课程设计（论文）潘一矿西风井通风系统设计.doc

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1、课程设计说明书潘一矿西风井通风系统设计学院(部)： 能源与安全学院 专业班级： 安全09-4班 学生姓名： 指导教师： 2012年 9月 16日安徽理工大学课程设计任务书学 号2009303862学生姓名专业（班级）安全工程09-4设计题目潘一矿西风井通风系统设计设计技术参数1、 潘一矿地质资料2、 潘一矿开拓开采设计资料设计要求1、 矿井通风前期和后期的通风立体示意图和通风网络图。2、 图纸标注清楚，正确，主要标注风流方向，通风构筑物等设施，局部通风机位置和风筒布置等。3、 说明书用A4纸打印，单位采用国际单位制，图表符合规范。工作量拟定通风系统、风量计算分配，阻力计算，设备选型，费用计算，

2、前、后期立体示意图，通风网络图工作计划1、 矿井概况 0.5周2、 拟定通风系统 0.5周3、 矿井通风系统前期风量计算，分配及阻力计算 1 周4、 矿井通风系统后期风量计算，分配及阻力计算 1 周5、设备选型、费用计算 1 周参考资料1 采矿手册第七卷-矿山通风与安全.徐州：中国矿业大学出版 2 李学诚，王省身主编.中国煤矿通风安全工程图集.徐州：中国矿业大学出版3 井巷工程（上、中、下册）.北京：煤炭工业出版社4 中国能源部.煤矿安全规程.北京：煤炭工业出版社5 中国能源部.煤炭工业设计规范.北京：煤炭工业出版社6 张国枢.通风安全学.北京：中国矿业大学出版社指导教师签字教研室主任签字安徽

3、理工大学课程设计成绩评定表 学生姓名 牛睿 学号： 2009303862 专业班级 ： 安全工程09-4 课程设计题目： 潘一矿西风井通风系统设计 指导老师评语：成绩 指导老师 年 月 日1 井田概况及井田地质特征41.1 井田位置、范围和交通条件41.1.1井田位置41.1.2井田范围41.1.3交通条件41.2 自然地理51.3 煤系地层51.4 13-1煤层51.5 地质构造基本特征51.5.1张扭性正断层61.5.2压扭性逆断层71.6 水文地质概况81.6.1地表水系81.6.2矿井主要含水层91.7 地温和地压91.7.1地温91.7.2地压92 矿井开采开拓设计102.1 矿井开

4、拓102.1.1井田开采范围及面积102.1.2井型确定102.1.3井田开拓方式和主副井口位置102.1.4通风系统102.1.5井筒数目及装备112.1.6主要开拓方案112.1.7井底车场及主要硐室112.1.8水平、采区划分与接替122.1.9矿井各大生产系统122.2 采区设计132.2.1采区基本概况132.2.2采区上山的位置、数量132.2.3区断划分，采区上、中、下部车场的形式，联系及尺寸142.2.4采区回采顺序142.2.5采煤方法及设备选定142.2.6采煤方法及顶板管理142.2.7采区巷道断面及支护152.2.8采区技术装备152.2.9采区生产系统152.2.10

5、 采区通风系统及风流控制163 矿井通风设计193.1 矿井通风系统193.1.1通风系统选择的条件和依据193.1.2选择通风系统主要应考虑的因素203.1.3采区通风系统的设计203.1.4系统选择213.1.5 西风井系统介绍223.2 矿井风量计算与分配223.2.1矿井总风量的计算223.2.2矿井风量分配303.3 通风阻力计算及风速校核313.3.1风速校核313.3.2矿井通风时期的最大阻力313.4 选择矿井通风设备363.4.1计算通风机的工作风量363.4.2计算风机的工作风压373.4.3初选风机373.4.4选择主要电动机393.5 通风机电费概算41参考文献431

6、井田概况及井田地质特征1.1 井田位置、范围和交通条件1.1.1井田位置潘一井田位于安徽省淮南市西北部潘集区，距淮南洞山约28公里，向南西至淮南风台县城约24公里，南以淮河与淮南老矿区相隔，地跨淮南潘集、田集、古沟一镇两乡。1.1.2井田范围潘集一号井东以第0勘探线与潘集二号井毗临；西以人定境界与潘集三号井为界；北部0至-线间以F2-3、-至线间以背斜轴、至线间分别以F4、F5、F5-1、F5与潘二、潘四井田为界；南至13-1煤层-800米等高线地面投影。东西长约14.6公里，倾斜宽约4.0公里,面积约58.4平方公里。1.1.3交通条件本井田交通极为方便。合阜铁路由本井田穿过，淮河铁路公路两

