专业证书班 矿井通风与安全专业毕业设计
潞 安 职 业 技 术 学 院
毕业设计（论文）说明书
题目：矿井通风课程设计
姓 名：
专业班级：矿井通风与安全专业
设计周期：两 周
日 期：二〇一〇年
目 录
第一部分 矿井概况
4第一章 井田概况及地质特征
4第一节 井田概况
4一、交通位置
4二、地形地貌及河流
4三、气象
4四、地震
5五、矿井周边煤矿情况
5六、区域经济概况
6第二节 地质特征
6一、地层地质构造
9二、煤层及煤质
15三、水文地质
16四、其它开采技术条件
18第二章 矿井生产概况
18第一节 井田境界及储量
19第二节 矿井设计生产能力及服务年限
19一、矿井工作
制度
关于办公室下班关闭电源制度矿山事故隐患举报和奖励制度制度下载人事管理制度doc盘点制度下载
19二、矿井设计生产能力的确定
19三、矿井及水平服务年限的计算
20第三节 井田开拓
20矿井工业场地位置选择
20井田开拓的基本问题
201、影响井田开拓的主要因素
202、井筒形式、数目的确定
223、工业广场的位置、形状和面积的确定
234、开采水平的确定
235、井底车场和运输大巷的布置
236、矿井开拓延伸及深部开拓
方案
气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载
247、开采顺序
248、方案比较
30矿井基本巷道
301、井筒
332、井底车场
353、主要开拓巷道
354、巷道支护
40第三章 矿井提升运输、通风、排水、压气设备
40第一节 主、副井提升设备
41第二节 运输设备
42第三节 通风设备
44第四节 排水设备
45第五节 压风设备
47第四章 给水设备及水处理、供热、防冻
47第一节 给水排水系统
50第二节 排水
50第三节 地面消防
51第四节 井下消防洒水
51第五节 采暖与通风、及供热
52第六节 井筒防冻
53第七节 锅炉房设备
53第八节 室外热力管网
54第四章 采区生产概况
54第一节 采煤方法
54一、采煤方法的选择
54二、主要采煤设备选型
56三、采煤工作面参数
56第二节 采区布置
56一、达到设计生产能力时的采区数目、位置及工作面生产能力
57二、采区运输、通风系统及排水
571、 煤炭运输
572、 辅助运输
573、通风
584、排水
58第三节 巷道掘进
58一、掘进设备
58二、巷道断面和支护形式
60第二节 运输方式的选择
60一、煤炭运输方式
60二、辅助运输方式
62第二部分 矿井通风设计
62第一章 概况
62一、瓦斯、煤层、煤的自燃性及地温
62第二章 矿井通风
62一、通风方式和通风系统
64二、矿井主扇工作方式的选择
65第三章 采区通风
65一、采区通风系统的要求
66二、采区通风系统的选择
67三、工作面通风
67四、回采工作面进回风巷道的布置
68五、通风构筑物
68六、风量计算及分配 、配风的原则和方法
68七、总风量的计算
69八、工作面风量计算
69九、工作面有良好的气候条件
71第四章 掘进通风
71一、按岩巷掘进进行掘进通风计算（按炸药量计算）
71二、按煤巷掘进设计风量
72三、掘进通风方法
72四、硐室通风
74五、通风容易时期
74六、通风困难时期
79第五章 阻力计算的原则
81一、总阻力
82二、通风机选型
82三、矿井自然风压
85四、风机的实际工况点
86五、电动机的选择
89第六章 风量、风压及等积孔
91第七章 概算矿井通风费用
91一、吨煤通风电费
91二、其它吨煤通风费用
第一章 井田概况及地质特征
第一节 井田概况
一、交通位置
龙山煤矿位于山西省龙曲市北山县境内，距潞矿集团约9km，地理坐标东经113°00′，北纬36°20′。
公路交通十分便利。井田中部有东西向309国道穿过，南北向208国道从井田东部通过，另外矿井还建有铁路专用线。北距太原市200km，南距龙曲市23km，东距龙曲北火车站15km，交通十分便利，见图。
二、地形地貌及河流
龙山煤矿位于龙曲盆地西部，全区广为第四系黄土沉积掩盖，地形平缓，局部黄土冲沟发育，为高原盆地内的河谷平原区。总的地貌形态是西北高，东南低，北部为缓和低山丘陵区，黄土冲沟密布，地形切割破碎，中南部地形平坦，海拔标高+930m左右。
本区河流属海河水系，浊漳河自南向北流经本井田东缘，其支流绛河由西向东流经本区南部，于中华村附近注入漳泽水库与浊漳河合流。区内河床平缓开阔，阶地发育，北部有阉村、常隆两座小型水库，其它地表无大的水体存在。
三、气象
本区属暖温带半湿润半干燥大陆性季风气候。
根据北山县历年气象资料统计，年降水量在410~917mm，平均594.8mm，年蒸发量在1502~1926.8 mm，平均1738.6 mm，蒸发量为降水量的2~6.3倍，冰冻期为每年10月到次年4月，最大冻土深度为75cm（1977年2月）；最多风向北西，最大风速14~16米/秒。根据1978年温差变化，最高气温36.6℃（6月30日），最低气温-19.6℃（2月12日），悬差56.2℃。
四、地震
历史记载1497年2月，北山县城附近曾发生6级地震（中国地震资料表上未记载级别，地震地质大队（1970年10月）编制的山西地区构造体系图上定为5~5.9级。）
山西省抗震工作办公室等三家单位，于1979年以（79）晋抗字第1号文“关于颁发山西省地震裂度区划图及说明的通知”将北山划分为6度区，龙曲市划分为7度区。
根据国家地震局颁布的《中国地震动参数区划图》（GB18306-2001），本区地震动峰值加速度小于0.05 g，相当于地震基本烈度6度。
五、矿井周边煤矿情况
龙山煤矿周围主要有漳村煤矿、河曲煤矿、北山煤矿和郭庄煤矿等，龙山煤矿与周围井田的位置关系如下。
1. 漳村煤矿
漳村煤矿原为小煤窑， 1970年改建成0.60Mt/a的矿井。1985年第二次扩建为1.50Mt/a的生产能力，核定能力2.40Mt/a，2003年实际生产原煤3.18 Mt。2004年实际生产原煤3.50 Mt。现开采井田3号煤层，矿井为斜井开拓方式，矿井水平标高＋760m和＋600m。井下布置1个综采放顶煤回采工作面和2个综掘工作面。
2. 河曲煤矿
河曲煤矿1966年建成投产。设计能力0.90Mt/a，先后经过二次扩建，设计能力达3.60Mt/a，核定能力4.90Mt/a，现开采井田3号煤层，矿井采用斜、立混合开拓方式，矿井水平标高＋740m和＋630m。井下布置3个综采放顶煤回采工作面和2个综掘工作面。
3. 北山煤矿
北山煤矿为在建矿井，设计能力为6.00Mt/a，目前正在建设， 2006年投产。
井田内含可采煤层5层，分别为3、9、12、15-2和15-3号煤层
矿井采用立井开拓方式，矿井工业场地布置有主井、副井和风井3个立井井筒，另在阎庄风井场地布置阎庄进、回风立井。
4. 郭庄煤矿
由于龙山矿可采煤层埋藏深度较大，在采矿许可证允许范围内仅在井田西南角建有一座县营煤矿，原设计生产能力为0.60 Mt/a，现设计生产能力为0.90 Mt/a，开采井田3号煤层，矿井采用立井开拓方式，采煤方法为综采一次采全高。
六、区域经济概况
龙曲集团为我国煤炭工业的重要企业，地处山西省龙曲市。龙曲市位于山西省东南部，是晋、冀、豫三省的重要通道。全市总面积13896km2，其中市区面积334km2。平均海拔+1000m，最高处+2453m。
第二节 地质特征
一、地层地质构造
龙山井田均为第四系黄土所覆盖，仅于北部阎村、常隆一带有二迭系上石盒子组地层零星出露。根据钻孔揭露情况，将地层发育情况由老到新叙述如下：
（一）地层
1. 奥陶系中统马家沟组O2m
岩性为灰色～深灰色厚层状石灰岩，局部裂缝溶洞发育，并为灰白色铝质泥岩、黄铁矿、菱铁矿等充填。
2.石炭系中统本溪组C2b
该组厚度1.35～13.43m，平均9.11m。岩性以灰色块状铝土泥岩为主，局部发育灰白色中厚层状中粒砂岩、砂质泥岩以及底部山西式铁矿层。与下伏地层假整合接触。
3. 石灰系上统太原组C3t
本组厚度99.35～119.16m，平均厚度108.38m左右。底部以K1砂岩与本溪组分界，顶部以K7砂岩与山西组分界，是本区的主要含煤地层之一。主要由4～5层石灰岩及灰色砂岩、灰黑色泥岩和7～10层煤层组成。其中15－3号煤层为可采煤层，厚度0～2.73m，平均厚度1.66m，但冲刷面积较大。属典型的海陆交互相沉积，旋回结构明显，但岩性岩相较为复杂。本组发育四层较稳定的石灰岩及一层局部发育的石灰岩。
4.二叠系下统山西组Ｐ1S
本组厚度40.97～97.55m，平均厚度约55.69m。是本区主要含煤地层。岩性主要为灰白色、灰色中、细粒石英砂岩，灰色、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩，夹1～4层煤。其中下部的3号煤层为主要可采煤层，厚度4.84～7.32m，平均厚度6.09m，3号煤上部多有一层灰色细、中粒砂岩，厚度数米至十余米，为3号煤老顶，与下伏地层太原组呈整合接触。
5.二叠系下统下石盒子组Ｐ1x
本组厚度44.2～78m，平均厚度约59.55m。连续沉积于山西组地层之上，顶部为一层紫红、紫灰等杂色含鲕粒的厚层状铝质泥岩或砂质泥岩（俗称桃花泥岩），中下部为灰色泥岩，砂质泥岩，灰色、灰白色石英砂岩。底部以一层灰白色厚层状中、粗、细粒石英砂岩Ｋ8与山西组分界。
6.二叠系上统上石盒子组Ｐ1sh
本组厚度309.8～408.31m，平均厚度约353.87m。岩性为紫红色、紫灰等杂色泥岩或砂质泥岩，灰色、灰白色、黄绿色细、中、粗粒石英砂岩。底部以Ｋ10砂岩与下石盒子组分界。与下伏地层呈整合接触。
7.第四系Ｑ
厚度31～64.9m，平均约43.13m。是本区的主要覆盖层，岩性为棕黄色、浅黄色亚粘土，含砂质粘土，夹姜石、砂砾层，顶部为耕植土，与下伏地层呈角度不整合接触。
（二）地质构造
龙山井田位于潞安矿区中部，构造以褶曲为主，地层走向近南北，向西倾斜，倾角3～6°。东部以单斜为主，伴有近东西向波状起伏；西部为近南北向褶曲。
1. 褶曲
本区姬村以东，基本为一向西倾斜的单斜。姬村以西，则为近南北向的相互平行的背、向斜。
由东向西，依次为姬村向斜、路村背斜、老军庄向斜。轴向近南北向，在南北两端稍有偏转，北端偏西，南端偏东，局部因受东西向波状起伏影响，走向略有变化。
背、向斜的两翼接近对称，倾角不大，多在5º左右，轴部比较宽缓，幅度最大110m，一般50m上下，局部有一些东西向的小的起伏，北部504号孔附近有一对小的背向斜。南部南辛庄附近有一对近南北向的背向斜。
现将主要褶曲叙述如下：
⑴ 姬村向斜
轴向近南北，北起阎村附近，向南经1012号孔和2002号孔之间，过姬村西经2026号钻孔至2034孔附近，全长11.5km，两翼几乎对称，倾角4~6º。
⑵ 路村背斜
轴向南北，北部偏东，北起1008号钻孔东侧，西向南经路村西，至1029号孔附近，全长约10.0km，两翼几乎对称，倾角4~6º，轴部较为平缓。
⑶ 老军庄向斜
北自1039钻孔附近，过2026号孔，轴向变为南北向至区块3号拐点，全长约6km。
2. 断层
井田断层不发育，除北部文王山南断层和东南边界安昌、中华两断层及西南边界藕泽断层较大构成龙山井田自然边界外，井田范围内尚发育有四条落差20～30m和两条落差5～10m的小中型断层。现分述如下：
⑴ 文王山南断层：走向75°东，倾向南东，为上盘下降的正断层，自东伸入本区，常—1号孔3号煤层底板高806.82m，513号孔3号煤层底板标高459.92m，两者高差346.90m。常隆附近落差400m。常隆西南断层上盘为石千峰组底部地层，下盘为奥陶系及石炭系零星出露。
⑵ 安昌断层：走向北60°东，倾向南东，倾角70°，为上盘下降的正断层。自东伸入本区，在区外536号钻孔所见，于孔深530m见破碎带，K2石灰岩和马家沟组石灰岩相接。据地震资料，断层方向与地质推断基本符合。推断落差170m，该断层向西落差变小，至1068号钻孔附近，落差70m。
⑶ 藕泽正断层：位于藕泽至沙庄一带，为井田西南角的边界断层。地表为第四系覆盖，据钻孔资料揭露。如1083孔，于519.10m见断层破碎带，以山西组上部岩层与太原组K2石灰岩接触，断失3号煤及太原组上、中部岩层，断距为94m。西南段的2201孔在580.70m见破碎带，断距约10m。东北段的1901孔于423.32m，见山西组上部岩层与3号煤接触，断距达30m。此断层走向为北52°东，倾向东南，倾角70°，全长为4.5km。
⑷ 石室断层：该断层原判定是故县断层的延伸，河曲矿经生产探明并非故县断层延伸，现命名为石室断层，由王82号钻孔控制，根据河曲矿井下实际揭露情况，该断层走向由南西方向延伸至北二采区，性质为正断层，最大落差18m，倾角70°，倾向东北，延伸北二采区不远处尖灭。
⑸ F1断层：为1011号钻孔所见，推断走向北20°西，倾向南西，倾角60°，为上盘上升的逆断层。1011号钻孔545m见破碎带，Ｋ2石灰岩重复，15-3号煤层重复，显属三个逆断裂所致，总落差30m，延长1500m。
⑹ F2断层：走向北80°东，倾向北西，倾角70°，为常22、2012、2013、517号钻孔控制。常22号钻孔缺失3号煤层以下至K5石灰岩以上的一段地层，据测井曲线解释，461m有破碎带，落差30m。2012号钻孔深421m见破碎带，K10至3号煤层的间距和邻近钻孔相比缩短15m，向西延至2013号钻孔附近尖灭，向东延至517号钻孔附近尖灭，全长3.5km，为正断层。
⑺ F3断层：走向南北，向东倾斜，倾角60°，为上盘上升的逆断层，由1040、523号钻孔所控制。1040号钻孔474m为破碎带，K2石灰岩重复，落差20 m，523号钻孔473m见破碎带，K2石灰岩重复，落差10m，南北延长1520m。
⑻ F64断层：位于龙山以北，走向北50°东，倾向南西，落差10m，为上石盒子组地层露头所显示，推断延长500余米，为正断层。
⑼ F65断层：位于F64断层以南，走向北75°东，倾向南西，落差5m，为上石盒子组地层露头所显示，推断延长500余米，为正断层。
3. 陷落柱
本区范围内较为发育，形状多为椭圆形。
4. 岩浆岩
龙山井田范围内没有岩浆岩侵入。
二、煤层及煤质
（一）煤层
1、 含煤地层
井田含煤地层为下二迭系山西组及上石炭系太原组，含煤地层总厚163.36m，含煤10～17层，煤层总厚11.25m，含煤系数为6.9%。
1. 山西组厚54.10m，含主要可采煤层3号煤层，煤层平均厚度6.09m，含煤系数11.20%，山西组顶底部、局部发育不稳定薄煤层1～3层，一般均不可采。
2. 太原组厚109.26m，含稳定的可采煤层15-3号煤层，不稳定的局部可采煤层8-2、9、12、15-1、15-2号煤层及不稳定薄煤层6、7、8-1、11、13、14号等煤层，太原组煤层总厚5.20m，含煤系数4.8%。
2、可采煤层特征
（1）3号煤层：位于山西组的中下部，以其本身厚度大、层位稳定为重要对比标志，上距Ｋ8砂岩22.42～43.30m。平均31.67m，下距Ｋ7砂岩顶面2.70～18.85m，平均12.98m，煤层对比非常可靠。煤层厚度4.84～7.32m，平均厚度6.09m，结构简单，夹石1～3层，夹石厚0.1～0.3m，仅个别孔（1009号孔）夹石变厚达0.75m。该煤层控制研究程度较高，符合规范要求，为稳定型全井田范围内可采煤层。
（2）8-2号煤层
位于太原组中上部。上距3号煤层46.58～66.66m，平均57.17m。下距9号煤层3.60～23.21m，平均9.68m，厚度0～1.73m，平均0.43m。属不稳定局部可采煤层。煤层顶板多为黑灰色厚层中粒砂岩。底板多为黑灰色粉砂岩。
（3）9号煤层
位于太原组中部，下距K4灰岩0.79～9.60m，平均3.69m，个别钻孔如2012、2023号钻孔，9号煤层直复于K4灰岩之上。厚0~2.21m，平均0.99m，属不稳定局部可采煤层。本区中部一般发育较好，多达可采厚度。夹矸0～3层，厚度及层数变化较大。向南、向北因下部夹矸增厚煤层分叉渐至尖灭。
煤层顶板多为黑灰色粉砂岩，底板多为黑灰色泥岩、粉砂岩等。
（4） 12号煤层
位于K4、K3石灰岩间。上距K4灰岩0.90～7.08m，平均3.68m。下距K3灰岩1.92～11.70m，平均3.33m，厚0～1.02m，平均0.50m，结构简单，为单一煤层。属不稳定局部可采煤层。顶底板多为灰、黑色薄层粉砂岩或泥岩。
（5） 15号煤层
实际为一煤层组，位于太原组底部，上距K2石灰岩2.70~14.57m，平均5.29m，一般发育15-1、15-2、15-3等3层煤层。
⑴ 15-1号煤层：
煤层厚0～1.35m，平均厚0.62m。除南部冲刷带外，全区普遍发育，结构简单，为单一煤层。北部龙山以北、中部南浒庄一带发育较好，多达可采厚度，属不稳定局部可采煤层。煤层顶底板多为灰黑色泥岩，炭质含量增高，变为炭质泥岩。
⑵ 15-2号煤层：
煤层厚0～0.87m，平均厚0.57m。结构简单，为单一煤层。本区中部南浒庄一带发育较好，成片达可采厚度。其余地区仅有零星钻孔达可采厚度，属不稳定的局部可采煤层。煤层顶底板多为黑色薄层泥岩。
(3) 15-3号煤层：
本区内北部大面积范围内，该煤层厚度较稳定，煤厚0～2.73m，平均1.66m。夹矸1～3层，除本区南部大面积同生冲刷外，一般均达可采厚度，局部顶底板及夹石为炭质泥岩。
可采煤层特征见表1-1。
表1-1 可采煤层特征表
煤层号
厚度(m)
间距(m)
结构（夹矸层数）
稳定
程度
可采
情况
顶板
岩性
底板
岩性
最小~最大
最小~最大
平均
平均
3
4.84~7.32
46.58~66.65
57.17
0~3
稳定
全区可采
粉砂岩
中砂岩
细粉砂岩
6.05
8-2
0~1.73
简单0~1
不稳定
局部可采
中粗砂岩
粉砂岩
0.43
3.60~23.21
9.68
9
0~2.21
局部分叉0~3
不稳定
局部可采
粉砂岩
K4灰岩
上泥岩
0.99
8.04~17.97
11.00
12
0~1.02
简单
不稳定
局部可采
K4灰岩
下粉砂岩
K3灰岩
上泥岩
0.50
27.53~37.56
29.69
15-1
0~1.35
简单
不稳定
局部可采
泥岩
泥岩
0.62
0.90~2.40
1.49
15-2
0~0.87
简单
不稳定
局部可采
泥岩
泥岩
0.57
0.68~6.30
3.19
15-3
0~2.73
0~3
较稳定
除冲刷外全区可采
泥岩
泥岩及
炭质泥岩
1.66
（二）煤质
煤类及其分布规律
根据《中国煤炭分类标准》（GB5751-86），本井田3、8、9和14号煤为贫煤，15-1、15-2和15-3号煤以贫煤为主，局部个别点为无烟煤。
1.3.5.2 煤质
分析
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1. 煤的物理性质
各煤层均为黑色层状，光亮型煤及暗淡型煤相间，条带状构造明显，玻璃光泽，参差状断口，节理裂隙为薄膜状黄铁矿或方解石充填。经测定，煤的比重3号煤层在1.41～1.58之间，15-3号煤层在1.52～1.74之间。
2. 煤的化学性质
⑴ 水分（Mad）
各煤层原、浮煤水分值变化不大；不同煤层相同煤类水分值无规律性变化，各煤层原、浮煤水分分析结果见表
⑵ 灰分（Ad）
