陈四楼矿240万吨新井设计【含7张CAD图纸】
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陈四楼矿
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陈四楼矿240万吨新井设计【含7张CAD图纸】,含7张CAD图纸,陈四楼矿,240,万吨新井,设计,CAD,图纸
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XX 大学 20*20*届届 毕毕 业业 设设 计（论计（论 文）文）题目：陈四楼矿 240 万吨新井设计班班 级：级： 学学 号：号： 姓姓 名：名： 指导教师：指导教师： 陈四楼矿陈四楼矿 240240 万吨新井设计万吨新井设计摘摘 要要本设计分为一般部分和科技英语翻译部分。一般部分为永城矿区陈四楼煤矿 240 万吨/年新井通风安全设计；科技英语翻译部分为计算机映射采矿中的断层。陈四楼煤矿设计生产能力为 240 万吨/年，矿井服务年限为 55 年，采用立井单水平，回风大巷布置在岩层中作为本矿井的开拓方案。水平设在-520 米。带区布置采用带区单一煤层分带巷道布置，初期在一带区布置一个综合机械化放顶煤工作面，采用倾斜长壁一次开采。矿井采用抽出式通风方式，轨道斜巷进风，皮带斜巷回风。根据通风容易和困难时期的风量和通风阻力计算选择主要通风机，并对通风系统进行了评价。设计对矿井的瓦斯、自然发火等自然灾害提出了有效的防治措施，特别对自然发火的防治进行了详细的叙述和黄泥灌浆设计，可有效防治自然发火。科技英语翻译部分探讨了计算机映射采矿中的断层，并举例说明！关键词关键词：立井； 长壁； 抽出；突水；断层 ABSTRACTThis design is made up of the ordinary part and the scientific English translation part. The ordinary part is the ventilation safety design of 2.4 Mt/a. The scientific English translate part is about the minings chasm in the post of the computer. Chensi colliery designing production capability is 2.4Mt/a, and the service time limit is 55 years. Its mining method is of the vertical shaft with single levels up and down hill. The level is on -520m. The set-up of the belt area applies single seam zone roadway layout. In the early period, we set up an integrated mechanized caving face with a tilt-wall mining. The mining applies Out of a ventilation shaft, the track Inclined Drift into the wind, Inclined Drift back to the wind belt. The mines ventilation machine is chosen according to the mines air quantity in easy and difficulty ventilation periods and the calculation of the mines ventilation resistance, and the mines ventilation system is evaluated.We put forward some effective measures to prevent the disasters of methane, natural fire and so on, and we especially dwell on the prevention of natural fire and the design of yellow mud grouting, and it has a good result.The scientific English translate part proclaims that the minings chasm in the post of the computer and gives some examples.Key words: vertical mining; longwall; draw out; sudden inflow of water; chasm目 录1 1 矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征 .1.1 矿区概述 .1.2 井田地质特征.1.2.1 勘探程度 .1.2.2 地层 .1.2.3 地质构造 .1.2.4 水文地质 .1.3 煤层特征 .1.3.1 煤层 .1.3.2 煤的特征 .1.3.3 开采技术条件 .2 2 井田开拓井田开拓 .2.1 井田开拓的基本问题.2.2 井筒形式确定.2.3 工业广场及井筒位置.2.4 开采水平的确定.2.5 大巷和井底车场的布置 .2.6 矿井开拓方案 .2.7 矿井的基本巷道 .3 3 采煤方法与采区巷道布置采煤方法与采区巷道布置 .3.1 带区巷道布置及生产系统.3.1.1 带区准备方式的确定.3.1.2 生产系统.3.1.3 带区内巷道掘进.3.2 带区主要硐室.3.3 采煤方法.3.1 采煤工艺方式.4 4 矿井通风矿井通风 .4.1 矿井通风系统选择 .4.1.1 矿井地质概况.4.1.2 开拓方式.4.1.3 开采方法.4.1.4 变电所、充电硐室、火药库.4.1.5 工作制、人数.4.2 矿井通风系统的确定.4.2.1 矿井通风系统的基本要求.4.2.2、矿井通风方式的选择 .4.2.3.确定矿井通风方法 .4.2.4 带区通风系统的要求.4.2.5、工作面通风方式的选择 .4.3 矿井风量计算.4.3.1 矿井风量的计算原则.4.3.2 总风量的计算 .4.3.3 矿井风量分配 .4.4 掘进通风 .4.4.1 掘进通风方法的选择 .4.4.2 掘进通风量 .4.4.3 掘进工作面设备选择 .4.5 全矿通风阻力的计算.4.5.1 矿井最大阻力路线.4.5.2 矿井通风阻力计算.4.5.3 矿井通风总风阻 .4.5.4 矿井通风等积孔 .4.5.5 矿井通风系统的分析与评价 .4.6 矿井主要通风机选型 .4.6.1 矿井自然风压的计算 .4.6.2 通风机的选择 .4.6.3 电动机的选择 .4.6.4 对矿井主要通风设备的要求.4.6.5 对反风、风峒的要求.4.7 矿井反风措施及装置 .4.7.1 矿井反风的目的和意义.4.7.2 矿井反风设施的布置 .4.7.3 对矿井通风设备的要求 .4.8 概算矿井通风费用.5 5 矿井安全技术措施矿井安全技术措施 .5.1 矿井火灾 .5.1.1 矿井自然发火概况 .5.1.2 矿井自然发火分析 .5.1.3 防止煤层自燃发火的预报及监测措施 .5.1.4 防灭火措施 .5.2 矿井瓦斯 .5.2.1 矿井瓦斯地质条件 .5.2.2 矿井及采区瓦斯涌出概况 .5.2.3 矿井瓦斯防治措施 .5.3 井下防治水措施.5.4 避灾路线 .参考文献：参考文献： .致致 谢谢 .陈四楼矿 240 万吨新井设计1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述永城矿区陈四楼井田位于河南省永城市境内，行政区属于永城市城厢、陈集、顺和三个乡，井田中心南距永城市区 8km。地理坐标为东经 1162220，北纬300035。矿区北靠陇海铁路，东临京沪铁路，青（青龙山）阜（阜阳）铁路从矿区东南约 20km 处穿过，西有京九铁路商阜段。永城县城距商丘车站 95km，距徐州车站97km，距宿州车站 74km，其间均有柏油公路相连。区内主要村镇之间亦有简易公路相通，交通运输十分便利。 （见图 1.1） 山东河南江苏黄海商丘永城徐州夹河寨连云港淮安南京镇江常州无锡苏州上海南通宣城铜陵芜湖格溪口合肥水家湖蚌埠阜阳样集夏邑青龙山邳县骆马湖宿迁清江市宝应博州安徽陈家集芦苓海青町唐州漯阜线陇线京杭运河淮北矿务局淮南矿务局青阜线宿县煤田津线阜淮线淮南线长江白唐淮北京郑州永城矿区陈四楼矿图 1.1 永城矿区交通位置图1.2 井田地质特征1.2.1 勘探程度本井田自 1957 年普查找煤开始，至 1986 年 4 月提交精查地质报告，历时 30年，共施工钻孔 283 个，平均每平方公里近 3.9 个钻孔，钻探工程量陈四楼矿 240 万吨新井设计152372.67m，全国储委煤炭专业委员会于 1986 年 5 月 24 日至 2 7 日对该报告进行了审查，地质 11 队根据审查意见，对报告进行了修改补充，于 7 月 22 日送交煤委复查。1986 年 8 月 27 日获正式批准。该井田地质勘探工作基本符合煤炭资源地质勘探规范的规定，勘探手段的确定基本合理，报告对井田地质构造、地层、煤层、煤质、水文地质及开采技术条件等方面的研究，基本上达到了精查勘探的要求。正式批准后的井田精查地质报告可作为矿井设计和建设的依据.1.2.2 地层永城煤田为华北型沉积，地层分区属华北区、鲁西分区、徐州小区的范畴。本井田无基岩出露，全部被新生界冲积层所覆盖，缺失上奥陶统至下石炭统、三迭系至第三系古新统两段。钻探揭露的基岩地层上至石千峰组（平顶山砂岩)，下至中奥阳统马家沟灰岩，厚度 1100m。自下而上叙述如下:1、中奥陶统马家沟组(O2m)，由白云质灰岩、灰岩组成，井田内揭露厚度3040.20m。2、石炭系(C23)，假整合于中奥陶统之上:中统本溪组(C 2b)，由铝质泥岩及山西式铁矿组成，厚度 222m。 ，平均 8.7 8 m；上统太原组（C 3t)，由 911 层薄至中厚层状灰岩和泥岩、砂质泥岩及粉、细砂岩组成，间夹不可采煤层 3 5 层，厚度 93164m，平均 133 m；3、二迭系(P)，揭露厚度 961.2m， ，下统齐全，上统 K6 标志层以上多被剥蚀：山西组（P1s)，厚度 89.94131.78 m，平均 106.43m，由泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成。二2煤层斌存于中部，下以 K3 灰岩标志层顶界与石炭系分界，上以 K4 鮞状铝质泥岩底界与下石盒子组分界；下石盒子组（P1x)，厚度 48.63112.27m，平均 74.92m，由泥岩、砂质泥岩、砂岩及三煤组组成，以 K5 砂岩标志层底界与上石盒子分界；上石盒子组（P2s)，钻孔穿见厚度 728.98 m，共分四段，每段底部都以一层稳定的砂岩标志层相分界(K5K9，)，其岩性组成也是以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及砂岩为主，不含具有工业价值的煤层。4、新生界(Rz)陈四楼矿 240 万吨新井设计井田内覆盖层中，仅有上第三系和第四系，缺失下第三系。厚度 300430m。平均 333.73 m，由粘土、亚枯上、亚砂土及中、细、粉砂交互成层。上第三系为河湖相沉积，直接覆盖于古生界之上。1.2.3 地质构造1、褶曲井田内褶曲较少。2、断裂井田内断裂构造较少，均为正断层。其中 F39 断层沿煤层倾向将井田一分为二，F39 断层落差在 040m。1.2.4 水文地质1、含水层及隔水层特征自上而下分为四个含水组：（1）新生界孔隙含水组：区内松散地层沉积为冲积及湖积，其厚度受古地形影响而东薄西厚、南薄北厚。含水砂层一般为 1 12 层，平均总厚 86.34m，浅部以大气降水垂直渗入为主，中部及深部以水平侧向渗透为主。属孔隙承压水，q=0.0047.0t/sm ，K=0.623m/d。含水砂层之间及其与基岩之间有厚度比较稳定的枯土层，形成天然的隔水屏障，局部地段与基岩处有透镜状砂层，即所谓“天窗” ，对浅部开采会具有一定影响。（2）二迭系砂岩裂隙，孔隙含水组：主要由上、下石盒子组及山西组砂岩裂隙孔隙承压水组成。其补给方式以水平侧向渗透补给为主，渗透能力差，富水性弱，迳流滞缓，以静储量为主，易于疏干。q=0.1213t/sm ，K=0.5683.91m/d，水质类型为 SO 4-N 型。（3）石炭系灰岩岩溶裂隙含水组：主要含水岩层为石灰岩(11 层)，次为砂岩。灰岩以 L2，L3，L4，L7，L8，L9，L10七层比较稳定，岩溶裂隙比较发育，但多被泥质或钙质充填。（4）奥陶系岩溶裂隙含水组：区域范围内，在安徽省闸河煤田东西两侧出露，本煤田仅在芒山有局部出露。岩溶发育，富水性强。2、井田水文地质条件本井田水文地质类型为中等简单，其主要依据是：（1）直接充水含水层，三煤层和二煤层顶板砂岩含水性弱，单位涌水量一般陈四楼矿 240 万吨新井设计小于 0.01t/sm，本应为简单类型，但 F18 以北存在太原组灰岩补给；（2）上覆新生界含水层与基岩界面之间有厚度大于 30m 的粘土层阻隔，正常地段对煤系地层无充水作用；（3）下覆太原组灰岩含水层与二2煤层之间有砂岩和泥岩组成的隔水层，厚度在 50m 以上，正常地段二2煤层的开采不存在底板突水的威胁；（4）井田内断层富水性及导水性弱 q0.001t/sm；（5）主采煤层顶底板岩层稳定；（6）矿床远离地表水体。3、矿井预计涌水量井田南部和西部均以断层构成阻水边界，东部煤层露头与粘土隔水层相接，只有北界 F11 断层使二2煤与对带太原组灰岩相接，可视大弱补给边界。采用“集水廊道”法计算，矿井预计正常涌水量 894 m3/h（其中：K5砂岩 328 m3/h.，三煤组 291 m3/h，二煤组 275m3/h；最大涌水带1627m3/h。