平煤十矿通风毕业设计

3 采煤方法及采区巷道布置

3.1煤层的地质特征

十矿井田共两层煤可采,由上而下依次为石盒子组戊8、戊9-10煤，属过渡相沉积。煤层之间均平距20m，倾向南西～北东，走向西北～东南，煤层倾角不大约13°左右，平均8°。戊8煤直接顶板为灰色泥岩，厚度5.4米，上层为灰白色中粗粒砂岩，厚度为17.94米左右，底板即为戊9-10煤顶板为深灰色泥岩夹砂质泥岩，厚度4～8米。戊9-10煤底板为深灰色泥岩及砂质泥岩，夹薄层菱铁矿结核中具鲕状，厚度7.54米左右。

煤层顶底板岩由为砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及泥岩互层组合，煤组煤层直接顶板大多数为砂质泥岩或泥岩，老顶一般为砂岩，少有伪顶，伪顶岩性为炭质泥岩。各煤层均以砂质泥岩及泥岩为直接底板，靠东部个别煤层直接底板有粉砂岩及砂岩，易管理。

据钻空岩芯物理力学试验结果表明，其砂岩的抗压强度平均5749.7×104Pa、粉砂岩为4704×104Pa、砂质泥岩为3941.6×104Pa及泥岩为4385.5×104Pa，各类岩石抗压强度平均2940×104Pa，属中等稳定顶板。

可采煤层特征表 煤层名称 煤层厚度 （m） 1.85~5.48 4.5 1.25~4.07 3.2 倾角 （°） 稳定性 硬度 中硬 中硬 夹矸厚（m） 容重 （t/m） 3顶板岩性 底板岩性 戊8 0~13 稳定 0 1.36 泥岩，砂质灰色泥岩，泥岩，砂岩 砂质泥岩 泥岩，砂质灰色粒土泥岩 戊9-10 0~13 稳定 0~0.7 1.36 泥岩，细砂岩 两煤层顶板和底板含水性小，无水害威胁。 3.2采区巷道布置及生产系统

3.2.1采区巷道布置及生产系统的原则

巷道布置及生产系统应满足以下条件：

1、保证采区具有完整的生产设备，生产系统，要便于管理完善可靠，； 2、合理集中生产，保证采区与工作面正常接替，确保矿井的安全生产同时，为稳产高效创造条件；

3、良好的经济效果，巷道布置在合理的基础上，力求工程量省，投资少，见效快，巷道维护费低，采区吨煤生产成本低；

4、安全生产的条件，要符合《煤矿安全规程》、《矿井防火规程》、《防治煤与瓦斯突出细则》、《建筑物、水体、铁路、及主要井巷煤柱留设与压煤与开采规

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程》等有关规定。

3.2.2确定采区巷道布置

1、十矿矿井属于两煤层小间距，小倾角煤层，适合采区准备方式，上山沿倾向集中布置。

2、本矿瓦斯涌出量小，涌水量小没有突出危险性，地质构造相对简单，两条上山就能满足生产系统之要求。为此采用两条上山方式准备，一条运煤，一条运料。

3、根据本矿的实际条件，为了减少初期投资，见煤快，设置戊8-1采区为首采区，两条上山一条运煤，另一条运料；因其服务年限较长，运输上山还要为下面的几个采区服务，自然发火期较短，故两条上山都布置在戊9-10煤层底板下20m处的岩层中。

4、采用双巷掘进是区段平巷，采区两翼交替开采即可保证矿井在投产时即达到设计年产量。上区段开采时，同时掘进下区段。沿空掘巷回收的是区段煤柱。

5、区段平巷间设置联络巷，保证顺畅掘进通风，局扇的工作阻力也可减少。 6、轨道上山上部设立绞车房，便于提升物料，运送矸石。 3.2.3采区巷道布置参数确定

1、根据《煤炭设计规程》所要求，结合十矿实际情况，为躲避一些自然环境对巷道造成的破坏（这里指地压应力集中），减少维护费用。根据临矿经验，采区边界煤柱设定为30m，上山煤柱在戊8煤各留30m煤柱，戊9-10煤留设30m煤柱，运输上山与轨道上山间距30m。主石门位于煤层下方较远，上方煤层采空后，正好形成卸压区，有利于主石门的维护，所以不必在主石门上方煤层中专设护巷煤柱。