主要可采3号煤层灰分Ad在14~18%之间，仅个别点灰分大于20%。15-3号煤层灰分变化较大，最小值12.16%，最大值40.70%。各个煤层经浮选后降灰率在55%以上。各煤层原、浮煤灰分分析结果下表1-2：
表1-2 各煤层煤质分析统计结果表
煤层
煤类
原 煤 分 析
浮 煤 分 析
质量分级
水分
Mad (%)
灰分
Ad (%)
发热量Qgr,v,d（MJ/kg）
水分
Mad (%)
灰分
Ad (%)
灰分
发热量
3
贫煤
0.28~3.59
1.00(62)
8.40~29.05
16.01(62)
24.72~32.58
29.59(33)
0.24~1.73
0.91(60)
4.48~11.99
7.27(60)
中灰煤
高热值煤
8
贫煤
0.47~0.82
0.67(4)
17.21~28.77
21.40(4)
23.05(1)
0.58~0.97
0.76(4)
6.90~10.38
8.06(4)
中灰煤
中热值煤
9
贫煤
0.65~2.20
1.06(12)
21.48~39.51
30.22(12)
20.72~25.10
22.86(4)
0.75~1.80
1.03(12)
5.49~13.61
10.43(12)
高灰煤
中热值煤
14
贫煤
0.36~1.44
0.70(17)
9.64~37.77
16.99(17)
19.12~31.01
27.74(9)
0.45~1.50
0.79(14)
3.13~17.49
5.62(14)
中灰煤
高热值煤
15-1
贫煤
0.42~1.30
0.81(17)
14.36~38.51
29.23(17)
17.44~25.51
22.82(6)
0.69~1.22
0.88(10)
5.73~10.63
8.04(10)
高灰煤
中热值煤
15-2
贫煤
0.62~1.18
0.81(17)
14.42~35.25
23.97(17)
20.22~29.07
25.05(5)
0.70~1.48
0.93(12)
1.38~13.12
7.11(12)
中灰煤
中热值煤
15-3
贫煤
0.32~2.17
0.91(41)
12.16~40.70
26.02(41)
17.44~25.51
22.82(6)
0.38~1.78
0.93(38)
4.82~15.46
7.44(38)
中灰煤
中热值煤
无烟煤
0.81~1.08
0.90(3)
20.46~23.85
22.11(3)
18.40~29.58
25.40(18)
0.70~1.10
0.95(3)
4.73~6.89
5.77(3)
中灰煤
中热值煤
⑶ 挥发分（Vdaf）
各煤层浮煤挥发分产率见表1-3。各煤层挥发分在垂向上随着煤层埋藏深度的增加，挥发分逐渐降低。3号煤层在水平方向上由西向东有规律地递增，但变化不很大。
表1-3 各煤层挥发分产率分析统计表
煤层
3号
8号
9号
14号
15-1号
15-2号
15-3号
浮煤挥发分
Vdaf (%)
10.68~14.00
12.63(60)
11.88~14.20
12.73(4)
11.62~14.62
13.01(12)
10.21~13.85
11.33(14)
10.22~11.61
10.90(10)
10.13~13.07
11.31(12)
10.06~13.88
11.31(38)
⑷ 硫分（St,d）
各煤层原、浮煤全硫含量、部分煤层原煤形态硫含量见表1-4。
表1-4 各煤层全硫分析统计结果
煤层
主要煤类
全硫St,d（%）
按标准折算
后的全硫St,d(%)
质量分级
原煤形态硫（%）
原煤
浮煤
全硫
St,d
硫铁矿硫Sp,d
硫酸盐硫Ss,d
有机硫
So,d
3
贫煤
0.26~0.39
0.32(37)
0.27~0.42
0.36(35)
0.27
特低硫煤
0.26~0.35
0.31 (7)
0.04~0.08
0.06(7)
0.00~0.01
0.00(7)
0.17~0.28
0.24(7)
8
贫煤
0.50~4.10
1.49(4)
0.49~0.81
0.65(2)
1.55
中高硫煤
9
贫煤
0.98~5.27
2.81(9)
0.33~1.27
0.84(11)
2.95
中高硫煤
0.98~1.81
1.40 (2)
0.45~1.31
0.88(2)
0.01~0.01
0.01(2)
0.49~0.52
0.51(2)
14
贫煤
1.73~5.19
3.07(12)
1.11~1.70
1.38(11)
2.66
中高硫煤
1.91~4.51
2.90(6)
1.17~2.75
1.80(6)
0.01~0.09
0.03(6)
0.66~1.67
1.07(6)
15-1
贫煤
1.58~8.85
3.24(12)
0.73~2.15
1.26(9)
3.41
高硫煤
1.58~8.85
4.15(7)
1.18~7.60
3.44(7)
0.02~0.05
0.03(7)
0.28~1.20
0.68(7)
15-2
贫煤
1.26~3.17
2.14(13)
0.48~1.39
1.03(11)
2.05
中高硫煤
1.26~3.17
2.24(4)
0.74~2.22
1.52(4)
0.01~0.03
0.02(4)
0.50~0.92
0.70(4)
15-3
贫煤
0.70~5.39
2.08(28)
0.39~1.96
0.91(26)
1.97
中高硫煤
0.97~5.27
2.52(11)
0.53~4.03
1.92(11)
0.01~0.08
0.03(11)
0.18~1.20
0.57(11)
无烟煤
1.88(1)
0.62~0.99
0.81(2)
1.67
中高硫煤
⑸ 磷含量
磷含量分析数据相对较少，结果见表1.3-11。依据标准《MT/T562-1996》对煤中磷分级：3号煤属低磷煤；15-3号煤及其它各煤层均属特低磷煤。
⑹ 微量元素
各煤层的微量元素仅有锗和镓的分析，含量都很低均未达到工业边界指标，结果见表1-5。
表1-5 各煤层有害、微量元素分析统计结果表
煤层
3号
8号
9号
14号
15-1号
15-2号
15-3号
磷Pd
(%)
0.004~0.034
0.021(5)
0.001~0.018
0.010(2)
0.002~0.003
0.003(2)
0.007 (1)
0.001~0.005
0.003(2)
0.002~0.003
0.003(2)
0.005~0.008
0.007(3)
分级
低磷分
特低磷
特低磷
特低磷
特低磷
特低磷
特低磷
锗Ge
(mg/kg)
0.10~2.40
0.91(26)
1.20~2.80
1.90(4)
0.30~2.90
1.30(13)
0.30~3.90
1.47(12)
0.40~1.80
1.10(14)
0.90~18.90
13.2(10)
0.10~5.60
1.51(25)
镓Ga
(mg/kg)
3.07~13.01
8.80(33)
12.50~26.60
16.98(4)
11.00~26.50
16.88(13)
0.50~11.70
8.06(11)
1.00~19.15
12.8(11)
44.30~52.15
47.33(4)
11.50~34.50
16.58(21)
1.3.5.3 煤炭产品用途
1．煤的工艺性能
各可采煤层主要煤质特征、化学性质、工艺性能综合评价见表1-6。
3号煤为中灰、特低硫、低磷、高热值、较高软化温度易选的贫煤，可广泛用于电力、冶金、高炉喷吹、气化、化工、建材等行业。
太原组8、14、15-2和15-3号煤为中灰、中高硫煤，9、15-1号煤为高灰、高硫煤，太原组煤层需进行洗选脱硫后方可作动力或工业用煤及民用燃料，否则会严重地侵蚀设备和污染环境。
表1-6 各煤层煤的工业用途综合评价
煤层
主要
煤类
指标项目
Ad
(%)
St,d
(%)
Pd
(%)
Qgr,d
(MJ/kg)
ST
(℃)
FT
(℃)
可选性
3
贫煤
数值
16.01
0.27
0.021
29.59
>1404
>1444
易选
中等
可选
等级
中灰煤
特低
硫煤
低磷
高热值煤
较高软化
温度灰
较高流动
温度灰
8
贫煤
数值
21.40
1.55
0.010
23.05
>1378
>1400
等级
中灰煤
中高
硫煤
特低磷
中热值煤
较高软化
温度灰
较高流动
温度灰
9
贫煤
数值
30.22
2.95
0.003
20.72
>1425
>1458
等级
高灰煤
中高
硫煤
特低磷
低热值煤
较高软化
温度灰
较高流动
温度灰
14
贫煤
数值
16.99
2.66
0.0007
27.74
1243
1285
等级
中灰煤
中高
硫煤
特低磷
高热值煤
较低软化
温度灰
较低流动
温度灰
15-1
贫煤
数值
29.23
3.41
0.003
22.82
1278
1305
等级
高灰煤
高硫煤
特低磷
中热值煤
中等软化
温度灰
中等流动
温度灰
15-2
贫煤
数值
23.97
2.05
0.003
25.05
>1388
>1424
等级
中灰煤
中高
硫煤
特低磷
中热值煤
较高软化
温度灰
较高流动
温度灰
15-3
贫煤
数值
26.06
1.97
0.007
25.40
>1428
>1438
等级
中灰煤
中高
硫煤
特低磷
中热值煤
较高软化
温度灰
较高流动
温度灰
三、水文地质
（一）区域水文地质概况
龙山矿区位于漳河流域，浊漳河南源东测，属海河水系。
区域地下水的补、迳、排条件明显受地形和构造控制。区域东部，地势高峻，出露一套呈南北向展布的长条状碳酸岩类地层，岩溶裂隙发育，给岩溶裂隙水直接接受大气降水补给创造了条件，是岩溶裂隙水的主要补给区；另外，地表水系也是地下岩溶裂隙水补给源之一，其主要通道是灰岩出露区内河道里的断层带，如浊漳河的北、西、南三源出口附近至石梁之间，河流流量的明显损失，即是例证。地下水接受补给后，在向深部运移时，当遇断层阻隔或在地形深切处则以泉的形势排出地表，如辛安村附近的泉水排出带、浊漳河河谷排出带等。
碎屑岩类裂隙水，除少量能沿构造破碎带或地层倾向向深部运移外，其余大部多沿地层走向运移；且由于含水层成层状，不同层位的含水层，其补给区不尽相同，多构成若干个小的含水系统，其间水力联系较弱。
1. 地表水
绛河在井田南部，由西向东流过。北山县城外，最大流量1.46m3/s（1978年9月16日），最小流量0.78m3/s（1979年5月）；勘探区南部北送渡附近，水位标高约＋900m。绛河流向与地层走向基本垂直，故不利于地表水的垂直下渗；井田北部有阉村、常隆两座小型水库，除此，井田内无其它大的地表水体。
2. 主要含水层含、隔水层特征
⑴ 含水层
龙山井田在精查勘探阶段，仅对2012号钻孔基岩风化带进行了抽水试验和1063号钻孔277～287.10m上石盒子组涌水段做了涌水试验，水文地质工作量较少。1985年10月，矿务局地质队在主、副井之间补打1个检查孔，该检查孔采用流量测井技术，通过测量钻孔中垂向水流的变化来划分含水层的位置，基岩风化带以下共探明含水层11个。结合区域水文地质特征和矿井水文地质条件及检查孔资料，龙山矿井可划分为15个含水层，即中奥陶统马家沟组灰岩岩溶含水层、太原组K2、K3、K4、K5灰岩岩溶裂隙含水层、山西组K7砂岩裂隙含水层、3号煤层顶板砂岩裂隙含水层、下石盒子组K8砂岩裂隙含水层、上石盒子组基岩风化带裂隙含水层、第四系下更新统孔隙含水层、第四系中更新统孔隙潜水含水层等。
⑵ 隔水层特征
根据岩性特征，井田内主要隔水层自上而下主要有：本溪组铝土质泥岩隔水层、3号煤层底板隔水层等。
① 石炭系中统本溪组铝土质泥岩隔水层
层厚2.00～28.70m，平均10.66m，厚度变化较大。多由灰色粉砂岩、灰白色铝质泥岩或铝土岩组成。可有效阻隔中奥陶统马家沟组灰岩水向上的垂直补给。
② 3号煤层底板隔水层
3号煤层底板至K8砂岩含水层之间普遍发育有一套深灰色、灰黑色粉砂岩及细砂岩夹菱铁矿薄层的地层，厚2.70～18.85m，平均12.98m。该层可有效阻隔3号煤层底板直接充水含水层（K8砂岩）的水进入其开采工作面和巷道。
4．井田水文地质类型:
龙山井田各可采煤层均处于深埋区，属于深部井田，煤系内及以上邻近基岩含水层，远离露头区，与地表水体和第四系含水层无水力联系，地下水补给条件差，含水层富水性弱。
本井田主要可采煤层为3号煤和15-3号煤。3号煤的主要充水含水层为其上覆的砂岩裂隙含水层，15-3号煤主要充水含水层为上覆太原组石灰岩的岩溶含水层。
根据上述矿床主要充水含水层的含水空间特征，充水方式及水文地质条件的复杂程度，井田矿床水文地质类型可划分为两类：山西组3号煤层开采时，水文地质类型为第二类第一型，即水文地质条件简单的顶板直接充水的裂隙充水矿床；太原组15-3号为第三类第一亚类第一型，即水文地质条件简单的顶板直接充水的以溶蚀裂隙为主的岩溶裂隙充水矿床。
（二）矿井涌水量
1. 矿井水的组成
目前矿井水主要为3号煤层顶板砂岩水，占总涌水量的95.4%；底板K2灰岩水约为5m3/h，占总涌水量的2.85%；陷落柱内的水3m3/h，占总涌水量的1.7%；无断层水。
矿井涌水量的变化具有随开采量的增加（即开采面积的增大），呈逐年上升的趋势，且上升量的变化较大（2.9～19%），但平均约11%。2003年矿井正常涌水量150～160m3/h，最大307.7m3/h，约为正常量的1.9倍。其它年份矿井最大涌水量约为正常量的1.2～1.5倍。
2. 矿井涌水量预计
龙山矿预计正常涌水量为250m3/h，最大涌水量为550m3/h。
根据井田水文地质条件及现有的资料，结合龙山矿井目前所采用的开采方式，利用地下水动力学法，计算得出工作面涌水量、采区涌水量、矿井涌水量如下：
1. 工作面涌水量：一般情况下，正常涌水量为50m3/h左右，最大涌水量为80m3/h左右。
2. 采区涌水量：一般情况下，正常涌水量为120m3/h左右，最大涌水量为250m3/h左右。
3.矿井+470m水平预计涌水量：正常涌水量为300m3/h左右，最大涌水量为500m3/h。
四、其它开采技术条件
1、 瓦斯
1989年11月20日煤科总院抚顺分院瓦斯研究所对龙山煤矿通过井下打钻测定参数，用间接法推算出+520m水平，3号煤层的沼气含量4.8 m3/t，预测出全矿井瓦斯相对涌出量7.4m3/t。龙山矿3号煤层瓦斯含量与其它高瓦斯矿井相比虽不高，但采煤时落煤强度大，而且煤层厚，部分工作面瓦斯绝对涌出量较大，有的工作面甚至高达18.41 m3/t，所以龙山煤矿按高瓦斯矿井进行管理。
2、煤尘爆炸性
1997年以来，龙山煤矿对3号煤层煤尘爆炸性取样作了试验，在2001年又对3号煤层取样委托煤炭科学研究总院重庆分院作了煤尘爆炸性试验，鉴定报告见表1.3-6。根据鉴定报告3号煤层煤尘具有爆炸性。
3、煤的自燃发火倾向
龙山煤矿在2001年委托煤炭科学研究总院重庆分院以及2002年补充勘探中，在常-43、常-48孔对3号煤层取样对煤的自燃倾向性进行了试验，对 3号煤层的采样分析，3号煤层在局部地段有发生自燃的可能，要作好安全防范工作。
4、地温
该矿在勘探期间和开采过程中均未进行测温工作。但从井下工作环境看，温度小于26℃。属温度正常区，无热害威胁。
第二章 矿井生产概况
第一节 井田境界及储量
一、井田境界
根据国土资源部2001年11月核定的井田边界（采矿许可证号：1000000120130），龙山井田境界由4个拐点坐标连线圈定，开采深度由+628.03～+200m标高。
表2-1 龙山井田境界拐点坐标表
拐点号
纬距 (X)
经距 (Y)
拐点号
纬距 (X)
经距 (Y)
1
4029000.000
38409400.00
4
4022000.00
38406000.00
2
4029000.00
38406000.00
5
4022000.00
38409400.00
二、储量
龙山井田地质勘查工作程度为勘探程度，井田内煤层的地质特征已查明及开采技术条件较好，可靠程度为探明。
根据《煤、泥炭地质勘查规范》（DZ/T0215-2002)的煤炭资源量估算标准的有关规定，其开采范围均列为探明的（可研）经济基础储量(111b)，在跨越断层圈定探明的（可研）经济基础储量（111b），将工业广场及主要井巷等保护煤柱，列为探明的（可研）边际经济基础储量（2M11），将村庄、高速公路、境界以及断层两侧50m的范围内的煤柱列为探明的（可研）次边际经济资源量(2S11)。
矿井工业资源/储量 =111b+2M11+2S11
= 140.40+10.69+63.70= 214.79Mt
可采储量
1、矿井设计资源/储量
矿井设计资源/储量是指矿井工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱、河流煤柱、井田境界煤柱和地面建筑物、构筑物等永久保护煤柱损失量后的资源/储量。
本矿井的永久煤柱损失量主要为井田境界煤柱、断层煤柱、村庄及高速公路保护煤柱。经计算矿井永久煤柱损失量总计为63.70 Mt，矿井设计资源储量为151.09Mt。矿井设计资源储量计算见表。
2、矿井设计可采储量
矿井设计资源量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率，为矿井设计可采储量。
盘区回采率：3号煤层属厚煤层，盘区回采率设计取75%。
经计算，全矿井设计可采储量为105.30Mt，均为3号煤层设计可采储量。矿井设计可采储量计算见表2-2。
表2-2 矿井设计可采储量表 单位：Mt
煤层
水平
工业
资源
储量
永久煤柱损失
设计
资源
储量
保护煤柱
开采
损失
设计
可采
储量
井田境界
断层
村庄及
高速路
小计
井筒及
主要井巷
小计
3
+ 520m
82.23
0.46
1.43
21.28
23.16
59.07
4.48
4.48
13.65
40.94
+ 470m
132.56
0.57
0.88
39.07
40.54
92.02
6.21
6.21
21.45
64.36
矿井合计
214.79
1.03
2.31
60.35
63.70
151.09
10.69
10.69
35.10
105.3
第二节 矿井设计生产能力及服务年限
一、矿井工作制度
设计矿井年工作日为330d。每天3班作业，其中2班生产，1班准备。每天净升时间为16h。
二、矿井设计生产能力的确定
合理的矿井设计生产能力的确定，既受井田保有储量、煤层赋存条件、煤层稳定性、构造条件等开采条件的限制，同时又受煤炭外运、市场条件和矿井现有各生产系统能力的制约，对此，确定矿井生产能力为180Mt/a。
三、矿井及水平服务年限的计算
按设计可采储量计算矿井服务年限：
T=Z/（KA）
式中：T——矿井服务年限，a；
Z——矿井设计可采储量，Mt；
A——矿井设计生产能力，Mt/a；
K——储量备用系数，取1.3。
T=105.30/（1.3×1.8）=45a
服务年限均符合《煤炭工业矿井设计规范》的有关要求。
第三节 井田开拓
矿井工业场地位置选择
