平煤股份有限责任公司四矿初步设计

PAGEPAGEII平煤股份有限责任公司四矿初步设计目录18010摘要 VIII173241.矿井概况及地质特征 1272251.1矿井概况 168111.1.1地理位置与交通 1236561.1.2地形地貌 184341.1.3水系 2287831.1.4气象及地震 2148091.1.5矿区所在地的经济概况 2185351.1.6水源和电源 3258701.2地质特征 3235751.2.1地质概况 3241131.2.2地质构造 5306411.2.3水文地质特征 529401.3煤层特征 5123291.3.1煤层 5243601.3.2瓦斯、煤尘爆炸及煤的自燃 69012.井田境界和储量 8105112.1井田境界 8195792.1.1井田范围 85892.1.2井田面积 8112742.2矿井资源储量 927902.2.1矿井地质勘探 9248352.2.2工业资源储量计算 9127452.3矿井设计资源储量 1311692.3.1永久煤柱损失量 13167972.3.2矿井设计资源储量 1572322.4矿井可采资源储量 153122.4.1工业广场保护煤柱煤量 15135952.4.2主要井巷保护煤柱损失量 19278402.4.3矿井可采资源储量 1963573.矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 20298793.1矿井工作制度 20299793.2矿井设计生产能力及服务年限 20231733.2.1矿井设计生产能力 20200883.2.2矿井服务年限 21159344.井田开拓 2290854.1井田开拓的基本问题 22204104.1.1井田开拓方式 2225704.1.2井口位置及工业广场位置选择 22259054.2井田开拓方案的技术比较 2381664.3井田开拓方案的经济比较 2830684.4开拓部署 35125514.4.1采区划分和配采关系 3531214.4.2煤层、上下山和采区开采顺序 35187505.矿井基本巷道 37241065.1井筒 37215375.1.1主井 37187445.1.2副井 38177725.1.3风井 39238335.2井底车场 40218005.3主要开拓巷道 42173816.采煤方法和采区巷道布置 46303046.1煤层地质特征 4662816.2采煤方法和回采工艺 4792616.2.1采煤方法 4736046.2.2长壁工作面工艺参数和设计 47164716.2.3工作面设备选型 48221046.2.4工作面配套设备的校核 51225036.2.5回采工作面的循环作业 55273146.3采区巷道布置 5713706.3.1回采巷道布置 57122786.3.2上山巷道布置 6095586.4采区车场设计 62304166.4.1采区上部车场 62312406.4.2采区中部车场 6392416.4.3采区下部车场 63313976.5建井工期与采掘计划 64268696.5.1矿井的掘进 64142306.5.2矿井各类巷道掘进度指标 64288506.5.3矿井掘进率 65167257.矿井通风及安全 68232257.1矿井通风系统的选择 68120527.1.1矿井通风系统 68187197.1.2主要通风机工作方式 6829687.1.3采区通风系统 68206237.2采区及全矿所需风量 70250747.2.1工作面需风量计算 70155227.2.2备用面需风量的计算 72125397.2.3掘进工作面需风量 72296677.2.4硐室需风量 739627.2.5其它巷道所需风量 74248507.2.6矿井总风量 7477527.2.7风量分配 75131577.2.8风速验算 76269437.3矿井阻力计算 7655847.3.1通风容易时期和困难时期的采煤方案 76237237.3.2矿井通风总阻力和等积孔计算计算 79157807.4通风机选型 81267677.4.1主要通风机的选择 81294377.5防止特殊灾害的安全措施 8651397.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 8625267.5.2预防井下火灾的措施 8637818.矿山环境保护 88145708.1矿山开采对于地质环境的影响 8832918.1.1影响地下水系、破坏水均衡 88253668.1.2破坏地形地貌 88201388.1.3造成山体崩塌、塌陷等地质灾害 89214568.2矿山环境保护措施 89298668.2.1矿山固体废弃物治理与资源化利用 89106008.2.2“三废”排放与环境污染治理 9032619.地应力测量专题 91183709.1工程概况 91272889.2空心包体应变计及测量方法介绍 94157709.3地应力现场测试 100113849.4地应力测试结果 1036367结论 1165778参考文献 117

摘要本设计包括两个部分：设计部分、专题部分。设计部分为平煤股份有限责任公司四矿新井初步设计。平煤股份有限责任公司四矿位于河南省平顶山市境内。井田平均走向约5.12km，平均倾向约2.95km，面积约为15.00km2。本设计选择立井两水平加暗斜井上山开拓。首采区工作面长度约为285m，选用单一走向长壁采煤法，矿井年工作日为330d，采用“四六制”。运输平巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用齿轨车机车牵引矿车运输。矿井的通风方式为中央边界式。专题主要阐述了地应力测量的原理和过程，整理了地应力测量主要方法以及设计理论和方法，并依此给出了工程实例研究。关键词：平煤四矿；立井加暗斜井；采区布置；走向长壁采煤法；中央边界式通风；地应力测量PAGE2矿井概况及地质特征矿井概况地理位置与交通平煤股份有限责任公司四矿位于河南省平顶山市新华区，位置在平顶山市西北约8公里处，隶属于平顶山天安煤业股份有限公司。井田以北与郏县、宝丰相邻，东及东南以F2正断层为界与一矿毗邻，南及西南以F1正断层为界与五矿毗邻。图1.1平煤股份有限责任公司四矿交通位置图地形地貌井田的地形地势平坦，井田的中部和东部地势起伏较小，其余地段有黄土堆积形成的低山，地势变化逐渐增大。井田北部的土山顶（+300.00m）为井田的最高点，而最低点位于井田中部的平坦地区（+100.00m），地形总体呈北高南低趋势，相对高差为200.00m。水系井田区域内无较大型河流，均为汝河水系支流；井田区域外1公里处有一大型水库白龟山水库。气象及地震气象所在地区属暖温带大陆性季风气候，冬季干燥寒冷，夏季炎热多雨。最高气温37.6℃，最低气温-6.4℃，年平均气温9.1℃；一年有180天的无霜期；降水集中在6、7月份，最大降水量可达到852.6mm，最小降水量为320.3mm，年平均降水量608mm，年平均蒸发量约为1659mm。冻土深度小于800mm。2）地震未发生过3级以上地震。矿区所在地的经济概况平顶山有天独厚的地理位置、丰富的自然资源、雄厚的经济实力，还有比较完善工业体系和较强的工业实力。因其优越的自然环境和源远流长的灿烂文化，成为中国优秀旅游城市、国家园林城市、中国曲艺城和中国书法城，中原城市群九个中心城市之一。水源和电源1）水源条件可将深层的奥灰水用作矿井水源，用于供应矿井、选煤厂的饮用水和生活用水。井下排水经过处理后，用作生产用水。2）电源条件矿井设有35kv降压站一座，平宝35kv降压站2回路电源线路，分别引自马尧店站、姚孟站。马尧站降压站35kv母线，1回电源线路型号LGJX-150mm2，供电距离9.23km；姚孟降压站1回电源线路型号LGJX-150mm2，供电距离4.6km。