淺談瓦斯隧道安全施工的體會（常用版）(可以直接使用，可編輯完整版資料，歡迎下載）

淺談瓦斯隧道安全施工的體會（常用版）(可以直接使用，可編輯完整版資料，歡迎下載）淺談低瓦斯隧道安全施工【摘要】通過對XXX工程XX標段XX隧道施工過程管理，簡要介紹低瓦斯隧道施工過程中安全控制和預防的若干注意事項。【關鍵詞】低瓦斯隧道安全施工超前地質預報瓦斯檢測系統監控量測通風一、工程簡介：本隧道全長498m，設計里程為DK114+320～DK114+818。隧道最大埋深約50m，全隧位于R-4000m的左偏曲線的圓曲線上，縱坡為5.8‰。本隧道穿越多層含煤地層，有瓦斯突出的危險。由于當地煤層揮發份較高，施工過程中具有煤塵爆炸的危險，在DK114+600～800段內穿過老煤窯采空區，該段內巖層極不穩定，給現場施工帶來很大困難。隧道穿越地段斷層裂隙較發育，大致有5條斷層橫貫線路，使得隧道穿越地段巖層破碎，完整性差，且多為儲水帶，穿越過程中易發生坍塌、突水突泥現象，現場施工比較困難。二、瓦斯的基本特征、和放出類型1、特征瓦斯是一種無色、無味、無臭的一種混合氣體，主要成分為甲烷(CH4）與乙烯（C2H2)，比重為0.554，具有能燃燒，能爆炸，能使人窒息的多種危害性，但它的最主要的危害是燃燒爆炸。瓦斯極易燃燒，但不能自燃，當與空氣混合到一定濃度時，遇火源能燃燒或爆炸。當坑道中的瓦斯濃度小于5％或大于16％時，遇到火焰只是在火源附近燃燒而不會爆炸；瓦斯濃度在5％~6％到14％~16％時，遇到火源便會爆炸，9.5％左右時爆炸威力最大，但瓦斯濃度大于43％時，一般遇火也不能燃燒2、放出類型瓦斯放出是地層中的瓦斯氣體在地應力作用下沿巖體構造裂隙外漏的表現。歸納起來，發生瓦斯放出有二個主要因素：地應力、瓦斯和圍巖結構，而地應力和圍巖中瓦斯的存在是引起瓦斯放出的主要因素。從巖層中放出瓦斯，可分為幾種類型：(1）瓦斯的滲出：它是緩慢的、均勻的、不停的從煤層或巖層的暴露面的空隙中滲出，延續時間很久，有時帶有一種“嘶嘶”的聲音。(2）瓦斯的噴出：比上述滲出強烈，從煤層或巖層裂隙或孔洞中放出，噴出的時間有長有短，通常由較大的響聲和壓力。(3）瓦斯的突出：在短時間內，從煤層或巖層中突然猛烈地噴出大量的瓦斯，噴出的時間，可能從幾分鐘到幾小時，噴出時常有巨大的轟響，并夾有煤塊或巖塊。以上三種瓦斯放出形式，以第一種放出的瓦斯量為最大。本隧道根據地形判斷，可能有瓦斯突出危險。三、瓦斯預測預報技術措施根據本隧道施工的特點，結合《鐵路隧道工程施工安全技術規程》，采用超前水平鉆孔、地震波反射法、紅外探水、地質雷達探測法等手段進行超前地質預測預報。由于本隧道進行了有效的超前地質預報工作，可根據超前地質預報的數據來初步判斷煤層位置，然后再由30米的超前水平鉆孔來進一步確定煤層的情況和是否會出現瓦斯。1、超前探孔布置及個數見示意圖；2、根據瓦斯涌出與地質情況決定是否再增加超前探孔及鉆孔深度；3、鉆孔機具：采用液壓防爆鉆機；4、鉆孔直徑：φ89；5、預測項目：預測隧道未開挖掌之面前方的瓦斯壓力、流量、濃度、衰減系數。根據預測出以上瓦斯參數決定采用行之有效的、安全的瓦斯治理防范措施；四、低瓦斯隧道的瓦斯監測建立健全專職的瓦斯監測管理機構，以確保施工安全，。本隧道采用的是礦用型KJ76瓦斯自動監控系統，輔以便攜式手持瓦斯檢測儀。五、隧道內瓦斯濃度限值及超限處理措施隧道內瓦斯濃度限值及超限處理措施見下表：隧道內瓦斯濃度限值及超限處理措施表序號地點限值超限處理措施1低瓦斯工區任意處0.5％超限處20m范圍內立即停工，查明原因，加強通風監測2局部瓦斯積聚（體積大于0.5立方）2.0％附近20m停工，撤人，斷電，進行處理，加強通風3開挖工作面風流中1.0％停止電鉆鉆孔4煤層爆破后工作面風流1.0％超限時繼續通風不得進人5局部通風機及電氣開關20m范圍內0.5％超限時應停機并不得啟動6鉆孔排放瓦斯時回風流中1.5％超限時撤人，停電，調整風量7竣工后洞內任何處0.5％超限時查明滲漏點，并向設計單位反映，增加運營通風設備六、瓦斯隧道施工的基本安全技術措施1、電氣設備安全技術規定：（1）、所有洞內機電設備，不論移動或固定式都必須采用安全防爆類型。（2）、禁止洞內電氣設備接零。（3）、洞內任何操作人員（包括電、鉗工），不得擅自打開電氣設備進行處理。電氣設備的修理工作應在洞外進行。（4）、洞內各種機電設備，必須安設自動檢測報警斷電裝置。（5）、洞內各種機電設備的開關、保險絲盒等均勻密閉，主要閘刀應有加鎖裝置。2、照明設備安全技術規定：（1）、低瓦斯隧道電壓不應大于220V。（2）、使用的燈頭、開關、燈泡等照明器材必須為防爆型。（3）、燈具架設要離開易燃物30CM以上，固定架設高度不低于3M。（4）、做現場移動照明時，應采用36V安全電壓。（5）、工作人員進入隧道前，必須進行登記和接受洞口值班人員的檢查，不準將火柴、打火機、損壞的燈頭及其它易燃物品帶入洞內；（6、當情況特殊不可避免時，在焊接、切割等工作地點前后各20m范圍內，風流中瓦斯濃度不得大于0.5%，并不得有可燃物，兩端應各設一個供水閥門和滅火器，并在作業完成前由專人檢查，確認無殘火后方可結束作業。七、防止和處理瓦斯燃燒和爆炸的專項技術措施1、隧道施工中瓦斯引燃與爆炸的主要原因：（1）、違返操作規程，如在洞內點火吸煙，爆破器材不良，攜帶易燃品入內，明火照明等。（2）、偶然事件引起，如洞內熾熱的電燈泡被打碎，電路絕緣不良產生電火花等。（3）、瓦斯在坑道內燃燒時，受到坑道的阻礙而壓縮，燃燒極易轉化為爆炸。放炮也可能導致瓦斯爆炸。總之，在隧道施工中應防止火源的存在。2、瓦斯防治的一般技術措施：（1）、加強通風：隧道在掘進過程中，預防瓦斯燃燒與爆炸的主要措施是加強通風以降低瓦斯濃度，使其在允許值之下。（2）、防止噴出及突出：在掘進工作面的前方或兩側鉆孔，探明是否有斷層、裂縫和溶洞及其分布位置、瓦斯貯存情況，以便采取相應措施。①排放瓦斯：瓦斯含量不大時，使其自然排放，亦可用風筒或管子將瓦斯引至回風流或距工作面20m以外的坑道中，以保證工作面開挖放炮的安全。當瓦斯量大，噴出強度大，持續時間長時，則可插管排放，當開挖面瓦斯含量較大，而且裂隙多、分布廣時，可暫停開挖，封閉坑道抽放瓦斯。②在裂隙小、瓦斯含量小時，可用粘土、水泥漿或其它材料堵塞裂隙，防止瓦斯噴出。③在開挖工作面前方接近煤層3m以上，向煤層打若干φ75～300mm的超前鉆孔排放瓦斯，鉆孔周圍形成卸壓帶，使集中應力移向煤體深部，達到防止突出的目的。④水力沖孔。在進行開挖之前，使用高壓水射流，在突出危險煤層中，沖擊若干直徑較大的孔洞，使瓦斯解吸和排放，降低煤層瓦斯含量和瓦斯壓力。⑤震動性放炮誘導突出。在工作面布置較多的炮眼并裝較多的炸藥，撤出人員后遠距離起爆，利用爆破時強大的震動力一次揭開具有突出危險性的煤層。⑥深孔松動爆破。在開挖工作面向煤體深部的應力集中帶內布置幾個長炮眼進行爆破。其目的在于利用炸藥的能量破壞煤體前方的應力集中帶，在工作面前方造成較長的卸壓帶，從而預防突出的發生。⑦煤層注水。通過鉆孔將壓力水注入煤層，使煤體濕潤以改變煤的物理機械性質，減小或消除突出的危險性。（3）、隧道施工過程中除采取上述防治措施外，尚應在設計、施工方面重點考慮：1）加強施工通風，強化措施。2）施工中應詳細記錄瓦斯涌出地段涌出量的變化、工程地質及水文地質情況，加強瓦斯檢查和量測工作。3）洞內機電設備必須采用防爆型，坑道內只準用電纜，不得使用皮線。4）加強安全教育，嚴格遵守安全生產有關規程的規定：①開挖工作面風流中瓦斯濃度達到1%時，必須停止用電鉆打眼，并在放炮地點附近20m以內嚴禁放炮；達到1.5%必須停止工作、撤出人員、切斷電源進行處理；個別地段達到2%時，人員撤離并立即進行處理，瓦斯濃度必須在1%以下，才準開動機器。