安全专业毕业设计实例

湖 南 科 技 大 学

毕 业 设 计（ 论 文 ）

金竹山公司一平硐24采区目 通风设计与防火 者 院 业 号

武靖

能源与安全工程学院

安全工程 0801020327 罗文柯

二〇一二 年 月 日

题作学专学

指导教师

湖南科技大学

毕业设计（论文）任务书

能源与安全工程学院安全工程系（教研室）系（教研室） 主任：周荣义（签名）2012年3月12日

学生姓名：武靖学号：0801020327专业：安全工程

1学生设计题目及专题：金竹山公司一平硐24采区通风设计与防火 2学生设计时间：自2012年3月18日开始至2012年6月18日止 3学生设计所用资源和参考资料： ⑴设计所用资源：学校图书馆和能源与安全工程学院资料室技术资料及毕业实习单位收集的技术信息资源。 ⑵主要的参考资料包括：《矿井通风与安全》、《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1024-2006）、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）、《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028-2006）、《煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008）》、《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定（2011年10月）》、《煤矿矿井风量计算方法》（标准号MT/634-1996）、矿井生产现状及开采技术条件、矿井其它资料（如气象、恒温带温度、温度梯度、煤层自燃发火倾向性、煤尘爆炸危险性及爆炸指数等相关资料。 4设计（论文）应完成的主要内容： （1）绪论：

（2）矿井及采区概况：一平硐矿井概况、24采区概况，采掘工作面现状，瓦斯及地温情况

（3）24采区通风设计：24采区通风系统确定、24采区需风量计算、采区通风阻力及总风阻。

（4）24采区内通风构筑物设计：对24采区内调节风窗、风门等进行设计。 （5）24采区局部防突设计：石门揭煤局部防突措施设计、煤巷掘进工作面局部防突措施设计、采煤工作面局部防突措施设计、安全防护措施。

（6）安全技术措施：石门揭煤方法和安全技术措施、采、掘工作面安全技术措施。

（7）防治煤与瓦斯突出事故应急预案：事故类型和危害程度分析、应急救援及其原则、组织机构及职责、预防与预警、突出事故报告程序和现场保护、应急处置、应急物资与装备保障。

5提交设计（论文）形式（设计说明与图纸或论文等）及要求：

⑴论文要求：本论文以WORD形式打印出，文字要求：5-6万字，须有中、英文摘要和关键词，参考文献，参考文献中全部列出作者、题名、期刊名（出版社）、年卷期以及页码等。 ⑵论文排版的格式：严格按照《湖南科技大学本科生毕业设计（论文）工作规范》的格式进行。

⑶图纸要求：24采区通风系统图、24采区通风网络图、通风构筑物设计图、防突钻孔设计图等。

6发题时间：2012年03月12日

指导老师：（签名）

学生：（签名）

目 录

第一章 绪论........................................................ 8

1.1我国目前煤矿安全生产形势 .................................... 8 1.2我国煤矿生产存在的主要问题 .................................. 8 1.3煤矿安全生产体系建立健全的过程中所应采取的对策措施 ......... 10 第二章 一平硐矿井概况及24采区概况................................ 12

2.1 一平硐矿井简介 ........................................... 12

2.1.1矿井位置及交通 ....................................... 12 2.1.2矿井设计和生产能力 ................................... 13 2.1.3井田位置 ............................................. 13 2.2 矿井资源条件 ............................................. 13

2.2.1地层 ................................................. 13 2.2.2构造 ................................................. 13 2.2.3可采煤层情况 ......................................... 14 2.2.4资源储量 ............................................. 14 2.2.5开采技术条件 ......................................... 14 2.3 主要生产系统 ............................................. 15

2.3.1开拓系统 ............................................. 15 2.3.2通风系统 ............................................. 16 2.3.3井下排水系统 ......................................... 16 2.3.4运输系统 ............................................. 16 2.3.5提升系统 ............................................. 16 2.3.6供电系统 ............................................. 17 2.3.7监测系统 ............................................. 17 2.3.8防尘系统 ............................................. 17 2.4 24采区概况 ............................................... 18

2.4.1采区位置及范围 ....................................... 18 2.4.2邻近采区开采情况 ..................................... 18 2.4.3地层和地质构造 ....................................... 18

2.4.4煤层、煤质 ........................................... 20 2.4.5开采技术条件 ......................................... 21 2.4.6水文地质条件及涌水量 ................................. 23

第三章 24采区开拓设计 ........................................ - 17 -

3.1 采区境界及储量 ....................................... - 17 - 3.2 采区生产能力设计 ..................................... - 17 -

3.2.1 工作制度........................................ - 17 - 3.2.2 采区生产能力.................................... - 17 - 3.2.3 采区服务年限.................................... - 17 - 3.3 采区开拓系统及巷道布置设计 ........................... - 17 -

3.3.1采区开拓布置 ..................................... - 17 - 3.3.2采区主要巷道布置 ................................. - 18 - 3.3.3采区主要巷道布置形式选择依据 ..................... - 19 - 3.3.4采区区段布置 ..................................... - 20 - 3.3.5采区车场设计 ..................................... - 20 - 3.4 采区硐室布置及位置的选择 ............................. - 21 -

3.4.1 确定煤仓的形式、容量及位置...................... - 21 - 3.4.2 确定采区变电所的位置及形式...................... - 21 - 3.4.3 确定采区绞车房布置方式和位置.................... - 21 - 3.5 开采顺序 ............................................. - 22 - 3.6 采区的主要生产系统 ................................... - 22 -

3.6.1 通风系统........................................ - 22 - 3.6.2 提升运输系统.................................... - 22 - 3.6.3 供电系统........................................ - 23 - 3.6.4 排水系统........................................ - 23 - 3.6.5 通讯系统........................................ - 24 - 3.6.6 压风系统........................................ - 24 - 3.7 回采工艺简述 ......................................... - 24 -

3.7.1 回采工作面落煤、装煤、运煤方式.................. - 24 -

湖南科技大学本科生毕业（设计）论文 第三章 24采区开拓设计

掘进工作面配一台4-72-11№20B型双机双电源局部风机，额定供风量200m3/min。

Q掘?Q通IK通?200?1?1.2?240 m3/min

⑤按风速进行验算

岩巷掘进工作面的风量应满足：

60?0.15S掘?Q掘?60?4S掘

煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：

60?0.25S掘?Q掘?60?4S掘

式中：S掘------掘进工作面巷道过风断面积，m2。

掘进工作面底板运输巷（岩巷）S=6.09m2，半煤岩机巷S=5.72m2，切眼煤巷S=3.44m2。 所以有：

岩巷 54.51m3/min?Q掘?1461 .6m3/min煤巷 51.6m3/min ?Q掘?82.56m3/min半煤岩巷 85.8m3/min ?Q掘?137.82m3/min根据以上计算结果，按瓦斯涌出量计算284m3/min，所需风量最大，但按284m3/min由于掘进工作面绝对瓦斯涌出量参数不准确，284m3/min作为掘进工作面供风风量过大，风速过高，所以掘进工作面所需风量取210m3/min的供风计算，如果在实际当中不能满足时，4-72-11№20B型风机还有很大的富余系数，可加大供风量。