平宝35kv降压站2台主变压器型号SFZ11-12500KVA/35KV/10KV分列运行，10KV母线分列运行为井上下提供生产电源。地质特征地质概况1)石炭系上统太原组(C3t)本组厚99.28～158.20m，平均厚123.44m。主要有黑灰色泥岩、粉砂岩、浅灰色砂岩、煤层及石灰岩有规律交互组合而成。可采煤层1层(5#)，5#煤层位于本组中部，是井田主要可采煤层之一。2)二叠系下统山西组(P1s)本组厚42.01～89.07m，平均厚67.79m。主要由深灰色砂岩、粉砂岩、灰黑色砂质泥岩、泥岩及1～3层煤层组成。可采煤层1层(2#)，2#煤层位于中下部，为井田先期主采煤层。3)二叠系下统下石盒子组(P1x)本组厚43.19～109.40m，平均厚98.37m。顶部为灰、灰绿、紫红色含铝泥岩；中上部为灰绿色砂岩、深灰色泥岩、粉砂岩；下部主要为深灰～灰黑色砂质泥岩、泥岩，局部为粉砂岩，偶夹薄煤层。4)二叠系上统上石盒子组(P2s)本组仅在井田南部有零星出露。钻孔揭露均不完整。厚283.10～329.81m，平均204.87m。以灰绿色（间夹紫红色团块）泥岩、砂质泥岩为主，夹灰绿色砂岩。5)第三系上新统(N2)厚0～29.27m，平均厚16.27m。以灰绿、褐黄、灰色粘土为主，其次为砂粘土，下部夹2～3层灰黄、黄绿色中、粗砂。局部含钙质结核，底部常为砾石层。6)第四系(Q)井田内广泛分布，厚0～68.56m，平均厚25.48m，厚度变化较大。主要为井田松散覆盖层由砾石、淤泥、砂组成。以棕红、褐红、褐黄色粘土、含砂粘土、粉砂质粘土为主，夹多层黄绿、黄色粗～粉砂。地质构造井田主体构造为一轴向320°宽缓的背斜，地层倾角8～20°（南缓北陡），地质报告表明井田内共存在7条断层，其中F5断层为大断层，其余均为小断层。F5断层尖灭处位于井田的中部，将井田分为均匀两个部分，向西北、向东北倾斜，落差0-35米，倾角45-55度，延伸长度超过400米，连接了煤层直接含水层与间接含水层的水力连接。因此，在工作面开挖过程中，严格控制工作面与断层的距离，严禁在保护煤柱线以外进行开采。水文地质特征正常涌水量是100m3/h，最大涌水量是200m3/h。在掘进时，必须完善排水系统，排水管路紧跟迎头，且在巷道低洼处按标准做水泵窝，遇到地质构造时，提前做好防范措施。煤层特征煤层煤层特征见表1.1。表1.1煤层特征表煤层煤层倾角（°）煤层厚度（m）最小～最大平均顶板岩性底板岩性地质构造复杂程度其他1#煤8～200～1.880.5泥岩、砂质泥岩砂质泥岩、泥岩不稳定局部可采2#煤8～202.9～5.153.2砂质泥岩、泥岩泥岩、砂质泥岩稳定全区可采3#煤8～200～1.520.48泥岩、砂质泥岩砂质泥岩、泥岩不稳定局部可采4#煤8～200～1.360.49砂质泥岩、泥岩泥岩、砂质泥岩不稳定局部可采5#煤8～202.76～6.223.8砂质泥岩、泥岩泥岩、砂质泥岩稳定～较稳定全区可采矿井可采煤层两组两层，即：2#煤、5#煤。1#煤至2#煤层间距26m左右，2#煤至3#煤层间距35m左右，3#煤至4#煤层间距8m左右，4#煤至5#煤层间距42m左右。瓦斯、煤尘爆炸及煤的自燃1）瓦斯情况表1.5煤层瓦斯含量成分表煤层编号甲烷含量ml/g.daf瓦斯成分CH4(%)CO2(%)N2(%)C2–C8(%)2#8.2186.783.0111.000.0505#11.3891.901.656.450.0067矿井相对瓦斯涌出量为6m3/t。2）煤尘情况矿井设有完善的防尘、洒水系统，地面设置消防水池（工业清水池）两座，每座容量500m3，共1000m3。各主要进回风大巷及采掘工作面敷设防尘管路；采掘工作面净化水幕共124道，采煤工作面安装高压降尘设备2套，自动水幕6道；煤流中各转载点共设41处转载点喷雾，各主要进回风大巷、采煤工作面机风巷、煤巷掘进工作面、主要运输巷等均设有隔爆水袋棚共43组，覆盖全矿井。

井田境界和储量井田境界井田范围平煤股份有限责任公司四矿井田境界拐点坐标见表2.1。表2.1井田境界拐点拐点编号纬距（X）经距（Y）1384269.748028794.37752384290.151528810.10303384313.522028784.59604384314.754028761.19055384299.679028751.48606384279.224528775.4375井田面积水平面积按下式计算：（2-1）则面积为：。井田赋存状况示意图如图2.1。图2.1井田的赋存状况示意图矿井资源储量矿井地质勘探河南煤田地质勘探队提交的《平煤股份有限责任公司四矿勘探（精查）地质报告》对主要地质构造形态、主要褶曲和断层以及煤层赋存条件进行了详细说明；井田水文地质条件的基本情况已经说明。设计所需的基本资料齐全，且均可以作为资源储量计算的依据。工业资源储量计算矿井主采煤层为2#煤层和5#煤层。1#煤层、3#煤层和4#煤层为高硫煤，属于平衡表外储量，不计入工业储量。本矿井的煤层厚度、产状、以及煤的性质均比较稳定，因此矿井主采煤层2#煤层和5#煤层的工业储量采用地质块段法计算，即块段平均煤厚乘以块段面积和煤层视密度。平煤股份有限责任公司四矿储量计算的块段划分如图2.2所示。图2.2平煤股份有限责任公司四矿储量计算块段划分示意图由上图计算各个块段的面积，各块段面积见表2.2。表2.2块段面积序号名称面积/m2煤层倾角序号名称面积/m2煤层倾角150-150右79572721850-150左640601202150-250右1083543169150-250左898303143250-350右11604681510250-350左645488204350-450右10431981611350-450左714253185450-550右8217312012450-550左731766176550-650右9436591713550-650左746186177650-750右9261661414650-750左728653162#煤层和5#煤层容重为1.4；2#煤层和5#煤层平均厚度分别为3.2m和3.8m。煤层工业资源储量按照下式计算：（2-2）将数值代入式（2-2）中，有所以2#煤层工业资源储量为同理可得5#煤层工业资源储量为则总工业资源储量为矿井设计资源储量永久煤柱损失量1）井田境界煤柱煤量井田境界煤柱损失按照下式计算：（2-3）则2#煤层的境界煤柱损失量为：5#煤层的境界煤柱损失量为：则井田的境界煤柱损失量为：2）断层煤柱煤量井田范围内有两条断层，断层落差为26m。由于矿井涌水量和瓦斯涌出量比较小的，因此留设50m的断层保护煤柱。即断层两侧各留设50m的保护煤柱。按照下式计算：（2-4）则F5断层的境界煤柱损失量为：F6断层的境界煤柱损失量为：F7断层的境界煤柱损失量为：所以井田的境界煤柱损失量为：3）防水煤柱煤量和地面建（构）筑物煤柱煤量由于各煤层都有较好顶底板状态，其致密性较好，没有较大水系流经本井田范围，且地表水体一般不与其下各含水层发生水力联系，且各含水层之间均有一定厚度的隔水岩层。因此，无需留设防水煤柱。同时，地面无明显的建筑物和构筑物，无需留设建（构）筑物煤柱。矿井设计资源储量按照下式计算：（2-5）矿井设计资源储量：。矿井可采资源储量工业广场保护煤柱煤量根据《煤炭工业矿井设计规范》中第10.2.4条的规定，工业场地占地面积指标见表2.3。