级设计题目-平煤十矿说明书

矿区概述及井田地质特矿区概井田位十矿位于平顶山市东北部距市区中心约6km行政区划属平顶山市卫东区井田理坐标为东经110°01′19″～110°06′50″，北纬35°11′34″～35°14′35″。主井井口坐标= .000,= .000；副井井口坐标= .000，= .000。井采矿登记边界东西长约9km，倾向宽约4km，面积约24.42km。交62km38km至宝丰车站与焦柳铁路相连。以平顶山为便利。见交通位置示意图（1-1）。图1- 十矿交通位置自然地71月。最高气温42.6℃()最低气温-18.8℃()年平均气温14.9℃冬季寒冷多西北风和东北风，夏季炎热多东北风和东风，最大风速24m/s，平均2.8m/s。113190～22014cm(1977130降水：降水多集中在7、8、9三个月。最大年降水量1322.6mm(1964年)，最小年降水量373.9mm(1966年)，年平均降水量732.8mm。最大月降水量379.2mm(1995年7月)，积22cm(19541126日)2825mm(1959年)1490.5mm(1964年)1880.4mm67%。3.2km，最大洪峰流量5290m3/s，旱季流量0.8m3/s河流经煤系之上最大流量3040m3/s，旱季流量0.8m3/s暴发，经冲沟汇入河中，汛期历史最高洪水位可达+92m8000m3/h。井田地质特区域地据钻孔和地面观测资料，地层由老到新有中下奥陶统、中石炭统本溪组、上石炭统太—太古界涑水群二寒武系1、下寒武统9～16m30～44m。2、中寒武统160m。3、上寒武统60～180m。三奥陶系1、下奥陶统结构质地不均但较致密坚硬该层底部含泥质成份高夹数层竹叶状白云岩厚度112～2、中奥陶统下马家沟组(O2m1)：为白云质灰岩、泥灰岩，中夹石灰岩层，质地不匀。与下伏地层50～108m。上马家沟组(O2m2)：在矿区西南部洛河沟谷及中部金水沟沟谷有零星出露，下部以不167m。峰峰组(O2f)：矿区全区均有分布，西厚东薄，本区发育一、二段地层含泥白云岩不等厚互层，细粉晶－泥晶结构，残余砂屑结构，纹层构造发育。本段厚56～10～150m。四石炭系1、中石炭统本溪组0～26m。2、上石炭统太原组5、115～87m，由东向西逐渐五二叠系1、下二叠统质泥岩及煤层组成。砂岩中的白云母片，在粉砂岩、砂质泥岩中含丰富的植物化石。底部为河床相中粒砂岩，在局部地段冲刷了太原组上部地段。本组含2号和3号可采20～65m38m。20～65m。2s叠统280m左右。六三叠系(T)1、下三叠统150～225m200m。80～126m100m。2、中三叠统底部为一含云母层理不明显的泥岩含钙质结核并有虫迹与下伏地层整合接触180～279m，一般厚200m；第二段岩性为暗紫、棕红色粉砂岩、砂质泥岩与灰紫色粉砂岩互层，七新近系0～80m。八第四系1、下更新统0～160m。与下伏地层呈不整合接触。2、中上更新统0～150m不等。3、全新统20m不等。井田地质构本区为全掩盖式煤田，呈北东东至北西西，皆向北西．北北西至北北东倾斜，地5～25°10°1-2所示。区内钻探的最老地层为奥陶系（O），现将地层由老到新分述如下：1、奥陶系中下统为一套海相碳酸盐岩沉积，是煤系地层沉积基底，区内未见出露，由于区内钻孔未钻穿该层，厚度不详。埋深一般在200～400m之间，一般钻孔厚度5～10m，少数延钻孔厚度30～135m不等岩性主要为灰～灰黑色、中厚层状石灰岩，致密坚硬，1～5m黄铁矿等。2、石炭系中统本溪组假整合于奥陶系中下统石灰岩之上，仅个别钻孔有其层位，厚度0.94～3.36m，岩性3、石炭系上统太原组22.09～75.1lm45m左右。按岩性可分下部由砾岩(或含砾泥岩)、铝质泥岩、石英砂岩、砂质泥岩及煤组成。石英砂岩、灰11厚度稳定，为一标志层(K1)，岩性为灰一灰黑色，质不纯，具鲕状构造，可塑性强。该段10号、11号煤层。致密坚硬，含黄铁矿结核，夹煤层6号、石灰岩2～3层，含大量海相生物化石蜓科和腕足7、8、9号煤层。上部由灰黑色砂质泥岩、泥岩、4号、5号煤层组成，含大量植物化石和黄铁矿结核、4号、5号煤均有分层，两煤层结构较简单，520.10～0.20m，0.80m。4、二叠系下统山西组4号、5号煤层顶板。21.55～62.47m40m左右。5、二叠系下统下石盒子组22.04～64.01m35m左右。6、二叠系上统上石盒子组砂质泥岩组成，泥岩、砂质泥岩中有铁质鲕粒，特别在下部泥岩质鲕粒大而多；上部7、第四系土和砂砾石组成互层，底部为较厚的砂砾石和砂层。与下伏地层呈不整合接触。厚度216.89m（3-7），15m左右；下部浅灰黄、桔黄色、黄土状亚砂土、亚粘土等，中夹褐红色古土壤数层，并80～150m。0～10m不图 煤层综合柱状水文地质特据，平顶山十矿历史最大矿井涌水量303.5m3/h，最大单点涌水量210.9m3/h。根据2004～2007年平顶山十矿矿井涌水量观测资料统计结果，最大矿井涌水量为138m3/h70m3/h200570m3/h左右。30～140m煤层特煤层概自上而下的煤层编号为：4—1，4—2（4号)、5—1(5号)、5—2、6、7、89、10—1(10号)、11—1、11—2（11号)12.0%5号煤3m（5-1），大部可采；其余各煤层皆为不可采煤层，22.80m7.7%。1、2、37.1%。基本为煤线或不可采煤层，1、2号在钻孔中很少见及，30～0.9m不等，5号煤层，4号、1011号煤层均未开采，本5（GB5751-86）1.2煤层厚度及间距最小—（层 1234—40—50—5—0—1—90.4m0—10—0—0—1.3各煤层煤质特性煤灰成分分析51.4瓦斯成分成果(米煤中自然瓦斯成份5煤原煤灰分(Ad)为9.32~37.67%，平均20.17%，经洗选后可降至7.77%；全硫(St,d)含量0.83~6.96%，平均3.42%，经洗选后可降至2.01%，其中有机硫为1.8%；磷(Pd)含量0.0024~0.1436%平均0.0274%发热量(Qgr,d)在18.8~31.90MJ/kg之间平均28.18MJ/kg。瓦根据本井田在历次勘探以及生产过程中的瓦斯工作，井田内各煤层的瓦斯含量与瓦斯成分的变化都较大（1.4）。根据勘探及瓦斯鉴定结果，矿井瓦斯涌出量不大，最高绝对涌出量小10m3/min，相对涌出量为9.2910m3/t，为低瓦斯矿井煤尘及煤的自20035号煤采掘工作面采样分析试验结果，5418～430405～425℃，结论为“易自燃的煤”。矿井5号煤层为可采煤层，属中变质烟煤，据精查地质勘探期间对5号煤层钻孔取样做煤尘性试验，5号煤层无。表 井田精查补充勘探煤 性试验结果煤尘51—无险危58—无险危58—无险危513—无险危井田境界和储井田境井田范，3.124.42km2。，11南部：以-340m等高线以上风氧化带为界；北部：以至-500m水平投影线为界。开采界井田内含煤地层为上石炭统太原群及下二叠统山西组，总厚123.38m，含煤11层。可15号煤层。井田尺井田的最大长度为8.67km，最小长度为7.93km，平均长度为8.46km5.2°2.3°3.1°。CAD24.42km2矿井地质储储量计算基0.70m，原煤灰分≤40%；题的》内容要求：新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入0.05m50%矿井地质储量计本矿井可采煤层为5号煤层-1000m1：5000A、B、C三个块段，煤层总储量即为各块段储量之和。AB块段面积分别为：Sa11.26km2、Sb7.05km2、Sc=6.09km2

