级设计采矿083煤矿1矿区概述及地质特征

一般部矿区概述及地质特 矿区概 地质特 煤层特 2境界和储 2.1境 矿井工业储 矿井可采储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 4开 4.1开拓的基本问 矿井基本巷 准备方式（采区巷道布置 煤层的地质特 采区巷道布置及生产系 采区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 回采巷道布 井下.............................................................概 煤炭方式和设备的选 辅助方式和设备选 矿井提 矿井提升概 主副井提 矿井通风与安 矿井概况、开拓方式及开采方 矿井通风系统的确 矿井风量计 矿井通风阻力计 选择矿井通风设 安全的预防措 设计矿井基本技术经济指 回采巷道底鼓机理分 前 巷道底鼓研究现 巷道底鼓成因、分类和治 具体案 数值模 结 英文原 中文译 致 11矿区概矿区地理位王庄煤矿位于山西治市郊区故县距市中心30公里其地理坐标为东经112°58′25″113°03′2136°14′04″36°24′35230公里，南到焦作220183公里。地处潞安矿区的东南部，跨长治市郊区和屯留县两个行矿区交通条该矿区208国道由北向南穿越东距工业广场约6公里309国道横贯矿区。铁路线至长治北站14公里，与太（原）焦（作）及长（治）邯（郸）铁路相接通 各地。区内各村镇均有公路相通。交通极为方便太G 昆京G0高07 高速G2二速07矿区周围环境资

1-1王庄煤矿交通位置图老窑采空区：目前，王庄范围内共有小煤矿17座，均为开采，小煤矿井口矿区电力来源：工业广场35KV变电所两回电源线路为LGJ-185/3.1KM,由35KV变电所332337转送至工业广场35KV变电所的高压开关351352送至两段35KV母线,353354SFZ9-10000KVA6KV后,640、631两回路配出，分两段母线矿区气候条差变化较大，夏季午间较热，晚间较凉。年平均最低气温7.8℃，年平均最高气温为降水：内，蒸发量为降水量的3倍多。年最高蒸发量1996.3mm，年最低蒸发量为14938mm，20年平均蒸发量为1731.84mm。年最高降水量为917.00mm，年最低降水量为311.8mm558.8mm。2.48m/14-16m/s10475cm地质1.2.1地形地田北部较高，南部较低，最大标高1024..7m，位于寒山煤矿附近；最小标高898m，位于矿区127m左右。1.2.2煤系地（C3t（P1S6.97-8.527.609.7%3号煤层为全区稳定可采煤石炭系上统太原组（C3t：地层厚89.08-134.23112米，含煤7-15层，一13层。单孔煤层6.70-7.8米，平均厚7.25米，含煤系数6.5%。其中15-2、15-3号煤 主采煤层综合柱状1.2.3地质构2°-616°。断层在内均延伸较长，甚至贯穿整个东西区域，而且在内呈一定间隔分布，故县正断层：位于的中北部，断层的变化较大，在N70°-95W°间变化，倾角70°-80°，断层的倾向随由NNE变为NNW，断层的落差H=20-48m，断层穿越的东、西边界，向西延伸至常村内。在西边界处，断层面倾角70°。断层向东部外延伸呈逐渐尖灭迹象，在王庄内共延伸4000余米。58°148°50m75°56°东，倾向150°，倾角由西向东变陡，一般70°-75°，断距为130m-230m，西段为130m，东段为140m，该断层落差70-170m之间，在内延伸长度为3700m。二岗山北正断层：为南部边界。内长4600m。断层的北63°东，倾向北西15270350m300m。1-倾倾落长故故 断 NNE变为70°-安昌断 70°-35046001.2.4水文地条件好的情况下可达强富水程度。砂岩裂隙含水层可以K8砂岩作为代表（即8号含水层）实9值，0.003-0.8141/SM。K7砂岩与3号煤顶板砂岩一般含水性较弱，试验90.00084-0.4361/SM。太原组K2-K5K2灰岩外，其余各层均含水极弱或不含水，K2灰岩实验奥陶系中统峰峰组与上马家沟组灰岩岩溶裂隙含水层为本区主要含水层岩层总厚400-600Q0.083-52L/S.M。顶板距Ⅶ号含水层5距Ⅷ号含水层53.45故影响3号煤层开采的主要充水因素为Ⅶ、Ⅷ号含水层的顺水导水裂隙全部或部分涌入工作面，对生产有一定的影响。中部，故县3号煤3292m3h144m3/h煤层特煤层埋藏条6层（3号,8-2号，9号,15-1号15-2号，15-3号）,煤层总12.2m。..7m.m，煤层厚度变异系数γ＝.%m＝，故该煤层属稳定煤层。煤层无露头与风化带。9-2（14队编号.m.m，.mm=.，煤层厚度变异系数γ.8%。由于主要指标m<.,%<γ5%109号煤层（114队编号0.10m，2.85m0.81m。该煤层局部可采。该煤层的可采性指数Km=0.43，煤层厚度变异系数γ=67.54%。由于主要指标Km<0.6，且辅助指标γ>55%，故评价其煤层稳定性为较多在中部部分地区呈东西向条带被河流冲刷破坏了煤层的完整性多呈零星分布，215-11.74m15-32.86m，一般不含夹矸，偶见0.2-0.4m厚的夹矸，煤层厚度0.04-2.10m，平均厚度0.63m，煤号煤层，旧称1号煤，本地俗称“四节位于太原组底部，上距15-2号煤1.3m左右，厚度变化在0.20-4.58m，平均厚度1.72m，煤层结构较复杂，有1-3层泥岩或炭质泥岩1-2主采煤层特征表煤煤 顶底板岩

