林南仓矿井情况报告目录毕业论文

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林南仓矿井情况报告目录毕业论文目录目录1第一章矿区概述及井田地质特征1第一节矿区概述2第二节井田地质特征4第三节煤层特征7第四节瓦斯10第二章井田境界和储量13第一节井田境界13第二节矿井可采储量16第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限22第一节矿井工作制度22第二节矿井设计生产能力及服务年限22第四章井田开拓24第一节井田开拓的基本问题24第二节矿井基本巷道24第五章准备方式——采区巷道布置36第一节煤层的地质特征36第二节采区巷道布置及生产系统36第三节采区车场选型设计37第六章采煤方法40第一节采煤工艺方式40第二节回采巷道布置56第七章井下运输65第一节概述65第二节采区运输设备选择68第三节大巷运输设备选择71第八章矿井提升74第一节概述74第二节主副井提升74第九章矿井通风及安全技术76第一节矿井通风系统选择763 第二节防止特殊灾害安全措施78第十章设计矿井基本技术经济指标80第一章矿区概述及井田地质特征第一节矿区概述一、井田位置：蓟玉煤田林南仓井田，位于河北省玉田县林南仓附近、地理坐标为东经117°37′30″，北纬39°50′00″，是蓟玉煤田东北端的一个独立向斜构造。西部隔林西背斜与蓟玉煤田的李庄子含煤向斜相毗邻。二、井田范围：东起白庄子，西至甫庄、黄庄子一带，南起李三庄，北至后湖定府、岳庄附近。东西长约7公里，南北宽约3.5公里，整个井田呈—不规则的长圆形，面积约22平方公里。井田行政区划，中部隶属玉田县林南仓公社，西部和南部分别属于林西公社和郭桥公社。井田内有十八个自然村。三、井田交通条件：本区目前有从唐山经林南仓至天津和经林南仓、彩亭桥至北京的公路。下仓到本区的铁路业已通车，交通比较方便。四、山文和水文：本区北枕燕山余脉，距螺山、峰山等只有十余公里，南为华北大平原。全区被新生界地层覆盖。本区地形平坦，地势由北往南逐渐低下，地表标高介于＋1.00至+6.91米之间，地形坡度约2/1000。区内无河流，仅井田北部有一较大积水洼地--后湖，现四周筑堤，作为天然水库占地约11000亩，盛产芦苇，呈沼泽状态。井田南部亦甚低洼，通称“仓洼”，占据本区东南部约三分之一的面积，过去有“十年九涝”之说。近几年来，人民公社大兴水利，加强排涝，排除水患，成为盛产粮食的地区。五、气象：本区属大陆性气候。据玉田县气象站1961-1971年观测的资料是：1.降水量：年最大降水量1154.5毫米（1967年），年最小降水量345毫米（1968年）；月最大降水量668.2(1967年8月)毫米，月最小降水量为零（1963年1月和1967年12月）；日最大降水量339.6毫米(1963年8月20日)。本区降水量的特点是集中在6、7、8三个月，约占全年的87％，而且多暴雨。2.蒸发量：年最大蒸发量是2186毫米(1961年)，年最小蒸发量1670.4(1971年)毫米，月最大蒸发量是430.1(1962年5月)毫米，月最小蒸发量30.5(1968年12月)毫米。蒸发量一般大于降水量的2倍，除7、8月份降水量大于蒸发量外，其它各月一般蒸发量均大于降水量。尤其是5、6月份气温转暖，而降水量很小，常显旱象，亦为本区气候之特点。3.气温：月最高平均气温27.2℃（1968年7月），月最低平均气温-7.9℃（1969年1月），日最高气温40.3℃（1961年6月10日），日最低气温-22.9℃（1968年12月15日）。气温最高在6、7、8三个月，最低在12月和1月年平均气温在9.8℃-12.2℃之间。最大冻土深度780毫米（1961年1月21日-24日）。初冻日期一般在11月份（最早时1961年10月29日即开始），解冻一般在三月份（最晚为1969年4月24日）3 3 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计图1—1林南仓矿业分公司交通位置图4 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计第二节井田地质特征一、区域地层本区从古地理位置而言，位于燕山沉降带中段之南缘，在构造位置上北依燕山褶皱带，山峦起伏，大片古老岩层出露，向南为一片平原，基岩地层被较厚的第四系冲积层所覆盖。区域内最老的地层为前震旦纪变质岩系，向上依次为震旦系、寒武系、奥陶系、石炭系、二迭系、第四系等地层。二、井田地层本区地层与开平煤田的岩性、岩相等沉积特征基本相同。现由老到新的地层层序，从煤系地层的基盘——奥陶系中统至第四系描述如下：（一）奥陶系中统马家沟组（02）本区钻孔揭露最多者15.89米，岩性为浅灰——灰白色石灰岩，质纯性脆，时夹薄层状灰质粘土岩及白云质石灰岩或豹皮状灰岩。顶部有古风化壳迹象，含黄铁矿结核，裂隙溶洞较发育，有时被铝土质充填。（二）石炭系（C）上限为煤11顶板细粉砂岩之顶界，与上复二迭系地层呈整合接触。下限为奥陶系石灰岩顶面，两者呈平行不整合接触。地层厚度约200米，分中上两统，下统缺失。三、煤田构造蓟玉煤田在大地构造位置上位于华夏系构造与山字型构造复合带内，即马兰裕山字形构造弧顶略偏西翼。大地构造位置决定了该区的构造特征。在伴随马兰裕山字型构造形成时，因受来自北东方向的压力及南西方向的应力作用，使煤田由大致平行的压性兼扭性构造带和与其大致垂直的张性兼扭性断裂带所组成，即自东向西依次有林南仓向斜、林西背斜、李庄子向斜（地堑）、黄土坎背斜和下仓向斜等并列，呈多字型构造。蓟玉煤田的构造特征是：（一）褶皱：褶皱为本煤田的骨干构造。1、主要构造线：各向斜、背斜彼此平行相间排列，其褶皱轴线一般均作北西方向延展。向斜均有煤系地层保存，并闭合成盆形构造，而背斜部分煤系地层则被剥蚀。2、褶皱均显不对称性，轴面向受力强烈的方向倾斜。本煤田之中部即林西背斜至黄土坎背斜间为受力较强烈的上升部位，因此，轴面均有内倾之趋势，如煤田东部林南仓、李庄子向斜之西翼地层产状较陡达50～60°，而煤田西部的下仓向斜西翼地层产状平缓，一般为10～20°，东翼及东北边缘地带地层倾角则较陡，达45～60°。3、林南仓向斜因地处马兰裕山字型构造弧顶前缘部位，东北端受北部压力，西和西南端受来自于李庄子向斜方向的侧压力之力偶作用，使向斜轴线呈“U”字形。（二）断层：本煤田断层多发育在受力较强烈的中部地带，即下仓向斜之东翼，李庄子向斜及林南仓向斜西部。依据受力关系本区主要断层分以下几种：1、压扭性断层：断层构造线一般呈北西方向，与褶皱轴线相平行，多形成于强烈褶曲部位。如下仓向斜东翼和李庄子向斜Fc断层等。断层面倾角一般较小。约45～55°。断距数十米至200余米，引捩现象显著，走向延长较远。9 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计2、张扭性断层：断层构造线一般呈北东方向与褶皱轴线斜交（近直交）。断层面倾角急陡均为在70——80°以上，断距数米至数十米，林南仓向斜之正断层多属此类。3、张扭兼重力性质大断层。本类断层有两组。⑴断层构造线一般呈北西方向与褶皱轴线相平行，断层面倾角较陡，一般在60°左右，断距百米至数百米，如李庄子向斜中A、B、D、E等正断层均属此类，使李庄子向斜形成地堑式构造。⑵断层构造线一般呈北东方向与褶皱轴斜交（近直交），断层面倾角60～75°，断距数十至数百米，并具有继承性，第四纪仍有活动，如下仓向斜中部断层及林南仓向斜F1断层均属此类。（三）岩浆岩：蓟玉煤田所属三个含煤向斜均有不同程度的岩浆岩侵入。下仓向斜、李庄子向斜火成岩遍及全区，林南仓向斜之西部有火成岩侵入，东部未曾发现有岩浆岩侵入之现象。所见岩浆岩经磨片鉴定有以下几种：主要有辉绿岩，少量安山岩，煌斑岩和玻基橄榄玄武岩等（见表5）。呈岩墙、岩枝和岩床侵入。岩墙多呈北西或北东方向，岩床多沿煤层侵入（主要为辉绿岩和安山岩）。对其围岩和煤层的接触变质作用仅局限于侵入体的近处。位于下仓向斜之北部，有一较大的火成岩体侵入于石炭系二迭系地层之中，其岩性为安山岩，可能以岩盘形式产出。岩浆岩的侵入时期属燕山运动四、井田构造林南仓井田位于蓟玉煤田东北部，为一盆状向斜构造。在井田内，表现有北东向和北西向两组断裂带，但以前者为主（见图7）。其构造特征是：（一）轮廓及产状：林南仓盆状向斜，煤层露头直接与第四系冲积层接触。向斜的边缘地层产状较陡（边缘一般在30°以上，内部10——20°），特别是向斜西一西南部及东北端地层产状急陡，在50°以上，明显地反映出井田的形成是受东北、西南方向的力偶作用。（二）半穹窿构造：位于井田西北部（即仓23、仓补34、仓补26、仓补39、仓补35一带），虽处向斜之边缘，但岩层产状平缓（一般在10°以下）。构造简单，为半椭圆形的穹隆构造。（三）褶皱特征：本区主体构造为一不对称之盆地向斜，其内稍具波曲性（主要表现在西部），最深的中心位于井田东南部（仓补19孔附近）。向斜轴线自西向东围绕半穹隆呈有规律地“U”字形变化，而轴面在穹隆西侧和南侧朝向穹隆相反的方面，穹隆东部轴面则倾向与穹隆的方面，围绕半穹隆呈一“S”形变化。（四）断层特征：通过勘探，区内共发现大小断层22条，其中断距大于30米者有八条（见表1），由于所处位置不同，受力方向不一致，所以断层走向亦不相同。表1-1林南仓井田内断层数目项目断距（钻孔轴心长度）单位：米>10050—3030—10<10总计条数179522其中正断层15219逆断层27413根据断层走向大致可划分为两个断裂带：9 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计1.北东向断裂带：产生于穹隆之南部和东部。本带构造形迹，主要由张扭性断层所组成，各断层在井田西南部（穹隆南部）收敛，向北东方向呈弧状撒开。由于受力关系不同分为两组。（1）张扭性断层组（正断层）：本区断层多属此类（如F1至F8等）。断层面倾向南东，倾角70～80°。断距由几米至百余米，延展长度十几米至千余米不等。（2）压扭性断层组（逆断层）：属此类断层有F11至F17等。断层面倾向主要为北西，倾角较平缓，约45～55°左右。断距多为十几米至数十米。2.北西向断裂带：产生于穹隆之西部。本带构造形迹主要有压性兼扭性断层所组成。各断层均在仓14孔附近（即穹隆西南部）收敛，向北西方向呈弧形撒开，亦由于受力关系不同可分为两组：（1）压扭行断层组：本带以该组断层为主体。如F9、F10等。断层走向近东西，断层面倾向南，倾角45～55°左右。断距多为20——40米，延展长度两千余米。（2）张扭性断层组：如F7断层，走向北西，倾向南西，倾角75°断距23～27米，延展长度两千米左右。（五）岩浆岩：井田有37个钻孔见到岩浆岩，均发育于井田西部河西北部。主要为辉绿岩和安山岩（仅仓补32孔见到辉斑岩岩墙）。多为沿煤层侵入之岩床，少数为岩枝和岩墙。根据钻孔（仓补11）所见岩浆岩侵入最上层位为煤5以上150米左右。五、井田水文地质特征煤系地层赋存于一个不对称的构造盆地之中，伏于第四纪冲积层之下，基岩面北高南低，高差达100——200米以上。第四纪冲洪积层厚度变化较大，自143米至434米，以丁官屯附近最薄，向北和东南逐渐加厚，以粘土类地层为主，含水层组多由复结构的薄层中、细砂组成。第三承压含水层在北部（岳状、后湖定府一带）发育有卵、砾石层，含水丰富。煤系地层复于奥陶纪灰岩之上，主要由砂岩和粘土质岩层组成。含煤段下部和煤系底部有薄层灰岩4——5层，单层厚一般约1——2米；在断层发育的西部有火成岩侵入，水文地质条件较为复杂。（一）、含水层1、第四纪冲洪积含水层共分四个含水层，每个含水层组均有较稳定的粘土层相隔，并随冲积层的变厚隔水层亦相应变厚。2、基岩含水层根据开平煤田相似矿井的实际观测资料，煤层采空塌陷造成的人工裂隙以及观测孔的水位影响段距以最上可采煤层以浅100米以内最剧。计算坑道涌水量时，对最上可采煤层100米以浅的其它岩层可不计算，故对上述100米以浅的基岩含水层（组）不再赘述。（二）、含水层间的水力联系第四纪冲洪积层各含水层间均有较好的隔水层。特别是层位稳定的第三隔水层总厚度达20—50米，致使上下两相邻含水层的水位差达8米以上，隔水性能良好，各含水层间基本上无水力联系。煤系各含水层间因有较厚的煤层、粘土岩和粉砂岩的存在，隔绝了各含水层地下水的直接联系。以仓补10孔为例，在煤9——煤12（ⅣB1）、煤12——煤14（ⅣA）和煤14——K4含水层抽水时，当水位分别降至44.95米（q＝0.119公升/秒*米）、26.97米（q＝0.452公升/秒*米）和17.00米（q＝0.779公升/秒*米）时，套管外环状间隙（上部含水层）的水仍然自流，说明各层间地下水的联系是微弱的。