矿己组煤三水平初步设计说明书(修改)

平顶山天安煤业股份有限公司四矿己组煤三水平初步设计煤炭工业部郑州设计研究院平顶山天安煤业股份有限公司四矿己组煤三水平初步设计总工程师：项目负责人：煤炭工业部郑州设计研究院鸩选资教授级高级工程师许汝哲教授级高级工程师陈绍东高级工程师欧阳广斌高级工程师丁永杰工程师韩永强工程师刘成军工程师机电刘前进高级工程师张朝晖高级工程师刘东工程师高级工程师工程师李灯平工程师杨全安高级工程师滑翠玲高级工程师高爱英高级工程师刘新亚高级工程师张晓伟工程师曲振亭高级工程师李小创高级工程师陈玉莲高级工程师楚红霞高级工程师鸩选资目录 1第一章井田概况及地质特征 5第一节井田概况 5第二节地质特征 6第三节生产矿井技术面貌 第二章井田开拓 第一节井田境界及储量 第二节矿井设计生产能力及服务年限 第三节井田开拓 第五节井底车场及硐室 第三章大巷运输及设备 第一节大巷运输方式 第四章采煤方法 第一节采煤方法 第二节采区布置 第三节巷道掘进 第五章通风和安全 第二节矿井通风 46第三节瓦斯抽放 58第四节矿井热害防治 鸩选资第五节煤与瓦斯突出矿井防突措施 第六节灾害预防及安全装备 第六章提升、通风、排水和压缩空气设备 第一节提升设备 第二节通风设备 第三节排水设备 第四节压缩空气设备 第七章地面生产系统 第一节煤质及其用途 第二节煤的加工 第三节生产系统 第四节辅助设施 第八章地面运输 第一节概况 第二节北风井公路 第九章工业场地总平面布置 第一节主斜井工业场地总平面布置 第二节风井工业场地总平面布置 第一节供电电源 第二节电力负荷 第四节地面供配电 第五节井下供配电 鸩选资 第七节计算机管理及监控系统 第十一章建筑物与构筑物 第一节设计原始资料及建筑材料 第二节主要工业建筑物与构筑物 第十二章给水排水 第十三章采暖通风及供热 第十四章职业安全卫生 第二节建筑及场地布置 第三节职业危害因素分析 第四节主要防范措施 第十五章环境保护 第一节环境保护设计依据 第二节矿井主要污染源和主要污染物 第三节设计采用的污染物排放标准及环境保护目标 第四节各种污染防治措施及预期效果 第五节机构设置和专项投资 第十六章建井工期 第一节建井工期 第二节矿井产量递增计划 第十七章节约能源措施 第二节节约能源的措施 鸩选资料第十八章技术经济 第一节劳动定员及劳动生产率 第二节原煤生产成本与售价 第三节技术经济分析与评价 第四节矿井设计主要技术经济指标 附录：1、平顶山天安煤业股份有限公司平煤安技[2003]2号“关于四矿己组煤三水平地质说明书的批复”2、平煤会纪(2002)91号“关于四矿三水平设计方案论证的会议纪要”3、河南省矿产储量委员会豫储决定(1989)01号文审查批准《河南省平顶山煤田一、四、六矿深部扩勘地质报告》决议书4、平煤集团公司平煤总[2003]15号文“关于四矿己组煤三水平设计方案请示的批复”5、平煤集团公司平煤会纪[2005]12号《关于四矿三水平皮带运6、2005年2月2日“关于四矿三水平主斜井装备的会议纪要”附件：1、主要机电设备和器材目录鸩选资料序号图纸名称图号比例备注1地层综合柱状图采用2己15煤层底板等高线及储量计算图采用3己16煤层底板等高线及储量计算图采用4己17煤层底板等高线及储量计算图采用5己组煤开拓方式采区布置及机械配备平面图新制6己组煤开拓方式采区布置剖面图新制7巷道断面图册新制8-620m水平井底车场平、断面图新制9-780m水平井底车场平、断面图新制北进风井井筒平面布置图新制北回风井井筒平面布置图新制井下运输系统示意图新制通风容易时期通风系统示意图新制通风困难时期通风系统示意图新制北风井地面6kv变电所供电系统图新制-620m车场供电系统图新制主斜井、-780m车场供电系统图新制井上下通讯系统图新制安全监控系统图新制安全生产监控系统井下传感器布置图新制井下消防洒水管路平面布置图新制井下灌浆注胶管路平面布置图新制主斜井地面生产系统平面图新制主斜井地面生产系统A-A剖面图新制主斜井地面生产系统B-B、C-C剖面图新制主斜井总平面布置图新制北风井总平面布置图新制灼选资受天安四矿委托，我院于2003年6月份编制完成了该矿己组煤三水平方案设计文件。由平煤集团公司于2003年9月5日组织有关人员对方案设计进行论证。并于2003年9月11日以平煤总[2003]15号文关于《四矿己组煤三水平设计方案请示》的批复，批准该方案设计。在该方案设计的基础上经现场调研，收集资料，我院编制完成了《平顶山天安煤业股份有限公司四矿己组煤三水平初步设计》文件的编制工作。全套设计文件包括设计说明书、概算书、主要机电设备和器材清册及设计附图。一、概述平顶山天安煤业股份有限公司四矿己煤组三水平位于二水平己(-)设计依据1.由天安四矿地质科编写的《平煤集团天安公司四矿己煤组三水平地质说明书》及附图。2.平顶山天安煤业股份有限公司，平煤天安技[2003]2号文“关3.平煤集团公司“关于《四矿己组煤三水平设计方案请示》的批复”。4.“关于四矿三水平皮带运输方案及三水平进风立井方案的会议纪要”。6.平顶山天安四矿提交的设计委托书。修：交7.煤炭工业现行规程、规范和相关行业标准。结合生产矿井延深扩建的具体条件，因地制宜优化三水平开拓布置，做到布局合理，生产集中，系统完善，环节畅道，创造条件早出煤，提高经济效益；优化采煤方法，提高工作面单产，实现采、掘、运输机械化，为减人提效创造条件；贯彻“预防为主，安全第一”的安全生产方针，健全安全生产设施和防护手段，改善作业环境；依靠科技进步，积极采用新技术、新装备、新工艺、新材料，向科技要效益；充分利用生产矿井现有生产系统，尽量减少初期投资，将本矿井建设成为经济型、效益型的现代化矿井。二、设计的主要内容及特点根据设计委托书的要求，本设计重点解决以下问题：1.优化三水平主要开拓巷道的布置方式(层位和数量);2.论证三水平通风系统，提出优化方案；3.三水平及其外围胶带输送机选型计算；4.三水辅助提升及排水设备能力验算；5.三水平供电及地面变电所设备能力验算。三水平可采储量40.52Mt,设计生产能力1.50Mt/a,可服务20.8年。由于己组煤赋存比较稳定，井田构造比较简单，适合机械化开采，因此，主要运输设备选型时留有年产1.80Mt的余地。三水平划分为一个大采区，采区走向长5.3km。布置四条下山，其中胶带输送机下山、轨道运输下山布置在己组煤层底板L₂灰岩中，二条回风下山一条沿己14煤层层位布置，一条沿己15煤层布置。三水平通风系统:在井田深部38-26钻孔北200m处开凿一对进、回风立井。三水平生产的煤炭由回采工作面顺槽及下山胶带输送机运至平，安装绞车，担负三水平的辅助提升任务，敷设台阶扶手，兼作安全出口。沿主斜井排至地面。初期开采己15煤层，达到设计产量时布置两个综合机械化工作面，由于压茬关系影响，初期移交一个综采工作面。为改善井下工作环境利用己三风井工广内已有的瓦斯抽放站抽放瓦斯。主要技术经济指标：服务年限：20.8年井巷工程量：22405m,384715.5m³万吨指标：149.4m/万t,2564.8m3/万t职工人数：1185人总投资：54349.36万元吨煤投资：362.33元/t建设工期：30个月精选资三、存在问题和建议三水平共有钻孔31个，其中6孔在井田边界以外，区内25孔分布极不均匀。因此个别块段，对煤层控制程度较低，建议提前补勘，提高勘探程度，指导生产。2、地质资料中，缺少己组煤底板灰岩含水层水文地质资料，因此，无法判断其对己组煤开采的影响，建议补充水文地质资料。