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1、 摘 要 本設計為雙鴨山礦業(yè)有限公司東榮一礦礦井通風系統(tǒng)設計，東榮一礦共有12層可采煤層，本設計取其中條件較好的12和16煤層，煤層厚度合計約為為3.50m。設計井田的可采儲量120.75Mt，服務年限為95.8年。 礦井通風系統(tǒng)是組成礦井生產的一個重要環(huán)節(jié)。開發(fā)與生產相適應的合理的通風設計，可以更好的保證生產所需的充足、穩(wěn)定的風量；且在較好的經濟效果基礎上，具備較強的抗災能力，達到技術上的先進、合理、可靠 本設計中采用立井開拓方式。結合東榮一礦的地質條件、煤層賦存情況、以及整個礦井的瓦斯涌出情況，確定了東榮一礦的礦井通風系統(tǒng)，并計算出礦井的最大通風阻力，然后根據這些計算數(shù)據選出合適

2、的通風機。 根據設計礦井的基本情況和通風系統(tǒng)，初步確定了瓦斯、火災、頂板、熱害等災害的預防治理措施。 關鍵詞 ：通風系統(tǒng); 通風阻力; 通風機; 通風費用 Abstract This design is for the Dongrongyi Coal Mine of Shuangyashan Mining Limited Company about ventilation system, and Dongrongyi Coal Mine has 12 to be possible to mine coal the level, this design

3、takes the condition good 12 and 16 coal bed, coal bed thickness is3.5m, design well field's recoverable resources 120.75M ton , the service life is95.8 years. The mine ventilation system is an important part of the production. The ventilation design which is the reasonable combination of developmen

4、t and production could ensure adequate and stable air flow to produce better. Based on a better economic effect, it has the strong ability to resist disaster, and achieves advance, reasonableness and reliability on technique. This design mine pit selects the double vertical shaft development method

5、. Unifies the Dongrong one ore the geological condition, the coal bed tax saves the situation, the mine pit production system as well as the entire mine pit gas discharge situation, had determined the Dongrong two ore's mine ventilation systems, calculate the mine pit initial period and the later pe

6、riod always need the amount of wind, extracts the mine pit through network resolving the most greatly flowing resistance, acts according to these parameters to select the appropriate main ventilator again. Based on the fundamental state and ventilation system of the designed coal mine, the prelimin

7、ary prevention and control measures of some disasters, suchas gas, fire and roof disaster, are presented in this design. Key word：Ventilation system；Ventilation Resistance； Ventilator；Ventilation Expenses 71 目 錄 摘要 Ⅰ Abstract Ⅱ 第一章 礦區(qū)及安全概況 1 1.1礦區(qū)概況 1 1.1.1交通位置 1 1.1.2地形地勢 1 1.1.3水文

8、情況 1 1.1.4氣象情況 1 1.1.5煤田生產情況 2 1.1.6礦區(qū)經濟情況 2 1.1.7水源及電源 2 1.2井田地質特征 2 1.2.1地質構造 3 1.2.2煤系地層走向、傾向及傾角 4 1.2.3斷層和褶曲情況 4 1.2.4火成巖侵入情況 4 1.2.5 煤層及煤質 5 1.3礦井安全概況 5 1.3.1水文地質特征 6 1.3.2瓦斯賦存情況 7 1.3.3煤的自燃與井下火區(qū) 8 1.3.4井下高溫的處理措施 9 第二章 礦井儲量與生產能力 10 2.1井田境界及儲量 10 2.1.1井田境界 10 2.1.2井田儲量 10 2.2

9、礦井生產能力及服務年限 11 2.2.1礦井工作制度 11 2.2.2礦井設計生產能力及服務年限 11 第三章 井田開拓及采區(qū)通風 13 3.1井田開拓方案 13 3.1.1井田開拓方式 13 3.1.2井口位置選擇 13 3.1.3開采水平劃分及主要巷道布置 14 3.1.4編制礦井采區(qū)接續(xù)表 15 3.2礦井主要巷道 16 3.2.1主副井 16 3.2.2運輸大巷及上下山 16 3.3采區(qū)通風 17 3.3.1采區(qū)概況 17 3.3.2采區(qū)通風設計原則及要求 18 3.3.3采區(qū)參數(shù) 18 3.4掘進通風 20 3.4.1掘進通風系統(tǒng)設計原則 20 3

10、.4.2局部通風方法 20 3.4.3風筒的選擇 21 3.4.4局部通風機選擇 23 3.5通風構筑物的設置與主要通風機附屬設備 24 3.5.1通風構筑物設置 24 3.5.2主要通風機附屬設備設置與要求 26 第四章 礦井通風設計 28 4.1井田安全生產概況 28 4.2礦井通風系統(tǒng)的選擇 28 4.2.1確定礦井主要通風機的工作方法 28 4.2.2選擇礦井的通風方式 30 4.2.3通風系統(tǒng)的確定 30 4.3計算和分配礦井總風量 30 4.3.1風量計算的原則 30 4.3.2礦井前期需風量的計算 32 4.3.3礦井后期需風量的計算 39 4.3

11、.4風量分配與調節(jié) 45 4.4礦井通風總阻力計算 47 4.4.1井巷阻力計算方法 47 4.4.2繪制通風容易時期和困難時期的網絡圖 48 4.5選擇礦井通風設備 50 4.5.1基本要求 51 4.5.2基本數(shù)據的確定 52 4.6電動機的選擇 55 4.7礦井通風費用概算 56 第五章 安全設施及災害預防處理計劃 58 5.1除塵系統(tǒng)及其布置 58 5.1.1主要粉塵來源 58 5.1.2噴水除塵措施 58 5.2防滅火灌漿系統(tǒng) 59 5.2.1煤層自燃預防措施 59 5.2.2預防性灌漿 59 5.2.3阻化劑防滅火 60 5.3事故預防及避災路線

