第一章 矿井概况 1
一、矿井基本概况 1二、矿井开拓概况 2第二章 采区基本开采条件 4
一、采区基本条件 4
二、采区开采煤层条件 7第三章 采区巷道布置 11
一、采区上山布置方案 11二、采区主要生产系统分析 15三、采区开采顺序 18第四章 采煤工作面采煤工艺及劳动组织 19
一、采煤工作面采煤工艺 19二、工作面劳动组织 21
三、工作面主要技术经济指标见表4-2-2。 22
第五章 采区通风及安全 25
一、概述 25
二、采区通风方式及系统 26
三、采区风量的计算及分配 28四、采区总风压及等积孔计算 30五、安全通风措施 34第六章 安全技术措施 35
一、防瓦斯爆炸措施 35二、防煤尘爆炸措施三、防煤与瓦斯突出措施:四、防矿井突水措施五、防矿井火灾措施六、防大气污染措施致 谢 39
35
36 36 37 38
摘 要
新景矿井田位于阳泉市西部，距阳泉市中心11公里。地理坐标东经113°21′10″—113°31′17″
北纬 37°51′07″—37°56′31″
阳泉煤业集团有限责任公司新景矿（以下简称新景矿）是由原阳泉三矿的一期改扩建新增井田部分（西部区）与三矿竖井重新组建的矿井。
该矿主要采3号，8号，15号煤。根据新景矿地质测量部门提供的新景矿南条带补充勘探地质报告资料，本矿井瓦斯主要来源于回采工作面、掘进工作面及已采区瓦斯涌出，矿井瓦斯相对涌出量平均为16.0m3/t，绝对涌出量平均为78m3/min。
根据佛洼分区开拓部署和煤层的赋存情况，该分区达产时在3号煤同时
布置两个回采工作面，为此，设计确定3号煤层回采工作面采煤方法为倾斜长壁综采，顶板管理方法采用全部垮落法
本矿井属于高瓦斯矿, 主要来源于回采工作面、掘进工作面及已采区瓦斯涌出，矿井瓦斯相对涌出量平均为16.0m3/t，绝对涌出量平均为
78m3/min。
依据采区开拓部署，本区在佛洼风井工业场地内布置一对进、回风立井。其通风系统为中央并列式，通风方式为机械负压抽出式。
佛洼分区设计生产能力为3.5Mt/a，年工作日350天，设计日生产能力10000t，每天两班生产，一班检修，全员效率19.3t/工，经计算分区在籍总人数为707人
第一章 矿井概况
一、矿井基本概况
（一）井田范围及位置
新景矿井田位于阳泉市西部，距阳泉市中心11公里。地理坐标东经113°21′10″—113°31′17″
北纬 37°51′07″—37°56′31″
阳泉煤业集团有限责任公司新景矿（以下简称新景矿）是由原阳泉三矿的一期改扩建新增井田部分（西部区）与三矿竖井重新组建的矿井。
（二）地质构造及煤层赋存
新景矿井田位于阳泉矿区大规模单斜构造的西部，即太行山背斜西翼，寿阳向斜东翼，是沁水煤田的东北部分。煤层赋存呈东北部高而西南部低的态势，倾角一般6°一10°。井田内褶皱构造在平面上大体呈北北东—北东方向展布，以波状起伏的短轴褶皱构造为主，呈背向斜相间，斜列式、平列式组合，特别在局部地区，还出现一些小型的帚状、环状、S形等组合。在垂直剖面上多以上部比较开阔平缓，下部比较弯曲或紧闭的平行褶皱为主要特征。但在一些局部地区也出现一些不协调的层面褶皱，这些不同形态，不同组合的褶皱群，构成了本区构造的主体轮廓
（三）、地面建筑物
1、主要建（构）筑物的结构形式（1）进风立井 D=6.5米（2）回风立井 D=6.0米
（3）扇风机房：采用钢筋混凝土独立基础，现浇钢
筋混凝土梁板。建筑面积256.2m2，檐高9.95m。
（4）扇风机房配电室：采用砖混结构，毛石条基，现浇钢筋砼梁板。建筑面积105m2，檐高4.2m。（5）压风机房：采用砖混结构，毛石条基，现浇钢筋混凝土梁板。建筑面积420.0m2，檐高7.4m。
（6）进风井井口房：采用砖混结构，毛石条基，现浇钢筋混凝土梁板。建筑面积144m2，檐高6.0m。
（7）进线塔：一座。
（8）水源井及泵房：建筑面积16m2。（9）净化间泵房：钢筋混凝土梁板，建筑面积200m2。
（10）井下洒水池(包括消房用水)：容积800m3。（11）调节水池：钢筋混凝土结构，容积1500m3。（12）热风炉房：混合结构，建筑面积751.7m2，檐高11m。
（13）35KV变电所：混合结构，建筑面积1066.3m2，檐高11m。
（14）厕所：建筑面积25m2。
（15）大门门房：建筑面积30m2（与水池泵房联建）。
（16）单身宿舍：混合结构，建筑面积576m2，檐高7.8m。
（17）场内道路： 长700m，宽4m。（18）涵洞：长250m。（19）挡墙：长1100m。（20）围墙：长400m。（四）、河流
本区属于海河流域滹沱河水系，桃河是本区最大的河
流，发源于西部寿阳高原的温家庄、太安泽、坪头等地一带。全长44km，河床宽约300～400m，流域面积为503km2，由西向东横穿整个矿区南部，汇入滹沱河。据1996年资料记载：平均流量仅为0.3m3/s，夏季流量一般为2～8m3/s，最大流量是1959年8月的2200m3/s
（五）、涌水量
根据水文地质条件，采用历年的平均含水系数
0.3709（55—88年）而适当增加到0.5，按照本区年设计生产能力350万吨，日产量为10000吨进行涌水量预计：本区正常涌水量为210 m3/h，最大涌水量为320m3/h。。
（六）、瓦斯涌出及爆炸性
根据新景矿地质测量部门提供的新景矿南条带补充勘探地质报告资料，本矿井瓦斯主要来源于回采工作面、掘进工作面及已采区瓦斯涌出，矿井瓦斯相对涌出量平均为16.0m3/t，绝对涌出量平均为78m3/min。
对3号煤层取样进行了煤尘爆炸性试验，结果为3号煤层具有煤尘爆炸危险性。
依据本井田及相邻矿井情况，在开采3号煤层时，有瓦斯突出危险性。
根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告：3号、8号煤层均无自然发火性。依据相邻矿井情况，15号煤层有自然发火性.