3、本区井下地温异常，地质部门预计开采到-800m水平时，地温将达到50℃左右，但依据不足，缺少预测地温所必须的岩层热物理参数，建议地质部门进一步落实三水平地温资料，为制冷降温设计提供可靠技术参数。4、本设计三水平按有煤与瓦斯突出危险管理，投产前应对三水平瓦斯等级，做进一步鉴定。鸩选资第一章井田概况及地质特征第一节井田概况平顶山天安煤业股份有限公司四矿,位于平顶山市北西约5km。四矿三水平位于二水平己三采区深部，面积约11.1km²。交通位置见图1-1-1。(P¹2)。二、水系及地面积水范围该区处在擂鼓台、小擂鼓台和落凫山所形成的近东西分水岭以北，总体水流向北；地面有姚孟电厂排灰水库，积水面积52500m²,水量105000m³;同家水库己干涸。三、采掘影响及破坏程度一水平丁、戊组煤层下部回采边界距该区下部边界不远，地表受其影响出现裂沟、房屋裂缝、水井干涸，该区回采后，破坏由于该区是低山丘陵地带，交通不便，除姚孟电厂排灰水库外，没有大的建筑和设施，只是分布着零星的村庄。从南到北有谢家、新寨、牛家、贺家、龙池、樊家等村庄。精选资料本区属大陆性半干旱气候。年蒸发量大于降雨量,夏季炎热湿润，冬季寒冷干燥，四季分明，雨季多集中在七、八、九三个月。据平顶山气象站资料：气温：最高气温42.6℃,最低气温-18.8℃,历年平均气温14.9℃。冰冻期一般为11月到次年3月。冻土最大深度22cm。降雨量：年最大降雨量1323.6mm,年最小降雨量373.9mm,年平均降雨量742.6mm,月最大降雨量366mm。蒸发量：年最大蒸发量2823.66mm,年最小蒸发量1490.5mm。平均绝对湿度13.5g/m3,平均相对湿度67%。最大风速24m/s,平均风速2.8m/s。较大破坏。1975年至1993年18年间汝州、禹州、郏县三地发生28次地震，震级一般2.1~3.5级，最大4.7级。本地区抗震设防烈度为6度(0.5g)。目前天安公司拥有一矿、四矿、六矿、八矿、十一矿、高庄矿、大庄矿七对生产矿井和田庄选煤厂、八矿选煤厂两座选洗厂。煤炭产品主要有原煤和精煤两大类。据2000年统计资料，天安公司拥有煤炭地质储量1268Mt,工业储量1179Mt,可采储量785Mt,按核定生产能力13.05Mt/a计算可服务50年以上。天安公司四矿核定生产能力2.8Mt/a。1.含煤地层本区主要含煤地层有太原组、山西组和下石盒子组。(1)太原组(C₃):厚度53～68m平均62.5m,由L₁~L₇七层灰岩，4~8层煤(煤线)及粉砂质泥岩所组成，夹细砂岩、泥岩，其厚87~114m,平均105.3m,由深灰色砂质泥岩、粉砂岩、泥岩及细-中粒石英岩、碎屑砂岩和煤层组成。砂质泥岩、粉砂岩组成，其中砂锅窑砂岩厚16.37~28.71m,一般2.地质构造本区总体构造为单斜，根据等高线图及己三采区揭露情况，对本区构造描述如下：主要有两条，一条正断层，一条逆断层。即差15.0m,位于36～22孔南150m,为钻孔控制，丁组、戊组只造带对东部的回采将造成较大的影响；第二条为逆断层(张家逆断层),落差20～30m,为钻孔控制，位于本区东北角32～22孔与31~19孔之间，对本区影响不大。但是根据己三揭露情况看，落差小于2.5m的小断层所形成的NE走向构造带发育，己三采区就存在二个这样的构造带，对回采就造成较大影响。(2)褶曲：根据煤层底板等高线图分析，36线北部有一背斜，编构造产状(褶曲轴面)实见位置及控号性质走向(°)倾向(°)倾角(°)落差(m)制情况1正断层一矿丁6-22160及3622孔控制2逆断层32~22孔与31~19孔之间，本区东北角，钻孔控制。336线北部二、煤层特征本水平己煤组含煤四层：己14、己15、己16、己17,其中己14为1.己15煤层：全区发育，位于山西组己煤段上部，上距己14煤层4.2m,下距己16、己17煤8.0m,煤厚0~2.45m,一般为1.5m,平均8.9°。煤层结构较简单，仅局部有夹矸，厚0～0.3m。鸩选资将2.己16煤层：为本水平主要可采煤层之一，全区发育，位于己煤段下部，层位稳定。区内与己17基本分层，仅在西南角和36～22孔附近，局部合层。己16煤层厚度0~5.3,一般1.9m,无夹矸，可采系数0.81,变异系数0.29,属较稳定煤层。煤层产状：走向-120°~122°,层之下，层位稳定，区内与己16煤分层。己17煤层厚度0~2.25m,一般1.3m,无夹矸，可采系数0.94,变异系数0.26,属较稳定煤层。4.己16、17煤层：仅在西南部边缘及36～22孔附近发育，位于煤层厚度2.36~4.45m,一般为3.4m,可采系数1.0,变异系数0.16,属稳定煤层。煤层结构较复杂，含1~2层夹矸，厚0~0.7m。夹矸为泥岩，粉砂质泥岩、粉砂岩等。煤层名称煤厚倾角结构层间距可采系数变异系数稳定性己15平均夹矸较稳定最小～最大己169无夹矸较稳定最小～最大0~5.3己179无夹矸较稳定最小～最大0~0.7稳定最小～最大己15、己16、17均为黑色，玻璃光泽，煤质较硬。其工业牌号为1/3焦煤或焦煤。各层煤的工业指标详见煤质特征表。煤质特征表煤层PQY工业牌号己155己166己1766四、水文地质1.地表水及主要含水层本区处在擂鼓台、小擂鼓台和落凫山、平顶山所形成的分水岭以北；又以阳光咀为界，形成东西两边低、中间高的地形。因此地表水系不发育，仅有季节性河流。东部有姚孟电厂排灰水库，面积52500m2,积水105000m³。故该区涌水量主要为砂岩裂隙水、老空水及底板灰岩水，水文地质应属中等类型。2.矿井充水因素分析(1)大气降水：由于本区煤层埋藏较深，井下涌水基本不受大气降水和地表水的影响。F₁断层落差只有15m,张家逆断层位于井田东北角，对开采基本无影响，因此在正常情况下本井田断层导水对生产的影响较小。(3)己煤组顶板砂岩水为该区主要充水水源，但其水量有限，以静储量为主，能影响正常生产，但不会造成重大的突水淹井事故。相邻己三采区正常涌水量80m³/h,最大涌水量120m³/h。(4)己三采区相邻己回采工作面采空区积水也是主要水害之一，生产中应采取防范措施。部裂隙发育较差，单位涌水量0.0001L/s.m。水位标高-310m。经地质部门预测，三水平回采时正常涌水量214m3/h,最大涌水量364m3/h。五、其它开采技术条件己15煤层直接顶板为砂质泥岩、粉砂岩，灰黑色，厚4.22m。己16煤层直接顶为泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，厚17.62m。伪顶为灰色泥岩，厚0.5m。老顶为粉、中粒砂岩，厚15m。直接底为泥岩、砂质泥岩，厚12.66m。己17煤层无伪顶，直接顶为泥岩、砂质泥岩，老顶为粉中粒砂岩。底板为砂质泥岩。己16、17煤层伪顶为泥岩，厚0.5m,直接顶为砂质泥岩，底板依据《一、四、六矿深部扩勘地质报告》,本区范围内有11个钻孔获得己组煤层瓦斯含量试验成果，CH₄含量为1.394~7.435ml/g。详见表1-1。其分布规律为：东部瓦斯小，西部瓦斯大，36勘探线以东瓦斯逐渐变小，36线西至40线瓦斯含量较大。沿倾斜方向，随着煤层埋深的增加，瓦斯含量逐渐加大。表1-1孔号CH4含量(ml/g)备注龙池断层煤层中掘进时，曾发生过煤与瓦斯动力现象。因此，三水平应属煤3.煤尘爆炸性预测己组煤火焰长度80～650mm,最大岩粉量为80%,爆炸指数为27.25~30.68,煤尘有爆炸危险。4.煤层自燃倾向己15、己16、17煤层均属自燃煤层，自燃发火期3~6个月。精选资料5.地温四矿恒温带温度17.20℃,深25m,地温递增率为3.29℃/百米，己组煤-400m以下属二级热害区，地温约大于37℃,-700m以下有可能达到50℃以上。