最小-最平

变系

倾角最小-最平 3 岩、细粒砂岩、

煤层围岩性5.94-18.5811.50米。0-12.654.93米。0.4-0.7m内变4.2m。1.4-56m34m煤质特15.17%13.27-18.64%15.87%0.18-1.03%0.34%,原煤分析基27.579-30.9929MJ/kg29.176MJ/kg。精煤挥发分（52）11.91-16.80%，平均13.99%。精煤发热量(18)27.69-33.49MJ/kg30.58MJ/kg15-1号煤层，原煤水分0.06-2.56%，平均0.85%，精煤水分0.31-1.30%，平均0.84%，原21.8115.47%10.50-16.12%13.61%1.06-4.25%2.37%，原煤干燥基发热量为21.58-36.56MJ/kg，平均34.97MJ/kg15-20.46-3.65%1.11%0.32-1.46%0.78%，原18.00-34.48%27.42%，精煤灰分多在7.18-16.07%11.16%，原煤挥发分13.10-22.0117.77%10.67-15.42%13.20%1.06-2.73%0.93-7.13%3.09%0.84%，很稳定，原煤灰分11.38-82.99%，平均24.38%，精煤灰分4.95-17.62%，平均9.21%，11.14-18.18%15.20%，精煤挥发分9.97-18.18%12.47%，原煤硫分0.44-10.90%，平均2.17%。原煤干燥基发热量为19.23-36.53MJ/kg，平均34.14MJ/kg。22.315-26.256MJ/kg24.319MJ/kg。瓦斯、煤尘和煤的自燃瓦斯：属低瓦斯矿井，但瓦斯涌出量呈逐年增长趋势，据2002年瓦斯鉴定报告，矿井瓦斯绝对涌出量为28.22m3/min，相对涌出量为3.23m3/t；二氧化碳绝对涌出16.59m3/min2.48m3/t。煤尘性根据井下采样检测，3号煤爆炸指数南翼27.12%北翼19.73%，均具有煤尘性。层还原样与氧化样燃点之差ΔT1-36-33C°,属不自燃-不易自燃煤层。地温、地，进行了简易井温测量恒温带的深度大20-50m，中性点在30m左右。恒温带的温度变化范围为9.5-13.2平均地温11.2温梯度平均每100m为0.7℃,未发现地温异常。在实际生产中，井下气温正常，未发现地温异常区。因此，地温为低温正常区。，增高而呈现异常现象的。在生产中，亦未有冲击地压现象。因此，地压为地压正22境2.1.1范1、28的连线与石圪节89拐点的连线为界。西部：北以经 北部：以纬 与漳村矿分界2-点X坐Y坐点X坐Y坐1829345672.1.2开采界本内可采及局部可采煤层有6层（3号,8-2号，9号,15-1号,15-2号，15-3号）,煤层12.2m。其中，37.5m3号煤层厚度大，赋存3号煤层。2.1.3尺：4.01m=.4km（（2）最小长度：7252.2631m=7.25km；（由CAD命令测量：5.03m=1.5km（5044.5838m=5.04km（3722.4462m=3.72km（4693.3418m=4.69km（取一般点计算： H---m；最小倾最大倾平面积S= .8162=80.6km2（周长C=47281.8122=47.3km。 （由CAD命令测量） 赋存状况示意矿井工业矿井地质资源储矿井全局可采煤层为3号煤层，本设计采用快段法计算地质资源储量，即，本划分为若干块，在每一块内，由CAD命令量取水平面积，根据该快段的煤层平均倾角计算真实面DDCA 块段划分示意（由可得矿井地质资源储量

ZzmF

Zz 煤容重，t/m3将各参数代入（2-2）2-3Zz 矿井地质资源储量块块块段倾块段面块段煤块段容块段储编ABCDEFGHJK（1）块段面积是由CAD1.30t/m3矿井工业储ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m

式中

Zg——矿井工业资源/Z122b——Z2m11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2m22——控制的资源量中经济的基础储量；Z333——推断的资源量；k0.70.9Z111bZz60%70%Z122bZz30%70%Z2m11Zz60%30%Z2m22Zz30%30%Z333kZz10%k786.7因此，由2-3可得ZgZ111bZ122bZ2M矿井可采内煤柱损根据《煤矿安全规程，确定留设b=20m宽的边界煤柱记为PB

（2-B式中：PB----边界煤柱损失量B C----边界周长，47281 煤的容重，1.30t/m3B B

PSm/cos410-

断层煤柱和两断盘所围的面积 煤的容重，1.30t/m3PF24734697.501.3/井型(占地面积指标（公顷/10万240。600t/a>240t/a600×1.0/10=60公顷=600000m2=0.6km2，本矿井将工业广场设计为长方形，尺寸为800m×750m中。场布置在和倾向的区域。主副井及地表建筑物均布置在工业广场内，工业广场按Ⅰ级保护留带，宽度为20m，根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤186页，本矿井的基岩移动角如下表所述。2-5煤层倾煤层厚广场中深度////4工2-3工业广场保护煤柱由CAD命令量得该梯形的面积S是：.15m2，由：Z=Sm/cos4106工式中：Z工

矿井设计资源储由下式计算：Zs=（Zg-

Zs=778.91矿井设计可采储

P2Z工=10.63Mt 矿井储量信息煤柱和煤柱和储量类质煤 断层煤24.1810.63786.78778.91551.15矿井工作330（16矿井设计生产能力及服务年矿井设计生产能，。因为本储量丰富面积比较大主采煤层赋存条件简单煤层较厚平均7.50m，600万吨/年。，。矿井服务年TZk

AK） 式中 矿井的服务年限，年ZkAK条规定：计算矿井及第一开采水平1.3。T.5/井型校

1.本设计只针对三号煤层平均煤厚7.5m，赋存稳定煤层倾角平均4地质条件简单，矿井能力校矿井相对瓦斯涌出量为3.23m3/t，属于低瓦斯矿井，煤层属不自燃-不易自燃煤层，煤尘指数南翼27.12%，北翼19.73%，均具有煤尘 性，需要采取防范措施。矿井前期采用并列式通风，考虑到的较长平均18.6km，通风路线较长，后期采用混合式通风，即在 的南部和北部各打一个专门的进风井和回风井，为本区域通风服务。综上可知通风无特殊要求，本矿井设计可以满足通风安全的条件。2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相适 矿井设计生产能力与矿井服务年限的关系第一水平设计服务年矿井设计生产力（万

矿井设计年

煤层倾 25°- 6002.2600万t/a71年>70年，所以，矿T1=50.96/80.60×71=44.9=45a>35a444.1开拓的基本问、开拓是指在范围内，为了采煤从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建立矿、确定矿井开采程序，做好开采水平的合理确定矿井通风、及供电系统井筒形式、数目、位置的确 立井和斜井优缺点比较及适用条井优 缺 适用条形

本矿井煤层赋存条件简单，煤层平均倾角4度，属近水平煤层，因内存在较大落差292m3144m3h75cm。由表4-1和以上论述可得，由于表土层较厚，斜井开拓，煤层倾角较小，斜井开拓较长，通风和线路长经济上不合理；本矿井适合采用立井施工本最大的特点就是面积很大，为.km2，最大长度1.km，平均.km，考虑通风问题，不能布置为并列式，必须为采区式分列式或分区云开拓，由于本矿井地温和地压均属正常区域，属低瓦斯矿井，所以，初期采用采区式通风方式。综上可知本矿井需要建设主井，副井，和三个风井。5.①有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要大巷的布置，③两翼的储量基本平衡⑤工业广场应充分利用地形，避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡⑦水源、电源较进，矿井铁路线短，道路布置合理井主副风XY工业场地的位置、形状、面③要便于供电、供水及与外部的联系④要避免井筒和工业场地水患，井筒位置应高于当地最高洪水位⑤要充分利用地形，使工业场地布置及地面合理因为较长，所以将工业场地设计为长方形尺寸为800m×750m=0.6km2开采水平的确定及带区、采区的划本矿井煤层倾角较小，平均4度，属近水平煤层，但由于南部被安昌断层和刘家断层隔开，断层落差较大200m左右，所以北部和中部设立一个水平，南部需设辅本矿井只采3号煤层，煤层倾角较小，所以只考虑带区和采区准备方式，但大平均km面积也比较大所以需要做详细的经济比较采用采区开采可以省大巷长度，采用带去开采不需要上下山。矿井主要开拓巷道、煤层生产能力、开采顺本矿井属于低瓦斯矿井煤层不易自燃考虑的面积和很大面积约.km2，平均km现有两种方案一是布置两条大巷一条主一条辅助布置多个风井进行回风二是布置三条大巷两条一条回风考虑到煤层较厚平均.m所以将大巷布置在煤层底板岩层中，容易，三条大巷时，可将回风大巷布置在煤层中。矿井布置位置选择在距煤层底板20m的岩层中煤层底板为坚硬的细粒砂岩费用较低3号煤层，属于中硬煤质，考虑掘进工期和掘进费用，本矿井设计4度，属近水平煤层，上下山的长度可以适量延长，可以采用无极绳和胶带。33号煤层的生产能力，也就是本矿井的设计生产能力，600万t每年。3矿井开拓延深及深部开拓布置方于断层落差相南部的安昌断层和刘家畛断层较小故北部和中部采用一个水平开拓，直接在中部立井开拓。角较小属近水平煤层，所以打算在南部布置辅助水平，通过暗斜井或暗立井延伸到矿井开拓方案比的倾向，胶带大巷和辅助大巷均布置在煤层底板岩层中，回风大巷布置煤层中，的南北两侧均采用带区式准备，三条大巷需掘进到边界副 主 一水平大巷和车暗斜二水平石门和车副 主 一水平大巷和车暗斜二水平石门和车 副 主 一水平大巷和车暗立二水平石门和车 副副 主 一水平大巷和车图图4 立井两水平开拓暗斜井延伸全区采区式准副 主 一水平大巷和车暗立二水平石门和车