（3）硐室供风量的计算

24采区的硐室主要有绞车房变电所硐室及泵房变电所硐室。 硐室需风量按硐室中运行的机电设备发热量计算：

Q硐?3600???W60?Cp?t （m3/min）

式中：∑W——机电硐室中运转的电动机（变压器）总功率（按全年中最大值计算），kW；

θ——机电硐室发热系数，可依据实测由机电硐室内机械设备运转时

的实际发热量转换为相当于电器设备容量作无用功的系数确定。也可以根据表4.5确定。

ρ—— 空气密度，一般取ρ=1.2㎏/ m3；

Cp——空气的定压比热，一般可取Cp=1.000KJ/(㎏·k)； △t——机电硐室进、回风流的温度差，℃； 3600——热功当量，12KW2h =3600 KJ。

湖南科技大学本科生毕业（设计）论文 第三章 24采区开拓设计

表4.5 机电硐室发热系数（θ）表

机电硐室名称 空气压缩机房 水泵房 变电所、绞车房

发热系数（θ） 0.15~0.23 0.01~0.04 0.02~0.04

绞车房变电所硐室及泵房变电所硐室全年最大功率大约在120kW，机电硐室进、回风流的温度差大约为2℃。

Q硐?3600???W60?Cp?t?3600?0.03?120?90m3/min

60?1.2?1.00?2所以，绞车房变电所硐室及泵房变电所硐室各按90m3/min供风。 4.2.3 采区总风量的计算

由于本采区设有两个回采工作面，不设备用工作面（备用工作面的风量为回采工作面风量的一半），两个掘进工作面，当两个回采工作面采完后，根据以上的计算结果可以算出采区所需的总供风量为：

Q总=(24032+21032+9032)K=1080m3/min=1.8m3/s

式中：K—矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素），宜取1.15~1.25。本设计取1.2。 4.2.4 采区的风量分配 采区各点风量分配如表4.6。

表4.6 24采区风量分配表

用风地点 采煤工作面 掘进工作面 硐室供风 有效风量 实际风量 总进风量 漏风量

数量（个）

2 2 2

单位配风量（m3/min）

240 210 90 1080 1296 1296 216

配风量 （m3/min）

480 420 180

湖南科技大学本科生毕业（设计）论文 第三章 24采区开拓设计

4.3 采区总风阻

4.3.1 矿井通风阻力计算

（1）矿井通风总阻力的计算原则 矿井通风的总阻力，不超过2940Pa。

矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的20%计算. （2）计算采区通风阻力

选择通风阻力最大的路线用下式计算出各段井巷摩擦阻力 hr=α×L×U×Q2/S3 式中

hr—某段井巷的摩擦阻力，Pa； L—某段井巷的长度，m； U—某段井巷的周边长，m； S—某段井巷的净断面积，m2；

α—某段井巷的摩擦阻力系数，N.s2.m?4， （3）采区通风前期通风路线及风阻计算 采区通风后期工作面通风路线如下：

±0西运巷→采区进风石门→轨道下山→2421区段进风巷→2421下顺槽→工作面→2421上顺槽→区段回风巷→回风联络巷→24专回→负50西大巷→24总回风

前期通风阻力如表4.7，此时期的总风阻计算为: 0.4637 NS2／m8；摩擦总阻力为: 367.73pa；局部阻力取摩擦阻力的20%知局部阻力为: 73.55pa；采区总阻力为:441.28 pa；

湖南科技大学本科生毕业（设计）论文 第三章 24采区开拓设计

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

巷道名称

24采区进风石门 24轨道下上 24人行下山 24专回 区段进风石门 区段回风石门 工作面 上顺槽 下顺槽 绞车房回风巷 24采区上部车场 水泵房回风巷

合计

支护 形式 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 单体液压支柱 “工”字金钢架

棚支护 “工”字金钢架

棚支护

锚喷 锚喷 锚喷

表4.7 前期通风阻力计算表 α3L/m U/m S/m2 S3/(m2)3 410 NS2/m4 80 100 85 80 70 70 420 150 210 80 80 80

1191 1191 1953 1953 1191

129 14.8 10.6 227 14.8 10.6 1398 15.2 12.5 259 15.2 12.5 150 14.8 10.6 30 14.3 11.4

Rfr Q Q2 hfr pa

v m/s

NS2/m8 m3/s (m3/s)2 0.0128 30 0.0282 28 0.0925 30 0.0161 60 0.0130 34

900 784 900 3600 1156 784.4 784.4 784.4 784.4 4 784

11.54 3.5 22.10 3.3 83.20 56.96

3 6

15.08 3.8 1.59

3.1

1481.5 0.0020 28.2

141 15.5 12.89 2141.7 0.0429 28.2 495 13.2 519 13.2 51 12.3

9 9 7

729 729 343 1191 343

0.1344 28.2 0.1973 28.2 0.0146

2

33.63 2.2 105.46 3.9 154.80 3.9 0.0584 2.2 3.0396 3.3 0.0596 2.2 367.73

39 14.8 10.6 42 15.2

7

0.0039 28 0.0149 0.4637

2

4

湖南科技大学本科生毕业（设计）论文 第三章 24采区开拓设计

第五章 24采区防突技术设计

5.1 瓦斯突出的特征和危害以及防治措施

5.1.1 瓦斯突出的特征

突出危险在广泛区域上具有点、线分别特征，并非“突出危险煤层”范围内的煤体都具备形成突出危险源的条件。突出危险源是存在于采矿活动中的具备发动煤与瓦斯突出的高势能瓦斯与破碎煤体混合的瓦斯富积区。其特征是：区内瓦斯大量解吸为气态的游离状瓦斯而积聚；区内煤体受力状态发生变化，原始结构被破坏；受破坏的煤体失去传导压力的能力而使气态瓦斯处于承压（被压缩）状态，产生高势能瓦斯与碎煤体混合的瓦斯富积区。突出危险源存在是煤与瓦斯突出能够发动的先决条件，突出危险源积聚的势能大小决定突出发动时的突出强度。 5.1.2 影响突出危险的形成的要素

