煤矿矿井初步设计

河南理工大学采矿工程10届毕业设计说明书 河南理工大学采矿工程10届毕业设计说明书 毕业设计说明书 煤矿矿井初步设计 摘 要 长阳县茶园坪煤炭有限责任公司茶园坪煤矿位于湖北省长阳县资秋镇境内，企业为股份制小型企业。 本矿井位于中低山地区，矿区地表高差变化大，最低处在井田范围中部的天池河底，标高+206m，地形最高处在矿区西南角，标高+1330.6m,相对高差11624.m。矿区内没有发现断层，褶皱等影响开采的地质构造，地质构造简单，主要开采二叠系上统龙潭煤组煤层，煤层走向近东西，方位角为90—270°；倾向方位角0°，走向长度约3000m，斜长平均924m，煤层倾角在25°以上，+450m以上平均倾角44°。煤层平均厚度0.52m。煤层瓦斯相对涌出量1.3m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.6 m3/min，属于低瓦斯矿井。矿井面积2.72km2，开采深度+200m～+900m，煤层可采储量为166.56万吨，矿井设计生产能力9万吨/年，矿井服务年限14年。采用阶梯平峒上山开拓，单一走向长壁式采煤法，炮采采煤工艺，双翼后退式上山开采，年工作日330天，三八工作制，“两采一准”。 根据以上矿井煤层地质技术条件，进行茶园坪煤矿矿井初步设计。 关键词 矿井初步设计 龙潭煤组 阶梯平峒 爆破采煤工艺 单一走向长壁采煤法 双翼后退式回采 上山开采 ABSTRACT Chayuanpin coal mine of Changyang county Chayuan ping mine Co. Ltd., a small private joint-stock enterprise, is seated in Ziqiu Township Changyang County in Hubei Province. This mine is located in mid-low regions, and surface ups and downs change sharply. The lowest place in the Tianchi lake’s bottom of the mine area and th elevation of + 206m .The highest place in the corner of the southwest and the elevation 1330.6 m. Height difference between them is 11624m.Within the mining area, geological structure such as drape and fault which affect mining hasn't been found .Based on the simple geological conditions , mine bed upper permian system Longtan Formation is mainly mined ;east west trend about the mine bed;azimuth of 90 -270 °,tendency orientation of 0°;trend length of nearly 3000m;inclined length of 924m; inclined angle of above 25° ;the average oblique Angle of above 450m of 44°. The average thickness is 0.52m. Relative gas emission of the coal bed is 1.3 m3 / t, and absolute gas flow-volume is 0.6 m3 / min, so the mine belongs to the lower one. Mine area of 2.72 km3, mining depth of + 200m~+ 900m, recoverable reserves of the mine for 1.6656 million tons, the design of mine production capacity of 9 million tons/year, the service life of coal mine of 18 years. Uses ladder type gallery development system and winning to the top method, the single trend long wall mining method, demolition mining craft, double wings retreating type dip heading mining, working days in one year of 330 days, three-shift work day system ,“two mining and one back working”. According to the above mine coal geology conditions, carry on the preliminary design for the Chayuan ping coal mine. Key word Mine pit preliminary design Longtan coal group Steps and ladders even cave Demolition mining coal craft Sole trend long well mining coal law Biplane wing backlash type stopping Climbs mountains mining 前 言 采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节，同时也是对学生成绩的最终考核，其目的是使学生深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节之间的相互联系和制约关系，培养学生综合运用各门学科的理论知识，分析和解决采矿工程技术问题的能力；培养和锻炼学生独立地进行学习和工作的能力；培养学生搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力；进一步训练撰写技术文件和绘制工程图件的基本技能。 矿井设计是一个涉及煤矿开采学、井巷工程、矿山机械、矿井通风与安全、矿山环保等诸多技术科学的系统工程，虽然本次设计题目中存在一些理想化的条件，但是通过这次设计，我已经基本掌握了矿井设计的方法和步骤，培养了搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力，提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力。这些能力的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫。 本次设计的参照矿井是茶园坪煤矿，设计之前，我在该矿进行了为期28天的毕业实习，通过地面参观、听总工及各科室负责人作报告、参加科室实习及井下生产实习，对矿井的情况有了一个比较全面的认识。本次设计就是在左家煤矿实际地质条件的基础上，根据收集到的矿井生产图纸和数据，按照指导老师的要求作了一些改动后，对矿井做的初步设计。其主要内容包括：矿区概况及井田地质特征；矿井储量、年产量及服务年限；井田开拓；准备方式；矿井通风与安全技术等五个方面。 本设计以《毕业设计 论文 政研论文下载论文大学下载论文大学下载关于长拳的论文浙大论文封面下载 大纲》为依据，按照《安全规程》的要求，经过查阅相关资料和老师的精心指导而完成,由于本人知识结构的限制和设计能力有限，设计中难免有不妥和错误之处，恳请审阅老师批评指正。 目 录 2前 言 3目 录 71 井田概况及地质特征 71.1 井田概况 71.1.1 地理位置及交通 81.1.2 自然地理 81.2 地质特征 81.2.1 地层 101.2.2 矿区构造 101.3煤层及煤层底板岩性特征 101.3.1 煤层 101.3.2 煤层顶底板岩性特征 111.3.3煤质及用途 111.3.4 瓦斯煤层与自燃 121.3.5 矿区水文地质特征 131.3.5 工程地质 131.3.6 环境地质 131.3.7 其它开采技术条件 142 井田储量年产量及服务年限 142.1井田境界 152.2 储量 152.2.1 矿井工业储量 152.2.2 矿井储量设计 152.2.3 矿井设计可采储量Zc 162.3 矿井设计生产能力及服务年限 162.3.1 矿井工作制度 162.3.2 矿井年产量及服务年限 183 井田开拓 183.1 概述 183.2 井田开拓 183.2.1影响开拓方式的因素 193.2.2 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 的提出及技术经济分析 213.3 井筒特征 213.3.1井筒断面尺寸 243.3.2 井壁支护材料及井筒厚度 253.4 井底车场及硐室 253.4.1 井底车场形式 253.4.2 线路总平面布置设计 253.4.3 能力计算 253.4.4 确定井底车场主要巷道断面及硐室位置 263.4.5井底车场总平面布置图 263.5 开采顺序及采区、采煤工作面的配置 263.5.1 开采顺序 263.5.2 保证年产量的同采采区数和工作面数 293.6 井巷工程量和建井工期 314 采煤方法 314.1 采煤方法的选择 324.2 采区巷道布置及生产系统 324.2.1 采区走向长度的确定 324.2.2 确定区段斜长及区段数目 324.2.3 煤柱尺寸 344.2.4 采区上山的布置 354.2.5 区段平巷的布置 364.2.6 联络巷道的布置 374.2.7 采区车场形式选择 374.2.8 采区硐室 384.2.9 采区千吨掘进率、采区掘进出煤率 404.2.10 