立井两水平开拓暗立井延伸全区采区式准4-34-6 方案一粗略经济计项 费用计基建费开凿

表土 89.6×18023×10-基岩 190×14232×10-表土 89.6×21660×10-基岩 180×16388×10-表土段 （..8.）×7×4=4.7基岩段 （.1.3.）×1×4=7.1

主暗斜井开 727.46×8051×10-副暗斜井开 727.46×8382×10-上、下斜井车 （300+500）×5802×10-岩石大巷开 36212.04×5802×10-煤层大巷开 18106.02×4475×10-小 暗斜井提 立井提 排水（斜、立井 144×24×365×25.36×（0.32+0.28）×10-小 百分 方案二粗略经济计项费用计主 表土89.6×18023×10-开 基岩190×14232×10-副 表土89.6×21660×10-开 基岩180×16388×10-风 表土（89.6+89.6+89.6）×17060×10- 215×16388×10-1189.16×5502×10-1000×5802×10-36212.04×5802×10-18106.02×4475×10-

项 费用计排水（立井 144×24×365×25.36×0.28×10-小 项费用计89.6×18023×10-190×14232×10-89.6×21660×10-180×16388×10-（89.6+89.6+89.6）×17060×10-基建 开（105.4+50.4+240.4）×11988×10-727.46×8051×10-727.46×8382×10-（300+500）×5802×10-25895.32×5802×10-21247.08×3852×10-排水（斜、立井144×24×365×25.36×（0.32+0.28）×10- 方案四粗略经济计项 费用计

表土 89.6×18023×10-基岩 190×14232×10-表土 89.6×21660×10-基岩 180×16388×10-表土 （89.6+89.6+89.6）×17060×10-基岩 （105.4+50.4+240.4）×11988×10-主暗立井开 225×14232×10-副暗立井开 215×16388×10-石门开 1189.16×5502×10-项 费1000×5802×101000×5802×10-基建 岩石大巷开25895.32×5802×10- 煤层上下山开21247.08×3852×10-排水（立井144×24×365×25.36×0.28×10-通过以上粗略经济比较可知，方案二比方案一在经济上多了2个百分点，且考虑到矿井600t144m3/h292m3/h，涌水量不大，且斜井采用胶带提升能力大，故方案一与方案二比较选择方案一 方案一和方案三的建井工程期 项 方案井筒井筒井筒一水平井底车场一水平岩石大巷一水平煤层大巷0风 表土 井筒期项煤层上下山0岩石上下山0一水平岩石大巷一水平煤层大巷0主斜井井筒副斜井井筒二水平井底车场二水平岩石大巷二水平煤层大巷0 方案一和方案三生产经营工程 提升/万 工程 提升/万 工程下山方向（总下山方向（总

上山（总上山（总

/万/万排水/万排水/万期项单费主立 表土井筒 基岩副立 表土井筒 基岩初风 表土期井筒 基岩一水平井底车场一水平岩石大巷一水平煤层大巷风 表土井筒 基岩煤层上下山00岩石上下山00一水平岩石大巷后一水平煤层大巷期主斜井井筒副斜井井筒二水平井底车场二水平岩石大巷二水平煤层大巷共计（初期+后期期项单费主立 表土井筒 基岩副立 表土井筒 基岩初风 表土期井筒 基岩一水平井底车场一水平岩石大巷一水平煤层大巷00期项单费井筒煤层上下山岩石上下山一水平岩石大巷后一水平煤层大巷00期主斜井井筒副斜井井筒二水平井底车场二水平岩石大巷二水平煤层大巷00共计（初期+后期 方案一生产经营单价/（项 工程 费/万/万/万

北下山方 南上山方 南下山方 小 一水 二水 小 斜 立 小 提升费合 煤层大 岩石大 /万/万

小 一水 二水 小 合 方案三生产经营项 工程 单 费 北下 /万/万/万

南上 南下 区段 小 一水 二水 小 斜 立 小 提升费合 上下 岩石大 /万/万

小 一水 二水 小 合 方案一和方案三的费用汇项费用/万 百分率

费用/万 百分率

总费 区段和带区工程量采用微机分的方式，并借助Excel表格计算各方案的开拓巷道只是在CAD.%.%所以初期方案一的建井工期要长于方案三。从开采准备方式来看，因内有三条大断层，且断层与边界有夹角，方案一采用带去布置，会留下大块的三角煤，还需专门开拓巷道进行开采。矿井基本井71a600t/a，属于特大型矿井，主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径7.5m，断面积44.18m²，井筒内装备两对22t4-54-14。

项数项 数25t58.09副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为8.0m，断面积50.26m²，井筒内装备一对3t4-6所4-15。 副立井井筒断 副井井筒特征项项1.5t6.5m33.18m²550mm4-7，4-16。 风 风井特征项 数井 井筒直 前期风 后期南风井 后期北风 净断面 基岩段毛断面 表土段毛断面 井底车4-8。551-主井2-副井3-风井4-胶带大巷5-辅助大巷6-回风大7-变电所8-水仓9-水泵房10-等候硐室11-医疗室12-材料