影响突出危险源的形成要素, 大致可分为：一是煤体的瓦斯含量的大小；二是煤层煤体的结构强度的高低；三是煤体的受力状态和作用在煤体上压力的大小及压力作用的时间；四是游离瓦斯积聚的条件（承压瓦斯区周围的围岩封闭程度）是否具备。突出危险源的分布主要受到煤体强度和围岩压力分布的控制。一般来讲，在原生煤体结构强度低或煤体结构受到地质运动的破坏而强度降低的区域内容易形成突出危险源；在地应力（原始地应力和地质构造残存应力）大的区域容易形成突出危险源；在工程活动引起的支撑压力集中区及其附近容易形成突出危险源。

5.1.3 防突措施

一平硐属瓦斯突出矿井，为了防止瓦斯突出，一平硐必须做好以下几方面的工作：

①必须加强矿井地质工作，探明的地质构造，摸清采掘区域内的地质构造情况，同时采取“探、排、引、堵”的技术措施。

②在瓦斯喷出可能性大的地区掘进时，可在掘进巷道的前方和两侧打钻孔，探明是否存在断层、裂缝和溶洞，以便了解它们的位置、大小和瓦斯存储情况 ③排放或抽放瓦斯。如探明断层、裂缝、溶洞不大或瓦斯量不多时，则可让它自然排放；如溶洞体积大、范围大、瓦斯量大、喷出强度大、持续时间长、则可插管进行排放。

湖南科技大学本科生毕业（设计）论文 第二章 一平硐矿井概况及24采区概况

3.6.3 供电系统

本采区按两个炮采面、两个掘进头和临时水泵同时生产来进行供电，为确保供电的正常可靠，配合矿井的正常生产，特将采区供电方案调整如下：

由总变电所供高压双回路到采区延伸变电所变压后经过配电装置、电缆送到该采区变电所，经采区变电所变压为各需电地点的电压后分别送到采区各用电地点。 采区变电所装机容量，见采区负荷统计表3.3。

表3.3 采区负荷统计表

- 工 作 面 绞 车 房 煤 掘 面 合计

名称 刮板机 乳化液泵 电煤钻 绞车 电煤钻 局扇

型号 SGWD-22 RB-100/10

0 MZ-12 JK-2.0/20 MZ-12 4-72-11№20B

数量 2 1 2 1 4 2 12

功率（KW） 2322 22 231.2 256 431.2 1532

285．6

负荷系数 0.7 1.0 0.5 0.8 0.5 0.8

根据以上井下用电负荷统计，共计负荷为285.6 KW。

采区变电所装机容量的确定：

查资料，对炮采工作面，参照现场具体情况选取cosφpj=0.6，求Kx。

Pmax37Kx=0.286+0.714?Pe =0.286+0.714×285.6=0.38 那么采区所需装机容量为：S=3.6.4 排水系统

工作面→顺槽→2421进风石门→24轨道下山→负50水仓→正负0水仓→地面。(水泵型号D6-2534)

24采区水泵选型

本采区最大涌水量为30m/天，水仓位于24人行下山最下部，标高为负180，水泵出口位于24轨道下山平巷处，水仓中的水由水泵排出后沿24轨道下山进风巷水沟流至负50西大巷进入正负0中央水仓。

30.38?283.6=179KVA 。

0.6湖南科技大学本科生毕业（设计）论文 第二章 一平硐矿井概况及24采区概况

根据计算所得的流量和扬程，选择DY80—3037的水泵、配套电机功率为30KW。因该排水点为采区排水点，所选台数为一台。 3.6.5 通讯系统

±0西运巷→绞车房→24轨道下山→2421进风巷→区段下顺槽→各工作面和掘进头联络巷→各工作面→上顺槽 3.6.6 压风系统

地面压风房→主井→±0中央石门→负50西大巷→24轨道下山或人行下山→联络巷→各工作面

3.7 回采工艺简述

3.7.1 回采工作面落煤、装煤、运煤方式 （1）落煤方式

以放炮落煤为主，手工落煤为辅，炮眼布置及参数见图3.7。

图3.7 炮眼布置示意图

爆破要求采用对眼布置，炮眼间距1m，排距1.2m，要根据煤壁和顶板情况灵活打眼、装药，填足炮泥。做到不轰烂顶板，不崩倒棚子，不冲翻刮板机，有95%的煤被崩松，煤的自装率高，尽量使煤不抛入采空区，降低炸药、雷管消耗率。

（2）装煤方式

以放炮自装与人工装煤相结合。 （3）运煤方式

湖南科技大学本科生毕业（设计）论文 第二章 一平硐矿井概况及24采区概况

工作面、溜子巷用SGWD-22型刮板运输机运煤到区段运输巷后通过转载机装至下顺槽区段溜煤眼到人行下山运出。

（4）设备台数及型号详见设备材料配备表3.4。

表3.4 设备材料配备

名称

型号

电动机功率 单位 数量

22KW 1.2KW 22KW

根 根 台 台 套 台

643

备注

液压支柱 DZ25-30/100 铰接顶梁 刮板输送机 电煤钻

HDJA-800 SGWD-22 Mz-12

按工作面长140米、最大控顶距需支护材

643

料计算 工作面一台

2

溜子巷一台 2 1 1

根据实际情况各设备工具可另行增加

液压泵站 RB-100/100 发爆器

3.7.2 工作面支护

MFB-100

工作面支护设计包括计算支护密度n、排距a、柱距b、支柱和顶梁选型。 （1）支护密度（n）

顶板为石磴子灰岩，属中等稳定顶板，根据各类直接顶所需要的支护密度经验数据表分析，为支护可靠，选用I类直接顶的上限密度1.785根/㎡作为工作面的支护密度，详见支护密度经验数据表3.5。

表3.5 支护密度经验数据

直接顶类别 I类（不稳定） I≤4m 支护密度上2.25 限 支护密度下2.08 限 （2）排距（a） 4m＜I≤8m 1.785 1.43 Ⅱ类（中等稳定） 1.43 1.25 Ⅲ类（稳定） 1.25 1.04 为满足工作面通风、运输、行人及堆放材料的需要，排距一般为0.8~0.9，最大≮1.0m。结合选用的顶梁长度及工作面进尺，决定取a=0.8m。 （3）柱距（b）

11??0.7m。 b=

an0.8?1.785

湖南科技大学本科生毕业（设计）论文 第二章 一平硐矿井概况及24采区概况

式中：n=支护密度倒数。 （4）支柱和顶梁选型

工作面采用单体液压支柱配金属铰接顶梁的走向棚子支护方式。故支柱选用单体铝合金液压支柱。采区煤层的采高范围是1.8~2.8m，均厚2.4m，选用DZ25-30/100型液压支柱合适。

