級設(shè)計題目-平煤十礦說明書

礦區(qū)概述及井田地質(zhì)特礦區(qū)概井田位十礦位于平頂山市東北部距市區(qū)中心約6km行政區(qū)劃屬平頂山市衛(wèi)東區(qū)井田理坐標為東經(jīng)110°01′19″～110°06′50″，北緯35°11′34″～35°14′35″。主井井口坐標= .000,= .000；副井井口坐標= .000，= .000。井采礦登記邊界東西長約9km，傾向?qū)捈s4km，面積約24.42km。交62km38km至寶豐車站與焦柳鐵路相連。以平頂山為便利。見交通位置示意圖（1-1）。圖1- 十礦交通位置自然地71月。最高氣溫42.6℃()最低氣溫-18.8℃()年平均氣溫14.9℃冬季寒冷多西北風和東北風，夏季炎熱多東北風和東風，最大風速24m/s，平均2.8m/s。113190～22014cm(1977130降水：降水多集中在7、8、9三個月。最大年降水量1322.6mm(1964年)，最小年降水量373.9mm(1966年)，年平均降水量732.8mm。最大月降水量379.2mm(1995年7月)，積22cm(19541126日)2825mm(1959年)1490.5mm(1964年)1880.4mm67%。3.2km，最大洪峰流量5290m3/s，旱季流量0.8m3/s河流經(jīng)煤系之上最大流量3040m3/s，旱季流量0.8m3/s暴發(fā)，經(jīng)沖溝匯入河中，汛期歷史最高洪水位可達+92m8000m3/h。井田地質(zhì)特區(qū)域地據(jù)鉆孔和地面觀測資料，地層由老到新有中下奧陶統(tǒng)、中石炭統(tǒng)本溪組、上石炭統(tǒng)太—太古界涑水群二寒武系1、下寒武統(tǒng)9～16m30～44m。2、中寒武統(tǒng)160m。3、上寒武統(tǒng)60～180m。三奧陶系1、下奧陶統(tǒng)結(jié)構(gòu)質(zhì)地不均但較致密堅硬該層底部含泥質(zhì)成份高夾數(shù)層竹葉狀白云巖厚度112～2、中奧陶統(tǒng)下馬家溝組(O2m1)：為白云質(zhì)灰?guī)r、泥灰?guī)r，中夾石灰?guī)r層，質(zhì)地不勻。與下伏地層50～108m。上馬家溝組(O2m2)：在礦區(qū)西南部洛河溝谷及中部金水溝溝谷有零星出露，下部以不167m。峰峰組(O2f)：礦區(qū)全區(qū)均有分布，西厚東薄，本區(qū)發(fā)育一、二段地層含泥白云巖不等厚互層，細粉晶－泥晶結(jié)構(gòu)，殘余砂屑結(jié)構(gòu)，紋層構(gòu)造發(fā)育。本段厚56～10～150m。四石炭系1、中石炭統(tǒng)本溪組0～26m。2、上石炭統(tǒng)太原組5、115～87m，由東向西逐漸五二疊系1、下二疊統(tǒng)質(zhì)泥巖及煤層組成。砂巖中的白云母片，在粉砂巖、砂質(zhì)泥巖中含豐富的植物化石。底部為河床相中粒砂巖，在局部地段沖刷了太原組上部地段。本組含2號和3號可采20～65m38m。20～65m。2s疊統(tǒng)280m左右。六三疊系(T)1、下三疊統(tǒng)150～225m200m。80～126m100m。2、中三疊統(tǒng)底部為一含云母層理不明顯的泥巖含鈣質(zhì)結(jié)核并有蟲跡與下伏地層整合接觸180～279m，一般厚200m；第二段巖性為暗紫、棕紅色粉砂巖、砂質(zhì)泥巖與灰紫色粉砂巖互層，七新近系0～80m。八第四系1、下更新統(tǒng)0～160m。與下伏地層呈不整合接觸。2、中上更新統(tǒng)0～150m不等。3、全新統(tǒng)20m不等。井田地質(zhì)構(gòu)本區(qū)為全掩蓋式煤田，呈北東東至北西西，皆向北西．北北西至北北東傾斜，地5～25°10°1-2所示。區(qū)內(nèi)鉆探的最老地層為奧陶系（O），現(xiàn)將地層由老到新分述如下：1、奧陶系中下統(tǒng)為一套海相碳酸鹽巖沉積，是煤系地層沉積基底，區(qū)內(nèi)未見出露，由于區(qū)內(nèi)鉆孔未鉆穿該層，厚度不詳。埋深一般在200～400m之間，一般鉆孔厚度5～10m，少數(shù)延鉆孔厚度30～135m不等巖性主要為灰～灰黑色、中厚層狀石灰?guī)r，致密堅硬，1～5m黃鐵礦等。2、石炭系中統(tǒng)本溪組假整合于奧陶系中下統(tǒng)石灰?guī)r之上，僅個別鉆孔有其層位，厚度0.94～3.36m，巖性3、石炭系上統(tǒng)太原組22.09～75.1lm45m左右。按巖性可分下部由礫巖(或含礫泥巖)、鋁質(zhì)泥巖、石英砂巖、砂質(zhì)泥巖及煤組成。石英砂巖、灰11厚度穩(wěn)定，為一標志層(K1)，巖性為灰一灰黑色，質(zhì)不純，具鮞狀構(gòu)造，可塑性強。該段10號、11號煤層。致密堅硬，含黃鐵礦結(jié)核，夾煤層6號、石灰?guī)r2～3層，含大量海相生物化石蜓科和腕足7、8、9號煤層。上部由灰黑色砂質(zhì)泥巖、泥巖、4號、5號煤層組成，含大量植物化石和黃鐵礦結(jié)核、4號、5號煤均有分層，兩煤層結(jié)構(gòu)較簡單，520.10～0.20m，0.80m。4、二疊系下統(tǒng)山西組4號、5號煤層頂板。21.55～62.47m40m左右。5、二疊系下統(tǒng)下石盒子組22.04～64.01m35m左右。6、二疊系上統(tǒng)上石盒子組砂質(zhì)泥巖組成，泥巖、砂質(zhì)泥巖中有鐵質(zhì)鮞粒，特別在下部泥巖質(zhì)鮞粒大而多；上部7、第四系土和砂礫石組成互層，底部為較厚的砂礫石和砂層。與下伏地層呈不整合接觸。厚度216.89m（3-7），15m左右；下部淺灰黃、桔黃色、黃土狀亞砂土、亞粘土等，中夾褐紅色古土壤數(shù)層，并80～150m。0～10m不圖 煤層綜合柱狀水文地質(zhì)特據(jù)，平頂山十礦歷史最大礦井涌水量303.5m3/h，最大單點涌水量210.9m3/h。根據(jù)2004～2007年平頂山十礦礦井涌水量觀測資料統(tǒng)計結(jié)果，最大礦井涌水量為138m3/h70m3/h200570m3/h左右。30～140m煤層特煤層概自上而下的煤層編號為：4—1，4—2（4號)、5—1(5號)、5—2、6、7、89、10—1(10號)、11—1、11—2（11號)12.0%5號煤3m（5-1），大部可采；其余各煤層皆為不可采煤層，22.80m7.7%。1、2、37.1%?；緸槊壕€或不可采煤層，1、2號在鉆孔中很少見及，30～0.9m不等，5號煤層，4號、1011號煤層均未開采，本5（GB5751-86）1.2煤層厚度及間距最小—（層 1234—40—50—5—0—1—90.4m0—10—0—0—1.3各煤層煤質(zhì)特性煤灰成分分析51.4瓦斯成分成果(米煤中自然瓦斯成份5煤原煤灰分(Ad)為9.32~37.67%，平均20.17%，經(jīng)洗選后可降至7.77%；全硫(St,d)含量0.83~6.96%，平均3.42%，經(jīng)洗選后可降至2.01%，其中有機硫為1.8%；磷(Pd)含量0.0024~0.1436%平均0.0274%發(fā)熱量(Qgr,d)在18.8~31.90MJ/kg之間平均28.18MJ/kg。瓦根據(jù)本井田在歷次勘探以及生產(chǎn)過程中的瓦斯工作，井田內(nèi)各煤層的瓦斯含量與瓦斯成分的變化都較大（1.4）。根據(jù)勘探及瓦斯鑒定結(jié)果，礦井瓦斯涌出量不大，最高絕對涌出量小10m3/min，相對涌出量為9.2910m3/t，為低瓦斯礦井煤塵及煤的自20035號煤采掘工作面采樣分析試驗結(jié)果，5418～430405～425℃，結(jié)論為“易自燃的煤”。礦井5號煤層為可采煤層，屬中變質(zhì)煙煤，據(jù)精查地質(zhì)勘探期間對5號煤層鉆孔取樣做煤塵性試驗，5號煤層無。表 井田精查補充勘探煤 性試驗結(jié)果煤塵51—無險危58—無險危58—無險危513—無險危井田境界和儲井田境井田范，3.124.42km2。，11南部：以-340m等高線以上風氧化帶為界；北部：以至-500m水平投影線為界。開采界井田內(nèi)含煤地層為上石炭統(tǒng)太原群及下二疊統(tǒng)山西組，總厚123.38m，含煤11層?？?5號煤層。井田尺井田的最大長度為8.67km，最小長度為7.93km，平均長度為8.46km5.2°2.3°3.1°。CAD24.42km2礦井地質(zhì)儲儲量計算基0.70m，原煤灰分≤40%；題的》內(nèi)容要求：新建煤層含硫份大于3%的礦井。硫份大于3%的煤層儲量列入0.05m50%礦井地質(zhì)儲量計本礦井可采煤層為5號煤層-1000m1：5000A、B、C三個塊段，煤層總儲量即為各塊段儲量之和。AB塊段面積分別為：Sa11.26km2、Sb7.05km2、Sc=6.09km2