7、用桥和淮南老矿区相连，市内有12、13、112路公共汽车和各井田相通，每天还有定点班车直达蚌埠、合肥、南京等地，淮河水运也十分方便。1.2 自然地理本井田地处淮河冲积平原。地形平坦，地面标高+19+23米。淮河为邻近本区主要河流。流经淮南时，一般水位标高+15米。历史最高洪水位标高为+25.63米(54年7月29日)。堤面标高+27.07米。泥河位于本井田南缘,由西北向东南流入淮河,受淮河控制。沿岸地势低洼，雨季易成内涝，内涝水位为+22.2米。本区为过渡型气候。以东南风为多，年降雨量最大1423.3mm，最小649.9mm，平均910.6mm，多集中在7、8月份。最高气温41.4，最低气温-

8、21.7,平均气温+15。最大冻土深度0.30m，最大降雪量为0.39m。据有关资料，在1917、1931、1937、1954、1976年均有地震波及。震级在36级，地震烈度为7度。1.3 煤系地层本区含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系中下部。其中二叠系的山西组和石盒子组为主要含煤地层。1.4 13-1煤层主采厚煤层，煤厚2.796.66米，平均4.44米，变异系数24.26，可采性指数1，稳定，煤层结构简单半数以上见煤点有12层夹矸。在线至线13-2煤多并于该煤层；在线以东，底部有一层薄煤分叉。煤厚有东厚西薄，下厚上薄的趋势。顶板岩性主要为砂质泥岩、泥岩，偶见冲刷现象；夹矸为炭质泥岩、泥岩；

9、底板为泥岩、砂质泥。该煤层厚度大为特点，结合上下煤层组合关系及标志层特征，层位对比可靠。1.5 地质构造基本特征潘一井田位于潘集背斜南翼及东西部倾伏转折端南翼。地层走向自东向西为N30E至N60W，倾向SESW，倾角由浅入深逐渐变缓(207)。井田内以斜切张扭性断层为主，压扭性断层次之。张扭性断层按走向可分为二组：一组为NEE及EW向，倾向SE及S，倾角50 75。落差大小不一，为本井田主要断层，是影响矿井开拓、生产的主要地质因素。另一组走向为NW及NWW向，倾向SW及NE，倾角5075，落差较小，有些仅呈裂隙发育。井田内主要压扭性断层为走向和背斜轴轴向基本一致或二者交角2030的逆断层，其落

10、差较大, 是确定井田边界及采区边界的地质依据。据井田内现有的地质资料统计：落差大于等于煤厚的断层75条(指主要煤层中断层)，其中落差大于20米的断层14条，落差10米至20米的断层19条，落差小于10米的断层42条。这些断层中张扭性断层54条,约占断层总数的72%；压扭性断层21条，约占28%。现将主要断层分述如下：1.5.1张扭性正断层 1. F4：位于井田中西部，为一斜切平移正断层。其走向为北东-南西，倾向南东，倾角35-55，落差60110米，平面延展长度6000米，切割水平为露头800米。钻探控制点8个，巷道揭露点5个，另外建井期间遗漏2个点。并有严密地震测线控制，为一控制可靠的断层。

11、2. F41：位于F4断层下盘，是F4断层分支断层，二者具分支再合再分的特点。其走向为北东-南西，倾向SSE，倾角180-50,落差 2045米，平面延展长度约4500米。切割水平为露头800米。断层平面形态在七线以东与F4断层分支，七线以西呈弧形弯曲，弧形两端与F4断层相汇合。钻探控制点3个，巷道揭露点11个，并有严密三维地震测线控制，属可靠断层。其性质与F4断层基本相似。3. F4-3：位于F4上盘，为F4断层伴生断层，走向为北东南西，倾向南东南西，倾角35-65，落差10-25米，平面延展长度约 4000米。切割水平为露头800米。本断层平面形态在七线以东与F4断层分支,七线以西呈弧形弯