=

cos

Z——S——各块段的面积M——j，m；r——1.35t/m3。——图2.2- 矿井块段划分Zg=Za+Zb+Zc=Sa×M×r/cos+Sb×M×r/cos+Sc×M×r/cos矿井工业储量计331332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推333的大部，归类为矿井工业储量。90%、10%2-3-2：2-3-2矿井工业储量计算探明储量 控制储量经济储 边际储 经济储 边际储数 合

（2-

探明的资源量控制的资源量

经济的基础储量边际经济的基础储量次边际经济的资源量

工业资源/储推断的资源量

矿井可采储安全煤柱留设原各类保护煤柱按垂直断面法或垂确定用岩层移动角确定工业场地村庄煤柱。70°45°；带宽度：风井场地20m，村庄10m，其他2.1。2.1工业场地占地面积指井型（占地面积指标（公顷/10240矿井永久保护煤柱损失30m宽，各边界保护煤柱损失量为：945mF1断层为界。F39280m煤柱损失：9280×30×10.9×1.35/cos3.0°×10-2900m的人为边界为界煤柱损失：2900×30×10.9×1.35/cos2.3°×10-7号煤-850m5900m煤柱损失：5900×30×10.9×1.35/cos3.0°×10-50mF1F3F2断层：1440×50×2×10.9×1.35/COS3.3°×10-3.0Mt/a2.130公顷。工业广场的0.3km214条和1715m宽的围护带。本设计选定工业广场长为600m，宽为500m，新生界松散层厚度241.95～402.74m，平均302.21m，结合本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角（2-4-2）采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失。煤层倾角

2.2地质条件及岩层移动煤层厚度 广场中心深度 - 由CAD计算S=梯形面积= M——10.9mR——1.35t/m3 ×10.9×1.35/2.3-1图2.3- 5号煤工业广场保护煤柱计算示意02.2。 量0 矿井可采储 =（Zg-P）×C 式中：Zk——矿井可采储量，Mt；0.7。则，矿井设计可采储量：Zk=（436.45-26.21）×0.75=332.68矿井工作制度、设计生产能力及服务年矿井工作制《煤炭工业矿井设计规范223条规定矿井设计生产能力宜按年工作日为330d算，每天净提升时间宜为16h。确定本矿井设计生产能力按年工作日330d算，工作制度采16h矿井设计生产能力及服务年确定依221条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采矿井设计生产能5332.68Mt3.0Mt/a。孔庄矿矿区5号煤层为厚煤层，煤层倾角为3.1°，地质构造简单，赋存较稳定，根据本矿井煤尘具有性，瓦斯含量低，属低瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用并列式通风，可以满足通风的要求。本井田内存在一个大断层，已经查到ZkAT三者之间的关系为： A——设计生产能力,万t；K——矿井储量备用系数，取1.3则 =332.68/(3.0×1.3)=78.893.1。332.68Mt，则第一水平的服务年限的计算公式为：3.1我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年能力第一开采水平服务年限6.0————井田开井田开拓的基本问井田开拓的内、井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升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、、(4)确定矿井开采程序，做好开采水平的；(6)合理确定矿井通风、及供电系统。确定井田开拓方式的原(1)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加快矿井建设。造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态。井田开拓方立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的；主提升胶口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒。缺点是：斜井井筒长辅助提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大巷的布受崖崩滑坡和洪水；距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理益，把主副井井筒设在井田靠近煤层的上部。主井坐标为（ 副井坐标为（ 风井坐标为（ 工业广场的位置、形状和面尽量布置在地质条件比较好的区域，同时工业广场的标高要高于最高洪水位；2.1公顷，形状为矩形，长边平行于井田，长为600m,宽为500m确定开采水平数目、位置和垂布置及生产系统、一定的采区设备条件下所能达到的阶段斜长。需要考虑煤的、辅助要有合理的区段数目，为保证采区正常的生产和，就需要有合理的区段数目，它从一个侧面反映了阶段斜长的要求。要保证采区内的工作面的正常，区段数目多一些比较有利，但是这样采区斜长过大，对辅助和煤炭的以及行人等都有不利的影3.0Mt30年。括：水平范围内的开拓工程量和掘进费用、井巷费、煤炭提升费、排水费等，如果采区巷道布置类型和参数不同，还应该比较采区的巷道掘进、及煤的费用。根据比本井田主采煤层为5号煤层，煤层赋存稳定，平均厚度10.9m，结构简单，煤种单一；煤层倾角变化为2.3°～5.2°平均为3.1°浅部缓深部陡井田长度最大为8.67km，最小值为7.93km，平均长度为8.46km，倾斜长度最大值为3.41km，最小值为3.20km，平3.32km。1～2开拓方案确方案一：立井一水平上下山开拓（岩石大巷主、副井均为立井，布置于井田，大巷布置在岩层当中。如图4-图4- 方案方案二：立井一水平上下山开拓（煤层大巷主、副井均为立井，布置于井田，大巷布置在煤层当中。如图4-2图4- 方案方案三：立井两水平上山开拓。（岩石大巷图4- 方案方案四：立井两水平暗斜井延深（煤层大巷图4- 方案基建费用加大；增加了设备的配备；费用；但其优点也是显而易见的：减少了大巷保护煤柱，系统干扰降低，各种畅通，由于是厚煤层开采，通风安全性提高，通风条件优化，可以适当减少煤巷的，提高了煤炭采出率。方案二中，岩石掘进量明显较少，而且设备少，环节简单；开拓准备时间短。但通风条件差；巷道费用增加。故两4-2。4-2各方案粗略估算费用2×8196.6×1299.9×10-费 费用/费用/百分数百分数8196.6×1574.8×10-8196.6×1299.9×10-费 费用/费用/百分数百分数岩石掘进量高，开拓费用增加，开拓准备时间增加，但其优点突出：低，可以定向取直，有利于辅助工具的使用，安全性高，保护煤柱少。有利于提高煤炭采出率。期的费用较高；保护煤柱损失大。经粗略估算，两方案中暂取方案三。详见表4-2。4-3~4-7中。1.2.主、副井布置在岩层中，费用较低，故未对比其费用的差别3主、辅大巷断面大小不同，大巷费用按平均费用估算44-3建井工程 主井井筒副井井筒井底车场开拓大巷 主斜井井筒副斜井井筒井底车场主石门4-4生产经营工 提升/大巷及石门上下山/万1.2×1767.14×17.27×10-1.2×1767.14×7.67×10-排水/万×10--4-5基建费用项 方小小总4-6生产经营 (万元/(万元万(万元/(万元下山及暗斜井 424排水/万00954-7费用汇总费用费用矿井基本巷井央开设主、副井和风井各一个。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井、风井均采用圆形断面。各个井筒的断面参数如图7.5m44.184-44-8。图4- 主井井筒断面布置图4-8主井井筒特3M67.93～70.8816t箕斗4-54-9。图4- 副井井筒断面布置图表4- 副井井筒特井型(万吨井筒直径7.8井深360净断面积(㎡47.48基岩段毛断面积(㎡62.21表土段毛断面积(㎡80.12～93.311.5t6.5m，考虑到矿井发生火灾时确保人员4-64-10。图4- 风井井筒断面布置图表4- 风井井筒特 33.1844.1863.62井底车场及大矿井为立井开拓，煤炭 大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经（1）井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求井底车场布置形式应根据大巷方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时宜采用折返与环形当大巷采用带式输送机运煤，辅助采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种方式时，应结车场利用主要巷道作为调车线和通过线车场巷道工程量小井底车场布置如图4-864592材料矸胶带运64592材料矸胶带运1－主井；2－副井51－主井；2－副井578－硐《煤炭工业设计规范》规定，辅 采用固定式矿车列车时，应有下列要求1.0～1.5副井空车线一侧应并列布置一条材料车线，大型矿井材料车线有效长度应容纳1.0LmnLkNLj式中：L——副井空、重车线有效长度，m；m1.3列；nLkLjLf10m。上式中，n表4- 每列车的列车机车粘固定式矿车底卸式矿单7t架8t蓄电10t架14t架双10t架10t3t15～17辆，此18辆计算。L=1.3162.4+180mm1.0，则，调车线长度为：L=1.0182.4+170mLncLc式中：LncLcnsLs——每辆设备车带缓冲器的长度，m。则，L=152.4+82.7=57.6（m）60mmL=1.0121）电机车牵引重列车行至分车道岔前10～20m进行并在行进中电机车与重列车摘4.Qmc(0.15~0.25)