=

cos

Z——S——各塊段的面積M——j，m；r——1.35t/m3?！獔D2.2- 礦井塊段劃分Zg=Za+Zb+Zc=Sa×M×r/cos+Sb×M×r/cos+Sc×M×r/cos礦井工業(yè)儲量計331332，經(jīng)分類得出的經(jīng)濟的基礎(chǔ)儲量111b和122b、邊際經(jīng)濟的基礎(chǔ)儲量2M11和2M22，連同地質(zhì)資源量中推333的大部，歸類為礦井工業(yè)儲量。90%、10%2-3-2：2-3-2礦井工業(yè)儲量計算探明儲量 控制儲量經(jīng)濟儲 邊際儲 經(jīng)濟儲 邊際儲數(shù) 合

（2-

探明的資源量控制的資源量

經(jīng)濟的基礎(chǔ)儲量邊際經(jīng)濟的基礎(chǔ)儲量次邊際經(jīng)濟的資源量

工業(yè)資源/儲推斷的資源量

礦井可采儲安全煤柱留設(shè)原各類保護煤柱按垂直斷面法或垂確定用巖層移動角確定工業(yè)場地村莊煤柱。70°45°；帶寬度：風井場地20m，村莊10m，其他2.1。2.1工業(yè)場地占地面積指井型（占地面積指標（公頃/10240礦井永久保護煤柱損失30m寬，各邊界保護煤柱損失量為：945mF1斷層為界。F39280m煤柱損失：9280×30×10.9×1.35/cos3.0°×10-2900m的人為邊界為界煤柱損失：2900×30×10.9×1.35/cos2.3°×10-7號煤-850m5900m煤柱損失：5900×30×10.9×1.35/cos3.0°×10-50mF1F3F2斷層：1440×50×2×10.9×1.35/COS3.3°×10-3.0Mt/a2.130公頃。工業(yè)廣場的0.3km214條和1715m寬的圍護帶。本設(shè)計選定工業(yè)廣場長為600m，寬為500m，新生界松散層厚度241.95～402.74m，平均302.21m，結(jié)合本礦井的地質(zhì)條件及沖積層和基巖移動角（2-4-2）采用垂直剖面法計算工業(yè)廣場的壓煤損失。煤層傾角

2.2地質(zhì)條件及巖層移動煤層厚度 廣場中心深度 - 由CAD計算S=梯形面積= M——10.9mR——1.35t/m3 ×10.9×1.35/2.3-1圖2.3- 5號煤工業(yè)廣場保護煤柱計算示意02.2。 量0 礦井可采儲 =（Zg-P）×C 式中：Zk——礦井可采儲量，Mt；0.7。則，礦井設(shè)計可采儲量：Zk=（436.45-26.21）×0.75=332.68礦井工作制度、設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年礦井工作制《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范223條規(guī)定礦井設(shè)計生產(chǎn)能力宜按年工作日為330d算，每天凈提升時間宜為16h。確定本礦井設(shè)計生產(chǎn)能力按年工作日330d算，工作制度采16h礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年確定依221條規(guī)定：礦井設(shè)計生產(chǎn)能力應(yīng)根據(jù)資源條件、開采礦井設(shè)計生產(chǎn)能5332.68Mt3.0Mt/a。孔莊礦礦區(qū)5號煤層為厚煤層，煤層傾角為3.1°，地質(zhì)構(gòu)造簡單，賦存較穩(wěn)定，根據(jù)本礦井煤塵具有性，瓦斯含量低，屬低瓦斯礦井，水文地質(zhì)條件較簡單。礦井通風采用并列式通風，可以滿足通風的要求。本井田內(nèi)存在一個大斷層，已經(jīng)查到ZkAT三者之間的關(guān)系為： A——設(shè)計生產(chǎn)能力,萬t；K——礦井儲量備用系數(shù)，取1.3則 =332.68/(3.0×1.3)=78.893.1。332.68Mt，則第一水平的服務(wù)年限的計算公式為：3.1我國各類井型的礦井和第一水平設(shè)計服務(wù)年能力第一開采水平服務(wù)年限6.0————井田開井田開拓的基本問井田開拓的內(nèi)、井田開拓是指在井田范圍內(nèi)，為了采煤，從地面向開拓一系列巷道進入煤體，建立礦井提升通風排水和動力供應(yīng)等生產(chǎn)系統(tǒng)這些用于開拓的井下巷道的形式、、(4)確定礦井開采程序，做好開采水平的；(6)合理確定礦井通風、及供電系統(tǒng)。確定井田開拓方式的原(1)行國家有關(guān)煤炭工業(yè)的技術(shù)政策為早出煤出好煤高產(chǎn)高效創(chuàng)造條件加快礦井建設(shè)。造良好的生產(chǎn)條件，減少巷道量，使主要巷道經(jīng)常保持良好狀態(tài)。井田開拓方立井簡單，井筒延伸施工方便，對生產(chǎn)干擾少，不易受底板含水層的；主提升膠口，井下一旦發(fā)生透水事故等，人員可迅速從井筒。缺點是：斜井井筒長輔助提有利于第一水平的開采，并兼顧其他水平，有利于井底車場和主要大巷的布受崖崩滑坡和洪水；距水源、電源較近，礦井鐵路線短，道路布置合理益，把主副井井筒設(shè)在井田靠近煤層的上部。主井坐標為（ 副井坐標為（ 風井坐標為（ 工業(yè)廣場的位置、形狀和面盡量布置在地質(zhì)條件比較好的區(qū)域，同時工業(yè)廣場的標高要高于最高洪水位；2.1公頃，形狀為矩形，長邊平行于井田，長為600m,寬為500m確定開采水平數(shù)目、位置和垂布置及生產(chǎn)系統(tǒng)、一定的采區(qū)設(shè)備條件下所能達到的階段斜長。需要考慮煤的、輔助要有合理的區(qū)段數(shù)目，為保證采區(qū)正常的生產(chǎn)和，就需要有合理的區(qū)段數(shù)目，它從一個側(cè)面反映了階段斜長的要求。要保證采區(qū)內(nèi)的工作面的正常，區(qū)段數(shù)目多一些比較有利，但是這樣采區(qū)斜長過大，對輔助和煤炭的以及行人等都有不利的影3.0Mt30年。括：水平范圍內(nèi)的開拓工程量和掘進費用、井巷費、煤炭提升費、排水費等，如果采區(qū)巷道布置類型和參數(shù)不同，還應(yīng)該比較采區(qū)的巷道掘進、及煤的費用。根據(jù)比本井田主采煤層為5號煤層，煤層賦存穩(wěn)定，平均厚度10.9m，結(jié)構(gòu)簡單，煤種單一；煤層傾角變化為2.3°～5.2°平均為3.1°淺部緩深部陡井田長度最大為8.67km，最小值為7.93km，平均長度為8.46km，傾斜長度最大值為3.41km，最小值為3.20km，平3.32km。1～2開拓方案確方案一：立井一水平上下山開拓（巖石大巷主、副井均為立井，布置于井田，大巷布置在巖層當中。如圖4-圖4- 方案方案二：立井一水平上下山開拓（煤層大巷主、副井均為立井，布置于井田，大巷布置在煤層當中。如圖4-2圖4- 方案方案三：立井兩水平上山開拓。（巖石大巷圖4- 方案方案四：立井兩水平暗斜井延深（煤層大巷圖4- 方案基建費用加大；增加了設(shè)備的配備；費用；但其優(yōu)點也是顯而易見的：減少了大巷保護煤柱，系統(tǒng)干擾降低，各種暢通，由于是厚煤層開采，通風安全性提高，通風條件優(yōu)化，可以適當減少煤巷的，提高了煤炭采出率。方案二中，巖石掘進量明顯較少，而且設(shè)備少，環(huán)節(jié)簡單；開拓準備時間短。但通風條件差；巷道費用增加。故兩4-2。4-2各方案粗略估算費用2×8196.6×1299.9×10-費 費用/費用/百分數(shù)百分數(shù)8196.6×1574.8×10-8196.6×1299.9×10-費 費用/費用/百分數(shù)百分數(shù)巖石掘進量高，開拓費用增加，開拓準備時間增加，但其優(yōu)點突出：低，可以定向取直，有利于輔助工具的使用，安全性高，保護煤柱少。有利于提高煤炭采出率。期的費用較高；保護煤柱損失大。經(jīng)粗略估算，兩方案中暫取方案三。詳見表4-2。4-3~4-7中。1.2.主、副井布置在巖層中，費用較低，故未對比其費用的差別3主、輔大巷斷面大小不同，大巷費用按平均費用估算44-3建井工程 主井井筒副井井筒井底車場開拓大巷 主斜井井筒副斜井井筒井底車場主石門4-4生產(chǎn)經(jīng)營工 提升/大巷及石門上下山/萬1.2×1767.14×17.27×10-1.2×1767.14×7.67×10-排水/萬×10--4-5基建費用項 方小小總4-6生產(chǎn)經(jīng)營 (萬元/(萬元萬(萬元/(萬元下山及暗斜井 424排水/萬00954-7費用匯總費用費用礦井基本巷井央開設(shè)主、副井和風井各一個。一般來說，立井井筒橫斷面形狀有圓形、矩形兩種，但圓形斷面的立井服務(wù)年限長，承壓性能好，通風阻力小，費用少及便于施工的特點，因此，主、副立井、風井均采用圓形斷面。各個井筒的斷面參數(shù)如圖7.5m44.184-44-8。圖4- 主井井筒斷面布置圖4-8主井井筒特3M67.93～70.8816t箕斗4-54-9。圖4- 副井井筒斷面布置圖表4- 副井井筒特井型(萬噸井筒直徑7.8井深360凈斷面積(㎡47.48基巖段毛斷面積(㎡62.21表土段毛斷面積(㎡80.12～93.311.5t6.5m，考慮到礦井發(fā)生火災(zāi)時確保人員4-64-10。圖4- 風井井筒斷面布置圖表4- 風井井筒特 33.1844.1863.62井底車場及大礦井為立井開拓，煤炭 大巷運至井底煤倉，后經(jīng)箕斗提升運至地面；物料經(jīng)（1）井底車場是連接礦井主要提升井筒和井下主要巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯(lián)系著井筒提升和井下兩大生產(chǎn)環(huán)節(jié)，為提煤、提矸石、下料、通風、排水、供電、升降人員等各項工作服務(wù)，是井下的總樞紐。根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》4.2.1要求井底車場布置形式應(yīng)根據(jù)大巷方式，通過車場的貨載量、井筒提升方式、井筒與主要大巷的相互位置，地面生產(chǎn)系統(tǒng)布置和井底車場巷道及主要硐室所處的圍巖條件大巷采用固定式礦車時，宜采用環(huán)形車場當井底煤炭和輔助分別采用底卸式及固定式礦車時宜采用折返與環(huán)形當大巷采用帶式輸送機運煤，輔助采用無軌系統(tǒng)時，宜采用折返式或折返式與環(huán)形相結(jié)合形式的車場；若輔助采用有軌系統(tǒng)，則宜采用環(huán)形形式的車場。采用綜合開拓方式的新建礦井或擴建礦井，井下采用多種方式時，應(yīng)結(jié)車場利用主要巷道作為調(diào)車線和通過線車場巷道工程量小井底車場布置如圖4-864592材料矸膠帶運64592材料矸膠帶運1－主井；2－副井51－主井；2－副井578－硐《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》規(guī)定，輔 采用固定式礦車列車時，應(yīng)有下列要求1.0～1.5副井空車線一側(cè)應(yīng)并列布置一條材料車線，大型礦井材料車線有效長度應(yīng)容納1.0LmnLkNLj式中：L——副井空、重車線有效長度，m；m1.3列；nLkLjLf10m。上式中，n表4- 每列車的列車機車粘固定式礦車底卸式礦單7t架8t蓄電10t架14t架雙10t架10t3t15～17輛，此18輛計算。L=1.3162.4+180mm1.0，則，調(diào)車線長度為：L=1.0182.4+170mLncLc式中：LncLcnsLs——每輛設(shè)備車帶緩沖器的長度，m。則，L=152.4+82.7=57.6（m）60mmL=1.0121）電機車牽引重列車行至分車道岔前10～20m進行并在行進中電機車與重列車摘4.Qmc(0.15~0.25)