9 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计第四纪第三承压含水层虽直接复于煤系地层之上，由于普遍有厚为0.80～16.0米的风化带，在强烈风化带内，粘土岩风化成粘土状，砂岩风化成砂块，岩石松软、裂隙弥合，下部弱风化带的裂隙亦有溶蚀淤塞的情况，风化带起了明显的阻滞作用，大大降低了二者之间的水力联系。奥陶纪岩溶石灰岩伏于煤系地层之下，最下可采煤层距此灰岩达130米，特别石最下70～80米的范围内以粘土岩和粉砂岩为主，于奥陶纪灰岩直接接触处均有粘土岩赋存，所以在构造正常的情况下，二者之间的水力联系将是极微弱的。表22（三）、断层的导水性影响断层导水性的因素很多，如断层性质、落差、破碎程度和岩性等，目前尚无较好的方法对断层的导水性进行确切的评价。勘探区内共见断层22条，其中逆断层13条，落差大于30米的断层8条。进行钻孔水文观测的14个断层点，绝大多数在钻进中泥浆消耗量甚微或者不消耗（表23），仅在仓补5孔F1断层处因破碎带正处于A层附近的粗砂岩中，所以消耗量达1.28立方米/时。与本井田相邻的李庄子勘探区，在李11孔断层带抽水时，单位涌水量仅0.0035公升/秒*米，渗透系数为0.021米/昼夜。可见井田内部各断层的大多数部位导水性均是很微弱的。（四）、地下水的补给、径流和排泄区内地形平坦，地面标高+2～+7米，坡降为2～4/1000，大致呈北高南低。大气降水的总趋势为自北向南宣泄。区内无河流，井田北缘有一苇塘（后湖），东西长约7公里，南北宽约2公里，面积约14平方公里，苇塘与井田的西北边部相接，雨季仅苇塘中心有南北宽100米，东西长约3000米的范围内有积水，水深约0.9米，积水体积约27万立方米，旱季干涸。表土层在林南仓以北、后湖以南为灰黄色砂土或亚粘土，厚1-2米，透水性较好，利于大气降水的渗透。林南仓以南及东南部为灰色粘土或亚粘土，厚度一般大于10米，有似虫洞状圆孔，直径3-5毫米，大者15毫米，孔内含水，掘井时水自孔洞中流出。大气降水和临时的地表水体为潜水的补给来源。由于冲积层内有较好的隔水层存在，深部含水层不能就近接受大气降水的补给。如前所述，冲积层和煤系各含水层之间均有较好的隔水层赋存，地下水迳流自北向南主要沿层间流动。煤系各含水层在盆状向斜的北翼接受冲积层第三承压含水层地下水的补给，主要沿层间流动后，在南翼又泄流于第四纪地层之中。所以向斜的北翼是煤系含水层的补给区，南翼是排泄区。井田中、西部构造复杂，断层较多，利于地下水的上下联系，当矿井开采时，煤系地层各含水层水位产生大幅的下降，破坏原来的地下水平衡状态，可能在局部地区奥陶纪灰岩的水沿着断层破碎带直接补给煤系各含水层，或将破碎带冲溃将奥陶纪灰岩水引入坑道。第三节煤层特征一、含煤性本区含煤系由石灰系和二叠系地层组成，煤系地层总厚度约472米。含煤二十余层，平均煤层总厚度为26.24米，含煤系数为5.6％。其中可采煤层共10层，即煤5、煤6、煤7、煤8-1、煤8-2、煤9、煤10、煤11、煤12、煤14，平均总厚度为20.26米。9 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计煤层的垂直分布赋存在煤系地层中部，即集中出现在上石炭系赵各庄组及下二迭系大苗庄组。此两组地层内含煤十余层，平均煤层总厚度为19.48米，含煤系数为12％，其中可采含煤系数为11.5％。煤层在含煤系中的分布情况见表2表1-2煤层在含煤煤系中分布情况一览表地层系统地层厚度(米)所含煤层煤层总厚(米)含煤系数(%)可采煤层不可采煤层系统组层数名称层数名称二迭系下统唐家庄组1701煤40.530.3大苗庄组10775,6,78-1,8-29,1011.5510.8石炭系上统赵各庄组55211,121煤12下7.9314.4开平组881144煤13,15,16,173.874.4中统唐山组523煤18,19,202.364.5P21—C247210926.245.6二、煤层描述本区煤层自上而下大体可划分为三组，即上部薄煤组：包括煤5、煤6、煤7,煤层间距约14-26米，皆为不稳定的局部可采煤层。中部中厚煤层组：包括煤8-1至煤14各层煤，煤层间距约9.5——23米，多属稳定及较稳定的可采或局部可采煤层。其中煤8-1、煤11、煤12为本区主要可采煤层，厚度占可采煤层的51.4％。下部煤线组：包括煤15至煤20间各煤层，间距约9～39米，皆属不稳定的不可采煤层。9 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计表1-3不可采煤层厚度及发育情况煤层厚度(米)发育情况煤层结构稳定性最小-最大平均(点数)煤40-1.180.53(7)仅局部有沉积,在仓补15,仓20,仓12孔局部可采。单一结构极不稳定煤12下0-0.920.41(17)层位稳定，但时而尖灭或相变为炭质粘土岩，仅局部（仓17，仓21仓补11，仓20，仓补2孔）可采。单一结构不稳定煤130-0.450.40(2)全区仅于仓补41和仓5孔见到，并不可采。单一结构极不稳定煤150-1.290.92(7)全区在仓补8，仓2，仓20，仓17，仓补5，仓补28等孔达到可采厚度。单一结构极不稳定煤160-0.300.28(2)全区仅于仓26，仓5孔见到，均不可采。单一结构极不稳定煤170-0.730.49(7)时而变薄，尖灭或相变为炭质粘土岩，仅于仓井1，仓12孔附近及仓补27孔可采。单一结构极不稳定煤180-1.161.00(2)仅于井田西南端（仓4，仓5孔）见到，并可采。单一结构极不稳定煤190-0.300.23(2)仅于井田西南端（仓4，仓5孔）见到，且不可采。单一结构极不稳定煤200-1.441.13(2)全区仅于仓4，仓6孔见到并可采，仓5孔相变为炭质粘土岩单一结构极不稳定11 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计11 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计不可采煤层厚度及发育情况见表3各不可采煤层一般在局部地段均有可采点出现，今后在开采时应予注意。各煤层间距变化的主要原因系煤层间砂岩厚度不稳定所致，即煤层间距随煤层间砂岩增厚而增大。三、煤的工业牌号和工业用途。本区各煤层一般属气煤类，小牌号为气煤1、2号，为良好的化工及配焦用煤。但位于井田西部（即仓补9、仓补25、仓补2、仓补32、仓补11、孔连线以西）因受岩浆岩侵入变质之故，使煤质牌号混杂，时有无烟煤、贫煤、瘦煤、肥气煤等煤种出现。若混合运输将对于配煤不利。第四节瓦斯一、瓦斯采取情况本区在补充勘探钻孔中，曾用集气式瓦斯采取器采取瓦斯样23个，经我队化验室化验，瓦斯的气体成分（因采样中有外在空气混入，含氧量较大，不能反映自然瓦斯状态）经选择后列表4以供参考。二、瓦斯赋存的规律性。通过采样化验结果表明：（一）、本区瓦斯赋存的多少与岩层节理、裂隙发育程度的关系明显。凡节理裂隙发育层段瓦斯含量相对较多。如煤9、煤11和煤12的瓦斯含量，分别以仓补5、仓补8、仓补7；仓补22、仓补24和仓补24孔较多，上述钻孔均位于断层附近及岩石较破碎的层段之内。（二）、本区瓦斯赋存随煤层埋藏深度的增加而增多的规律表现不明显。如仓补19孔为本区煤层埋藏最深部位，但煤层中瓦斯含量并不大。矿井瓦斯、煤尘及煤层自然发火情况：根据1997年7月矿井瓦斯等级鉴定结果，我矿平均相对瓦斯涌出量1.67m3/T，小于10m3/T，属低沼气矿井。而西二采区部分地段受火成岩侵入影响，相对涌出量5.86m3/T，相对较大，应加强管理。我矿现采的煤11、煤12，煤尘具备爆炸性，爆炸指数分别为41%、42%。经抚顺煤研所鉴定，我矿所采的煤层均属于不易自燃发火煤层。三、开滦生产矿井瓦斯采取情况。我队在开滦煤矿各生产矿井外围勘探过程中，用集气式瓦斯采取器采取钻孔瓦斯12 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计表1-4林南仓井田钻孔瓦斯化验成果表煤名煤9（%）煤11（%）煤12（%）备注项目孔号CH4CO2N2O2CH4CO2N2O2CH4CO2N2O2仓补40.550.5093.465.4975.9011.80煤12，煤与粉砂岩混杂仓补540.502.4550.277.23仓补61.400.6096.101.90仓补744.780.3346.208.69仓补837.131.1558.852.872.750.7578.9917.55仓补192.500.5090.806.2011.600.4073.1014.92.600.1091.006.30煤12，煤与粉砂岩混杂仓补2233.800.503.2013.007.008.00仓补2438.001.1011.5032.501.909.90仓补2614.200.8017.50仓井35.300.6092.201.90瓦斯样，由我队化验室化验，结果如表1-5。13 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计表1-5瓦斯化验成果表矿名采样深度(米)厚度(米)采取率(%)重量(公斤)瓦斯成份(%)矿井实际瓦斯等级ＣＨ４ＣＯ２Ｏ２马家沟矿923.330.481001.4429.80.43.8II级瓦斯矿970.830.32470.4543.80.213.2吕家坨矿474.110.5653.60.890.500.3021.2I级通过分析化验结果表明，林南仓井田瓦斯含量可能与开滦马家沟矿相当。15 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计第二章井田境界和储量第一节井田境界一、参予储量计算的煤层：有煤5、6、7、8-1、8-2、9、10、11、12、14共十层，其中煤6、煤8-2、煤10等仅局部可采。另其它各煤层如煤4、煤12下、煤15、煤17、煤18、煤20等，虽然偶有可采点出现，但不能连成面积，因此未参予储量计算。二、储量计算的范围和边界：本区为一盆形向斜，向斜内占90%面积的煤层埋藏在-800米以浅，仅轴心的狭小部位最下部可采煤层煤14的埋藏深度达到-1046米，故各可采煤层风氧化带以下全部计算储量。三、煤的技术条件：（一）煤层的最低可采厚度为0.60米（岩浆岩沿煤层侵入之钻孔，烟煤、无烟煤和天然焦合并计算其厚度）。（二）灰分：最高绝对干燥原煤灰分含量不超过40%。（三）储量厚度：均系煤层真厚度。对结构复杂的煤层，当夹矸厚度小于0.60米，而煤分层厚度大于或等于夹矸厚度者，则上下分煤层合并计算厚度。（四）风化—氧化带界限：煤层露头以下垂深30米为风化—氧化带界限。（五）冲积层煤柱：冲积层下至垂深80米，除去风氧化带作为冲积层煤柱。（六）断层1、正断层：①断距小于20米者，不留煤柱。②断距大于或等于20米者，断层两侧各30米作为断层煤柱，单独计算其储量。2、逆断层：对重复部分不重复计算储量。15 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计图2-1井田赋存状况示意图17 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计第二节矿井可采储量一、储量计算方法：（一）参加储量计算的各煤层，均按设计生产水平划分块段计算储量，即冲积层煤柱，第一水平（-500米以浅）；第二水平（-500至-975米）。同一水平利用剖面线划分小块段，在1：5000等高线图上，利用求积仪计算平面积，分块求出储量。（二）参数的取得：1、平均倾角：利用特制的同比例坡度尺直接在等高线图上量取块段内相邻的等高线距，量取数处，取其平均值。2、平均厚度：块段内各见煤点真厚相加，取其算术平均值。3、容重：参加储量计算的各煤层，分别为该煤层煤芯煤样容重值的算术平均值表2-1煤层煤芯算术平均值煤层煤5煤6煤7煤8-1煤8-2煤9煤10煤11煤12煤14容重1.481.581.581.591.491.451.371.431.421.46（三）可采边界的确定：可采与不可采两点之间用内插法求得，若一钻孔煤层尖灭，相邻钻孔达到可采厚度，则取两孔间中点为零点，再用内插法求得。二、储量级别的划分（一）储量级别：本区煤层储量划分为A、B、C1、C2四级。（二）分级原则：1、鉴于本区为盆形向斜构造，断层较为发育，并稍具波状起伏，煤层以较稳定者为主，参照原地质部、煤炭工业部1961年颁发之“煤矿产储量分类暂行规范”的原则，各级储量的勘探网密度见表表2-2各级储量的勘探网密度表煤层稳定性ABC１稳定75015003000较稳定3757501500不稳定250+500+2、对于煤层厚度、结构及灰份变化有规律的煤层，其稳定性根据具体情况确定，即同一煤层可划分出不同稳定程度之块段。3、储量级别外推原则：A级块段可外推A级孔距的1/2为B级；B级块段可外推B级孔距的1/2为C1级，一般情况下不连续外推。4、断层煤柱一般为C1级储量。三、储量计算中的几个具体问题1、个别点原煤灰份虽已超过40%，但可能由于煤层采取率低，代表性不强，或采样质量不高等原因所致，故仍计算其储量。