其参数为：

最大支撑高度：3000mm 最小支撑高度：1700mm 额定工作阻力：250kn 重量：58kg 直径：100mm

为支柱在工作中能安全可靠的工作，支柱应留有50mm的备用量，即支柱工作支撑力区间为[2450,1750]mm

为配合工作面进尺需要（一班进0.8m），选用HDJA-800型金属铰接顶梁合适。 其参数为： 梁长：800mm 重量：22kg

（5）工作面支护和放顶方法

工作面采用走向棚子支护顶板，全部跨落法处理采空区，五三控顶（见五回二）。 铰接走向梁棚最大控顶距为530.8+0.2=4.2m，最小控顶距为330.8+0.2=2.6m，详见工作面走向棚式支护示意图3.8。

湖南科技大学本科生毕业（设计）论文 第二章 一平硐矿井概况及24采区概况

回风巷≥20mSGW-22型溜子2.6m兀梁 DDBCC≥20mAA机头BSGW-40型溜子140m机巷推进方向

图3.8工作面走向棚式支护示意图

湖南科技大学本科生毕业（设计）论文 第三章 24采区开拓设计

3.7.3 采煤工作面布置

按照设计的要求，本设计设计2个工作面，即2421和2422两个工作面。采煤方式为炮采，采用单体液压支柱支护采空区。采煤方法及顶板管理如图3.9。

图3.6 采煤方法和顶板管理图

湖南科技大学本科生毕业（设计）论文 第三章 24采区开拓设计

第四章 24采区通风设计

4.1采区通风系统设计

4.1.1 采区通风方式的设计

一平硐矿井现有三个风井，其中213风井负责21、24采区的供风，安装有两台4-72-11№20B和一台 4-72-11№20B主要通风机，主、备风机装机容量均为130kW。目前，主要通风机风量达1951m3/min，负压1500Pa，矿井等积孔1.0m2；新东二风井负责23、25采区的通风，安装一台4-72-11№20B和一台 4-72-11№20B风机，主、备风机容量均为130kW，风量达1800m3/min，负压1200Pa，等积孔1.0 m2；18风井负责22采区的抽风，安装两台4-72-11№20B风机，主风机装机容量为55kW,备用风机装机容量为95kW，主风机风量为1250m3/min，负压600Pa，等积孔1.0 m2，能满足矿井安全生产的需要。

根据一平硐煤矿和24采区的实际情况，24采区初步设计采用抽出式、分区通风的通风方式。

4.1.2 采区通风系统的设计

24采区为一平硐的一个最深采区，随开采深度的增加，地温也有所增高，通风较为困难，再则该采区属高瓦斯采区，必须加大通风量，24采区设三条下山（人行下山、轨道下山、回风下山）进行通风，其中人行下山和轨道下山都担任有进风任务、回风下山进行总回风。 4.1.3 采煤工作面的通风设计

（1）采煤工作面上行通风和下行通风的比较选择

上行通风与下行通风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。如图4.1所示，当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷时，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，称上行通风，否则是下行通风。

湖南科技大学本科生毕业（设计）论文 第三章 24采区开拓设计

图4.1 上行通风与下行通风

上行通风与下行通风的优缺点比较：

①采煤工作面涌出的瓦斯比空气轻，其自然流动的方向和上行风的方向一致，在正常风速(大于0.5~0.8m/s)下，瓦斯分层流动和局部积存的可能性较小，下行风的方向与瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不易出现瓦斯分层流动和局部积存的现象。

②采用上行风时，须先把采区的进风流导致采区下部进风巷，然后进人工作面，流经的路线较长，风流会由于压缩和地温加热而升温；又因巷道中机电设备散发的热量也加入风流中，故上行风比下行风工作面的气温要高。

③采用上行风，采区进风流和回风流之间产生的自然风压和机械风压的作用方向相同；而下行风，其作用方向相反，故下行风比上行风所需要的机械风压要大；而且，主要通风祝一旦因故停转，工作面的下行风流就有停风或反向的可能。

④工作面一旦起火，所产生的火风压和下行风工作面的机械风压作用方向相反，会使工作面的风量减小，瓦斯浓度增加，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风要大。

由于一平硐煤矿为煤与瓦斯突出矿井，24采区为一平硐煤矿较深的一个采区，煤层倾角比较大，煤具有自燃倾向，根据上行通风与下行通风的优缺点，24采区的采煤工作面选用上行通风。

（2）采煤工作面通风方式的比较选择

采煤工作面的通风系统由采煤工作面的瓦斯、温度和煤层自然发火等所确定的，根据采煤工作面进回风巷道的布置方式和数量，可将工作面通风系统按进风和回风分为以下几种类型。

① U型和Z型通风。U型和Z型按照工作面的推进方式还可分为前进式和后退式两种，如图4.2所示。

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图4.2 U型后退、Z型后退示意图

前进式通风系统的维护工作量小，不存在采掘工作面串联通风问题，在巷旁支护好，漏风不大时，有一定优越性。采用前进式U型通风系统的工作面的采空区瓦斯不涌向工作面，而是涌向回风平巷。

采用Z型后退式通风系统的工作面的采空区瓦斯不会涌人工作面，面是涌向回风巷，工作面采空区回风侧只能用钻孔抽放瓦斯，但进风侧不能抽放瓦斯。采用Z型前进式通风系统的工作面的进风侧沿采空区可以抽放瓦斯，采空区的瓦斯易涌向工作面，特别是上隅角，回风侧不能抽放瓦斯。Z型通风系统的采空区漏风，介于采用U型后退式和U型前进式通风系统之间；该通风系统需沿空支护巷道和控制经过采空区的调风，其难度较大。

②Y型、W型及双Z型通风系统

这三种采煤工作面通风系统均为两进一回或一进两回的采煤工作面通风系统。

掘进风巷与回风巷的数量和位置的不同，Y型通风系统可以有多种不同的方式。生产实际中应用较多的是在回风侧加入附加的新鲜风流，与工作面回风汇合后从采空区间流出的通风系统如下图所示。工作而采用Y型通风系统会使回风通风量加大，但上隅角及回风道的瓦斯不易超限，并可在上部进风道内抽放瓦斯。

W型由于供风量增加，有利于稀释和吹散瓦斯，还有利于瓦斯抽放，即可在中间平巷布置钻孔，抽放孔能打在预备抽放区域的中心，抽放效率比U型高50％。但是，前进式的W型，巷道维护在采空区，漏风大，有效风量率低，且易于自然发火。W型后退式较前进式优越，是解决综采工作面通风的重要形式。在工作面和采空区的瓦斯涌出量都较大，在入风侧和回风侧都需增加风量以稀释整个工作面的瓦斯时，可考虑采用H型通风系统。W型通风见图4.3所示。