6.地压地质资料没有提供地压数据，但由于埋深增大，地压也会增加，特别是在构造带和煤层分叉合并线附近，应引起高度重视。原煤炭部129地质队提供，由河南省矿产储量委员会审查批准。在年6月由四矿地质科编写《平煤集团天安公司四矿己煤组三水平地质说明书》。平煤集团公司于2003年4月26日以平煤天安技[2003]2号文批准该地质说明，可以作为本次设计依据。第三节生产矿井技术面貌平顶山天安四矿设计年生产能力1.8Mt,主要开采二叠系的丁、戊、己三个煤组计八个可采煤层，可采煤层累计厚度14.68m,单斜1.开拓方式第一水平开拓方式为一对立井，集中大巷，区内分组集中下山，个生产采区。实际生产能力在1.2Mt/a左右。2.井筒装备一水平标高±0m,主井深203m,净经中5.0m,装备XKT2×3.5副井深203m,型提升机，非标2t双层单车罐笼，核定提升能力166Mt/a;东风井倾角25°,斜长460m,净断面13.8m²,进风兼作一、二水平的辅助提升之用，安装一台JK-2.5/30型提升绞车。3.通风方式一水平通风方式为抽出式，由丁九风井回风，安装两台2AGF606-2.20-1.30-2型轴流式风机，进风量6722m3/min,负压为4.煤炭运输一水平丁、戊组采区生产的煤经采区下山皮带、集中下山皮带运送到一水平井底缓冲煤仓，经主井箕斗提升到地面。井下所需材料由副井下放至井底车场，由电机车经主要石门、一水平的水经丁、戊组石门流入二水平井底水仓，由二水平井6.压风本矿井地面工业广场内设有压风机房，共有5台5L40/8型压风机，风量40m3/min。压风管沿副井敷设。7.供电四矿地面工业广场建有一座35kV变电站，主供电源引自谢庄35kV变电站安装两台8000kVA变压器。四矿工业广场内有一二水平主要开采己组煤，1983年建成投产，设计生产能力0.6Mt/a,水平标高-260m。2.井筒装备二水平主井(新主井),净经5.1m,井深478m,装备6t箕斗一对，多绳摩擦轮提升机，核定提升能力1.37Mt/a;二水平副井是-和己三采区回风，净经5.0m,井深553m,安装两台BDK-8-N926B二水平采用抽出式通风方式，新鲜风流由主、副井及南风井进12026m3/min,负压4300Pa。4.煤炭运输己三采区生产的煤炭经皮带暗斜井运至二水平主井底煤仓，由二水平主井提升到地面。井下所需材料设备系由副井下放至二水平井底车场。二水平综采设备及其它大件设备主要由东风井上下。6.排水二水平采用一级排水，选用200D-65×9型水泵五台，850kW电机，中273×10无缝钢管三趟。二水平供电线路有三条，两条ZQD50-150mm²~670m×2,一条为ZGD42-150mm2～670m。二水平中央变电所至第二章井田开拓第一节井田境界及储量四矿三水平位于二水平己三采区深部。开采上限标高-600m,以己三采区下部技术边界为界；北部开采下限至-800m水平；东以二、四整个水平倾斜长1800m,走向长5300m,面积11.1km²。1.保有工业储量参加储量计算的煤层有己15、己16、己17三层煤，己16和己17圈定各级储量的原则：1000m,B级2000m,C级4000m;500m,B级1000m,C级2000m;④最低可采厚度取0.8m,最高可采灰分不大于40%。经批准的三水平己煤组工业储量63.94Mt,其中A级0.99Mt,B级37.26Mt,C级25.69Mt。A+B级为38.25Mt,高级储量占总储量的60.0%。①深部风井工业广场煤柱四矿曾委托煤炭科学研究总院唐山分院对深部风井(简称北风井)留设小煤柱进行可行性论证。论证报告推荐在井田中深部建井。预计丁、戊、己组煤开采后，风井口地表下沉值为2211mm,上山方向倾斜值为0mm/m,走向方向倾斜值为4mm/m,下山方向水平移动值121mm,走向方向水平移动值为527mm,上山方向水平变形值为0.3mm/m,走向方向水平接伸变形值为15.9mm/m,井筒内竖向方向最大压缩变形值为4.2mm/m。上述数据说明，留设小煤柱时在巨大的压缩变形以及水平拉伸变形和倾斜变形的作用下，即使采取一定的抗变形措施，井筒产生破坏变形是不可避免的。变形破坏是否影响井筒正常使用，有待实践验证。另外，论证报告只提出了竖向压缩抗变形措施，但对其可行性，有待实践中验证。对于水平移动(移动值0.527m)的抗变形措施，为确保井筒安全，本次设计暂按留设井筒保护煤柱方案计算投资。由于四矿无法提供实测岩层移动角数值，设计暂参照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中推荐的中硬岩表土段：α=45°下阶段设计时应按四矿实测岩层移动角进一步核算井筒安全煤②井田边界煤柱井田边界煤柱按边界两侧各留20m计算，二、三水平间按两侧各留10m计算。③丁、戊组下山煤柱，按地质报告提供数据计算。根据建设单位意见，姚孟电厂排灰水库大坝，暂不留保护煤柱。待丁、戊组煤层开采后，视其对大坝的损坏程度，再确定己组煤是否需要留保护煤柱。(2)各可采煤层回采率己15、己16、己17均为中厚煤层，采区回采率为80%。扣除各种煤柱损失和采区开采损失后，共获得可采储量详见储量汇总表2-1-1,各煤层煤种汇总表2-1-2和可采储量汇总表2-1-3。第二节矿井设计生产能力及服务年限年工作日为300天，每天三班作业，其中两班生产，一班维修，每天净提升时间为14小时。二、三水平生产能力考虑到三水平储量丰富，构造简单，适合机械化开采，以及四矿采区接替等要求确定年生产能力1.5Mt。主要设备选型应满足年产三水平可采储量40.52Mt,设计生产能力1.5Mt/a,储量备用系数1.3,计算三水平服务年限为20.8a。鸩选资料表2-1-1C一矿丁、戊组二上下山煤柱线以西己15己160己1700小计一矿丁、戊组二上下山煤柱线以东己15000己160己170小计0各煤层合计己15己160己1700修：发鸩选资料煤层煤层(万t)(万t)(万t)(万t)(万t)(万t)己15煤层名称损失组下山二上下井田北二深部己15己16己17合计第三节井田开拓一、影响三水平开拓方式的主要因素仅需要考虑煤层赋存条件，开采技术条件，同动要考虑生产井现有有一对立井及东风井，开采丁、戊组煤层。二水平开采己组煤层，新主立井提煤，利用一水平副井延深至-260m水平，担负一、二水平的辅助提升任务。东风井进风兼作一、二水平的辅助提升井，综采工作面的大件设备均从该井运输。2、矿井现有装备情况现生产井装备4个提升井筒，一水平主井主要提升丁、戊组煤，核定生产能力1.55Mt/a;二水平主井提升己组煤，核定提升能力1.37Mt/a;副井服务于一、二水平，核定生产能力1.66Mt/a,而目前矿井实际产量已达到2.80Mt/a,副井提升能力相当紧张，不能满足三水平基建及生产时的提升需要。东风井装备单钓绞车、提升能3、矿井通风系统三风井回风。丁九风井风量6722m3/min,负压4600MPa,己三风井风量7600m3/min,负压2800MPa。随着矿井开采深度的增加，瓦斯含量逐渐增大，地温升高，通风线路加长，现有通风能力已难以矿井已生产40余年，工业广场、地面生产系统等设备设施经多次技改，基本可以满足生产需要。三水平设计应充分利用现有设施和装备，不再增加辅助生产和行政生活福利设施。二、开拓方案高-260m。三水平开采范围由-600m至-800m。拟采用下山布置方式，水平标高-620m。沿38勘探线布置四条下山，其中一条轨道运输下山，一条胶带输送机下山，两条回风下山。