铁法大兴三矿300万吨每年新井设计（采矿毕业设计）论文.doc
铁法大兴三矿300万吨每年新井设计（采矿毕业设计）【全套5张CAD图纸+毕业论文】
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中文题目：铁法大兴三矿300万吨/年新井设计外文题目：IRON ORE DAXING 3.0 MILLION TONS / YEAR OF NEW WELLS DESIGN 毕业设计（论文）共 121页（其中：外文文献及译文16页） 图纸共4张 完成日期 2007年6月 答辩日期 2007年7月摘要 本设计是铁法大兴三矿300万吨/年新井设计。结合大兴三矿的具体条件，对大兴三矿的地质条件、赋存条件和其他各方面因素分析，通过经济比较确定了本矿采用立井开拓方式。单水平布置，布置了两条岩石大巷，其中一条回风大巷，另一条是运输大巷。煤层大巷分别用于回风、带区运煤和进风行人。由于煤层平均倾角比较小，经过分析比较确定了倾斜长壁采煤法。此方法巷道布置简单，效率高，出煤快，比较合理。矿井通风确定了中央并列式通风方式，风井采用抽出式通风，满足了该矿井的通风要求。主井采用箕斗提升，可以满足煤炭的提升要求。最后确定了排水、供电以及其他的部分的设计内容。此设计符合相关的法律法规，达到国家要求安全生产的各项标准。关键字：立井开拓；单水平；倾斜长壁；中央并列式通风AbstractThe design of the iron ore deposits Daxing 3 million tons / year of new wells design. Daxing mine with three specific conditions, the Daxing Mine geological conditions, storage conditions and other factors, identified through economic comparison of the mine shaft using pioneering approach. Single-level layout, layout of the two rock roadway, which winds back to a main roadway, and the other one is transportation roadway. Seam roadway were used to the wind, to bring the district into coal and popular person. Because the average coal seam inclination is relatively small, determined through the analysis and comparison of the tilt longwall mining method. This method roadway layout simple, high efficiency, coal out fast, more reasonable. Mine ventilation identified alongside the central ventilation, ventilation shaft ventilation extract used to meet the requirements of the ventilation shaft. Skip the main shaft used to upgrade and meet the demands of coal upgrading. Finalization of the drainage, electricity and other parts of the design elements. This design comply with the relevant laws and regulations, and meet the national security requirements of the standard production Key word: Vertical shaft； Single leve；incline long wall mining coal；central compound -like ventilationII目录前言11 矿区概述及井田特征21.1 矿区概述 21.2 井田及其附近的地质特征31.3 煤质质量及煤质特征62 井田境界与储量132.1 井田境界132.2井田的储量 143 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度173.1 矿井年产量及服务年限173.2 矿井的一般工作制度194 井田开拓20 4.1 井筒形式及井筒位置的确定204.2 开采水平的设计244.3带区划分及开采顺序274.4 开采水平、回风水平及井底车场284.5 开拓系统综述335 带区巷道布置365.1 设计带区的地质概况及煤层特征415.2 带区形式435.3 带区的划分及层间联435.4带区车场及硐室435.5 采准系统及生产系统465.6 带区开采顺序465.7带区巷道断面尺寸、支护方式475.8 带区的巷道掘进率、采区回采率496 采煤方法516.1采煤方法的选择516.2 重点设计煤层及围岩条件516.3 工作面长度的确定516.4 采煤机械的选择及回采工艺方式的确定 536.5 循环方式的选择及循环图表的编制627 建井工期及开采计划667.1 建井工期及施工组织设计667.2 开采顺序678 矿井通风708.1 概述70 8.2 矿井通风方式与通风系统的选择 708.3 总风量的计算与风量分配 728.4 矿井总风压及等积孔的计算758.5 通风设备的选择798.6 矿井灾害防治综述819 矿井运输与提升859.1 概述859.2 带区运输设备的选择859.3 主要巷道运输设备的选择859.4 提升8610 排水9210.1矿井涌水9210.2 排水设备的选择9210.3 水泵设计9310.4 水仓设计9411 技术经济指标9611.1全矿人员编制9611.2 劳动生产率9711.3 成本9711.4 全矿技术经济指标9912 结论10313致谢104参考文献105目录前言11 矿区概述及井田特征21.1 矿区概述 21.2 井田及其附近的地质特征31.3 煤质质量及煤质特征62 井田境界与储量132.1 井田境界132.2井田的储量 143 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度173.1 矿井年产量及服务年限173.2 矿井的一般工作制度194 井田开拓20 4.1 井筒形式及井筒位置的确定204.2 开采水平的设计244.3带区划分及开采顺序274.4 开采水平、回风水平及井底车场284.5 开拓系统综述335 带区巷道布置365.1 设计带区的地质概况及煤层特征415.2 带区形式435.3 带区的划分及层间联435.4带区车场及硐室435.5 采准系统及生产系统465.6 带区开采顺序465.7带区巷道断面尺寸、支护方式475.8 带区的巷道掘进率、采区回采率496 采煤方法516.1采煤方法的选择516.2 重点设计煤层及围岩条件516.3 工作面长度的确定516.4 采煤机械的选择及回采工艺方式的确定 536.5 循环方式的选择及循环图表的编制627 建井工期及开采计划667.1 建井工期及施工组织设计667.2 开采顺序678 矿井通风708.1 概述70 8.2 矿井通风方式与通风系统的选择 708.3 总风量的计算与风量分配 728.4 矿井总风压及等积孔的计算758.5 通风设备的选择798.6 矿井灾害防治综述819 矿井运输与提升859.1 概述859.2 带区运输设备的选择859.3 主要巷道运输设备的选择859.4 提升8610 排水9210.1矿井涌水9210.2 排水设备的选择9210.3 水泵设计9310.4 水仓设计9411 技术经济指标9611.1全矿人员编制9611.2 劳动生产率9711.3 成本9711.4 全矿技术经济指标9912 结论10313致谢104参考文献105摘要 本设计是铁法大兴三矿300万吨/年新井设计。结合大兴三矿的具体条件，对大兴三矿的地质条件、赋存条件和其他各方面因素分析，通过经济比较确定了本矿采用立井开拓方式。单水平布置，布置了两条岩石大巷，其中一条回风大巷，另一条是运输大巷。煤层大巷分别用于回风、带区运煤和进风行人。由于煤层平均倾角比较小，经过分析比较确定了倾斜长壁采煤法。此方法巷道布置简单，效率高，出煤快，比较合理。矿井通风确定了中央并列式通风方式，风井采用抽出式通风，满足了该矿井的通风要求。主井采用箕斗提升，可以满足煤炭的提升要求。最后确定了排水、供电以及其他的部分的设计内容。此设计符合相关的法律法规，达到国家要求安全生产的各项标准。关键字：立井开拓；单水平；倾斜长壁；中央并列式通风AbstractThe design of the iron ore deposits Daxing 3 million tons / year of new wells design. Daxing mine with three specific conditions, the Daxing Mine geological conditions, storage conditions and other factors, identified through economic comparison of the mine shaft using pioneering approach. Single-level layout, layout of the two rock roadway, which winds back to a main roadway, and the other one is transportation roadway. Seam roadway were used to the wind, to bring the district into coal and popular person. Because the average coal seam inclination is relatively small, determined through the analysis and comparison of the tilt longwall mining method. This method roadway layout simple, high efficiency, coal out fast, more reasonable. Mine ventilation identified alongside the central ventilation, ventilation shaft ventilation extract used to meet the requirements of the ventilation shaft. Skip the main shaft used to upgrade and meet the demands of coal upgrading. Finalization of the drainage, electricity and other parts of the design elements. This design comply with the relevant laws and regulations, and meet the national security requirements of the standard production Key word: Vertical shaft； Single leve；incline long wall mining coal；central compound -like ventilation前言 毕业设计是学生锻炼自己动手操作和理论相结合的重要环节，学生通过设计能够全面系统的运用和巩固所学的知识，掌握矿井设计的方法、步骤及内容，培养自己的实事求是、理论联系实际的工作作风和严禁的工作态度，培养自己的科学研究能力，提高了编写技术文件和运算的能力，同时也提高了计算机应用能力及其他方面的能力整个毕业设计的地质资料是在学生毕业实习中得到的，锻炼了学生收集资料的能力，同时指导教师又对每个学生的题目做了修改，使每个学生都有自己的设计题目，锻炼了学生独立学习、独立解决问题的能力。本设计是铁法矿务局大兴三矿3.00Mt/a新井设计在所收集地质材料的前提下，由指导教师给予指导，并合理运用平时及课堂上积累的知识，查找有关资料，力求设计出一个高产、高效、安全的现代化矿井。本设计说明书从矿井的开拓、开采、运输、通风、提升及工作面的采煤方法等各个环节进行了详细的叙述，并在很多处进行了技术和经济比较论述了本设计的合理性，完成了毕业设计要求的全部内容同时说明书中要求图文并茂，使设计的内容更容易被理解、接受书中有不妥之处请老师提出指正。1 矿区概述及井田特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置大兴井田位于铁法煤田的西南部，隶属辽宁省铁岭市铁法区小明、蔡牛镇所辖，地理坐标为：东经 12333151233635，北纬 422136422527。 该井田北与大隆井田毗邻，以15、16号断层及72煤层525米等高线为界，东邻晓南井田以3、31、2、35号断层为界，西界为55、56号断层，南以煤层最低可采厚度边界线为界。南北走向长6.4公里，东西宽3.2公里，面积为20.48平方公里。 本区东部有长（春）大（连）铁路，可由铁岭车站及沈阳大青专次列车直通该矿区，并且在矿区各井田均有矿用铁路线相连。另外该区有沥青路面公路多条，四通八达，相距铁岭市约32公里，每天有通往沈阳、抚顺、彰武等地的客车，另有通往沈阳、辽阳的列车，交通运输十分便利。1.1.2 自然地理井田的地貌成因类型可分为剥蚀堆积和冲洪积两种类型。第一种地貌成因类型，由残坡积层和坡洪积层组成。位于井田西南角的孤山子一带。是由残坡积层所构成的低山丘陵，地面标高一般为75104.6米，最大地面相对高差29.6米，而在东北部左家岗子和西南部后孤山子一带，则由坡洪积层所构成的平缓平原，地面标高一般7083.00米左右，最大地面相对高差13.00米。第二种地貌成因类型，由冲洪积层组成。位于井田中部的四家子一带，是由该层所构成的较高平坦平原，地面标高一般64.3075.00米左右，最大相对高差10.70米。总之该井田地面标高64.30110.00米，最大相对高差45.7米，平均地面标高73.14米，一般相对高差8.84米。