12、曲，弧形两端与F4 断层相汇合。钻探控制点3个，巷道揭露点3个，并有严密的地震测线控制,属可靠断层。其性质与F4断层基本相似。4. F1：位于F41断层上盘，与F4断层相距约450米。其走向为北东南西，倾角6070，落差1035米，平面延展长度 2000 米，切割水平670米以上，与F3断层相汇而消失，钻探控制点 1个,巷道揭露点3个；另外建井期间遗露2个点。属控制可靠断层。5. F2：位于F1断层上盘，其产状为：走向近东西向,倾角 45,落差2030米，平面延展长度2500米，切割水平为露头 -800 米。钻探控制、巷道揭露点12个，另外建井期间遗漏1个点。属控制可靠断层。本断层落差明显衰减

13、后，其平面形态为一弧形，当走向变化近地层时，断层迅速消失。6.F8:位于 F4断层上盘,两者相距10002000米,其产状东西， 倾角4055,落差 520米,平面延展长度约 2000米，切割水平为露头 800米。钻探控制点 3个，巷道揭露点 17个。属可靠断层。该断层平 面形态略呈“S”型弯曲，落差呈梭形，且中部多处见分支小断层。7. F8：位于井田北部F5断层上盘，为跨潘一、潘三井田断层，与 F5断层相距约莫400米。其产状为：走向近东西，倾向SSW，倾角5560,平面延展长度约 2500米(本井田内)，切割水平600以上。仅破坏组煤层。钻探控制点2个，巷道揭露点4个，属控制可靠断层。8.

14、 F2：为跨潘一、潘二井田断层。东部采区受其影响，其产状为：走向近东西向，倾向SSW 175,倾角7075,落差 20160米。本井田内平面延展长度约 1500米，切割水平为露头800米。本井田内钻探控制点5个，巷道揭露点 1个，并有严密地震测线控制。属控制可靠断层。9.F23：为潘一、潘二井田边界断层。其产状为：走向近东西向，倾向SSW，倾角4060，落差2080米，平面延展长度约4500米，切割水平露头800米。本井田内钻探控制点6个，并有严密地震测线控制，属可靠断层。该断层为一扭曲断层，产状变化较大，主要在地层转折部位即西线至线之间发生扭曲，断层面倾角转缓。该断层于-线线间与F2断层相汇

15、而消失。其特征与F2断层基本相似。10. F25：为F23分支断层,夹于F23与F3断层之间。其产状为：走向近东西向，倾向SSW，倾角4070，落差020米。水平延展长度约800米，界于西至西勘探线之间。该断层走向变化较大，西部走向为NW向， 东部变化为NE向。钻探控制点1个，地震测线控制差，属推断断层。1.5.2压扭性逆断层1. F5：为跨潘一、潘三井田及西北部边界断层。其产状为:自东 向西，走向SEEWSW，倾向由SW逐渐变为SSE，落差2080米。本井田内水平延展长度约8000米，略成“弧形”，贯穿井田东 西。切割水平为露头800米，并被F4断层所切割。钻探控制点12个，巷道揭露点 14

16、个，并有严密三维地震测线控制，属控制可靠断层。2. F51：为本井田北部断层，介于勘探线之间，两端均与F5断层相汇而消失。该断层分别被F5、F4断层所切割。其产状为： 走向北西南东向，倾角5065，落差2050米。平面延展长度约4000 米，切割水平为露头800米。钻探控制点3个，并有严密地震测线控制，属可靠断层。其特征与F5断层相似。3.F3：为跨潘一、潘二井田断层，其产状为：走向北西南东向,倾向SSW，倾角4065,落差2060米。本井田内平面延展长度约4500米，切割水平为露头 -800米。钻探控制点4个，无巷道揭露，并有严密地震测线控制，属可靠断层。4. F32：位于F3断层下盘，其产

17、状为:走向近东西,倾向N， 倾角5570，落差025米。平面延展长度约 800米，切割水平为露头600米，深部与F3断层汇合而消失，并切割了F39断层。该断层在线落差最大，两端落差很快减小至消失。钻探揭露点 2个，并有严密地震测线控制，属较可靠断层。5.F35：位于井田东部倾伏转折端东南方。其产状为：走向北西南东向，倾向南西245，倾角1065，落差025米。本井田内水平延展长度约600米，切割水平为露头800米，钻探控制点1个，并有三维地震测线控制，属较可靠断层。地震补勘资料认为：该断层为一座椅式断层，断层面在131与112煤层之间倾角很缓，似顺层断层。6. F39：位于井田东北方，其产状为