QmcAmc0.159100tQmc=0.1510.0m，有效装煤高度为35m。煤仓通过两个装载胶带输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕5000mm。8小时的水量，水10m处，设内、外两个，18m200m3/h2000m3。取8.52m3，则矿井内水仓的长度应为：设计内水仓的长度为250m。主要开拓巷Ba1bBa1式中：B

b——轨道（或轨道与输送机）中线之间的距离，mmB100mm进级。1a1aA'/211c1cA'/211bA1/2A'/21 a，c——分别为非行人侧和行人侧从道渣面起1.6m高度范围内设备与拱壁间距离，分别为500，1000mm；1'15201060mm；1B值计算：1Ba1bc1=ab12A'c 1B5000mm。B计算，回风巷道的宽度为：1Ba1c1=aA'c 1B5000mmHh3hb式中 h3——墙高hbh0B/2，mmR2R2(Rh31800hb式中 j1800mm200mm。(B/2)2(B/2)2(B/23500mm回风巷道的高度为3500mm，为满足通风及的需要分别取为4000mm，4000mm4000mm。可确定轨道大巷，胶带大巷，回风巷道的净断面积分别为：18.2m2，18.2m218.2m24-轨道大巷、及石门布置4-巷道断面特17.318.4图4- 胶带大巷、石门布置表4- 巷道断面特征18.417.3图4- 回风大巷、及石门布置表4- 巷道断面特征18.417.3准备方式——带区巷道布煤层赋存地质特首采区位设计首采采区（一带区）位于井田，大巷北部采区煤层特510.9m3.1°，浅部陡，1.31.35t/m3。9.29m3/t，属于低瓦斯矿井。本采区煤层挥发成分较低，经地质构顶底板岩石岩直接顶：粉砂岩，厚度4～11m0～1m，灰黑色，质软，随采掘脱落，含植物化石碎片，含炭质。1.2m，灰黑色，质软，均匀层理，局部炭化。4.25m，深灰色，薄至中厚层状，水平层理发育，可见贝壳状断地表情带区巷道布置及生产1）巷道布置简单，巷道掘进和费用低、投产快2）系统简单，占用设备少，费用少，通风线路短方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物，长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助、行人比较现有设备都是按长壁工作面的回采条件设计和制造的不能完全适应倾带区巷道布200m1000m设置一个风门以满足避灾路线的要首采区位于井田中部东大巷的东侧长度3.31km倾向长度1.41～1.54km，10.9m，煤层赋存稳定，开采技术条件好。根据理论计算和实践统计得知，综采放顶煤工作面长度在160～220m200m，154.5m，3.7m4m3.7mB为：B2004.5410。首采工作面为5101工作面，工作面按交替顺序前五个依次由两边及回采新鲜从辅助斜巷进入工作面，污风经煤炭斜巷进入带区运煤平巷，再进入煤炭大巷，经风井排出地面。带区带区内分带斜巷铺设胶带输送机，煤炭到带区运煤平巷，经过带区煤仓，用大巷胶带机集中到井底煤仓由主井箕斗提升至地面带区内辅助采用矿车，材料车从井底车场出来，经轨道大巷至带区运料平巷，再通过带区车场到回采工作面的辅助斜巷，再到工作面。带区生产系带区生产系统包括运煤系统、辅助系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水煤由工作面刮板机→斜巷机、破碎机→斜巷胶带输送机→带区运煤平巷辅助系→分带运料斜巷→工作面→分带斜巷→带区平巷→回风大巷→风矿井投产后，工作面基本不产生矸石；胶带大巷和轨道大巷在煤层底板岩层中掘供电：地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→分带斜巷→工作水流方向：工作面→工作面运料斜巷→带区运料平巷→轨道大巷→→带区内巷道掘进方200m封闭FD-2×55KW局扇，通风方式为压入式。局部通风机安设于全风带区生产能力及采出1）10.9mA330

La

(0- A0H1——采煤机割煤高度La——采煤机截深n4C00.95H1=3.0m，=1.35tm3L=200ma=0.8mn=2，C0=0.95，将各值代入公式0A3303.01.352000.820.951040工作面年放煤量，按下式(0-2)A330HLbnC106(0- 式中：A1——工作面年放煤量，Mt/a；H2——顶煤高度，m；——煤层容重，t/m3；L——工作面长度，m；b——放煤步距，m；n18H1=7.9m=1.35tm3L=200mb=0.8mn1=4C1=0.75，将各值代入公1A3307.91.352000.840.751061AK1K2