12、61 5.3.1事故預防措施 61 5.3.2避災路線 61 結 論 63 致 謝 64 參考文獻 65 附錄 66 CONTENTS Abstract Ⅰ Abstract Ⅱ Chapter 1 Mine Profile 1 1.1 Mine Profile 1 1.1.1 Traffic position 1 1.1.2 Topography 1 1.1.3 Hydrological conditions 1 1.1.4 Meteorological conditions 1 1.1.5 Coal production 2 1.1.6 Loc

13、al economy conditions 2 1.1.7 Water and power 2 1.2 Mine geological features 2 1.2.1 Geological structure 3 1.2.2 Angle of dip of coal 4 1.2.3 Case faults and folds 4 1.2.4 Igneous intrusion case 4 1.2.5 Coal seams and coal 5 1.3 Mine Safety Profile 5 1.3.1 Hydrogeological characteristics 6

14、 1.3.2Gas occurrence conditions 7 1.3.3 Spontaneous combustionof coalandunderground fire 8 1.3.4Measures to deal with underground heat 9 Chapter 2 Mine reserves and production capacity 10 2.1 Ida realm and reserves 10 2.1.1 Ida realm 10 2.1.2Mine reserves 10 2.2 Production capacity and servi

15、ce life of mine 11 2.2.1 Mine work system 11 2.2.2Minedesign and productioncapacity andservice life 11 Chapter 3 Minedevelopand mining area ventilation 13 3.1 Mine development Scheme 13 3.1.1 Mine development way 13 3.1.2 Wellhead location choice 13 3.1.3 level of division and exploitation o

16、f major tunnel arrangement 14 3.1.4Mine mining area connection table preparation 15 3.2main mine tunnel 16 3.2.1 Main auxiliary 16 Transportation Roadway and down the mountain 16 3.3 Mining Ventilation 17 3.3.1 Profile mining area 17 3.3.2 mining area ventilation design principles and require

17、ments 18 3.3.3 Parameters of mining area 18 3.4 Tunneling ventilation 20 3.4.1Tunneling ventilation system design principles 20 3.4.2 Local ventilation 20 3.4.3 Duct selection 21 3.4.4 local fan selection 23 3.5 Set of structures with main ventilation fan ancillary equipment 24 3.5.1 Ventil

18、ation structures set 24 3.5.2 Main Fan ancillary equipment and requirements set 26 Chapter 4 Design of mine ventilation 28 4.1 Mine Safety Profile 28 4.2choice of mine ventilation system 28 4.2.1Determine working methods of mine main ventilator 28 4.2.2 Select the mine ventilation 30 4.2.3 D

19、etermination of the ventilation system 30 4.3 Calculatethe total air volumeand distribution ofmine 30 4.3.1 The principle of calculating the wind 30 4.3.2 Mine pre-calculation of air volume required 32 4.3.3 Mine the calculation of air volume to be late 39 4.3.4 Distribution and regulation of a

20、ir volume 45 4.4Calculation oftotal resistance ofmine ventilation 47 4.4.1 Roadway resistance calculation method 47 4.4.2 Ventilation network diagram during easyand difficulttimes 48 4.5mine ventilation equipment selection 50 4.5.1 Basic requirements 51 4.5.2 Determination of basic data 52 4.

21、6Motor selection 55 4.7Cost estimates for mine ventilation 56 Chapter 5 Safety and disaster prevention management plan 58 5.1Dust removal system and its layout 58 5.1.1 Main source of dust 58 5.1.2 Water spray dust measures 58 5.2 Fire Grouting System 59 5.2.1 Coal fire prevention measures 5

22、9 5.2.2 Preventive filling 59 5.2.3 Fire retardant 60 5.3Road of accident prevention and disaster prevention 61 5.3.1 Accident prevention measures 61 5.3.2 Escaping Route 61 Conclusions 63 Acknowledgements 64 References 65 Appendix 66 第一章 礦區(qū)及安全概況 1.1 礦區(qū)概況 1.1.1 交通位置 東榮一礦位于黑龍江省集賢

23、縣境內，地理坐標為東經131°20′～131°30′，北緯46°45′～46°55′，行政區(qū)劃隸屬集賢縣腰屯鄉(xiāng)。井田西南距集賢縣縣城福利屯32km，經福利屯到雙鴨山市40km。重建后的同（江）三（亞）公路于井田北部邊界外3.2km處通過，國鐵福前鐵路于井田南部邊緣外2km處通過，交通較為方便， 1.1.2 地形地勢 本井田位于三江平原的西南部，煤系地層均被第四系松散層覆蓋，地形平坦，地面標高為+66～+68m。井田東北部有雙山子，標高+154m；西部有索利崗山，標高為+207.9m；南部鄰近完達山，北面平坦開闊。 1.1.3水文情況 井田內無較大河流，只有二道河子在井田北部邊界外穿過。

24、近年來，隨著農業(yè)生產發(fā)展，修筑了一些排水溝渠，濕地面積稍有縮小。松花江在井田北約45km處流過，20年一遇最高洪水位+67.3m，百年一遇洪水位為+67.51m，枯水期水位為+55.02m。 1.1.4氣象情況 本區(qū)屬寒溫帶大陸性氣候，冬季嚴寒，夏季溫熱，年平均最高氣溫為20.1～23.7℃，年平均最低氣溫為-17.4～-23.9℃，極端最低氣溫-35℃。年降水量325.7～692.3mm，年蒸發(fā)量1095.5～1430.6mm，年平均相對濕度61～70%，年平均風速為4.1～4.7m/s，最大風速可達24m/s，風向多偏西風。每年十月至翌年五月為凍結期，最大凍結深度為1.55～2.08m

25、。 1.1.5 煤田生產情況 東榮一礦是黑龍江省“十一五”重點建設項目，于2004年5月10日破土動工，累計完成投資9.96億元。開工建設以來，東榮一礦先后經歷了由于資金緊張與亞泰集團聯(lián)合開發(fā)、礦井設計先天不足致使工程受阻、合作方投資不足導致工程時開時停、自然條件惡劣、生產環(huán)境艱苦等困難。2007年5月，龍煤集團出資全額回購亞泰股權后，礦井建設逐漸步入良性發(fā)展軌道。2010年12月18日，東榮一礦開始進入試生產階段。 1.1.6 礦區(qū)經濟情況 礦區(qū)內以農業(yè)為主要經濟形式，主要農作物有小麥、大豆、玉米等。除煤礦以外，礦區(qū)內還有機修廠、木材廠、磚瓦廠、糧食加工廠等可為農業(yè)生產服務的工廠。