（七）、矿井相邻关系情况
佛洼分区四邻关系：东部为现生产的芦湖南分区及芦湖北分区，北部为新景矿北条带，西部为集团公司规划中的寿阳区七里河矿，西南部为阳泉市郊区保安煤矿，南部隔桃河为阳煤集团二矿。
二、矿井开拓概况
（一）、开拓方式及井田划分
矿井采用主斜井、副立井的综合开拓方式。其开拓分为两个水平，分别为+525水平和+420水平。目前矿井仅在+525水平进行生产，+420水平还未开拓。+525水平的主运输采用胶带输送机，辅助运输原采用ZK10—
6/550—1F型架线式电机车，下一步将更换为12t防爆特殊型蓄电池电机车牵引1.5t系列矿车。
主斜井巷道净宽4.8m，倾角13.5°，装备带宽1.4m的胶带输送机，设检修道。主要负担矿井的煤炭提升任务，兼作进风井及安全出口。
副立井井筒直径7.5m，装备JKD3.5×4（2）型多绳提升机，井筒内布置一套三层四车带平衡锤的宽罐笼，用于矿井人员、材料及设备的提升，兼作进风井。该井装备为一次设计分期安装,一期工程安装一套宽罐笼,预留另一套安装位置。
矿井以X=103000线为界将井田划分为南、北两个条带，即南条带和北条带。南条带以+525西一石门为界划分为东、西两个区，分别为芦湖南分区和佛洼分区；北条带以准备开拓的+525三北石门为界划分为东、西两个区，分别为芦湖北分区和保安分区。即全矿井分为两个条带：南条带和北条带；四个分区：芦湖南分区、佛洼分区、芦湖北分区和保安分区
（二）、巷道布置
佛洼分区为新景矿的一个分区，本设计遵循新景矿的总体开拓方式，其主副提升仍利用矿井的主副提升系统；其开拓巷道布置为：在分区中部东西方向沿煤层布置四条采区巷
道；矸石排放利用芦湖南进风立井排矸系统。在本区中部的适当位置新开一对进回风立井，进风立井装备梯子间、排水管、压风管、消防洒水管以及照明、动力、通讯电缆等，为进风井兼安全出口，回风立井为专用回风井；瓦斯抽放利用原有神堂咀瓦斯抽放系统。形成佛洼风井除提升之外相对独立的供电、通风、排水、压风等系统。
第二章 采区基本开采条件
一、采区基本条件
（一）、佛洼分区开采境界
佛洼分区位于新景矿的西南部，东部以y=86600与芦湖南、芦湖北分区为界，西部以y=82000与规划中的七里河井田为界，北部以x=103000与新景矿北条带为界，西南部为保安煤矿，南部隔桃河为阳煤集团二矿，分区东西长4600m，南北宽平均3200m，面积为14.76km2。
（二）、储量
佛洼分区地质构造简单，煤层稳定。参加储量计算的煤层为3号、8号、15号煤层（注：本次设计未计算9号煤储量，其原因在开拓方案部分叙述）。根据《煤炭资源地质勘探规范》，确定能利用储量最低可采厚度为0.8m，最高可采灰分为40%。
1、储量计算方法
储量计算方法采用地质块段法：计算公式：Q=S×M×D式中：Q——储量 ，万吨
2 S——水平投影面积 ，m M——平均厚度 ，m
3 D——容重， t/m
2、煤层厚度：根据南条带储量计算图，单独对佛洼分区的储量块段进行加权平均后计算得各煤层平均厚度分别为：3号煤2.25m；8号煤2.06m；15号煤5.23m。
3、煤的容重：3号煤层为1.40t/m3；8号煤层为
1.52t/m3；15号煤层为1.435t/m3；
经计算，本分区保有地质储量分别为：3号煤为4646.4万吨；8号煤为4258.4万吨；15号煤为11033.8万吨；合计为19939万吨。
可采储量
根据《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定对本分区设计储量和设计可采储量进行计算，计算结果见表2-1-1、2-1-2。
表2-1-1设计储量计算表
单位:万吨煤层编号3815合计
块段永久煤柱损失平均
工业容重面积厚度储量(t/m3)高速公
(km2)(m)矿界小计
路
14.764646.42.251.446.9359.4406.313.614258.42.061.5244.8410.6455.414.7611033.85.231.435133.51108.01241.5
19939
225.21878
设计储量 424038039792
2103.217835
表2-1-2可采储量表
单位:万吨
煤层设计编号储量3815合计
安全煤柱的留设
井田内煤柱的留设和计算方法如下：
井田境界：留设20m煤柱；大巷：3号、8号煤两侧各留设30m煤柱；15号煤两侧各留设40m煤柱。
建、构筑物按照保护等级外推围护带，表土按45°移动角下推，遇基岩再按72°移动角下推留设保安煤柱。
村庄：按照集团公司搬迁规划，设计本分区村庄均未留设煤柱。
(三)、分区设计生产能力的确定
根据煤层赋存条件、可采储量、工作面装备水平等情况，确定本分区设计生产能力为3.50Mt/a，日生产能力为1万吨。其主要理由如下：
1、本分区设计可采储量为12752万吨，其中，3号煤：3159万吨；8号煤：2805万吨；15号煤：6788万
4240.13803.09792.317835
开采煤柱损失
开采损失
设计可采储量 31592805678812752
大巷风井广场小计 237.953.7291.6789.7235.161.4296.5701.3563.6178.4742.02262.61036.6293.51330.13753.6
吨。储量丰富，煤层赋存稳定，煤层倾角6°一10°，适宜于综合机械化开采。
2、依据地质报告，本区地质构造简单，断层、陷落柱稀少，水文地质条件简单，适宜布置高产高效工作面进行开采。
3、集团公司经过多年开采，已有多个中厚煤层单产超100万吨/年的综采队，本区东部现已装备一个高产高效工作面，设计生产能力为150万吨/年。本矿已经积累了建设、管理特大型矿井的丰富经验。
为此，从资源、煤层开采条件以及管理水平等方面综合考虑，(三)确定本分区设计生产能力为3.50Mt/a是比较合理的。
(四)、分区服务年限
按下式计算：T=Z/（A×K）式中：T——服务年限，a；
Z——设计可采储量，万吨； A——设计生产能力，万吨/a； K——储量备用系数，取1.4；则：分区服务年限为T= 12752/（350×1.4）≈26(a)
其中分煤层服务年限分别为：3号煤为6.4年；8号煤为5.7年；15号煤为13.8年。
(五)、采煤方法选择
佛洼分区初期开采3号煤层，3号煤层倾角平缓，一般为6°~10°，地质构造简单，煤层赋存稳定，平均厚度为2.25m，顶、底板均为砂质泥岩，为半坚硬岩石，适合于机械化开采。
根据佛洼分区开拓部署和煤层的赋存情况，该分区达产时在3号煤同时布置两个回采工作面，为此，设计确定3号煤层回采工作面采煤方法为倾斜长壁综采，顶板管理方法采用全部垮落法
二、采区开采煤层条件
(一)、煤层赋存特征
井田开采过程中揭露的断层均为中、小断层，构造破碎带不发育，对矿床充水的作用和影响不大，揭露的陷落柱基本不含水，只是在雨季向斜部位出现少量涌水。井田基本构造形态为单斜，在此基础上发育有宽缓褶曲和短轴褶曲，断层稀少，属简单略偏中等，基本适宜于机械化开采。
(二)、地质状况及煤层概况
本区开采石炭系上统太原组及二迭系下统山西组煤系地层，共含16层煤，其中l—6号煤产于山西组，8—15号煤产于太原组。煤层总厚度18.63m，煤系地层总厚为181m，含煤系数为10.6％。现将本区主要煤层情况分述如下：
（1）2号煤层：大部分地区不可采，向北部逐渐尖灭，仅芦湖、坡头、张家岩一带有一片可采区。见煤点厚度为0—1.42m，平均厚度为0.46m，可采区厚度一般仅0.8m，属薄煤层。
（2）3号煤层：位于2号煤层下6.05—26.63m，平均间距为11.75m。见煤点厚度为1.87～3.30m，平均厚2.25m。
（3）6号煤层：距3号煤层7.60—52.53m，平均间
距23.5m，全区只有东部的张家岩，中部的芦湖、高岭、新庄窝以及西部的枣园、旧街三片可采区，其余大部尖灭。
（4）8号煤层：位于6号煤下11.78—44.31m，平均间距25.48m，见煤点厚度0.48～3.30m，平均2.06m，属薄—中厚煤层。本区域北部有一些不可采区（厚度小于0.8米）。
（5）9号煤层：位于8号煤下0．78～28．57m，平均11.29m，见煤点厚度0．00～3.48m，平均2.03m，属中厚煤层，该层在李家山、东西畛一带尖灭，向南及南西方向变厚。
（6）12号煤层：位于9号煤下9.18—76.58m，平均31.63m，见煤点厚度0.71～1.76m，平均1.29m。该煤层在东西畛、候家山、张家岩一带厚度较大，普遍1.Om以上，向南、向西方向厚度薄至不可采。
（7）13号煤层：距12号煤层2.35—27.55m，平均间距11.07m，见煤点厚度0.00～1.40m，平均0.74m。该煤层北部、西部尖灭，不可采，仅张家岩、芦湖、新庄窝、旧街一带可采。