该井田内无较大河流，仅在井田中部有两条季节性小河，一是辽河屯小河，另一个是四家子小河，两条小河都是雨季河水增多，枯季几乎断流。本区处于平原内，多风少雨，春旱冬寒，属大陆性气候，一般春、秋、冬三季多风，冬季多西北风，春季多西南风，大至89级，小至23级，有“三天不刮，不叫铁法”之说法。降雨多集中在每年的七、八份，年降雨量最大达到1065.8毫米（1959年）。蒸发量最大值达到2028.4毫米（1962年）。年平均气温7度左右，最高达到35.8（1962年6月16日），最低达到34.3（1965年1月11日）。历年冻土深度一般在110厘米左右，冻土一般时间为当年10月至翌年5月，本区地震强度6级左右。1.2 井田及其附近的地质特征1.2.1 井田地层井田地层皆同区域地层，地表仅出露有黑云母安山岩，粗面岩，正长斑岩，其它均被第四系所掩覆。据钻孔资料所见有中生界侏罗系、白垩系及新生界第四系，由下而上分述如下：（一）中生界（）1、侏罗系上统阜新组（3）,为井田内唯一含煤地层，本组分为四段：（1）底部砂砾岩段（3）该段赋存较深，仅于煤田北部柏家沟及三家子局部地区有出露。下部以灰绿色、暗褐色砂砾岩为主，分选不好，砾石成分以花岗片麻岩、石英岩砾为多，砾径一般为2025厘米，最大1米左右。上部以灰色、深灰色砂岩为主，夹有砾岩，组成成分较杂，砾径一般0.55厘米，具波状及斜波状层理。该 段厚约500米左右。（2）下含煤段（）由灰黑色、灰白色、灰色砂岩、泥岩和煤层、炭泥岩组成。仅在井田西部和南端岩石为杂色，深灰色的粗砂岩，含砾砂岩及砂砾岩和少许泥岩、煤层，其岩石碎屑以长石、石英岩为主，泥质胶结，并有辉绿岩呈复式岩床侵入。该段厚约130200米，一般厚160米。产有Coniopteris（布列雅锥叶蕨）、Nilssonia（东方焦羽叶）等植物化石。该段共含煤22层，分别为121、122、12上、12、131、13、1411、1412、141、142、1521、1522、1523、152、1531、153、161、162、16上、16、171、172煤层，其中12、13、141、152、16层煤为本井田主要可采煤层，其余均为局部可采煤层。（3）中部砂岩、泥岩段（）本段为灰白色、灰色细砂岩夹粗砂岩、泥岩组成，层理发育，胶结致密，硬度略大，厚度4070米，一般50米左右。（4）上含煤段（）由灰、灰白、灰黑色砂岩、泥岩、含砾砂岩、砾岩及煤层组成，夹有菱铁矿结核体，具斜波状层理。局部亦有辉绿岩呈复式岩床侵入该段。该段厚150300米，一般约200米左右。产有Coniopteris等化石。该段共含煤23层，分别为21、22、231、23、33、421、422、423、42上、42、6、721、722、723、72上、72、8、92、93、9、101、102煤层，其中23、42、72、8、9为本井田主要可采煤层，其余均为局部可采煤层。2、白垩系下统孙家湾组（）,本组最大特征是以颜色区分为两段：（1）下部灰绿色砂岩段（）夹有灰色粗砂岩、泥岩及不等粒砂砾岩层，泥质胶结，厚度300米左右，并与侏罗系呈假整合或平行不整合接触。（2）上部紫色砂岩、砾岩段（）本段以紫色为最大特征，以不等粒砂砾岩、砾岩和砂岩组成，间夹薄层泥岩，胶结为泥质松软。本井田该层多被无芯钻进，厚约150300米。（二）新生界第四系（）：上部由黄色或灰褐色的亚粘土所组成，含少量铁锰质结核，全井田皆有分布。下部以砂、砂砾石为主，中夹砂层，底部较粗，一般砾径5毫米左右，平均厚度15米左右，与白垩系呈不整合接触。1.2.3 水文地质一、含水层该井田可分为三个含水层1、第四系砂砾孔隙承压含水层该层赋存于粘土及亚粘土下部，主要由黄色及灰白色砂及砂砾所组成的冲洪积层。成分以石英、长石、花岗片麻岩砾为主，一般砾径25毫米，最大砾径2030毫米。分选性一般，部分带有棱角，上细下粗。其分布详见图 41。除3线以北的西北角局部存在一般厚28米的含水层外，15线基本不存在该含水层。主要是在中部59线和913由西向东呈扁豆状分布于沿河两侧。一般厚度218米，最大厚度20.17米（174孔），最小厚度1.90米（622孔），平均厚度8.58米。其底板最大深度27.93米（624孔），最小深度6.76米（173孔），平均深度19.82米。13线以南的西南角出现局部坡洪积砂砾孔隙承压含水层，一般厚度216米。最大厚度18.10米。总之，该层最大厚度20.17米（174孔），最小厚度 1.50米 （731孔）， 平均7.75米。含水性，据959孔抽水试验0.309公升秒米，13.92米日。水位标高66.55米。水质为HCO3CaKNa型水。该层水主要补给来源为大气降水，在枯季排泄于地表水。2、白垩系玄武岩、砂砾岩裂隙承压弱含水层该层顶板与第四系底板呈不整合接触，其底板与侏罗系含煤组顶部泥岩隔水层顶板相接。其岩性上部主要由紫红色粗砂岩、砂砾岩及中期喷发玄武岩复合层所组成。下部则由灰绿色粗砂岩、砂砾岩复合岩层所组成。而上、下两部又均夹泥岩、粉、细砂岩复合隔水夹层。井田北部（7线以北），基本围绕3线的473、611两个孔变厚160440米。中部（712线）东西两侧较厚，中间较薄，一般在200米左右。南部 （1215线），向南逐渐增厚80560米，一般厚400米左右。总之，该层最大厚度576.28米（南排8号孔），最小厚度1.76米（950孔），平均厚度225.41米。其底板最大深度710.24米（737孔)，最小深度364.90米（989孔）。该含水层之间夹泥岩、粉、细砂岩复合隔水夹层，起很大相对隔水作用。最大厚度437.29米（628孔），最小厚度21.35米（950孔），平均厚度210.49米。含水性按垂直分带：、上覆40.2079.03米深的强风化带，简易水文观测消耗量比较大，一般大于5M3H以上，富水性较强。根据井田抽水试验，其含水性可分为南北两部，南强北弱。 、位于强风化带下部，属于中部的次弱风化带。深度170260米，含水性较弱。按井田抽水试验钻孔，其含水性可分为南北两部，也是南强北弱。、位于次弱风化带下部，也就是白垩系含水层下部，深度487.22米。含水性很弱，也同样可分为南北两部，南强北弱。总之，该含水层补给来源主要靠上部水的垂直微弱渗透，排泄趋向深部，迳流条件差。3、侏罗系含煤组粗砂岩及砂砾岩裂隙承压微弱直接充水含水层该层顶板为侏罗系含煤组顶部泥岩隔水层底板，底板为171层煤底板。其岩性主要由灰白色粗砂岩、砂砾岩复合岩层所组成。赋存于4、7、14、15层煤顶板和上、下煤组之间的河床相及粗砂岩,砂砾岩。由井田四周向中南部随底板加深（630.881257.00米）而增厚20200米。该层最大厚度215.83米，最小厚度1.45米，平均厚度79.87米。最大深度1257.00米，最小深度630.88米。该含水层之间夹泥岩、粉、细砂岩复合隔水夹层，起很大的隔水作用。其最大厚度417.95米，最小厚度32.92米，平均厚度284.67米。含水性：按井田钻孔抽水试验，该含水层可分为北部微弱区和南部强微弱含水区。总之，该含水层主要补给来源为白垩系间接充水含水层的微弱垂直渗透，又处于深部闭合、盐化微循环环境中。迳流条件极其微弱，排泄条件极差。1.3 矿层质量及矿层特征1.3.1 煤层及可采煤层本井田含煤地层为下二迭系山西组及上石炭系的太原组，计含煤14层。17煤层赋存于山西组，814层于太原组。4-2煤、7-2煤、12煤、13煤、15-2煤全区发育稳定，余者皆为沉积不稳定的煤层，虽有局部可采点，但因构不成大块段无法开采，现将主要可采煤层自上而下分别叙述如下：1)4-2煤层：位于山西组底部，为全区发育的可采煤层，为简单结构煤层，煤变化不大，平均厚度为4.3米。顶板厚层状黑白相间条带状细粉砂岩。其底板为厚层状粉砂岩。2)7-2煤层：位于太原组顶部，为全区发育的可采煤层，平均厚度3.0米。顶板为粗砂岩，海相泥岩。底板为粘土质粉砂岩。3)12煤层：位于太原组上中部，全区发育，平均厚度3.0米。顶板厚层状海相泥岩，底板为粘土岩。4）13煤层：位于太原组下中部，全区发育，平均厚度2.0米。顶板厚层状细砂岩，底板为粗砂岩，海相泥岩。5）15-2煤层：位于太原组下部，全区发育，平均厚度2.5米。顶板厚层状海相泥岩，底板为粘土岩。1.3.2 瓦斯、煤尘、自然发火1、瓦斯成分及自然含量在精查补充勘探阶段，从42、72、12、13、152 等煤层中，采取瓦斯解吸煤样157个，通过化验和计算，绝对瓦斯涌出量：80m3/min。相对瓦斯涌出量：10m3/t。2、瓦斯变化的几点趋势、瓦斯含量相对高出的部位，往往是接触变质煤，特别是天然焦分布的地方。、由于辉绿岩的侵入，接触变质作用的影响，随着煤层赋存深度的增加，而瓦斯含量相对增高的趋势表现虽然不明显，但仍有所表现。、瓦斯分带：本井田根据瓦斯成分（CH4），将瓦斯分成两个带，即CH4带(CH480%，N2=2080%）和N2、CH4带（N2、CH4均为2080%）。这两个带以CH4带为主，N2、CH4带只是呈小片分布于煤层中。3、大兴矿煤与瓦斯突出危险性的测定在建井阶段，抚顺煤研所对7煤层进行了突出危险性的指标测定。测定结果，煤的突出危险性综合指标3685，煤层突出 危险综合指标D12.818.5。因此，抚顺煤研所认为具有突出危险性。4、实际生产情况在建井和生产过程中，大兴矿共发生4次煤与瓦斯突出现象，如表53：在生产过程中，97 年测得瓦斯相对涌出量为 11.31M3T，绝对涌出量为 78.8M3T；98 年测得相对涌出量为15.46M3T，绝对涌出量为79.88M3T。造成大兴井田瓦斯含量较高的原因为：火成岩活动频繁，接触变质煤分布广泛，煤层埋藏深，透气性差。因此在生产过程中，对瓦斯的防治工作要给予高度重视。二、煤尘在精查阶段从947、987、992三个钻孔中，采取了72、12、152 三个煤层共5个煤尘煤样，鉴定结果：火焰长度约大于400MM，岩粉量约为80。在生产过程中，96、97、98年测得煤尘爆炸指数在48.3055.63之间。因此本井田各煤层的煤尘，有强爆炸性或有爆炸危险。三、煤的自燃通过对九个还原样与氧化样的分析，由于着火点之差（T）均大于40，因此属于易自燃煤。在生产过程中就发生过煤的自燃现象。如S5701等多个工作面出现过CO增大现象。自然发火期为36个月。1.3.3 煤质一、煤种大兴井田各煤层共有长焰煤、气煤、不粘煤、弱粘煤、贫煤和天然焦等六个煤种。由于弱粘煤和贫煤零星分布，不成片，故把这两个零星分布点，并入到不粘煤之中。这样，煤层中煤种只有四个煤种，即长焰煤、气煤、不粘煤和天然焦。1、煤种的变化规律大兴井田各煤层以区域变质作用为主，但接触变质作用也相当严重，它严重地破坏干扰了区域变质作用的规律性，使煤种界线复杂化。、长焰煤和气煤的分布规律、随着煤层赋存深度的增加，长焰煤分布面积逐渐缩小，而气煤分布面积逐渐增大。例如23煤层，气煤零星分布，绝大部分为长焰煤；而12煤层长焰煤只在东北角零星分布，绝大部分为气煤。就长焰煤和气煤而言，上煤组以长焰煤为主，下煤组以气煤为主。、同一煤种随着煤层赋存深度的增加，而碳含量略有增高。以上两点变化规律，得出一个结论：就是本井田各煤层随着煤层赋存深度的增加，而煤的变质程度相对增高。、天然焦变化的几点规律、辉绿岩侵入煤层中间，影响煤的接触变质程度最为严重。、辉绿岩侵入煤层底部，辉绿岩与煤层的距离较辉绿岩的厚度影响严重。也就是说辉绿岩离煤层距离越小，煤层易变成天然焦；当距离不变，辉绿岩厚度越大，煤层易变成天然焦。、辉绿岩侵入煤层顶部，辉绿岩和煤层的距离对煤层变成天然焦的影响，较辉绿岩的厚度大得多。通过对接触变质煤的资料分析和研究，得出下面结论：在影响接触变质程度的三个主要条件中，以辉绿岩对于煤层的空间位置影响最为重要，其次是辉绿岩和煤层的距离，再其次是辉绿岩的厚度。、不粘煤的分布规律大兴井田总的煤层变质程度符合希尔特定律，但局部地段、局部煤层变质程度异常。分析其原因是火成岩的侵入，造成火成岩发育区域煤的热变质程度增高。大兴井田的不粘煤主要分布在火成岩岩床附近，该煤种与火成岩有着十分密切的关系。二、煤质特征1、煤的物理性质、长焰煤与气煤煤为黑色，条痕微带褐色，沥青光泽，具参差状、贝壳状、阶梯状、眼球状断口。8、9、13煤层，眼球状断口比较发育；72、12、141煤层贝壳状断口比较发育。容重一般为 1.301.34，9、152、16 煤层等容重较高，一般为1.301.36。煤层硬度均不大。各煤层比较，42、8、9、13、16等煤层较硬；72、12、141等煤层较脆。各煤层中有两组近于垂直煤层的节理，其中一条节理发育，近东西向。煤层结构及构造：各煤层具线理状、条带状结构，层状构造普遍发育，块状构造只有个别煤层局部发育。、天然焦由于辉绿岩的侵入，煤层部分或全部变成天然焦。天然焦的颜色变浅、灰浅灰色，光泽增强为金钢似金属光泽，外生裂隙发育，内有方解石充填。粒状结构，块状构造，比较坚硬。、不粘煤其物理性质介于长焰煤、气煤天然焦之间。2、煤的化学性质、水分各煤层净煤水分略高于原煤水分，水分含量0.5615.54。一般净煤水分在4.05左右，原煤水分在3.27左右。煤层水分含量从长焰煤、气煤、不粘煤天然焦依次减小，随着煤层赋存深度的增加，水分含量逐渐减小。、灰分除天然焦外，煤层灰分含量在5.6239.87之间，一般灰分含量在17.0022.73之间。在10 个主煤层中，72、9煤层灰分偏低，42、12、141、16煤层灰分略高，23、8、13、152煤层灰分偏高。、挥发分原煤挥发分略高于净煤挥发分，气煤挥发分略高于长焰煤，不粘煤挥发分则较低，一般低7，天然焦挥发分则更低。、发热量煤的发热量随着灰分的增高而降低，随着深度的增加而增高。 、碳、氢含量碳含量一般在80.34左右，氢含量一般在5.1左右。碳的含量有随着煤层赋存深度的增加而增高的趋势。不粘煤这种趋势不明显。就全井田而言，长焰煤、气煤、不粘煤的碳、氢含量比较稳定，只是不粘煤氢含量略低些。、含焦油率本井田5个主要可采煤层（4-2、7-2、12、13、15-2）的长焰煤和气煤平均焦油率，均在8以上，最高达13.83，属富油煤。10个主要可采煤层不粘煤的焦油产率，除7-2、13煤层为富油煤外，其余均为含油煤。、化学活性从井田内7个钻孔，4个煤层中，采取10个化学活性样。化验结果为CO2还原率太低，当温度在900时，平均仅为4.77，不能做气化用煤。、灰分结渣性从924孔4煤层中，采取1个灰分结渣样。试验结果，属强结渣性。、灰成分长焰煤、气煤的SO2、A23的含量较高，而不粘煤、天然焦含量较低；长焰煤、气煤的F2O3、CO、MO的含量较低,而不粘煤、天然焦的含量较高。、灰熔点长焰煤、气煤的灰熔点较高，不粘煤、天然焦的灰熔点较低，这与灰成分有关。长焰煤、气煤、不粘煤属高熔灰分；天然焦属低熔灰分。、硫、磷含量硫含量上煤组含量比下煤组高；长焰煤、气煤比不粘煤和天然焦高；原煤硫含量高于净煤。硫含量（SQ%）一般在0.50，属特低低硫煤层。磷含量(Pg %)原煤高于净煤，一般为0.0070.015，属低磷煤层。、砷（A2O3）、氯（CI）砷含量上煤组变化较大，在1.610ppm之间，下煤组比较稳定，变化小，在55.6ppm之间。