礦井通風與安全畢業(yè)論文

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1、云南能源職業(yè)技術學院畢業(yè)設計說明書專專 業(yè)業(yè) 礦井通風與安全 班班 級級 通風 101 姓姓 名名 指指導導教教師師 完完成成時時間間 2012 年 12 月 15 日 云南能源學院采礦（通風）畢業(yè)設計（論文）任務書云南能源學院采礦（通風）畢業(yè)設計（論文）任務書專業(yè)年級 礦井通風與安全 10 級 學生姓名 任務下達日期：2012 年年 12 月 5 日設計（論文）日期：2012 年 11 月 19 日至 2012 年 12 月 15 日設計（論文）題目：貴州火燒鋪煤礦二采區(qū)設計設計（論文）主要內容和要求：教研室主任簽字： 指導教師簽字： 云南能源職學院畢業(yè)設計（論文）指導教師評閱書云南能源職學

2、院畢業(yè)設計（論文）指導教師評閱書指導教師評語指導教師評語序號項目評價及意見1基礎理論及基本技能的掌握2獨立解決實際問題的能力3研究內容的理論依據(jù)和技術方法4取得的主要成果及創(chuàng)新點5工作態(tài)度及工作量6總體評價及建議成績7是否同意答辯成績： 指導教師簽字： 年 月 日云南能源學院畢業(yè)設計（論文）答辯及綜合成績云南能源學院畢業(yè)設計（論文）答辯及綜合成績答答 辯辯 情情 況況回答問題提 出 問 題正確基本正確有一般性錯誤有原則性錯誤沒有回答答辯委員會評語及建議成績答辯委員會主任簽字： 年 月 日學院領導小組綜合評定成績學院領導小組負責人： 年 月 日 1目 錄第一章第一章 采區(qū)概況采區(qū)概況.1 1第一

3、節(jié) 礦井概況 .1一一、位置及交通.1二、地形地貌.1三、地表水系.2第二節(jié) 地質特征 .3一、地質構造.3二、地層.4三、煤層及煤質.5第三節(jié) 采區(qū)境界及資源/儲量 .6一、采區(qū)位置.6二、可采煤層.6三、煤質.7四、采區(qū)儲量.7五、采區(qū)生產能力及服務年限.9第二章第二章 采區(qū)準備方式及參數(shù)采區(qū)準備方式及參數(shù).1111第一節(jié) 采區(qū)準備方式的確定 .11第二節(jié) 采區(qū)參數(shù) .11一、采區(qū)走向長度的確定.11二、確定區(qū)段斜長及區(qū)段數(shù)目.11三、煤柱尺寸.11四、區(qū)段無煤柱護巷.11第三節(jié) 采區(qū)巷道布置 .12一、采區(qū)上（下）山的布置.12二、區(qū)段平巷的布置.12第四節(jié) 井巷工程 .14一、初期掘進

4、的主要巷道名稱、工程量.14第三章第三章 采煤方法采煤方法.1414第一節(jié) 采煤方法及工藝選擇 .14第二節(jié) 工作面回采工藝設計 .15一、落煤.15二、裝、運煤.15三、工作面的支護.15第四章第四章 頂板管理頂板管理.1717第一節(jié) 支護設計 .17一、支護形式的選擇.17二、采用錨桿、錨噴等支護形式時，應遵守下列規(guī)定：.17第二節(jié) 頂板管理 .18第五章第五章 采區(qū)通風設計采區(qū)通風設計.1818 2第一節(jié) 采區(qū)瓦斯涌出量的預測 .18第二節(jié) 采區(qū)通風 .18一、采區(qū)通風系統(tǒng)的要求.18二、通風系統(tǒng)選擇.19三、風量計算與分配.20四、礦井通風設施.28五、通風設施及降低風阻、防止漏風的措

5、施.28第三節(jié) 災害防治簡述 .28一、瓦斯災害防治.28二、頂板災害防治.32三、水害防治.33四、粉塵防治.35五、火災防治.37第六章第六章 采區(qū)主要生產設備采區(qū)主要生產設備.4040第一節(jié) 運輸設備 .40一、布置設備的地點及初步選擇設備如下：.40二、設計依據(jù).40三、設備選型.41四、運輸大巷設備.41五、運輸上山設備.41六、軌道上山絞車的選型.41第二節(jié) 通風設備 .41一、設計依據(jù).41二、選型計算.42第三節(jié) 排水設備 .43一、設計依據(jù).43二、選型計算.43三、水泵選擇.44第四節(jié) 壓氣設備 .44一、設計依據(jù).44二、選型計算.45第七章第七章 勞動組織及安全經濟指標

6、勞動組織及安全經濟指標.4545第一節(jié) 勞動定員及勞動生產率 .45一、采區(qū)工作制度.45二、勞動定員.45三、勞動效率.47第二節(jié) 主要經濟指標 .47參考文獻.50畢業(yè)設計心得體會.51第一章 采區(qū)概況第一節(jié) 礦井概況一一、位置及交通火燒鋪井田位于貴州省六盤水市盤縣特區(qū)西部，西鄰云南省的富源縣，滇黔公路橫穿井田北部，東距盤縣六宮鈍 44 公里，距貴陽 382 公里，西至沾益87 公里，昆明 266 公里。貴昆鐵路盤西支線、公路 320 國道均由礦井中部通過，東距貴陽 383 公里；西至昆明 266 公里。此外，國家已建成通車的南昆鐵路從（威舍站）亦有支線與盤西鐵路紅果編組站接軌。盤西鐵路北

7、段水柏鐵路均已建成通車。正在建設的鎮(zhèn)勝高速公路在公司總部（干溝橋）建有入口通道?？偟膩碚f，交通十分便利。大致位置如下圖所示：二、地形地貌井田內，下二疊紀的巖層形成高山位于井田之東側，下二疊紀的玄武巖形成高山位于井田的西側。由北至南地形逐漸增高，最高山峰為+2176.9m，煤組出露于山溝之間的緩坡地帶，形成一個不規(guī)則的臺階地形?；馃伨锱c羊場坡井田、藍泥箐井田及紙廠井田共同組成火鋪井田，火燒鋪井田南面以火5斷層與濫泥箐井田相鄰，北面以火6斷層與紙廠井田相鄰，接近盤關向斜的軸端。三、地表水系1.區(qū)域水文地質本區(qū)地處黔西高原，地形西高東低，區(qū)域內有巖溶地貌，溶蝕剝蝕地貌、剝蝕構造地貌三類。各類地貌

8、的分布與地質構造幾出露的地層有密切的關系，山嶺谷地延伸方向基本一致，常成單面山，垂直地層走向方向多有沖溝，井田地貌屬剝蝕構造地貌，各地和沖溝有利于地下水的排泄。區(qū)域內有南北盤江分水嶺，分水嶺北側有北盤江支流，井田內的地層水均匯入長江，南北盤江都是珠江的支流，故本區(qū)地表屬于珠江水系。區(qū)域內可溶性巖層有二疊系下統(tǒng)棲霞矛口組，疊系下統(tǒng)永寧鎮(zhèn)組，中統(tǒng)關嶺組上段，可溶性巖層含裂隙溶洞水，含水性強，是區(qū)域內的主要含水層，二迭系上統(tǒng)峨眉山玄武巖組，龍?zhí)督M，下三疊系下統(tǒng)飛仙關組，屬非可溶性巖層，其充水空間不發(fā)育，含水性和透水性都弱，是上述含水層之間的相對隔水層。 2.地下水的補給地下水的補給為大氣降水，另外分