2、对个别钻孔煤层夹矸虽大于0.60米，但分煤层厚度均超过0.60米时，上下煤层合并计算储量。3、煤7因容重样少，代表性不强，故采用煤6容重值计算储量。19 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计4、对不稳定煤层C1级储量未严格按线距要求，根据具体情况储量计算至可采边界线。四、储量计算成果全区共收得A+B+C1+C2级储量408909.7千吨，其中A+B+C1级储量388036.7千吨，A+B级储量180432.9千吨，占A+B+C1级储量46.5%，其中第一水平A+B+C1+C2级储量95565.7千吨，A+B+C1级91870.3千吨，A+B级52790.9千吨，占A+B+C1级的57.5%五、无岩煤芯钻进：本区在各施工阶段，有些钻孔采取了全孔或部分无芯钻进。这对提高勘探速度起到一定作用。在质量上总的来看能保证资料的正确，但个别测井曲线反映不好的钻孔，在地质资料的准确性上有某种程度的影响。在补充勘探过程中，对以往测井资料重新做了对比和解释，并对有疑问的全孔无芯钻进的仓13孔做了质量检查（检查结果见仓补23和仓13孔柱状图），纠正了部分缺欠，所以本报告采用的煤层底板深度和厚度资料是可靠的。19 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计表2-3林南仓井田储量汇总表储量储量分(千吨)　级煤层合计工业储量远景储量其中A+B+C1+C2A+B+C1ABC1C2A+BA+B%A+B+C1煤53644.02732.72732.7911.3煤61901.6911.7911.7989.9煤77086.3887.2887.26199.1煤8-145989.244308.36895.637412.71680.96895.615.6煤8-213509.49040.79040.74468.7煤966005.165414.418495.646918.8590.718495.628.3煤1020410.719774.24383.115391.1636.54383.122.2煤1179679.679679.614330.134337.831011.748667.961.1煤12116612.2116612.247366.446677.822568.094044.280.6煤1454071.648675.77946.540729.25395.97946.516.3总储量408909.7388036.761696.5118736.4207603.820873.0180432.946.521 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计表2-4林南仓井田储量汇总表计算水平(米)储量单位:千吨A+B+C1+C2A+B+C1ABC1C2A+BA+B%A+B+C1防水煤柱40222.431045.2807.36733.223504.79177.27540.524.3防水煤柱-50095565.791870.318281.034509.939079.43695.452790.957.5-500---975186214.5178514.430671.544602.0103240.97700.175273.542.2-975以深86907.186606.811936.732891.341778.8300.344828.051.8总储量408909.7388036.761696.5118736.4207603.820873.0180432.946.5图2-2井田工业广场煤柱、井筒示意图22 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计23 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限第一节矿井工作制度一、矿井年工作日数的确定按自然年天数减去休假天数，本矿井设计年工作日数为330天。二、矿井工作制度的确定矿井工作制度设计采用“三八”工作制，即两班采煤，一班准备，每班净工作时间为8个小时。三、矿井每昼夜净提升小时数的确定按照《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井每昼夜净提升时间16小时。这样充分考虑了矿井的富裕系数，防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为16小时。第二节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井生产能力的确定根林南仓矿井田范围，煤炭储量情况，地质构造较复杂，煤层生产能力情况，开采技术条件，应建设中型矿井，初步确定矿井设计生产能力为90万t/年。二、矿井及第一水平服务年限的核算矿井服务年限的计算公式为：T=（3.1）式中T——矿井的服务年限，a；Zk——矿井的可采储量，万t；K——矿井储量备用系数，取K=1.4；A——矿井设计生产能力，万t/a。由第二章计算结果可知：矿井可采储量为10704万t，则矿井服务年限为59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计T==84.95a60a以上结果符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。第一水平服务年限的计算公式为：T1=（3.2）式中T1——第一水平的服务年限，a；Zk1——第一水平的可采储量，万t；K——矿井储量备用系数，取K=1.4；A——矿井设计生产能力，万t/a。由第二章计算结果可知：第一水平可采储量为4462万t，则第一水平服务年限为T1==37a30a以上结果符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。经过矿井及第一水平服务年限的核算，二者均符合《煤炭工业矿井设计规范》之规定，因此最终确定矿井的生产能力为90万t/a。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计第四章井田开拓第一节井田开拓的基本问题一、采用立井多水平开拓方式，主井副井两井筒分别位于井田中央，而风井位于井田边界，采用中央边界式，压入式通风。二、为了便于井田集中，合理利用相关设备，提高生产及工作效率，以及少占用土地，初步确定工业场地位于井田范围之内，及主副井附近，采用矩形布置。三、矿井采用两个水平，标高为-500和-975米，一水平垂直高度为267米，二水平垂高为475米；一水平采用下山开采，二水平采用上山开采；四、主要可采煤层为煤11，煤12；主要开拓巷道为一水平立井、硐室、主要石门和上山（采用3条），二水平的暗立井和上山，分别布置在煤12中，这样可以减少煤质的影响，预防煤12水害事故，及早投入生产，见效益。五、为合理开采深部煤层，降低煤炭损失，采用立井延伸至二水平，井底车场与一水平相同，大提方案与一水平相当。六、本采区采用上行开采方式，即煤12与煤11联合开采，主要因为煤11灰分较高，煤12煤质较好，达到良好的效益。第二节矿井基本巷道一、井筒：根据开滦其他矿井形式来看，一般采用圆形断面，因此主副井、风井在这里也采用圆形，这样便于管理和维护。（一）主井如图4-5，主井井筒断面形状为圆形，净直径为5m，净断面积为19.625㎡，掘进断面28.16㎡，井深400m。井筒井壁为混凝土砌碹井壁，厚450mm，充填混凝土厚50mm。主井采用两对9t多绳箕斗提煤。（二）副井如图表1，副井井筒断面形状为圆形，净直径为6.5m，净断面积为33.18m2，掘进断面46.54m2，井深406m59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计。井筒井壁为混凝土砌碹井壁，厚550mm，充填混凝土厚50mm。副井布置一辆3t固定箱式矿车双层两车罐笼。副井设梯子间。（三）风井如图4-7为圆形断面，净直径为4.5m，净断面积为15.90㎡，掘进断面19.63m2，风井井深251m。风井井筒井壁均为混凝土砌碹井壁，厚450mm，充填混凝土厚50mm。风井设梯子间。风速验算如下表。表4-1井筒风速验算表井筒名称风量(m3/min)井筒断面（m2）实际风速(m/s)允许风速(m/s)验算结果最低最高副井井筒4810.8033.182.42——8符合规定风井井筒4810.8015.905.04——15符合规定（注：新鲜风流主要从副井进入井下，主井不作为进回风井，故其风速不需验算；）通过验算，风速符合《规程》的规定，所选用井筒断面满足设计要求。二、井底车场（一）、井底车场的型式和布置形式井底车场采用副井卧式环行车场。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计图4-1井底车场示意图（二）、验算主、副井空重车线长度1、主井空重车线长度验算59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计由于井下煤炭采用胶带输送机运输，所以，主井的空重车线不需验算。2、副井空重车线长度验算设计辅助运输采用3t固定箱式矿车MG3.3—9B，其外形尺寸为：3450×1300×1300（mm）（长×宽×高）。参考煤矿现场生产经验，一列车一般为10辆矿车，则一列车长度为34.5m。而副井重车线长度为150m，空车线长度为200m，均大于1列车的长度，符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。（三）、调车方式设计采用顶推调车方式：电机车牵引重列车驶入车场调车线，电机车摘钩，驶过道岔，经错车线，过道岔绕至列车尾部，将列车顶入副井重车线。然后，电机车经过道岔进入副井空车线，牵引列车驶向石门、运输大巷。（四）、各种峒室的布置1、主排水泵房及水仓主排水泵房布置5台水泵，2台使用，2台备用，一台检修。矿井正常涌水量为420m3/h，最大涌水量为600m3/h。水仓容量按容纳8h矿井正常涌水量考虑，总容量为4800m3/h。2、主变电所主变电所与主排水泵房联合布置，经通道与井底车场相通。3、井底煤仓矿井一水平开采，井底煤仓设计确定采用圆形立仓，直径6m，容量500t。4、箕斗装载硐室箕斗装载硐室采用全上提式布置。5、主井井底清理撒煤硐室根据箕斗硐室的布置形式，主井井底清理撒煤硐室布置在副井井底车场水平，通过撒煤清理斜巷与辅助运输大巷联系，撒煤经装载斗车→翻笼→胶带大巷煤流系统。6、爆破材料库矿井主要巷道布置在岩层中，爆破材料用量较大，因此设计确定井下爆破材料库容量为1500kg。7、其他硐室59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计井底车场内还布置有等候室、水仓清理绞车硐室、消防材料库及蓄电池机车检修硐室等。副井井底车场担负全矿辅助运输任务，运量较小，所运输的主要设备不可拆件重量大，为此确定井底车场铺轨采用33Kg/m轨型，钢筋混凝土轨枕。三、主要开拓巷道（一）、布置层位辅助运输大巷、胶带输送机石门基本上沿岩层布置，胶带输送机大巷沿煤层布置，局部为煤岩或半煤岩巷道，巷道坡度随煤层而起伏，一般为0～5º左右。（二）、巷道断面及支护形式本设计中的主要开拓巷道有运输大巷、轨道大巷、运输石门、回风巷等。主要设备硐室采用现浇混凝土支护，掘进宽度为6000mm，高度为3600mm，掘进断面积为21.60m2。。（三）、各段巷道风速验算各段巷道的通风验算结果见下表。进断面积为21.60m2。。（四）、各段巷道风速验算各段巷道的通风验算结果见下表。表4-2井巷风速验算表巷道名称风量(m3/min)巷道断面（m2）实际风速(m/s)允许风速(m/s)验算结果最低最高井底车场4810.814.34.96——8符合规定轨道大巷14.34.96——8符合规定运输大巷12.345.740.256符合规定59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计回风大巷15.674.52——8符合规定（注：表中风量为通风容易及通风困难两个时期通过各段巷道的最大风量。）通过验算，风速符合《规程》的规定，所选用巷道断面满足设计要求。四、巷道掘进及支护工艺（一）、各种开拓巷道均为岩石巷道，其掘进方式为钻爆法，支护形式为锚喷支护。