②禁絕火源火種入洞。5）當隧道通過煤層時，宜采用水炮泥，放炮噴霧，裝巖（煤）灑水和通風等綜合防塵措施。6）含瓦斯地段隧道襯砌斷面，宜采用帶仰拱的封閉式襯砌或加厚鋪底，并視地質情況向不含瓦斯地段延伸一段距離（一般可采用10～20m）。對施工縫、沉降縫采用膨脹水泥砂漿填塞嚴密。7）瓦斯含量較高而且壓力很大時，除采用上述封閉式襯砌結構外，還應向襯砌背后壓注水泥化學漿液，隔絕瓦斯通路。當采用復合式襯砌時，結合防水要求局部或全部設防水層籍以隔絕瓦斯滲入洞內。8）整體式襯砌或復合式襯砌的二次襯砌，宜采用就地灌筑混凝土，加強搗固，提高混凝土的密實性，或采用防水混凝土。9）無論正洞或其它輔助坑道，必須隨掘進隨襯砌，務使迅速縮小圍巖暴露面，盡快封閉瓦斯地段，以免瓦斯積滯。10）隧道竣工后，應繼續對瓦斯滲入及含量進行觀測，當封堵等措施仍無法隔絕時，應考慮增設運營期間機械通風。（4）、防止爆炸的主要技術措施：①、選擇能反映災區瓦斯變化的關鍵地點，對爆炸性混合氣體進行監測。②、火災在工作面附近，應保持正常通風，防止瓦斯積聚，如果已停風，切不可再送風，可設法切斷自然供風，造成缺氧條件使火災自行熄滅；③、因火災中斷工作面的通風，使工作面涌出的瓦斯得不到排除，因此必須撤出人員；④、因瓦斯噴出、突出造成瓦斯燃燒時，如果噴出和突出數量較小，而且瓦斯濃度在爆炸界限以下，應保持正常通風或加大供風量，以防止瓦斯濃度上升，發生爆炸。如果瓦斯噴出和突出的數量很大，且為高濃度瓦斯時，應停止供風或隔斷風流，對火災進行封閉；3、處理爆炸事故的一般技術措施：1.首先對遇險、遇難人員立即進行搶救；2.爆炸引起火災而災區內有遇難人員時，必須采取直接滅火法滅火；3.在保證進風方向人員已全部撤離的情況下，可以考慮采用反風措施；4.確認沒有二次爆炸危險時，可以對災區進行通風，排除有毒有害氣體。4、處理爆炸事故的安全注意事項：1.救護隊在執行任務前，必須了解事故性質，并制定偵察工作的安全措施，方能進入災區進行偵察；2.搶救隊進入災區后，必須隨時檢查瓦斯和其它氣體濃度，掌握各種氣體濃度的變化，采取措施防止瓦斯連續爆炸。待采取措施后，確認沒有爆炸危險，方可進行工作；3.救護隊進入災區前，應切斷災區電源；4.不應輕易改變通風系統，以防引起風流變化，發生意外事故；5.5.在有明火存在時，要嚴格控制風速，不使煤層飛揚；5.6.注意坍方冒頂，必要時應設臨時支護。6、煤與瓦斯突出事故處理技術措施：1.處理瓦斯噴出、突出事故的措施：①救護隊迅速搶救災區遇難人員，并對充滿瓦斯的坑道進行處理；②通知災區附近受到威脅的人員停止工作，撤出危險地段；③迅速采取措施，以最大風量供給災區，以最短路線排除瓦斯；④為了防止瓦斯擴散，應封堵瓦斯排放源；安全注意事項：①進入隧道搶救遇難人員，首先要切斷電源，以防止人員觸電和出現火花引起瓦斯爆炸；②進入隧道必須認真檢查氣體和溫度的變化，發現氣體中一氧化碳和溫度升高現象，應提高警惕，查明原因；③當瓦斯噴出突出，發生燃燒時，可采用干粉、惰氣滅火等措施，將火源撲滅，如果是大型瓦斯燃燒事故，應立即撤出人員，對災區進行封閉；④排放瓦斯時，應盡量避免排放的瓦斯空氣流經過帶電的電氣設備，瓦斯濃度超過0.75%的氣流排出洞口，洞口50m內應設崗哨。嚴禁煙火，除特許的人員以外，其它人員不得接近該地；⑤為防止二次突出，防止突出孔洞的煤巖坍落傷人，應設置防護板，打密集支柱；⑥處理二氧化碳突出的事故，要戴好防煙眼鏡。超限排放瓦斯的一般原則：①超限排放瓦斯應由救護隊執行；②瓦斯通過的坑道，必須切斷電源；③不得在經過沒有熄滅的火區排放瓦斯；④為了加快瓦斯的排放速度，應減少坑道內通風阻力，消除坑道堵塞物；⑤排放瓦斯時，瓦斯流經的坑道必須撤出人員，沒有佩戴氧氣呼吸器的人員，不得進入排放瓦斯的坑道；⑥在洞內總回風道中排出的瓦斯濃度超過0.75%時，必須撤出人員，切斷電源。瓦斯排放技術措施：①瓦斯含量不大時，使其自然排放，亦可用風筒或風管將瓦斯引至回風流或距工作面20m以外的坑道中，以保證工作面開挖放炮的安全；②當瓦斯量大，噴出強度大，持續時間長，則可插管排放；③在開挖工作面前方接近煤層2m左右，向煤層打若干超前鉆孔排放瓦斯，鉆孔周圍形成卸壓帶，使集中應力移向煤體深部，達到防止突出的目的；④當開挖面瓦斯含量較大，而且裂隙多、分布廣時，可暫停開挖，封閉坑道抽放瓦斯。八、本隧道施工的有關專項要求1、瓦斯工區鉆孔作業應符合下列規定：壓入式通風機必須裝設在洞外或洞內新鮮風流中，避免污風循環。瓦斯工區的通風機應設兩路電源，并應裝設風電閉鎖裝置。當一路電源停止供電時，另一路應在15min內接通，保證風機正常運轉。瓦斯工區，必須有一套同等性能的備用通風機，并經常保持良好的使用狀態。瓦斯隧道應采用抗靜電、阻燃風管。風管口到開挖工作面的距離應小于5m，風管百米漏風率不應大于2%。隧道內非瓦斯工區和低瓦斯工區的電氣設備與作業機械可使用非防爆型，其行走機械嚴禁駛入高瓦斯工區和瓦斯突出工區。瓦斯工區內固定敷設的照明、通信、信號和控制用的電纜應采用鎧裝電纜、不延燃橡套電纜或礦用塑料電纜。電纜的連接應符合下列要求：電纜與電氣設備連接，必須使用與電氣設備的防爆性能相符合的接線盒。電纜芯線必須使用齒形壓線板或線鼻子與電氣設備連接。瓦斯工區內的低壓電氣設備，嚴禁使用油斷路器、帶油的起動器和一次線圈為低壓的油浸變壓器。瓦斯工區照明燈具的選用，應符合下列規定：已襯砌地段的固定照明燈具，可采用EXdⅡ型防爆照明燈；開挖工作面附近的固定照明燈具，必須采用EXdⅠ型礦用防爆照明燈；開工前必須對施工作業及管理人員進行安全技術培訓。爆破、電工等特種作業人員必須持證上崗。2、通風管理辦法：為保證隧道安全施工，杜絕瓦斯災害事故的發生，特制定本瓦斯隧道施工通風管理辦法。隧道施工必須采用機械通風，并實行晝夜連續通風。通風方案（包括供風能力、風機配置、風道布設等）必須滿足稀釋洞內瓦斯濃度達到設計允許范圍以內并及時排出洞外的要求，并應經批準后實施；風機安裝在洞口外新鮮空氣環境中，距洞口距離不得小于20米必須配備一套同等性能的備用風機；在瓦斯易于積聚的空間，襯砌模板臺車附近區域設置局扇實施局部通風，消除瓦斯積聚；3、安全技術措施1.加強通風管理。工作面風量不得少于1000m3/min，確保工作面瓦斯濃度不大于1%，距工作面后方20m回風流中的瓦斯濃度不大于0.75%，整個隧道中無瓦斯積聚。2.加強瓦斯管理。工作面及隧道中各個作業環節及工作范圍，配備專職和兼職檢察員負責工作環境瓦斯的檢查工作，若瓦斯濃度超過1%，回風瓦斯濃度超過0.75%限值，應立即停止工作，及時采取措施。4.加強隧道的放炮管理，放炮時須停電、停風、撤人，放炮前工作面不裝藥的炮眼要用黃泥堵塞全孔。5.加強揭煤地段作業時的礦山救護及工地安全員、瓦斯檢測員的值班，做到“一炮三檢”制度及巡檢隧道風流中瓦斯濃度是否有瓦斯局部積聚，觀察突出預兆，一旦發現異常及時處理，并做到現場交接班、不得漏檢。中國礦業大學本科生畢業設計姓名：學號：學院：礦業工程專業：采礦工程設計題目：孫疃煤礦1.8Mt/a新井設計專題：淺談寺河礦瓦斯治理和利用技術指導教師：職稱：副教授二〇一一年六月徐州中國礦業大學畢業論文任務書學院礦業工程專業年級采礦工程2007級學生姓名任務下達日期：2021年1月14日畢業論文日期：2021年3月14日至2021年6月16日畢業論文題目：孫疃煤礦1.8Mt/a新井設計畢業論文專題題目：淺談寺河礦瓦斯治理和利用技術畢業論文主要內容和要求：院長簽字：指導教師簽字：摘要本設計包括三個部分：一般設計部分、專題設計部分和翻譯部分。