26、 1.1.7 水源及電源 礦井飲用水源取自第四系含水層；生產、井下消防灑水及部分生活用水（非飲用水）取自礦井水處理站；工業(yè)場地廢水經過處理達標排到二道河子。礦區(qū)供電，設計礦井2回60kv電源，均引自東榮二礦區(qū)域變電所。礦井在工業(yè)場地內設有1座63kv地面變電所，裝備2臺SFZ7-10000/63變壓器。井下供電采用6kv電壓等級。 1.2 井田地質特征 1.2.1 地質構造 1.煤田和井田地質構造 1）區(qū)域地質 本區(qū)位于集賢煤田的東南部，為一全隱蔽區(qū)。區(qū)內地層系統(tǒng)簡單，發(fā)育有元古界麻山群、古生界泥盆系中統(tǒng)、中生界侏羅系上統(tǒng)、新生界第三系上新統(tǒng)和第四系。其中侏羅系上繞（雞西群）最大地

27、層厚度大于2400m。 本區(qū)位于新華夏系第二隆起帶北端的三江盆地西部。由于受東西向壓應力的作用及新華夏系構造應力場作用，該盆地形成了一系列的軸向北北東的富錦、綏濱—集賢、佳木斯等隆拗相間排列的隆起帶與拗陷帶，同時產生了不同序次和不同方向的斷裂構造。 2）井田地質 井田內地層有元古界麻山群、古生界泥盆系、中生界侏羅系、新生界第三系和第四系。 本井田位于綏濱—集賢拗陷帶的東榮向斜東翼的南段，井田內以弧形斷裂為主，并由此而派生兩組褶曲構造。井田內地層走向近南北，傾角一般為15～25°，局部地段由于斷裂影響形成急傾斜帶。 井田內斷層按走向可分為三組，共有斷層26條，其中北北西到南北向組有4條

28、，北東向組12條，北西向組10條。斷層多為壓扭性斷裂，導水性差。 井田內主要褶皺有F8牽引褶曲和F7派生褶曲兩組。F8牽引褶曲位于F8斷層兩側，由F8斷層兩盤相互扭動產生。斷層北側為背斜，南側為西斜。F7派生褶曲位于F7斷層東段的北側，屬F7派生構造，軸向北東60°，向南西傾伏，延展甚短，與 F7斷層斜交。 2.地質年代，地層層序 本區(qū)位于集賢煤田的東南部，為全隱蔽區(qū)。區(qū)內地層系統(tǒng)簡單，發(fā)育有元古界麻山群、古生界泥盆系中統(tǒng)、中生界侏羅系上統(tǒng)、新生界第三系上新統(tǒng)和第四系。其中侏羅系上繞（雞西群）最大地層厚度大于2400m。 1.2.2 煤系地層走向、傾向及傾角 本井田位于綏濱—集賢拗陷

29、帶的東榮向斜東翼的南段，井田內以弧形斷裂為主，并由此而派生兩組褶曲構造。 井田內地層走向近南北，傾角一般為15～25°，局部地段由于斷裂影響形成急傾斜帶。 1.2.3 斷層和褶曲情況 1.斷裂構造 井田內斷層按走向可分為三組，共有斷層26條，其中北北西到南北向組有4條，北東向組12條，北西向組10條。斷層多為壓扭性斷裂，導水性差。 2.褶皺構造 井田內主要褶皺有F8牽引褶曲和F7派生褶曲兩組。F8牽引褶曲位于F8斷層兩側，由F8斷層兩盤相互扭動產生。斷層北側為背斜，南側為西斜。F7派生褶曲位于F7斷層東段的北側，屬F7派生構造，軸向北東60°，向南西傾伏，延展甚短，與 F7斷層斜交

30、。 1.2.4火成巖侵入情況 井田內巖漿巖活動微弱，無大的侵入巖體和噴出巖，僅于鉆孔中見有厚度不大的淺層侵入巖體，巖性為輝長—閃長玢巖，呈巖脈侵入于煤系下部層位的裂隙中，對煤層無影響。 1.2.5 煤層及煤質 1.煤層情況 本井田具有經濟價值的可采煤層均集中于侏羅系雞西群城子河組，該含煤組地層總厚度為930m，含煤50余層，煤層平均總厚36.29m，其中大部分為不可采煤層?？刹杉熬植靠刹傻拿簩幼陨隙路謩e為5、9、12、14、16、17、18、20、20下、22、23、24、26、29-1b號共14個煤層。各煤層平均總厚15.39m，傾角一般為15～25°，只有F7斷層附近煤層傾角

31、達40°左右。 井田內各可采煤層，按其在縱向剖面的分布規(guī)律及組合特征，可分為上、中、下三個煤層群。其中中層群含有9、12、14、16、17、18、20、20下、22、23、24、26號共12個可采及局部可采煤層，而上層群和下層群分別有5號煤層和29-1b號煤層可采。 井田內煤層屬穩(wěn)定～不穩(wěn)定，結構簡單～復雜，一般含1～2層夾矸，局部達3～4層。 井田內各煤層頂?shù)装逡苑凵皫r、細砂巖和粉細礦巖互層為主，部分為中、粗砂巖。單向抗壓強度范圍為57.5～150.5Mpa。煤層露頭部位，煤層頂?shù)装鍘r層的單向抗壓強度值降低。 2.煤質特征 全井田煤層屬低～中灰、特低硫、中～低磷、高發(fā)熱量、易選～

