采矿工程 论文

第一章 矿井概况

第一节 井田地质特征

一、矿井概述 1.地理位置 大同矿区位于晋北，地跨大同、左云、右玉、山阴等五个县市。忻州窑矿位于大同煤田东北端，大同市SW75°，距大同市17.5kM，距口泉站5.3kM。井田内有五九公路贯穿，交通方便。忻州窑矿北邻云岗矿和晋华宫矿，东接大同市地方煤矿和小煤窑采空区，西南和西面为煤峪口矿。井田走向长4.179 kM，倾向长4.588kM，面积14736634.64㎡。地理坐标为东经113°7″，北纬40°4″。

2.地形、地貌特点 井田内为低山丘陵黄土地貌景观，地形比较复杂，黄土梁及“V”字沟谷发育，地势大致为北西高，东南低，地表最高点位于井田东部边界，高程1299.91m,最低点位于井田东南忻州窑沟内，高程1132.8m，相对高差204.13m。

3.交通条件 忻州窑矿S27oW为同蒲铁路运煤专线站──口泉站。北同蒲线往南至太原，往东和往西有京包线，井田中部有大同至左云公路由南往北贯

区，东南角与同泉路相接，交通条件四通八达。井田内有五九公路穿越而过，每日有班车通往各处，十分方便。

4.气候条件 本区属典型的大陆性气候，半干旱地区，其特点冬季严寒，夏季炎热，风沙严重，昼夜温差较大，现将具体资料分述如下：

⑴气温：一般较低，以年温差大为特点，年平均气温为5.1℃，极端最高气温在39.9℃，极端最低气温在-35℃。

⑵冻土：历年来冻土月份为11月至第二年4月份，最大冻土深度1610mm。 ⑶降水量:降水多集中在7、8、9三个月，约为全年降水量的60-75%，历年平均最大降水量为628.3mm，历年平均最小降水量为259.3mm，历年平均降水量448.7mm，最大日降水量为79.90mm。

⑷蒸发量：历年来蒸发量大大超过降水量，年一般蒸发量在1644-2105mm之间，平均蒸发量为1847.8mm。

⑸风：大同地区一向以风沙多而著称，西北风几乎贯穿全年，每年有风时间占全年总时间的70%，多集中在冬春季节，年平均风速为3.2m/s，最大可达17m/s。

5.地震 属地震裂度Ⅶ度区，根据《中国地震动参数区划图》，本地区地震烈度为7度，所属地震动峰值加速度分区为0.1～0.15g。

6.矿井周边小窑情况 井田内小窑有五座：分别是大同市南郊区云岗镇刘官庄村股份煤矿，批准开采3#层；大同市南郊区云岗镇张榆联营煤矿，批准开采2#、7#层；大同市南郊区水泊寺乡泉子沟煤矿，批准开采2#层；大同市南郊区平旺乡煤忻煤矿，批准开采12#、13#层。

井田周边小窑有六座，分别是大同市南郊区兴旺煤矿，批准开采9#、10#、-12-1#合并层。大同市南郊区口泉乡三脚沟煤矿，批准开采石炭系3#、5#、8#煤层；大同市城区新河煤矿，批准开采10#、15#煤层；大同市南郊区平旺乡大北沟村煤矿，批准开采10#层；大同市矿区大北沟联营煤矿，批准开采7#、9#、10#、12#层；大同市精通实业公司兴旺煤矿，批准开采9#、10#、12#煤层。

7.矿区工业概况及建材供应情况 矿区地处山区，土地贫瘠，又受干旱影响，基本没有农作物。工业生产主要是采煤，在矿区内有砖瓦厂、水泥厂，沙石能就地解决，其它钢材等靠外购。

8.河流水源、电源情况 本区属海河流域，桑干河水系，井田内无大的地表水体，较大的沟谷为

明灯寺与忻州窑沟，且常年无水，只是在雨季有短时洪水流经，并与甘河相接，向东汇入桑干河。忻州窑沟为本区主要河沟，由西北向东南斜穿本井田，经过主、副井口附近，全长8700m，汇水面积28kM2，平时仅有矿井排水，洪水季节水位突然猛涨。一般使用明灯寺水厂供水。

矿井供电主要来自忻州窑变电站，该变电站由双回路电源供电，分别为煤州线和四州线，供电电压35kV，经两台6300kVA主变降压后输出6kV电压。 二、井田地质特征 1.地层 A寒武系中统