上煤组氯含量较低；变化在0.00320.0068之间，下煤组氯含量较高，变化 在0.0110.03之间。、可选性根据 我矿洗煤厂提供的原料煤入洗0.1含量约为10，属于易选煤。、生产原煤灰分经过对近几年生产原煤灰分的统计，42煤层原煤灰分一般在37左右，72煤层原煤灰分在27左右。与精查补报告原煤灰分预计基本一致，略高两个百分点。、煤的工业用途综上煤质的指标，本井田的长焰煤、气煤和不粘煤可做动力用煤；长焰煤和气煤可做炼油用煤；气煤可做炼焦配煤。 图1-1综合柱壮图Figure 1 -1-strong comprehensive plan2 井田境界与储量2.1 井田境界2.1.1 井田境界 井田以南北为走向，东西为倾向。其井田境界：该井田北与大隆井田毗邻，以15、16号断层及72煤层525米等高线为界，东邻晓南井田以3、31、2、35号断层为界，西界为55、56号断层，南以煤层最低可采厚度边界线为界。井田走向长7.5千米，倾向宽3.8千米，井田面积约28.5平方公里。边界煤柱的留法及尺寸：1)井田边界矿柱留30米。2)井田浅部防水煤柱斜长50米。3)断层煤柱每侧各为20米。 2.1.2 邻近井田的开发情况及与本矿的影响本井田西部为大隆矿，西南部与晓南矿相邻，均以断层或勘探线为界，现分述如下 ： 1） 大隆井田 大隆井田位于小山井田西侧，以断层F76、F14、F19为界，大隆矿井于1966年9月开始兴建，1972年12月开始投产，设计年产量为92万吨。后经改扩建井型为180万吨的现代化大型矿井，开采4，7两层煤。由于大隆井田与小山井田边界断层的控制程度不同，有待于在今后的生产中进一步确定。 2） 晓南井田 晓南井田位于小山西南部，以 F19 断层为界，晓南矿井1971年10月开始筹建，于1980年9月28日建成投产，矿井设计年产量为90万吨，后经技术改进，扩建成年产量为180万吨的大型现代化的矿井，进入90年代后，逐步实现了高产稳产，现开采煤层为2与4-2两个煤层。2.1.3 论述所定边界的合理性本井田以断层为边界，充分利用自然条件。在井田范围内，储量、煤层赋存及开采条件均与矿井生产能力相适应。井田内有足够的储量和合理的服务年限。井田走向长度大于倾斜长度，有五层煤，可保证矿井各个开采水平有足够的服务年限。阶段高度及阶段斜长适当，矿井通风、井下运输较容易。 根据矿井设计规范的规定，采区开采顺序必须遵守先近后远，逐步向边界扩展的原则，并应符合下列规定7： 1)首采采区应布置在构造简单，储量可靠，开采条件好的块段，并宜靠近工业广场保护煤柱边界线。 2)开采煤层群时，采区宜集中或分组布置，有煤和瓦斯突出的危险煤层，突然涌水威胁的煤层或煤层间距大的煤层，单独布置采区。 3)开采多种煤类的煤层，应合理搭配开采，一般不得分采分运。 综上所述，矿井首采区定在靠近工业广场的东北部，采区储量丰富，有利于运输。东南部划分为一个采区，有利于矿井的均衡生产、运输较为集中和减少巷道的开拓费用。所以井田划分是合理的。2.2 井田的储量2.2.1 井田储量的计算原则71)按照地下实际埋藏的煤炭储量计算，不考虑开采、选矿及加工时的损失。2)储量计算的最大垂深与勘探深度一致。对于大、中型矿井，一般不超过1000米。3)精查阶段的煤炭储量计算范围，应与所划定的井田边界范围相一致。4)凡是分水平开采的井田，在计算储量时，也应该分水平计算储量。5)由于某种技术条件的限制不能采出的煤炭，如在铁路、大河流、重要建筑物等两侧的保安煤柱，要分别计算储量。6)煤层倾角不大于15度时，可用煤层的伪厚度和水平投影面积计算储量。7)煤层中所夹的大于0.05米厚的高灰煤（夹矸）不参与储量的计算。8)参与储量计算的各煤层原煤干燥时的灰分不大于40%。2.2.2井田的工业储量矿井的工业储量：勘探地质报告中提供的能利用储量中的A、B、C三级储量。 本井田的工业储量的算： Zg =21565969/cos10(4.3+3+3+2+2.5) 1.35=4.396亿吨 （2-1）其中 4-2煤储量：21565969/cos104.31.35=1.277亿吨 （2-2）7-2煤储量：21565969/cos1031.35=0.891亿吨 （2-3）12煤储量： 21565969/cos1031.35=0.891亿吨 （2-4）13煤储量：21565969/cos1021.35=0.594亿吨 （2-5）15-2煤储量：21565969/cos102.51.35=0.742亿吨 （2-6）表2-1工业储量计算表Table 2 -1 industrial reserves calculation table煤层号4-27-2121315-2工业储量/亿吨1.2770.8910.8910.5940.742总计/亿吨4.3962.2.3 矿井的地质损失和永久矿柱损失因为井田内有个大断层，需要留设保护煤柱：Z1=69233/cos1014.81.35=142.2（万吨） （2-7） Z2=39292/cos1014.81.35=80.1（万吨） （2-8） 因为边界需要留设边界保护煤柱：Z3=623648/cos1014.81.35=1271.4(万吨） （2-9）总计永久煤柱损失： Zy=Z1+Z2+Z3 =1493.7（万吨） （2-10）矿井的设计储量：Zs=Zg-Zy=4.396-0.14937=4.246(亿吨) （2-11）2.2.4 矿井的设计可采储量矿井的设计可采储量是指矿井的设计储量减去工业广场保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱量后乘以采区回采率的储量。矿井设计可采储量的计算矿井工业广场保护煤柱损失的计算4-2煤层工业广场保护煤柱梯形损失： 912124/cos101.354.3=0.05亿吨 （2-12）7-2煤层工业广场保护煤柱梯形损失： 923135/cos101.353=0.04亿吨 （2-13）12煤层工业广场煤柱梯形损失： 1001321/cos101.353=0.04亿吨 （2-14）13煤层工业广场保护煤柱梯形损失：1015735/cos101.352=0.028亿吨 （2-15）15-2煤层工业广场保护煤柱梯形损失：1017625/cos101.352.5=0.035亿吨 （2-16） 工业广场保护煤柱损失量：Zgy=0.05+0.04+0.04+0.028+0.035=0.193亿吨 （2-17）所以矿井的设计可采储量为:Zk=(Zs- Zgy) C （2-18）式中：Zk矿井设计可采储量； Zs矿井可采储量； Zgy矿井工业广场保护煤柱损失量； C矿井采区的回采率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。所以，本矿井设计可采储量Zk=(Zs-Zgy) C=（4.246-0.193）0.75=3.04亿吨 （2-19）3 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度3.1 矿井的年产量及服务年限3.1.1 说明矿井的年产量矿井的年产量（生产能力）确定的合理与否，对保证矿井能否迅速投产、达产和产生效益至关重要。而矿井生产能力与井田地质构造、水文地质条件、煤炭储量及质量、煤层赋存条件、建井条件、采掘机械化装备水平及市场销售量等许多因素有关。经分析比较，设计认为矿井的生产能力确定为300万吨/年不仅是可行的，也是合理的，理由如下：1)储量丰富煤炭储量是决定矿井生产能力的主要因素之一。本井田内可采的煤层达到5层，保有工业储量为4.396亿吨，按照300万吨/年的生产能力，能够满足矿井服务年限的要求，而且投入少、效率高、成本低、效益好。2)开采技术条件好本井田煤层赋存稳定，井田面积大，煤层埋藏较深，倾角小，结构简单，水文地质条件及地质构造简单，煤层结构单一，适宜综合机械化开采，可采煤层均为厚煤层，适合高产高效工作面开采。3)具有先进的开采经验近年来，“高产高效”工艺在煤矿成产中有了很大发展，而且该工艺投入少、效率高、成本低、效益好、生产集中简单、开采技术基本趋于成熟。综上所述，由于矿井优越的条件及外部运输条件，有利于把本矿井建设成为一个高产、高效矿井。矿井的生产能力为300万吨是可行的、合理的。3.1.2 矿井的服务年限矿井的设计生产能力宜按工作日330天计算，每天净提升时间为16小时。根据设计，工作面长220米，滚筒采用750毫米，一个工作面生产，一天割10刀，煤的比重为1.35吨/立方米，工作面的采出率为95%。所以矿井的生产能力为： 2200.75104.31.3595%330=300万吨 （3-1）满足矿井的设计生产能力每年300万吨。 根据煤炭设计规范的规定，在计算矿井服务年限时，储量备用系数宜采用1.31.5，本矿井采用1.3。 由矿井的服务年限计算公式6： P=Zk/AK （3-2） 式中： Zk矿井设计可采储量； A矿井的年产量； K矿井储量备用系数，一般取1.3 P=ZkAK =3.040.031.3 =78年根据煤炭工业矿井设计规范关于矿井设计服务年限应符合下列规定，新建矿井及其第一水平的设计服务年限不宜小于表内各年限值表3-1新建矿井设计服务年限Table 3 -1 new mine design service life矿井设计生产能力（Mt/a）矿井设计服务年限（a）第一开采水平设计服务年限（a）煤层倾角25煤层倾角2545煤层倾角456.0及以上70353.05.060301.22.4502520150.450.940201515本矿井服务年限为78年按要求大于其规定值，所以服务年限合理。3.1.3 矿井的增产期和减产期，产量增加的可能性 建井后产量出现增大，其可能性为：1)因在设计中考虑90%的面正规循环率，投产后，由于技术管理水平的提高，可突破90%的面正规循环率，故产量会增大。2)矿井的各个生产环节有一定的储备能力，矿井投产后，迅速突破设计能力，提高了年产量。3)工作面的回采率提高，导致在相同的条件下，产量也会增加。4)采取地质构造简单，储量可靠，因此投产后有可靠的储量及较好的开采条件。3.2 矿井的一般工作制度3.2.1 矿井的工作日数矿井的年工作日数为330天。3.2.2 矿井的工作班数、落矿班数、每班工作时数矿井实施“三八”工作制，即每昼夜两个半采煤工作班和半个检班。采煤班内进行“落、装、运、支、移”工序工作，准备班进行回柱放顶，设备检修，推移转载机、运输平巷胶带输送机等工作；检修班内进行检修设备，以提高生产率。出煤班为两班半，三个班每班工作八个小时。3.2.3 每昼夜提升时数每昼夜净提升时数为16小时。4 井田开拓4.1 井筒形式及位置的确定4.1.1 井筒形式的确定矿井开拓就井筒形式来说，一般有以下几种形式:平硐、立井、斜井和混合式下面就几种形式进行技术分析，然后进行确定采用哪种开拓方式平硐开拓的优点是井下出煤不需要提升转载即可由平硐直接外运，因而运输环节和运输设备少、系统简单、费用低但一般就适用与煤层埋藏较浅，平硐适合在较高的山岭、丘陵或沟谷地区很显然，这种开拓方式不适合本矿井斜井与立井相比，井筒掘进技术和施工设备比较简单，速度快、地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单因而投资较少，建井期较短，斜井适用与煤层埋藏较浅，倾角较大的倾斜煤层且按照皮带斜井设计时，倾角不超过17度的话，此时斜井的长度是非常大的，立井开拓的适用性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯水文等自然条件的限制，立井井筒短，通风阻力小，对深井更为有利。本井田的煤层埋藏较深，地表附近的冲积层又比较薄，用立井开拓不会造成影响，再有一大好处就是井筒开凿以后，其维护费用几乎为零对煤炭提升极为有利。对于本矿井来说平硐和斜井都是不适合的，所以混合式就更不能采用。根据1规定：煤层埋藏较深、表土层较厚、水文地质条件复杂及主要可采煤层赋存比较稳定储量比较丰富等特点本设计采用立井开拓。4.1.2 井筒的位置井筒位置与井筒形式，用途是密切联系的，确定井筒位置是井田开拓的一个重要问题，合理的井筒位置应对井下开采有利，井筒的开掘和使用安全可靠，且地面工业广场的布置合理，本设计井田采用立井井筒，选择井筒位置主要考虑以下几个方面的因素1：1)尽可能使井筒煤柱少压煤，地面工业广场要布置合理，少占良田。2)井筒位置要尽可能在井田储量中心或尽可能地靠近井田储量中心。3)井筒位置的确定应首先考虑有利于第一水平的开采，并兼顾下水平的开采，以减少第一水平的工程量，加快建井速度，并保证第一水平有足够的服务年限。4)为了使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难，以及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土层具有较好的围岩条件，便于大容积硐室的掘进及维护。5)有利于首采区布置在井筒附近的富煤块段，首采区应少迁村或不迁村。6)水源、电源较近，矿井设在铁路专用线短，道路布置合理。如图所示图4-1井筒位置剖面图Figure 4 -1 shaft location profiles表4-1井筒断面及位置Tablet.4-1 Table of economic comparison井筒名称井筒用途净断面/m2井筒长度/m井口位置坐标 经纬坐标主 井提煤进风33.1792542448-91458副 井运料、运矸进风、行人33.1790542540-91342 风 井 回风兼作安全出口23.7588542781-91284主井、副井、风井断面图见图4-2、4-3、4-4主井、副井、风井井筒及其装备技术特征见表4-2、4-3、4-4主井、副井、风井具体位置参见开拓系统平、剖面图图4-2主井断面图Figure 4 -2 main shaft section map表4-2 井筒断面特征Tablet 4-2The diagram of the feature of wells净断面/m2掘进断面/m3掘进体积/m3混凝土消耗/万吨33.1735.130682.258.4 图4-3 副井断面特征Fig.4-3 The diagram of subsidiary biggest feature表4-3井筒断面特征Tablet 4-7The diagram of the feature of wells井筒直径/米用途井筒长度/米倾角/度提升容器井筒支护6.5进风运料90590双层罐笼混凝土 图4-4 风井断面特征Fig.4-4 The diagram of wind wells biggest feature表4-4井筒断面特征Tablet 4-4 The diagram of the feature of wells井筒直径/米用途井筒长度/米倾角/度提升容器井筒支护5.5回风88590无混凝土4.1.3 井筒数目的确定根据煤矿安全规程的规定，生产矿井必须至少有两个能行人的通到地面的安全出口，本设计矿井年设计生产能力为300万吨，采用立井开拓，主井使用两对16吨箕斗提升，副井使用一对双层四车（1吨）罐笼提升，风井内设螺旋梯子间，与副井一起作为安全出口，故开采水平时，井筒数目有三个，它们是主井、副井、风井。