9、布較高的可溶性地層區(qū)的溝溪水，進入可溶巖地區(qū)時，也潛入地下，補給地下水，在溝谷各地地下水以泉或暗溝出口排出，補給地下水，地表水與地下水有明顯的互補關系。 3.小窯積水全井田小窯遍布，下山開采小窯多有積水，積水位置和水量無法查清，部分小窯與礦井同時交叉生產，且多分布于礦井采、掘工作面的上方，故其積水對礦井生產造成影響。4.礦井涌水量礦井最大涌水量 300 立方米/小時，礦井正常涌水量為 120 立方米/小時，屬于涌水量中等的礦井（Q=25m3/h） 。第二節(jié) 地質特征一、地質構造1.斷層火鋪礦位于盤關向斜西翼南段，為一簡單的單斜構造。地層產狀：羊場坡、火燒鋪兩井田傾向北東 50左右。濫泥箐和紙廠

10、兩井田近于東。傾角兩翼陡、中部緩。羊場坡和濫泥箐兩井田 3045；火燒鋪井田 1825左右，局部達 35。紙廠井田 3065，局部倒轉。井田內大中型斷層不多，但大于煤層厚度的小斷層十分發(fā)育，層間滑動強烈。現(xiàn)將礦井范圍內的大中型斷層分述于后（表 1-2-1）：（1）火5斷層：正斷層，走向北東 3040，傾向南東，傾角 708，落差 120150m，全長 2400m 左右，切穿全煤系。是羊場坡與火燒鋪兩井田的分界斷層。（2）火6斷層：正斷層，走向北東 1020，傾向南東，傾角 6080，落差 120m 左右，切穿全煤系。是火燒鋪井田與濫泥箐井田的分界斷層。（3）火7斷層：正斷層，走向北東 40左右

11、，傾向南東，傾角 70 80，落差 40m 左右。該斷層是一、二采區(qū)與五、六采區(qū)的自然邊界。礦井范圍內無巖漿侵入體和巖溶陷落柱。亦無較大褶曲。井田主要地質構造特征表序號名稱斷層性質斷層面走向斷層面傾向傾角()落差(m)水平斷距(m)位置及范圍F火 5正斷層北東南東708012015026.32F火 7正斷層北東南東7080407.02F火 6正斷層北東南東608012021.052.褶曲陷落柱巖漿侵入有一褶皺緊靠火6斷層，褶皺含背斜與向斜各一個，背斜的西翼即向斜的東翼，兩者軸面近于直立，走向為北東 1520，與火6斷層大至平行，背斜兩翼地層傾角為 40左右，其波幅 40m70m，向斜兩翼不對稱

12、，兩翼傾角1822，波幅約 20m 。3.層間滑動 煤層層間滑動較強，其滑動方向大致至東向西，滑動的強弱與煤層的軟硬成正比，煤層軟則強，反之則弱。二、地層盤縣煤田地處揚子準地臺（I）上揚子臺褶帶（II） ，黔西南迭陷褶斷束（III）的西部，煤田內的構造大部分為北西向和北東向兩組，盤關向斜是其中的北東向構造之，向斜軸通過亦關、 紅果等地?；馃伨餅橐缓唵螁涡睒嬙?，井田內無巖漿浸入體。火鋪礦以煤礦資源為主，井田內出露的地層有：二迭系上統(tǒng)峨眉玄武巖組、龍?zhí)督M、三迭系下統(tǒng)飛先關組、永寧鎮(zhèn)組、三抵系中統(tǒng)關組，第四系、現(xiàn)自上而下分述如下：1.峨眉山玄武巖組P2B按巖性組合可分為四段，總厚約為 350 米

13、，自下而上為： 地一段P21深灰色的及棕色玄武巖，夾紫色凝灰?guī)r，厚約為 180 米。第二段 P22深灰色及灰綠色凝灰?guī)r，火山礫巖和凝灰?guī)r礫巖，佳玄武巖，厚約 100 米。第三段P23灰綠巖，灰色致密的凝灰質角礫巖，火山礫巖，厚約 50 米。第四段綠灰色、紫色凝灰?guī)r、凝灰質泥巖及凝灰質沙巖，疏松易碎，遇水膨脹，厚約 20 米。2.龍?zhí)督MP2L本組由細碎屑巖，泥巖煤層組成，夾澡層壯，結核壯菱鐵礦，底部有一層厚 15 米的淺灰灰白色鋁土巖或綠灰色鐵鋁巖厚約 30 米。3.飛仙關組T1F分上下兩段，總厚約 550 米下段T1F厚約為 150 米，主要由灰綠色泥質粉砂巖和粉砂質泥巖組成，夾泥巖透鏡體，鈣

14、質結核和細砂巖。上段T1F2厚約 400 米 ，又紫色淺黃綠色砂巖，粉砂巖和泥質粉砂巖組成，夾鈣質泥巖，泥灰?guī)r和石灰?guī)r。4.永寧鎮(zhèn)組T1YN第一段T1YN1 ，厚約 160 米下部為灰白色結晶灰?guī)r，上部為灰白色灰?guī)r，厚層狀，質純 第二段TYN2 ，厚約為 100 米?；揖G色，紫色粉沙質。三、煤層及煤質井田內有工業(yè)價值的含煤地層是龍?zhí)督M。為過度相沉積，總厚度 154 米268 米，平均厚 230 米左右。由淺灰灰色細砂巖，粉沙巖，泥質粉沙巖，粉沙質泥巖，泥巖，煤層和菱鐵礦薄層組成。含菱鐵礦和黃鐵礦結核。以水平層理，緩坡狀層理為主。煤層以中厚為主。從以上的巖石的粒度，顏色和地層的含煤性在沉和順序上

15、有一定的規(guī)律。以下至上，逐漸加大。下部主要是泥巖和粉砂泥巖。上部以泥沙巖和細砂巖為主，顏色下部深，向上逐漸變淺，下部多為深灰，黑灰乃至灰黑色。上部大都是淺灰或灰色。層間距較小，沉積穩(wěn)定，多為可采煤層，多為中厚煤層，大都是全井田可采層。1.主要是特殊巖性和動、植物化石層位，可以直接用肉眼鑒定。（1）1#標志層21#煤直接頂是一層厚 0.030.04 米的棕色高嶺石質泥巖。（2）2#標志層在 22#煤層底版的灰色泥巖中，富含黃鐵礦結核，在火鋪井田北翼發(fā)育。每系底部是一層厚 1-5 米的灰灰白色鋁土巖或灰色的鐵鋁巖，其底界是龍?zhí)督M與娥眉組的分界依據(jù)。可采煤層為 21#、22#。2.煤層厚度、穩(wěn)定性及

16、可采范圍：21#煤層：一般厚度 1.92.5，平均 2.2 米。穩(wěn)定, 全井田可采。22#煤層：一般厚度 1.82.4，平均 2.1 米。穩(wěn)定, 全井田可采?？刹擅簩犹卣鞅恚盒蛱柮簩泳幪柡穸?（m）層間距(m)穩(wěn)定性傾角()可采情況1C211.92.5穩(wěn)定24.5全井田可采2C221.82.4穩(wěn)定24.5全井田可采第三節(jié) 采區(qū)境界及資源/儲量一、采區(qū)位置本采區(qū)位于火 7 斷層西南，+1400 水平以上，與西南三采區(qū)相鄰。煤層賦存條件好，地質構造和開采技術條件簡單。二、可采煤層二采區(qū)內有兩層可采煤層（21、22）總厚度 4.3m，全區(qū)可采。21 號煤層位于龍?zhí)督M上段底部。煤層結構單一，一般不含夾

17、石或含一層夾石。頂板巖性：多為粉砂質泥巖、泥質粉砂巖，局部粉砂巖及泥巖。底板巖性：以 10m 統(tǒng)計，上部為粉砂巖，下部為粉砂質泥巖或泥質粉砂巖。22 號煤層位于龍?zhí)督M中段頂部。煤層采用厚度變化較大，西部和東部各有2 個不可采區(qū)，中部有一個零點區(qū)，不可采區(qū)面積約占四分之一左右?？刹蓞^(qū)內煤厚變化不大，該煤層一般含一層夾石，結構較簡單。頂板巖性：以 10m 統(tǒng)計，頂部為厚 0.10.5m 的含根泥巖，其下為粉砂巖或泥質粉砂巖、粉砂質泥巖，局部為泥巖。底板巖性：按 10m 統(tǒng)計，直接底板為厚 0.150.6m 的含根泥巖，其下為粉砂巖、粉砂質泥巖或泥質粉砂巖。三、煤質1.本區(qū)煤層的煤質牌號為肥煤。2.

