湖北省长阳县资秋镇某煤矿矿井初步设计

长阳县茶园坪煤炭有限责任公司茶园坪煤矿位于湖北省长阳县资秋镇境内，企业为股份制小型企业。本矿井位于中低山地区，矿区地表高差变化大，最低处在井田范围中部的天池河底，标高+206m,地形最高处在矿区西南角，标高+1330.6m,相对高差11624.mo矿区内没有发现断层，褶皱等影响开采的地质构造，地质构造简单，主要开采二叠系上统龙潭煤组煤层，煤层走向近东西，方位角为90—270°；倾向方位角0°,走向长度约3000m,斜长平均924m,煤层倾角在25°以上，+450m以上平均倾角44°。煤层平均厚度0.52m。煤层瓦斯相对涌出量1.3m3/t,绝对瓦斯涌出量为0.6m3/min,属于低瓦斯矿井。矿井面积2.72km2,开采深度+200m〜+900m,煤层可采储量为166.56万吨，矿井设计生产能力9万吨/年，矿井服务年限14年。采用阶梯平恫上山开拓，单一走向长壁式采煤法，炮采采煤工艺，双翼后退式上山开采，年工作日330天，三八工作制，“两采一准二根据以上矿井煤层地质技术条件，进行茶园坪煤矿矿井初步设计。关键词矿井初步设计龙潭煤组阶梯平响爆破采煤工艺单一走向长壁采煤法双翼后退式回采上山开采ABSTRACTChayuanpincoalmineofChangyangcountyChayuanpingmineCo.Ltd.,asmallprivatejoint-stockenterprise,isseatedinZiqiuTownshipChangyangCountyinHubeiProvince.Thismineislocatedinmid-lowregions,andsurfaceupsanddownschangesharply.ThelowestplaceintheTianchilake'sbottomofthemineareaandthelevationof+206m.Thehighestplaceinthecornerofthesouthwestandtheelevation1330.6m.Heightdifferencebetweenthemis11624m.Withintheminingarea,geologicalstructuresuchasdrapeandfaultwhichaffectmininghasn'tbeenfound.Basedonthesimplegeologicalconditions,minebedupperpermiansystemLongtanFormationismainlymined;eastwesttrendabouttheminebed;azimuthof90-270°,tendencyorientationof0°;trendlengthofnearly3000m;inclinedlengthof924m;inclinedangleofabove25°;theaverageobliqueAngleofabove450mof44°.Theaveragethicknessis0.52m.Relativegasemissionofthecoalbedis1.3m*/1,andabsolutegasflow-volumeis0.6m/min,sotheminebelongstothelowerone.Mineareaof2.72km3,miningdepthof+2(X)m~+900m,recoverablereservesoftheminefor1.6656milliontons,thedesignofmineproductioncapacityof9milliontons/year,theservicelifeofcoalmineof18years.Usesladdertypegallerydevelopmentsystemandwinningtothetopmethod,thesingletrendlongwallminingmethod,demolitionminingcraft,doublewingsretreatingtypedipheadingmining,workingdaysinoneyearof330days,three-shiftworkdaysystemJtwominingandonebackworking”.Accordingtotheaboveminecoalgeologyconditions,carryonthepreliminarydesignfortheChayuanpingcoalmine.KeywordMinepitpreliminarydesignLongtancoalgroupStepsandladdersevencaveDemolitionminingcoalcraftSoletrendlongwellminingcoallawBiplanewingbacklashtypestoppingClimbsmountainsminingcoallaw采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节，同时也是对学生成绩的最终考核，其目的是使学生深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节之间的相互联系和制约关系，培养学生综合运用各门学科的理论知识，分析和解决采矿工程技术问题的能力；培养和锻炼学生独立地进行学习和工作的能力；培养学生搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力；进一步训练撰写技术文件和绘制工程图件的基本技能。矿井设计是一个涉及煤矿开采学、井巷工程、矿山机械、矿井通风与安全、矿山环保等诸多技术科学的系统工程，虽然本次设计题目中存在一些理想化的条件，但是通过这次设计，我已经基本掌握了矿井设计的方法和步骤，培养了搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力，提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力。这些能力的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫。本次设计的参照矿井是茶园坪煤矿，设计之前，我在该矿进行了为期28天的毕业实习，通过地面参观、听总工及各科室负责人作报告、参加科室实习及井下生产实习，对矿井的情况有了一个比较全面的认识。本次设计就是在左家煤矿实际地质条件的基础上，根据收集到的矿井生产图纸和数据，按照指导老师的要求作了一些改动后，对矿井做的初步设计。其主要内容包括：矿区概况及井田地质特征；矿井储量、年产量及服务年限；井田开拓；准备方式；矿井通风与安全技术等五个方面。本设计以《毕业设计论文大纲》为依据，按照《安全规程》的要求，经过查阅相关资料和老师的精心指导而完成，由于本人知识结构的限制和设计能力有限，设计中难免有不妥和错误之处，恳请审阅老师批评指正。TOC\o"1-5"\h\z前言 2目录 3\o"CurrentDocument"1井田概况及地质特征 71.1井田概况 7地理位置及交通 7自然地理 8\o"CurrentDocument"1.2地质特征 8地层 8矿区构造 10\o"CurrentDocument"L3煤层及煤层底板岩性特征 10煤层 10\o"CurrentDocument"煤层顶底板岩性特征 10\o"CurrentDocument"煤质及用途 11\o"CurrentDocument"瓦斯煤层与自燃 11\o"CurrentDocument"矿区水文地质特征 12工程地质 13环境地质 13\o"CurrentDocument"其它开采技术条件 13\o"CurrentDocument"2井田储量年产量及服务年限 14\o"CurrentDocument"1井田境界 14\o"CurrentDocument"储量 15\o"CurrentDocument"矿井工业储量 15\o"CurrentDocument"矿井储量设计 15\o"CurrentDocument"矿井设计可采储量Zc 15\o"CurrentDocument"矿井设计生产能力及服务年限 16\o"CurrentDocument"矿井工作制度 16\o"CurrentDocument"矿井年产量及服务年限 16\o"CurrentDocument"3井田开拓 18\o"CurrentDocument"1概述 18\o"CurrentDocument"井田开拓 18\o"CurrentDocument"影响开拓方式的因素 18\o"CurrentDocument"方案的提出及技术经济分析 19\o"CurrentDocument"井筒特征 21\o"CurrentDocument"井筒断面尺寸 21\o"CurrentDocument"井壁支护材料及井筒厚度 24\o"CurrentDocument"井底车场及碉室 25\o"CurrentDocument"井底车场形式 25\o"CurrentDocument"线路总平面布置设计 25\o"CurrentDocument"能力计算 25\o"CurrentDocument"确定井底车场主要巷道断面及嗣室位置 25\o"CurrentDocument"井底车场总平面布置图 26\o"CurrentDocument"开采顺序及采区、采煤工作面的配置 26\o"CurrentDocument"开采顺序 26\o"CurrentDocument"保证年产量的同采采区数和工作面数 26\o"CurrentDocument"井巷工程量和建井工期 29\o"CurrentDocument"4采煤方法 31\o"CurrentDocument"1采煤方法的选择 31\o"CurrentDocument"采区巷道布置及生产系统 32\o"CurrentDocument"采区走向长度的确定 32\o"CurrentDocument"确定区段斜长及区段数目 32\o"CurrentDocument"煤柱尺寸 32\o"CurrentDocument"采区上山的布置 34区段平巷的布置 35\o"CurrentDocument"联络巷道的布置 36\o"CurrentDocument"采区车场形式选择 37采区胴室 37\o"CurrentDocument"采区千吨掘进率、采区掘进出煤率 38\o"CurrentDocument"采区巷道的掘进方法、设备数量及掘进工作面数目 40采区生产系统 41\o"CurrentDocument"采煤工艺设计 42\o"CurrentDocument"爆破落煤 42\o"CurrentDocument"装煤与运煤 43\o"CurrentDocument"工作面支护和采空区处理 43\o"CurrentDocument"工作面循环作业方式及循环作业图表 44\o"CurrentDocument"5矿井通风与安全技术措施 46\o"CurrentDocument"1矿井通风系统的选择 46\o"CurrentDocument"选择矿井主扇的工作方法 46\o"CurrentDocument"选择矿井通风方式 47\o"CurrentDocument"5.2风量计算及风量分配 47\o"CurrentDocument"采煤工作面实际需风量 47\o"CurrentDocument"掘进工作面所需风量 49\o"CurrentDocument"铜室实际需风量 50\o"CurrentDocument"矿井总需风量 51\o"CurrentDocument"风量分配 51\o"CurrentDocument"5.3矿通风阻力计算 52\o"CurrentDocument"计算原则 52\o"CurrentDocument"计算方法 53\o"CurrentDocument"计算矿井总风阻力及总等积孔 59\o"CurrentDocument"扇风机选型 59\o"CurrentDocument"选择主扇 59\o"CurrentDocument"选择电动机 60\o"CurrentDocument"矿井安全技术措施 61\o"CurrentDocument"预防瓦斯爆炸的措施 61\o"CurrentDocument"预防井下水突出的措施 62\o"CurrentDocument"顶板事故的预防 63\o"CurrentDocument"火灾事故的预防 63\o"CurrentDocument"其它事故的预防 64\o"CurrentDocument"矿山环保 66\o"CurrentDocument".1矿山污染源概述 66大气污染 66废水排放 66\o"CurrentDocument"固体废弃物排放 67噪声污染 67\o"CurrentDocument"矿山污染源的防治 67\o"CurrentDocument"矿山水污染的防治 67\o"CurrentDocument"矿渣利用 67\o"CurrentDocument"噪声的控制 68\o"CurrentDocument"地表塌陷及生态保护措施 68\o"CurrentDocument"地表塌陷的预防措施 68\o"CurrentDocument"地表塌陷整治覆土 68\o"CurrentDocument"肝石回填塌陷区 69\o"CurrentDocument"结束语 70\o"CurrentDocument"参考文献 71