为紫红、猪肝色页岩，灰色白云质灰岩，与下部地层整合接触关系。 B寒武系上统

为深灰色及浅灰色灰岩，灰色竹叶状灰岩、页岩及泥灰岩等。与下部地层整合接触关系。

C石炭系中统本溪组

厚15.3---35.36m，平均厚度25.93m。下部为紫红色、暗红色粉砂岩及风化壳成岩物质，上部为紫红色、灰绿色泥岩，粘土岩夹粉砂岩及细砂岩，中下部有1---2层铝土质岩层。与下部寒武系灰色竹叶状灰岩地层为平行不整合接触关系。

D石炭系上统太原组

厚15.66---67.81m，平均厚度40.67m，为大同煤田下部含煤系地层。岩性中上部以深灰色、黑灰色泥岩，碳质泥岩为主，下部以灰色、灰白色粗砂岩为主，夹粉砂岩及碳质泥岩或二者互层。主要含三个煤组，1---5号煤组，8—9号煤组，10号煤组。煤层总厚度2.5---26.4m，煤层结构复杂。本组与下部地层整合接触关系。

E二叠系下统山西组

厚6.51----58.54m，平均厚度24.41m。上部以灰色细砂岩为主，局部为灰色中粒砂岩、中下部为灰色粗砂岩，含煤三层，但均不可采，与下部地层整合接触关系。

F侏罗系下统永定庄组

厚19.69---83.80m，平均厚度56.68m。上部主要为紫红、杂红、灰色粉砂岩，中部为灰白色中粒砂岩、底部为灰色粗砂岩。与下部地层为微角度不整合接触关系。

G侏罗系中统大同组

为大同煤田上部主要含煤地层，厚度116.09---248.0m，平均厚度216.0m。为灰白色中粗砂岩，灰白色细粉砂岩，碳质泥岩组成。中粗砂岩成分为石英、长石及少量云母等，胶结物主要为泥质与钙质，大同组底部普遍发育一层粗砂岩。与下部地层平行不整合接触关系。

H侏罗系中统云岗组

岩性为白色、灰白色中、粗砂岩，上部为灰黄色，紫色、紫红色、灰绿色砂岩、粉砂岩及砂质泥岩组成，底部为灰白色含砾粗砂岩或砾岩（K21标志层）；厚11.14-210.69m，平均厚124.42m，与下伏地层呈整合接触。

I第四系中、上更新统

分布于梁茆及沟谷两侧，上部为浅黄、褐黄色松散状黄土，下部为棕红色亚粘土、亚砂土；厚0-37.2m，平均8.46m，与下伏地层呈角度不整合接触。

J第四系全新统

分布于沟谷内，由现代河流冲积、洪积物组成，与下伏地层为不整合接触。

上述所叙井田内地层，除寒武系外，其它地层在钻孔中均有揭露，而且与大同煤田东部边缘出露地层可靠对比，尤其含煤地层，在大同煤田内均有煤矿开采，其对比标志层明显，可将大同组地层与太原组地层可靠对比。

附地质综合柱状图

层厚（M）地煤 系层界 厚最小——最大平 均（M）117.27深灰色粉砂岩，细砂岩及粉细砂岩互层，局部夹厚层中粗砂岩，含植物茎叶化石及其碎屑。10煤，单一结构，不稳定，主要分布在井田的东部。上部为灰色粉砂岩、细砂岩，中夹厚层中粗砂岩，下部为细砂岩，底部有薄层兹砂岩及炭质页岩，含植物化石碎片。煤，单一结构，极不稳定，1111与11 合并为2.50-5.41/4.01分部在井田南部，与11 12 三层合并2为7.33-9.23/8.34与11 12合并为7.02-12.99/8.74均分布在井田西北部。21柱 状1：500煤层编号岩 石 名 称 及 岩 性 简 述侏132.260 — 2.00罗0.78系大1.74—40.96同18.41组151.560.20—3.650.890 — 38.749.510 — 3.441.200 — 30.7313.750 — 3.750.830 — 24.905.690 — 2.520.790.70—18.086.83191.480 — 5.611.320.55—10.664.56196.310 — 1.370.27207.98183.338.15—29.0714.21162.27灰色粉砂岩，细砂岩，中夹中粗砂岩。煤：单一结构，稳定11211，与12 两层合并为15.57-5.97/5.74，与12 三层合并5.29-8.24/6.47均分布于井田北部176.85顶部为灰色粉砂岩，局有部为有薄层炭质泥岩，中部为灰白色中粗砂岩，中下部为灰黑色粉砂岩，和灰白色细砂岩，底部为炭质泥岩，含植物根化石1212煤：单一结构，不稳定与12 合并层为1.60-7.60/3.25，分布于井田的西南部，12 分布于井田东部，南部。深灰色粉，细砂岩互层，夹少量中砂岩，粗砂岩，含植物根化石。122煤：单一结构，稳定，主要分布于井田的中部。顶部为灰白色粉砂岩，细砂岩及中粗砂岩，中部为灰色粉砂岩，中下部为中粗砂岩，底部为薄层粉砂岩夹煤线或炭质泥岩，含植物叶片化石及其碎屑。214煤：单一结构，不稳定，井田分布较广。灰白色粉砂岩，细砂岩，顶部局部有炭质泥岩，含植物化石碎屑。14煤：单一结构，不稳定，主要分布于井田的中部3