QmcAmc0.159100tQmc=0.1510.0m，有效裝煤高度為35m。煤倉通過兩個裝載膠帶輸送機巷與箕斗裝載硐室連接，箕5000mm。8小時的水量，水10m處，設(shè)內(nèi)、外兩個，18m200m3/h2000m3。取8.52m3，則礦井內(nèi)水倉的長度應(yīng)為：設(shè)計內(nèi)水倉的長度為250m。主要開拓巷Ba1bBa1式中：B

b——軌道（或軌道與輸送機）中線之間的距離，mmB100mm進級。1a1aA'/211c1cA'/211bA1/2A'/21 a，c——分別為非行人側(cè)和行人側(cè)從道渣面起1.6m高度范圍內(nèi)設(shè)備與拱壁間距離，分別為500，1000mm；1'15201060mm；1B值計算：1Ba1bc1=ab12A'c 1B5000mm。B計算，回風巷道的寬度為：1Ba1c1=aA'c 1B5000mmHh3hb式中 h3——墻高hbh0B/2，mmR2R2(Rh31800hb式中 j1800mm200mm。(B/2)2(B/2)2(B/23500mm回風巷道的高度為3500mm，為滿足通風及的需要分別取為4000mm，4000mm4000mm?？纱_定軌道大巷，膠帶大巷，回風巷道的凈斷面積分別為：18.2m2，18.2m218.2m24-軌道大巷、及石門布置4-巷道斷面特17.318.4圖4- 膠帶大巷、石門布置表4- 巷道斷面特征18.417.3圖4- 回風大巷、及石門布置表4- 巷道斷面特征18.417.3準備方式——帶區(qū)巷道布煤層賦存地質(zhì)特首采區(qū)位設(shè)計首采采區(qū)（一帶區(qū)）位于井田，大巷北部采區(qū)煤層特510.9m3.1°，淺部陡，1.31.35t/m3。9.29m3/t，屬于低瓦斯礦井。本采區(qū)煤層揮發(fā)成分較低，經(jīng)地質(zhì)構(gòu)頂?shù)装鍘r石巖直接頂：粉砂巖，厚度4～11m0～1m，灰黑色，質(zhì)軟，隨采掘脫落，含植物化石碎片，含炭質(zhì)。1.2m，灰黑色，質(zhì)軟，均勻?qū)永?，局部炭化?.25m，深灰色，薄至中厚層狀，水平層理發(fā)育，可見貝殼狀斷地表情帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)1）巷道布置簡單，巷道掘進和費用低、投產(chǎn)快2）系統(tǒng)簡單，占用設(shè)備少，費用少，通風線路短方向轉(zhuǎn)折變化少，同時使巷道交叉點和風橋等通風構(gòu)筑物，長距離的傾斜巷道，使掘進及輔助、行人比較現(xiàn)有設(shè)備都是按長壁工作面的回采條件設(shè)計和制造的不能完全適應(yīng)傾帶區(qū)巷道布200m1000m設(shè)置一個風門以滿足避災(zāi)路線的要首采區(qū)位于井田中部東大巷的東側(cè)長度3.31km傾向長度1.41～1.54km，10.9m，煤層賦存穩(wěn)定，開采技術(shù)條件好。根據(jù)理論計算和實踐統(tǒng)計得知，綜采放頂煤工作面長度在160～220m200m，154.5m，3.7m4m3.7mB為：B2004.5410。首采工作面為5101工作面，工作面按交替順序前五個依次由兩邊及回采新鮮從輔助斜巷進入工作面，污風經(jīng)煤炭斜巷進入帶區(qū)運煤平巷，再進入煤炭大巷，經(jīng)風井排出地面。帶區(qū)帶區(qū)內(nèi)分帶斜巷鋪設(shè)膠帶輸送機，煤炭到帶區(qū)運煤平巷，經(jīng)過帶區(qū)煤倉，用大巷膠帶機集中到井底煤倉由主井箕斗提升至地面帶區(qū)內(nèi)輔助采用礦車，材料車從井底車場出來，經(jīng)軌道大巷至帶區(qū)運料平巷，再通過帶區(qū)車場到回采工作面的輔助斜巷，再到工作面。帶區(qū)生產(chǎn)系帶區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)包括運煤系統(tǒng)、輔助系統(tǒng)、通風系統(tǒng)、排矸系統(tǒng)、供電系統(tǒng)、排水煤由工作面刮板機→斜巷機、破碎機→斜巷膠帶輸送機→帶區(qū)運煤平巷輔助系→分帶運料斜巷→工作面→分帶斜巷→帶區(qū)平巷→回風大巷→風礦井投產(chǎn)后，工作面基本不產(chǎn)生矸石；膠帶大巷和軌道大巷在煤層底板巖層中掘供電：地面變電站→副井→變電所→軌道大巷→分帶斜巷→工作水流方向：工作面→工作面運料斜巷→帶區(qū)運料平巷→軌道大巷→→帶區(qū)內(nèi)巷道掘進方200m封閉FD-2×55KW局扇，通風方式為壓入式。局部通風機安設(shè)于全風帶區(qū)生產(chǎn)能力及采出1）10.9mA330

La

(0- A0H1——采煤機割煤高度La——采煤機截深n4C00.95H1=3.0m，=1.35tm3L=200ma=0.8mn=2，C0=0.95，將各值代入公式0A3303.01.352000.820.951040工作面年放煤量，按下式(0-2)A330HLbnC106(0- 式中：A1——工作面年放煤量，Mt/a；H2——頂煤高度，m；——煤層容重，t/m3；L——工作面長度，m；b——放煤步距，m；n18H1=7.9m=1.35tm3L=200mb=0.8mn1=4C1=0.75，將各值代入公1A3307.91.352000.840.751061AK1K2