（8）15号煤层：距13号煤层14.92～63.92m，平均23.69m，见煤点厚度3.94～8.21m，平均5.23m，该煤层东部、北部厚度大，向西部新庄窝、旧街、枣园一带，由于下部夹石加厚，分出15下号煤，因而煤层厚度减到4m左右。为全区稳定主要可采煤层。
（9）15下号煤层：为15号煤层下分层，距15号煤0.90一5.22m，平均1.92m，见煤点厚度0.18—3.83m，平均1.87m，单独分层出现在芦湖、东西畛两个不可采区，可采区主要分布于西部和西南部的保安、旧街一
带，可采区属中厚煤层。
（三）、煤质
各煤层均为中~高变质煤层，煤种属无烟煤。原煤灰分分别为3号煤16.54%；8号煤25.17%；9号煤20.4%；12号煤17.7%；15号煤13.37%。硫分分别为：3号煤0.39%；8号煤1.02%；9号煤0.62%；12号煤2.72%；15号煤2.33%。原煤挥发分分别为：3号煤10.55%；8号煤11.99%；9号煤10.9%；12号煤9.43%；15号煤8.4%。各煤层发热量分别为：3号煤35.63MJ/kg；8号煤
34.69MJ/kg；9号煤35.3MJ/kg；12号煤35.87MJ/kg；15号煤35.58MJ/kg。
表2-2-1可采煤层特征表
煤层厚度煤层间距最小—最大最小—最大煤层煤层稳定性夹石层结构平均(m)平均(m) 1.87 3891215简单稳定—3.30 2.25 0.48 —3.30简单不稳定 2.06 0.00 —3.48 简单不稳定2.03 19.38— 0.7196.84—1.76简单不稳定48.981.29 0.78—28.57 3.94 —8.2111.29 5.239.18—76.58复杂稳定 31.63 17.27—91.4734.760~11~21~20~11~3
第三章 采区巷道布置
一、采区上山布置方案
（一）、布置方案的比较及选择
在确定了风井工业场地的情况下，本设计以佛洼风井为界将佛洼分区分为东西两个区，同时提出了两个布置方案，分别叙述如下：
方案一本方案以辅助运输绞车服务范围为界将佛洼分区分为东西两个区。
1、3号煤
由于佛洼东区的3号煤已准备出1个回采工作面，并有5个回采工作面的顺槽将近掘完，因此，东区的开拓方案已成定局。其开拓布置方式为，利用分区中部的东西方向布置的525轨道大巷，向北间距30米布置分区北翼回风巷，向南间距30米分别布置轨道巷、胶带巷和分区南翼回风巷，分区巷道除东部边界处的部分轨道斜巷和上仓胶带巷为岩石巷道外，其余绝大部分为煤层巷道。与分区准备巷道垂直，南北方向条带式布置回采工作面。
当525轨道大巷掘至佛洼风井东侧距回风井437m左右时（y=84650m），煤层开始变为向西方向的倾角向下的单斜构造，煤层距525轨道大巷愈来愈远，其间距由50米逐步变为100米以上，设计525轨道大巷在y=84650m附近停掘，做一个上部平车场后在525轨道大巷南侧间距30米布置西区轨道巷，轨道巷以12°坡向下找煤，见煤后沿3号煤顶板掘进，同时向北、向南间距30米分别布置分区北翼回风巷、轨道巷、胶带巷和分区南翼回风巷。其回采工作面布置形式同东
区。
轨道巷在见煤点附近需布置一段通风联络绕巷将东西区轨道巷连通，以作为下一步东区轨道巷的进风通道。2、8号煤
由于8号煤标高介于+525m水平和+420m水平之间，利用两个水平均可开采，因此提出两个开拓方案。
（1）8号煤+525m水平开拓方案
本方案中辅助运输是利用525轨道大巷与8号煤煤层轨道巷连通；主运输是将8号煤采区胶带巷与8号煤胶带联络巷直接连接，通过芦湖南8号煤转载煤仓与芦湖南8号煤胶带大巷连接，以实现其主运输系统与3号煤系统的分装分运。具体方案叙述如下：
东区：在佛洼分区东部边界处，利用3号煤采区车场以20°下坡做8号煤材料斜巷，在8号煤底板做平车场，然后沿8号煤顶板布置东区轨道巷；东区胶带巷与8号煤胶带联络巷直接连接；分区北翼回风巷在东部边界处以25°上坡与西一上回风石门沟通，以形成8号煤抽放瓦斯管路系统。
西区：525轨道大巷在y=84770附近做8号煤西区上部平车场，然后与东区相同，以20°下坡做8号煤材料斜巷及相应的下部平车场以及8号煤西区轨道巷。
上述巷道均与3号煤重叠布置。（2）8号煤+420m水平开拓方案东区：在东部边界处，利用420轨道巷做8号煤下部平车场，然后以20°上坡做8号煤材料斜巷，在8号煤底板做上部平车场后，沿8号煤顶板布置东区轨道巷；东区胶带巷通过8号煤转载煤仓与15号煤上仓胶带巷搭接，然后进入15号煤煤仓，通过西一下胶带石门外运；分区北翼回风巷在东部边界处以25°下坡与15号煤回风联络巷沟通。
西区：420轨道大巷在y=84380附近进入8号煤层，然后沿8号煤层直接布置西区轨道巷。
上述巷道除水平大巷、岩石斜巷及上下部车场为岩巷外，其余巷道均为煤巷。
（3）8号煤两个方案的比较选择
利用+525m水平开采8号煤的主要优点是：
①从衔接方面考虑，由于3号煤的服务年限只有6.4年，当佛洼风井投运后，即可进行8号煤的开拓准备。
主要缺点是：①在8号煤需布置一条1430米长的胶带联络巷，以完成本分区8号煤与芦湖南8号煤之间主运输系统的连接，以实现3号、8号煤的分装分运。
②西区辅助运输需通过两部绞车接力来完成。利用+420m水平开采8号煤的主要优点是：
①主运输通过8号煤分区煤仓与15号煤混合，从而减少了一部胶带联络巷。
②420轨道大巷可直接进入8号煤层，只需布置一部辅助运输绞车即可与水平大巷连接。
主要缺点是：
从衔接方面考虑：在矿井总体衔接安排中，芦湖南分区的15号煤将于2014年投产。另外通过对420水平的工程量估算，从佛洼风井到副立井的单巷工程量约9000米左右，其中副立井到芦湖南风井单巷工程量为3000多米，芦湖南风井到佛洼风井单巷工程量为5500多米，两个井底车场部分单巷工程量为500多米，如果再加上采区巷道及回采巷道工程量，即使从现在开始进入二水平的开拓准备，到佛洼分区形成系统也需要6年多时间，而佛洼分区8号煤至少需要从2010年左右开始准备。因此，利用420水平开拓系统开采8号煤无法满
足矿井衔接要求，
通过对上述两个方案的比较，为了保证矿井的正常生产衔接，设计选择利用+525m水平开采8号煤方案。
3、15号煤
东区：420轨道大巷在佛洼东区边界处已接近15号煤，在其拐弯附近做一个平车场，然后以12°下坡布置东区15号煤轨道巷，见煤后沿15号煤顶板布置；15号煤胶带巷以16°上坡布置15号煤转载煤仓，并与+420m水平西一下胶带石门搭接。
西区：420轨道大巷在y=847700附近以12°下坡布置15号煤材料斜巷，进入煤层后沿15号煤顶板布置西区轨道巷。
上述8号、15号煤工作面布置形式均与3号煤相同。4、关于9号煤说明
由于9号煤现有资料不全。结合集团公司开采情况，因8号、9号煤距离较近，8号煤开采后，使得9号煤顶板相当破碎，变成了难采煤层。另一方面，从现在推行的上行采煤方法看，9号、15号煤距离达80米左右，15号煤的开采不会对9号造成太大影响。因此，建议矿井到后期再考虑9号煤的开采。
（二）方案二
本方案以佛洼进风井为界将佛洼分区大致分为东西两个区。
佛洼东区由于现有的开拓大巷及准备巷道已经形成，其开拓方案已成定局，本设计针对佛洼西区提出方案二，叙述如下：
将位于佛洼进风井处回采工作面的尾巷作为西区胶带巷，向西间距30米分别布置轨道巷和回风巷，然后东西方向布置西区回采工作面顺槽，这样将佛洼西区布置成一个单翼
采区。该单翼采区由东区准备巷道将其分为南北两部分，需要通过轨道巷及胶带巷分别与西区采区车场及胶带巷相连。
（三）方案比较及选择由于佛洼分区东区方案已成定局，因此只对西区方案进行比较。
方案一的主要优点是：
1、开拓布局合理，系统简单流畅，全区各主要巷道系统均沿一条直线布置；
2、巷道工程量较少，巷道工程投资少，移交及达产工作面投产早，见效快。方案一比方案二节省巷道工程量约300米。初期工程量少，建井工期短，最大限度地压缩了初期井巷工程投资；
3、矿井生产系统简单，占用设备少、生产环节少、用工少、事故少、生产经营费用低。
方案一的主要缺点是：
西区南部块段布置的三角煤工作面较多（9个）。方案二的主要优点是：
1、绝大部分可布置推进长度为1900米左右的回采工作面，比较适宜高产高效工作面的大推进度；
2、西区南部块段布置的三角煤工作面较少（5个）。方案二的主要缺点是：
1、采区巷道系统增加一个运输环节，主运输及辅助运输至少多投入一部设备；
2、辅助运输增加一个采区车场环节；3、初期移交工程量增加；
4、采区巷道工程量略有增加（约300米左右）。
通过对上述方案的比较，方案一的优点正好是方案二的缺点，方案一优点突出，技术先进，明显优于方案二。本设
计推荐方案一根据井田内煤层赋存情况、开采条件、选定的设备性能以及分区设计生产能力等因素，确定回采工作面长度为200m.回采工作面日循环次数12次。
（二）、区段巷道布置
根据确定的分区开拓部署，结合设计生产能力和工作面装备水平，分区移交生产及达到设计产量时共布置一个分区、两个综采工作面.
