井田开拓、采区通风与矿井通风设计

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1、摘 要本设计为双鸭山矿业有限公司东荣一矿矿井通风系统设计，东荣一矿共有12层可采煤层，本设计取其中条件较好的12和16煤层，煤层厚度合计约为为3.50m。设计井田的可采储量120.75Mt，服务年限为95.8年。矿井通风系统是组成矿井生产的一个重要环节。开发与生产相适应的合理的通风设计，可以更好的保证生产所需的充足、稳定的风量；且在较好的经济效果基础上，具备较强的抗灾能力，达到技术上的先进、合理、可靠本设计中采用立井开拓方式。结合东荣一矿的地质条件、煤层赋存情况、以及整个矿井的瓦斯涌出情况，确定了东荣一矿的矿井通风系统，并计算出矿井的最大通风阻力，然后根据这些计算数据选出合适的通风机。根据设计

2、矿井的基本情况和通风系统，初步确定了瓦斯、火灾、顶板、热害等灾害的预防治理措施。关键词 ：通风系统; 通风阻力; 通风机; 通风费用AbstractThis 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 takes the condition good 12 and 16

3、 coal bed, coal bed thickness is3.5m, design well fields 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 development and production could ensure adequat

4、e 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. Unifies the Dongrong one ore the geol

5、ogical 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 ores mine ventilation systems, calculate the mine pit initial period and the later period always need the amount of wind, ext

6、racts 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 preliminary prevention and control measures of som

7、e disasters, suchas gas, fire and roof disaster, are presented in this design.Key word：Ventilation system；Ventilation Resistance； Ventilator；Ventilation Expenses目 录摘要Abstract第一章 矿区及安全概况11.1矿区概况11.1.1交通位置11.1.2地形地势11.1.3水文情况11.1.4气象情况11.1.5煤田生产情况21.1.6矿区经济情况21.1.7水源及电源21.2井田地质特征21.2.1地质构造31.2.2煤系地层走向

8、、倾向及倾角41.2.3断层和褶曲情况41.2.4火成岩侵入情况41.2.5 煤层及煤质51.3矿井安全概况51.3.1水文地质特征61.3.2瓦斯赋存情况71.3.3煤的自燃与井下火区81.3.4井下高温的处理措施9第二章 矿井储量与生产能力102.1井田境界及储量102.1.1井田境界102.1.2井田储量102.2矿井生产能力及服务年限112.2.1矿井工作制度112.2.2矿井设计生产能力及服务年限11第三章 井田开拓及采区通风133.1井田开拓方案133.1.1井田开拓方式133.1.2井口位置选择133.1.3开采水平划分及主要巷道布置143.1.4编制矿井采区接续表153.2矿井

9、主要巷道163.2.1主副井163.2.2运输大巷及上下山163.3采区通风173.3.1采区概况173.3.2采区通风设计原则及要求183.3.3采区参数183.4掘进通风203.4.1掘进通风系统设计原则203.4.2局部通风方法203.4.3风筒的选择213.4.4局部通风机选择233.5通风构筑物的设置与主要通风机附属设备243.5.1通风构筑物设置243.5.2主要通风机附属设备设置与要求26第四章 矿井通风设计284.1井田安全生产概况284.2矿井通风系统的选择284.2.1确定矿井主要通风机的工作方法284.2.2选择矿井的通风方式304.2.3通风系统的确定304.3计算和分

10、配矿井总风量304.3.1风量计算的原则304.3.2矿井前期需风量的计算324.3.3矿井后期需风量的计算394.3.4风量分配与调节454.4矿井通风总阻力计算474.4.1井巷阻力计算方法474.4.2绘制通风容易时期和困难时期的网络图484.5选择矿井通风设备504.5.1基本要求514.5.2基本数据的确定524.6电动机的选择554.7矿井通风费用概算56第五章 安全设施及灾害预防处理计划585.1除尘系统及其布置585.1.1主要粉尘来源585.1.2喷水除尘措施585.2防灭火灌浆系统595.2.1煤层自燃预防措施595.2.2预防性灌浆595.2.3阻化剂防灭火605.3事故

11、预防及避灾路线615.3.1事故预防措施615.3.2避灾路线61结 论63致 谢64参考文献65附录66CONTENTSAbstract AbstractChapter 1 Mine Profile11.1 Mine Profile11.1.1 Traffic position11.1.2 Topography11.1.3 Hydrological conditions11.1.4 Meteorological conditions11.1.5 Coal production21.1.6 Local economy conditions21.1.7 Water and power21.2 M

12、ine geological features21.2.1 Geological structure31.2.2 Angle of dip of coal41.2.3 Case faults and folds41.2.4 Igneous intrusion case41.2.5 Coal seams and coal51.3 Mine Safety Profile51.3.1 Hydrogeological characteristics61.3.2Gas occurrence conditions71.3.3 Spontaneous combustionof coalandundergro