因本井田走向长度较短，故设定采区走向长度与井田走向长度一致，确定首采采区为北翼戊-1采区，位于井田中部郭庄背斜北侧，靠近工业广场。采区走向长度为4800m，倾斜长度为968m。采区内划分为4个区段，分东西两翼布置组成一个统一的采准系统。各区段之间留设10m保护煤柱，采用双巷同时掘进的方法掘进回采巷道。各分区具体情况见下表

戊-1采区基本参数表 区段 一区段 项目 区段斜长/m 区段宽度/m 4800 242 4800 242 4800 242 4800 242 二区段 三区段 四区段 2、首采工作面戊8-10111开切眼、区段轨道平巷和区段运输平巷均沿戊8煤底板布置在煤层中，两区段平巷相互平行分段取直布置（具体见采区巷道布置图）。首采戊8-10111工作面长度225m，工作面走向推进长度2300m。

3、采区上（下）山每200m开掘一条联络巷，区段平巷、区段集中巷和它们

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之间的联络巷道的形式（双巷掘进时，每200m开掘一条联络巷道）、位置和布置方式详细设计见平煤十矿开拓平面图及采区巷道布置图。

4、十矿采区设计中上、下山是采用集中布置，采用双岩上山布置，轨道上山位于戊9-10煤层底板下8m处的岩石中，断面形式采用拱形断面，支护方式使用锚喷支护，局部使用U型钢加锚网支护。

5、运输上山位于戊9-10煤层底板下11m处的岩石中，采用拱形断面形式，支护方式采用锚喷支护，局部采用U型钢加锚网支护。

100R265013204029225019004300450022501540100400500轨道上山断面图

断面特征表

围岩 类别 净 掘 宽 高 断面 （m） 2200掘进尺寸（mm） 喷射 厚度 mm 形式 外露长度 树脂锚杆 50 锚杆（mm） 排列方式 矩形 净间排距 锚深 直径 周长m 砂岩 17.2 19.6 4500 4130 100 800 1600 14 15 ３

4800

运输上山断面图

巷道特征

围岩类别 煤 17.2 19.6 4800 3900 净 掘 宽 高 断面（m） 2掘进尺寸（mm） 喷射厚度 mm 100 形式 外漏排列锚杆 间排距 规格L×Φ 1900× 50 矩形 800 1600 16 净周长(m) 锚深 长度 方式 钢筋沙浆 15 6 采区内戊8煤层和戊9-10煤层采用石门联合布置下行式开采，即先采戊8 煤层，再采戊9-10煤层。

7 采区与工作面均采用上行风通风方式，主要通风设施有风门和密闭和挡风墙等；运煤方式采用胶带运输机运输，排矸和材料设备则用矿车由轨道运输。 3.2.4采区生产能力确定

本矿井初步采用“一矿一井一面”即工作面开采，准备掘进工作面各为一个。因此一个工作面的生产能力则是矿井的生产能力，为每年240万吨。工作制度采用“三八”制，即两班采煤，一班准备。双向割煤，往返一次割两刀，每刀进尺0.8米。

1、 单个工作面生产能力的确定

① 工作面使用双向割煤，一刀煤所需时间为tL

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tL??L?L1????11????t1 ??vcvk? =（225-30）（1/3+1/5） =114 min

式中：

L——工作面长度，225 m； L1——斜切进刀段长度，30m；

vc——采煤机正常割煤牵引速度，取3m/min； vk——采煤机反向牵引清浮煤速度，取5m/min； t1——采煤机反向操作及进刀所需时间，取10min。

②间歇时间T停

间歇时间包括每割完一刀煤要进行检查机器更换截齿；正常的停开机时间；

采煤机牵引方向改变时翻挡煤板时间及滚筒调位时间等。据实情况，T停取30min。 ③、因此每割一刀煤均用时140min，工作中有一定的富裕系数即割一刀煤平均取时160min。可进一个半循环即每班采三刀。工作面工作制度采用“三八”工作制，即两班半采煤，半班准备，即每日循环数目为3.5。