表2.3矿井工业场地建设用地指标类型建设规模（10kt/a）无选煤厂有选煤厂用地面积（hm2）用地指标（hm2/10kt原煤）用地面积（hm2）用地指标（hm2/10kt原煤）大型及以上150019.500.013027.000.0180120019.000.015826.300.0219100018.400.018425.300.025380017.700.022124.000.030060017.000.028323.000.038350016.500.032022.200.044440016.000.040021.500.053830015.200.050720.000.066724013.600.056718.000.075018011.600.064415.600.086715010.900.072714.700.098012010.000.083313.500.1125中型909.000.100012.200.1356607.300.121710.100.1683456.500.14448.800.1956小型305.200.17337.000.2333214.300.20485.600.2667153.850.25675.000.333392.950.3278井型设计为1.20Mt/a，工业广场面积10.00ha，即100000m2。尺寸确定为330m×330m。煤层倾角平均17º，工业广场中心处的标高为100m，表土厚度25m，在工业广场内布置主井、副井、地表建筑物。按规定工业广场留设20m的围护带。本矿井的地质条件、冲积层和基岩移动角见表2.4。表2.4地质条件、冲积层和基岩移动角广场标高/m煤层倾角煤层厚度/m风积沙层厚度/m100173.22545657570工业广场压煤计算示意图如图2.3所示。图2.3工业广场压煤计算示意图工业广场压煤按照下式计算：（2-6）2#煤层和5#煤层工业广场的保护煤柱损失量分别为：工业广场的保护煤柱损失量为。主要井巷保护煤柱损失量由于主井、副井均布置在工业广场范围内，不需另外留设保护煤柱。风井布置的位置没有压煤，不需要留设煤柱。大巷煤柱在开采结束时进行回收，因此大巷保护煤柱不计入永久煤柱损失量。矿井可采资源储量按照下式计算： （2-7）本设计矿井的2#煤层属于中厚煤层、5#煤层属于厚煤层，采区回采率取为0.8。矿井可采资源储量：

矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度根据2015年国家煤监局下发的新版的《煤炭工业矿井设计规范》相关的规定：煤矿一年的工作时间按照330天计算即可，即，本设计中年工作日为330天；在这个规范中还规定了，矿井井下的工作制度需要按照（为）“四六”（制）的工作制进行设计，即将每天分为四个工作班作进行作业，其中三个班进行采煤，一个班进行检修，每班纯工作时间不能高于6个小时。矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力平煤股份有限责任公司四矿的煤炭储量比较全面，煤层赋存条件也比较稳定，顶底板条件很好，煤层倾角小，煤层厚度变化不大，开采条件相对简单，技术非常容易达到。经济收益的前景是不错的，并且平煤股份有限责任公司四矿的交通运输很便利，市场对本矿井生产的煤的需求很大，所以宜建大型矿井。结合本井田的煤炭储量，所以将矿井设计生产能力确定为1.20Mt/a。矿井服务年限矿井设计可采储量，设计生产能力和矿井服务年限的关系为：（3-1）则矿井服务年限为：；符合要求。

井田开拓井田开拓的基本问题井田开拓方式本矿井井田地势地势比较平坦，地形地貌条件不能满足采用平硐开拓的要求。主采煤层2#煤层和5#煤层为缓倾斜煤层，一般14º～20º，表土层厚度20～50m，平均25m且厚度变化较大，煤层埋藏较浅，一般为-50～-750m，若开采水平确定为-350m和-750m且采用斜井开拓时，井筒倾斜角度为17º时，需开凿斜井井筒的长度较长，使得运输及通风线路较长，显而易见采用斜井是不太合理的，故本设计首先考虑采用立井开拓方式。因此，井筒形式确定为立井。井口位置及工业广场位置选择煤层底板等高线为-50～-750m，地表等高线为100～300m。根据矿井的地形地质条件，综合考虑经济、技术等各方面因素，合适作为本矿井井口和工业广场位置地点有1、2、3、4处场地，具体位置如图4.1所示。在井田东北部块段，煤层条件好，煤质也比较好，是理想的首采区。相比于场地1和场地2，场地3和场地4偏离储量中心远，因而优先考虑将场地1和场地2作为本矿井井口和工业广场位置；若在场地2建工业广场，则必须搬迁一个小村庄，而且在井田东北部块段，煤层条件好，煤质也比较好，是理想的首采区；故最后选定场地1处作为井口和工业广场位置。图4.1井田及工业广场位置图井田开拓方案的技术比较1）提出方案开拓方案分别如图4.2～4.5所示。方案一：主、副、风井都采用立井，两水平开拓；主要数据见表4.1。图4.2开拓方案一表4.1方案一主要数据项目净直径/m厚度/m支护形式煤岩类别冻结深度/m支护厚度/mm基价/元·m-1主立井表土段5.525钢筋混凝土--<200<100017880.5基岩段5.5825混凝土中硬岩--4007228.2副立井表土段6.525钢筋混凝土--<200<110022622.6基岩段6.5850钢筋混凝土中硬岩--5009755.2风井表土段625钢筋混凝土--<200<110021042.2基岩段6125混凝土中硬岩--4508387.2方案二：主、副、风井都采用立井，三水平开拓；主要数据见表4.2。图4.3开拓方案二表4.2方案二主要数据项目净直径/m厚度/m支护形式煤岩类别冻结深度/m支护厚度/mm基价/元·m-1主立井表土段5.525钢筋混凝土--<200<100017880.5基岩段5.5825混凝土中硬岩--4007228.2副立井表土段6.525钢筋混凝土--<200<110022622.6基岩段6.5850钢筋混凝土中硬岩--5009755.2风井表土段625钢筋混凝土--<200<110021042.2基岩段6125混凝土中硬岩--4508387.2方案三：主、副、风井都采用立井，两水平开拓，第二水平采用暗斜井延深；立井主要数据见表4.3，暗斜井主要数据见表4.4。图4.4开拓方案三表4.3方案三立井主要数据项目净直径/m厚度/m支护形式煤岩类别冻结深度/m支护厚度/mm基价/元·m-1主立井表土段5.525钢筋混凝土--<200<100017880.5基岩段5.5450混凝土中硬岩--4007228.2副立井表土段6.525钢筋混凝土--<200<110022622.6基岩段6.5450钢筋混凝土中硬岩--5009755.2风井表土段625钢筋混凝土--<200<110021042.2基岩段6125混凝土中硬岩--4508387.2表4.4方案三暗斜井主要数据项目倾角断面形状长度/m掘进断面/m2煤岩类别支护厚度/mm基价/元·m-1主暗斜井基岩段17°半圆拱形135023中硬岩4006999.7副暗斜井基岩段17°半圆拱形135023中硬岩4006999.7方案四：主、副、风井都采用立井，三水平开拓，第三水平采用暗斜井延深；立井主要数据见表4.5，暗斜井主要数据见表4.6。图4.5开拓方案四表4.5方案四立井主要数据项目净直径/m厚度/m支护形式煤岩类别冻结深度/m支护厚度/mm基价/元·m-1主立井表土段5.525钢筋混凝土--<200<100017880.5基岩段5.5650混凝土中硬岩 --4007228.2副立井表土段6.525钢筋混凝土--<200<110022622.6基岩段6.5700钢筋混凝土中硬岩--5009755.2风井表土段625钢筋混凝土--<200<110021042.2基岩段6125混凝土中硬岩--4508387.2表4.6方案四暗斜井主要数据项目倾角断面形状长度/m掘进断面/m2煤岩类别支护厚度/mm基价/元·m-1主暗斜井基岩段17°半圆拱形66023中硬岩4006999.7副暗斜井基岩段17°半圆拱形66023中硬岩4006999.7表4.7平硐及平巷井巷工程概算定额项目掘进断面/m2支护形式煤岩类别支护厚度/mm基价/元·m-1岩层平巷<25喷射混凝土中硬岩1204187.4煤层平巷<23喷射混凝土煤1502750.6岩层平巷<23喷射混凝土中硬岩1204965.4煤层斜巷<23喷射混凝土煤1503116.5岩层斜巷<23喷射混凝土中硬岩1204606.8井田开拓方案的经济比较方案一、方案三的区别在第二水平是立井开拓还是暗斜井开拓；方案二和方案四的区别在第三水平是立井开拓还是暗斜井开拓。