13、und fire81.3.4Measures to deal with underground heat9Chapter 2 Mine reserves and production capacity102.1 Ida realm and reserves102.1.1 Ida realm102.1.2Mine reserves102.2 Production capacity and service life of mine112.2.1 Mine work system112.2.2Minedesign and productioncapacity andservice life11Cha

14、pter 3 Minedevelopand mining area ventilation133.1 Mine development Scheme133.1.1 Mine development way133.1.2 Wellhead location choice133.1.3 level of division and exploitation of major tunnel arrangement143.1.4Mine mining area connection table preparation153.2main mine tunnel163.2.1 Main auxiliary1

15、63.2.2Transportation Roadway and down the mountain163.3 Mining Ventilation173.3.1 Proning area173.3.2 mining area ventilation design principles and requirements183.3.3 Parameters of mining area183.4 Tunneling ventilation203.4.1Tunneling ventilation system design principles203.4.2 Local ventilation20

16、3.4.3 Duct selection213.4.4 local fan selection233.5 Set of structures with main ventilation fan ancillary equipment243.5.1 Ventilation structures set243.5.2 Main Fan ancillary equipment and requirements set26Chapter 4 Design of mine ventilation284.1 Mine Safety Pro4.2choice of mine ventilation syst

17、em284.2.1Determine working methods of mine main ventilator284.2.2 Select the mine ventilation304.2.3 Determination of the ventilation system304.3 Calculatethe total air volumeand distribution ofmine304.3.1 The principle of calculating the wind304.3.2 Mine pre-calculation of air volume required324.3.

18、3 Mine the calculation of air volume to be late394.3.4 Distribution and regulation of air volume454.4Calculation oftotal resistance ofmine ventilation474.4.1 Roadway resistance calculation method474.4.2 Ventilation network diagram during easyand difficulttimes484.5mine ventilation equipment selectio

19、n504.5.1 Basic requirements514.5.2 Determination of basic data524.6Motor selection554.7Cost estimates for mine ventilation56Chapter 5 Safety and disaster prevention management plan585.1Dust removal system and its layout585.1.1 Main source of dust585.1.2 Water spray dust measures585.2 Fire Grouting S

20、ystem595.2.1 Coal fire prevention measures595.2.2 Preventive filling595.2.3 Fire retardant605.3Road of accident prevention and disaster prevention615.3.1 Accident prevention measures615.3.2 Escaping Route61Conclusions63Acknowledgements64References65Appendix66编号：时间：2021年x月x日书山有路勤为径，学海无涯苦作舟页码：第75页 共86

21、页第一章 矿区及安全概况1.1 矿区概况1.1.1 交通位置东荣一矿位于黑龙江省集贤县境内，地理坐标为东经1312013130，北纬46454655，行政区划隶属集贤县腰屯乡。井田西南距集贤县县城福利屯32km，经福利屯到双鸭山市40km。重建后的同（江）三（亚）公路于井田北部边界外3.2km处通过，国铁福前铁路于井田南部边缘外2km处通过，交通较为方便，1.1.2 地形地势本井田位于三江平原的西南部，煤系地层均被第四系松散层覆盖，地形平坦，地面标高为+66+68m。井田东北部有双山子，标高+154m；西部有索利岗山，标高为+207.9m；南部邻近完达山，北面平坦开阔。1.1.3水文情况井田内

22、无较大河流，只有二道河子在井田北部边界外穿过。近年来，随着农业生产发展，修筑了一些排水沟渠，湿地面积稍有缩小。松花江在井田北约45km处流过，20年一遇最高洪水位+67.3m，百年一遇洪水位为+67.51m，枯水期水位为+55.02m。1.1.4气象情况本区属寒温带大陆性气候，冬季严寒，夏季温热，年平均最高气温为20.123.7，年平均最低气温为-17.4-23.9，极端最低气温-35。年降水量325.7692.3mm，年蒸发量1095.51430.6mm，年平均相对湿度6170%，年平均风速为4.14.7m/s，最大风速可达24m/s，风向多偏西风。每年十月至翌年五月为冻结期，最大冻结深度为

23、1.552.08m。1.1.5 煤田生产情况东荣一矿是黑龙江省“十一五”重点建设项目，于2004年5月10日破土动工，累计完成投资9.96亿元。开工建设以来，东荣一矿先后经历了由于资金紧张与亚泰集团联合开发、矿井设计先天不足致使工程受阻、合作方投资不足导致工程时开时停、自然条件恶劣、生产环境艰苦等困难。2007年5月，龙煤集团出资全额回购亚泰股权后，矿井建设逐渐步入良性发展轨道。2010年12月18日，东荣一矿开始进入试生产阶段。1.1.6 矿区经济情况矿区内以农业为主要经济形式，主要农作物有小麦、大豆、玉米等。除煤矿以外，矿区内还有机修厂、木材厂、砖瓦厂、粮食加工厂等可为农业生产服务的工厂。