龙山井田地处龙曲盆地西部，地势比较平坦，工业广场容易选择。但考虑到工农关系，应尽量少占良田，不破坏果园，不拆迁村庄，同时还考虑场内排水方便等因素。设计矿井工业场地位于独臂、解愁、五曲三个村庄之间，这里土质较差，不涉及果园，不拆迁村庄，地势也较周围略高，便于场内排水。工业场地布置有主立井、副立井和回风立井。井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。
井田开拓的基本问题
1、影响井田开拓的主要因素
（1）地形平坦，地势高差小，有内涝威胁；
（2）第四系覆盖层较厚，井筒需要特殊凿井方法
施工
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；为防止第四系水溃入井下，需留设合理的防水煤柱；
（3）太原组灰岩水压较大，水量相对丰富，岩溶裂隙比较发育，选择井筒位置时需留有足够的隔水岩柱。
2、井筒形式、数目的确定
（1）井硐形式的确定
斜井与立井开拓的优缺点比较
斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井筒装备、井底车场及垌室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。
与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。
根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑车集煤矿的实际情况：
第三、第四系覆盖层较厚，井筒需要特殊凿井方法施工；地势平坦，地面标高平均+25m左右，煤层埋藏较深；矿井年设计生产能力为0.9Mt/a，为中型矿井。
综上所述，本矿采用立井开拓。
（2）主、副井井筒位置的选择
①井筒位置的确定原则
Ⅰ.有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；
Ⅱ.有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；
井田两翼储量基本平衡；
Ⅲ.井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；
Ⅳ.工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；
Ⅴ.工业广场宜少占耕地，少压煤；
Ⅵ.水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。
②井筒沿井田走向方向的有利位置
本井田形状近似梯形，储量分布均匀，井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。
③井筒沿井田倾斜方向的有利位置
立井开拓时，本井田中部无大的断层构造，属一般情况，井筒布置在井田的中央靠上部位。
④有利于矿井初期开采的井筒位置
矿井应尽快达产，使井筒布置在第一水平的位置最优。
⑤尽量不压煤或少压煤合理布置井筒
确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。因为本井田内只有一条公路，并不需留设保护煤柱。为了减少工业广场所压煤柱,并且保证在井田走向的中央。倾向的中央靠上部位。
⑥地质及水文地质条件对井筒布置的影响
要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量不穿过或少穿过流沙层、较大的含水层、较厚冲积层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。
⑦井口位置应便于布置工业场地
井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。
综合以上七方面的因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如下：
主井井筒中心位置：经距40265130.0m，纬距38407900.0m
副井井筒中心位置：经距40265130.0m，纬距38407900m
（3）风井位置的选择
本井田煤层赋存条件比较好，属于缓倾斜煤层，第一水平采用采区式开采。由于井田走向较长，7.91~8.23km，所以只有一个技术、经济上可行的方案：两翼对角式通风。
故在设计中采用两翼对角式通风，因表土层较厚，共设计两个风井：北风井服务第一、二水平的北翼，北翼下一水平的通风通过回风斜巷与北风井相连。南风井服务第一、二水平的南翼，南翼下一水平的通风通过一段回风平巷与南风井相连。
风井井口位置的选择，应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。北翼风井布置在井田边界之外，不留煤柱；另外将南翼风井布置在断层煤柱内，从而减少了煤柱损失。
考虑到北翼上部要满足矿井初期的开采要求，在此精确提出北风井的位置：北风井井筒中心位置：经距39462100m，纬距3761500m。
3、工业广场的位置、形状和面积的确定
工业场地的选择主要考虑以下因素：
（1）尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；
（2）占地要少，尽量做到不搬迁村庄；
（3）尽量布置在地质条件较好的区域，工业场地的标高要高于最高洪水位；
（4）尽量减少工业广场的压煤损失。
根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章第三节内容，工业广场面积12.25×104m2，定为350m×350m的矩形。
4、开采水平的确定
本矿井煤层露头标高为-300m，煤层埋藏最深处达-1200m，垂直高度达900m，因此必须采用多水平开采，根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200～350m，根据本矿井的实际条件，结合阶段斜长考虑，决定煤层的阶段垂高选为300m左右。
本井田可划分三个水平，用竖井延伸或者是斜井延伸,但考虑竖井延伸造价很贵而且延伸过程中要停产一段时间，所以用斜井延伸，因此采用三个水平开采，需用暗斜井延伸。
5、井底车场和运输大巷的布置
（1）运输大巷的布置
由于运输大巷要为上下水平的开采服务以及本煤层厚度为3.0m，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，将第一水平大巷布置在岩层中，第二水平大巷布置在距煤层底板100m处的岩层中。第一岩层大巷其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；在开采上下水平时，可以跨大巷开采，不留保护煤柱，减少煤柱损失，便于设置煤仓。
（2）井底车场的布置
由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或者煤层底板中。煤层顶板为中硬的砂泥岩，底板为坚硬的中细砂岩。后者相对于前者维护费用较低，但对于不同的开拓方案还需进行技术与经济比较，以选择最优方案。
6、矿井开拓延伸及深部开拓方案
本矿井开拓延伸可考虑以下三种方案：双立井延伸；双暗斜井延伸；立井、斜井混合延伸。
双立井延伸：采用双立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延伸时，受太灰水的限制，致使井筒需打在煤层较深处，增大井筒的保护煤柱量。同时，该方法使原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。
暗斜井延伸：采用两个暗斜井延伸时，原有井筒的位置，水平的划分，上山或下山开采的确定都不受太灰水的影响。暗斜井立井内铺设胶带输送机，系统较简单且生产能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。
立井、斜井混合延伸：初期延伸竖井或者斜井的过程既有以上所说的优点还有他们的缺点，但是优点却是两者的叠加所以值得考虑和进行经济比较。
7、开采顺序
本井田开采顺序为先采第一水平，再采第二三水平；
采区开采顺序：采用采区前进式，即由井筒向井田边界推进；
采区内回采顺序：采用后退式，即由采区边界向采区上山推进。
8、方案比较
根据以上分析，提出以下四种方案，如图4-1所示
（1）三水平开采，立井井筒位于-600煤层处，双竖井延伸第二水平，一、二、三水平均上山开采，岩层大巷。
（2）三水平开采，立井井筒位于-600煤层处，双暗斜井延伸第二、三水平，一、二水平均上山开采，岩层大巷。
（3）三水平开采，井筒位于-600水平煤层处，先双竖井延伸到第二水平，再由第二水平双暗斜井延伸到第三水平。
（4）三水平开采，井筒位于－600水平煤层处，双暗斜井延伸到第二三水平，煤层大巷。
图4-1开拓方案示意图
方案一
方案二
方案三
方案四
（1）技术比较
方案1与方案2的区别在于是暗斜井延伸还是竖井延伸，方案2与方案4 的区别是暗斜井延伸是在煤层中还是在岩层中，方案1和方案3的区别是第三水平是竖井延伸还是暗斜井延伸，方案1、2、3、4各自有优缺点而且不好直接说那个方案好，所以进行方案比较。
对前四个方案费用粗略估算如表所示：
表 方案1和方案2的粗略比较
方案
项目
方案 1
方案 2
基建费/万元
立井
开凿
2×625×3000×10-4=375
立井
开凿
2×968×1050×10-4=203.28
石门开凿
(923．08＋1846.15)×800×10-4=1070.77
暗斜井
延伸
2×968×1150×10-4 =222.64
井底
车场
1000×900×10-4
=90
井底
车场
(300+500)×900×10-4
=72.00
小计
1535.77
小计
497.92
生产费/万元
立井
提升
1.2×6328.87×0.625×0.85=4034.65
暗斜井
提升
1.2×6328.87×2×968×10-3×0.48=7057.55
石门运输
1.2×6328.87×(923.08+1846.15)×10-3×0.381=8012.93
立井
提升
1.2×6328.87×0.625
×1.02=4841.59
立井
排水
300×24×365×23.47×0.1525×10-4=940.61
立井
排水
24×365×300×23.47(0.063+0.127)×
10-4=1171.90
小计
1288.19
小计
13071.04
总计
费用/万元
14523.96
费用/万元
13568.96
百分率
107.04%
百分率
100%
表4-2 方案3和方案4的粗略比较
方案
项目
方案 3
方案 4
基建费/万元
立井开凿
2×300×3000×10-4=180
立井开凿
2×968×1050×0.25×10-4=50.82
石门
开凿
923×800×
10-4 =73.84
副暗斜井
开凿
2×968×1150×0.25
×10-4 =55.66
井底车场
1000×900×10-4=90
斜井开凿
(300+500)×900×10-4=72
小计
343.84
小计
178.48
生产费/万元
立井提升
1.2×6328.87×0.625
×0.85=4034.65
暗斜井提升
1.2×6328.87×0.968×2×0.48=7057.55
石门运输
1.2×6328.87×0.923×0.381=2670.76
立井提升
1.2×6328.87×0.625×0.92=4366.92
立井排水
24×365×300×23.47×0.1525×10-4
=940.61
立井排水
24×365×300×19.61×(0.053+0.14) ×10-4=994.62
小计
7646.02
小计
12419.09
总计
费用/万元
7989.86
费用/万元
12597.57
百分率
100%
百分率
157.67%
余下的2、3方案均属技术上可行，水平服务年限也都符合要求。两者相比方案2的总投资要高一些，但是其初期投资较少，生产经营费用也可能略低一些。因此，两方案还需要通过具体的经济比较，才能确定其优劣。
（2）开拓方案经济比较
第2、第3方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于下列表中：
表1 建井工程量
项目
方案 2
方案 3
初期
主井井筒/m
600＋20
600＋20
副井井筒/m
600＋5
600＋5
井底车场/m
1000
1000
运输大巷/m
1700
1700
后期
主井井筒/m
－
300
副井井筒/m
－
300
运输大巷/m
6000＋7700
6000＋7700
井底车场/m
1000
1000
主石门/m
600
600
表 2 基建费用表
方案 2
方案 3
工程量/m
单价/元•m-1
费用/万元
工程量/m
单价/元•m-1
费用/万元
初期
主井井筒
645
3000
193.5
645
3000
193.5
副井井筒
630
3000
189
630
3000
189
井底车场
1000
900
90
1000
900
90
小计/万元
472.5
472.5
后期
主井井筒
30
3000
90
副井井筒
300
3000
90
主暗斜井井筒
1000
900
90
主暗斜井井筒
937.5
800
75
井底车场
主石门
小计/万元
345
共计/万元
472.5
817.5
表 3 生产经营工程量
项 目
方 案 2
项 目
方 案 3
运 输 提 升
/万t·km
工 程 量
运 输 提 升
/万t·km
工 程 量
大巷及石门运输
二水平
3822.09×0.392
=1498.26
二水平
3701.67×0.392
=1451.05
三水平
5771.48×0.381=2198.93
三水平
5680.55×0.381
=2164.29
小计
3697.19
3615.34
立井提升
立井提升
二水平
二水平
1460.92×1.00=1460.92
小计
1460.92
排水/万m3
工程量
排水/万m3
工程量
一水平
6147.37×0.0839=512.42
一水平
6147.37×0.0839=512.42
二水平
6404.44×0.1129=723.06
二水平
6404.44×0.1525=976.67
三水平
4835.52×0.1129=545.93
三 水 平
4835.52×0.1725=834.13
小计
1781.41
2323.22
合计
5478.6
7399.48
表4 费用汇总表
方案
方案2
方案3
项目
费用/万元
百分率/%
费用/万元
百分率/%
初期建井费
472.5
100
472.5
100
基建工程费
472.5
100
817.5
173.01
生产经营费
5478.6
100
7399.48
总费用
6423.6
100
8689.48
135.27
在上述经济比较中需说明以下几点：
1 两方案中，各采区布置有两条采区上山，且这些上山的开掘单价近似相同,考虑到全井田中采区上山的总开掘长度近似相等,故未对其计算,另外,采区上部、中部、下部车场数目两方案虽略有差别，但其建造费差别很小，故未予计算。
2 在运输费用中，方案2、3的区别仅在于方案2的第三水平与方案3的第三水平的运输方式的不同，故运输费用仅对方案2的第三水平与方案的第三水平作了比较。
3 立井、大巷、石门及采区上下山的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算。
综上所述：综合经济、技术和安全三方面的考虑，方案2是最优方案，即该设计宜选用立井开拓一水平，暗斜井延伸二、三水平的开采方案。
矿井为三个水平，第一水平标高为520m，第二水平标高为470m，第三水平标高为420m。
矿井基本巷道
1、井筒
由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，在井田西翼煤层露头外设置两个风井，成两翼对角式风井布置。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及南、北风井均采用圆形断面。
（1）主井
主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径5m，断面积19.63m²，井筒内装备两套8t的双箕斗，井壁采用混凝土砌碹支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通迅信号电缆，人行台阶等设施。主井断面见图4-2，主要参数见表。
（2）副井
副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.0m，断面积38.48m²，井筒内装备一对1.5t双层四车多绳罐笼，井壁采用混凝土砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井井筒断面见图，主要参数见表。
（3）风井
风井位于矿井煤层露头外，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径5mm，净断面19.63m²，井壁厚度达600mm，风井布置如图，主要参数见表。
（4）风速验算
所选定的副井作为进风井，南、北风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。
由第九章《矿井通风与安全》的风速验算可知，所选的井筒符合风速要求。
图4-2 主井井筒断面图
表 主井井筒特征
井型
0.9Mt
表土段毛断面积
36.32 m2
井筒直径
5m
提升容器
两对8t箕斗 多绳摩檫轮提升机
井深
638m
井筒支护
混凝土砌碹厚400mm
净断面积
19.63m²
表土钢筋砌碹厚900mm
图 副井井筒布置图
表 副井井筒特征
井型
0.9Mt
表土段毛断面积
49.02 m2
井筒直径
7m
提升容器
一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼
井深
625m
井筒支护
混凝土砌碹厚450mm
净断面积
38.48 m2
基岩段毛断面积
49.02 m2
图风井井筒布置图
表 风井井筒特征
井型
0.9Mt
净断面积
19.63m²
井筒直径
5m
基岩段毛断面积
26.42 m²
井深
300m
表土段毛断面积
26.4m²
2、井底车场
（1）车场的型式和布置形式
从矿车在井底井场内的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。
本矿井设计年产量为0.9Mt/a，井底车场经过石门与大巷相连。由于该车场采用了矿车运煤系统，使车场形式大为简化，选用刀式环行井底车场，通过能力较大。井底车场的布置形式见图4-5。
1-主井；2－副井；3－底卸式矿车卸车站；4-翻笼卸载站；5－井底车场；6－电机车库及修理间；7－中央变电所；8－主排水泵房；9－管子道；10－调度室；11－人车场；12－信号硐室；13－水仓；14－主井重车线；15－主井空车线；16－副井空车线；17－副井重车线；18－材料车线；19－副井空车线；20－石门
图井底车场
（2）车场副井空重车线的验算