佛洼分区移交生产时同时布置3号煤层两个回采工作面，分区开拓大巷即为采区的准备巷，均沿煤层布置，在大巷一侧直接布置回采工作面的进、回风顺槽及瓦斯尾巷，形成采长200m的回采工作面，运输顺槽直接与分区胶带巷相接；回风顺槽直接与分区回风巷相连，并通过横贯与采区轨道巷相连，采区轨道巷和回风顺槽之间的联络横贯用风门隔开；瓦斯尾巷与分区回风巷为水平斜交。从而形成分区完善的通风、运输、供电、排水系统。
根据需要佛洼进风井分别在3号、15号煤层井底设有分区变电所、水泵房及管子道、水仓等硐室，上述硐室分别设于3号、15号煤进风石门处。其中3号煤马头门布置于3号煤层中，15号煤马头门布置于15号煤顶板上5米处的稳定岩层中，风井两侧的进回风石门及硐室均水平布置。
设计风井井底水仓按采区水仓考虑，其容量以满足采区涌水及其佛洼分区用水量为主，由于分区用水量为2844m3/d，佛洼分区东西采区涌水量分别为105×24=2520m3/d，因此分区水仓容量以
2844÷24×4=474m3进行设计，根据水泵房的布置形式，设计将水仓布置在进风西石门的西北侧，水仓设主仓、副仓各一个，水仓净断面面积为7.19m2，长度为130m，有效容量为550m3，大于分区4小时的用水量474m3。
3号、8号、15号煤层分别设有爆破材料库，爆破材料库为壁槽式，为独立通风硐室。
佛洼风井井底巷道和硐室采用半圆拱断面，井筒与井底连接处（马头门）为混凝土碹支护，分区变电所、水泵房及管子道、水仓等硐室采用锚喷支护。
（三）、巷道断面及支护形式1、525轨道大巷
采用半圆拱断面，巷道净宽4.5m，净高3.65m，净断面面积14.2m2，锚喷锚索联合支护，巷道沿4‰上坡掘进。巷道内铺设600mm双轨，运输12t蓄电池电机车。
2、采区胶带巷
采用矩形断面，巷道净宽4.4m，净高3.0m，净断面面积13.2m2，金属网锚喷锚索联合支护，巷道坡度为6°~10°左右。巷道内铺设带宽1200mm的胶带输送机。
3、采区轨道巷
采用矩形断面，巷道净宽4.6m，净高3.2m，净断面面积14.72m2，金属网锚喷锚索联合支护，巷道坡度为6°~10°左右。巷道内铺设600mm双轨，装备无极绳连续牵引绞车。
4、采区回风巷
采用矩形断面，巷道净宽4.4m，净高3.0m，净断面面积13.2m2，金属网锚喷锚索联合支护。
巷道断面及支护形式详见巷道断面图册。
（四）、主要运输巷道断面、支护方式、坡度1、分区胶带巷
采用矩形断面，巷道净宽4.4m，净高3.0m，净断面面积13.2m2，金属网锚喷锚索联合支护，巷道坡度为6°~10°左右。巷道内铺设带宽1200mm的胶带输送机。
2、采区轨道巷
采用矩形断面，巷道净宽4.6m，净高3.2m，净断面面积14.72m2，金属网锚喷锚索联合支护，巷道坡度为6°~10°左右。巷道内铺设600mm双轨，装备无极绳连续牵引绞车。
3、采区回风巷
采用矩形断面，巷道净宽4.4m，净高3.0m，净断面面积13.2m2，金属网锚喷锚索联合支护。
二、采区主要生产系统分析
运输系统
一、大巷煤炭运输设备
采区胶带大巷，担负采区设计生产能力3.5Mt/a的煤炭运输任务。该巷全长（水平投影长）L=2540m，巷道内现已安装一部带宽B=1200mm的钢绳芯胶带输送机510m，其技术参数为：带宽B=1200mm；带速V=3.15m/s；坡度：α=13°；运量Q=750t/h；配套电机2×400kW，经校验其能力满足大巷运输要求。剩余大巷长（水平投影长）L=2030m，平均坡度：α=6.5°，本设计只需搭接一部胶带输送机运输即可，故选型时按一部胶带输送机进行选型计算。
根据胶带大巷的特征及对煤炭运输设备的要求，结合回采工作面顺槽胶带机的选型情况，胶带大巷煤炭运输设备经计算选用一部带宽B=1200mm的钢绳芯胶带输送机。
计算电机功率：N0=1197kW；安全系数n=8.6 ＞7；其技术参数如下：带宽B=1200mm；带速V=3.15m/s；
运量Q=750t/h；安装长度L=2050m；
配套电机选用：YB型防爆电机三台，400kW，
6KV,1000r/min；
可控起动传输系统为CST420KS ，i=20.6316，3台；
输送带选用B=1200mm，ST2500强力钢芯带，许用最大张力为2500N/mm。
传动滚筒直径Dg=1250mm；
液压自动拉紧装置型号为：DYL-01，拉紧力的调节范围17KN～50KN，拉紧小车的最大行程10m,尾部车式拉紧，数量1台。
制动器选用YWZ3-800/320-10型制动器，逆止器选用DSN型楔块式低速逆止器，均安装在低速轴上，逆止器由胶带输送机厂家按要求配套供应。
二、大巷辅助运输设备
佛洼分区+525轨道大巷采用12t防爆特殊型蓄电池电机车牵引1.5t系列矿车。
佛洼分区辅助运输巷道为3号煤采区轨道巷，移交及达产时，该巷坡度基本在6°~10°之间，且起伏不平。其中东区轨道巷全长为2000m，西区轨道巷移交长度为850m左右，设计分别采用一部SQ-1600型无极绳连续牵引绞车牵引1.5t矿车运输。
预防运输事故的措施
1、斜坡巷道必须设“一坡三挡”防跑车装置，并做到装置齐全，灵敏可靠，做到行人不行车。
2、小绞车牵引钢丝绳、保险绳的规格应与小绞车的提升能力配套。地滚、托轮齐全，灵活可靠。
3、牵引钢丝绳与矿车、矿车与矿车之间的连接，必
须使用不能自行脱落的连接装置，并经过拉力试验，严禁使用其它物料代替。
4、各部绞车必须设置联系信号，做到声光齐全、双向对打，下部车场或中间巷道应装设行车不行人的声光报警装置。
避灾线路
1、井下发火避灾线路
井下所有人员应迎风撤离，并及时关闭防火门，从最近的联络巷撤离到不受火灾威胁巷道段，然后分别从各安全出口撤到地面。
2、采掘工作面发生瓦斯事故避灾线路
应立即朝巷道出口顺风流风向的潮湿处卧倒，待事故平息后，以最快速度向最近进风巷撤离，并从联络巷经井筒撤至地面。
3、水灾避灾线路
井下一旦发生透水征兆，立即停止工作，并通知附近所有工作人员向井下较高处撤退，同时回报矿级调度室，最后由矿井安全出口撤离地面。
抽放系统
根据矿井抽放瓦斯以及将来利用要求，结合集团公司总体规划，佛洼分区瓦斯集中在神堂嘴瓦斯抽放站抽放，本区需沿回风巷布置抽放管路，配套安装附属设施，以形成矿井完善的瓦斯抽放系统。现神堂嘴瓦斯抽放站内安装四台水环式真空抽放泵，其基本参数见下表：
编号
名称型号
流量（m3/min）
静压转速功率（kPa）（r/min）(kW)
CBF710—
5#水环式真40049960500
空泵2BG3
CBF710—
6#水环式真40049960500
空泵2BG3
其中1#、2#泵负担下列采区的抽放任务：芦南3号煤一区，抽放量为60m3/min；佛洼分区3号煤抽放量为70m3/min；芦南8号煤采区，抽放量为70m3/min；二号井十采区，抽放量为10m3/min。
3#、4#泵负担下列采区的抽放任务：丈八一区，抽放量为120m3/min；芦北3号煤采区，抽放量为70m3/min。
神堂嘴瓦斯抽放站内下一步还计划安装5#、6#二台水环式真空抽放泵，其基本参数见下表：
名称水环试真空泵水环试真空泵
型号CBF710—2BG3CBF710—2BG3
流量
（m3/min）400400
静压（KPa）4949
转速
（r/min）690690
功率（kw）500500
5#、6#泵将负担三矿竖井的瓦斯抽放任务，预计抽放量为210m3/min。
佛洼分区的预计瓦斯抽放量计算如下：两个回采工作面的瓦斯绝对涌出量为44.4m3/min×2＝88.8m3/min
其中：回采工作面邻近层瓦斯涌出量占回采工作面总瓦斯涌出量的百分比取70％，邻近层瓦斯抽出率取80％，则佛洼分区回采工作面预计瓦斯抽放量为：88.8m3/min×70％×80％＝49.72m3/min
根据上面计算，该抽放系统完全满足瓦斯抽放要求。
主要生产系统简析1、运煤系统
主运输采用胶带运输。回采工作面煤炭（可弯曲刮板输送机）——运输顺槽（转载机）——运输顺槽（可伸缩胶带输送机）——3号煤采区胶带巷（胶带输送机）—— 3号煤转载煤仓——西一上525胶带石门（胶带输送机）——芦湖南转载煤仓——南上胶带巷（胶带输送机）——主斜井井底煤仓——主斜井（胶带输送机）——地面。
掘进煤（皮带转载机、可伸缩胶带输送机）——3号煤采区胶带巷（胶带输送机）——汇入采区煤流系统。
2、辅助运输系统
辅助运输采用轨道运输。