18、煤層的其他特征灰分：原煤平均灰分為 18.7126.57%（21 號煤最低） ，其中其余煤層全為中灰；精煤平均灰分為 6.959.31%。硫分：原煤平均值為 0.484.85%，精煤平均值為 0.371.62%。從原煤平均值來看，17 為特低硫， 9、12、為富硫，各煤層中硫酸鹽硫的含量均很低，一般為 00.1，特低硫中以有機硫為主，低硫煤中硫鐵礦硫與有機硫幾乎相等；中高硫煤中以硫鐵礦硫為主，一般隨硫分增高硫鐵礦硫也增高，據(jù)統(tǒng)計，硫鐵礦硫在全硫中所占的比例，中硫為 87.32，富硫為 85.93，高硫為90.06。磷分：所有煤層均為低磷。砷：各煤層平均砷含量均很低，一般為 24ppm。四、采區(qū)

19、儲量采區(qū)的可控制的資源量:Q = cosMS式中: S煤層投影面積；M煤層厚度 m；煤容重工業(yè) t/m3；煤層平均傾角 （） 。21 煤：Q21=cosMS=0.086471062.21.46Cos24.5=0.31106(t)22 煤：Q22=cosMS=0.086471062.11.46Cos24.5=0.29106(t)Q=Q21 +Q22 =0.31106(t)+ 0.29106=0.6106(t) 由于在采區(qū)的底板等高線圖上，留設保護煤柱；采區(qū)的東部邊界留設 10m采區(qū)西北部斷層留 10m 的永久煤柱作為采區(qū)保護煤柱。留設保護煤柱后的工業(yè)儲量為： cosQMSQ21= cosSMk

20、=0.00651062.21.46Cos24.5=0.023106 (t)Q22= cosSMk =0.00651062.11.46Cos24.5=0.022106 (t)P= Q21+Q22=0.045106 (t)1.采區(qū)的工業(yè)儲量：Q總=0.6106 (t)2.采區(qū)的設計儲量：QZ=Q總P= 0.6106-0.045106=0.555106 (t)3.采區(qū)的可采儲量（Z）：Z= QZC式中： P 保護工業(yè)場地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留置的永久煤柱損失量。C 采區(qū)采出率，厚煤層不低于 0.75；中厚煤層不低于 0.8；薄煤層不低于 0.8；地方小礦不低于 0.7。Q總 采區(qū)的

21、工業(yè)儲量。該采區(qū)所設計屬于中厚煤層，因此采區(qū)采出率應不低于 0.8，綜合考慮采區(qū)的實際情況，選擇采區(qū)采出率為 0.83。所以該采區(qū)內的可采儲量為：ZQZC0.5551060.83=0.46106 (t)采區(qū)儲量計算表煤層編號投影面積傾角Cos煤厚m容重t/m3設計損失量(t)煤層采區(qū)回采率可采儲量（t）備注210.08647710624.50.912.21.460.0064471060.80.31106220.08647710624.50.912.11.460.0064471060.80.29106斷層保護煤柱和礦井邊界保護煤柱分別留設15m、10m合計4.31.121060.80.6106五

22、、采區(qū)生產能力及服務年限確定采區(qū)生產能力主要是確定一個采煤工作面的產量和同時生產的工作面?zhèn)€數(shù)。而采煤工作面的產量取決于煤層的厚度、工作面長度及推進度。本采區(qū)同時有兩個工作面同時生產，平均工作面長度為 80m。1.一個采煤工作面的產量：AOLV0MC0式中： L采煤工作面長度，m；工作面的長度取為 80mV0工作面推進度，m/a；該工作面每年生產時間為 300 天;日循環(huán)進度 1米；循環(huán)率 0.8；所以工作面年推進度為 30010.8=240m/a。M煤層厚度或采高，m；本礦取 2.2。煤的密度，t/m3；本礦取 1.46。C0采煤工作面采出率，一般取 0.930.97，薄煤層取高限，厚煤層取低

23、限。取 0.95。所以采煤工作面的年產量為：A0802.21.462400.95211.72 萬 t 掘進煤量 A1 計算根據(jù)煤層厚度及生產期間回采工作接替所需巷道掘進工程量，設計掘進煤量估算為采煤工作面產量的 10%。A1=A010%14.6510%1.72 萬 t2.采區(qū)生產能力的確定： iBQKKQ21式中： QB采區(qū)生產能力；K1采區(qū)掘進出煤量系數(shù)，取 1.1；K2工作面之間出煤影響系數(shù)；取 0.95；Qi單個工作面年產量，0.91Mt。由上式計算得出采區(qū)實際生產能力為：QB16.111.10.9516.84 萬 t3.采區(qū)服務年限按下式計算礦井的服務年限：)/(KAZTK式中：ZK采

24、區(qū)可采儲量 ；萬 tT采區(qū)服務年限；aA采區(qū)年生產能力；萬 taK儲量備用系數(shù)；一般取 1.21.5由此確定出礦井的設計生產能力和服務年限：T46/（151.2）=3a；第二章 采區(qū)準備方式及參數(shù)第一節(jié) 采區(qū)準備方式的確定采區(qū)的布置方法也就是確定采煤方法和上山(下山)的布置；從本采區(qū)的煤層賦存情況來看，由于煤層的傾角 24.5；符合走向長壁開采的條件的。又因為本礦井是屬于煤與瓦斯突出礦井，為了能夠使該礦井安全生產，需要布置一條回風上山在最上層煤層底板。從采區(qū)的總體情況來看，集中布置的形式還是比較優(yōu)越，上山均布置在煤層中，其中一條為膠帶輸送機上山，一條為軌道上山，一條為專用回風上山。所以將運輸大

25、巷布置在 22 號煤層的底板巖石中。第二節(jié) 采區(qū)參數(shù)一、采區(qū)走向長度的確定根據(jù)本礦的具體情況，由于受斷層的影響二采區(qū)走向長不均勻，走向長1008m-1086m 之間。二、確定區(qū)段斜長及區(qū)段數(shù)目由于設計的采區(qū)的走向長不均勻，傾斜也不均勻出現(xiàn)三角壯，工作面走向長度和傾斜長度受到一定的影響。結合實際情況工作面長度定為 80m，巷道的掘進采用單巷掘進，區(qū)段的斜長為 120m 左右。將劃分為 3 個區(qū)段進行回采。三、煤柱尺寸由于采區(qū)內區(qū)段間的開采順序采用下行式；煤層間的開采順序采用自上而下逐次開采的下行開采順序。主要開拓巷道均布置在 22 號煤層中，除了采區(qū)兩斷層留 15m 煤柱，邊界留 10m 煤柱外