4.2 开采水平的设计4.2.1 水平高度的确定本设计井田煤层平均倾角为10，属近水平煤层，再加之井田地质构造简单，故可采用倾斜长壁采煤法，根据煤层间距，考虑到井底车场的布置对岩性的要求，煤仓的高度，以及煤层开采时的动压对大巷维护的影响，故本井田可划分为一个水平，即-850水平，用集中大巷布置。如图所示 图4-5集中大巷布置剖面图Figure 4 -5 concentrated in large roadway layout profiles4.2.2 设计水平储量及服务年限本井田设计水平为-850水平，即划分为一个水平，该水平的工业储量为4.396亿吨。设计水平煤炭损失（注：永久煤柱损失）P为1493.7万吨。4.2.3 设计水平的巷道布置11）大巷布置方式：大巷的主要任务使担负煤矸、物料和人员的运输，以及通风、排水、敷设管线。对大巷的基本要求是便于运输，利于掘进和维护，能满足矿井通风安全的需要。根据矿井生产能力和地质条件的不同，大巷可选用不同的运输方式和设备，而不同的运输设备对大巷提出了不同的要求。合理的大巷布置可以节约基建投资，加快矿井建设，有利于井下运输和巷道维护，为合理布置采区和井下生产创造良好的条件。开拓巷道布置应根据煤层赋存条件、地质条件、开采技术、条件和矿井开拓、通风、运输方式等因素确定，并应符合下列规定：（1）开采近距离多煤层时，宜采用集中或分组运输大巷布置方式；煤层（组）间距大时，宜采用分层运输大巷布置。（2）开拓巷道不得布置在有煤层与瓦斯突出危险的煤层中和严重冲击地压煤层中。（3）开拓巷道布置应避开应力集中区和活动断层，且不宜沿断层布置。（4）近水平多煤层开采，应用分层或分组布置运输大巷时，宜将开采水平分层（组）运输大巷重迭布置。所以，根据煤炭工业矿井设计规范的有关规定；本矿井大巷的布置方式为集中大巷布置：采用集中大巷布置时，井筒开凿至开采水平之后，掘井底车场、集中运输大巷，到达带区位置后，掘带（采）区石门及车场进行，带（采）区准备。这种方式的特点是开采水平内只布置一条集中运输大巷，故总的大巷开拓工程量、占用轨道管线均减少；且本矿井可采煤层为五层，层间距不大，服务年限长，岩石底板坚硬，故采用集中运输大巷布置合理。2）大巷数目本井田设计了两条大巷，即机轨合一运输大巷和回风大巷。表4-5机轨合一大巷特征表Table 4 -5 machine tracks Ecumenical Roadway Characteristics Table优点（1）掘进和维护工程量少，维护费用低（2）充分利用巷道断面（3）胶带输送机的安装和拆卸等比较方便缺点（1）巷道断面大，掘进施工比较困难（2）运输设备交叉适用条件单产高，回采工作面数目少，煤层底板岩石较好3）大巷位置本设计矿井大巷使用期限长，为便于维护，减少煤炭损失，以及考虑到采动的影响，将大巷布置在煤层底版岩石中，大巷的具体位置见开拓系统平、剖面图。4）大巷用途及规格本井田岩石运输大巷主要用来运煤、进风和行人。回风大巷主要用来回风、运料、出矸、运输设备。因为大巷的服务年限都较长，所以都采用锚喷支护运输大巷和回风大巷的巷道剖面图见图4-6，图4-7图4-6运输大巷Figure 4 -6Transportation Roadway 图4-6回风大巷Figure 4 -6 Return Roadway4.3 带区划分及开采顺序4.3.1 条带划分本设计井田共赋存有4-2、7-2、12、13、15-2五个煤层，其中各层煤厚度分别为4.3米、3.0米、3.0米、2.0米、2.5米，它们间的层间距分别为8米、10米、10米、12米，它们在整个井田中的赋存垂深大，井田中煤层赋存状态规则，平均倾角为10，整个井田为背斜构造。为了充分利用自然地质构造，达到合理开采、开发煤炭资源的目的，决定以井田中一个断层为界，将其划分为两块，每块内根据实际情况划分为带区，带区内均采用倾斜长壁采煤法。带区的走向长度及倾斜长度因煤层赋存变化而不同，因此各带区的条带数及服务年限不尽相同。(下表列出了各带区的特征：)表4-6各采区的特征Tablet.4-6 Table of mining area features序号带区走向长/m带区倾斜长/m回采方法条带数工作面长度/mN111001680倾斜长壁5220N213001680倾斜长壁6220N315401665走向长壁7220N415401000倾斜长壁6220S116001200走向长壁5220S22400960倾斜长壁9220S39502000走向长壁10220S419801500倾斜长壁8220采区划分的合理性 采区的划分的考虑到由于断层的存在可能会对开采造成的影响，使采区的煤柱利用了断层煤柱，从而减少了煤柱损失，提高了煤炭的回收率，并且采区服务年限比较大，有利于接替工作，虽然各采区长度大小不一，影响不到带区划分的合理性，所以采区的划分是合理的。4.3.2 开采顺序开采顺序是指矿井采掘工作应有计划有步骤地按照一定顺序进行，做到采掘并举，掘进先行。因此，要研究采煤和掘进安排特点，了解有关政策与规程规范的规定。合理的开采顺序应满足以下要求：1）保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常接替，以保持矿井持续稳产、高产。2）符合煤炭采动影响关系，最大限度的开采出煤炭资源。3）合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，提高矿井的劳动生产率，简化巷道布置。4）尽量降低掘进率，减少井巷工程量及基建投资。综合上述因素，将本矿的开采顺序划分如下：1） 沿煤层走向方向的开采顺序先开采离工业广场近的采煤工作面，然后逐渐向远离工业广场保护煤柱方向开采。2） 沿煤层垂直方向的开采顺序采用下行式开采，即先采上煤层4-2#，再采下煤层7-2#、 12#、13#和15-2#，这样可以减少上下煤层开采时的采动影响，对安全生产有利。4.4 开采水平、回风水平及井底车场4.4.1 井底车场形式、线路布置及通过能力选择井底车场形式的原则：1）井底车场应有富裕的通过能力，一般大于矿井设计生产能力的30%。2）设计井底车场时，应考虑到矿井在服务期间有增产的可能性。3）尽可能地提高井底车场的机械化水平，尽量简化调车作业程序，减少调车时间，以达到提高井底车场通过能力的目的。4）在开拓方案设计阶段，应考虑井底车场的合理型式，特别要注意井筒之间的合理布置，避免井筒间距过小，而使井筒和巷道难以维护，地面绞车房布置困难等。5）应考虑主、副井筒之间施工的短路贯通。6）在初步设计时，井底车场应考虑线路纵断面的闭合，以免施工设计时，坡度补偿困难。7）在确定井筒位置时应注意井底车场所处的围岩情况及岩层的含水情况，一般应尽可能地避开破碎带或强含水层。8）井底车场应紧凑，并注意减少开掘工程量，节约开掘费用。9）对大型矿井或高沼气矿井，在确定井底车场形式时，应尽量减少交岔点的数量和减少跨度，并考虑施工和维护方便。 根据以上原则，结合本设计矿井的实际情况，并尽可能的吸取各种型式车场的优点并尽可能地避免其缺点，本设计采用齿轨车运输，其车场轨道选用22.8Kg/m的钢轨，通过能力为300万吨/年本设计矿井采用齿轨车运输的优点是：1）齿轨机车挂在轨道上运送负载，能有效地利用巷道断面空间。2）齿轨车可在倾斜巷道（1018）内运输，最大单件载重量大，最小曲率半径水平10米，垂直15米。3）与同功能的地轨式运输系统相比，初期投资少，运行维护费用较低。4.4.2 硐室位置、规格尺寸及支护方式 各硐室位置见附图，规格尺寸及支护方式见各硐室平剖面附图。4.4.3 井底车场工程量1）井底车场的工程量是井底车场各个不同硐室和线路的掘进体积的总和。根据经验公式： V=10*+A/100 （4-1） 式中：V-井底车场工程量A- 年产量所以： V=10*+3000000/100=47320吨/年井底车场的工程量的工程量为47320吨/年。图4-8井底车场Fig.4-8 The diagram of bottom of the well maintained2）主井煤场及装载硐室 矿井煤仓的容量为：mc=(0.150.25)Amc （4-2） 式中：Qmc井底煤仓容量 Amc矿井日产量 0.150.25系数，大型矿井取大值，小型矿井取小值，本设计取0.20则井底煤仓容量为；Qmc=0.209100=1820t煤仓为立式，结构见图图 4-9 井底煤仓Fig.4-9 shaft coal pocket表 4-7煤仓断面特征表Tab.4-7coal pocket cross-section mark sheet生产能力 （万吨年）容量（t）圆形断面（）净断面（）煤仓高度（m）支护方式3001800600022.920锚喷加混凝土3）由于本矿井采用全部机械化采煤，所以相对用火药较少，选用储量较小的壁槽式火药库就可以满足井下正常工作的需要库房与巷道的关系:a.库房距井筒、井底车场、主要硐室和影响全矿井大部分采区通风的风门的直线距离应不小于60米b.库房距经常行人的巷道的直线距离应不小于20米c.库房距地面或上下巷道的直线旧历不小于15米火药库的具体结构见图： 图4-10火药库Fig.4-10 The diagram of powder keg 图 4-11中央变电所Fig.4-11The diagram of central substation 图 4-12 中央水泵房Fig.4-12 The diagram of central substatio4.5 开拓系统综述4.5.1 开拓系统 1）本矿井设计的开拓系统为立井单水平主石门集中大巷式开拓。共有三个掘进队，主井和风井同时掘进，另一个掘进队准备，一段时间以后副井开始掘进，分别掘进至开采水平和回风水平后掘进井底车场及各硐室，两条大巷、火药库、带区运输巷、顺槽、开切眼贯通回风系统，布置工作面回采。2）通风系统本设计井田的通风系统采用中央并列式，其通风线路为：副井井底车场运输大巷进风行人斜巷进风行人平巷运输顺槽工作面回风顺槽带区回风巷带区回风斜巷总回风巷风井3） 运煤系统回采工作面运输顺槽带区运输集中巷带区溜煤眼皮带运输巷井底煤仓主井地面4）运料系统 副井井底车场材料线运输大巷运料斜巷带区回风巷回风顺槽工作面5）排矸线路 掘进工作面回风顺槽带区回风巷运料回风斜巷井底车场副井6）排水线路 回采工作面回风顺槽带去回风巷运料回风斜巷井底车场水仓水泵房副井排水管路地面7）采空区为垮落，不需要填充。8） 防火灌浆系统：根据”所有厚煤层有应该按自然发火危险煤层处理”的原则：a灌浆能把采空区周围的隔离煤柱的裂隙添满塞严，减少漏风供养，阻止碎煤氧化自燃b灌浆能把废弃在采空区里的易燃碎煤、浮煤包裹起来，隔离外部空气，延缓氧化自燃的速度c灌浆回水在采空区过滤时，能带走大量的热量，沉积下来的泥浆还能够继续起到冷却的作用d泥浆灌入采空区沉淀，对浮矸、碎石起胶结作用易形成在生顶板有利于本矿井对顶板的管理整个灌浆系统的管路铺设如下：地面灌浆站搅拌池灌浆泵井底车场沿风井管道主管、分管采区回风平巷工作面采空区4.5.2 移交生产时井巷开凿位置1)矿井移交生产时的标准：a井上、下各生产系统基本完成，并能警醒正常的安全的生产b”三个煤量”达到规定标准c回采工作面长度一般不少于设计回采工作面长度的50d工业广场内的行政、公共设施基本完成e居住区及其设施基本完成根据以上标准确定井巷的开凿位置2)移交生产时井巷开凿的位置首先向地下开掘主、副井筒和风井，掘至-850米水平后，开掘部分井底车场及主石门，同时掘回风道，条带平巷，以尽快形成通风系统，形成通风系统后，再回头掘进初始未掘出的车场硐室及线路。4.5.3 初期开掘工程量 见表表 4-8初期工程量表Tablet.4-8Table of start work名称长度/m掘进端面面积/m掘进体积/m副井905254.47230295主井925201.06185980风井885162.86144131井底车场47823.1511070运输大巷92520.118592变电所308.2246带区运输巷11013.21452带区回风巷110121320运输顺槽168012.122848回风顺槽168011.922848工作面开切眼22016.53630合计6494135 带区巷道布置 合理的准备方式应遵循以下几项原则5：（1）有利于矿井合理集中生产，使采准巷道系统有合理的生产能力和增产潜力；（2）保证具备完善的生产系统，有利于充分发挥机电设备的效能，并为采用新技术、发展综合机械化和自动化创造条件； （3）力求在技术和经济上合理，尽量简化巷道系统，减少巷道掘进和维护工程量，减少设备占用台数和生产费用，便于采掘正常衔接；（4）煤炭损失少，有利于提高采出率；（5）安全生产条件好，符合煤矿安全规程的有关规定。根据以上原则，结合本矿井的实际情况，提出两套采准巷道布置方案进行比较。一、已知条件该采区走向长度为1100米，倾斜长度为1680米，面积为1848000平方米。该采区内主要可采煤层为五层，煤层的平均倾角为10，煤层为单斜构造、稳定，表5-1煤层特征Table 5 -1 seam characteristics编号厚度稳定性顶板岩石性质煤层间距4-24.3米稳定泥岩8米7-23米稳定沙页岩10米123米稳定沙页岩10米132米稳定粉沙岩12米15-22.5米稳定沙页岩采区的工业储量为36923040吨，生产能力为300万吨/年，服务年限9年。二、采准巷道布置方案提出及比较根据该采区的地质和赋存条件，可提出两种方案分别是：石门盘区巷道布置和倾斜长壁采煤法（带区布置）巷道布置方案。由于盘区内各煤层间距较小，故将盘区巷道进行联合布置，盘区走向长度为1100米，为双翼开采，带区布置时：工作面长度为220米，倾斜长度为1680米，划分为五个条带。方案一：石门盘区巷道布置方案见图5-1图5-1石门盘区巷道布置Figure 5 -1 Shihmen panel roadway layout盘区巷道布置特点是：水平运输大巷布置在15-2煤层底板岩石中，距煤层底板20米。在盘区中部沿15-2煤层底板岩石中布置石门（按35坡度掘进），为了便于煤的运输，在盘区石门内布置二个溜煤眼。盘区轨道上山沿4-2煤层布置，用做盘区运料和回风。盘区石门与区段运输平巷以及溜煤眼和进风行人斜巷相同。盘区石门与盘区轨道上山以及盘区石门尽头回风斜巷联系。水平大巷与盘区轨道上山之间开掘一条盘区材料斜巷，用于材料、设备运输。盘区轨道上山与总回风巷相连，以利于盘区进行回风，如图所示运煤系统 回采工作面的煤一区段运输平巷煤仓盘区石门装车外运。通风系统 新鲜风流由岩石运输大巷盘区石门进风行人斜巷区段运输平巷，冲洗回采工作面，其乏风经区段轨道平巷盘区轨道上山总回风巷排除地面。运料系统 材料和设备由运输大巷材料斜巷轨道上山区段轨道平巷回采工作面。方案二：倾斜长壁巷道布置方案见图5-2倾斜长壁巷道布置特点水平运输大巷布置在15-2煤层的底板岩层中，距离煤层底板为30米。