。（4）、防止爆炸的主要技术措施：①、选择能反映灾区瓦斯变化的关键地点，对爆炸性混合气体进行监测。②、火灾在工作面附近，应保持正常通风，防止瓦斯积聚，如果已停风，切不可再送风，可设法切断自然供风，造成缺氧条件使火灾自行熄灭；③、因火灾中断工作面的通风，使工作面涌出的瓦斯得不到排除，因此必须撤出人员；④、因瓦斯喷出、突出造成瓦斯燃烧时，如果喷出和突出数量较小，而且瓦斯浓度在爆炸界限以下，应保持正常通风或加大供风量，以防止瓦斯浓度上升，发生爆炸。如果瓦斯喷出和突出的数量很大，且为高浓度瓦斯时，应停止供风或隔断风流，对火灾进行封闭；3、处理爆炸事故的一般技术措施：1.首先对遇险、遇难人员立即进行抢救；2.爆炸引起火灾而灾区内有遇难人员时，必须采取直接灭火法灭火；3.在保证进风方向人员已全部撤离的情况下，可以考虑采用反风措施；4.确认没有二次爆炸危险时，可以对灾区进行通风，排除有毒有害气体。4、处理爆炸事故的安全注意事项：1.救护队在执行任务前，必须了解事故性质，并制定侦察工作的安全措施，方能进入灾区进行侦察；2.抢救队进入灾区后，必须随时检查瓦斯和其它气体浓度，掌握各种气体浓度的变化，采取措施防止瓦斯连续爆炸。待采取措施后，确认没有爆炸危险，方可进行工作；3.救护队进入灾区前，应切断灾区电源；4.不应轻易改变通风系统，以防引起风流变化，发生意外事故；5.5.在有明火存在时，要严格控制风速，不使煤层飞扬；5.6.注意坍方冒顶，必要时应设临时支护。6、煤与瓦斯突出事故处理技术措施：1.处理瓦斯喷出、突出事故的措施：①救护队迅速抢救灾区遇难人员，并对充满瓦斯的坑道进行处理；②通知灾区附近受到威胁的人员停止工作，撤出危险地段；③迅速采取措施，以最大风量供给灾区，以最短路线排除瓦斯；④为了防止瓦斯扩散，应封堵瓦斯排放源；安全注意事项：①进入隧道抢救遇难人员，首先要切断电源，以防止人员触电和出现火花引起瓦斯爆炸；②进入隧道必须认真检查气体和温度的变化，发现气体中一氧化碳和温度升高现象，应提高警惕，查明原因；③当瓦斯喷出突出，发生燃烧时，可采用干粉、惰气灭火等措施，将火源扑灭，如果是大型瓦斯燃烧事故，应立即撤出人员，对灾区进行封闭；④排放瓦斯时，应尽量避免排放的瓦斯空气流经过带电的电气设备，瓦斯浓度超过0.75%的气流排出洞口，洞口50m内应设岗哨。严禁烟火，除特许的人员以外，其它人员不得接近该地；⑤为防止二次突出，防止突出孔洞的煤岩坍落伤人，应设置防护板，打密集支柱；⑥处理二氧化碳突出的事故，要戴好防烟眼镜。超限排放瓦斯的一般原则：①超限排放瓦斯应由救护队执行；②瓦斯通过的坑道，必须切断电源；③不得在经过没有熄灭的火区排放瓦斯；④为了加快瓦斯的排放速度，应减少坑道内通风阻力，消除坑道堵塞物；⑤排放瓦斯时，瓦斯流经的坑道必须撤出人员，没有佩戴氧气呼吸器的人员，不得进入排放瓦斯的坑道；⑥在洞内总回风道中排出的瓦斯浓度超过0.75%时，必须撤出人员，切断电源。瓦斯排放技术措施：①瓦斯含量不大时，使其自然排放，亦可用风筒或风管将瓦斯引至回风流或距工作面20m以外的坑道中，以保证工作面开挖放炮的安全；②当瓦斯量大，喷出强度大，持续时间长，则可插管排放；③在开挖工作面前方接近煤层2m左右，向煤层打若干超前钻孔排放瓦斯，钻孔周围形成卸压带，使集中应力移向煤体深部，达到防止突出的目的；④当开挖面瓦斯含量较大，而且裂隙多、分布广时，可暂停开挖，封闭坑道抽放瓦斯。八、本隧道施工的有关专项要求1、瓦斯工区钻孔作业应符合下列规定：压入式通风机必须装设在洞外或洞内新鲜风流中，避免污风循环。瓦斯工区的通风机应设两路电源，并应装设风电闭锁装置。当一路电源停止供电时，另一路应在15min内接通，保证风机正常运转。瓦斯工区，必须有一套同等性能的备用通风机，并经常保持良好的使用状态。瓦斯隧道应采用抗静电、阻燃风管。风管口到开挖工作面的距离应小于5m，风管百米漏风率不应大于2%。隧道内非瓦斯工区和低瓦斯工区的电气设备与作业机械可使用非防爆型，其行走机械严禁驶入高瓦斯工区和瓦斯突出工区。瓦斯工区内固定敷设的照明、通信、信号和控制用的电缆应采用铠装电缆、不延燃橡套电缆或矿用塑料电缆。电缆的连接应符合下列要求：电缆与电气设备连接，必须使用与电气设备的防爆性能相符合的接线盒。电缆芯线必须使用齿形压线板或线鼻子与电气设备连接。瓦斯工区内的低压电气设备，严禁使用油断路器、带油的起动器和一次线圈为低压的油浸变压器。瓦斯工区照明灯具的选用，应符合下列规定：已衬砌地段的固定照明灯具，可采用EXdⅡ型防爆照明灯；开挖工作面附近的固定照明灯具，必须采用EXdⅠ型矿用防爆照明灯；开工前必须对施工作业及管理人员进行安全技术培训。爆破、电工等特种作业人员必须持证上岗。2、通风管理办法：为保证隧道安全施工，杜绝瓦斯灾害事故的发生，特制定本瓦斯隧道施工通风管理办法。隧道施工必须采用机械通风，并实行昼夜连续通风。通风方案（包括供风能力、风机配置、风道布设等）必须满足稀释洞内瓦斯浓度达到设计允许范围以内并及时排出洞外的要求，并应经批准后实施；风机安装在洞口外新鲜空气环境中，距洞口距离不得小于20米必须配备一套同等性能的备用风机；在瓦斯易于积聚的空间，衬砌模板台车附近区域设置局扇实施局部通风，消除瓦斯积聚；3、安全技术措施1.加强通风管理。工作面风量不得少于1000m3/min，确保工作面瓦斯浓度不大于1%，距工作面后方20m回风流中的瓦斯浓度不大于0.75%，整个隧道中无瓦斯积聚。2.加强瓦斯管理。工作面及隧道中各个作业环节及工作范围，配备专职和兼职检察员负责工作环境瓦斯的检查工作，若瓦斯浓度超过1%，回风瓦斯浓度超过0.75%限值，应立即停止工作，及时采取措施。4.加强隧道的放炮管理，放炮时须停电、停风、撤人，放炮前工作面不装药的炮眼要用黄泥堵塞全孔。5.加强揭煤地段作业时的矿山救护及工地安全员、瓦斯检测员的值班，做到“一炮三检”制度及巡检隧道风流中瓦斯浓度是否有瓦斯局部积聚，观察突出预兆，一旦发现异常及时处理，并做到现场交接班、不得漏检。中国矿业大学本科生毕业设计姓名：学号：学院：矿业工程专业：采矿工程设计题目：孙疃煤矿1.8Mt/a新井设计专题：浅谈寺河矿瓦斯治理和利用技术指导教师：职称：副教授二〇一一年六月徐州中国矿业大学毕业论文任务书学院矿业工程专业年级采矿工程2007级学生姓名任务下达日期：2021年1月14日毕业论文日期：2021年3月14日至2021年6月16日毕业论文题目：孙疃煤矿1.8Mt/a新井设计毕业论文专题题目：浅谈寺河矿瓦斯治理和利用技术毕业论文主要内容和要求：院长签字：指导教师签字：摘要本设计包括三个部分：一般设计部分、专题设计部分和翻译部分。