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图4.3 W型后退通风

双Z型通风系统，其中间巷与上、下平巷分别在工作面的两侧。双Z型前进式通风系统的上、下进风平巷维护在采空区时，强风携出的瓦斯可能会使工作面瓦斯超限；双Z型后退式通风系统的上、下入风平巷布置在煤体中，漏风风携出的瓦斯不进入工作面，工作面比较安全。双Z型通风系统的工作面有一段是下行通风，并且需设边界上山，采空区的巷道在支护上还要防止漏风，这些特点在采用时应予以注意。

③H型通风系统。H型通风系统又分为两进两回和三进一回两种。其特点是：工作面风量大，采空区瓦斯不涌向工作面，气象条件好，增加了工作面的安全出口，工作面机电设备都在新鲜风流巷道中，通风阻力小，在采空区的回风巷道中可抽故瓦斯，易于控制上隅角的瓦斯。但沿空护巷困难；由于有附加巷道，可能影响通风的稳定性，管理复杂。

在工作面和采空区的瓦斯涌出量都较大，在入风侧和回风侧都需增加风量以稀释整个工作面的瓦斯时，可考虑采用H型通风系统。

由于我国多采用U型通风，又由于U型后退式具有采空区漏风小、结构简单、巷道施工维修量小、工作面漏风小及风流稳定的优点，所以24采区初步选用U型后退式通风。U型通风上隅角附近易于积存瓦斯，影响工作面的安全生产。

4.1.4 掘进工作面的通风设计

掘进通风方法分为两大类：利用矿井总风压通风和使用局部通风设备通风。 利用矿井总风压的一部分能量，借助于各种导风设施，将新鲜风流引入掘进工作面。根据导风设施不同，分为以下3类：利用纵向风墙导风、利用风筒导风和利用平行巷道导风三种。利用总风压通风的优点是安全可靠，管理方便，但须有足够的风压以克服通风阻力；其缺点是漏风大、有效风量较低，只适用于短距离掘进巷道或两条长距离巷道同时掘进。

随着煤炭工业的发展，采煤方法的改革，特别是机械化程度的提高和局部通风技术的进步，局部通风机的通风方法取代了全风压通风，成为我国掘进工作面

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的主要通风方法。利用局部通风机做动力，通过风筒导风的通风方法称局部通风机通风，它是目前局部通风最主要的方法。用局部通风设备通风时，其工作方法有3种：压入式、抽出式、压抽混合式。压抽混合式分为长压短抽和长抽短压两种。长抽短压又分为前抽后压和前压后抽两种。本设计采取以下三种方案（表4.1）。

表4.1 三种方案的比较

方案

局部通风

优点

方式

缺点

适用条件

局部通风机布置

在新鲜风流中，污污风经巷道排风不通过局部通

出，作业环境不有瓦斯涌出的巷

风机；安全性好，良，巷道长时，道；距离不长的岩

方案一

有效射程远，工作污风排除巷道

巷，在瓦斯喷出或

压入式 面通风效果好；可时间长，需风量突出区域的巷道，

防止瓦斯积聚，且大，掘进巷道涌主要用于排除瓦因风速较大，提高出的瓦斯向远散热效果；正压通离工作面方向风，可使用柔性风排走。 筒。

新鲜风流沿巷道

有效吸程短，风

用于无瓦斯巷道；确保风机防爆性能时可用于瓦斯道。主要用于以排除粉尘为主的井筒掘进时 。 斯为主的煤巷、半煤岩巷的掘进。

进人工作面，污风筒吸入口距工经风筒排出，整个作面过远时，通

方案二

井巷空气清新，劳风效果差；污风

抽出式 动环境好；当风筒通过局部通风

吸入口距工作面

机，有瓦斯爆炸

小于有效吸程时，危险，负压通通风效 果好，需风员最少。

风，不能使用柔性风筒。

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方案三

压抽混合式

具有压人式、抽出式的优点通风效果最佳

通风设备多、管理较复杂

通常用于大断面，长距离巷道、综掘巷道

24采区的掘进巷道有瓦斯涌出，有岩巷和半煤岩巷，所以掘进工作面选用方案三压入式局部通风。 4.1.5 掘进通风设备的选择

掘进通风设备的选择主要是主要是选择风筒和局扇。 （1）风筒选择

掘进通风风筒的选择主要从4方面考虑：风筒的种类、风筒的风阻、风筒的漏风率和风筒的直径。其中风筒的风阻与漏风率受风筒的种类的影响，但是在考虑风筒的风阻与漏风率的同时还要考虑风筒种类的适用形式与经济性。

①风筒的种类。掘进通风使用的风筒有金属风筒、帆布风筒、胶布风筒、人造革风筒等。帆布风筒、胶布风筒、人造革风筒又统称为柔性风筒，其特点是风筒重量轻，易于贮存和搬运，连接和悬吊也简便，但只适用于压入式通风。

②风筒的风阻。风筒的风阻包括风筒的摩擦阻力和局部风阻。局部风阻又包括接头风阻、弯头风阻与出口风阻（压入式）或入口风阻（抽出式）。在实际应用中，风筒风阻除与长度和接头方法有关外，还与风筒的吊挂、维护管理质量密切相关，很难有精确的计算公式。一般根据实测百米风筒平均风阻作为衡量风筒管理质量和设计的数据。

③风筒漏风率。正常情况下，金属和透气性极小的塑料风筒漏风主要发生在接头处，胶布风筒不仅接头而且全长都有漏风，所以风筒漏风属连续均匀漏风。风筒漏风率为风筒漏风量占局扇工作风量的百分数。

④风筒直径。风筒直径的选择主要取决于送风量、送风距离以及巷道断面大小等因素。生产过程中一般是根据经验选取标准直径。

（2）局扇的选择

选择局扇主要先确定其工作参数：局扇工作风量与局扇工作风压。局扇有轴流式和离心式两种。轴流式局扇具有体积小，便于安装和串联运转、效率高等优点，被广泛使用，但是噪音大。由于一平硐司煤矿有多台4-72-11№20B型局部扇风机，结合实际情况，选用4-72-11№20B型局部扇风机作为掘进工作面的局扇。