18、：走向由北西南东向逐渐 转近南北向，倾向南西，倾角45-65,落差020米,水平延展长度约 1200米，切割水平为露头800米。钻探揭露点 3个，并有严密三维地震测线控制，属可靠断层。该断层走向变化较大，平面形态为一弧形，并被F3-2断层所切割。7. F40：位于井田东北方,其产状为:走向北西南东向,倾向南西，倾角30，落差020米。平面延展长度约800米，切割水平为露头800米。钻探控制点2个，并有地震测线控制，属可靠断层。该断层倾角变化大，具东缓西陡的特点。1.6 水文地质概况潘集矿区为隐伏式煤田，在煤系地层之上直接覆盖一套巨厚新生界松散沉积物，厚约120484米。本区主要含水层为奥陶系和

19、石炭系石灰岩含水层，煤系砂岩含水层和新生界松散含水层。潘一矿位于潘集背斜南翼，为一宽缓的单斜构造。新生界松散层下部含水层组直接覆盖在煤系地层之上，其水量充沛，对浅部煤层开采有威胁；煤系砂岩含水层发育于各煤层之间，其富水性较弱且差异大，连通差，石灰岩含水层水对深部煤层开采有威胁。1.6.1地表水系本区为淮河冲积平原,地势平坦,地面标高+19+23米，西北高，东南低平均坡降为1/10000。淮河为邻近本区的主要河流，经淮南时一般水位标高为+15米，最高水位可达+25.93米(1954.7.21鲁台洪水位)，淮河平均流量正阳关以下2000m3/s。汛期淮河洪水位高，可能威胁矿井安全(如1991年，大

20、汛期)。一般丰水年内涝时间为3045天，较大洪水年漫滩时间长达140天左右。1.6.2矿井主要含水层井田内主要含水层为奥陶系和石炭系石灰岩含水层，煤系砂岩含水层和新生界松散含水层。1.7 地温和地压1.7.1地温井田内地温垂向上正常，全层地温梯度为1.73. 9百米,平均2.7百米；基岩地温梯度为1.54.1百米，平均2.8百米。井田北部基岩地温梯度一般为3.04.1百米，属地温异常区；井田南部基岩地温梯度一般为1.52.9百米，属地温正常区。横向上，基岩界面井温度变化范围为22.230.2，各钻孔-350m切面井温度变化范围为2434.4；-380m切面井温度变化范围为25.734; -53

21、0m切面井温变化范围为27.339.1；-670m切面井温变化范围为29.2-40.3；-800m切面井温度变化范围为31.742.3。各主采煤层底板温度随深度增加而增大。走向上，一般东部高，西部低，倾向上差异不显著。1.7.2地压地质因素是引起地压的主导因素。岩体中由原生或后期构造形成的各种软弱结构面，是造成巷道失稳的主因。此外，岩石强度、地下水作用、残余应力及人为因素亦是地压大小的因素。不同煤层及其顶底板岩石强度不同，抗风化、抗软化能力不同,地下水作用不容忽视。潘一矿泥岩及泥质结构的岩石浸水后崩解、碎解，抗压强度小于160Mpa，软化系数约0.20.6，属易软化极易软化岩石，从而直接影响围

22、岩稳定，产生地压。2 矿井开采开拓设计2.1 矿井开拓2.1.1井田开采范围及面积本矿井的井田境界按（72）煤开字第82号文件决定：潘集一号井东以第0勘探线与潘集二号井毗临；西以人定境界与潘集三号井为界；北部0至-线间以F2-3、-至线间以背斜轴、至线间分别以F4、F5、F5-1、F5与潘二、潘四井田为界；南至13-1煤层-800米等高线地面投影。东西长约14.6公里，倾斜宽约4.0公里,面积约58.4平方公里。2.1.2井型确定本井田主要含煤地层为二叠系含煤地层，含煤层数4256层，七个含煤段，本井田主要开采含煤段厚度约32.2m，含煤15余层，占可采总厚80%，其中可采与局部可采煤层有10

23、层，可采总厚度约27.9m。占可采总厚的86.5%，局部可采5层，厚4.3米，占可采厚度的13.5%。工业储量29180.85万吨，地质储量29557.95万吨，可采储量20660.1万吨，生产能力为500万吨/年的矿井，服务年限86年2.1.3井田开拓方式和主副井口位置井田采用立井开拓方式。主、副井坐标如下：主井：X=3630310.000 Y=39482985.000 Z=+22.5副井：X=3630252.323 Y=39482958.106 Z=+22.52.1.4通风系统矿井通风方式为两翼对角式。西风井地理坐标X = 32250.0000 Y = 84050.0000，风井深约370