32、中等可選、弱粘結～中等粘結性、低變質階段的氣煤和長焰煤，以長焰煤為主，氣煤次之，可作為動力用煤和煉焦配煤。 全井田煤的揮發(fā)份（Vadf）一般大于40%，各煤層平均Y值為4.7～8.9mm，灰分含量(Ad)一般為11.23～22.81%，原煤全硫(Sd)為0.17～0.28%,磷(Pd)的平均含量為0.007～0.05%，各煤層平均發(fā)熱量為24.72～29.26MJ/kg。 1.3 礦井安全概況 1.3.1 水文地質特征 1 .第四系含水層 全區(qū)廣泛分布，直接覆蓋于第三系或煤系（天窗處）地層之上，由各粒級的砂、礫砂和礫石等組成。由南向北逐漸增厚，厚度120～150m。根據第四系地層的

33、劃分，又分為上部含水層和下部含水層。 1) 上部含水層：全區(qū)發(fā)育，厚度100～110m，上部以中，粗砂及礫砂等組成，含水性和透水性好，單位涌水量3.833L/s·m，滲透系數(shù)10.134m/d，是本區(qū)間接主要含水層。下部以細砂和中砂為主，粗、礫砂次之。單位涌水量0.544～0,593L/s·m，滲透系數(shù)1.273～1.569m/d，均為孔隙承壓水。 2) 下部含水層：以細砂、礫砂組成，厚度20～40m，含泥質較多。單位涌水量0.107～0.554L/s·m，滲透系數(shù)0.522～2.839m/d，該層局部與上部含水層有水力聯(lián)系，在天窗處補給煤系風化裂隙含水帶。 2.煤系裂隙含水帶 煤系裂

34、隙含水帶，根據裂隙發(fā)育程度，埋藏深度、含水性、透水性等因素，可分為風化裂隙含水帶、亞風化裂隙含水帶和弱裂隙含水帶。 1) 風化裂隙含水帶：巖性為粉砂和細、中砂巖為主，厚度60～120m，單位涌水量一般為0.018～0.315L/s·m。天窗部位風化裂隙含水帶富水性強，單位涌水量最大為1.141L/s·m。 2) 亞風化裂隙含水帶：位于風化裂隙含水帶之下，厚度100m，裂隙不發(fā)育，單位涌水量0.0028～0.0398L/s·m，滲透系數(shù)0.004～0.0291m/d。 3) 弱風化裂隙含水帶：位于亞風化裂隙含水帶之下，裂隙不發(fā)育，僅局部受構造影響，裂隙含水，但很微弱。 3.預計礦井涌水量

35、 根據地質報告提供的涌水量數(shù)據，設計預計礦井先期開采地段內正常涌水量為462m3/h，最大涌水量為721m3/h。 1.3.2瓦斯賦存情況 1.瓦斯賦存情況 根據地質報告提供的采樣資料，井田內瓦斯含量為0.07～3.38ml/g，-500m以上瓦斯含量均低于2ml/g，取最大值即為3.38m3/t，屬于低瓦斯礦井。 2.預防瓦斯爆炸的措施 1) 防止瓦斯積聚 主要措施包括以下方面: (1) 搞好通風。 (2) 及時處理局部積存的瓦斯。 ① 采面上隅角瓦斯積聚處理； ② 綜采面處理； ③ 頂板附近層狀積聚處理； ④ 頂板冒落孔洞內積聚處理； ⑤ 恢復有

36、大量瓦斯積存盲巷或打開封閉 (3) 抽放瓦斯 (4) 經常檢查瓦斯?jié)舛群屯L狀況 2) 防止瓦斯引燃 防止瓦斯引燃的原則，是對一切非生產必需的熱源，要堅決禁絕。生產中可能發(fā)生的熱源，必須嚴加管理和控制，防止它的發(fā)生或限定其引燃瓦斯的能力。 3) 防止瓦斯爆炸災害事故擴大的措施 萬一發(fā)生爆炸，應使災害波及范圍局限在盡可能小的區(qū)域內，以減少損失。 3.煤塵爆炸危險性，預防煤塵爆炸措施 根據地質報告及東榮二、三礦實際開采情況，礦井煤塵有爆炸危險。 1.3.3 煤的自燃與井下火區(qū) 1.根據地質報告及東榮二、三礦實際開采情況，煤無自燃發(fā)火。 2.井下火區(qū)分布情況 1) 采空區(qū)

37、 采空區(qū)火災占50％以上。自燃火源主要分布在有碎煤堆積和漏風同時存在、時間大于自然發(fā)火期的地方。 2) 煤柱 尺寸偏小、服務期較長、受采動壓力影響的煤柱，容易壓酥碎裂，其內部產生自燃火源。 3) 巷道頂煤 采區(qū)石門、綜采放頂煤工作面沿底掘進的進回風巷等，巷道頂煤受壓時間長，壓酥破碎，風流滲透和擴散至內部深處，便會發(fā)熱自燃?？偛梅宽斆洪_采時上下巷頂煤發(fā)火較嚴重。 4) 斷層和地質構造附近。 3.火區(qū)處理措施： (1) 提高回采率; (2) 限制或阻止空氣流入疏松煤體，消除供氧(減少漏風、減小壓差); (3) 漏風風速小于自燃風速 (4) 合理地進行巷道布置；

38、 (5) 選擇合理的采煤方法和先進的回采工藝，提高回采率，加快回采進度； (6) 選擇合理的通風系統(tǒng)； (7) 堅持自上而下的開采順序； (8) 合理確定近距離相鄰煤層和厚煤層分層同采時兩工作面之間的錯距，防止上、下之間采空區(qū)連通。 1.3.4 井下高溫的處理措施 本區(qū)恒溫帶深度為20m，恒溫帶溫度為+5.6℃，每百米地溫梯度為2.8℃。本區(qū)地溫變化隨深度增加而增高，影響地溫變化的主要因素是自然增溫率。因此，初步認為本地區(qū)地溫為正常區(qū)，對礦井生產影響不大。 第二章 礦井儲量與生產能力 2.1 井田境界及儲量 2.1.1 井田境界 根據東榮礦區(qū)總體設計，本礦井