四条下山的布置层位，在方案设计阶段做过详细比较论证，经平煤集团公司审查后确定：轨道下山和胶带输送机下山沿L₂灰岩布置，两条回风下山一条沿己14煤层层位布置，一条沿己15煤层。沿己15煤层布置回风下山主要目的是在施工过程中可以逐步摸清主采煤层的赋存情况，以弥补地2、三水平辅助运输系统-620m水平，担负三水平的辅助提升任务，该斜井目前已施工900余米。轨道暗斜井，丁、戊组石门及副井构成三水平的辅助运输系由于三水平辅助运输量较大，轨道暗斜井无法满足人员运送要鸩选资3、三水平主运输系统三水平的煤炭运输在多方案比选的基础上设计考虑了两个方案：方案一、暗斜井方案，从二水平新主井底煤仓仓上皮带巷至三水平井底煤仓，开凿暗斜井，倾角11°,斜长2540m,锚网喷支护，一侧铺设胶带输送机运煤，另一侧布置架空乘人器，以解决三水平人员运输问题。方案二：明斜井方案，从地面储煤场新主井东侧约30m,到三水平井底煤仓开凿主斜井，倾角19～20°,斜长2636m,锚网喷联合支护，一侧布置胶带输送机运煤，另一侧布置架空乘人器运送人两方案技术经济比较结果见表2-3-1。明斜井与暗斜井比较表表2-3-1方目方案一：暗斜井方案二：明斜井井巷工程暗斜井净宽4.8m,S掘=17.5m²α=11°,L=2540m,锚喷支护，沿二1煤层底板L2灰岩布置。明斜井净宽4.8m,S掘=17.5m²,α=19~20°,L=2636m,锚喷支护，穿层布置。井筒装备强力胶带输送机，架空乘人装置大倾角强力胶带输送机，架空乘人装置工程投资井巷工程(万元)设备安装(万元)合计差额优、缺点分析优点：1、沿L2灰岩布置，井筒维护条件好。优点：1、可有效解决二水平主提升能力不足的矛盾。2、井筒倾角11°,有利于带式输送机运行。3、投资较少。缺点：1、无法解决三水平生产期间二水平主井、副井提升能力不足的矛盾。2、无法解决三水平施工期间提升能力不足的矛盾。3、无法解决三水平人员运输问题。速施工创造了有利条件。5、运输环节简单。明斜井方案必要性分析：①可解决二水平主井提升能力不足的问题二水平主井主要担负二水平己-采区的己组煤提升任务。设计提升能力0.9Mt/a,核定提升能力1.37Mt/a。现二水平实际生产能力已达到1.10Mt/a。预计三水平投产后，二、三水平己组煤产量将长期时生产时的提升需要。因此开凿明斜井，由明斜井担负三水平的主提升任务，可以满足二、三水平同时生产的需要，同时也为四矿进②可解决四矿副井提升能力不足的矛盾副井核定生产能力1.66Mt/a,装备双层单车非标2t矿车罐笼一对，目前矿井的实际生产能力已达到2.8Mt/a,副井提升相当紧张。三水平投产后矿井的产量还有可能增加，副井提升的紧张程度可能还会加剧。开凿明斜井后，二、三水平的上、下井人员可乘坐主斜井内的猴车，从而减少副井上、下人员的提升时间，副井提升能力速度慢。而副井提升能力有限，维持正常生产已非常紧张，三水平开工后，生产和基建排矸互相影响，提升时间均无法保证，建井工期势必延长，无法保证采区正常接替。开凿明斜井可从地面、井下④可实现不同煤种的分采分运经比较，方案二虽然投资多237万元，但其优点较多，主斜井胶带运输，能力大，环节少，管理简单，可解决人员运输，缩短建井工期，综合效益明显，故设计推荐方案二，即新开凿明斜井作为三水平的主提升井，并担负三水平的人员运送任务。详见图2-3-1。为四矿可持续三水平生产的煤炭经主斜井运输到地面后，经转载皮带与二水平主井上仓皮带搭接，直接进入地面生产系统。方案一：充分利用现有风井解决三水平通风问题，初期不打风井。四矿现有两个回风井，丁九风井和己三风井。丁九风井井径4.5m,井深316m,井口标高+241m,井底标高-75m,该风井供二水平丁、戊组煤采区回风，风机型号为GAF606-2.20-1.3-2型，2台，电机功率1000kW,刚使用二年。其经济运行范围为：风量100~170m3/h,静压3500~5500Pa。己三风井供二水平己煤组开采回风用。己三风井净径5.0m,井深553m,井口标高+240m,井底标高-313m,砼支护。安装2台BDK-8-N?26B型风机。电机功率2×500kW,己使用4年。其经济运行范围为：风量74.3～209.8m3/h,静压960~根据现有风井装备条件，方案设计阶段对三水平的通风系统提出以下三个方案，进行分析比较：1、利用己三风井担负己三采区和三水平回风。按照《煤矿规程》第113条生产水平和采区必须实行分区通风的规定，三水平回风必水平总回风巷，总回风巷长2100m。经计算通风困难时期，风量为170m3/s,最大负压为5377Pa。根据该井风机特性曲线，该型风机在经济运行条件下负压为960～4300Pa,风量为74~298.8m3/s,很显然该风机负压不能满足两个采区通风最困难时期的需求。且最高负压远远超出设计规范“矿井通风的设计负(正)压，不应超过2、用丁九风井担负戊九采区和三水平回风，用己三风井担负己三采区回风。若采用该方案，需等丁九采区回采结束后方可实施。若丁九采区通过对该方案通风网络解算，丁九风井风量为162.3m³/s,负压为5816Pa。目前丁九风井风机经过改造后的负压为5500Pa,风量为170m³/s,现有设备均不能满足该方案的要求，且负压太高，此方案亦不可取。通过以上分析不难看出，如不打风井上述三方案均存在通风困难时期负压过高的问题。另外三水平回采到-800m水平时，由-800m水平到副井井底长约4.0km,依据《煤矿安全规程》第18条“..…采用中央式通风系统的新建和改扩建矿井，设计中应规定井田边界附近的安全出口。当井田一翼较长时，矿井发生灾害不能保证人员水平通风困难时期负压过高问题和井田边界附近安全出口问题，必须打新井。1、在井田中深部打一对风井，使新设计的三水平形成相对独立的进回风系统。北进风井和主斜井进风，北回风井回风。北进风井北回风井井径6.0m,井深1065m。井筒落底标高-740m,井口标高+325m。北进、回风井可服务于目前的三水平己组煤，后期延伸井筒后还可作为庚组煤的进回风使用。经网络解算，三水平通风困难时期，由北回风井排出的风量为200m³/s,负压为3186.6Pa。设计三水平最大用风量为160m³/s,为临近的生产采区预留了一定的富2、在三水平上部打回风井，井口位于谢家村附近井深930m,煤没有回采，风井煤柱压煤约1200万t。若等这几层煤都采完再建井，须等15年以上，再者井筒建在采空区上既不好施工，也不好维护，安全隐患严重，国内尚无成功经验可供借鉴，现阶段不宜采用。3、在五、六矿风井煤柱内打回风井，井深890m,井径6.5m。风井底与三水平采区专用回风下山之间需沿己17煤层底板向东开掘用相应提高。而且该风井对三水平深部回风以及三水平以北各煤层了三水平压煤约400万t。经过以上分析，设计认为新风井选在三水平中深部38-26孔附近比较合适。在该处打一对风井，有以下优点：①可以缩短进风距离，降低通风负压；②能解决三水平施工排矸问题，加快工程进度。③可以解决三水平以下煤层回采时的通风问题；④三水平形成相对独立的通风系统，使工作面风量得以保障，提高了安全程度，也便于通风管理。其缺点是多压深部煤约400万t(不含下山煤柱),初期投资较多。经对以上二方案分析比较可以看出，方案一技术上不可行。方案二在井田中深部打进、回风井，技术上较优，但初期投资较多。经综合分析设计推荐方案二新开凿一对风井方案，即在井田中深部开凿一对进、回风井，形成三水平相对独立的分区通风系统，该系统后期亦可为深部丁、戊、庚组煤采区服务。己组煤三水平开采己15、己16、己17三层煤。回采标高由-600~-800m,垂高200m,单斜构造，倾角平缓，平均9°左右，倾斜长1800m,以一个水平下山开采方式是比较合理的。