年产240万吨新矿井设计—毕业设计

摘要本设计矿井为XXX240万吨/年新矿井设计，共有2层可采煤层17、21。煤层工业牌号为1/3焦煤，设计井田的可采储量20700MT，服务年限为61A。设计采用以双立井为主的联合开拓方式，划分两个水平，六个采区。达产时采区为一采区和二采区，各布置一个工作面，联合布置，17、21层单独开采。采煤方法为走向长壁下行垮落采煤法，采煤工艺为综合机械化放顶煤工艺，顶板处理方法为全部垮落法。矿井通风方式为分区式，通风方法为抽出式，采区通风系统为轨道上山和运输上山进风，回风上山回风，采煤工作面采用“U”型上行式通风，掘进工作面采用压入式通风，矿井容易时期设计需风量为139M3/S，困难时期设计需风量为146M3/S。进而选出矿井主要通风机型号为BDNO22，电动机型号为YB355M28，且对矿井所需通风构筑物进行布置。关键词通风设计矿井通风系统通风阻力ABSTRACTTHEDESIGNOFMINEFORHEGANGJUNDECOALMININGGROUP2,400,000TONS/YEAROFNEWMINEDESIGN,ATOTALOF2COALSEAMLAYER17,21INDUSTRIALGRADECOALIS1/3COKINGCOAL,THEDESIGNOFMINERECOVERABLERESERVESOF20700MT,LENGTHOFSERVICEFORTHE61ADOUBLESHAFTDESIGNCOMBINEDTOOPENUPTHEWAY,DIVIDEDINTOTWOLEVELS,SIXMININGAREAMININGAREAATTHEMIDDLEOFAMININGAREAANDTHESECONDMININGAREA,THELAYOUTOFAFACE,AJOINTARRANGEMENT,17,21LAYERSSEPARATEMININGMININGMETHODSTOFALLINGDOWNALONGWALLCOALMININGLAW,MININGTECHNOLOGYFORINTEGRATEDMECHANIZEDTOPCOALCAVINGTECHNOLOGYAPPROACHFORTHEENTIREROOFFALLINGACTMINEVENTILATIONFORPARTITIONTYPE,THEMETHODOFTAKINGTHETYPEOFVENTILATION,VENTILATIONSYSTEMSFORTHEMININGAREAANDTRANSPORTUPTHEMOUNTAINTRACKUPTHEMOUNTAININTOTHEWIND,TOWINDUPTHEMOUNTAINBACKTOTHEWIND,COALFACEUSING“U“TYPEUPSTREAMVENTILATION,THEUSEOFHEADINGFACEPRESSUREINVENTILATION,MINEDESIGNTOBEEASYTOTIMETHEWINDWAS139M3/S,DESIGNEDTOBEADIFFICULTTIMEFORTHEAIRFLOW146M3/SELECTEDTOTHEMAINMINEFANMODELBDNO22,THEMOTORMODELYB35M28,ANDTHESTRUCTUREOFTHEMINEVENTILATIONREQUIREDTOSETUPTHEIREQUIPMENTKEYWORDSVENTILATIONDESIGNMINEVENTILATIONSYSTEMVENTILATIONRESISTANCE目录摘要IABSTRACTII目录III第1章井田概况及地质特征111井田概况1111井田位置及范围1112交通位置1113地形地势1114气候雨量风向风速1115河流212地质特征3121矿区范围内的地层情况3122井田范围内和附近的主要地质构造3123煤层赋存状况及可采煤