(0-K21.1；3.0Mt/a3.09Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。工作面采出率＝工作面实际采储量×100％/工作面采煤损失＝(1-88.1％)×200×10.9×1.35×(1332×9×10-10-三角煤损失＝80100.3×10.9×1.35＝1.18工业广场煤柱损失=433194.49×10.9×1.35=6.37带区采出率＝(66.09－1.06－5.70－1.18－6.37)根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）0.750.80.8578.35%业设计规范》规定。带区车场选型设带区下部车3.1°30m处，大巷采用由架线式机车牵引1t固定式矿车，因此，带区运料平巷与轨道大巷连接30°15m15°100m，顶端设一SDJ—28A15m30°15m，开75m7mSQ—1200—75无极绳牵引绞5-2带区下部车场。5-2带区下部车7-大巷8-轨道大巷9-回风大巷13-行人进风斜巷14-带区煤仓15-材料车21-绞车房22-23-26-带区运料平巷27-带区煤在带区运煤平巷和大巷之间设置带区煤仓。从目前情况来看，煤仓以圆形断面居多，直径一般取26m46m为佳，因为煤仓过高，容易使煤压实而起拱，引起堵塞，30m6m带区变电井底采煤方采煤工艺方带区煤层特征及地质条带区所采煤层为5#煤层，平均厚度10.9米，煤层倾角2.3～5.2°，为近水平煤层，结构单一，赋存稳定。带区内无断层影响。煤质普氏硬度为0.8～1.5，煤的容重为1.35tm3。5#6-1。名（煤岩柱状1老细砂5.50-灰黑色，含云母片及黑色矿物厚层状2直接砂质泥5.80-灰黑色、致密、性脆、含植物石及煤屑3伪炭质泥0.30-灰黑色、夹煤线、节理发育、采随落4煤3#煤5.90-含两层夹矸，以亮煤为主，暗次之夹镜煤及丝炭条带，为瘦煤5直接砂质页4.10-灰黑色、块状、致密、性脆、植物根部化石6老粉砂5.50-灰黑色、中厚层状、夹砂质泥条带图6-15#煤层顶底板岩性特征带区内煤层瓦斯绝对涌出量为1.20～5.43m3/min，相对涌出量为9.29m3/t，瓦斯涌出量70m3/h138m3/h。确定采煤工艺方适应各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬2.03.5m93%9%低，单产提高；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集中；工作面搬回采工作面参数的确工作面沿煤层布置，沿煤层倾向推进，选择后退式回采，有利于回采巷道维701～1437m1310m。综合以上几个因素最终确定工作面长度为200m以首采带区为例带区长度3341m155m的保护煤柱。4.5m3.2m4m3.2m200m两条顺5.5m4m的联络巷。5m煤柱。6-16-1工作面配套设MGTY-回采工作面破煤、装煤方6-2、6-36-4。6-1所示。20m6-1（a）采煤机沿刮板输送机弯曲段反向切入煤壁，直至两个滚筒截深达到0.80m，此6-1（b）；6-6-1（d） 6-1采煤机端部斜切进刀示意图0.4m，造成采煤机运行，严重时会损坏采煤机滑靴。移架：工作面的支架要及时移动，滞后采煤机后滚筒割煤不能大于三架15m循环工环进度0.8m采放比为1：2.64，放煤循环步距为0.8m，放煤采用单轮间隔均匀放煤，支架（6、8、10……）2～4架距离。6-2采煤机技术特征项目 型号MGTY250/600—采高m截深mmmV6-3前后刮板输送机技术特 SGZ-mV回采工作面支护方从工作面机头到机尾分别布置端头架3中间架129端尾架3共计135架。6-4。6-4支架主要技术特ZZP4800/17/33F mmmmt结合矿上实际情况，工作面支架支护强度按工作面最大采高的8倍进行计算，上F8HRgS(0-F83.02.51039.87.02根据支架说明书提供的支架工作阻力为4800KN大于8倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由BRW-250/31.5型液泵提供，液泵31.5MPa。 支架采用先进的电液控制系统，可实现多种移架方式及推溜方式35架），以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时移超前架并打出端头支护及超前支护方压支架。该支架的主要技术参数见表6-5。辅运顺槽及顺槽分别布置三架端头支6-5端头支架主要技术特 mmtm机头打一排贴帮柱，从切顶线向外打10m，柱距0.8m，帮要背实；当机头支架侧护板（靠煤柱侧）1m时，打两根切顶柱，单体柱均匀布置；当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离大于1m时，打密集柱切顶，柱距200mm，并且工作面采用FLZ38－20／110Q型单体支柱加长钢梁进行超前支护从煤壁线向外20m超前支护为三排支设离顺槽内帮0.2m打20m一排单体柱，柱距0.8m；另一侧距外邦0.2m20m一排单体柱，柱距0.8m，在长钢梁中间位置打20m一排单体柱。（2)胶带斜巷的超前支20m3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。0.8m的戴帽点柱（用单体柱）。10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。（2)1.8m,0.7m（3)15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在移端头架、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以（4)2.0m长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；工作面50m70m以外。各工艺过程注意事割过煤后工作面要保证煤壁平直无伞（长度超过1m，最突出部分不超过150mm；长度在1m以下，最突出部分不超过200mm）。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角小于7°，相邻支架间300mm以下；移架过程中要工作面没有超过100mm1050m，3台端头支架（ZT5600/19/33），3台端头支架，其滞端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面刮板机头推移困当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头高，抬板梁时必须8m2施按有关规定执行。在各点落煤处加设缓冲装置5m/min150－200mm机组要掌握好采高,严禁割底割顶各级机严格把关,杂物(板皮、木料)进入运煤系统顶板及矿压观测措工作面及顺槽巷道必须加强顶板工作面支架能够超前移架时必须超前移架，且工作面所有支架移架后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面20m加强，关。回采工作面正规循环作艺，设计采高为3.0m，放煤高度为10.9m，工作面沿底板推进，机头、机尾各20m随巷道0.80m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作业（一个班检修，两个班生产），均执行现场交制，每班有2424小时正规循环作业图表，见工作面层面图。6-6。6-6劳动组织配备2226机组3339刮板机1机破碎机皮带1泵站3363361两巷两巷1111211222Q1H1LaC1Q2H2LbC2QQ1Q2(0-7)

(0-(0-Q1——割一刀煤产量，t；——煤的容重，1.35T／M3则Q13.01.352000.800.936Q27.91.352000.800.7514材料费料费（C3）5元/吨（见《采煤工作面分册》）。工资费200元/天计算，则吨煤工资成本为：工作面设备折旧费机电设备基本折旧吨煤成本

格残值清理费服务年限330产量3%计算；106-76-7机电设备折旧折旧费ZZP4800/17/33F611顺槽111111单体支 电费3000kW4小时代入得：吨煤动力用电消耗吨煤照明用电消耗=照明用电总功率×循环照明小时数/1.0元/kWh，则：吨煤电力费=1.0×（14.972＋2.773）=17.745（元工作面吨煤成本（C）=设备折旧费（C1）＋工资费（C2）＋材料消耗费工作面效工作面效率工作面日产833080.10t