26、，其他均不留煤柱。四、區(qū)段無煤柱護巷1.沿空留巷：沿空留巷一般適用于開采緩斜和傾斜、厚度為 2m 以下的薄及中厚煤層，這樣的方法與留煤柱護巷比可以減少保護煤柱的損失量，而且可以減少平巷的掘進工程量。沿空留巷時區(qū)段的布置主要采用的是后退式沿空留巷的方式：先掘出分段運輸巷到采區(qū)邊界，工作面后退式回采，回采后在沿空留出平巷作為下區(qū)段的回風巷。這種方式，可克服前進式回采時前方煤層賦存情況不明和留巷影響工作面端頭采煤等缺點，但要增加平巷的掘進工程量。2.沿空掘巷沿空掘巷就是沿著已采工作面的采空區(qū)邊緣掘進區(qū)段平巷，這種方法利用采空區(qū)邊緣壓力小的特點，沿著上覆巖層已垮落穩(wěn)定的采空區(qū)邊緣掘進，有利于區(qū)段平巷在

27、掘進和生產期間的維護。多用于開采緩斜和傾斜的中厚煤層和厚煤層。沿空掘巷雖然沒有減少區(qū)段的數(shù)目，但是不留或少留保護煤柱，減少了采區(qū)內煤炭的損失量。又由于巷道布置在采空區(qū)的邊緣，這樣巷道的維護相對要簡單許多。由于沿空掘巷的巷道受壓較小，對支護的要求不如沿空留巷嚴格，一般梯形火屬支架、木支架均可用。通過上面的論述，該礦采區(qū)的區(qū)段平巷采用沿空留巷布置的方式，并且每一個區(qū)段留 10m 的區(qū)段保護煤柱。第三節(jié) 采區(qū)巷道布置一、采區(qū)上（下）山的布置本采區(qū)采用走向長壁后退式采煤法開采，直接由工作面順槽和運輸平巷與回風上山、軌道上山、運輸上山相連，形成通風、生產、運輸、排水等系統(tǒng)。運輸上山、軌道上山和回風上山平

28、行布置在 22 號煤層中。 二、區(qū)段平巷的布置區(qū)段平巷布置方式有單巷布置和雙巷布置兩種方式，結合采區(qū)實際情況和開采順序，所以采用雙巷布置。 1.采區(qū)的巷道布置在本采區(qū)內布置工作面運輸平巷、工作面回風平巷、通過區(qū)段石門、回風平巷與軌道上山、運輸上山、回風上山相連接；工作面運輸平巷、回風平巷布置在 22 號煤層中，軌道上山和回風上山平行布置在 22 號煤層中。2.采區(qū)車場形式本采區(qū)設有采區(qū)下部車場、采區(qū)中部車場、采區(qū)上部車場；采區(qū)下部車場布置和運輸大巷、進風行人斜巷在同于標高，屬于大巷裝車式下部車場底板繞道式，采區(qū)中部、采區(qū)上部車場，屬于雙向甩車場。3.采區(qū)硐室采區(qū)硐室包括采區(qū)采區(qū)煤倉、采區(qū)絞車房

29、、采區(qū)變電所。采區(qū)內直接在運輸平巷中布置皮帶，采區(qū)內的煤直接通過皮帶運輸?shù)睫D載機再經運輸上山皮帶運輸?shù)讲蓞^(qū)煤倉最后通過運輸大巷運到地面。材料由運輸大巷通過軌道上山運輸?shù)焦ぷ髅婊仫L平巷和運輸平巷，在軌道上山上部需要布置絞車房。本采區(qū)用集中供電，變電所布置在軌道上山和運輸上山之間。 4.采區(qū)生產系統(tǒng)(1)運煤：從采煤工作面破落下來的煤（刮板運輸機、轉載機）運輸平巷（皮帶運輸機）運輸上山（皮帶運輸機）采區(qū)煤倉運輸大巷（礦車）井底車場地面工業(yè)廣場。(2)運料(或排矸)：材料從軌道上山（礦車）采區(qū)上（中）部車場區(qū)段回風平巷采（掘）煤工作面。排矸線路正好與運料線路相反。(3)通風系統(tǒng)：（新鮮風流）從運輸大

30、巷軌道上山（運輸上山）采區(qū)中部車場區(qū)段回風平巷聯(lián)絡巷區(qū)段運輸平巷工作面（污風）工作面回風平巷回風上山風井地面。第四節(jié) 井巷工程一、初期掘進的主要巷道名稱、工程量 工程項目支護形式斷面積（m2）巷道長（m）條數(shù)（條）工程量（m3）工作面回風平巷U 型鋼支架10.39589867礦井生產時的采掘比和矸石率: :礦井生產時采掘比為 1：2；預計矸石量為礦井原煤產量的 10，即礦井矸石量預計為 15kt/a。第三章 采煤方法第一節(jié) 采煤方法及工藝選擇所設計的首采工作面在一采區(qū)，該采區(qū)內可采煤層為兩層，分別為21#、22#設計煤層，首采煤層為 21，首采工作面狀況為煤層厚度為 2.2m，煤層容重為 1.

31、456t/m3 ，采煤工作面長度為 80m， ，礦井的相對瓦斯涌出量20.5m3/t。礦區(qū)范圍內可采煤層均具有煤塵爆炸危險性,同一煤層瓦斯含量向深部略有增高的趨勢，今后在采掘過程中，隨著開采深度增加或通風不暢時，瓦斯將會增加或聚集，從而易產生爆炸。煤層有自然發(fā)火性和爆炸性，回采范圍內礦井正常涌水量 120m3/h，最大涌水量 300m3/h.，地質構造已查明。煤層具體情況見表 3-1-1。表 3-1-1 可采煤層情況煤層名稱容量（噸/）平均厚度(m)平均傾角( )211.462.224.5221.462.124.5工作面運輸平巷U 型鋼支架13.3971112914運輸上山錨噴15150122

32、50軌道上山錨噴1424113374回風上山錨噴1526613990采區(qū)下部車場錨噴14281392采區(qū)中部車場錨噴144821344采區(qū)中部車場錨噴14391546其他硐室錨噴184821728合計36405在本采區(qū)的設計中，由于本采區(qū)的儲量較大，煤層賦存條件較好，并且該設計采區(qū)的煤層都屬于中厚煤層，為了使采區(qū)的生產能力與礦井的服務年限相適應，再結合采礦技術的發(fā)展，所以結合本采區(qū)的實際情況后確定采用的采煤方法是：走向長壁后退式采煤法。第二節(jié) 工作面回采工藝設計回采工藝主要包括落煤、裝煤、運煤。一、落煤采煤工作面采用 ZMS12A 型濕式煤電鉆打眼，爆破落煤，人工裝煤、放頂。二、裝、運煤一般的

33、采煤機在設計時，落煤和裝煤是同時考慮的，所以在這里裝煤工藝不用過多的考慮。運煤的中心問題是采面刮板運輸機的選型問題，在選擇運輸機的問題上應考慮刮板運輸機的能力應略大于工作面的生產能力。因此選用型號為 SGB630/150，此種刮板運輸機的參數(shù)為：出廠長度 200m，輸送能力 180t/h；刮板鏈速 0.86m/s；中部槽尺寸 1500630190；三、工作面的支護該采煤工作面所采用的采煤工藝是炮采，選用支撐掩護式的液壓支架進行支護。ZY4000/17/30， 支撐高度為 1.73.0m，工作阻力為 4000KN，初撐力1884KN，外形尺寸 567314201700，支撐強度 0.78Mpa，