1.3 煤层特征1.3.1 煤层井田内含煤地层自下而上为石炭系上统太原组、二迭系下统山西组，下石盒子组及二迭系上统上石盒子组。共含煤 1720 层，煤层总厚 13.85m。其中有经济价值的为下二迭统的山西组及下石盒子组。 该两含煤地层总厚度平均 181m，煤层总厚 10.42m，含煤系数 58%。其中山西组的二2煤层为主要可采煤层，下石盒子组中可采和大部可采的煤层有三1、三22、三4三层。见表 1-1二2煤层为一稳定较稳定、结构简单（偶含泥岩夹歼一层)的厚煤层，全区稳定可采，为本设计主要考虑可采煤层。三1煤层，层位稳定，平均厚度卫 1.30m，其可采范围集中在 08 线以南。04线以南以单层结构为主，以北渐变为双层结构，未受岩浆岩破坏。三22煤层，较稳定，平均厚度 1.5m，受岩桨岩破坏范周约占十分之一，从南向北由单层结构渐变为双层至三层结构。三4煤层为一较稳定不摇定煤层。在可采范围内平均厚度约为 1.6m，单层与双层结构的穿见层次基本相等，受岩浆岩影响的范围约占三分之一，煤层变质为天然焦，而且结构变得复杂。陈四楼矿 240 万吨新井设计1.3.2 煤的特征各煤层均为高变质阶段的年青无烟煤。二2煤层低灰分，特低硫、磷，高发热量；理论分选比重 1.7 时，可选性为易选至极易选；化学活性好；抗碎强度及热稳定性中等，可作动力及民用煤，亦可用于气化。三煤组各煤层煤质的共同点是，中至富灰分（三1煤为富灰） ，特低硫、磷，高熔点，中至高发热量；理论分选比重 1.7 时，可选性中等；化学活性一般不佳；热稳定性差中等；强结渣，不易磨。可作动力、发电及民用煤。1.3.3 开采技术条件 1.煤层顶底板二2煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般不会发生“底鼓” ；三煤组各可采煤层由于层间距小，砂岩厚度薄且稳定性较差。 2.瓦斯井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于 1cm3/g ；由于构造和岩桨岩的热力作用，仅个别点有富集现象（二2煤层 6707 孔 6.56 cm3/g ，6919 孔 3.49 cm3/g ） ；瓦斯风化带分布很广很深，除个别富集点之外，都属瓦斯风化带，直至-800m 以深。一般认为，瓦斯风化带界面处的相对瓦斯涌出量为 2 m3/td 左右。二2煤层相对瓦斯涌出量为 2.0 m3/td 3.煤尘无爆炸性到具弱爆炸性。 4.各煤层均无自然发火倾向。 5.地温二2煤层在-650 m 以深，除 63 至 65 线范围地温低于 31，其余均高于 31，属一级热害区；三2煤层仅在 0312 孔至-650m 以深出现小范围的一级热害区。井田内其余地段地温均属正常陈四楼矿 240 万吨新井设计2 井田开拓2.1 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媒体，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。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：1.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。2.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。3.合理开发国家资源，减少煤炭损失。4.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。5.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。6.根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。本井田开拓主要考虑以下几个因素：（1） 煤层赋存稳定，倾角为 5到 17，平均为 9，新生界地层厚度为300430m，平均为 348.73m，煤层厚度平均为 6m.（2）矿区地势平坦，地面标高变化于+32m+35m 之间，其多为农田，没有大的地表水系和水体。2.2 井筒形式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。陈四楼矿 240 万吨新井设计由于本地区的地势条件所限制，故不能用平硐开拓。根据陈四楼矿井的自然地理条件，技术经济条件等因素，综合考虑其实际情况：地势低洼平坦，地面标高+32+35m，平均 33.73 m，煤层埋藏较稳定，距地面垂深在-300-800m 之间；矿井年设计生产能力为 240 万 t/a，为大型矿井。综上所述，本矿可以采用立井开拓。2.3 工业广场及井筒位置（1）工业广场及井筒位置确定的原则工业广场应尽量位于井田中央或走向煤炭运量的中心，以形成双翼井田，降低运输、通风、巷道维护费用，做到均衡生产，综合经济效益好；工业广场应不压煤或少压煤；工业广场有较好的地形和工程地质条件；井筒应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；有利于首采区或带区布置在井筒附近的富煤地段，以保证有良好的前期效益；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱煤层；离水源、电源较进，矿井专用铁路线短，道路布置合理。（2） 井筒数目和位置的确定根据以上的一些基本原则，本矿井采用立井开拓在技术、经济、安全等方面综合起来最合理。工业广场位于井田储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网络最短，通风阻力最小。根据情况在工业广场内布置一个主井、一个副井、两个风井形成两翼对角式通风。2.4 开采水平的确定本矿井煤层倾角较小，可以考虑划分一个或两个水平。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 200350m。用两水平时，需考虑第一水平的服务年限和第二水平的延伸。根据本矿的实际情况决定单水平开拓时，水平布置在-520，两水平时一水平布置在-520，二水平布置在-720，二水平延深方法考陈四楼矿 240 万吨新井设计虑用立井延深或者暗斜井延深。2.5 大巷和井底车场的布置考虑到系统的可靠性和生产的方便，单水平开拓时决定开拓一条运输大巷、一条回风大巷，由于服务于整个井田，根据条件可以选择将大巷布置在底板岩层中或者煤层中。两水平开拓时两个水平分别布置一条运输大巷、一条回风大巷。大巷均布置在煤层底板岩层中。2.6 矿井开拓方案综合经济、技术和安全三方面的考虑，选取最优方案为：立井单水平，回风大巷布置在岩层中作为本矿井的开拓方案。如图 2.3 所示。 -300-400-500-600-700-800+33-300-400-500-600-700-800+33方案 立井单水平开拓，回风大巷布置在岩层中2.7 矿井的基本巷道 1 井筒 井筒的位置与井筒的形式、用途有密切的联系，合理确定井筒的位置和形式对井下的开拓布置、地面设施布局、运输线路布置和方式有着决定性的作用。根据以上所述的井筒位置选择的一些基本原则和矿井开拓方案，已经选定了井筒的位置、形式等。现分别对主井、副井、风井介绍如下：（1）主井：主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为 6.5m，净断面面积33.18，井筒内装备两对 12 吨长形箕斗，井壁采用混凝土砌碹厚 450mm，充填2m混凝土厚 50mm。此外，还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通讯信号电缆、人行台阶等设施。主井井筒断面和井筒特征表见附图。 （2）副井：副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为 7.5m，净断面面积为44.15，井筒内装备一对 1.5 吨矿车双层四车加宽罐笼一对，井壁采用混凝土砌2m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，行钢组合罐道，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，还陈四楼矿 240 万吨新井设计设有梯子间作为安全出口，并设有管子道、电缆道。副井井筒断面和井筒特征表见附图。 （3）风井：风井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为 5m，净断面面积为19.63，采用混凝土支护方式，井壁厚度为 400mm，备有安全出口。风井井筒断2m面和井筒特征表见附图。（4）风速验算：所选定的副井作为进风井，风井作为回风井，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，所选择的井筒符合风速要求。 2 主要开拓巷道运输大巷、回风大巷基本布置在煤层底板岩石中，巷道基本保持水平，坡度13。为便于维护，并根据现场使用情况，决定其断面均采用半圆拱型，锚喷支护。运输大巷断面特征见附图，回风大巷断面特征见附图。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及规程第 19 条，第 20 条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速。陈四楼矿 240 万吨新井设计3 采煤方法与采区巷道布置3.1 带区巷道布置及生产系统首采带区为一带区，走向长度 1.8 km，倾向长度 8001800m，区内没有较大断层。3.1.1 带区准备方式的确定倾斜长壁采煤法比走向长壁采煤法具有以下优点。（1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快。（2）运输系统简单，占用设备少，运输费用低。（3）由于倾斜长壁工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，有可以保持固定的方向，故可以使采煤工作面保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合机械化采煤非常有利。（4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥通风构筑物也相应减少。（5）对某些地质条件的适应性强。如倾斜和斜交断层比较发育时，布置倾斜工作面可以减少断层对开采的影响，可保证工作面的有效推进长度；当煤层顶板淋水较大或采空区采用注浆放火时，仰斜开采有利于疏干工作面，创造良好的工作环境；当瓦斯涌出量大时，俯斜开采有利于减少工作面的瓦斯含量。（6）技术经济效果比较显著。可以显著改善工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标。由于倾斜长壁采煤法比走向长壁采煤法具有很多的优点，同时二2煤层的条件又很好，所以采用倾斜长壁采煤法会取的更好的效果。带区内采用沿空掘进，跳采接替，所以分带之间不留煤柱。首采一带区共分为10 个分带，推进长度基本为 16802070m 左右。本矿井设计为 240 万 t 的大型矿井，需要用一个工作面满足设计产量的要求，结合矿井设计的需要和工作面产量及设备陈四楼矿 240 万吨新井设计能力，工作面长度设为 200 m 左右。由影响工作面长度的因素得知 200 m 既能满足设备的要求也适合本矿煤层的赋存条件。采空区上覆岩层尚未垮落稳定之前不能进行沿空掘进，因此工作面接替采用跳采方式，在保证本带区一个工作面达产的同时，注意另一分带的掘进准备，以保证工作面的正常接替。表 3.2 首带区工作面接替顺序工作面1101110211031104110511061107110811091110接替顺序 152791086433.1.2 生产系统全矿井煤的大巷运输全部采用 3t 底卸式矿车，带区运输采用胶带运输机运输，采用大巷两侧直接布置工作面的开采方式，相邻的两个分带设立一个带区煤仓。大巷两侧的带区也可以共用相近的煤仓、行人进风斜巷以及回风斜巷。带区内的开采采用后退式开采方式，通风系统简单，漏风小。1）通风系统副井井底车场运输石门运输大巷进风行人斜巷轨道斜巷工作面皮带斜巷回风斜巷回风大巷回风井2）运煤系统工作面运输斜巷带区煤仓运输大巷运输石门主井3）运料系统副井井底车场运输石门运输大巷进风行人斜巷轨道斜巷工作面4）排矸系统出矸地为大巷、上下山、斜巷的掘进头和煤仓施工地等处。出矸地运输大巷井底车场副井陈四楼矿 240 万吨新井设计5）供电系统地面变电站副井中央变电所运输大巷带区变电所轨道斜巷工作面6）排水系统运输斜巷运输大巷井底车场井底水仓副井地面3.1.3 带区内巷道掘进1）施工方法a.岩石斜巷施工：钻爆法。b.煤仓施工：先自下向上掘凿小反井，而后再自上向下刷大成设计断面。在掘凿小反井时采用深孔掏槽爆破法。c.带区巷道施工：采用 MRH-S100 型综掘机割煤，用胶带输送机运输。迎头配备锚杆钻机打孔和安装锚杆，用煤电钻打帮部锚杆，用煤电钻式风动扳手安装帮部锚杆，锚索采用锚杆钻机打孔和安装。2）通风方法掘进通风的基本要求：掘进巷道应采用矿井全压通风或局部通风机通风，不得采用扩散通风；局部通风采用压入式，通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距离回风口不得小于 10 m。本矿工作面推进 1680-2070m，回采巷道采用单巷布置，独头通风超过 1000 m会有困难，所以每隔 800-900m 开设一个中切眼。3.2 带区主要硐室1）带区煤仓带区运煤巷为胶带输送机运煤，带区运煤巷把煤直接运至带区煤仓，每个带区均设带区煤仓，通过带区煤仓与运输大巷连接。垂直式煤仓受力性能好，较少发生堵塞现象；圆形断面受力性能好，断面利用率高，施工方便，便于维护，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 5 m。煤仓高度从 20 m 到 30 m 不等。