6-86-8工作面主要技术经济指1m2m3m34m5t6个47t8t/9m3/万6%元回采巷道布回采巷道布置方工作面回采巷道采巷沿煤层顶板掘进，布置方式为一进一回，一条辅5m200m掘联络巷。回采巷道支护参4.5m3.2m，断面面积为14.4m2；辅运顺槽宽4.0m，高3.2m，断面面积为12.8m2。联络巷宽5.0m，高4m，断面面20m2。锚杆形式、规格及锚固方式：杆体为22#左旋无纵筋螺纹钢，长度2.4m，杆尾螺纹M24，树脂加长锚固，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360，钻孔直径为φ30mm，锚1400mm。钢筋托梁规格：采用φ16mm80mm4.8m。50×50mm5.4×1.1m。锚杆布置：顺槽锚杆排距0.9m，每排6根锚杆，间距0.9m；回风顺槽锚杆排距0.9m50.9m6.3m，树脂加长锚固，采用一支K2335和两支Z2360树脂药卷锚固，钻孔直径φ28mm，1500mm。1.8m300×300×10mm钢板。20#2.0m2Z2360，钻孔直径φ28m820mm。3.2×1.1mm钢筋托梁规格：采用φ14mm80mm3.0m。0.9m40.9m煤炭顺槽和辅助顺槽的巷道断面支护图如图6-3、6-4所示。图6- 平巷巷道断面图6- 辅助平巷巷道断面井下概矿井设计生产能力及工作制3Mt/a。330煤层及煤缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，煤层倾角2.3°～5.2°，平均3.1°，总体呈近水平。本煤10m3/min9.29m3/t，瓦斯涌出量较小。1.35tm32.07tm3。距离和货载煤炭平巷到带区煤炭平巷平均运距为725m，最大运距1450m；从带区运煤335m672m带区内布置一个综采放顶煤工作面，设计日产量8330t，运煤系统各环节能力要井下设计是对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的作统筹安排，方井下系。矿井井下方式多样根据矿井具体情况选用系统包括运煤系统运料系统、。1）方本设计矿井属于大型矿井，需要一定的井下能力；矿车效率低，环节多而且安全系数低，性价比较低，其优势难以实现；胶带能实现连续，巷道布置简单；综合以上所述，设计采用胶带机运煤。辅助组合支护其辅助量主要体现在有关消耗材料的定期结合其他矿井的成功经验，设计采用矿车支架和等大件设备和材料，实现工作面连续高效。巷道掘进采用部分断面掘进机掘进，采掘面用人、用料量相对较少；由于活，同样可以采用矿车实现掘进过程中的辅助材料和油品等轻型货物按照《煤矿安全规程》，采用设备包运，单独运2)系放顶煤工作面→胶带斜巷→带区运煤平巷→带区煤仓→胶带大巷→主井井底掘进工作面→掘进面胶带斜巷→带区运煤平巷→带区煤仓→胶带大巷→主井地面→副井→井底车场→辅助大巷→带区运料平巷→辅助斜巷→工作面地面→副井→井底车场→辅助大巷→带区运料平巷→掘进巷道→掘进工作地面→副井→井底车场→辅助大巷→带区运料平巷→带区车场→各个工作点部分仍需运出井下。其系统如下：井下系统见图7-1。图7- 井下系带区方式选设备选型原大中型矿井的采带区要积极采用连续化，发展重载下带式。辅助要采用高效能、适应性强、单机服务范围广的设备，减少环节逐步发展集装箱式，逐步实现矿井辅助的机械化和连续化。选择矿井方式和设备应符合以下原则①必须考虑矿井开拓系统状况，并与系统统一规划，注意上下环节能力的配合，以及局部与总体的统一。②必须做到井上下两个环节设备能力基本一致，设计时应合理地选择不均匀系数和设备能力备用系数；为缓和井上下两个环节的生产不均匀性或不连续，要在采区或③系统尽量简化，注意尽量减少的次数④必须使设备的、安装和检修方便、运行安全可靠，工作条件舒适，并考虑⑤必须在决定主要的同时统一考虑辅助是否合理经济带区设备选型及能力验1）设备选输设备配套选型如下：前后刮板机型号为SGZ-764/630，机型号为SZZ-830/250；15007-37-4。7-1前后刮板输送机技术特 SGZ-mV表7-2机技术特 SZZ-mV长宽高工作面与顺槽中的设备采用机连接，为使煤块有合理的块度，在转7-3。7-3破碎机技术特 LPS-tV长宽高7-4顺槽皮带技术特 SSJ-mmtV 2）能力验设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为595t/h，工作面前后刮板机生产能力为1000t/h，机的生产能力为1500t/h，破碎机通过能力为1500t/h，顺槽皮带通过能力为1600t/h，带区系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备能力均大于或等于前面设备的能力故所选设备能满足要求采区辅助设备的选本带区的倾角很小因此辅助采用无极绳绞车JW2-1600/80牵引MG1.1-6A型7-57-7-5无极绳绞车技术JW2-V提升钢丝绳采用6×7股圆形钢丝绳，直径28mm，公称抗拉强度1700N/mm2，破断力50.4kN。75kw20%。7-61.5吨固定厢式矿车特征项目 型号—容积t1轨距—外形尺寸（长×宽×高质量 辆大巷设备大巷设备选595t/h，斜巷胶带机者者能力均为1600t/h，均采用SSJ-1000/3×200型号可伸缩胶带输送机，其采用辅助大巷设备选根据本矿实际情况及与主要方式带区方式相适应采用架线电机车牵引吨固定箱式矿车电机车型号为Z-9/5501.5吨固定箱式矿车型号与采区辅助1.7-9-9-12。各设备技术特征7-67-77-879。7-7电机车特征项目 型号—粘重t7轨距供电VNh—台2——m7外形尺寸（长×宽×高辆37-8平板车技术特征项目 型号—tt轨距—外形尺寸（长×宽×高质量数量辆7-9人车技术特征项目 型号—个3轨距°外形尺寸（长×宽×高质量数量辆设备能力验主设备能力验595t/接搭接带区运煤平巷胶带，带区设计缓冲煤仓，再由大巷输送机运至主井煤仓，三者1600t/hJ-1000/3×200CT可控启动-160辅助设备能力验矿井采掘面等各工作地点人员以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员，确定最大班需运送人员为70人，所选的PRC-12人车可以满足人员运1450m335m正常生产期间材料设备运量为每班60t根据工作面最大运距1450m大巷运距为1007m；大巷平均行车速度3ms，斜巷行车速度1ms，装卸载调车等车时间取30min，牵引车每班可运行约8次，所选15t电机牵引车2辆，每班能力为7t，大于每班需求运量，可 矿井提概平顶山十矿地面标高+720~+760m300t/78.8923t/a1.35t/m32.07t/m3。矿井瓦斯等级为低瓦斯。煤尘不具有性。矿井工作制度为“三八制”。本矿井采用立井一水平开拓，第7.8m47.48m2387m，井筒支矿井主采用胶带机，辅助采用架线式电机车牵引小矿车，电机车为ZK10-6/550330167016t1.5t矿车双层四车窄罐笼1.5t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤提升设备、人员、材料和矸石。主副井提主井提1）300t16吨箕斗进行提升。箕斗和提8-18-2。8-1箕斗技术参 —tmt8-2多绳摩擦式提升机技术特征 单 型号—mm3数量条4间距m8-3钢丝绳技术特征 单 型—中大小N钢丝破断拉力总和（不小于—2）能力验N260A其中：mN260m26016