材料车：由副立井（提升机）——+525m水平井底车场——南石门轨道巷（蓄电池电机车）——525南上轨道巷（蓄电池电机车）——西一上轨道石门（蓄电池电机车）——佛洼分区525轨道大巷（蓄电池电机车）——3号煤采区轨道巷（无极绳连续牵引绞车）——进、回风顺槽（调度绞车）——采、掘工作面。
矸石：采用1.5t矿车运输，由掘进工作面——3号煤采区轨道巷（无极绳连续牵引绞车）——西一上轨道石门（蓄电池电机车）——525南上轨道巷（蓄电池电机车）——芦
湖南井底车场——芦湖南进风井——地面。
3、通风系统
佛洼分区进风由两部分组成，大部分进风由佛洼进风井进入，另有小部分进风由芦湖南进风井进入，其回风全部由佛洼回风立井排出。
一部分新鲜风流由佛洼进风立井——进风石门——3号煤采区轨道巷（或胶带巷）——运输顺槽（或掘进顺槽）——采、掘工作面；另一部分新鲜风流由芦湖南进风井——进风石门——芦湖南525轨道巷（或525胶带巷）——西一上525轨道石门（或胶带石门）——佛洼东区轨道巷（或胶带巷）——运输顺槽（或掘进顺槽）——采、掘工作面；
采、掘工作面（乏风）由回风顺槽、尾巷或掘进顺槽——分区南（北）翼回风巷——回风石门——佛洼回风立井——地面。
4、排水系统
工作面——进、回风顺槽（或尾巷）——3号煤采区轨道巷（或采区回风巷、采区胶带巷）——水窝——通过排水设备排至佛洼井底水仓——佛洼进风立井——地面（井下水沉淀池）。
三、采区开采顺序
根据推荐的采区巷道布置方案，佛洼分区3号、8号、15号煤层采用+525m和+420m两个水平开采，各煤层均划分为东西两个采区。
矿井移交生产及达到设计生产能力时，在3号煤层共布置两个综采工作面，以达到3.5Mt/a的设计生产能力。开采顺序为从上到下、由东到西。
第四章 采煤工作面采煤工艺及劳动组织
一、采煤工作面采煤工艺
﹙一﹚、主要采煤工艺
根据不同的地质开采条件,有不同的采煤工艺.首先将采煤方法分为壁式体系和柱式体系两大类.壁式体系又分为走向和倾斜长壁.柱式体系又分为房式采煤法和房柱式采煤法.
以长壁采煤法为代表的采煤工艺发展大体经历以下三阶段:最早的炮采到普通机械化采煤,再到后来的高档普采,以及现在的综合机械化采煤.
佛洼分区初期开采3号煤层，3号煤层倾角平缓，一般为6°~10°，地质构造简单，煤层赋存稳定，平均厚度为2.25m，顶、底板均为砂质泥岩，为半坚硬岩石，适合于机械化开采。
根据佛洼分区开拓部署和煤层的赋存情况，该分区达产时在3号煤同时布置两个回采工作面，为此，设计确定3号煤层回采工作面采煤方法为倾斜长壁综采，顶板管理方法采用全部垮落法
（二）、工作面机械设备及生产能力
设计采用一个分区、两个综采工作面来保证矿井
3.5Mt/a的设计生产能力。在此前提下，结合回采工作面的采高和煤层特征，对回采工作面采煤和运煤设备进行设备选型。
回采工作面采煤设备：由于3号煤层煤质较硬，设计选用MGTY300/700-1.1D型双滚筒采煤机割煤，采高为2.2m，电机功率为700kW。
回采工作面运煤设备：选用SGZ-830/630型可弯曲刮板
输送机，铺设长度为200m，输送能力为1000t/h，电机功率为2×315kW。
根据回采工作面运煤设备的运输能力，回采工作面运输顺槽运煤设备选用两部SSJ1000/160×2型可伸缩胶带输送机，带宽为1000mm，输送能力为1000t/h，电机功率为160×2kW，一部最大输送长度为1000m。
转载机选用SZZ880/220型转载机，电机功率为220kW。达到设计生产能力时回采工作面特征见表4-1-1。
表4-1-1回采工作面主要设备配备表
设备名称双滚筒采煤机可弯曲刮板输送机
刮板转载机可伸缩胶带输送机
SZZ880/220
220
台
设备型号功率(kW)单位
MGTY300/700-1.1D
SGZ-830/630
700台
315×2台
SSJ1000/160×2160×2台
液压支架过渡支架单体液压支柱Π型钢梁
乳化液泵站喷雾泵站
ZZ4400-16/33 架
ZT6000-17/35DZ28-25/100
HDC-4200
架根根
WRB-200/31.5125台
MZB-150/100100台
、回采工作面支护
﹙三﹚、回采工作面支护
3号煤层平均厚度为2.25m，属中厚煤层，本设计回采工作面选用ZZ4400-16/33型支撑掩护式液压支架支护顶板，液压支架主要参数如下：
初撑力：3960kN； 工作阻力：4400kN；支撑强度：0.65 MPa； 泵站压力：31.5MPa；支撑高度：1.6~3.3m； 重量：14t；
最小控顶距：4.2m； 最大控顶距：5.0m；支架参数：长×宽=5800×1500mm回采工作面顶板管理方式为全部垮落法。回采工作面端头及超前支护：
综采工作面端头支护配备4架ZT6000-17/35型与工作面支架相配套的过渡支架，并配备了DZ28-25/100型单体液压支柱120根和Π型钢梁40根，对回采工作面端头及超前进行维护。∏型钢梁采用“一梁三柱”支设，即每根∏型钢梁下至少支三根单体液压支柱。运输顺槽、回风顺槽超前工作面20m范围内支设两排帽柱。
二、工作面劳动组织
工作制度
根据《煤炭工业矿井设计规范》要求，本设计确定：1、年工作天数为350天，每天净提升时间为16小时。2、工作制度：采用三八制，其中二班生产，一班准备。
佛洼分区设计生产能力为3.5Mt/a，年工作日350天，设计日生产能力10000t，每天两班生产，一班检修，全员效率19.3t/工，经计算分区在籍总人数为707
人，见表4-2-1。 表4-2-1劳动定员配备表
序号
工种
第一班
13312310101431113167
出勤人数第二班
17015515251951316224
第三班
13312310101431113167
合计
43640135454813542558
在籍系数
在籍人数
1.351.25
58554144456303542707
1生产工人
其中：井下工人
地面工
人
管理及技术人2员
生产人员合计3服务人员4其他人员分区定员总人数
三、工作面主要技术经济指标见表4-2-2。
表4-2-2
序号12
指标名称采区个数
回采工作面个数及采
长回采工作面推进长度
采煤方法顶板管理方法（1）采煤机械（2）工作面支架形式（3）工作面运煤机械（4）顺槽运输机械掘进工作面个数井巷工程总量巷道总工程量万吨掘进率井下大巷运输方式
提升
（1）主井提升设备（2）副立井提升设备
通风（1）瓦斯等级
单位个mm
指标22个2001500长壁式综采全部垮落法MGTY300/700-1.1DZFSB4200-17/28SGZ-764/400SSJ1000/160×2
8
备注
3台使用；1
3
456
78
个
mm/万吨
2367068胶带输送机
910
11
（2）通风方式（3）扇风机型号及数
量
12排水
m3/hm3/hm
胶带输送机多绳摩擦提升机
高中央并列式GAF35.5-17-Ⅰ；3
210320
（1）正常涌水量（2）最大涌水量（3）水泵型号及数量
D280-100×6、三
台
13空气压缩机
L-42/7-A
台备用
第五章 采区通风及安全
一、概述
1、瓦斯
根据新景矿地质测量部门提供的新景矿南条带补充勘探地质报告资料，本矿井瓦斯主要来源于回采工作面、掘进工作面及已采区瓦斯涌出，矿井瓦斯相对涌出量平均为16.0m3/t，绝对涌出量平均为78m3/min。
2、煤尘
本区对3号煤层取样进行了煤尘爆炸性试验，结果为3号煤层具有煤尘爆炸危险性。见表5-1-1 。
表5-1-1 煤尘爆炸性试验表
煤尘爆炸挥发分V%
钻孔号煤厚火焰长加岩粉有无爆
原煤精煤
度%量%炸性
3—181.981050有10.949.163—392.261050有10.979.943—421.971050有10.339.773--682.73550有11.529.01
3、煤的自燃
根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告：3号、8号煤层均无自然发火性。
依据相邻矿井情况，15号煤层有自然发火性。4、煤与瓦斯突出
依据本井田及相邻矿井情况，在开采3号煤层时，有瓦斯突出危险性。
5、地温及地压
本区煤系地层平均地温梯度值为1.6-2℃/100m，属地温地压正常区。
根据阳泉矿区及新景矿开采经验，矿井绝对瓦斯涌出量分别由回采工作面瓦斯涌出、掘进工作面瓦斯涌出及已采区瓦斯涌出三部分组成，其中回采工作面瓦斯涌出约占80%，掘进工作面瓦斯涌出约占10%，已采区瓦斯涌出约占10%。