一般部分为孙疃矿1.8Mt/a的新井设计。孙疃煤矿位于安徽省淮北市濉溪县境内，其南与任楼矿井接壤，北与杨柳井田毗邻，东北距宿州市约23km。井田内有多条公路可至淮北市、宿州市和蒙城县。井田外东侧、西北侧和南侧分别有京沪铁路、濉阜铁路和矿区铁路青（疃）～芦（岭）支线经过。交通十分方便。全井田南北走向长9.57km，东西倾斜宽3～5km，面积约40.7km2。主采煤层一层，即10号煤层，平均倾角17°，厚约2.73m。井田工业储量为308.24Mt，可采储量234.41Mt，矿井服务年限为93.01a。井田地质条件简单。表土层平均厚度50m；矿井正常涌水量为383m3/h，最大涌水量为520m3/h；煤层硬度系数f=2.3；矿井绝对瓦斯涌出量为1.84m3/min，属低瓦斯矿井；煤层有自燃发火倾向，发火期3~6个月，煤尘具有爆炸危险性。根据井田地质条件，提出四个技术上可行开拓方案。方案一：立井单水平上下山开采，水平在-550m,煤层大巷；方案二：立井单水平上下山开采，在-550水平，岩层大巷；方案三：立井两水平暗斜井开采延伸至-900m水平；方案四：立井两水平开采，立井井延伸至-900m水平。通过技术经济比较，最终确定方案三为最优方案。将主采煤层划分为两个水平，一水平标高-550m，二水平标高-900m，因井田走向大断层将井田分为南北两部分，井田南部为一水平服务范围，井田北部为二水平服务范围。设计首采区采用采区准备方式，工作面长度250m，采用一次采全高采煤法，全部跨落法处理采空区。矿井采用“三八”制作业，两班生产，一班检修。生产班每班4个循环，日进8个循环，循环进尺0.8m，日产量5454.54t。大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用1.5t固定箱式矿车。主井装备一套12t双箕斗和一套12t单箕斗带平衡锤提煤，副井装备一对3t矿车双层单车罐笼带平衡锤担负辅助运输任务。矿井采用两翼对角式通风。通风容易时期矿井总需风量4150m3/min，矿井通风总阻力1588Pa，风阻0.33N·s2/m8，等积孔2.07m2，矿井通风容易。矿井通风困难时期矿井总风量4150m3/min，矿井通风总阻力2200Pa，风阻0.46N·s2/m8，等积孔1.75m2，矿井通风中等困难。设计矿井的吨煤成本110元/t。专题部分题目是浅谈寺河矿瓦斯治理和利用技术。采用地面抽采和综合利用翻译部分是一篇关于工作面煤尘控制的研究的论文，英文原文题目为：Onthelongwallofcoaldustcontrol关键词：立井；上山开采；大采高；双巷掘进；两翼对角式ABSTRACTThisdesignincludesthreeparts:generaldesignpart,projectdesignpartandtranslationparts.GeneralpartisSunTuan1.8Mt/amineofnewWellsdesign.SunTuanminelocatedinanhuiprovincehuaibeicity.Thecoalmine,thesouthterritoryrenloucoalminewithborders,northandnortheastwillowfromSuZhouShicompartmentalizedadjoins,about23km.TherecanbemanyhighwaycompartmentalizedSuZhouShiandMengChengXianhuaibeicity,to.East,westandthefieldrespectivelyjinghurailway,southSuirailwayandminingareawasTuan)~railwaygreen(model(ridge)feederafter.Thetrafficisveryconvenient.Wholefieldnorth-south9.57kmlong,3~5kmtiltwidthsomethingkm2,withatotalareaofaboutit.TheLordCaiMeiCenglayer,namely10°obliquity17,averagecoalseam,thickabout2.73m.Field308.24Mtforindustrialreserves,recoverablereserves234.41Mt,themineforaservicelife93.01.Fieldgeologicalconditionissimple.Thetopsoilaveragethickness50m;Minenormalsectionfor383m3/h,maximumsectionfor520m3/h;Coalseamhardnesscoefficientf=2.3;Formineabsolutegasflow-volume1.84m3/min,belongtolowgasmine;Coalspontaneouscombustiontendency,flamingaperiodof3~6months,coal-dustexplosionhazardwith.Accordingtothegeologicalconditions,compartmentalizedproposesfourtechnicallyfeasibledevelopmentplan.Planasingleleveldowntheshaft:mining,levelDaHang550m,coalseamin-;Schemeii:singleleveldowntheshaftmining,in-550level,rockDaHang;Plan3:twolevelsinclinedshaftminingextendingtodark-900mlevel;Plan4:twolevelmining,cuttingextendstotheverticalWells-900mlevel.Throughthetechnicalandeconomiccomparison,ultimatelydeterminetheoptimalschemeforoption3.WilltheLordCaiMeiCengdividedintotwolevels,alevelelevation-550m,twolevelelevation-900m,forlargefaultwillbecompartmentalizedintocompartmentalizedisdividedintotwoparts,compartmentalizedsouthsouthservicescopeforalevelfortwolevel,northernno.1servicescope.Designthefirstpaneladoptsminingwaystoprepare,face,thetimelength2.5mincoalminingmethod,allthehighacrossfellmethodprocessinggoaf.Mineusing"38"exercise,twoclassproduction,busoverhaul.Everyfourcycleshift,rijineightcirculation,circulation5454.540.8m,dailyoutputfootaget.DaHangintroduced.inbybeltconveyorby1.5t,auxiliarycoveyancefixedboxharvesters.Equippedwithasetofmainshaft12tdoubleskipandasetof12tsingleskipbeltbalancehammercarrycoal,a3tharvesterspregroutingequipmentwithdoublebikesforbalancehammercageauxiliarycoveyancetask.Mineusingtwo-wingdiagonaltypeventilation.Mineventilationeasyperiodshouldalwaysbeairflow1027-1032m3/min,mineventilationtotalresistance1588Pa,windresistance0.33N·s2/m8,accumulatehole2.07]m2,suchasmineventilationeasy.Minemineventilationdifficulttimestotalvolumeair1027-1032m3/min,totalresistanceofmineventilation2200Pa,windresistance0.46N·s2/m8,accumulatehole1.75m2,suchasmineventilationmediumdifficulty.Designthetonsofcoalminecost110yuan/t.Theprojectssectiondiscussesthetopicissihecoalminegastreatmentandutilizationtechnology.UsinggroundextractionandcomprehensiveutilizationTranslationpartisanarticleaboutthecontrolofminingcoal-dust,theoriginalEnglishessaytitled:OnthewallofdustcontroltodecorativeKeywords:verticalshaft;Upthehillmining;Bigminingheight;Doubleroadwayexcavation;Two-wingdiagonaltype目录一般部分1矿区概述及井田地质特征 11.1矿区概述 11.1.1矿区地理位置 11.1.2矿区气候条件 11.1.3矿区的水文情况 11.2井田地质特征 11.3煤层特征 1主要水文地质条件 1可采煤层 31.3.3煤的特征 31.3.4瓦斯，煤尘及自燃，地温 32井田境界与储量 62.1井田境界 62.2矿井储量计算 6构造类型 62.2.2矿井工业储量 62.2.3矿井可采储量 9工业广场煤柱 103矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 123.1矿井工作制度 123.2矿井设计生产能力及服务年限 124井田开拓 144.1井田开拓的基本问题 144.1.1井筒形式的确定 144.1.2井筒位置的确定采（带）区划分 164.1.3工业场地的位置 174.1.4开采水平的确定 184.1.5矿井开拓方案比较 184.2矿井基本巷道 22井筒 22井底车场及硐室 23主要开拓巷道 29巷道支护 295准备方式——采区巷道布置 335.1煤层地质特征 33采区位置 33采区煤层特征 33煤层顶底板岩石构造情况 33水文地质 33地质构造 33地表情况 335.2采区巷道布置及生产系统 33采区位置及范围 33采煤方法及工作面长度的确定 33确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式 34煤柱尺寸的确定 34采区巷道的联络方式 34采区接替顺序 34采区生产系统 34采区内巷道掘进方法 35采区生产能力及采出率 355.3采区车场选型设计 36确定采区车场形式 36采区主要硐室布置 376采煤方法 396.1采煤工艺方式 39采区煤层特征及地质条件 39确定采煤工艺方式 39回采工作面参数 40回采工作面破煤、装煤方式 40回采工作面支护方式 43端头支护及超前支护方式 44各工艺过程注意事项 45回采工作面正规循环作业 466.2回采巷道布置 49回采巷道布置方式 49回采巷道参数 497井下运输 517.1概述 51井下运输设计的原始条件和数据 51运输距离和货载量 51矿井运输系统 517.2采区运输设备选择 52设备选型原则 52采区设备的选型 527.3大巷运输设备选择 54运输大巷设备选择 54辅助运输大巷设备选择 548矿井提升 568.1概述 568.2主副井提升 56主井提升 56副井提升 589矿井通风及安全 609.1矿井通风系统选择 60矿井概况 60矿井通风系统的基本要求 60矿井通风方式的确定 60主要通风机工作方式选择 