层特征3124井田内水文地质情况4125瓦斯煤尘煤的自燃性5126煤质、牌号及用途5第2章井田境界储量服务年限621井田境界6211井田周边状况6212井田境界确定的依据6213井田未来发展情况622井田储量6221井田储量的计算6222保安煤柱7223储量计算方法7224储量计算的评价823矿井工业制度、生产能力、服务年限8231矿井工作制度8232矿井生产能力的确定8233矿井服务年限的确定9第3章井田开拓1031选定开拓方案的系统描述10311井硐形式和数目10312井硐位置及坐标10313水平数目及高度11314石门、大巷数目及布置11315采区划分1332井硐布置和施工14321井硐穿过的岩层性质及井筒支护14322井硐布置及装备14323井筒延深的初步意见1733开采顺序17331沿井田走向的开采顺序17332沿井田倾向的开采顺序1734矿井提升系统17第4章采区通风1941采区设计概述19411设计采区的位,置边界范围采区煤柱19412采区的地质和煤层情况19413采区的生产能力储量及服务年限19414采区巷道布置2042采煤方法及采煤工艺23421采煤方法选择23422回采工艺2343采区通风26431采区概况26432采区通风设计原则及要求26433采区上山通风系统选择27434回采工作面通风系统2744掘进通风30441局部通风系统的设计原则30442局部通风方法31443风筒及局部通风机选择31第5章矿井通风系统3351矿井通风系统的选择33511选择矿井通风系统的原则33512矿井通风系统的选择34513矿井通风方式的选择3652矿井需风量的计算38521风量计算的标准和原则38522矿井风量计算40523矿井总风量计算44524矿井风量分配45524风量分配后的风速校核4653矿井通风阻力的计算48531图纸和编制数据48532风网图的绘制51533摩擦阻力的计算51534局部阻力的计算58535自然风压58536矿井通风总阻力61537矿井等积孔6154扇风机的选择63541选择原则及步骤63542扇风机的选择64543主扇工况点65545选择电动机6855概算矿井通风费用69551计算主扇运转耗电量69552吨煤通风电费计算7056通风构筑物70561通风构筑物70562主要通风机附属设备71结论73致谢辞74参考文献75附录176附录281第1章井田概况及地质特征11井田概况111井田位置及范围XXX位于黑龙江省XXX市。为XXX煤田最南部的一个井田。其地理坐标为东经，北纬。井田的北部边界与兴40135017安煤矿相邻。其界限为纬线为界。纬线两端分别与断层1F和第十三层勘探线相交。由它们的连线的垂直截面组成北部的人文边界。南止煤系地层与上复第三系地层的标高不整合接触线。西起煤系地层基盘。东止号煤层的标高铅直截面。全区走向350长，宽,面积。KM65K32160KM112交通位置矿区西部有XXX市至佳木斯和双鸭山的鹤大公路，并且与矿区公路相连均是白色的二，三级水泥路面，东部也有哈萝公路最后与鹤大公路相连，矿区铁路与至XXX的国有铁路在集配站接轨，交通十分便利。详见交通位置图11113地形地势本区属于丘陵地形，XXX井田的地势东高西洼，洼地面积占三分之二左右，中部原受鹤立河的侵蚀地势较低洼，区内最高标高，一般在之间。M20M2109114气候雨量风向风速矿区属于大陆性气候，年最高气温，最低气温零下，C36C34年降水量左右，冻结期由月至次年月末，冻结深度一般6014在左右，风向多西风，最大风速为。M2SM/25230新农二十队10812014160529150富力矿农场大陆矿农场新农十一队新华新农十队永利永昌新农九队工人村朱家山兴安兴安红旗乡兴安台矿力富兴安矿峻德矿新华勘探区峻德峻丰峻德哈萝公路公路大鹤立鹤河立鹤大河流水库立井斜井露天农场、林场、村屯铁路主要公路一般公路井田边届图例图11交通位置图115河流区内只有鹤立河在井田上方流过后经人工改造从西部边界通过。