(0-所以 960t/h355t/h，满足要求。在主井井底设置一垂直圆断面煤仓，煤7.0m30m1620t。Qmc

(0-Qmc——井底煤仓有效容量（t）；0.150.25Qmc 0.25)Amc0.1586561300t副井提升设备选43.6t/h708-4罐笼技术参数 ———辆4人t根2 根4 8-5多绳摩擦提升机技术特征型号—mmm数量条4间距外形尺寸(长×宽×高m8-6钢丝绳技术特征 —6×19股（1+6+12） /N•mm-（不小于—8-7井上固定天轮的基本参 —NN N矿井通风及安矿井概况、开拓方式及开采方矿井地质概最低点位于漳河河谷，海拔标高+720.00米，最大高差为40.50米。矿井长度最长8.67km，最短为7.93km，平均长度约为8.46km；倾向最长为3.41km，最短为2.99km，平均长3.32km矿井总面积约为24.42km2采煤层为山西组5#设计可采储量332.68Mt，300t78.89年。5#2.3°～5.23.1°，属于近水平煤层，除去井田内有一大的断层影响，煤层赋存基本稳定。矿井瓦斯绝对涌出量小于10m3/min，相对涌出量为9.2910m3/t，瓦斯涌出量较小5#煤层的自燃倾向性等级鉴定结果表明属于不自燃发火煤层开拓方78.89年。西二带区为首采带区。开采方带区内布置一个放顶煤工作面保产，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平巷，平巷采巷掘进，两巷间留5m煤柱。放顶煤工作8330t/d3.2m49-1。9-1工作面部分机电设备一览MGTY-250/6005800SGZ-764/630前后刮板2×315830/200机200LPS-1500SSJ-1000/3×2004800为了保证生产正 前期安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和两个岩巷掘进头变电所、充电硐室、井下大巷采用电机车牵引矿车辅助，井底车场设变电所、库。西二、西四带区内不设变电所，西六、西八、东一、东三带区设有变电所。遇岩巷掘进所需由井底车场库提供，各硐室均需独立通风。工作制、人40040矿井通风系统的确矿井通风系统的基本要矿井通风方式的选一般说来，新建矿井多数是在并列式、分列式、两翼对角式和分区对角式中9-2。9-2通风方式比比并列式安全性更好埋藏深但长+410m300t5.76km3.52km表为黄土高坡边缘低山丘陵地带地表有较大起伏煤层无自然发火煤尘不具有性瓦斯涌出量较小；矿井风量不大。根据以上分析，只有一种合理的通风方式——并式通风。矿井主扇工作方式选①抽出式主扇使井下处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下的压②压入式主扇使井下处于正压状态，当主扇停转时，压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较；积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回把小窑塌陷区的有害气体带到地面。⑥在由压入式通风过渡到深水平压入式通风时，有一定，过渡时期是新旧水平同带区通风方式的选业时，主要人行巷道和工作点上的污风不串联；③通风构筑物和调节设施及辅助通风机要少④充分利用一切可用的通风井巷，使通风井巷工程量最小②进风井巷与采掘工作面的进的粉尘浓度不得大于0.5③新设计的箕斗井和混合井作进风井，已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使进的含尘量达到上述要求；④主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和气体的污染，井口排风不60%⑥采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿通风，电耙应位于的上风侧，有污风串联时，应人员作业；⑦井下破碎硐室和库，必须设有独立的回风道10min40%工作面通风方式的选10m3/min9.2910m3/t，属于低瓦斯矿井。U型、YWU型后退式具有采空区漏风小的特点，但在工作面上隅角附近易于积存瓦斯，当瓦斯它的巷道布置简单，工程量、费用低Y型通风可解决回的瓦斯浓度过高和瓦斯积存问题，但对工作面的瓦斯和气候条件没有改善，且工作面回风巷要沿采空区一翼全长预先掘好，且回采期间始终，W型通风时，供风量要比U型和Y型增加一倍，但掘进和费用高，适用于瓦斯作面采用轨道斜巷进风，运煤斜巷回风的通风方式；采区内的工作面采用顺槽进风，矿井风量计通风容易时期和通风时期采煤方案的确定通风容易时期和通风时期的定义：矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期通风系统总阻力最大时称通风时期考虑第一水平开采时的通风容易时期和通风时期的采煤方法。5101510529-39-4。9-1通风容易时期矿井通风立体1132 6789 9-2通风容易时期矿井通风网络图9-3通风时期矿井通风立体图9-4通风时期矿井通风网络各用风地点的用风量和矿井总用风逆风将各用风地点计算值乘以1.2上下顺槽的风量乘以1.2顺而下遇到分风地点则加上其它风路的风量一起分配未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。下式(0-Q(QaQbQcQa

(0-Qb——掘进工作面实际需要风量的总和Qc

1.15～1.21.25～1.3。工作面所需风量的计每个采煤工作面实际需要风量,应按瓦斯(或二氧化碳)根据《矿井安全规程》规定，回采工作面回风巷中瓦斯不超过1％。本矿瓦斯最10m3/min，以瓦斯涌出量计算工作面风量，见下式(0-11)：Qai100Qgai式中：QaiiQGAIIKGAIIKGWI＝1.4

(0-

100101.41400

9-49-4工作面适宜气候

Qai60vaiSai

(0-式中：Vai——第i个回采工作面风速，进温度1820℃，取Saii16.5Kaii1.4

601.016.51.41386

按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量，见下式(0-Qai4Nai式中：4

(0-Nai——第i个工作面同时工作的最多人数，取40人

Qai=1400Qai0.2560Qai460247.5m3/min≤1400m3/min≤3960m3/min由风速验算可知，Qai＝1386m3/min符合风速要求。Qaj

(0-

0.51400700

Qbi100qbiQbiiqbi——该掘进工作面瓦斯绝对涌出量KbiKbi＝1.5～2；已知qbi=10m3/minKbi=1.5，可得：

(0-Q100qK100101.51500m3 按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量，见下式(0-Qbi4Qbi4——每人每分钟供给4m3的规定风量Nii60人。可得Qbi=240m3/minQbi=1500

(0-因为本矿只有库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验值取得：大材料库为100～150m3/min，中小型材料库60～100m3/min，采区绞车房及变电所为60～80m3/min。70m3/min。Qdi133qdiQdiqdi——该巷道瓦斯绝对涌出量

(0-KdiKbi＝1.2～1.3；已知qdi=10m3/minKdi=1.2，可得；Qdi133qdiKdi综上，考虑到矿井通风系数Kt，取Kt=1.2，结合公式(0-10)，通风容易、 ×4+70]×1.15=5945.5时期：Q2 Q4N式中：Q——根据井下最多人数计算需风量NK——风量备用系数；N=400K=1.5，可得：N=4×400×1.5=2400

(0-两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为5945.5m3/min，通风时期8443.2m3/min风量分1.2就是各用风地Q综=1400×1.2=1680准备工作面Q备3）煤巷掘进工作面Q掘进4）岩石大巷掘进面Q掘进5）绞车房、变电所：Q绞=70×1.2=846）库：Q火=130×1.2=1567）其它巷道：Q其它=1596×1.2=1915.2m3/min9-5。9-5井巷风速验算井巷名/m﹒s-/m﹒s-m.s-副副8井底车井底车8轨道石轨道石8轨道大巷西轨道大巷东8带区运料平8分带进风斜6工作工作4分带回风斜6带区运煤平带区运煤平86备采备采46回风大巷西回风大巷东8风风矿井通风阻力计90%左右，它是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。计算原294010%矿井最路12345678工作面910171822通风时期的最路线12341924252627工作面2829353637计算矿井摩擦阻力和总阻力井下多数属于完全紊流状态，故摩擦阻力按下式计算hULv2/hfr——实验比例系数，常数UL——巷道长度vSm2。令/8，N·s2/m4kg/m3若通过井巷的风量为Q(m3/s)；则vQS

LUQ2/SL、USa成正比。故把上式中的LU/S3Rfr来表示，即RfrLU/S3RfrαL、U、S的影响，对的影响。故hfrRfrQ2难时期的井巷通风总阻力，通风容易时期和时期矿井摩擦阻力见表9-6和表9-7。9-6容易时期矿井摩擦阻N·s2/Q表9-7时期矿井摩擦阻N·s2/Q hme1.2hfe (0-hmd1.15hfd (0-式中：1.2hme=1.2×1127.2=1352.6hmd两个时期的矿井总风阻和总等积RhQ RA1.1917RR——矿井风阻，N·s2/m8；hm——矿井总阻力，Pa；Qz——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2。R=1352.6/71.02Ae=1.1917/0.268=2.30RAd

=2.10通风容易时期和通风时期的等积孔见表9-9-8矿井等积等积孔表9-9矿井通风难易程度与等积孔的关系＜1m21～2m2＞2由以上计算结合表9-9可知，本矿井通风容易时期和通风时期总等积孔均大于m20.35N·S2/m8选择矿井通风设选择主要通风5年；5°90%；④考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节150m400mhsehmehnhsehme——通风容易时期矿井通风总阻力hnhnhb20～5050Pa。hsehmehnhb1352.60501402.6Pa通风时期主要通风机静风压hsdhmdhn式中：hsd——通风时期主要通风机静风压hmd——通风时期矿井通风总阻力hn——通风时期自然风压，hnhb20～5050Pa。故hsdhmdhnhb1751.0+0+50=1801.0Pa主要通风机的实际通过风量Qs1.05Qs