1井田概况及地质特征井田概况地理位置及交通长阳茶园坪煤矿有限责任公司茶园坪煤矿位于长阳城县西150公里处，地处资丘镇境内，距资丘镇约15km,距五峰县城35公里。距清江隔河岩库区4公里,矿区中心地理座标为：东经110°35,23”,北纬30°23,07",属民营矿山企业，矿区有桃山至五峰的县级干线公路通过，直通隔河岩库区、长阳、五峰等地，矿山在隔河岩库区建有煤炭专用码头，水陆交通运输方便。(1杨林桥镇ro X宜昌市占军区@堡镇镇 飞2gj±m、北白小 双龙泉镇 \\(1杨林桥镇ro X宜昌市占军区@堡镇镇 飞2gj±m、北白小 双龙泉镇 \\o0£Z JMRI.L 1内亦r•阳 危］冢堰镇 乂，•用灌苗clj/二一 一春荒速公跟=秀峰桥镇 V 5。营局速公 %长阳土家族自治县、'生 31§) 锣寺二镇，力紫荆/镇⑥资丘镇 都镇湾镇 磨市镇O O o★翦挪煤矿龙潭坪镇 / 一」° \ 聂家河镇涨水坪植0(f - /潘家湾镇五隍土家族自治县 4小辛后 °; 产坪镇 产镣J ―科y ' «沪水湾镇 5和坪镇八x ) 一L 3白洋埠*宜都市 X%1獭 、自然地理矿区属鄂西中低山区，区内地形复杂，切割深度大，总体上呈南北向“V”字形发育，局部形成陡岩。矿区内最低处位于天池河，海拔标高+206m,最高处位于矿区北西部山顶，海拔标高1330.6m,相对高差1124.6m,区内气候受地势影响，春秋多云雾，夏日凉爽，六〜八月最高气温达40°C,元月最低气温-12°Co降雨多集中在六、七、八三个月，年平均降雨量1288毫米，最大降雨量1520.6mm,年平均蒸发量1380mm。相对湿度76%年最高气温40C,最低气温-12C,年平均16.4C最大积雪厚度30cm,积雪期在11月至翌年2月，5〜9月份为雨季，阴雨天约占45%,全年冰冻期90天〜120天；主导风向为东北风，一般为2.2〜6级，最大风力6〜7级，属南方亚热带温润气候区，矿区地震烈度为VI度，五级地震危险区。区内农业以玉米、马玲薯为主，经济作物为油菜、蔬菜等。区内有天池河，为常年流水，水质清澈，可作为生产及生活用水。经农网改造后，区内现已引入10KV/0.38KV电源。地质特征地层矿区地层从三迭系大冶组至下二迭系茅口组均有不同程度的出露及第四系，由新到老简述如下：第四系残坡积层:为灰黄色粉质粘土夹碎石，结构松散，碎石成份主要为砂岩、灰岩，碎块呈棱角状，该层厚0-5m不等。大冶群（T1）：上部为浅灰色薄层状夹厚层状细晶灰岩，中部为灰色中厚层状石灰岩，下部为浅灰色薄层板状灰岩夹薄层状黄黑色页岩，在灰岩中有清晰的水平层理，厚度300米。上二迭大隆组（P27灰黑色薄层状燧石层夹钙质页岩及炭质页岩，含假提罗菊石。厚度2~5米。上二迭系长兴组（Pa?）：为浅灰色中厚层状含燧石灰岩，上部和下部为薄层灰