最高洪水位。最大流最为。地下水原始流向与地表河M238SM/1803流流向一致。水力坡度2左右。年平均降雨量为左右，雨M60季集中在六，七，八三个月。12地质特征121矿区范围内的地层情况本区地层基本与XXX区域性地层一致。根据1975年东北地区区域地层表的统一对比，区内自下而上有前古生界，上侏罗统石头河子组石头庙子组。下白垩统东山组，第三系和第四系地层。为本矿井的主要含煤地层，煤层总厚度5137M，含煤率47。煤层厚度总趋势为由北向南增厚，煤层层间距由北向南变薄，同时出现合并和尖灭。矿区主要含煤层有23层，划归给本设计矿井的可采煤层共二层。122井田范围内和附近的主要地质构造本井田位于XXX煤田中生代石头河子组中，XXX井田褶皱简单，煤系地层走向呈北北东，向东倾斜的单斜构造。倾角，一352般沿局部有波状起伏。然而断裂则相当复杂，反映本区构造形30迹是以断裂为主。因受井田中部大断层F5的作用影响将井田划分为两部分，井田四周也是以较大的断层为边界的。各个断层的具体情况见表1经过详细的地质勘探及综合分析，本井田有条大断裂，都为5正断层。123煤层赋存状况及可采煤层特征本井田内的所有煤层都富集在石头河子组地层之中，本设计矿井在该组内共有可采煤层层，以下将各煤层的厚度、结构、煤容2重和煤层顶底板情况说明如下附煤层特征表1号煤层煤层厚度，平均煤层厚度，煤17M97154M579层结构为单斜构造，煤层平均倾角为，赋存稳定，有夹矸，煤3层能够发育到地面露头，容重，顶板为中细砂岩，伪顶为/T的煤泥岩或含炭泥岩，底板为细砂岩。M02号煤层煤层厚度，平均煤层厚度，平均21M79601M863倾角，煤层发育到地面露头，贮存稳定的煤层，单斜结构，容3重，顶板为细砂岩，底板为粉砂岩。/4MT详细情况可见煤层特征表12表11主要断裂构造断层特征序号断层编号断层性质方向落差（M）断距（M）查明程度17F正南北20212可靠25正西北东南15098可靠31正东西100140可靠4L正西北东南343230可靠516正东西10050可靠表12煤层特征124井田内水文地质情况1XXX煤田处于小兴安岭山地与松花江下游合江平原之间的丘陵区，XXX井田位于丘陵区最南端。井田大部分处于鹤立河河谷区，地下水的静储量，动储量都较大。2本区地层无完整的隔水层。主要含水层为第四系孔隙含水层煤厚（M）层次最小最大平均层平均间距（M）稳定性顶板底板17609715较稳定细砂岩粉砂岩286310稳定粉砂岩细砂岩和白垩系，侏罗系，前古生界地层风化带含水层。XXX矿属于水文地质条件复杂矿井。主要表现是矿井涌水量。采HM/2013掘工程受水害威胁，防治水工程量大，难度大，经济技术效果差。本矿于1981年补充进行了抽水实验，施工了两个抽水孔，两个抽水观测孔，进行的是两主孔分别单孔抽水，两孔同时干扰抽水实验。根据上述两种方法所得资料，稳定流K值3449M/日419M/日，非稳定流K值3476M/日3436M/日，给水度S187。水质经数次化验到目前仍基本符合国家饮水标准。水质类型为重碳酸钙钠型。125瓦斯煤尘煤的自燃性XXX只开采了四个煤层，其中11号层只局部开采，就3、9、17号煤层经历年来瓦斯鉴定，该井为高瓦斯矿井。XXX对以开采的3、9、17煤层分别做了煤尘爆炸性鉴定，结论是三个煤层均存在爆炸性。爆炸试验中其火焰长为3号层300400、9号层320530、17号层20500。煤层自然发火期，3号层为18个月、9号层无发火史、17号层为9个月。煤层自然倾向性分类11、17、21号煤层为类，其余煤层均为类。本矿自建井到现在无瓦斯、煤尘等重大灾害发生。126煤质、牌号及用途1煤种情况本矿井范围内主要是主焦煤，还有少量的无烟煤，贫煤和瘦煤。