根据地质报告资料，本矿井瓦斯相对涌出量平均为
16.0m3/t，绝对涌出量平均为78 m3/min，通过计算，矿井此时的产量为7020t/d，由于提供该瓦斯涌出量时矿井的生产能力与本设计相差较大，因此，本设计采用地质告中矿井相对瓦斯涌出量结合设计生产能力对矿井瓦斯涌出量进行预测，结果如下：
佛洼分区绝对瓦斯涌出量为
q矿=（16×350×104）÷（1440×350）=111m3/min其中回采工作面绝对瓦斯涌出量为111×80%=88.8m3/min
本区设计有两个回采工作面，则一个回采工作面绝对瓦斯涌出量为
q回=88.8÷2=44.4m3/min
二、采区通风方式及系统
通风方式
按进、回风井在井田内的位置不同,通风系统可分为中央区域式、及混合式
中央式:中央并列试;中央边界试(中央分列)对角式:两翼对角试;分区对角试
区域式混合式
依据采区开拓部署，本区在佛洼风井工业场地内布置一对进、回风立井。其通风系统为中央并列式，通风方式为机械负压抽出式。
通风设备 （一）、设计依据
1、矿井风量：18000m3/min2、矿井负压：前期：176mmH2O=1760Pa 后期：270mmH2O=2700Pa（二）、通风设备选型
1、确定通风机所需的风量和静压
通风机风量：Q=KLQK=1.15×18000/60=345m3/s通风机需要的风压：
前期：Hsmin=hmin+Δh=176+20=196mmH2O后期：Hsmax=hmax+Δh=270+20=290mmH2O2、选择通风机
根据Hsmax=290mmH2O，Hsmin=196mmH2O和
Q=345m3/s，确定选用两台GAF35.5-17-I型高效轴流式通风机，其中一台工作，一台备用，n=742r/min。采用机械式停车动叶集中同步可调装置进行返风（电动机不反转），本装置能够在10分钟之内重新启动电动机，且返风量能够达到正风量的60%以上。
（三）、确定通风机工况点 1、后期工况点：
通风网路阻力系数：Rmax=Hsmax/Q2=0.00244
通风网路特性曲线方程：H=0.00244Q2计算数据如
下表：
Q2（m3/s)H(mmH2O)
00
608.77
12035.08
18078.94
240140.34
345290
360315.77
作Amin时的矿井通风网路特性曲线与通风机性能曲线交于M2点，此点即通风机后期工况点。
Q2=345m3/s，Hsmax=290mmH2O=2900Pa，ηs=0.832、前期工况点：
通风网路阻力系数：Rmin=Hsmin/Q2=0.00165通风网路特性曲线方程：H=0.00165Q2计算数据如下表：
Q1（m3/s)H(mmH2O)
00
605.93
12023.71
18053.35
24094.85
345196
360213.41
作Amax时的通风网路特性曲线与通风机性能曲线交于M1点，此点即通风机前期工况点。
Q1=345m/s, Hsmin=196mmH2O=1960Pa, ηs=0.76通风机运行工况特性曲线见图6-1。（四）、电机功率计算后期电机功率：
Nmax=1.15×345×2900/(1000×0.83×0.98)=1415kW
前期电机功率：
Nmin=1.15×345×1960/(1000×0.76×0.98)=1044kW
根据计算，前、后期均选用YR1600-8/1430型异步电动机，1600kW、6kV、742r/min。
（五）、其它设备
通风机房设一台SSQ-3型手动双梁起重机，用于设备安装、检修，起重量16吨。
三、采区风量的计算及分配
（一）风量
按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算
Q总＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐+∑Q其它）·K通
式中：∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min;
∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min;
∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3/min;
∑Q其它——除采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/min。
K通—通风系数，中央并列式取1.2；1、回采工作面配风量：
本矿井为高瓦斯矿井，根据前面对回采工作面瓦斯绝对涌出量预计为44.4m3/min，则回采工作面配风量按以下公式计算：
Q采= QA＋QB
=aq采÷1%×K瓦×K备＋b×(1－c)×q采÷2.5%×K瓦×K备
式中：
q采—回采工作面瓦斯绝对涌出量，44.4m3/min；a—本煤层瓦斯涌出量占工作面瓦斯总涌出量的百分比，取30％；
b—回采工作面邻近层瓦斯涌出量占回采工作面瓦斯
总涌出量的百分比，取70％；
c—邻近层瓦斯抽出率，取80％；K瓦—瓦斯涌出不均衡系数，取1.1；
K备—风量备用系数，取1.1；
Q采=0.30×44.4÷1%×1.1×1.1＋0.70×(1－80％)×44.4÷2.5%×1.1×1.1
=1612+301＝1913m3/min
本区布置2个回采工作面、2个备用回采工作面，备用回采工作面风量取800m3/min
则回采面需要总风量为：
∑Q采=1913×2＋800×2=5426m3/min2、掘进工作面风量计算
根据阳煤集团《通风瓦斯管理实施细则》，掘进工作面配风量
Q掘局=1.43·Q掘
式中：Q掘局——根据局扇安装使用的台数计算的掘进工作面全风压的供风量，m3/min；
Ｑ局额——局扇的额定风量；设计选用的局扇额定风量为：2×30kW对旋风机额定风量为600m3/min；2×18.5kW对旋风机额定风量为500m3/min。
1.43——全风压供风量保证局扇不循环风的系数；综掘工作面安装2×30kW对旋风机，普掘工作面安装2×18.5kW对旋风机。
本区布置4个综掘工作面、4个普掘工作面、2个备用掘进工作面，备用掘进工作面与普掘工作面风量相同。
则Q综掘=1.43×600=858m3/minQ普掘=1.43×500=715m3/min则掘进工作面需要风量为：
∑Q掘=858×4＋715×4＋715×2＝7722m3/min3、硐室需要风量
井下爆破材料库取150m3/min，采区变电所取100m3/min，
则：∑Q硐=150＋100×2＝350m3/min4、其它巷道需要风量
根据采区巷道布置形式，其它巷道用风量按1430m3/min考虑。
5、分区总风量Q总=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）·K通=
(5426+7722+350+1430）×1.2=14928×1.2=17913m3/min。
Q总取18000m3/min（二）风量分配
将矿井总风量分配到井下各用风地点，具体配风见表5-3-1。
表5-3-1风量分配表
序号12345678合计
用风地点回采工作面备用回采面综掘面普掘面备用工作面爆破材料库采区变电所其它
个数（个）2244212
单位
配风量38161714143233
总4560
配风量76326856283433300
2280
96010208408401801201980
192040803360680
804019808000
通过采用风量自然分配法计算，佛洼分区的进风量构成中，由芦湖南进风井通过525轨道大巷及胶带大巷（或420大巷）供给的风量为4020m3/min（67m3/s），由佛洼进风井供给的风量为13980m3/min（233m3/s），佛洼回风井的总回风量为18000m3/min（300m3/s）。
另外，由芦湖南进风井供给佛洼分区的风量中，还有一部分风量需供给布设抽放瓦斯管路的回风巷，该风量为600m3/min（10m3/s）。
四、采区总风压及等积孔计算
（一）矿井通风阻力计算
矿井通风阻力采用下式计算：
h=∑（α· L·P·Q2 /S3 ） +h局式中：h——矿井通风阻力，mmH2O；α——井巷摩擦阻力系数，kg.s2/m4；L——井巷长度，m；
P——井巷净断面周长，m；S——井巷净断面积，m2；
Q——通过井巷的风量，m3/s；