2 工作面生产能力 ① 日产量计算：

Qr?NLMB?C

=3.5×225×4.5×1.6×1.36×0.95 =7325.6t

式中： L——工作面长度，225 m；

M——采高，4.5m； B——循环进尺，1.6m； γ——煤容重，1.36t/m3； C——工作面采出率，取0.95； N——每日循环数目，取3.5；

② 矿井实际年产量计算：

据矿井年产日为330天来计算，则实际年产量为Qr×330＝241.7万t>240

万t。

以计算结果得出结论，此设计足够满足生产要求。

3、实际采区生产能力

QB=K1K2∑Qi =1.05×0.98×241.7

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=248.7万t

式中： QB——采区生产能力；

K1——采区掘进出煤量系数，取1.05； K2——工作面之间出煤影响系数；取0.98； Qi——单个工作面年产量，241.7万t。

由上式计算得出采区实际生产能力QB＝248.7万t。

3.2.5采区车场设计与选型

1、上部车场采用单道逆向平车场，线路改变平缓后，设单开道岔非平行线路连接处。矿车反向驶入平巷，在错车线处倒车。为缩短倒车时间，提高通过能力，在单开道岔处再设一分车道岔，变换成双轨线路，如上部车场图

上部车场

2 中部采用逆向甩车场型，为减短倒车时间，提高效率，在单开道岔后再设一分车道岔，成双轨线路。矿车被提升至中部车场后甩入车场，推入区段回风平巷。如下图。

中部车场

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3 采区下部车场使用底板绕道式型，在底部车场内设置双轨道，方便错车。装满设备和材料的矿车由机车牵引从主石门进入采区下部车场。车场下部停车线上，矿车与机车脱钩，矿车与料车通过绞车提至上中部平车场的平台摘钩，后沿着矿车行进方向进入工作面或回风平巷。如下部车场图：

下部车场

3.2.6采区硐室的布置

采区主要硐室包括煤仓、绞车房、变电所等。 1 采区煤仓

此设计的运输顺槽及运输上山均使用运输皮带，大巷使用矿车运输，应该设采区煤仓。因此本设计中大巷和运输上山之间交叉处设置煤仓，其周围围岩为砂岩。该煤仓采用垂直式，断面为圆形，直径6.84米，高度25米。锚喷支护。煤仓容量是按采煤机割一刀煤的连续作业产量计算：

Q=Q0+LMBγC0kt

=10+225×4.5×0.8×1.36×0.95×1 =1056.5t

式中: Q——煤仓容量，1056.5t；

Q0——防空仓漏风留煤量，取10t； L——工作面长度，L=225m； M——采高4.5m；

B——一个进刀深度0.8m； γ——煤的容重 1.36t/m3； C0——工作面的采出率0.95；

kt——同时生产的工作面数目，取1。 煤仓的断面半径：R==3.42m

所以煤仓断面直径取D=6.84m，煤仓高度21m，容量1056.5t。 2 采区绞车房

采区绞车房的位置应选择在围岩坚硬的煤层或顶板岩石中，避开瓦斯突出、地质构造复杂、含水丰富的地方，通风条件且良好；具有防火、防水、防潮的措施等。因此，本矿井绞车房布置在戊9-10煤层底板下的砂岩中。断面采用半圆

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拱形型，选用阻燃材料并联合锚杆支护。根据所选绞车确定其尺寸为：高5.5米，宽6米，长10米。