2灰份变化本区内煤层的灰份值是中部较上部和下部低，灰份值大约在之间，属于中灰份煤，上部和下部煤层的灰份3019较高，都在以上，属于富灰煤。3主要用途本设计矿井所生产出的煤炭，以冶金为主，电厂发电做动力用煤次之。第2章井田境界储量服务年限21井田境界211井田周边状况本区属于丘陵地形，XXX井田的地势东高西洼。区内原有鹤立河河流，因此井田中部受鹤立河侵蚀地势较低洼。井田南北均由落差很大的断层为边界，与临近的矿井没有采动影响。XXX仅北部与兴安煤矿相邻。该矿同我矿接壤处。XXX矿仅浅部4个层进行了开采。212井田境界确定的依据1以井田内的地理地形和地质条件作为划分井田境界的依据；2边界所确定的井田范围要有利于对井筒位置的选择安排地面生产系统和各建筑物；3划分的井田境界要尽量为矿井发展留有一定的空间；4如果地质条件可以，井田要有合理的走向长度，以利于井型的扩大和机械化程度的不断提高；根据以上原则，结合XXX矿井田的实际地质情况可知井田走向长度M左右，倾向长度M左右。560360213井田未来发展情况本设计矿井为设计生产能力的矿井，由勘探精查报告资AMT/42料可知，井田内的煤层发育较好，煤层均为单斜构造，并且倾角都在左右，预计达产后不久的核定生产能力会大于设计生产能力，3随着科学技术尤其是煤炭开采技术的进步和勘探水平的提高，可以采出和探测出埋藏较深的煤炭。从而保证矿井的服务年限。22井田储量221井田储量的计算在XXX矿井田范围内，参加储量计算的煤层有，和共217层，各煤层储量计算边界与井田境界大致相同，矿井储量可分为矿井地质储量，矿井工业储量和矿井可采储量。矿井储量计算的标准以储量管理规程和煤炭资源地质勘探规范的规定和我国能源政策，资源状况及目前煤矿开采技术条件为依据。本设计矿井井田内绝大部分为炼焦用煤，和少量的优质动力煤。222保安煤柱为了保证矿井的安全生产且依据规程的有关规定，本设计矿井所留设的保安煤柱的宽度如下【1】1各煤层在地面的露头处留设的保安煤柱；M5032井田边界的断层留设保安煤柱；03井田内部的断层和采区边界留设保安煤柱；24河流的保安煤柱要根据各煤层的埋藏深度的不同，而有变化；223储量计算方法矿井储量的计算标准要以储量管理规程为依据，计算的方法这里采用底板等高线水平投影分水平块段法。1工业储量的计算方法计算公式如下【2】块段储量块段水平投影的面积/平均倾角余切块段平均厚度容重根据矿井煤层储量计算图，结合以上公式计算出本设计矿井的工业储量大约为万吨。各个煤层的工业储量见表可采煤层储量147012计算总表。2可采储量的计算公式如下（21）CPZCK式中可采储量，KZMT工业储量，C永久煤柱损失，；P采区回采率。C表21可采煤层储量表对回采率的要求中厚煤层不应小于，薄煤层不应小于750。经过对各个煤层的可采储量进行计算，得出本井田可采储量80为。MT27224储量计算的评价该设计矿井所有的储量计算过程，均是严格按照有关规定进行的。由于技术水平有限和资料的不很全面，所以各种储量的结果可能与实际有点误差。23矿井工业制度、生产能力、服务年限231矿井工作制度本设计矿井采用年工作A，采煤工作面选用“四六”制，即30三个班采煤一个班检修，采煤机日进六刀，往返一次进两刀。矿井每日净提升时间为。H16煤层1721工业储量214398647煤柱损失214398647可采储量1447133622584回采率07508232矿井生产能力的确定井田的储量、煤层赋存的状况、地质条件和开采技术等因素是确定矿井设计生产能力大小的依据，除此之外还应考虑到今后市场对煤炭的需求量。根据以上各因素结合本设计矿井的实际情况，确定本设计矿井为年设计生产能力。