岩与燧石互层，底部中厚层状灰岩与钙质页岩互层。厚度大于150米。地层综合柱状图地层单位厚度米层序柱状图例岩性描述界系统组第四系0-5灰黄色粉质粘土夹碎石，结构简单，碎石成份为砂岩、灰岩，碎块呈棱角状.中生界三叠系下统大冶组300q—上部为浅灰色薄层状夹厚层状细晶灰岩，中部为灰色中厚石灰岩，下部为浅灰色薄层板状灰岩夹薄层状黄黑色页岩，有清晰的水平层理.— - ///叠系上统大隆组2-5p；0 0 00 0 0灰黑色薄层状燧石层夹钙质页岩，及炭质页岩，含假提罗菊石.长兴组150用 —0 0、—————9 0 00 0G A f浅灰色中厚层状含燧石灰岩，上部和下部为薄层灰岩与燧石互层，底部中厚层状灰石与钙质页石互层。龙潭煤组1-3度上部为浅灰色页岩含动物介壳，中部煤层厚0.1-2.5米，下部为黄色块状粘土岩及白色粉砂岩.45p；/上部为灰褐色钙质页岩、炭质页岩、泥灰岩，下部分黑色薄层条带状燧石灰岩夹页岩.图1—2—1地层综合柱状图上二迭系龙潭煤组（P2?）：上部为浅灰色页岩，含动物介壳，中部煤层厚0.12.5米，下部为灰黄色块状粘土岩及白色粉砂岩。厚度1〜3米。上二迭系孤峰组（P2D：上部为灰黑色钙质页岩、炭质页岩、泥灰岩，下部分黑色薄层条带状燧石灰岩夹页岩。厚度45米以上。1.2.2矿区构造矿区大地构造单元属于杨子准地台，鄂湘黔台褶带，长阳鹤峰褶皱轴，区内构造骨架定型于侏罗纪末的燕山运动，以褶皱为主，断层不太发育。矿区内地层总体上呈近东西走向，倾向北的单斜构造，倾角15°〜50°井田范围内暂未发现较大的断裂构造，矿区内地质构造属简单类型。1.3煤层及煤层底板岩性特征煤层矿区内含煤地层为有二迭系下统马鞍煤系和二迭系上统龙潭煤系。马鞍煤系上部多由石英砂岩夹炭质泥岩、含煤条带所组成，往上逐渐过渡为以煤层和炭质泥岩为主的泥岩沼泽相沉积，与上覆地层呈整合接触，本矿区马鞍煤系不发育。龙潭煤系地层由泥岩、钙质泥岩、炭质泥岩、粉砂岩及煤组成，本区煤层发育较好。其露头在+206m以上均出露于地表，露头线走向北东。出露地表部分煤层风化。平均风化深度为15〜20m。设计方案中，矿井拟开采二迭系上统龙潭煤系，煤厚0.3〜0.6m,平均厚0.52m。煤层厚度变化不大，较稳定，结构简单，呈似层状产出。属结构较单一较稳定的煤层。表1-3—1龙潭煤系煤层特征含煤地层煤层编号结构可采性视密度顶底板岩性二叠系上统龙潭煤系简单局部可采1.6t/m3泥岩、灰岩煤层顶底板岩性特征该煤层的直接顶板为深灰色岩质泥岩和灰岩、底板为浅色、灰色泥岩，老顶顶板岩石抗压强度较大，易于支护，但在裂隙发育带、挤压破碎带和断裂带，岩石较破碎，应加强支护，底板泥岩属次坚硬岩石，物理性能不稳定，会发生底鼓现象。煤质及用途矿区煤层类型为条带状半亮煤，块状宏观煤岩类型为以半亮型为主、暗淡一玻璃光泽，具贝壳状或阶梯状断口。煤的变质程度为低灰低硫无烟煤。原煤固定碳77%、灰分11.5%、挥发分9.3%、全硫1%、水分1.4%,发热量23.0~26.34MJ/kgo根据国家标准GB5751-86《中国煤炭分类》标准分类，本矿区煤质牌号为低灰、低硫、中高〜高热值无烟煤，可供民用和动力用煤。表1—3—2煤的工业分析含煤地厂煤层编号水分(M)%挥发性(V)%硫分Std固定碳Fc发热量MJ/kgQgrd灰熔点STC粘结指数G胶质b；厚：度煤种灰分Ad二叠系上统龙潭煤系1.49.3<177.823.0-26.34>1500无烟煤11.5瓦斯煤层与自燃该矿现开采二迭系龙潭组煤层，邻近矿井均开采龙潭煤层，一般瓦斯相对涌出量较低，为O.8m3/t。据宜昌天安公司二00三年对生产井鉴定结果，本矿及邻近矿井均为低瓦斯矿井。该煤层燃点高，不易氧化，在老窑采空、废弃巷道的残留煤柱以及煤场堆积的商品煤，均未发生煤的自燃发火现象。本矿区煤层暂按不易自燃发火型对待。矿区水文地质特征(1)含水层与隔水层含水层：上二叠长兴灰岩段裂隙水含水层，由灰色硅质灰岩，灰〜深灰色厚层状灰岩，灰〜深灰色薄〜中厚层状含生物碎屑泥质灰岩组成，常含燧石团块或条带，由于该层下伏地层为龙潭组含煤段隔水岩组及茅口组上段隔水层，所以地下水主要从本层灰岩中排泄。大冶组中段灰岩裂隙溶洞水含水层，为灰色薄〜中厚层状石灰岩，间夹泥质薄膜，在全区广泛出露，大量吸收大气降水。大冶组上段灰岩裂隙溶洞水含水层，为浅灰〜灰色中厚层状细晶灰岩，本层出露较广泛，岩溶发育。隔水层：龙潭组含煤段隔水岩组：由灰色粉砂质泥岩、煤层、炭质泥岩、粘土岩，灰〜灰绿色岩屑砂岩组成，厚1〜3米，隔水性较好。大冶组下段隔水层：为灰黄色粉砂质泥岩、钙质泥岩及页岩，局部夹浅灰色薄层状泥灰岩，地下水受该层阻隔作用而出露地下降泉，说明该层隔水性较好。(2)地下水补给、迳流、排泄条件区内水系不发育，地表水与地下水来源均靠大气降水，地表水排泄条件极佳,地下水迳流排泄条件较好，大部分雨水由地表沟谷汇入天池河注入清江。地层总体上为向北〜北西倾斜的单斜构造，地下水主要靠大气降水补给，据调查资料，地下水流向与岩层倾向一致，地下水迳流条件较好，雨后部分降水通过漏斗、岩溶裂隙、构造裂隙、风化裂隙渗入地下。(3)矿区水文地质类型天池河流经矿区，最高洪水位为+208m,地表水来源靠大气降水，雨天地表水向天池河汇集，并向北注入清江，地表水迳流条件尚佳。(4)矿井涌水量本矿区开采+200m标高以上煤层，位于当地侵蚀基准面以上，地下充水水源主要来自于大气降水，煤矿充水水源主要为顶板裂隙水，矿井涌水量一般为5m3/d,最大涌水量10m3/d综上所述，水文地质条件属简单类型。工程地质本区分布有两类工程地质岩组，-是层状碳酸盐岩类；二是层状碎屑岩类；另一类为松散砂砾石岩土类，简述如下：层状碳酸盐岩类：矿山分布的吴家坪组灰岩段(PqD属此类岩类，岩石呈刚性、坚硬，其组成悬崖的临空面，各类结构面发育，岩溶、溶蚀裂隙、裂隙发育,并可产生危岩体及崩塌体。此类岩覆盖于龙潭煤系地层之上。松散砂砾石岩土类：此岩类分布于沟谷、斜坡或平坦地带的第四系，包括滑坡带的松散堆积物，厚度不大，可覆盖于各岩类之上环境地质本矿区原生地质环境较好，地形地质及水文地质情况简单，地质构造不发育,无有害元素、放射性等影响人身安全的因素。由于该区开采范围较小，次生地质环境不明显。暂未发现明显的滑坡、危岩、崩塌等地质灾害现象，但矿山在开采过程中要对上述地质现象进行详细调查评价,以确保矿山安全。其它开采技术条件(1)生产井开采情况矿井煤层开采采用走向壁式采煤方法，放炮落煤，掘进巷道及工作面采用木支护顶板，顶板好时为裸巷，破碎时则加密支护。采空区顶板管理采用充填法法,工作面采用木支护，支柱间距--般1〜1.2m,顶板破碎地方采用肝石砌垛支护和适当留煤柱。(2)煤层顶底板岩性特征和力学性质该煤层的直接顶板为深灰色岩质泥岩和灰岩、底板为浅色、灰色泥岩，老顶顶板岩石抗压强度较大，易于支护，但在裂隙发育带、挤压破碎带，岩石较破碎,应加强支护，底板泥岩属次坚硬岩石，物理性能不稳定，会发生底鼓现象。2井田储量年产量及服务年限井田境界井田境界以国土资源部门核定的矿区范围为法定境界依据，走向长度3千米,平均倾斜长度0.924千米矿区面积约2.772平方公里。开采标高+200〜+800m。该矿四界范围如下表表2—2—1拐点坐标表点号XY1336165037459990233616503745900033363000374590004336300037460400533634003746200063362500374620007336250037460250储量矿井工业储量表2—2—2矿井工业储量汇总表块段面积1倾角1厚度1视密度储量级别矿井总储量A+BA+B占总A+B占第一水平ABC西总东1178200290.521.414.8399.59197.284.5242.8641.72137133290.521.411.413268694290.541.612.564210357310.451.415.64586329300.351.44.886112875300.351.66.39726546300.351.41.58138440420.351.410.439121114420.4L49.1310112793401.11.422.797.611118211400.481.41.81294582401.11.419.0113111621500.481.411.6714106473530.541.413.3815169076530.541.421.21613417530.541.41.69171745530.541.40.221847441530.541.45.96矿井储量设计矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失量后的储量。井田范围内未发现断层，流经井田中央有一河流，河流未压井田内煤，井田范围内没有压煤集中民房，没有铁路等构筑物压煤，井田边界留设20m保护煤柱。则井田边界损失量Zj=SjX20X0.5X1.4=8380X20X0.5X1.4=11.7320(万t)设计储量Zs=Zg-Zj=197.2-11.732=185.468(^t)矿井设计可采储量Zc矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上、下山保护煤