根据煤层赋存条鸩选资件，确定三水平标高为-620m,三水平井底车场基本位于己组煤底板以下20m左右的稳定岩层中。四、采区划分及运输大巷布置采区划分三水平南北倾斜长1800m,东西走向长5300m。在此开采范围三水平丁、戊组上、下山保护煤柱。根据水平接替要求，上述煤柱在三水平生产期间仍需保留。受保护煤柱切割，三水平被划分为东中西叁个块段。据此设计提出两个采区划分方案。方案一：一矿丁、戊组上、下山煤柱以西划分为一个双翼采区，采区走向长3900m,该采区称为三水平己-采区。一矿丁、戊组上、下山煤柱以东划分为一个单翼采区，采区走向长1400m,该采区称为三水平己=采区。为了减少采区上、下山压煤，设计将两个采区的下山分别布置在四矿和一矿丁、戊组下山保护煤柱内。界。采区走向长5300m,倾斜长1800m。西翼走向长1750m。经比较，方案一采区走向长度比较合适，但后期己=采区开拓准备巷道工程量大，可采储量少(560万t),不经济。方案二可节省后期开拓准备巷道10050m,节省井巷工程投资约7500万元。但方案二采区东翼走向长3550m,顺槽施工时运输、通风、供电、排水等辅助生产环节均存在一定困难。经反复论证上述困难现行技术都是可以解决的。按照方案论证会议纪要精神，设计推荐方案二，将三水平布置成一个中央大采区。2、运输大巷布置三水平轨道暗斜井落底后与三水平轨道下山上车场相距约100m。暗斜井下车场与轨道下山上车场按接力车场布置，中间无大三水平轨道下山至-780m水平转平后，有一段长约500m的石门，设计配备无极绳绞车运输。第四节井筒己三风井、南风井和东风井为已有井筒，本次设计新施工井筒详见表丁、戊组煤层开采。见图2-4-1。标高，斜长989m,安装JKY2.5/2.3B型单滚筒液压防爆绞车，担负三3、北风井(1)、北进风井：位于三水平中深部38-26孔北约200m,井深1103.5m,净径中6.5m,主要担负己组煤三水平及丁、戊组煤深部采区的进风任务。井井筒布置见图2-4-3(2)、北回风井：位于三水平中深部38-26孔北约200m,井深1065m,净径中6.0m,主要担负己组煤三水平及丁、戊组煤深部采区的回风任务。井筒布置见图2-4-4。构成三水平辅助提升运输系统。副井净经φ6.0m,深463m,装备一对非标2t矿车罐笼，服务于一、二、三水平。安装梯子间兼作安全出口。庚-回风任务。6、东风井系已有斜进风井，倾角25°,斜长460m,装备JK-2.5/30型绞车，7、南风井新开凿井筒特征表表2-4-1井筒名称井口坐标井口标方位角井筒倾角井筒井筒直井筒装备备注高(m)(度)深度宽度(m)主斜井胶带猴车轨道暗斜井21°17’轨道北风进井北风回井1、井筒施工方法根据主斜井和北风井井筒穿过的岩性分析，确定采用普通凿井方法2、井壁结构(1)主斜井净宽4.8m,为穿层斜井，正常段井壁采用锚网喷联合支护方式。砼喷厚150mm,分两次施工，后期支护应在初期支护完成后经过一段时间，围岩基本稳定并达到规定要求时，再进行施工。井筒在穿过表土层、丁、戊、己组煤层或断层破碎带时，应加强支护，采用钢架喷射砼或钢筋砼砌碹。(3)北进风井：净径中6.5m,深1103.5m。为减少压煤，建设单位希望用小煤柱保护井筒，目前尚在研究阶段。本次暂按留安全煤柱设计，采用砼砌碹，井口风化基岩段井壁砼厚600mm,正常基岩段砼厚(4)北回风井：净径中6.0m,深1065m。采用砼砌碹，井口风化基鸩选资岩段井壁砼厚600mm,正常基岩段砼厚500mm。第五节井底车场及硐室辅助运输系由-260m水平丁、戊组石门至三水平-620m标高开掘穿层轨道暗斜井，单钩串车提升。轨道暗斜井至采区轨道下山相距100m左右，在其间沿-620m水平布置接力车场。暗斜井下部车场为平车场，轨道下山上部车场为甩车场，两车场均设高低道，线路坡度按自动滑行设计。详见图2-5-1。二、井底车场硐室1、煤仓容量Am——三水平设计日产量0.15～0.25——系数，取0.2在主斜井底设一个直径7.0m的园形直煤仓，煤仓高度30m,有效容积约1000t。井底水窝积水用水泵排至胶带输送机下山。利用己三采区同三水平-620m井底车场的水仓入口通道附近，布置加宽式井下消防材料库。三其它硐室排水泵房、水仓和变电所等。三、井底车场及硐室支护硐室以砼砌碹为主。第一节大巷运输方式一、运输方式用900mm轨距非标2t矿车及材料车、平板车。-620m水平布置为接力车场，按自动滑行设计，无需牵引机车。第二节矿车根据辅助运输需要，配备非标2t矿车150辆，重型平板车25辆，普通平板车20辆，材料车40辆。第四章采煤方法一、采煤方法采顺序。初期开采己15煤层，采厚0~2.4m,一般1.5m左右，赋存与己16煤层相距8m左右，可作为己16煤层的解放层。该层直接顶平顶山矿区综合机械化工作面长度在150～200m左右，考虑到己15煤层较薄，且赋存稳定，首采工作面长度取200m。工作面推进长度，采区东翼推进长度为3550m,西翼为1750m。首采工作面有效推进长度为1100m。二、主要采煤机械设备选型后确定。参照相邻采区己15回采工作面液压支架使用情况，设计选用ZY-2600-1.0/22型。工作阻力2600kN,支架高度1.0~2.2m,支架中心距1.5m,移架步距600mm。精选资2、采煤机根据煤层硬度和采高，设计选用MG-200—AW型无链牵引采煤机。采煤机功率200kW,电压1140V,滚筒直径1.1m,截深600mm,牵引速度6m/min。刮板输送机，设计长度200m,输送能力450t/h,电压1140V,功率2×132KW。转载机选SZD-730/90型，小时运量500t/h。电机功率90kW,电压1140V。4、乳化液泵站和喷雾泵站乳化液泵选用WRB-200/31.5型，两泵一箱。电机功率132kW,电压1140V。泵站额定流量200L/min,额定压力31.5MPa。喷雾泵站选用XPB-250/5.5,额定流量250L/min,额定压力5.4Mpa。电机功率30kW,电压660V。5、破碎机破碎机选用PEM1000×650型，功率55kW。矿井己15煤层，采厚0~2.4m,一般1.5m左右，赋存稳定，设计采用综合机械化采煤工艺，开采厚度为1.5m。2、回采工作面长度初期开采的己15煤层，赋存较稳定，顶底板条件较好，倾角不大，根据矿井生产实践，采煤工作面布置运输、轨道顺槽各一条，工作面长度确定为200m。回采工作面采用正规循环作业。机采工作面按日进9~12刀(5.4~7.2m),其年推进度为1620~2160m。矿井投产一个采区，二个综采工作面，保证矿井设计生产能力。根据煤层条件及矿区内生产技术水平，回采工作面产量一般为0.70Mt/a,矿井生产期间，采区回采率己15煤层不低于85%。采煤工作面回采率己15煤层不低于95%。第二节采区布置一、达产时采区数目及位置三水平划分为一个大采区达产时在己15煤层布置两个综采工作面。2、达产时回采工作面数量和生产能力工作面年推进度受采煤机牵引速度、开机率和移架速度等因素制约。必须经综合分析后确定。根据所选采煤机型号，一次切割宽度为600mm;采煤机开机率受开采条件和设备性能影响较大，本次设计综采设备均为租赁站设备，确定开机率为50%;采煤机牵引速度受移架速度的制约，确定采煤机割煤速度为4.5m/min,工作面长度取200m。年推进度可达到1850m。②工作面生产能力计算L--回采工作面长度，取200m;m--煤层平均厚度，取1.5m;S--年推进度，m/a,取1850m/a;c--工作面回采率，取0.95;经计算工作面生产能力为：A=200×1.5×1.4×1850×0.95=0(2)采区生产能力能力。