24、1.1.7 水源及电源矿井饮用水源取自第四系含水层；生产、井下消防洒水及部分生活用水（非饮用水）取自矿井水处理站；工业场地废水经过处理达标排到二道河子。矿区供电，设计矿井2回60kv电源，均引自东荣二矿区域变电所。矿井在工业场地内设有1座63kv地面变电所，装备2台SFZ7-10000/63变压器。井下供电采用6kv电压等级。1.2 井田地质特征1.2.1 地质构造1.煤田和井田地质构造1）区域地质本区位于集贤煤田的东南部，为一全隐蔽区。区内地层系统简单，发育有元古界麻山群、古生界泥盆系中统、中生界侏罗系上统、新生界第三系上新统和第四系。其中侏罗系上绕（鸡西群）最大地层厚度大于2400m。本区

25、位于新华夏系第二隆起带北端的三江盆地西部。由于受东西向压应力的作用及新华夏系构造应力场作用，该盆地形成了一系列的轴向北北东的富锦、绥滨集贤、佳木斯等隆拗相间排列的隆起带与拗陷带，同时产生了不同序次和不同方向的断裂构造。2）井田地质井田内地层有元古界麻山群、古生界泥盆系、中生界侏罗系、新生界第三系和第四系。本井田位于绥滨集贤拗陷带的东荣向斜东翼的南段，井田内以弧形断裂为主，并由此而派生两组褶曲构造。井田内地层走向近南北，倾角一般为1525，局部地段由于断裂影响形成急倾斜带。井田内断层按走向可分为三组，共有断层26条，其中北北西到南北向组有4条，北东向组12条，北西向组10条。断层多为压扭性断裂，

26、导水性差。井田内主要褶皱有F8牵引褶曲和F7派生褶曲两组。F8牵引褶曲位于F8断层两侧，由F8断层两盘相互扭动产生。断层北侧为背斜，南侧为西斜。F7派生褶曲位于F7断层东段的北侧，属F7派生构造，轴向北东60，向南西倾伏，延展甚短，与 F7断层斜交。2.地质年代，地层层序本区位于集贤煤田的东南部，为全隐蔽区。区内地层系统简单，发育有元古界麻山群、古生界泥盆系中统、中生界侏罗系上统、新生界第三系上新统和第四系。其中侏罗系上绕（鸡西群）最大地层厚度大于2400m。1.2.2 煤系地层走向、倾向及倾角本井田位于绥滨集贤拗陷带的东荣向斜东翼的南段，井田内以弧形断裂为主，并由此而派生两组褶曲构造。井田内

27、地层走向近南北，倾角一般为1525，局部地段由于断裂影响形成急倾斜带。1.2.3 断层和褶曲情况1.断裂构造井田内断层按走向可分为三组，共有断层26条，其中北北西到南北向组有4条，北东向组12条，北西向组10条。断层多为压扭性断裂，导水性差。2.褶皱构造井田内主要褶皱有F8牵引褶曲和F7派生褶曲两组。F8牵引褶曲位于F8断层两侧，由F8断层两盘相互扭动产生。断层北侧为背斜，南侧为西斜。F7派生褶曲位于F7断层东段的北侧，属F7派生构造，轴向北东60，向南西倾伏，延展甚短，与 F7断层斜交。1.2.4火成岩侵入情况井田内岩浆岩活动微弱，无大的侵入岩体和喷出岩，仅于钻孔中见有厚度不大的浅层侵入岩体

28、，岩性为辉长闪长玢岩，呈岩脉侵入于煤系下部层位的裂隙中，对煤层无影响。1.2.5 煤层及煤质 1.煤层情况本井田具有经济价值的可采煤层均集中于侏罗系鸡西群城子河组，该含煤组地层总厚度为930m，含煤50余层，煤层平均总厚36.29m，其中大部分为不可采煤层。可采及局部可采的煤层自上而下分别为5、9、12、14、16、17、18、20、20下、22、23、24、26、29-1b号共14个煤层。各煤层平均总厚15.39m，倾角一般为1525，只有F7断层附近煤层倾角达40左右。井田内各可采煤层，按其在纵向剖面的分布规律及组合特征，可分为上、中、下三个煤层群。其中中层群含有9、12、14、16、17

29、、18、20、20下、22、23、24、26号共12个可采及局部可采煤层，而上层群和下层群分别有5号煤层和29-1b号煤层可采。井田内煤层属稳定不稳定，结构简单复杂，一般含12层夹矸，局部达34层。井田内各煤层顶底板以粉砂岩、细砂岩和粉细矿岩互层为主，部分为中、粗砂岩。单向抗压强度范围为57.5150.5Mpa。煤层露头部位，煤层顶底板岩层的单向抗压强度值降低。2.煤质特征 全井田煤层属低中灰、特低硫、中低磷、高发热量、易选中等可选、弱粘结中等粘结性、低变质阶段的气煤和长焰煤，以长焰煤为主，气煤次之，可作为动力用煤和炼焦配煤。全井田煤的挥发份（Vadf）一般大于40%，各煤层平均Y值为4.78