3 采区变电所

变电所是采区供电的枢纽，由于低压输电的电压降大，变电所合理的位置确定是保证采区安全生产、减少费用的重要措施。采区变电所应设在无淋水、通风条件好、地压小、岩石稳固、且用电负荷集中的地方，故放在两条上山之间，其位置见采区巷道布置图。高压与低压电气设备分别集中在一侧布置，故硐室宽度取3.6米；高度根据行人的高度与设备要求以及吊挂电灯的高度确定为3米，通道高度取2.5米。采用半圆拱，锚喷支护的硐室断面形状。底板采用混凝土铺底，并高出相邻巷道200～300mm具有流水坡度，防止矿井水流进变电所。硐室与通道的连接处，设置外开的防火栅栏两用门。 3.3采煤方法 3.3.1采煤工艺方式

3.3.1.1采煤方法确定:

（1）一般采煤方法设计符合以下原则：

①先进的技术，机械化水平高的采煤工作面，单产高，煤质好，煤炭采出率高；

② 经济合理，劳动效率高，材料消耗少，吨煤成本低；

③ 生产安全，具有科学生产的管理水平，先进的生产设备使用技术，认真贯彻《煤矿安全规程》，确保安全生产，保证矿井有完整的运输、通风、排水及行人系统，设置完善的安全设施。 （2）采煤方法确定

本矿井煤层储存条件简单稳定，简单的地质特征，综合邻近矿井的实际生产经验，戊8，戊9-10煤层可使用走向长壁采煤法采煤。并根据煤层厚度条件及首采区的地质条件，采煤法可用综合机械化。

本设计矿井主要采用综合机械化采煤回采工艺，全部垮落法顶板管理一次性采全高，为减少回采损失，局部残煤采用普采或炮采。 3.3.1.2工作面长度和推进长度确定:

据该矿井实际生产需要，初步确定首采区工作面长度为225米。

根据本矿的开拓部分考虑高产高效要求，尽量减少搬家次数，结合地质条件，搬迁次数及煤损随工作面推进距离增大而减少，本设计以戊-1采区为首，其为双翼采区，走向长度4800米，即工作面推进度约2300米。 3.3.1.3采煤工艺:

（1）回采工艺 ：采煤机割煤，采煤机随支架推进，刮板输送机在割煤机30米后左右开始推移。

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（2）工作面破煤：采用双滚筒割煤机双向割煤一次采全高，往返一次进两刀，进刀采用端头斜切割三角煤方式。

①采煤机选型要使用相应的地质条件，并且采煤机采高、截深、功率、牵引方式等主要参数要选取合理，适用范围较大，能满足工作面开采生产能力之要求。 根据本矿井实际情况条件与实际生产能力，本矿井选用MXA-380E/4.5，其技术特征表如下：

MXA-380E/4.5型双滚筒采煤机技术特征 型号 采 高 适应煤质硬度 卧 底 量 适 应 倾 角 设计功率 滚筒直径 截割机构 滚筒数量 截 深 牵引形式 牵引机构 牵 引 力 牵引速度 型 号 电 动 机 总 功 率 电 压 重 量 机面高度 喷雾灭尘方式 生 产 厂 商 最 高 574 0～7.5～12 DMB-300S 300+2×400 1140 53 1940 内、外喷雾 西安煤矿机械厂 2 800 无链电牵引 kN m/min kW V t mm mm 最 高 MXA-380E/4.5 4500 ≤3 190 ≤35 300 2240 单位 mm f mm 度 kW mm ② 采煤机进刀方式：使用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，其工作过程如下：

A 当采煤机割至工作面端头时，其刮板输送机槽已移近煤壁，煤机机身处沿留有一段下部煤 图A；

B滚筒调换位置，前降下、后升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直 图B；

C两个滚筒再调换上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处 图C；

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D 割掉三角煤，煤壁割直后，再次调换滚筒，返程正常割煤图D。

(a)起始 (b)斜切并移直输送机 (c)割三角煤 (d)开始正常割煤

1-综采面双滚筒采煤机；2-刮板输送机

进刀方式图

（3）工作面装煤：在煤机截割煤同时，利用滚筒螺旋齿片和弧型挡煤板自动将煤装入刮板运输机；余煤由铲煤板随移溜铲入刮板运输机。 （4）回采工作面采出的煤由工作面刮板输送机通过转载机运到区段运输平巷由运输胶带运走。