一般部分為孫疃礦1.8Mt/a的新井設計。孫疃煤礦位于安徽省淮北市濉溪縣境內，其南與任樓礦井接壤，北與楊柳井田毗鄰，東北距宿州市約23km。井田內有多條公路可至淮北市、宿州市和蒙城縣。井田外東側、西北側和南側分別有京滬鐵路、濉阜鐵路和礦區鐵路青（疃）～蘆（嶺）支線經過。交通十分方便。全井田南北走向長9.57km，東西傾斜寬3～5km，面積約40.7km2。主采煤層一層，即10號煤層，平均傾角17°，厚約2.73m。井田工業儲量為308.24Mt，可采儲量234.41Mt，礦井服務年限為93.01a。井田地質條件簡單。表土層平均厚度50m；礦井正常涌水量為383m3/h，最大涌水量為520m3/h；煤層硬度系數f=2.3；礦井絕對瓦斯涌出量為1.84m3/min，屬低瓦斯礦井；煤層有自燃發火傾向，發火期3~6個月，煤塵具有爆炸危險性。根據井田地質條件，提出四個技術上可行開拓方案。方案一：立井單水平上下山開采，水平在-550m,煤層大巷；方案二：立井單水平上下山開采，在-550水平，巖層大巷；方案三：立井兩水平暗斜井開采延伸至-900m水平；方案四：立井兩水平開采，立井井延伸至-900m水平。通過技術經濟比較，最終確定方案三為最優方案。將主采煤層劃分為兩個水平，一水平標高-550m，二水平標高-900m，因井田走向大斷層將井田分為南北兩部分，井田南部為一水平服務范圍，井田北部為二水平服務范圍。設計首采區采用采區準備方式，工作面長度250m，采用一次采全高采煤法，全部跨落法處理采空區。礦井采用“三八”制作業，兩班生產，一班檢修。生產班每班4個循環，日進8個循環，循環進尺0.8m，日產量5454.54t。大巷采用帶式輸送機運煤，輔助運輸采用1.5t固定箱式礦車。主井裝備一套12t雙箕斗和一套12t單箕斗帶平衡錘提煤，副井裝備一對3t礦車雙層單車罐籠帶平衡錘擔負輔助運輸任務。礦井采用兩翼對角式通風。通風容易時期礦井總需風量4150m3/min，礦井通風總阻力1588Pa，風阻0.33N·s2/m8，等積孔2.07m2，礦井通風容易。礦井通風困難時期礦井總風量4150m3/min，礦井通風總阻力2200Pa，風阻0.46N·s2/m8，等積孔1.75m2，礦井通風中等困難。設計礦井的噸煤成本110元/t。專題部分題目是淺談寺河礦瓦斯治理和利用技術。采用地面抽采和綜合利用翻譯部分是一篇關于工作面煤塵控制的研究的論文，英文原文題目為：Onthelongwallofcoaldustcontrol關鍵詞：立井；上山開采；大采高；雙巷掘進；兩翼對角式ABSTRACTThisdesignincludesthreeparts:generaldesignpart,projectdesignpartandtranslationparts.GeneralpartisSunTuan1.8Mt/amineofnewWellsdesign.SunTuanminelocatedinanhuiprovincehuaibeicity.Thecoalmine,thesouthterritoryrenloucoalminewithborders,northandnortheastwillowfromSuZhouShicompartmentalizedadjoins,about23km.TherecanbemanyhighwaycompartmentalizedSuZhouShiandMengChengXianhuaibeicity,to.East,westandthefieldrespectivelyjinghurailway,southSuirailwayandminingareawasTuan)~railwaygreen(model(ridge)feederafter.Thetrafficisveryconvenient.Wholefieldnorth-south9.57kmlong,3~5kmtiltwidthsomethingkm2,withatotalareaofaboutit.TheLordCaiMeiCenglayer,namely10°obliquity17,averagecoalseam,thickabout2.73m.Field308.24Mtforindustrialreserves,recoverablereserves234.41Mt,themineforaservicelife93.01.Fieldgeologicalconditionissimple.Thetopsoilaveragethickness50m;Minenormalsectionfor383m3/h,maximumsectionfor520m3/h;Coalseamhardnesscoefficientf=2.3;Formineabsolutegasflow-volume1.84m3/min,belongtolowgasmine;Coalspontaneouscombustiontendency,flamingaperiodof3~6months,coal-dustexplosionhazardwith.Accordingtothegeologicalconditions,compartmentalizedproposesfourtechnicallyfeasibledevelopmentplan.Planasingleleveldowntheshaft:mining,levelDaHang550m,coalseamin-;Schemeii:singleleveldowntheshaftmining,in-550level,rockDaHang;Plan3:twolevelsinclinedshaftminingextendingtodark-900mlevel;Plan4:twolevelmining,cuttingextendstotheverticalWells-900mlevel.Throughthetechnicalandeconomiccomparison,ultimatelydeterminetheoptimalschemeforoption3.WilltheLordCaiMeiCengdividedintotwolevels,alevelelevation-550m,twolevelelevation-900m,forlargefaultwillbecompartmentalizedintocompartmentalizedisdividedintotwoparts,compartmentalizedsouthsouthservicescopeforalevelfortwolevel,northernno.1servicescope.Designthefirstpaneladoptsminingwaystoprepare,face,thetimelength2.5mincoalminingmethod,allthehighacrossfellmethodprocessinggoaf.Mineusing"38"exercise,twoclassproduction,busoverhaul.Everyfourcycleshift,rijineightcirculation,circulation5454.540.8m,dailyoutputfootaget.DaHangintroduced.inbybeltconveyorby1.5t,auxiliarycoveyancefixedboxharvesters.Equippedwithasetofmainshaft12tdoubleskipandasetof12tsingleskipbeltbalancehammercarrycoal,a3tharvesterspregroutingequipmentwithdoublebikesforbalancehammercageauxiliarycoveyancetask.Mineusingtwo-wingdiagonaltypeventilation.Mineventilationeasyperiodshouldalwaysbeairflow1027-1032m3/min,mineventilationtotalresistance1588Pa,windresistance0.33N·s2/m8,accumulatehole2.07]m2,suchasmineventilationeasy.Minemineventilationdifficulttimestotalvolumeair1027-1032m3/min,totalresistanceofmineventilation2200Pa,windresistance0.46N·s2/m8,accumulatehole1.75m2,suchasmineventilationmediumdifficulty.Designthetonsofcoalminecost110yuan/t.Theprojectssectiondiscussesthetopicissihecoalminegastreatmentandutilizationtechnology.UsinggroundextractionandcomprehensiveutilizationTranslationpartisanarticleaboutthecontrolofminingcoal-dust,theoriginalEnglishessaytitled:OnthewallofdustcontroltodecorativeKeywords:verticalshaft;Upthehillmining;Bigminingheight;Doubleroadwayexcavation;Two-wingdiagonaltype目錄一般部分1礦區概述及井田地質特征 11.1礦區概述 11.1.1礦區地理位置 11.1.2礦區氣候條件 11.1.3礦區的水文情況 11.2井田地質特征 11.3煤層特征 1主要水文地質條件 1可采煤層 31.3.3煤的特征 31.3.4瓦斯，煤塵及自燃，地溫 32井田境界與儲量 62.1井田境界 62.2礦井儲量計算 6構造類型 62.2.2礦井工業儲量 62.2.3礦井可采儲量 9工業廣場煤柱 103礦井工作制度、設計生產能力及服務年限 123.1礦井工作制度 123.2礦井設計生產能力及服務年限 124井田開拓 144.1井田開拓的基本問題 144.1.1井筒形式的確定 144.1.2井筒位置的確定采（帶）區劃分 164.1.3工業場地的位置 174.1.4開采水平的確定 184.1.5礦井開拓方案比較 184.2礦井基本巷道 22井筒 22井底車場及硐室 23主要開拓巷道 29巷道支護 295準備方式——采區巷道布置 335.1煤層地質特征 33采區位置 33采區煤層特征 33煤層頂底板巖石構造情況 33水文地質 33地質構造 33地表情況 335.2采區巷道布置及生產系統 33采區位置及范圍 33采煤方法及工作面長度的確定 33確定采區各種巷道的尺寸、支護方式及通風方式 34煤柱尺寸的確定 34采區巷道的聯絡方式 34采區接替順序 34采區生產系統 34采區內巷道掘進方法 35采區生產能力及采出率 355.3采區車場選型設計 36確定采區車場形式 36采區主要硐室布置 376采煤方法 396.1采煤工藝方式 39采區煤層特征及地質條件 39確定采煤工藝方式 39回采工作面參數 40回采工作面破煤、裝煤方式 40回采工作面支護方式 43端頭支護及超前支護方式 44各工藝過程注意事項 45回采工作面正規循環作業 466.2回采巷道布置 49回采巷道布置方式 49回采巷道參數 497井下運輸 517.1概述 51井下運輸設計的原始條件和數據 51運輸距離和貨載量 51礦井運輸系統 517.2采區運輸設備選擇 52設備選型原則 52采區設備的選型 527.3大巷運輸設備選擇 54運輸大巷設備選擇 54輔助運輸大巷設備選擇 548礦井提升 568.1概述 568.2主副井提升 56主井提升 56副井提升 589礦井通風及安全 609.1礦井通風系統選擇 60礦井概況 60礦井通風系統的基本要求 60礦井通風方式的確定 60主要通風機工作方式選擇 61采區通風系統的要求 62工作面通風方式的選擇 62回采工作面進回風巷道的布置 639.2采區及全礦所需風量 649.2.1采煤工作面實際需要風量 649.2.2備用面需風量的計算 659.2.3掘進工作面需風量 65硐室需風量 65其它巷道所需風量 66礦井總風量 66風量分配 669.3礦井通風總阻力計算 67礦井通風總阻力計算原則 67確定礦井通風容易和困難時期 67礦井最大阻力路線 67礦井通風阻力計算 71礦井通風總阻力 73總等積孔 749.4選擇礦井通風設備 74選擇主要通風機 74電動機選型 769.5防止特殊災害的安全措施 79瓦斯管理措施 79煤塵的防治 79預防井下火災的措施 79防水措施 7910礦井基本技術經濟指標 81參考文獻 83專題部分淺談寺河礦瓦斯治理與利用技術 h851礦井概況 852礦井煤層地質及瓦斯賦存情況 852.1地質特征 852.2地質構造 852.3煤層特征 862.4瓦斯基礎參數 863礦井瓦斯 873.1瓦斯賦存情況 873.2瓦斯涌出情況 874礦井生產情況 885瓦斯綜合治理狀況和實用技術 886瓦斯治理“十一五”期間取得的進展和主要成果 926.1通風系統 926.2瓦斯抽采 926.3防治突出 926.4監測監控 927瓦斯治理指導思想、發展思路和規劃目標 937.1指導思想 937.2發展思路 937.3規劃目標 938礦井科研攻關規劃 938.1工作任務 938.2重點項目 939寺河礦未來幾年瓦斯治理規劃 949.1礦井通風系統規劃 949.2礦井瓦斯抽采系統規劃 9410瓦斯綜合利用 9510.1瓦斯發電 9610.2民用燃氣 9610.3汽車燃料和化工原料 9610.4積極參與CDM項目的運作 9611存在問題 9712結論 97參考文獻 98翻譯部分英文原文 101中文原文 109致謝 115一般部分1礦區概述及井田地質特征1.1礦區概述礦區地理位置孫疃井田位于安徽省淮北市濉溪縣境內，其南與任樓礦井接壤，北與楊柳井田毗鄰，東北距宿州市約23km。地理坐標為：東經116°43′00″～116°47′00″，北緯33°31′15″～33°37′30″。井田內有多條公路可至淮北市、宿州市和蒙城縣。井田外東側、西北側和南側分別有京滬鐵路、濉阜鐵路和礦區鐵路青（疃）～蘆（嶺）支線經過。交通十分方便。如圖1所示。礦區氣候條件本井田所在地區屬季風暖溫帶半濕潤氣候，四季分明，冬冷夏熱。本地區一般春秋季多東北風，夏季多東～東南風，冬季多北～西北風，平均風速3m/s，最大風速18m/s；年均氣溫14.4℃，最高氣溫40.3℃，最低氣溫-10.9℃；年均降雨834mm，且多集中在7、8月份；全年無霜期為208～220天；凍結深度為20cm。