39、的井田境界為： 北部邊界：以F2斷層為界； 南部邊界：以F1斷層為界； 東部邊界：以各煤層露頭及F55、F7斷層為界； 西部邊界：以16號煤層-900m等高線垂直投影為界。 井田南北走向長2.5～10.0km，平均7.0km，東西傾斜寬2.0～5.0km，平均4.0km，井田面積約為28.0km2。 因本井田淺部為各煤層露頭，深部為16號煤層-900m等高線垂直投影。而井田走向兩翼的F1、F2斷層均為落差大于100m以上的斷裂構造，屬自然境界。因此，設計認為本礦井井田境界確定合理。 2.1.2井田儲量 本礦井工業(yè)儲量A+B+C級合計為194.251Mt，

40、其中一水平-450m以上工業(yè)儲量為72.974Mt，-450～-700m工業(yè)儲量為67.461Mt。扣除開采困難的呆滯煤量、防水煤柱、斷層煤柱、工業(yè)場地煤柱和井筒煤柱，以及開采損失煤量后，全礦井設計可采儲量為120.746Mt，其中一水平-450m以上設計可采儲量為42.452Mt，-450～-700m設計可采儲量為50.585Mt。 對于本礦區(qū)防水煤柱計算，由于在本井田范圍內，第四系含水層與煤系地層之間大部分被第三系隔水層所阻隔，但在8～12勘探線的煤層露頭部位第三系缺失，形成“天窗”。根據《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規(guī)程》規(guī)定，計算出本礦井“天窗”部位最大防水煤柱高度

41、為70.2m，其底界標高最大達-170m,非“天窗”部位最大防水煤柱高度均小于各煤層風氧化帶高度（垂高30m）。另外，從井田內第三系地層底面標高看，一般為-100～-140m，再加上30m風氧化帶，開采上限標高為-130～-170m，因此，設計考慮風氧化帶底界面標高的變化較大，為便于巷道布置與回采，將開采上限與防水煤柱綜合考慮，暫定本井田開采上限標高為-175m，其-175m以上工業(yè)儲量3.373Mt。但由于初期移交的南一上采區(qū)位于“天窗”之下，結合東榮二礦實際開采情況，為確保安全，設計首采區(qū)開采回風水平標高為-190m。同時，也可探明礦井實際涌水情況，為更為合理的確定開采上限標高提供依據。

42、 2.2 礦井生產能力及服務年限 2.2.1 礦井工作制度 本礦井設計年工作日330天，每日四班作業(yè)，邊采邊準。每班工作6小時，每天凈提升時間為14小時。 2.2.2 礦井設計生產能力及服務年限 1.設計礦井的年生產能力和日生產能力 1） 一采區(qū)日生產能力計算 煤層厚度1.44m，循環(huán)進尺1.0m，日推進3個循環(huán)，工作面長度195m。 （1） 工作面日生產能力計算： （2-1） 式中：L —— 采煤工作面長度，m; V0 ——工作面推進速度，m/d; M ——煤層厚度回采高

43、度，m; R ——煤的密度，t/m3; C0——采煤工作面采出率，一般取 0.93～0.97。 所以，T=195×(1×3)×1.44×1.31×0.95=1048.4t/d； （2）一采區(qū)日生產能力計算 （2-2） 式中：n——同時生產的采煤工作面數(shù)； k1——采區(qū)掘進出煤系數(shù)，取1.1左右； k2——工作面之間出煤影響系數(shù)，n=2時取0.95，n=3時取0.9。 所以一采區(qū)的日生產能力為，A1=1.1×0.95×（1048.4+1048.4）=2190.3t/d； 2） 二

44、采區(qū)日生產能力計算 煤層厚度1.44m，循環(huán)進尺1.0m，日推進3個循環(huán)。工作面長度140m。所以二采區(qū)日生產能力為，A2=140×(1×3)×1.44×1.31×0.95=752.7t/d； 3） 礦井年生產能力計算 A0=（A1+A2）×330=(2190.3+752.7) ×330=971190 t/d。 2.礦井及各水平服務年限 （2-3） 式中：T——礦井設計服務年限，年； Zk——礦井可采儲量，萬t; A——礦井設計生產能力，萬t/a； K——儲量備用系數(shù)，

45、K＝1.3～1.5; 本礦井可采儲量為120.746Mt，設計生產能力為0.9Mt/a，備用系數(shù)取1.4。則礦井和一水平上山部分（-450m以上）服務年限分別為95.8a和33.7a。 第三章 井田開拓及采區(qū)通風 3.1 井田開拓方案 3.1.1 井田開拓方式 井田開拓方式應根據礦井設計生產能力、地形地貌條件、井田地質條件、煤層賦存條件、開采技術條件、裝備條件、地面外部條件等因素，通過多方案比較或系統(tǒng)優(yōu)化后確定。 根據采礦設計規(guī)范和井田的實際情況，經過全面考慮，確定影響該井田的開拓方式選擇的主要因素包括以下幾個方面： 1.井田地質和水文地質條件； 2.煤層賦存和開采技術條件；

46、 3.地形地貌和地面外部條件； 4.術裝備和工藝系統(tǒng)條件； 5.施工技術和設備條件； 6.總體設計和礦井生產能力要求等。 綜合本礦井第三系地層及第四系沖積層較厚，煤層層數(shù)多、層間距較大等情況，本設計報告推薦采用立井、多水平、集中大巷、分組石門開拓方式。 3.1.2 井口位置選擇 結合井上下建井條件以及首采區(qū)布置，首采煤層選擇等，經比選，認為將井口位置設在F8斷層右側約150m、9層煤-450標高附近較為適宜。該井位具有表土層薄、距首采區(qū)及首采煤層近，壓煤量小，而且首采區(qū)及首采煤層開采條件好，建井工期短，鐵路、公路連接順暢，且工程量較少等優(yōu)點。 3.1.3 開采水平劃分及主要巷道