(0-K21.1；3.0Mt/a3.09Mt/a，完全能夠滿足礦井的產(chǎn)量要求。工作面采出率＝工作面實際采儲量×100％/工作面采煤損失＝(1-88.1％)×200×10.9×1.35×(1332×9×10-10-三角煤損失＝80100.3×10.9×1.35＝1.18工業(yè)廣場煤柱損失=433194.49×10.9×1.35=6.37帶區(qū)采出率＝(66.09－1.06－5.70－1.18－6.37)根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》規(guī)定：采（帶）0.750.80.8578.35%業(yè)設(shè)計規(guī)范》規(guī)定。帶區(qū)車場選型設(shè)帶區(qū)下部車3.1°30m處，大巷采用由架線式機車牽引1t固定式礦車，因此，帶區(qū)運料平巷與軌道大巷連接30°15m15°100m，頂端設(shè)一SDJ—28A15m30°15m，開75m7mSQ—1200—75無極繩牽引絞5-2帶區(qū)下部車場。5-2帶區(qū)下部車7-大巷8-軌道大巷9-回風大巷13-行人進風斜巷14-帶區(qū)煤倉15-材料車21-絞車房22-23-26-帶區(qū)運料平巷27-帶區(qū)煤在帶區(qū)運煤平巷和大巷之間設(shè)置帶區(qū)煤倉。從目前情況來看，煤倉以圓形斷面居多，直徑一般取26m46m為佳，因為煤倉過高，容易使煤壓實而起拱，引起堵塞，30m6m帶區(qū)變電井底采煤方采煤工藝方帶區(qū)煤層特征及地質(zhì)條帶區(qū)所采煤層為5#煤層，平均厚度10.9米，煤層傾角2.3～5.2°，為近水平煤層，結(jié)構(gòu)單一，賦存穩(wěn)定。帶區(qū)內(nèi)無斷層影響。煤質(zhì)普氏硬度為0.8～1.5，煤的容重為1.35tm3。5#6-1。名（煤巖柱狀1老細砂5.50-灰黑色，含云母片及黑色礦物厚層狀2直接砂質(zhì)泥5.80-灰黑色、致密、性脆、含植物石及煤屑3偽炭質(zhì)泥0.30-灰黑色、夾煤線、節(jié)理發(fā)育、采隨落4煤3#煤5.90-含兩層夾矸，以亮煤為主，暗次之夾鏡煤及絲炭條帶，為瘦煤5直接砂質(zhì)頁4.10-灰黑色、塊狀、致密、性脆、植物根部化石6老粉砂5.50-灰黑色、中厚層狀、夾砂質(zhì)泥條帶圖6-15#煤層頂?shù)装鍘r性特征帶區(qū)內(nèi)煤層瓦斯絕對涌出量為1.20～5.43m3/min，相對涌出量為9.29m3/t，瓦斯涌出量70m3/h138m3/h。確定采煤工藝方適應(yīng)各種條件的采煤設(shè)備；支架及配套的采煤機設(shè)備小、輕便，回采工作面搬2.03.5m93%9%低，單產(chǎn)提高；開采投入高，分層開采人工鋪網(wǎng)勞動強度大，費用大；加劇緊張的，需要等到再生頂板穩(wěn)定后才可采下分層。濟效益；巷道掘進較少，減少了巷道的工程量，同時生產(chǎn)也相對集中；工作面搬回采工作面參數(shù)的確工作面沿煤層布置，沿煤層傾向推進，選擇后退式回采，有利于回采巷道維701～1437m1310m。綜合以上幾個因素最終確定工作面長度為200m以首采帶區(qū)為例帶區(qū)長度3341m155m的保護煤柱。4.5m3.2m4m3.2m200m兩條順5.5m4m的聯(lián)絡(luò)巷。5m煤柱。6-16-1工作面配套設(shè)MGTY-回采工作面破煤、裝煤方6-2、6-36-4。6-1所示。20m6-1（a）采煤機沿刮板輸送機彎曲段反向切入煤壁，直至兩個滾筒截深達到0.80m，此6-1（b）；6-6-1（d） 6-1采煤機端部斜切進刀示意圖0.4m，造成采煤機運行，嚴重時會損壞采煤機滑靴。移架：工作面的支架要及時移動，滯后采煤機后滾筒割煤不能大于三架15m循環(huán)工環(huán)進度0.8m采放比為1：2.64，放煤循環(huán)步距為0.8m，放煤采用單輪間隔均勻放煤，支架（6、8、10……）2～4架距離。6-2采煤機技術(shù)特征項目 型號MGTY250/600—采高m截深mmmV6-3前后刮板輸送機技術(shù)特 SGZ-mV回采工作面支護方從工作面機頭到機尾分別布置端頭架3中間架129端尾架3共計135架。6-4。6-4支架主要技術(shù)特ZZP4800/17/33F mmmmt結(jié)合礦上實際情況，工作面支架支護強度按工作面最大采高的8倍進行計算，上F8HRgS(0-F83.02.51039.87.02根據(jù)支架說明書提供的支架工作阻力為4800KN大于8倍采高驗算所需的工作阻力，所以該支架能夠滿足支護要求。工作面供液由BRW-250/31.5型液泵提供，液泵31.5MPa。 支架采用先進的電液控制系統(tǒng)，可實現(xiàn)多種移架方式及推溜方式35架），以防頂板冒落；如移架過程中頂板破碎或片幫嚴重要及時移超前架并打出端頭支護及超前支護方壓支架。該支架的主要技術(shù)參數(shù)見表6-5。輔運順槽及順槽分別布置三架端頭支6-5端頭支架主要技術(shù)特 mmtm機頭打一排貼幫柱，從切頂線向外打10m，柱距0.8m，幫要背實；當機頭支架側(cè)護板（靠煤柱側(cè)）1m時，打兩根切頂柱，單體柱均勻布置；當機頭支架側(cè)護板（靠煤柱側(cè)）距煤壁距離大于1m時，打密集柱切頂，柱距200mm，并且工作面采用FLZ38－20／110Q型單體支柱加長鋼梁進行超前支護從煤壁線向外20m超前支護為三排支設(shè)離順槽內(nèi)幫0.2m打20m一排單體柱，柱距0.8m；另一側(cè)距外邦0.2m20m一排單體柱，柱距0.8m，在長鋼梁中間位置打20m一排單體柱。（2)膠帶斜巷的超前支20m3m，木垛必須用柱帽、木楔背緊。0.8m的戴帽點柱（用單體柱）。10#鐵絲捆緊，以防柱倒傷人。（2)1.8m,0.7m（3)15m以內(nèi)時，嚴禁在兩頭作業(yè)，以防甩出大塊傷人。當在移端頭架、推動機、拖拉管及電纜時嚴禁在兩頭作業(yè)并撤出人員，以（4)2.0m長安檢工必須經(jīng)常對兩巷的煤幫頂板情況檢查，發(fā)現(xiàn)不安全隱患及時處理；工作面50m70m以外。各工藝過程注意事割過煤后工作面要保證煤壁平直無傘（長度超過1m，最突出部分不超過150mm；長度在1m以下，最突出部分不超過200mm）。無馬棚、頂?shù)装迤街保缣厥庑枰?，每循中心距偏差不超過±100mm。支架頂梁與頂板平行支設(shè)，最大仰俯角小于7°，相鄰支架間300mm以下；移架過程中要工作面沒有超過100mm1050m，3臺端頭支架（ZT5600/19/33），3臺端頭支架，其滯端頭支架底座嚴禁鉆底，以防壓住推移桿使機和工作面刮板機頭推移困當巷道及兩頭出口頂板破碎時，應(yīng)架棚。架棚必須是一梁三柱，并且有戧柱。架棚時必須四人以上操作，兩人將板梁抬起至一個梁頭高，抬板梁時必須8m2施按有關(guān)規(guī)定執(zhí)行。在各點落煤處加設(shè)緩沖裝置5m/min150－200mm機組要掌握好采高,嚴禁割底割頂各級機嚴格把關(guān),雜物(板皮、木料)進入運煤系統(tǒng)頂板及礦壓觀測措工作面及順槽巷道必須加強頂板工作面支架能夠超前移架時必須超前移架，且工作面所有支架移架后必須升緊達到初撐力；順槽巷道超前工作面20m加強，關(guān)?；夭晒ぷ髅嬲?guī)循環(huán)作藝，設(shè)計采高為3.0m，放煤高度為10.9m，工作面沿底板推進，機頭、機尾各20m隨巷道0.80m。根據(jù)后面通風設(shè)計回采工作面風量計算，遵循以風定產(chǎn)原則。采用“三八”制作業(yè)（一個班檢修，兩個班生產(chǎn)），均執(zhí)行現(xiàn)場交制，每班有2424小時正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表，見工作面層面圖。6-6。6-6勞動組織配備2226機組3339刮板機1機破碎機皮帶1泵站3363361兩巷兩巷1111211222Q1H1LaC1Q2H2LbC2QQ1Q2(0-7)

(0-(0-Q1——割一刀煤產(chǎn)量，t；——煤的容重，1.35T／M3則Q13.01.352000.800.936Q27.91.352000.800.7514材料費料費（C3）5元/噸（見《采煤工作面分冊》）。工資費200元/天計算，則噸煤工資成本為：工作面設(shè)備折舊費機電設(shè)備基本折舊噸煤成本

格殘值清理費服務(wù)年限330產(chǎn)量3%計算；106-76-7機電設(shè)備折舊折舊費ZZP4800/17/33F611順槽111111單體支 電費3000kW4小時代入得：噸煤動力用電消耗噸煤照明用電消耗=照明用電總功率×循環(huán)照明小時數(shù)/1.0元/kWh，則：噸煤電力費=1.0×（14.972＋2.773）=17.745（元工作面噸煤成本（C）=設(shè)備折舊費（C1）＋工資費（C2）＋材料消耗費工作面效工作面效率工作面日產(chǎn)833080.10t