考虑10%的掘进出煤，则年生产能力可以达到1.54Mt。组煤层底板L₂灰岩中，2条专用回风下山，1条沿己15煤层布置，1保护煤柱范围之内。回采工作面顺槽均沿煤层布置。采用沿空送巷方式。生产中可根据实际情况在上下分段之间留设5～10m“煤皮”,以减少上、下分段之间漏风，防止煤层自燃。三、采区硐室设置采区上部为甩车场，下部车场采用平车场，中部车场采用甩车场。采区胶带运输上山选用一条带宽1.0mST型钢丝绳芯阻燃胶带输送机，运量1000t/h。在采区煤仓上口设胶带输送机机头硐室。在-620m水平和-780m水平均设变电所、水泵房及水仓等。四、采区生产系统(一)、主运输系统三水平达到设计能力时装备两个综采工作面，两工作面的煤分别通过两条顺槽胶带输送机及下山胶带输送机落入井底煤仓。由于受戊组煤压茬关系的影响，初期移交一个综采面。1、选型计算采区胶带输送机运输能力根据煤炭开采设备瞬时最大产量考虑，确定综采工作面顺槽胶带输送机最大运输能力600t/h。(1)己一采区下山胶带输送机基础参数为：上托辊阻力系数：0.035,下托辊阻力系数：0.03,胶带与传动滚筒摩擦系数：0.25,上托辊转动部分重量：18.4kg/m,下托辊转动部分重量：通过计算，确定己一采区下山胶带输送机主要技术参数为：驱动方式：头部双滚筒驱动圆周力：21868.0kg胶带最大张力：30570.0kg鸩选资防爆电动机：N=280kW,共三台。(2)32020工作面顺槽胶带输送机基础参数为：通过计算，确定综采工作面顺槽胶带输送机主要技术参数为：胶带最大张力：10243kg计算功率：267kW当后期工作面顺槽延长至2200m时，胶带机再增加一台N=160kW胶带输送机驱动装置均采用防爆电机，拉紧装置采用液压自动拉紧装置，并配备防打滑保护装置、烟雾保护装置、温度保护装置、堆煤保绳开关等。32020工作面顺槽长度L=1137m,倾角a=0°,配置1台32040工作面顺槽长度L=1350m,倾角a=0°,配置1台-780m水平进风井长度L=400m,倾角a=0°配置1台SQ-950/22无极绳绞车。第三节巷道掘进一、巷道断面和支护形式根据采区工作面接替关系和三水平开拓方式，设计配有4个掘工作面，2个综合机械化掘进面和2个普通掘进工作面。综掘面配备EBH-132型掘进机及其配套运输设备。普通掘进工作面配备风钻、扒斗装岩机等。二、巷道掘进进度指标按照矿井目前的生产实际，巷道掘进均以机械化掘进为主，暂不考虑综合机械化掘进。生产期间巷道掘进进度指标确定如下：岩巷煤巷为保证采区和回采工作面的正常接替，设计配备了四个掘进头，其中两个煤巷掘进头、两个岩巷(采区中部车场岩巷和采区下山)掘进头，初期采掘比为1:4。四、矿井达到设计产量时井巷工程量和三个煤量三水平移交生产时井巷总工程量19472.9m,掘进体积286265.8m³。其中煤巷9476m,占总长度的43.5%。岩巷长12929m,占总长度的56.5%。万吨掘进率为149.4m/万t。矿井井巷工程量汇总表见表4-2-1。表4-2-1序号项目名称掘进体积/m³煤半煤岩岩计半煤岩岩计1井筒2井底车场3主要运输及回风巷道4采区655其它精选资5开拓煤量可采期20.8a可采期6.6a可采期8个月精选资料第五章通风和安全第一节概况一、临近矿井瓦斯、煤尘、自燃及地温情况下属矿井，平煤一矿、六矿和八矿均为突出矿井。八矿为瓦斯严重突出煤层。戊9-10煤层瓦斯相对涌出量375.98~10.487m³/t,瓦斯绝对涌出量5.335~10.274m³/min,己15煤层瓦斯相对涌出量123.376m³/t,绝对涌出量9.573m³/min。八矿东部五采区，己15煤层的瓦斯含量为16.74m3/t,戊9-10煤层的瓦斯含量为20.27m3/t。其余两矿情况不详。31.65~34.14%,己15煤层煤尘爆炸指数为24.19~29.92%。其余两矿情况不详。为4~6个月。其余两矿情况不详。四、地温平顶山矿区的恒温带深度为25m,温度为17.2°C,四矿地区的度的加大，温度逐渐升高，目前多数工作面温度在27~30°C之间，少数工作面最高气温达至32°C。已进入高温区。鸩选资二、本矿井矿井瓦斯、煤尘、自燃及地温情况压力1.1Mp,测点垂身890m,瓦斯含量梯度0.018m³/m。(二)、煤尘及自燃煤层自燃发火期为3~6个月，属自燃煤层。煤尘爆炸指数为25.35~36.62%,煤尘有爆炸性。四、地温三水平有热害影响，预计(-600~-800m)地温在40°~52°之间。一、通风方式及通风系统的选择根据矿井开拓方式和采区划分，矿井目前使用的有六个井筒，整个通风系统详见图5-2-1、5-2-2,通风系统网络图详见图5-2-3、5-2-4。二、风井数目、位置目前矿井正在使用的有三个回风井，分别为东斜风井，己三风井和丁九风井。加上设计增加的北进风井和北回风井，改扩建后矿井总共有5个风井。东斜风井位于矿井的东翼，丁九风井和己三风井位于二水平主井工业广场的北边，矿井新建的北进风井和北回风井位于矿井工业场地北边三、掘进通风及硐室通风掘进工作面采用DSFA-2-N0.7型局部通风机。井下爆炸材料库、采区变电所及绞车房独立通风。其他硐室串联通风。四、瓦斯涌出量预测瓦斯涌出量预测有多种方法，其中分源法预测矿井瓦斯涌出量经过近十年研究、完善和提高，在平顶山、淮南、等矿区均取得了满意的效果，并在全国推广应用。本设计采用分源预测的方法，预测采掘工作面根据矿方提供的资料，己16、己17煤层瓦斯含量为11.25ml/g.r,瓦斯压力1.1Mp,测点垂身890m,瓦斯含量梯度0.018m³/m。对于一次性采全高的采煤工作面：式中K₁——围岩瓦斯涌出系数，取k₁=1.2;K₂——工作面丢煤系数，取回采率的倒数。工作面回采率为95%,K₃——工作面巷道瓦斯预排影响系数，综采工作面取K₃=0.81;Wc——采落煤炭运至地表时残存瓦斯含量，取Wc=3.2ml/g.r。M——煤层厚度，为3.4m;m——开采煤层厚度，为3.4m;经计算，己16、己17煤层综采工作面相对瓦斯涌出量为7.43m³/t;绝对涌出量为23.5m³/min。考虑到本矿井瓦斯涌出量大，设计建议瓦斯抽采效率达到45%。采用本煤层抽放的抽放方式。当抽采效率达到45%时绝对涌出量为12.9m3/min。掘进工作面的瓦斯是由巷道煤壁和掘进落煤两部分组成，掘进工作面瓦斯涌出量采用下式计算：式中q掘——掘进工作面瓦斯涌出量，m³/min;m——煤层平均厚度，3.4m;v——巷道平均掘进速度，0.0058m/min(按250m/月计算);L——瓦斯涌出量稳定的巷道极限长度，取1500m;Q。——煤壁瓦斯涌出强度，m3/m2.min,按下式计算Vdaf—煤的挥发分%设计取25.98%;Y——煤的密度，1.46t/m³;S——掘进巷道断面积，取12.7m2;Wo——煤层原始瓦斯含量，11.25ml/g.r;Wc——采落煤炭运至地表时残存瓦斯含量，取Wc=2.8ml/g.r。经计算，己16、己17煤层掘进工作面绝对涌出量为5.96m3/min。预三、三水平瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量由各个采区瓦斯涌出量与已采空区瓦斯涌出量组成Q井——矿井瓦斯涌出量，m3/t;q区——第i采区瓦斯涌出量，m³/t;Aoi——第i采区平均日产量，t/d;n——采区个数；K——采空区系数，取1.3。三水平设计一个采区生产，平均日产量为5000t/d,采空区系数取1.3,则全矿井相对瓦斯涌出为22.35m3/t;绝对涌出量为77.6m3/min。