24、米，风井断面直径取8米；东风井地理坐标X = 31200.0000 Y = 85900.0000，风井深约370米，风井断面直径均取8米。2.1.5井筒数目及装备全矿井共有四个井筒，分别为主井、副井、西风井和东风井。1.主井井筒：净直径7.5米，井筒内装设两套16吨双箕斗，供提煤用。井筒装备钢丝绳罐道，罐道绳选用直径为47mm密封钢丝绳，沿箕斗四角布置。2.副井井筒：净直径8米，井筒内设两套吨双层罐笼带平衡锤的提升装置。3.西风井：净直径8米，不设梯子间，回风水平标高-350米。风井深约400米，担负前期全矿井通风。4.东风井：净直径8米，设梯子间，回风水平标高-350米。风井深约400米，担

25、负东二采区通风。2.1.6主要开拓方案根据本矿井的地质构造特征、煤层埋藏特点，针对首采煤层提出以下开拓方案： 第一水平定在-630米，划分为四个采区：西一、西二、东一、东二；西二采区西至井田边界，东与西一采区以F4断层为界；西一采区与东一采区以Fe8 断层为采区边界；东一采区与东二采区以F5断层为界；东二采区北以F3断层为采区边界。东西两翼大巷贯通，开拓轨道石门和皮带石门各一条分别与轨道大巷和皮带大巷连接。大巷全部在-630米13-1煤层底板布置，距离煤层约20米，直接与各个采区的上山相连。西一采区两条岩石上山在Fe2断层和Fe3断层之间布置，其他采区均为三条上山，其中东一与西二的三条上山布置

26、在采区中央。东二采区三条岩石上山沿Fe5 断层东侧布置，采用单翼开采。2.1.7井底车场及主要硐室1.井底车场的形式：卧式环行车场2.井底车场的调车方式：列车由机车牵引至车场调车场，机车摘钩将列车顶入重车场，机车绕至空车场，牵引空车返回矿井两翼工作点。3.井底车场主要硐室：煤仓；排水系统硐室；中央变电所；车场内设有调度室、候车室、人车线、电机车修理硐室及工具备用品保管硐室等，另外还设有炸药库，在井底车场的右上部。2.1.8水平、采区划分与接替1.水平划分本井田为一缓倾斜煤层群，储量丰富，井型大，煤层赋存深，煤层露头标高约在-240m-322m,回风水平标高为-350m-380m,考虑到目前国内

27、技术装备条件及每个水平均有合理的服务年限。本矿井水平划分 全矿井划分两个水平，水平标高：第一水平为-630m,第二水平为-800m.2.采区的划分、接替关系及大巷石门布置1)采区第一水平划分为四个采区。2）采区的接替关系是准备先投产西一、西二、东一采区。3）大巷石门的布置该矿井采用皮带运煤，为减少巷道的工程量，缩短运输路线和降低通风阻力，分别在两翼各布置一条皮带石门大巷和一条轨道大巷，标高为-670m，主要运输大巷服务于整个水平，服务年限较长，大约为30年，为了使大巷不受采动影响，同时也为了便于维护，将大巷布置在距煤层底板20m，皮带巷在井底车场附近，有所抬高，主要是为有足够的井底煤仓留出空间

28、；另外，在皮带大巷与采区轨道石门交替的地方也有所抬高，防止与采区轨道石门交叉。轨道大巷担负着矿井几个采区的通风、运料、行人等任务，以及用于敷设各种管道、动力电缆等，为满足诸多要求，轨道大巷将采用砌碹支护，围岩条件较好的则采用锚喷支护。如前所述，该矿所采用的是两翼对角式通风方式。回风大巷为整个矿井服务，服务年限长，也可兼作行人用。因此回风大巷采用半圆形砌碹支护，围岩条件较好的则采用锚喷支护。2.1.9矿井各大生产系统1.运输系统1)运煤系统：一水平的煤采落后通过采区内运煤系统，到达采区煤仓，再由溜煤眼溜到皮带大巷的运煤皮带上并运往主井煤仓，由主井箕斗提至地面。2)运矸系统：矸石主要是在岩巷掘进中