2）带区变电所井底中央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，易维护，无淋水，易于搬迁变压器等电器设备的地方，并使变电所位于带区用电负荷中心。根据本矿陈四楼矿 240 万吨新井设计情况，布置在两大巷之间。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 200300mm，具有 0.3%的坡度。3.3 采煤方法带区所采煤层为二2煤层，平均厚度 6.0 米，煤层倾角 517，平均 9，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。带区区内无大断层影响。二2煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般不会发生“底鼓” ；三煤组各可采煤层由于层间距小，砂岩厚度薄且稳定性较差。本矿井为低瓦斯矿井，煤无自燃倾向性，煤尘无爆炸性到具弱爆炸性。矿井正常用水量为 275m3/h。3.4 采煤工艺方式根据可采煤层特征，可采煤层为缓倾斜或近水平厚煤层，结合矿井实际条件，煤质硬度较大，f=3.54，本煤层平均厚 6.0m，煤厚稳定，在采区范围内，煤层结构单一，赋存稳定。综合考虑分层综采采煤法和综采放顶煤采煤法的优缺点，决定选用走向长壁全部跨落一次采全高综采放顶煤采煤法。陈四楼矿 240 万吨新井设计4 矿井通风矿井通风是矿井生产环节的重要部分。矿井通风设计依据:1. 矿井的天然安全条件 2. 矿井的设计生产能力3. 矿井的开拓方式和采煤方法4. 采煤的年度计划及矿井各水平的服务年限5. 各种经济参数,性能及有关的法规、政策。4.1 矿井通风系统选择矿井通风系统包括(1).通风方式,即为进、出风井的相对位置(中央式,对角式,混合式);(2).通风方法,即矿井主扇的工作方法(抽出式,压入式,抽压混合式);(3).通风网络,即井下进、回风巷道的联系方式。通风系统的选择要根据矿井的开拓开采条件。4.1.1 矿井地质概况陈四楼井田位于河南省永永城市境内，井田中心南距永城市区 8km。井田位于黄淮冲积平原东部，地势低洼平坦，自西北向东南微微倾斜，地面标高32.4936.50m，一般为 3235m 之间，相对高差 3m 左右。地表广为巨厚的新生界松散冲积物所覆盖。井田走向长度 7.0km，倾斜方向长度 4.0km，水平面积 28km2。井田内煤层赋存稳定，主要可采煤层为二2煤层。井田可采储量约 17196.41 万 t，矿年产 240 万 t，为大型矿井，服务年限为 55 年，在井田范围内，二2煤层赋存稳定，平均倾角 9，矿井相对瓦斯涌出量较小，为低瓦斯矿井，煤层无自然发火危险，煤尘为无爆炸性到具弱爆炸性。4.1.2 开拓方式井田开拓采用立井单水平带区式开拓，水平标高-520m，为进行高产高效矿井陈四楼矿 240 万吨新井设计设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分八个带区，东区南翼为一带区、北翼为三带区，中部为二带区，以及工业场地下的八带区；西区南翼为六带区、北翼为四带区，中部为五带区以及工业场地下的七带区。东区服务年限为 31.5a，西采区布置与东区基本相同，服务年限为 23.5a。4.1.3 开采方法带区内布置一个综放（采）工作面保产，工作面长度 200m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置两条回采巷道，一条进风、行人运料，另一条回风，铺设胶带运煤.大采高工作面生产能力为 6612.3t/d，每日推进度为3.936m，采煤机选用 MXA-300/3.5D 采煤机，截深 0.8m，日进 6 刀。综放（采）工作面装备的部分机电设备见表 4.1。表 4.1 综放（采）工作面部分机电设备一览表地点机电设备名称容量1工作面MXA-300/3.5D 采煤机3002 kw2工作面SGZ-764/500 刮板输送机2200 kw3运输斜巷SZZ-764/132A 转载机132kw4运输斜巷SSJ1200/M(A)胶带输送机1200 mm5工作面ZZPF4800/17/33 液压支架6400 kN4.1.4 变电所、充电硐室、火药库井下大巷采用 3t 底卸式矿车运输，1.5t 矿车辅助运输，井底车场设变电所等硐室。带区内设变电所。遇岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。4.1.5 工作制、人数各工作面均采用四六工作制。井下同时作业的最多人数为 400 人，综采面同时工作最多人数 50 人。4.2 矿井通风系统的确定4.2.1 矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：1矿井至少要有两个通地面的安全出口；陈四楼矿 240 万吨新井设计2进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；3北方矿井，冬季井口需装供暖设备；4总回风巷不得作为主要行人道；5工业广场不得受扇风机的噪音干扰；6装有皮带机的井筒不得兼作回风井；7装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；8可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；9通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；10通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。4.2.2、矿井通风方式的选择矿井通风系统类型有中央并列式、中央分列式、对角式、混合式和分区式，根据它们各自的优缺点结合本设计井田的具体情况，从技术上的可行性和经济上的合理性来选择最适宜的通风方式。选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：1自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。2经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表4.2。表 4.2 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏建井期限略长，有时初期投资稍大建井期限略长，有时初期投资稍井筒数目多基建费用多陈四楼矿 240 万吨新井设计风较大大适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过 4km） ，井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件，水平标高为-520m。煤层为缓倾斜煤层，全矿共八个带区。矿井年产量 240 万 t，为大型矿井，井田走向长度大于 4km，煤层倾角小，为缓倾斜煤层，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性到弱爆炸性，瓦斯涌出量小，矿井风量很大。根据以上分析，确定技术可行的两个方案为：两翼对角式通风或中央分并式通风。下面进行经济比较：通过经济比较，两翼对角式通风方式和中央分列式通风方式相比：初期投资一样多，只是两翼对角式总费用稍多，但相差不大。而两翼对角式比中央并列式通风线路短、阻力小、漏风少、通风总费用少，另外本矿井的走向太长，故确定该矿井采用两翼对角式通风方式。比较结果见表 4.3。表 4.3 各方案经济比较项 目中央并列式两翼对角式工程量 m 单价元/m 费用(万元) 工程量 m单价元/m费用(万元)风井井筒（前期）5208438.8438.85208438.8438.8风井井筒（后期）08438.805208438.8438.8回风大巷（前期）23002702.5621.623002702.5621.6回风大巷（后期）51002702.51378.351002702.51378.3前期投资(万元)1060.41060.4合计(万元)2438.72877.5陈四楼矿 240 万吨新井设计4.2.3.确定矿井通风方法煤矿主扇的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：（1）抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，路线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。用抽出式通风，就没有这些缺点。综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。因此，根据给定的条件，由于本井田内没有小窑塌陷区，不与其他小窑区沟通，为了便于管理，确定本设计矿井采用抽出式通风。抽出式通风与压入式通风比较具有以下优点：（1）井下风流处于负压状态，当主通风机因故障停止运转时，井下的风流压力提高，可以使采区瓦斯涌出量减少，比较安全。（2）漏风量小，通风管理容易。（3）对高瓦斯矿井瓦斯管理很有利。4.2.4 带区通风系统的要求1带区通风总要求：陈四楼矿 240 万吨新井设计1）能够有效地控制带区内风流方向、风量大小和风质；2）漏风少；3）风流的稳定性高；4）有利于排放沼气，防止煤尘自燃和防尘；5）有较好的气候条件；6）安全经济合理技术。2带区通风的基本要求：1）每个带区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；2）工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；3）煤层倾角大于 12时，不能采用下行风；4）回采工作面的风速不得低于 1m/s；5）工作面回风流中沼气浓度不得超过 1；6）必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；7）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；8）机电硐室必须在进风风流中；9）采空区必须要及时封闭；10）要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。由于本设计矿井为带区布置，产量较大，有专门的回风大巷，因此采用运输大巷进风，回风大巷回风。在工作面回风上，轨道斜巷进风，运输斜巷回风。4.2.5、工作面通风方式的选择工作面通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风系统形式主要有“U” 、 “Y” 、 “W” 、 “E” 、 “Z”形，各种形式的优缺点及使用条件如下(由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式)：“U”“U”型通风：型通风：U 型通风方式系指采煤工作面有二条巷道，一条为进风道，一条为回风道，上行通风时，其下顺槽为进风道，上顺槽为回风道，下行通风时，则相反。在区内后退式回采方式中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大。工作面上偶角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。陈四楼矿 240 万吨新井设计“Y”“Y”型通风型通风：Y 型通风方式指在回采工作面的上、下端各设一条进风道，另在采空区一侧设回风道，其优点为： 由于采空区的沼气，通过巷旁支护流入回风平巷，则较好地解决了回采工作面上隅角的沼气超限之患； 由于工作面上、下端均处于进风流中，故改善了作业环境；实行沿空留巷，可提高采区回收率。由于存在上述优点，故多适用在沼气涌出量特大的煤层开采中。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。对于综采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上偶角瓦斯积聚及保证足够的风量。这种通风方式使用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。“W”“W”型通风：型通风：W 型通风方式指采煤工作面，有三条平巷，即上、下平巷进风或回风相中间平巷回风或进风的布置形式，它的优点在于：相邻的两个工作面共用一条进风或回风巷道，从而减少了采准巷道的开掘和维护费用。 通风网路属并联结构，因而风阻小，风量大，漏风量小，利于防火。当上下端平巷进风，且设运输机时，则在该巷中有回收安装维修采煤设备的良好环境。当中间平巷进风且设运输机时，既保证了运输设备处于新鲜风流中，又保证了进、回风巷的总断面比较接近，故在近水平煤层的综采工作面中应用较广。 “E”“E”型通风方式型通风方式：E 型通风方式具有三条通风巷道，其上平巷为回风巷，而下平巷及中间平巷为入风巷。下平巷和下部工作面回风速度降低，故可抑制煤尘的产生。与 U 型通风方式相比，可使上部工作面气温降低。但采空区的空气流动相应发生了变化，迫使采空区的沼气较集中地从上部回采工作面的上隅角涌出，使该处时常处于沼气超限状态，故仅适用于低沼气矿井。“Z”“Z”型通风：型通风：Z 型通风方式是 U 型通风方式的改进。其优点为：与前进式 U 型相比，巷道的采掘工程量较少； 进、回风巷只需在一侧采空的条件下维护； 采区内进、回风巷的总长度近似不变，有利于稳定风阻、改善通风。除上述 5 种基本通风方式外，随煤层开采条件、开采技术、沼气贮存、自然发火倾向性的不同，尚可采用 X X、H H、双、双 Z Z、偏、偏 W W、偏、偏 Y Y 型型等通风方式。 陈四楼矿 240 万吨新井设计由于本设计中采用两翼对角式通风，且单工作面生产，对照以上工作面通风系统形式，决定采用风流系统简单、漏风小的“U”型通风方式。4.3 矿井风量计算4.3.1 矿井风量的计算原则矿井需风量，按下列要求分别计算其中最大值：（1）井下同时工作最多人数计算，每人每分种供给风量不得少于 4 m3；（2）采煤、掘进、硐室及其他实际需风量总和进行计算。