大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0～1.5列车长。辅助运输采用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车运输，其尺寸为2400×1050×1200。电机车选用XK8-6/132-KBT型蓄电池电机车，其尺寸为4500×1060×1550。每列车15节车厢。
一列车的长度L列车＝4500＋2400×15＝40500mm＝40.5m
副井空重车线的长度应≥40.5×1.5=60.75m
所选车场的副井空车线的长度L副井空车线＝66.44m>60.75m，所选车场的副井重车线的长度L副井重车线＝81.47m>60.75m，符合要求。
（3）调车方式
运输大巷的煤直接由矿车运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。
（4）车场峒室的布置
车场峒室的布置见图。
3、主要开拓巷道
主要开拓巷道如运输大巷（图）、主石门（同运输大巷）、轨道大巷（图4-7）均布置于岩层之中，为便于维护，并根据现场使用情况，决定其断面均采用半圆拱型。
各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及《规程》第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。
4、巷道支护
根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将运输大巷都布置在岩层中。辅助运输采用蓄电池式电机车牵引1.5吨固定厢式矿车或者3吨底卸式矿车。主要大巷采取锚喷，其支护效果好，经济效益可观。
图运输大巷断面图
表运输大巷断面特征表
围岩
类别
断面
/m2
掘进尺寸
/m
喷射
厚度
/mm
树脂锚杆/mm
净周
长/m
净
掘
宽
高
外露长度
排列方式
间排距
锚深
规格
煤层
12.8
14.2
4.6
3.8
100
100
菱形
800
2000
2100×14
13.7
开拓方式及开拓方案的确定
《山西省潞安矿务局龙山矿井方案设计审查纪要》建议，本矿井开拓方式“方案设计”中的第二方案为主要方案，现就这两个方案分述如下。
设计所采用的方案是以一对竖井及12个进、回风立井开拓井田内全部可采煤层。主井一次到底，不需要延伸。第一水平（+520水平）煤炭直接卸入井底煤仓装箕斗提升外运。第二水平（+420水平）的煤炭经过上仓皮带进入第一水平煤仓而后再提升外运。这样可以避免井筒掘入奥陶统石灰岩，防止奥灰水的危害。初期可以将副井掘到第一水平，也可以一次掘到主井井底水平（即第二水平）。前者初期工程量可减少100米副井井筒。但要另外设置清理撒煤斜巷，增设斜巷的提升设备一套。到40年左右又将进行井筒的延深工作，对正常生产有所影响。当副井延深后，清理撒煤工作即可在该水平的车场水平进行，撒煤装车后由副井罐笼提出，而斜巷清理系统即行报废。若初期即将副井掘到主井井底水平（即第二水平）则不需要开掘清理撒煤斜巷，也不增加斜巷提升设备，大大简化清理撒煤系统。由于井筒延深所带来的干扰也不复存在。缺点是服务于第二水平的100米副井井筒需要提前施工，从而使初期工程量及初期投资均有所增加。两种方式各有利弊，设计倾向于副井一次到底的方案。
设计中在不影响总体规划的前提下，将原勘探的井田范围向西（深部）扩充了1.0公里。使井田倾斜宽度增加到5.4公里，增加了井田内质地储量，以弥补因村庄煤柱而损失的储量，使矿井及第一水平的服务年限趋于合理。设计中将井田沿倾斜方向划分成为浅部及深部两个条带，每个条带的倾斜宽度基本上为2﹒7公里。部分采区因受村庄煤柱的影响有所增减。浅部条带南翼大巷设在F3断层以西的407940经线上。上山长度为1460米；下山长度原则上为1240米，部分采区为1600米左右，但可开掘500～600米采区石门，实际下山长度为1000米左右。浅部条带北翼大巷设在407890经线上，上山长1510米；下山长原则上为1190米，部分长达1500米左右，也具有开掘部分采区石门的条件。浅部条带上组煤作为第一水平，其标高定为+520米，位于3号煤层以下30～70米的底板岩层中；下组煤作为第二水平，水平标高为+420米，基本上沿15-3煤层掘进。深部条带的上组煤大巷设在405150经线上，水平标高为+420米，与浅部条带的+420米水平大巷以石门连接。深部条带的下组煤因受路村背斜、老军庄向斜及官庄背斜的影响其底板起伏不平，若布置一条沿井田走向全长的水平大巷，势必穿过15-3号煤层底板的铝土泥岩、铝土岩及奥陶灰岩。因此需在3号煤层的+420米水平大巷内设置分区暗斜井，对下组煤进行分区处理。
井田准备方式有倾斜长壁准备方式和划分为采区的准备方式。
倾斜长壁采煤法在薄及中厚煤层中已获广泛应用，与走向长壁采煤比较具有工程量少、运输环节简单、运输费用低、通风线路短及采区准备时间短等优点。但在缓倾斜厚煤层中采用这种方式则需要开掘岩石集中顺槽，并用岩石斜巷连接水平运输大巷和煤层顺槽。这就大大增加了岩石巷道的掘进工程量；辅助运输也复杂化。
具体到本矿井来讲，其一初期开采的3号煤层平均厚度为6.05米，属于厚煤层。无论采用综机或普机均需分层开采，这就要求开掘大量的岩石巷道。再加本矿井涌水量较大，只适于布置仰斜开采的工作面；在俯斜工作面中无论上分层或下分层均要受老空涌水的威胁，尤其下分层工作面更为严重。若只在上山区布置仰斜工作面；在下山区仍划分为采区，则需在大巷内设置较多的装车点（与划分为采区的准备方式比较），而这些装车点将得不到充分的利用。
其二，本矿井井田倾斜长度为5.4公里，划分成两个条带后，其上、下山部分的倾斜长度均在1.0公里以上，在现有设备条件下，在1.0公里以上的倾斜巷道内之辅助运输将是比较复杂的，在经济上是不合理的。
其三，本矿井属高瓦斯矿井风量较大，由于生产比较集中，巷道需要通过的风量也将大大增加。为此必需将生产工作面设置在进、回风井的两侧。影响到工作面接替的灵活性，也为通风管理上造成了困难局面。
鉴于上述种种原因，本设计认为开采3号煤层时采用倾斜长壁采煤方法是不太适宜的。因此设计中仍按划分为采区的准备方式进行设计。
水平划分及大巷位置的确定
井田倾斜长度为5.4公里，煤层倾角3°～6°，同一煤层的高差约200米左右。上组3号煤层距下组上部的8—2号煤层46.58～66.66米，平均57.17米。3号煤层距下组下部的15—3号煤层平均间距为112.22米。15—3号煤层底板有一薄层粉砂岩，其下为中石炭统本群，由粉砂岩、铝质泥岩及铝土岩等组成。其厚度
2.0～28.7米，平均厚度10.66米。其下为中奥陶统马家沟组石灰岩。
按照上述条件水平大巷应分煤组、分水平设置，各煤组沿井田走向方向各设置两个水平3#煤第一水平设于+520米，二水平设于+420米，下组煤第一水平设于+420米，二水平设于+370米，这样全矿共设三个水平。使上（下）山长度保持在1.0～1.5公里合理范围内。为了有利于巷道维护和井下运输，并尽可能减少煤柱损失，上组煤大巷设在3号煤底板以下30～70米的砂岩内。下组煤大巷基本沿15—3号煤层掘进，尺度避免穿过铝质泥岩及铝土岩，以利于巷道维护。
井筒数量及内容
本矿井初期需建设一对中央竖井（箕斗立井和罐笼立井各一个），两个回风立井及一个进风井共计五个井筒。
1、主井（箕斗立井）：位于独臂附近，井口坐标经距为407915，纬距为4026300，标高为+520，井筒净道径4.5米，井筒深度491米，担负全矿井的原煤提升任务。
2、副井（罐笼立井）：位于主井东侧80米处，井口坐标经距407995，纬距4026300，标高为+520，井筒净道径6.5米，井筒深度540米，主要担负全矿的人员矸石材料、设备等任务，并同时兼做进风井。
井筒布置及井筒装备
1、主井：井筒净断面15.90㎡，采用工字钢罐道梁和型钢空心组合罐道，井筒内布置两对16吨提煤箕斗，箕斗型号为JDG—16/150×4。选用塔式JKM—4/4（1）型多绳摩擦轮提升机两台，对称布置。
2、副井：井筒净断面36.59㎡，采用工字钢罐道梁和球扁钢空心罐道，井筒内并列布置两套提升设备，一对1.5吨双层4车罐笼和一个带平衡锤的5吨双层单车罐笼，大罐、小罐选用同样JKM—2.8/6（1）多绳摩擦轮提升机各一台，井筒内设有梯子间，敷有排水管，洒水管、压风管等管路以及动力、信号电缆等。
第三章 矿井提升运输、通风、排水、压气设备
第一节 主、副井提升设备
一、主立井提升设备
主井担负全矿原煤提升任务
1、设计依据
井口地面标高+937.3m，井深497m，井筒直径6.5m，提升能力为6.0Mt/a。
2、设备选型
提升设备为一台引进德国SIEMAG公司制造的五绳落地式多绳摩擦轮提升机（Dg=5m、Fm=110t、Fc=30t、i=1、μ＝0.25、Vm=13m/s）；组合钢罐道，装备一对32.5t同侧装卸式五绳箕斗。配2台1DQ5040-7AA06-Z型同步电动机（2×2000kW 、49.65r/min 、1550V）；电控系统采用德国西门子公司模拟交－交变频矢量控制同步电机系统，控制系统采用S7－400控制器，传动控制系统采用SIMADYNC模拟控制系统。首绳为英国BRIDON公司制造的6×35-FO-1670型镀锌钢丝绳(直径50mm、单重9.08kg/m、拉断力总和1593kN/根)共5根；尾绳为鞍钢制造P177×28(8×4×9)扁股钢丝绳，共3根。主井井架设计为3支腿井架，井架上天轮中心到井口高58m，下天轮中心到井口高50m，天轮直径5m。一次提升循环时间为T=83s，核定提升能力为6.13Mt/a。
二、副立井提升设备
副立井担负人员、矸石、材料、设备和大件的提升的任务，井口轨面标高937m，提升高度420m
1、设计依据
由于落地式提升机的井架基础简单，施工工期较短，井筒装备与提升机房可同时施工，提升设备安装与调试可以与井筒装备合理平行交叉作业，设计推荐副立井提升采用落地式系统。
副井提升传动系统曾考虑直流和交-交变频两个方案。两种方案都能满足矿井提升机的驱动要求。但直流传动系统技术成熟，运行维护经验丰富，除全数字变流控制器需引进外，其余均为国产，因此初期投资低（电动机＋电控系统约650万元）。虽然低速直流电机整流子维护量大、效率稍低，但由于副井提升量不大，年运行电费在全矿井中所占比例很小。而交－交变频传动系统初期投资高（电动机＋电控系统约1060万元），为此从投资方面考虑，设计选用直流传动系统。
对于提升系统设备的选择，设计考虑了两个方案。
方案一：选用国产落地式多绳摩擦轮提升机，恒减速液压站，配国产低速直流直联电动机及矿井多绳提升机全数字直流电控系统（其中传动和控制系统主要部件采用进口设备），既能保证设备质量，技术上较先进，又能保证关键部件可靠性高，设备初期总投资低(约1050万元)。
方案二：落地式多绳摩擦轮提升机、恒减速液压站、直流电动机及电控系统全部选用进口设备，设备可靠质量好，技术先进，但设备初期总投资高(约3000万元)。
综合比较后选用方案一。
2、设备选型
提升容器为一套非标设计的3t矿车双层多绳罐笼＋平衡锤。罐笼质量(包括附加质量)20000kg，载人数156人。辅助运输采用3t无轨胶轮车。运送的最大件（液压支架）质量23000kg，运送大件的平板车质量1800kg。
最大班下井工人195人、材料74车/班、设备12次/班、保健车1次/班。
根据提升作业的要求，设计选用JKMD-4×4(III)E型落地式多绳摩擦轮提升机1台，其摩擦轮直径4m、最大静张力680kN、最大静张力差180kN、衬垫摩擦系数0.25、传动比1。配低速直流直联电动机（1400kW、42r/min、750V）1台。
选用的提升钢丝绳为4根44ZBB6V×37S+FC 1570 ZZ/SS 2360 823 GB/T8918-1996型钢丝绳，直径44mm，抗拉强度1570MPa，单位长度质量8.23kg/m，钢丝破断拉力总和1341kN。平衡绳为 2根187×29ZBBP8×4×19+FC 1370 2360 1680 GB/T8918-1996型扁钢丝绳，宽×厚=187×29mm，抗拉强度1370MPa，单位长度质量16.8kg/m，钢丝破断拉力总和2360kN。
系统的最大提升速度为8.8m/s。最大班下井人员时间15.2＜40min，最大班作业时间4.5h。
长材罐提升机引进德国EPR公司制造的2绳落地式多绳摩擦轮提升机（Dg=3.5m、Fm=19.8t、Fc=2t、i=23.5、μ＝0.25、Vm=6.5m/s）；配1台瑞典ABB公司制造的LAB355LC型直流电动机（260kW 、834r/min 、425V）。控制系统采用MasterView200控制器，传动控制采用TYRAK系统，监控采编采用MasterView320系统，编程维护系统采用AS140工程站。首绳为英国BRIDON公司制造的6×25FC（12/6+6F/1)＋FC镀锌钢丝绳（直径35mm，单重4.56kg/m、拉断力总和852kN/根)共2根；尾绳为34×7WSC平衡钢丝绳（直径27mm)共3根。
副立井提升机电控装置选用矿井多绳提升机全数字直流电控成套系统。
上述两套提升设备共用一个井架，井架高度28.8m。
第二节 运输设备
经选型计算，胶带大巷带式输送机的技术参数为：
斜长L＝1876m，倾角α＝3°～12°，带宽B＝1.4m，运量Q＝3000t/h，速度v＝4.5m/s，输送带为St1600（阻燃），传动装置为三台CST420KS-21.3784可控起动/制动传动装置,电动机功率为3×450kW。采用头部液压绞车自动拉紧方式。
对于井下带式输送机，运输距离较长、运输量较大、巷道有起伏，其设备运行是否正常、可靠、安全，将直接影响矿井的生产和经济效益。为有效限制或减小输送带的弹性振动，降低起动和制动时输送带的动张力，减少起动时对电网的冲击和起动过程中各承力部件的动载荷，延长减速器、电动机和工作机构等关键部件的使用寿命、实现多台电机间的功率平衡，应对带式输送机的起/制动加速度进行控制，因此在驱动装置选型时考虑采用软起/停方式。
目前，在井下带式输送机上具有可控起动/制动功能的传动装置主要有CST可控起动/制动驱动系统、调速型液力偶合器、高速防爆变频驱动等。由于目前国产矿用隔爆型变频器在功率等级大于400kW后，受功率器件规格以及散热条件的限制，其性能尚不稳定，难以满足本矿井下大型带式输送机的使用要求，而国外的大功率矿用隔爆型变频器价格又太高，备品备件的供应渠道环节多，周期长，最大功率只到500kW，故本设计只能从CST可控起动/制动传动装置和调速型液力偶合器两种方式中进行选择。
由于CST可控传动装置是专门针对带式输送机工况而研制的，满足带式输送机对驱动装置的主要要求，与调速型液力偶合器相比具有软起动及制动性能好、体积小、便于布置、控制精度高、调速范围大、自动化程度高、技术先进的特点，可以降低输送带的带强，延长输送带的使用寿命，改善带式输送机的运行工况，目前已在国内很多矿井得到普遍应用，经验成熟，维护较方便，使用效果较好，综合效益明显高于后者。而且本矿井下两条带式输送机运距长，坡度较多，多电机驱动，单电机功率较大，故选用CST可控起动/制动传动装置。
第三节 通风设备
一、设计依据
本矿井为高瓦斯矿井，3号煤层具有爆炸危险性，3号煤层自燃倾向为三类，属不易自燃煤层。采用中央并列式通风系统，通风方式为抽出式，由工业场地主、副立井进风，中央回风立井回风。
通风参数为：回风立井前期回风量354m3/s，通风阻力2504Pa，后期回风量354m3/s，最大通风阻力2908Pa。
二、通风设备选型
考虑通风设施漏风和风道局部阻力损失后，回风立井前期回风量为372m3/s，通风阻力2704Pa，后期回风量为372m3/s，通风阻力3108Pa。根据计算风量、通风阻力，对该风井通风设备的选型进行了方案比较，详见表5.2-1。
方案一中的ANN-3136/1400N型液压动叶可调轴流式矿井通风机是Howden公司生产的最新产品，它代表了90年代末期世界通风设备先进技术；采用反转反风，反风量较大，反风时间较短；风机性能按国际最高标准衡量，无负偏差，曲线准确；结构设计合理，全压效率较高，制造质量好，可靠性高，维护量小；能在现场方便地更换叶片，对叶轮进行大中修，能确保备用风机的安全性；主电机安装在进风侧，传动轴穿过尺寸较小的进气箱与风机叶轮连接，长度较短，对设备基础的要求较低，便于安装、维护；产品配带百叶窗式电动闸门、液压站、润滑油站、消音器、喘振报警装置、通风测量装置等，成套性强，噪音小，占地面积较少，易于场地布置；该公司在山东威海建有独资工厂，备品备件有保证。缺点是由于核心部件（叶轮、液压站、润滑油站等）从国外进口，设备费较高。
方案二中的GAF37.5-19-1型矿用液压动叶可调轴流式通风机是我国80年代引进德国TLT公司技术，由上海鼓风机厂生产的，生产厂家装备水平较高，制造质量较好；产品配带箱式风门、液压站、轴承润滑站、消音器、喘振报警装置、通风测量装置等，成套性强；风机品种规格齐全。缺点是由于主电机安装在出风侧，传动轴需穿过扩散塔与风机叶轮连接，其尺寸较长，安装对中困难，同时扩散塔较高，为避免基础的不均匀下沉，基础处理难且工程量大；风道长，占地面积较大；安装调试复杂，施工周期长，维护量稍大；调节叶片反风，反风功率较大，电机安装功率较大。
由于本矿为高瓦斯矿井，为确保通风设备的可靠性，经技术经济比较，设计推荐选用ANN-3136/1400N型对旋轴流式通风机2台，1台工作，1台备用。每台风机配1台高压异步电动机（1700kW、6kV、990r/min）。
该通风设备不设反风道，采用停机后反转反风的方式进行反风，经核算，反风风量、风压、功率满足要求。
表6-1 回风立井通风设备选型方案比较表
方 案
一（推荐）
二
通风机
型 号
ANN-3136/1400N
GAF37.5-19-1
台 数
2
2
前期工况点参数
风 量 (m3/s)
372
372
负 压 (Pa)
3080(全压)
2704(静压)
效 率 (%)
85.2(全压)
83(静压)
叶片角度
48°
-6°
轴功率 (kW)
1330.8
1212
后期工况点参数
流 量 (m3/s)
372
372
负 压 (Pa)
3482(全压)
3108(静压)
效 率 (%)
86(全压)
85(静压)
叶片角度
50°
-4°
轴功率 (kW)
1488.1
1360
电动机
型 号
异步电动机
异步电动机
台 数
2
2
功 率 (kW)
1700
2000
电 压 (kV)
6
6
转 速 (r/min)
990
735
投资
设 备 费 (万元)
737
617
土 建 费 (万元)
448
578
合 计 (万元)
1185
1195
年运行费用
前期
568.4
517.6
（万元）
后期
635.5
580.8
注：投资中不包括设备安装费用。
第四节 排水设备
排水系统为单水平开采直接排水系统，在副立井井底+520m水平设主排水泵房，沿副立井敷设Φ377X11排水管2趟，排水高度420m。在副立井井底布置有效容量为4980m3的井底水仓，水仓采用主、副水仓分别布置形式。
一、设计依据
矿设计生产能力300Mt/a , 水平正常涌水量300m3/h，最大涌水量500m3/h，排水高度468.8m.