根据各方案的主要数据，粗略估计各方案的费用，列出粗略估算费用计算表，详情见表4.8~4.11。表4.8方案一粗略估算费用计算表项目数量/m基价/元·m-1费用/万元小计/万元基建费用/万元主井开凿表土段2517880.544.70641.03基岩段8257228.2596.33副井开凿表土段2522622.656.56885.75基岩段8509755.2829.19风井开凿表土段2521042.252.61157.45基岩段1258387.2104.84井底车场岩巷12004187.4502.49502.49一水平石门岩巷4054965.4201.10201.10二水平石门岩巷15104965.4749.78749.78合计/万元3137.58生产费用/万元主井提升系数煤量/万t提升长度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元一水平1.25365.8760.451.64636.12二水平1.26816.4010.851.611124.37排水涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元1008760500.281226.40大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元·t-1·km-1费用/万元一水平石门1.25365.8760.40.41030.25二水平石门1.26816.4011.510.44940.53合计/万元22957.65893总计费用/万元26095.24278表4.9方案二粗略估算费用计算表项目数量/m基价/元·m-1费用/万元小计/万元基建费用/万元主井开凿表土段2517880.544.70641.03基岩段8257228.2596.33副井开凿表土段2522622.656.56885.75基岩段8509755.2829.19风井开凿表土段2521042.252.61157.45基岩段1258387.2104.84井底车场岩巷12004187.4502.49502.49一水平石门岩巷4054965.4201.10201.10二水平石门岩巷8004965.4397.23397.23三水平石门岩巷15104965.4749.78749.78合计/万元3534.82生产费用/万元主井提升系数煤量/万t提升长度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元一水平1.25365.8760.451.64636.12二水平1.23406.40.651.64251.19三水平1.23410.0010.851.65565.12排水涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元1008760500.281226.40大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元·t-1·km-1费用/万元一水平1.25365.8760.40.41030.25二水平1.23406.40.80.41308.06三水平1.23410.0011.510.42471.57合计/万元20488.70总计费用/万元24023.52表4.10方案三粗略估算费用计算表项目数量/m基价/元·m-1费用/万元小计/万元基建费用/万元主井开凿表土段2517880.544.701314.93基岩段4507228.2325.27斜井段13506999.7944.96副井开凿表土段2522622.656.561440.50基岩段4509755.2438.98斜井段13506999.7944.96风井开凿表土段2521042.252.61157.45基岩段1258387.2104.84井底车场岩巷12004187.4502.49502.49一水平石门岩巷4284965.4212.52212.52二水平石门岩巷5164965.4256.21256.21合计/万元3884.10生产费用/万元主井提升系数煤量/万t提升长度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元一水平1.212182.2770.451.610525.49二水平1.26816.4011.350.424637.88排水涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-31008760500.281226.40大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元·t-1·km-1费用/万元一水平1.25365.8760.4280.41102.37二水平1.26816.4010.5160.41688.29合计/万元19180.42总计费用/万元23064.52表4.11方案四粗略估算费用计算表项目数量/m基价/元·m-1费用/万元小计/万元基建费用/万元主井开凿表土段2517880.544.70976.51基岩段6507228.2469.83斜井段6606999.7461.98副井开凿表土段2522622.656.561201.40基岩段7009755.2682.86斜井段6606999.7461.98风井开凿表土段2521042.252.61157.45基岩段1258387.2104.84井底车场岩巷12004187.4502.49502.49一水平石门岩巷4054965.4201.10201.10二水平石门岩巷8544965.4424.05424.05三水平石门岩巷5164965.4256.21256.21合计/万元3719.21生产费用/万元主井提升系数煤量/万t提升长度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元一水平1.25365.8760.451.64636.12二水平1.26816.4010.651.68506.87三水平1.23410.0010.660.421134.30排水涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元1008760500.281226.40大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元·t-1·km-1费用/万元一水平1.25365.8760.4050.41043.13二水平1.23406.40.8540.41396.35三水平1.23410.0010.5160.4844.59合计/万元18787.75总计费用/万元22506.96根据表4.12开拓方案汇总表的结果选择方案四：立井两水平加暗斜井开拓。