柱量后乘以采区采出率的储量。工业场地布置在煤层露头外，未压煤。矿井东西两翼拟采用独立的开拓系统,均用平嗣上山开拓，平嗣及上山煤柱尺寸为：在巷道两侧留20m护巷煤柱。表2—2—3矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱量合计万t东翼大巷煤量t东翼上山煤柱量t西翼大巷煤柱量t西翼上山煤柱量t18.912972598934102212972所以，矿井可采储量Zc=(Zs-Zb)X采区采出率=(185.468-18.9)X0.85=141.1(万t)矿井设计生产能力及服务年限矿井工作制度矿井年工作日按330天计算，每日三班作业，每班8小时，工作面“两采一准矿井年产量及服务年限表2—2—4矿井设计生产能力主要有以下三种井型:井型设计生产能力(MT/A)大型1.21.51.82.43.0 4.05.06.0及以上中型0.450.600.90小型0.090.150.210.30根据矿井实际情况，矿井设计年生产能力9万吨/a。矿井服务年限T式中：T-矿井设计服务年限，a；Zk-矿井可采储量，万tA一矿井设计年产量，万t；K—储量备用系数，取1.3所以矿井服务年限为12年。3井田开拓概述井田内为一单斜构造，呈半隐蔽式煤田。煤系地层被吴家坪组、大隆组、大冶组及第四系覆盖，厚度几十米到一千米，井田范围内沟谷切割深度大，地形最低处海拔标高+206m,最高处+1330.6m,相对高差+1124.6m而煤层赋存在+100~+900m标高，煤层露头出露地表，煤层倾角变化大，西翼从+200~+450较为平缓，25°~30°,+450~800m为45°左右；东翼普遍在40°以上，影响开拓方式的主要因素为当地地形及煤层赋存条件。生产矿井情况：井田为平洞开拓方式。主平碉位于+212水平标高。承担运煤,进风，供电，排水，行人等任务；+318平洞为副井，承担进风，排水，行人，运料等任务；+390为风井平嗣，作矿井总回风巷。根据当地地形地貌特点，结合煤层赋存条件，生产矿井生产采区巷道布置合理，整个矿井用阶梯平碉开拓较适宜。井田开拓影响开拓方式的因素（1）井田内划分原则：井田划分阶段时，阶段要有合理的斜长，以便于运输、通风、巷道维护等。上山采用输送机时，辅助提升一般采用一段单钩串车提升，绞车滚筒直径一般不大于1.6米。根据绞车缠绳量、阶段斜长一般不超过800m。对煤层赋存条件好、生产能力较大的采用滚筒直径2.0米绞车，有效提升距离可达900余米。根据以上分析，阶段垂高一般可按下列范围确定：缓斜、倾斜阶段垂高为150~200m,急斜煤层100~150m,倾角16°及以下煤层、瓦斯含量低、涌水量小时，应采用上、下山开采相结合的方式。阶段内采区划分一般应考虑走向有无大的地质构造变化，如断层、无煤带、倾角变化较大等，若有可利用这些地质变化带作为采区边界。在没有地质条件限制时，应综合考虑技术经济的合理性，确定最优方案。一般采区走向长度可参照下列数值确定：综采工作面单翼布置时，走向长度一般不小于1000m,双翼布置时一般不小于2000m；高档普采的双翼采区，其走向长度一般为1000~1500；炮采工作面，双翼采区走向长度一般为800~1000m。对于顶底板松软巷道难以维护，地质构造复杂或自燃发火期短的煤层，以及装备水平低的小型矿井，采区走向长度适当缩短。具体划分时，应使矿井初期开采的采区，尽量布置在井筒附近，应优先考虑布置中央采区的可能性。采用胶带输送机斜井开拓时，初期中央采区上山可利用主副、斜井，以减少井巷工程量；采区一般宜双翼布置。当受地质构造限制，活在安全上有特殊要求时，也可布置单翼采区。综采工作面采区单翼布置有利于跨上山或跨石门连续开采，以减少工作面搬家次数。采区内要有合理的区段数目，以保证采区正常生产和工作面接替。开采水平的数目、位置，应根据煤层赋存条件、阶段的划分、生产技术水平和水平接替等因素综合考虑。(2)井筒形式、数目及配置。应根据煤层赋存条件、地形、水文地质、冲积层组成和厚度、井型、设备供应、施工条件等因素来考虑。(3)运输大巷和总回风巷的布置及与煤层间的联系方式主要运输大巷一般应布置在煤组地板岩石中，岩石运输大巷应布置在坚硬、稳定、厚度较大的岩层中，如砂岩、石灰岩和砂质页岩等。当井田上部边界标高不一致是，总回风巷可安不同标高分段设置，但分段不宜过多。方案的提出及技术经济分析阶段划分茶园坪煤矿开采+200~+800米标高的煤层，相对高差600米，+450米以下属于缓斜煤层，+450~800属于倾斜煤层。可划分3~4个阶段。阶段划分可按如下方式：三阶段三水平： 四阶段四水平：第一阶段+200-400 第--阶段+200~+350