二、主排水设备选型
根据该项目所需水泵排水能力的要求，本次设计考虑了二个方案，方案比较见表6-1。
方案一选用MD450-60×10型矿用耐磨泵，特点是高效耐磨，泵的首级叶轮、进水段及主要过流部件均采用耐磨材质，从而保证泵在较长的一段时期内保持高效运行，并有效地延长了泵的使用寿命。该泵有较高的运行效率，吨水百米电耗低，年电耗低，设备及管路数量少，初期设备投资低。缺点是水泵吸水高度低，排水时间较长。
方案二选用MD280-65×9型矿用耐磨泵，耐磨性能与方案一相同，并具有排水时间短，吸水高度较高的优点。但是泵效率低，吨水百米电耗较高，年电耗较高，水泵数量多，需要敷设3趟管路，设备初期投资高。
经技术经济比较，设计推荐方案一，即选用3台MD450-60×10型矿用耐磨多级离心泵，1台工作，1台备用，1台检修。每台泵配YB630M2-4型（1120kW、6kV、1480r/min）矿用隔爆电动机。
表6-2 主排水设备选型方案比较表
内 容
方案一（推荐）
方案二
新管
旧管
新管
旧管
水
泵
型 号
MD450-60×10
MD280-65×9
工
况
点
流 量（m3/h）
514.2
473.2
330.2
289.4
扬 程（m）
558.8
587.9
560.7
581
效 率（%）
81.3
80.5
75
73.6
轴 功 率（kW）
991.4
969.9
692.7
640.8
吸水高度（m）
4.48
4.72
4.89
5.73
台 数 （台）
3
5
电
动
机
型 号
YB630M2-4
YB630S1-4
功 率（kW）
1120
800
电 压（kV）
6
6
转 速（r/min）
1480
1480
正常
涌水量
运行台数（台）
1
2
排水时间（h）
14
15.2
10.9
12.4
最大
涌水量
运行台数（台）
2
3
排水时间（h）
11.7
12.7
12.1
13.8
排
水
管
规 格（mm）
Ф325×14
Ф273×12
流 速（m/s）
2.06
2.34
1.88
2.04
总 趟 数（趟）
2
3
吸
水
管
规 格（mm）
Ф377×10
Ф325×8
流 速（m/s）
1.43
1.62
1.22
1.32
吨水百米电耗（kWh/thm）
0.461
0.49
0.50
0.53
年 电 耗（万kwh）
300.8
319.7
327.9
346.1
设 备 费(万元)
564
634.8
第五节 压风设备
一、设计依据
龙山煤矿原压风系统主要向各采区、+520大巷供应动力风。主要用风设备为掘进工作面风钻、工业场地主井装载系统、副井提升操车系统、井下单轨吊道岔及换装站等。
二、设备选型
空气压缩机站设在工业场地副立井井口附近，设计SA-250W型空压机3台，2台工作，1台备用。空压机技术参数：排气量40.5m3/min，排气压力0.85MPa，水冷型，随主机配异步电动机250kW，1480r/min，6kV。
设计在井下大巷综合化掘进工作面选用3台MLG-75型矿用防爆移动式螺杆空气压缩机，排气量12.1m3/min，排气压力0.85MPa，风冷型，2台工作，备用1台。每台空压机随主机配矿用隔爆型电动机，功率75kW，电压660V，转速1480r/min。
第六节 水源、电源情况
1、电源条件
龙曲电厂是矿区的自备电厂，位于龙曲矿附近，现装机容量2×25MW，可两回110kV线路向龙山矿110kV变电站供电。龙山矿110kV变电站位于龙山矿，是矿区的一座中心变电站，两回电源引自库西开闭站，导线型号为LGJ-300mm2，长度3km；另两回引自龙曲电厂，导线型号为LGJ-240mm2，长度16km。该变电站设三台主变压器，容量为31.5MVA，电压等级为110/35/6kV，运行方式为两台运行一台备用。
龙山矿建有一座6kV开闭所，其双电源以母线的方式引自龙山矿110kV变电站6kVⅠ、Ⅱ段母线，该开闭所可担负着整个龙山矿井的供电负荷。
2、水源条件
龙山矿水源地位于工业场地东南角，现有3眼井，2用1备。水质满足生活饮用水卫生标准，每天可向矿井工业场地和居住区提供6000m3生活用水；另外矿井工业场地内还有临时水源井5眼，每天可提供2000m3生活、生产用水。矿井现有生活给水系统完全能够满足矿井要求。
第四章 给水设备及水处理、供热、防冻
第一节 给水排水系统
一、给水范围
本设计包括矿井工业场地生产、生活、副立井场地的给水排水设计，井上下消防洒水给水系统及井下排水处理。
二、工业场地
⒈ 65SFL36－12×3型加压泵2台。
⒉ 300m3井下消防洒水水池2座，日用消防水泵房1座，尺寸为：L×B×H=18×6×10（m）。
（2） 井下排水处理站
⒈ 处理水量
⑴ 沉淀处理水量：Q = 7200m3/d
⑵ 深度处理水量：Q = 4300m3/d
⒉ 工艺流程
工艺流程图
⒊ 水处理设备及建、构筑物
⑴ 460 m3调节池2座；一级泵房1座，尺寸为：L×B×H=16×6×4.5（m）。泵房内设JYG型加药设备2台，PGTⅠ型刮泥撇油机2台，200JYYW－1型一级泵3台。
⑵ L×B×H=11.75×5×5.35（m）混合反应沉淀池2座。
⑶ L×B×H=5.65×2.9×4.65（m）重力式无阀滤池2座。
⑷ 400m3生产清水池2座。
⑸ SMG125－505B型生产清水泵2台。
⑹ L×B×H=3×3×3（m）污泥池2座。
⑺ FLG150-200B型二级泵3台。
⑻ 65JYYZ-4型污泥泵2台。
⑼ YXD-6-B型Cl02消毒设备3台。
⑽ 水处理间1座，尺寸为：L×B×H=25×15×8.5（m）。
⑾ 水泵房1座，尺寸为：L×B×H=29.4×6×10（m）。
三、给水系统
（1）、工业场地给水系统
1、工业场地日用、消防给水系统
本矿井工业场地与居住区仅一路之隔，设计给水系统为水池、水泵、水塔联合供水，室外消防采用临时高压制。工业场地内设1000m3圆形清水池两座，水池内贮存648m3一次消防水量；水塔高30m，容积300m3；泵房内设8sh-13型日用水泵4台，3用1备；12sh-6A型消防水泵2台，1用1备。
矿井、选煤厂扩建部分给水由外网就近接入，生活用水水量、水压由外网保证供给。其给水系统如下：
水源井来水→日用消防水池→日用消防水泵→日用消防给水管网→用水点
⒉ 井下消防洒水系统
井下消防洒水系统，采区给水系统如下：
处理后的井下排水→井下消防洒水水池→井下消防洒水管道→用水点
⒊ 选煤厂生产补充水系统
沉淀后的井下排水→生产清水池→生产清水泵→选煤厂主厂房
（2）、副立井场地给水系统
副立井场地生活用水水量、水压由设在水泵房内的日用供水设备保证供给。室内10min消防水量由设在联合建筑屋顶9m3的消防水箱保证供给，室外消防采用临时高压制，灭火时由消防水泵来保证所需的水量、水压。其给水系统如下：
工业场地来水→日用消防水池→日用消防水泵→日用消防给水管网→用水点
四、室外给水管道
工业场地室外给水就近接自现有场区给水管道；副立井场地室外给水采用生活消防合用的给水系统，干管呈环状布置。在给水节点的适当位置设置阀门井，以便维护检修。给水管道沿道路布置SA100-1.0型地下式消火栓，消火栓间距小于120m，保护半径不超过150m。
工业场地生产给水管道单独敷设，由井下排水处理站敷设管道至井下消防洒水水池、选煤厂，供井下消防洒水和选煤厂生产用水。
除井下消防洒水管道采用钢骨架塑料复合管，法兰连接外；生活消防给水管、其它生产给水管均采用高密度聚乙烯给水管，焊接或法兰连接。给水干管管顶埋深一般为1.25m。
五、用水量
矿井设计能力3.0Mt/a，用水量5771m3/d。
按水源分：利用地下水771m3/d；利用井下排水5000m3/d。
按场地分：工业场地用水5152m3/d；副立井场地用水619m3/d。
矿井工业场地室外消防水量为30L/s，火灾延续时间按6h计，一次消防用水量为648m3。
副立井场地室外消防水量为25L/s，室内消防水量为15L/s，火灾延续时间按
2h计，一次消防用水量为288m3。
井下消防水量为7.5L/s ，火灾延续时间按6h计，一次消防用水量为162m3。
六、供水水源
1. 地表水
区内主要河流有浊漳河和岚水河，其河水水质已被污染，流量随季节变化较大，不宜作为永久性水源。
区内较大的水库为漳泽水库，其库容为199.5Mm3,年漏失量为20Mm3,因受山西省水资源委员会有关规定的限制，本设计不考虑利用上述水源。
2. 地下水
矿井供水水源地构造位置为姬村向斜东翼，文王山、二冈山地垒之间。奥陶系灰岩埋深约490m，上覆石炭－二迭系厚约465m及第四系厚约25m。岩溶水水位埋深约279m，处于承压状态。据潞安北部矿区供水水文地质详查资料，该水源地位于矿区岩溶地下水的中等径流区西部中断，单斜储水构造西部边缘。由于受构造运动的影响，该地段地发生突变，同时又处于新构造运动地块相对上升和相对下降的接壤地带，造成岩溶裂隙发育。
龙山矿水源地定于工业场地东南角，打 3眼井，2用1备。自然水位为279m，水位降12.5m，井深800m。采用6613H型潜水泵，单井出水量125m3/h，扬程330m，功率180kW。水质满足生活饮用水卫生标准，每天可向矿井工业场地和居住区提供6000m3生活用水；另外矿井工业场地内还有临时水源井5眼，井深仅为30～110m，其中2眼井现已报废，其它3眼井每天可提供2000m3生活、生产用水。
根据龙山煤矿劳动组织及定员分布表得知，矿井在岗人数为4939人，初步设计用水量表中，矿井部分用水人数按7760人计算，居住区按17232人计算，生活用水量为4465m3/d。由此可见矿井现有生活给水系统完全能够满足矿井要求。
第二节 排水
1、工业场地
工业场地现有排水采用雨污分流排水系统。
工业场地的雨水经明沟收集后就近排至场外边沟。
矿井、选煤厂及居住区的生活污水经排水管道收集后，进入居住区污水处理站。工业场地生活污水量为62m3/d，就近接入排水管道，进入污水处理站进行处理。
2、副立井场地
副立井场地排水采用雨污分流排水系统。
雨水经场区明沟收集后就近排至场外边沟。
副立井场地生活污水量为378m3/d，污水经排水管集中到200m3的污水池中，用80－30－JYWQ1600－7.7型污水提升泵提升，从副立井场地敷设1根De160的管道将水输送至工业场地排水管道内，自流至居住区污水处理站。
3、污水处理站
居住区污水处理站设计规模为6300m3/d，负责处理矿井工业场地及居住区生活污水，采用二级生化处理后达标排放，现工业场地污水量为1870m3/d，居住区污水量为3765m3/d（居住区平均日污水量为1637m3/d，总变化系数取2.3），污水处理站完全能够满足要求。
4、室外排水管道
室外排水管道采用高密度聚乙烯双壁波纹管，承插接口，管顶最小埋深为0.8m。
第三节 地面消防
工业场地、副立井场地室外消防采用临时高压制。
工业场地最不利情况下室外消防水量为30L/s，火灾延续时间按6h计，一次消防用水量为648m3。王村副立井场地室外消防水量为25L/s，室内消防水量为15 L/s，火灾延续时间按2h计，一次消防用水量为288m3。其消防水量贮存在各自的消防水池内，水池内设有消防用水不被动用的技术措施，火灾时启动消防水泵灭火。
矿井工业场地主、副井井口房、原煤输送机栈桥、转载点、坑木加工房、可燃材料库、灯房浴室联合建筑、职工公寓等建筑物需设室内消防给水系统，其室内10min消防水量由水塔保证供给；副立井场地副井井口房、可燃材料库、灯房浴室联合建筑等建筑物需设室内消防给水系统，其室内10min消防水量由设在联合建筑屋顶的水箱保证供给。
建筑物与栈桥连接口处设水幕。
建筑物内按照规范要求配置手提式灭火器。
第四节 井下消防洒水
井下消防用水量为7.5L/s ，火灾延续时间为6h，一次消防用水量为162m3。消防用水贮存在井下消防洒水水池内，水池内设有消防用水不被动用的技术措施。
矿井现有井下消防洒水系统维持不变，新增部分井下消防洒水采用合用给水管道，沿工业场地主斜井敷设一趟D273×11的无缝钢管进入井下。
在井下煤仓放煤口、输送机转载点和卸煤点处设置喷雾装置。
掘进工作面、采煤工作面、放顶煤的放煤口以及液压支架上部设置强喷雾装置。
采煤工作面回风巷、掘进工作面装车点后方及易产生煤尘的巷道设置风流净化水幕装置。
主斜井，采区大巷入口，采区＋470m主排水泵房、主变电硐室入口，消防材料库硐室的入口，掘进巷道的入口，回采工作面进回风巷口附近，胶带输送机大巷每隔50m、井底车场及轨道大巷每隔100m设DN50支管阀门，阀门后装快速管接头。
主斜井和副立井井底车场连接处，胶带输送机大巷等机头，机电、消防材料库硐室等处设置消火栓箱，箱内存放防腐水龙带、水枪。
带式输送机巷道易发火点处，设置由烟感或温感控制的自动喷水灭火装置。
设有供水管道的各条大巷、顺槽、岩巷每隔100m，煤巷每隔50m，井底煤仓、转载点等处设置DN25的给水栓供冲洗巷道和给隔爆水棚补充水用。
井下采掘工作面、井底煤仓、转载点处设置喷雾防尘装置。
井下消防洒水管道采用钢骨架塑料复合管，法兰连接。
井下消防洒水水量、水压由井下消防洒水水池保证供给，在井下管路超压地点，采用减压阀减压。
第五节 采暖与通风、及供热
一、气象资料
冬季采暖室外计算温度： -13℃
冬季通风室外计算温度： -7℃
夏季空调室外计算温度： 30.6℃
夏季通风室外计算温度： 27℃
极端平均最低温度： -23.5℃
冬季室外平均风速： 1.6m/s
冬季主导风向： NW
年采暖天数: 138d
最大冻土深度： 75cm
二、采暖
本矿井地属寒冷地区，凡经常有人工作和休息的建筑物，以及有防冻要求的工业厂房和选煤厂生产系统建筑均设置集中采暖。
三、通风
对有产生大量余热、余湿以及其它有害气体的建筑物，灯房浴室、35kV变电站等设置机械通风。立井提升机房电机冷却散热，采取强迫通风进行冷却，选取组合式通风机组，机组配套4-72No12C离心风机一台，风量：48317 m3/ h，风压：1257Pa，功率：30kW。
四、生活供热
龙山煤矿在副井工业场地设灯房、浴室联合建筑，在联合建筑洗衣房内设置全自动工业洗衣机XGQ-50F型3台（要求配带1台空气压缩机），自动干衣机GDZ-50型3台，缝纫机3台。浴室热水由设在联合建筑内的热交换站供给，一次水由场地锅炉房提供110/70℃高温水，联合建筑生活热水供热量为4200kW。
第六节 井筒防冻
本矿井主立井与副立井均为进风井筒，根据煤炭规范要求，为防止井口结冰，井筒进风要进行加热。
主井进风量58 m3/s，在主斜井井口房设空气加热室，空气加热到40℃送至井口房内，与井口房冷空气混合成2℃，选矿井加热机组KJZ-35型三台，每台机组风量35000m3/ h，供热量919kW，加热空气采用110/70℃高温热水，由场地锅炉房提供。
副立井进风量296 m3/s，由于进风量较大，采用热风炉提供60℃热风，直接供给副立井井筒，选取ZRL4.2-Q型热风炉三台，每台供热量4200kW。具体数据及设备见表
井筒空气加热数据及设备表
名称
进风量
（m3/s）
计算温度
（℃）
加热温度
（℃）
加热风量
（m3/s）
混合温度
（℃）
耗热量
（kW）
供热设备
及台数
主井
58
-23.5
40
27
2
2285
KJZ-35型
矿井加热机组3台
副井
296
-23.5
60
100
2
10700
ZRL4.2-Q型
热风炉3台
第七节 锅炉房设备
龙山矿设计大、小锅炉房二座，大锅炉房内设3台20T蒸汽锅炉和3台14MW热水锅炉，共6台锅炉，大锅炉房冬季供给工业场地和居住区各建筑采暖、井筒防冻及浴室生活热水的供热。小锅炉房内设2台4T蒸汽锅炉，用于夏季给浴室热水供热。
第八节 室外热力管网
主井工业场地和副井工业场地室外供热管道均采用氰聚塑直埋敷设，栈桥采暖采用沿栈桥内架空敷设。
供热采用枝状敷设，在主井工业场地供热采用110/70℃高温水，在副井工业场地供热采用95/70℃热水。
管材采用无缝钢管，管道伸缩采用波纹管补偿器。为了方便夏季使用，浴室供热单设一路管道。
第四章 采区生产概况
第一节 采煤方法
一、采煤方法的选择
井田含煤地层为下二迭系山西组及上石炭系太原组，主要可采煤层为位于山西组中下部的3号煤层，煤层平均厚度6.09m，结构简单，夹石1～3层，夹石厚0.1～0.3m，仅个别孔（1009号孔）夹石变厚达0.75m。该煤层控制研究程度较高，符合规范要求，为稳定型全井田范围内可采煤层。煤层直接顶板多为灰黑色粉砂岩或泥岩，厚0~9m，其上为灰白色厚层中、粗粒砂岩，有时直接覆于3号煤层之上为煤层的直接顶板（如1042等钻孔）。底板多为深灰色粉砂岩、细粒砂岩。煤层瓦斯含量高，为高瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性。
潞安矿业集团以前的煤矿先后采用过分层综采、放顶煤综采、等采煤方法，通近几年来的开采实践，逐步摸索出适合龙山煤矿煤层特点的放顶煤综采。，开采山西组的3号煤层，确定采用走向长壁一次采全高综采放顶煤采煤方法。
二、主要采煤设备选型
设计结合矿井3号煤层赋存特点， S1采区装备1套综采放顶煤回采工作面，主要采煤设备选择分述如下：
⑴ 采煤机
回采工作面采煤机型号为MG400/920WD，其技术参数要求如下：
装机功率920kW，截深0.80m，牵引速度0～7.13m/min，采高1.9～3.8m，牵引方式为无链电牵引，额定电压3300V，频率50Hz。
⑵ 工作面可弯曲刮板输送机、转载机、破碎机
工作面刮板输送机选型需满足四个方面要求：
一是运输能力与采煤机生产能力相适应。
二是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。
三是运输机长度与工作面长度相一致。
四是刮板输送机每节长度与液压支架宽度一致。
根据上述要求，选用与MG400/920WD采煤机配套的运输、转载与破碎设备，其技术参数如下：
刮板输送机：选用SGZ830/800型，运输长度250m，运输能力1200t/h，双电机牵引，额定电压1140V，功率2×400kW。
转载机：选用SZZ830/200型，转载能力1500t/h，额定电压1140V，功率200kW。
破碎机：选用PLM1500，运输能力1500t/h，额定电压1140V，功率160kW。
⑶ 液压支架
架型选择：
液压支架是综采工作面主要设备之一，约占工作面装备投资的60%～70%。因此支架的选择应将支架的可靠性放在首位，不但要稳定可靠、故障率低，而且使用寿命要长，近年来液压支架有向重型化发展的趋势，支架工作阻力逐年增加，采用电液控制技术，实现自动化控制。根据对现工作面液压支架(ZZPF5600/17/35、ZZPF4800/17/35、ZZPF6000/17/35) 使用情况的了解，同时结合3号煤层顶、底板条件， 支架选型计算如下：
① 支架支护强度：