采区巷道的掘进方法、设备数量及掘进工作面数目 414.2.11 采区生产系统 424.3 采煤工艺设计 424.3.1 爆破落煤 434.3.2 装煤与运煤 434.3.3 工作面支护和采空区处理 444.3.3 工作面循环作业方式及循环作业图表 465 矿井通风与安全技术措施 465.1 矿井通风系统的选择 465.1.1选择矿井主扇的工作方法 475.1.2 选择矿井通风方式 475.2 风量计算及风量分配 475.2.1 采煤工作面实际需风量 495.2.2掘进工作面所需风量 505.2.3 硐室实际需风量 515.2.4 矿井总需风量 515.2.5 风量分配 525.3矿通风阻力计算 525.3.1 计算原则 535.3.2 计算方法 595.3.3 计算矿井总风阻力及总等积孔 595.4 扇风机选型 595.4.1 选择主扇 605.4.2 选择电动机 615.5 矿井安全技术措施 615.5.1预防瓦斯爆炸的措施 625.5.2预防井下水突出的措施 635.5.3顶板事故的预防 635.5.4火灾事故的预防 645.5.5其它事故的预防 666 矿山环保 666.1 矿山污染源概述 666.1.1 大气污染 666.1.2 废水排放 676.1.3 固体废弃物排放 676.1.4 噪声污染 676.2 矿山污染源的防治 676.2.1 矿山水污染的防治 676.2.2 矿渣利用 686.2.3噪声的控制 686.3 地表塌陷及生态保护措施 686.3.1 地表塌陷的预防措施 686.3.2 地表塌陷整治覆土 696.3.3 矸石回填塌陷区 70结 束 语 71参 考 文 献 1 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 地理位置及交通 长阳茶园坪煤矿有限责任公司茶园坪煤矿位于长阳城县西150公里处，地处资丘镇境内，距资丘镇约15km，距五峰县城35公里。距清江隔河岩库区4公里，矿区中心地理座标为：东经110°35' 23″,北纬30°23' 07″，属民营矿山企业，矿区有桃山至五峰的县级干线公路通过，直通隔河岩库区、长阳、五峰等地，矿山在隔河岩库区建有煤炭专用码头，水陆交通运输方便。 图1—1—1 交通位置图 1.1.2 自然地理 矿区属鄂西中低山区，区内地形复杂，切割深度大，总体上呈南北向“V”字形发育，局部形成陡岩。矿区内最低处位于天池河，海拔标高+206m，最高处位于矿区北西部山顶，海拔标高1330.6m，相对高差1124.6m，区内气候受地势影响，春秋多云雾，夏日凉爽，六～八月最高气温达40°C, 元月最低气温-12°C。降雨多集中在六、七、八三个月，年平均降雨量1288毫米，最大降雨量1520.6mm，年平均蒸发量1380mm。相对湿度76%年最高气温40C，最低气温-12C，年平均16.4C最大积雪厚度30cm，积雪期在11月至翌年2月，5～9月份为雨季，阴雨天约占45%，全年冰冻期90天～120天；主导风向为东北风，一般为2.2～6级，最大风力6～7级，属南方亚热带温润气候区，矿区地震烈度为Ⅵ度，五级地震危险区。 区内农业以玉米、马玲薯为主，经济作物为油菜、蔬菜等。区内有天池河，为常年流水，水质清澈，可作为生产及生活用水。经农网改造后，区内现已引入10KV/0.38KV电源。 1.2 地质特征 1.2.1 地层 矿区地层从三迭系大冶组至下二迭系茅口组均有不同程度的出露及第四系，由新到老简述如下： 第四系残坡积层:为灰黄色粉质粘土夹碎石，结构松散，碎石成份主要为砂岩、灰岩，碎块呈棱角状，该层厚0-5m不等。 大冶群（T1）：上部为浅灰色薄层状夹厚层状细晶灰岩，中部为灰色中厚层状石灰岩，下部为浅灰色薄层板状灰岩夹薄层状黄黑色页岩，在灰岩中有清晰的水平层理，厚度300米。 上二迭大隆组（P24）：灰黑色薄层状燧石层夹钙质页岩及炭质页岩，含假提罗菊石。厚度2 ​~ 5米。 上二迭系长兴组（P23）：为浅灰色中厚层状含燧石灰岩，上部和下部为薄层灰岩与燧石互层，底部中厚层状灰岩与钙质页岩互层。厚度大于150米。 图1—2—1 地层综合柱状图 上二迭系龙潭煤组（P22）：上部为浅灰色页岩，含动物介壳，中部煤层厚0.1～2.5米，下部为灰黄色块状粘土岩及白色粉砂岩。厚度1～3米。 上二迭系孤峰组（P21）：上部为灰黑色钙质页岩、炭质页岩、泥灰岩，下部分黑色薄层条带状燧石灰岩夹页岩。厚度45米以上。 1.2.2 矿区构造 矿区大地构造单元属于杨子准地台，鄂湘黔台褶带，长阳鹤峰褶皱轴，区内构造骨架定型于侏罗纪末的燕山运动，以褶皱为主，断层不太发育。 矿区内地层总体上呈近东西走向，倾向北的单斜构造，倾角15°～50°井田范围内暂未发现较大的断裂构造，矿区内地质构造属简单类型。 1.3煤层及煤层底板岩性特征 1.3.1 煤层 矿区内含煤地层为有二迭系下统马鞍煤系和二迭系上统龙潭煤系。马鞍煤系上部多由石英砂岩夹炭质泥岩、含煤条带所组成，往上逐渐过渡为以煤层和炭质泥岩为主的泥岩沼泽相沉积，与上覆地层呈整合接触，本矿区马鞍煤系不发育。龙潭煤系地层由泥岩、钙质泥岩、炭质泥岩、粉砂岩及煤组成，本区煤层发育较好。其露头在+206m以上均出露于地表，露头线走向北东。出露地表部分煤层风化。平均风化深度为15～20m。 设计方案 关于薪酬设计方案通用技术作品设计方案停车场设计方案多媒体教室设计方案农贸市场设计方案 中，矿井拟开采二迭系上统龙潭煤系，煤厚0.3～0.6m，平均厚0.52 m 。煤层厚度变化不大，较稳定，结构简单，呈似层状产出。属结构较单一较稳定的煤层。 表1—3—1 龙潭煤系煤层特征 含煤地层 煤层编号 结构 可采性 视密度 顶底板岩性 二叠系上统 龙潭煤系 简单 局部可采 1.6t／m3 泥岩、灰岩 1.3.2 煤层顶底板岩性特征 该煤层的直接顶板为深灰色岩质泥岩和灰岩、底板为浅色、灰色泥岩，老顶顶板岩石抗压强度较大，易于支护，但在裂隙发育带、挤压破碎带和断裂带，岩石较破碎，应加强支护，底板泥岩属次坚硬岩石，物理性能不稳定，会发生底鼓现象。 1.3.3煤质及用途 矿区煤层类型为条带状半亮煤，块状宏观煤岩类型为以半亮型为主、暗淡​—玻璃光泽，具贝壳状或阶梯状断口。煤的变质程度为低灰低硫无烟煤。 原煤固定碳77%、灰分11.5%、挥发分9. 3%、全硫1%、水分1.4%,发热量23.0～26.34MJ/kg。根据国家 标准 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 GB5751-86《中国煤炭分类》标准分类，本矿区煤质牌号为低灰、低硫、中高～高热值无烟煤，可供民用和动力用煤。 表1—3—2煤的工业分析 含煤地层 煤层编号 水分（M）% 挥发性（V）% 硫分Std 固定碳Fc 发热量MJ／kg Qgrd 灰熔点STC 粘结指数G 胶质层厚度 煤种 灰分Ad 二叠系上统 龙潭煤系 1.4 9.3 <1 77.8 23.0-26.34 >1500 无烟煤 11.5 1.3.4 瓦斯煤层与自燃 该矿现开采二迭系龙潭组煤层，邻近矿井均开采龙潭煤层,一般瓦斯相对涌出量较低，为0.8m3/t。据宜昌天安公司二OO三年对生产井鉴定结果，本矿及邻近矿井均为低瓦斯矿井。 该煤层燃点高，不易氧化，在老窑采空、废弃巷道的残留煤柱以及煤场堆积的商品煤，均未发生煤的自燃发火现象。本矿区煤层暂按不易自燃发火型对待。 1.3.5 矿区水文地质特征 （1）含水层与隔水层 含水层：上二叠长兴灰岩段裂隙水含水层，由灰色硅质灰岩，灰～深灰色厚层状灰岩，灰～深灰色薄～中厚层状含生物碎屑泥质灰岩组成，常含燧石团块或条带，由于该层下伏地层为龙潭组含煤段隔水岩组及茅口组上段隔水层，所以地下水主要从本层灰岩中排泄。 大冶组中段灰岩裂隙溶洞水含水层，为灰色薄～中厚层状石灰岩，间夹泥质薄膜，在全区广泛出露，大量吸收大气降水。 大冶组上段灰岩裂隙溶洞水含水层，为浅灰～灰色中厚层状细晶灰岩，本层出露较广泛，岩溶发育。 隔水层：龙潭组含煤段隔水岩组：由灰色粉砂质泥岩、煤层、炭质泥岩、粘土岩，灰～灰绿色岩屑砂岩组成，厚1～3米，隔水性较好。 大冶组下段隔水层：为灰黄色粉砂质泥岩、钙质泥岩及页岩，局部夹浅灰色薄层状泥灰岩，地下水受该层阻隔作用而出露地下降泉，说明该层隔水性较好。 (2)地下水补给、迳流、排泄条件 区内水系不发育，地表水与地下水来源均靠大气降水，地表水排泄条件极佳，地下水迳流排泄条件较好，大部分雨水由地表沟谷汇入天池河注入清江。 地层总体上为向北～北西倾斜的单斜构造，地下水主要靠大气降水补给，据调查资料，地下水流向与岩层倾向一致，地下水迳流条件较好，雨后部分降水通过漏斗、岩溶裂隙、构造裂隙、风化裂隙渗入地下。 (3)矿区水文地质类型 天池河流经矿区，最高洪水位为+208m，地表水来源靠大气降水，雨天地表水向天池河汇集，并向北注入清江，地表水迳流条件尚佳。 (4)矿井涌水量 本矿区开采+200m标高以上煤层，位于当地侵蚀基准面以上，地下充水水源主要来自于大气降水，煤矿充水水源主要为顶板裂隙水，矿井涌水量一般为5m3/d，最大涌水量10m3／d 综上所述，水文地质条件属简单类型。 1.3.5 工程地质 本区分布有两类工程地质岩组，一是层状碳酸盐岩类；二是层状碎屑岩类；另一类为松散砂砾石岩土类，简述如下： 层状碳酸盐岩类：矿山分布的吴家坪组灰岩段（Pq1）属此类岩类，岩石呈刚性、坚硬，其组成悬崖的临空面，各类结构面发育，岩溶、溶蚀裂隙、裂隙发育，并可产生危岩体及崩塌体。此类岩覆盖于龙潭煤系地层之上。 松散砂砾石岩土类：此岩类分布于沟谷、斜坡或平坦地带的第四系，包括滑坡带的松散堆积物，厚度不大，可覆盖于各岩类之上 1.3.6 环境地质 本矿区原生地质环境较好，地形地质及水文地质情况简单，地质构造不发育，无有害元素、放射性等影响人身安全的因素。 由于该区开采范围较小，次生地质环境不明显。暂未发现明显的滑坡、危岩、崩塌等地质灾害现象，但矿山在开采过程中要对上述地质现象进行详细调查评价，以确保矿山安全。 1.3.7 其它开采技术条件 (1)生产井开采情况 矿井煤层开采采用走向壁式采煤方法，放炮落煤，掘进巷道及工作面采用木支护顶板，顶板好时为裸巷，破碎时则加密支护。采空区顶板管理采用充填法法，工作面采用木支护，支柱间距一般1~1.2m，顶板破碎地方采用矸石砌垛支护和适当留煤柱。 (2)煤层顶底板岩性特征和力学性质 该煤层的直接顶板为深灰色岩质泥岩和灰岩、底板为浅色、灰色泥岩，老顶顶板岩石抗压强度较大，易于支护，但在裂隙发育带、挤压破碎带，岩石较破碎，应加强支护，底板泥岩属次坚硬岩石，物理性能不稳定，会发生底鼓现象。 2 井田储量年产量及服务年限 2.1井田境界 井田境界以国土资源部门核定的矿区范围为法定境界依据，走向长度3千米，平均倾斜长度0.924千米矿区面积约2.772平方公里。开采标高+200～+800m。 该矿四界范围如下表 表2－2－1拐点坐标表 点号 序号 X Y 1 3361650 37459990 2 3361650 37459000 3 3363000 37459000 4 3363000 37460400 5 3363400 37462000 6 3362500 37462000 7 3362500 37460250 2.2 储量 2.2.1 矿井工业储量 表2—2—2矿井工业储量汇总表 2.2.2 矿井储量设计 矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失量后的储量。 井田范围内未发现断层，流经井田中央有一河流，河流未压井田内煤，井田范围内没有压煤集中民房，没有铁路等构筑物压煤，井田边界留设20m保护煤柱。 则井田边界损失量Zj=Sj×20×0.5×1.4 =8380×20×0.5×1.4 = 11.7320(万t) 设计储量 Zs=Zg-Zj=197.2-11.732=185.468(万t) 2.2.3 矿井设计可采储量Zc 矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱量后乘以采区采出率的储量。 工业场地布置在煤层露头外，未压煤。矿井东西两翼拟采用独立的开拓系统，均用平硐上山开拓，平硐及上山煤柱尺寸为：在巷道两侧留20m护巷煤柱。 表2—2—3 矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱量 合计万t 东翼大巷煤量t 东翼上山煤柱量t 西翼大巷煤柱量t 西翼上山煤柱量t 18.9 12972 59893 41022 12972 所以，矿井可采储量Zc=（Zs-Zb）×采区采出率=（185.468-18.9）×0.85=141.1（万t） 2.3 矿井设计生产能力及服务年限 2.3.1 矿井工作制度 矿井年工作日按330天计算，每日三班作业，每班8小时，工作面“两采一准”。 2.3.2 矿井年产量及服务年限 表2—2—4矿井设计生产能力主要有以下三种井型： 井型 设计生产能力（mt/a） 大型 1.2 1.5 1.8 2.4 3.0 4.0 5.0 6.0及以上 中型 0.45 0.60 0.90 小型 0.09 0.15 0.21 0.30 根据矿井实际情况，矿井设计年生产能力9万吨/a。 矿井服务年限 T 式中：T—矿井设计服务年限，a； ZK—矿井可采储量，万t A—矿井设计年产量，万t； K—储量备用系数，取1.3 所以矿井服务年限为12年。 3 井田开拓 3.1 概述 井田内为一单斜构造，呈半隐蔽式煤田。煤系地层被吴家坪组、大隆组、大冶组及第四系覆盖，厚度几十米到一千米，井田范围内沟谷切割深度大，地形最低处海拔标高+206m，最高处+1330.6m，相对高差+1124.6m而煤层赋存在+100~+900m标高，煤层露头出露地表，煤层倾角变化大，西翼从+200~+450较为平缓，25°~30°，+450~800m为45°左右；东翼普遍在40°以上，影响开拓方式的主要因素为当地地形及煤层赋存条件。 生产矿井情况：井田为平硐开拓方式。主平硐位于+212水平标高。承担运煤，进风，供电，排水，行人等任务；+318平硐为副井，承担进风，排水，行人，运料等任务；+390为风井平硐，作矿井总回风巷。 根据当地地形地貌特点，结合煤层赋存条件，生产矿井生产采区巷道布置合理，整个矿井用阶梯平硐开拓较适宜。 3.2 井田开拓 3.2.1影响开拓方式的因素 （1）井田内划分原则： 井田划分阶段时，阶段要有合理的斜长，以便于运输、通风、巷道维护等。上山采用输送机时，辅助提升一般采用一段单钩串车提升，绞车滚筒直径一般不大于1.6米。根据绞车缠绳量、阶段斜长一般不超过800m。对煤层赋存条件好、生产能力较大的采用滚筒直径2.0米绞车，有效提升距离可达900余米。根据以上分析，阶段垂高一般可按下列范围确定：缓斜、倾斜阶段垂高为150~200m，急斜煤层100~150m，倾角16°及以下煤层、瓦斯含量低、涌水量小时，应采用上、下山开采相结合的方式。 阶段内采区划分一般应考虑走向有无大的地质构造变化，如断层、无煤带、倾角变化较大等，若有可利用这些地质变化带作为采区边界。在没有地质条件限制时，应综合考虑技术经济的合理性，确定最优方案。一般采区走向长度可参照下列数值确定：综采工作面单翼布置时，走向长度一般不小于1000m，双翼布置时一般不小于2000m；高档普采的双翼采区，其走向长度一般为1000~1500；炮采工作面，双翼采区走向长度一般为800~1000m。对于顶底板松软巷道难以维护，地质构造复杂或自燃发火期短的煤层，以及装备水平低的小型矿井，采区走向长度适当缩短。具体划分时，应使矿井初期开采的采区，尽量布置在井筒附近，应优先考虑布置中央采区的可能性。采用胶带输送机斜井开拓时，初期中央采区上山可利用主副、斜井，以减少井巷工程量；采区一般宜双翼布置。当受地质构造限制，活在安全上有特殊要求时，也可布置单翼采区。综采工作面采区单翼布置有利于跨上山或跨石门连续开采，以减少工作面搬家次数。 采区内要有合理的区段数目，以保证采区正常生产和工作面接替。 开采水平的数目、位置，应根据煤层赋存条件、阶段的划分、生产技术水平和水平接替等因素综合考虑。 （2）井筒形式、数目及配置。应根据煤层赋存条件、地形、水文地质、冲积层组成和厚度、井型、设备供应、施工条件等因素来考虑。 （3）运输大巷和总回风巷的布置及与煤层间的联系方式 主要运输大巷一般应布置在煤组地板岩石中，岩石运输大巷应布置在坚硬、稳定、厚度较大的岩层中，如砂岩、石灰岩和砂质页岩等。当井田上部边界标高不一致是，总回风巷可安不同标高分段设置，但分段不宜过多。 3.2.2 方案的提出及技术经济分析 阶段划分 茶园坪煤矿开采+200~+800米标高的煤层，相对高差600米，+450米以下属于缓斜煤层，+450~800属于倾斜煤层。可划分3~4个阶段。 阶段划分可按如下方式： 三阶段三水平： 四阶段四水平： 第一阶段 +200~400 第一阶段+200~+350 第二阶段 +400~+650 第二阶段+350~+500 第三阶段 +600~+900 第三阶段 +500~+650 第四阶段 +650~+900 表3—2—1阶段主要技术参数表 阶段划分数目/个 阶段斜长/m 水平实际出煤量/万t 服务年限/a 区段 数目/个 区段 斜长/m 区段采出煤量/万t 水平 采区 3 450 316 279 85.83 33.14 21.64 9.5 3.7 2.4 2 2 2 4 4 4 113 79 69 21.5×4 8.3×4 5.4×4 4 339 296 208 204 62.77 33.04 14.38 15.82 6.9 3.7 1.6 1.8 2 2 2 2 3 3 3 3 113 97 69 68 20.9×3 11.0×3 4.8×3 5.3×3 根据阶段参数综合分析，四阶段四水平所多布置的巷道利用率不高，上山服务年限短，采用三阶段三水平更经济合理，所以决定用三阶段三水平。 （2）井口位置选择 方案一：开拓方式为平峒开拓方式。工业场地和主井布置在斜坡正下方的公路上边，地形标高+212m，地形平坦，工业广场沿天池河边布置，面积大，占良田面积小，进场公路为现有公路，离主干线公路约50m左右，矸石排场选择在工业广场的南侧，排矸距离为100m。 主井口标高为+212m，沿着141°的方位角直行掘进，掘进160米时离煤层15m，然后沿煤层掘进运输大巷。 方案二：将井口及工业场地选择在风响坪河边+220米标高，工业场地位于洼沟南侧沿天池河边布置，不占良田，排矸场布置在洼沟南侧沿天池河边+215～+220标高。工业场地较开阔，场内建筑物依现有的公路布置，分区较明确，布局较合理，进场公路需修矿山简易公路500米，距离主干线公路为+500米左右。 主井井口标高选择在+212米，从井口位置沿180的方位掘355m至设计的运输大巷位置然后沿煤层底板距煤层10~15米向前掘进运输巷，巷道断面5.86m2 ，坡度3%。承担进风、行人、运输任务。 井口工业场地位置方案优缺点比较： 方案一：进场简易公路短，维护费用低；过岩石巷工程量较小，建井工期较短；建井初期，工业场地土石方量小，主要为填方，可解决井巷掘进的排渣问题；井筒围岩较稳定；可利用部分社会公益设施，减少建设投资。但是工业场地上方地形坡度较方案一陡；工业场地较方案一小，平整厂地工程量大。 方案二：工业场地上方地形坡度较方案一陡；给水管路较短；但是；较方案一井巷掘进工程量大，建井投资大；地表堆积物厚，井筒围岩稳定程度稍低，支护难度大；地形条件较差，工业场地布置土石方量较方案一大，基建投资大，矿井生产营运费高。 经方案比较，方案一有利因素多于方案二，井口及工业广场选择方案一，结合阶段划分的分析，井口选择方案一的基础上，选择采用三水平开拓整个矿井。 风井位置选择：由于煤层上下高差达600米，采用的是阶梯平硐开拓，煤层露头均出露地表，为使井田开拓生产过程中通风及运料的方便，每一采区单独布置一回风井，以+400、+650、+900分别为一、二、三采区回风平巷标高。 3.3 井筒特征 3.3.1井筒断面尺寸 主井平硐主要用于运输，供电，行人，进风，排水压气等；风井平硐担任通风，行人，辅助运输等任务 。 矿井运输选用1t矿车，由牵引车牵引至地面储煤地点，主井筒一侧设人行道、敷设压风压水管、排水坑，供电电缆，另一侧敷设通讯、监控线路；风井敷设通讯、监控线路。风井井筒敷设通讯、监控线路。按照《煤矿安全规程》及《煤炭工业设计 规范 编程规范下载gsp规范下载钢格栅规范下载警徽规范下载建设厅规范下载 》的规定：主要运输大巷巷道净高度不得小于2.2米 ，其他巷道不得小于1.8米，其中人行道侧不得小于800mm，非人行道侧不得小于300mm, 主井及风井及运输大巷均采用半圆拱断面形式，墙高取1600mm，拱高取1000mm，巷道净高2600mm,主井巷道净断面5.86m2 ，风井取5.86m2。