工作面运煤：其采用刮板输送机运煤。根据要求及考虑其能满足工作面的地质条件并保证产量。选用SGZ830/630型，其技术特征见下表：

SGZ-764/400型刮板输送机技术特征表 型号 设计长度(m) 出厂长度(m) 运输能力(t/h) 链速（m/s） 型号 电 动 机 转速（rpm） 电压（V） 液力耦合器型号 减速器速比 布置方式 中部槽规格（长×宽×高）（mm） 圆环链规格（mm）

1480/735 1140 TVA-560 1：27.635 平行布置 1500×764×222 26×92-C １０

功率（Kw） SGZ-764/400 250 250 1000 1.1 KBKYSS-100/200-8/4 2×100/200

刮板链形式 刮板间距（mm） 与采煤机配套牵引方式 制造厂家 中双链 920 有链或无链 张家口机械厂 （5）转载机选型

矿井转载机选择SZD-730/110型。

SZD-730/110技术特征见表

型号 SZB-730/110 30 900 1.33 型号 功率 电动机 转速 电压 减速器速比 与输送机重叠长度 中部槽规格 圆环链规格 刮板链形式 刮板间距 制造厂家 1480 1140 1：23.55 12 1500×730×220 φ26×92-C 双边链 640 张家口煤机厂 rpm V m mm mm mm DSB-110 110 单位 m t/h m/s kW 出厂长度 运输能力 链速 （6）破碎机机选型

矿井破碎机选择PEM1000×650Ⅱ型

PEM1000×650Ⅱ型破碎机机技术特征表 型 号 结构特点 过煤能力 破碎能力 进料口尺寸 PEM1000×650Ⅱ 颚式 900 750 1000×650 单 位 t/h t/h mm １１

出料粒度 型号 电动机 功率 电压 制造厂家 40～370 JBY91-4/75 75 1140 张家口煤机厂 mm kW V 3.3.1.4支护

(1)工作面支护：采用掩护式支架支护工作面。

① 支架选型：根据三即配套及煤层厚度要求且考虑满足通风及矿压条件选用Zz10000／29／47支撑掩护式支架。技术特征见下表：

Zz10000／29／47支撑掩护式支架技术特征表

支架型号 支架型式 支撑高度(m) 煤层倾角(°) 工作阻力(kN) 初撑力(kN) 支架中心距(mm) 支护强度(MPa) 对底板最大比压(MPa) 泵站工作面压力(MPa) 支架重量(t) 生产厂家 Zz10000／29／47 支撑掩护式 2.9～4.7 5 9850 6896 1.79 1103～1117 3.22 31.5 30.24 郑州煤机厂 ②工作方式：最大与最小控顶距分别为5300 mm、4500mm。工作面铺设124架，采用依次顺序式移动式支架， 移动步距800mm。

(2)端头支护：由于区段平巷沿煤层掘进，顶板倾角不大，可采用ZT7450／18.5／4.6型端头支架。技术特征见下表

ZT7450／18.5／4.6型端头支架技术特征表 标准型号 高度(m) ZT7450／18.5／4.6 1.85～4.6 １２

中心距(m) 工作阻力(kN) 初撑力(kN) 支护强度(kN/m) 对底板比压(MPa) 长×宽(m) 组合形式 工作压力(MPa) 重量(t) 制造厂 21.5 7350～7450 5880～6045 482～514 0.41 10.24×3.29 偏置 31.4 18.13 北京煤机厂 （3）超前支护：运输平巷采用4米长梁支护，支撑每根梁需4个LZ38-20/110型单体液压支柱，间距0.8米，排距0.8米；回风平巷采用长梁支护，每个梁由3个LZ38-20/110型单体液压支柱支撑，其长4米柱距0.8米，排距0.8米。据邻矿经验，超前支护设置距离为30米。 3.3.1.5安全工艺流程布置注意事项：