图1-1 综合柱状图

2.煤系地层 井田为双纪煤田，上煤系为侏罗系大同组和云冈组，下煤系为石炭系太原组和二叠系山西组。

上煤系大同组由陆相碎屑及煤层组成，底部K11为含砾粗砂岩，出露厚度116.09--248.0m，平均210m，含煤20层其中可采13层，煤层平均厚度22.69m，含煤系数10.8％云冈组主要由砾岩及砂岩组成，夹薄煤层1--3层，局部可采。

下煤系太原组主要由砾岩、砂质页岩与煤层组成，底部Ｋ２为砾岩和含砾粗砂岩，太原组厚15.66--67.81m，平均40.67m，含煤1--5层，可采煤层两层，上煤层为层1＃-- 5#（20m），见煤钻孔厚0.15～18.40m，平均5.21m,下煤层为层8＃--9#（5m），见煤钻孔厚1.90～5.77m,平均厚3.08m，太原组煤

ⅠⅡⅢⅣ滞后机组后滚筒15m外推入，弯曲段长度不得小于15m，弯曲度小于3度。 ⑸放顶煤：

按“两采一放”正规循环作业。放煤时采用两人相邻顺序同时两架放煤，并严格执行“见矸关窗”的原则。

⑹拉后部刮板输送机：

放煤结束后，顺序将后部刮板输送机拉前，要求和推前部刮板输送机要求相同。

（附采煤机进刀方式示意图）

图6-1-1 采煤机进刀方式示意图

本井田设计煤层为12#煤层，12#煤层平均厚度6.4米，属厚煤层，煤层倾角不大，属近水平煤层，宜采用倾斜长壁放顶煤综合机械化采煤方法。顶板管理采用垮落法，由于煤层顶板较坚硬，所以需采用强制放顶措施，以减少采空区悬露面积，这种方法即经济又合理，方便可行。

第二节 矿压观测情况

第三节 采区巷道布置

一、开拓方案的选定 方案一：斜井开拓上下山开采方案：

该井田煤层赋存稳定，埋藏深度平均达270米，考虑井根据矿井工业场地及确定的斜井开拓方式，结合矿井规模、煤层赋存特点、提升设备、井筒位置以及矿井目前的实际情况，本设计针对12号层的开拓提出两个方案进行比较，方案分述如下：

⑴方案的提出:

结合矿井规模、地质条件、技术设备等因素，采用斜井开拓的方式，主、副井井筒均采用斜井开拓，回风井井筒采用立井。

主斜井、副斜井分别以13。、11。的坡度从地面延伸到12号煤层，在12号煤层中在井田走向的中间位置向东西方向开掘运输大巷、轨道大巷、回风大巷。各大巷均到矿井的东西边界。主井与运输大巷相连，副井通过煤门与轨道大巷相连。

在井田内的石岩庄村南部开掘回风立井，与回风大巷相连，用于整个矿井的通风。通风采用机械抽出式通风方式。

方案二：斜井开拓上下山开采方案： 主斜井、副斜井分别以14。、18。的坡度从地面延伸到12号煤层，在12号煤层中在井田走向的中间位置由南向北开掘运输大巷、轨道大巷、回风大巷。主井与运输大巷相连、副井通过煤门与轨道大巷相连。