表4.12开拓方案汇总方案方案一方案三方案二方案四名称立井两水平开拓立井单水平加暗斜井开拓立井三水平开拓立井两水平加暗斜井开拓基建费用/万元3137.583884.103534.823719.21生产费用/万元22957.6619180.4220488.7018787.75合计/万元26095.2423064.5224023.5222506.96百分比113.14100.00106.74100.00开拓部署采区划分和配采关系每个阶段沿走向划分为2个采区，采区划分为3~4个区段。在井田范围内布置一个生产采区，保证生产。为保证生产安全，采区间采用后退式开采顺序。因井田内瓦斯和涌水量较大，采用上下山开采，下山部分技术难点较多，因而在阶段内均采用上山开采。煤层、上下山和采区开采顺序煤层开采顺序由于两个主采煤层间距较大，本矿井实行单层开采。为减少采动影响，有利于巷道支护，减少因岩层破裂而导致地下水水路导通，本矿井先对2#煤进行采掘，待采掘完毕后对5#煤进行开采。上山布置根据井田主采煤层分布情况，为改善上山维护条件，将所有上山布置在煤层底板岩石中，距离煤层底板法线距离30~50m处。一般情况下，到达一定的法线距离后应优先考虑岩石性质，合理布置上山。根据《煤矿安全规程》第一百一十三条规定，所有采区布置3条上山。三条上山布置在同一层面上，两上山之间彼此保持20~25m的间距。采区开采顺序为便于巷道的维护、采后密闭、减少漏风、回收大巷保护煤柱等，开采顺序确定为后退式。为保证矿井尽快投产，并保证一定的经济效益，将煤层底板等高线平稳，地质结构简单的2102采区作为首采区，待首采区2102采区开采完毕后，按照2101采区、2202采区、2201采区、2302采区、2301采区的顺序依次开采。

矿井基本巷道井筒根据第四章的开拓方案，主、副井都为前期为立井后期为暗斜井；为避免采用箕斗井回风时封闭井塔等困难和减少穿越流沙层开凿风井的数目，选择中央边界式通风方式，回风井布置在井田的上部边界走向中部。主井主井井筒主要参数见表5.1，主立井断面如图5.1所示。主暗斜井的延伸，在后期结合实际的详细地质报告另行设计。图5.1主井井筒断面布置图（单位：mm）表5.1主井井筒特征表副井副井井筒主要参数见表5.2，副井井筒断面如图5.2所示，副暗斜井的延伸，在后期结合实际的详细地质报告另行设计。图5.2副井井筒断面布置图（单位：mm）表5.2副井井筒特征表风井风井井筒主要参数见表5.3，风井布置如图5.3所示。图5.3风井井筒断面布置图（单位：mm）表5.3中央风井井筒特征井底车场1）井底车场形式井底车场形式确定为立式环形井底车场，副立井以罐笼提运，井底车场铺轨以齿轨车机车牵引矿车辅助运输，采区上（下）山辅助运输为通过钢丝绳连接绞车运输，井底车场布如图5.4。图5.4井底车场布置平面示意图2)空、重车线长度大型矿井副井空重车线的长度应为1.0～1.5列车长，本设计取1.5。辅助运输采用齿轨车作为牵引动力，牵引MG1.7-6A型1.5t固定厢式矿车，其尺寸为2400×1050×1200(mm)，齿轨车机车选用常州科研试制中心研制的CK-66型柴油机车，其外形尺寸为10500×1050×1650(mm)。每列车15节车厢。一列车的长度副井空重车线的长度应大于46.5×1.5=69.75m所选车场的副井空车线的长度L1>46.5m，所选车场的副井重车线的长度L2m>69.75m，符合要求。3)硐室(1)主井系统硐室立井系统硐室有井底煤仓、皮带机头驱动硐室、装载胶带巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。井底煤仓的容量类比同类型矿井取654t，建造一个圆筒煤仓直径为6m，高24m，总容量约678t，满足矿井生产需要。(2)副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度室及等候室等组成，并设有防爆密闭门。水仓的主仓和副仓之间距离30m。主要开拓巷道井田内胶带运输大巷和辅助运输大巷均布置在距离煤层底板30~50m处的岩层中。1）胶带运输大巷巷道运输煤炭采用钢丝绳芯胶带机，同时铺设有轨道，用柴油机齿轨机车牵引，小于3º的地方铺设普通600mm轨距的轨道，大于3º的地方铺设带齿轨的600mm轨距的轨道。胶带运输大巷同时用作回风大巷，不设专用人行道。因此，胶带运输大巷的宽度可以采用下式计算。 （5-1）计算得胶带运输大巷的净宽度。胶带运输大巷的断面如图4.13所示，特征表见表5.4、5.5，回风石门选用的断面与胶带运输大巷相同。胶带运输上山和胶带运输下山选用的断面与胶带运输大巷相同。图5.5胶带运输大巷的断面图表5.4胶带运输大巷断面特征表表5.5胶带运输大巷每米工程量及材料消耗量表2）辅助运输大巷巷道铺设双轨，用柴油机齿轨车机车牵引，小于3º的地方铺设普通600mm轨距的轨道，大于3º的地方铺设带齿轨的600mm轨距的轨道。辅助运输大巷用作进风大巷，设专用人行道。因此，辅助运输大巷的宽度可以采用下式计算。 （5-2）计算得辅助运输大巷的净宽度。辅助运输大巷的断面如图5.6所示，特征表见表5.6、5.7，辅助运输上山和辅助运输下山选用的断面与辅助运输大巷相同。表5.6辅助运输大巷断面特征表图5.6辅助运输大巷的断面图表5.7辅助运输大巷每米工程量及材料消耗量表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《煤矿安全规程》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，验算结果见第七章。

采煤方法和采区巷道布置采煤方法和回采工艺采煤方法根据上述的煤层地质特征、国内外采煤装备水平和技术发展条件以及国家当前颁布或执行的相关技术政策，为保证生产安全、经济效益和采出率较高，对本矿井的各主要可采煤层选用走向长壁采煤法进行回采；采煤工艺选用综合机械化采煤工艺。长壁工作面工艺参数和设计1）回采工作面长度工作面长度确定随着工作面装备水平和管理水平的提高，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，设计工作面的长度为285m。2）推进长度因工作面搬迁次数频繁导致生产效率降低、煤量损失随工作面推进距离之间的关系，结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数，工作面的连续推进长度不宜小于1000m且推进时间必须在一年工作面设备选型工作面的关键参数见表6.1。表6.1工作面关键参数表工作面长度（m）煤厚（m）煤层结构所需支架类型倾角（°）2853.2简单、无夹矸支撑掩护式17根据工作面的关键参数，选用下列设备；三机标准型号及主要技术参数分别见表6.2、表6.3、6.4、表6.5。表6.2三机标准型号液压支架采煤机刮板输送机ZZ4000/18/38MG300-WSGZ—764/264A表6.3ZZ4400/18/38型液压支架主要技术参数项目技术参数单位型号ZZ4400/18/38形式支撑掩护式支架中心距1.5m高度1.8-3.8m宽度1.42-1.59m运输尺寸（长×宽×高）55.958×1.42×1.8m重量15.9T支护强度0.7MPa初撑力3141.6kN对底板比压1.431.58MPa工作阻力4400kN适应煤层倾角≤30°供液泵压75MPa设计单位上海分院制造厂家苏南煤机厂表6.4MG300-W型采煤机主要技术参数项目技术参数单位型号MG300-W采高2.0～3.8m适应煤层倾角≤35°滚筒中心距8389mm机面高度1488mm卧底量286mm控顶距2275mm适应媒质硬度F=1～3截深600mm滚筒直径1.6、1.8、2.0m牵引方式无链牵引速度0～6m/s牵引力500kN链条规格销轮齿轨电动机型号YSKBC—300A/300功率300kW台数1台电压1140V冷却方式电机牵引、截割、摇臂均水冷喷雾方式内外喷雾总重40T最小不可拆卸件尺寸3260×1275×1039mm设计单位鸡西煤机厂生产厂家鸡西煤机厂表6.5SGZ—764/264A型刮板输送机主要技术参数项目技术参数单位型号SGZ—764/264A出厂长度260m设计长度300m链速1.12m/s运输能力1000t/h电动机型号KBY550-132功率2×132KW转速1475r/min电压1140V布置方式平行布置园环链规格（d×t）26×92-Cmm中部槽规格（长×宽×高）1500×764×222mm刮板间距920mm刮板链形式中双链与采煤机配套牵引方式无链牵引制造厂家张家口煤机厂工作面配套设备的校核1）采煤机的校核（1）采煤机应具有的最小生产能力： （6-1）所以，。