（1）工作面割煤时，所有防尘设施必须能够正常使用，采煤机的内喷水压不得小于2Mpa，外喷雾不小于4 Mpa；掘进机的内、外水压分别不得小于3Mpa和1.5Mpa，进水处侧须装水压表。认真落实测尘，防尘工作，采取可靠有效的技术措施，最大程度减少出尘量，同时，采掘工作面割煤时，回风侧的人员须佩戴防尘口罩，做好自我防护。

（2）综采面内防尘供水软管直径不得小于32mm，工作面至少每6架支架之间安装架顶喷雾和架间喷雾装置，在移架的同时进行自动喷雾。两巷道的防尘管管径不得小于100mm,按标准安装“三通”阀门和各种喷雾装置，常检查，确保设备完好可靠，使用正常。

（3）工作面回采过程中，如遇淋水、断层等地质变化，必须经现场勘察，并及时制定针对性的防护措施，认真落实。需加强支护，严禁在空顶下作业。 （4）工作面液压支架必须安装防倒滑装置，在机头，机尾及支架上安装两个防倒滑千斤顶，以10架为一组，每组分别安装一个防倒千斤顶，其型号为QRB-125/70×500。机头机尾五架安设推移千斤顶做防滑千斤顶，用直径为26×96的规格圆环链将1 号架联于3号架四联杆上，将3号架与5号架相连，每四架为一组，每组之间安装防滑千斤顶其型号为QRB-80/45×370。 （5）其他规定应严格按照《煤矿安全规程》规定进行施工。

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3.3.1.6劳动组织和循环作业图表

（1）劳动组织

通过用比较类推法，根据工作面定员及劳动定额配备对各项工种和人员数目进行确定，具体工种和人员数目见劳动组织表。

劳动组织表

各班人数 一班 班长 采煤司机 刮板机司机 转载机司机 胶带机司机 支架工 泵工 电站工 浮煤清理工 端头维护工 防尘工 运料工 材料工 地面装料工 合计 2 2 1 1 1 3 1 1 2 3 1 27 二班 2 2 1 1 1 3 1 1 2 3 1 27 检修班 2 2 2 2 2 4 1 6 1 4 1 8 46 小记 6 6 4 4 4 10 3 8 5 10 3 8 2 8 81 在册 人数 7 8 5 5 5 12 4 10 7 12 4 9 2 8 98 工种 （2）工作制度

工作面采用“三八”工作制，两班采煤，一班检修。 （3）工作面正规循环作业图表： 3.3.2回采巷道布置 3.3.2.1采区巷道布置:

能使矿井主要开拓巷道和回采工作面联系起来，形成运输、动力、通风供应等生产系统，以确保回采工作稳定正常进行，需布置采区巷道。布置巷道依据及要求如下：

（1）布置依据： ① 地质条件；② 设计资料，如年产量，开拓方式等；

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22中班1820图 6- 循环作业图表早班101214夜班46班次面长2150工作100面50 循环作业正规图表

③ 符合生产设计规范，且技术装备满足要求。

（2）布置要求： ①合理的生产；②合理的服务年限； ③有利于运输通风行人等系统；④合理的生产能力 ；○5良好的经济效益等。

结合矿井实际情况，首采区采用准备方式布置，戊8、戊9-10煤联合布置两条煤层集中上山，均布置在戊9-10煤层底板岩层中。轨道上山进风运料，运输上山运煤回风行人，间距为30米。绞车房布置在轨道上山上部，两上山之间中部设置采区变电所，皮带峒室设置在运输上山下部，采取煤仓设置在主石门运输上山间。

3.3.2.2回采巷道布置:

此设计采用下行式开采戊8、戊9-10煤分别采用往复式回采。工作面回采为后退式，两翼为交替开采，煤层上部区段开采时同时准备相邻下部区段，开采煤层第二个区段时准备戊9-10煤第一区段。

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图例割煤移架推溜检修

区段平巷沿煤层走向掘进，往复式回采为适应要求，区段平巷采用双巷掘进，间隔200米打联络巷一条，方便两条巷道的通风及设备运行。掘进时区段上下两平巷平行要符合要求布置，施工时，机风两巷均沿煤层底板中线取直方式掘进，确保综采工作面要求的等长。设置水泵排水在区段平巷内局部积水区。