30、.9mm，灰分含量(Ad)一般为11.2322.81%，原煤全硫(Sd)为0.170.28%,磷(Pd)的平均含量为0.0070.05%，各煤层平均发热量为24.7229.26MJ/kg。1.3 矿井安全概况1.3.1 水文地质特征1 .第四系含水层全区广泛分布，直接覆盖于第三系或煤系（天窗处）地层之上，由各粒级的砂、砾砂和砾石等组成。由南向北逐渐增厚，厚度120150m。根据第四系地层的划分，又分为上部含水层和下部含水层。1) 上部含水层：全区发育，厚度100110m，上部以中，粗砂及砾砂等组成，含水性和透水性好，单位涌水量3.833L/sm，渗透系数10.134m/d，是本区间接主要含水层

31、。下部以细砂和中砂为主，粗、砾砂次之。单位涌水量0.5440,593L/sm，渗透系数1.2731.569m/d，均为孔隙承压水。2) 下部含水层：以细砂、砾砂组成，厚度2040m，含泥质较多。单位涌水量0.1070.554L/sm，渗透系数0.5222.839m/d，该层局部与上部含水层有水力联系，在天窗处补给煤系风化裂隙含水带。2.煤系裂隙含水带煤系裂隙含水带，根据裂隙发育程度，埋藏深度、含水性、透水性等因素，可分为风化裂隙含水带、亚风化裂隙含水带和弱裂隙含水带。1) 风化裂隙含水带：岩性为粉砂和细、中砂岩为主，厚度60120m，单位涌水量一般为0.0180.315L/sm。天窗部位风化裂

32、隙含水带富水性强，单位涌水量最大为1.141L/sm。2) 亚风化裂隙含水带：位于风化裂隙含水带之下，厚度100m，裂隙不发育，单位涌水量0.00280.0398L/sm，渗透系数0.0040.0291m/d。3) 弱风化裂隙含水带：位于亚风化裂隙含水带之下，裂隙不发育，仅局部受构造影响，裂隙含水，但很微弱。3.预计矿井涌水量根据地质报告提供的涌水量数据，设计预计矿井先期开采地段内正常涌水量为462m3/h，最大涌水量为721m3/h。1.3.2瓦斯赋存情况1.瓦斯赋存情况根据地质报告提供的采样资料，井田内瓦斯含量为0.073.38ml/g，-500m以上瓦斯含量均低于2ml/g，取最大值即为

33、3.38m3/t，属于低瓦斯矿井。2.预防瓦斯爆炸的措施1) 防止瓦斯积聚 主要措施包括以下方面:(1) 搞好通风。(2) 及时处理局部积存的瓦斯。 采面上隅角瓦斯积聚处理； 综采面处理； 顶板附近层状积聚处理； 顶板冒落孔洞内积聚处理； 恢复有大量瓦斯积存盲巷或打开封闭(3) 抽放瓦斯(4) 经常检查瓦斯浓度和通风状况 2) 防止瓦斯引燃防止瓦斯引燃的原则，是对一切非生产必需的热源，要坚决禁绝。生产中可能发生的热源，必须严加管理和控制，防止它的发生或限定其引燃瓦斯的能力。3) 防止瓦斯爆炸灾害事故扩大的措施万一发生爆炸，应使灾害波及范围局限在尽可能小的区域内，以减少损失。3.煤尘爆炸危险性，

34、预防煤尘爆炸措施根据地质报告及东荣二、三矿实际开采情况，矿井煤尘有爆炸危险。1.3.3 煤的自燃与井下火区1.根据地质报告及东荣二、三矿实际开采情况，煤无自燃发火。2.井下火区分布情况1) 采空区 采空区火灾占50以上。自燃火源主要分布在有碎煤堆积和漏风同时存在、时间大于自然发火期的地方。 2) 煤柱 尺寸偏小、服务期较长、受采动压力影响的煤柱，容易压酥碎裂，其内部产生自燃火源。3) 巷道顶煤 采区石门、综采放顶煤工作面沿底掘进的进回风巷等，巷道顶煤受压时间长，压酥破碎，风流渗透和扩散至内部深处，便会发热自燃。总裁房顶煤开采时上下巷顶煤发火较严重。 4) 断层和地质构造附近。3.火区处理措施：

35、 (1) 提高回采率;(2) 限制或阻止空气流入疏松煤体，消除供氧(减少漏风、减小压差);(3) 漏风风速小于自燃风速(4) 合理地进行巷道布置；(5) 选择合理的采煤方法和先进的回采工艺，提高回采率，加快回采进度；(6) 选择合理的通风系统；(7) 坚持自上而下的开采顺序；(8) 合理确定近距离相邻煤层和厚煤层分层同采时两工作面之间的错距，防止上、下之间采空区连通。1.3.4 井下高温的处理措施本区恒温带深度为20m，恒温带温度为+5.6，每百米地温梯度为2.8。本区地温变化随深度增加而增高，影响地温变化的主要因素是自然增温率。因此，初步认为本地区地温为正常区，对矿井生产影响不大。第二章 矿