总回风巷布置在距离煤层底板15米，在该区域内布置五个条带，由一个带区溜煤眼、一条带区集中运输斜巷、进风行人斜巷与大巷相联系。各煤层分带采用单层准备即煤层群一般不设分带集中巷。这种方式要开掘为五个条带服务的带区运煤平巷和运料平巷，但少掘了岩石巷道，提高了掘进速度，缩短了准备时间，特别是在综采时，并与采掘衔接。掘进系统：由运输大巷沿煤层倾斜掘进，各条带运输斜巷通过煤仓和进风行人斜巷与运输大巷相连，条带回风巷与总回风巷相连。运输大巷与回风巷之间开掘一条材料斜巷，用于辅助运输。运输系统：采煤工作面的煤经运输平巷煤层运煤平巷到带区煤仓经运输大巷中的胶带运送机运至煤仓由主井提升。通风系统：风流经运输大巷，经行人进风斜巷至运输平巷洗刷工作面，乏风经回风平巷经回风斜巷通过总回风大巷排出。运料系统：材料和设备由运输大巷经材料斜巷至回风平巷到工作面。 图5-2倾斜长壁采煤法（带区巷道准备方式）Figure 5 -2 inclined longwall mining method表5-2 技术比较表Table 5 -2 technology comparison tables方案石门盘区巷道布置方案倾斜长壁巷道布置方案优点 （1）盘区石门巷道维护工作量小，维护费用低，有利于生产条件和降低煤炭损失。 （2）将盘区上山的倾斜巷道改变为盘区石门的水平巷道，电机车可以通过水平运输大巷直接进入盘区石门，从而简化了运煤系统，减少了运输环节。（1）巷道掘进量少。倾斜长壁采煤法回采工作面两端的巷道直接与运输大巷和回风大巷相连，取消了盘区上山或石门等巷道的掘进，可以节省行道1520的掘进。（2）系统简单，占用设备少，运输效率高，运输费用低。（3）通风系统简单，成本低。缺点岩石掘进工程量大，掘进速度慢，掘进费用高，盘区准备时间较长。（1） 工作面两端的巷道均为倾斜巷道，掘进需要提升设备。（2） 有淋水需要增加掘进排水设备。（3） 轨道斜巷运送材料有一定的困难。 通过上述技术分析，上述两个方案各有利弊，尚难决定取舍，因此，需要进行经济比较。具体比较的项目如下：（1） 盘区巷道工程量和费用；（2） 盘区运煤费用；（3） 盘区巷道维护费用；将上述各项工程量及费用计算结果列于下表，从表中可知，方案一与方案二相比较总费用均超过45。因此，最后确定方案二倾斜长壁巷道布置方案。表5-3盘区石门巷道布置方案费用表Table 5 -3 panel Shihmen roadway layout program costs Table序号工程项目单位总工程量单价（元）用（万元）一、掘进费用1.盘区石门m16802423.754072.轨道上山m16801423.752393.运输平巷m4800909.754374.轨道平巷m48001005.54835.材料斜巷m801303.25106.联络斜巷m2001206.25247.溜煤眼M3251.2193.854.9小计1604.9二、运输费用1.运输平巷t-km16929002.2253772.盘区石门t-km14107500.85120小计497三、巷道维护费用1.盘区上山a.m360078.67528.32.盘区石门a.m300054.1516.23.材料斜巷a.m72080.1255.84.联络斜巷a.m110059.1256.55.运输平巷a.m360011544.46.轨道平巷a-m6000123.273.9小计175.1全部费用总合2277表5-4倾斜长壁巷道布置方案费用计算表Table 5 -4 inclined longwall roadway layout program costs calculation table顺序工程项目单位总工程量单价（元）费用（万元）一、掘进费用1.条带运输斜巷m4800951.5456.72.条带轨道斜巷m48001047.475502.73.材料斜巷m601303.257.84.联络斜巷m4401206.2553.15.溜煤眼M3502.4193.859.7小计1030二、运输费用条带运输斜巷t-km16929002.025342.8小计342.8三、巷道维护费用1.条带运输斜巷a.m3600119.643.12.条带回风斜巷a.m6000128.12576.93.联络斜巷a.m22059.1251.34.材料斜巷a.m72080.1255.8小计127.1全部费用总合1499.95.1 设计带区的地质概况及煤层特征5.1.1 采区在矿井中的位置本设计带区为开采水平东北部附近的一个带区，是矿井开采的首采区，离工业广场最近，有利于矿井的快速投产。5.1.2 邻区开采情况此带区的邻区没有开采。5.1.3 矿层的赋存条件、地质构造等该带区可采煤层有五层，即4-2煤层、7-2煤层、12煤层、13煤层、15-2煤层，煤层厚度4.3米、3米、3米、2米、2.5米煤层赋存稳定，平均倾角为10，煤质中硬，煤质牌号均为长焰煤，煤层顶底板岩石为粉砂岩，泥岩，细砂岩，中等稳定，煤层特征及顶底板岩性见煤层特征表：表5-5煤层特征表Table 5 -5 seam characteristics Table编号厚度稳定性顶板岩石性质煤层间距4-24.3米稳定泥岩8米7-23米稳定沙页岩10米123米稳定沙页岩10米132米稳定粉沙岩12米15-22.5米稳定沙页岩 煤层自燃发火期1-3个月，绝对瓦斯涌出量80m/min，相对瓦斯涌出量为10m/t，区内水文地质简单，区内预测涌水量93 m/ h。5.1.4 采区的范围、工业储量3带区的范围：该带区是本矿井的首采面，距离井底车场的距离最近，煤炭赋存条件丰富，上部以井田边线为界，南以工业广场保护煤柱线为界，北以人为划分的带区边界，本带区为N1带区，走向长度为1100米，倾斜长度为1680米，带区面积为1.848平方千米，所以矿井的工业储量约为Z1=1.84810614.81.35=3692万吨 （5-1）带区内工业广场保护的煤柱的损失：Z2=220001.3514.8=44万吨 （5-2）设计可采储量：Z= Z1- Z2=3692-44=3648万吨 （5-3）5.1.5 带区生产能力及服务年限本带区设计生产能力为300万吨/年，所以本带区的服务年限为 P=Z/AK=3648/3001.3=9年 （5-4）式中：P：带区的服务年限，年； A：带区生产能力，万吨/年； Z：带区可采储量，万吨；5.2 带区形式5.2.1 带区形式的确定 带区走向长度为1100米，倾斜长度平均为1680米，为使工作面有合理的连续推进长度，决定采用带区布置。5.2.2 带区巷道的数目、位置及用途该带区共有五层煤，公用两条岩石巷，布置在15-2煤层底板岩层中一条做运输大巷，一条做回风大巷，在4-2煤层中布置两条平巷，一条作为运料回风，另一条作为运煤进风用。5.3 带区的划分及层间联系5.3.1 带区的划分 带区划分要合理地确定条带的长度及数目，条带长度等于回采工作面的长度加上两顺槽的宽度（和护巷煤柱的宽度），带区划分一般以主要开采煤层为准，兼顾其它煤层，以便取得较高的产量和效率，条带划分还应考虑以地质构造作为条带边界，以免影响回采工作面的正常生产。考虑到设计带区的生产能力、地质条件、管理水平和现有装备水平等，初选工作面长度为220米，采用沿空掘巷，无护巷煤柱，故条带宽度约为220米，则条带数目为： 1100/220=5个 由于该带区有五层煤，故该带区的条带数为：55=25个其余的三角煤进行残采5.3.2 条带斜巷的布置 本带区由于采用倾斜长壁采煤法，工作面顺槽沿煤层倾向布置，为尽可能提高回采率和减少巷道维护费用，采用跳采，一个带区用一个带区煤仓的布置方式。5.3.3 煤层间的联系本设计带区采用倾斜长壁采煤法，层间联系通过斜巷联系。5.4 带区车场及硐室5.4.1 带区车场 本带区采用倾斜长壁采煤法，由于材料用齿轨机车运输，只有辅助材料车场，无一般意义上的上、中、下车场，由于煤用皮带运输，没有装车站线路，煤直接由带区煤仓运至井底煤仓。5.4.2 带区硐室1）由于本设计中上煤层采出的煤通过带区煤仓到达岩石大巷，再由皮带大巷运输到井底煤仓，所以带区中留设带区煤仓。采区溜煤眼:溜煤眼容量计算Q=Q+LmbrCK （5-5） 式中:Q防空仓漏风量，10t。 L工作面长度，220m。 m采高，4.3m b进刀深度，0.75mm r煤容重，1.35 t/。 C工作面回采率，0.95。 K同采工作面数，综采取1。 Q=10+2204.30.751.350.951=909.9吨本区溜煤眼采用倾斜式圆形断面，倾角700,直径6m。斜长30m。溜煤眼有效容积：Q=3.143301.350.9=1450t909.9t所选溜煤眼合理。表5-6带区煤仓设计：煤仓容量与采区生产能力的关系Table 5 -6 coal mining area warehouse design : coal-mining area with the capacity of productive relations采区生产能力（万吨年）303045456060以上采区煤仓容量（吨）30100100150150250300以上图5-3采区煤仓示意图Figure 5 -3district bunker Map2）移动变电站本设计中带区不设变电所，带区的高压电由移动变电站转变成可以供各种用电设备使用的低压电。图5-4采区变电所Figure 5 -4 District Substation3）绞车房绞车房：主要是根据绞车的型号及规格、基础尺寸、绞车房的服务年限和所处的围岩性质等进行设计。其位置选择在围岩稳定、无淋水、地压小和易维护的地点，在满足施工、机械安装和提升运输要求的前提下，应尽量靠近上山变坡点，以减少巷道工程量。另外，它与临近的巷道间应有足够的煤柱或岩柱，一般情况下不小于10米，以利于绞车房的维护。5.5 采准系统及生产系统5.5.1 采准系统 该带区准备系统如下：先从运输大巷打斜巷穿过各煤层，再沿煤层走向分别掘进带区运煤平巷和带区运料平巷，然后再沿煤层开凿两条顺槽分别与平巷相连，最后开凿开切眼，完成采准工作。5.5.2 通风系统 地面新风副井行人进风斜巷行人进风平巷运输顺槽工作面回风顺槽带区回风平巷总回风斜巷风井地面5.5.3 运输系统1）运煤系统 回采工作面落煤运输顺槽集中运输巷带区煤仓皮带运输巷井底煤仓主井地面2）运料系统 地面材料副井井底车场运料斜巷带区回风平巷回风顺槽工作面3）排矸系统 掘进工作面矸石回风顺槽带区回风平巷运料回风斜巷井底车场副井地面5.5.4 排水系统 回采工作面回风顺槽带区回风平巷运料回风斜巷井底水仓副井地面5.6 带区开采顺序 对于一个带区来说，合理的开采顺序应该是在考虑采动影响的关系的前提下，保证带区内回采工作面的正常接替，保证矿井持续稳产、高产，最大限度地采出煤炭资源，减少巷道掘进和维护工程量，合理集中生产，充分发挥设备的能力，提高技术经济效益，便于灾害防治，保证生产安全可靠。 5.7 带区巷道断面尺寸、支护方式 带区巷道断面尺寸及支护形式的确定依据：1)巷道所处的位置及围岩的物理力学性质及地压作用的大小。2)为带区机械化采煤的需要，带区内各巷道断面应满足各机械设备的要求。3)巷道的支护形式及支护材料应满足巷道的服务年限。4)带区巷道断面还要满足通风和安全的需要。 根据以上所述及带区实际的自然条件，本设计带区进、回风煤层平巷均采用梯形断面，工作面顺槽亦采用梯形断面。根据煤矿安全规程规定：综采工作面，其运输顺槽的断面不小于12m2，回风顺槽净断面不小于10m2，运料、通风和行人上、下山的净断面不宜小于10m2，由于半圆拱形巷道断面受压能力大，维护费用低，故运料斜巷、行人进风斜巷均采用拱形断面，锚喷支护，工作面回采巷道均选用支撑掩护式支架支护，带区各种巷道的断面规格如图；（见工作面布置平剖面图） 表5-7 准备巷道工程量Tablet.5-7 Table of works to influence the volume序号巷道名称支护方式断面/m2长度/m体积/m3净掘进净掘进1溜煤眼混凝土28.2636.3571610.822069.12运料斜巷锚喷12.915.75180232228353行人进风巷锚喷12.915.7511014191732.5表5-8 带区回采巷道工程量Tablet.5-8 Table of stope mine works in a zone序号巷道名称支护方式断面/m2长度/m工程量/m3净掘进净掘进1运输顺槽锚喷12.113.6168022848228482回风顺槽锚喷11.913.6168022848228483开切眼支架16.516.522036303630图5-5运输顺槽断面图Figure 5 -5 transport roadway section map图5-6回风顺槽断面图Figure 5 -6 return air roadway section map5.8 带区的巷道掘进率、采区回采率5.8.1 带区巷道掘进率 带区的巷道掘进率是生产矿井在一定时期内每生产万吨煤所需掘进的生产巷道总进长度和开拓总进长度。 岩巷： 运输大巷 925 m 带区溜煤眼 57 m 进人行人斜巷 110 m 运料斜巷 180 m 回风斜巷 110 m煤巷 带区运输巷 1100 m 带区回风巷 1100 运输顺槽 8400 m 回风顺槽 8400 m 开切眼 1100m用下式计算带区巷道掘进率A=L/Z； （5-6）式中：A：带区巷道掘进率，米/万吨；L：掘进巷道总长度，米；Z：带区可采储量，万吨；1)带区岩石巷道掘进率=岩石巷道总长/带区可采储量A1=（925+57+110+180+110）/3692.3=0.37米/万吨2)带区煤层巷道掘进率=煤层巷道总长/带区可采储量A2=(1100+1100+8400+8400+1100)/3692.3=5.44米/万吨带区回采率C=(Z-P)/Z100% （5-7） 式中:C-带区回采率 Z-带区工业储量 P-区内开采损失区内开采损失有:境界煤柱，护巷煤柱，区段煤柱，工作面落煤.1)境界煤柱:70万吨2)护巷煤柱:200万吨3)区段煤柱 因为工作面倾斜开采，采完工作面的矸石对未采工作面影响不大所以不留区段煤柱.4)工作面落煤损失取3% ：110万吨则 C=（3692-70-200-110）/3692100%=89.7%75% （5-8）故带区是合理的.6 采煤方法6.1 采煤方法的选择3 采煤方法包括采煤系统与回采工艺两方面，据不同的井田地质条件，可以有不同的采煤方法与回采工艺相结合，从而构成多种多样的采煤方法，根据煤炭工业设计规范的规定，选择采煤方法时，一般应遵循下列原则：1)生产安全所选择的采煤方法务必符合煤矿安全规程的规定。综合考虑矿井地质构造，煤层特征，顶底板条件以及瓦斯、煤尘、水文、自燃发火等状况，保证安全生产。2)经济合理经济效益是判断采煤方法好坏的依据。设计应尽量采用行之有效的先进技术，积极提高机械化水平，达到工作面的高产高效。获得更多的经济效益。3)煤炭采出率选择的采煤方法，应做到经济上合理，材料消耗少，成本低，减少煤炭损失，提高煤炭采出率。根据以上的原则以及本设计井田的条件，决定回采工艺选择综采，（根据设计规范第612条规定，大型矿井应以综合机械化采煤工艺为主）综采的优点是：高产、高效、安全、低耗及劳动条件好，劳动强度小。