6-86-8工作面主要技術(shù)經(jīng)濟指1m2m3m34m5t6個47t8t/9m3/萬6%元回采巷道布回采巷道布置方工作面回采巷道采巷沿煤層頂板掘進，布置方式為一進一回，一條輔5m200m掘聯(lián)絡(luò)巷?；夭上锏乐ёo參4.5m3.2m，斷面面積為14.4m2；輔運順槽寬4.0m，高3.2m，斷面面積為12.8m2。聯(lián)絡(luò)巷寬5.0m，高4m，斷面面20m2。錨桿形式、規(guī)格及錨固方式：桿體為22#左旋無縱筋螺紋鋼，長度2.4m，桿尾螺紋M24，樹脂加長錨固，一支規(guī)格為K2335，另一支規(guī)格為Z2360，鉆孔直徑為φ30mm，錨1400mm。鋼筋托梁規(guī)格：采用φ16mm80mm4.8m。50×50mm5.4×1.1m。錨桿布置：順槽錨桿排距0.9m，每排6根錨桿，間距0.9m；回風順槽錨桿排距0.9m50.9m6.3m，樹脂加長錨固，采用一支K2335和兩支Z2360樹脂藥卷錨固，鉆孔直徑φ28mm，1500mm。1.8m300×300×10mm鋼板。20#2.0m2Z2360，鉆孔直徑φ28m820mm。3.2×1.1mm鋼筋托梁規(guī)格：采用φ14mm80mm3.0m。0.9m40.9m煤炭順槽和輔助順槽的巷道斷面支護圖如圖6-3、6-4所示。圖6- 平巷巷道斷面圖6- 輔助平巷巷道斷面井下概礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及工作制3Mt/a。330煤層及煤緩褶曲，造成煤層底板有小的波動，煤層傾角2.3°～5.2°，平均3.1°，總體呈近水平。本煤10m3/min9.29m3/t，瓦斯涌出量較小。1.35tm32.07tm3。距離和貨載煤炭平巷到帶區(qū)煤炭平巷平均運距為725m，最大運距1450m；從帶區(qū)運煤335m672m帶區(qū)內(nèi)布置一個綜采放頂煤工作面，設(shè)計日產(chǎn)量8330t，運煤系統(tǒng)各環(huán)節(jié)能力要井下設(shè)計是對井下煤炭、矸石、材料、設(shè)備及人員等的作統(tǒng)籌安排，方井下系。礦井井下方式多樣根據(jù)礦井具體情況選用系統(tǒng)包括運煤系統(tǒng)運料系統(tǒng)、。1）方本設(shè)計礦井屬于大型礦井，需要一定的井下能力；礦車效率低，環(huán)節(jié)多而且安全系數(shù)低，性價比較低，其優(yōu)勢難以實現(xiàn)；膠帶能實現(xiàn)連續(xù)，巷道布置簡單；綜合以上所述，設(shè)計采用膠帶機運煤。輔助組合支護其輔助量主要體現(xiàn)在有關(guān)消耗材料的定期結(jié)合其他礦井的成功經(jīng)驗，設(shè)計采用礦車支架和等大件設(shè)備和材料，實現(xiàn)工作面連續(xù)高效。巷道掘進采用部分斷面掘進機掘進，采掘面用人、用料量相對較少；由于活，同樣可以采用礦車實現(xiàn)掘進過程中的輔助材料和油品等輕型貨物按照《煤礦安全規(guī)程》，采用設(shè)備包運，單獨運2)系放頂煤工作面→膠帶斜巷→帶區(qū)運煤平巷→帶區(qū)煤倉→膠帶大巷→主井井底掘進工作面→掘進面膠帶斜巷→帶區(qū)運煤平巷→帶區(qū)煤倉→膠帶大巷→主井地面→副井→井底車場→輔助大巷→帶區(qū)運料平巷→輔助斜巷→工作面地面→副井→井底車場→輔助大巷→帶區(qū)運料平巷→掘進巷道→掘進工作地面→副井→井底車場→輔助大巷→帶區(qū)運料平巷→帶區(qū)車場→各個工作點部分仍需運出井下。其系統(tǒng)如下：井下系統(tǒng)見圖7-1。圖7- 井下系帶區(qū)方式選設(shè)備選型原大中型礦井的采帶區(qū)要積極采用連續(xù)化，發(fā)展重載下帶式。輔助要采用高效能、適應(yīng)性強、單機服務(wù)范圍廣的設(shè)備，減少環(huán)節(jié)逐步發(fā)展集裝箱式，逐步實現(xiàn)礦井輔助的機械化和連續(xù)化。選擇礦井方式和設(shè)備應(yīng)符合以下原則①必須考慮礦井開拓系統(tǒng)狀況，并與系統(tǒng)統(tǒng)一規(guī)劃，注意上下環(huán)節(jié)能力的配合，以及局部與總體的統(tǒng)一。②必須做到井上下兩個環(huán)節(jié)設(shè)備能力基本一致，設(shè)計時應(yīng)合理地選擇不均勻系數(shù)和設(shè)備能力備用系數(shù)；為緩和井上下兩個環(huán)節(jié)的生產(chǎn)不均勻性或不連續(xù)，要在采區(qū)或③系統(tǒng)盡量簡化，注意盡量減少的次數(shù)④必須使設(shè)備的、安裝和檢修方便、運行安全可靠，工作條件舒適，并考慮⑤必須在決定主要的同時統(tǒng)一考慮輔助是否合理經(jīng)濟帶區(qū)設(shè)備選型及能力驗1）設(shè)備選輸設(shè)備配套選型如下：前后刮板機型號為SGZ-764/630，機型號為SZZ-830/250；15007-37-4。7-1前后刮板輸送機技術(shù)特 SGZ-mV表7-2機技術(shù)特 SZZ-mV長寬高工作面與順槽中的設(shè)備采用機連接，為使煤塊有合理的塊度，在轉(zhuǎn)7-3。7-3破碎機技術(shù)特 LPS-tV長寬高7-4順槽皮帶技術(shù)特 SSJ-mmtV 2）能力驗設(shè)計長壁回采工作面采煤機最大瞬時出煤能力為595t/h，工作面前后刮板機生產(chǎn)能力為1000t/h，機的生產(chǎn)能力為1500t/h，破碎機通過能力為1500t/h，順槽皮帶通過能力為1600t/h，帶區(qū)系統(tǒng)各設(shè)備生產(chǎn)、通過能力均大于工作面最大瞬時出煤能力，且各環(huán)節(jié)依次后一設(shè)備能力均大于或等于前面設(shè)備的能力故所選設(shè)備能滿足要求采區(qū)輔助設(shè)備的選本帶區(qū)的傾角很小因此輔助采用無極繩絞車JW2-1600/80牽引MG1.1-6A型7-57-7-5無極繩絞車技術(shù)JW2-V提升鋼絲繩采用6×7股圓形鋼絲繩，直徑28mm，公稱抗拉強度1700N/mm2，破斷力50.4kN。75kw20%。7-61.5噸固定廂式礦車特征項目 型號—容積t1軌距—外形尺寸（長×寬×高質(zhì)量 輛大巷設(shè)備大巷設(shè)備選595t/h，斜巷膠帶機者者能力均為1600t/h，均采用SSJ-1000/3×200型號可伸縮膠帶輸送機，其采用輔助大巷設(shè)備選根據(jù)本礦實際情況及與主要方式帶區(qū)方式相適應(yīng)采用架線電機車牽引噸固定箱式礦車電機車型號為Z-9/5501.5噸固定箱式礦車型號與采區(qū)輔助1.7-9-9-12。各設(shè)備技術(shù)特征7-67-77-879。7-7電機車特征項目 型號—粘重t7軌距供電VNh—臺2——m7外形尺寸（長×寬×高輛37-8平板車技術(shù)特征項目 型號—tt軌距—外形尺寸（長×寬×高質(zhì)量數(shù)量輛7-9人車技術(shù)特征項目 型號—個3軌距°外形尺寸（長×寬×高質(zhì)量數(shù)量輛設(shè)備能力驗主設(shè)備能力驗595t/接搭接帶區(qū)運煤平巷膠帶，帶區(qū)設(shè)計緩沖煤倉，再由大巷輸送機運至主井煤倉，三者1600t/hJ-1000/3×200CT可控啟動-160輔助設(shè)備能力驗礦井采掘面等各工作地點人員以各采掘面人員一次運到位為基礎(chǔ)，兼顧其它固定工作點的人員，確定最大班需運送人員為70人，所選的PRC-12人車可以滿足人員運1450m335m正常生產(chǎn)期間材料設(shè)備運量為每班60t根據(jù)工作面最大運距1450m大巷運距為1007m；大巷平均行車速度3ms，斜巷行車速度1ms，裝卸載調(diào)車等車時間取30min，牽引車每班可運行約8次，所選15t電機牽引車2輛，每班能力為7t，大于每班需求運量，可 礦井提概平頂山十礦地面標高+720~+760m300t/78.8923t/a1.35t/m32.07t/m3。礦井瓦斯等級為低瓦斯。煤塵不具有性。礦井工作制度為“三八制”。本礦井采用立井一水平開拓，第7.8m47.48m2387m，井筒支礦井主采用膠帶機，輔助采用架線式電機車牽引小礦車，電機車為ZK10-6/550330167016t1.5t礦車雙層四車窄罐籠1.5t礦車雙層四車寬罐籠帶平衡錘提升設(shè)備、人員、材料和矸石。主副井提主井提1）300t16噸箕斗進行提升?；泛吞?-18-2。8-1箕斗技術(shù)參 —tmt8-2多繩摩擦式提升機技術(shù)特征 單 型號—mm3數(shù)量條4間距m8-3鋼絲繩技術(shù)特征 單 型—中大小N鋼絲破斷拉力總和（不小于—2）能力驗N260A其中：mN260m26016