在井田的中部开掘回风立井，与回风大巷相连，用于整个矿井的通风。通风采用机械抽出式通风方式。

⑵方案的比较

上述两方案在技术经济上各有优缺点，两方案技术经济比较如下：

方案一： 优点：

A.巷道掘进技术简单，施工管理简单。 B.都是煤巷，见煤快，矸石少对环境有利。 C.巷道掘进快，工程进度高。

D.大巷可作为盘区巷道，不需要掘进山下山巷道。

E.巷道拐点少，系统简单，漏风少,环节少，事故发生率低。 缺点：

A.工作面推进时间超过发火期，需灭火费用高。 B.大巷难维护，应力集中与运输、皮带大巷。 C.利用上、下山开采，准备巷道和联络巷道较多， 增加了成本，不宜管理。

D.主副斜井太长，井巷工程量大，维护时间长。 E.工作面数目多，搬家次数多； 方案二： 优点：

A.工作面数目少，搬家倒面次数少； B.工作面推进长度大，放顶煤损较方案一少。 缺点：

A.大巷的总长度大，掘进费用与维护费用多；

B.推进长度大于方案一，灭火注浆费用多于方案一。

C.由于巷道拐点多，运输转载点多，系统复杂，易漏风且易出事故。 ⑶方案的确定

又考虑综采放顶工作面的连续推进长度一般不小于800—1000m，这样除了考虑工作面的搬家倒面次数，主要也考虑减少工作面初、末采时煤炭损失所占的比例，所以应尽可能加大工作面推进长度，但也得考虑因煤炭自燃对回采产生的影响，故工作面长度也不宜太长。

综上所述，本设计推荐方案一作为矿井井田主要开拓方式。

3438.53438.0X=3437.88539 Y=849.210983437.53437.0 849.5850.0850.5851.0851.5852.0852.5853.0853.58540854.585501246.19X=3438.75300 Y=851.58430915.41533867.2X=3438.75300 Y=853.80000523871264.77913.197.3533843438.513831298.12898.176.0栗庄保护煤柱1252.53916.757.5 面积 610585m53388523821252.28912.03533851237.237.2923.417.11257.467.1919.11523851284.51902.69523836.21246.02916.677.0533771264.43X=3437.90280 Y=851.58980 3438.7.5533711281.34934.71523771269.54未到底925.316.9193523751277.13936.617.1513781255.90877.93503756.2503751267.62880.071257.275.50892.295.6523781279.64925.307.01281.75932.25533727.2553378 503741294.80927.956.21254.13888.721293.44513755.8938.136.90测优513771257.43894.256.01286.42914.53523736.0东一盘区1292.72926.53523797.23533761299.85934.883437.503771248.86884.467.206.521255.9050375875.441274.086.1877.09503726.0西二盘区1202.28888.44523761286.41922.36533746.991299.91936.587.0513745.871289.81928.37533756.841278.1550373873.05 6.01270.53881.6550376513766.01244.64891.011270.195.75911.73523746.141291.25937.0453096.973437. 503611250.326.0881.02石岩庄保护煤柱1259.40894.9194523671272.42923.636.55513615.51 面积 16800m523621248.53908.21252.59902.935.45523691251.93916.068949149146.81533611284.18925.776.10513621223.396.4回风井 3436.5503741255.90873.256.2503621204.856.0872.74887.111243.78878.08503666.01243.46895.58513635.95回风皮带轨道5236101249.458.81914917.603436.533621259.66919.437.21253.39880.41503636.75513641176.25887.756.58 52365513651214.20898.47533647.051249.74910.887.081243.89910.025.853436.0523551229.92915.766.42533511224.08917.536.853436.503761255.90878.176.01215.07881.45503526.30西一盘区1168.2451351890.967.65523561223.99901.075.91东二盘区1214.15921.32533521199.306.90X=3435.67356 Y=849.21141503531266.54873.216.10533556.11测合格513533435.51240.79884.485.473435.1192.48503545010929.256.471234.43877.47892.97513545.20523511219.70913.286.036.60。 13主斜井x=3435.302y=852.43151192.5X=3435.25511 Y=852.28592副斜井x=3434.9348y=852.396511。1191.3