（2）采煤机的平均牵引速度 （6-2）故，。（3）采煤机装机功率根据《综采技术手册（上）》P1143-1144所述，要求采煤机的实际牵引速度达到10～12m/min，其设计牵引速度约为15m/min左右，这时可供选择的只有大功率（总功率达600～1000kW）的无链电牵引采煤机。（4）滚筒直径选择2000mm的标准滚筒直径；适用最大采高Hmax=2×2000-200=3800mm，适用于本矿井的煤层厚度。综上所述，选择的MG300-W型采煤机符合上述要求。2）液压支架的支护强度校核（1）液压支架的支护强度 （6-3）式中：——液压支架的支护强度，kPa；——作用于支架上的顶板岩石厚度系数，一般为4～8，此处取8；——顶板岩石的平均容重，此处取2.5t/m3；——采高，m。所以，。（2）液压支架的高度液压支架的最大和最小高度分别由下式（6-4）和（6-5）确定。 （6-4） （6-5）式中：、——分别为液压支架的最大和最小高度，m；、——分别为煤层开采的最大和最小高度，分别为3.8m和3.2m；——顶板冒落的高度，一般为0.2～0.3m。所以，m，m。（3）工作面的移架速度 （6-6）式中：——工作面的移架速度，m/min；——不均衡系数，取1.2；——采煤机的平均牵引速度，m/min。所以，。（4）液压支架的工作阻力液压支架的支护面积 （6-7）式中：——液压支架的支护面积，m2；——支架的顶梁长度，m；——端面距，m；——液压支架的中心距，m。所以，。液压支架支撑顶板的有效工作阻力 （6-8）式中：——液压支架支撑顶板的有效工作阻力，kN；——液压支架的支护强度，kPa；——液压支架的支护面积，m2。所以，。所需每架支架立柱的总工作阻力应为 （6-9）式中：——支架立柱的总工作阻力，kN；——液压支架支撑顶板的有效工作阻力，kN；——液压支架的支撑效率，支撑掩护式取85%。所以，。综上，所选的液压支架能够满足生产和支护的要求。3）刮板输送机的校核（1）刮板输送机的输送能力（6-10） （6-11）式中：——采煤机的平均牵引速度，m/min；——刮板输送机的链速，m/min。所以，。刮板输送机的输送能力。（2）刮板输送机的设计长度工作面的设计长度为285m，故刮板输送机的设计长度应大于285m。所以选择的SGZ-764/264A刮板输送机，符合校核要求，可以满足生产的需要。回采工作面的循环作业循环作业方式采煤循环包括破煤、装煤、运煤、支护和采空区处理等过程；作业方式是采煤工作面一天采煤班和准备班的配合方式。本矿井为采用四六制的综采工作面，三班采煤、一班准备。循环方式为每个生产班进1个循环，日进3个循环。工序安排选用及时支护方式的采煤工艺过程，其顺序为割煤--移架--移输送机。劳动组织形式本矿以采煤机割煤工序为中心来组织移架、推溜、清煤等工作，采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。劳动组织人员配备见表6.9。表6.9劳动组织人员配备表职务班次合计检修班生产一班生产二班生产三班班长11114采煤机司机22228刮板输送机司机22228泵站工人11114转载机司机11114胶带输送机司机233311端头维护工人233311清煤工02226挂梁支架工344415电工522211运料工422210技术人员11114其他人员21115合计262525251014）技术经济指标工作面技术经济指标见表6.10。表6.10工作面主要技术经济指标序号项目单位数量1工作面长度m2852采高m3.23煤的容重t/m31.44循环进尺m1.05循环产量t1412.446日循环数个37日产量t4237.328回采工效t/工38.889回采率%9310吨煤生产成本元/t33.69采区巷道布置回采巷道布置工作面相对瓦斯涌出量6m3/t，生产能力为1.2Mt/a，根据本设计第七章通风设计，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，区段运输平巷布置带式输送机，运煤兼进风，区段运料平巷布置轨道，辅助运输兼回风。采用凿岩台车掘进，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。1）回采巷道断面参数确定为矩形断面，确定均为净宽度5m，净高度3.5m，净断面面积为17.5m2，掘进宽度5100mm，掘进高度3550mm，掘进面积18.105m2。2）回采巷道支护两区段平巷支护特征相同，为锚网索支护。采用锚网索支护，顶部为7根φ22×2400mm左旋无纵肋锚杆，两帮为5根φ22×2400mm左旋无纵肋锚杆，锚杆托板为170×170×12mm弧形高强度托板。帮、顶锚杆间排距均为800mm，两边距帮顶锚杆均外斜10°打设。顶帮锚杆距顶板150mm成10°上斜打设；底帮锚杆距底板200mm成下斜10°打设。顶、帮网为10#铅丝编制的经纬网，网格为50×50mm，顶网为5200×900mm片网，帮网为3300×900mm。巷道内每隔60m布置一道双向拉伸塑料网。锚索布置方式，锚索间排距为1300×1600mm，采用三根一排与二根一排交替打设。锚索采用高强度低松弛钢绞线，公称直径18.96mm，长度为8300mm，锚索托盘规格为300×300×16mm。帮支护最大滞后顶支护为3m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。区段运煤平巷和区段运料斜巷的巷道断面支护图如图6.1、6.2所示。图6.1区段运输平巷断面支护图6.2区段运料平巷断面支护上山巷道布置根据井田主采煤层分布情况，为改善上山维护条件，将所有上山布置在煤层底板岩石中，距离煤层底板法线距离30~50m处。运输上山、轨道上山、回风上山断面特征分别见表6.11、表6.12、表6.13，断面示意图分别见图6.3、图6.4、图6.5所示。三条上山均由运输水平自下向上掘进。表6.11采区运输上山断面特征断面形状净断面积/㎡掘进断面积/㎡支护方式支护厚度/mm备注半圆拱8.28.9锚喷100图6.3采区运输上山断面示意图表6.12采区轨道上山断面特征断面形状净断面积/㎡掘进断面积/㎡支护方式支护厚度/mm备注半圆拱7.48.2锚喷100图6.4采区轨道上山断面示意图表6.13采区回风上山断面断面形状净断面积/㎡掘进断面积/㎡支护方式间排距/mm备注半圆拱9.011.3锚杆800图6.5采区回风上山断面示意图采区车场设计采区上部车场采区上部车场采用平车场，设计如图6.6所示。图6.6采区上部车场采区中部车场采区中部车场采用甩入绕道式的中部车场，设计如图6.7所示。图6.7采区中部车场采区下部车场采区下部车场设计如图6.8所示。图6.8采区中部车场建井工期与采掘计划矿井的掘进设有开拓巷道掘进队和回采巷道掘进队二个掘进队。掘进工作面个数设2个，其中一个回采巷道掘进面为1个，开拓巷道掘进面为1个，则采掘比例为1:2。各掘进工作面掘进设备见表6.14。