第二阶段+400-+650 第二阶段+350~+500第三阶段+600-+900 第三阶段+500-+650第四阶段+650-+900表3-2-1阶段主要技术参数表阶段划分数目/个阶段斜长/M水平实际出煤量/万T服务年限/A区段数目/个区段斜长/M区段采出煤量/万T水平采区45085.839.524113>1.5X4331633.143.724798.3X427921.642.424695.4X433962.776.923113>0.9X3429633.043.7239711.0X320814.381.623694.8X320415.821.823685.3X3根据阶段参数综合分析，四阶段四水平所多布置的巷道利用率不高，上山服务年限短，采用三阶段三水平更经济合理，所以决定用三阶段三水平。（2）井口位置选择方案一：开拓方式为平恫开拓方式。工业场地和主井布置在斜坡正下方的公路上边，地形标高+212m,地形平坦，工业广场沿天池河边布置，面积大，占良田面积小，进场公路为现有公路，离主干线公路约50m左右，肝石排场选择在工业广场的南侧，排砰距离为100m。主井口标高为+212m,沿着141°的方位角直行掘进，掘进160米时离煤层15m,然后沿煤层掘进运输大巷。方案二：将井口及工业场地选择在风响坪河边+220米标高，工业场地位于洼沟南侧沿天池河边布置，不占良田，排研场布置在洼沟南侧沿天池河边+215〜+220标高。工业场地较开阔，场内建筑物依现有的公路布置，分区较明确，布局较合理，进场公路需修矿山简易公路500米，距离主干线公路为+500米左右。主井井口标高选择在+212米，从井口位置沿180的方位掘355m至设计的运输大巷位置然后沿煤层底板距煤层10〜15米向前掘进运输巷，巷道断面5.86m2,坡度3%o承担进风、行人、运输任务。井口工业场地位置方案优缺点比较：方案一：进场简易公路短，维护费用低；过岩石巷工程量较小，建井工期较短；建井初期，工业场地土石方量小，主要为填方，可解决井巷掘进的排渣问题;井筒围岩较稳定：可利用部分社会公益设施，减少建设投资。但是工业场地上方地形坡度较方案一陡；工业场地较方案一小，平整厂地工程量大。方案二：工业场地上方地形坡度较方案-陡；给水管路较短；但是；较方案一井巷掘进工程量大，建井投资大；地表堆积物厚，井筒围岩稳定程度稍低，支护难度大；地形条件较差，工业场地布置土石方量较方案一大，基建投资大，矿井生产营运费高。经方案比较，方案一有利因素多于方案二，井口及工业广场选择方案一，结合阶段划分的分析，井口选择方案一的基础上，选择采用三水平开拓整个矿井。风井位置选择：由于煤层上下高差达600米，采用的是阶梯平碉开拓，煤层露头均出露地表，为使井田开拓生产过程中通风及运料的方便，每一-采区单独布置一回风井，以+400、+650、+900分别为一、二、三采区回风平巷标高。井筒特征井筒断面尺寸主井平嗣主要用于运输，供电，行人，进风，排水压气等：风井平嗣担任通风，行人，辅助运输等任务。矿井运输选用It矿车，由牵引车牵引至地面储煤地点，主井筒一侧设人行道、敷设压风压水管、排水坑，供电电缆，另一侧敷设通讯、监控线路；风井敷设通讯、监控线路。风井井筒敷设通讯、监控线路。按照《煤矿安全规程》及《煤炭工业设计规范》的规定：主要运输大巷巷道净高度不得小于2.2米，其他巷道不得小于1.8米，其中人行道侧不得小于800mm,非人行道侧不得小于300mm,主井及风井及运输大巷均采用半圆拱断面形式，墙高取1600mm,拱高取1000mm,巷道净高2600mm,主井巷道净断面5.86m2,风井取5.86m2。巷道取300mm壁后填充值，掘进断面为7.21m2o主井井筒断面S=5.86m图3—3—1主运输大巷巷道断面

图3—3—1风井井筒断面风速校核最大风速不得超过《安全规程》第101条的规定。V=Q/MS^Vmax=30.6/5.86=5.22式中V一通过井筒的风速，m/s;Q一通过井筒风量，m3/s;S一井筒的净断面，m2；M-井筒的有效断面系数，V—《安全规程》规定的最大允许风速，主要进回风巷8m/so风速符合规程要求。井壁支护材料及井筒厚度本矿采用平碉开拓，大巷布置在煤层中，主要为混凝土支护，遇破碎带用料石加强支护。表3一3―1井筒特征表井筒名称、类别主平恫风井井口座标X,=3362570X2=3362412X3=3362176X4=3362070¥,=37460508丫2=37459927丫3=37459500丫4=37459349Zi=+212Z3=400Z3=600Z4=800方位角130°141°137°154°井筒子度3-5%。7%7%7%井筒坡度175m174m200m143m断面5.86m25.86m25.86m25.86m2支护形式混凝土混凝土混凝土混凝土井筒装备18kg/m5kg/m15kg/m15kg/m