3435.0872.70533541160.06924.316.50X=3435.25550 Y=850.3289253041059.27917.757.083435.5305955.776.28工业场地259558mX=3434.64489 Y=852.28378923.981144.77533426.45X=3434.57315 Y=853.79395X=3434.64320 Y=853.07180X=3434.57417 Y=853.20877849.5850.0850.5851.0851.5852.0852.5853.0853.5设计高飞飞制图高飞飞指导审核井田开拓图图号比例单位11:50mm大同大学工学院采矿B051849.08540图4-1-1 井田开拓方案一

849.03438.5849.5850.0850.5851.0851.5852.0852.5853.0853.585403栗庄保护煤柱523871264.77913.197.3533841252.53916.75513831298.12898.176.07.51246.19915.41533867.24 1284.51902.69 面积 610585m2523821252.28912.037.153385533881257.46919.117.21237.23923.417.1523856.2523831246.02916.677.03438.0 3437.521513781255.90877.93503756.253377523771269.54未到底1264.43925.317.5533711281.34934.716.9193523751277.13936.617.1503751267.62880.07 503741294.80927.955.501257.27892.295.6523781279.64925.307.01281.75932.25533727.2553378 1255.9050375875.446.16.2钻513751254.13888.725.81293.44938.136.90测优513771257.43894.25503771248.86884.467.206.01286.42914.53523736.01292.72926.53523797.23533761299.85934.886.521274.08877.09503726.01286.41922.36523766.99533741299.91936.587.051374503731278.156.0873.05 1202.28888.445.873437.0 1255.90873.25503746.21270.53881.6550376513766.01244.64891.015.75回风立井1256.36533751289.81928.376.841270.19523746.14911.73991.25937.0453096.97石岩庄保护煤柱1259.40894.91513615.5194523671272.42923.63523611224.08未到底6.55503611250.326.0881.02 面积216800m1252.59902.93523625.451251.93916.06523696.811284.18925.77533616.10钻参503621204.85872.746.01243.78878.08503666.01223.39513626.4887.113436.51243.46895.58503651245.08未到底513635.951243.0552364未到底5236101249.458.81917.60533621259.66919.437.2 503641255.90未到底1253.39880.41503636.75513641176.25887.756.5852365513651214.20898.475.851243.89881.047.05533641249.74910.887.08钻不合格3436.0 503761255.90878.176.0945.08881.18500250351无法评定1282.29933.99907.085.41503561249.6450086.44523551229.92915.76未到底6.42533511224.08917.536.851168.24513517.65890.961215.07881.45503526.301223.99901.07523565.91533521199.306.9050357 3435.51244.14未到底1042.53905.9652066.2011503531266.54873.216.101214.15921.32533556.1151353 101240.79884.485.47503545010929.25872.706.471234.43877.476.601192.48892.97513545.20副斜井523511219.70913.286.039主斜井523411148.62未到底533541160.06924.3153041059.27917.757.086.503435.05305955.77923.986.28 1144.77533426.458 849.07852.5853.0849.5850.0850.5851.0851.5852.06853.558540

图4-1-2 井田开拓方案二

开关两台，

由开关出两趟电压等级为6KV，截面为ZQ30-3×185 mm2，长度为2×800送

至盘区(东翼)变电所。变电所(东翼)采用双电源，单母线分段式供电。 变电所共设高压开关12台，型号为BGP92-6 4台，BGP6-6 8台，400A 2台 200A 5台 100A 5台。