34、推移步距 600mm，支架重量 10.5t。根據(jù)所選支架的外形尺寸和工作面的長度 100m，計算出一個工作面所用支架的臺數(shù)為 735 臺。 工作面的支護強度 Pt ；Pt= km=72.225= 385kPa 支柱的有效支撐能力 PE；PE= KEPA=0.8300=240kN 工作面所需支護密度 n；n=Pt/PE=385/240=1.6 根/工作面支柱的柱距 a=1/nb=1/1.6=0.625考慮工作面的支護管理要求，選取工作面支柱柱距，a=0.6 工作面所需支柱、頂梁數(shù)量。N=LN(L/a+1)=4(100/0.6+1)=670 根考慮工作面臨時支護、加強支護與備用量的要求，工作面支柱

35、須增加1015，頂梁須增加 24，工作面須配備支柱 750 根，頂梁 680 根。式中 k-采高厚度系數(shù)，取 k=0 KE-支柱有效支撐系數(shù)，單體液壓支柱取 KE=0.8PA-支柱最大工作阻力m-工作面的平均采高，m=2.2m -工作面頂板巖石平均厚度，=25kN/m3b-工作面支柱排距，和工作面所選頂梁一致，b=1mLN-最大控頂距時支柱的排數(shù)，LN=4L-工作面的長度，L=100m第四章 頂板管理第一節(jié) 支護設計一、支護形式的選擇結合本采區(qū)的頂板情況，對采區(qū)主要巷道選擇錨噴支護及錨網噴聯(lián)合支護。錨桿和噴射混泥土支護各有優(yōu)點，但也都有不足之處。錨噴聯(lián)合支護，能使兩者取長補短，互為補充，是一種

36、性能更好的支護形式。錨桿與其穿過的巖體形成承載加固拱，噴射混泥土層防止圍巖風化剝落，并和圍巖結合在一起，對錨桿表面的巖石起支護作用，從而提高了為研拱的承載能力。噴射混泥土可以有效控制錨桿間巖石的掉落，但其本身是脆性的，當巖石變形較大時，易于開裂剝落。因此，可以在錨桿與噴射土之前鋪設金屬網，噴成鋼筋混泥土層，提高噴層的整體性，改善噴層的抗拉能力，能有效的支護松散破碎的軟弱巖層，形成了錨網噴聯(lián)合支護。金屬網用鋼筋直徑一般為 8mm，鋼筋間距一般為 300mm。二、采用錨桿、錨噴等支護形式時，應遵守下列規(guī)定：1.錨桿、錨噴等支護的端頭與掘金工作面的距離，錨噴的形式、規(guī)格、安裝角度，混泥土標號、噴體厚

37、度，掛網所采用金屬網的規(guī)格以及圍巖涌水的處理等，必須在施工組織設計或作業(yè)規(guī)程中規(guī)定。2.打錨桿眼前，必須首先敲幫問頂，將活矸處理掉，在確保安全的條件下，方可作業(yè)。3.使用錨固劑固定錨桿時，應將孔壁沖洗干凈，砂漿錨桿必須灌滿填實。4.軟巖使用錨桿支護時，必須全長錨固。5.錨桿必須按規(guī)定做拉力試驗。煤巷還必須進行頂板離層監(jiān)測，并用記錄排版顯示。對噴體必須做好厚度和強度檢查，并有檢查和試驗記錄。在井下做錨固實驗時，必須有安全措施。 6.錨桿必須用機械或力矩扳手擰緊，確保錨桿的托板緊貼巷壁。 7.采用人工上料噴射機噴射混泥土、砂漿時，必須采用潮料，并使用除塵機對上料口、余氣口除塵。噴射前，必須沖洗巖幫

38、。噴射后應有養(yǎng)護措施。作業(yè)人員必須佩帶勞動保護用品。第二節(jié) 頂板管理本礦采用的是炮采落煤，而且煤層的頂?shù)装鍡l件較差，所以采用全部垮落法處理采空區(qū)。再加上本礦井的瓦斯等級為煤與瓦斯突出礦井。應及時處理好頂板的垮落。 頂板事故的分類：按力源可將采煤工作面頂板事故分為漏冒型、壓垮性、推跨性三大類。按事故大小（煤礦經常用）可分為局部冒頂和大型冒頂兩大類。第五章 采區(qū)通風設計第一節(jié) 采區(qū)瓦斯涌出量的預測該礦沒有瓦斯等級鑒定資料，按煤與瓦斯突出礦井進行設計，暫按瓦斯相對對涌出量 20.5m3/t 考慮，今后以生產過程中實際鑒定為準。礦井絕對瓦斯涌出量的計算：Q絕=7.99m3/min本設計安瓦斯抽放系統(tǒng)，

39、按相對瓦斯涌出量 20.5m3/t 考慮，瓦斯抽放率按65.6考慮，按 q瓦=7.99(1-65.6)=2.75m3/min 為依據(jù)計算礦井風量，礦井在正常生產后需測定瓦斯涌出量，若經抽放后瓦斯涌出量大于 2.75m3/min 則通過計算另選風機，并進行通風能力核定，嚴格執(zhí)行“以風定產”的原則，嚴禁超能力生產。第二節(jié) 采區(qū)通風一、采區(qū)通風系統(tǒng)的要求1.每一個采區(qū)，都必須布置回風巷，實行分區(qū)通風。煤層群分層開采的每一個上、下山采區(qū)，采用聯(lián)合布置時，都必須至少設置一條專門的回風巷，采區(qū)進、回風巷必須貫穿整個采區(qū)的長度和高度。嚴禁將一條上、下山或盤區(qū)的風巷分為兩段，其中一段作為進風巷，另一段作為回風

40、巷。2.采煤工作面和掘進工作面都應采用獨立通風。有特殊困難必須串聯(lián)通風時應符合有關規(guī)定。3.煤層傾角大于 12的采煤工作面采用下行通風時，報總工程師批準，并須遵循下列規(guī)定：（1）采煤工作面的風速，不得低于 1m/s。（2）機電設備設置在回風巷時，其風流中的瓦斯?jié)舛炔坏贸^ 1%，并應裝有瓦斯自動檢測報警斷電裝置。（3）進、回風巷中都必須設置消防供水管路。有煤與瓦斯突出的采煤工作面嚴禁采用下行通風。（4）采煤工作面和掘進工作面的進風和回風，都不得經過采空區(qū)或冒落區(qū)。二、通風系統(tǒng)選擇1.影響條件礦井瓦斯涌出量、礦井設計生產能力、煤層賦存條件、表土層厚度、井田面積、地溫、煤層自燃傾向性等條件。選擇任

41、何通風系統(tǒng)，都要符合投產快，出煤較多、安全可靠、技術經濟指標合理等要求，該礦屬于煤與瓦斯突出礦井，也是一個重要的影響條件。2.通風系統(tǒng)選擇礦井通風系統(tǒng)包括：通風方式，即為進風井和出風井的布置方式（分為中央式、對角式、和混合式三類） ；通風方法，即為礦井主扇的各種方法（分為抽出式，壓入式和壓軸聯(lián)合式三種） ；通風網絡。礦井通風系統(tǒng)，應根據(jù)以下所談到的影響礦井通風的因數(shù)進行綜合的考慮(1)有煤與瓦斯突出危險的礦井、高瓦斯礦井、煤層易自燃的礦井及有熱害的礦井，應采用對角式或分區(qū)式通風；當井田面積較大時，初期可采用中央式通風，逐步過渡為對角式或分區(qū)式通風。(2)礦井通風方法宜采用抽出式。當?shù)匦螐碗s、露