五、矿井风量计算根据现行《煤矿安全规程》第一百零三条规定，矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中的最大值。4——每人每分钟最小供风标准，m3/min·人N——井下同时工作的最多人数，人K——矿井通风系数，取1.25鸩选资料(二)、按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算：Q矿井=(采+掘+硐+式中：∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和，m³/s。∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m³/s。∑Q硐——独立通风硐室实际需要风量的总和，m³/s。∑Q其它——矿井除了采煤、掘进和独立通风硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s。K矿通——矿井通风系数，取1.2。1、采煤工作面需风量矿井投产时布置两个工作面。①按瓦斯涌出量计算：式中：Q采——采煤工作面实际需要的风量，m³/min;q'瓦采——抽放后采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，己组煤综采工作面K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.35;Q采=100×12.9×1.35=1742m3/min经计算综采工作面需风量1742m3/min。②按工作面温度计算采煤工作面风速，当机采长壁工作面稳定在23～26℃之间时，工作面风速应在1.5~1.8m/s之间。取1.8;Sc——采煤工作面的平均断面积，8.5m²;Kc——工作面长度系数，取1.2;③按人数计算实际需风量：④按风速进行验算：式中S采——采煤工作面的平均断面积，综采工作面12.7m²。根据以上计算，设计综采工作面配风量1800m3/min,即30m³/s。①按瓦斯涌出量计算：式中：q瓦掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，经计算为3.74m³/min;K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，机采工作面取1.6;Q掘=100×3.28×1.6=524.8m³/min经计算煤巷掘进工作面需风量524.8m3/min。②按人数计算掘进工作面实际需要的风量：鸩选资则Q掘=4×20=80m³/min③按风速进行验算：式中S煤掘——煤巷掘进工作面的断面积12.7m2,岩巷掘进断面取207m³/min≤Q煤掘≤3312m³/min124m³/min≤Q岩掘≤4056m³/min岩巷掘进工作面按480m3/min配风，即8m3/s的实际需风量如下：(1)、采区变电所：2m³/s;(4)、采区绞车房：2m³/s;综合以上计算，考虑两个回采工作面(1个综采工作面，1个瓦斯抽放面),2个煤巷综掘工作面，2个岩巷掘进工作面。则全矿井总风量为灼选资以上计算结果取最大值，设计矿井需风量为130m3/s。三水平投产后期考虑增加一个采煤工作面，后期考虑三水平后期风量为160m3/s。六、矿井通风负压与等积孔计算矿井北回风井初期承担三水平的回风任务，矿井后期庚组煤也要利用北回风井回风。本次设计矿井三水平初期风量为130m3/s,后期三水平风量为160m³/s,另外考虑庚组煤用风量40m³/s,利用调节风门调节庚组煤和三水平的风量分配。1、三水平负压计算①、摩擦阻力依据采区接替安排，运用中国矿大的通风网络解算软件进行网络解算得出，三水平通风容易时期负压为1522.1Pa,通风困难时期负压为②、局部阻力风流经过井巷的一些局部地点，如井巷突然扩大或缩小、转弯、交叉以及堆积物或遇矿车等，由于风流速度或方向发生突然的变化，导致风流本身产生剧烈的冲击，形成极为紊乱的涡流，从而损失能量，造成这种冲击与涡流的阻力即称为局部阻力。本矿井局部阻力按最大摩擦阻力的15%考虑。通风网络解算结果表详见表5-2-1及5-2-2。修：交精选资料精选资料③、自然风压矿井自然风压按“科马洛夫”公式计算Hn--地面井口大气压力，根据平顶山市气象局提供的2000~2003年平均气象参数，7月份地面平均气压为0.99×105Pa,1月份地面平均气压为1.019×矿井开采深度，1065m;进风侧平均温度，根据风温预测，进风侧7月份平均温度为273+26.7K,1月份平均温度为273+2.6K;回风侧平均温度，根据风温预测，回风侧7月份平均温度为273+25.3K;,1月份平均温度为273+3K;R--矿井空气常数，干空气的常数为287J/(kg.K)。由上式计算，矿井7月份自然风压为：矿井1月份自然风压为：经计算，7月份最小自然风压为-62.4Pa,1月最大自然风压均为21.5Pa,显示1月份时进风井空气静压力始终比回风井静压力大，7月份时进风井空气静压力始终比回风井静压力小。由于本矿井为抽出式通风方式，因此在本矿井中自然风压在1月份能克服阻力帮助通风，相反7月份较热的时期则增大了矿井通风阻力。④、矿井通风总阻力本矿井为抽出式通风方式，自然风压始终帮助通风，矿井通风总阻力按以下公式计算：式中H初期一-矿井通风容易时期总阻力；H后期一-矿井通风困难时期总阻力；h摩小一-矿井通风容易时期最大摩擦阻力；h摩大--矿井通风困难时期最大摩擦阻力；h局小--矿井通风容易时期局部阻力，按最大摩擦阻力的10%考虑；h摩大--矿井通风困难时期局部阻力；按最大摩擦阻hn1--帮助通风在最小自然风压，-62.4Pa;hn2--帮助通风在最大自然风压，21.5Pa;H初期=1522.1+1522.1×15%+62.4=1812.8Pa;H后期=2789.7+2789.7×15%-21.5=3186.6Pa;经计算，矿井通风容易时期总阻力为1812.8Pa;矿井通风困难时期总阻力为3186.6Pa。2、等积孔计算矿井等积孔按下式计算：Q——矿井需要风量，m3/s鸩选资经计算东风井通风容易时期等积孔为3.63m²,通风困难时期等积孔为3.37m2,矿井通风难易程度为容易。七、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施防止漏风的主要措施有：主要进、回风巷道之间均设两道连锁的正向和反向风门组成，风门不应设置在斜巷内。进回风巷道之间尽量减少联络巷，采空区要及时封闭。所有通风设施要牢固可靠，并要加强管理生产期间巷道要定期清理，严禁堆放杂物。要及时扩修受压缩变小中两台大泵为CBF710-2BG3型，配套YB型防爆电机，功率710kW,电压6kV,排气量500m³/min。另一台小泵为2BEF60型，配套YB型防爆电机，功率315kW,电压6kV,排气量258m3/min。抽放管路主干管路布置参见图C1194-298-1。鸩选资第四节矿井热害防治根据地质说明书提供的资料，四矿恒温带温度为17.2℃,深度25m,地温增温率3.29℃/百米，己组煤-400m标高以下属于二级热害区，地温大于37℃;-700m以下将会达到50℃以上。矿井致热因现生产工作面实测最高温度29℃,一般28℃左右；掘进工作面温度最高30℃,一般28℃。采用局部降温措施可维持正常生产。1、地面气象参数设计所涉及的气象参数主要是指：气温、相对湿度及气压。根据平顶山气象部门提供的气象参数的月平均值见下表5-5-1。