61采区通风系统的要求 62工作面通风方式的选择 62回采工作面进回风巷道的布置 639.2采区及全矿所需风量 649.2.1采煤工作面实际需要风量 649.2.2备用面需风量的计算 659.2.3掘进工作面需风量 65硐室需风量 65其它巷道所需风量 66矿井总风量 66风量分配 669.3矿井通风总阻力计算 67矿井通风总阻力计算原则 67确定矿井通风容易和困难时期 67矿井最大阻力路线 67矿井通风阻力计算 71矿井通风总阻力 73总等积孔 749.4选择矿井通风设备 74选择主要通风机 74电动机选型 769.5防止特殊灾害的安全措施 79瓦斯管理措施 79煤尘的防治 79预防井下火灾的措施 79防水措施 7910矿井基本技术经济指标 81参考文献 83专题部分浅谈寺河矿瓦斯治理与利用技术 h851矿井概况 852矿井煤层地质及瓦斯赋存情况 852.1地质特征 852.2地质构造 852.3煤层特征 862.4瓦斯基础参数 863矿井瓦斯 873.1瓦斯赋存情况 873.2瓦斯涌出情况 874矿井生产情况 885瓦斯综合治理状况和实用技术 886瓦斯治理“十一五”期间取得的进展和主要成果 926.1通风系统 926.2瓦斯抽采 926.3防治突出 926.4监测监控 927瓦斯治理指导思想、发展思路和规划目标 937.1指导思想 937.2发展思路 937.3规划目标 938矿井科研攻关规划 938.1工作任务 938.2重点项目 939寺河矿未来几年瓦斯治理规划 949.1矿井通风系统规划 949.2矿井瓦斯抽采系统规划 9410瓦斯综合利用 9510.1瓦斯发电 9610.2民用燃气 9610.3汽车燃料和化工原料 9610.4积极参与CDM项目的运作 9611存在问题 9712结论 97参考文献 98翻译部分英文原文 101中文原文 109致谢 115一般部分1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述矿区地理位置孙疃井田位于安徽省淮北市濉溪县境内，其南与任楼矿井接壤，北与杨柳井田毗邻，东北距宿州市约23km。地理坐标为：东经116°43′00″～116°47′00″，北纬33°31′15″～33°37′30″。井田内有多条公路可至淮北市、宿州市和蒙城县。井田外东侧、西北侧和南侧分别有京沪铁路、濉阜铁路和矿区铁路青（疃）～芦（岭）支线经过。交通十分方便。如图1所示。矿区气候条件本井田所在地区属季风暖温带半湿润气候，四季分明，冬冷夏热。本地区一般春秋季多东北风，夏季多东～东南风，冬季多北～西北风，平均风速3m/s，最大风速18m/s；年均气温14.4℃，最高气温40.3℃，最低气温-10.9℃；年均降雨834mm，且多集中在7、8月份；全年无霜期为208～220天；冻结深度为20cm。矿区的水文情况本井田地处淮北平原中部，地势平坦，自然地面标高为+25.50～+27.00m，一般在+26.00m左右。井田内较大的河流为浍河，自西北向东南从其中部流过。浍河宽约50～150m，深3～5m，两岸筑有河堤，属中小型季节性河流。二十世纪五、六十年代，本井田所在地曾发生三次较大水灾，且以1965年7月16日的为最。据浍河水文站观测资料，当时最大洪峰流量为865m3/s，最高洪水位标高为+28.34m，致使该地区普遍积水1m左右。但自1968年新汴河开挖以后，区域内泄洪能力大大增强，浍河水再未溢出河床，从而根除了本地区的水患。此外，井田内尚有纵横交错的浍河支流和人工沟渠。1.2井田地质特征孙疃井田位于安徽省淮北矿区临涣区的中偏东部，其北为人为边界，南止人为边界；西自各可采煤层的风氧化带底界，东至各可采煤层-900m底板等高线。全井田南北走向长9.57km，东西倾斜宽3～5km，面积约40.7km21.3煤层特征主要水文地质条件(1)地表水井田内最大的地表水体为浍河，其虽从井田中部流过，但只是中小型季节性河流，对矿井开采没有影响。(2)新生界松散层含、隔水层（组）本井田新生界松散层厚度介于153.70～246.00m之间，总体趋势为南厚北薄。按照沉积物的组合特征及其含、隔水情况，可将新生界自上而下大致分为一含、一隔、二含、二隔、三含、三隔和四含计4个含水层（组）和3个隔水层（组）。其中三隔的有效隔水厚度介于5.80～70.00m之间，平均37.80m，主要由粘土和砂质粘土夹薄砂层组成，粘土以厚层状为主，可塑性好，膨胀性强，普遍厚度较大，分布稳定，隔水性能良好，可以有效地阻止上覆地表水及一、二、三含水向下溃漏。四含主要由粘土质砂、中细砂和砂砾等组成，纯厚介于0～18.40m之间，平均5.00m左右，厚度变化较大，分布不稳定，泥质含量高，富水性较弱，因直覆于基岩各含水层与煤层之上，在天然状态下与下伏各含水层（段）均有一定的水力联系。(3)基岩含、隔水层（段）1)二叠纪煤系含、隔水层（段）本井田二叠纪煤系主要由砂岩、泥岩、粉砂岩和煤层等组成，且以泥岩、粉砂岩居多。根据可采煤层的赋存位置，可将二叠纪煤系大致分为1～3煤上隔水层（段）、3～4煤间含水层（段）、4～5煤下隔水层（段）、7～8煤上下含水层（段）、8煤下～10煤上隔水层（段）、10煤上下含水层（段）和10煤下～太灰间隔水层（段）。一般情况下，含水层（段）砂岩裂隙不甚发育，富水性较弱，地下水主要受区域层间径流补给，且补给水源不足，以储存量为主；而隔水层（段）则除10煤下～太灰间这一区段局部受断层影响，导致彼此间距缩小、隔水性能较差以外，其余均具良好的隔水作用。2）石炭系太灰岩溶裂隙含水层（段）井田内石炭系太原组总厚131.52m，主要由灰岩、砂岩、粉砂岩、泥岩和薄煤层组成；其中含灰岩12层，灰岩累厚69.53m，并以3、4和12灰厚度较大。地下水以层间径流补给为主，且在浅部部分地段与四含有互补性。灰岩岩溶裂隙发育不均，富水性较弱，正常情况下对10煤层开采影响不大。但是，当局部地段受断层切割而致7～8煤层和10煤层与太灰间距缩小甚至彼此对口时，则很可能引发突水事故。因此，在井下开采时，必须尽可能避开上述地段，并采取积极的探水和降压等措施，谨防灾害发生。3）奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层（段）区域资料表明：奥陶系灰岩总厚度在500m左右，主要由浅灰色厚层状石灰岩组成，一般浅部岩溶裂隙发育，富水性强，导水性好，但因其远离主要可采煤层，正常情况下对煤层开采影响较小。