29、产生。掘进产生的矸石通过扒矸机送至矿车，再由电机车拉到副井底，由罐笼提至地面。3)运料系统：矿井各种材料由地面通过副井下至井底车场，再由机车运往各采区投入使用。2.通风系统矿井采用抽出式通风方式，主要由副井进风，主井进部分风，通过轨道大巷到各采区下部车场，由轨道上山进入到采区内部各用风地点，再由采区回风石门流至回风大巷，由风井排入大气。另外，爆破材料库布置在煤层以下，稳定的岩层中，距各井筒及行人巷道均在安全距离以外，且采用独立的通风系统，风井由副井进入井下一部分直接经爆破材料库使用后，排至回风巷，再由风井排入大气。3.排水系统各采区内的涌水通过各自轨道上山的水沟流至轨道大巷的水沟，轨道大巷在施

30、工时预留了一定的倾角，水流自轨道巷水沟可自行流入井底水仓，再由水泵通过副井内的排水管排至地面。4.供电系统地面高压电源经变压达矿用电压后由副井动力电缆线输送到井下中央变电所，再由中央变电所输送至各采区变电所，以供各种电机设备及充电硐室之用。2.2 采区设计2.2.1采区基本概况采区是组成矿井的基础，其服务年限长短不一，少则34年，多则78年，还有的达十余年，本设计选取的是13-1煤层的东一采区，该采区为单翼上山采区，采区的上限标高为-350m，下限标高为-670m，采区内的地质构造较为复杂，有断层穿过，煤层顶板稳定，涌出量较小，煤层赋存稳定，煤层倾斜角812，煤层瓦斯涌出量为3.6m3/t。煤

31、层有自然发火危险性。采区生产能力200万吨/年，回采工作面长度240米。2.2.2采区上山的位置、数量1.采区布置方式由于13-1.11-2两煤层层间距较大，倾角平缓，为节省巷道工程量，13-1采区均采用单一煤层布置的开采方式。2.上山布置方式1)上山数量为满足开采时通风设计的要求，本采区设置三条上山，即一条为轨道上山，一条为皮带上山，一条为行人上山。2)采区上山方式为在底板岩石中开设上山。3.回风巷道布置为了提高回采率，降低掘进率，减少巷道维护费用，工作面上下顺槽尽量采用无煤柱护巷，即沿空掘巷。为了保证工作面等长推进，综采面顺槽采用平行布置。4.采区装车线布置根据开拓巷道布置要求，采用石门装

32、车方式。2.2.3区断划分，采区上、中、下部车场的形式，联系及尺寸东一采区走向长13001700米，倾斜宽15501650米，可划分6个区段。区段斜长240米左右，每个区段沿左右两个工作面，用综采，留区段护巷煤柱。上部车场采用甩车场.；采区中部车场采用小角度(近似平车场)的双侧甩车场；采区下部车场采用甩车场，工作面通过中部车场到溜煤眼，由溜煤眼到皮带机上。通风系统通过回风斜巷回到回风上山，直到总回风巷。采区下部车场布置成石门装车式，底板绕道。轨道上山经绕道与轨道石门相通，由于绕道需要为运输车辆的调度及存放服务，故要求能够存放约下一列车的长度，长度约为150m。2.2.4采区回采顺序 先采浅部，

33、后采深部，在同一区段内沿走向后退式开采，即由采区边界 向上推进。采区内的回采工作应按计划有步骤地进行，以均衡生产，并有利于提高技术经济指标。2.2.5采煤方法及设备选定1.采煤方法根据本井田的之煤层埋藏特征及目前技术条件，本采区开采煤层倾角812按照矿井生产实践，设计采用沿走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板。2.工作面推进方向 在正常情况下，未能切实掌握采区内煤层构造变化情况，充分发挥采煤机械化效能，保证矿井高产、高效。采区内回采工作面一律采用后退式回采，即走向长壁工作面沿煤层走向从采区边界向采区上山方向推进。2.2.6采煤方法及顶板管理根据煤层赋存状况，井田开拓布置及技术装备条件，准备

34、采用走向长壁下行垮落采煤法。由于地质条件比较好，断层比较少故采用综采。工作面顶板管理采用垮落法。工作面的作业形式为“两采一备”，即两班采煤、一班准备，采煤班采煤、移架；准备班检修。工作面一般为日进两排柱，进厚4.04.8m，每日一循环的作业方式，工作面采用分段作业，由装煤、支柱、移溜组或组成综合组。完成本段装煤、支柱、移溜工作。2.2.7采区巷道断面及支护由于该矿为高瓦斯矿井，为满足通风要求。采区内岩巷及硐室均采用半圆拱断面，煤及半煤巷则采用梯形断面，具体尺寸及支护形式见表21表21 采区巷道参数表巷道名称形式断面（m2）支护形式轨道上山半圆拱14.24锚喷皮带上山半圆拱14.24锚喷回风上山