井底车场及碉室井底车场形式井底车场是井田开拓的重要内容之一，是运输环节的关键，由于本井田采用平嗣开拓，上山开采，煤层倾角在25°以上，煤经过铺设溜槽的溜煤上山可自行从采区溜向井底煤仓，煤仓的煤然后经运输大巷由机车运到井口工业广场，运输排水等环节相对简单，井底车场布置也较简单，在运输大巷与采区上山交叉处布置井底车场，车场形式为环形卧式车场。车场内设置专用躲避嗣室。线路总平面布置设计车场存车线长度：采用矿车长度以1.5m计，空车存车线长度50m,重车存车线长度80m能力计算矿井采用机车运输，空车时机车位于列车后，重车时位于列车前，由于运距在50〜80m之间，列车速度取1.5m/s,机车单独运行距离180m,机车速度取2.5m,机车摘挂钩、转换运行方向、通过道岔时间取10so井底车场年通过能力应按下式计算：252000Q X1.15252000Q X1.152520001.1517X—=12417330式中-井底车场年通过能力，t;每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤量,t;每一调度循环时间,min.井底车场通过能力大于矿井设计生产能力的38%,满足设计的要求。确定井底车场主要巷道断面及碉室位置井底车场巷道采用三心拱断面，净断面积5.862,围岩稳定时裸体支护，破碎时喷射混凝土支护。井底车场总平面布置图V o井底车场平面圄空车方向重车方向图3—4—1井底车场平面布置图3.5开采顺序及采区、采煤工作面的配置开采顺序采区划分及开采顺序本着先易后难，先浅后深，先近后远，以投资少见效快为原则进行采区划分。井田东翼划分三个阶段，井筒在第一阶段下部即第一水平标高，每个阶段设计一个采区，采用阶段上行式开采。每个阶段设计四个区段，在每个采区形成通风后，实行区段下行式开采故确定先开采+200〜+400水平。保证年产量的同采采区数和工作面数(1)保证年产量的同采采区数和工作面数茶园坪煤矿地质条件相对简单，走向变化不大，没有发现大断层等复杂的地质构造，煤层厚度0.52m,倾角变化从25°~52°不等，矿井设计生产能力为9万U年，采煤工作面长度80m,爆破落煤，同时生产一个采区，一个采区布置两个工作面。矿井达到设计产量时采煤工作面个数工作面总路线长：B= A'X——=165/?i工LK.式中：8-采煤工作面总线长度，m;A-矿井设计年产量，90000t/a;/-回采出煤率，可取0.9;Z机-同采煤层总厚度，0.52m;厂煤层容重，1.45t/m3;-工作面采出率，取97%;L-年推进度，mL=330-n-I-&==668式中：330-矿井年工作日，天；n-日循环数，1.5个；I-循环进度，1.5m;19-正规循环系数，取0.90同采工作面个数N=O±(取整数)=2式中N-同采工作面数，个；B-工作面总线长，165m;n-同采煤层数或分层数，1;/-采煤工作面长度,80m(3)采煤工作面配置根据本矿煤层赋存的实际条件，结合所采用的采煤方法，以符合合理的开采顺序，保证安全生产，提高工作面单产为原则，在一个采区内的一个区段内布置两个工作面双翼开采。（4）矿井产量的验算投产初期矿井年产量验算： 4 叫"，式中：A〃-矿井同采工作面产量总和，万tmi-第i号工作面采高，0.52m;li-第i号工作面年推进度,668m/a;不-第i号工作面煤的容重，1.52t/m3;〃-同采工作面数,2个；K厂工作面采出率，取97%

3.6井巷工程量和建井工期表3—6—1矿井投产前应完成的井巷工程量表序号巷道及碉室名称断面形状支护材料桂道断而（m2）巷道长度（m）掘进工程量（m3）净掘1主平嗣及运输大巷半圆拱混凝土5.868.9399088402回风巷道半圆拱混凝土5.868.9324521872井底车场半圆拱混凝土5.868.9315113483准备巷道半圆拱U型钢5.327.2185061284区段巷道梯形松木3.795.762341134845开切眼矩形松木222164326区段车场半圆拱混凝土5.327.21117843合计491033262

表3—6—2平巷掘进速度表掘进机械化程度巷道煤岩类别月进度（M）综合机械化掘进机组煤500煤半煤岩350钻爆法煤300半煤岩200液压钻车作业线ULI石200风动凿岩机ULI石120连续采煤机煤15004采煤方法4.1采煤方法的选择本矿位于在中低山地区，煤层赋存较稳定，平均厚度0.52m,属极薄煤层。根据企业现有生产管理水平，采用走向长壁式采煤方法，放炮落煤。采空区实行全部垮落法管理顶板。工作面平均长度为80m。工作面运输采用搪瓷溜槽运输，坑木支护，坑木直径不得小于16cm,支柱间距一般为IX1m,对于顶板破碎的地带采用木垛支护，工作面顶板管理采用部分充填法，即采用工作面底板渣石充填采空区，最大控顶距5m,最小控顶距3m。采煤工作面用MSZ-12煤电钻打眼，采用3X4+1X4橡套电缆线并用防爆接线盒连接，爆破采用煤矿许用硝镂炸药，瞬发电雷管起爆，放炮器放炮。井下照明用矿用防爆矿灯，严禁明火明电放炮、照明。工作面采用后退式回采，自采区边界向上山方向推进。年推进度450m,工作面回采率97%,二班出煤，一班准备。1、工作面生产能力A=L•L1•M•Y•C=668X80X0.52X1.6X0.97=43128式中：A—工作面产量t；L一年推进进度668m；L1一工作面平均长度80m；M—可采厚度,M=0.52m；Y一容重，取1.61/0?；C一工作面回采率，取97%。2、掘进带煤：100t。坑木消耗150m3/万吨，炸药消耗1.54kg/t,雷管消耗量2.0发/t。采区巷道布置及生产系统采区巷道是将采煤工作面与矿井主要开拓巷道联系起来的巷道，从而构成运输、通风、动力供应、材料供应等系统，保证工作面连续不断的生产。采区走向长度的确定东翼第一采区位于井田的最下部，与主井平碉最近，第一采区划分在+200~+400水平，此采区北部与西部紧连井田边界，东部沿煤层露头，南部+400m煤层标高为第一、第二采区分界线，此采区为首采采区，采区走向长度平均1400m。该采区煤层赋存稳定，倾向总体由南向北，走向东西，倾角25°,平均厚度0.52m；采区工业储量为51万t。采区生产能力9万t/a。确定区段斜长及区段数目采区采用走向长壁采煤法，单一煤层一次采全高，由于煤层厚度为0.52m,根据相邻矿井相似煤层采煤工作面的布置方法，区段斜长106m,第一采区斜长426m,,此采区可划分4个区段。表4—2-1采煤工作面长度参数表采煤工艺类型工作面长度（M）综合机械化采煤不宜小于160普通机械化采煤薄煤层不小于120,中厚煤层不小于140炮采工艺100-140煤柱尺寸为了保护采区内各种煤层巷道处于良好的状态，目前比较常用的是留设一定尺寸的煤柱。煤柱尺寸留设原则根据经验确定。本矿留设的参数：水平大巷一20主要回风巷一20采区上山一20区段平巷一10采区边界一8表4一2—2采区煤层巷道护巷煤柱尺寸巷道类别薄及中厚煤层厚煤层巷道备注水平大巷20-3025-50主要回风巷20左右20-30采区上（下）山20左右30-40区段平巷8~2015-20采区边界5~105~10较大断层10-5010-50视断层落差而定采区上山的布置本矿属低瓦斯矿，涌水量少，煤尘不具有爆炸性，采区生产能力为9万t/a,储量51万t,服务年限5.6年。在采区的中部沿倾向方向布置两条平行的上山，轨道上山和溜煤上山，轨道上山用于进风，行人，运料；溜煤上山用于熔煤，回风，还可作第二人行通道；上山沿着煤层布置，两上山在同一平面，水平相距30m。