表6.14掘进工作面设备明细表矿井各类巷道掘进度指标根据设计规范规定，并考虑现场实际情况，工程衔接上的安排，考虑巷道掘进顺序、巷道断面大小、生产条件、作业点变迁和掘进皮带机安装等影响因素，确定巷道平均掘进速度。巷道掘进速度指标见表6.15。表6.15巷道掘进速度巷道速度岩巷250m/月半煤岩巷280m/月煤巷300m/月矿井掘进率矿井掘进率用下面公式计算：（6-12）则掘进率为：A=200×12÷（120×0.8）=25m/万t；矿井矸石率估计为10%。6.5.4建井工期建井工期为从矿井建设开始到矿井全面投产的时间。建井工期越长对矿井初期投资消耗越多，此矿井第一水平设在-350m水平，其井巷工程量见下表6.16表6.16井巷工程量顺序项目名称长度/m移交时达产时1井筒105010502运输大巷100010003回风大巷5005004运输上山950950回风上山950950轨道上山9509505区段运输平巷168016806区段回风平巷168016807井底车场100010008合计1080010800建井工期各巷道准备完成后即可移交投产且时间为见表6.17：表6.17巷道准备时间顺序名称所需时间年/a合计/a1井筒0.3532运输大巷,回风大巷0.503轨道、运输、回风上山0.954区段运输,回风平巷1.055联络斜巷0.15所以从开工到投产要3年。

矿井通风及安全矿井通风系统的选择矿井通风系统本矿井属于底瓦斯矿井，煤层倾角比较小，埋藏深度较浅、井田的走向长度不大，在本设计第四章开拓方案比较中已经考虑了全矿的通风方式，也作了详细的经济比较，确定本矿通风方式为中央边界式。主要通风机工作方式在主排风机的作用下，整个矿井的气压处于负压状态。当主风机失效时，井下气流压力增大，减少了采空区的瓦斯积聚，相对安全。当使用强制通风时,许多通风结构需要建立在我的一般进气通道,使通风管理更加困难,空气泄漏更为严重需要更多的通风设备的混合通风系统,使管理更加复杂。综合考虑经济技术条件，矿井通风采用抽采式。采区通风系统采区进风上山和回风上山本矿井设计了三条上山，新鲜风流由辅助运输大巷流入轨道上山、进风平巷进入采煤工作面，泛风经回风平巷、回风上山到采区回风石门。采煤工作面上行通风由于下行风比上行风所需要的机械风压大且下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性大于上行分，因此本矿井采用上行风通风。工作面通风系统采场通风系统的选择由温度、煤层自然发火和采煤工作面的瓦斯浓度等因素确定。“U”形通风形式具有系统结构简单、漏风稳定、风量小等优点，但工作面角部气体易超标。“W”型通风有利于满足上下工作面同时开采、集中生产的需要。但上工作面风速大，粉尘控制不易，上隅角瓦斯易超标。“Y”型通风可以稀释回风气流中的瓦斯，防止瓦斯在工作面转角处积聚。但是，必须为特殊回风上山做准备，这增加了隧道掘进和维护成本。”“Z”型通风：回风巷道为采空区巷道，可提高煤炭回采率。不存在偶然的气体积聚问题。但这种通风系统需要沿采空区支护巷道，控制通过采区的漏风，难度很大。”H”型通风：工作面风量大，通风阻力小。这种通风系统沿采空区巷道维护困难，巷道掘进附加量大，影响通风稳定性。通过比较各工作面通风系统形式的优缺点，结合本矿地质条件、巷道布置及通风量，确定采用“U”型后向通风方式。采区及全矿所需风量工作面需风量计算1）按瓦斯涌出量计算： （7-1）工作面日产量为4237.32t；矿井瓦斯相对涌出量为6m3/t。则瓦斯绝对涌出量：需风量：2）按进风温度与风速关系计算：采场应有良好的劳动气候条件，工作面温度和风速应符合下表7.1要求。表7.1采煤工作面空气温度与风速表采场进风温度（℃）<1515～1818～2020～2323～26采场风速（m/s）0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～1.8需风量按下式计算： （7-2）故工作面风量：（m3/min）3）按人数计算：按工作人数计算需风量：（7-3）故工作面风量：=4×50=200（m3/min）由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值：（m3/min）4.按风速进行验算：根据《矿井安全规程》规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。每个回采面：（7-4）（7-5）由风速验算可知，Qwi=2649m3/min符合风速要求。备用面需风量的计算按下式计算： （7-6）所以，需风量为：掘进工作面需风量计算如下：1）按瓦斯涌出量算：（7-7）掘进面最大日产量为4237.32×10%=423.732t；则瓦斯绝对涌出量：工作面需风量：2）按人数算：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。（7-8）故风量：=4×50=200（m3/min）3）按炸药量验算（7.10）＝25×15＝375m3/min由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=375（m3/min）硐室需风量各种硐室需要的风量见表1.3。表7.3硐室需风量表序号硐室名称需风量1机电硐室1802充电硐室2003中央变电所1804火药库214合计774其它巷道所需风量由下式计算： （7-11）矿井总风量1.根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量按下式计算：由下式计算： （7-12）则：2.根据矿井人数计算，按下式计算：Q=4×N×K（7-13）式中：N—井下同时工作的做多人数，取N=400人；K—风量备用系数，取K=1.2；则： Q=4×N×K=4×400×1.2=2400（m3/min）两种方法取最大值，则矿井总风量通风总风量为7715.625m3/min。由于矿井通风容易时期与通风困难时期的工作面和掘进面的个数均相同，故通风容易时期与通风困难时期的风量相同，均为7715.625m3/min。风量分配1）通风容易时期和困难时期的确定在通风容易时期：有一个采煤工作面、一个备采工作面、两个区段平巷煤巷掘进面。两个煤巷大巷掘进面和一个岩巷大巷掘进面。在通风困难时期：有一个采煤工作面，一个备采工作面、两个区段平巷煤巷掘进面。两个煤巷大巷掘进面和一个岩巷大巷掘进面。2.配风的原则和方法1）工作面进风侧运输平巷风量为：2）准备工作面：3）掘进工作面：4）硐室及火药库：5）其它巷道：经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。风速验算井巷风速验算结果见表7.4。表7.4井巷风速验算表井巷风量m3/min有效断面m2实际风速m/s限速m/s备注低高风井7715.62528.275.46－15符合副井7715.62533.184.65－8符合井底车场7715.62523.515.47－8符合采煤工作面2649163.310.254符合运输大巷5526.82518.94.87－8符合回风大巷5526.82518.94.87－8符合实际风速与《煤炭工业矿井设计规范》中规定的各类巷道的最大和最小允许风速进行比较，均在使用范围内，说明所取风量满足要求。矿井阻力计算通风容易时期和困难时期的采煤方案容易时期的采煤方案：开采采区2102工作面，布置综采工作面；设两个区段平巷掘进头。困难时期的采煤方案：2#煤开采后期开采采区2301工作面时为通风困难时期，同时设两个区段平巷掘进头和两个大巷掘进头。通风容易时期和困难时期摩擦阻力计算分别见表7.5、表7.6。