(0-

1.054259.86074.5m39-10。单位/m3·s-单位/m3·s-/m3·s-622

Rfr

h/

1402.674.520.253S2

h/

1801.077.220.302S2

R

R

根据以上数据，在通风机特性图表上（图9-5）选定风机，南风井和东风井选用62A14-11-No.24。9-1100AB015°20°35°Q hfs(mmHO) Q9-5通风机特性曲线9-11风机实际工况电动机选 时期主要通风机的输入功率Hfmin和Hfmax计算电动机由Hfmin/Hfmax=135/167=81>0.6，故通风容易时期和 Ne

NeNfmaxkeke——Nfmax——通风时期的输入功率ηe——电动机效率,可取0.9－0.94，大型电动机取高值，此处取0.9NeNfmaxke/e1671.150.9根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速选择型号为TD400-6的9-12。9-12电动机参转速安全的预防措预防瓦斯和煤尘的措③掘进应采风机，双电源和风电闭锁装置④掘进与回采工作面应安设瓦斯自动装置⑤大巷及装煤站应安设瓦斯自动断电仪瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源预防井下火灾的措①井下水泵房和变电所设置密闭门、防火门。并设区域返风系统防水措采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水杂的区域，并有出水征兆时；③接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；④打开煤裂隙有透水时；⑧接近其它可能出水地区时。设计矿井基本技术经济指10-1设计矿井基本技术经济指12层13m4°56d班2738a9a井田长mm—低—数目—m个1个1mmm个2大巷方——3—mm3/千6矿井煤与瓦斯突出防治措 本文对煤与瓦斯突出的机理有突出煤层的特征突出煤层地质规律进行了研究。并对煤与瓦斯突出的规律和预兆做出了分析,同时还了预测突出的方法和有效的预防突出煤层的综合预防及防治措施。PreventionandCureofCoalandGasThemechanismofcoalandgasoutburstthecharacterofoutburstdangercoalandgeologicalruleofoutburstdangercoalarestudied.Theregulationandomenofcoalandgasoutburstareyzed.Theforecastingoutburstmethodsandeffectivepreventingoutburstmeasuresarepointedout.Thereferenceexperienceisprovidedforthepreventionandcureofcoalandgasoutburstinmines.Aimattheownofgeologicconditionandcoalspecialoftheshoushancoalmine,thetextspecialputforwardshoushancoalminetheoutburstdangercoalofdefendandpreventstep.:coalandgasoutburst;mechanism；defend；prevent前煤与瓦斯突出是煤炭开采过程中产生的一种复杂动力现象。它在极短的时破坏通风系统，甚至造成矿井逆转。井下人员有可能被煤炭和瓦斯窒息的危险，危害极大。矿井中高浓度瓦斯，此时若遇井下火源可能引起瓦斯燃烧超过了前波兰及法国等欧洲国家究其原因主要是煤是我国主要的能（约开发现有矿井开采深度的不断加大矿井地质条件复杂化煤与瓦斯突出将愈严重我国煤与瓦斯突出的突出矿井多、分布广、据国有重点煤矿统计，突出矿井占总数的三分之一以上。截止2004年底，我国大中型煤矿中共有突出矿井104处其中重庆市100％省91.7％江西省和湖南省50％、省40％的大中型煤矿具有煤与瓦斯突出。从地区分布来看，主要的产煤省份、中部、南部矿井突出严有上面数据可以看出重庆市100％省91.7％江西省和湖南省50％省40％的大中型煤矿具有煤与瓦斯突出。其中重庆、、湖南及等省份突出严重。突出类型齐我国的突出类型齐全，包括突出、压出、倾出及喷出。从来看，煤与瓦斯突出次突出次数多、突出强度，突出次数和突出强度是衡量煤矿突出性的重要标志与世界突出严重的国家相比，计发生伤亡事故的各类突出36起，占煤矿瓦斯伤亡事故的11.1％270人，占煤矿 ，煤与瓦斯突出之前大多出现前兆现象，且突出愈严重其突出前兆愈明突出分布于不同煤斜煤层；有厚煤层也有薄及中厚煤层；且不少矿井主采煤层均为有突出的煤层，无解多数突出发生在煤巷，但揭石门突出强度最石门虽然只占总突出次数的5.85%，但大型及特大型突出多发生在石门时其平均突出强度是煤巷及上下山突出的10倍以上，且大型、特大型突出占石门突出次数相当放引起的突出最在不同作业条件下，放引起的突出最多，占突出总次数的55.67%，风镐及手镐作业突出矿井数目不断增随着我国煤矿开采深度的加大，开采强度的不断增强，煤与瓦斯突出的性也在增加，突出区域也在扩大，部分原无突出的煤矿也开始出现动力现象，部分未划分为突出矿井的煤矿也不得不按突出煤矿管理我国煤与瓦斯突出矿井数目和突出强度、煤与瓦斯突出的机理、类型与一般规煤与瓦斯突出的机近几年随着研究的深入及新技术的应用,产生了许多新认识目前已能对突出发生的原煤与瓦斯突出类煤与瓦斯突出的一般规在外力冲击作用下,如放或采煤机割煤时煤体受到,诱导瓦斯发生突出煤体破坏程度越严重,煤的强度越小,突出性越突出煤层的基本特突出煤层一般具有较高的变质程突出煤层一般具有较高的瓦斯压力和较大的瓦斯含0.74MPa。突出煤层一般具有低透气突出煤层的结构破坏类型较高，强度一般情况下突出煤层破坏类型为IIIIVV类突出煤层的平均最小坚固系数较小一般情况下当f≤0.5时有突出煤层的强度是发生突出的阻力因素煤层的固系数在一定程度上反映了突出的难易程度。突出煤层的瓦斯放散初速度Δp较一般情况下，ΔP≥10时有突出突出煤层的比表面积突出煤层具有明显区别于非突出煤层的孔隙结构特煤与瓦斯突出的地质规律分地质构造分大量的高压瓦斯提供了条件;在高水平应力场影响作用下,软弱层(煤层)易发生塑性流变,围岩力学与突出的关对也较大。己2煤顶板是一层3～6m厚的泥岩及砂质泥岩,底板是泥岩、砂质泥岩,吨煤瓦斯含量达10.46m3/t埋藏深度、瓦斯压力与突出关断层对突出的影带及其附近常为煤与瓦斯强突出区。首山矿区内较大的高沟逆断层落差大于30m，矿煤层厚度变化对突出影煤与瓦斯突出预兆与煤与瓦斯突出预区域煤与瓦斯突出预微震技术预测突出煤层温度状况预测突出的电磁辐射强度预电磁辐射(EME)是煤岩体受载变形破裂过程中向外辐射电磁能量的过程或物理现象,煤层中涌出的氦或氡体积分数的变化预神经网络方法进行突出预工作面突出性预预测指标和临界 qmax<312L/min,S>510kg/m,qmax=312～410L/min,S<510kg/m,Cq>0162,无；qmax=312～410L/min,S<510kg/m,Cq<0162,；qmax>410L/min或S>510kg/m,。