4.3.2 总风量的计算矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风路上的漏风的总合。采用分别计算法计算矿井总风量，矿井总风量 Q 是矿井内各用风地点所需风量之和，并乘以适当系数，即 （式 4.1）medcbaKQQQQQQ式中: Q 全矿井需风量，m3/min； Qa 各回采工作面所需风量之和，m3/min；Qb 各备用工作面所需风量之和，m3/min；Qc 各掘进面所需风量之和，m3/min；Qd 各独立通风硐室所需风量之和，m3/min；Qe 其他巷道风量之和，m3/min；Km 矿井风量备用系数，包括漏风和配风不均匀等因素，该值从实测和统计中求得，一般取 1.15-1.25，取 1.15。1）回采工作面的需风量规程规定：采区回风道、采掘工作面回风道风流中瓦斯和二氧化碳浓度不得超过 1%；采掘工作面的温度不得超过 26；采掘工作面的进风流中，按体积计算，氧气不得低于 20%，二氧化碳不得超过 0.5%。回采工作面用风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中的最大值。（1）按瓦斯涌出量计算：Qa=Kaiqai/ (1%-0.2%)=qeiwKai/(6024)/ (1%-0.2%)陈四楼矿 240 万吨新井设计式中: qai 瓦斯绝对涌出量，m3/min； qei 瓦斯相对涌出量，m3/t.d；为 0.33w 日产量，t/d；为 8000Kai 瓦斯涌出不均衡系数，总采工作面取 1.3-1.45；此处取 1.41%工作面回风流中瓦斯允许浓度；0.2%工作面进风流瓦斯浓度规程规定不得大于 0.2%;则Qa=0.3380001.4/(6024)/ (1%-0.2%)=320.83 m3/min（2）按工作面人数计算综放工作面正常情况下为 40 人，风量按下式计算：Qa=4Nai式中: 4 以人数为计算单位的供风标准，即每分钟供 4m3的风量；Nai 第 i 回采工作面的最多人数 45；此处取 1.4则Qa=440=160 m3/min（3）按工作面气温与风速的关系计算用下式计算Qa=60VaiSai式中: Vai 回采工作面风速，按工作面温度 24查得 Vai=1.6m/s；Sai 第 i 回采工作面的平均断面积,m2；对于综放面按下式计算Sai=3(M-0.3) 式中： M- 采高，m；为 3所以 Sai=3(3-0.3)=8.1m2则Qa=601.68.1=777.6m3/min（4）按风速验算规程规定，回采工作面的最小风速为 0.25m/s，最高风速为 4 m/s。按此陈四楼矿 240 万吨新井设计要求进行验算，即0.2560Sai=124.5 m3/minQa460Sai=1944 m3/min由以上三种计算得出，最大值为 486 m3/min，满足要求。因此每个工作面风量定为 486 m3/min。本设计矿井有一个工作面，则Qa=777.6m3/min2）备用工作面的需风量备用工作面的需风量通常取为产量相同的生产采面风量之半。当采区风量不富裕时，也可按工作面不积聚瓦斯为原则配风，但工作面风速不应小于 15m3/min。本设计矿井采用第一种，即为产量相同的生产采面风量之半：Qb=388.8 m3/min本设计矿井设一个备用工作面，则Qb=388.8m3/min 3）掘进工作面的需风量本设计矿井既有岩巷掘进头，又有煤巷掘进头，在开采过程中掘进通风很重要，下面进行计算。（1）按掘进工作面人数计算：Qci=4Nci式中: Nci 第 i 个掘进工作面同时工作的最多人数；为 20则 Qci=420=80 m3/min（2）按温度计算Qci = 60VSKt式中 Qci掘进工作面实际需风量，m3/min；V掘进工作面的风速，煤巷半煤岩取 0.5m/s；S巷道净断面积，S=10.28m2；Kt掘进工作面的温度调整系数，取 1.1（2026） 。则 Qci = 600.510.281.1=339.24 m3/min （4）按风速进行验算陈四楼矿 240 万吨新井设计规程要求，每个岩巷掘进工作面的风量 Qci应满足：0.1560Sci=132.3Qci460Sci=3528 (m3/min)比较以上各风量数值，按取大值原则，得掘进工作面需风量：岩巷 339.24 m3/min 本设计矿井同时存在两个岩巷掘进头。则Qc=339.242=678.48m3/min4）各硐室的需风量（1）火药库：Qd1=100 m3/min（2）绞车房：Qd2=80 m3/min （3）变电所：中央 Qd3=150 m3/min；采区 100 m3/min（4）充电硐室：Qd4=150 m3/min（5）机电泵房：Qd5=150 m3/min则Qd=100+80+200+150+150=730m3/min5）其他巷道实际需风量Qe =0.05（QaQcQd） =0.05（777.6678.48730）=109.30m3/min综上所述，矿井总风量Q=(777.6+388.8+678.48+730+109.30)1.15=3086.81m3/min4.3.3 矿井风量分配1）分配原则（1）各用风地点风量按前述分配（2）对于掘进工作面风量，一般根据巷道断面的大小，送风距离，煤岩巷三个因素并按所选局部通风机性能供风。（3）井下火药库，变电所，绞车房应单独供风。（4）分配的风量，各巷道的瓦斯和有害气体的浓度，应根据规程要求不得超过规定限度。2）分配方法陈四楼矿 240 万吨新井设计（1）用矿井总风量按采区布置分别配 Qa，Qb，Qc，Qd的用风量。（2）从总风量中减去Qa，Qb，Qc，Qd，余下的风量与漏风量按采区的产量比例进行分配。此部分风量可作为采区内增加新的用风地点或采区接替所需保留的人行道和维护巷道用风。3）分配情况（1）综放工作面：777.61.15=894.24 m3/min（2）备采工作面：388.81.15=447.12 m3/min（3）掘进头：678.481.15=780.25m3/min（4）火药库：100 1.15=115m3/min（5）充电硐室：1501.15=172.5 m3/min（6）机电泵房：1501.15=172.5 m3/min（7）变电所：中央 1501.15=172.5 m3/min 采区 1001.15=115 m3/min（8）绞车房：801.15=92 m3/min（9）其他巷道：109.301.15=125.7 m3/min4.4 掘进通风向掘进工作面送入新鲜风流，排除含有烟和尘的污浊空气，这种通风称为掘进通风。4.4.1 掘进通风方法的选择掘进通风方法可以分为两大类：一是利用矿井总风压通风；二是使用局部动力设备通风。总风压通风法的最大优点是安全可靠，管理方便，但需要有足够的总风压，用以克服导风设施的阻力。一般风压不够，满足不了所需风量。当风压不能满足掘进通风的要求时，必须借助专门的动力设备对掘进巷道进行局部通风。动力局部通风设备按动力源分为引射器和局部通风机。引射器通风，设备简单安全，有利于除尘和降温，但是它产生的风压低，送风量小，效率低。在实际生产中，为了满足掘进通风的需要，要多嘴串联工作，检修繁琐。根据以上分析，考虑到岩巷的掘进面较大，为了保证掘进的供风要求，确定采用局部通风机通风，这也是国内普遍采用的方法，局部通风机通风供风量大，风压陈四楼矿 240 万吨新井设计稳定，掘进供风有保证。但是安装、管理麻烦，局部通风机管理工作要特别加强。局部通风机通风是由局部通风机和风筒组成一体进行通风。其工作方式有：压入式：局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中，比较安全；风筒出风风速和 1有效射程较大，排烟能力强，工作面通风时间短以及可采用柔性风筒；风筒一旦漏风也有利于巷道通风，保证工作面有害气体得到稀释。不过它有个严重的缺点：即浊风沿巷道排除，流速缓慢，污染范围大，通风时间长，恶化劳动环境，对在巷道中做辅助工作的工人身体健康不利。抽出式：优缺点恰与压入式相反，抽出式能 2解决巷道污染问题。混合式：兼有前两者的优点，通风效果最好，但需要设备多， 3管理不便，一般不采用。考虑到岩巷掘进期间，巷道内的其他辅助环境较少，岩石集中巷道采用锚喷支护，跟随掘进而进行，又为了保证掘进通风，有较大的排烟能力和通风机安全可靠性，决定采用压入式通风。通风形式见图 4.1 所示图 4.1 压入式通风辅助风机布置图4.4.2 掘进通风量若根据稀释瓦斯和排除炮烟所需风量而定，按压入式通风计算出的需风量为257.12m3/min；而掘进的实际配风是按炸药消耗量计算的，数值为 379.47 m3/min，岩巷掘进风速验算满足要求，故岩巷掘进风量定为 379.47 m3/min。4.4.3 掘进工作面设备选择1）风筒的选择掘进工作面采用压人式通风，故决定使用胶皮柔性风筒，风筒直径的选取由送风量、送风距离及巷道断面大小等因素确定。根据经验，可选取直径为 600mm 的柔性风筒。风筒间的接头方法为双反边。风筒长度为 30m 一节，其百米风阻为15.88kg/m7。陈四楼矿 240 万吨新井设计2）局部通风机的选择（1）确定局部通风机的工作参数局部通风机的工作风量 1局部通风机的工作风量用下式计算：0QQf式中: Qf局部通风机工作风量，m3/min； Q0掘进工作面需风量，m3/min；风筒漏风备用系数（用下式计算） ；)1/(1eL式中: LE风筒漏风率（用下式计算） ； 100/100LLLee 式中： L风筒长度，取 800m； Le100风筒百米漏风率，取 2%因此 m3/min1 .306100/80002. 0112.257fQ局部通风机的工作风压 2局部通风机的工作风压用下式计算：0QQRhfpf式中: hf局部通风机工作风压，Pa； Q0掘进工作面需风量，m3/min；Qf局部通风机工作风量，m3/min；Rp风筒总风阻（用下式计算） ，/m7；100/100LRRP式中: R100风筒百米风阻，/m7； 因此 Rp=80015.88/100=127.04 /m7故 Pa4 .27773600/12.2571 .30604.127fh（2）选择局部通风机陈四楼矿 240 万吨新井设计局部通风机有轴流式和离心式两种。轴流式局部通风机具有体积小，便于安装和串联运行，效率高等特点，在煤矿生产中广泛采用。根据前面计算出的局部通风机工作参数：Qf=306.1m3/min ; hf=2774.4 Pa可以选择 JBT-62 型轴流式局部通风机。其参数见下表 4.4表 4.4 局部通风机特性参数 参数型号外径mm转速r/min全风压Pa风量m3/min电机功率kW级数JBT-62600290068-3136250-390282每一个掘进头配备一台局部通风机就可以满足掘进通风要求。且安装了漏电保护、过流保护、过压保护及欠压保护，安设了风电闭锁装置，并与监控系统联网，实现了瓦斯超限断电功能。4.5 全矿通风阻力的计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主扇之前，必须首先计算通风总阻力。矿井通风阻力是选择矿井主风机的重要因素之一，矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然风压。摩擦阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力引起的风压损失是摩擦阻力损失。矿井通风阻力是选择主扇的重要因素，计算出通风阻力的大小，就能确定所需通风压力的大小，并以此作为选择通风设备的依据。4.5.1 矿井最大阻力路线1）确定矿井通风容易时期和困难时期在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。容易时期各井巷路线较短，困难时期井巷路线较长。2）矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线通风容易时期：副井井底车场运输大巷进风行人斜巷轨道斜巷综放工作面皮带斜巷运料集中巷回风斜巷回风大巷回风井 (0123456781415) 。陈四楼矿 240 万吨新井设计副井井底车场运输大巷进风行人斜巷轨道斜巷备采面皮带斜巷运料集中巷回风斜巷回风大巷回风井（0123456781415）副井井底车场运输大巷进风行人斜巷轨道斜巷掘进面皮带斜巷运料集中巷回风斜巷回风大巷回风井(012910101112131415) 。对应的容易时期的立体图如图 4.2 所示，通风网络图如图 4.3 所示。通风困难时期：副井井底车场运输大巷进风行人斜巷轨道斜巷综放工作面皮带斜巷运料集中巷回风斜巷回风大巷回风井 (0123456781415) 。副井井底车场运输大巷进风行人斜巷轨道斜巷备采面皮带斜巷运料集中巷回风斜巷回风大巷回风井（0123456781415）副井井底车场运输大巷进风行人斜巷轨道斜巷掘进面皮带斜巷运料集中巷回风斜巷回风大巷回风井(012910101112131415) 。对应的困难时期的立体图如 4.4 所示，通风网络图如图 4.5 所示。陈四楼矿 240 万吨新井设计图 4.2 通风容易时期立体图 图 4.3 通风容易时期网络图陈四楼矿 240 万吨新井设计图 4.4 通风困难时期立体图陈四楼矿 240 万吨新井设计图 4.5 通风困难时期网络图4.5.2 矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力：hfr =aLUQ2/S3 （4.2）式中： hfr巷道摩檫阻力；L、U、S分别是巷的长度、周长、净断面积；Q分配给井巷的风量；各巷道的摩擦阻力系数。计算结果见表 4.5、表 4.6。