图4-1主井井筒断面布置图59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计表4-3主井井筒特征井型120万t/a提升容器两对9t长型箕斗多绳摩擦轮提升机井筒直径5m井深400m净断面积19.625㎡井筒支护混凝土砌碹厚450㎜充填混凝土厚50㎜基岩段毛断面积28.16㎡表土段毛断面积28.16㎡图4-2副井井筒断面布置图59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计表4-4副井井筒特征井型90万t/a提升容器一3t固定箱式矿车双层两车罐笼；井筒直径6.5m井深406m净断面积33.18m2井筒支护混凝土砌碹厚550mm充填混凝土厚50㎜基岩段毛断面积44.18m2表土段毛断面积44.18m2图4-3风井井筒断面布置图59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计表4-5风井井筒特征井型120万t/a净断面积15.90㎡井筒直径4.5m基岩段毛断面积19.63㎡井深251m表土段毛断面积19.63㎡（二）、1、井底车场采用主要存车线与大巷平行的卧式形式。2、根据经验各类存车线长度为：副井重车线按矿井0.5～1.0列车长，即电机车+矿车＝列车长＝4.5+8X2.5＝24.5，此处采用8节矿车，空车线长度也采用1.0列车长；材料车场长度一般能容纳15～20个，此处采用15个。主井不设计重轻线，采用皮带到煤仓，进入箕斗。3、重车由大巷到石门过来进入重车线，装入罐笼，升到井上，空车由罐笼卸下送到副井另一端，由绕道进入石门。井底车场附近布置有中央配电室和水仓。四、主要开拓巷道：井底车场石门采用砌碹和冒喷联合支护，巷道断面形状为半圆拱形，宽为6.5米，高4.8米，主要运输大巷或上山、回风巷等都采用拱形棚梁，断面积为10.4平方米，局部顶板不好铺设金属网打锚杆。主要断面图为：59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计 图4-4皮带运输大巷断面图59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计图4-5轨道上山断面图59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计图4-5总回风巷断面图59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计第五章准备方式——采区巷道布置第一节煤层的地质特征一、矿主采煤层为煤11和煤12，其中巷道布置主要绘制在煤12平面图，相关情况可见图纸。区域煤层较稳定，煤层结构简单，煤层倾角为15～25度；工业牌号为，气煤，较软，容重1.42T/m3，煤12顶板为灰色粉砂岩，岩性致密，性脆，水平层理，并含有大量的植物化石，老顶为浅灰～白色粗砂岩，层理不明显，成分为高岭土，遇水变软，易风化；煤12底板为灰色～浅灰色细砂岩，并含有大量植物根化石，老底为中砂岩，水平层理，岩石坚硬。煤尘具有爆炸性，自燃发火期为45天到2个月，其中底板具有含水层。第二节采区巷道布置及生产系统一、本设计采区的走向长度为2400多米，防水煤柱为65米，其他地方为80米，阶段斜长为225米，阶段煤柱为8米，数目为2～3个。二、本采区采用3条上山，分别布置在煤12中，分别为轨道上山，运输上山和通风上山，在3条上山中可采用平巷联络，各区段平巷均按等高线，沿煤层走向布置。三、根据林南仓矿以往回采情况来看，采用上行开采对上层顶板破坏影响不大，故先采煤12，再采煤11；在煤12中布置2个回采工作面，其他采区为衔接，可布置其他开拓工程。工作面采用由上往下回采，即先采1121工作面，再采1124工作面，以此依次回采。四、线路（一）、通风线路：新鲜风流由副井经石门，到轨道上山，经每一个工作面的下运，切眼，再到上风进入皮带运输上山，到回风大巷，由风井排出地面。（二）、运输系统：从工作面采出的煤由工作面上刮板输送机输出到下运的转载机，到下运皮带，再经皮带下山到石门，由石门中的皮带运入煤仓，由主井箕斗提到地面。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计物料由副井经石门到轨道上山，由各工作面区段回风平巷进入工作面。五、采区内掘进方法：对各工作面的区段巷道采用掘进机，巷道支护利用10.4平方的拱形支架，巷顶铺设小木板，局部破损地方辅助铺设金属网；对一些大巷、联络巷或上山由于坡度大，采用放炮掘进，各局部地点采用局部通风机，把新鲜风流引入迎头。六、生产能力由本采区各回采工作面出煤量+各掘进头出煤量+开拓出煤量+各硐室出煤量。一、准巷道断面图图5-1区段回风巷断面图第三节采区车场选型设计一、采区车场形式：59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计（一）、采区上部车场采用平车场，矿车由轨道上山进入上部平石门段，再有平石门缓慢进入上风道；（二）、采区中部车场采用甩入平巷式,因为本采区轨道上山布置在煤层内，因此采用平巷式，这样掘进速度快，效益高，但维护成本较大，上部煤11可采用甩入石门式；（三）、采区下部车场采用立式，由石门来的矿车直接进入上山，但对大巷矿车进入石门有一定影响，降低效率。图5-2采区下部车场59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计图5-3采区中部车场图5-4采区上部车场59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计第六章采煤方法第一节采煤工艺方式一、由于本采区煤12煤层厚度平均约5米，煤层结构单一，较稳定，构造较少，充分考虑采用综合放顶煤方式，以后煤11采用综采，煤11厚度约3.5米，结构单一，地质条件也简单。简要如下根据我矿煤层赋存条件及现有机械化程度，结合以往经验，其中以煤12综放较为普遍，煤11以综采较多，且安全系数较高。由于煤12为5米左右，局部大于5米，为特厚煤层，而特厚大多采用综放，大采高不易于管理，顶板也不易管理，故采用综放，煤11采用综采。二、井田采区划分主要以地质构造，人为为辅助，故1121工作面长度为208米，推进方向为后退式，采用往返进两刀，放顶煤。三、工作面采用MGX-350型双滚筒采煤机沿底开采，每刀进度0.6米，采煤机自开缺口斜切入刀，往返一次进两刀。机组割底煤，支架尾梁摆动、插板伸缩放顶煤。四、工作面采用机组滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤，采用双运输机运煤。两刀放煤一次，前后溜为SGD-630/220和SGD-630/180型可弯曲刮板运输机。五、回采工艺过程为：割煤→移架→推前溜→拉后溜→割煤→移架→推前溜→放顶煤→拉后溜a割煤：工作面采用MGX-350型双滚筒采煤机割煤、落煤，滚筒直径Ф1.6m，截深0.6米，采煤机自开缺口斜切入刀，往返一次进两刀。采高2.0~2.2米，最大割煤速度6m/min，通过机组滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤。b移架：支架伸缩梁保持伸出状态，机组割煤过后，按拉线移架，移架滞后机组6～10m，移架步距600mm。端面距不大于300mm，顶板破碎处或片帮严重时紧跟机组移架。排头支架及时前移，前溜推到位后及时将排头支架移到位。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计c推前溜：采面支架移过后顺序移溜。移溜工作滞后机组16~20米进行，逐渐将溜子顶向煤壁，支架工要协调一致，移溜后保证溜子平直顺，停溜时严禁推溜，防止塞死溜子。移溜步距不得少于600mm，要经常保证溜子平直，移机头、机尾时，每次推移步距保证600mm，防止溜子脱节。d放顶煤：机组割两刀，放顶煤一次。放顶煤时支架收回插板，尾梁摆向煤壁放煤。根据工作面具体情况采用依次顺序多轮放煤，机头三组支架不放煤，保持机尾三组不放煤。放煤时先从第四架开始依次放，每架放1/2左右，放完第一轮后，返回再放第二轮，每架放1/2左右；放煤含矸量达到25%停止。也可采取双人配合放煤，即一人放第一轮，另一人滞后他5组以上放第二轮。也可视情况采用3轮放煤，每轮放1/3。e拉后溜：拉后溜必须单向进行,严禁从两头向中间拉,且滞后放煤10~15米,坚持在本架内操作并保证弯曲段不小于10米。后溜要拉到位，防止移架后后溜子甩到老塘或架子尾梁插入溜槽内。1、a、工作面支护：工作面选用116组ZFQ2400-16/24液压支架进行支护，局部顶板不好处上顶铺单层金属网。采高2.2米，正常情况进行及时支护，片帮严重、顶板破碎时采用超前移架支护。b.工作面回风巷超前支护布置形式回风巷超前支护布置形式为采用铰接梁及十字梁下打单体柱，排距0.6米，超前煤壁5—7米。以外至20米范围在拱型支架下加打点柱。点柱为DZ25-25/100和DZ28-28/100型液压单体柱。生产班组随循环推进，将排头支架前回掉的单体柱向前打，保持超前20m支护距离。c.工作面进风巷超前支护布置形式进风巷超前5—7米支护采用1.2米铰接梁配合十字铰接梁下打单体柱支护布置形式，排距700mm。以外至20米范围在拱型支架下加打点柱。点柱为DZ25-25/100和DZ28-28/100型液压单体柱。打柱范围从工作面煤壁算起，保证每班超前支护距离不小于20m，其中行人侧，距离转载机300mm左右（破碎机大轮及转载机电机减速器包括在内）；非行人侧单体柱打于转载机非行人侧，距离转载机300mm左右。生产班组随循环推进，将工作面侧单体柱提前一循环回收，保护煤柱侧单体柱回收到最后一架切顶线齐，巷内单体柱移机尾前回掉，不准提前回收，回收的单体柱继续向前打，使20m内始终保持超前支护。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计2、铺设金属网：工作面铺单层金属经纬网，顶板破碎时铺双层网，网规格10米×1.2米，联网采用16号铅丝做扣。联网采用搭接形式，网搭茬沿倾向搭接400mm，走向搭接200mm，网扣呈三角形布置，扣距不大于200mm，网扣为单丝双股三扣以上。要求工作面上下端头往外留网500~1000mm，班中班末最少剩网量不少于1000mm。如采面顶板煤壁条件较好时可根据技术人员的要求网对接布置，扣距100mm；也可以取消铺设金属网工序，但必须编制专门的安全技术措施。3、工作面控顶距及放煤步距依据支架和采煤机的特征参数，工作面最大控顶距3.79m，最小控顶距3.19米。两刀放煤一次，放煤步距为1.2m，放顶步距要掌握好，严防切顶线前移。4.各工艺过程注意安全事项a支护及顶板管理措施4.1.1工作面必须及时移架，班中端面距不大于300mm，班末前探梁伸出顶煤壁护顶。初放期间采取超前移架的方式控制顶板。4.1.2支架初撑力达到2350×80%KN以上，支架工在操作支架升降架时，前后立柱升降速度必须协调一致，防止造成立柱柱顶销发生损坏。4.1.3支架的液压系统要经常保持完好，密封良好，无漏液串液现象，所有管路吊挂整齐，架箱无浮煤，架间喷雾齐全，管子不敞口，不插单腿销，不许用铁丝代替U型销，各种千斤顶和阀要保持动作灵敏可靠，要换管子、阀件及管子接头时，必须先停止供液并保持清洁，不得将煤尘等脏物混入液压系统，换下的旧件及时封堵上井，严禁乱拆管子和各种销子，更换支架零部件不准带压力而且管头不许对着他人和自己，以防管头抽人。4.1.4支架要成线，其偏差不超过±100mm，中心距1.25±100mm，相邻支架的侧护板必须伸出紧靠，支架间不许出现台阶，降架时不许超过侧护板的2/3，相邻支架间无明显错茬，并且支架垂直于顶底板，歪倒小于5度，保证支架垂直溜子。出现挤架、倒架架子调向时，可利用侧护板、单体柱处理实现架子调向和调整倾角。用单体柱时，要支设在稳定可靠地点，拴好保险绳并在柱头垫实薄木板，采取远方操作。4.1.5工作面支架工及时移架，片帮严重时超前支护，端面距大于0.6米时，打倾向板、支架顶梁上放横板挑住倾向板。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计4.1.6移架时，人员站在本组支架内，面向煤壁操作，注视移架情况。移架前要向周围人员打好招呼，除支架工外架子底下及两侧不许站人。移动上下出口支架时，要待出口处人员撤到距出口5米以外安全地点方可操作。4.1.7移架工要距机组后滚筒6~10米移架，距机组后16~20米开始移溜。移溜时保证溜子平直，移架时要随移随调。4.1.8移架时要带压擦顶移架，在顶板破碎、压力大、片帮严重地点要超前移架并伸出前探梁顶煤壁。有冒顶危险时，提前超前窝板。支架要与上顶接触严密，无空顶。4.1.9移架时要保证步距0.6米，防止采面落后出弯。移架以拉线为准，偏差不超过±100mm。4.1.10移支架时，应先把后部输送机拉回，在移架过程中要注意预防刮卡后部输送机造成事故，后部溜子与拉后部溜子顶子方向不正时可采用大链等软连接。4.1.11移架过程中，不准挤坏电缆、液管及其它设备，不准顶破网并经常清理架箱内的浮煤等杂物，保证架箱清洁，操作灵活。移架时严禁使用后摆梁及插板挤顶后部溜子或底板，防止挤坏架子尾梁。移架中注意尾梁及插板情况，防止移架过多插入后部溜子，造成卡住刮板、拉断大链。