(4)断层带本井田断层虽比较发育，但主要具张扭性，且断层带又多为泥岩、粉砂岩和少量砂岩充填，一般情况下含水性弱，导水性差，与其它含水层间的水力联系也不甚密切。《淮北矿业（集团）公司孙疃煤矿首采区瞬变电磁勘探报告（2005.12.）》对F7和F9二断层所做的勘探资料也已证明了本井田断层具有含水性较弱、导水性较差的特点。然而，实际开采过程中仍应谨防少数导水性较好、富水性较强的断层，或受采动影响而局部活化的断层可能成为矿井突水的重要途径。综上所述，本井田新生界四含孔隙含水层（组）、二叠纪煤系砂岩裂隙含水层（段）和石炭系太灰岩溶裂隙含水层（段）对井下开采影响较大。但是，如果在可采煤层的浅部必要地段留设适当高度的防水煤柱，四含水一般不致溃入矿坑而对井下开采构成大的威胁。这样，二叠纪煤系砂岩裂隙水和石炭系太灰岩溶裂隙水便成为矿井开采的主要充水因素。因此，本井田的水文地质条件属以裂隙充水为主的中等类型。(5)矿井涌水量根据《安徽省濉溪县孙疃井田勘探（精查）地质报告（电子版）（2004.2.）》提供的资料，本矿井一水平（-540m）开采3～10煤层（面积为5.885km2）时正常涌水量为383m3/h，最大涌水量为520m3/h；太灰的可能突水量为616m3/h。然而，本次设计已将一水平标高调整为-550m，但因其变动不大，故矿井涌水量仍然取用上述资料。图1孙疃矿交通位置示意图可采煤层本井田可采煤层以大部可采的中厚煤层为主，结构简单～较简单，煤层稳定性属较稳定型；煤层对比可靠。其中31、32、51、72、82和10为可采煤层，平均总厚10.15m，约占煤层平均总厚的90%；而72、82和10为主要可采煤层，平均总厚6.39m，主采煤层10号煤。1.3.3煤的特征本井田各可采煤层以低～中高灰、特低～低中硫、特低～低磷、中高～高挥发分、高～特高热值和具中～强粘结性的1/3焦煤为主，气煤次之；主要可作炼焦配煤，也可用于工业锅炉燃烧。1.3.4瓦斯，煤尘及自燃，地温(1)瓦斯本井田瓦斯测试资料表明：矿井绝对瓦斯涌出量为1.84m3/min。通过对上述资料进一步分析得知，本井田的瓦斯风化带底界大致位于地表下垂深500m处。本井田瓦斯含量的分布特点表现为：从纵向上看，同一煤层的瓦斯含量有随煤层埋深的增加而增高的趋势；从横向上看，各可采煤层的瓦斯含量在走向上变化不大，但在倾向上则具有分带性，瓦斯含量等值线有与煤层底板等高线基本一致的变化趋势。结合临近矿井瓦斯资料综合分析，设计暂按低瓦斯矿井考虑。(2)煤的自燃本井田3煤层为不自燃，5、8煤层为自燃，7煤层为容易自燃，10煤层为很易自燃～不自燃。设计暂按容易自燃考虑。(3)煤尘本井田各可采煤层的可燃基挥发份产率均在30%以上；煤尘爆炸性试验结果表明：各可采煤层均有明显火焰，焰长均在50mm以上，最大达550mm，约需加入75%的岩粉量方可抑制爆炸。显然，本井田各可采煤层均有煤尘爆炸危险。(4)地温本井田恒温带深度位于地表下垂深30m处，恒温带温度为16.9℃。本井田的地温类型为基底凹陷型。地温梯度介于2.00～3.61℃/hm之间，平均2.71℃/hm，属正常地温背景下的正常地温区。根据主要可采煤层底板温度与其深度之间建立的相关关系式预测，本井田72、82和10煤层的F11断层南、北区段出现一级热害的深度分别均约在－500m和－650m，且72、82煤层在21线的深部局部还有二级热害区。

图1.2孙疃矿综合柱状图2井田境界与储量2.1井田境界孙疃井田位于安徽省淮北矿区临涣区的中偏东部，其北为人为边界，南止人为边界；西自各可采煤层的风氧化带底界，东至各可采煤层-900m底板等高线。全井田南北走向长9.57km，东西倾斜宽3～5km，面积约40.7km2。2.2矿井储量计算构造类型煤层内倾角为10°~20°，平均为17°且沿走向略有扭曲的简单单斜。2.2.2矿井工业储量矿井工业储量是指在井田范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚。本矿井设计对8,10号煤层进行开采设计，它们的厚度分别为2.03，2.73m，结构简单～较简单，煤层稳定性属较稳定型；煤层对比可靠本次储量计算是在精查地质报告提供的1：10000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。10煤层，采用块段法计算工业储量。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。块段划分如图2所示。根据《煤炭工业设计规范》，求得以下各储量类型的值：(1)矿井地质资源量矿井地质资源量可由以下等式计算：（2-1）式中：——矿井地质资源量，Mt；——煤层平均厚度，m；——煤层底面面积，m3；——煤容重，t/m3。将各参数代入（2-1）式中可得表2-2，所以地质储量为：=311.37（Mt）图2块段划分示意图表2-2煤层地质储量计算煤层块段倾角/(°)块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/Mt煤层总储量/Mt总储量/Mt8#112.38.72.031.3623.47132.80311.37216.68.52.031.3622.4938.011.12.031.3630.35410.64.92.031.3613.30512.1162.031.3643.1910#112.38.72.731.3631.56178.57216.6.8.52.731.3630.2438.011.12.731.3640.81410.64.92.731.3617.88512.1162.731.3658.08（2）矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。矿井工业储量可用下式计算：（2-2）式中——矿井工业资源/储量；——探明的资源量中经济的基础储量；——控制的资源量中经济的基础储量；——探明的资源量中边际经济的基础储量；——控制的资源量中经济的基础储量；——推断的资源量；——可信度系数，取0.7~0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，取0.7。该式取0.8。