(0-所以 960t/h355t/h，滿足要求。在主井井底設(shè)置一垂直圓斷面煤倉，煤7.0m30m1620t。Qmc

(0-Qmc——井底煤倉有效容量（t）；0.150.25Qmc 0.25)Amc0.1586561300t副井提升設(shè)備選43.6t/h708-4罐籠技術(shù)參數(shù) ———輛4人t根2 根4 8-5多繩摩擦提升機技術(shù)特征型號—mmm數(shù)量條4間距外形尺寸(長×寬×高m8-6鋼絲繩技術(shù)特征 —6×19股（1+6+12） /N?mm-（不小于—8-7井上固定天輪的基本參 —NN N礦井通風及安礦井概況、開拓方式及開采方礦井地質(zhì)概最低點位于漳河河谷，海拔標高+720.00米，最大高差為40.50米。礦井長度最長8.67km，最短為7.93km，平均長度約為8.46km；傾向最長為3.41km，最短為2.99km，平均長3.32km礦井總面積約為24.42km2采煤層為山西組5#設(shè)計可采儲量332.68Mt，300t78.89年。5#2.3°～5.23.1°，屬于近水平煤層，除去井田內(nèi)有一大的斷層影響，煤層賦存基本穩(wěn)定。礦井瓦斯絕對涌出量小于10m3/min，相對涌出量為9.2910m3/t，瓦斯涌出量較小5#煤層的自燃傾向性等級鑒定結(jié)果表明屬于不自燃發(fā)火煤層開拓方78.89年。西二帶區(qū)為首采帶區(qū)。開采方帶區(qū)內(nèi)布置一個放頂煤工作面保產(chǎn)，工作面長度200m，同時布置一備用面，根據(jù)通風需要，一個工作面布置兩條平巷，平巷采巷掘進，兩巷間留5m煤柱。放頂煤工作8330t/d3.2m49-1。9-1工作面部分機電設(shè)備一覽MGTY-250/6005800SGZ-764/630前后刮板2×315830/200機200LPS-1500SSJ-1000/3×2004800為了保證生產(chǎn)正 前期安排兩個獨立通風的煤層平巷掘進頭和兩個巖巷掘進頭變電所、充電硐室、井下大巷采用電機車牽引礦車輔助，井底車場設(shè)變電所、庫。西二、西四帶區(qū)內(nèi)不設(shè)變電所，西六、西八、東一、東三帶區(qū)設(shè)有變電所。遇巖巷掘進所需由井底車場庫提供，各硐室均需獨立通風。工作制、人40040礦井通風系統(tǒng)的確礦井通風系統(tǒng)的基本要礦井通風方式的選一般說來，新建礦井多數(shù)是在并列式、分列式、兩翼對角式和分區(qū)對角式中9-2。9-2通風方式比比并列式安全性更好埋藏深但長+410m300t5.76km3.52km表為黃土高坡邊緣低山丘陵地帶地表有較大起伏煤層無自然發(fā)火煤塵不具有性瓦斯涌出量較??；礦井風量不大。根據(jù)以上分析，只有一種合理的通風方式——并式通風。礦井主扇工作方式選①抽出式主扇使井下處于負壓狀態(tài)，當一旦主扇因故停上運轉(zhuǎn)時，井下的壓②壓入式主扇使井下處于正壓狀態(tài)，當主扇停轉(zhuǎn)時，壓力降低，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量增加，比較；積存的有害氣體抽到井下，同時使通過主扇的一部分短路，總進風量和工作面有效風量都會減少。用壓入式通風，則能用一部分回把小窯塌陷區(qū)的有害氣體帶到地面。⑥在由壓入式通風過渡到深水平壓入式通風時，有一定，過渡時期是新舊水平同帶區(qū)通風方式的選業(yè)時，主要人行巷道和工作點上的污風不串聯(lián)；③通風構(gòu)筑物和調(diào)節(jié)設(shè)施及輔助通風機要少④充分利用一切可用的通風井巷，使通風井巷工程量最?、谶M風井巷與采掘工作面的進的粉塵濃度不得大于0.5③新設(shè)計的箕斗井和混合井作進風井，已作進風井的箕斗井和混合井必須采取凈化措施，使進的含塵量達到上述要求；④主要回風井巷不得作人行道，井口進風不得受礦塵和氣體的污染，井口排風不60%⑥采場、二次破碎巷道和電耙道，應(yīng)利用貫穿通風，電耙應(yīng)位于的上風側(cè)，有污風串聯(lián)時，應(yīng)人員作業(yè)；⑦井下破碎硐室和庫，必須設(shè)有獨立的回風道10min40%工作面通風方式的選10m3/min9.2910m3/t，屬于低瓦斯礦井。U型、YWU型后退式具有采空區(qū)漏風小的特點，但在工作面上隅角附近易于積存瓦斯，當瓦斯它的巷道布置簡單，工程量、費用低Y型通風可解決回的瓦斯?jié)舛冗^高和瓦斯積存問題，但對工作面的瓦斯和氣候條件沒有改善，且工作面回風巷要沿采空區(qū)一翼全長預(yù)先掘好，且回采期間始終，W型通風時，供風量要比U型和Y型增加一倍，但掘進和費用高，適用于瓦斯作面采用軌道斜巷進風，運煤斜巷回風的通風方式；采區(qū)內(nèi)的工作面采用順槽進風，礦井風量計通風容易時期和通風時期采煤方案的確定通風容易時期和通風時期的定義：礦井通風系統(tǒng)總阻力最小時稱通風容易時期通風系統(tǒng)總阻力最大時稱通風時期考慮第一水平開采時的通風容易時期和通風時期的采煤方法。5101510529-39-4。9-1通風容易時期礦井通風立體1132 6789 9-2通風容易時期礦井通風網(wǎng)絡(luò)圖9-3通風時期礦井通風立體圖9-4通風時期礦井通風網(wǎng)絡(luò)各用風地點的用風量和礦井總用風逆風將各用風地點計算值乘以1.2上下順槽的風量乘以1.2順而下遇到分風地點則加上其它風路的風量一起分配未分風前的那條風路，作為該風路的分量，直至確定進風井的風量。下式(0-Q(QaQbQcQa

(0-Qb——掘進工作面實際需要風量的總和Qc

1.15～1.21.25～1.3。工作面所需風量的計每個采煤工作面實際需要風量,應(yīng)按瓦斯(或二氧化碳)根據(jù)《礦井安全規(guī)程》規(guī)定，回采工作面回風巷中瓦斯不超過1％。本礦瓦斯最10m3/min，以瓦斯涌出量計算工作面風量，見下式(0-11)：Qai100Qgai式中：QaiiQGAIIKGAIIKGWI＝1.4

(0-

100101.41400

9-49-4工作面適宜氣候

Qai60vaiSai

(0-式中：Vai——第i個回采工作面風速，進溫度1820℃，取Saii16.5Kaii1.4

601.016.51.41386

按每人每分鐘所需風量和工作面的最多人數(shù)計算工作面所需風量，見下式(0-Qai4Nai式中：4

(0-Nai——第i個工作面同時工作的最多人數(shù)，取40人

Qai=1400Qai0.2560Qai460247.5m3/min≤1400m3/min≤3960m3/min由風速驗算可知，Qai＝1386m3/min符合風速要求。Qaj

(0-

0.51400700

Qbi100qbiQbiiqbi——該掘進工作面瓦斯絕對涌出量KbiKbi＝1.5～2；已知qbi=10m3/minKbi=1.5，可得：

(0-Q100qK100101.51500m3 按每人每分鐘所需風量和工作面的最多人數(shù)計算工作面所需風量，見下式(0-Qbi4Qbi4——每人每分鐘供給4m3的規(guī)定風量Nii60人?？傻肣bi=240m3/minQbi=1500

(0-因為本礦只有庫、絞車房、變電所故可以不用計算可根據(jù)經(jīng)驗值取得：大材料庫為100～150m3/min，中小型材料庫60～100m3/min，采區(qū)絞車房及變電所為60～80m3/min。70m3/min。Qdi133qdiQdiqdi——該巷道瓦斯絕對涌出量

(0-KdiKbi＝1.2～1.3；已知qdi=10m3/minKdi=1.2，可得；Qdi133qdiKdi綜上，考慮到礦井通風系數(shù)Kt，取Kt=1.2，結(jié)合公式(0-10)，通風容易、 ×4+70]×1.15=5945.5時期：Q2 Q4N式中：Q——根據(jù)井下最多人數(shù)計算需風量NK——風量備用系數(shù)；N=400K=1.5，可得：N=4×400×1.5=2400

(0-兩種方法取最大值，則礦井總風量通風容易時期為5945.5m3/min，通風時期8443.2m3/min風量分1.2就是各用風地Q綜=1400×1.2=1680準備工作面Q備3）煤巷掘進工作面Q掘進4）巖石大巷掘進面Q掘進5）絞車房、變電所：Q絞=70×1.2=846）庫：Q火=130×1.2=1567）其它巷道：Q其它=1596×1.2=1915.2m3/min9-5。9-5井巷風速驗算井巷名/m﹒s-/m﹒s-m.s-副副8井底車井底車8軌道石軌道石8軌道大巷西軌道大巷東8帶區(qū)運料平8分帶進風斜6工作工作4分帶回風斜6帶區(qū)運煤平帶區(qū)運煤平86備采備采46回風大巷西回風大巷東8風風礦井通風阻力計90%左右，它是礦井通風設(shè)計選擇主要通風機的主要參數(shù)。計算原294010%礦井最路12345678工作面910171822通風時期的最路線12341924252627工作面2829353637計算礦井摩擦阻力和總阻力井下多數(shù)屬于完全紊流狀態(tài)，故摩擦阻力按下式計算hULv2/hfr——實驗比例系數(shù)，常數(shù)UL——巷道長度vSm2。令/8，N·s2/m4kg/m3若通過井巷的風量為Q(m3/s)；則vQS

LUQ2/SL、USa成正比。故把上式中的LU/S3Rfr來表示，即RfrLU/S3RfrαL、U、S的影響，對的影響。故hfrRfrQ2難時期的井巷通風總阻力，通風容易時期和時期礦井摩擦阻力見表9-6和表9-7。9-6容易時期礦井摩擦阻N·s2/Q表9-7時期礦井摩擦阻N·s2/Q hme1.2hfe (0-hmd1.15hfd (0-式中：1.2hme=1.2×1127.2=1352.6hmd兩個時期的礦井總風阻和總等積RhQ RA1.1917RR——礦井風阻，N·s2/m8；hm——礦井總阻力，Pa；Qz——礦井總風量，m3/s；A——礦井等積孔，m2。R=1352.6/71.02Ae=1.1917/0.268=2.30RAd