6.2 重点设计煤层及围岩条件 本设计指定重点设计煤层为5煤层，此煤层位于采区可采煤层的第一层，煤厚4.3米，平均倾角为10，煤层顶底板岩石为粉砂岩、粗砂岩，中等稳定，煤层的瓦斯绝对涌出量为12米3/分，煤层爆炸指数为53.13%60.78%，有煤层爆炸危险，煤层的自燃发火期一般为1-3个月，属易燃煤层，本层的煤质牌号为长焰煤，煤质中硬。6.3 工作面长度的确定合理的工作面长度是实现高产、高效的重要条件，虽然在一定的范围内加长工作面长度，有利于提高产量、效率和效益，但工作面长度受设备、煤层地质条件及沼气涌出量等因素制约，同时工作面长度太长，生产技术管理的难度也会增大，因此工作面长度超过一定范围，工作面单产、效率、效益以及安全生产条件等都会下降，据煤矿设计规范规定，综采工作面长度不小于160米，条件适宜时，工作面长度可适当加大，在一定的范围内加长工作面长度，有利于提高产量、效率和效益，但工作面长度受设备、煤层地质条件及沼气涌出量等因素制约，同时工作面长度太长，生产技术管理的难度也会增大。据本设计采区煤层地质条件，确定工作面长度为220米，下面对工作面长度进行校核1）按工作面生产能力保证矿井生产能力进行校核 本设计矿井由一个工作面达产，工作制度为“三八”制，即两班半割煤，每班割4刀，采煤机截深0.75米。 工作面年推进度V0=工作面日进度年工作日数 （6-1） V0=7.5330=2475米 回采工作面产量A0=LV0MgC0 （6-2） 式中：L：回采工作面长度，m； V0：工作面年推进度，m/a；M：采高，m； g：煤的容重，t/m3； C0：回采工作面回采率 A0=22024754.31.350.95=300.3万吨 矿井生产能力 A=K （6-3）式中：K：采区掘进出煤系数，取1.1 A=1.1300.3=330.33万吨 生产能力大于300万吨，因此工作面长度合理.2）按采煤机生产能力进行校核 采煤机理论生产能力为Qt=60MVqgB （6-4） 式中：M：采高，米；B：采煤机截深，米；Vq：采煤机牵引速度，米/分； g：煤的容重；吨/米3； Qt=604.381.350.7524=50155.2（T/D）采煤机实际生产能力Qm=KQt； （6-5） 式中：K：采煤机实际生产能力系数，即开机率取0.7； Qm=0.750155.2=35108.64（T/D） L= Qm /(N*B*M*g*C) =35108.6/（100.754.31.350.95） =848.8米因此工作面长度合理，采煤机生产能力满足要求。3）按运输机能力校核 由于采煤设备选型时，根据采煤机能力小于运输机能力 ，L（nN1Ga）/（BNKP） （6-6） 式中：n：昼夜运煤班数，班； N1：每班内运输机运煤小时数，小时； Ga；输送机小时运输能力，吨/小时； B：采煤机截深，米； N：昼夜进刀数，刀；K：工作面回采率；P：煤层生产能力，吨/米2； L（281000）/（0.75104.31.350.95）=378米因此工作面长度取220米合理。4）按工作面通风能力确定工作面最大长度L L（60VmSCf）/（QbBPN） （6-7） 式中；V：工作面内允许的最大风速，米/秒；S：工作面最小控顶距，米； Cf：风流收缩系数；Qb：昼夜产煤一吨所需风量，米3/吨，取0.33米3/吨； B：截深，米；P；煤层生产率，吨/米2；N：日割煤刀数，刀；L（6044.33.50.95）/（0.31250.754.31.350.9510）=260述校验，知工作面长度在220米是合理的，故在设计中取工作面长度L=220米6.4 采煤机械的选择及回采工艺方式的确定46.4.1 采煤机械的选择 选择工作面采煤机械要与煤层赋存条件相结合，尽可能保证工作面有良好的生产条件，使煤炭损失少，回采率高，材料消耗量少，所以采煤机的选型是煤矿生产的重要环节。其选择应根据以下原则:1）工作面地质构造包括断层、火成岩侵入，若火成岩宽度大时，采煤机无法通过正常回采；岩体宽度小时，可爆破预掘；若存在落差小于1米的断层，采煤机可强行割岩通过，故考虑小断层存在的可能性，选用功率较大的采煤机。2）选择采煤机时应考虑煤层的机械性质，本煤层f=1.53.0，属中硬煤层，抗截强度A为120180，选择采煤机时应考虑这些指标。 3）考虑综采面的生产能力，适当选择采煤机最大牵引速度，截深与采高。4）为实现工作面综采机械化，选择采煤机时应考虑与其它设备的配套。本带区重点设计煤层厚度为4.3米，而且水文地质条件都比较简单，煤层倾角平均为10，在满足生产能力的前提下，选用EDW380/400L大截深采煤机，这种采煤机适宜采高在2.75.5米，其技术特征见表，工作面刮板运输机、转载机和胶带输送机在满足运输能力和铺设长度前提下，按照设备配套手册选取，其型号分别如下；SGZ-764/264型刮板运输机，SZB-764/132型转载机，破碎机型号为PEN1000650，胶带输送机型号为SSJ1200/M。其技术参数见表表6-1 采煤机的技术参数Tablet.6-1 Table of caimeiji technical parameters型号截深/m滚筒直径/m牵引方式牵引速度/mmin-1滚筒中心距/mm机面高度/mm喷雾方式电动机功率/KwEDW380/400L0.752.0 液压无链08.5103261905内外喷雾420图6-1刮板输送机Figure 6 -1 scraper conveyor 表6-2 刮板运输机技术特征表Tablet.6-2 Table of rail transport technology features型号运输长度/m运输能力/th-1刮板间距/mm溜槽/mm长宽高链速/ms-1SGZ764/264A2201000103215001.12图6-2转载机Figure 6 -2 reproduced machine表6-3 转载机技术特征表Tablet.6-3 Table of technical characteristics reproduced plane型号输送能力/th-1链速/ms-1中部槽尺寸/mm刮板链型式刮板间距/mmSZZ764/1327001.281500764222双边链516图6-3破碎机Figure 6 -3 crusher表6-4 破碎机技术参数表Tablet.6-4 Table of breakers technical parameters table型号结构特点过煤能力/th-1进料口宽/mm进料口高/mm电动机功率/KW电压/VPEN1000650轮式连续4501000800551140图6-4可伸缩式输送机Figure 6 -4 can telescopic conveyor表6-5 可伸缩胶带输送机参数Tablet.6-5 Table of extendable tape machine parameters can be channelled型号输送量/th-1输送长度/m带速/ms-1输送带宽/mm储带长/m机尾搭接长/m传动滚直径/mmSSJ-1200/M40010002800100126306.4.2 工作面液压支架的选择液压支架是控制矿山压力的基本手段。回采工作面支架必须具备两个特征：一定的可伸缩性和良好的支撑性能，使支护强度与采面矿压相适应，支架结构与煤层赋存条件相适应，支护断面与通风要求相适应，液压支架与采煤机、输送机相配套，其中直接顶的稳定对支架选型和支护起主要作用，而老顶的失稳及来压强度对支护强度、支架具备的可缩量以及采空区处理起决定作用，因此分析直接顶与老顶的性质，又煤层厚度为4.3米，顶底板岩性分别为粉砂岩、粗砂岩，直接顶厚度为5米，KM=54.3=1.16 0.31.163，故老顶为二级顶板，周期来压明显，再考虑到直接顶粉砂岩为中等稳定顶板，综合考虑以上各种因素，选择ZYD3400/23/45型支撑掩护式支架，其技术特征如下表所示：表6-6液压支架技术特征表Tablet.6-6Table of hydraulic structures technical characteristics型号高度/m工作阻力/KN初撑力/KN支护强度/MPa供液泵压/MPa外型尺寸/m长宽高ZYD3400/23/452.34.5340026080.58155.471.432.3另外，这种液压支架立柱中间有较宽的人行道和较大的通风面积，可采用随机支护，能防止片帮和冒顶。6.4.3 顺槽支护本回采工作面运输、回风顺槽支护均采用锚杆和工字钢支护，采用的型式为：W型钢带与树脂锚固金属锚杆，巷道两帮使用工字钢和树板，由顶锚杆和W型钢带组成顶部锚杆支架，巷道两帮也可采用可回收锚杆。W型钢带规格：BHW700/650-300-275-4300；即长4300mm，宽300mm，厚275mm；顶锚杆为反麻花头的圆钢锚杆，锚杆规格为：f16-M18-2000；倾斜锚杆规格为：f16-M18-2200；两帮采用可回收金属锚杆，长一般为2000mm，倾斜长为2200mm，直径为16mm；锚固方式：端头锚固剂为22335型树脂。托盘规格：BH7型高强度托盘。锚杆布置：排距800mm；顶锚杆间距：运输顺槽为900mm；回风顺槽为900mm；两帮锚杆间距为660mm，锚网长1800mm，以防止片帮伤人。工作面前方加强支护：本工作面顺槽加强支护方式为：在工作面前方20米，进行加强支护，支护方式为在原有锚杆基础上，在钢带下采用铰接顶梁加单体液压支柱和工字钢组成的抬棚加强支护。本工作面所选端头支架有超前支护机构，在工作面处不加别的加强支护。6.4.4 回采工艺的确定回采工艺是人们根据回采工作面煤层的赋存条件，运用某种技术装备进行的生产方式，在回采工作面进行破煤、装煤、运煤、支架及处理采空区等各种工艺。回采工艺选择的原则： 1)尽可能使用机械采煤，达到工作面高产高效。2)劳动安全条件好。3)煤炭损失少，回采率高。4)材料消耗少，成本低。采煤机的工作方式1)滚筒的位置采用双滚筒采煤机，在运行过程中为了司机操作安全，煤尘少，装煤效果好，前滚筒沿顶板割煤，后滚筒沿底板割煤，并有一定的卧底量，以增加采煤机对底板平整性及输送机槽歪斜的适应能力，避免采煤机和输送机因底板鼓起或浮煤垫起而向采空区倾斜。2)采煤机的割煤方式：双向割煤，端头斜切进刀。进刀过程如下：a当采煤机割煤至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚有一段下部煤，如图a所示。b调整滚筒位置，前滚筒下降，后滚筒上升，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直，如图b所示。c再调换两个滚筒上下位置，中心返回割煤至输送机机头处，如图b所示。d将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，返程正常割煤，如图c所示：图6-5进刀方式Figure 6 -5feed mode3)移架方式为了及时支护顶板，采用先移架后推溜的及时支护方式，支架移步方式为成组整体依次顺序式。该方式按顺序每次移一组，每组二、三架，一般由大流量电液阀组成控制。适用于顶板稳定的高产综采面。这种支护方式，推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间富余一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风4)支护方式工作面端头采用ZZ4800/22/42端头液压支架支护。见图6-6图6-7 工作面布置图12Figure 6 -7Face layout map 12图6-8工作面设备布置图Figure 6 -8 Face equipment layout plans6.5 循环方式的选择及循环图表的编制6.5.1 循环方式的确定循环方式是循环进刀和昼夜循环次数的总和。本工作面煤层厚度为4.3米，设计生产能力为300万吨/年，为了提高综采的设备效率，应该在保证设备的维护和保养的前提下，力求增加生产时间，因此本工作面的工作制度采用“两班半生产，半班检修”的作业方式，即“三八”工作制，这种循环方式能充分利用工作面的空间与时间，增加机组设备的利用率，使产量提高，成本降低。6.5.2 循环图表的绘制工作面劳动组织及循环图表、机电设备表、技术经济指标表、工作面布置平、剖面图表6-7机电设备表Table 6 -7 electromechanical equipment Table序号设备名称规格型号数量备注1采煤机EDW380/400L1台2刮板输送机SGZ-764/2641部220m3转载机SZB764/132S1台4破碎机PEM1000/6501台5端头支架ZZ4800/22/422架6液压支架DBT液压支架148架7乳化液泵WRB200/3.51台8可伸缩皮带机SSJ1200/M2部2000m9移动变电站KSGZR-800/61台10高压隔爆开关BGP6111通信系统CK-21套12双速电机开关QJA-2*200/14001个13水泵ZBA61台14喷雾泵站XPB-250/551台15磁力启动器ESKB30/25/610个16矿用馈电开关QJA-500/14002个17 支架灯NB2-35M1套18煤电站KSGZ-4/14002台表6-8 主要技术经济指标表Tablet.6-8 Table of main technological and economic indicators序号项目单位数量1工作面长度米2202采高米4.33倾角度104容重吨/立方米1.355日进度米7.56日产量吨92007月进度米2258月产量吨2760009回采供效吨/工127.6710土木方消耗m/万t2.011截齿消耗个/万t9012煤层生产能力t/5.5113工作面回采率9514乳化液消耗Kg/万t2表6-9 劳动组织表Tablet.6-9 Table of labor Organization表6-10 工作循环图表Tablet.6-10 Table of work cycle7 建井工期及开采计划7.1 建井工期及施工组织设计57.1.1 施工队伍的人员配备 本设计矿井的巷道掘进全部采用一次成巷的施工方法。在建井初期投入三个掘进队，分别开掘主、副井筒和风井，以后根据需要适当增加掘进队，在移交生产时共投入5个掘进队，每个掘进队根据实际情况配备2040人不等。7.1.2 井巷施工的机械化程度及施工速度本矿在有条件的煤巷及半煤岩巷采用综合机械化掘进，形成掘进机装岩机转载机运输机一条龙的机械化作业线，在水平岩巷掘进面配备液压凿岩机车，侧卸式装岩机，转载机，矿车机车组成的机械化作业线。各类巷道的掘进速度和掘进队的管理水平、机械装备、煤岩性质、支护方式及材料等因素有关，参照我国目前巷道掘进速度平均指标，结合本矿井具体条件，规定本矿井各类巷道掘进速度如下： 主立井：80米/月；副立井：80米/月；风立井：100米/月； 岩石平巷：200米/月；半煤岩巷：350米/月；煤巷：500米/月；岩石斜巷：180米/月；采区接替:每个采区开始减产一个月到一个半月必须完成另一个采区掘进和设备安装、巷道掘进工程安排原则。