009+00Z+02+00，0M+00寸+0二+0二+o o009+00Z+02+00，0M+00寸+0二+0二+o oo cc 寸+ +oo寸+ooCO+ocCN+oo04+图4—2—1采区上山与煤层相对位置图区段平巷的布置矿井为单一-薄煤层，区段平巷沿煤层走向布置在煤层中，沿煤层卧底掘进。区段运输平巷用于工作面的进风，煤的运输，行人；区段回风平巷担负回风，材料运输，兼作行人任务。区段平巷内均铺设15kg/m轨道。

图4一2一1区段平巷与煤层相对位置图联络巷道的布置采区联络巷道有区段集中巷与区段平巷之间的联络及采区上山与区段平巷之间的联络巷道。本矿开采单-煤层，上山与区段平巷均布置在煤层中，轨道上山与区段运输巷用车场联系，运输上山与区段运输巷用溜煤眼联系，回风上山与区段回风平巷用联络斜巷联系。采区车场形式选择采区上部车场常用平车场和甩车场，顺向和逆向两种形式。上部车场的选择主要根据绞车房的布置和维护条件，在阶段回风巷以上为采空区或松软风化带时,往往采用平车场。在联合布置采区、回风石门较长时，为便于回风石门联系，也多用平车场。顺向和逆向车场的选择，主要根据绞车房、上山和回风巷的相对位置关系决定。顺向平车场的变坡点同绞车房的距离比较短，如果绞车房位置受限制，为了便于同总回风巷相联系时，可用顺向平车场。联合布置采区，有采区回风石门同阶段回风巷相联系时，可以采用逆向平车场。此采区绞车房布设在+400m标高水平，与一采区区段回风平巷在同一标高水平，所以采区上部宜采用平车场；考虑到中部和下部矿车进入车场绕道的便利，中部和下部均采用甩车场。轨道上山轨道上山溜煤上山图4-2-3采区车场形式图米区碉室采区碉室包括采区煤仓，采区绞车房和采区变电所，采区煤仓的容量、形式和主要参数，以及支护方式，绞车房的位置、主要尺寸和支护方式，这些参数设置的合理与否，直接关系到采区的运输和供电系统。采区设计日生产能力为273t,煤仓形式采用垂直式圆形断面，断面直径为2m,煤仓高度10m,砌砧支护，壁厚300mm，煤仓容量50t.采区绞车房布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应避开较大的地质构造、含水层，并不受开采影响。变电所应设在围岩稳定、地压小，通风良好、无淋水的地点，同时应设在采区用电负荷的中心，并靠近有轨道运输的巷道，范围较小的采区，可设在两条上山的中间大采区可设两个变电所，生产能力大的联合布置采区也可在每个区段都设置变电所。用混凝土支护。采区千吨掘进率、采区掘进出煤率根据所设计的采区巷道布置，煤岩巷道总长度统计如下：

表4一2一1采区掘进巷道统计表序号巷道名称支护方式围岩形式巷道断面（M?）巷道长度（M）同类巷道长度（M）净掘1溜煤上山U型钢半煤岩巷5.327.214254252轨道上山U型钢半煤岩巷5.327.214254253区段平巷无或松木半煤岩谷3.795.76132066004采区车场混凝土半煤岩巷5.327.211244965开切眼松木煤巷24108864合计8810序号巷道名称巷道断面m2每米出煤量(t/m)巷道全长(m)掘进出煤量(t)采区总出煤量(万t)采区掘进出煤率％采区干吨掘进率m/kt1采区上山7.212.985024655141.517.272区段巷道5.762.46600158403开切眼23.38642851.2合计831421156采区千吨掘进率=采区巷道掘进总长度(m)

采区总出煤量(kt)采区掘进出煤率=采区巷道掘进总出煤量(t)采区总出煤量(kt)-xlOO%采区采出率=采区总出煤量⑴

采区工业储量,xlOO%采区千吨掘进率=采区巷道掘进总长度(m)

采区总出煤量(kt)采区掘进出煤率=采区巷道掘进总出煤量(t)采区总出煤量(kt)-xlOO%采区采出率=采区总出煤量⑴

采区工业储量,xlOO%采区巷道的掘进方法、设备数量及掘进工作面数目根据采区生产能力、采区巷道布置、煤层赋存及矿井生产的经验，巷道采用炮掘的方法掘进。当某一采煤工作面将要采完时，须把一个接替工作面准备好，以确保采煤工作面的正常生产，故需配置足够的巷道掘进队，并安排好掘进工作面的接替。采掘面的比例关系(头、面比)计算方法如下：N=t./(th—tx—Z2)=0.75式中：N-掘进工作面、采煤工作面头面比；t)机械设备安装时间，综采一个月，机采、炮采半个月；t2一工作面备用时间，按半月计；th一采煤工作面所需时间，月…/匕=9.8式中；Lg一区段内采煤工作面沿走向全长，1320m；Vh一采煤工作面月进度,135m/月;tj一掘进工作面所需时间，月；tj=In/Vj=6.6式中：In-接替工作面的巷道长度，1320m；Vj一巷道的掘进速度，m/月，2000根据上述分析，结合矿井生产的实际经验，头、面比取1。采区生产系统(1)运输系统：工作面回采的原煤一+350区段运输平巷一区段运输巷一车场一溜煤眼一溜煤上山一采区煤仓一井底车场一运输大巷一井口工业场地储煤场。材料：井口f运输大巷f井底车场-*轨道上山采区上部车场f区段回风平巷一工作面。(2)通风系统：新鲜风流由主平恫一轨道上山一区段甩车场f区段运输平巷f工作面。工作面乏风f区段回风顺槽一回风上山一进入回风平巷一风井。掘进工作面由5.5Kw局扇送风。(3)排研：掘进工作面的研石一区段运输巷一区段甩车场一轨道上山一运输平巷一井口一地面肝石堆场。(4)供电：井下动力电缆由主井平胴至井底车场再送至各用电点。(5)排水：矿井水沿巷道水沟流出地面，不选择其它排水设备。水沟尺寸为上宽0.4m,下宽0.3m深0.4m。采煤工艺设计在确定采煤方法及采煤工艺的基础上，对首采区首先投产工作面采煤工艺设计，采煤工艺设计包括机械设备选型、确定作业方式、确定支护和采空区处理方法、编制循环作业图表及工作面技术经济指标表。根据茶园坪煤矿煤层赋存特征，及经济的投资能力，本矿适宜选用炮采采煤工艺。爆破采煤工艺过程包括打眼、放炮落煤和装煤、人工装煤、搪瓷溜槽运煤、人工支护和回柱放顶等主要工序。爆破落煤爆破落煤，由打眼、装药、填炮泥、联炮线及放炮等工艺组成。要求保证规定进度，工作面平直，不留顶煤和底煤，不破坏顶板，不崩倒支柱，昼降低炸药和雷管消耗。茶园坪煤矿煤厚0.52m,属极薄煤层，根据炮眼布置的形式，选择单排眼；炮眼角度与煤壁水平夹角为60°；炮眼深度根据每次的进度而定，并与单体支架顶梁相适应，每个炮眼装药400g。爆破采用串联法联线，•般将搪瓷槽移近煤壁。为防止因爆破振动而破坏顶板，炮眼自下而上分三次起爆，每次起爆20个炮眼，以利于顶板管理。图4—3—1工作面炮眼布置小意图装煤与运煤一采区煤层倾角25。，沿工作面铺设搪瓷溜槽运煤，爆破落下的煤大部分经溜槽向下运输，爆破后没有落入溜槽的煤由人工装入溜槽溜下。工作面支护和采空区处理(1)炮采工作面支护工作面采用单体液压支柱加较结顶梁支护，沿工作面铺设溜槽，正悬壁齐梁形式，柱距1.2m,最大控顶距4.8m,最小控顶距3.6m。