MT42233矿井服务年限的确定矿井服务年限的确定和矿井生产能力的确定是息息相关的，受很多相同因素的影响，根据本设计矿井的实际情况和矿井服务年限的计算公式，（2/KAZT2）式中矿井设计可采储量，ZMT生产能力，AAT/矿井储量备用系数，K值取K513411当矿井的设计生产能力为30MT/A时，AT490/27/2当矿井的生产能力为24MT/A时，AZ613当矿井的设计生产能力为15MT/A时，AK98450/27/参照煤矿工业矿井设计规范，再通过以上计算可知，矿井的设计生产能力为24MT/A比较合理。服务年限，符合要求。T60第3章井田开拓1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述XXX矿周边有些小井和小窑，都是片盘斜井，他们的生产情况和开采状况都已经基本查明。呈单斜构造，属高瓦斯矿井。本设计矿井采用双立井两水平开拓，井田范围内只有中部有一个大的正断层，煤层的倾角在33左右，煤层都呈单斜构造，通风方式为分区式通风。2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况由勘探的精查报告所描述的煤层自然产状，构造困素，煤层顶底板的条件，冲积层结构，地形及水文地质条件等，其中井田内煤层的赋存深度和冲积层水文地质的条件对开拓方式的影响是最大的。XXX矿的所有设计建设的基本程序必须严格按照有关国家法规，设计规程，规范来进行，选取开拓方式的时候要及时的查阅和学习现有的最先进的开拓方式方法，对现有的最先进的机械化设备也要有一定的了解。先进的煤炭开采技术对矿井开拓开采方式的选择有很大影响。31选定开拓方案的系统描述311井硐形式和数目根据井田范围内的地形地势，煤层赋存情况和地质构造等自然因素，经过上面对井筒的形式确定方案的技术分析和经济比较，该矿井采用双立井两水平开拓，上山开采，共有两个风井。312井硐位置及坐标井筒在井田中位置的选择，就是确定井筒距离矿井储量中心的尺寸，并用经纬线来表示它的具体位置，选择井筒位置的条件1地面条件1地面工业广场的占地面积尽量小。2要考虑地形与工程地质的条件。3地面煤仓与外运铁路的连接4矿井的工业广场与生活区的位置2井下条件1如果自然条件较好，地质构造不是很复杂，尽量把井筒布置在井田储量的中央。2如果布置井筒的位置有较大的断层，就把井筒布置在断层的下盘。3井筒的位置尽量选在压煤量少的地方，也可以让断层，河流和井筒使用同样的保安煤柱，同时保证河流和井筒之间要有一定的安全距离。4根据勘探程度的不同，应该将井筒布置在勘探的比较明了的地方，降低矿井的基建投资，最好是等出来煤炭以后，有一定的收益以后再投资井田的另一半。根据本矿井所在井田的实际情况，并考虑到上述的一些条件，本设计矿井井筒的位置详见开拓平面图，其井筒井口坐标为主井（10230395，1156079）副井（10230395，1157021）一采区风井（10106045，1145289）一采区风井（10276875，11416785）313水平数目及高度根据本井田的煤层赋存深度，角度和地质构造等自然条件，再经过全面的技术经济比较后，合理的对井田开采水平进行了划分，该设计矿井在300M水平标高处划分第一个水平，阶段垂高500M，在300M水平标高上布置生产所必须的水平运输大巷，井底车场及各类硐室井田范围内在垂直方向上，各个煤层以300M开采水平为界，采用上山开采。二水平设在600M标高，也是采用上山开采。314石门、大巷数目及布置根据本设计矿井的所有客观条件再比较现有的先进的运输机械设备和开拓巷道布置方案的技术经济比较，确定本设计矿井采用集中运输大巷采区石门的布置方式。由于本设计矿井采区接续的原因，使得大巷和石门的服务年限不是很长，但是运输通过能力较大，所以运输大巷和石门的断面和支护方式设计在本矿井中相同，其内部设施也相同。主要运输巷道的断面设计合理与否，将直接影响矿井的生产经济效果和生产的安全条件，大巷断面设计的基本原则是在满足通风安全与技术要求的前提下，争取提高巷道断面的利用率，降低断面造价，并有利于加快开拓速度。