移架后及时将尾梁插板伸出，封闭好后部空间。4.1.12工作面不开溜时，不得移架（机头机尾除外），以防冒顶压溜子。移架过程中发生冒顶，要及时拉闭锁停溜子，待冒顶处理好后再开溜。4.1.13支架有漏液及千斤顶和支架存在问题必须当班处理，处理不了时，汇报交检修班处理。4.1.14支架阀组升降架方向改为向老塘为升架，操作手把规定一致，不得擅自改动。4.1.15支架操作完后，各手把打零位，班末架箱内浮煤、浮矸清理干净，并且保证支架上无积尘。4.1.16如工作面发生冒顶，人员要撤到冒顶范围上5米、下10米安全地点，待顶板稳定后，由现场班长负责，据冒顶情况采取措施进行处理。①首先准备好物料。②如冒顶面积较小时，可直接顺煤壁打板，然后降架挑板。③如冒顶面积较大时，要先将冒落区两侧顶板控制好，采取顺煤壁打板，用支架挑板或支架上顶放梁方法挑板控制，防止冒顶范围扩大或采用超前做的方法处理冒顶。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计④处理冒顶时，要坚持敲帮问顶及找掉制度，要有人观山。⑤工作人员要在可靠的支护下进行作业，操作支架准确无误，防止误动作伤人，工作时要留畅通的后路。⑥人员进入机道进行任何工作时，要先闭好溜子并敲帮问顶找掉。⑦处理冒顶过程中，若须降架必须和周围人员打好招呼，待人员撤到安全地点后方可操作。⑧大倾角段发生冒顶时，冒顶区两侧支护好后，由上至下逐架处理。4.1.17人工超前窝板控制顶板安全技术措施①超前窝板之前，首先敲帮问顶、找好掉，待顶板稳定后再作业，从条件好向不好的地点进行，范围大时可分段进行，相邻段之间距6组支架以上距离。②使用3米或2.4米大板超前窝板，每组支架上放2块，一端放在支架顶梁上，一端放在事先刨好的梁窝内，在煤壁侧打好贴帮柱，当煤壁距梁端头大于800mm时，每板两柱，一棵中柱一棵贴帮柱。③单体柱要求迎山有劲，拴牢保险绳。如须操作支架必须与周围人员打好招呼，待人员撤到超前做上下5米范围以外方可移架。④超前窝板上下15米范围内不准开动机组和开溜，如须起动机组和面溜时人员必须撤到机道以外。局部采高大时要拴好牢固的脚手架。4.1.18该工作面局部倾角较大，最大达到21度，平均14度，为保证大倾角开采安全顺利，执行如下措施：①为保证面溜不下串，从进尺上要适当保证机尾落后一定的距离，伪仰斜开采使移溜有一个向上的分力，具体落后多少由技术人员确定。②为防止支架下滑，倾角大于15°时要装设支架防滑装置。③施工过程中，支架工要始终保持支架姿态正确，防止面溜下串、支架下滑。还要密切关注上下移动变化情况，如有问题及时汇报采取加斜子方法调整。④大倾角地段人员作业时上下段要打好招呼，防止上方掉块或滚落物体伤人，上方有人作业时下方人员要躲到距作业地点5米以外架箱内安全地点。⑤紧贴排头架子下侧打一限位板，一板三柱，初撑力达到90KN以上，拴好保险绳。过排头架子时，降架不能超过限位板，保证架子不下倒。⑥倾角大于15度走机时，机组往下10米内严禁有人作业，全部躲入架箱内安全地点。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计4.1.19工作面向前推采随上风下运会出现仰俯斜开采，而且局部角度较大，为保证仰俯斜开采安全，执行如下措施：①采面往前推采时必须保证采面与上风下运仰俯角一致，采面顺仰俯斜方向逐渐上飘或下刹，不允许与上风下运出现台阶。②机组司机割煤时必须保证如意下刹或上飘，溜子角度不能过于倾斜,仰俯角度不大于15°，可采取台阶式下刹或上飘。③支架工要保证支架顶梁、底座仰俯角和煤层倾角一致。④仰俯斜开采时，上下两端头必须加强支护，为防止老塘往外淤矸，上下两端头三组支架上顶铺双网，并打好腮间板，过上下排头架子时严禁顶破顶网。⑤仰俯斜开采时，为保证掏窝安全，加强端头支护，所有支柱要迎山有劲并用2.4米方木打两趟对接托板，一板三柱，初撑力达到90KN以上，拴齐保险绳。⑥掏窝时所有人员躲开绳道及三角区域站在支架或回柱绞车以后的安全地点，摘梁时必须有人观山，严禁生拉硬拽。⑦仰俯斜开采过程中，移上下排头架子时，所有人员躲入架箱或超前15米以外的安全地点。⑧移架子或串梁时人员联系好，严禁同时作业。⑨要求前后立柱的操作手把向老塘为升柱，防止冒顶砸到操作手把造成自动降架。4.1.20上风随推采采面逐渐缩短，必须提前做好出架子的准备，保证回撤支架安全顺利施工，回撤支架另补安全技术措施。b初次放顶和周期来压4.2.1矿成立初放领导小组，负责解决不安全隐患。初放期间所有施工人员听从初放领导小组成员指挥。4.2.2初采期间，工作面支架必须保证足够的初撑力，支架超前移架，严禁出现挤咬现象，支架要成直线，确保支架接顶严密，老顶来压时受力均匀，能有效的支撑顶板。4.2.3生产班班末时，支架必须全部到位，成一条直线，采面片帮严重或顶空时，伸缩梁及时伸出顶煤壁，支架超前移，如有抽冒危险提前做板。4.2.4两端头的单体液压支柱要迎山有劲，保证足够的初撑力。出口20米范围内加强支护，支柱迎山有劲，及时改正不合格的支柱。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计4.2.5适当加快推采进度，采面出现煤壁片帮、单体柱扎底、顶板松散、瓦斯增大等老顶来压显现时可适当少放顶煤或不放煤。c放顶煤安全技术措施4.3.1保证机头3组机尾3组支架不放煤，以维护上下两顺槽的安全出口，过断层期间断层面上下5米范围内不放煤。4.3.2放顶煤时，插板必须先缩回去，再放尾梁，以防插板插在后部溜子里，损坏设备。4.3.3为确保放煤高度，支架前后柱活柱伸出量不小于600mm。4.3.4放煤工作必须拉完架子以后、拉后溜以前进行，由班长统一指挥，控制好煤量，以防压溜子。4.3.5第二轮放煤窗口开启大小，放煤人员应视运输机载煤量大小而灵活掌握，以不造成压溜事故为原则。4.3.6相邻两架的放煤口不得同时打开，工作面同时放煤窗口数不超过2个。4.3.7放煤必须在溜子运行状态下进行，停机应停止放煤。放煤窗口见矸后，视煤矸比例大小及时停止放煤。放煤完毕用插板封好后部空间，防止漏矸子。4.3.8后部溜子及时清净，移前后溜子时，溜子要处于运行状态，移机头机尾除外。后部溜子运行过程中，禁止人员进入。4.3.9进入后溜剪网时必须拉后溜闭锁停溜子，后溜运行过程中严禁进入后溜剪网。d机组司机安全技术措施4.4.1机组司机经培训合格后持证上岗。司机要带便携式瓦斯报警仪。4.4.2开工前，机组司机必须先检查机组的油量、内外喷雾、各种按钮手把情况、截齿是否齐全、电缆拖拽是否正常，若发现问题要及时处理。检查机组前后是否有人和其它东西，一切正常后发出开机警告，试运转10秒后再进行割煤。4.4.3坚持开机先开水、无水不开机的制度。4.4.4司机在割煤时要精神集中，经常观察煤壁顶板情况，机组要割平顶煤，不留伞檐，并用后滚筒及时探割底的情况，随时调整面溜起伏，做到尽量少割底。4.4.5割煤时合理控制好采高，采高控制在2.2~2.4米，把工作面割平割直，保证工作面“三直两平两畅通”。严禁割网或割支架。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计4.4.6机组电缆必须入槽，电缆槽内不许存放煤矸、杂物，插帮连接装置要齐全，防止挤、刮坏电缆。4.4.7检修机组时，如须进入煤壁侧作业，必须控制好顶板煤壁（如打板、打帮柱等），并敲帮问顶找好掉，人员在距滚筒3米以内工作时，机组必须停电、摘刀。更换刀齿时，必须靠人力转动滚筒，严禁点动开机转动滚筒。4.4.8机组停止作业时，各操作手把打零位，并闭锁，防止机组误动作伤人。4.4.9采用面溜运料时，机组必须停电、摘刀暂停割煤。4.4.10换班时，将机组停放在距顺槽不少于10米、顶板完好地点，同时摘开离合手把，打开离合开关，管制器回零，切断电源，关闭供水管路。4.4.11机组运行至机头机尾前，机头机尾附近所有人员撤至5米以外，机组司机精神集中，避免割梁、单体柱、电缆等，并及时将机头、机尾箱下卧，防止飘起。4.4.12要控制好煤量，随时检查溜子内煤量和顶板落煤情况，掌握好机组速度。如煤壁劈帮、冒顶严重时，机组停止割煤，等待处理，以防压溜子，损坏设备。4.4.13过断层、褶曲时必须慢行，严禁重载起车。遇矸子时必须打眼响炮，严禁强行割矸子。e用单体柱辅助过架子安全技术措施4.5.1过架子使用单体柱，撑在支架顶梁下（严禁支顶液压件），为防止脱落，柱顶处无显著凹槽时要垫薄木板或皮子，找好迎山角度并用双股16号铅丝拴牢。4.5.2用单体柱辅助过架子要求二人作业，降架及拉架时所有人员必须躲到安全地点，不要正对支柱阀体方向，防止阀崩出伤人。4.5.3移完架后一人扶柱，一人升架，当柱子与支架脱离后，将柱子拿开防止倒柱伤人。4.5.4用单体柱辅助过架子时，禁止其他人员通过。4.5.5用单体柱辅助过架子时，必须远方操作，人员躲到作业地点上下3米以外的安全地点。f移溜安全技术措施59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计4.6.1溜子不运转时，不得移溜，防止塞溜子。移机头机尾时，可采用回柱绞车配合，绳头与机头架采用∮30×108mm的链环钩子联接，绳道要顺线，人员要躲开绳道及三角区及断绳脱钩可能波及范围，以防伤人。4.6.2顶拉溜要二组以上同时进行，配合作业，保证弯曲段长度不小于10米，以免顶坏溜子。移溜子要成一条直线。4.6.3移前后溜子必须从一个方向向另一个方向顺序移动，禁止从两端向中间移。4.6.4每次移溜必须够一个步距，若因机道有台阶、矸石块等障碍推不动溜子时，应返刀扫煤，若溜子翻车时，要及时吊起或垫溜子。4.6.5前溜子机头（机尾）移过后，两机头（机尾）间人行道坚持先补后回的原则，即先补靠前溜子机头（机尾）的一排柱子，再回靠后溜子机头（机尾）的一排柱子，禁止先回后补。补柱子前浮煤要攉清。4.6.6移后溜子机头、机尾时，两机头、机尾、转载机之间要停止一切工作，禁止任何人停留，以防挤人或拉倒柱子伤人。后溜子机头机尾移过后要及时补柱，排距0.5~0.7米。4.6.7移机头机尾时，必须将机头机尾和过渡槽处的煤矸卧下去，以防机头机尾飘起，损坏过渡槽。4.6.8工作面运输机与转载机搭接200~400mm，保证底链不拉回头煤，并及时清机头浮煤，过后单体柱补齐补正，清煤及吊机头时不准开溜，防乱料支人或大块砸人。4.6.9过机头机尾前，将上方控顶区肖子补齐打实后再回柱子，过完后及时补柱子。前溜子机头移过后，两机头间转载机盖板及时前移。4.6.10前后溜子急停、信号齐全有效，间隔不超过15米，且采面最上端的急停信号装置距采面机尾不许超过10米。4.6.11人员进入架箱后部进行挑溜子、绞网等作业时，后溜子要拉急停锁溜，作业地点及上下两组支架手把打零位，严禁任何人操纵手把并有专人看守，人员注意作业环境，杜绝磕手碰脚事故。4.6.12处理完后溜子，人员撤到架箱里再解锁发出开机信号，发信号前指定专人巡视架箱内人员情况及联系停开溜。4.6.13发现刮板出槽时要先拉闭锁或急停，处理好后再开运输机。4.6.14使用单体柱顶机头或机尾时遵守下列规定：59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计①顶溜子前，必须把溜子与煤壁侧浮煤清净，机组与溜子机头或机尾最近的滚筒相距15米以上，与面溜司机打好招呼，明确告知面溜司机顶溜子机头、机尾时不许开溜，并将前溜闭锁。②顶溜子必须使用1.6米单体支柱，且单体支柱不许缺牙、失效，柱顶面向老塘使用。③顶溜子时把柱牙穿入支架前侧挡板圆孔内，柱根与溜子接触时，接触面必须垫好小板（规格：最小尺寸不小于20厘米或直径不小于15厘米，厚度均为2厘米以上木板）。④顶溜子处上、下10组支架范围不许有人操作。⑤顶溜子时，必须用注液枪带好后用铅丝拴紧供液枪控制手柄，然后用支架操作手把2.0米以外远方供液顶溜，卸载时使用长柄工具或铅丝等3.0米以外远方操作。⑥顶溜子时有班组长以上管理人员现场指挥。⑦移架时不许单体柱处于顶溜状态，溜子顶完后把单体柱立放架箱内绑牢，防止倾倒伤人。铺联网安全技术措施4.7.1联网工时刻注意顶板及煤壁变化情况，联网时不许进入副插帮以内作业，如有特殊情况须进入副插帮以内作业时，要闭锁前溜并敲帮问顶找好掉，作业地点上下5组支架不许移动。4.7.2机组运行时联网工不得在机组下15米上10米范围内联网、吊网。4.7.3拉架子时顶梁要离开顶网，防止刮坏，有网洞要及时修补处理。4.7.4机组通过时要吊好网，机组司机注意滚筒位置，防止割网。吊网严禁拴在高压管路上。g端头支护采支工安全技术措施4.8.1进入工作地点后，首先检查周围支护情况，发现失效、歪扭柱等及时整改，处理上顶、两帮时要敲帮问顶并找好掉，处理好不安全因素后方可开工。4.8.2上下机头要使用好成对π型钢长梁，保证机头的安全，π型钢要交错前串，一次前串不超过1.2米。在串梁打柱时要密切配合、相互叫应，防止梁柱砸伤人员。在最小控顶距下两部溜子电机之间不少于三排正柱支护，排距0.6米。