井底车场平面布置1.0-1.5平均4度辅助采用MG1.9-9A型1.5吨固定厢式矿车其尺寸为2400×1320×1200。机车选用JCP-8/6005240×1140×162015节车（1）列车的长度所选车场的副井空车线的长度L1＝96.00所选车场的副井重车线的长度L2＝96.00m>60.75m，符合要求大巷的煤直接由胶带运入煤仓，再经过胶带运至井底煤仓。矸石列车在副井重15%-25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为18181.82t，所以需要煤仓容量为2727.27t，设置三个直径为7m，高20m3000t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条装载输送机副井系统硐室由水泵房、水仓、清理水仓硐室、变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把变电所和水泵房布置矿井正常涌水量为144m3/h，最大涌水量为292m3/h，所需水仓的容量为：Q0=292×8=2336根据水仓的布置要求，水仓的容量为:Q=S×L 水仓有效断面积，8.15 水仓长度，410 由上面计算得知：Q>Q0，故设计的水仓容量满足要求、、主要开拓巷胶带大水平大巷，大巷是沿着煤层掘进，即南巷，在一水平该大巷最南端见煤层，应加。考虑到大巷服务年限较长，大巷采用半圆拱型断面，锚喷支护。胶带大巷断面如 0 胶带大巷断0 胶项断面设计 设计掘进尺寸 喷射厚度净周长 外露 排间排距长度直径度顶帮顶帮顶帮4-17项工程量别巷 墙喷射材料钢筋积 辅助大4-104-18，4-19。 辅助大巷断4-18项断面设计 设计掘进尺寸 喷射厚度净周长 外露 排间排距长度直径度顶帮顶帮顶帮 辅项计算掘 锚别工程量 数巷 墙喷射材料 锚积 钢筋央工业广场内打一个用来回风，此时需要掘进回风大巷，该大巷布置在煤层中，考4-114-204-21。 回风大巷断4-20项 喷射厚度净周长煤 外露 排间排距长度直径度顶帮顶帮顶帮 项

计算掘 锚工程量 数

材料消耗 粉刷积巷 墙 喷射材料 锚 钢筋岩 煤层的地质特采区位设计首采采（北五采区位于北区故县断层和安昌断层之间工业广场的正东部采区煤层特本首采采区主采3号煤层，煤层近南北，倾向西，倾角2-4°，属近水平煤层。厚6.72-8.79m7.5m0.11-1.85%0.85%5-1。 煤层特征项容重

平

挥

发

倾角 3

煤尘有爆炸危险性；属于不自燃-不易自燃煤层。煤层顶底板岩石构造情致密，分层厚度大且不稳定，5.94-18.5811.50米。大，0-12.654.93米。0.4-0.7m内变4.2m。1.4-56m34m水文地370-8035米，距Ⅷ号含水层53.45米。故影响3号煤层开采的主要充水因素为Ⅶ、Ⅷ号含水层的顺水导水裂隙全部或部分涌入工作面，对生产有一定的影响。中部，故县与安昌断层之间，3号煤层上覆基岩较薄，292m3h144m3/h。所以本采区的涌水量地质构1.22-42.3°，属近水平煤地表情采区巷道布置及生产系采区准备方式的确因本内分布有纵跨的故县断层、刘家畛断层和安昌断层，被分隔成三大部分，因为断层的与边界有夹角，所以采用带区式开采会留有很大的三角煤，所以本采区准备方式存在的辅助和行人的问题，本设计矿井的采区轨道上（下）山均布置在煤层中，上（下）山均布置在岩层中。辅助采用柴油机齿轨卡轨机车，很好的解决了采区辅助的问题。因此确定选用采区准备方式，以下对采区巷道布置及生采区位置及首采采区位于北区，一水平的上侧，北以古县断层保护煤柱为界，东以边界保4764m2475m100m。采煤方法及工作面长度的确首采采区煤层平均厚度7.50m，平均倾角2.3°，属近水平煤层，由于煤层较厚，采用综150mmmm。确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风、方巷的尺寸（宽×高）为5000mm×3000mm，区段巷的尺寸为5000mm×3000mm。本采区采用单巷掘进，采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜处。为了解决风路太长通风阻力大的问题，需要开中切眼，具置见采区巷道布置平面图。，采区内各工作面采用U型上行式通风系统简单，漏风小。南二采区、北五采区、北七采区、北九采区生产时，新鲜从副立井经辅助大巷，通过采区轨道上山进入区段平巷，然后进入工作面，污风经区段回风平巷进入采区下山，再经排出，采区采区内各区段的平巷铺设B=1400mm的胶带输送机，煤炭到采区（下）山胶带机，辅助采用柴油机齿轨卡轨机车带动矿车，材料车从副立井进入井底车场，在井底车场换装后，经辅助大巷运到采区下部车场，再由采区轨道上（下）山运到回采工作面的轨道平巷，然后运至工作面。辅助实现连续化。煤柱尺寸的因本矿井采用单巷掘进，沿空留巷的方法布置工作面，所以工作面区段巷道两侧不需要（下m煤柱，（下山另一侧留设m煤柱采区边界煤柱与断层煤柱边界煤柱（下山柱重合，不再单独留设采区边界煤柱。采区巷道的联络方80.6km218.6km在布置服务于北五采区、北七采区、北九采区、南二采区，并且前期开拓煤层大巷用于回风，回风大巷通过石门与相连，前期有三条大巷胶带大巷、辅助大巷、回风大巷。后期北部和南部各布置一个边界，用于其他采区的回风。区段顺600万t，需用两个工作面同时生产，具体的工作面顺序如下表所示。首采区区 顺项 35053514工作面是孤岛工作面。5-1采区巷道布置图采区生产系煤工作面刮板输送机机、破碎机区段平巷胶带输送区段煤仓采区上山胶带输送机采区煤仓主大巷胶带输送机井底煤仓主井箕斗地面辅助系地面副井罐笼井底车场井底车场换装站辅助大采区下部车场轨道上山采区中部、上部车场区段轨道平巷通风系统（3511工作面为例副井井底车场辅助大巷采区下部车场轨道上山采区中部车场右弯道3511工作面区段平巷工作面3511工作面区段回风平巷采区中部车场回风斜巷上山采区下部车场回风斜巷回风大巷主回风煤门地面 辅助大巷 辅助大巷 在工作面平巷设置一趟4寸的管路，在平巷低洼处建一临时小水仓，工作面的设置两台22Kw水泵，一台使用，一台备用。在井底水仓设置两台150D30×9型水泵，一台使3511工作面区段平巷轨道上山辅助大巷井底水仓副井地面采区内巷道掘进方AM-50型掘进机，SEP-160A机，SGB-620/40（SGW-40T）型刮板机，SSJ650/2×22（SJ-44）型可伸缩带式输送机，JBT-52-2局部扇风机。掘进时机接刮板机和可伸缩胶带输送机。其缩到25-50m并将可伸缩带式输送机延深50-75m机与刮板机的搭接长度为12.5m。采区生产能力及采出3Mt/a3m4.5m330天。A330(MCHC)Lan

6 5-10A330(30.954.50.75)1.302200.8061062.82Mt/0AK1K2式中 采区生产能力

把数据带入5-2可得本矿井设计井型为 能满足矿井的产量要求

CC---ZCC-ZCG-

把数据带入5-3CC根《煤炭工业设计 薄煤层不低于0.85。本 煤炭工业设计规范》规定采区车场选型设确定采区车场形由于煤层倾角平均4 续化，本矿井采用柴油机 现从井底车场到工作面的续化，所以对采区车 由于连续化，所 道岔及曲线弯道直接进入段轨道平巷即可，因本首 个弯道车场。另外，采区 1-上山2-轨道上山3-左弯道4-右弯道5-北翼区段回风平5-2采区上部车场1-上山2-轨道上山3-左弯道4-右弯道5-采区中部车场回风斜6-区段煤仓7-北翼区段平巷8-南翼区段平5-3采区中部车场642764275311-胶带大巷2-辅助大巷3-回风大巷4-采区下部车场弯道5-采区下部车场行人斜巷6-采区下部车场回风斜巷7-采区煤仓8-上山5-4采区下部车场采区主要硐室布742300mm容量为：QQ0L(MC0式中 煤仓容量