P= ((6～8) ×(M-h))×9.8×γ1+ h×9.8×γ2)×10-3
式中：M——采高，6.18m；
γ1——顶板岩石容重，取γ=2.5t/m3；
h——放顶煤高度，3.18m；
γ2——3号煤层容重，1.4t/m3；
P =0.48～0.63Mpa，取0.65Mpa
② 支架工作阻力的确定
F＝1000P·A·(L+C)
式中：
A—支架中心距，A=1.5m；
L—支架顶梁长，L=5.5；
c—梁端距，c=0.2~0.35m，取c=0.3m；
则：F=1000×0.65×1.5×（5.5+0.3）＝5655kN
根据上述计算，采区回采工作面液压支架选用ZF7000/19.5/38型四柱掩护式低位放顶煤液压支架，该支架适应软煤软顶特点、控顶能力强、煤炭回收率高、支架后部作业空间大、利于设备维护和浮煤清理等特点。
其技术参数要求如下：
支撑高度：1.95~3.8m；
支护强度：0.89~0.92 MPa；
底板比压：0.8~1.87 MPa；
工作阻力：7000KN。
⑷ 顺槽可伸缩胶带输送机
顺槽可伸缩胶带输送机要与工作面推进长度及生产能力要相适应，设计选用带宽1200m，运量1200t/h，带速2.5m/s ，其技术参数要求如下：
运输长度：2100m；
运输能力：1200t/h；
功 率：4×200kW。
采煤工作面布置
三、采煤工作面参数
⑴ 采高
根据对3号煤层地质钻孔进行了统计分析， 3号煤层的平均煤厚6.18m，设计结合开采3号煤层放顶煤工作面开采的经验，确定回采工作面采高3+0.1m。
⑵ 工作面长度及推进长度
工作面的产量和效率是随着工作面长度的增加而提高的，虽然加大工作面长度可减少了准备和回采的工程量，相对减少了端头、进刀等辅助作业时间，而加大工作面推进长度，也可减少了搬家倒面次数，为工作面连续稳产高产创造条件。考虑到采煤设备装备水平的提高，同时，为进一步查明小断层和陷落柱的发育情况，确定回采工作面长度为200m左右，工作面推进长度一般在1000～3000m。
⑶ 回采工作面循环数，年推进度
设计采用三班工作制，每日二班生产，一班检修准备。设计工作面日进6刀，采煤机有效截割深度为0.80m，年工作日330d，年推进度为1584m。
2. 顺槽布置
由于本矿井为高瓦斯矿井，需要风量大，而胶带输送机巷风速有限制；另外考虑到多台内燃无轨胶轮车需要快速运输以及安装工作面设备，应尽量减少搬家停工时间等要求，采区的回采工作面顺槽采用双巷制，即2条进风2条回风。
胶带运输机顺槽采用机轨合一布置，轨道用来放置装有移动变电站、喷雾泵站、乳化液泵站、开关柜、电缆的设备列车。
采区内工作面上下顺槽均通过斜巷直接与辅助运输大巷、胶带运输机大巷和回风大巷相连接。
第二节 采区布置
一、达到设计生产能力时的采区数目、位置及工作面生产能力
1、采区和工作面数目
矿井设计的井田开拓方案，结合矿井的井型和回采工作面装备水平，矿井移交生产和达到设计生产能力时共布置一个采区一个综采工作面，为了减少初期工程量，缩短建井工期，最大限度地节省初期投资，首采区选择在井筒附近的3号煤层一采区，即S1采区，该采区位于井田高级储量范 围内，储量可靠，地质构造及水文地质条件简单，煤层赋存稳定，有利于矿井达产和稳定生产。
2、 工作面生产能力
按推进度（或日循环数）计算产量，工作面生产能力按下式计算：
Q＝330×L×B×N×（M1×C1+M2×C2）×r
式中：
Q—工作面的生产能力，t/a；
330—年工作日，d；
L—工作面长度，取164m；
B—采煤机有效截深，取0.80m；
N—日进刀数，6个；
M1—采高，取3.0m，M2—放高，
r—煤的实体容重，1.40t/m3；
C1—工作面采煤回采率，取95％，C2—工作面放煤回采率，取80％；
达到设计能力时采区工作面特征见表4-1。
表4-1 扩建新增采区、工作面特征表
采区
工作面名称
煤层号
煤厚(m)
长度
(m)
年推进度
(m)
生产能力
（Mt/a）
采高
放高
S1采区
S1-1综放面
3
3.00
3.18
164
1584
2.0
二、采区运输、通风系统及排水
1、 煤炭运输
煤炭由工作面可弯曲刮板输送机→顺槽转载机→破碎机→顺槽可伸缩胶带输送机→大巷胶带输送机→井底煤仓→主斜井→地面。
2、 辅助运输
矿井辅助运输方式大巷采用l0t和l4t架线电机车牵引900mm轨距3t系列矿车的运输方式，采区采用单轨吊和卡轨车联合运输的方式。
3、通风
新鲜风流由主斜井、副立井→+520m大巷和胶带输送机大巷→工作面辅助运输顺槽及胶带输送机顺槽→工作面。
乏风由工作面回风顺槽→+520m回风大巷→回风立井→地面。
4、排水
各采区内涌水→胶带输送机顺槽和回风顺槽→+470m辅助运输大巷和胶带输送机大巷→+520m主排水泵房、水仓→主井→地面。
第三节 巷道掘进
一、掘进设备
井下布置5个综掘工作面，并配备了部分岩巷普掘设备，综掘工作面主要装备有： S-200M掘进机、QZP-180型桥式转载机、SSJ800/2×40可伸缩胶带机、FD№6.3/60型局部通风机等，月进度平均400m左右。
岩巷普掘工作面主要装备有：配备了ZY-24型气腿式风动凿岩机，ZP-1型混凝土喷射机、MGJ-II型锚杆打眼安装机、FBZL18防爆装载机、FD№6.3/30型局部通风机、SCF-7型抽出式湿式除尘风机等设备，月进度平均120m左右。
二、巷道断面和支护形式
根据巷道布置，为方便工作面回采和节省工程费用，所有顺槽和沿煤层掘进的巷道以及横贯一般均采用矩形断面；过构造带和抬头段等穿层巷道、硐室工程均采用半圆拱形断面。巷道断面以通风能力或运输设备外形尺寸及安全间距确定，硐室工程以设备外形尺寸及检修、安全间距确定。所有巷道除局部必要的部位采用混凝土砌碹和支架支护外，均为锚喷、锚网喷、锚梁网喷或锚梁网支护，必要时增加锚索；一般硐室采用锚喷支护，特殊大型硐室钢筋混凝土或混凝土砌碹支护，必要时增加锚索。
设计通过类比、计算，结合矿井的具体情况，对各类巷道的断面及支护形式确定如下：
(1)辅助运输、胶带输送机和回风大巷布置在3号煤层里。根据通风及设备布置的要求，确定巷道净断面分别为19.3 m2、15.0 m2和20.4 m2。矩形断面，采用树脂锚杆锚梁网喷＋锚索支护。
(2)工作面顺槽回采时受动压影响，巷道变形量较大，考虑设备布置，通风及巷道变形等因素的影响，确定巷道净断面为14.3～17.0m2。采用树脂锚杆锚梁网支护。在工作面两端的顺槽靠工作面一侧巷壁，玻璃钢锚杆将取代金属锚杆。在靠近工作面20m范围内，顺槽用单体液压支柱加强支护，以抵抗回采超前支承压力的影响。
(3)工作面开切眼净断面为27.0m2，其临时支护采用锚梁网索支护。
顶板锚杆采用直径20mm，长度2400～2600mm的高强度螺纹钢筋锚杆，其排间距900～1100mm，锚杆托板规格为150×150mm。
煤帮锚杆采用直径18mm，长度2000～2200mm，非工作面侧采用圆钢端麻花锚杆，工作面侧为玻璃钢锚杆，托板规格为120×120mm。
为适应掘进速度快的特点，锚固剂采用快、中速的分段复合树脂锚固剂。
主要巷道断面尺寸及支护方式见表。
表 主要巷道断面尺寸表
序
号
断面及编号
支护材料
净断面
（m2）
设计掘进断面（m2）
1
+520m南翼辅助运输大巷
挂网锚喷
19.3
21.7
2
+520m南翼胶带输送机大巷
挂网锚喷
15.0
16.6
3
+520m胶带输送机大巷
锚喷
15.3
17.0
4
+520m南翼回风大巷
挂网锚喷
20.4
21.7
5
胶带机头通风行人巷
锚喷
10.4
12.0
6
+520m北翼辅助运输大巷
挂网锚喷
19.3
21.7
7
+520m北翼胶带输送机大巷
挂网锚喷
15.0
16.6
8
+520m北翼回风大巷
挂网锚喷
20.4
21.7
9
工作面胶带运输顺槽
锚网
15.5
16.6
10
工作面辅助运输顺槽
锚网
17.0
19.2
11
工作面回风顺槽（2个）
锚网
14.3
15.4
12
工作面开切眼
锚网
27.2
28.7
13
工作面尾巷及联络巷
锚网
17.0
19.2
4、巷道掘进进度指标
设计选取掘进进度指标参照本矿井实际掘进进度，并结合潞安集团临近矿井综掘队的掘进指标综合确定。主要井巷掘进进度如下：
岩巷 120m/月
煤巷（综掘） 400m/月
5. 采掘比例
矿井达产后生产能力为3.00Mt/a生产能力。S1采区，装备1个综放放顶煤回采工作面和，5个综掘工作面和2个岩巷普掘工作面，总生产能力3.00at/a，采掘面比为1:7。
6. 井巷工程量
矿井移交生产时，井巷工程总量为14669.00m，其中：
煤巷13501.00m，占92.2%；岩巷1148.00m，占7.8%；万吨掘进率：81.5m。
第二节 运输方式的选择
一、煤炭运输方式
目前国内大中型矿井的大巷煤炭运输较为普遍地采用带式输送机运输，其主要优点如下：
1. 运输能力大，能实现连续运输，有利于实现矿井的高产高效。
2. 自动化程度高，操作简便，易于实现集中管理、简化生产环节、提高生产率和保证安全。
3. 井底车场可以简化，所需工程量少。
4. 运输环节少、占用人员少，与辅助运输干扰小。
因此，煤炭运输确定采用带式输送机运输方式。
二、辅助运输方式
1. 目前国内外主要辅助运输设备使用情况及其适应条件
（1）单轨吊：该设备需根据运输的不同物料种类配用专用吊具，它适用于坡度12°以下、顶板坚硬或为拱型支架支护、不出矸石、工作面用人少、材料消耗少的高产高效矿井。DBT公司先后研制了DZ1500、DZ2000型单轨吊，其功率80～130kW，最大牵引力80～120KN，载重可达30t，适应巷道倾角可达20°，速度0~2.6m/s。
（2）架线式电机车：适合平巷运输，一次载重量大，速度快，设备投资与运行费很低，目前仍是平巷运输的基本设备。
（3）胶套轮齿轨卡轨车：有机械式与液压式两种类型，功率90~300马力，速度0~5.5m/s，齿轨驱动时1m/s以下，机车重10~15t，最大牵引力80KN。两类机车均存在爬坡时冒黑烟、开锅、速度显著下降现象，且运输无法紧跟迎头，特别是倾角大需铺齿轨时；齿轨卡轨车曾在潞安河曲煤矿试用、进行鉴定，目前在潞矿集团公司的石圪节煤矿仍在使用，但距离较短、坡度较小。
（4）绳式卡轨车、普通无极绳及无极绳连续牵引车
① 绳式卡轨车：最大运输坡度25°，最大运距2000m，最大牵引力40（80）KN，速度2（1）m/s。由于安装了压绳轮与卡轨，该车允许巷道有一定坡度变化和水平转弯。在大坡度巷道中，货载位于牵引车与制动车之间，虽然安全可靠，但组车麻烦，而取消尾部制动车后的适用性则与无极绳连续牵引车相同而不能运人。该车一般为液压绞车牵引，设备较贵，结构比较复杂，使用条件比较苛刻，国内矿井现场使用不多。
② 普通无极绳：最大运输坡度12°，最大运距2000m，最大牵引力50KN， 最大速度1m/s。该车由于矿车与钢丝绳间采用活动卡子人工固定，对钢丝绳破坏严重，且单车载重及允许巷道坡度较低，安全性较差，但由于价格便宜、结构简单、安装容易，目前仍在很多矿井被采用。
③ 无极绳连续牵引车：该车综合和简化了无极绳绞车和绳式卡轨车的技术特点，配备立式紧绳装置，可减少硐室长度，配备了牵引车，其提升速度、能力与运距及安全性均优于无极绳，结构则较绳式卡轨车简单。其牵引力可根据所配无极绳绞车功率与钢丝绳直径调整；最大运距可达2400m左右。提升坡度可达14°, 安装压绳轮后能适应倾角变化，局部安装卡轨后则可实现弯道运输，巷道坡度大于14°时则需去掉道夹板并加挂限速制动车。
上述绳式卡轨车、无极绳和无极绳连续牵引车只适合单双轨不分岔运输、巷道分岔过道岔时均需设落平段约20 m。
（5）提升绞车、调度或双速绞车：最大运距一般小于1000m， 最大牵引力40~300KN，最大速度提升绞车2.6m/s，其它1.5m/s以下，绞车只能单向牵引，对反向自滑行坡度要求严格，但过道岔容易。
结合龙山煤矿现有的生产水平，选择辅助运输系统为：大巷采用l0t和l4t架线电机车牵引900mm轨距3t系列矿车，运送物料和人员，采区材料巷（材料上、下山）采用英国产700型卡轨车和NEC－D916型单轨吊辅助运输，工作面采用NEC－D916型单轨吊运送物料。
物料运送：副井井底车场→架线电机车沿+520m水平大巷至各采区车场→16t换装站→卡轨车运至单轨吊换装站→单轨吊至各工作面卸料点。
人员运送：副井井底车场等侯室→架线电机车沿+520m水平大巷牵引专用人车至各采区侯车点→经材料巷至工作面。
第二部分 矿井通风设计
第一章 概况
一、瓦斯、煤层、煤的自燃性及地温
1. 瓦斯
龙山煤矿按《煤矿安全规程》要求，对矿井瓦斯等级及二氧化碳等级进行鉴定，
矿井瓦斯相对涌出量较大，属高瓦斯矿井，矿井瓦斯相对涌出量有所下降，但是局部瓦斯涌出量仍然较大10.96m3/t，二氧化碳涌出量为1.40m3/t，按《煤矿安全规程》的要求，鉴定仍定为高瓦斯矿井。。按《煤矿安全规程》要求，龙山煤矿重视煤矿的安全工作，每年对矿井瓦斯等级及二氧化碳等级进行鉴定，并将鉴定结果报省煤管局审批，根据山西省煤炭工业局“晋煤安发【2005】826号文”，2005年龙山煤矿瓦斯鉴定结果为：矿井瓦斯绝对涌出量63.5m3/min，相对涌出量4.97 m3/min；CO2绝对涌出量9.17m3/min，相对涌出量0.72 m3/min。
2. 煤尘及煤的自燃
龙山煤矿委托煤炭科学研究总院重庆分院作了煤尘爆炸性试验。根据鉴定报告3号煤层煤尘具有爆炸性。
龙山煤矿在2001年委托煤炭科学研究总院重庆分院以及2002年补充勘探中，在常-43、常-48孔对3号煤层取样对煤的自燃倾向性进行了试验，3号煤层无自然发火倾向。
3. 地温
该矿在勘探期间和开采过程中均未进行测温工作。但从井下工作环境看，温度小于26℃。属温度正常区，无热害威胁。
第二章 矿井通风
一、通风方式和通风系统
一般矿井主要有五种通风类型：中央并列式、中央分列式、两翼对角式、分区对角式和混合式通风,见下图9-1。但一般来说新建矿井多在前4种方式中选择。混合式是前几种方式的发展，多在老井的改建、扩时使用。因而我们只对前4种方式作一个初步的比较。见表9-2-1所示。
表 矿井通风方式对比
项目
类型
适用条件
优缺点
中
央
并
列
式
新建矿井，煤层倾角大，走向长度小于4Km，而且瓦斯、自然发火不严重的矿井
初期投资少，出煤快，采区生产集中，便于管理；节省风井工业广场占地，压煤少；便于井筒延伸，为深部通风提供有利条件；风流折返流动路线长，通风阻力大，通风费用高；工业广场有风机，噪音大。
中
央
分
列
式
煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大而瓦斯和自然发火较严重的矿井
与并列式相比，这种方式较安全，建井期两井深部延伸，通风不困难，风流不折返，阻力小，内部漏风小，有利于防火。工业广场没有噪音和污风的污染，回风井系统设备防尘管理比较方便。
两
翼
对
角
式
适用于走向长度大于4Km，井田面积大，产量高，煤层距地表浅，瓦斯、自然发火严重的矿井。
由于风流路线较短，阻力和漏风小，所以各采区风阻表较稳定；矿井总风压稳定，工业广场不受污染，比中央分列式安全性更好；但它的初期投资较大，管理相对分散，发生事故时反风较困难。
分
区
对
角
式
适用于煤层距地表浅，因地表高低起伏较大，无法开掘浅部总回风巷，而且表土层没有沙层，便于开掘小风井。
各分区有独立的通风线路，互相不影响而且通风阻力小，建井工期短，安全生产好，分区风井多，占场地多，通风机管理分散。
中央并列式
中央分列式
对角式
混合式
图9-1矿井通风系统类型
本矿井处平原地区，井田上部边界走向长度约为8.1km，倾斜方向长度3.1km，矿井相对瓦斯涌出量较大，煤层无自然发火危险，煤尘有爆炸性，爆炸指数为26％。。因走向较长，两翼各布置两个采区，井田面积较大，开采深度较深，为便于通风，适合本矿的只有一个方案，即:
方案: 两翼对角式
两翼对角式通风系统一般适用于煤层走向长度超过4km，井田面积大，产量较大的矿井。该系统比中央分列式安全性好，但初期投资大，建井期较长。对有瓦斯突出或有煤与瓦斯突出的矿井应采用对角式通风系统。
二、矿井主扇工作方式的选择
目前，煤矿中使用的通风方式主要有三种：抽出式、压入式、压入和抽出联合式。抽压联合式可产生很大的通风阻力，适用于大阻力矿井，新建矿井不采用。现将前两种工作方法的优缺点及示意图对比如下：
抽出式 压入式
图矿井通风方式
（1）抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；
（2）压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。
（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。
（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。
（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。
（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，路线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。用抽出式通风，就没有这些缺点。
综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。
从以上比较看出，抽出式通风具有明显的优点。同时矿井地面地势平坦，不存在小窑塌陷区，因此结合本矿井实际的条件，确定该矿井采用抽出式通风。
第三章 采区通风
一、采区通风系统的要求
1） 采区通风系统的总要求
（1） 能够有效的控制采区内的风流方向、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，防止煤尘自然和防尘
（5） 有较好的气候条件
（6） 安全经济合理
2） 采区通风的基本要求
（1） 每个采区必须有单独的回风道，实施分区通风，回采面和掘进面都采用独立通风，不能串联
（2） 工作面尽量避免位于角连分支上，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能低于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
（10） 要防止管路、避灾路线、避灾硐室和反风系统
二、采区通风系统的选择
采区通风系统是矿井通风系统的基本组成部分，它包括采区进回风和工作面进回风巷道的布置方式，采区通风路线的连接形式，以及采区通风设备和通风构筑物的设置等基本内容。