礦區的水文情況本井田地處淮北平原中部，地勢平坦，自然地面標高為+25.50～+27.00m，一般在+26.00m左右。井田內較大的河流為澮河，自西北向東南從其中部流過。澮河寬約50～150m，深3～5m，兩岸筑有河堤，屬中小型季節性河流。二十世紀五、六十年代，本井田所在地曾發生三次較大水災，且以1965年7月16日的為最。據澮河水文站觀測資料，當時最大洪峰流量為865m3/s，最高洪水位標高為+28.34m，致使該地區普遍積水1m左右。但自1968年新汴河開挖以后，區域內泄洪能力大大增強，澮河水再未溢出河床，從而根除了本地區的水患。此外，井田內尚有縱橫交錯的澮河支流和人工溝渠。1.2井田地質特征孫疃井田位于安徽省淮北礦區臨渙區的中偏東部，其北為人為邊界，南止人為邊界；西自各可采煤層的風氧化帶底界，東至各可采煤層-900m底板等高線。全井田南北走向長9.57km，東西傾斜寬3～5km，面積約40.7km21.3煤層特征主要水文地質條件(1)地表水井田內最大的地表水體為澮河，其雖從井田中部流過，但只是中小型季節性河流，對礦井開采沒有影響。(2)新生界松散層含、隔水層（組）本井田新生界松散層厚度介于153.70～246.00m之間，總體趨勢為南厚北薄。按照沉積物的組合特征及其含、隔水情況，可將新生界自上而下大致分為一含、一隔、二含、二隔、三含、三隔和四含計4個含水層（組）和3個隔水層（組）。其中三隔的有效隔水厚度介于5.80～70.00m之間，平均37.80m，主要由粘土和砂質粘土夾薄砂層組成，粘土以厚層狀為主，可塑性好，膨脹性強，普遍厚度較大，分布穩定，隔水性能良好，可以有效地阻止上覆地表水及一、二、三含水向下潰漏。四含主要由粘土質砂、中細砂和砂礫等組成，純厚介于0～18.40m之間，平均5.00m左右，厚度變化較大，分布不穩定，泥質含量高，富水性較弱，因直覆于基巖各含水層與煤層之上，在天然狀態下與下伏各含水層（段）均有一定的水力聯系。(3)基巖含、隔水層（段）1)二疊紀煤系含、隔水層（段）本井田二疊紀煤系主要由砂巖、泥巖、粉砂巖和煤層等組成，且以泥巖、粉砂巖居多。根據可采煤層的賦存位置，可將二疊紀煤系大致分為1～3煤上隔水層（段）、3～4煤間含水層（段）、4～5煤下隔水層（段）、7～8煤上下含水層（段）、8煤下～10煤上隔水層（段）、10煤上下含水層（段）和10煤下～太灰間隔水層（段）。一般情況下，含水層（段）砂巖裂隙不甚發育，富水性較弱，地下水主要受區域層間徑流補給，且補給水源不足，以儲存量為主；而隔水層（段）則除10煤下～太灰間這一區段局部受斷層影響，導致彼此間距縮小、隔水性能較差以外，其余均具良好的隔水作用。2）石炭系太灰巖溶裂隙含水層（段）井田內石炭系太原組總厚131.52m，主要由灰巖、砂巖、粉砂巖、泥巖和薄煤層組成；其中含灰巖12層，灰巖累厚69.53m，并以3、4和12灰厚度較大。地下水以層間徑流補給為主，且在淺部部分地段與四含有互補性。灰巖巖溶裂隙發育不均，富水性較弱，正常情況下對10煤層開采影響不大。但是，當局部地段受斷層切割而致7～8煤層和10煤層與太灰間距縮小甚至彼此對口時，則很可能引發突水事故。因此，在井下開采時，必須盡可能避開上述地段，并采取積極的探水和降壓等措施，謹防災害發生。3）奧陶系灰巖巖溶裂隙含水層（段）區域資料表明：奧陶系灰巖總厚度在500m左右，主要由淺灰色厚層狀石灰巖組成，一般淺部巖溶裂隙發育，富水性強，導水性好，但因其遠離主要可采煤層，正常情況下對煤層開采影響較小。(4)斷層帶本井田斷層雖比較發育，但主要具張扭性，且斷層帶又多為泥巖、粉砂巖和少量砂巖充填，一般情況下含水性弱，導水性差，與其它含水層間的水力聯系也不甚密切。《淮北礦業（集團）公司孫疃煤礦首采區瞬變電磁勘探報告（2005.12.）》對F7和F9二斷層所做的勘探資料也已證明了本井田斷層具有含水性較弱、導水性較差的特點。然而，實際開采過程中仍應謹防少數導水性較好、富水性較強的斷層，或受采動影響而局部活化的斷層可能成為礦井突水的重要途徑。綜上所述，本井田新生界四含孔隙含水層（組）、二疊紀煤系砂巖裂隙含水層（段）和石炭系太灰巖溶裂隙含水層（段）對井下開采影響較大。但是，如果在可采煤層的淺部必要地段留設適當高度的防水煤柱，四含水一般不致潰入礦坑而對井下開采構成大的威脅。這樣，二疊紀煤系砂巖裂隙水和石炭系太灰巖溶裂隙水便成為礦井開采的主要充水因素。因此，本井田的水文地質條件屬以裂隙充水為主的中等類型。(5)礦井涌水量根據《安徽省濉溪縣孫疃井田勘探（精查）地質報告（電子版）（2004.2.）》提供的資料，本礦井一水平（-540m）開采3～10煤層（面積為5.885km2）時正常涌水量為383m3/h，最大涌水量為520m3/h；太灰的可能突水量為616m3/h。然而，本次設計已將一水平標高調整為-550m，但因其變動不大，故礦井涌水量仍然取用上述資料。圖1孫疃礦交通位置示意圖可采煤層本井田可采煤層以大部可采的中厚煤層為主，結構簡單～較簡單，煤層穩定性屬較穩定型；煤層對比可靠。其中31、32、51、72、82和10為可采煤層，平均總厚10.15m，約占煤層平均總厚的90%；而72、82和10為主要可采煤層，平均總厚6.39m，主采煤層10號煤。1.3.3煤的特征本井田各可采煤層以低～中高灰、特低～低中硫、特低～低磷、中高～高揮發分、高～特高熱值和具中～強粘結性的1/3焦煤為主，氣煤次之；主要可作煉焦配煤，也可用于工業鍋爐燃燒。1.3.4瓦斯，煤塵及自燃，地溫(1)瓦斯本井田瓦斯測試資料表明：礦井絕對瓦斯涌出量為1.84m3/min。通過對上述資料進一步分析得知，本井田的瓦斯風化帶底界大致位于地表下垂深500m處。本井田瓦斯含量的分布特點表現為：從縱向上看，同一煤層的瓦斯含量有隨煤層埋深的增加而增高的趨勢；從橫向上看，各可采煤層的瓦斯含量在走向上變化不大，但在傾向上則具有分帶性，瓦斯含量等值線有與煤層底板等高線基本一致的變化趨勢。結合臨近礦井瓦斯資料綜合分析，設計暫按低瓦斯礦井考慮。(2)煤的自燃本井田3煤層為不自燃，5、8煤層為自燃，7煤層為容易自燃，10煤層為很易自燃～不自燃。設計暫按容易自燃考慮。(3)煤塵本井田各可采煤層的可燃基揮發份產率均在30%以上；煤塵爆炸性試驗結果表明：各可采煤層均有明顯火焰，焰長均在50mm以上，最大達550mm，約需加入75%的巖粉量方可抑制爆炸。顯然，本井田各可采煤層均有煤塵爆炸危險。(4)地溫本井田恒溫帶深度位于地表下垂深30m處，恒溫帶溫度為16.9℃。本井田的地溫類型為基底凹陷型。地溫梯度介于2.00～3.61℃/hm之間，平均2.71℃/hm，屬正常地溫背景下的正常地溫區。根據主要可采煤層底板溫度與其深度之間建立的相關關系式預測，本井田72、82和10煤層的F11斷層南、北區段出現一級熱害的深度分別均約在－500m和－650m，且72、82煤層在21線的深部局部還有二級熱害區。