120m（ 把数据带入5-4可得Q10120(30.954.50.75)0.801.30Rsqrt(776.88/1.30/20/3.14)6.5m20m考虑到上山距离较长，为了满足电器设备电压的需要，在首采区中部设置采区变电所，采区变电所应设在采区用电负荷集中的地方，故放在两条采区上山之间。高压电气设备与低.mm.m。硐室断面形状为半圆拱，采用不可燃材料支护和锚喷支护。硐室与通道相连处，设有向外的防火栅栏两用门。采煤工艺采区煤仓特征及地质条1.30t/m3。致密，分层厚度大且不稳定，5.94-18.58m11.50m。大，0-12.65m4.93m。0.4-0.7m内变4.2m。1.4-56m34m煤尘有爆炸危险性；属于不自燃-不易自燃煤层。144m3/h280m3/h确定采煤工艺方种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一到93%-97%以上。但巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，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巷道掘进较少减少了巷道的工程量时生产也相对集中工作面搬家次数少；对放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质。工作面产量和效率高巷道掘进较少减少了巷道的工程量同时生产也相对集中；7.50m，开采技术条件7.50m厚的大采高设备选型，技术方面在国内外尚属研究实验阶段，并不如放顶煤成熟，同时由于本矿设6.0Mt/a7.5m厚的设备现阶段很难满足产量要求，故考虑到设备的回采工作面工作面选择后退式回采，有利于回采巷道和通风。为满足一年的生产，工作面最小推进长度为1700m，煤层平均厚度为7.50m，设计采高为3.0m，放顶煤4.5m。放顶煤的步距0.80m，即为一个采煤机的截深。150220m220m2413.21m020个工作面，工作面间不留护巷煤柱。根据准备中连续采煤机及其配套设备的尺寸，以及辅助设备的尺寸，确定工作面轨道平巷断面为宽5m，高3m，断面面积为15m2；工作面平巷断面宽5m，高3m，断面面积为15m26-1工作面配套设备表项设备名 采煤 支 前刮板输送桥式DX采煤工作面破煤、装煤MXA-300/3.5D型SGZ-800/500型刮板输送机。其技术特征分别见6-2、6-3。设备选6-项单 数MG-牵引方 交流变频无极调速、链轮销排式无链牵牵引速 8.3-滚筒直 装机功 采 截 适应煤层倾 牵引 机面高 喷雾灭尘方 内外喷重 6-项单数6-项单数m6-项单数6-桥式机主要技术参项单数6-项单数DXV6-项单数6-项单数0.80m3m4.5m0.80m。采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线两个滚筒的截深0.80m后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向35m6-1所示。AAA AAA26-1不留三角煤端头斜切进刀方式示意图采煤工作面支护方选用ZFS6000/17/33型支撑掩护式支架及其相配套的端头支架工作面机头机尾分别布31471536-4。

HmaxMmax

（6-把数据带入6-1可得Hmax3.000.25HminMmin

M 把数据带入6-2可得综上可知，所需支架支护高度可以在2.7-3.25m之间进行变换，本设计所选支架ZFS6000/17/331.7-3.3m支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估P还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。本设计矿井顶板为Ⅰ级直接顶板，所以直接顶平均初次跨落步距为m根《放顶煤开采技术与放顶煤支架一节说明工作面支架阻式中 支架工作阻力k----1.5-2.0 i

i i P1.8[1.5(1.304.50.80235.366)cos]ZFS6000/17/336000KN，很明显，P80%，所以该支架能够满足支护要求。80%80%。P080%6000由支架技术特征表可知，其额定初撑力为5232kN工作面端头支护及超前支护方ZTF6500/19.5/34工作面采用DZ35型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护单体支柱技术特征见

表6-10DZ35型单体支柱技术特参 40m400mm40m一排单体1m400mm40m1m。区段胶带平巷超前支从煤壁线向外40m超前支护，为一排支设，距机外侧500mm左右（人行道侧1m。。打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.8m15m以内时，必须严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以.0m长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；工作面的横川0m0m以外。回采工艺及其要采煤机割煤、装煤移架推前溜放煤拉后溜后方顶板自行垮落进入下一个循环MG-300/700WD型双滚筒采煤机（0.8m）,正常割煤时，前滚筒工作面机组割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部输送机运至端头卸载，经立即升紧前后立柱、前梁，最后打出帮板、侧护板。7°,2/3,支架接顶严密,初撑力达规定要求。15m进行,20m弯曲段长度不得小于30m。推、拉完毕后，手把必须及时回零，保证前后溜成直线。严禁停工作面回采初期，顶煤比较完整，放煤较。为提高初采放煤回收率和尽快达到放煤；相隔④后溜要随时观察后溜煤量，防止后溜负荷大而发生压溜或断链事故⑥严格执行《煤矿回采工作面回收率考核标准10-15m回采工作面正规循环作3m，放4.5m的顶煤，工作面沿底板推进，机头、机尾各10m随巷道顶底板平缓过渡。循环（一个班检修，两个班生产，均执行现场交制，每班有效工时为八个小时。循环方式36个循环。6-11工作面劳动组织表 采煤机顶溜 放煤 5工55工55644872248机1129112皮 11211211234433续表6- 电器检修 泵站检修 喷雾检修 3.图6-2工作面正规循环作业工作面回采率及技术经济指220×8×4.5×1.30=10296t。16m16×220×4.5×1.30=20592t ①工作面总煤炭损失为 ②工作面总煤炭储量为 ③工作面回采率为 93%，满足设计要循环产量由下 计算