表 4.5 矿井通风容易时期井巷通风阻力计算表陈四楼矿 240 万吨新井设计井巷名称支护方式井巷区段序号l(m)104(NS2/m4)U (m)S (m2)Q (m3/s)hfr (Pa)v(m/s)副井钢筋混凝土0-155335021.9944.7151.4516.801.34井底车场锚喷1-2265.85010.414.251.4512.783.62运输大巷锚喷2-3612.57014.714.8140.9132.462.76首采面轨道斜巷+皮带斜巷锚喷4-5+6-71964.77014.213.8340.91123.532.96运料集中巷+回风斜巷锚喷7-8+12-13+7+7+12131.35012.6411.7624.453.052.08行人进风斜巷锚喷3-453.25012.6411.7614.90.461.27行人进风斜巷锚喷3-453.25012.6411.767.450.110.63回风斜巷锚喷7-824.05012.410.2814.90.31.45陈四楼矿 240 万吨新井设计轨道斜巷锚网 4-5881.0382.215.814.714.937.21.01综放面液压支架5-620030013.578.114.930.771.84皮带斜巷锚网6-7881.0382.215.0013.5014.945.61.1回风斜巷锚喷7-824.05012.410.287.450.080.72轨道斜巷锚网10-10881.0382.215.814.77.459.300.51备用综放面液压支架5-620030013.578.17.457.690.92皮带斜巷锚网11-12881.0382.215.0013.57.4511.40.55掘进面锚喷10-111805012.6411.7634.998.732.98回风大巷锚喷8-14784.57015.0015.6748.0049.323.06陈四楼矿 240 万吨新井设计回风井混凝土14-1510035020.4233.1851.455.181.55小计394.76表 4.6 矿井通风困难时期井巷通风阻力计算表井巷名称支护方式井巷区段序号l(m)104(NS2/m4)U (m)S (m2)Q (m3/s)hfr (Pa)v(m/s)副井钢筋混凝土0-155335021.9944.7151.4516.801.34井底车场锚喷1-2265.85010.414.251.4512.783.62运输大巷锚喷2-912317014.714.8140.9165.242.76首采面轨道斜巷+皮带斜巷锚喷4-5+6-72554.17014.213.8340.91160.592.96运料集中巷+回风斜锚喷7-8+12-13+7+7+122005012.6411.7624.454.652.08陈四楼矿 240 万吨新井设计巷行人进风斜巷锚喷3-453.25012.6411.7614.90.461.27行人进风斜巷锚喷3-453.25012.6411.767.450.110.63回风斜巷锚喷7-824.05012.410.2814.90.31.45轨道斜巷锚网 4-51585.8382.215.814.714.966.961.01综放面液压支架5-620030013.578.114.930.771.84皮带斜巷锚网6-71585.8382.215.0013.5014.982.081.1回风斜巷锚喷7-824.05012.410.287.450.080.72轨道斜巷锚网10-101585.8382.215.814.714.966.961.01备用综放面液压支架5-620030013.578.17.457.690.92皮带斜巷锚网11-121585.8382.215.0013.57.4520.520.55陈四楼矿 240 万吨新井设计掘进面锚喷10-111805012.6411.7634.998.732.98回风大巷锚喷13-14613.97014.213.8348.353.753.49回风井混凝土14-1510035020.4233.1851.455.181.55小计603.83通风容易、困难时期的总阻力用下式计算：frmrmhh2 . 115. 1式中: 1.15-1.2局部阻力系数，容易时期取 1.2，困难时期取 1.15； frmh通风容易、困难时期各巷道阻力之和，Pa；故通风容易时期的总阻力为：hrmin= 1.2384.76=473.71 Pa通风困难时期总阻力为：hrmax= 1.15603.83=694.40 Pa4.5.3 矿井通风总风阻矿井通风总风阻用下式计算：2/QhRrmm陈四楼矿 240 万吨新井设计式中: mR矿井通风容易、困难时期总风阻，Ns2/m8； Q通风容易、困难时期总风量，m3/s；通风容易、困难时期的总阻力，Pa；rmh故通风容易时期的总风阻为Rmin= 473.71/51.452 =0.1790 Ns2/m8故通风困难时期的总风阻为Rmax= 694.40/51.452 =0.2623 Ns2/m84.5.4 矿井通风等积孔用矿井总风阻来表示通风难易程度的方法不够形象，目前矿井多采用等积孔来表示。等积孔是一个与井巷或矿井风阻相当的理想化的面积值，用来衡量井巷或矿井通风的难易程度，等积孔越大，表示通风越容易，反之，通风越困难。目前使用的等积孔分类标准如下：表 4.72 m2通风容易矿井等积孔可用下式计算：mRA/19. 1式中: A等积孔，m2； 故通风容易时期的等积孔为A = 1.19/=2.81 m2minR故通风困难时期的等积孔为A = 1.19/ =2.32 m2maxR根据标准，矿井在通风困难和容易时期，通风均容易。4.5.5 矿井通风系统的分析与评价陈四楼矿 240 万吨新井设计矿井通风系统的评价主要是指通风系统的稳定性、安全性和抗灾能力以及经济合理性评价，现以以下几方面进行评价：（1） 通过等积孔的计算可知矿井在整个时期通风均容易。（2） 本矿吨煤通风成本不高，通风方案比较经济。（3） 矿井采用抽出式通风方式，有利于瓦斯管理。（4） 掘进工作面采用压入式通风，局部通风机处于新鲜风流中，既安全也便于管理维修，柔性风筒的使用，经济又方便。（5） 主通风机采用反转反风，提高了通风系统的经济性和抗灾能力。（6） 经过风速验算，可知各巷道及工作面风速均符合规程的有关规定。本矿通风系统简单，各带区回采工作面及掘进面，还有主要机电硐室都能按规程规定进行通风，通风网络没有复杂的角连，这些条件可以保证矿井风流的稳定可靠。4.6 矿井主要通风机选型矿井通风设备指主通风机及电动机，应先选择主通风机，然后根据主通风机所需的功率选择电动机。主通风机的选择一般以个体特征曲线为依据，先要确定通风容易和困难时期的运转工况点，要确定工况点必须计算主通风机的工作负压。为了使主通风机在通风容易时期的工作效率不至于太低，在困难时期不超负荷工作，故要考虑自然风压的作用。4.6.1 矿井自然风压的计算 自然风压用下式计算：hn =H(r1r2)式中： hn自然风压，Pa； H地面与井底车场的标高差，m； r1进风流的平均容重，N/m3； r2回风流的平均容重，N/m3。陈四楼矿 240 万吨新井设计表 4.8 空气平均密度季节进风井筒出风井筒冬季1.28 kg/m31.20 kg/m3夏季1.20 kg/m31.28 kg/m3冬季自然风压：hnd =H(r1r2)= 43.12Pa夏季自然风压：hnx =H(r1r2)=43.12Pa4.6.2 通风机的选择1）通风机的工作风量 Qf因防爆门和主通风机附近有漏风存在，所以通过主通风机的风量应大于通过入风井口的矿井总风量。对于抽出式通风机，一般按下式计算：Qf=KQ式中： Qf通过主通风机的风量， m3/s；Q风井风量， m3/s；K抽出式矿井通风外部漏风系数，取 K=1.10。矿井主通风机的工作风量如下：容易时期：Qf1=1.10Q1 =1.1051.45=56.60 m3/s困难时期：Qf2=1.10Q2 =1.1051.45=56.60 m3/s（2）主通风机工作风压选择主要通风机，为了使所选的主要通风机在通风容易，通风困难时期能满足要求，需考虑自然风压帮助（或反对）主要通风机风压的作用。在通风容易和困难时期，为了拓宽主通风机的工作范围，在通风容易时期应计算最大的帮助主通风机工作的自然风压，那么根据自然的特征，应选在冬季计算，同理，计算通风困难时期的自然风压应选在夏季。容易时期：ndatrfshhhhminmin式中： hfsmin通风容易时期静风压，Pa；hrmin容易时期矿井总阻力，Pa；hat通风机附属装置阻力，Pa；取 150Pa; hnd冬季矿井自然风压，Pa。陈四楼矿 240 万吨新井设计则 hfsmin473.71+15043.12580.59 Pa困难时期：nxatrfshhhhmaxmax式中： hfsmax通风困难时期静风压，Pa； hrmax困难时期矿井总阻力，Pa； hnx夏季矿井自然风压，Pa。则 hfsmax694.40+150（43.12）887.52 Pa3）工况点的确定容易时期： Rfmin = hfsmin /Qf12 =580.59/56.602=0.1813 NS2/m8困难时期： Rfmax=hfsmax /Qf22=917.72/56.602=0.2865 NS2/m8风机风压与风量的关系：容易时期： hfsmin = RfminQf12=0.1813 Qf12困难时期： hfsmax = RfmaxQf22=0.2865Qf224）首先根据 Qf, hfsmin和 hfsmax在风机特性曲线上初选能满足要求且通风机效率不小于 0.6 的通风机，实际风压不高于最高风压的 90%，如不能落在通风机特性曲线上，则应计算通风机的工作风阻，由下式计算： 2maxmax2minmin/ffsfffsfQhRQhR 在通风机特性曲线图上绘制通风机的工作风阻曲线，风阻曲线与通风特性曲线的交点即为通风机的实际工作点，再由实际工作点确定轴功率。经过比较，根据矿井总阻力和矿井总风量，确定 62A14-11No.24 型轴流式风机作矿井主要通风机。选定通风机后，绘出所选通风机的特性曲线及工况点（见图4.6-1） ，确定实际的各参数如下表。表 4.9 通风机性能参数型号时期叶片安装角（）转速（r/pm）风压（pa）风量（m3/s）效率（%）输入功率（kW）容易时期2260049852.2366452K60-4NO.24型困难22.560082453.867874陈四楼矿 240 万吨新井设计时期Qf(m3/s)(kPa)fsh00.40.81.21.620406080100120140160=0.60fs0.700.750.800.950.83152025303540Qf(m3/s)(kW)fiN图4.6-1 风机性能曲线62A14-11No.24型 n=600r/min 16叶片=1.2kg/m3152022.53035400.822522.50204060801001201401604080120160200困难时期工况点容易时期工况点容易时期需风点困难时期需风点图 4.6 风机性能曲线4.6.3 电动机的选择用下式计算电动机功率：陈四楼矿 240 万吨新井设计(kW)cQHKN102式中： K电动机能力备用系数，一般采用 1.15；Q通风机运转点的风量，m3/s；H通风机运转点的压力，Pa；通风机运转点的效率； c机械传动效率，用联轴节传动一般采用 0.98，用三角皮带传动一般采用 0.920.95。则容易时期的风机输入功率为：Nfimin=1.1552.234981020.980.78=453.4 kW困难时期的风机输入功率为：Nfimax=1.1553.868241020.980.66=654.6 kW因通风容易与困难两个时期的输入功率不大，所以选用异步电动机。根据规程规定，当选用异步电动机时，当 Nfimin与 Nfimax相差不大，即Nfimin0.6Nfimax时，则两个时期都用一种较大功率的电动机，当 Nfimin18 米/月）时，采空区又无火情，可采用间歇注氮；若采用连续注氮，其注氮量不小于 200m3/h。采面推进为 5 米/月时，其注氮量不小于300 m3/h。采面推进为小于 5 米/月时，其注氮量必须大于 400 m3/h。虽然流量不大，但连续不断注入，可减缓下隅角风流的正面“冲击”和因惰性气体成分而缩小氧化自燃带的宽度，起到降低采空区下隅角空气温度防止浮煤自燃的作用。为提高注氮效果，必须及时封严堵实进风巷的下隅角；注氮管路的释放口必须加以保护和随采面的推进而改动，使其保持在氧化自燃带范围之内；氮气管内安设传感器或人工定时（每天至少 1 次）检测氮气质量、流量，管路内氮气浓度不准低于 97%。另外，还应注意采空区抽放瓦斯强度与注氮量的关系，以及尽量实施采面均压通风等措施。当工作面处于断层或其他原因造成的困难条件难以正常推进时，可通过加大注氮量来改变“三带”宽度。采空区注氮分为工作面后部采空区注氮和邻近工作面采空区注氮两种，工作面后部采空区注氮管道布置一般如图 5.2 所示。注氮管道铺设在进风平巷中，注氮释放口开设在后部采空区中的进风平巷一侧，以利用通风压力使氮气流入采空区中。注氮管道的埋设及氮气释放口的设置应符合以下要求。（1）氮气释放口应高于底板，以 90管拐向采空区，与工作面保持平行，注意孔口不可向上，并用石块或木垛加以保护。（2）氮气释放口之间的距离，应根据采空区“三带”尺寸、注氮方式和注氮强度、煤炭自然发火期的长短、工作面推进速度以及采空区冒落情况等因素综合确定，图 5-2 中的尺寸仅供参考。释放口的最佳位置应设在氧化带的中部。（3）注氮管道一般采用单管，管道中铺设三通。从三通上接出 10m 短管进行注氮。在日常注氮时，应加强管理工作，除保证氮气的浓度外，还应注意下列问题：（1）注氮数量的多少，应根据采空区中的气体成分进行确定，以距工作面20m 处采空区中的氧浓度不大于 10%作为确定的标准。如果采空区中 CO 浓度较大（大于 50ppm） ，或者工作面上 CO 浓度超限，或出现高温、异味等陈四楼矿 240 万吨新井设计自燃征兆，都应加大注氮强度和注氮量。10m20m10m30m图5.2-1 注氮管埋设及释放口位置注氮管道回风顺槽进风顺槽氮气释放口采 空 区图 5.2 注氮管埋设及释放口位置（2）利用束管检测系统，合理设置检测传感器，加强对采空区、工作面和回风平巷中 O2、N2和 CO 的检测；同时，由瓦斯检查员随时对工作面及其回风平巷中的 O2、NH4和 CO 浓度进行检查，要保证工作面风流中的氧气浓度。若发现工作面上的氧气浓度降低，应暂停注氮或减少注氮强度。（3）注意检查工作面，特别是其回风上隅角及回风平巷中的瓦斯涌出情况，若发现采空区内大量涌出瓦斯使风流中瓦斯超限时，可适当降低注氮强度或应用采空区抽放瓦斯的方法进行处理。