1)确定链锁工程，分清各个巷道的先后、主次，确定施工顺序。2)尽快构成掘进巷道的全风压系统，为多条巷道同时施工创造条件。3)掘进工程量测算要符合实际并留有余地，此设计按10%20%计算。4)按岩巷、煤巷不同分类，分别安排施工队伍，使各掘进队的施工条件、设备相对速度加快，并尽可能使掘进施工地点相对稳定、搬家地点较近。7.2 开采顺序合理的开采顺序应满足下列原则1)保证开采水平、采区、回采工作面的正常接替，保证矿井接续稳定高产。2)符合煤层采动影响关系，最大限度地采出煤炭资源。3)井巷工程量和投资少，尤其节省初期工程量和投资，工期短，投产快。4)合理集中生产，充分发挥设备能力，提高劳动生产率，减少巷道维护费用。5)便于灾害预防，有利于巷道维护，保证生产安全可靠。7.2.1 开采顺序本矿移交时，投产带区为井田下部带区，所以首带区为下部带区，在下部带区投产时，马上进行下一个带区的开拓准备。7.2.2 各带区的开采计划及设计带区的工作面接续计划6设计带区的工作面接续计划见表7-47.2.3建井工期及工程排队本设计矿井建井工期为56.3个月，其建井总工程量为649413米3，见表7-1和7-3表 7-1建井初期工程量表Tablet.7-1Table of start work名称长度/m掘进端面面积/m掘进体积/m副井905254.47230295主井925201.06185980风井885162.86144131井底车场47823.1511070运输大巷92519.8118592变电所308.2246带区运输巷11013.21452带区回风巷110121320运输顺槽168013.622848回风顺槽168013.622848工作面开切眼22016.53630合计649413表7-2采区接续顺序表Table 7 -2face with subsequent order of the District Table表7-3建井工期表Tablet.7-3Table of build wells output表7-4带区工作面接续表Tablet.7-4Table of build wells output8 矿井通风8.1 概述 本设计井田属于大陆性气候，一般风多雨少，春冬两季多西北风，夏秋两季多西南风，最大风力可达78级，一般23级。雨季集中在七、八、九三个月内，最大年降水量为10091mm，年平均气温7左右，最高气温333，最低气温为-321。本区冻结期为56个月，即11月至次年4月，冻结深度14米，表土层一般为25米，该井田煤系形成于侏罗晚系，属中生陆相沉积，其煤层赋存深度为-650米-1200米，全井田共含五层可采煤层，分别是4-2、7-2、12、13、15-2煤层，煤层倾角约为10，属于近水平煤层，本井田煤质牌号主要为长焰煤，煤层易自燃发火，发火期为36个月，经瓦斯抽放后煤层瓦斯含量较低，为低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为10米3/吨。本井田水文、地质条件相对比较简单，年设计生产能力为300万吨/年，据预算其服务年限为78年，全井田共采五层煤，划分为一个水平，即-850水平。本矿的开拓方式为立井单水平集中大巷开拓。 8.2 矿井通风方式与通风系统的选择8 矿井通风的基本任务是供给矿井新鲜风流，以排除井下的有毒有害气体及矿尘，从而防止各种事故的发生，以保障井下人员的安全，所以矿井通风是矿井生产过程中非常重要的环节。矿井通风系统包括矿井通风方式和通风方法，选择矿井通风系统的因素较多，要选定比较合理的通风系统，必须满足下列要求：1)每个矿井至少应有两个通到地面的安全出口，各个出口间的距离不小于30米。2)进风井口要避免污风、尘土、炼焦气体、矸石燃烧气体等的侵入，进风井口距产生烟尘、有害气体的地点不得小于500米，矿井的总回风道不得作为主要人行道。3)箕斗井一般不应兼做进风井或出风井。4)所有矿井都要用机械通风，主扇与分区主扇必须安装在地面。5)充分注意降低通风费用，风道壁面要光滑。6)选择通风系统时，要符合采区通风与掘进通风的若干要求，同时也要保证满足防止瓦斯、水、尘、火、高温等对矿井通风系统的要求。7)下水平的回风流与上水平的进风流必须严格隔开，在条件允许时，要尽量使总进风早分区，总回风晚汇合。下面分别对矿井通风方式和通风方法进行选择；1)通风方式的选择矿井通风方式，即为进风井和出风井的布置方式。一般新建矿井的通风方式多选用中央并列式、中央分列式和两翼对角式。中央并列式适用于井田范围较小，生产能力不很大，瓦斯等级低的矿井，投产初期不利于采用别的通分方式时，也可采用这种方式。中央分列式适用于煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大（小于4Km），瓦斯涌出量大的矿井，而两翼对角式适用于走向长度较大（超过4Km），井型较大，瓦斯及自燃发火严重的矿井。根据本设计矿井的具体条件，煤层倾角小，走向长度不大，井型不很大，自燃发火不很严重，因采用瓦斯抽放，使瓦斯浓度降低到安全标准，所以本矿井决定采用中央并列式通风。此通风方式的优点是；工业广场布置集中，管理方便，井筒保护煤柱损失少等。(2)通风方法的选择 通风方法就是指主扇的工作方式，基本上可分为抽出式及压入式两种。现对两种通风方法进行比较：表8-1 两种通风方法的比较Tablet.8-1 compairable of the two method方 法 抽 出 式 压 入 式 优 点1、漏风量小，管理方便2、井下风流处于负压状态，一旦主扇停转，风流压力提高，可使采空区瓦斯涌出量减少3、对矿井瓦斯管理有利1、在塌陷区分布广且采空区相沟通的条件下，风流可以把井下有害气体带到地面2、主扇规格尺寸小，通风电力费用低 缺 点主扇规格尺寸及通风电力费用高1、井下风流处于正压状态，当主扇停转，可能使采空区瓦斯涌出量增加2、通风管理工作困难，漏风较大 通过以上分析，抽出式通风方法比较适用于本矿的条件，故采用抽出式的通风方法。8.3 总风量的计算与风量分配8.3.1 矿井通风量的计算 本矿井采用先求出各用风地点所需风量，再计算矿井总风量的方法。 即：Qw=Kw（QaQbQcQd） （8-1） 式中：Qw：矿井所需总风量，m3/min； Kw：风量备用系数； Qa：各回采工作面风量之和，m3/min；Qb：各掘进工作面风量之和，m3/min； Qc：各硐室所需风量之和，m3/min； Qd：除上三者以外的地点所需风量之和，m3/min；下面分别计算各用风地点所需风量：a 回采工作面所需风量计算1)按沼气涌出量计算； 根据规程规定，按回采工作面回风巷风流中沼气的浓度不得超过1%的要求计算： Qa=100qKa=100121.3=1560 m3/min （8-2） 式中：Qa：一个采区工作面所需风量；q：回采工作面瓦斯绝对涌出量；12 m3/min Ka：回采工作面瓦斯涌出量不均衡系数，取1.3；2)按工作面气温与风速关系计算 Qa=60VaSa=602.516.5 =2475（m3/min） （8-3） 式中：Va：按温度条件确定的风速，取2.5m/s；Sa：回采工作面平均断面积； 3)按人数计算Qa=4Na=4(m3/min)； （8-4） 式中：Na：为回采工作面同时作业最多人数；4为单位人数供风标准；由以上计算所得，本回采工作面风量取Qa为2475m3/min；4)按风速进行验算根据规程规定，按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：Qa0.2560Sa=0.25 （8-5）Qa604Sa= （8-6） 1802475234m3/min 满足要求。煤层掘进工作面所需风量之和 Q1=700 (m3/min）岩层掘进工作面所需风量计算 1)根据经验，本矿井所用岩巷掘进面供风局扇为JBT-350型，风量350m3/min，功率28Kw；(2)按风速验算Qb0.1560Sc= 350m3/min，满足要求。 （8-13） (3)岩巷掘进工作面所需风量之和 Q2=2Qb=2（m3/min） （8-14） 掘进工作面所需风量总和 Qb=Q1+Q2=700+700=1400（m3/min） （8-15）8.3.2 硐室所需风量总和 （1） 火药库风量 本矿井火药库所需风量按经验树值：大型火药库的Qfc=100150m3/min,故本矿井选取Qfc=150 m3/min（2） 其它峒室所需风量绞车房Qmc=80m3/min其它变电所Qvc=80m3/min充电峒室Qcc=200 m3/min(3)发热量大的机电硐室所需风量（水泵房+压气机房） Qe=49.97Ns/t （8-16）式中： Ns硐室中机电设备运转总功率（水泵房为350KW，压气机房为80KW）； 硐室机电设备的发热系数,水泵房为(0.020.04)，压气机房为(0.20.3)； t硐室回风与进风的温差。则: Qe=49.973500.03/6+49.97800.2/6=220.8 m/min故峒室所需总风量Qc=220.8+150+80+80+200=730.8 m/min （8-17）8.3.3 其它所需风量 矿井其它巷道如：材料上山、装车站及联络运输巷和回风巷的一些小巷，它们所需风量采用通风公式：1)有瓦斯时：Q=133qk 式中：q：巷道瓦斯相对涌出量，m3/min；k：不均衡系数，取1.2-1.5;2)无瓦斯涌出时：Q=9S=102.6（m3/min） 式中；S：巷道平均断面积，取11.4m2； 由以上计算，根据经验取Q=150m3/min 本矿井一般情况下这样的巷道有4条。3)其它巷道所需风量总和 Q=4150=600（m3/min） （8-18） 8.3.4矿井所需总风量Q=Kw（Qa+Qb+Qc+Qd）=1.25(3712.5+1400+730.8+600)=8054.125（m3/min） （8-19） 8.4 矿井总风压及等积孔的计算8.4.1 本矿井采用的摩擦阻力计算公式H=LUq2/s3 （8-20） 式中：根据各井巷支架形式，在表中查得的摩擦阻力系数，Ns2/m4； q：分配给各井巷的风量，m3/s； L、U、s分别是各井巷的长度（米）、周长（米）、净断面积（m2）；8.4.2 矿井总阻力、等积孔计算1)本矿井服务年限为78年，只计算20年以内矿井通风容易和矿井通风困难两个时期的hrmin和hrmax。2)通过主扇风量Qf大于通过风井的总风量为： Qf=（1.051.1）Q m/s （8-21） 式中： 1.1抽出式风井有提升运输任务时，取1.1；则： Qf=1.18054.125/60=147.66m/s。3)hrmax一般不超过3000pa。4)自然分配和按需分配方法计算各区通风阻力。通风容易时期和通风困难时期的线路及网络图见图。 容易时期矿井总阻力：hrmin=1.2hfr.min （Pa）； （8-22） 困难时期矿井总阻力：hrmax=1.15hfr.max（Pa）； （8-23） 式中: hfr.min:矿井容易时期摩擦阻力之和; hfr.max:矿井困难时期摩擦阻力之和; 1.2、1.5为矿井容易、困难时期局部阻力系数;矿井容易、困难时期等积孔计算 ; Amin=; （8-25） 式中：Amax，Amin分别为通风容易、困难时期的等积孔；8.4.3 矿井通风容易、困难时期工作面1)矿井通风容易时期为矿井首采区的首采工作面通风时期。此工作面离井底车场近，采用中央并列式通风。2)矿井在20年的通风困难时期为矿井在采南四带区时离井筒最远的工作面，此工作面采用中央并列式通风， 3)通风容易、困难时期的计算见表8-2,8-3通风困难时期的总风阻：hrmax=1913.4(Pa); （8-26） 通风容易时期的总阻力：hrmin=1695.24 (Pa); （8-27） 通风困难时期的等积孔：Amin= 3.36 (m2); （8-28） 通风容易时期的等积孔：Amax=3.16(m2)； （8-29）表8-2 通风容易时期阻力计算表Tablet.8-2 Table of ventilation easy time calculating resistance井巷序号井巷名称支护形式a/10-4L/mU/mS /m2Q /m3hfr/paV/m.s-11-2副井混凝土40090520.4133.16169.11579.55.12-3运输大巷锚喷1209251619.8181.45198.74.53-4通风斜巷锚喷12011014.112.543.7518.23.54-5运输顺槽锚喷120168014.112.141.25247.63.35-6工作面支架50022016.515.832.7576.12.56-7回风顺槽锚喷120168014.111.929.37125.52.357-8回风斜巷锚喷12011014.112.528.127.52.258-9风井混凝土40088517.2723.7548.21106.12.03合计7370米1412.7帕图8-1容易时期Figure 8 -1 easy time8-3 困难时期风力阻力计算表8-3 difficulties wind resistance calculation table井巷序号井巷名称支护形式a/10-4L/mU/mS /m2Q /m3hfr/paV/m.s-11-2副井混凝土40090520.4133.16169.116579.55.12-3运输大巷锚喷12022501619.8181.45547.84.53-4进风斜巷锚喷12011014.112.543.7518.243.54-5运顺锚喷120168014.112.541.25247.63.35-6工作面支架50022014.513.132.7576.12.56-7回顺锚喷120168014.112.529.375125.62.357-8回风斜巷锚喷12011014.112.528.1257.52.258-9回风大巷锚喷120285014.513.128.427178.252.179-10风井混凝土40088517.2723.7548.2125106.12.03合 计10990 1663.8pa图8-2困难时期Figure 8 -2 difficult period8.5 通风设备的选择8.5.1 矿井主要扇风机的选型计算 本矿井采用抽出式通风，因此主扇风压等于净风压。1)在通风容易时期的主扇风压为：hf.min=hfs.min-hh.a=1695.24-100=1595.5(Pa); （8-30） 式中：hh.a：通风容易时期矿井帮助主扇的自然风压，取100pa2)在通风困难时期的主扇风压为： hf.max=hfs.max=hr.max+hh.o=1913.4+100=2013.4(Pa) （8-31） 式中：hh.o为通风困难时期矿井反对主扇风压的矿井自然风压。3)故本矿井 Qf=1.18054.125/60=147.66m/s。由上述计算所得（2013.4，147.66）和（1595.2，147.66）两组数据。