130.77（Mt）65.38（Mt）56.05（Mt）28.02（Mt）28.02（Mt）因此将各数代入式2-2得：308.24（Mt）2.2.3矿井可采储量矿井设计资源储量按式（2-3）计算：式中 ——矿井设计资源/储量 ——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量之和。按矿井工业储量的3%算。则：298.99（Mt）矿井设计可采储量式中 ——矿井设计可采储量； ——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算； C——采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。此处取0.85。则：234.41（Mt）工业广场煤柱根据《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条规定：工业广场的面积为平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为180万吨/年，所以取工业广场的尺寸为360m×600m的长方形。煤层的平均倾角为17度，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-550m，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级保护留维护带，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2-4。表2-3工业场地占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-4岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/mфδγβ-55017°2.73150427373.373由此根据上述以知条件，画出如图3所示的工业广场保护煤柱的尺寸：图3工业广场保护煤柱

3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明》，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，四六制作业（三班生产，一班检修），每日三班出煤，净提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限（1）矿井设计生产能力因为本井田储量丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部无较大断层，比较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为180万吨/年。（2）.井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核。1）矿井开采能力校核淮北孙疃矿10煤层为中厚煤层，煤层平均倾角为17度，地质构造简单，赋存较稳定，但矿井瓦斯含量及涌水相对较大，工作面长度不一过大，考虑到矿井的储量可以布置两个综采工作面同采可以满足矿井的设计能力。2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对9吨底卸式提升箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一律用带式输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。3）通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性瓦斯含量相对较高，属于高瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用对角式通风，矿井达产初期对首采只需先建一个风井即可满足矿井的通风需求，后期再建一个风井，可以满足整个矿井通风的要求。本井田内存在若干小断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。4）储量条件校核井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(A×K)（3-1）其中：T矿井的服务年限，年；Zk矿井的可采储量，234.41Mt；A矿井的设计生产努力，180万吨/年；K矿井储量备用系数，取1.4。则：T=234.41×100/（180×1.4）=93.01（年）既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。5）第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，矿井是两水平斜井延伸，一水平在-550m，即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。表3-1不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角<25°25°-45°>45°600及以上7035300-5006030120-2405025201545-9040201515

4井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；合理确定开采水平的数目和位置；布置大巷及井底车场；确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：贯彻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。合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。合理开发国家资源，减少煤炭损失。必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：1）本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-200m，最深处到-900m表土层平均25m，本井田瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大。2）本矿地表地势平坦，地面平均标高为+25m。4.1.1井筒形式的确定（1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。具体见表4-1。本矿井煤层倾角不大，平均17°，为缓倾斜煤层；表土层厚约120~160m，无流沙层；水文地质情况中等—简单，涌水量不大；井筒需要特殊施工—冻结法建井，因此需采用立井开拓。