第五章 采区通风与安全

第一节 采区通风系统

一、通风方式和通风系统 根据井田开拓部署，矿井采用机械抽出式通风方法。 通风系统方式采用中央分列式。

采区和回采工作面的通风方式为U型通风方式。

第二节 风量配备

一、风量分配 1.分配的原则： ⑴各高低沼气矿井采煤工作面的风量

⑵对掘进工作面风量，一般根据巷道断面大小，送风距离，煤岩巷三个因素按所送局部通风机性能供风。

⑶井下火药库，充电室，采区绞车房，应单独供风。

⑷分配风量，各巷道的瓦斯和有害气体的浓度，应根据《煤矿安全规程》要求不得超过规定限度。

⑸备用工作面分配风量，按相适应条件的生产工作面风量的一半。

2.分配的方法： 将矿井总风量分配到井下各用风地点：

综采工作面： 57m3/s； 综掘工作面： 14m3/s×2＝28m3/s； 硐室实际需要风量： 6m3/s； 其它： 19m3/s。

二、矿井通风阻力 1.通风阻力的计算 通风阻力的计算包括摩檫阻力和局部阻力两个部分，摩檫阻力是风流与

井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力而引起的风压损失即摩擦阻力损失，摩擦阻力一般占矿井通风阻力的90%，它是矿井通风设计选择扇风机的主要参数。而局部阻力是风流经过井巷的一些局部地点，如井巷突然扩大或缩小，转弯交叉处以及堆积物或遇矿车等，由于风流速度或方向发生改变，导致风流本身剧烈冲击，形成极为紊乱的涡流，从而损失能量。造成这种冲击与涡流的阻力即称局部阻力，由于这种阻力所产生风压损失就称局部阻力损失。井下产生局部阻力地点虽多，但其一般只占矿井通风总阻力的10%。

根据上述两个时期通风阻力最大的风路，分别计算出各区段井巷的摩擦阻力。

h摩=aLPQ2/S3=RQ2 （7-8） 式中： h摩——摩擦阻力,Pa； a——摩擦阻力系数，N·s2/m4； L——井巷长度，m；

P——井巷净断面周长，m； Q——通过井巷的风量，m3/s； S1——井巷净断面积，m2； R——井巷摩擦风阻

将以上计算出来的各数值填如下表（其中表中的所列数值又是当空气为1.2kg/m3时数值）

表8-3-1 通风容易时期通风阻力计算表

摩擦阻力系数 α(N·s2/m4) 巷巷道 道 长周度 长 巷道名称 支护 类型 断面 风量 阻力 风速 L(m) P(mS(m2) ) 3Q(mS3 /s) Q2 h(P) v(ms) 3.72 2.64 3.3副斜井 主斜井 轨

664147锚0.014316.18.4.670..4 喷 085 0 45 8 7 0 4900 14668.锚0.012910.11.9.830.7 喷 08 0 87 37 8 00 900. 锚0.0400 17 17.56060.3600 39.

道喷 09 大 巷 运输大锚0.0巷 喷 11 400 回风大锚0.0巷 喷 075 400 采煤 液工压 作支0.0面 架 03 180 运输顺锚0.0129槽 网 16 6 回风顺锚0.0129槽 网 085 6 回风立灌0.0井 注 031 340 合 计 附加阻力(总阻力的15%) 总 计

76 1.82 1259.71 1259.71 13824.0 18 24 3752.78 3752.78 7564.16 00 3 8 13.6 10.8 40.00 1600 76.0 3.70 13.8 10.8 80.00 6400 2107.4.3 1 2.5 60.00 3600 2.50 15.8 15.54 50.00 2500 2183.2.3 2 15.8 15.54 50.00 2500 1153.2.9 2 15.8 19.63 1001000.0 0 22.0 1310.0 196.5 1506.5 5.09

表8-3-2 井巷困难时期通风总阻力计算表

巷摩擦阻 道巷支力系数 长道 护度 名类称 型 αL(m(N·s2) /m4) 副斜锚143井 喷 0.0085 0 主斜锚129井 喷 0.008 0 轨道 大锚320巷 喷 0.009 0 运输 大锚320巷 喷 0.011 0 回风 大锚320巷 喷 0.0075 0 采煤 液工压 作支面 架 0.003 180 运输 顺锚129槽 网 0.016 6 回风 顺锚129槽 网 0.0085 6

巷道 阻风断 面 风 量 周力 速 长 P(mS(m2) ) 16.18.45 8 Q(mS3 3/s) v(h(PQ2 m/a) s) 66441473.70.490.67 .4 72 00 0 2.64 146968.10.11.30..88 7 87 37 00 900 56013143.17..82 60.360.6 38 17 76 00 0 12596083.10..71 40.160.0 70 8 00 0 12591687.10..71 80.6402.7 41 8 00 0 13824.00 20 24 2.2.8 50 13.6 13.8 60.36000 0 15.8 37522183.15..78 50.250.3 22 54 00 0 37521153.15..78 50.250.9 22 54 00 0 15.8

回风 立灌15.井 注 0.0031 340 7 合 计 附加阻力(总阻力 的15%) 总 计

19.756421.5.63 .16 1001009 09 .00 00 369 8.4 554 .8 425 3.2 通风容易时期和困难时期的通风立体示意图见附图