h局——局部阻力，h局=15%·h mmH2O。
本分区达到设计产量后，选择通风容易时期及困难时期的风阻最大路线进行阻力计算（其中容易时期位于3210回采工作面，困难时期位于15234回采工作面）。经计算，本分区通风容易时期和困难时期最大阻力分别为196mmH2O和247mmH2O。
根据《煤炭工业矿井设计规范》第10.1.7条“井深400米以上时，宜计算矿井的自然风压”的要求，设计对矿井的自然风压采用下式进行计算：
He=P0·H·g/R·（1/T1-1/T2）（1+H/10000）He—自然风压，Pa；
P0—井口地面大气压（P0=674mm水银柱），查表P0=89830Pa；
H—井深，m；g—重力加速度，m/s2；
T1—进风井平均温度，K；夏季为30℃、冬季为10℃；
T2—回风井平均温度，K；取20℃；
R—矿井空气常数，干空气的常数为287J/（kg·K）
1、夏季时的自然风压
He=89830×623×9.8/287×〔1/（273+30）－1/（273+20）〕×（1+623/10000） =－228.7Pa=－23mmH2O
2、冬季时的自然风压
He=89830×508×9.8/287×〔1/（273+10）－1/（273+20）〕×（1+508/10000） =197Pa =20mmH2O
考虑自然风压后，佛洼分区通风容易时期、困难时期阻力分别为176mmH2O和270mmH2O。矿井通风阻力计算详见表5-4-2、5-4-3。
表5-4-2通风容易时期通风阻力计算表
序支护形PSLQhv
巷道名称α号式(m)(m2)(m)(m3/s)(mmH2O)（m/s）1佛洼进风井砼碹0.00220.4232.551023332.87.172进风石门锚喷0.000816..015.611001174.67.53号煤采区轨3锚喷0.00115.614.7180502.23.4
道巷3号煤采区轨4锚喷0.00115.614.7600415.02.8
道巷3号煤采区轨5锚喷0.00115.614.7600363.82.45
道巷
6进风顺槽锚杆0.001513.610.9215003833.93.1
液压支
7工作面0.003514.8010.020038153.8
架
8回风顺槽锚杆0.001313.210.414403223.42.63号煤采区回9锚喷0.000814.813.2240442.43.3
风巷3号煤采区回10锚喷0.000814.813.27307521.25.7
风巷3号煤采区回11锚喷0.000814.813.2190785.95.9
风巷
12回风石门锚喷0.000816.5718.871501506.667.9513回风立井砼碹0.000418.8528.2748030013.610.614计 170.46 15161718
局阻小计自然风压合计
15％
25.6196-20
176
表5-4-3通风困难时期通风阻力计算表
序支护形PS
巷道名称α号式(m)(m2)1佛洼进风井砼碹0.00220.4232.52进风石门锚喷0.000816..015.6115号煤采区轨3锚喷0.00115.614.7
道巷
4进风顺槽锚杆0.001513.610.92
液压支LQhv(m)(m3/s)(mmH2O)（m/s）62023340.247.171001174.67.511801500
8038
37.133.9
5.443.1
567891011121314
工作面回风顺槽15号煤采区回风巷回风石门回风立井计
局阻小计自然风压合计
架锚杆锚喷锚喷砼碹
0.003514.8010.0200383272150300
1523.436.76.6616.8214.432.224723
3.82.65.467.9510.6
0.001313.210.414400.000814.813.214800.000816.5718.87400.000418.8528.27600
15％
270
（二）矿井等积孔计算
矿井等积孔采用下式计算：A=0.38Q/h1/2式中：A——等积孔，m2；
3/s； Q——风量，m
h——风压，mmH2O；则矿井通风容易时期等积孔为：A1=0.38×300/1761/2=8.6m2。
矿井通风困难时期等积孔为：A2=0.38×300/2701/2=6.9m2。
经过计算，本区前后期通风均为容易小阻力。
五、安全通风措施
为保证矿井安全生产，协助矿领导有效地指挥生产，及时发现，排除事故隐患，以达到安全运行的目的，建立有效、多功能的监测系统。
本矿井装备一套KJ90型矿井监控系统，以对井下工
作环境的风流及其参数进行实时监测和管理，使之更有效地为煤矿服务。
1、监控内容对采掘工作面瓦斯进行连续监测，当瓦斯超限时，报警并切断相应范围内设备电源；对总回风巷风速、瓦斯进行连续监测；对主要风门开闭状况、井底水仓水位、通风机风硐内风速及负压等进行连续监测。对通风机、局扇、主排水泵以及其它主要机电设备的运行状况进行连续监测。
2、通风安全监测装置的设置
（1）在回采工作面的回风侧分别设置工作面瓦斯传感器和回风巷瓦斯传感器；在回采工作面的进风巷设置瓦斯传感器；在瓦斯尾巷设置瓦斯传感器。当瓦斯浓度达到规定数值时，分别进行报警、断电、复电。
（2）回采工作面进风巷或回风巷中，应安设风速传感器，当风速低于或超过设计风速的20%时，应发生声光报警，风速传感器应设置在巷道前后10m内无分支风流、无拐弯、无障碍、断面无变化，能准确计算测风断面的地点。
（3）在掘进工作面及掘进工作面回风流中分别设置瓦斯传感器，当瓦斯浓度达到规定数值时，分别进行报警、断电、复电。
（4）采煤机或掘进机必须设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。
（5）分区回风巷的测风站，应安设瓦斯和风速传感器。
（6）装置的井下主机或分站应安设在便于人员观察、调试、检验、支护良好、无滴水、无杂物的进风巷
道或峒室中，安设时应加垫支架，使其距巷道底板不低于300mm或吊挂在巷道中。
（7）瓦斯传感器应垂直悬挂，其传感元件距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。风速、压差、温度、一氧化碳传感器应悬挂在能正确反映该点实际测值的地点。
（8）装置应使用专用不延燃电缆。电缆上每隔100m处作一黄色标志，标志长度为100mm，电缆的敷设、连接方式，必须符合《规程》有关规定。
第六章 安全技术措施
一、防瓦斯爆炸措施
（一）本矿井属高瓦斯矿井，必须作好以下工作：1、矿井通风必须作到高效、稳定和连续，使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》的要求。同时要及时处理局部积聚的瓦斯，如回采工作面上隅角、顶板冒落空洞等地。如遇风机停机等事故，井下人员必须马上撤出。
3、建立健全瓦斯检查、监测制度，主要机电设备设置断电仪。
4、为防止瓦斯灾害事故的扩大，回风井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。
（二）1、加强技术培训，提高全矿井工作人员防灾抗灾能力，建立健全通风瓦斯管理机构和制度，严格执行“三大”规程，严禁“三违”作业。
2、加强通风网络管理及通风设施管理，通风系统要独立完善，确保各用风点连续、稳定供风，保证能将工作面及井巷中的有害气体冲淡到允许浓度以下，严防局部瓦斯积聚。
3、必须对采空区实施严格的密闭，保证闭墙质量，加强监测管理，防止采空区有害气体溢出。
4、井下机电设备必须采用隔爆型，严禁使用伪劣产品，同时加强机电设备管理，完善电器设备三大保护装置，杜绝明火。
5、扇风机房必须设反风装置，每年进行反风试验，保证通风设备完好。
6、加强打眼放炮管理，严格按三大规程作业，坚持“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。
7、严禁明火作业，加强矿灯管理检修充电使用制度，严格入井检身制度。
8、巷道掘进一定要做到“三专两闭锁”，保证停掘不停风。
9、因特殊原因停风恢复通风时，必须制定排除瓦斯和停、送电的安全措施。
10、加强井下瓦斯监测、预报工作
二、防煤尘爆炸措施
1、回采工作面须采取煤层预注水.根据本矿煤层赋存特点、采区巷道布置方式、采煤方法等情况，采用煤层注水措施可有效减少回采工作面的粉尘产生。煤层注水水源采用井下消防洒水管路供给.