36、井储量与生产能力2.1 井田境界及储量2.1.1 井田境界 根据东荣矿区总体设计，本矿井的井田境界为： 北部边界：以F2断层为界； 南部边界：以F1断层为界； 东部边界：以各煤层露头及F55、F7断层为界； 西部边界：以16号煤层-900m等高线垂直投影为界。 井田南北走向长2.510.0km，平均7.0km，东西倾斜宽2.05.0km，平均4.0km，井田面积约为28.0km2。 因本井田浅部为各煤层露头，深部为16号煤层-900m等高线垂直投影。而井田走向两翼的F1、F2断层均为落差大于100m以上的断裂构造，属自然境界。因此，设计认为本矿井井田境界确定合理。2.1.2井田储量本矿井工业储

37、量A+B+C级合计为194.251Mt，其中一水平-450m以上工业储量为72.974Mt，-450-700m工业储量为67.461Mt。扣除开采困难的呆滞煤量、防水煤柱、断层煤柱、工业场地煤柱和井筒煤柱，以及开采损失煤量后，全矿井设计可采储量为120.746Mt，其中一水平-450m以上设计可采储量为42.452Mt，-450-700m设计可采储量为50.585Mt。对于本矿区防水煤柱计算，由于在本井田范围内，第四系含水层与煤系地层之间大部分被第三系隔水层所阻隔，但在812勘探线的煤层露头部位第三系缺失，形成“天窗”。根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程规定，计算出本矿井“

38、天窗”部位最大防水煤柱高度为70.2m，其底界标高最大达-170m,非“天窗”部位最大防水煤柱高度均小于各煤层风氧化带高度（垂高30m）。另外，从井田内第三系地层底面标高看，一般为-100-140m，再加上30m风氧化带，开采上限标高为-130-170m，因此，设计考虑风氧化带底界面标高的变化较大，为便于巷道布置与回采，将开采上限与防水煤柱综合考虑，暂定本井田开采上限标高为-175m，其-175m以上工业储量3.373Mt。但由于初期移交的南一上采区位于“天窗”之下，结合东荣二矿实际开采情况，为确保安全，设计首采区开采回风水平标高为-190m。同时，也可探明矿井实际涌水情况，为更为合理的确定开

39、采上限标高提供依据。2.2 矿井生产能力及服务年限2.2.1 矿井工作制度本矿井设计年工作日330天，每日四班作业，边采边准。每班工作6小时，每天净提升时间为14小时。2.2.2 矿井设计生产能力及服务年限1.设计矿井的年生产能力和日生产能力1） 一采区日生产能力计算煤层厚度1.44m，循环进尺1.0m，日推进3个循环，工作面长度195m。（1） 工作面日生产能力计算： （2-1）式中：L 采煤工作面长度，m; V0 工作面推进速度，m/d; M 煤层厚度回采高度，m; R 煤的密度，t/m3; C0采煤工作面采出率，一般取 0.930.97。所以，T=195(13)1.441.310.95=

40、1048.4t/d；（2）一采区日生产能力计算 （2-2）式中：n同时生产的采煤工作面数； k1采区掘进出煤系数，取1.1左右； k2工作面之间出煤影响系数，n=2时取0.95，n=3时取0.9。所以一采区的日生产能力为，A1=1.10.95（1048.4+1048.4）=2190.3t/d；2） 二采区日生产能力计算煤层厚度1.44m，循环进尺1.0m，日推进3个循环。工作面长度140m。所以二采区日生产能力为，A2=140(13)1.441.310.95=752.7t/d；3） 矿井年生产能力计算 A0=（A1+A2）330=(2190.3+752.7) 330=971190 t/d。2.

41、矿井及各水平服务年限 （2-3）式中：T矿井设计服务年限，年； Zk矿井可采储量，万t; A矿井设计生产能力，万t/a； K储量备用系数，K1.31.5;本矿井可采储量为120.746Mt，设计生产能力为0.9Mt/a，备用系数取1.4。则矿井和一水平上山部分（-450m以上）服务年限分别为95.8a和33.7a。第三章 井田开拓及采区通风3.1 井田开拓方案3.1.1 井田开拓方式井田开拓方式应根据矿井设计生产能力、地形地貌条件、井田地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件、装备条件、地面外部条件等因素，通过多方案比较或系统优化后确定。 根据采矿设计规范和井田的实际情况，经过全面考虑，确定影响该

42、井田的开拓方式选择的主要因素包括以下几个方面：1.井田地质和水文地质条件；2.煤层赋存和开采技术条件；3.地形地貌和地面外部条件；4.术装备和工艺系统条件；5.施工技术和设备条件；6.总体设计和矿井生产能力要求等。综合本矿井第三系地层及第四系冲积层较厚，煤层层数多、层间距较大等情况，本设计报告推荐采用立井、多水平、集中大巷、分组石门开拓方式。3.1.2 井口位置选择结合井上下建井条件以及首采区布置，首采煤层选择等，经比选，认为将井口位置设在F8断层右侧约150m、9层煤-450标高附近较为适宜。该井位具有表土层薄、距首采区及首采煤层近，压煤量小，而且首采区及首采煤层开采条件好，建井工期短，铁路