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4.2 采区的风量计算

4.2.1 按采区内同时工作的最多人数计算

设采区的最多人数如表4.2所示：

表4.2 采区最多人数

采区工人回采工作掘进工作工作地点 面 2=20 所需人数 10×

面 7×2=14

运输 6

机电 4

瓦斯检查 4

其他 2

总计 50

Q=4NK=4×50×1.2=240m3/min

式中：4—每人每分钟供给的最低风量，m3/min

Q—采区总供风量，m3/min

N—采区内同时工作的最多人数，人 K—矿井通风系数，取1.2 4.2.2 采煤、掘进、硐室实际需风量计算

Q=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐)·K

式中：ΣQ采—采煤工作面实际需风量总和，m3/min；

ΣQ掘—掘进工作面所需风量总和，m3/min； ΣQ硐—通风硐室需风量总和，m3/min；

K—矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素），宜取1.15~1.25；

硐室供风：24采区考虑绞车房变电所硐室及泵房变电所硐室单独供风。

（1）采煤工作面所需风量的计算

①按采煤工作面同时工作的最多人数计算

Q =4n

式中：4—每人每分钟最低供风量，m3/min； n—采煤工作面同时工作的最多人数，人；

回采工作面按10人计算如下

Q采=4×10=40m3/min

②按瓦斯涌出量计算

采煤工作面绝对瓦斯涌出量为1.2m3/min

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Q采=1003q采3Kc=10031.232.0=240m3/min=4.0 m3/s

式中：Q采—回采工作面所需风量，m3/min； q采—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；

Kc—工作面瓦斯涌出不均匀系数的备用风量系数，炮采工作面取1.4~2.0，考虑采区位于矿井最深部，又为突出区域取其大值； ③按工作面温度计算

表4.3 采煤工作面空气温度与风速对应表

采煤工作面进风流气温（℃）

＜15 15~18 18~20 20~23 23~26

采煤工作面风速（m/s）

0.3~0.5 0.5~0.8 0.8~1.0 1.0~1.5 1.5~1.8

表4.4 采煤工作面长度风量系数表

采煤工作面长度（m）

＜50 50~80 80~120 120~150 150~180 ＞180

工作面长度风量系数

0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.30~1.40

Q采=60·Vc·Sc·Ki =60×1×4×0.9 =216m3/min

式中：Vc—回采工作面适宜风速，取Vc=1m/s；

Sc—回采工作面平均有效断面，取Sc=4m2；

Ki—工作面长度系数，按工作面平均长度65m查表4.4取0.9；

④按炸药使用量计算

按一次布置10排支架的炮眼为6m，按五花眼布置炮眼，共30个眼，每个眼2卷药卷，共60卷9kg。

Q采=25Ac=25×9=225m3/min

式中：Ac—回采工作面一次使用最大炸药量，kg

通过以上多种方式计算，所需风量最大的为按瓦斯涌出量计算方法算出的240m3/min，取240m3/min即4.0 m3/s作回采工作面供风量。 ⑤按最高最低风速进行验算

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《规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。

按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：

Q采?60?0.25Sc?60?0.25?4?60m3/min 按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：

Q采?60?4S采?60?4?4?960m3/min

通过以上多种方式计算，所需风量最大的为按瓦斯涌出量计算方法240m3/min，即回采工作面供风量为4.0 m3/s。 （2） 掘进工作面所需风量的计算 ①按瓦斯涌出量计算

Q掘=100×q掘×Kd

=100×1.58×1.8=284m3/min

式中：Q掘—掘进工作面实际所需风量，m3/min；

q掘—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，q掘=1.58m3/min； Kd—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，炮掘工作面

Kd=1.8~2.0；

②按炸药使用量计算

Q掘=(Aj·b)/(t·c)

=(6.3×0.1)/(20×0.0002)=157.5m3/min

式中：Q掘—掘进工作面实际所需风量，m3/min；

Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量。按周边眼一次爆破共18

个眼，6.3kg计算；

b—每kg炸药爆破后生成的当量CO的量，根据国家标准取b=0.1m3/kg； t—通风时间，不少于20min；

c—爆破通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，取c=0.02%；

③按掘进工作面工作人数计算

Q掘=4n=4×7=28m3/min 式中：n—掘进工作面同时工作的最多人数，掘进工作面按7人同时作业；

④按局扇吸风量计取。

按局部通风机吸风量计算

Q掘?Q通IK通

式中：Q掘 -----掘进工作面局部通风机额定风量，m3/min；

Ι----掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台； K通 ------为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取

1.2~1.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3；

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为可采煤层。可采煤层物理特征表（如表2.1，表2.2）。

表2.1 煤层特征

煤层 2 3 4 5 颜色 黑色 黑色 黑色 黑色 光泽 金属 金属 玻璃 珍珠 硬度（f） 1.5~2.0 1.5~2.5 1.5~2.0 1~1.5 容重 1.45 1.40 1.40 1.30 煤岩类型 亮型 半亮~亮型 半亮~亮型 半暗~半亮 表2.2 煤层产状

编号 断层性质 走向(°) 倾向 倾角(°) 落差(m) Fa Fb Fc Fd Fe 逆断层 逆断层 逆断层 逆断层 逆断层 47 40 33 20 33 NW NW NW NW NW 66 70 72 67 38 250 150 250 50 80 15采区+175石门揭露 23采区2351溜子道揭露 15采区1556溜子道揭露 23采区+40石门揭露 23采区-50运输石门揭露 产状 实见位置及控制情况 （二）、煤质

本区内各煤层均为高变质无烟煤2号，各煤层硫、磷含量低，发热量高，5煤层煤质较好，2煤层较差，2煤层为中灰低硫低磷中高发热量煤质变化大之煤层，3煤层为中灰特低硫低磷高发热量煤质变化大之煤层，4煤层为低灰特低硫低磷中高发热量煤质变化中等之煤层，5煤层为特低灰特低硫低磷高发热量煤质变化中等之煤层。本井田各煤层可作优质动力用煤和民用煤。 2.4.5开采技术条件

（一）、煤层顶底板特征（表2.3）

表2.3 煤层顶底板特征

煤层 2 3 M (%) A (%) V (%) FC (%) 70.12 73.63 S (%) 1.25 0.56 发热量 (KJ/Kg) 28.36（14） 28.51（21） 工业牌号 WY WY 2.07 17.28 6.12 2.02 15.88 6.02

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4 5 1.88 14.14 5.59 0.95 9.35 5.34 71.28 82.95 0.48 0.46 28.24（9） 32.37（17） WY WY 1. 2煤层顶、底板