Q1L1S(MCM1C1)Q2L2S(M2CM1C1)QQ1Q2 3m 循环产量 3m

把数据带入6-4、6-5和6-6可得Q12000.8(3.0Q2200.80(3.0Q1354.08135.41100元/t。工作面吨煤成本C由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗C4①备折旧费6.48元/t。②工资煤工资费（C2）300/93＝3.23元/t③材料费材料消耗费用包括坑木费用、费用、费用、坑袋费用以及其他材料费用，综采面材料费（C3）12.0元/t（见《采煤工作面分册》第七项。④电费＝电机容量总和×开动台数×循环开动小时×负荷系数/循环产量2500kW6h代入得：＝照明用电总功率×循环照明时数/200kW代入得：照明用电费总消耗（C4）＝单价×（动力用电单耗+照明用电单耗）0.50元/kWh代入得：电力费＝0.50×（9.30+0.81）＝5.06元工作面吨煤成本（C）＝6.48+3.23+12+5.06＝26.77元6-12工作面主要技术经济指标序项单数1m2m3m4m5m67m8t9个6m3/万2kg/万kg/万回采巷道回采巷道布置方.MtaU回采巷道支护参15m2。2.4mZ2360（后放28mm1300mm。30辅助斜巷采用50×50mm、5.2×1.1。1m0.8m250mm。锚索：单根钢绞线，Ф15.24mm，长度7.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335（先放Z2360（后放22m3m锚杆形式和规格：斜巷煤柱侧为Ф18mm圆钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M20,规格型号为Ф18-M20-2000；工作面一侧煤帮为Ф18mm玻璃钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M16,规格Ф18-M16-2000。托盘用拱形高强度托盘规格为120×120×6mm另外玻璃钢锚杆增加规格为200×300×50mm30mm。10锚杆排距1m，每帮每排4根锚杆，间距700mm。区段平巷靠近顶板的巷帮锚杆距顶板200mm。区段辅助平巷靠近顶板的巷帮锚杆距顶板200mm。m区段平巷、辅助平巷的巷道断面支护图如图、-4所示。 00 0070070007007006-4区段轨道平巷断面77概井下设计是对井下煤炭、矸石、材料、设备及工作人员等的作统筹安排，方式与设备的选型，应根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、瓦斯情况、采煤方法等井下原始条件和数本矿井主采3号煤层，煤层近南北，倾向西，倾角2-6°，属近水平煤层。厚28.22m3/min瓦斯涌出量较小；煤尘有爆炸危险性；属于不自燃-不易自燃煤层。6.0Mt/a，工作制度为“三八”制，两班生产，一班检修，每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。区段巷到采区上山平均运距为1382m，最大运距为2764m；从上山到大巷平均运距为1337m，最大运距为2259m；从626m。8545t,综掘面日产量534.8t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。井下系煤炭系采区工作面系 区段平巷 采区上山 胶带大巷 综掘面煤炭系 区段平巷 采区上山 胶带大巷 辅助系 辅助大巷 辅助大巷 各系统如图7-1所示。6 1-主井2-副井3-4-胶带大巷5-辅助大巷6-回风大巷7-采区煤仓8-采区倾斜绕道9-上山10-轨道上山11-采区曲线左弯道12-采区曲线右弯道13-采区中部回风斜巷14-区段煤仓15-区段平巷16-区段轨道平巷17-工作面中切眼18-工作面图7-1井下系统平面煤炭方式和设备的选煤炭方式的选大中型矿井的近水平采区要积极采用连续化，发展重载下带式输送机。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，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。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，要采区一些系统尽量简化，注意尽量减少的次数必须使设备的、安装和检修方便运行安全可靠，工作条件舒适并考虑设必须在决定主要的同时统一考虑辅助是否合理经济6.0t/性，选用带式输送机运煤。采区煤炭设备选型及验面设备配套选型见表7-1。7-1工作面名 型刮板输送 桥式 破碎 DX各设备的技术特征见表7-2到7-57-项单数7-项单数7-项单数7-项单数DXV2.能力验，1554t/h2400t/h机最大生产能力为t牵挂版输送机生产能力为0th最大放煤量为9th机的生产能力为2000t/h破碎机通过能力为2200t/h区段平巷胶带输送机能力为0t盘区系统中的各设备的生产和通过能力均大于工作面的最大瞬时出煤能力，且各环节后一设备能力均大于或等于前面设备的能力，因此，所选设备可以满足要求。，7.2.3大巷设备的选择和验1.设备的选下系统有较高的连续性和较高的可靠性，建设高产高效矿井，大巷选用胶带输送7-项单数°2.能力验由下列计算QQi(0.5K3)/7/K1/K2Qi式中 Q----输送机小时量Qi----回采工作 小时生产能力总和 0.5----采区煤仓容量为上下山机0.5小时的运量 把数据带入7-1可得

（7-Q15541554(0.50.1)/7/0.4/0.515542664t/因所选胶带输送机能力为0t，远大于4t，且大于两个工作面同时生产所选胶带能力之和0t，因此所选胶带符合矿井生产要求。7.2.4采区上下山设备的选DX-1400型胶带输送机。辅助方式和设备选辅助方式选设计矿井大巷和采区准备巷道均采用综掘机双巷掘进、锚杆支护，回采面为大功率采煤机进行大采高开采，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度大为加快，需要一种更方便、更灵活机动和快捷的辅助方式。近水平采区，巷道无底鼓现象时，可选择普通轨防爆柴油机或蓄电池胶套轮齿轨车或防爆柴油机卡轨车、无轨胶轮车。由于本矿井煤层倾角较小°属于近水平煤层但煤层直接底板为泥岩不适宜无轨胶轮车为了实现辅助输的连续化，减少中间环节，本矿井设计选择柴油机驱动的齿轨卡轨车作为辅助。适用于开采近水平或缓斜煤层，其机动灵活，运距不限，易于实现由井底车场到工作面的连续不辅助设备选JCP-8/600型国产柴油机齿轨卡轨机7-7。7-JCP-8/6007-JCP-8/600型柴油机齿轨卡轨机车性能参项单 数 机mm×车水平/垂直机构机长×宽×高mm28车性3.0能°由于本矿井设计生产能力为600万t/a，掘进出煤和矸石，以及材料都相应的增多，因此本矿井设计选择1.5t固定箱式矿车作为辅助机车载重车，其技术特征见表7-8。7-82.0项 单 数tt长×宽×高3.由于矿井面积比较大7-9。7-9人车技术特征表项项单数人2/2-人4最小弯道 水平方m 竖直方m°长×宽×高4.由于本矿井采用综采放顶煤采煤方法，所以有支架等大型设备需要，考虑到最16t6-10。6-1016项单数t长×宽×高矿井提升煤层赋存条本矿井主采3号煤层，煤层平均厚7.5m，倾角2-6°，容重1.3t/m3；煤层瓦斯绝对涌出量为28.22m3/min，相对涌出量为3.23m3/t，瓦斯涌出量较小；煤尘有爆炸危险性；属于不自燃不易自燃煤层。矿井工作制度和生产能矿井采用三八制工作，两班采煤一班检修，每天净提升时间为16h，矿井设计年工作日为3306.0Mt71a。矿井开拓方井直径为7.5m，净断面面积44.18m²，副井直径为8.0m，净断面面积50.26m²；暗斜井均采15.21m²，矿井提升方主副井提主井提250m25t8-1。8-项单数tMAB主要尺 KJKD系列多绳摩擦提升机，由于矿井服务年限和设计生产能力比较大，选择两8-2。8-项单数m3根6设有一个井底煤仓，总容量为3000t。煤仓下装有两台KS-18/15型防爆往复式定量仓结22套扇形160t，设有煤位及煤流讯号装置，受煤仓下安装有两台电动给煤机。8-268-1可知箕斗最820kN136.67kN8-3。8-3主井提升钢丝绳参数表 6×7镀锌钢丝 钢 HHSHZHX式中 提升高度HS----矿度 HX 把数据带入8-1可得：H2503020

（8-

Vm （8-H H 把数据带入8-2可得：Vm 6.9m/TXVm/aH/Vm

（8-

把数据带入8-3可得：NS3600/

6.9/0.8300/6.930

（8-

NS 把数据带入8-4可得：NS3600/82.143.8次，取为43次

ASAnccr/(BnTv

（8-把数据带入8-5可得：ASQAS/（8- 一次合理提升量 NS 小时提升数，438-6Q1920.4543副井提240m1.5t8-4。项单项单数人辆4tt钢罐道JKD系列多绳摩擦提升机，由于矿井服务年限和设计生产能力比较大，选择两8-5。8-项单数m3根6根据表8-5可知，副井采用多绳摩擦提升机，提升钢丝绳为68-4可知罐笼最560kN93.33kN8-6。8-6副井提升钢丝绳参数表 6×7镀锌钢丝 钢 矿井概况、开拓方式及开采方矿井地质概田北部较高，南部较低，最大标高1024..7m，位于煤矿附近；最小标高898m，位于矿区2.48m/14-16m/s。瓦斯：属低瓦斯矿井，但瓦斯涌出量呈逐年增长趋势，据2002年瓦斯鉴定报告，矿井瓦斯绝对涌出量为28.22m3/min，相对涌出量为3.23m3/t；二氧化碳绝对涌出16.59m3/min2.48m3/t。煤尘性根据井下采样检测，3号煤爆炸指数南翼27.12%北翼19.73%，均具有煤尘性。煤的自燃：井开采的3号煤层未发生过自燃现象，根据钻孔采样试验，3号煤层还原样与氧化样燃点之差ΔT1-36-33C°,属不自燃-不易自燃煤层。本矿井面积80.6km2，可采煤层只有3号煤层，煤层埋深在100-600m，煤层赋存条件稳定，煤层平均厚度为7.5m，倾角为2-6°，近南北，平均长18.6km，倾向平均长4.69km。矿井可采储量为551.15Mt，矿井设计生产能力为6.0Mt，属于特大型矿井，服71a。开拓方，本矿井采用立井两水平暗斜井延深开拓方式，全区采区式准备，前期开采时采用并列式通风方式，在专门开凿；后期分别在北部和南部开设后期。一水平标高+680m，二水平标高+480m划分为八个采区，其中北七采区和南二采区为单翼采区，其余均为双翼采区。首采区（北五采区）位于北区故县断层和安昌断层之间，工业45a26年。，开采方600t/a7.5m，采用综采放顶煤220m。综放工作面生产能力为8545t/d每日推进4.8m采煤机选用MXG-300/700DA型采煤机，0.80m6次。变电所、充电硐室、区内设置采区变电所，由井底车场库提供。以上各硐室均需独立通风。工作制度、4009225矿井通风系统的矿井通风系统的基本要进口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染装有皮带机的井筒不得兼作回装有箕斗的井筒不得作为主要进矿井通风方式的选新建矿井多数是在并列式、分列式、两翼对角式和采区式中选择。下面对这几9-1。9-1通风方式比较通并列 分列 两翼对角 采区方缺点 条件大，且瓦斯

浅，长度不大，而且

煤层较大，

若采用并列式，因为矿井采用采区布置，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道。但后期生产的两翼通风阻力不断增大且长度很大平均18km后期通风不能满足要求；，在本矿井的条件 分列式对 长度过大的，风系统比较，需要开掘很长的开拓巷道才能构成风路，使达产期延长，非常不经济；本矿属于低瓦斯矿井，考虑到范围广，为了尽快出煤，减少初期投资，节省保风，回风；后期采用采区式通风，即在矿井的南部边界各开凿，副立井进风，采区边界回风。矿井主要通风机工作方式的选抽出式主要通风机使井下处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；压入式主要通风机使井下处于正压状态当主要通风机停转时压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分短路，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在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是新旧水平采区通风系统的要能够有效地控制采区内方向、风量大小和风质121工作面回中沼气浓度不得超过必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小畅通机电硐室必须在进中工作面通风方式的选选择平巷作为进风巷，辅助平巷作为回风巷方向和运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，使中的煤尘浓度增大；煤炭在过程中所涌出的瓦斯，使进中的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全条件；输送机所散发的热量，使进温度升高，从而增大工作面的温度。选择辅助平巷作为进风巷，平巷作为回风巷选择辅助斜巷作为进风巷，斜巷作为回风巷，虽然避免了上式的缺点，但是，胶带输送机处于回中，容易引起瓦斯的。辅助平巷作为进风巷，平巷作为回风巷。：，“U”形通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有系统简单、漏风小等优点，，“Y”形通风：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中的瓦斯。对于综采工作面，上下平巷均进新鲜有利于上下平巷安装机电设备，可以防止需要边界准备回风上山，增加了巷道掘进、费用。不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放烟、煤尘速度快。矿井风量矿井风量计算方1.2就是各用风地点的实际风量，采煤工作面支配计算的风量，两区段平巷的风量乘以系数1.2.顺而下，遇到分风地点则加上其他风路的风量，一起分工作面所需风量计1%。工作面瓦斯绝对涌出量为3.9m3/min，二氧化碳绝对涌出量为2.3m3/min。以瓦斯涌出量

Qai100qa i

（9- i个工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，3.9 1.5把数据带入9-1可得

1003.91.5585m3/Q'1002.31.5345m3/9-2工作面适宜气候条件工作面温Qai60vai

（9-

i i18-20 i15m2把数据带入9-2可得

601.015900m3/Qai4

（9-

i i个工作面同时工作的最多人数，92把数据带入9-3可得

492368m3/由以上三个方法计算所得工作面实际最大需风量为Qai900mmin3

Qmin0.2560Qmax460 i15m2225m3/min900m3/min3600m3/900m3/min

综上可知本矿井有两个掘进工作面同时生产，故

90021800m3/备用面需风量计掘进工作面需风量计

1.5

（9-

557.60.66/(6024)0.26m3/把数据带入9-6可得

1000.261.539m3/

Qbi4 m3/min

（9- 25把数据带入9-7可得

425100m3/

局部通风机实际吸风量 局部通风机为FBD№6.7/2×30600-370m3/min，取Q=600m3/min；安设局部15m21台。把数据带入9-8可得

(6001515)1825m3以上三种方法计算掘进工作面所需风量最大值为Qbi825mmin3

Qmin15 i15m2

把数据带入9-9和9-10可得225m3/min825m3/min经验算Qbi825mmin符合风速要求，因此，掘进工作面所需风量3

因本首采区有四个掘进工作面同时生产，所以

82543300m3硐室需风量

Q=100m3/minQ=100m3/minQ=200m3/油火他矿井煤层为近水平煤层，辅 方式为柴油机齿轨卡轨车，采区内工作面所需设备油火他其他巷道需

Qc10010020010%计算。矿井总风量Q(QaQbQc 10% 1.2把数据带入9-11可得Q4N

400)1.11.27260m3/

式中 矿井的总进风量 400 1.2把数据带入9-12可得Q44001.21920m3/两种方法取较大值可得，矿井总风量Q7260m3min风量分配及风速验

Q

900m3/min9001.2=1080m3/min8251.2=990m3/min=1001.2=120m3/=2001.2=240m3/

=7261.2=872m3/矿井通风时期比通风容易时期总需风量多两个掘进工作面的需风量，即1.2×1650m3/min，所以矿井通风容易时期总风量为7260m3/min，通风时期总风量9240m3/min。井巷风速验算结果见表9-49-3各巷道允许的风速值序井巷名风速12345 回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩 49-4通风容易时期井巷风速验算巷道名有效断面风速验采区平表9-5通风时期井巷风速验巷道名有效断面风速验采区平矿井通风阻力计90%机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、时期的最路线。容易和时期矿井最路通风容易时期和通风时期的定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。（2）时期采煤方 t/a通风时期通风路 下 北回风立 地1125394867 45图9-1通风容易时期网络 图9-2通 时期网络1-主井2-副井3-回4-辅助大巷5-胶带大巷6-回风大巷7-上山8-轨道上山9-右翼工作面轨道平巷10-右翼工作面平巷11-右翼综采工作面12-区段轨道平巷掘进头13-区段平巷掘进头14-右翼区段轨道平巷掘进头15-右翼区段平巷掘进头16-工作面轨道平巷17-工作面平巷18-综采工作面9-3矿井一水平容易时期通风系统立体图1-北进2-北回3-辅助大巷4-胶带大巷5-北回风大巷6-北一采区上山7-北一采区轨道上山8-北一采区工作面轨道平巷9-北一采区工作面平巷10-北一采区综采工作面11-北一采区区段轨道平巷掘进头12-北一采区区段平巷掘进头13-北三采区下山14-北三采区轨道下山15-北三采区工作面轨道平巷16-北三采区工作面平巷17-北三采区综采工作面18-北三采区区段轨道平巷掘进头19-北三采区区段平巷掘进头图9-4矿井一水平通 矿井通风阻力计