（4）第一次向采空区注氮或停止注氮后再次注氮时，应先排出注氮管内的空气，避免将空气注入采空区中。注氮管道较长时，更应注意这一问题。（5）通过观测，如不采取有效的措施，则注入的氮气将顺着进风平巷采空区回风平巷间的漏风通道，大量泄漏到回风平巷中。因此，必须对主要漏风通道、回风平巷和进风平巷进行封堵并加强注氮管理，以减少氮气泄漏。（6）铸氮期间不能停风。由于注氮是正压状态，将迫使采空区瓦斯积聚到上隅角处，在每次开始注氮时，应检查上隅角的瓦斯含量，并采取有效的措施，使其稀释。3）其他防灭火措施（1）加快工作面推进速度加快工作面推进速度，让采空区遗煤在氧化发火前，就进入采空区后方窒息带，从而避免火患。与其他措施相比，这是一项最为积极有效的方法，既不需要专门的防火投入，由于工作面实现高产高效的生产目标一致，是一项绿色安全措施，应成为第一选择，然后再考虑辅以其他必要措施。陈四楼矿 240 万吨新井设计（2）加强巷道防火的措施大量的实践表明，放顶煤开采时最多的发火点在巷道。这是因为放顶煤开采的平巷均沿底掘进，巷道顶板是煤层，一旦发生破碎、冒落，极易发生自燃，对此必须加以防范。巷道防火的措施主要有如下几点：加强巷道维护，及时对破损处进 1行修复。当巷道出现冒落空洞时，必须及时处理。处理冒落区时，一方面应将空 2洞用黄泥或其他充填物填实；另一方面还应对空洞周边裂隙带采用灌注凝胶、高水材料或其他物质的方法，防止发火区继续蔓延。对媒质松软破碎、周围条件较差 3（小型构造、旧巷、旧采区较多等）发火危险较大的巷道，随着两巷向前掘进，在巷道帮顶每隔 5m-10m 打一组钻孔（5-7 个） ，采取间断注水方式湿润煤体，进行预防性防火。对巷道冒顶，遇旧巷、旧采区或有发火隐患地点，采取包帮、包砂碹 4进行充填河砂或粉煤灰处理，对无法包帮充填河砂而有高温、浮煤的地点，采用插水针降温和湿润浮煤进行处理。凡发火隐患地点都悬挂检查牌板，专人定时检查、采气分析，加强监视。（3）开切眼及停采线附近的防火措施开切眼和停采线附近是容易引起自然发火的地点。因此，在开切眼进行设备安装、试采期间以及至停采线设备撤出期间必须采取相应的防火措施，具体如下：尽力缩短时间，加快安装或撤架，同时“一通三防”各系统必须与之保持同步并 1运行正常。在切眼形成尚未安装前，按事先编制的措施进行打钻，采取连续注水 2方式，湿润开切眼周围煤体。停采后机架尚未撤出前，尽快封堵上下隅角和从架 3间打钻向架后采空区下砂形成砂墙，同时向采空区后方灌注泥浆，并向煤壁及支架上方打钻注水。（4）加强煤炭自燃的预测预报工作这项工作是非常重要的，如果能够准确地进行自然发火预测预报，则可以及时、有效地对煤炭自燃隐患作出处理，将其消灭在萌芽状态，以避免酿成火灾事故。为此，有煤炭自燃危险的放顶煤工作面应该采取如下自燃预测预报措施：建立观测 1网点，对巷道高冒区、彩面架间、上下隅角及采空区抽方瓦斯管内等重点部位进行专人定时人工采气，用 GC-4008 色谱仪分析气体成分，根据指示气体（O2、CO、C2H2等）的含量及变化状况，及时发出火情预报。在原生煤体采空区 2内埋设束管监测探头（靠近上下平巷的采空区分别埋设两组） ，对距工作面 40m 以内的气体成分（包括 CO2、CO、CH4、N2等）进行连续监测。3 在回风平巷煤柱安设的 CO 探头，对回风中 CO 含量进行连续监测。4 为瓦检员和消防专职人员配备陈四楼矿 240 万吨新井设计便携式 CO 检测仪，按规定进行流动检查。5.2 矿井瓦斯瓦斯（methane）是井下煤岩涌出的各种气体的总称，其主要成份是以甲烷为主的烃类气体，有时也专指甲烷，也称煤层气。甲烷是无色、无味、可以燃烧或爆炸的气体。它对人呼吸的影响同氮气相似，可使人窒息。例如，由于甲烷的存在冲淡了空气中的氧，当甲烷浓度为 43时，空气中相应的氧浓度即降到 12，人感到呼吸非常短促；当甲烷浓度在空气中达57时，相应的氧浓度被冲淡到 9，人即刻处于昏迷状态，有死亡危险。甲烷分子直径 0.41nm，其扩散度是空气的 1.34 倍，它会很快地扩散到巷道空间。甲烷的密度为 0.716kgm3(标准状况下)，为空气密度的 0.554 倍。甲烷在巷道断面内的分布取决于该巷道有无瓦斯涌出源。在自然条件下，由于甲烷在空气中表现强扩散性，所以它一经与空气均匀混合，就不会因其比重较空气轻而上浮、聚积，所以当无瓦斯涌出时，巷道断面内甲烷的浓度是均匀分布的；当有瓦斯涌出时，甲烷浓度则呈不均匀分布。在有瓦斯涌出的侧壁附近甲烷的浓度高，有时见到在巷道顶板、冒落区顶部积存瓦斯，这并不是由于甲烷的密度比空气小，而是说明这里的顶部有瓦斯(源)在涌出。甲烷的化学性质不活泼。甲烷微溶于水，在 101.3kPa 条件下，当温度 20时，100L 水可溶 3.31L，0时可溶解 5.56L 甲烷。甲烷对水的溶解度和温度、压力的关系如图 5.3 所示。从图中可以看到，当瓦斯压力为 50 大气压、温度 30时，其溶解度仅为 1，所以，少量地下水的流动对瓦斯的排放影响不大。图 5.3 纯水对甲烷的溶解度瓦斯与氧气适当混合具有燃烧和爆炸性。瓦斯爆炸事故是矿井的严重自然灾害，一旦发生，不仅造成大量人员伤亡，而且还会严重摧毁矿井设施，为矿井带来巨大的灾难。自 1675 年英国茅斯丁矿发生第一次大型瓦斯爆炸事故以来，瓦斯爆炸事故还在不断发生，一直是威胁煤矿安全生产的最主要自然灾害。陈四楼矿 240 万吨新井设计在煤矿的采掘生产过程中，当条件合适时，还会发生瓦斯喷出或煤与瓦斯突出，产生严重的破坏作用，甚至造成巨大的财产损失和人员伤亡。瓦斯是一种温室气体1，它产生的温室效应是二氧化碳（CO2）的 20 倍，在全球气候变暖中的份额为 15，仅次于 CO2。我国是煤炭生产和消费大国，伴随着煤炭的开采，我国每年向大气排放瓦斯约 194 亿 m3，约占世界采煤排放瓦斯总量的13，瓦斯对大气的严重污染已引起关注。瓦斯是一种优质洁净能源瓦斯是一种优质洁净能源。瓦斯的燃烧热为 37 MJ/ m3，相当于 11.5 kg 烟煤燃烧产生的热量。瓦斯燃烧后的气体不含硫化氢，所产生的污染大体上只有石油的140，煤炭的 18001。瓦斯还是重要的化工原料瓦斯还是重要的化工原料，它还可以转化成合成原料气，制备出合成氨、合成醇、烃类等重要的化工产品。我国的瓦斯资源丰富，初步估计达 3035 万亿 m3，相当于 450 亿吨标准煤。对煤矿瓦斯进行抽放并加以利用，既可大量减少瓦斯事故的发生，又减少对环境的污染，同时为社会提供优质洁净能源和重要的化工原料，带来巨大的经济效益。5.2.1 矿井瓦斯地质条件陈四楼煤矿历次瓦斯鉴定结果均为低瓦斯矿井，2003 年瓦斯鉴定结果矿井瓦斯绝对涌出量为 14544 m3/d 即 10.1m3/min，相对涌出量为 2.0 m3/t；二氧化碳绝对涌出量为 4849.5 m3/d 即 3.3168 m3/min，相对涌出量为 0.915 m3/t。瓦斯相对涌出量最大的采区和采煤工作面分别是北二采区和 503 综放面，相对涌出量最大分别为 2.16 m3/t 和 1.47 m3/t，均小于 10 m3/t。根据矿井瓦斯日常检查，历来该矿瓦斯涌出量正常，每月昼夜产煤一吨瓦斯涌出量远远低于煤矿安全规程第一百三十三条关于低瓦斯矿井标准的规定，即矿井相对瓦斯涌出量小于或等于 10m3/t且矿井绝对瓦斯涌出量小于或等于 40m3/min，陈四楼煤矿无高瓦斯区无瓦斯喷出的区域，属于低瓦斯矿井。根据 2003 年鉴定结果，瓦斯来源分已采区，生产区和准备区三部分，其中生产区涌出量所占比例最大，瓦斯绝对涌出量为 7762.1m3/d，占矿井总瓦斯涌出量的53.37%；二氧化碳绝对涌出量为 2711.5 m3/d，占矿井二氧化碳涌出量的 55.91%。已采区涌出量所占比例最小，其中瓦斯涌出量为 1217.3 m3/d，占矿井总涌出量的8.37%；二氧化碳涌出量为 487.8 m3/d，占总涌出量的 10.06%。准备区瓦斯涌出量为 5564.5 m3/d，占总涌出量的 38.26%；二氧化碳涌出量为 1650.3 m3/d，占总涌1温室气体是阻止地球热量散失，促使地球温度升高的气体；温室效应就是由于大气中温室气体含量增加，使全球气温升高的现象。陈四楼矿 240 万吨新井设计出量的 34.03%。根据历年瓦斯鉴定的结果分析，矿井瓦斯涌出的基本规律是：矿井瓦斯赋存稳定，瓦斯涌出量随煤层揭露基本成正比例增长。陈四楼煤矿目前一直未出现高瓦斯区和瓦斯涌出异常区。5.2.2 矿井及采区瓦斯涌出概况 1） 确定矿井瓦斯等级我矿瓦斯鉴定工作均在矿井正常工作情况下进行的，瓦斯定级点为 1 点（即矿井总回风） 。按照鉴定月三旬瓦斯涌出规律分析，七月上旬瓦斯涌出量最高，矿井瓦斯绝对涌出量为 15052.6m3/d，即 10.45m3/min；相对涌出量为 2.939m3/t，二氧化碳绝对涌出量为 5381.76 m3/d，即 3.737m3/min；相对涌出量为 0.667m3/t。根据煤矿安全规程第 133 条的瓦斯定级标准规定，我矿的日产量吨煤沼气和二氧化碳的相对涌出量为 10m3/t 以下，且矿井瓦斯绝对涌出量小于 40m3/min，故我矿瓦斯等级经本次鉴定定级为低瓦斯矿井。2） 确定有无高瓦斯区煤矿安全规程第 134 条规定的低瓦斯矿井中，相对瓦斯涌出量大于10m3/t 或有瓦斯喷出的个别区域（采区或工作面）为高瓦斯区。我矿瓦斯相对涌出量最大区域为北一采区，涌出量为 3.544m3/t，低于 10m3/t，并且没有瓦斯喷出的区域，故我矿无高瓦斯区。3） 矿井瓦斯涌出变化规律近五年来的瓦斯涌出量见下表 5.1。表 5.1 2001-2005 年矿井瓦斯涌出变化规律准备区生产区采空区时间涌出量m3/d涌出量 m3/d%涌出量 m3/d%涌出量 m3/d%20017093.6993.1145480.577.266208.742002136356071.744.536937.550.88625.84.59200314544 5564.538.267762.153.371217.38.37200418521.16000.8432.411244.260.711276.16.89200515050.722043.913.5812338.681.98668.34.44近 5 年矿井瓦斯涌出变化规律：2001 年-2004 年矿井瓦斯涌出量及三区涌出量逐年增多，自 2002 年增多幅度较大，准备区 2003 年比 2002 年偏小，2005 年矿井陈四楼矿 240 万吨新井设计瓦斯涌出量及已采区涌出量比 2004 年偏小，准备区降幅较大，近 4 年准备区占总涌出量比例逐年下降。生产区瓦斯涌出量占矿井瓦斯总涌出量的比例最大，其次为准备区，已采区占矿井瓦斯总涌出量比例最小。5.2.3 矿井瓦斯防治措施1）排查措施：（1） 瓦斯检查员使用光学瓦斯鉴定器，每班两次对井下各工作地点进行监测CH4和 CO2，辅以多种气体检定器检查 O2、H2S、NO2等。（2） 利用 KSS-2000 串管系统，不定期对采煤工作面气体进行分析。（3） 安装 KJ-95 型安全监控系统，对井下采掘工作面安装探头，实现连续监控。（4） 采煤机和掘进机司机等有关人员按照规定，配备使用瓦斯便携仪。（5） 各级管理人员携带使用瓦斯监测报警仪。（6） 采煤工作面回风隅角和采煤工作面迎头悬挂瓦斯便携仪。2）矿井瓦斯隐患的治理方案（1） 定期排查瓦斯异常区周边密团和巷道漏风情况，根据排查结果，对密团和漏风巷道采取喷浆、锚注措施，减少向采空漏风及瓦斯涌出量。（2） 优化矿井通风系统，采用大面积调压、均压技术，降低矿井负压及采空区漏风压差。（3） 瓦斯异常区毗邻的工作面掘进的巷道，采取边掘边喷工艺，隔离异常区与工作面巷道的连通，防止瓦斯异常涌出。（4） 对瓦斯异常区采取注浆、注凝胶剂等措施，一是防火，二是形成隔离带，防止瓦斯涌出。（5） 加强瓦斯检查，发现异常及时采取措施。（6） 完善 KJ-95 矿井安全监控系统和 KSS-200 束观测系统，配齐各类瓦斯检查仪器仪表、提高矿井安全装备水平。（7） 施工探气孔，对异常区采样分析，及时掌握内部瓦斯变化情况。（8） 加强井下电气设备和电缆检查，保证台台完好，杜绝失爆。（9） 专职放炮员必须携带甲烷便携仪，放炮严格执行“一炮三检”制度，放炮必须使用水泡泥。（10）严格执行综合防尘齐抓共管责任制，管好用好所有防尘设施，即使冲尘，陈四楼矿 240 万吨新井设计清除煤尘积聚。（11）采掘工作面在规程范围内提高供风量，有效稀释瓦斯浓度。（12）加强领导，成立瓦斯异常区领导小组，对瓦斯异常区进行技术攻关，强化瓦斯隐患的治理。3）矿井瓦斯仪器仪表矿井瓦斯仪器仪表的配备。（1）光学瓦斯鉴定器：型号 AQG-1 型 72 台，其中 40 台备用，AQG-1A 型 3 台，其中 2 台备用。（2）瓦斯鉴定校正仪：AJW-10 型 2 台，其中 1 台备用。（3） 便携式瓦斯检测报警仪：共计 380 台，其中 JCB-CJ128 型 140 台，JCB-2 型 150 台，JJ8305 型 90 台。（4）瓦斯、氧气监测仪：OM-90 型 20 台。（5）一氧化碳检测报警仪：型号 CTB999B9 台，型号 T40RATTLER4 台。（6）四用检测仪：pmg-200 型 3 台。（7）瓦检杖：10 个。（8）取样球：20 个。以上瓦斯仪器仪表均依据行业标准和矿井实际生产情况配备。人员配备情况：（1） 瓦检员：29 人（2） 光瓦、数瓦维修工：5 人（3） 光瓦、数瓦收发工：10 人（4） 安全监测工：11 人（5） 气体采样工：3 人（6） 气体分析工：3 人（7） 自救器工：11 人以上人员均依据行业标准和矿井实际生产情况配备。自救器的型号及使用情况：CO 过滤式自救器：型号 JL-60 型，共计 3900 台，其中使用 2700 台备用 1200台。型号 KDLZ-2101，共计 100 台，其中使用 80 台，备用 20 台。4）矿井安全监测系统设备型号：KJ-95陈四楼矿 240 万吨新井设计传感器的型号及数量瓦斯传感器：KGJ15 型共计 30 台，其中使用 20 台，10 台备用。温度传感器;KGW5 型共 10 台，其中使用 7 台，3 台备用。风速传感器：KGF2 型共 6 台，其中使用 4 台，2 台备用。