47、布置 1.水平劃分及標高 1) 開采上限及回風水平標高的確定 按防水煤柱高度計算的結果，并考慮煤層露頭處風氧化帶對開采頂板的影響，以及“天窗”范圍及構造情況，暫定本礦井各煤層開采上限為-175m。待礦井建設后可視實見圍巖條件及涌水情況作相應調整。至于回風水平標高的確定，設計根據東榮二、三礦回風大巷實見圍巖條件及施工情況，將首采區(qū)回風水平標高降至-190m，增加回風大巷與風氧化帶底界面的高度，使回風大巷位于較好的圍巖條件下，以確保生產安全，同時也可探明實際地質情況。 2) 運輸水平標高的確定 本井田呈一單斜構造，各煤層傾角為15～25°。井田開采下部邊界為-900m水平，從開采上限至井

48、田下部邊界垂高725m，因此礦井至少以二個水平開采。第一水平運輸巷道確定在-450m標高，垂高275m，一水平各采區(qū)全部采用上山開采；第二水平運輸巷道布置于-750m標高，垂高250m，二水平-750m以上采區(qū)全部采用上山開采，-750m～-900m標高煤層利用-750m水平運輸巷實行下山開采。 2.大巷布置 1) 主要運輸巷道布置 根據本井田的煤層賦存條件，井田內14個可采煤層中共分上、中、下三個層群。其中，中層群含12個可采煤層，而上、下層群只分別有5號層和29～1b號層，并且與中層群間距較大，因此，設計主要對中層群的煤層分組情況進行了分析。 從中層群各煤層間距變化情況看，其主力開

49、采煤層16與18號層間距和18與20號層間距均為40～45m左右，煤層間距相差不大。因此，設計對中層群煤層分組主要從采區(qū)服務年限合理的角度來考慮，將9～18號層作為上層組，20～26號層作為下層組。 鑒于上述煤層分組情況，設計對主要運輸大巷布置方式曾提出集中大巷分區(qū)石門布置和集中石門分組大巷布置兩個方案。經分析，一水平-450m以上共劃分6個采區(qū)，其中三采區(qū)和四采區(qū)沒有分層組劃分，只有一采區(qū)和二采區(qū)分上下層組劃分采區(qū)。因此，采用集中大巷分區(qū)石門布置較集中石門分組大巷布置可節(jié)省565m巷道。 通過上述分析比較，設計采用集中大巷分區(qū)石門布置方式。 2) 回風水平巷道布置 根據前述回風水平標

50、高確定，設計為減少巷道壓煤，回風大巷主要沿26號煤層-175m標高布置。但首采區(qū)回風石門底板標高為-190m。 3.1.4編制礦井采區(qū)接續(xù)表 設計依據不同裝備的工作面生產能力，在確保礦井經濟效益最優(yōu)的情況下，對不同井型進行了工作面裝備和工作面?zhèn)€數(shù)的優(yōu)化組合，對不同井型確定了合理的工作面裝備和個數(shù)，依據上述原則配合采區(qū)規(guī)劃能力并根據不同井型進行采區(qū)接續(xù)安排，結果如下： (1)當井型為0.6Mt/a時：一水平前42a為一個采區(qū)生產，布置二個高檔工作面，第一水平生產42a以后需由兩個采區(qū)保證礦井產量，此時采區(qū)進入北部邊界采區(qū)和5號煤層及29-1b煤層。排定的礦井年平均生產能力為0.7Mt/a。

51、 (2)當井型為0.9Mt/a時：，一水平前22.5a為一個采區(qū)生產，布置一個刨煤機綜采工作面。而后，當采區(qū)進入構造較復雜的南北兩翼邊界塊段時，需由二個采區(qū)保證礦井產量，排定的礦井年平均生產能力為0.9Mt/a。 (3)當井型為1.2Mt/a時，工作面裝備采用綜采機組+高檔普采：一水平前22。5a為二個采區(qū)生產，布置一個刨煤機綜采工作面、一個高檔普采工作面，排定的礦井生產能力為1.2Mt/a。待一水平22.5a后的3.7a中，礦井生產采區(qū)個數(shù)雖仍為2個，但由于此時礦井已全部投入構造較復雜的生產采區(qū)。因此，排定的礦井生產能力下降到0.6 Mt/a。 從上述一水平采區(qū)接續(xù)情況及達到礦井設計產

52、量所需工作面?zhèn)€數(shù)和采區(qū)個數(shù)看，0.9Mt/a井型接續(xù)情況好于0.6Mt/a和 1.2Mt/a井型。0.9Mt/a井型采用刨煤機綜采設備，達到礦井設計產量僅需一個采區(qū)一個面，井巷工程少，建井工期短，生產效率高，達到礦井高產高效的要求。而0.6Mt/a 與1.2Mt/a井型達到設計產量時，礦井初期即需投產1～2個采區(qū)及兩個工作面，尤其1.2Mt/a井型欲達到設計能力，初期即須投產構造較復雜的南北兩翼邊界采區(qū)配采。由此，造成礦井初期投資過大，建井工期過長，同時由于配采采區(qū)地質條件差，使得礦井的生產穩(wěn)定性差。 3.2礦井主要巷道 3.2.1 主副井 1.主井 主要特征見表3.1，剖面圖見附錄圖

53、1。 表3.1 主井特征 井型 90萬噸/年 井筒直徑 5.5m 井深 510m 2.副井 主要特征見表3.2，剖面圖見附錄圖2。 表3.2 副井特征表 井型 90萬噸/年 井筒直徑 6.5m 井深 515m 3.2.2 運輸大巷及上下山 1.運輸大巷 剖面圖見附錄圖3。 2.運輸上山 剖面圖見附錄圖4。 3.軌道上山 剖面圖見附錄圖5。 4.回風上山 剖面圖見附錄圖6。 3.3 采區(qū)通風 3.3.1 采區(qū)概況 1.采區(qū)在井田中的位置 采區(qū)位于井田的中部偏東，上部以-190m保護煤柱線為界，下部以-450m標高左右為界，左方以F18斷