巷道取300mm壁后填充值，掘进断面为7.21m2。 EMBED Equation.DSMT4 图3—3—1 主运输大巷巷道断面 图3—3—1 风井井筒断面 风速校核最大风速不得超过《 安全规程》第101条的规定。 V=Q/MS≤Vmax =30.6/5.86=5.22 式中V—通过井筒的风速，m/s; Q—通过井筒风量，m3/s; S—井筒的净断面，m2 ； M—井筒的有效断面系数， V—《安全规程》规定的最大允许风速，主要进回风巷8m/s。 风速符合规程要求。 3.3.2 井壁支护材料及井筒厚度 本矿采用平硐开拓，大巷布置在煤层中，主要为混凝土支护，遇破碎带用料石加强支护。 表3—3—1井筒特征表 井筒名称、类别 主平峒 风井 井口座标 X1=3362570 X2=3362412 X3=3362176 X4=3362070 Y1=37460508 Y2=37459927 Y3=37459500 Y4=37459349 Z1=+212 Z3=400 Z3=600 Z4=800 方位角 130° 141° 137° 154° 井筒子度 3-5‰ 7% 7% 7% 井筒坡度 175m 174m 200m 143m 断面 5.86m2 5.86m2 5.86m2 5.86m2 支护形式 混凝土 混凝土 混凝土 混凝土 井筒装备 18kg/m 5kg/m 15kg/m 15kg/m 3.4 井底车场及硐室 3.4.1 井底车场形式 井底车场是井田开拓的重要内容之一 ，是运输环节的关键，由于本井田采用平硐开拓，上山开采，煤层倾角在25°以上，煤经过铺设溜槽的溜煤上山可自行从采区溜向井底煤仓，煤仓的煤然后经运输大巷由机车运到井口工业广场，运输排水等环节相对简单，井底车场布置也较简单 ，在运输大巷与采区上山交叉处布置井底车场，车场形式为环形卧式车场。车场内设置专用躲避硐室。 3.4.2 线路总平面布置设计 车场存车线长度：采用矿车长度以1.5m计，空车存车线长度50m，重车存车线长度80m 3.4.3 能力计算 矿井采用机车运输，空车时机车位于列车后，重车时位于列车前，由于运距在50~80m之间，列车速度取1.5m/s，机车单独运行距离180m,机车速度取2.5m，机车摘挂钩、转换运行方向、通过道岔时间取10s。 井底车场年通过能力应按下式计算： 式中 井底车场通过能力大于矿井设计生产能力的38%，满足设计的要求。 3.4.4 确定井底车场主要巷道断面及硐室位置 井底车场巷道采用三心拱断面，净断面积5.862,围岩稳定时裸体支护，破碎时喷射混凝土支护。 3.4.5井底车场总平面布置图 图3—4—1井底车场平面布置图 3.5 开采顺序及采区、采煤工作面的配置 3.5.1 开采顺序 采区划分及开采顺序本着先易后难，先浅后深，先近后远，以投资少见效快为原则进行采区划分。 井田东翼划分三个阶段，井筒在第一阶段下部即第一水平标高，每个阶段设计一个采区，采用阶段上行式开采。 每个阶段设计四个区段，在每个采区形成通风后，实行区段下行式开采 故确定先开采+200～+400水平。 3.5.2 保证年产量的同采采区数和工作面数 （1）保证年产量的同采采区数和工作面数 茶园坪煤矿地质条件相对简单，走向变化不大，没有发现大断层等复杂的地质构造，煤层厚度0.52m，倾角变化从25°~52°不等，矿井设计生产能力为9万t/年，采煤工作面长度80m,爆破落煤，同时生产一个采区，一个采区布置两个工作面。 矿井达到设计产量时采煤工作面个数 工作面总路线长： 式中： 同采工作面个数 式中 (3) 采煤工作面配置 根据本矿煤层赋存的实际条件，结合所采用的采煤方法，以符合合理的开采顺序，保证安全生产，提高工作面单产为原则，在一个采区内的一个区段内布置两个工作面双翼开采。 （4）矿井产量的验算 投产初期矿井年产量验算： 3.6 井巷工程量和建井工期 表3—6—1矿井投产前应完成的井巷工程量表 序号 巷道及硐室名称 断面形状 支护材料 巷道断面（m2） 巷道长度（m） 掘进工程量（ m 3） 净 掘 1 主平硐及运输大巷 半圆拱 混凝土 5.86 8.93 990 8840 2 回风巷道 半圆拱 混凝土 5.86 8.93 245 2187 2 井底车场 半圆拱 混凝土 5.86 8.93 151 1348 3 准备巷道 半圆拱 U型钢 5.32 7.21 850 6128 4 区段巷道 梯形 松木 3.79 5.76 2341 13484 5 开切眼 矩形 松木 2 2 216 432 6 区段车场 半圆拱 混凝土 5.32 7.21 117 843 合计 4910 33262 表3—6—2 平巷掘进速度表 掘进机械化程度 巷道煤岩类别 月进度（m） 综合机械化掘进机组 煤 500 煤半煤岩 350 钻爆法 煤 300 半煤岩 200 液压钻车作业线 岩 200 风动凿岩机 岩 120 连续采煤机 煤 1500 4 采煤方法 4.1 采煤方法的选择 本矿位于在中低山地区，煤层赋存较稳定，平均厚度0.52m，属极薄煤层。 根据企业现有生产管理水平，采用走向长壁式采煤方法，放炮落煤。采空区实行全部垮落法管理顶板。 工作面平均长度为80m。工作面运输采用搪瓷溜槽运输，坑木支护，坑木直径不得小于16cm，支柱间距一般为1×1m，对于顶板破碎的地带采用木垛支护，工作面顶板管理采用部分充填法，即采用工作面底板渣石充填采空区，最大控顶距5 m，最小控顶距3 m。 采煤工作面用MSZ-12煤电钻打眼，采用3×4+1×4橡套电缆线并用防爆接线盒连接，爆破采用煤矿许用硝铵炸药，瞬发电雷管起爆，放炮器放炮。井下照明用矿用防爆矿灯，严禁明火明电放炮、照明。 工作面采用后退式回采，自采区边界向上山方向推进。年推进度450 m，工作面回采率97%，二班出煤，一班准备。 1、工作面生产能力 A＝L·L1·M·γ·C ＝668×80×0.52×1.6×0.97 ＝43128 式中：A—工作面产量t； L—年推进进度668m； L1—工作面平均长度80m； M—可采厚度,M=0.52m； γ—容重，取1.6t/m3； C—工作面回采率，取97%。 2、掘进带煤：100t。 坑木消耗150m3/万吨，炸药消耗1.54kg/t，雷管消耗量2.0发/t。 4.2 采区巷道布置及生产系统 采区巷道是将采煤工作面与矿井主要开拓巷道联系起来的巷道，从而构成运输、通风、动力供应、材料供应等系统，保证工作面连续不断的生产。 4.2.1 采区走向长度的确定 东翼第一采区位于井田的最下部，与主井平硐最近，第一采区划分在+200~+400水平，此采区北部与西部紧连井田边界，东部沿煤层露头，南部+400m煤层标高为第一、第二采区分界线，此采区为首采采区，采区走向长度平均1400m。该采区煤层赋存稳定，倾向总体由南向北，走向东西，倾角25°，平均厚度0.52m；采区工业储量为51万t。采区生产能力9万t/a。 4.2.2 确定区段斜长及区段数目 采区采用走向长壁采煤法，单一煤层一次采全高，由于煤层厚度为0.52m，根据相邻矿井相似煤层采煤工作面的布置方法，区段斜长106m，第一采区斜长426m,，此采区可划分4个区段。 表4—2—1 采煤工作面长度参数表 采煤工艺类型 工作面长度（m） 综合机械化采煤 不宜小于160 普通机械化采煤 薄煤层不小于120，中厚煤层不小于140 炮采工艺 100~140 4.2.3 煤柱尺寸 为了保护采区内各种煤层巷道处于良好的状态，目前比较常用的是留设一定尺寸的煤柱。煤柱尺寸留设原则根据经验确定。 本矿留设的参数：水平大巷—20 主要回风巷—20 采区上山—20 区段平巷—10 采区边界—8 表4—2—2 采区煤层巷道护巷煤柱尺寸 巷道类别 薄及中厚煤层 厚煤层巷道 备注 水平大巷 20~30 25~50 主要回风巷 20左右 20~30 采区上（下）山 20左右 30~40 区段平巷 8~20 15~20 采区边界 5~10 5~10 较大断层 10~50 10~50 视断层落差而定 4.2.4 采区上山的布置 本矿属低瓦斯矿，涌水量少，煤尘不具有爆炸性，采区生产能力为9万t/a，储量51万t，服务年限5.6年。在采区的中部沿倾向方向布置两条平行的上山，轨道上山和溜煤上山，轨道上山用于进风，行人，运料；溜煤上山用于熘煤，回风，还可作第二人行通道；上山沿着煤层布置，两上山在同一平面，水平相距30m。 图4—2—1 采区上山与煤层相对位置图 4.2.5 区段平巷的布置 矿井为单一薄煤层，区段平巷沿煤层走向布置在煤层中，沿煤层卧底掘进。区段运输平巷用于工作面的进风，煤的运输，行人；区段回风平巷担负回风，材料运输，兼作行人任务。区段平巷内均铺设15kg/m轨道。 图4—2—1 区段平巷与煤层相对位置图 4.2.6 联络巷道的布置 采区联络巷道有区段集中巷与区段平巷之间的联络及采区上山与区段平巷之间的联络巷道。 本矿开采单一煤层，上山与区段平巷均布置在煤层中，轨道上山与区段运输巷用车场联系，运输上山与区段运输巷用溜煤眼联系，回风上山与区段回风平巷用联络斜巷联系。 4.2.7 采区车场形式选择 采区上部车场常用平车场和甩车场，顺向和逆向两种形式。上部车场的选择主要根据绞车房的布置和维护条件，在阶段回风巷以上为采空区或松软风化带时，往往采用平车场。在联合布置采区、回风石门较长时，为便于回风石门联系，也多用平车场。顺向和逆向车场的选择，主要根据绞车房、上山和回风巷的相对位置关系决定。顺向平车场的变坡点同绞车房的距离比较短，如果绞车房位置受限制，为了便于同总回风巷相联系时，可用顺向平车场。联合布置采区，有采区回风石门同阶段回风巷相联系时，可以采用逆向平车场。 此采区绞车房布设在+400m标高水平，与一采区区段回风平巷在同一标高水平，所以采区上部宜采用平车场；考虑到中部和下部矿车进入车场绕道的便利，中部和下部均采用甩车场。 图4—2—3 采区车场形式图 4.2.8 采区硐室 采区硐室包括采区煤仓，采区绞车房和采区变电所，采区煤仓的容量、形式和主要参数，以及支护方式，绞车房的位置、主要尺寸和支护方式，这些参数设置的合理与否，直接关系到采区的运输和供电系统。 采区设计日生产能力为273t,煤仓形式采用垂直式圆形断面，断面直径为2m，煤仓高度10m,砌碹支护，壁厚300mm，煤仓容量50t. 