伪顶为黑色松散炭质泥岩，厚0~0.25m，随煤层开采自行脱落。直接顶为黑色砂质泥岩与薄层细砂岩互层，厚1.2~4.5m，一般厚1.89m，薄至微薄层状，节理裂隙不发育，完整性较差。老顶为暗灰至灰白色，薄至中厚层状细砂岩，硅质胶结，坚致密，节理发育，夹砂质泥岩和粉砂岩，厚1.5~6.68m，一般厚4.88m。 伪底为炭质泥岩，厚0~0.60m，一般0.2m，局部发育。直接底一般为灰黑色团块状泥岩，厚1.56~6.39m，一般厚2.62m。 2. 3煤层顶、底板

伪顶为炭质泥岩，厚0~0.39m，一般厚0.20m左右，质软，易随采随落。直接顶为深灰至灰黑色砂质泥岩，平整光滑，具清晰的水平层理,裂隙较发育，完整性较差，厚2.3~12.6m，平均3.85m。老顶为灰白色细至中粒石英砂岩，中至厚层状，坚硬致密，节理裂隙发育，夹薄层泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，厚2.15~14.45m，平均厚6.20m。伪底为黑色炭质泥岩，局部发育，厚0.15m。 直接底为灰黑色砂质泥岩，团块状，较松软，厚1.2~5.39m，平均厚3.54m。 3. 4煤层顶、底板

伪顶为黑色泥岩或炭质泥岩，局部发育，质软松散，易随采随落。 直接顶一般为灰至灰白色石英砂岩，坚硬致密，节理裂隙发育，厚1.8~9.5m,平均厚3.8m。伪底不发育；直接底一般为深灰至灰白色砂岩，坚硬致密，局部为黑色砂质泥岩，厚1.4~9.0m，一般厚4.29m。 4. 5煤层顶、底板

伪顶为黑色泥岩或炭质泥岩，局部发育，厚0~0.15m。

直接顶为灰黑至黑色砂质泥岩，薄至中厚层状，较平整，裂隙不发育，厚2.4~8.3m，平均厚4.26m。老顶为灰至灰黑色中厚层状砂岩，坚硬致密，节理裂隙发育，厚1.4~9.0m，一般厚4.29m；伪底不发育；直接底为灰黑色砂质泥岩，质软易碎，经常发生底鼓现象，厚0~5.96m，一般厚2.17m。 （二）、瓦斯

根据历年来煤层试验资料，由浅到深瓦斯呈递增趋势，根据该井2000年矿井瓦斯涌出量鉴定结果，相对瓦斯涌出量16.95m3/t，属高瓦斯矿井，因该井曾多次发生过煤与瓦斯突出，故确定为煤与瓦斯突出矿井。随着开采深度的增加，瓦斯含量和动力现象均会增加。 （三）、煤尘、煤层自燃

各煤层煤尘爆炸性指数均小于10%，煤尘无爆炸危险性；各类煤层均为高变质无烟煤，属三类不易燃煤层，矿井开采以来，2煤层曾发生过自燃，3煤、4

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煤、5煤从来没有自燃现象。 （四）、地温、地压

根据简易地温观测资料，从-50m水平往下，平均每10m，地温增加1.24°，属正常地温区，地压正常。 2.4.6水文地质条件及涌水量 1.含水层

本区内主要含水层有中上石炭统壶天灰岩、下石炭统梓门桥灰岩、测水组上段底部之石英砂砾岩、下段砂岩和石磴子灰岩，现分述如下： （1）、壶天灰岩：钻孔单位涌水量为0.3803~0.0478L/s.m，渗透系数为0.326~0.0119m/d，含丰富的容洞裂隙水，局部承压，本层含水性较强，对矿坑无充水影响。

（2）梓门桥灰岩：钻孔单位涌水量为0.00141~0.155L/s.m，渗透系数为0.0006~0.306m/d，本层含水性中等，对矿坑无充水影响。

（3）、上段底部之石英砂砾岩：钻孔单位涌水量为0.00788L/s.m，渗透系数为0.0274m/d，含弱裂隙承压水，含水性弱，为矿井直接充水水源。

（4）、下段砂岩：主要为各煤层顶板砂岩，其中以2煤顶板砂岩分布面积最大，厚度一般为0~20.32m，其余各层均以透镜状零星分布，厚度为0~20.49m。钻孔单位涌水量为0.00285L/s.m，渗透系数为

0.0129m/d，含弱裂隙承压水，含水性较弱，为矿井直接充水水源。

（5）、石磴子灰岩：钻孔单位涌水量为0.0009L/s.m，渗透系数为0.00238m/d，含弱裂隙承压水，含水性弱，为矿井直接充水水源。 2、隔水层

（1）、不含煤段上部泥岩、泥灰岩：主要为不含煤段中、上部紫红色泥岩、砂质泥岩及泥灰岩，一般厚为113m，区内发育稳定，为煤系地层与梓门桥灰岩之间的稳定隔水层。

（2）、含煤段下部的砂质泥岩、泥岩：位于5煤层下部至石磴子灰岩顶部，岩性主要为砂质泥岩、泥岩、钙质泥岩，全层厚约为48米。 3、矿井充水水源

该区内主要充水水源为大气降水、地表水、老窿水、采空区积水、不含煤段砂砾岩水、含煤段砂岩水，大气降水、地表水通过小窑、采空区渗入到井下，成为矿坑充水的一个重要原因，浅部的老窑水、上覆采空区积水也是矿坑充水的一个来源，但是，随着开采深度的增加，矿井涌水量受浅部小窑水、大气降水、地表水的影响逐渐减少。 4、矿井充水方式

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矿井充水方式一般以突水、淋水两种方式出现，突水常出现在井下采掘工作面贯穿上覆采空区积水，对矿井开采和人身安全有较大的影响；淋水常出现在上覆采空区的疏干地段或顶部砂岩的裂隙带地段，对煤层开采影响不大。 5、矿井充水途径

矿井充水途径一般有三种： （1）、通过断裂带导水； （2）、通过顶板裂隙带导水； （3）、人为因素。 6、矿井涌水量

根据地质报告提供的资料，三水平涌水量如下：最大涌水量624m3/h,最小涌水量129.46m3/h,正常涌水量280.8m3/h;25采区涌水量如下：最大涌水量402.19m3/h,最小涌水量129.74m3/h,正常涌水量233.53m3/h。

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第三章 24采区开拓设计

3.1 采区境界及储量

24采区沿倾向上起±0m标高，位于21采区东南翼，下终-180m标高。走向长为1320~760m，平均走向长度1040m，平均斜长380m。煤厚0.70～2.15m，平均1.6m，煤层倾角较缓，一般10°～20°，平均15°。根据地质报告所提供的24采区地质储量为165.5万t。