区段平巷的布置在考虑满足通风要求及设备安放要求的同时，尽量不破坏顶板的完整，矩型断面形式用于本矿井设计区段平巷内，采用锚网钢梁支护，局部采用工字钢支护。设计断面形式及尺寸见区段轨道平巷图和区段运输斜巷图。

2800420044003000

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区段轨道平巷图

巷道特征表 名称 巷道规格 支护形式 净断面 掘进断面 单位 m m m 22数量 4200×2800 锚网带 11.76 13.2 名称 净周界 Qmax α 水沟 单位 m m/s m 3数量 14 38.9 1.0012 0.6×0.6

280042004400区段运输斜巷图

名称 巷道规格 支护形式 净断面 掘进断面 单位 m m m 223000１７

巷道特征表 数量 4200×2800 锚网带 11.76 13.2 名称 净周界 Qmax α 水沟 单位 m m/s m 3数量 14 38.9 1.0012 0.6×0.6 上区段回采过程中，回风平巷受下区段不同程度的影响，因此区段平巷间要设置保护煤柱，煤柱留设10米。为减少采动对上山的影响，因此需设置上山保护煤柱，两条上山各留30米煤柱。采区上下之间相邻采区，煤柱留设30米为防水、防漏风及矿压等影响。东西边界采区即为井田边界，按照《煤矿设计规程》要求，井田边界设置50米保护煤柱。

4 矿井通风

本章矿井通风设计是主要部分，是保证安全生产重要一环。须结合矿井地质条件、设计生产能力、开拓方式、采煤方法、运输方式等条件以及各种经济技术参数，全面分析，精心设计，周密考虑，力求实现预期效果。

4.1矿井通风系统选择

通风系统应根据整个矿井生产时期的技术经济因素做出全面考虑，以便确定的适应现实生产要求的通风系统，又能长远的照顾生产发展与变化情况。设计原则及考虑因素:

1) 通风系统完整、合理、简单且符合《煤矿安全规程》与《煤炭工业矿井设计规范》。

2) 利于矿井建设与连续、高效、建立一个安全可靠，技术先进和经济的矿井通风系统是矿井通风设计的基本任务，矿井基建时期通风是建井过程中掘进井巷的通风，此时期多用局部通风机对独头巷道进行通风。两个井筒贯通后主要机组安装完毕，主要通风机便可对已开凿的井巷实行全风压通风，从而缩短其余井巷与硐室掘进时通风的距离。本矿井服务年限较长对于生产时期的通风考虑到通风机设备的选型，对矿井安全生产。

3) 进风流新鲜，回风流安全；风流易于控制，并具有灾害应急措施。 4)减少风巷工程，减小风阻与漏风并优化巷道联络。 5)任何通风系统的选择，都要符合投产快、出煤多、技术经济指标合理等安全可靠原则。 4.1.1矿井概况

本矿井型设计为240万t/a，服务年限约为71年，本区主采戊8煤层平均厚

戊9-10煤平均厚度3.2米，度4.5米，平均容重为1.36t/m3；平均容重为1.36t/m3，

煤层总平均厚度7.7米，倾角小，在0度到13度之间，平均8度。煤质稳定，硬度中硬,普氏硬度为2～3，均属肥和1/3焦煤，低硫中低灰分。煤层的埋藏深度为+20～-800米之间。为此设计开采水平两个，标高-320、－720。矿井律属低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为1.0m3/t，瓦斯绝对涌出量为3.75m3/min。各煤层均有自然发火倾向，为期4～6个月的发火期，煤层具有爆炸性。

4.1.2矿井通风系统的基本要求

选择矿井通风系统的因素较多，在抓住起决定作用

的主要因素的同时注意其他因素，进行全面分析，就可能选择比较合理的通风系统。一般情况下矿井通风系统 ，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。

具体地说以下基本要求要适应：

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1、每个矿井，处于地震区、多雷区的地方至少要有两个安全出口，出口之间距离不得小于30米；