43、、公路连接顺畅，且工程量较少等优点。3.1.3 开采水平划分及主要巷道布置1.水平划分及标高1) 开采上限及回风水平标高的确定按防水煤柱高度计算的结果，并考虑煤层露头处风氧化带对开采顶板的影响，以及“天窗”范围及构造情况，暂定本矿井各煤层开采上限为-175m。待矿井建设后可视实见围岩条件及涌水情况作相应调整。至于回风水平标高的确定，设计根据东荣二、三矿回风大巷实见围岩条件及施工情况，将首采区回风水平标高降至-190m，增加回风大巷与风氧化带底界面的高度，使回风大巷位于较好的围岩条件下，以确保生产安全，同时也可探明实际地质情况。2) 运输水平标高的确定本井田呈一单斜构造，各煤层倾角为1525。井

44、田开采下部边界为-900m水平，从开采上限至井田下部边界垂高725m，因此矿井至少以二个水平开采。第一水平运输巷道确定在-450m标高，垂高275m，一水平各采区全部采用上山开采；第二水平运输巷道布置于-750m标高，垂高250m，二水平-750m以上采区全部采用上山开采，-750m-900m标高煤层利用-750m水平运输巷实行下山开采。2.大巷布置1) 主要运输巷道布置根据本井田的煤层赋存条件，井田内14个可采煤层中共分上、中、下三个层群。其中，中层群含12个可采煤层，而上、下层群只分别有5号层和291b号层，并且与中层群间距较大，因此，设计主要对中层群的煤层分组情况进行了分析。从中层群各煤

45、层间距变化情况看，其主力开采煤层16与18号层间距和18与20号层间距均为4045m左右，煤层间距相差不大。因此，设计对中层群煤层分组主要从采区服务年限合理的角度来考虑，将918号层作为上层组，2026号层作为下层组。鉴于上述煤层分组情况，设计对主要运输大巷布置方式曾提出集中大巷分区石门布置和集中石门分组大巷布置两个方案。经分析，一水平-450m以上共划分6个采区，其中三采区和四采区没有分层组划分，只有一采区和二采区分上下层组划分采区。因此，采用集中大巷分区石门布置较集中石门分组大巷布置可节省565m巷道。通过上述分析比较，设计采用集中大巷分区石门布置方式。2) 回风水平巷道布置根据前述回风水

46、平标高确定，设计为减少巷道压煤，回风大巷主要沿26号煤层-175m标高布置。但首采区回风石门底板标高为-190m。3.1.4编制矿井采区接续表设计依据不同装备的工作面生产能力，在确保矿井经济效益最优的情况下，对不同井型进行了工作面装备和工作面个数的优化组合，对不同井型确定了合理的工作面装备和个数，依据上述原则配合采区规划能力并根据不同井型进行采区接续安排，结果如下：(1)当井型为0.6Mt/a时：一水平前42a为一个采区生产，布置二个高档工作面，第一水平生产42a以后需由两个采区保证矿井产量，此时采区进入北部边界采区和5号煤层及29-1b煤层。排定的矿井年平均生产能力为0.7Mt/a。(2)当

47、井型为0.9Mt/a时：，一水平前22.5a为一个采区生产，布置一个刨煤机综采工作面。而后，当采区进入构造较复杂的南北两翼边界块段时，需由二个采区保证矿井产量，排定的矿井年平均生产能力为0.9Mt/a。(3)当井型为1.2Mt/a时，工作面装备采用综采机组+高档普采：一水平前22。5a为二个采区生产，布置一个刨煤机综采工作面、一个高档普采工作面，排定的矿井生产能力为1.2Mt/a。待一水平22.5a后的3.7a中，矿井生产采区个数虽仍为2个，但由于此时矿井已全部投入构造较复杂的生产采区。因此，排定的矿井生产能力下降到0.6 Mt/a。从上述一水平采区接续情况及达到矿井设计产量所需工作面个数和采

48、区个数看，0.9Mt/a井型接续情况好于0.6Mt/a和 1.2Mt/a井型。0.9Mt/a井型采用刨煤机综采设备，达到矿井设计产量仅需一个采区一个面，井巷工程少，建井工期短，生产效率高，达到矿井高产高效的要求。而0.6Mt/a 与1.2Mt/a井型达到设计产量时，矿井初期即需投产12个采区及两个工作面，尤其1.2Mt/a井型欲达到设计能力，初期即须投产构造较复杂的南北两翼边界采区配采。由此，造成矿井初期投资过大，建井工期过长，同时由于配采采区地质条件差，使得矿井的生产稳定性差。3.2矿井主要巷道3.2.1 主副井1.主井主要特征见表3.1，剖面图见附录图1。表3.1 主井特征井型90万吨/年