后溜以后不少于三排两空，排距0.6米。支柱成排成线，圆销子、扁销子齐全并使用好。软底、煤底、见水地段支柱穿直径220mm铁鞋，仍有扎底时除穿铁鞋外加穿面积不小于250×250mm的木鞋。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计4.8.3在工作面运输机或转载溜子运行过程中，不准在机头串π型钢、方木、半圆、打柱等，不准在机头机尾运送物件，否则要停溜子，在转载溜子溜槽上方进行串梁、串板、窝板打柱及运送物料时必须当面通知面溜、转载溜司机停溜，防止误动作伤人。4.8.4上下出口浮煤要清理干净，保证工作面出口畅通，并保证出口高度不低于1.8米，人行道宽度0.7米。4.8.5上下出口端头支护距十字梁间距大于400mm时，可临时打一趟3米大板连锁支护到老塘侧并及时调整尽量使支架紧靠十字梁。如间距加大时可在架子与十字梁间加摆Π型钢梁（成对布置对间距不超过100mm），梁与梁间距不超过500mm。在推采过程中，如果支架将吃住十字梁时，过架前可用木大板打临时支护摘掉十字梁。端头及出口顶底板必须保持平、直、顺，严禁出台阶（为提高回采率减少资源浪费，机尾与上风道允许出现一定落差，但落差不许超过1m）。4.8.6采面每推进一刀，要将采面网和超前网联接好，并打一块腮角板，腮角板使2.4米大板，大板顺煤壁方向布置，靠采面一头搭在第二组支架上，靠超前一头搭在十字梁上或紧顶十字梁。4.8.7及时用铅丝拴好采面上下出口打好的单体柱。4.8.8掏窝前要对工作地点及周围顶板支护情况、后路是否畅通、瓦斯情况、绞车信号、绳、绳头及连接、压戗柱等是否齐全可靠，发现问题先行处理。4.8.9掏窝前将所有无关人员截出，不得随意通行，严禁回柱与同一地段的检修、搬运及其它工作同时进行，回下窝时要停转载溜子及面溜。4.8.10回柱梁时禁止大拆大回，要先回柱后回梁、回一棵柱掐一块梁，不许回串梁、不许埋柱。回撤顺序为由里向外、由采面侧向外侧逐棵逐架回出。开车时人员要站在液压支架下、绞车后3米。开车前人员躲开绳头和绳道所绷到地点，躲开三角区。回死柱严禁生拉硬拽，如遇死柱要根据现场情况，采取挑顶或卧底的方法进行处理。4.8.11回柱时要有专人观山，单体柱放液要使用专用卸载手把，掐梁时先用绳把柱梁拴挂好，掐梁放液人员必须站在支护完好地点，回出的柱梁及时外运。回柱梁时绳道要顺线，如须调向要打好专门的导向柱。4.8.12回柱用绞车时信号规定：一停二开三松车。信号用口笛，严禁用晃灯或口喊代替。回柱绞车稳在迎头以外8~15米顶板完好地点。掏窝时绞车司机要躲在绞车后1米以外的安全地点远方操作。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计4.8.13回柱完毕绞车放平稳，不妨碍行人通风，回下压戗柱、立放，班末回柱绞车电门打零位。4.8.14用转载机运送物料时，严禁把物料放在工作面运输机机头以里位置，不准用转载溜子运、拉棚子。4.8.15人员不得进入任何无支护区域作业或进入上下隅角采空区从事任何工作。4.8.16凡在端头范围内同时进行两项以上工作时，必须有班长专人指挥、统一协调。h替超前安全技术措施4.9.1替超前坚持先替后回、及时支护的原则。先在拱形支架下打好临时托板控制好顶板，然后软回拱形支架，回棚子后及时替十字梁，上顶两帮坚持封帮接顶，超过600mm空窑时必须挂一趟十字梁或打板支护，任何一班班末空窑最大不许超过300mm，严禁空顶。4.9.2十字梁的单体柱要打在十字梁的正中，不准出现歪咀柱、顺风柱、失效柱。支柱初撑力90KN以上。替棚区上下两帮要清理干净。上风梯子道要及时回撤，不准甩入超前内。4.9.3巷道净高不得低于1.8米，同时严禁超高使用支柱，如有超高必须用木垛料返闷下来。所有打在梁下的单体柱必须及时拴好保险绳。做超前所有支柱穿齐铁鞋，底软及压力大扎底严重时穿双鞋。4.9.4回拱形支架时坚持使用软回法，保持好中柱支护可靠，然后依次松解两帮卡缆回腿。在松解卡缆时，人员要站在卡缆板的侧面，不准正对螺丝。用绞车回棚子时，人员要躲开绳道，躲到绞车后3米以外或液压支架下安全地点；用单体柱配合大链回棚腿时，大链必须带好螺丝，螺丝上满扣。棚腿回完后远方卸载落中柱回梁。严禁生拉硬拽回棚子。4.9.5替十字梁距采面煤壁不少于5米，在棚梁、棚腿、大板、单体柱等需要跨越转载机时，必须停止转载机运行。4.9.6巷道超高地段做超前时另补安全技术措施。4.9.7生产班做下超前时遵守下列规定：①转载司机和面溜司机开工首先检查转载溜子信号和急停装置是否灵敏可靠，有问题先处理好后再进行开溜作业。②转载溜子每次停止运转再次收到开车信号后，必须先点动开车两次，每次点动开车运行距离不超过300mm，两次点动开车时间间隔3~5秒。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计③面溜司机时刻观察转载溜子内煤量情况，煤量不许超过转载溜槽上沿；面溜子拉出大于500*500mm大块或其它大料时及时按急停按钮处理。④如果用超前溜子外运水柱、一字梁或十字梁时与做超前人员打好招呼，得到同意并躲到人行道安全地点后再进行作业，转载溜子严禁运棚梁和棚腿及2.4m以上大料。⑤做超前人员保护好转载溜子信号，如果损坏及时恢复好。⑥做超前回棚梁、挂一字梁时停止转载运行，超前人员与转载溜子司机当面说清，棚梁回完、一字梁挂完后再当面告知转载溜子司机可以开车，否则转载溜子司机不许开车作业；回棚腿时需要停止转载机时也执行此措施。i拉转载安全技术措施4.10.1使用液压装置或JH-14绞车拉转载。拉转载必须一刀一拉。拉转载以前先检查液压系统或绞车是否完好，压戗柱是否齐全有效、转载机机身和机尾是否有刮卡情况以及绳、绳爪、大链连接情况等，有问题先处理，处理好后再使用。4.10.2拉转载前转载机电门打零位，除传信号人员外，所有人员躲入采面架箱或转载以外，传信号人员要躲开绳道三角区及刮卡波及范围。4.10.3使用口笛做信号，禁止口喊或晃灯传信号。信号规定：一停二开，信号要清晰明确，支架工或绞车司机要听清信号后再操作。9.10.4使用液压拉转载装置时，操作者在承载部以外操作，躲开戗柱崩滑范围，戗柱两端垫木料。4.10.5转载机拉完，先改柱子、吊挂液管、电缆、改钟绳。如果造成皮带机尾移动要及时调整并调皮带，防止跑偏，信号钟要始终位于转载机头上方。4.10.6转载机试运转正常后再正式拉煤。j运输机司机安全技术措施4.11.1运输机司机必须经培训合格、考试合格后方可持证上岗。4.11.2司机到岗要对所在开车位置、周围环境观察清楚，发现有空顶或支护不符合要求要及时汇报处理并更换开车位置。开机前检查设备、信号情况，没有问题后，用信号联系好后点动开车，禁止一次起车。打停车信号后要立即停车。4.11.3各种运输机要求信号灵敏可靠，信号规定:一停、二开、三倒车。4.11.4司机要精神集中、及时开停车，信号不清不开车。停车时未得到停车地点通知前不许开车，开车时先碰车两次，再连续运转。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计4.11.5运输中司机要躲开煤流涌出方向，同时注意观察是否有柱梁、木料等，一经发现立即停车捡出。如遇大块煤矸停车搬出、砸碎后再装车运走。4.11.6保持机头机尾前后15米无浮煤、矸、杂物，不准埋压电机，司机不准坐、靠、打盹，班末将煤拉净，电门打零位。4.11.7任何人不准蹬跨运输机或在运输机上行走，任何人都不准正对机头停留或休息。4.11.8皮带司机要坚持使用皮带保护装置开车，严禁甩保护开车。皮带严禁拉煤以外的其它物体。皮带及时检修清理，保持运行良好。发现问题及时处理，防止发生事故。4.11.9下运转载机前后部溜子间行人须跨越段必须安设过桥，过桥高度不低于0.5m。4.11.10采面前后部溜子与转载溜子间信号必须灵敏可靠，以便及时停开溜子。后部溜子司机必须密切注意溜子运行情况，发现大块物料等异常物体及时停溜处理，预防刮、支其它设备设施。转载机两侧保持清洁干净无异物，防止物体落入转载机机尾，发生意外。4.11.11面溜司机要控制前后溜煤量，防止压溜子。4.11.12前后面溜、转载溜子无闭锁装置或不能正常闭锁时禁止开溜。k运料工安全技术措施4.13.1基本参数：8T绞车静拉力8T,40KW绞车静拉力3000kgf，25kw绞车静拉力2000kgf.,11.4kw绞车静拉力1000kgf.利用公式：F牵引力≥G总(sinα+f1cosα)+PL(sinα+f2cosα)（6.1）K≥Qe/G总(sinα+f1cosα)+PL(sinα+f2cosα)（6.2）式中:K：钢丝绳安全系数Qe：钢丝绳破断力G总：最重件车总重量7.4t(平车700kg,液压支架6.7t)f1:车轮与轮轮之间的摩擦系数取0.01f2:钢丝绳与地面之间的摩擦系数取0.25α：运输线路的最大坡度P：钢丝绳单位重量L:运输途中产生最大张力点距离绞车滚筒间的距离。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计①、运输用两台40KW绞车对拉使用，配21.5mm钢丝绳运输，其中a=19º，L=100米，P=1.638kg/米，Qe=290080NF牵引力≥G总(sinα+f1cosα)+PL(sinα+f2cosα)=7600*（sin19º+0.01*cos19º）+1.638*100(sin19º+0.25*cos19º)=2638.2kgf3000kgf>2638.2kgfK≥Qe/G总(sinα+f1cosα)+PL(sinα+f2cosα)=290080/26382=10.9>6.5经验算绞车和钢丝绳满足运输要求②、1121上风口用两台25KW绞车对拉，配18.5mm钢丝绳运输，其中a=14º，L=100米，P=1.25kg/米，Qe=219520NF牵引力≥G总(sinα+f1cosα)+PL(sinα+f2cosα)=7600*（sin14º+0.01*cos14º）+100*1.25*(sin14º+0.25*cos14º)=1972.9kgf2000kgf>1972.9kgfK≥Qe/G总(sinα+f1cosα)+PL(sinα+f2cosα)=219520/19729=11.1>6.5经验算绞车和钢丝绳满足运输要求以上计算均按照运整组支架进行，运其他件时，因其他件重量均小于支架重量，故安全系数符合要求。采面运料时，使用斗车，以运2.5m水柱计算：矿车自重Q自=1.34t，2.5m水柱每棵57.41kg，每车装117棵水柱才能达到和运支架同等重量，而实际每车装水柱远远小于117棵，故采面运料时安全系数也符合要求。物料装车不能超过以下规定：2.5米单体柱50棵、2.4米方木40块、金属网40捆、棚梁20根、棚腿40根、一字梁50块、40kw电机5台、绞车一台。装车时物料不超过车沿，用平车叉子车运送物料时要用钢丝绳、铅丝把料拴牢，以免撞坏电缆、管路及巷道支架。4.13.3绞车司机必须经培训合格后持证上岗。开车前要先检查绞车稳固情况、护绳板、闸、信号、钢丝绳、绳头、连接件等是否齐全可靠，发现问题处理好后再开车。绞车司机要带便携式。4.13.459 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计运料系统必须设置灵敏可靠的信号，信号规定：坡头绞车信号规定：一停、二开、三松，四慢开、五慢松，信号不清严禁开车。对拉绞车信号规定：向采面方向拉的进物料的绞车，一声停、二声开、三声松；向采面反方向拉的出旧件的绞车，一声停、四声开、五声松，绞车司机收到信号后必须先确认，确认无误后方可开车。对拉绞车与信号必须使用同一电源。4.13.5任何地点摘挂勾工作都必须是在车停稳的情况下开始进行作业，摘挂勾时必须使用好挡车器和铆挡。4.13.6运输线路出口处必须截人红灯，截人工作必须到位。4.13.7坚持“行车不行人，行人不行车”，各交叉点要设灵敏可靠信号并设专人截人。所有绞车必须带电松车。4.13.8轨道要保持完好，水口间隙不得大于10mm，错茬不得大于5mm，铁道要经常修复，斜巷运料必须设一坡三挡，转盘处及换绳位置要设小挡，挡车器要处于常闭状态，只有在车通过时打开，过后及时关闭。绞车绳断丝达到10%时，必须视具体情况换绳或重新插接。4.13.9矿车进入道咀时，要注意行驶状态，两侧不许站人，防止翻车抽人，须扳道咀时，必须在发出开车信号前进行。4.13.10上风道要常备生产班至少两天使用的各种材料，并分类码放整齐。采面回出的铁活、坏件、铁道等及时外运上井。4.13.11车落道时要周上道再拉，处理车辆落辙时应由上方来人，严禁由下方上。绞车司机不准离岗。平巷段周车时先打好掩，人员由侧方周辙。如果从端头周，要检查好绳，绳不能有劲，防止车滑动伤人，车旁用大料事先打好遮身栏，防止挤人。周车时使用千不拉或大板撬时，千不拉不准挂在台棚下，顶板破碎、压力大、冒顶区内严禁起吊。