表7.5通风容易时期摩擦阻力计算表巷道名称支护方式α×104/N·s2·m-4L/mU/mS/m2Q/m3·s-1hf/Pa副井混凝土350538.625.1250.26106.1141.99井底车场锚喷85331.318.3923.51106.1144.87辅运大巷锚喷85421.516.5718.994.0577.783101进风行人斜巷锚喷1501041717.554.7814.853101分带运料斜巷锚554.78354.403101工作面掩护式支架30024519.9224.4554.7830.063101分带运煤斜巷锚554.78345.833101回风斜巷锚喷150851717.554.7812.14运煤大巷锚喷85332.916.5718.994.0561.43回风煤门锚喷8551.116.5718.9106.1112.00中央回风井混凝土350487.320.4133.18106.11107.29合计/Pa1102.64表7.6通风困难时期摩擦阻力计算表巷道名称支护方式α×104/N·s2·m-4L/mU/mS/m2Q/m3·s-1hf/Pa副井混凝土350538.625.1250.26136.0369.02井底车场锚喷85331.318.9124.8136.0364.60辅运大巷锚喷853301.116.5718.995.48627.79轨道上山锚喷1501041717.554.788.412301采区运料平巷锚网1503719.71717.554.78531.122301工作面支撑掩护式支架30024519.9224.4554.7830.062301采区运煤平巷锚网1503661.61717.554.78522.83回风上山锚喷150851717.554.786.88回风石门锚喷853182.916.5718.995.48605.31中央回风井混凝土35051.116.5718.9136.0319.73合计/Pa2662.09矿井通风总阻力和等积孔计算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摩擦阻力： (7-14)容易时期通风总阻力，按下式计算， (7-15)困难时期通风总阻力，按下式计算， (7-16)所以有，hme=1.1×1102.64=1212.90Pa，hmd=1.1×2662.09=2928.30Pa。矿井通风总风阻计算公式 (7-17)矿井通风等积孔计算公式 (7-18)(1)容易时期矿井总风阻：总等积孔：3.63m2。(2)困难时期矿井总风阻：，总等积孔：2.99m2。矿井通风总风阻和等积孔见表7.7。表7.7矿井通风总阻力及等积孔汇总表项目容易时期困难时期总阻力/Pa1212.902928.30总等积孔/m23.632.99由此可知本矿井属于通风容易矿井。通风机选型主要通风机的选择1)自然风压矿井自然风压的大小直接影响风机选型；其值得大小主要取决于矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素。自然风压，对矿井风机的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。(7-18)表7.8空气平均密度季节进风井筒/kg·m-3出风井筒/kg·m-3冬1.281.24夏1.221.26高差：Z=51.3m，冬季空气密度取：冬季自然风压按下式计算：夏季空气密度取：夏季自然风压按下式计算：冬季自然风压有利于矿井通风，压力为201.1Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为-201.1Pa。2)通风机风压(1)矿井采用抽出式通风，通风容易时期通风机静风压为：(7-19)所以有，hrsmin=1212.90-201.1+50=1061.8Pa。(2)通风困难时期，考虑自然风压阻碍通风机通风，通风机静风压为：(7-20)则有hrsmax=2928.30+201.1+50=3179.4Pa3)通风机实际通过风量Qf对于抽出式用下式计算： (7-21)容易时期：困难时期：4)通风机工况点风机风压与风量的关系方程h=R*Q2确定通风机工作风阻曲线；主要通风机确定通风机特性曲线。风机风压与风量的关系：容易时期：困难时期：主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压见表7.9。表7.9主要通风机工作参数表容易时期困难时期风量/m3·s-1风压/Pa风量/m3·s-1风压/Pa116.7211061.8149.6333179.4根据以上数据，在主要通风机个体特性图表上选定2K60-No.28(Z1=14，Z2=14)型矿用轴流式通风机。该型通风机特性曲线如图7.1所示，在图上绘制风阻线，风阻曲线与风机特性曲线的交点M、N分别为容易时期和困难时期为理论工况点，P、Q点为根据理论工况点M、N求得的实际工况点。2K60-No.28型矿用轴流式通风机实际工况点参数见表7.10。表7.10主要通风机实际工况点参数性能参数型号通风时期叶片安装角/°转速/r·min-1风压/Pa风量/m3·s-1效率/%输入功率/kW2K60-No.28容易306001863.5714072.21335困难406003504.48156.381.12667.6图7.12K60-No.28型矿用轴流式通风机实际工况点7.4.2电动机选型由于，因此需要选用两台电动机。容易时期电动机效率用下式计算： (7-22)困难时期电动机效率用下式计算： (7-23)所以有，kW，kW。本矿井在通风容易时期和通风困难时期可以选用公用同步电动机。根据电动机要求，选择型号为T630-4和T630M1-4型同步电动机，其详细参数见表7.13。表7.13电动机参数时期型号功率/kW电压/V电流/A转速/r·min-1效率/%容易时期T630-480060009015095.2困难时期T630M1-41000600011315095.5防止特殊灾害的安全措施预防瓦斯和煤尘爆炸的措施（1）定期检查回采和掘进工作面以及回风巷中瓦斯情况，及时发现及时处理；（2）对容易积聚瓦斯的地点安设瓦斯自动报警装置，对超限地区进行整改加；（3）对煤层进行注水，优先选用湿式作业方式；（4）洒水灭尘等防尘设备及除尘设施安装在易产生煤尘的地点；（5）控制井下风速和漏风情况，防止扬尘；（6）进行瓦斯抽采，防止瓦斯突出情况；（7）定期清扫堆积的煤尘，定期冲刷巷道，在各个转煤点喷雾洒水。预防井下火灾的措施（1）利用风窗、风机、调压气室等调压设施，进行均压防灭火；（2）合理的布置巷道和通风线路，防止采空区起火和自然发火；（3）选用一些防灭火材料和惰性气体进行防火。7.5.3防水措施（1）在地表修建防排水工程，防止地表水倒灌；（2）坚持“防、堵、疏、截、排”的防治水原则，做好矿井水文观测和水文地质工作。

矿山环境保护矿山开采对于地质环境的影响影响地下水系、破坏水均衡采动裂隙的形成破坏了地下岩层结构和水平衡系统，尤其是地下水循环系统。它与各含水层连通，排干矿坑，抽干部分地下水位，造成大面积疏挖漏斗，大量泉井干涸，水位下降，河道断流，地表水渗入或沉入地下，使地下水位高的地区陷入缺水状态。地面塌陷改变了地表水体的径流条件，使水质恶化。矿山废水排放造成矿区周边河道淤积和水污染，造成水资源短缺，严重影响矿区生态环境。破坏地形地貌大规模的地下采矿活动往往造成大规模的地表变形，破坏了矿区原有的地形，严重破坏了土地资源。地表变形通常是指地下开采引起的变形，如地表沉降水平移动、地表倾斜、地表弯曲，甚至地表沉降盆地或漏斗状塌陷坑的形成。地表变形常引起地表水或地形变化、建筑物破裂或塌陷、公路塌陷、边坡滑动、水库渗漏等，使矿区大面积耕地成为不平整的荒地或阶梯式洼地。造成山体崩塌、塌陷