图8-3-3 通风立体示意图（容易）

/s89m33/s1m回风3/s30m运输大巷轨道大巷3/s69m17m3/s17m3/s70m大巷3/s副斜30m3/s主斜

通风立体示意图 （困难时期）图8-3-4 通风立体示意图（困难）

第三节 通风构筑物

一、构筑通风设施时，必须严格按照安全质量标准化要求执行。 二、主要进回风巷做风门时必须构筑永久风门不少于两组正反向，通车风门间距不小于一列矿车长度，人行风门间距不小于5m，风门能自动关闭，有闭锁装置，不能同时敞开。

三、门框要沿口包边，有衬垫四周接触严密，门扇平整不漏风，门框与门扇不歪曲，调节风窗调节位置要设置在门墙上方，并能调节。

四、构筑风门密闭等设施时必须掏槽。

五、密闭内有积水时，必须打混凝土底座，高度根据积水的大小而定，并在下部设返水管，既能保持水流畅通，又不能漏风。

第四节 安全措施

具体问题具体对待。工人统一听从井下值班领导或技术员的安排，发生灾害事故时，尽快安全撤离，等待对灾害事故的研究处理。

一、预防瓦斯爆炸的措施 ⑴本矿井为高瓦斯矿井，须不间断地向工作面输送新鲜风流，在顺槽（回风顺槽）出口处安设瓦斯探测仪；

⑵每个掘进工作面均采用局部通风机；

⑶加强通风管理，对调节风窗应定期检查及调节校算； ⑷经常进行瓦斯测定，时刻提高警惕。 二、防尘措施 ⑴严格控制井下风速，加强通风工作，减少漏风，降低粉尘浓度。 ⑵保证井下洒水灭尘的水源充足，并采用湿式凿岩。

⑶所有采掘工作面及进回风巷道必须敷设洒水管路，各转载点使用喷雾洒水装置，减少粉尘浓度。

⑷定期在运输巷道及回风巷道内撒岩粉，其长度不小于300米，所有运输及通风巷道无论在掘进或生产时期均需撒岩粉。

⑸采取煤层注水，采煤工作面要安装内外喷雾装置。

⑹井下所有运输大巷，和通风巷道在装车地点和煤尘发生的地点，应该经常洒水，减少煤尘飞扬，并定期堆积煤尘。

⑺运输大巷和回风大巷设置岩粉棚。 三、预防井下火灾的措施 ⑴在井底车场巷道内以及变电所没有防火铁门；

⑵在井下电器设备选用隔爆型，硐室用耐火材料砌碹； ⑶井下设有防火材料以及消防列车房； ⑷安设防火水管，并备有水龙头；

⑸对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆； ⑹通风设备具有反风功能

⑺井下工作人员都必须熟悉灭火器材的使用，并熟悉自己工作区域内器材的存放地点，硐室内不准放汽油、煤油和变压器油，井下使用的润滑油、棉纱布和纸不准乱扔乱放，应放在盖严的铁桶内，专人带到地面处理，严禁将剩油、废油洒在巷道、硐室内。 四、预防井下水灾措施 ⑴在变电所及水泵房出入口设密闭门； ⑵强化超前钻孔的探测作用，

⑶对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆。 五、矿压显现控制措施 ⑴大巷采用锚喷支护，顺曹采用锚杆支护。

⑵配置顶板检测报警仪，矿压遥测仪等设备，为掌握矿压显现规律提供有效的手段。

六、矿井安全出口 矿井共布置有主斜井、副斜井、回风立井共三个井筒，其中主、副斜井及回风井都为矿井安全出口。 七、自救器及安全仪表的配备 自救器配备：为了保证矿工的生命安全，预防突发性灾害事故的发生，所有井下人员配备了OSR-60型化学氧自救器，以实现自我救护。 八、矿山救护 要有处理各种灾害的矿山救护队，并且给他们配备相应的技术装备。矿山救护队要设气体化验、修理、氧气充填、矿灯充电、汽车司机和后勤管理人员为矿山救护服务。

总之，矿井生产要严格遵守《煤矿安全规程》和《工作面作业规程》等有关安全规定，执行有关规定，并同时加强对职工的安全意识和自救能力的培训，才可达到安全生产的良好效果。