斜巷周车时除执行上述规定外，要将绳适当绷直，车下方及上方车道严禁站人。斜巷上下口设人截人。车周好后，人员要躲在绞车后5米以外再开车。整个过程要有班长以上管理人员指挥。其他执行集团公司下发《矿车落道八必须、八不准》的相关规定。4.13.12下运坏铁活、棚子等要人力往外扛运，下运有人扛运长度超过2.0m的物料时严禁开皮带，运料人员要和皮带司机联系好，不允许用皮带运料。皮带要按规定装设急停开关和信号。4.13.13装料规定：装料要不超过车沿以外。装车时要打好双掩。4.13.14大巷人力推车执行下列规定：①推车时不准用手扶在材料的最上层和车帮，以免手挤伤或刮伤。②推车时必须臂向前伸，不准将头伸入车内，以免突然打立定时，将运料人头部挤伤。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计3严禁放飞车，以免撞人。平巷推车时，车前10米有人截人。④有下列情况运料工必须发出警告：开始推车、坡度由小变大、接近弯道、接近石门口、接近风门、车落辙或两车接近、发现前方有人或其他障碍。⑤在串车摘车时，先把各车用木楔打好眼，然后头部在两车间之外进行摘车。⑥过风门时必须开一关一，严禁同时开放，防止漏风，过风门后立即将风门关好，严禁有车撞风门。⑦其他执行《人力推车安全技术操作规程》的有关规定。4.13.15严格执行集团公司下发的“辅助运输八不准”相关规定。L用采面运输机运料安全技术措施4.14.1运料前要与运输机司机联系好，由班长统一指挥，未经班长同意，严禁用运输机运料。可运送单体柱、金属网、一字梁、小板、柱鞋、半圆、2.4米方木、1.6米方木、1.2米方木，严禁工作面运输机运送铁棚子。4.14.2运输机存煤不得超过溜槽深度的2/3，放料间距不少于3米，严禁堆放。4.14.3信号规定为“一停二开”，严禁倒车运料。4.14.4坚持装前卸后的原则，卸料时必须拉闭锁停车。4.14.5运料过程中所有人员躲入架箱内安全地点，专人监护料的运送情况，并把好闭锁，机组上方15米设专人看护，发现隐患立即拉闭锁停车。料通过机组时或机组前后15米卸料必须停电、摘刀。4.14.6运单体柱、一字梁时用双股16号铅丝与面溜大链拴牢,上下拴两道,单体柱必须柱顶朝后柱底座朝前。运输机运转中正对机头方向禁止有人，料距机头5米时提前卸出，防止支倒柱子或梁。支护强度较核4/(3.6*0.6)=1.85棵/平方米上下出口及端头支护密度为：1.85棵/平方米,满足1.4棵/平方米的支护密度要求。采面支护强度计算1121工作面老顶分类为Ⅱ级，支护强度必须满足参与运动的顶板岩石重量，其厚度为：H=m/(Kp－1)=2.2/(1.15－1)=15米59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计式中：H----参与运动的顶板岩石的厚度，mm----回采高度，mKp----岩石碎胀系数其所产生的压强为：P=H×r=15×2.1=31.5吨/平方米㎡=0.31Mpa式中r----岩石容重，2.1吨/立方米工作面选用ZFQ2400－16/24型轻放支架，其额定工作阻力为224.96吨/架。支护强度为0.43-0.53Mpa，满足矿压要求。3.2.5采煤工作面上下端头支护密度计算：根据矿压要求，上下端头支护密度应不小于：0.31Mpa/(30×1000×9.8×80%)=1.4棵/平方米第二节回采巷道布置（一）、根据采用的采煤工艺方式，巷道均采用上下分别布置区段回风巷和区段运输巷，煤柱尺寸为8米。回采巷道都采用10.4平方米的拱形棚子，方向基本沿煤层走向布置，坡度一般不超过14度（掘进机下扎最大角度）。回采巷道都采用棚子支护，仅有上下出口超前支护有所改变，见前面所述。59 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计图5-2正规循环作业图表62 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计62 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计序号名称型号数量备注1支架ZFQ2400-16/2470组2采煤机MXG-3501台3运输机SGD-630/2201部双机87m4运输机SGD-630/1801部双机87m5转载机SZB-730/401部单机25m6皮带机SSJ1000/75*21部单机250m7调度绞车JD-402台8调度绞车JD-252台9慢速绞车JH-143台10慢速绞车JH-85台11干变KBSG-500/62台12干变KBSG-315/61台13油变KS7-315/61台14组合馈电KBZ-630/1140/400/1140各1台15组合开关QJZ-4*315/1140/315/1140各1台16泵站RB160/31.52台两泵一箱17低爆开关QC83-2251台18低爆开关QC83-12010台19低爆开关BQZ-120N2台20低爆开关BQZ-3153台21低爆开关QC83-80N8台22馈电开关DW80-2504台23馈电开关DW80-2001台24电钻综保BBZ1-42台25信号综保ZXZ8-2.52台26电缆UGSP-3*35+3*16/3+JS530m27电缆NSSOII-3*9540m82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计28电缆NSSOII-3*25100m*2180m*229电缆NSSOII-3*70180m30闭锁装置KDH-1276台31皮带保护PJB-21套32四位一体KBZD-127/6020个33扩音电话HD-1.212台34支架灯KJB-13/1278个35刮板运输机SGW-40T9部表6-1工作面内主要机电设备表工种点班合计八点半四点班零点班支架工66212机组司机224放煤追机工336验架子1146维护221014端头支护8816搬运1818外围清理套修1010四铁1113做超前66618泵站司机1113看瓦斯泵1113看溜8816运料工1515班长3339后勤供应66合计585744159应配员185表6-2劳动组织图表82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计序号项目单位数量1工作面长米2082走向长米7673采高米2.24煤层倾角度205循环进度米0.66循环产量吨786.27日循环数个68日生产能力吨4717.49可采日期天21310日出勤工数工/天15911效率吨/工29.7表6-3主要经济技术指标82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计第七章井下运输第一节概述一、井下运输的原始条件本矿井设计生产能力为90万t/a，采用“三八”工作制，即两班采煤、一班检修。矿区内可采煤层为11煤、12煤，煤层倾角平均为20°，实体煤的容重为1.41t/m3，煤的松散容重为1.1t/m3，矸石的松散容重为1.6t/m3。矿井瓦斯涌出量小，为低瓦斯矿。各煤层均无自燃发火倾向；煤尘有爆炸危险性。二、井下运输系统一、运煤系统综放工作面→工作面区段运输平巷→本煤层运输上山→水平皮带运输大巷→石门皮带运输巷→井底煤仓→主井→地面二、辅助运输系统地面→副井→井底车场→石门→采区下部车场→采区轨道上山→采区石门→工作面区段回风巷→工作面三、运矸系统岩巷掘进工作面→3吨矿车→轨道大巷→井底车场→副井→地面回采工作面→下运皮带→运输上山→皮带石门→矸石仓→矿车→副井→地面四、行人82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计地面→副井→井底车场→石门→通风上山→采区石门→各个工作地点五、各环节运输方式（一）、运煤方式采煤工作面采用刮板输送机运煤→区段运输平巷的转载机、皮带输送机→运煤上山→皮带巷→石门的带式输送机→煤仓→主井→地面。（二）、辅助运输方式辅助运输运输上山采用1.6米绞车牵引3t固定箱式矿车、3t材料车、3t平板车运输材料及设备。石门大巷采用5吨、8吨电机车牵引矿车。地面→副井→井底车场→石门→轨道上山→上车场→区段回风平巷或其他地点井下运输系统图7-1如下:82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计第二节采区运输设备选择一、采区煤炭运输设备的选择（一）、采煤工作面采用SGD-630/220型前部刮板输送机，SGD-630/180型后部刮板输送机。（二）、工作面运输平巷根据《综采工作面配套设备图册》查得的下运巷配套设备如下：表7-1SZB-630/132转载机主要技术特征表项目单位技术特征型号SZB-630/132运输能力t/h600链速m/s1.34电机功率kW132表7-2PEM—1000*650II破碎机主要技术特征表项目单位技术特征型号PEM—1000*650II破碎能力t/h700转速r/min468电机功率kW55表7-3DSJ1000/2×75带式输送机主要技术特征表型号DSJ1000/2×75输送能力（t/h）630带速（m/s）2输送带类型阻燃输送带带宽（mm）1000电动机型号YBS—75A功率（kW）75×2电压（V）660机头外形尺寸（宽×高）（mm）2266×161582 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计机尾外形尺寸（宽×高）（mm）1568×686（三）、采区运输能力验算对矿井年产量（AB=90万t/a），按各环节通过能力进行验算，AB应由必要的运输设备运输能力来保证，即：AB≤（7.1）式中An——各运输环节运输能力，t/h；K——产量不均衡系数，取1.2；T——日工作时间，取16小时；η——运输设备正常工作系数，取0.8；则An≥==281.25t/h（7.2）通过验算，各运输环节的运输设备均满足要求。二、采区辅助运输设备的选择本采区的煤层倾角20度，因此提升时采用1.6米绞车牵引3t固定式矿车、3t平板车运输。各设备技术特征如下：表7-4JIP—1.6绞车主要技术特征表项目单位技术特征型号JIP—1.6载荷绞车牵引力kN45钢丝绳的最小破断力kN250绳速m/min183.6滚筒直径mm1600钢丝绳直径mm24.5电动机型号JR128—8功率kW155电压V380/660外形尺寸mm3245×1710×1600表7-5MG3.3—9B型3t固定箱式矿车主要技术特征表82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计项目单位技术特征型号MG3.3—9B容积m33.3装载量t3.3最大装载量t5.6轨距mm900轴距mm1100外型尺寸mm3450×1300×1300质量kg1340表7-6MLC5—9型5t材料车主要技术特征表项目单位技术特征型号MLC5—9名义载重量t5最大载重量t5轨距mm900轴距mm1100牵引高度mm320最大牵引力kN60外形尺寸（长×宽×高）mm3450×1200×1200质量kg920三、采区轨道上山一次提升的矿车数设计一次提升的矿车数为重车2个，空车、轻型材料车3个。根据《煤矿安全规程》规定：斜井提升专为物料用的钢丝绳安全系数不得低于6.5倍，由此可以计算出钢丝绳允许承受的拉力为：f=钢丝绳的最小破断力/6.5即：f=250/6.5=38.46Kn=3.92吨。因此绞车的牵引力应取F=f=38.46KN=3.92吨牵引车数计算公式为：上提：F=n*G*(sina+f1*cosa)+p*L*(sina+f2*cosa)（7.3）下松：F=n*G*(sina-f1*cosa)+p*L*(sina+f2*cosa)（7.4）上提重车：n=（F-p*L*(sina+f2*cosa)）/G*(sina+f1*cosa)=1.80下松重车：n=（F-p*L*(sina+f2*cosa)）/G*(sina-f1*cosa)=2.082 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计式中f1——矿车与轨道间的摩擦系数；0.015f2——钢丝绳运行阻力系数；0.2F——牵引力；3.92p——钢丝绳比重；0.00178L——钢丝绳提升运行长度；600a——提升倾角；20度G——提升载重重车取6.52吨、空车1.5吨、普通木材料车3.5tn——一次能提升的最大矿车数，重车2个、空车7个、普通木材料3个、综放支架每次一个。因为矿车每次重车提升一个、轻型材料车每次提升不超过3个满足要求。