2、凡落煤、转载点等易产生煤尘的地点须配置喷雾洒水装置。
3、定期清理巷道和进行冲刷煤壁，以减少巷道中的煤尘。
4、定期在转载点等产尘地点撒岩粉，中和生产过程中产生的煤尘。
5、采用湿式钻机打眼、水封或水炮泥爆破。6、隔爆措施是设置隔爆水棚、设置水幕等。设计在下述地点设隔爆水棚：
①与井筒相联接的主要运输巷和回风巷中设主要隔爆水棚。
②采煤工作面进风和回风顺槽中设辅助隔爆水棚。③沿煤层掘进的巷道掘进工作面同与其相连的巷道
间设辅助隔爆水棚。
④煤仓上口的通路中设辅助隔爆水棚。
7、轨道辅设一定要规整，矿车不能装的太满，防止煤尘飞扬和撒落；在大量产生煤尘的地点，控制风速，以防止煤尘飞扬；矿井应按规定配备测尘仪器，并派专职测尘人员，每15天进行一次粉尘测定；在洒水管路上每100m设置支管和阀门，作为消防、灭尘、清洗巷道粉尘的使用，保证井下粉尘浓度降到指标。
三、防煤与瓦斯突出措施:
(一):区域性防突措施：
1、开采保护层：开采保护层的作用(地压减少,弹性潜能得以缓慢释放.;煤层膨胀变形,形成裂隙与孔道,透气系数增加;煤层瓦斯涌出后,煤的强度增强.);保护范围(垂直保护距离;沿倾向的保护范围;沿走向的保护范围;煤柱的影响.)._
2、预抽煤层瓦斯(二):局部防突措施：
1、松动爆破:是向掘进工作面前方应力集中区,打几个钻孔装药爆破,使煤体松动,集中应力区向煤体深部移动,同时加快瓦斯的排出,从而在工作面前方造成较长的卸压带,以防突出的发生
2、钻孔排放瓦斯:此法煤层厚、透气系数大和瓦斯压力高的石门揭煤时.
3、水力冲孔:在安全岩(煤)柱的防护下,向煤层打钻后,用高压水射流在工作面前方煤体内冲出一定的孔道,加速瓦斯排放.
四、防矿井突水措施
本区水文地质条件简单，仍需采取如下防范措施：1、遇地质构造处必须遵循有疑必探，先探后掘的探放水原则，并留设足够的防水煤柱。
2、在主排水泵房和主变电所通道内设置防水密闭门。
3、井下设置足够容量的水仓，并定期清理，保持排水设备及管道完好。
1、建立健全组织机构，配备专业队伍，建立制度，加强管理。
2、加强相邻煤矿采空区资料搜集、整理分析评价工作，加强探放水工作，坚持“有疑必探”原则，把防止采空区透水和地质构造漏水作为矿井安全大事，抓紧管好，落到实处。
3、对矿井防治水工作建档备案，整理收搜各种防治水资料以总结经验，提高防治水工作能力。
4、加强采空区调查勘察工作，布置工作面时要予留足够尺寸隔水煤柱，严禁和相邻矿井打通，造成重大水灾事故。
5、巷道掘进中设置探水钻，必须遵循有疑必探，先探后掘的原则，尤其注意加强在地质构造及周围小窑附近探水工作管理。
6、定期清理水仓及水沟，定期检修排水设备，保持设备完好。每年雨季要做好防水、防洪、防雷电工作，保证矿井不受水患影响。
7、采掘巷道中的积水要及时排放。。
9、井下巷道、回采工作面接近含水层时，必须提前
采取相应安全技术措施后，方可施工和开采。
五、防矿井火灾措施
3号煤层不易自燃，故井下火灾产生主要为可燃物、机电硐室、电缆等，应采取如下措施加强防范。
（一）1、及时清理可燃物，如井下使用过的棉纱头、布块、各类油料以及巷道内的废旧坑木等。
3、井下设置消防材料库及消防洒水管网。5、爆炸材料库设防火铁门及抗冲击波活门。（）1、对老窑和古空区及工作面采空区加强通风密闭管理工作，对废旧巷道、盲巷要及时密闭。
2、各种机电峒室均采用不燃性材料支护，并按《规程》要求设置防火门，加强机电设备操作管理，严禁电火花和明火出现。
3、井下必须设置完善的消防除尘洒水系统，并按规定设置消防材料库，配备足够器材。
4、及时维修、更换井下砸坏的电器开关、电缆、接线盒，严禁漏电失火。
5、加强放炮管理，严禁残炮隐患处理和残存火药丢失，严防火灾。
6、采空区自燃发火的防治措施：回采工作面采用后退式开采，应保证在开采结束后45天内，对所有与已采区相连通的巷道中设置防火墙，全部封闭采区。
六、防大气污染措施
工业场地所建热风炉是主要的大气污染源。
热风炉房内设2台ZRL-3.5W热风炉，配SDGG-L2除尘
器，除尘效率η≥94％，经计算烟尘排放浓度≤756mg/nm3，均符合排放要求。主要参考书目:
[1] 徐永圻：《采矿学》，中国矿业大学出版社，2003 [2]陈昌荣：《地质学基础》，中国矿业大学出版社，1994[3]戴绍城：《高产高效综合机械化采煤技术与装备》，煤炭工业出版社，1997[4]
陈炎光、徐永圻：《中国采煤方法》，中国矿业大学出版社，1991
[5] 冯昌荣：《煤矿矿井采矿设计手册》，煤炭工业出版社，1984[6] 钱鸣高、刘听成：《矿山压力及控制》，煤炭工业出版社，1991[7] 于海勇：《放顶煤开采的基础理论》，煤炭工业出版社，1995[8] 王省身：《矿井灾害防治理论与技术》，中国矿业大学出版社，1989[9]冯昌荣：《采矿工程专业毕业设计指导》，中国矿业大学出版社，1996[10]岑传鸿：《采场顶板控制与检测技术》，中国矿业大学出版社，1998[11]林在康、左秀峰：《矿业信息及计算机应用》，2000[12]蒋国安、吕家立：《采矿工程英语》，1998
[13]全国自然科学名词审定委员会：《煤炭科技名词》,1996[14]《综采设备管理手册》编委会：《综采设备管理手册》，煤炭工业出版社，1994[15]能源部：《煤矿安全规程》，煤炭工业出版社，1992
[16]中国煤矿专用设备成套服务公司：《采煤机械化成套设备参考手册》，煤炭工 业部，1984[17]煤炭部：《煤炭工业设计规范》，煤炭工业出版社，1979[18]中国统配煤矿总公司物资供应局：《煤炭工业设备手册》，中国矿业大学出版社，1992[19]洪晓华：《矿井运输提升》，中国矿业大学出版社，2000[20]东兆星，吴士良：《井巷工程》，中国矿业大学出版社，2004[21]黄元平：《矿井通风》, 中国矿业大学出版社，1995[22]杜计平：《特殊开采方法》，中国矿业大学出版社，2004[23]林在康：《井筒断面图册》，中国矿业大学出版社，2003[24]林在康：《巷道断面图册》，中国矿业大学出版社，2003[25]林在康：《井底车场图册》，中国矿业大学出版社，2003 [26]林在康：《风机装置性能图册》，中国矿业大学出版社，2003
致 谢
敬爱的老师们：
大学三年来，我们学院的老师给予我很大的帮助和鼓励，我前进中的每一步都凝聚了老师辛勤的汗水，我在内心深处由衷的感谢学院的各位老师，我会永远怀念大学阶段的美好时光。
如今站在这个人生关键的十字路口，感慨万千，心潮澎湃。众位恩师的谆谆教诲，让我掌握了坚定的道德准绳，学到了受益终生的知识，夯实了自己厚重的理论基础，我会义无返顾地扎根煤海。
本次设计是在蔡老师的关怀和指导下完成的。从毕业实习、论文选题、资料查询、方案确定、图纸的绘制到论文的撰写，他们倾注了大量的心血。在设计过程中，老师恰到好处地指导、耐心地讲解和在我们遇到困难时的鼓励以及在学习和生活上的帮助与支持，使我终生难忘。
在此，谨向为我的毕业设计付出辛勤汗水的老师表示忠心感谢，祝各位老师身体康健，家庭幸福。
学院
韩海军
2013年5月于太原理工大学阳泉
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