42、頭發(fā)育、老窯多，采用多風井通風有利時，可采用壓入式通風。根據(jù)上面的有關規(guī)定，結合我礦的實際情況，我礦屬于煤與瓦斯突出礦井，所以采用中央邊界式（中央分列式）通風，由于壓入式通風漏風比較大，故通風方法選用抽出式通風。三、風量計算與分配1.風量計算依據(jù)(1)風量計算的標準供給煤礦井下任何工作用風地點的新鮮風量，必須依照下述各種條件進行計算，并取其最大值，作為該工作用風地點的供風量。1)按該用風地點同時工作的最多人數(shù)計算，每人每分鐘供給風量不得少于4m3/s。2)按該用風地點的風流中瓦斯、二氧化碳、氫氣和其它有害氣體濃度，風速以及溫度等都符合煤礦安全規(guī)程的有關各項規(guī)定要求分別計算，并取其最大值。風量計

43、算依據(jù)本采區(qū)按煤與瓦斯突出礦井設計，礦井的風量計算按礦井的平均絕對瓦斯涌出量 q（m3/min）來計算，根據(jù)煤礦安全規(guī)程及有關規(guī)定，并參考鄰近生產礦井的實際配風經驗，配風滿足風速、稀釋并帶走瓦斯和井下工作人員的需要，且使每翼總回風流中瓦斯?jié)舛炔怀^ 0.75。由于開采困難并符合煤礦安全規(guī)程對瓦斯抽放的規(guī)定，所以可對礦井瓦斯進行抽放，抽放率為 40，本采區(qū)的絕對瓦斯涌出量為 2.75m3/min,則抽放后采區(qū)的平均絕對瓦斯涌出量為：q 絕1.65m3/min。礦井的總風量的計算采用下面的計算方法，并取最大值為礦井的總風量。以下是煤礦安全規(guī)程及有關礦井瓦斯抽放規(guī)定：礦井絕對瓦斯涌出量達到以下條件之

44、一的，必須建立地面永久抽放瓦斯系統(tǒng)或井下臨時抽放瓦斯系統(tǒng)：a大于或等于 40m3/min；b年產量 1.01.5Mt 的礦井，大于 30m3/min；c年產量 0.61.0Mt 的礦井，大于 25m3/min；d年產量 0.40.6Mt 的礦井，大于 20m3/min；e年產量小于或等于 0.4Mt 的礦井，大于 15m3/min。f當 1 個采煤工作面的瓦斯涌出量大于 5m3/min 或 1 個掘進工作面瓦斯涌出量大于 3m3/min。(2)風量計算原則無論礦井或采區(qū)的供風量，均按該地區(qū)各個實際用風地點，按照風量計算標準，分別計算出各個用風地點的實際最大需風量，從而求出該地區(qū)的風量總和，再考

45、慮一定的備用風量系數(shù)后，作為該地區(qū)的供風量。即“由里往外”的計算原則，由采掘工作面、硐室和其它用風地點計算出各采區(qū)風量。最后求出全礦井總風量。2.風量計算按下列要求分別計算，并且必須取其中的最大值。(1)按井下同時工作的最多人數(shù)計算。KNQ 4式中：Q礦井總供風量，m3/s；N井下同時工作的最多人數(shù)，本礦井為 150 人；4每人每分鐘供風標準，m3/min；K礦井通風系數(shù)，包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素，取K1.15。Q41501.15=580m3/min=11.5 m3/s(2)按采煤、掘進、硐室及其他巷道實際需要風量的總和進行計算，即： m3/min KQQQ(）其它硐掘采QQ式中：Q

46、 采采煤工作面實際需要風量的總和,m3/min；Q 掘掘進工作面實際需要風量的總和，m3/min；Q 硐硐室實際需要風量的總和,m3/min；Q 其它采區(qū)除了采煤、掘進和硐室地點外的其它井巷需要進行通風的風量的總 和，m3/min；K采區(qū)通風系數(shù)，包括采區(qū)內部漏風和通風不均勻等因素，取 1.4；(3)采煤工作面需風量的計算采煤工作面應按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作面溫度、炸藥用量、同時工作的最多人數(shù)、炸藥使用量分別計算，取其中最大值，并用風速驗算。1)按瓦斯涌出量計算：采煤工作面需風量的計算應按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作面溫度、炸藥用量、同時工作的最多人數(shù)、炸藥使用量分別計算，取其中

47、最大值，并用風速驗算。CKq100Q瓦采采式中： Q采采煤工作面實際需要的風量，m3/s； q瓦采采煤工作面經瓦斯抽放以后的絕對瓦斯涌出量； KC采煤工作面瓦斯涌出不均衡的備用風量系數(shù)，即該工作面瓦斯絕對涌出量的最大值與平均值 ；Q采100q瓦采K1001.650.71.5=173.25m3/min2.8875m3/s2)按工作面溫度計算iCCKSV60Q采式中： VC回采工作面適宜的風速，根據(jù)工作面溫度為 2026，則工作面風速 VC查教材礦井通風表 6-1 后 VC為 1.01.8m/s，本礦取值 1.5；SC采煤工作面平均有效斷面，m2；平均斷面面積為 7.125；Ki采煤工作面長度系數(shù)

48、，按工作面長度 80150m，取為 1；=601.57.1251=641.25m3/min=10.69m3/s；iCCKSV60Q采3)按工作面人員數(shù)量計算=460=240m3/min=4m3/sC4NQ采式中： Nc采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，本采區(qū)取 60 人；4)按炸藥使用量計算Q采Acb/tc式中 Ac采煤工作面一次使用最大炸藥量，；b每公斤炸藥爆炸后所產生的一氧化炭量；c為經過通風后，允許工人進入工作面工作的一氧化碳濃度;本礦取0.2;簡化后為 Q 采25AcQ 采2515=375m3/min=6.25m3/s5)按風速驗算 根據(jù)煤礦安全規(guī)程規(guī)定，回采工作面的最底風速為 0.25

49、m/s，最高風速為 4m/s 的要求進行驗算?；夭晒ぷ髅骘L速應滿足：采采采4.0S60QS25. 006Q采157.2=108m3/min=1.8m3/sQ采=2407.2=1728 m3/min=28.8 m3/s驗算的工作面的風速為：1.8m/sQ采28.8m3/s通過上述計算，回采工作面計算最大風量為 641.25m3/min;滿足上述風量要求?？紤]一定的富余系數(shù)設計采區(qū)一個采煤工作面配風 20m3/s，U 型通風。(4)掘進工作面的風量確定掘進工作面的實際需要風量，應按照沖淡掘進工作面瓦斯涌出，并考慮局部通風機實際吸風量、工作面溫度、風速和人數(shù)等規(guī)定要求分別進行計算，并取其中最大值。經

50、分析和計算認為，本礦井地溫不高，掘進工作面人數(shù)20人， ，設計預計掘進工作面瓦斯涌出量為 0.63m3/min，因此，影響工作面風量確定的主要因素是瓦斯涌出量。1)按瓦斯涌出量計算掘進瓦掘掘KQ100Q式中： Q掘掘進工作面實際需要的風量，m3/s；q瓦掘掘進工作面經瓦斯抽放以后的瓦斯涌出量，m3/min；K掘通掘進工作面瓦斯涌出不均衡的備用風量系數(shù)，該數(shù)值應經過觀察實測后取得；一般取 1.82.0；1000.631.8113.4m3/min1.89m3/s掘進瓦掘掘KQ100Q2)按工作面人員數(shù)量計算：Qb4=44Nb=4415=240m3/min=4m3/s式中： Nb每個掘進工作面同時工