采区通风系统应满足：分区通风、采掘工作面应采用独立通风，采区内所有的巷道，回采工作面，备用工作面啊，掘进工作面和硐室等有足够的风量；采区内风流稳定；有利于采空区瓦斯排放和防止浮煤自燃；通风系统具有一定的抗灾能力和满足一些特殊要求的能力（如抽放瓦斯、防火灌浆、煤层注水、区域反风和降温等）。使新鲜风流在其流动路线上被加热与污染的程度最小。
本矿井属于高瓦斯矿井，但是决定采用抽放瓦斯技术，所以工作面瓦斯的涌出量变小，这样就决定采区上山布置两条,第一层煤两条煤层上山（见图）。其通风系统有如下两种方式，第二层煤决定用一条煤层上山，一条岩石上山：
1）轨道上山进风，岩石上山回风的优缺点：
（1） 轨道上山进风不必在下部安设风门，避免物料车频繁经过风门，造成风门损坏，甚至短路
（2） 轨道上山进风可使新鲜风流免受沼气、矿尘的污染，有利于保证风质
（3） 运输上山中多台运输机串联，上部机头不能保证在新鲜风流中。
2）运输上山进风，岩石上山回风
（1） 风流和煤流方向相反，容易引起煤尘飞扬，使进风流污染
（2） 煤流中释放瓦斯，使进风风流瓦斯浓度增大
（3） 运输设备散发的热量使风流温度升高
（4） 门常损坏、漏风、甚至短路影响工作面生产
参照两种进回风上山方式的优缺点，根据该矿井煤层赋存稳定，煤层有爆炸性，确定采用轨道上山进风，运输上山回风的采区通风系统。
三、工作面通风
工作面通风方式有上行式通风和下行式通风两种方式，这两种通风方式的优缺点和适用条件比较如下：
（1）上行通风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚；下行通风时，瓦斯和空气混合能力大，不易出现分层和局部积累
（2）上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小
（3）上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力
（4）上行风需把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加大，故工作面温度高
（5）下行风运输设备在回风巷运转，安全性差
（6）下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引起爆炸，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性会比上行风大
通过对上行风和下行风的比较，结合本矿井煤层倾角18°, 沼气涌出量大的条件，从冲淡工作面涌出的瓦斯的角度出发，决定采用上行逆向通风方式，这样还可以避免机电设备安放在回风流中。虽然使煤炭运输方向和风流方向相反，但运用一定的除尘措施后，可以解决风流激起煤尘的问题。确定选择工作面通风方式为上行式通风。
四、回采工作面进回风巷道的布置
采场通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风系统形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”形，各种形式的优缺点及使用条件如下（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式）：
“U”型通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护工作量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。
“Y” 型通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量，这种通风方式适用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。
“W” 型通风：当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的只要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放炮烟、煤尘速度快。
“Z”性通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。
“H”型通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。
由于本设计采用两翼对角式通风，对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件，决定采用“U”型通风方式。
五、通风构筑物
为保证采区内通风风流的稳定，在巷道内设置一系列通风构筑物，控制风流的流向，本矿的主要通风构筑物有：
风门：在采区的上部车场和中部车场以及一些人员和车辆可以通行，风流不能通过的巷道，至少设立两道风门，其间距要大于运输工具的长度。
挡风墙（密闭）在需要堵截风流和交通的巷道内，设置挡风墙。
六、风量计算及分配 、配风的原则和方法
矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风路上的漏风量的和。对新设计的采区，应使各个用风地点的风量符合《规范》中关于人员所需风量，瓦斯，CO2，CO和其它有害气体的安全浓度，各工作地点的允许温度，空气中煤尘的安全浓度，最低和最高风速的允许值以及各种漏风的允许值等规定。
七、总风量的计算
本设计采用按实际需要由里往外细致配风的算法。首先计算出各用风地点的风量，再乘一定的系数，得出总风量。即：
Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K （9-1）
其中：
∑Q采—各回采工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min;
∑Q掘—各掘进工作面所需风量之和，m3/min;
∑Q硐—各硐室所需风量之和，m3/min;
∑Q其它—其它巷道风量之和，m3/min;
K—矿井通风系数，取1.15。
八、工作面风量计算
根据《煤矿安全规程》规定，配风基本原则为：
1)井下工作人员每人每分钟供风量不得少于4m3
2)工作面沼气和其他有害气体浓度不能超限
九、工作面有良好的气候条件
回采工作面需风量应按稀释和排除瓦斯，CO2，及其它有害气体，粉尘，并使工作面具有适宜的气温和风速。分别以这些条件进行计算，然后取其中的最大值
按瓦斯涌出量计算工作面的风量
Q采=100×q采×KC （9-2）
其中 Q采—回采工作面需风量，m3/min;
q采—绝对涌出量，m3/min;
KC—瓦斯涌出不均衡系数,取1.2;
绝对涌出量按下式计算：
q采=q相对×A工日/1440 （9-3）
其中 q相对—工作面瓦斯相对涌出量，m3/t·d;
A工日—工作面日产量.
72、煤层CH4相对含量分别为为10.23m3/t，则
72煤层: q采1=10.23×2727.27/1440=19.37m3/min
因为要进行瓦斯抽放，确定瓦斯抽放率为41﹪，所以个工作面的瓦斯减少，许风量为：
72煤层: q采1=19.37×59﹪=11.46m3/min
对于72煤层所需风量为
Q采=100×q采×1.2=100×11.46×1.2=1375.4 m3/min
取为：Qa7大=1400（m3/min）
按工作面气温计算
采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流气温和风速应符合下表的要求
为使工作面有良好的气候，对应于不同的风温时，有相应不同的风速，桃园矿工作面风温为23~26度，相应合适的风速为1.5m/s
长壁工作面风量为
Q= 60×v×s （9-4）
式中 v——工作面适宜的风速，m/s
s——按平均控顶距计算得的工作面平均断面积，m2
72煤层: 工作面最大控顶距为5.39m。最小控顶距为4.59m。工作面平均断面积:
s = （5.39+4.59）×3 /2 = 15m2
Q =60×15×1.5= 1350m3/min
表 工作面风速表
采煤工作面进风流气温（℃）
采煤工作面风速（m/s）
＜15
0.3-0.5
15-18
0.5-0.8
18-20
0.8-1.0
20-23
1.0-1.5
③ 按人数计算
工作面风量
Qg ≥4N m3/min （9-5）
式中 N —— 回采工作面同时工作的最多人数
综采工作面一班同时工作的最多人数为27人，交接班时为54人。
所以 Qg = 4×54=216m3/min
综上所述，回采工作面的风量取最大值为1400m3/min。
④ 按工作面风速验算
根据《煤矿设计规程》规定的回采工作面最低风速为0.25m/s ，最高风速为4m/s的要求进行验算。回采工作面的风量应满足：
15×Sc≤Q采≤ 240×Sc （9-6）
72煤层: 其中Sc 为15m2
则 225≤1400≤3600
可知回采工作面的风量满足要求。
第四章 掘进通风
掘进巷道时，为了稀释和排出自煤岩体涌出的有害气体爆破产生的炮烟和矿尘以及保持良好的气候条件，必须对掘进工作面进行通风。《煤矿安全规程》规定，掘进通风应采用矿井中全风压或局部通风机通风，禁止采用扩散通风。
根据以上规定，矿井一般采用局部通风机通风，矿井有煤巷掘进和岩巷掘进。
一、按岩巷掘进进行掘进通风计算（按炸药量计算）
根据我国目前的状况，大多数矿井的巷道掘进仍然是采用打眼放炮掘进，掘进工作面所需风量
Qe = 25× Ae (9-7)
式中 Qe - 掘进工作面所需风量，m3/min
Ae - 进工作面一次爆破所使用的最大炸药量，取12Kg
掘进面所需风量为
Qe =2.5×Ae =2.5×12=300m3/min
2. 按人数计算
Qe =4×N (9-8)
式中 N---掘进工作面同时工作的最多人数,炮掘工作面同时工作人数为20人，交接班时最多人数为40人
所以Qe =4×40=160 m3/min
3．按风速进行验算
每个岩巷掘进工作面的风量不得小于
Qe≥0.15×60× S =0.15×60×15.6=140.4 m3/min
每个岩巷掘进工作面的风速不得大于
Qe≤4×60×15.6=3744m3/min
由此，掘进工作面供风Qe =300 m3/min
二、按煤巷掘进设计风量
1按沼气涌出量计算
Qe =100q掘×K (9-9)
对于72煤层所需风量为
Q掘1=100× q掘1×1.2=100×0.54×1.2=64.8m3/min
2.按人数计算
Qe >=4 N=4×30=120 m3/min (9-10)
3.按局部通风机需风量计算
28kW局扇需风量: 300m3/min
15kW局扇需风量: 320 m3/min
4.按工作面风速计算
最低风速 0.25m/s（15m/min）
岩巷断面为20 m2, Q岩掘=300>q×s=234 m3/min
煤巷断面为15m2, Q岩掘=300>q×s=225 m3/min
该采区有四个煤巷和一个岩巷掘进头,高瓦斯掘进头使用对旋式局扇,需要4台15×2 kW对旋式局扇,1台28kW局扇
∑Q掘 = 2Q煤掘 + Q岩掘 = 2×320+300=940 m3/min (9-11)
因为第一水平的大巷是煤巷，所以有一个煤巷掘进，和一个岩巷掘进
Q掘=940+320+300=1560 m3/min
三、掘进通风方法
根据我国煤矿的目前状况和本矿的实际条件，掘进通风采用压入式或单个局部通风机压风的方法通风，如图9-3
图9－3 局部通风
四、硐室通风
煤矿井下硐室需要独立回风的主要有采区变电所、采区绞车房、炸药库等。
根据经验数据，各种硐室需要的风量如下：
机电修理硐室需风量 ： 100m3/min；
充电硐室需风量： 100m3/min；
中央变电所需风量： 150m3/min；
火药库需风量： 180m3/min；
储车场： 120 m3/min；
∑Q硐=100+100+150+180＋120=550(m3/min)
4）Q其它的确定
新设计矿井,其它用风巷道所需风量难以计算,一般按（∑Q采+∑Q掘+ ∑Q硐）的3%-5%计算配风,这里取5%。
所以矿井总风量为
Q＝（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K
＝（1400+1560+550+175.5）×1.15
＝4206m3/min=70.1m3/s
5) 矿井总风量
矿井有一个采区一个工作面生产，就可以达到矿井设计产量。
矿井总用风量为Q总=70.1m3/s
通过主风机装置的实际风量
在风机房的防爆门、风硐和主风机附近，存在着外部漏风，通过主风机的实际Qf大于矿井所需要的总风量，对于抽出式通风的矿井
Qf=K漏×Q总 (9-12)
式中 K漏----矿井漏风系数，抽出式通风，出风井无提升任务时取1.05
Qf=1.05×70.1=73.6m3/s
全矿通风阻力的计算
矿井通风阻力是选择矿井主风机的重要因素之一，对于对角式通风的矿井，有两台或两台以上通风机工作时，矿井总阻力应按每台通风机所服务的系统分别计算,矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然风压。摩擦阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力引起的风压损失是摩擦阻力损失。摩擦阻力按下式计算
hfr =aLUQ2/ S3 （9-13）
其中
α—摩擦阻力系数，㎏·S2/m8；
L—井巷长度，m；
U—井巷净断面周长，m；
Q—通过井巷的风量，m3/s；
S—井巷净断面积，m2。
矿井通风阻力是选择主扇的重要因素，计算出通风阻力的大小，就能确定所需通风压力的大小，并以此作为选择通风设备的依据。
1）确定矿井通风容易时期和困难时期
所谓的通风容易时期和通风困难时期是指在一个风机的服务年限内（本设计取25年），矿井阻力较小的时期（通常在达产初期）和较大的时期（通常在生产后期）。
本设计矿井采用两翼对角式通风，在矿井服务年限内，分别在两翼上部边界开凿两个风井。
2）矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线
五、通风容易时期
副井→车场及石门→运输大巷→采区下部车场→轨道上山→行人回风上山→甩车场→综采区段进风平巷→综采工作面→综采区段回风平巷→区段回风石门→行人回风上山→回风石门→回风大巷→风井
对应于容易时期的风网图为。
图9-1通风容易时期风网图
六、通风困难时期
副井→车场及石门→运输大巷→采区下部车场→轨道上山→行人回风上山→甩车场→综采区段进风平巷→综采工作面→综采区段回风平巷→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→区段回风石门→行人回风上山→回风石门→回风大巷→风井
对应于困难时期的风网图为9-5。
图9-5通风困难时期风网图
图 困难时期矿井通风系统立体图
图 困难时期矿井通风系统立体图
第五章 阻力计算的原则
根据已经确定的通风容易时期和通风困难时期，按这两个时期的通风阻力最大的风路分别计算出各段井巷的通风阻力，然后累加得出两个时期的总阻力。据此，所选用的风机既能满足困难时期又能满足容易时期的要求，则其它时期就无须再计算。两个时期的计算结果分别列表显示,如表9-4-1,表9-4-2。
表 矿井通风容易时期井巷通风阻力计算表
巷道名称
支护形式
α
L
U
S
Q
V
hfr
副井
混凝土
400
625
19.8
28.27
76.9
2.31
129.5
车场
锚喷
68
1000
14.3
15.6
72.5
4.21
134.6
石门
锚喷
65
400
18.4
15.2
72.5
4.77
71.6
大巷
锚喷
65
900
14.8
15.2
67.5
4.44
112.4
下部车场
锚喷
65
200
14.8
15.2
67.5
4.44
25
轨道上山
锚网
135
1060
14
15
67.5
5
270
轨道平巷
锚网
120
1584
14
15
47.9
3.55
181
综采面
支架
340
150
14
15
39.9
2.68
33.7
回风平巷
锚网
120
1584
14
15
47.9
3.55
181
运输上山
锚网
135
100
14.8
15.2
47.9
3.15
13.1
回风石门
锚喷
65
40
14.8
15.2
47.9
3.15
2.5
回风大巷
锚喷
65
1100
21.85
15.2
67.5
4.44
202.7
风井
混凝土
33.3
290
15.7
19.6
76.9
2.72
12
总共
1369.1
表 矿井通风困难时期井巷通风阻力计算表
巷道名称
支护形式
α
L
U
S
Q
v
hfr
副井
混凝土
400
625
19.8
28.27
81.4
2.45
145
车场
锚喷
68
1000
14.3
15.6
77.1
4.48
152
石门
锚喷
65
800
18.4
15.2
77.1
5.07
162
大巷
锚喷
65
3000
14.8
15.2
72.5
4.77
432
下部车场
锚喷
65
200
14.8
15.2
72.5
4.77
28.8
轨道上山
锚网
135
1050
14
15
72.5
5.37
309
轨道平巷
锚网
120
1100
14
15
53
3.93
153.8
综采面
支架
340
150
14
15
44.2
2.98
50.8
回风平巷
锚网
120
1100
14
15
53
3.93
226.4
运输上山
锚网
135
260
14.8
15.2
53
3.49
42
回风石门
锚喷
65
60
14.8
15.2
53
3.49
4.6
回风大巷
锚喷
65
1500
21.85
15.2
77.1
5.07
360.6
风井
混凝土
33.3
290
15.7
19.6
81.4
2.88
13.3
总共
2080.3
一、总阻力
沿着风路将各区段的摩擦阻力累加，并考虑适当的局部阻力系数，即可分别算出通风容易和通风困难时期的井巷通风总阻力。
h总易=1.1∑hr易 （9-14)
式中：h总易—通风容易时期总阻力，Pa；
hr易 — 通风容易时期各巷道风阻，Pa；
1.1—局部阻力系数。
（9-15)
式中：h总难 — 通风困难时期总阻力，Pa；
hr难 — 通风困难时期各巷道风阻，Pa；
1.1 — 局部阻力系数。
容易时期；h总易=1.1×1369.1=1506.01Pa
困难时期：h总难=1.1×2080.3=2288.33Pa
5) 等积孔
矿井采用两翼对角式通风系统，有两台风机联合运转，总等积孔可按下述方法计算
（9-16)
其中: A — 等积孔，m2；
h — 风压，Pa
Q — 风量，m3/s；
容易时期：
=1.19×66.8/
=2.05
困难时期：
=1.19×66.8/
=2
利用表判断矿井的通风难易程度
表 矿井通风难易程度评价
等积孔（m2）