表4-1井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1运输环节和设备少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2通风线路长、阻力大、管线长度大。3斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井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当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。（2）井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。由于本井田倾角平缓，厚度变化小，且距离东部国道近。故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。（3）井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。因为低瓦斯矿井，井田面积较小，表土层厚度大，不宜用边界式通风，所以不再另设风井，可用主井回风。共计两个井筒。4.1.2井筒位置的确定采（带）区划分（1）井筒位置的确定原则1）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运输大巷的布置，石门的工程量要尽量少；2）有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；3）井田两翼的储量基本平衡；4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；

图4采带区划分示意图5）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的威胁；6）工业场地宜少占耕地，少压煤；7）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。（2）井筒位置的确定本矿井走向长度较大地势平坦,主副井筒布置在储量中央,且两井筒的地面标高大于历年最高洪水位标高。具体采区、带区划分见图4。4.1.3工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据表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12×18公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向。根据制图规范1：10000的图按360m×600m绘制。4.1.4开采水平的确定本矿井主采煤层为10号煤层，其它煤层属急薄且不稳定煤层，近期暂不开采可作为后备储量。10号煤层属缓斜煤层，平均倾角为17，煤层无露头，煤层埋藏最深处达-900m，垂直高度达700m。根据《煤炭工业设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200~350m，针对于本矿井的实际条件，决定煤层的阶段垂高为300m左右。由于本矿井瓦斯,涌水及煤层倾角比较大,所以可以考虑上下山的开采方案,考虑到井田范围不大,所以本矿井也可采用两水平的开采方式。采用两个水平划分时，立井开拓第一水平,由于10煤下有含水层，所以二水平的延深不能考虑采用立井延深，因此，采用暗斜井延深。4.1.5矿井开拓方案比较（1）提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，如图4-2，分述如下：方案一：立井单水平上下山（煤层大巷)主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在煤层当中。方案二：立井单水平上下山（岩石大巷)主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在岩层当中。方案三：立井两水平直接延深（岩石大巷）主、副井均为立井，布置于井田中央，立井延深，大巷布置在岩层当中。方案四：立井两水平暗斜井延深（岩石大巷）主、副井均为立井，布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在岩层当中。（2）技术比较以上所提四个方案中，井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度以及一、二水平采区总体一致。区别在于二水平的开拓方式不同而引起部分基建、生产经营费用不同。方案一、二中，区别在于二方案中岩石大巷，这样就增加了岩石巷道的掘进，使后期基建费用加大；增加了设备的配备；维护费用；但其优点也是显而易见的：减少了大巷保护煤柱，运输系统干扰降低，各种运输畅通，由于是厚煤层开采，通风安全性提高，通风条件优化，可以适当减少煤巷的维护，提高了煤炭采出率。方案二中，岩石掘进量明显较少，而且设备少，环节简单；开拓准备时间短。但通风条件差；巷道维护费用增加。故两方案中暂取方案二。综上所述，经过对方案一，二，三，四的系统比较，确定本矿井使用方案四：立井两水平暗斜井延深（岩石大巷）主、副井均为立井，布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在岩层当中。