圖1.2孫疃礦綜合柱狀圖2井田境界與儲量2.1井田境界孫疃井田位于安徽省淮北礦區臨渙區的中偏東部，其北為人為邊界，南止人為邊界；西自各可采煤層的風氧化帶底界，東至各可采煤層-900m底板等高線。全井田南北走向長9.57km，東西傾斜寬3～5km，面積約40.7km2。2.2礦井儲量計算構造類型煤層內傾角為10°~20°，平均為17°且沿走向略有扭曲的簡單單斜。2.2.2礦井工業儲量礦井工業儲量是指在井田范圍內，經地質勘探，煤層厚度和質量均合乎開采要求，地質構造比較清楚。本礦井設計對8,10號煤層進行開采設計，它們的厚度分別為2.03，2.73m，結構簡單～較簡單，煤層穩定性屬較穩定型；煤層對比可靠本次儲量計算是在精查地質報告提供的1：10000煤層底板等高線圖上計算的，儲量計算可靠。10煤層，采用塊段法計算工業儲量。地質塊段法就是根據一定的地質勘探或開采特征，將礦體劃分為若干塊段，在圈定的塊段法范圍內可用算術平均法求得每個塊段的儲量。煤層總儲量即為各塊段儲量之和，每個塊段內至少應有一個以上的鉆孔。塊段劃分如圖2所示。根據《煤炭工業設計規范》，求得以下各儲量類型的值：(1)礦井地質資源量礦井地質資源量可由以下等式計算：（2-1）式中：——礦井地質資源量，Mt；——煤層平均厚度，m；——煤層底面面積，m3；——煤容重，t/m3。將各參數代入（2-1）式中可得表2-2，所以地質儲量為：=311.37（Mt）圖2塊段劃分示意圖表2-2煤層地質儲量計算煤層塊段傾角/(°)塊段面積/km2煤厚/m容重/t/m3儲量/Mt煤層總儲量/Mt總儲量/Mt8#112.38.72.031.3623.47132.80311.37216.68.52.031.3622.4938.011.12.031.3630.35410.64.92.031.3613.30512.1162.031.3643.1910#112.38.72.731.3631.56178.57216.6.8.52.731.3630.2438.011.12.731.3640.81410.64.92.731.3617.88512.1162.731.3658.08（2）礦井工業儲量根據鉆孔布置，在礦井地質資源量中，60%探明的，30%控制的，10%推斷的。根據煤層厚度和煤質，在探明的和控制的資源量中，70%的是經濟的基礎儲量，30%的是邊際經濟的基礎儲量，則礦井工業資源/儲量由式計算。礦井工業儲量可用下式計算：（2-2）式中——礦井工業資源/儲量；——探明的資源量中經濟的基礎儲量；——控制的資源量中經濟的基礎儲量；——探明的資源量中邊際經濟的基礎儲量；——控制的資源量中經濟的基礎儲量；——推斷的資源量；——可信度系數，取0.7~0.9。地質構造簡單、煤層賦存穩定的礦井，值取0.9；地質構造復雜、煤層賦存較穩定的礦井，取0.7。該式取0.8。130.77（Mt）65.38（Mt）56.05（Mt）28.02（Mt）28.02（Mt）因此將各數代入式2-2得：308.24（Mt）2.2.3礦井可采儲量礦井設計資源儲量按式（2-3）計算：式中 ——礦井設計資源/儲量 ——斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱損失量之和。按礦井工業儲量的3%算。則：298.99（Mt）礦井設計可采儲量式中 ——礦井設計可采儲量； ——工業場地和主要井巷煤柱損失量之和，按礦井設計資源/儲量的2%算； C——采區采出率，厚煤層不小于75%；中厚煤層不小于80%；薄煤層不小于85%。此處取0.85。則：234.41（Mt）工業廣場煤柱根據《煤炭工業設計規范》不同井型與其對應的工業廣場面積見表2-3。第5-22條規定：工業廣場的面積為平方公頃/10萬噸。本礦井設計生產能力為180萬噸/年，所以取工業廣場的尺寸為360m×600m的長方形。煤層的平均傾角為17度，工業廣場的中心處在井田走向的中央，傾向中央偏于煤層中上部，其中心處埋藏深度為-550m，該處表土層厚度為120-160m，主井、副井，地表建筑物均布置在工業廣場內。工業廣場按Ⅱ級保護留維護帶，寬度為15m。本礦井的地質掉件及沖積層和基巖層移動角見表2-4。表2-3工業場地占地面積指標井型（萬t/a）占地面積指標（公頃/10萬t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-4巖層移動角廣場中心深度/m煤層傾角煤層厚度/m沖擊層厚度/mфδγβ-55017°2.73150427373.373由此根據上述以知條件，畫出如圖3所示的工業廣場保護煤柱的尺寸：圖3工業廣場保護煤柱

3礦井工作制度、設計生產能力及服務年限3.1礦井工作制度按照《煤炭工業礦井設計規范》中規定，參考《關于煤礦設計規范中若干條文修改的說明》，確定本礦井設計生產能力按年工作日330天計算，四六制作業（三班生產，一班檢修），每日三班出煤，凈提升時間為16小時。3.2礦井設計生產能力及服務年限（1）礦井設計生產能力因為本井田儲量豐富，主采煤層賦存條件簡單，井田內部無較大斷層，比較合適布置大型礦井，經校核后確定本礦井的設計生產能力為180萬噸/年。（2）.井型校核下面通過對設計煤層開采能力、輔助生產能力、儲量條件及安全條件等因素對井型加以校核。1）礦井開采能力校核淮北孫疃礦10煤層為中厚煤層，煤層平均傾角為17度，地質構造簡單，賦存較穩定，但礦井瓦斯含量及涌水相對較大，工作面長度不一過大，考慮到礦井的儲量可以布置兩個綜采工作面同采可以滿足礦井的設計能力。2）輔助生產環節的能力校核本礦井為大型礦井，開拓方式為立井開拓，主井提升容器為兩對9噸底卸式提升箕斗，提升能力可以達到設計井型的要求，工作面生產原煤一律用帶式輸送機運到采區煤倉，運輸能力很大，自動化程度很高，原煤外運不成問題。輔助運輸采用罐籠，同時本設計的井底車場調車方便，通過能力大，滿足矸石、材料及人員的調動要求。所以輔助生產環節完全能夠滿足設計生產能力的要求。3）通風安全條件的校核本礦井煤塵具有爆炸性瓦斯含量相對較高，屬于高瓦斯礦井，水文地質條件較簡單。礦井通風采用對角式通風，礦井達產初期對首采只需先建一個風井即可滿足礦井的通風需求，后期再建一個風井，可以滿足整個礦井通風的要求。本井田內存在若干小斷層，已經查到且不導水，不會影響采煤工作。所以各項安全條件均可以得到保證，不會影響礦井的設計生產能力。4）儲量條件校核井田的設計生產能力應于礦井的可采儲量相適應，以保證礦井有足夠的服務年限。礦井服務年限的公式為：T=Zk/(A×K)（3-1）其中：T礦井的服務年限，年；Zk礦井的可采儲量，234.41Mt；A礦井的設計生產努力，180萬噸/年；K礦井儲量備用系數，取1.4。則：T=234.41×100/（180×1.4）=93.01（年）既本礦井的開采服務年限符合規范的要求。注：確定井型是要考慮備用系數的原因是因為礦井每個生產環節有一定的儲備能力，礦井達產后，產量迅速提高，局部地質條件變化，使儲量減少，有的礦井由于技術原因使采出率降低，從而減少儲量，為保證有合適的服務年限，確定井型時，必須考慮備用系數。5）第一水平服務年限校核由本設計第四章井田開拓可知，礦井是兩水平斜井延伸，一水平在-550m，即本設計第一水平的服務年限符合礦井設計規范的的要求。表3-1不同礦井設計生產能力時礦井服務年限表礦井設計生產能力（萬t/a）礦井設計年限（a）第一水平設計服務年限煤層傾角<25°25°-45°>45°600及以上7035300-5006030120-2405025201545-9040201515