采区绞车房布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应避开较大的地质构造、含水层，并不受开采影响。 变电所应设在围岩稳定、地压小，通风良好、无淋水的地点，同时应设在采区用电负荷的中心，并靠近有轨道运输的巷道，范围较小的采区，可设在两条上山的中间大采区可设两个变电所，生产能力大的联合布置采区也可在每个区段都设置变电所。用混凝土支护。 4.2.9 采区千吨掘进率、采区掘进出煤率 根据所设计的采区巷道布置，煤岩巷道总长度统计如下： 表4—2—1 采区掘进巷道统计表 序号 巷道名称 支护方式 围岩形式 巷道断面（m2） 巷道长度（m） 同类巷道长度（m） 净 掘 1 溜煤上山 U型钢 半煤岩巷 5.32 7.21 425 425 2 轨道上山 U型钢 半煤岩巷 5.32 7.21 425 425 3 区段平巷 无或松木 半煤岩巷 3.79 5.76 1320 6600 4 采区车场 混凝土 半煤岩巷 5.32 7.21 124 496 5 开切眼 松木 煤巷 2 4 108 864 合计 8810 表4—2—2 采区煤巷统计表 序号 巷道名称 巷道断面m2 每米出煤量（t/m） 巷道全长（m） 掘进出煤量（t） 采区总出煤量（万t） 采区掘进出煤率% 采区千吨掘进率m/kt 1 采区上山 7.21 2.9 850 2465 51 41.5 17.27 2 区段巷道 5.76 2.4 6600 15840 3 开切眼 2 3.3 864 2851.2 合计 8314 21156 采区总出煤量=∑(工作面出煤量+掘进出煤量)（t） 4.2.10 采区巷道的掘进方法、设备数量及掘进工作面数目 根据采区生产能力、采区巷道布置、煤层赋存及矿井生产的经验，巷道采用炮掘的方法掘进。 当某一采煤工作面将要采完时，须把一个接替工作面准备好，以确保采煤工作面的正常生产，故需配置足够的巷道掘进队，并安排好掘进工作面的接替。 采掘面的比例关系（头、面比）计算方法如下： 式中： N—掘进工作面、采煤工作面头面比； t1—机械设备安装时间，综采一个月，机采、炮采半个月； t2—工作面备用时间，按半月计； th—采煤工作面所需时间，月 式中； Lg—区段内采煤工作面沿走向全长，1320m；Vh—采煤工作面月进度，135m/月； tj—掘进工作面所需时间，月； 式中： In—接替工作面的巷道长度，1320m；Vj—巷道的掘进速度，m/月，200。 根据上述分析，结合矿井生产的实际经验，头、面比取1。 4.2.11 采区生产系统 （1）运输系统： 工作面回采的原煤→+350区段运输平巷→区段运输巷→车场→溜煤眼→溜煤上山→采区煤仓→井底车场→运输大巷→井口工业场地储煤场。 材料：井口→运输大巷→井底车场→轨道上山→采区上部车场→区段回风平巷→工作面。 （2）通风系统： 新鲜风流由主平峒→轨道上山→区段甩车场→区段运输平巷→工作面。 工作面乏风→区段回风顺槽→回风上山→进入回风平巷→风井。掘进工作面由5.5Kw局扇送风。 （3）排矸：掘进工作面的矸石→区段运输巷→区段甩车场→轨道上山→运输平巷→井口→地面矸石堆场。 （4）供电：井下动力电缆由主井平峒至井底车场再送至各用电点。 （5）排水：矿井水沿巷道水沟流出地面，不选择其它排水设备。水沟尺寸为上宽0.4m，下宽0.3m深0.4m。 4.3 采煤工艺设计 在确定采煤方法及采煤工艺的基础上，对首采区首先投产工作面采煤工艺设计，采煤工艺设计包括机械设备选型、确定作业方式、确定支护和采空区处理方法、编制循环作业图表及工作面技术经济指标表。 根据茶园坪煤矿煤层赋存特征，及经济的投资能力，本矿适宜选用炮采采煤工艺。爆破采煤工艺过程包括打眼、放炮落煤和装煤、人工装煤、搪瓷溜槽运煤、人工支护和回柱放顶等主要工序。 4.3.1 爆破落煤 爆破落煤，由打眼、装药、填炮泥、联炮线及放炮等工艺组成。要求保证规定进度，工作面平直，不留顶煤和底煤，不破坏顶板，不崩倒支柱，昼降低炸药和雷管消耗。 茶园坪煤矿煤厚0.52m，属极薄煤层，根据炮眼布置的形式，选择单排眼；炮眼角度与煤壁水平夹角为60°；炮眼深度根据每次的进度而定，并与单体支架顶梁相适应，每个炮眼装药400g。爆破采用串联法联线，一般将搪瓷槽移近煤壁。为防止因爆破振动而破坏顶板，炮眼自下而上分三次起爆，每次起爆20个炮眼，以利于顶板管理。 图4—3—1 工作面炮眼布置示意图 4.3.2 装煤与运煤 一采区煤层倾角25°，沿工作面铺设搪瓷溜槽运煤，爆破落下的煤大部分经溜槽向下运输，爆破后没有落入溜槽的煤由人工装入溜槽溜下。 4.3.3 工作面支护和采空区处理 （1）炮采工作面支护 工作面采用单体液压支柱加铰结顶梁支护，沿工作面铺设溜槽，正悬壁齐梁形式，柱距1.2m，最大控顶距4.8m，最小控顶距3.6m。 图4—3—2采煤工作面支护图 （2）采空区处理 采空区采用全部垮落法处理，超过一定距离不能及时自动垮落的人工强行放顶。 4.3.3 工作面循环作业方式及循环作业图表 工作面循环作业方式采用两班出煤一班准备的方式，即 “三八制”即第一、二班采煤，第三班准备，每班八小时，依次循环。 工作面循环作业图如下： 5 矿井通风与安全技术措施 5.1 矿井通风系统的选择 矿井通风是井下一切工作的先决条件，良好的通风系统能造就一个舒适的工作环境，是保证安全生产的基础。矿井通风系统要符合下列要求： （1）每一生产矿井，矿井必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口。各个出口之间的距离不得小于30m。 （2）进风井口，必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方。 （3）箕斗提升或装有皮带运输机的井筒时，必须遵守下列规定： 箕斗提升或装有皮带运输机的井筒，井上下装、卸装置和井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风率不超过15%，并有可靠的降尘措施，装有皮带运输机的井筒兼作回风井时，井筒中的风速不超过6m/s,且必须装设甲烷断电仪。 箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒或装有皮带运输机的井筒时，箕斗提升井筒中的风速不超过6m/s, 装有皮带运输机的井筒中的风速不超过4m/s,并有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。 （4）所有矿井都必须采用机械通风，主要扇风机必须安装在地面。同一井口不宜选用几台主扇并联运转。 （5）每一个矿井必须有完整的独立的通风系统，不能把两个可以独立通风的矿井合并一个通风系统。 （6）采煤工作面、掘进工作面都应采用独立通风。采煤工作面和其相连的掘进工作面，在布置独立通风有困难时，可采用串联通风，但必须符合《煤矿安全规程》第114条的有关规定。 5.1.1选择矿井主扇的工作方法 抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当主扇一旦因故停止，井下的风流压力提高，有可能使采空瓦斯涌出量减少，比较安全；压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。所以选用抽出式主扇。 5.1.2 选择矿井通风方式 矿井选用分区式通风；矿区煤层均出露地表，在倾向方向上高差变化大，无法开掘浅部的总回风巷，在此条件下开掘第一水平时，只能用这种小风井分区通风的布置方式。 5.2 风量计算及风量分配 风量计算应按矿井实际情况，分别计算设计矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室等所需风量，得出全矿井所需风量。 5.2.1 采煤工作面实际需风量 采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。 （1）按瓦斯涌出量计算 Qwj=100×Qgwi×Kgwi=100×0.6×1.6=96m3/min 式中 Qwj—第i个采煤工作面需要风量，m3/min；Qgwi—第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；Kgwi—第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面取Kgwi=1.2～1.6；炮采工作面取Kgwi=1.4～2.0；水采工作面取Kgwi=2.0～3.0。 （2）按工作面进风流温度计算 采煤工作面应有良好的气候条件。其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表5-1的要求。 表5—2—1 采煤工作面气温度与风速对应表 采煤工作面进风流气温/℃ 采煤工作面风速/m·s-1 ﹤15 0.3～0.5 15～18 0.5～0.8 18～20 0.8～1.0 20～23 1.0～1.5 23～26 1.5～1.8 采煤工作面的需风量计算 Qwj=60×Uwi×Swi×Kwi =60×0.6×4.8×1=172.8 m3/min 式中 Uwi—第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从5-1中选取，m/s； Swi—第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，m2； Kwi—第i个工作面的长度系数，可按表5-2选取。 表5—2—2 采煤工作面长度风量系数表 采煤工作面长度/m 工作面长度风量系数kwi ＜15 0.8 50～80 0.9 80～120 1 120～150 1.1 150～180 1.2 ＞180 1.30～1.40 （3）按使用炸药量计算 Qwi=25×Awi = 25×16=400 m3/min 式中：25—每使用1kg炸药的供风量，m3/min；Awi—第i个采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg。 （4）按工作人员数量计算 Qwi=4×Nwi=4×20=80 m3/min 式中 ：4—每个每分钟应供给的最低风量，m3/min；Nwi—第i个采煤工作面同时工作的最多人数，个。 （5）按风速进行验算 按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量： Qwi≥60×0.25×Swi=72 m3/min 按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量： Qwi≤60×4×Swi=1152 m3/min 经验算满足要求。注意当采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。备用工作面亦按上述要求，并满足瓦斯、二氧化碳、风流温度和风速等规定计算需风量，且不得低于其回采时需风量的50﹪。 5.2.2掘进工作面所需风量 煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。 （1）按瓦斯涌出量计算 Qhj=100×Qghi×Kghi =100×0.6×1.5=90 m3/min 式中 Qhj—第i个掘进工作面需要风量，m3/min ；Qghi— 第i个掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min； Kghi—第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般可取1.5～2.0。 （2）按使用炸药量计算 Qhi=25×Awi = 25×8=200 m3/min 式中25—每使用1kg炸药的供风量，m3/min Awi—第i个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，一个掘进工作面按二十个炮眼，每个炮眼使用400g炸药。 （3）按局部通风机吸风量 Qhi=∑Qhfi×Khfi＝150×1.2＝180 m3/min 式中∑Qhfi—第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量和的。各种通风机和额定风量按表5-3选取。 表5—2—3各种局部通风机的额定风量 风机型号 额定风量/m3·min-1 JBT-51(5.5kw) 150 JBT-52(11kw) 200 JBT-61(14kw) 250 JBT-62(28kw) 300 Khfi—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。进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。 （4）按工作人员数量计算 Qhi=4×Nwi =4×4=16 m3/min 式中4—每个每分钟应供给的最低风量，m3/min； Nwi—第i个掘进工作面同时工作的最多人数，个。 （5）按风速进行验算 按最小风速验算，各个岩巷掘进工作面最小风量： Qhi≥60×0.15 ×Shi=43.2 m3/min 各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最小风量： Qhi≥60×0.25 ×Shi=73.2 m3/min 按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量： Qhi≤60×2 ×Shi=576 m3/min 式中Shi——第i个掘进工作面巷道的净断面积，m2。 5.2.3 硐室实际需风量 全各个独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算： ∑Q硐=Q火+Q充+Q机+Q采硐+Q其它 式中： Q火—为火药库实际需要风量，按每小时4次换气量计算得，Q火=0.07V。 V—包括联络巷在内的火药库空间总体积（m3）或按经验值给定风量，大型火药库供风100～150m3/min，中小型火药库供风60～100m3/min，矿井生产能力不大，取60m3/min； Q充—充电硐室实际需要风量，应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不得小于100m3/min，按经验值规定100～200m3/min，井下不设充电硐室。 Q机—大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算，井下不设大型机电硐室。 Q采硐—采区绞车房或变电硐室实际需要风量，按经验供给60～80 m3/min，取70 m3/min Q其它—其它峒室所需风量，根据具体情况供风，取200m3/min； 代入数据： ∑Q硐=Q火+Q充+ Q充+Q机+Q采硐+Q其它 =60+0+0+70+200 =330m3/min 5.2.4 矿井总需风量 矿井总风量按下式计算 Qkj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj)Kkj =（2×400+2×200+0+330）×1.2 =1836 m3/min≈30.6m3/s 式中：Qkj—矿井总进风量，m3/min； ∑Qcj—采煤工作面实际需风量总和，m3/min； ∑Qjj—掘进工作面实际需风量总和，m3/min； ∑Qdj—独立通风的硐室实际需风量总和，m3/min； ∑Qgj—矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需风量总和，m3/min； Kkj —矿井通风系数，（包括内部漏风和配风不均匀等因素）宜取1.15~1.25。 5.2.5 风量分配 采煤工作面Qc=8m3/s×2=16 m3/s； 掘进工作面Qj=4 m3/s×2=8 m3/s； 其它井巷需风量Qq=6.6 m3/s。 5.3矿通风阻力计算 在扇风机整个服务期限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加。为了扇风机于整个服务期限内均能在理的效率范围内运转，在选择扇风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于扇风机期限内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压的作用。 5.3.1 计算原则 （1）在进行通风阻力计算时，只选择其中一条阻力最大的风路进行计算，但必须是选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。在两个通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流路线最长、风量最大的一条线路作为阻力最大的风路。在选定的路线上（分容易时期和困难时期），从进风口到回风口逐段编号，对各段巷道进行阻力计算，然后累加起来得出这两个时期的各井巷通风总阻力（h阻易，h阻难） （2）通过主扇风量必须大于通过出风井口风量Q矿，为了计算矿井的阻力，先算出Q扇：对于抽出式： Q扇=（1.05~1.10）Q矿（m3/min） =1.10×1836 =2019=33.65m3/s 式中，1.05~1.10为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1.05，有提升任务时取1.10。（3）为了经济、合理、安全地使用主扇，应控制h阻难不太大，对大型矿井不超过4400pa有自燃倾向的矿井不超过3400Pa。 表5—3—1风速限定值 井巷名称 最低允许风速 最高允许风速 无提升设备的风井和井筒 15 专为升降物料的井筒 12 风桥 10 升降人员和物料的井筒 8 主要进回风巷道 8 架线电机车巷道 1.0 8 运输机巷道、采区进回风巷道 0.25 6 采煤工作面，掘进中的煤巷和半煤岩巷 0.25 4 掘进中的岩巷 0.15 4 其它人行巷道 0.15 5.3.2 计算方法 沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各区段井巷的摩擦阻力： H摩=α·L·U·Q2/S3 式中： L、U、S—分别为各井巷的长度、周长、净断面积（m,m,m2）; α—摩擦阻力系数； Q—各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面所计算的各井巷硐室所需的实际风量值再乘以K矿（即考虑井巷的内部漏风和配风不均匀等因素）后所求得风量值，m3/s。 将以上计算结果填入表，其总和为总摩擦阻力∑h摩，即： ∑h摩=h1-2+h2_3+……hn_(n+1)(pa) 式中：h1-2，h2_3，……为各段井巷之摩擦阻力，pa。 井巷通风摩擦阻力详细计算见通风阻力计算表。 因此，全矿总阻力为： （1）通风容易时期的总阻力h阻易为: h阻易=1.2∑h摩易（Pa）=1.2×398.53 =478.236 (2) 通风困难时期的总风阻h阻难为： h阻难=1.15∑h摩难（Pa）=1.15×800.24 =920.276 式中：1.2，1.15—考虑到风 EMBED Excel.Sheet.8 图5—3—1 通风容易时期通风路线示意图 图 5—3—2通风容易时期通风网络图 5.3.3 计算矿井总风阻力及总等积孔 所以，R矿易=h阻易/Q2扇（N·m2/s8）=478.236/1132.3 =0.422 R矿难=h阻难/Q2扇（N·m2/s8）=920.276/1132.3 =0.813 式中：R矿易、R矿难—容易时期和困难时期的全矿总风阻，N·m2/s8。 式中：A矿易、A矿难—容易时期和困难时期全矿通风等积孔，m2。所以矿井通风难易程度为中等。 5.4 扇风机选型 5.4.1 选择主扇 通常用扇风机的个体特性曲线来选择主扇。要保证主扇在容易时期的工作效率不致太低，又能保证主扇在困难时期风压够用且有足够的风量，同时还要考虑自然风压的影响。 （1）确定主扇的风压 对抽出式通风，分别求出两个的扇风机风压： 容易时期：h扇静易＝h阻易－h自助（Pa）＝478.236 h扇静难=h阻难+h自反（Pa）=920.276+404.54 =1324.82 式中：h自助、h自反—通风容易、困难时期帮助主扇风压工作的矿井自然风压，Pa。 