第三节大巷运输设备选择一、大巷运输设备的选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用CDXT-5型和CDXT-8型电瓶电机车牵引矿车进行辅助运输，在运输大巷内采用DSJ1000/2*75型带式输送机运输煤炭，其主要技术特征如下：表7-7CDXT-5型电机车主要技术特征表项目单位技术特征型号CDXT-5粘着质量t5轨距mm900最小曲率半径m6.5固定轴距mm900主动轮直径mm680机械传动装置传动比6.92连接器距轨面高度mm32082 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计外型尺寸mm3225×1294×1550制动方式机械牵引力kN7.24速度km/h7电动机型号ZQ—7.5额定电压V96功率kw15台数台3表7-8CDXT-8型电机车主要技术特征表项目单位技术特征型号CDXT-8粘着质量t8轨距mm900最小曲率半径m7固定轴距mm1100主动轮直径mm680机械传动装置传动比6.92连接器距轨面高度mm430外型尺寸mm4400×1350×1600制动方式机械牵引力kN11.6速度km/h7.8电动机型号ZQ—12.5额定电压V140功率kw12.5台数台3表7-9DSJ1000/2*75带式输送机主要技术特征表项目单位技术特征型号DSJ1000/2*75输送能力t/h63082 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计带速m/s2带宽mm1000适应倾角°±16二、运输设备运输能力验算根据第二节采区运输设备运输能力的验算方法，运输大巷带式输送机的运输能力An＞281.25t/h其运输能力满足运输要求。82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计第八章矿井提升第一节概述林南仓矿采用立井开拓，主井井筒直径5m，地面标高+6.2m，井下标高-500m，井筒长度506.2m，副井井筒直径6.5m，地面标高+6.2m，井下标高-500m，井筒长度506.8。主井担负煤炭提升任务，副井担负矿井提升材料以及大件和长材、升降人员等辅助提升任务。矿井采用立井多水平开拓方式，水平数目为2个，标高为-500，-975。矿井设计年生产能力为90万t/a，矿井服务年限为85a。矿井工作制度采用三八制：两班生产、一班检修，最大班下井人数为：500人。本矿井属低瓦斯矿井，煤尘有危险爆炸性。矿井井底煤炭运输主要采用胶带运输方式。根据矿井方式及生产布置要求，主井内布置装备2对9t长形箕斗，副井装备双层2车罐笼配备3t矿车。第二节主副井提升一、主井：（一）、主井绞车：型号为JKMO2.8*4(2)(Ⅱ)，落地多绳摩擦式.拖动电机：型号为YD173-39-16，功率2*800KW，电压6KV.提升容器：箕斗，规格为JDSY—9/110*4，配重3T.钢丝绳直径：Х28.0mm，共4根，左捻2根，右捻2根.一个提升循环：实测112.5秒.每次提升重量：9吨.（二）、原设计提升能力：90万吨.（三）、井筒深度：506.2米，地面标高＋6.2米.井筒直径：5米.（四）、平均每小时提升32勾（五）、提升能力万吨/年：25*9*16*330/10000=118.8万吨，满足设计要求。二、副井：82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计（一）、副井绞车：型号为2JK-5/2.3-10.59，双滚筒单绳缠绕式，钢丝绳直径46mm.拖动电机：型号为YD173-39-16，功率2*800KW，电压6KV.提升容器：双层罐笼，自重8吨，乘人28人/层，提人重量3.92t，提矸重量5.6t，双层提人，单车提矿车.设计提升时间：81.69s（提物），95s（提人）.最大提升速度：9.15m/s.井筒深度：506.8米，地面标高＋6.2米.井筒直径：6.5米.井架高度：24米.天轮直径：4米.82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计第九章矿井通风及安全技术第一节矿井通风系统选择矿井通风系统的选择总的原则应贯彻“安全第一，预防为主”的方针，并有利于加快矿井的建设速度，技术经济合理，同时必须遵守《煤矿安全规程》中有关规定。选择通风系统主要考虑矿井开采技术条件和开拓开采条件、同时考虑尽可能地减少井巷工程量和通风经营费，设备运输及维修费等经济因素，另外，还要根据上述因素考虑是否要灌浆、煤层注水以及抽放瓦斯等。一、矿井通风系统林南仓井田走向约7Km；倾向约3.5Km。主采煤层12号煤层、11号煤层总平均厚度为5m，储量丰富、煤层倾角平均20度；地质条件较简单、具备实现高产高效的条件。矿井初步设计年生产能力120万t。预计矿井绝对瓦斯涌出量为1.67m3/min，二氧化碳绝对涌出量为0.50～1.25m3/min，为低瓦斯矿井。有煤尘爆炸危险性；煤层为不易自燃煤层。主要大巷均沿12煤层掘进，在采区内设准备巷道，主要运输上山、运输上山布置煤层之中。工作面采用倾斜长壁后退式综合机械化放顶煤一次采全高，顶板全部自然垮落采煤方法。（一）、通风方法比较3种通风方式技术比较见表9-1。表9-1通风方式技术比较方案优点缺点方案1中央并列式初期投资少，出煤快，井筒数目少，便于管理，节省了风井的工业场地，不留设专门的回风井保护煤柱。外部漏风大，风路较长，通风阻力较大，工业场有噪音影响。方案2节省工业场地，初期增加了一个风井，初期投资多，82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计中央边界式通风阻力小，井下漏风少。需留风井煤柱。但后期开采东南翼采区通风阻力大。方案3对角式因增设一个安全出口，安全性能好，内部漏风少，工业广场没有噪音污染，通风线路和风压变动小，风机工作稳定。初期投资多，建设周期长，还需留设两个风井煤柱。本矿井田走向长度为7.0Km，倾向3.5Km，煤层倾角20度左右，因此采用方案1时，由于本矿年生产能力较大，箕斗井兼做回风井时，需采取特殊防漏风措施，在技术上不够先进。（二）.主要通风机的工作方式矿井主要通风机的通风方式有抽出式、压入式和混合式。目前，由于技术的革新，通风机的功率有了很大的提高，因此，常用的通风方式是抽出式和压入式两种，混合式通风较少应用。由于煤层中含有瓦斯抽出式有利于瓦斯管理、减少瓦斯事故。（三）.采区通风采区通风总要求：（1）能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；（2）漏风少；（3）风流的稳定性高；（4）有利于排放瓦斯，防止煤尘自燃和防尘；（5）有较好的气候条件；（6）安全经济合理技术。采区通风的基本要求：（1）每个采区必须有单独的回风道，实行分区通风，减少串联通风；（2）工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；（3）煤层倾角大于12°时，不能采用下行风；（4）回采工作面的风速不得低于1m/s；（5）工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1％；（6）必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；（7）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；（8）机电硐室必须在进风流中；（9）采空区必须要及时封闭；82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计采区通风系统既是矿井通风系统的基本组成单元，也是采区生产系统的重要组成部分。选择采区通风系统必须遵守上述规定及《煤矿安全规程》中有关规定。本矿共划分8个采区，采区内设准备巷道，选择胶带运输石门、大巷、斜巷进风，辅助运输大巷、石门回风通风方式，辅助运输大巷、石门内设风门和回风石门与风井连通形成通风系统。（四）工作面通风方式工作面通风方式的选择与回采顺序、通风能力及巷道布置有关，通风方式是否合理成为影响工作面正常生产的重要因素，对工作面通风应满足下列要求：1、工作面有足够的风量并符合安全规程的要求，特别要防止上隅角积聚瓦斯。2、风流用尽量单向顺流、少折返逆流、系统简单、风路短。3、根据通风要求，进、回风巷有足够的断面及数目。根据以上选择的依据及各通风方式所使用条件和本矿开拓方案，矿井绝对瓦斯涌出量为1.67m3/min，工作面长208m，沿走向推进767m，工作面单巷掘进，单巷回风，由此确定工作面采用“U”型通风方式，这种通风方式具有系统简单，漏风小等优点。第二节防止特殊灾害安全措施为了保证矿井安全生产，在矿井建设和生产过程中，要重点防范瓦斯、煤尘和水、火的威胁。并严格遵守以下安全技术措施。本矿井设计采用先进技术设备，建立井下环境安全监控系统，对瓦斯、煤尘和水火等灾害进行早期预防，综合治理。一、瓦斯管理措施（1）、严格执行《安全技术操作规程》第四章第一节和《煤矿安全规程》有关规定。（2）、设专职瓦斯员对工作面每班巡回检查不得少于两次，发现问题及时汇报处理。建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生。82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计（3）、在采煤工作煤以及与其相互连接的上下顺槽设置CH4报警仪，监测风流中CH4含量，并将信息即使传递到地面控制室，在主要工作地点设置CH4断电仪。（4）、严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流。（5）、按井下在册人员配备隔离式自救器。（6）、按规程规定设置反风装置，风机能在规定时间内反转反风，并达到规定风量。（7）、采后按规定时间回收、密闭、注浆。二、煤尘的防治（1）、掘进机与采煤机都必须配备有效可靠的降尘装置，掘进工作面局扇要设防尘器。（2）、利用环境安全监测系统，及时测定风流中的风尘浓度。（3）、建立防尘、洒水、降尘系统，对煤流各转载点必须经常喷雾洒水。（4）、对于容易积存煤尘之处，应定期进行清扫和冲洗。（5）、井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓和溜煤眼进风。（6）、相邻煤层及所有运输机道和回风道必须设置隔爆水棚。（7）、采掘工作面的工人应按规定佩带防尘帽和防尘口罩。三、防火（1）、完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风。每个面回采结束，要及时封闭通风向采空区的巷道及时加以密闭，使采空区处于均压状态。（2）、对各工作面及采空区进行束管监测、电子计算机检控，即时掌握自燃征候和情况，及时采取有效措施。（3）、煤层大巷要搞好壁后充填和喷射混凝土封闭煤层，防止煤层的风化、氧化和自燃。（4）、井下设置完备的消防洒水系统，存放足够的消防器材。四、防水82 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计（1）、在矿井建设和生产过程中，至始至终要认真进行水文地质工作，切实掌握水文情况；（2）、在落差较大的断层两侧要留足防水煤柱，当掘进工作面接近采空区、断层破裂带时，必须严格执行有疑必探，先探后掘得原则。（3）、掘进工作面探放水时，要有检察员现场检查瓦斯等有害气体。（4）、工作面发现透水征兆时，必须立即停止作业，待情况查明采取相应措施后方可施工。（5）、施工巷道遇水要按设排水管路和设备。（五）、总结对以上安全技术措施，一定要严格执行，对于新发现的情况要积极采取相应措施处理，不断总结经验，不断提高生产管理水平，确保矿井无自然特殊灾害发生，保证矿井安全生产。第十章设计矿井基本技术经济指标表10-1设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤的牌号气煤2可采煤层数目层23可采煤层总厚度m54煤层倾角°205矿井工业储量万t19629矿井可采储量万t107046矿井年工作日数d330日采煤班数班27矿井年生产能力万t/a90矿井日生产能力t/d4717.48矿井服务年限a859矿井第一水平服务年限a3710井田走向长度m700082 中国矿业大学采矿工程专业06本科生毕业设计井田倾斜长度m350011瓦斯等级低瓦斯相对涌出量m3/h/t1.6712通风方式抽出式13矿井正常涌水量m3/h420矿井最大涌水量m3/h60014开拓方式（指井筒形式、水平数目）立井二水平15第一水平标高m-500最终水平标高m-97516生产的工作面数目个2备用的工作面数目个117采煤工作面年推进度m99018移交时井巷工程量m14600达产时井巷工程量m500019开拓掘进队数个420大巷运输方式轨道、皮带运输21矿车类型3t矿车22电机车类型台5t、8t蓄电池式电机车23设计煤层采煤方法走向长壁综采放顶煤24工作面长度m208工作面推进度m/月90工作面坑木消耗量m3/万t4工作面效率t/工29.7工作面成本元/t2382