54、層為界，右方與其它采區(qū)相鄰。采區(qū)煤層賦存比較穩(wěn)定，傾斜角度約17—25度，適合用走向長臂采煤法。 2.采區(qū)頂?shù)装鍘r性 采區(qū)內各煤層頂?shù)装逡苑凵皫r、細砂巖和粉細礦巖互層為主，部分為中、粗砂巖。單向抗壓強度范圍為57.5～150.5Mpa。煤層露頭部位，煤層頂?shù)装鍘r層的單向抗壓強度值降低。 3.煤質 采區(qū)煤層屬低～中灰、特低硫、中～低磷、高發(fā)熱量、易選～中等可選、弱粘結～中等粘結性、低變質階段的氣煤和長焰煤，以長焰煤為主，氣煤次之，可作為動力用煤和煉焦配煤。全井田煤的揮發(fā)份一般大于40%，各煤層平均Y值為4.7～8.9mm，灰分含量一般為11.23～22.81%，原煤全硫為0.17～0.2

55、8%,磷的平均含量為0.007～0.05%，各煤層平均發(fā)熱量為24.72～29.26MJ/kg。 4.煤層地質條件 本含煤地層主要巖性由各種粒級的砂巖組成。直接充水含水層，以裂隙含水為主，為裂隙充水礦床。 井田煤系上覆有巨厚第四系和第三系，煤層位于當?shù)厍治g基準面以下，地表水位與煤系風化裂隙含水帶水力聯(lián)系微弱。煤系風化裂隙含水帶宿水性變化較大，煤系外圍巖層透水性很微弱。排泄條件良好。第四系與煤系風化裂隙含水帶之間有第三系隔水層，隔水性能良好。唯有“天窗”部位第四系下部含水層與煤系風化裂隙含水帶有水力聯(lián)系，補給較好，但第四系下部含水層含水性及透水性較弱。 綜上所述，本井田水文地質條件類型根

56、據直接充水含水后的富水性和補給條件，以及單位涌水量的大小來劃分，屬以中等條件為主的裂隙充水礦床。 5.煤層爆炸性和發(fā)火 根據地質報告及鄰近東榮二、三礦的實際開采情況，礦井煤塵有爆炸危險，無自燃發(fā)火傾向。 3.3.2 采區(qū)通風設計原則及要求 1.每一個采區(qū)， 都必須布置回風道，實行分區(qū)通風。 2.采煤和掘進工作面應獨立通風系統(tǒng)。有特殊困難必須串聯(lián)通風時應符合有關規(guī)定。 3.煤層傾角大于12°的采煤工作面采用下行通風時，報礦總工程師批準， 4.采煤和掘進工作面的進風和回風，都不得經過采空區(qū)或冒落區(qū)。 3.

57、3.3 采區(qū)參數(shù) 1.礦井達到設計能力時的采區(qū)數(shù)目及位置 礦井達到設計生產能力時，一采區(qū)和二采區(qū)同時生產，其中一采區(qū)有兩個工作面同時生產，二采區(qū)有一個工作面在生產。一采區(qū)位于本井田中部偏東，靠近各煤層露頭線，二采區(qū)位于一采區(qū)北部，與一采區(qū)以F8斷層為界。三個采煤工作面同時開采12煤層。 2.采區(qū)走向長度，區(qū)段傾斜長與數(shù)目 采區(qū)走向長度為2200m，傾長960m，考慮安全煤柱的設置和回采工藝以及煤層狀況等情況，將本采區(qū)劃分為5個區(qū)段，每個區(qū)段長約190m。 3.采區(qū)上(下)山及其它準備巷道的布置 本采區(qū)布置有三條傾斜上山，其中一條為運輸上山，一條軌道上山，一條回風上山。采區(qū)回風

58、上山、軌道上山和運輸上山在同一水平面上。在回風上山相隔20m的巖層內布置運輸上山。在運輸上山相隔20m的巖層內布置軌道上山。采區(qū)內所有上山都布置在16號煤層下部的巖層中，距煤層底板最近處垂高15m。新鮮風流不受煤炭釋放的瓦斯、煤塵污染及放熱影響，軌道上山的絞車房易于通風，采用軌道上山進風，回風上山進行回風；由于采煤工作面進風巷道水平低于回風巷道水平，采煤工作面的風流沿傾斜向上流動，為上行風。 采區(qū)軌道上山采用半圓拱錨噴巷道，斷面特征見表3.3。 表3—3 軌道上山斷面特征表 圍巖性質 斷面(m2) 掘進尺寸(mm) 凈周長 (m) 凈 掘 寬 高 13.28 巖石

59、12.2 14.0 4200 3800 采區(qū)運輸上山采用半圓拱錨噴支護，斷面特征見表3.4。 表3.4 運輸上山斷面特征表 圍巖 性質 斷面(m2) 掘進尺寸(mm) 凈周長 (m) 凈 掘 寬 高 10.0 巖石 7.0 7.3 2900 2850 采區(qū)回風上山采用半圓拱，斷面特征見表3.5。 表3.5 回風上山斷面特征表 圍巖 性質 斷面(m2) 掘進尺寸(mm) 凈周長 (m) 凈 掘 寬 高 12.25 巖石 10.1 11.3 3800 3400 4.回采工作面基本參數(shù) 工作面傾斜長度約為190米，走向

60、長度約為1100米，采高平均約為1.44米?；夭晒ぷ髅婷咳者M尺三米，每年進尺990米。 5.同時生產煤層與回采工作面數(shù)目 12煤層與16煤層同時生產，當達到礦井設計生產能力時，需要三個回采工作面同時生產。 3.4 掘進通風 3.4.1掘進通風系統(tǒng)設計原則 1.礦井和采區(qū)通風系統(tǒng)設計應為局部通風創(chuàng)造條件； 2.局部通風系統(tǒng)要安全可靠、經濟合理和技術先進。 3.盡量采用技術先進的低噪、高效型局部通風機。 4.壓入式通風宜用柔性風筒，抽出式通風宜用帶剛性骨架的可伸縮風筒或完全剛性的風筒。風筒材質應選擇阻燃、抗靜電型。 5.一臺風機不能滿足通風要求時可考慮選用兩臺或多臺風機聯(lián)合