后期矿井主、风井井筒高差较大，需考虑自然风压的影响。 （2）选择主扇 因为Q扇=30.6m3/s、h扇难=1324Pa、h扇易=478 Pa。 观察BD系列通风机特性曲线， BDNo18号能满足要求，在其风量坐标Q=30.6 m3/s点，做Q轴垂线，在风压坐标Ht=478 Pa和1324Pa点做Q轴平行线，三条线分别交于M1和M2两点，由两个工况点均在合理工作范围内，故选择BDNo.18风机。 图5—3—1 通风机特性曲线及工况点 5.4.2 选择电动机 根据通风容易和通风困难两个主扇的输入功率，计算电动机的输出功率N电出。当选择异步电动机时，可用下列两种方法计算。 （1）通风机输入功率按通风容易及困难时期，分别计算通风机所需输入功率Nmin,Nmax。 式中：Nmin 、Nmax—矿井通风容易时期和通风困难时期通风机的输入功率，kW；s—通风机的效率。 （2）电动机的台数及种类 当Nmin≥0.6Nmax时，可选用一台电动机，电动机功率为：Ne=Nmax·ke／(ηeηtr) 当Nmin＜0.6Nmax时，选两台电动机， 式中: Nmax—风机实际最大工作风压Pa； Ke —电动机容易备用系数，取1.1～1.2 ηe—电动机效率，取0.9～0.94；ηtr—传动效率，电动机与通风机直联时取1，皮带取0.95 由于Nmin≥ Nmax需选两台不同的电动机 容易时期Nemin= Nmin·Ke/(ηe·ηtr) =24.38×1.12/(0.92×1) = 29.68kW· 困难时期 因此: 矿井容易时期可选30kW电动机；矿井困难时期可选55 kW电动机。 5.5 矿井安全技术措施 企业必须坚持“安全第一，预防为主”的方针，树立“生产必须安全、安全促进生产”的辩证统一思想，严格执行《矿产资源法》、《煤炭法》、《煤矿安全规程》，制定施工、采掘作业规程，并贯彻到职工中去。加强职工安全思想教育和技术培训，全矿每年不少于两次安全培训，特殊工种持证上岗，配备专职安全员，加强安全设施、装备的投入，建立健全各项安全生产规章制度和奖惩措施。明确体现矿长为第一安全责任人制度。加强职工劳动保护，严禁违章作业、违章指挥、冒险蛮干的行为，结合矿山实际，重点防止通风、瓦斯、爆破、突水、运输、触电、顶板等伤亡事故的发生。 5.5.1预防瓦斯爆炸的措施 （1）防止瓦斯积聚的措施 ①加强通风，防止瓦斯的聚积。各井必须形成全负压通风，主扇必须保持常运转，建立主扇运行记录，工作面风路畅通无阻，严禁自然通风，进行定期测风，工作面风量不足应查找原因，采取措施处理。 ②经常检查井下通风、瓦斯情况，实行“一炮三检”制，建立瓦斯检测制度，配备专职瓦斯人员。通风不良、瓦斯超限，必须按《规程》采取措施。 ③盲巷、采空区要及时封闭严实。 ④巷道贯通和石门揭穿煤层必须制定专门的安全措施，经批准后方能施工。 ⑤及时处理局部积聚的瓦斯。加强局扇通风管理，严禁扩散通风，局扇安设必须符合要求。 ⑥矿井每年要进行一次瓦斯等级签定工作，报上级备案。 ⑦工作面遇瓦斯事故，工作人员必须逆风流走出地面。 （2）防止瓦斯引燃的措施 引燃瓦斯的火源有三类：明火、放炮及电火。为防止井下瓦斯引燃，应采取下列措施： ①禁止在井下及井口附近20m以内使用明火和吸烟，禁止将易燃物品带入井下。严格执行井口搜身制度，严禁带烟火等入井。 ②瓦斯矿井要用安全照明灯，禁止在井下拆卸矿灯。 ③必须使用煤矿许用安全炸药。不合格或变质的炸药不许使用，爆破落煤时，其装药量、雷管、炮泥及放炮地点附近的瓦斯含量都必须遵守《规程》的要求。 ④机械和电气设备以及供电网路必须符合《规程》的要求。所有安装电动机和开关的地点附近20米的巷道内，都要经过检查，瓦斯浓度证明无危险后，才允许开动机器。 ⑤必须加强掘进工作面的局扇管理，局扇和掘进工作面中的电气设备必须装有延时的风电闭锁装置。 5.5.2预防井下水突出的措施 （1）井下采掘工作面发生透水前有如下预兆，如煤壁发暗、发潮、煤壁挂汗、巷道空气变冷、顶板来压、顶板淋水加大、底鼓，出现压力水线，有水声，硫化氢气味增加等征兆。应停止作业，撤离人员，采取控水措施。 (2）当掘进或采煤工作面接近含水层、井巷、断层、溶洞、老岩积水等地点，都必须按《规程》规定实行超前探水。 (3)切实注意探水和放水的安全措施，注意做好人员撤出路线的确定，应有专人负责检查瓦斯和通风，防止硫化氢、二氧化碳和瓦斯等有害气体的危害。 (4)保持排水设施的完好和正常运行。水沟尺寸达到设计标准。 (5)矿山必须配备探水钻机。超前钻孔距离不少于15m，钻孔不少于3个。施工巷道在接近老采空时应编制专门的施工防水措施 (6)工作面若发生透水事故，如果水量、水压不大时应加固工作面，设法堵住出水点，防止事故扩大，如情况危急，应迅速撤出人员，并设法通知其它地点作业人员撤离。 (7)严禁开采安全煤柱。 (8)采空区保安煤柱附近巷道施工，加强测量工作，确定准确位置，探水工作做到有疑必探，先探后掘。 (9)查明水源和通道：根据矿井前期调查所做工作以及矿方提供的实测图纸，对不明原因的水量突然增大情况应及时查明原因，消除隐患。 (10)定期测量矿井涌水量，做好记录。 5.5.3顶板事故的预防 (1)坚持敲邦问顶：采掘工作面开工前，工作人员应对顶板认真检查，发现有断梁折柱、顶板开裂等情况应先进行支护。 (2)严格支护质量，保证厢距、坑木直径等符合要求。 (3)遇地质变化带应加密支护，留小煤柱或砌矸石垛。 (4)及时回柱放顶，严禁空顶作业，严格控制控顶距。 (5)禁止使用腐烂变质的杭木。 5.5.4火灾事故的预防 (1)严格执行原煤炭部制定的《矿井防灭火规范》，建立矿井防灭火制度；地面各建筑物必须设置灭火器。 (2)严禁携带火种及易燃物品下井；井下必须配有沙袋和灭火设备。 (3)井下严禁明火、明电放炮、取暖。 (4)即时清理浮煤浮尘。 5.5.5其它事故的预防 (1)放炮：放炮前应撤出所有工作人员至安全地点，在所有通道设置警戒。巷道贯通在相距20m前，要停止一端作业，并撤出人员。 (2)加强爆炸物品的管理，火药库必须经当地公安部门验收合格，且专人管理，火药不得转借、私卖。 (3)提升运输：轨道上山提升运输执行“一坡三挡”，严禁超载，做到行人不行车，行车不行人，轨道上山中设置明显的声、光信号和红绿灯。轨道上山行人一侧必须设躲避洞，其间距离不得超过40m，躲避洞宽度不小于1.2m，深度不得小于0.7m高度不小于1.8m，躲避洞内严禁堆积物料。信号准确，定期检查提升设备及保护装置，发现问题及时整改。平巷运输，严禁放飞车，两车同向运输间距不低于30m，一人只准推一辆车。 (4)防触电：井下电气设备必须接地，井下电力网应装设检漏保护装置，不得带电检修、搬迁设备、电缆。严禁使用不合格矿用阻燃电缆，消灭“鸡爪子”、“羊尾巴”明结头，电缆悬挂整齐。煤电钻必须采用综合保护，井下供电变压器禁止中性点接地。 (5)加强个人防护：下井必须佩戴安全帽、口罩，不得穿化纤衣服下井。严禁使用不合格矿灯下井。 (6)及时测绘井下采掘工程平面图，掌握井下采掘位置，防止误穿边界、断层及采空区。各类保安煤柱应按《规程》规定留足，严禁回采保安煤柱。 (7)井下煤尘应定期清扫，工作面巷道应洒水防尘，防止煤尘飞扬及集聚。 (8)制定严格规章制度，认真执行《规程》以及其法律法规。 (9)入井人员必须配备自救器（AZG-40型），煤矿应与附近矿山救护队签订救护协议，保证本矿的救护工作。 (10)回采工作面和各作业点应制定顶板冒落的防范措施。 (11)各井井口均安装防雷设施。 (12)矿井在改造施工中，主平峒，风井平峒及回风大巷掘进均采用5.5kw局扇，φ600胶质风筒供风，风筒吊挂平直，损坏时及时更换，必要时可采用空压机辅助通风，保证工作面有足够的新鲜空气，并能有效地排出有害气体。 6 矿山环保 6.1 矿山污染源概述 随着经济的发展，环境污染程度的加深，环境保护意识在人们的观念中也逐步得到加强。煤矿企业也也应该根据自身情况，在进行煤炭生产、加工和运输的同时，能够重视环境保护工作，认真贯彻、落实环境保护这一基本国策 矿山主要的污染源有大气污染、废水排放、固体废弃物排放与噪声污染。 矿井的通风方式采用中央边界式通风，主扇工作方式为抽出式，选煤楼、压缩机房、主、副井，都位于工业广场内部，其噪声污染较为严重；选煤楼的灰尘可能弥漫在工业广场的空气中，造成空气污染另外矸石山的灰尘被风扬起，也会造成粉尘污染空气。 矿井的正常涌水量15m3/d,排出的矿井水量较大，也会造成井田内的染，进而污染井田的饮用水质量。 固体废弃物也是矿山的另一种污染物 6.1.1 大气污染 矿山大气污染主要来源于燃煤的锅炉、窑炉、茶炉、食堂炉灶排放的废气以及煤在筛分破碎和转载储运过程中逸散到大气中的煤尘，尤其是露天落地储煤场，遇到大风天气会产生扬尘。矿山主要产生煤尘的部门有选煤厂筛分车间、原煤储存仓、装车仓、露天贮煤场地、主场房等，此外道路也会产生扬尘。 6.1.2 废水排放 矿山污水主要有采矿污水、选煤污水及其它附属工业污水和生活污水。随着矿井的生产，将有大量的矿井水被排出，一部分被处理后返回井下利用了，其他部分如不作处理就外排必定造成水污染。如果选煤厂无专门尾矿水处理系统，悬浮物将大大超过标准，矿井水流过的地方不仅造成环境污染，还将造成农作物的减产，甚至绝收。 6.1.3 固体废弃物排放 矿山在进行煤炭生产和加工过程中带来的固体废弃物主要是煤矸石。这些煤矸石除少量利用外，大部分均堆放在矿井附近，这样不仅占有大片土地，而且矸石山燃烧体热能大，遇水易自燃、冒烟产生二次污染。 6.1.4 噪声污染 矿山噪声主要来自煤炭生产加工和运输过程中，设备所产生的不同程度噪声。噪声源主要分为三大类。 (1)空气动力性噪声主要来自主扇风机、空气压缩机、鼓风机、真空泵等。 (2)机械性噪声主要来自破碎机、振动筛、跳汰机、离心机以及溜槽中物料与槽体撞击声。 (3)电磁性噪声来自发电机、电焊机等。 6.2 矿山污染源的防治 对于煤矿企业来说，应针对矿山的主要污染源，本着预防、控制污染的原则，对矿山污染采取有效而切实的措施，使其得到严格的控制，并不能对人体造成危害。 6.2.1 矿山水污染的防治 (1) 井下涌水主要由下列水源组成，即地下水及老窖涌水入道，采矿过程中形成的废水，地表水通过水裂隙，地表土壤及松散岩层或其它井巷相连的通道流入井下。 (2) 矿山常用的处理方法是采用沉淀法，具体措施是修建两个大型沉淀池，煤等比较重大的污染经过沉淀过虑后，可以从污水中分离出来的达到治理污水的作用。 