4井田開拓4.1井田開拓的基本問題井田開拓是指在井田范圍內，為了采煤，從地面向地下開拓一系列巷道進入煤體，建立礦井提升、運輸、通風、排水和動力供應等生產系統。這些用于開拓的井下巷道的形式、數量、位置及其相互聯系和配合稱為開拓方式。合理的開拓方式，需要對技術可行的幾種開拓方式進行技術經濟比較，才能確定。井田開拓主要研究如何布置開拓巷道等問題，具體有下列幾個問題需認真研究。確定井筒的形式、數目和配置，合理選擇井筒及工業場地的位置；合理確定開采水平的數目和位置；布置大巷及井底車場；確定礦井開采程序，做好開采水平的接替；進行礦井開拓延深、深部開拓及技術改造；合理確定礦井通風、運輸及供電系統。確定開拓問題，需根據國家政策，綜合考慮地質、開采技術等諸多條件，經全面比較后才能確定合理的方案。在解決開拓問題時，應遵循下列原則：貫徹執行國家有關煤炭工業的技術政策，為早出煤、出好煤高產高效創造條件。在保證生產可靠和安全的條件下減少開拓工程量；尤其是初期建設工程量，節約基建投資，加快礦井建設。合理集中開拓部署，簡化生產系統，避免生產分散，做到合理集中生產。合理開發國家資源，減少煤炭損失。必須貫徹執行煤礦安全生產的有關規定。要建立完善的通風、運輸、供電系統，創造良好的生產條件，減少巷道維護量，使主要巷道經常保持良好狀態。要適應當前國家的技術水平和設備供應情況，并為采用新技術、新工藝、發展采煤機械化、綜掘機械化、自動化創造條件。根據用戶需要，應照顧到不同媒質、煤種的煤層分別開采，以及其它有益礦物的綜合開采。本井田開拓方式的選擇，主要考慮到以下幾個因素：1）本井田煤層埋藏較深，煤層可采線在-200m，最深處到-900m表土層平均25m，本井田瓦斯及涌水比較小,對開拓方式的選擇影響不大。2）本礦地表地勢平坦，地面平均標高為+25m。4.1.1井筒形式的確定（1）井筒形式的確定井筒形式有三種：平硐、斜井、立井。一般情況下，平硐最簡單，斜井次之，立井最復雜。具體見表4-1。本礦井煤層傾角不大，平均17°，為緩傾斜煤層；表土層厚約120~160m，無流沙層；水文地質情況中等—簡單，涌水量不大；井筒需要特殊施工—凍結法建井，因此需采用立井開拓。

表4-1井筒形式比較井筒形式優點缺點適用條件平硐1運輸環節和設備少、系統簡單、費用低。2工業設施簡單。3井巷工程量少，省去排水設備，大大減少了排水費用。4施工條件好，掘進速度快，加快建井工期。5煤炭損失少。受地形影響特別大有足夠儲量的山嶺地帶斜井與立井相比：1井筒施工工藝、設備與工序比較簡單，掘進速度快，井筒施工單價低，初期投資少。2地面工業建筑、井筒裝備、井底車場簡單、延深方便。3主提升膠帶化有相當大提升能力。能滿足特大型礦井的提升需要。4斜井井筒可作為安全出口。與立井相比：1井筒長，輔助提升能力小，提升深度有限。2通風線路長、阻力大、管線長度大。3斜井井筒通過富含水層，流沙層施工復雜。井田內煤層埋藏不深，表土層不厚，水文地質條件簡單，井筒不需要特殊法施工的緩斜和傾斜煤層。立井1不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯和水文地質等自然條件限制。2井筒短，提升速度快，對輔助提升特別有利。3當表土層為富含水層的沖積層或流沙層時，井筒容易施工。4井筒通風斷面大，能滿足高瓦斯、煤與瓦斯突出的礦井需風量的要求。1井筒施工技術復雜，設備多，要求有較高的技術水平。2井筒裝備復雜，掘進速度慢，基建投資大。對不利于平硐和斜井的地形地質條件都可考慮立井。（2）井筒位置的確定井筒位置選擇要有利于減少初期井巷工程量，縮短建井工期，減少占地面積，降低運輸費用，節省投資；要有利于礦井的迅速達產和正常接替。因此，井筒位置的確定原則：1）沿井田走向的有利位置當井田形狀比較規則而且儲量分布均勻時，井筒的有利位置應在井田走向中央；當井田儲量呈不均勻分布時，應布置在儲量的中央，以形成兩翼儲量比較均勻的雙翼井田，可使沿井田走向的井下運輸工作量最小，通風網路較短，通風阻力小。2）井筒沿井田傾斜方向的有利位置井筒位于井田淺部時，總石門工程量大，但第一水平及投資較少，建井工期短；井筒位于井田中部時，石門較短，沿石門的運輸工程量較小；井筒位于井田的下部時，石門長度和沿石門的運輸工作量大，如果煤系基底有含水量大的巖層不允許井筒穿過時，它可以延深井筒到深部，對開采井田深部及向下擴展有利。從井筒和工業場地保護煤柱損失看，井筒愈靠近淺部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田傾向方向中偏上的位置。3）有利于礦井初期開采的井筒位置盡可能的使井筒位置靠近淺部初期開采塊段，以減少初期井下開拓巷道的工程量，節省投資和縮短建井工期。4）地質及水文條件對井筒布置影響要保證井筒，井底車場和硐室位于穩定的圍巖中，應盡量使井筒不穿過或少穿過流沙層，較大的含水層，較厚沖積層，斷層破碎帶，煤與瓦斯突出的煤層，較軟的煤層及高應力區。5）井口位置應便于布置工業廣場井口附近要布置主，副井生產系統的建筑物及引進鐵路專用線。為了便于地面系統間互相連接，以及修筑鐵路專用線與國家鐵路接軌，要求地面平坦，高差不能太大，盡量避免穿過村鎮居民區，文物古跡保護區，陷落區或采空區，洪水浸入區，盡量避免橋涵工程，尤其是大型橋涵隧道工程。6）井口應滿足防洪設計標準附近有河流或水庫時要考慮避免一旦決堤的威脅及防洪措施。由于本井田傾角平緩，厚度變化小，且距離東部國道近。故把井筒置于井田中央，即工業場地之中。（3）井筒數目為了滿足井下煤炭的提升，需設置一主井，輔助提升及進風設置一副井。因為低瓦斯礦井，井田面積較小，表土層厚度大，不宜用邊界式通風，所以不再另設風井，可用主井回風。共計兩個井筒。4.1.2井筒位置的確定采（帶）區劃分（1）井筒位置的確定原則1）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運輸大巷的布置，石門的工程量要盡量少；2）有利于首采采區布置在井筒附近的富煤階段，首采區要盡量少遷村或不遷村；3）井田兩翼的儲量基本平衡；4）井筒不宜穿過厚表土層、厚含水層、斷層破壞帶、煤與瓦斯突出煤層或軟弱巖層；

圖4采帶區劃分示意圖5）工業廣場應充分利用地形，有良好的工程地質條件，且避開高山、低洼和采空區，不受崖崩滑坡和洪水的威脅；6）工業場地宜少占耕地，少壓煤；7）水源、電源較進，礦井鐵路專用線短，道路布置合理。（2）井筒位置的確定本礦井走向長度較大地勢平坦,主副井筒布置在儲量中央,且兩井筒的地面標高大于歷年最高洪水位標高。具體采區、帶區劃分見圖4。4.1.3工業場地的位置工業場地的位置選擇在主、副井井口附近，即井田中部。工業場地的形狀和面積：根據表2-3工業場地占地面積指標，確定地面工業場地的占地面積為12×18公頃，形狀為矩形，長邊平行于井田走向。根據制圖規范1：10000的圖按360m×600m繪制。4.1.4開采水平的確定本礦井主采煤層為10號煤層，其它煤層屬急薄且不穩定煤層，近期暫不開采可作為后備儲量。10號煤層屬緩斜煤層，平均傾角為17，煤層無露頭，煤層埋藏最深處達-900m，垂直高度達700m。根據《煤炭工業設計規范》規定，緩傾斜、傾斜煤層的階段垂高為200~350m，針對于本礦井的實際條件，決定煤層的階段垂高為300m左右。由于本礦井瓦斯,涌水及煤層傾角比較大,所以可以考慮上下山的開采方案,考慮到井田范圍不大,所以本礦井也可采用兩水平的開采方式。采用兩個水平劃分時，立井開拓第一水平,由于10煤下有含水層，所以二水平的延深不能考慮采用立井延深，因此，采用暗斜井延深。4.1.5礦井開拓方案比較（1）提出方案根據以上分析，現提出以下四種在技術上可行的開拓方案，如圖4-2，分述如下：方案一：立井單水平上下山（煤層大巷)主、副井均為立井，布置于井田中央，大巷布置在煤層當中。方案二：立井單水平上下山（巖石大巷)主、副井均為立井，布置于井田中央，大巷布置在巖層當中。方案三：立井兩水平直接延深（巖石大巷）主、副井均為立井，布置于井田中央，立井延深，大巷布置在巖層當中。方案四：立井兩水平暗斜井延深（巖石大巷）主、副井均為立井，布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在巖層當中。（2）技術比較以上所提四個方案中，井筒位置、數量和軌道大巷、回風大巷長度以及一、二水平采區總體一致。區別在于二水平的開拓方式不同而引起部分基建、生產經營費用不同。方案一、二中，區別在于二方案中巖石大巷，這樣就增加了巖石巷道的掘進，使后期基建費用加大；增加了設備的配備；維護費用；但其優點也是顯而易見的：減少了大巷保護煤柱，運輸系統干擾降低，各種運輸暢通，由于是厚煤層開采，通風安全性提高，通風條件優化，可以適當減少煤巷的維護，提高了煤炭采出率。方案二中，巖石掘進量明顯較少，而且設備少，環節簡單；開拓準備時間短。但通風條件差；巷道維護費用增加。故兩方案中暫取方案二。綜上所述，經過對方案一，二，三，四的系統比較，確定本礦井使用方案四：立井兩水平暗斜井延深（巖石大巷）主、副井均為立井，布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在巖層當中。