35、半圆拱14.24锚喷轨道平巷半圆拱14.24锚喷运输平巷半圆拱14.24锚喷石门车场半圆拱14.24锚喷采区内岩巷、硐室、煤仓条件较好的采用锚喷支护；条件不好顶板比较破碎的采用U形钢与锚索联合支护；煤巷采用矿用工字钢梯形支架与锚索联合支护。2.2.8采区技术装备综采放顶煤工作面的主要设备选用：ZFS-400/19/28型放顶煤支架，MG200型采煤机，前部运输机型号为SGZ-730/320,后部运输机型号为SGD-630/220.2.2.9采区生产系统1.运煤系统工作面落煤 刮板运输机 转载机 顺槽胶带输送机 区段溜煤眼 运输上山 运输石门 采区煤仓 运输大巷2.运料系统轨道大巷 采区轨道石门

36、 轨道上山 材料平巷 工作面上顺槽 工作面3.通风系统轨道大巷 采区轨道石门 轨道上山 进风斜巷 工作面下顺槽 工作面 工作面上顺槽 采区回风斜巷 回风上山 采区回风石门 回风大巷4.供电系统矿井中央变电所 采区中部变电所 工作面配电点 工作面用电5.排水系统工作面涌水 下顺槽溜煤眼 运输上山 采区石门 运输大巷6.风流控制为了保证风流按拟定的方向流动,必须在巷道中设置相应的通风构筑物用以引导风流,截断风流或控制风流的通风设施.在该采区中,进风巷与回风巷连接处用两道风门隔开;需要一定风量的地方(如变电所 绞车房等)用调节风窗控制风量,工作面与备用面之间用调节风门分配风量.2.2.10 采区通风

37、系统及风流控制1.采区通风路线如上所述。有关规程对采区通风有如下规定：1)每一个生产水平和每一个采区，都必须布置回风道，实行分区通风；2)回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。同一采区内，同一煤层上下相连的两个同一风路中的回采工作面，其工作面总长度不得超过400m；回采工作面之间活采掘工作面之间的串联通风，进入串联工作面的风流中必须装有瓦斯自动检测报警断电装置。在此种风流中，瓦斯或二氧化碳浓度都不得超过0.5%，其他有害气体都应符合规程的规定开采有瓦斯（二氧化碳）喷出活有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的煤层时，严禁任何两个工作面之间串联通风。3)煤层倾角大于12的回采工作面都应采用上行通

38、风。如果采用下行通风时候，必须报矿总工程师批准，并遵守下列规定：（1） 回采工作面风速不得低于1m/s；（2） 机电设备设在回风道时，回采工作面回风道风流中瓦斯浓度不得超过1%，并装有瓦斯自动检测报警断电装置；（3） 应有能够控制逆转风流、防止火灾气体涌入进风流的安全措施。在有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的、倾角大于12的煤层中，严禁回采工作面采用下行通风；（4） 开采有煤尘爆炸危险煤层的矿井，在矿井的两翼、相邻的采取和相邻的煤层，都必须用水棚隔开；在所有运输巷道和回风巷道中，必须撒布岩粉或冲洗巷道。2.采区内部通风系统1)工作面通风系统工作面通风系统：采用U型后退式，其优点是结构简单，

39、巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理。2)掘进头通风系统掘进工作面通风方式采用压入式，其优点有：(1) 局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中，运转较为安全；(2)风筒出口风速和有效射程大，排烟能力强，工作面通风时间短，使用柔性风筒，风筒漏风也有利于巷道排烟。2.2.10.1采区瓦斯抽排、防尘、防火1.瓦斯抽排该采区采用卸压钻孔抽排瓦斯，煤层在受回采和掘进的采动影响下，引起煤层和围岩的应力重新分布，形成卸压区和应力集中区。在卸压区内煤层膨胀变形，透气系数增加。若在这个区域内打钻抽排瓦斯，可以提高抽出量，并阻截瓦斯流向工作空间。2. 随掘随抽在掘进巷道的两帮，随掘进巷道的推进，每隔101