负压传感器：KF4003 型共计 3 台，使用 2 台，备用 1 台。风机开关传感器：KFT9 型共计 10 台，其中使用 7 台，备用 3 台。溃电开关：KFT16 型共计 2 台，适用 1 台，1 台备用。瓦斯断电仪：KHJ6.3 型共计 8 台，使用 6 台，2 台备用。5）使用效果：根据煤矿安全规程和其他相关规定，结合现场需要，陈四楼煤矿上齐了以上传感器，仪器仪表数量满足安全生产需要。从现场使用情况看，便携式甲烷报警仪、两用仪存在使用寿命短的问题，个别仪器检测数据不准确，传感器与分站之间距离超过 1000m 井下信号传不到分站。 5.3 井下防治水措施我国煤田水文地质条件复杂，主要煤产地的华北石炭二叠纪煤田和南方晚二叠世煤田，属于喀斯特水文地质类型煤田，黄淮平原的煤田则受到第四系冲积层水的危害。矿山水害是指矿山在建设开发过程中，不同形式、不同水源的水通过某种途径进入矿坑，并给矿山建设和生产带来不利影响和灾害的过程和结果。并不是所有的矿山都存在水害，矿山水害的形成和发生是建立在特定的环境和条件之上的。1）矿井防水安全煤柱留设 矿井防水安全煤柱为：井田边界煤柱、断裂构造煤柱宽度 30 米，大巷保护煤柱留设宽度为 40 米。2）井下探放水措施（1）探放水原则在接近采空区、含水层、水文地质复杂地段等时，必须进行探访水，做到“有疑必探、先探后掘、先探后采” ，在掘进工作面或其他地点发现有透水预兆（挂红、挂汗、空气变湿、出现雾气、谁叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味）等异状时，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点人员。（2）探放水设备陈四楼矿 240 万吨新井设计 配备 TXU-75 型探水钻机，服务于全矿井探放水。5.4 避灾路线井下一旦发生灾害，人员应迅速撤离危险区域，并沿着避灾路线从安全出口上井。副井可作为矿井的安全出口，其次风井井筒内安装有梯子间作为矿井的安全出口，满足煤矿安全规程第 18 条每个生产矿井必须至少有 2 个能行人的通达地面的安全出口的规定。当工作面发生火灾或瓦斯灾害时，位于进风侧的人员应迎风流方向沿工作面轨道斜巷 2运输大巷 3（4）副井 5 并从安全出口 6 撤出地面，位于回风侧的人员应立即佩戴自救器，通过最近的路线进入进风侧，迎风流方向撤出（如图 5.4 所示）。当工作面发生水灾时，应沿巷道向标高高处撤退。在图上应为工作面工作面回风巷 7（皮带斜巷）回风大巷 8风井 9安全出口 6。78213561-工作面；2-工作面运输巷（轨道斜巷）；3,4-运输大巷5-副井；6-安全出口；7-工作面回风巷(皮带斜巷)；8-回风大巷；9-风井469图 5.4 煤矿避灾路线示意图陈四楼矿 240 万吨新井设计参考文献：参考文献：1.煤炭部.煤炭工业设计规范，煤炭工业出版社，19792.徐永祈.采矿学，中国矿业大学出版社，20033.林在康.井筒断面图册，中国矿业大学出版社，20034.林在康.巷道断面图册，中国矿业大学出版社，20035.林在康.井底车场图册，中国矿业大学出版社，2003 6.林在康.风机装置性能图册，中国矿业大学出版社，20037.陈昌荣.地质学基础，中国矿业大学出版社，1994 8.吴则智.兖州矿区综合机械化放顶煤开采的实践与认识，煤炭工业出版社，19979.戴绍城.高产高效综合机械化采煤技术与装备，煤炭工业出版社，199710.陈炎光、徐永祈.中国采煤方法，中国矿业大学出版社，199111.钱鸣高、刘庭成.矿山压力及控制，煤炭工业出版社，199112.王省身.矿井灾害防治理论与技术，中国矿业大学出版社，198913.岑传鸿.采场顶板控制与检测技术，中国矿业大学出版社，199814.林在康、左秀峰.矿业信息及计算机应用，200015.蒋国安、吕家立.采矿工程英语，199816.全国自然科学名词审定委员会.煤炭科技名词,199617.兖矿集团东滩煤矿.东滩煤矿矿山压力控制实践与研究，199918.综采设备管理手册编委会.综采设备管理手册 ，煤炭工业出版社，199419.中国煤矿专用设备成套服务公司.采煤机械化成套设备参考手册 ，煤炭工业部，198420.中国统配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册 ，中国矿业大学出版社，1992陈四楼矿 240 万吨新井设计21.洪晓华.矿井运输提升，中国矿业大学出版社，200022.东兆星、吴士良.井巷工程，中国矿业大学出版社，2004 23.王德明.矿井通风与安全, 中国矿业大学出版社，200524. 洪晓华.矿井运输提升, 中国矿业大学出版社，200525.钱鸣高、石平五.矿山压力与岩层控制，中国矿业大学出版社，200326 孟宪锐、李建民.现代放顶煤开采理论与实用技术；江苏徐州：中国矿业大学出版社，2001。27 徐兴子.厚煤层分层综采技术；北京：煤炭工业出版社，2002。28 周冠军.矿图；北京：煤炭工业出版社，1993。29 煤炭工业部安全监察局.国内外煤矿粉尘防治技术资料选编；2002。30 史富 等.矿井综合防尘技术与管理；北京：煤炭工业出版社，1994。31 汪理全、梁雪勤.采矿概论；北京：煤炭工业出版社，2002。32 赵益芳.矿井防尘理论及技术；北京：煤炭工业出版社，1995。33 徐兴子.安全规程；北京：煤炭工业部出版社，2002。34 煤矿矿井采矿设计手册编写组.煤矿矿井采矿设计手册（上、下册） ；北京：煤炭工业出版社，1984。35 徐永圻.中国采煤方法图集；徐州：煤炭工业出版社，1990。36 中华人民共和国煤炭工业部制定.煤炭工业设计规范；北京：煤炭工业出版社，2000。37 国家煤矿安全监察局制定.煤矿安全规程；北京：煤炭工业出版社，2001。38 王省身.矿井灾害防治理论与技术；徐州：中国矿业大学出版社，1986。39 任洞天.矿井通风与安全；北京：煤炭工业出版社，2002。40 周逎荣，严万生.矿山固定机械手册；北京：煤炭工业出版社，1986。41 亓延宝.厚煤层分层综采技术；北京：煤炭工业出版社，2002。42 续魁昌.风机手册；北京：机械工业出版社，1999。43 萧景瑞.矿井通风；徐州：中国矿业大学出版社，1984。44 纪登平.建井通风与安全；北京：煤炭工业出版社，1994。45 徐兴子.厚煤层分层综采技术；北京：煤炭工业出版社，2002。46 郑西贵.采矿 AutuCAD2006 入门与提高；徐州：中国矿业大学出版社，2005。47 万博.Photoshop 6.0 中文版实战入门新概念；北京：中国水利水电出版社，2001.10。48 丁颖.计算机应用基础；徐州：中国矿业大学出版社，2001。49 曹虎斌.综采工作面通风防尘的实践与探讨；煤；2005 年 4 月，56-60。陈四楼矿 240 万吨新井设计50 马志宏.综放工作面防尘技术实践；煤；1999 年 3 月，25-29。英文原文a，b，ba，；，陈四楼矿 240 万吨新井设计；IntroductionFault modeling using integrated geologic/mine planning softwareCase study on surface coal mine in ColumbiaConclusionsReferences陈四楼矿 240 万吨新井设计Sprouls (1988)，Fiscor (2002)EIA， 2004，Molinda and Ingram， 1989，Nelson， 1991，Greb et al.， 2001Coolen， 2003，陈四楼矿 240 万吨新井设计，Greb (1991)，MineScape (2004)2. Fault modeling using integrated geologic/mine planning softwareFaulting and other geologic structures affect the ways in which a coal seam can be accessed. Poor representation of the deposit geometry can lead to a poor access design， which in turn can lead to necessary adjustments in the field that are not optimal for production. Mine plans need to take into account the vertical superimposition of seams in reverse fault areas to insure that resource assessments provide an accurate accounting of the duplication of seams. Because the rock in the zone around the fault is often sheared， accurately delineating faults on hazard maps helps provide a safe mine design. Discovering that the fault geometry is significantly different from the model prediction during mining can be both a production nightmare and a safety hazard. 陈四楼矿 240 万吨新井设计Commonly， the graphical representation of coal deposits is performed by using Computer Aided Design (CAD) tools. The 3-D design tools have reduced development time and graphics can be generated very quickly. Mining engineers benefit from this progress， as parallel advancements in mining software help them to visualize the complexity and spatial distribution of rock strata parameters， allowing them to make engineering changes， and to test or compare new concepts even before the field action is taken. An overview on visualization in geological modeling and mine planning is given by LeBlanc-Smith et al. (1997)， while importance of measuring， understanding and visualising coal characteristics is discussed by Whateley (2002). Geological， geophysical， geotechnical and topographical field data are collected during the exploration phase of mining. Raw data is verified against a computer dictionary， a list or range of acceptable values， and stored in the relational geologic database. The dictionary is a stored set of validation parameters. In the case of numeric values， it is a range of valid values. In the case of character fields such as lithotype， it is a list of character strings that are considered acceptable values. The relational database is used to assemble and organize a range of parameters and information needed to characterize the coal deposit. The principles of Open Database Connectivity (ODBC) provide an environment in which various blocks of data can be either displayed， analyzed or cross-correlated. Modeling geologic structure， using for example MineScape Stratmodel， allows faults to be represented in true three-dimensional environment. This means that， in areas where the fault produces repeated section， the geometry is accurately depicted in the produced graphics. The user can see the intersection of the fault plane and the coal seams. When reserves are