圖５開拓方案示意圖各方案粗略估算費用表(單位：萬元)方案二方案一基建費用暗斜井開鑿966×1050×10-4966×1150×10-4101.43111.09立井開鑿2×250×3000×10-4150.00石門2×836×800×10-4133.76石門2×1778×800×10-4284.48井底車場800×900×10-472.00井底車場1000×900×10-490.00小計418.28小計524.48生產費用立井提升1.2×15650.775×0.488×0.857790.33立井提升1.2×15650.775×0.738×0.8511281.28暗斜井提升1.2×9059.6×0.966×0.485040.91暗斜井提升00石門運輸1.2×9059.6×0.836×0.3813462.75石門運輸1.2×9059.6×1.778×0.3817364.56排水340×24×365×26.8×0.1525×10-41217.27排水340×24×365×26.8×0.1525×10-41217.27小計17511.26小計19863.11合計費用(萬元)17929.54費用(萬元)20387.59百分率100.0%百分率113.7%方案四方案三基建費用暗斜井開鑿1430×1050×10-41430×1150×10-4150.15164.45立井開鑿2×370×3000×10-4220.00石門2×1214×800×10-4194.24石門2×2643×800×10-4422.88斜井車場800×900×10-472.00立井車場1000×900×10-490.00小計580.84小計732.88生產費用立井提升1.2×15650.775×0.488×0.857790.33立井提升1.2×15650.775×0.858×0.8513696.93暗斜井提升1.2×9059.6×1.43×0.487462.21斜井提升00石門運輸1.2×9059.6×1.214×0.3815028.45石門運輸1.2×9059.6×2.643×0.3819347.44排水340×24×365×26.8×0.1525×10-41217.27排水340×24×365×26.8×0.1525×10-41217.27小計21498.26小計24361.64合計費用(萬元)22079.10費用(萬元)25194.52百分率100.0%百分率114.1%

建井工程量(單位：m)項目方案二方案四初期主井井筒488+30488+30副井井筒488+15488+15井底車場10001000運輸軌道大巷2×16362×1636后期斜井井筒2×9662×1430井底車場800800主石門2×8362×1214回風大巷08067運輸軌道大巷2×(1864+4093)2×(1864+8150)東部雙翼采區上下山2×21630西部雙翼采區上下山2×20760采區車場2×110×100

建井費用表項目方案二方案四工程量(m)單價(元/m)費用(萬元)工程量(m)單價(元/m)費用(萬元)期主井井筒5183000155.405183000155.40副井井筒5033000150.905033000150.90井底車場100090090.00100090090.00運輸軌道大巷3272800261.763272800261.76小計658.06658.06后期斜井井筒19321100212.5228601100314.60井底車場8000900720.008000900720.00回風大巷000.008067300242.01主石門1672800133.762824800225.92運輸軌道大巷11878800950.24200288001502.24東翼采區上下山4326300129.7803000.00西翼采區上下山4152300124.5603000.00采區中部車場2200900198.0009000.00小計2270.862604.77總計2928.923262.83費用匯總表方案方案四方案二項目費用(萬元)百分率(%)費用(萬元)百分率(%)初期建井費658.06100.0%658.06100.0%基建工程費2928.92100.0%3262.83111.4%生產經營費28401.42100.0%30198.68106.3%總費用31330.34100.0%33461.51106.8%4.2礦井基本巷道井筒由前章確定的開拓方案可知第一水平主、副井都為立井，在井田中央設置中央風井。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年限長，承壓性能好，通風阻力小，維護費用少及便于施工的特點，因此，主、副立井及南、北風井均采用圓形斷面。（1）主井主井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑6.5m，斷面積33.18m2，井筒內裝備一對16t的雙箕斗，井壁采用砌碹支護方式。此外，還布置有檢修道，動力電纜，照明電纜，通迅信號電纜，人行臺階等設施。主井斷面和主要參數如圖4-2。（2）副井副井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為7.7m，斷面積44.18m2，井筒內裝備一對3.0t雙層單車多繩罐籠，井壁采用砌碹支護方式，井筒主要用于提料、運人、提升設備，矸石等。采用金屬罐道梁，型鋼組合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井內除裝備罐籠外，還設有梯子間作為安全出口，并設有管子道，電纜道。副井斷面和主要參數如圖4-3。（3）風井風井位于礦井中央上邊界保護煤柱內，備有安全出口。圓形斷面，井筒凈直徑5.0m，凈斷面19.63m2，采用預制管柱支護方式，井壁厚度達400mm，風井斷面和主要參數如圖4-4。（4）風速驗算所選定的副井作為進風井，南、北風井作為出風井，其斷面的大小必須符合風速要求。由第九章《礦井通風與安全》的風速驗算可知，所選的井筒符合風速要求。井底車場及硐室礦井為立井開拓，煤由箕斗運至地面；物料經副立井運至井底車場，在井底車場換裝，由電機車運到采區或帶區。（1）井底車場的形式和布置方式井底車場是連接礦井井筒和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯系著井筒提升和井下運輸兩大生產環節，為提煤、提矸石、下料、通風、排水、供電和升降人員等各項工作服務，是井下運輸的總樞紐。根據《煤炭工業設計規范》要求:井底車場布置形式應根據大巷運輸方式，通過車場的貨載量、井筒提升方式、井筒與主要運輸大巷的相互位置，地面生產系統布置和井底車場巷道及主要硐室所處的圍巖條件