风阻（NS2/m8）
通风阻力等级
难易程度评价
＜1
＞1.416
大阻力矿
难
1～2
1.416-0.354
中阻力矿
中
＞2
＜0.354
小阻力矿
易
本设计两翼选用相同的风机，利用上式，得到矿井等积孔
Ａ容易＝2.05m2> 2m2，Ａ困难＝2 =2m2
属于通风容易矿井。
二、通风机选型
通风设备的选型是根据计算出的全矿总风量Q，容易时期最小阻力hmin和困难时期最大阻力hmax进行设计的，它包括通风机和电动机的选择及通风机附属装置设计。
选择风机的基本原则及技术资料
选择通风机除了应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外，还应符合下列要求：
选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化要求，并适当照顾下水平通风的要求。当阻力变化较大时，可考虑分期选择电动机，但初装电动机的使用年限不宜少于10年。
应留有一定的余量。轴流式风机在最大设计风量和风压时，叶片安装角度一般比最大允许使用值小5度；离心式风机的转数一般不大于最大允许值的90%。
在风机的服务年限内，其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内。
考虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门调节。
选择通风机必须的技术资料有：通风机的工作方式是抽出式还是压入式；矿井瓦斯等级；矿井最大需风量和通风机服务期间内的最大与最小阻力；矿井的自然风压值；风井是否兼做提升作用；通风设备的产品
目录
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和价格等。
三、矿井自然风压
通风机的压力与自然风压有很大关系。风机选型时计算风机压力须计算出矿井自然风压。矿井自然风压的大小，最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度。
1）静压
矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压，它对矿井风机的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。
h=ΔρgH (9-17)
Δρ—进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3，如表6-1所示；
H —井筒深度，m。
表 空气平均密度
季节 地点
进风井筒（kg/m3）
出风井筒（kg/m3）
冬
1.28
1.20
夏
1.20
1.24
副井深度：Z1-2=625m
风井深度：Z4-5=290m
高 差：Z3-4=625-290=335m
冬天空气密度取：ρ1-2=1.28 kg/m3，ρ4-5=1.20 kg/m3，
ρ3-4=1/2×（ρ1-2+ρ4-5）=1.24 kg/m3
冬季自然风压：hna=ρ1-2gZ1-2-ρ3-4gZ3-4-ρ4-5gZ4-5
=1.28×9.8×625-1.24×9.8×335-1.20×9.8×290
=7840-4071-3410.4
=359.6 Pa
冬季自然风压帮助矿井通风，压力为359.6Pa。
夏天空气密度取：ρ1-2=1.20 kg/m3，ρ4-5=1.24 kg/m3，
ρ3-4=1/2×（ρ1-2+ρ4-5）=1.22 kg/m3
夏季自然风压：hno=ρ1-2gZ1-2-ρ3-4gZ3-4-ρ4-5gZ4-5
=1.20×9.8×625-1.22×9.8×335-1.24×9.8×290
=7350-4005.3-3524
=-179.3 Pa
夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为179.3 Pa。
选择主要通风机时，为了使所选的主要通风机在通风容易，通风困难时期能满足要求，需考虑自然风压帮助（或反对）主要通风机风压的作用。
容易时期：
hf易 = h总易- hna (9-18)
式中：
hf易—通风容易时期静风压，Pa；
h总易—矿井总阻力，Pa；
hna—冬季矿井自然风压，Pa；
＝1506.1-359.6＝1146.5 Pa
困难时期：
hf难 = h总难- hno (9-19)
式中：
hf难—通风困难时期静风压，Pa；
h总难—矿井总阻力，Pa；
hno —夏季矿井自然风压，Pa；
＝2288.33+179.6＝2467.93 Pa；
9.5.3 风机风量及风机选型
1) 风机风量
由于防爆门及主要通风机反风门等处的外部漏风风机的风量应大于矿井的风量Q，并由下式求出
EMBED Equation.3 (9-20)
式中：Qf - 主扇工作风量；
Q - 矿井所需总风量；
k- 漏风系数,取1.05。
容易时期：Qf=1.05×73.6=83.9m3/s
困难时期：Qf =1.05×73.6=83.9 m3/s
现把计算出的风机设计工况点列表如下
表9-5-2 风机设计工况点
工况
参数
时期
风机设计工况点
风量（m3/s）
风压（pa）
容易时期
83.9
1146.5
困难时期
83.9
2467.93
2) 风机选型
首先根据Qf, hfs易和hfs难在风机特性曲线上初选能满足要求且通风机效率不小于0.7的通风机，实际风压不高于最高风压的90%，
经过比较，根据计算得出的容易时期和困难时期的风量和风压,在通风机特性上初选出满足要求的通风机,初选风机型号为:62A14—11NO24型轴流式风机,同步转速n=1000rpm,作矿井主要通风机。所选通风机特性曲线如图9-8所示。
图9－8风机特性曲线
四、风机的实际工况点
风阻
通风机的工作风阻，由下式计算：
R = h / Qf2 (9-21)
式中 R - 风阻, NS2/m8;
h - 风压, Pa;
Qf - 风机风量, m3/s。
根据上式可计算知
Rf易=0.16（NS2/m8） Rf难=0.35（NS2/m8）
在通风机特性曲线图上绘制通风机的工作风阻曲线，风阻曲线与通风特性曲线的交点即为通风机的实际工况点，再由实际工况点确定实际的各参数如表9-5-3所示。
表 62A14-11NO.24型矿井轴流通风机参数表
型号
时 期
叶片安装 (°)
转速(r/pm)
风压
(pa)
风量(m3/s)
效率
(%)
输入功率(kw)
2K60NO28
容易时期
20
1000
1200
84
73
200
困难时期
25
1000
2500
84
83
280
风机特性曲线如图9-8
五、电动机的选择
1) 电动机功率计算
通风机的输入功率按通风容易及困难时期分别计算通风机所需输入功率, Nmin,Nmax:
由式 N= Qf H/(1000ŋs) (9-22)
式中 N - 通风机的输入功率, kW;
Qf - 通风机的风量, m3/s;
H – 风压, Pa;
ŋs - 风机静压效率。
代入数据得:
Nmin=84×1200/(1000×0.73)
=138.1kW
Nmax =84×2500/(1000×0.83)
=253.01kW
2) 电动机台数及种类的确定
因为Nmin=138.1<0.6 Nmax=0.6×253.01=151.8
所以选两台机功率为:
Ne= NmaxKe/( ŋe ŋtr) (9-23)
式中: Ne – 电动机功率, kW;
Nmax – 困难时期风机功率, kW;
Ke – 电动机容量备用系数,取1.1-1.2;
ŋe - 电动机效率,取0.9-0.94(大型电机取较高值);
ŋtr - 传动效率,电动机与通风机直接相连时取1,皮带传动时取0.95。
代入数据得:
Ne = 253.01×1.2/(0.9×0.95)
= 355w
根据电动机的输出功率和输入功率以及主扇要求的转速选择型号为Y500-50-4的异步电动机，其详细参数见表9-7。
表电动机参数
时期
型号
功率kw
定子电流A
转速rpm
容易
Y500-50-4
900
141
990
困难
900
141
990
对矿井主要通风设备的要求
1)主要通风机必须安装在地面，装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%
2)主要通风机必须保持运转；
3)主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用。在建井期间可装置一套通风机和一台备用电动机。备用通风机、备用电动机和配套通风机，必须能在10min内开动
4)矿井不得采用局部通风机群作为主要通风机使用。在特殊情况下，作临时使用时，必须对主要通风机管理，指定措施，报省（区）煤炭局批准
5）装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门；
6）主要通风机至少每月由矿井机电部门检查1次。改变通风机转数或风叶角度时，必须报矿总工程师批准；
7）进风井口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方；进风井筒冬季结冰，对工人健康和提升设施有一定的危害，必须设暖风设备；
8）回采工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串联通风必须符合《煤炭安全规程》第117条有关规定；
9）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，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态；
对反风、风峒的要求
为使进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时的有害气体不进入工作面，危及井下工人的生命安全，我国《规程》规定要求在10min内能把矿井风流反转过来，而且要求风量不小于正常风量的60％。本设计采用反风道反风，即在出风井另开反风道，安装反风装置。能够保证安全可靠，满足反风的时间和风量要求。
矿井灾害防治措施
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、水和火的威胁。本设计采用先进设备，建立井下环境安全监系统，对瓦斯、煤尘、水和火等灾害进行早期预防，综合治理。
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《煤矿安全规程》的有关规定。
2）设专职瓦斯员对工作面每班巡回检测不得少于两次，发现问题及时汇报处理，另外建立瓦斯的个体巡检测和连续检测的双重检测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生。
3）在采煤工作面以及与其相互连接的上下顺槽设置瓦斯报警仪，检测风流中瓦斯含量，并将信息及时传递到地面控制室。
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风并达到规定风量。
7）严禁在工作面两道再掘超过3m的硐室
8）采后按规定时间回收，密闭，注浆
煤尘的防治
1）掘进机与采煤机都必须配备有可靠的降尘装置，掘进头风机要设防尘器。
2）利用环境安全监测系统，及时测定风流中的风尘浓度
3）奖励防尘、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，应定期进行清理
5）井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓和溜煤眼出漏风
6）相邻煤层几2 所有运输机道和回风道必须设置隔爆木棚
7）采掘工作面的工人应按规定佩带防止冒和防尘口罩。
防火
1）实行无煤柱沿空掘巷开采，尽量少丢煤，清楚炼层自然发火根源，、。
2）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，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态。
3）对个工作面及采空区进行束管监测，电子计算机监控，及时掌握自燃征候和情况及时采取有特征。
4）煤层大巷要搞好壁后充填和喷混凝土封闭煤层，防止煤层的风化和自燃。
5）井下设置完备的消防撒水系统，存放足够的消防器材。
防水
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，当掘进头接近断层时，必须超前钻孔探水前进。
3）开采下组煤层时，应进一步摸清水文情况及其对开采的影响，并制定专门防水措施。
第六章 风量、风压及等积孔
1、矿井风量
根据《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）规定，矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不少于4m3或按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和的最大值选取。
（1） 按井下同时工作的最多人数计算
Q＝4NK
式中：
N——井下同时工作的最多人数，取280人；
4——每人每分钟供风标准，m3/min；
K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素，取1.25。
则 Q＝4NK＝4×280×1.25＝1400m3/min
（2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量计算Q——矿井总供风量，m3/min；
Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐室+ΣQ其它）K
式中：
Q——矿井总风量，m3/s；
ΣQ采——回采工作面所需风量之和，m3/s；
ΣQ掘——掘进工作面所需风量之和，m3/s；
ΣQ硐室——独立通风的硐室所需风量之和，m3/s；
ΣQ其它——其它用风地点所需风量之和，m3/s；
K——矿井通风系数，取1.25。
根据矿井瓦斯涌出资料，结合矿井实际配风量，设计确定各用风地点风量如
ΣQ采的确定
回采工作面所需风量参照龙山煤矿实际配风量，并考虑到新增放顶煤综采工作面产量较大，回采工作面配风量为55 m3/s，另外，矿井正常生产期间，考虑有一个准备（正在进行设备安装或撤除）工作面，按生产工作面配风量的60%计算配风量，备用工作面配风量取34m3/s。
ΣQ采=55×2+34=144 m3/s
ΣQ掘的确定
本次扩建+470m水平新增N5和S7共2个采区，5个综掘工作面，掘进工作面配风量按龙山煤矿实际配风量配风，综掘工作面12 m3/s。
ΣQ掘=12×5=60 m3/s
ΣQ硐室的确定
单独通风硐室配风如下：
采区变电所4mm3/s，胶轮车检修加油硐室4 m3/s，蓄电池机车检修硐室4 m3/s，无轨胶轮车稀释尾气需风量5 m3/s。
ΣQ硐室＝4×2+4×2+5×10＝66m3/s
ΣQ其它的确定
其它地点所需风量按以上各需风量之和的5%计算。
ΣQ其它＝(144 +60+66)×5% =14m3/s
由以上计算可得矿井总风量为：
ΣQ = (144 +60+66+14)×1.25
=354 m3/s
2、 矿井负压
矿井井巷摩擦阻力按下式计算：
h=9.81α·L·P·Q2/S3
式中：
h—摩擦阻力(Pa)；
а—巷道摩擦阻力系数（kg.s2/m4）；
P—巷道断面净周长m；
L—巷道长度m；
Q—通过巷道的风量m3/s；
S—巷道净断面面积m2。
矿井风压计算和风量分配是利用计算机通风计算程序进行计算的。
经计算，王村回风立井风量354 m3/s，最小负压2503.3Pa，最大负压2907.8Pa。
3、等积孔
各风井通风等积孔按下式计算：
式中：
Ai－第i个风井等积孔m2；
Qi－第i个风井风量m3/s；
hi－第i个风井负压Pa。
经计算，回风立井通风容易时期等积孔为8.41m2，困难时期等积孔为7.81m2。
可见矿井通风容易、困难时期均属通风容易矿井。
第七章 概算矿井通风费用
矿井通风费用是通风设计和管理的重要经济指标，一般用吨煤通风成本，即矿井每采一吨煤的通风总费用表示。它包括吨煤通风电费和通风设备折旧费、材料消耗费、工作人员工资、专用通风巷道折旧与维护费、仪表购置与维修费等其它通风费用。
一、吨煤通风电费
吨煤通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量。可用下式计算：
=
， 元/t （2-6-1）
式中 Wo——吨煤通风电费，元/t
E——主要通风机年耗电量， kW·h/a；
通风容易时期和困难时期共选一台电动机时
=
， kW·h/a；
选两台电动机时
=
， kW·h/a ；
式中 EA——局部通风机和辅助通风机的年耗电量 ，kW·h/a；
D——电价 ，元/ kW·h ；
η变——变压器效率，可取0.95；
η缆——电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆耗损，在0.90~0.95内选取。
二、其它吨煤通风费用
1、 设备折旧费
通风设备折旧费与设备数量、成本及服务年限有关，可用表2-6-1计算。
吨煤通风设备折旧费W1用下式计算：
=
， 元/t （2-6-2）
表2-6-1 通风成本计算表
序
号
设
备
名
称
计
算
单
位
数
量
单
位
成
本
总成本
服
务
年
限
每年的折旧费
备
注
设备费
运转及
安装费
总计
基本设资折旧费
（G1）
大修理折旧费
（G2）
2、 材料消耗费
吨煤通风材料消耗费W2按下式计算：
=
，元/t （2-6-3）
式中 C——通风材料消耗总费用（包括各种通风构筑物的材料费、通风机和电动机润滑油料费等），元/a。
3、 通风工作人员工资费
吨煤通风工作人员工资费用W3按下式计算：
=
，元/t （2-6-4）
式中 A——矿井通风工作人员每年工资总额，元/a。
4、 专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费
折算至吨煤的费用为W4(元/t)。
5、 通风仪表购置费和维修费
吨煤通风仪表购置费和维修费为W5(元/t)。
吨煤通风成本（W）按下式计算：
=
+
+
+
+
+
， 元/t （2-6-5）
图1-1 综合柱状简图
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第92页
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浙公网安备 33021202002483