5.3.2.预测mm,深6m),直到采面下出口煤壁上帮10m处。预测孔垂直于煤墙、平行于煤层顶板布置,预防煤与瓦斯突出的预防突出的区域性措优先开采保护表6- 保护层与被保护层之间的垂上保护层下保护层12Ψ1=180°-β-Δ- （6-1-ψ2=180°-γ- （6-1-式中ψ1、ψ2──岩石冒落角；α──煤层倾角于30m。煤层开采前瓦斯在进行采掘工作之前,使用高压水射流,在有突出的煤层(或石门揭煤)中,冲出若回采工作面。在石门揭煤时,采用水力冲孔在工作面前方应保留3～5m的安全岩性。性在煤巷掘进工作面的前方,打直径为75～300mm15～20m气性较好的情况下。对于煤层较硬,可以与微差控制结合使用。松动眼周围煤体的破裂与松动形成卸压圈,使原有集中应力带与高压瓦斯带移向深0.5m0.2m左右，孔径75～100mm。然后将长度大于孔卸压设计矿井开采煤与瓦斯突出煤层综合防突措斯特征是己煤瓦斯含量10.46m3/t，瓦斯压力1.38Mpa，为高瓦斯突出矿井，其它瓦斯特矿井设计中的防突措6789、采掘过程中严镐落煤111213、矿井前期采用分区抽出式通风，后期采用分列抽出式通风方式1516171819224%计。22防突措5-6煤的上分层不具备综采条件，因此，本矿开采初期不具备开采保护层的条件。（一）产量的提高。建立矿井瓦斯抽采系统可有效地降低题；由于首山矿井为煤与瓦斯突出矿井，瓦斯抽采是防止瓦斯突出的主要措施经煤炭科学总院抚顺分院测定，首山矿己煤层透气性系数为0.871m2/Mpa2.D，属于可一般在3‰以下来看，属于容易抽采煤层。实测百米钻孔瓦斯流量12～30L/min.Hm，抽采16-17煤外在煤层顶板布置抽采巷即在煤层顶板10～15m的岩层中并与工作面顺槽保15～20m的平行错距布置一条瓦斯抽采巷道与工作面采空区上方的岩石裂隙沟通形成一个瓦斯通道。135m；2m，1～2m；20kPaa60m，289mm。生产中可根据瓦斯抽采效果检验来调整钻孔的孔间距，以达到更好的抽7-1、7-2。7-1工作面顺槽瓦斯抽放钻孔布置平面 7-2工作面顺槽瓦斯抽放钻孔布置剖面b25m289mm2h87-3、7-4。 7-3开切眼预抽钻孔布置平面7-4开切眼预抽钻孔布置剖面c瓦斯抽采巷及钻孔布在工作面风巷内错20m平距和机巷外错20m平距的煤层顶板，距煤层10～15m高抽巷松爆钻孔8m一个，孔深37～40m，超前工作面距离不小于60m。高抽巷穿层钻孔4m一组，每组3个钻孔，孔深29～40m，超前工作面距离不小于200m，预抽时间289mm，7-5、6、7。图7- 高抽巷平面布置7-6抽巷钻孔A-A面7-7高抽巷钻孔B-B面d37-8、9、10。7-8边掘边抽钻孔布置平面7-9边掘边抽钻孔C-C面布置7-10边掘边抽钻孔D-D面布置e工作面空钻孔布60m，而首采工作面采长185m，因此工作面形成了将近65m的瓦斯抽采空区域。为解决工作面空瓦压力的问题，设计在风巷高抽巷的下帮向煤层顶板打空松爆钻孔，采用钻孔装药松的措施对空区域的煤层进行卸压抽采。空松爆钻孔孔深125m，孔间距8m，钻直径89mm。工作面可以采取减少工作面采长或加长本煤层钻孔深度的措施避免出现空。间等补充措施，直至效检合格为止。每次掘进有效进尺控制在1.0m，始终保持3m（巷道10m孔深7m，直径42mm，效检不超，允许进尺5m。若效检，在孔沿工作面倾斜方15m89mm10m1.5m，呈三花眼布置，之后进行再次效检，在孔上下5m范围内布置4个效检孔，效检不超，允许进尺5m，若效检，继续执行措施，直到效检不超为止。Pa），6m（二）面的突出性。②在石门工作面掘至距煤层10m（垂距）之前，至少打2个煤层全厚并进入（底）0.5m20m③在石门工作面距煤层垂距5m以外至少打2个煤层全厚的测（预测钻孔，5m。5m（底）部32m5m，2m2m（垂距。3m，当采用放措施时，不小于2m。⑥立井井筒可能揭穿突出煤层时，立井工作面距煤层垂距10m处至少打2个前探钻孔，查明煤层赋存情况。并按照《防突细则》的有关规定预测工作面突出性。在石门揭穿突出煤层前，经预测有突出或煤层瓦斯压力大于0.74MPa时，可采用效果检验有效后，可用远距离放或放揭穿煤层。经预测无突出时，可不采取防治突出措施，但必须采用放揭穿煤层。放的作业方式、装药量、封孔等均应按有关规定和作业规程进行。（三）（四）煤与瓦斯突出预根据矿井需要和有关规定设计配备了4台SGZL-ID型钻机4台ZDY660型钻机、6台ZDY1200S型钻机、4台ZDY4000S型钻机、2台ZL-750型钻机、2台CMS1-1200/30J型深孔钻车、1台QZ100K型潜孔钻机、2台QD100型潜孔钻机，1套KBD7型非接触式突出性测试仪，18套WTY-Ⅲ-F型钻孔瓦斯涌出初速度仪，13套MD-2，30WY-1，4风机，2AMGZY-J设计要求在采区石门、顺槽、掘进面起始位置附近设置压风自救硐室，硐室设置①硐室必须设向外开启的门。硐室墙高1.5m，长度3m，宽度2.5m，可同时15②硐室内支护为砼砌碹，并设有与矿（井）调度室直通0.3m3/min。采用压缩空气④硐室内应根据避难最多人数，配备15个式自救器ZY-1统，设置要求如下：①在距采掘工作面40m进回风侧的巷道中、放地点、人员停留处、警戒人员站50m②自救系统安设在井下压缩空气管，经减压装置后，分设一定数量带阀门控制的管嘴，每个管嘴上设有塑料薄膜罩，平时卷起，用时放开罩住，阀门打开即可供人呼③每组自救系统一般每组5个，供5人使用。自救系统的压缩空气供给量为每人0.3①采面按规定安装瓦斯传感器、瓦斯电闭锁,上隅角挂便携仪,井上瓦斯机房24。回风巷、巷均装配直通地面调度的,保持24h畅通,有问题及时汇报③采面安装顶板压力监测系统,以提高采面的支护质量,支架的初撑力需在3 压力显示31.5MPa)④在回风巷及巷吊挂允许进尺标记牌,严禁施工队挪移或损坏标记牌,无允许进尺时严禁割煤;防突管理牌板悬挂在回风巷压风自救处,防突测试工将和措施执行情结要采取通风与抽放瓦斯等综合防突措施,进行合理的采掘部署突出性预测防突措施的效果检验,正确处理好安全、生产、效益之间的关系,就可以减少甚至避免这种性事参考文献徐永圻，《采矿学》，徐州，中国矿业大学杨蒙达，《煤矿地质学》，徐州，中国矿业大学，，《煤矿矿井采矿设计手册》，煤炭工业高、石平五，《矿山压力与岩层控制》，徐州，中国矿业大圩王省身，《矿井防治理论与技术》，徐州，中国矿业大学，《采矿工程专业毕业设计指导》，徐州，中国矿业大学窦林名，《煤矿围岩控制与检测》，徐州，中国矿业大学蒋国安、吕家立，《采矿工程英语》，徐州，中国矿业大学自然科学名词审定，，《煤炭科技名词》中配煤矿总公司物资供应局，，《煤炭工业设备手册》煤炭部，《煤矿安全规程》，，煤炭工业煤炭部，《煤炭工业设计规范》 ，煤炭工 王德明，《矿井通风与安全》，徐州，中国矿业大学杜计平,，《特殊开采技术》，徐州，中国矿业大学洪晓华，