computed， a polygon drawn in plan view in this area will produce approximately double the reserves if evaluated through the vertical range of the repeat. This has an economic impact on the reserves， but more importantly， it allows the planner to know where in three dimensions the intersections are likely to occur. This can impact both surface and underground planning where proximity to the fault plane is a fundamental piece of information required in the planning process. Another important and unique aspect of computer software for geologic modeling and hazard analyses can be that access to the model is through a set of servers， which 陈四楼矿 240 万吨新井设计allows multiple users simultaneous access to the same model for graphics presentation， reserves calculation and other interrogations. Having one copy of the model on a server reduces design errors and confusion with users and management when multiple interpretations are in circulation. Other considerations for selecting the right software system to produce the quality of model needed for design include manageability. Even competent users will not provide the best models if the model construction process itself is too labor intensive. The interface between the geologists interpretation and the modeling system needs to be concise， easily understood and easily modified. Modeling itself needs to be as streamlined as possible to allow for iteration， as in the case of batch processing that is utilized in software models. MineScape has a “batch” process that can be stored. The batch process is established during the first execution of a multiple step process. For example， the steps might include building the MineScape Stratmodel table model， followed by creation of the gridded model， followed by production of multiple cross sections and multiple plan maps such as structure contours， thickness isopach， outcrop maps， subcrop maps and other graphic displays. The facility to “record” a batch file and then to replay it and even to specify what date and time the batch will be rerun are integral MineScape capabilities. When the first pass is completed， the whole set of steps is given a name and the process can be replayed by name. Therefore， one command allows the geologist to literally rerun all the modeling and graphics production steps without any intervention. The approach of batch processing allows the geologist to focus on the results of modeling analysis and not be labored with re-establishing the mechanics for each iteration. Having the capacity to easily run model iterations is particularly important. The functionality with regard to geologic assessment and volumetric analysis is derived from the continuity of lithologic codes. Geologic intercept information on which lithologic codes are based stem from drill holes， outcrop samples， survey data or scan lines across mining faces， and information gained from non-evasive measurements such as Radio Imaging Method developed by Stolarczyk et al. (2004). The model-building process is a combination of hard data such as drill hole data and geologic interpretation. This is often a learning process since the attitude of the fault 陈四楼矿 240 万吨新井设计(strike and dip of the fault surface)， the displacement (throw) and changes in coal and fault geometry are all dependent of the geologists interpretation of the data and are results of the modeling process. Because data collection is a dynamic process through the mining cycle， models need to have the ability to be changed and adapted with new data and interpretations. Iteration is useful tool for testing multiple hypotheses. For example， correlations across a fault may change with new data， particularly in areas where multiple faults in a small area add to complexity. If the complete process from modification of fault data through modeling to completed displays such as structure contours， subcrop maps and cross sections can be achieved with a single command， the geologist has the luxury of concentrating on a better interpretation that will aid the mine plan instead of the labor of creating an entirely new model. The easier the modeling， the more likely the geologist can spend the required time to achieve the most accurate model possible. Model display tools such as plan mapping and cross-section generation need to produce an accurate representation of the model， which shows where the coal is truncated at the fault intersection as precisely as possible， to aid in visualization and planning. Cross sections that traverse faults for underground mines and bench maps constructed for surface mine planning need to show the fault geometry as accurately as possible on either side of the extraction horizon for accurate short term-planning. 3. Case study on surface coal mine in Columbia，Fig. 1Fig. 2Fig. 1Fig. 2，Fig. 陈四楼矿 240 万吨新井设计3，Fig. 2，Fig. 2陈四楼矿 240 万吨新井设计Display Full Size version of this image，Display Full Size version of this imageDisplay Full Size version of this imageFig. 1Fig. 2，陈四楼矿 240 万吨新井设计，4. ConclusionsComputer mapping software provides a comprehensive working environment where stratigraphic deposits can be modeled to represent the local geology. Commonly， the geological model is the base for reserves calculation and other mine planning work. MineScape Stratmodel was used for modeling a multiple coal seams and multiple reverse faults for a surface coal mine in Columbia. Faults were stored as graphical 3-D objects and were supported by graphical functions to assist in the interpretation and positioning of faults. Coal seams and faults were modeled using bore hole data and survey pickups or other non-bore hole based data， geologists interpretation of not-logged intervals， crops， pinch-outs and user interpretations of drill hole penetrations. 陈四楼矿 240 万吨新井设计The ability to visualize faults in 2-D and 3-D is important in both surface and underground mines. Proper interpretation based on a well-built model provides a much-needed margin of safety around area
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