图５开拓方案示意图各方案粗略估算费用表(单位：万元)方案二方案一基建费用暗斜井开凿966×1050×10-4966×1150×10-4101.43111.09立井开凿2×250×3000×10-4150.00石门2×836×800×10-4133.76石门2×1778×800×10-4284.48井底车场800×900×10-472.00井底车场1000×900×10-490.00小计418.28小计524.48生产费用立井提升1.2×15650.775×0.488×0.857790.33立井提升1.2×15650.775×0.738×0.8511281.28暗斜井提升1.2×9059.6×0.966×0.485040.91暗斜井提升00石门运输1.2×9059.6×0.836×0.3813462.75石门运输1.2×9059.6×1.778×0.3817364.56排水340×24×365×26.8×0.1525×10-41217.27排水340×24×365×26.8×0.1525×10-41217.27小计17511.26小计19863.11合计费用(万元)17929.54费用(万元)20387.59百分率100.0%百分率113.7%方案四方案三基建费用暗斜井开凿1430×1050×10-41430×1150×10-4150.15164.45立井开凿2×370×3000×10-4220.00石门2×1214×800×10-4194.24石门2×2643×800×10-4422.88斜井车场800×900×10-472.00立井车场1000×900×10-490.00小计580.84小计732.88生产费用立井提升1.2×15650.775×0.488×0.857790.33立井提升1.2×15650.775×0.858×0.8513696.93暗斜井提升1.2×9059.6×1.43×0.487462.21斜井提升00石门运输1.2×9059.6×1.214×0.3815028.45石门运输1.2×9059.6×2.643×0.3819347.44排水340×24×365×26.8×0.1525×10-41217.27排水340×24×365×26.8×0.1525×10-41217.27小计21498.26小计24361.64合计费用(万元)22079.10费用(万元)25194.52百分率100.0%百分率114.1%

建井工程量(单位：m)项目方案二方案四初期主井井筒488+30488+30副井井筒488+15488+15井底车场10001000运输轨道大巷2×16362×1636后期斜井井筒2×9662×1430井底车场800800主石门2×8362×1214回风大巷08067运输轨道大巷2×(1864+4093)2×(1864+8150)东部双翼采区上下山2×21630西部双翼采区上下山2×20760采区车场2×110×100

建井费用表项目方案二方案四工程量(m)单价(元/m)费用(万元)工程量(m)单价(元/m)费用(万元)期主井井筒5183000155.405183000155.40副井井筒5033000150.905033000150.90井底车场100090090.00100090090.00运输轨道大巷3272800261.763272800261.76小计658.06658.06后期斜井井筒19321100212.5228601100314.60井底车场8000900720.008000900720.00回风大巷000.008067300242.01主石门1672800133.762824800225.92运输轨道大巷11878800950.24200288001502.24东翼采区上下山4326300129.7803000.00西翼采区上下山4152300124.5603000.00采区中部车场2200900198.0009000.00小计2270.862604.77总计2928.923262.83费用汇总表方案方案四方案二项目费用(万元)百分率(%)费用(万元)百分率(%)初期建井费658.06100.0%658.06100.0%基建工程费2928.92100.0%3262.83111.4%生产经营费28401.42100.0%30198.68106.3%总费用31330.34100.0%33461.51106.8%4.2矿井基本巷道井筒由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，在井田中央设置中央风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及南、北风井均采用圆形断面。（1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5m，断面积33.18m²，井筒内装备一对16t的双箕斗，井壁采用砌碹支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通迅信号电缆，人行台阶等设施。主井断面和主要参数如图4-2。（2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.7m，断面积44.18m²，井筒内装备一对3.0t双层单车多绳罐笼，井壁采用砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井断面和主要参数如图4-3。（3）风井风井位于矿井中央上边界保护煤柱内，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径5.0m，净断面19.63m²，采用预制管柱支护方式，井壁厚度达400mm，风井断面和主要参数如图4-4。（4）风速验算所选定的副井作为进风井，南、北风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第九章《矿井通风与安全》的风速验算可知，所选的井筒符合风速要求。井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区或带区。（1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，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，是井下运输的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，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