平顶山市(2003-2006)月平均气象参数表5-5-1月份123456789年平均气温相对湿度(%)气压依据上表，平顶山矿区最热月气象参数平均值为：气温27.8℃,相对温度79%,气压993.4mbar。鸩选资2、井下气象条件预测由于缺乏必要的岩层热物理参数，本设计参考相近矿井有关资料，采用中国矿大提供的矿井气象条件预测软件，对本矿井移交生产的采掘工作面最高月平均气象条件进行了预测计算。计算结果见表5-5-2。表5-5-2采区采掘工作面干球温度相对湿度气压己-采区32020综采面32060综掘面预测投产采掘工作面最高气温分别为29.8℃和29.94℃,同己三采区现采掘工作面实测最高温度接近，采取局部降温措施后可维持后期随着开采深度的增加，采掘工作面的温度会进一步提高，必须采取空调降温措施。待补充相关地热资料后，应编制矿井空调降温专门设计。1、加大通风强度实践证明加大采掘工作面风量对改善气象条件是有效的，本次设计回采工作面配风30m3/s。2、部分隔绝热源为减少煤巷氧化热，可采用隔热材料喷涂工作面顺槽煤壁，目前国内常用的隔热材料有聚乙烯泡沫，硬质氨基甲酸泡沫，膨胀珍珠岩等。3、预冷煤层煤层注水时采用低温水源，使回采工作面煤体预先受到冷却。预冷煤层要比制冷设备更为经济有效，并可兼收降尘之利。4、进风井喷水在进风井处，用冷水喷雾降低矿井进风温度，从而达到改善主要作业地点气象条件的目的。5、在采掘工作面进风口放置冰块。6、后期采用加大风量等非人工制冷降温措施后，矿内主要作业地点的气象条件仍不能达到现行规程规定的要求时，应采用人工制冷降温措施，安装矿井空调降温系统。预计采用上述非人工制冷综合降温措施后，采掘工作面温度会降低3~5°。第五节煤与瓦斯突出矿井防突措施一、煤与瓦斯突出的可能性分析本水平己煤组含煤四层：己14、己15、己16、己17,其中己14为不可采煤层，其余三层均可采。己15煤层，煤厚0~2.45m,一般为1.5m,可采系数0.9,变异系数0.26,属较稳定煤层。己16煤层厚度0~5.3,一煤层厚度2.36~4.45m,一般为3.4m。己15煤层直接顶板为砂质泥岩、粉砂岩，灰黑色，厚4.22m。伪顶为炭质泥岩随采随落，厚0.2m。老顶为粉、中粒砂岩，厚25.15m。直接底板为泥岩、砂质泥岩，灰黑色，块状，含镜煤条带，厚25.14m。己16煤层直接顶为泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，厚17.62m。伪顶为灰色泥岩，厚0.5m。老顶为粉、中粒砂岩，质泥岩，厚12.66m。己17煤层无伪顶，直接顶为泥岩、砂质泥岩，老顶为粉中粒砂岩。底板为砂质泥岩。己16、17煤层伪顶为泥岩，厚0.5m,直接顶为砂质泥岩，底板为砂质泥岩。为正断层，落差15.0m,位于36～22孔南150m,为钻孔控制，丁组、构造带对东部的回采将造成较大的影响；第二条为逆断层(张家逆断层),落差20~30m,为钻孔控制，位于本区东北角32~22孔与31~19孔根据资料分析，四矿为煤与瓦斯突出矿井，按突出煤层进行设计和管理。矿井突出基础资料来源主要为勘探报告和本矿井的实际生产资料。防突设计的依据为国家和行业的有关规程、规范、标准和矿区现有的实测资料及矿区多年的防突经验、科研成果等。本设计依据以上资料进行设计，符合矿井实际情况，是比较准确、可靠的，可以作为矿井防突设计的基础资料。2、开拓、开采及通风设计的防突措施(1)井筒落底水平、井底车场巷道及硐室均石门揭煤的位置尽量避开构造破坏带。(2)、煤层开采顺序为从浅到深逐步开采。(3)、采区各区段间不留煤柱，只留设上山煤柱、断层煤柱等必须留设的煤柱，其形状应规则，不得有锐角。(4)、开采时避免大面积悬顶。(5)、尽量采用无煤柱护巷，避免对采、对掘，避免由于采空而形成的应力区。(6)、有条件的煤层巷道采用锚喷支护。回采工作面采用液压支架支护方式。巷道支护要有足够的支护强度，而且还要有一定的稳定性、整体性和可缩性。(7)、采煤工作面采用垮落法管理顶板。(8)、采煤工作面必须加强上、下端头、前方巷道和后方切顶的支护强度。(9)、矿井具有完整独立的通风系统，有较为完善的通风设施、通风设备等，能将足够新鲜风流送入各工作场所。工作面安装两台局部通风机，一用一备。(12)采掘工作面和采区主要硐室均采用独立通风。(13)、工作面回风侧不设风量调节设施。(14)、矿井有三个安全出口，即副井、主斜井、己三风井；采煤工作面至少有两个安全出口。(15)采区设有专用回风巷，采区进、回风均贯穿整个采区，采掘1、建立突出危险性预测预报、防突技术措施、防突措施效果检验和安全防护措施组成的“四位一体”综合防突措施体系。2、预抽煤层瓦斯具体抽放方法详见本章第四节，同时应注意以下几个问题：(1)、要保证有足够的预抽时间(一般应大于6个月)和抽放负压(孔口负压大于15000Pa),钻孔封堵必须严密，封孔深度不小于3m。(2)、尽可能布置密集钻孔，采用大孔径钻孔和交叉钻孔长钻孔等措施，以提高瓦斯抽放率。(3)、预抽煤层瓦斯是防突措施之一，必须对其抽放率和防突效果进行检验，未达到有效指标时，应采取补充措施。3、石门和井巷揭煤防突措施石门揭穿突出煤层，即石门自底(顶)板穿过煤层进入顶(底)板的全部作业过程，都必须采取防治突出措施，并应编制专门设计。(1)石门揭穿突出煤层前必须遵守的规定①石门揭穿突出煤层前，必须打钻控制煤层层位，测定煤层瓦斯压力或预测石门工作面的突出危险性。②在石门工作面掘至距煤层10m(垂距)之前，至少打2个穿透煤层全厚并进入顶(底)板不小于0.5m的前探钻孔，并详细记录岩芯资料，以便确切掌握煤层赋存条件和瓦斯情况，在地质构造复杂、岩石破碎的地区，掘进工作面距煤层20m以外，必须在石门四周5m的范围内布置一定数量的钻孔，以保证确切掌握煤层赋存条件和瓦斯情况。③在石门工作面距煤层垂距5m以外，至少打2个穿透煤层全厚的测压(预测)钻孔，测定煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度与坚固性系数或钻屑瓦斯解析指标等。为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层比较完整的地方，测压孔与前探孔不能共用时，两者见煤点之间的间距不能小于5m。作面顶(底)部两侧补打3个小直径超前钻孔，其超前距不得小于2m。当岩巷距突出煤层垂距不足5m时，且大于2m时，应重新打超前钻孔，⑤石门掘进工作面与煤层之间必须保持一定厚度的岩柱。岩柱的尺寸应根据防治突出措施的要求、岩石的性质、煤层倾角等确定。但石门工作面距煤层的最小垂距不小于3m,当采用震动放炮措施时，不小于⑥井筒揭穿突出煤层时，立井工作面距煤层垂距10m处至少打2个超前钻孔，查明煤层赋存情况。并按照《防治煤与瓦斯突出细则》的有关规定预测工作面突出危险性。(2)防突措施在石门揭穿突出煤层时前，经预测有突出危险或煤层瓦斯压力大于0.74MPa时，可采用抽放瓦斯、水力冲孔、金属骨架或其它经试验证明有效的防治突出措施。经采取补充措施、效果检验有效后，可用远距离放炮或震动放炮揭穿煤层。经预测无突出危险时，可不采取防治突出措施，但必须采用震动放炮揭穿煤层。震动放炮的作业方式、装药量、封孔等均应按有关规定和4、煤巷掘进防突措施煤巷掘进工作面采取打超前钻孔，进行边掘边抽的防突措施。保证在掘进巷道轴线方向前方留有不少于5米的措施孔超前距和不少于2米的检验孔超前距。也可根据实际揭露的煤层情况采取松动爆破、水力冲孔等局部防突措施。5、回采工作面防突措施回采工作面的防突措施主要采用注