第六章 采区巷道规格及支护方式

第一节 概述

运输大巷、轨道大巷、回风大巷以及主煤门等主要开拓巷道均选用矩形断面，支护方式为锚喷支护。

根据井田开拓部署，矿井采用机械抽出式通风方法。 通风系统方式采用中央分列式。

采区和回采工作面的通风方式为U型通风方式。

第二节 采区巷道规格及支护方式

一、主要开拓巷道 运输大巷、轨道大巷、回风大巷以及主煤门等主要开拓巷道均选用矩形断面，支护方式为锚喷支护。

因为这五条巷道都在煤层中，而煤层的硬度系数较大，但层理、节理构造突出，所以选择用矩形断面来开拓巷道。

运输大巷、轨道大巷和回风大巷的服务年限较长，需要支护强度高，所以采用锚喷支护作为支护形式；工艺巷和排瓦斯巷随工作面的推进而缩短，服务年限短，设备简单，工作量小，所以采用锚杆支护作为支护形式；运输顺槽和回风顺槽进出设备人员多，工作面主要进回风通道，所以采用锚网支护作为支护形式。

附运输大巷、轨道大巷、回风大巷工艺巷及排瓦斯巷巷道断面图。

通讯照明洒水管注浆管排水管供水管人行侧

图4-4-1 轨道大巷断面图

表4-4-2 轨道大巷断面特征

喷射厚度(mm)断面积2(m )净掘进设计掘进尺寸(mm)宽5000高3900锚杆(mm)净周长排列间排距锚杆长(m)型式外露长度方式树脂锚杆50菱形800180017.010017.7619.5

洒水管通讯照明供水管人行侧

图4-4-3 运输大巷断面图

表4-4-4 轨道大巷断面特征

喷射厚度(mm)断面积2(m )净10.8掘进12.16设计掘进尺寸(mm)宽4400高3200锚杆(mm)净周长排列间排距锚杆长(m)型式外露长度方式树脂锚杆50矩形900/800180013.6100

图4-4-5 回风大巷断面图

表4-4-6 回风大巷断面特征表

喷射厚度(mm)断面积2(m )净10.8掘进11.78设计掘进尺寸(mm)宽3800高3100锚杆(mm)净周长排列间排距锚杆长(m)型式外露长度方式树脂锚杆50矩形900180013.2100

水管照明

图4-4-7 工艺巷断面图

表4-4-8 工艺巷断面特征表

喷射厚度(mm)断面积2(m )净7.68掘进7.68设计掘进尺寸(mm)宽3200高2400锚杆(mm)净周长排列间排距锚杆长(m)型式外露长度方式树脂150锚杆矩形850180011.2无

图4-4-9 排瓦斯巷断面图

表4-1-10 排瓦斯巷断面特征表

喷射厚度(mm)断面积2(m )净6.0掘进6.0设计掘进尺寸(mm)宽3000高2000锚杆(mm)净周长排列间排距锚杆长(m)型式外露长度方式树脂150锚杆矩形800180010.0无

第七章 采区设备选型及计算

第一节 采煤机的选型

根据地质、顶板条件、煤层厚度（采高）、产量、结合生产经验合理选择采煤机为MXG-700DA.

采煤机的参数为功率为2*300+100，能力为1200t/h

第二节 运输机的选型

根据产量具体选择回采工作面的运输能力，运输皮带选用 DSP1000-1000/3*200。

参数为功率为2*300，能力为1000t/h

第三节 顺槽设备的选型

根据采煤方法和生产能力分别选择进、回风顺槽所使用的各种设备。 转载机SZZ—830/200.

参数为功率为200，能力为1800t/h 破碎机YSB—160.

参数为功率为160，能力为2000t/h

第四节 支架的计算与选型

一、对液压支架的支护能力进行验算： ⑴顶板压力估算：

按照经验公式Qt=9.81×H×R×K计算， (5-1) 式中：Qt—工作面合理的支护强度，KN/m2; H—采高，取3m;

R—顶板岩石平均容重，取2.5T/m3; K—顶板岩层厚度与采高比，取8 则Qt＝9.81×3×2.5×8=588.6 KN/m2 ⑵支架的支护强度：

P=7500/(4.405×1.46)=1166 KN/m2＞588.6 KN/m2 (5-2) 所以ZFS7500型支架能够满足工作面的支护要求。 ⑶确定最大、最小控顶距

根据选定的支护设备和采运设备确定工作面最大控顶距为5.295m，最小控顶距为4.745m。端面距0.34m,架中心距1.5m。

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