hLUQ2/ 分配给井巷的风量 井巷的净断面面积，m2

（9-把数据带入9-13可得个井巷通风容易和通风时期摩擦阻力见表9-6和表9-79-6LUSQ巷道名 支护方m 1轨道2上山3412段上山34井表9-7矿井一水平通 LUSQ巷道名 支护方m 辅运1大巷21段上山2井

hmd

式中 所以，把数据带入9-14和9-15可得，矿井总风阻和等积孔计矿井通风总风阻计算：Rh/h矿井通风等积孔计算：A1.19Qh式中 矿井风阻 矿井总风量 等积孔，m2

（1）R1999.81726060)20.14Ns2

1.19(7260/60)

（1）R2398.58(924060)20.10Ns2

1.19(9240/60)

通风容易时期和通风时期的总风阻和等积孔见表9-8和表9-99-8矿井等积孔容易时时总风阻/N·s2·m-等积孔9-通风阻力等通风难易程等积孔矿0.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。选择矿井通风设选择主要通25年。590%。考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节正常情况下，主要通风机不采用联合运转。根据前面计算，用扇风机的特400m时可以不计算自然风压。本矿井前期进、回在同一工业场地中布置，标高相差hn0。通风时期：hsdhmdhn

时期主要通风机静风压 时期总阻力 表示自然风压，本矿井 20-50Pa50Pa把数据带入9-18和9-19可量Q，用下式计算：Qf1.1

（9-

Qf Q----总风量 把数据带入9-20可通风容易时期Q1.172607986m3通风时期： 1.1924010164m3/ 主要通风机工作参项容易时时风量风压风量风压9-10从安全角度考虑，要求风机工况点处于稳定区，且风压要小于最大风压的FBCDZ-8No.26B-2×335kw型轴流式风机，在该风机的特性曲线上绘制风阻线，由作图求出初选风机容易和时期的实际工况点M’1、M’2，风机的风压为h1、h2，风机实际功率为N1、N29-5所示。 9-5FBCDZ-8-No.26B-2×335kw9-11轴流式风机性能参数转风风转风风效装角 电动机选Nmin/Nmax3705700.650.6，因此需要选用一台电动机。

Nmax 1把数据带入9-21可得Ne5701.2/(0.921)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YBF710S1-89-129-型 功率电压电流转速效率 安全的预防措预防瓦斯和煤尘的措掘进与回采工作面应安设瓦斯自动装置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9.6.2预防井下火灾的措井下水泵房和变电所设置密闭门、防火门。并设区域返风系统部分黄泥用于时期灌浆。9.6.3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后，打开煤柱放水时底板原始导水裂隙有透水时设计矿井的基本技术经济指10-1设计矿井基本技术经济指标序序技术经济指单数量或内12层13m4° d 班2矿井日生产能 矿井服务年 矿井一水平服务年 低低深深mm个2个0m 量m个4量m个4 大巷方 胶带输送

续表10-序技术经济指单数量或内m

m3/万 参考文

工作面效 工作面成 元 [1]、等.《采矿学》.徐州：中国矿业大学[2]、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学[3]张荣立、纬、.《采矿工程设计手册》.：煤炭工业[4].《高产高效综合机械化采煤技术与装备》.：煤炭工业[5]东兆星、.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学[6]高、五.《矿山压力及控制》.徐州：中国矿业大学[7]鸿.《采场顶板控制与检测技术》.徐州：中国矿业大学[8]蒋国安、.《采矿工程英语》.徐州：中国矿业大学[9].《特大型现代化矿井建设与工程实践》.：煤炭工业综采设备管理手册编委会.《综采设备管理手册》.：煤炭工业能源部.《煤矿安全规程》.：煤炭工业.《煤矿施工设计基础》.太原：山西人民、.《设备选型配套图集》.徐州：中国矿业大学采矿工程系《风机装置性能图册，中国矿业大学煤炭科技名词审定.《煤炭科技名词1996》.：科学.《技术经济学》.徐州：中国矿业大学.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学《巷道断面图册》.《井筒断面图册》.《支架图册》.徐州：中国矿业大学采矿工程系[20]《煤矿工业矿井设计规范》.：中民建设部《中国采煤方法图集》.徐州：中国矿业大学《综采技术手册》.：煤炭工业《综采设备管理手册》.：煤炭工业FLAC3D软件进行数值模：前、回采巷道底鼓是煤矿巷道底板常见的矿压现象之一它会影响通风和井下交通底鼓严重的矿井需要进行繁琐的巷道工作，甚至有的巷道因底鼓严重而报废，这会给企业带来巨大的经济损失,、巷道底鼓回采巷工作面两侧的服务于该工作面的巷（分为回风巷道和巷道回采巷道一般和工作面巷道底鼓定面减小，影响工作面的、通风、行人及正常生产，严重时还可能引起巷道报废。1原始巷道断面示意图国内研究现

2底鼓后的巷道断面示意图底鼓措施，这对深化底鼓机理的认识和控制底鼓是非常有用的。只是在泄压，没有主动对底板进行支护，在巷道继续承受较大的压力或受到采动影响法主要有两种（在砌碹巷道中主要采用料石砌碹反拱（采用金属底梁进行加固,底国外研究现多年来，国外一些主要采煤国家如、西、法国、、波兰等均把防治底鼓浆加固法底板卸载法包括开底板卸载槽底板卸载钻孔底板卸载等巷道侧壁应（力集中；封闭式拱形、梯形可缩性金属支架等。存在问巷道底鼓成因、分类和巷道底板所处的环境受到水的底板巷道底鼓原按照.兹堡的定义底鼓仅仅是指由于水而引起的底板鼓出特别是含有云母应使其体积增加的。岩层含水会对岩层产生下列影响：减少了层面间的摩擦（形成了滑移层面使岩石结构松散（100%没有遭到破坏时，则影响较小。因为J.柏林通过对泥岩试样的研究证明：没有破碎的岩层λ=1，间周边的弹性应变变形。G.位移很 的底板破从 于开掘道，故 行于层的方向 岩层（现为滑 应力接在软岩中，当巷道底板了由于应力解除形成的破坏，将导致较大的侧帮位移和顶下沉。相底板破坏的控制，可以改善巷道的围岩性能。巷道底鼓分34所示。3挤压流动性底鼓

4挤压流