49、井筒直径5.5m井深510m2.副井主要特征见表3.2，剖面图见附录图2。表3.2 副井特征表井型90万吨/年井筒直径6.5m井深515m3.2.2 运输大巷及上下山1.运输大巷剖面图见附录图3。2.运输上山剖面图见附录图4。3.轨道上山剖面图见附录图5。4.回风上山剖面图见附录图6。3.3 采区通风3.3.1 采区概况1.采区在井田中的位置采区位于井田的中部偏东，上部以-190m保护煤柱线为界，下部以-450m标高左右为界，左方以F18断层为界，右方与其它采区相邻。采区煤层赋存比较稳定，倾斜角度约1725度，适合用走向长臂采煤法。2.采区顶底板岩性采区内各煤层顶底板以粉砂岩、细砂岩和粉细矿岩

50、互层为主，部分为中、粗砂岩。单向抗压强度范围为57.5150.5Mpa。煤层露头部位，煤层顶底板岩层的单向抗压强度值降低。3.煤质采区煤层属低中灰、特低硫、中低磷、高发热量、易选中等可选、弱粘结中等粘结性、低变质阶段的气煤和长焰煤，以长焰煤为主，气煤次之，可作为动力用煤和炼焦配煤。全井田煤的挥发份一般大于40%，各煤层平均Y值为4.78.9mm，灰分含量一般为11.2322.81%，原煤全硫为0.170.28%,磷的平均含量为0.0070.05%，各煤层平均发热量为24.7229.26MJ/kg。4.煤层地质条件本含煤地层主要岩性由各种粒级的砂岩组成。直接充水含水层，以裂隙含水为主，为裂隙充水

51、矿床。井田煤系上覆有巨厚第四系和第三系，煤层位于当地侵蚀基准面以下，地表水位与煤系风化裂隙含水带水力联系微弱。煤系风化裂隙含水带宿水性变化较大，煤系外围岩层透水性很微弱。排泄条件良好。第四系与煤系风化裂隙含水带之间有第三系隔水层，隔水性能良好。唯有“天窗”部位第四系下部含水层与煤系风化裂隙含水带有水力联系，补给较好，但第四系下部含水层含水性及透水性较弱。综上所述，本井田水文地质条件类型根据直接充水含水后的富水性和补给条件，以及单位涌水量的大小来划分，属以中等条件为主的裂隙充水矿床。5.煤层爆炸性和发火根据地质报告及邻近东荣二、三矿的实际开采情况，矿井煤尘有爆炸危险，无自燃发火倾向。3.3.2

52、采区通风设计原则及要求 1.每一个采区， 都必须布置回风道，实行分区通风。2.采煤和掘进工作面应独立通风系统。有特殊困难必须串联通风时应符合有关规定。3.煤层倾角大于12的采煤工作面采用下行通风时，报矿总工程师批准，4.采煤和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。3.3.3 采区参数1.矿井达到设计能力时的采区数目及位置矿井达到设计生产能力时，一采区和二采区同时生产，其中一采区有两个工作面同时生产，二采区有一个工作面在生产。一采区位于本井田中部偏东，靠近各煤层露头线，二采区位于一采区北部，与一采区以F8断层为界。三个采煤工作面同时开采12煤层。 2.采区走向长度，区段倾斜长与数目采

53、区走向长度为2200m，倾长960m，考虑安全煤柱的设置和回采工艺以及煤层状况等情况，将本采区划分为5个区段，每个区段长约190m。3.采区上(下)山及其它准备巷道的布置本采区布置有三条倾斜上山，其中一条为运输上山，一条轨道上山，一条回风上山。采区回风上山、轨道上山和运输上山在同一水平面上。在回风上山相隔20m的岩层内布置运输上山。在运输上山相隔20m的岩层内布置轨道上山。采区内所有上山都布置在16号煤层下部的岩层中，距煤层底板最近处垂高15m。新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，轨道上山的绞车房易于通风，采用轨道上山进风，回风上山进行回风；由于采煤工作面进风巷道水平低于回风巷道水

54、平，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，为上行风。采区轨道上山采用半圆拱锚喷巷道，断面特征见表3.3。表33 轨道上山断面特征表围岩性质断面(m2)掘进尺寸(mm)净周长(m)净掘宽高13.28岩石12.214.042003800采区运输上山采用半圆拱锚喷支护，断面特征见表3.4。表3.4 运输上山断面特征表围岩性质断面(m2)掘进尺寸(mm)净周长(m)净掘宽高10.0岩石7.07.329002850采区回风上山采用半圆拱，断面特征见表3.5。表3.5 回风上山断面特征表围岩性质断面(m2)掘进尺寸(mm)净周长(m)净掘宽高12.25岩石10.111.3380034004.回采工作面基本参数工

55、作面倾斜长度约为190米，走向长度约为1100米，采高平均约为1.44米。回采工作面每日进尺三米，每年进尺990米。5.同时生产煤层与回采工作面数目12煤层与16煤层同时生产，当达到矿井设计生产能力时，需要三个回采工作面同时生产。3.4 掘进通风3.4.1掘进通风系统设计原则1.矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件；2.局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进。3.尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机。4.压入式通风宜用柔性风筒，抽出式通风宜用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型。5.一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。3.4