=2.10通風容易時期和通風時期的等積孔見表9-9-8礦井等積等積孔表9-9礦井通風難易程度與等積孔的關(guān)系＜1m21～2m2＞2由以上計算結(jié)合表9-9可知，本礦井通風容易時期和通風時期總等積孔均大于m20.35N·S2/m8選擇礦井通風設(shè)選擇主要通風5年；5°90%；④考慮風量調(diào)節(jié)時，應(yīng)盡量避免使用風硐調(diào)節(jié)150m400mhsehmehnhsehme——通風容易時期礦井通風總阻力hnhnhb20～5050Pa。hsehmehnhb1352.60501402.6Pa通風時期主要通風機靜風壓hsdhmdhn式中：hsd——通風時期主要通風機靜風壓hmd——通風時期礦井通風總阻力hn——通風時期自然風壓，hnhb20～5050Pa。故hsdhmdhnhb1751.0+0+50=1801.0Pa主要通風機的實際通過風量Qs1.05Qs

(0-

1.054259.86074.5m39-10。單位/m3·s-單位/m3·s-/m3·s-622

Rfr

h/

1402.674.520.253S2

h/

1801.077.220.302S2

R

R

根據(jù)以上數(shù)據(jù)，在通風機特性圖表上（圖9-5）選定風機，南風井和東風井選用62A14-11-No.24。9-1100AB015°20°35°Q hfs(mmHO) Q9-5通風機特性曲線9-11風機實際工況電動機選 時期主要通風機的輸入功率Hfmin和Hfmax計算電動機由Hfmin/Hfmax=135/167=81>0.6，故通風容易時期和 Ne