在扇风机的个体特性曲线表上选择合适的主扇。图8-3扇风机Figure 8 -3 ventilator62A14-11NO.24型扇风机，n=600r/min，叶片数为16片。 型号意义：62A14-11N0.24 其中：N0.24表示扇风机的机号，即动轮直径（m）的10倍。 11表示该型扇风机第一次设计结构。 14表示该型扇风机之叶形第14次设计应用。 A表示该型扇风机的轮叶为扭曲机翼型。 62表示该型扇风机的毂轮比的100倍取整数。8.5.2 电动机选择当Qf=147.66m3/s，hf.min=1595.2Pa时：Nf，MIN=92Kw，叶轮安装角=32.5O，nfS=0.8，n=600r/min。当Qf=147.66m3/s，hf.max=2013.4Pa时：Nf.max=136Kw， 叶轮安装角=37.50，nfs=0.8，n=600r/min。 通风容易时期主扇输入功率：Nf.min=92Kw。 通风困难时期主扇输入功率：Nf.max=136Kw。 工况点风量：Qf=147.66m3/s，Nf.min0.6=1360.6=8192。 所以本矿井可选择一个功率较大的电动机为主扇服务。1)电动机输出功率：Neo=Nf.max/t=155(Kw)，式中：t:传动功率，直接传动时t=1。2)电动机输入功率：Nei=1.1Neo/e=1.1155/0.92=185.3(Kw) （8-31） 式中：1.1为电动机容量系数，轴流式主扇取1.1。 e为电动机效率，取0.92。3)选择电动机表8-4 异步电动机Tablet.8-4 Table of asynchronous motor额定功率/kw额定电压/v效率功率因数启动电流/A额定转矩1553800.920.825.50.98.5.3 对矿井主要通风设备的要求 1)矿井主扇必须装置两部同等能力的扇风机（包括电动机），其中一套运 转，另一套做备用，备用的一套要求在10分钟内能够开动。 2)矿井的主扇房应有两回直接由变（配）电所馈出的供电路线，线路上不应分接任何负荷。 3)主扇要有灵活可靠，合乎要求的反风装置和防爆门，要有规格质量符合要求的风硐和扩散器。 4)主扇和电动机的机座必须坚固耐用，要设置在不受采动影响的稳定地层上。8.5.4 总耗电量及吨煤耗电量 1)年耗电量（主扇） Imf=(N1+N2)36524/(evlt)2 （8-32） =(155+115)36524/(0.920.80.951.0)2 =1691361.56(Kwh/a) 式中：N1、N2:一年内最大和最小的主扇输入功率，N1取155Kw，N2取115Kw； e：主扇电动机的效率，取0.92;V:变压器的效率，取0.8; l:电线的输电功率，取0.95;t:传动功率，直接传动取1.0;2)局扇年耗电量 Icf=nN36524=42836524=981120(Kwh/a) （8-33） 式中：n：局扇个数；N：局扇功率，取28Kw； 3)各类扇风机一年内总耗电量 Is=Imf+Icf=1691361.56+981120=2672481.56(Kwh/a) （8-34） 4)每吨煤耗电量I=Ia/T=2672481.56/3000000=0.9(Kwh/at) （8-35） 式中：T：设计年产量，300万吨/年；8.6 矿井灾害防治综述8.6.1 防治瓦斯1)本矿井为高瓦斯矿井，全矿的相对瓦斯涌出量为10m3/t，全矿平均日产量9200吨，绝对瓦斯涌出量为12m3/min，全矿只用一个面即可达产，即一个面的绝对瓦斯涌出量为12m3/min，两个掘进队全年工作，掘进面绝对瓦斯涌出量为3.74m3/min，由以上数据可知本矿井瓦斯涌出量较大。根据煤矿安全规程规定：一个回采工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min，采用通风方法解决瓦斯问题不合理时，应采取抽放瓦斯措施。根据前面的设计计算可知，本矿井回采工作面需采取抽放瓦斯措施，以减少瓦斯涌出量，保证矿井正常的安全生产，掘进工作面可以采用通风方法解决瓦斯问题。2 )瓦斯抽放方法根据矿井实际条件，采用采空区卸压抽放，煤层钻孔抽放。3)抽放设备a泵：选用SK-42型水环式真空泵，数量为2台，其中一台使用，一台备用，最大真空度10300Pa，最大抽气量为42m3/min，b主干管：200mm无缝钢管；支干管：150mm无缝薄皮钢管。c管路附属装置：孔板流量计，孔口设四寸孔板，泵站保持原八寸孔板，放水器。ZWY矿用移动式瓦斯抽放泵站图8-48.6.2 防煤尘BPW80系列喷雾灭尘泵站图8-5技术参数表8-5Technical parameters in Table 8 -5型号公称流量L/min工作压力MPa柱塞直径mm柱塞行程mm往复次数次/min电机功率kw过滤精度mBPW80/5.5805.5562842111180BPW80/6.3806.3562842111180防煤尘应从四个方面进行：减尘，降低浮尘，清除落尘和防止煤尘爆炸。8.6.3防火矿用移动式防灭火注浆装置图8-6Mine Mobile Fire-fighting installation grouting 8 -6技术特征该产品以水为运输介质，可以向火区（或具有自燃发火的地点）连续压注粉煤灰、黄泥、水泥砂浆、及各种新型防灭火材料，吸收氧化煤体热能，阻止煤氧化、沉积后堵塞漏风通道，实现防火、灭火目的。具有高效、安全、快速等特点。主要用途是一种广泛应用于煤矿井下采掘工作面、采空区、巷道高冒落处各种火灾的扑救装备。外形及安装尺寸型号：ZHJ-3/1.2注浆量：3立方米/小时外形尺寸mm:2700x1300x1760型号：ZHJ-6/2.4注浆量：6立方米/小时外形尺寸mm:3300x1500x1760上山阶段采用俯采，不适合采用灌浆防火，故在工作面后方喷阻化剂或灌惰性气体和氮气防火。下山阶段采用灌浆防火，本矿井顺槽掘进时采用卧底的方法，可以减少地面撒煤起火，也可减少将输送机抬高遗留三角煤而引发煤的自燃。8.6.4 防水1)工作面积水本矿井上山阶段采用俯采，采空区水流向工作面，故在工作面需设水窝，用水泵将水抽到顺槽由水沟流走。下山阶段采用仰采，工作面涌水直接流入采空区，不需设专门排水设备。2)掘进时的积水当掘进工作面有积水时，均先进行探防水，待水排干后，在进行正常掘进工作。3)采下层煤时上层采空区积水对生产的影响上层采空区积水有可能涌入下层采空区，造成透水事故。故在开采前先打钻孔，将上层采空区的积水排干，再进行正常回采。4)发生火灾时的避灾路线工作面运输顺槽进风行人斜巷运输大巷井底车场副井地面9 矿井运输与提升9.1 概述 本设计矿井为主井单水平开拓，集中运输大巷布置。大巷位置在-850米的标高上，在储量中心开凿主副井及逢竟投产初期N1带区就能当年达产，带区煤层运输集中巷及主要运输大巷采用皮带运输，运料用齿轨车运输主井，副井采用钢丝绳罐道，副井选用钢性罐道。工作面采用刮板运输机，顺槽采用可伸缩胶带机，运料从回风顺槽运输。9.2 带区运输设备的选择9.2.1 运输顺槽中运输设备的类型及数量 1）转载机：型号：SZZ-764/160型一台，输送能力1100t/h； 2）破碎机：型号：LPS1000型一台，过煤能力1000t/h，破煤能力900t/h； 3）可伸缩胶带机：型号：SSJ1200/M型一台，输送能力400t/h； 4）此外还有矿车、平板车；9.2.2 回风顺槽中运输设备的类型及数量 1）小型绞车：型号；JD25型一台； 2）还有矿车、平板车；9.2.3 集中运输巷的设备及数量 可伸缩胶带输送机：型号：SSD800-90型一台，输送能力400t/h；9.3 主要巷道运输设备的选择9 本矿井采用可伸缩胶带输送机运煤，其型号为SSD800-90型，运料则采用齿轨车运输，每列由两个司机室和四个矿车（平板车）组成。电机车选用：本矿井为高沼气矿井，瓦斯相对涌出量为5m3/t，由于矿井风量满足且运料在回风大巷中行驶，为使电机车不产生高温、不污染空气，决定采用蓄电池电机车，其型号为TXD-25型，其直流电动机功率为4.5Kw/h，最大牵引力为100.3KN，制动力12KN，机车重量1580Kg。9.4 提升9.4.1 主井提升a原始数据 1)矿井年产量A=300万吨/年； 2)工作制度：年工作日数br=330天，日工作小时数t=16h； 3)矿井设计水平深度HS=850米；即井口是开采水平的深度。 4)卸载水平至井口高度Hx=20米； 5)装载水平至井下运输水平高度Hz=15米； 6)散煤密度=0.98t/m3; 7)主提升方式为两对16t箕斗，井底设煤仓，定量自动装载； 8)矿井电压等级6KV；b提升容器选择1)经验提升高度 H1=Hs+Hx=850+20=870（米) （9-1） 2)经验提升速度 Vj=0.4=12(m/s) （9-2） 3)经验一次循环提升时间 Tj=Vj/a+H1/Vj+U+=12/0.8+885/12+10+12=111(秒) （9-3） 式中：a:初选提升加速度，0.8m/s2; U:提升爬行阶段时间，10s； ：提升休止时间，12s； 4)一次经验提升量Qj=（30000001.151.2111）/（360016330）=24t/次（9-4）5)选择箕斗表9-1 箕斗参数表Tablet.9-1 Table of Skip parameters型号名义载重有效容积/ m3自重/吨全高/m两箕斗中心距/mJDG-16/110416吨2515 17.62.8VrQZHrS图9-1箕斗Figure 9 -1 skip6)一次实际提升量 Q=rVr=0.9825=24.5(吨) （9-5） 7)所需一次提升时间 T= （9-6）=（360024.533016）/（1.1530000001.2）=113（秒） 8)所需一次提升速度 （9-7） =11.4(m/s)c提升钢丝绳选择 选三角股钢丝绳，6（24）股（0+12+12）绳和股纤维芯，-32.5型钢丝，d提升机选择: 表9-2 提升电动机参数表Tablet.9-2Table of upgrading electric motors parameters主导轮直径 /m导向轮直径/m最大提升速度/ms-1钢丝绳最大张力/N钢丝绳最大张力差/NDmDdV3.25312441000137200提升机旋转部分变位质量/ Kg导向轮变位质量 /Kg允许最大转速 r/min减速器MjMt170503060750ZHD2R-140 选择JKM-3.25/4()-10.5型多绳摩擦提升机，其主要参数如下： 减速器最大输出扭距：411600NM；e提升电动机的选择选YR1250-8/1430型异步电动机，其参数如下：表9-3电动机技术参数表 Tablet.9-3Table of electric motors technical parameters额定功率/ kw转 速过负载系数转子飞轮力矩/ NM2效率额定电压/ V台数NeneGD2dV台12507421.91171870.9360002f电能消耗及提升效率 一次提升电耗：W= （9-8） =41.3(Kwh/t) 提升吨煤电耗：Wt=W/Q=41.3/12.54=3.29(Kwh/t) （9-9） 一次提升有益电耗：Wy=10.8(Kwh/t) （9-10） 提升效率：t=%=26%； （9-11） 9.4.2 副井提升a根据矿井实际需要，本设计副井提升容器选用双层四车多绳罐笼，其技术特征及规格如下表： 图9-2GL系列立井多绳双层普通罐笼Figure 9-2GL series of multi-rope double shaft ordinary cage本系列罐笼可用于矿山竖井升降人员，提升矸石，运送材料和设备等。罐笼主要用于副井提升，也可以用于小型矿井的主井提升。由于此系列罐笼为双层，因此具有罐笼断面尺寸小，乘载人员多等优点。表9-4立井多绳双层普通罐笼优点Table 9 -4multi-rope double shaft cage advantage of the ordinaryGLMY-12/2GLSY-12/2GLG-1.52/2罐道型式木罐道钢丝绳罐道刚性罐道36001080罐笼断面尺寸（长宽）mm1800115018001080罐笼总高（近似值）mm6860620079385471自重 kg 27602895终端载荷 kg 7210623512311允许乘人数182434适用矿车型号MG1.1-6AMG101-LAMG1.7-LA名义载重（）111.5车数222阻车器型式异侧进出车异侧进出车同侧进行矿车轨距 mm 600600600b根据经验及估算，本副井选择JKM-3.25/4()-10.5型多绳摩擦提升机，其主要参数如下：表9-5 多绳摩擦机参数表Tablet.9-5Table of more Shengmo shining machine parameter主导轮直径/m导向轮直径/m最大提升速度/ ms-1钢丝绳最大张力/N DmDdV3.25312441000钢丝绳最大张力差旋转部分变位质量导向轮变位质量最大允许转数137200N17050Kg3060Kg750r/min传动方式：双电机减速器型号：ZHD2R-140型c提升电动机选择两台YR630-10/1180异步电动机，其技术参数为：表9-6电动机技术参数表Tablet.9-6 Table of electric motors technical parameters同步旋转速度/ rmin-1过负载系数效率5921.940.92d提升作业有关规定 安全规程规定： 1）最大班工人的下井时间，立井一般不超过40分钟，提升人员的时间按井下人员的50%计算，升降其他人员的时间按井下工人时间的20%计算。 2）提升矸石量，最大班按日出矸的50%计算。 3）运送火药及雷管时，应分开运，并采取安全措施，为保障安全，运送硝化甘油类炸药或雷管时，速度不得超过2m/s，降送其它火药不得超过4m/s； 各项休止时间 1）进出车为36秒；（2）出材料为60秒；（3）升降人员为4分钟； 2）装设备的平板车为60秒；（5）长材料双侧进出车为40秒； 3）炸药雷管为4分钟；10 排水10.1 矿井涌水10.1.1 矿井涌水量及矿水性质 矿井涌水量来自地下水和地表，地下水有第四系含水层，白垩系砂砾岩含水层，侏罗系砂岩含水层的涌水。地表水主要为地面降水，地表的辽河和王河也会向井下渗水，但其影响不太大，矿井的正常涌水量为93m3/h，正常涌水天数为305天，最大涌水量为120m3/h，最大涌水天数为60天。 矿井的水容重为9960N/m3，矿水呈中性，不会对管路造成严重的腐蚀。10.1.2 矿井排水系统 由于直接排水系统比较简单，开拓量小，基建费用低，管道铺设简单，故在该水平的排水设计中，选用直接排水系统。10.2 排水设备的选择10.2.1 选择水泵 根据煤矿设计规范11.3.1条规定：主要排水设备应符合下列规定： 1)主排水泵的工作水
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