51、作的最多人數(shù)，本礦取 15 人； 4每人每分鐘 4m3的供風標準。4為兩個掘進工作面。3)按風速驗算：根據(jù)煤礦安全規(guī)程規(guī)定煤巷掘進工作面的風量應滿足：JJS0 . 460QS25. 006掘Q 掘157.2108m3/min1.8m3/sQ 掘2407.21728m3/min28.8m3/s式中： Sj掘進工作面巷道過風斷面,812m2；考慮一定的富余系數(shù)設計一采區(qū)掘進工作面配風 10m3/s(5)硐室需風量計算：獨立通風的硐室實際需要風量，應根據(jù)不同類型硐室分別計算，機電設備散熱量大的硐室，應機電設備運轉的發(fā)熱量計算，充電硐室應按回風流中氫氣濃度小于 0.5%計算，其它硐室類比生產礦井的經驗

52、配風：機電硐室,按經驗取機電硐室所需風量為 200m3/min；其它硐室所需風量：根據(jù)國內機械化礦井的統(tǒng)計資料，結合我礦區(qū)的實際情況：采區(qū)變電所在 6080m3/min 取值,本礦取 70m3/min。所以硐室的需風量為270m3/min=4.5m3/s (6)其它風巷道的需風量計算：根據(jù)國內機械化礦井的統(tǒng)計資料，結合雨谷礦區(qū)的實際情況，取左右。 %5QQ(）硐掘采Q（641.25224042703）5% %5QQ(）硐掘采Q152.625m3/min=2.544m3/s（7）礦井總風量確定m3/min KQQQ(）其它硐掘采QQ式中：Q 采采煤工作面實際需要風量的總和，m3/min；Q 掘掘

53、進工作面實際需要風量的總和，m3/min；Q 硐硐室實際需要風量的總和，m3/min；Q 其它采區(qū)除了采煤、掘進和硐室地點外的其它井巷需要進行通風的風量的總和，m3/min；K采區(qū)通風系數(shù)，包括采區(qū)內部漏風和通風不均勻等因素，取 1.1；Q2=(Q 采+Q 掘+Q 硐+Q 它) K=(10.692444.53+2.78) 1.2=53.66 m3/s考慮一定的富余量，本礦井風量取 58m3/s3.分配風量的原則1）分配到各用風地點的風量應該不低于計算的各用風地點的風量值。2）為維護巷道，防止坑木腐爛，金屬銹蝕，以及行人安全等，所有巷道都應該分配一定的風量。3）風量分配后，應保證井下各處瓦斯?jié)舛?/p>

54、，有害氣體濃度，風速等滿足煤礦安全規(guī)程的各項要求。(2) 分配方法在計算出的采區(qū)需風量 Q=58m3/s，減去獨立回風的硐室風量和掘進風量后，采煤工作面風量按其產量，瓦斯涌出量情況配風。4.礦井風壓的計算風壓計算按下列公式計算：h摩=LUQ2/S3 式中：h摩井巷摩擦風阻，NS2/m8；摩擦阻力系數(shù)，NS2/m4L井巷長度，m；U井巷斷面凈周長，m；S井巷凈斷面積 m2；Q 巷道內流過的風量，m3/min；H局= pv2/2 式中：為局部阻力系數(shù)，無因次p風流的密度，kg/m3v局部地點前后斷面上的風速，m/s 采區(qū)風壓計算表巷道名稱斷面形狀支護形式阻力系數(shù)風量（m/s）斷面積(m2)凈周長(

55、m)巷道長度（m）風壓(Pa)水平運輸大巷半圓拱形料石碹0.004018.211.023.85281.14軌道上山梯形工字鋼0.02041414164241110運輸上山梯形工字鋼0.02041.71510.515025采區(qū)下部車場半圓拱形料石碹0.004018.29.7142815下區(qū)段回風平巷梯形工字鋼0.020445.59.864050聯(lián)絡巷梯形木支護0.015745.19161.37區(qū)段運輸巷梯形工字鋼0.020445.59.892760工作面矩形單體液壓支柱、鉸接頂梁0.020446.310.5801.05區(qū)段回風巷梯形工字鋼0.020445.59.892712絞車房矩形料石碹0.0

56、20412.412.5616.4100.2局部阻力20.26合計315經計算，由計算結果得知：通風容易時期風壓：h阻易=298Pa；通風困難時期風壓:h阻難=315Pa。5.礦井等積孔的計算 A=1.19R-2 =1.19Q/ ( m2 )h通風困難時期，A=2.01m2；通風容易時期，A=2.12m2投產時期礦井的等積孔為 2.12m2屬小阻力礦井;困難時期礦井的等積孔為 2.01m2也屬小阻力礦井。通風容易時期線路示意圖通風困難時期線路示意圖四、礦井通風設施為保證各采、掘工作面和硐室的風量，并使風流按規(guī)定方向流動，在風流流動線路中設置有風門等構筑物。為了防止爆炸性氣體爆炸時沖擊主要通風機，

57、在回風井口處設置防爆門。另外，礦井主要通風機設有反風裝置，當井下采面進風流中發(fā)生火災時可進行全礦井下反向通風。風門等通風構筑物的設置應堅固、穩(wěn)定，并加強通風管理，及時進行檢查和維修。五、通風設施及降低風阻、防止漏風的措施1.根據(jù)通風需要，安設風門、調節(jié)風門；2.同一井巷內安設兩道風門時，必須保證兩道門不同時開啟，造成風流短路；3.勿在巷道內堆放雜物，保證巷道的有效斷面；4.嚴格按設計掘進、支護巷道，以保證巷道斷面尺寸；5.加強對各種通風設施和巷道的日常管理。6.相鄰巷道掘進時，盡量減少放炮震動，同時注意加強支護，防止巖體（或煤體）松動或破碎，以有效防止漏風；7.加強對各通風設施的管理，對應密閉

58、的地點要采用構筑物或永久密閉裝置密閉，以保證滿足通風及其它功能需要；8.加強各通風設施的日常管理，保證通風設施滿足設計和使用功能的需要。第三節(jié) 災害防治簡述一、瓦斯災害防治預防井下災害，在施工和生產過程中，必須嚴格執(zhí)行煤礦安全規(guī)程等的有關規(guī)定，堅持預防為主，綜合治理的原則，制訂完善的災害預防措施。1.開采煤與瓦斯突出煤層防突措施:本礦井為高瓦斯礦井具有瓦斯突出危險的可能性，必須加以防范。(1)礦井設計中的防突措施:本著防患于未然的原則，設計中首先考慮了開采保護層和預抽煤層瓦斯等區(qū)域性防突措施。開采保護層是目前防治煤與瓦斯突出最有效的措施之一。根據(jù)煤礦安全規(guī)程第 193 條在突出礦井開采煤層群時

59、，應優(yōu)先選擇開采保護層防治突出措施。1)瓦斯預抽放本設計以瓦斯預抽放作為區(qū)域性防治煤與瓦斯突出的主要措施。2)瓦斯抽放的具體方法及措施詳見本章“瓦斯抽放”部分。另外，設計的主要巷道均避開具有瓦斯突出危險可能性的煤層，布置在巖層或非突出煤層中，并盡量減少穿越次數(shù)。3)在具有瓦斯突出危險煤層采掘工作面附近、爆破時撤離人員集中地點必須設有直通礦調度室的電話，并設置有供給壓縮空氣設施的避難硐室或壓風自救系統(tǒng)。工作面回風系統(tǒng)中有人作業(yè)的地點，也應設置壓風自救系統(tǒng)。4)設計采用并列式通風系統(tǒng)，各用風地點均配設足夠的風量，均利用全負壓通風，煤巷、半煤巖巷及有瓦斯涌出巖巷的掘進通風方式都應采用壓人式；采掘工作