NeNfmaxkeke——Nfmax——通風時期的輸入功率ηe——電動機效率,可取0.9－0.94，大型電動機取高值，此處取0.9NeNfmaxke/e1671.150.9根據(jù)電動機的輸出功率和輸入功率以及主要通風機要求的轉(zhuǎn)速選擇型號為TD400-6的9-12。9-12電動機參轉(zhuǎn)速安全的預(yù)防措預(yù)防瓦斯和煤塵的措③掘進應(yīng)采風機，雙電源和風電閉鎖裝置④掘進與回采工作面應(yīng)安設(shè)瓦斯自動裝置⑤大巷及裝煤站應(yīng)安設(shè)瓦斯自動斷電儀瓦斯超限后應(yīng)自動切斷供電及架線電源預(yù)防井下火災(zāi)的措①井下水泵房和變電所設(shè)置密閉門、防火門。并設(shè)區(qū)域返風系統(tǒng)防水措采掘工作面遇到下列情況之一時，必須確定探水線，進行探水，確認無突水雜的區(qū)域，并有出水征兆時；③接近含水層、導(dǎo)水斷層、溶洞和陷落柱時；④打開煤裂隙有透水時；⑧接近其它可能出水地區(qū)時。設(shè)計礦井基本技術(shù)經(jīng)濟指10-1設(shè)計礦井基本技術(shù)經(jīng)濟指12層13m4°56d班2738a9a井田長mm—低—數(shù)目—m個1個1mmm個2大巷方——3—mm3/千6礦井煤與瓦斯突出防治措 本文對煤與瓦斯突出的機理有突出煤層的特征突出煤層地質(zhì)規(guī)律進行了研究。并對煤與瓦斯突出的規(guī)律和預(yù)兆做出了分析,同時還了預(yù)測突出的方法和有效的預(yù)防突出煤層的綜合預(yù)防及防治措施。PreventionandCureofCoalandGasThemechanismofcoalandgasoutburstthecharacterofoutburstdangercoalandgeologicalruleofoutburstdangercoalarestudied.Theregulationandomenofcoalandgasoutburstareyzed.Theforecastingoutburstmethodsandeffectivepreventingoutburstmeasuresarepointedout.Thereferenceexperienceisprovidedforthepreventionandcureofcoalandgasoutburstinmines.Aimattheownofgeologicconditionandcoalspecialoftheshoushancoalmine,thetextspecialputforwardshoushancoalminetheoutburstdangercoalofdefendandpreventstep.:coalandgasoutburst;mechanism；defend；prevent前煤與瓦斯突出是煤炭開采過程中產(chǎn)生的一種復(fù)雜動力現(xiàn)象。它在極短的時破壞通風系統(tǒng)，甚至造成礦井逆轉(zhuǎn)。井下人員有可能被煤炭和瓦斯窒息的危險，危害極大。礦井中高濃度瓦斯，此時若遇井下火源可能引起瓦斯燃燒超過了前波蘭及法國等歐洲國家究其原因主要是煤是我國主要的能（約開發(fā)現(xiàn)有礦井開采深度的不斷加大礦井地質(zhì)條件復(fù)雜化煤與瓦斯突出將愈嚴重我國煤與瓦斯突出的突出礦井多、分布廣、據(jù)國有重點煤礦統(tǒng)計，突出礦井占總數(shù)的三分之一以上。截止2004年底，我國大中型煤礦中共有突出礦井104處其中重慶市100％省91.7％江西省和湖南省50％、省40％的大中型煤礦具有煤與瓦斯突出。從地區(qū)分布來看，主要的產(chǎn)煤省份、中部、南部礦井突出嚴有上面數(shù)據(jù)可以看出重慶市100％省91.7％江西省和湖南省50％省40％的大中型煤礦具有煤與瓦斯突出。其中重慶、、湖南及等省份突出嚴重。突出類型齊我國的突出類型齊全，包括突出、壓出、傾出及噴出。從來看，煤與瓦斯突出次突出次數(shù)多、突出強度，突出次數(shù)和突出強度是衡量煤礦突出性的重要標志與世界突出嚴重的國家相比，計發(fā)生傷亡事故的各類突出36起，占煤礦瓦斯傷亡事故的11.1％270人，占煤礦 ，煤與瓦斯突出之前大多出現(xiàn)前兆現(xiàn)象，且突出愈嚴重其突出前兆愈明突出分布于不同煤斜煤層；有厚煤層也有薄及中厚煤層；且不少礦井主采煤層均為有突出的煤層，無解多數(shù)突出發(fā)生在煤巷，但揭石門突出強度最石門雖然只占總突出次數(shù)的5.85%，但大型及特大型突出多發(fā)生在石門時其平均突出強度是煤巷及上下山突出的10倍以上，且大型、特大型突出占石門突出次數(shù)相當放引起的突出最在不同作業(yè)條件下，放引起的突出最多，占突出總次數(shù)的55.67%，風鎬及手鎬作業(yè)突出礦井數(shù)目不斷增隨著我國煤礦開采深度的加大，開采強度的不斷增強，煤與瓦斯突出的性也在增加，突出區(qū)域也在擴大，部分原無突出的煤礦也開始出現(xiàn)動力現(xiàn)象，部分未劃分為突出礦井的煤礦也不得不按突出煤礦管理我國煤與瓦斯突出礦井數(shù)目和突出強度、煤與瓦斯突出的機理、類型與一般規(guī)煤與瓦斯突出的機近幾年隨著研究的深入及新技術(shù)的應(yīng)用,產(chǎn)生了許多新認識目前已能對突出發(fā)生的原煤與瓦斯突出類煤與瓦斯突出的一般規(guī)在外力沖擊作用下,如放或采煤機割煤時煤體受到,誘導(dǎo)瓦斯發(fā)生突出煤體破壞程度越嚴重,煤的強度越小,突出性越突出煤層的基本特突出煤層一般具有較高的變質(zhì)程突出煤層一般具有較高的瓦斯壓力和較大的瓦斯含0.74MPa。突出煤層一般具有低透氣突出煤層的結(jié)構(gòu)破壞類型較高，強度一般情況下突出煤層破壞類型為IIIIVV類突出煤層的平均最小堅固系數(shù)較小一般情況下當f≤0.5時有突出煤層的強度是發(fā)生突出的阻力因素煤層的固系數(shù)在一定程度上反映了突出的難易程度。突出煤層的瓦斯放散初速度Δp較一般情況下，ΔP≥10時有突出突出煤層的比表面積突出煤層具有明顯區(qū)別于非突出煤層的孔隙結(jié)構(gòu)特煤與瓦斯突出的地質(zhì)規(guī)律分地質(zhì)構(gòu)造分大量的高壓瓦斯提供了條件;在高水平應(yīng)力場影響作用下,軟弱層(煤層)易發(fā)生塑性流變,圍巖力學與突出的關(guān)對也較大。己2煤頂板是一層3～6m厚的泥巖及砂質(zhì)泥巖,底板是泥巖、砂質(zhì)泥巖,噸煤瓦斯含量達10.46m3/t埋藏深度、瓦斯壓力與突出關(guān)斷層對突出的影帶及其附近常為煤與瓦斯強突出區(qū)。首山礦區(qū)內(nèi)較大的高溝逆斷層落差大于30m，礦煤層厚度變化對突出影煤與瓦斯突出預(yù)兆與煤與瓦斯突出預(yù)區(qū)域煤與瓦斯突出預(yù)微震技術(shù)預(yù)測突出煤層溫度狀況預(yù)測突出的電磁輻射強度預(yù)電磁輻射(EME)是煤巖體受載變形破裂過程中向外輻射電磁能量的過程或物理現(xiàn)象,煤層中涌出的氦或氡體積分數(shù)的變化預(yù)神經(jīng)網(wǎng)絡(luò)方法進行突出預(yù)工作面突出性預(yù)預(yù)測指標和臨界 qmax<312L/min,S>510kg/m,qmax=312～410L/min,S<510kg/m,Cq>0162,無；qmax=312～410L/min,S<510kg/m,Cq<0162,；qmax>410L/min或S>510kg/m,。5.3.2.預(yù)測mm,深6m),直到采面下出口煤壁上幫10m處。預(yù)測孔垂直于煤墻、平行于煤層頂板布置,預(yù)防煤與瓦斯突出的預(yù)防突出的區(qū)域性措優(yōu)先開采保護表6- 保護層與被保護層之間的垂上保護層下保護層12Ψ1=180°-β-Δ- （6-1-ψ2=180°-γ- （6-1-式中ψ1、ψ2──巖石冒落角；α──煤層傾角于30m。煤層開采前瓦斯在進行采掘工作之前,使用高壓水射流,在有突出的煤層(或石門揭煤)中,沖出若回采工作面。在石門揭煤時,采用水力沖孔在工作面前方應(yīng)保留3～5m的安全巖性。性在煤巷掘進工作面的前方,打直徑為75～300mm15～20m氣性較好的情況下。對于煤層較硬,可以與微差控制結(jié)合使用。松動眼周圍煤體的破裂與松動形成卸壓圈,使原有集中應(yīng)力帶與高壓瓦斯帶移向深0.5m0.2m左右，孔徑75～100mm。然后將長度大于孔卸壓設(shè)計礦井開采煤與瓦斯突出煤層綜合防突措斯特征是己煤瓦斯含量10.46m3/t，瓦斯壓力1.38Mpa，為高瓦斯突出礦井，其它瓦斯特礦井設(shè)計中的防突措6789、采掘過程中嚴鎬落煤111213、礦井前期采用分區(qū)抽出式通風，后期采用分列抽出式通風方式1516171819224%計。22防突措5-6煤的上分層不具備綜采條件，因此，本礦開采初期不具備開采保護層的條件。（一）產(chǎn)量的提高。建立礦井瓦斯抽采系統(tǒng)可有效地降低題；由于首山礦井為煤與瓦斯突出礦井，瓦斯抽采是防止瓦斯突出的主要措施經(jīng)煤炭科學總院撫順分院測定，首山礦己煤層透氣性系數(shù)為0.871m2/Mpa2.D，屬于可一般在3‰以下來看，屬于容易抽采煤層。實測百米鉆孔瓦斯流量12～30L/min.Hm，抽采16-17煤外在煤層頂板布置抽采巷即在煤層頂板10～15m的巖層中并與工作面順槽保15～20m的平行錯距布置一條瓦斯抽采巷道與工作面采空區(qū)上方的巖石裂隙溝通形成一個瓦斯通道。135m；2m，1～2m；20kPaa60m，289mm。生產(chǎn)中可根據(jù)瓦斯抽采效果檢驗來調(diào)整鉆孔的孔間距，以達到更好的抽7-1、7-2。7-1工作面順槽瓦斯抽放鉆孔布置平面 7-2工作面順槽瓦斯抽放鉆孔布置剖面b25m289mm2h87-3、7-4。 7-3開切眼預(yù)抽鉆孔布置平面7-4開切眼預(yù)抽鉆孔布置剖面c瓦斯抽采巷及鉆孔布在工作面風巷內(nèi)錯20m平距和機巷外錯20m平距的煤層頂板，距煤層10～15m高抽巷松爆鉆孔8m一個，孔深37～40m，超前工作面距離不小于60m。高抽巷穿層鉆孔4m一組，每組3個鉆孔，孔深29～40m，超前工作面距離不小于200m，預(yù)抽時間289mm，7-5、6、7。圖7- 高抽巷平面布置7-6抽巷鉆孔A-A面7-7高抽巷鉆孔B-B面d37-8、9、10。7-8邊掘邊抽鉆孔布置平面7-9邊掘邊抽鉆孔C-C面布置7-10邊掘邊抽鉆孔D-D面布置e工作面空鉆孔布60m，而首采工作面采長185m，因此工作面形成了將近65m的瓦斯抽采空區(qū)域。為解決工作面空瓦壓力的問題，設(shè)計在風巷高抽巷的下幫向煤層頂板打空松爆鉆孔，采用鉆孔裝藥松的措施對空區(qū)域的煤層進行卸壓抽采?？账杀@孔孔深125m，孔間距8m，鉆直徑89mm。工作面可以采取減少工作面采長或加長本煤層鉆孔深度的措施避免出現(xiàn)空。間等補充措施，直至效檢合格為止。每次掘進有效進尺控制在1.0m，始終保持3m（巷道10m孔深7m，直徑42mm，效檢不超，允許進尺5m。若效檢，在孔沿工作面傾斜方15m89mm10m1.5m，呈三花眼布置，之后進行再次效檢，在孔上下5m范圍內(nèi)布置4個效檢孔，效檢不超，允許進尺5m，若效檢，繼續(xù)執(zhí)行措施，直到效檢不超為止。Pa），6m（二）面的突出性。②在石門工作面掘至距煤層10m（垂距）之前，至少打2個煤層全厚并進入（底）0.5m20m③在石門工作面距煤層垂距5m以外至少打2個煤層全厚的測（預(yù)測鉆孔，5m。5m（底）部32m5m，2m2m（垂距。3m，當采用放措施時，不小于2m。⑥立井井筒可能揭穿突出煤層時，立井工作面距煤層垂距10m處至少打2個前探鉆孔，查明煤層賦存情況。并按照《防突細則》的有關(guān)規(guī)定預(yù)測工作面突出性。在石門揭穿突出煤層前，經(jīng)預(yù)測有突出或煤層瓦斯壓力大于0.74MPa時，可采用效果檢驗有效后，可用遠距離放或放揭穿煤層。經(jīng)預(yù)測無突出時，可不采取防治突出措施，但必須采用放揭穿煤層。放的作業(yè)方式、裝藥量、封孔等均應(yīng)按有關(guān)規(guī)定和作業(yè)規(guī)程進行。（三）（四）煤與瓦斯突出預(yù)根據(jù)礦井需要和有關(guān)規(guī)定設(shè)計配備了4臺SGZL-ID型鉆機4臺ZDY660型鉆機、6臺ZDY1200S型鉆機、4臺ZDY4000S型鉆機、2臺ZL-750型鉆機、2臺CMS1-1200/30J型深孔鉆車、1臺QZ100K型潛孔鉆機、2臺QD100型潛孔鉆機，1套KBD7型非接觸式突出性測試儀，18套WTY-Ⅲ-F型鉆孔瓦斯涌出初速度儀，13套MD-2，30WY-1，4風機，2AMGZY-J設(shè)計要求在采區(qū)石門、順槽、掘進面起始位置附近設(shè)置壓風自救硐室，硐室設(shè)置①硐室必須設(shè)向外開啟的門。硐室墻高1.5m，長度3m，寬度2.5m，可同時15②硐室內(nèi)支護為砼砌碹，并設(shè)有與礦（井）調(diào)度室直通0.3m3/min。采用壓縮空氣④硐室內(nèi)應(yīng)根據(jù)避難最多人數(shù)，配備15個式自救器ZY-1統(tǒng)，設(shè)置要求如下：①在距采掘工作面40m進回風側(cè)的巷道中、放地點、人員停留處、警戒人員站50m②自救系統(tǒng)安設(shè)在井下壓縮空氣管，經(jīng)減壓裝置后，分設(shè)一定數(shù)量帶閥門控制的管嘴，每個管嘴上設(shè)有塑料薄膜罩，平時卷起，用時放開罩住，閥門打開即可供人呼③每組自救系統(tǒng)一般每組5個，供5人使用。自救系統(tǒng)的壓縮空氣供給量為每人0.3①采面按規(guī)定安裝瓦斯傳感器、瓦斯電閉鎖,上隅角掛便攜儀,井上瓦斯機房24?；仫L巷、巷均裝配直通地面調(diào)度的,保持24h暢通,有問題及時匯報③采面安裝頂板壓力監(jiān)測系統(tǒng),以提高采面的支護質(zhì)量,支架的初撐力需在3 壓力顯示31.5MPa)④在回風巷及巷吊掛允許進尺標記牌,嚴禁施工隊挪移或損壞標記牌,無允許進尺時嚴禁割煤;防突管理牌板懸掛在回風巷壓風自救處,防突測試工將和措施執(zhí)行情結(jié)要采取通風與抽放瓦斯等綜合防突措施,進行合理的采掘部署突出性預(yù)測防突措施的效果檢驗,正確處理好安全、生產(chǎn)、效益之間的關(guān)系,就可以減少甚至避免這種性事參考文獻徐永圻，《采礦學》，徐州，中國礦業(yè)大學楊蒙達，《煤礦地質(zhì)學》，徐州，中國礦業(yè)大學，，《煤礦礦井采礦設(shè)計手冊》，煤炭工業(yè)高、石平五，《礦山壓力與巖層控制》，徐州，中國礦業(yè)大圩王省身，《礦井防治理論與技術(shù)》，徐州，中國礦業(yè)大學，《采礦工程專業(yè)畢業(yè)設(shè)計指導(dǎo)》，徐州，中國礦業(yè)大學竇林名，《煤礦圍巖控制與檢測》，徐州，中國礦業(yè)大學蔣國安、呂家立，《采礦工程英語》，徐州，中國礦業(yè)大學自然科學名詞審定，，《煤炭科技名詞》中配煤礦總公司物資供應(yīng)局，，《煤炭工業(yè)設(shè)備手冊》煤炭部，《煤礦安全規(guī)程》，，煤炭工業(yè)煤炭部，《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》 ，煤炭工 王德明，《礦井通風與安全》，徐州，中國礦業(yè)大學杜計平,，《特殊開采技術(shù)》，徐州，中國礦業(yè)大學洪曉華，