6.2.2 矿渣利用 茶园坪煤矿的煤矸石被用作土地复垦部拉一部分填塌陷区，开展土地复垦工作；被附近的砖厂拉去一部分，粉碎后掺入粘土中作为内燃材料；矿区周围的群众也可以拉一部分矸石铺路、水坑或垫低洼处。 煤矸石是机砖作内燃的好材料，也是硫化床锅炉用作发电的好材料，煤矸石将由废渣变为一种燃料，发出电和热，造福人民。 6.2.3噪声的控制 鉴于目前的技术水平和现有的设备条件，对主要噪声源采用吸声等技术进行处理。见机布置在无人居住或居住人员少的地方，对工业广场主要噪音污染源也采取了防治措施。如副井绞车房、压风机房等高噪声操作室均为在机房内用隔音门、隔声板、隔声窗建立的操作室，这样使操作人员免受设备噪声的侵害。 6.3 地表塌陷及生态保护措施 生态保护工程是在矿区开发必然改变原有生态系统的现实基础上，利用矿井的技术、经济和能源优势，用工程手段进行生态整治，以促进区域的良性生态循环，从而建立较原来更高层次的生态平衡。代湾煤矿的生态保护以塌陷区治理和矸石的综合治理为主，并与绿化相结合。 6.3.1 地表塌陷的预防措施 (1) 对建筑物的保护措施 对矿井工业场地和附属建、构筑物，以及较大的村庄，采用留设永久保护煤柱的方法，对井田内零散居民、小村庄不留煤柱，采用就地重建抗变形房屋或按采区接替顺序、分期、分批搬迁到就近大村庄的方法保护。 (2) 其他保护措施 井田内的国铁及主要公路留设保护煤柱，其它公路、输电线不需留煤柱，但设专人巡视，随时采取措施。 6.3.2 地表塌陷整治覆土 塌陷区的治理主要应从恢复土地功能出发，采用土地平整、倒运等办法恢复耕地质量。塌陷前期地表尚未稳定，塌陷盆地边界亦在不断发展，此时宜着重输灌排涝、挖设沟渠，维持土地的可耕种性，待塌陷稳定后再全面整治。 6.3.3 矸石回填塌陷区 在后期排矸场填满以后，将矸石全部回填塌陷区，覆土造田，恢复农业和建筑用地。排矸场填满后，可将矸石排在矿井回采后的塌陷区上，并将塌陷区上的表土先取出，矸石填满后再覆盖其上，推平后覆土造田。 结 束 语 通过两个多月的努力在学院领导的大力支持及魏锦平老师的精心指导下，我的毕业设计《茶园坪煤矿矿井初步设计说明书》顺利完成了！在此对设计期间默默耕耘的辅导老师致以衷心的感谢。 设计的过程是一次理论与实践有机结合的过程，在设计的过程中，曾遇到了很多棘手的问题,在辅导老师和同学们的热心帮助下，都得以顺利解决。本次毕业设计不但是对自己所学专业知识的检验,更是对多学科知识综合能力的考查。通过这次毕业设计培养了自己独力学习和查阅资料的能力,为今后的学习和工作奠定了坚实的基础。 在整个毕业设计的过程中，特别是在确定开拓方案的时候，我曾经苦恼过,由此使我深刻的体会到了采矿工作者的辛苦。在毕业设计的过程中，发现自己专业知识有所欠缺。由于水平有限疏漏之处在所难免，敬请各位老师批评指正！ 最后，衷心祝愿院领导和各位老师工作顺利，身体健康；采矿兄弟事业有成，笑口常开！ 参 考 文 献 （1）中华人民共和国能源部，《煤炭工业小型煤矿设计规定》，1992.9 （2）国家煤矿安全监察局，《煤矿安全规程》，2005.1 （3）能源学院采矿工程教研室，采矿工程专业实践教学大纲及指导书 （4）张荣立、何国纬、李铎，《采矿工程设计手册》，煤炭工业出版社，1996 （5）王运敏，《中国采矿设备手册》，科学出版社，2007.9 （6）徐永圻，《煤矿开采学》，中国矿业大学出版社，1999.10 （7）杨孟达，《煤炭地质学》，煤炭工业出版社，2000.8 （8）张国枢，《通风安全学》，中国矿业大学出版社，2007.1 （9）宋宏伟，《井巷工程》煤炭工业出版社，2006.8， （10）科技论文写作 PAGE _1304842132.dwg Autodesk _1306127975.unknown _1306214013.dwg Autodesk _1306696174.dwg Autodesk _1306696365.dwg Autodesk _1306688552.dwg Autodesk _1306154725.dwg Autodesk _1306157776.unknown _1306157827.unknown _1306154511.unknown _1305091862.dwg Autodesk _1305124780.dwg Autodesk _1305203769.unknown _1305203788.unknown _1306008605.dwg Autodesk _1305186780.dwg _1305124252.dwg Autodesk _1305034367.xls Sheet1 矿井容易时期通风阻力计算表 节点序号 巷道名称 支护形式 a(N·s2·m-4) L（m） U 净断面 R（N·s2·m-8） Q（m3·s-1） Q2（m6·s-2） hfi（Pa） V（m·s-1） S（m2） s3（m6） 1—2 主平硐 混凝土 0.0032 164.27 9.15 5.86 201.23 0.02 30.60 936.36 22.38 5.22 2—3 运输大巷 混凝土 0.0032 705.35 9.15 5.86 201.23 0.10 30.60 936.36 96.10 5.22 3—4 一采区上山 U型钢 0.0140 316.50 8.80 5.32 150.57 0.26 24.00 576.00 149.17 4.51 4—5 区段甩车场 混凝土 0.0032 88.47 8.80 5.32 150.57 0.02 16.00 256.00 4.24 3.01 5—6 区段运输平巷 无 0.0058 623.25 8.40 4.38 84.03 0.36 8.00 64.00 23.13 1.83 6—7 工作面 木支架 0.0320 109.20 10.16 4.00 64.00 0.55 8.00 64.00 35.50 2.00 7—8 区段回风平巷 无 0.0058 661.62 8.40 4.38 84.03 0.38 8.00 64.00 24.55 1.83 8—9 回风平巷 混凝土 0.0032 63.60 9.15 5.86 201.23 0.01 24.00 576.00 5.33 4.10 9－10 回风平硐 混凝土 0.0032 279.89 9.15 5.86 201.23 0.04 30.60 936.36 38.13 5.22 合计 3012.15 398.53 备注 a值查附录表 U周长=断面系数4.16*S R=(a*L*U)/S3 Q=断面内设计通过的风量 hfi=R*Q2 V断面风速=Q/S Sheet2 Sheet3 _1305034610.xls Sheet1 通风困难时期阻力计算表 节点序号 巷道名称 支护形式 a(N·s2·m-4) L（m） U 净断面 R（N·s2·m-8） Q（m3·s-1） Q2（m6·s-2） hfi（Pa） V（m·s-1） S（m2） s3（m6） 1—2 主平硐 混凝土 0.0032 164.27 9.15 5.86 201.23 0.02 30.60 936.36 22.38 5.22 2—3 运输大巷 混凝土 0.0032 705.35 9.15 5.86 201.23 0.10 30.60 936.36 96.10 5.22 3—9 一进风上山 U型钢 0.0140 425.48 8.80 5.32 150.57 0.35 24.00 576.00 200.53 4.51 9—11 二采区平巷 混凝土 0.0032 241.53 9.15 5.86 201.23 0.04 24.00 576.00 20.24 4.10 11—12 二进风上山 U型钢 0.0140 393.00 8.80 5.32 150.57 0.32 24.00 576.00 185.22 4.51 12—13 三采区平巷 混凝土 0.0032 46.81 9.15 5.86 201.23 0.01 24.00 576.00 3.92 4.10 13—14 三进风上山 U型钢 0.0140 223.45 8.80 5.32 150.57 0.18 24.00 576.00 105.31 4.51 14—15 区段车场 混凝土 0.0032 63.87 8.80 5.32 150.57 0.01 16.00 256.00 3.06 3.01 15—16 区段进风巷 无 0.0058 230.02 8.40 4.38 84.03 0.13 8.00 64.00 8.54 1.83 16－17 工作面 木支柱 0.0320 108.50 10.16 4.00 64.00 0.55 8.00 64.00 35.28 2.00 17—18 区段回风巷 无 0.0058 279.47 10.16 4.38 84.03 0.20 8.00 64.00 12.54 1.83 18—19 回风上山 U型钢 0.0140 130.41 8.80 5.32 150.57 0.11 24.00 576.00 61.46 4.51 19—20 回风平巷 混凝土 0.0032 152.43 8.40 4.38 84.03 0.05 30.60 936.36 45.66 6.99 合计： 3282.31 800.24 备注 a值查附录表 U周长=断面系数4.16*S R=(a*L*U)/S3 Q=断面内设计通过的风量 hfi=R*Q2 V断面风速=Q/S Sheet2 Sheet3 _1304879056.unknown _1304962625.dwg Autodesk _1304262287.unknown _1304426645.unknown _1304431689.unknown _1304841541.unknown _1304427169.unknown _1304431428.unknown _1304314893.unknown _1304426473.unknown _1304271246.unknown _1304314227.unknown _1304262563.unknown _1304239297.unknown _1304256524.dwg Autodesk _1304238307.unknown