60、面之間無串聯(lián)通風；采煤工作面均采用上行通風；工作面開采前，進行煤層注水，超前鉆孔等有利于防突。5)設計配備了井下移動式瓦斯抽放泵和地面永久抽防瓦斯系統(tǒng)（高、低壓雙系統(tǒng)） ，礦井生產過程中要堅持瓦斯抽放，降低煤體瓦斯壓力，減少瓦斯突出的可能性。6)設計選用所有機電設備均為礦用防爆型。（2）其它防突措施1）石門揭煤前，必須按有關規(guī)定執(zhí)行“四位一體” ，采取綜合防治突出措施。2）煤巷、半煤巖巷及有瓦斯涌出巖巷的掘進通風方式都應采用壓入式。3）在井巷施工或礦井生產中，應進一步測定煤層瓦斯壓力、煤的破壞類型、瓦斯放散初速度、煤的堅固性系數(shù)等有關參數(shù)，以便對新投產采區(qū)或礦井的瓦斯涌出動力現(xiàn)象做進一步的分析

61、和鑒定。2. 預防瓦斯爆炸措施預防瓦斯爆炸主要有兩個方面：一是防止瓦斯積聚；二是防止有點燃瓦斯的高溫熱源出現(xiàn)，具體措施如下：(1)加強通風，防止瓦斯積聚，這是目前防止瓦斯積聚的主要措施。(2)經常檢查井下通風情況和瓦斯?jié)舛?，根?jù)規(guī)程規(guī)定，高瓦斯礦井中采掘工作面每班檢查瓦斯?jié)舛鹊拇螖?shù)不得少于三次。(3)采掘工作面回風巷道中瓦斯?jié)舛瘸^ 1時，必須停止工作，撤出人員，并報告礦調度室處理。(4)采掘工作面回風流中瓦斯?jié)舛冗_到 1.5時，必須停止工作、切斷電源、撤出人員、報告礦調度室處理。電動機 20 米范圍內風流中瓦斯?jié)舛冗_到 1.5時，也必須切斷電源，進行處理。(5)井下嚴禁吸煙和使用明火；井下的

62、電焊作業(yè)必須安裝相關規(guī)定嚴格執(zhí)行。(6)井下供電做到：“無雞爪子、羊尾巴” ，無明接頭，有過流、過電壓、漏電保護，有接地裝置，井下不得帶電檢修、搬運電氣設備。(7)因臨時停電或其他原因，導致局部通風機停止工作，在恢復供電前，必須對停風區(qū)域內的瓦斯?jié)舛冗M行檢查，在確認瓦斯?jié)舛炔怀迺r，方可啟動局部通風機，恢復正常通風。(8)堅持配備專職瓦檢工：堅持“一炮三檢制度” ， “三人連鎖放炮制度”以及“放炮證制度” 。(8)放炮地點附近 20 米內風流中的瓦斯?jié)舛瘸^ 1時，嚴禁放炮。(10)藥前或放炮前，如果放炮地點附近 20 米內風流中瓦斯?jié)舛冗_到 1；或炮眼內發(fā)現(xiàn)異常情況時；有顯著瓦斯涌出或采面內

63、支柱有損壞時，放炮員必須及時報告隊、班長處理。在做出妥善處理前，放炮員有權拒絕放炮，責令工作面停止裝藥。采區(qū)內所有電氣設備均采用防爆型，并防止電氣失爆。采區(qū)掘進工作面堅持電氣“三專兩閉鎖” 。(11)瓦斯報警儀，探頭和聲光信號距磧頭距離必須符合“細則”對監(jiān)測安裝的要求。3.煤與瓦斯突出提供的資料中，無本礦煤與瓦斯突出報告的記錄。但在開采地應力較高區(qū)域煤層時，可能存在局部地區(qū)瓦斯積聚且瓦斯壓力增高，出現(xiàn)突出危險，因此對煤與瓦斯突出的可能性在生產過程中應密切注意觀察以便及時制訂采取相應的預防措施。本設計按煤與瓦斯突出礦井進行設計。4.瓦斯抽放（1）礦井瓦斯來源及涌出構成礦井瓦斯分別來源于回采工作面

64、、掘進工作面及采空區(qū)。1） 回采工作面瓦斯涌出構成一是來自開采煤層瓦斯涌出，二是來自開采層影響范圍之內鄰近層煤層瓦斯涌出，包括上鄰近層和下鄰近層，影響范圍一般上鄰近層約 80m，下鄰近層約 40m；2）掘進工作面涌出瓦斯構成一是來自掘進巷道煤壁瓦斯涌出，二是來自掘進落煤的瓦斯涌出；3）采區(qū)瓦斯涌出量是指采區(qū)內所有回采工作面、掘進工作面及采空區(qū)瓦斯涌出量之和；4）礦井瓦斯涌出量為全礦井內全部生產采區(qū)和已采采區(qū)（包括其它輔助巷道）瓦斯涌出量之和。（2）瓦斯抽放方法礦井應遵循“盡早投入抽放，預抽和邊采邊抽互補”的原則。在煤層開采時，應對所有的回采工作面采空區(qū)、大多數(shù)的掘進工作面和回采工作面進行瓦斯抽

65、放。選擇的瓦斯抽放方法如下：1）采用預抽和邊采邊抽相結合方式抽放回采工作面及采空區(qū)瓦斯；2）掘進工作面采用兩掘一抽方法抽放本煤層瓦斯；3）采空區(qū)采用埋管抽放方法抽放采空區(qū)瓦斯。5.隔爆措施本礦井采用用隔爆水袋水棚隔爆。隔爆水袋水棚由安設于巷道頂部充滿水的水袋組成。當發(fā)生爆炸時，沖擊波將水袋破碎瀑灑出來，水在高溫下氣化為水霧帶充滿整個巷道，并吸收大量熱量，以此抑制、熄滅接踵而來的火焰，阻止爆炸的傳播。（1）水棚的結構與選型本礦井水袋選用 GBSD60 型，根據(jù)采區(qū)巷道布置，在主要運輸大巷、集中回風大巷以及工作面運輸巷和工作面回風巷及主要掘進頭安裝隔爆水棚。（2）水棚布置 為了有效的阻止爆炸事故的

66、擴大，在工作面進風斜巷、工作面運輸斜巷、工作面回風斜巷、工作面進風斜巷、運輸大巷掘進頭設置輔助水袋棚共 5 處。在運輸大巷、回風大巷設置主要隔爆棚共 5 處，掘進巷道的輔助隔爆棚待巷道長度滿足要求后再安設 3 處。每棚安設兩袋，棚距為 2.0m，共安設 17 棚，棚區(qū)長度為 34m。水袋就近從井下消防灑水管網取水。6.避災路線當工作面發(fā)生瓦斯事故時避災路線為：工作面采區(qū)運輸（軌道）平巷采區(qū)上（下）山主要運輸大巷井底車場副井地面二、頂板災害防治1.災害類型頂板的災害類型主要有壓跨型冒頂、漏冒型冒頂、推跨型冒頂、綜合型冒。2.預防措施（1）壓跨型冒頂?shù)念A防措施：1）支架的支撐力應能平衡最不利情況下垮落帶直接頂及老頂巖層的重量；2）采場支架的初撐力應能保證直接頂與老頂之間不離層；3）采場支架的可縮量應能滿足裂隙帶老頂最大下沉量的要求。（2）漏冒型冒頂?shù)念A防措施：1）大面積的漏垮型選用合適的支柱，使工作面支護系統(tǒng)有足夠的支撐力和可儲量；頂板必須背嚴背實，梁頭緊頂煤壁，采煤后及時支護，甚至掏梁窩；嚴防放炮移溜等工序弄倒支架引發(fā)局部冒頂。2）靠煤壁附近的局部冒頂綜采及時支護，提高支架支撐力，即端面