56、.2 局部通风方法1.局部通风机通风 利用局部通风机作动力，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。有以下几种常用通风方式：1) 压入式2) 抽出式3) 混合式通风混合式通风是压入式和抽出式两种通风方式的联合运用,按局部通风机和风筒的布设位置，分为:长压短抽、长抽短压和长抽长压。4) 可控循环通风当局部通风机的吸入风量大于全风压供给设置通风机巷道的风量时，则部分由局部用风地点排出的污浊风流，会再次经局部通风机送往用风地点，故称其为循环风。循环通风方式：循环通风分为掺有适量外界新风的循环通风和不掺有外界新风的循环通风。前者即为可控制循环通风，也称为开路循环通风；后者

57、称为闭路循环通风。在煤矿掘进通风中当使用闭路循环系统时，因既无任何出口，也无法除去这些气体，在封闭的循环区域中的污染物浓度必然会越来越大。因此，规程严禁采用循环通风。如果循环通风是在一个敞开的区域内，且连续不断地有适量的新鲜风流掺入到循环风流中,经理论与实践证明，这部分有控制的循环风流中的污染物浓度仅仅取决于该地区内污染物的产生率及流过该地区的新鲜风量的大小，故循环区域中任何地点的污染物浓度，都不会无限制地增大，而是趋于某一限值。可控循环局部通风优点: (1) 采用混合式可控循环通风时,掘进巷道风流循环区内侧的风速较高，避免了瓦斯层状积聚,同时也降低了等效温度，改善了掘进巷道中的气候条件。(2

58、) 当在局部通风机前配置除尘器时，可降低矿尘浓度。(3) 在供给掘进工作面相同风量条件下，可降低通风能耗。可控循环局部通风缺点：(1)由于流经局部通风机的风流中含有一定浓度的瓦斯与粉尘，因此，必须研制新型防爆除尘风机。(2)循环风流通过运转风机的加热,再返回掘进工作面，使风温上升。(3)当工作面附近发生火灾时，烟流会返回掘进工作面，故安全性差，抗灾能力弱，灾变时有循环风流通过的风机应立即进行控制,停止循环通风,恢复常规通风。2.矿井全风压通风全风压通风是利用矿井主要通风机的风压，借助导风设施把主导风流的新鲜空气引入掘进工作面。其通风量取决于可利用的风压和风路风阻。按其导风设施不同可分为：1)

59、风筒导风 在巷道内设置挡风墙截断主导风流，用风筒把新鲜空气引入掘进工作面，污浊空气从独头掘进巷道中排出。特点：此种方法辅助工程量小，风筒安装、拆卸比较方便，通常用于需风量不大的短巷掘进通风中。2) 平行巷道导风 在掘进主巷的同时，在附近与其平行掘一条配风巷，每隔一定距离在主、配巷间开掘联络巷，形成贯穿风流，当新的联络巷沟通后，旧联络巷即封闭。两条平行巷道的独头部分可用风幛或风筒导风，巷道的其余部分用主巷进风，配巷回风。特点：此方法常用于煤巷掘进，尤其是厚煤层的采区巷道掘进中，当运输、通风等需要开掘双巷时。此法也常用于解决长巷掘进独头通风的困难。3) 钻孔导风 离地表或邻近水平较近处掘进长巷反眼

60、或上山时，可用钻孔提前沟通掘进巷道，以便形成贯穿风流。这种通风方法曾被应用于煤层上山的掘进通风，取得了良好排瓦斯效果。4) 风幛导风 在巷道内设置纵向风幛，把风幛上游一侧的新风引入掘进工作面，清洗后的污风从风幛下游一侧排出。这种导风方法，构筑和拆除风幛的工程量大。适用于短距离或无其它好方法可用时采用。3.引射器通风 利用引射器产生的通风负压,通过风筒导风的通风方法称引射器通风。引射器通风一般都采用压入式。优点：无电气设备，无噪音;还具有降温、降尘作用;在煤与瓦斯突出严重的煤层掘进时，用它代替局部通风机通风，设备简单，安全性较高。缺点：风压低、风量小、效率低，并存在巷道积水问题。3.4.3 风筒

61、的选择风筒是最常用的导风装置。在巷道断面容许的情况下，尽可能选择直径较大的风筒，以降低风阻，减少漏风，节约通风电耗；一般来说，通风长度在200m以内，宜选用直径为400mm的风筒；通风长度200500m，宜选用直径500mm的风筒；通风长度5001000m,宜选用直径8001000mm的风筒。根据本采区的实际情况和风筒的特点，本采区采用的是帆布风筒。因为帆布风筒应用广泛，最大的优点时轻、拆装方便，不通风时可占空间小。根据实际情况和规程规定，选择直径为500mm的帆布风筒30个(通风距离300m)。柔性风筒的漏风系数pq可以用下式计算pq=1/(1-nj) （31）式中：n接头数j每个接头的漏风率，插