40、5m开一钻孔窝，在巷道周围卸压区内打钻孔12个，孔径4560mm，封孔深1.52.0m，封孔后连接于抽排系统进行了抽排。孔口负压不宜过高，一般为5.36.7kPa。巷道周围的卸压区一般为515m，个别煤层可达1530m。封孔后抽排，降低了煤帮的瓦斯涌出量，保证了煤巷的安全掘进。3. 随采随抽它是在采煤工作面前方于上、下顺槽内每隔一段距离（2060m），沿煤层倾向、平行于工作面打钻、封孔、抽排瓦斯。孔深应小于工作面斜长2040m，工作面推进到钻孔附近，当最大集中应力超过钻孔后，钻孔附近煤体就开始膨胀变形，瓦斯的抽出量也因而增加，工作面推进到距钻孔13m时，钻孔处于煤面的挤出带内，大量空气进入钻孔

41、内，瓦斯浓度降低到30以下时，应停止抽排。4. 防尘1)通风除尘风流流经采煤工作面或掘进工作面，并将其悬浮矿尘带出，从而降低作业场所的矿尘浓度。2)湿式作业作业时利用水或其他液体进行喷淋，使之与尘粒相接触从而捕集粉尘。具体包括：湿式凿岩、钻眼，洒水及喷雾洒水，水泡泥与水封爆破等等。3)个体防护在作业规程中规定，作业场所粉尘浓度较大时，工作人员必须佩戴各种防护面具以减少人体的粉尘吸入量。2.2.10.5防火1.采用灌浆防火浆液充填煤岩裂隙及其孔隙的表面，增大氧气扩散的阻力，减小煤与氧的接触和反应面；浆水浸润煤体，增加煤的外在水分，吸热冷却煤岩；加速采空区冒落煤岩的胶结，增加采空区的气密性。灌浆的

42、实质是，抑制煤在低温时的氧化速度，延长自然发火其。2.采用阻化剂防火应用阻化剂防火的方法是：表面喷洒、用钻孔向煤体压注以及利用专用设备向采空区关入雾化阻化。3 矿井通风设计3.1 矿井通风系统3.1.1通风系统选择的条件和依据选择通风系统总的原则应贯彻“安全第一，预防为主”的方针，并有利于矿井建设速度，技术经济合理。同时必须遵守煤矿安全规程的相关规定： 1. 有利于加快矿井建设，技术，经济合理，生产安全。2. 必须符合煤矿安全规程和煤炭工业设计有关规定：1)每一个矿井必须有完整的独立通风系统；2)新建或改建的矿井如果采用中央式通风系统时，在设计中必须规定井田境界附近的安全出口；3) 箕斗提升兼

43、作或装有胶带输送机的井筒时，必须遵守下列规定：a 箕斗提升井兼作回风井时，井上，下装卸装置和井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风不得超过15%,应有可靠的防尘措施，但装有胶带输送机的井筒不得兼作回风井；b箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒，兼作回风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s，并都有可靠的降尘度符合工业卫生标准胶带输送机的井筒中还应装有专用的消防管路。根据以上原则，还应考虑的其他以下各因素：1.风井位置要在洪水位标高以上（大中型矿井考虑百年一遇，小型矿井50年一遇）进风井口须避免污染空气进入，距有害气体源地点不得小于500m2.占地少，压煤少，交通方便，便于施工；3.井口工程地质及井

44、筒施工地质条件简单；4.通风系统简单，风流稳定，易于管理；5.发生事故时，风流易于控制，井下每一水平到上一水平和每一采区至少要有两个通向地面的安全出口，以便人员撤出；6.使专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程省。7.尽可能使每个采区的产量均衡，阻力接近，避免过多的风量调节，尽量少设置通风构筑物，以免引起大量漏风；8.多风机抽出式通风时，为了保持通风时联合运转的稳定性，应尽量减少总进风道公共路段的风阻；（一般要求公共路段的负压，不超过任何一个扇风机负压的25%）9.通风费用少；10.后期通风合理。3.1.2选择通风系统主要应考虑的因素1.自然因素沼气的含量和压力，煤层赋存状态，埋藏深度，冲积层厚度，矿井沼气等级，煤尘爆炸性，煤层自然发火性，矿井地质条件，井田尺寸及矿井生产能力，矿井地面气候，地温参数和常年主导风向等。 2.经济因素：井巷工程量，通风运营费，设备运转，管理和维修条件等。3.矿井生产条件矿井服务年限，开拓、开采、提升系统，各采区的储量和产量分布，采掘工作面的比例关系，爆破的最多炸药量，井下同时工作的最多人数，生产及备用工作面个数等。4.其他因素