61、運行。 3.4.2 局部通風方法 1.局部通風機通風  利用局部通風機作動力，通過風筒導風的通風方法稱局部通風機通風，它是目前局部通風最主要的方法。有以下幾種常用通風方式： 1) 壓入式 2) 抽出式 3) 混合式通風 混合式通風是壓入式和抽出式兩種通風方式的聯(lián)合運用,按局部通風機和風筒的布設位置，分為:長壓短抽、長抽短壓和長抽長壓。 4) 可控循環(huán)通風 當局部通風機的吸入風量大于全風壓供給設置通風機巷道的風量時，則部分由局部用風地點排出的污濁風流，會再次經局部通風機送往用風地點，故稱其為循環(huán)風。 循環(huán)通風方式：循環(huán)通風分為摻有適量外界新風的循環(huán)通風和不摻有外界新

62、風的循環(huán)通風。前者即為可控制循環(huán)通風，也稱為開路循環(huán)通風；后者稱為閉路循環(huán)通風。 在煤礦掘進通風中當使用閉路循環(huán)系統(tǒng)時，因既無任何出口，也無法除去這些氣體，在封閉的循環(huán)區(qū)域中的污染物濃度必然會越來越大。因此，《規(guī)程》嚴禁采用循環(huán)通風。 如果循環(huán)通風是在一個敞開的區(qū)域內，且連續(xù)不斷地有適量的新鮮風流摻入到循環(huán)風流中,經理論與實踐證明，這部分有控制的循環(huán)風流中的污染物濃度僅僅取決于該地區(qū)內污染物的產生率及流過該地區(qū)的新鮮風量的大小，故循環(huán)區(qū)域中任何地點的污染物濃度，都不會無限制地增大，而是趨于某一限值。 可控循環(huán)局部通風優(yōu)點: (1) 采用混合式可控循環(huán)通風時,掘進巷道風流循環(huán)區(qū)內側的風

63、速較高，避免了瓦斯層狀積聚,同時也降低了等效溫度，改善了掘進巷道中的氣候條件。 (2) 當在局部通風機前配置除塵器時，可降低礦塵濃度。 (3) 在供給掘進工作面相同風量條件下，可降低通風能耗。 可控循環(huán)局部通風缺點： (1)由于流經局部通風機的風流中含有一定濃度的瓦斯與粉塵，因此，必須研制新型防爆除塵風機。 (2)循環(huán)風流通過運轉風機的加熱,再返回掘進工作面，使風溫上升。 (3)當工作面附近發(fā)生火災時，煙流會返回掘進工作面，故安全性差，抗災能力弱，災變時有循環(huán)風流通過的風機應立即進行控制,停止循環(huán)通風,恢復常規(guī)通風。 2.礦井全風壓通風 全風壓通風是利用礦井主要通風機

64、的風壓，借助導風設施把主導風流的新鮮空氣引入掘進工作面。其通風量取決于可利用的風壓和風路風阻。 按其導風設施不同可分為： 1) 風筒導風 在巷道內設置擋風墻截斷主導風流，用風筒把新鮮空氣引入掘進工作面，污濁空氣從獨頭掘進巷道中排出。 特點：此種方法輔助工程量小，風筒安裝、拆卸比較方便，通常用于需風量不大的短巷掘進通風中。 2) 平行巷道導風 在掘進主巷的同時，在附近與其平行掘一條配風巷，每隔一定距離在主、配巷間開掘聯(lián)絡巷，形成貫穿風流，當新的聯(lián)絡巷溝通后，舊聯(lián)絡巷即封閉。兩條平行巷道的獨頭部分可用風幛或風筒導風，巷道的其余部分用主巷進風，配巷回風。 特點：此方法常用于煤

65、巷掘進，尤其是厚煤層的采區(qū)巷道掘進中，當運輸、通風等需要開掘雙巷時。此法也常用于解決長巷掘進獨頭通風的困難。 3) 鉆孔導風 離地表或鄰近水平較近處掘進長巷反眼或上山時，可用鉆孔提前溝通掘進巷道，以便形成貫穿風流。這種通風方法曾被應用于煤層上山的掘進通風，取得了良好排瓦斯效果。 4) 風幛導風 在巷道內設置縱向風幛，把風幛上游一側的新風引入掘進工作面，清洗后的污風從風幛下游一側排出。這種導風方法，構筑和拆除風幛的工程量大。適用于短距離或無其它好方法可用時采用。 3.引射器通風 利用引射器產生的通風負壓,通過風筒導風的通風方法稱引射器通風。引射器通風一般都采用壓入式。

66、優(yōu)點：無電氣設備，無噪音;還具有降溫、降塵作用;在煤與瓦斯突出嚴重的煤層掘進時，用它代替局部通風機通風，設備簡單，安全性較高。 缺點：風壓低、風量小、效率低，并存在巷道積水問題。 3.4.3 風筒的選擇 風筒是最常用的導風裝置。在巷道斷面容許的情況下，盡可能選擇直徑較大的風筒，以降低風阻，減少漏風，節(jié)約通風電耗；一般來說，通風長度在200m以內，宜選用直徑為400mm的風筒；通風長度200~500m，宜選用直徑500mm的風筒；通風長度500~1000m,宜選用直徑800~1000mm的風筒。 根據本采區(qū)的實際情況和風筒的特點，本采區(qū)采用的是帆布風筒。因為帆布風筒應用廣泛，最大的優(yōu)點時輕、拆裝方便，不通風時可占空間小。根據實際情況和規(guī)程規(guī)定，選擇直徑為500mm的帆布風筒30個(通風距離300m)。 柔性風筒的漏風系數(shù)pq可以用下式計算 pq=1/(1-nηj) （3—1） 式中：n—接頭數(shù) ηj—每個接頭的漏風率，插接ηj=0.01~0.02；螺旋反邊接頭ηj=0.005 3.4.4 局部通風機選擇 1.