3.2 采区生产能力设计

3.2.1 工作制度

根据2005年版“煤炭工业矿井设计规范”矿井设计年工作日为330d，每天三班作业，每天净提升时间16h。 3.2.2 采区生产能力

按采区可采储量165.5万吨，边界煤柱损失15.5万吨，实际可采储量为150万吨，设计采区生产能力每年15t/a，取1.2的储量备用系数，采区服务年限8.4年，不取储量备用系数为10年；设计采区生产能力10万t/a，取1.2的储量备用系数，采区服务年限仅12.5年，不取储量备用系数为15年，但24采区为一平硐的主要采区，核定生产能力为17t/a。如果不按15t/a生产能力生产，矿井将很难达到核定生产能力，所以，该采区的生产能力应按每年15t/a设计。 3.2.3 采区服务年限

采区设计生产能力15万t/a，其服务年限按下式计算： 采区服务年限=可采储量/年产量 =150÷15 =10a

采区投产后，按15万t/a的生产能力，服务年限10年。

3.3 采区开拓系统及巷道布置设计

3.3.1采区开拓布置 （一）采区开拓方式

本采区为三水平延深的下山采区，总体设计为三条下山（即轨道下山、人行下山和回风下山），下山沿采区中部正倾斜布置，采区为双翼采区。 （二）区段划分(表3.1)

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表3.1 区段划分参数 上标

项目 参数 区段名称 高 m 上标高 下标高 斜长

±0 第一区段 ±0 -180 第二区段 -30 380

第三区段 -60 第四区段 -90

下标高 工作面 m -30 -60 -90 -120

420

1480

15

2

斜长m 走向 倾角 工作面 数目 长度m （°） 区段数目 6

第五区段 -120 -150 第六区段 -150 -180

（三）采区开采布置 a.布置方式

三条下山集中布置，倾角为15°。（附图1） b.上山位置

为保证两翼生产均衡,下山位置选在24采区±0m走向长的中部。 c.层位选择

均布置在底板石磴子灰岩中 3.3.2采区主要巷道布置

（1）24人行下山，全长1546米，布置在距底煤层底板大约50米的岩石中，行人下3.4m岩巷毛断面13平方米，净山与24轨道下山平行布置，规格：上毛宽×毛高:4.2m×断面12.25 平方米。该巷作进风、行人、运煤用，详见皮带下山净断面示意图3.1。

（2）24专回风巷，全长1449米，布置在煤层底板下约30米岩石中，其岩巷掘进3.4m，作为24底板采区专用回断面13 m2，净断面12.25 m2 。规格：毛宽×毛高=4.2×风巷，专回下山的断面布置与皮带下山基本相同。

（3）24轨道下山，全长1545米，布置在距底煤层底板大约50米的岩石中，其掘3.3m，其断面布置图详见轨道下进断面11.5 m2，净断面10.6 m2，规格毛宽×毛高=4×山断面布置图附图1，其作为24采区运料，进风。

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300042003005714429300

图3.1 皮带下山净断面示意图

4000120060032030018030002228.8768.5300

图3.2 轨道下山断面布置图

3.3.3采区主要巷道布置形式选择依据

根据本采区的实际情况，并且在-50运输大巷和总回都已形成，在-180煤层底板等高线已是井田边界的情况，决定采用下山开采。下山开采相对上山开采可以节省投入，更快产生生产效益。

又由于煤层底板围岩在深部极不稳定，且采区服务年限较长，因此选择在距煤层底板五十米相对稳定的底板石磴子灰岩中

掘以上三条下山。

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各下山实际参数详见主下山参数表3.2。

表3.2 主下山参数表

断面 形状 三心拱

下山间

斜长 倾角

护巷煤柱 中央保护

三心拱

25

1449

10

煤柱145米

三心拱

25

1546

10

12.25

锚喷

钢筋砂浆锚杆

12.25

支护形式

支护材料

净断面积 （㎡） 10.6

项目 轨道下山 回风下山 人行下山

距（m） （m） （°） 25

1545

10

3.3.4采区区段布置

采区现主要布置2421和2422工作面。2421区段回风巷沿-50标高布置，与回风大巷、上部车场相连，区段顺槽沿－75标高布置后，下方留设15米区段煤柱，沿煤柱下方布置区段运输平巷，煤柱间隔80米。

左右掘一联络巷，将区段溜子巷与运输巷相通。当2421工作面向前推进150米后，左翼2422工作面开掘区段回风、运输平巷，准备接替。巷道布置方式与2421相同。区段运输、回风巷详见其净断面图3.4。

图3.4 区段运输、回风巷净断面图

3.3.5采区车场设计

根据绞车房的布置以及区段回风巷的位置选定上部和中部车场均为上部甩车场。其优点使用安全、方便、可靠、效率高，劳动量少，可减少工程量。

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缺点双向甩车场交岔点断面大，施工困难。

再在区段回风巷中布置停车线，配合上部顺向平车场，可以满足送料要求。下部车场在水仓平巷设置停车线即可。上部车与中部车场布置及其车道线详见上部车场车道线布置图3.5。

图3.5 上部车场车道线布置图

3.4 采区硐室布置及位置的选择

3.4.1 确定煤仓的形式、容量及位置

由于采区采用皮带人行下山运煤，所以在每个区段设置一个溜煤眼，分别位于区段， 2421,2422下顺槽，直径为2米，深为50米，通人行下山。 3.4.2 确定采区变电所的位置及形式

采区变电所位于-90标高的轨道下山和人行下山之间的联络巷中，用“—”式布置，具体位置见采区采掘工程平面图附图1。 3.4.3 确定采区绞车房布置方式和位置

绞车房位于－50标高位置，距离2421回风巷24米。绞车房布置形式见绞车房布置示意图3.6。

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①—钢丝绳通道 ②—电动机壁仓 ③—风道

图3.6 绞车房布置示意图

3.5 开采顺序

区段：区段开采顺序是由上至下的下行式开采顺序。区段两翼工作面，每翼工作面用后退式开采，右左右交潜回采。 区段开采顺序：从上到下1→2。 工作面开采顺序为：2421→2422等。

3.6 采区的主要生产系统

3.6.1 通风系统

±0西运巷→24轨道下山或人行下山→2421进风石门→2421顺槽→工作面→2421回风巷→2421回风石门→24回风下山→24总回风→地面风井。 3.6.2 提升运输系统

（1）运输路线

工作面→顺槽→区段煤仓→24人行下山→24人行下山煤斗→－50西大巷→±0西运巷→地面主井。

（2）运料路线

主副井→±0西运巷→－50西大巷→上部车场→24轨道下山→工作面回风巷→工作面。

各掘进头的运输路线基本和相应的回采工作面运输路线相同。

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