2、进风井口，要具备防洪，不受粉尘、污风炼焦气体矸石燃烧气体等有毒气体的侵入；

3、多台分区主扇通风使用时，为了保持联合运转的稳定性，总进风道的断面不宜过小，公共风路的尽可能减少风阻；各分区主扇的回风流中央主扇和每一翼的主扇的回风流都必须严格隔开；

4、所有矿井都要采用机械通风主扇和分区扇必须安装在地面； 5、矿井地理位置分南北方，井口要具有供暖设备的是北方； 6、总回风巷不得作为主要人行道；

7、工业广场不得受扇风机噪音的干扰；

8、回风井不允许兼作装有皮带机的井筒； 9、进风井不允许兼作装箕斗使用的井筒； 10、独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；

11、通风系统要为防瓦斯、火、水、尘及降温创造条件；要有利于深水平延

伸或后期通风系统的发展而变化； 12、要注意降低通风费用。 4.1.3矿井通风方式的确定

一般矿井主要有五种通风类型：中央并列式、中央分列式、两翼对角式、分区对角式和混合式通风。但一般来说新建矿井多在前4种方式中选择。混合式是前几种方式的发展，多在老井的改建、扩时使用。因而我们对前4种方式做一个初步的比较，如下表所示：

通风方式对比表

项目类型 中 央 并 列 式 中 央 分 列 式 煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大而瓦斯和自然发火较严重的矿井 部漏风小，有利于防火。工业广场没有噪音和污风的污染，回风井系统设备防尘管理比较方便。 深部延伸，通风不困难，风流不折返，阻力小，内与并列式相比，这种方式较安全，建井期两井新建矿井，煤层倾角大，走向长度小于5Km，而且瓦斯、自然发火不严重的矿井 适用条件 优缺点 初期投资少，出煤快，采区生产集中，便于管理；节省风井工业广场占地，压煤少；便于井筒延伸，为深部通风提供有利条件；风流折返流动路线长，通风阻力大，通风费用高；工业广场有风机，噪音大。 １９

两 翼 对 角 式 分 区 对 角 式 适用于煤层距地表浅，因地表高低起伏较大，无法开掘浅部总回风巷，而且表土层没有沙层，便于开掘小风各分区有独立的通风线路，互相不影响而且通风阻力小，建井工期短，安全生产好，分区风井多，适用于走向长度大于5Km，井田面积大，产量高，煤层距地表浅，瓦斯、自然发火严重的矿井。 污染，比中央分列式安全性更好；但它的初期投资较大，管理相对分散，发生事故时反风较困难。 区风阻表较稳定；矿井总风压稳定，工业广场不受由于风流路线较短，阻力和漏风小，所以各采井。另外，煤层走向长，多煤层开采，占场地多，通风机管理分散。 高温矿井也可以采用这种方式。 经技术比较后，通风方式确定在中央并列式与分区式之间。现将两种方案进

行经济比较。

经济比较表 方案 项目 井巷掘进费 回风大巷 风机房费用 通风电费 主要通风设备购置费 大修费 设备折旧费 总费用 257.52万元 1356.23万元 1023.56万元 2086.46万元 603.25万元 528.42万元 12.45万元/年 5867.89万元 367.28万元 1468.29万元 1856.27万元 4545.24万元 567.87万元 853.94万元 25.46万元/年 9684.35万元 中央并列式 分区式 本矿设计能力为240万t/a，属低瓦斯矿井，但煤层有自然发火倾向，煤尘有爆炸性危险，井田走向较短，倾斜长度较长，设计为一个阶段一个采区，生产集中，便于管理；按倾向来看本矿煤层赋存形状为一个向斜和一个背斜构造。风井布置在井田中央背斜构造上面，有利于兼顾两翼通风，也为深部通风提供有利条件，再者压煤少。因此结合本矿的地质条件及以上技术和经济的比较，综合考虑，本矿井回风井也设在工业广场内东南处，通风方式设计为中央并列式。 4.1.4矿井主扇工作方法的选择

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