300乐(Jo。0Od^<St>300乐(Jo。0Od^<St>0X0o图4一3-2采煤工作面支护图(2)采空区处理采空区采用全部垮落法处理，超过一定距离不能及时自动垮落的人工强行放顶。工作面循环作业方式及循环作业图表工作面循环作业方式采用两班出煤一班准备的方式，即“三八制”即第一、二班采煤，第三班准备，每班八小时，依次循环。工作面循环作业图如下：图4-3-3三八制两采一准循环作业图5矿井通风与安全技术措施5.1矿井通风系统的选择矿井通风是井下一切工作的先决条件，良好的通风系统能造就一个舒适的工作环境，是保证安全生产的基础。矿井通风系统要符合下列要求：(1)每一生产矿井，矿井必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口。各个出口之间的距离不得小于30mo(2)进风井口，必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方。(3)箕斗提升或装有皮带运输机的井筒时，必须遵守下列规定：箕斗提升或装有皮带运输机的井筒，井上下装、卸装置和井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风率不超过15%,并有可靠的降尘措施，装有皮带运输机的井筒兼作回风井时，井筒中的风速不超过6m/s,且必须装设甲烷断电仪。箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒或装有皮带运输机的井筒时，箕斗提升井筒中的风速不超过6m/s,装有皮带运输机的井筒中的风速不超过4m/s,并有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。(4)所有矿井都必须采用机械通风，主要扇风机必须安装在地面。同一井口不宜选用几台主扇并联运转。(5)每一个矿井必须有完整的独立的通风系统，不能把两个可以独立通风的矿井合并一个通风系统。(6)采煤工作面、掘进工作面都应采用独立通风。采煤工作面和其相连的掘进工作面，在布置独立通风有困难时，可采用串联通风，但必须符合《煤矿安全规程》第114条的有关规定。选择矿井主扇的工作方法抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当主扇一旦因故停止，井下的风流压力提高，有可能使采空瓦斯涌出量减少，比较安全；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。所以选用抽出式主扇。选择矿井通风方式矿井选用分区式通风；矿区煤层均出露地表，在倾向方向上高差变化大，无法开掘浅部的总回风巷，在此条件下开掘第一水平时，只能用这种小风井分区通风的布置方式。风量计算及风量分配风量计算应按矿井实际情况，分别计算设计矿井采煤工作面、掘进工作面、碉室等所需风量，得出全矿井所需风量。采煤工作面实际需风量采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。（1）按瓦斯涌出量计算Qwj=100XQgwiXKgwi=100X0.6X1.6=96m3/min式中Qwj—第i个采煤工作面需要风量，m3/min；Qgwi—第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；Kgwi—第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面取Kgwi=L2〜1.6；炮采工作面取Kgwi=L4〜2.0；水采工作面取Kgwi=2.0〜3.0。（2）按工作面进风流温度计算采煤工作面应有良好的气候条件。其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表5-1的要求。表5—2—1采煤工作面气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温/℃采煤工作面风速/m•s-1<150.3~0.515-180.5〜0.818-200.8-1.020〜231.0~1.523〜261.5~1.8采煤工作面的需风量计算Qwj=60XUwiXSwiXKwi=60X0.6X4.8X1=172.8m3/min式中Uwi—第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从5-1中选取，m/s；Swi-第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，m2；Kwi—第i个工作面的长度系数，可按表5-2选取。表5—2—2采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度/m工作面长度风量系数kwi<150.850〜800.980~1201120—1501.1150~1801.2>1801.30-1.40(3)按使用炸药量计算Qwi=25X=25X16=400m3/min式中：25—每使用1kg炸药的供风量，m3/min；Awi—第i个采煤工作面,一次爆破使用的最大炸药量，kgo(4)按工作人员数量计算Qwi=4XNwi=4X20=80m3/min式中：4—每个每分钟应供给的最低风量，m3/min；Nwi—第i个采煤工作面同时工作的最多人数，个。（5）按风速进行验算按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：Qwi260X0.25XS*=72m3/min按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：Qwi〈60X4XSwi=1152m3/min经验算满足要求。注意当采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。备用工作面亦按上述要求，并满足瓦斯、二氧化碳、风流温度和风速等规定计算需风量，且不得低于其回采时需风量的50%。掘进工作面所需风量煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。（1）按瓦斯涌出量计算Q『100XQghiXKghi=100X0.6X1.5=90m3/min式中Qhj—第i个掘进工作面需要风量，m3/min；Qghi-第i个掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；/万一第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般可取1.5〜2.0。（2）按使用炸药量计算Qhi=25XAwi=25X8=200m3/min式中25—每使用1kg炸药的供风量，m3/minAwi—第i个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，一个掘进工作面按二十个炮眼，每个炮眼使用400g炸药。（3）按局部通风机吸风量Qhi=£QhfiXKhfi=150X1.2=180m3/min式中EQhfi—第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量和的。各种通风机和额定风量按表5-3选取。表5—2—3各种局部通风机的额定风量风机型号额定风量/m3,min-1JBT-51(5.5kw)150JBT-52(llkw)200JBT-61(14kw)250JBT-62(28kw)300Khfi—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2〜1.3。进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2,有瓦斯涌出时取1.3o(4)按工作人员数量计算Qhi=4XNwi=4X4=16m3/min式中4—每个每分钟应供给的最低风量，m3/min；Nwi—第i个掘进工作面同时工作的最多人数，个。(5)按风速进行验算按最小风速验算，各个岩巷掘进工作面最小风量：Qhi260X0.15XShi=43,2m3/min各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最小风量：Qm260X0.25XShi=73.2m3/min按最高风速验算，各个掘进工作面的最大