本设计矿井运输大巷断面图如图31所示、石门断面图如图32所示。36050501801809090501205012010R2302010120图31运输大巷断面图36050501801809090501205012010R2302010120图32石门断面图315采区划分本设计矿井是有三部分组成的，南半部分的走向长度不大，可以布置一个单翼采区进行回采，中部和北部大部分的走向长度较大，需要划分为一个双翼采区进行回采，布置单翼采区的目的是为了增加工作面的推进长度，从而减少了工作面的搬家次数，提高生产效率。根据采区的划分原则，再结合本设计矿井的具体情况，本设计矿井将井田的第一水平划分为6个采区。32井硐布置和施工321井硐穿过的岩层性质及井筒支护本井硐穿过的岩层的基底为元古界的花岗岩及花岗片麻岩，穿过的地层为中生界侏罗纪中上统石头河子组地层，岩层多为粉砂岩和细砂岩，主要含煤地层处于城子河组中部。根据主副井所穿过岩层的围岩性质，并按规程规定，可以确定主副井筒支护方式为1主井井筒表土段钢筋混凝土砌碹，表面抹灰浆；煤层段料石砌碹；2副井井筒表土段钢筋混凝土砌碹，表面抹灰浆；煤层段料石砌碹；322井硐布置及装备1井筒断面布置井筒端面尺寸的确定，要根据提升和安全的要求，选择能够适应本设计矿井的地质条件和井型的需要，尽量增大井筒断面的利用率。根据该设计矿井的井型和提升方式等实际情况，本设计矿井井筒按有关规定布置的运输设施和辅助设施详见图33主井井筒断面图，图34副井井筒断面图。图33主井筒断面图主井井筒特征井筒直径65M，净断面面积332M2，掘进断面面积42M2，井筒深度320M。井筒内装备两套16T单箕斗带平衡锤（JDG16/1504Y），采用球扁钢组合罐道，端面布置采用锚杆固定拖架。I2B,L564图34副井井筒断面图副井井筒井筒直径72M，净断面面积41M2，掘进断面积47M2。井筒深度300M，井筒装备一对15T，900MM轨距的固定式矿车双层四车罐笼，担负矿井辅助提升任务，兼作进风井筒。采用球扁钢组合罐道，端面采用锚杆固定拖架。井筒内设有复合材料梯子间，作为本矿井的一个安全出口和井筒检修之用，并铺设有排水管路三趟（一趟预备），井下消防洒水管路。另外，井筒还铺设有向井下中央变电所输送电源的电缆、用于通讯的讯号电缆等。323井筒延深的初步意见根据本设计矿井水平划分为两开采水平的方案，该设计矿井主副井筒从地面布置到一水平后，当一水平的煤炭快要采完的时候。井筒要及时的延深，保证矿井生产采区的正常接续，根据详细的技术经济比较后，确定本设计矿井的井筒直接立井延伸是最优的方案。33开采顺序开采顺序是指对划分的采区进行回采的顺序，矿井的采掘接续工作要有计划、按步骤进行，保证采掘关系的平衡，因此，要研究掌握采煤和掘进的关系特点，了解有关法规政策和规程、规范的有关规定。331沿井田走向的开采顺序根据该设计矿井的地质煤层分布及采区划分的具体情况可知，在走向方向上先把南部的西半部分开采完毕后，再对井田的东部和北部进行回采，这样就减少了建井的初期工程量和基建投资，并且投产快，可以投资少，采出煤炭后，用矿井的净收益去开拓另外的大巷和上山。332沿井田倾向的开采顺序本设计矿井共有二层可采煤层，即17，21煤层，由于本矿井煤层贮存的条件可以进行上行式开采，在煤层的倾斜方向上绝大部分是下行开采，只有局部有上行式开采。34矿井提升系统矿井提升设备的选择是否合理对于保证矿井持续的稳产，高产是至关重要的，通常大型矿井的提升任务比较繁重，必要的时候主井可以采用两套提升设备，副井除了配备一套罐笼提升以外，还设置一套带平衡锤的单容器提升【4】。矿井的提升系统主要包括主井提升系统和副井提升系统，设备选型过程以及各种特性如下1主井提升主井采用一对16T多绳摩擦式箕斗提升，型号为如表31所示。表31多绳摩擦式箕斗参数表副井提升本设计矿井的副井井筒安装的提升设备是一对能够容纳15T矿车的双层四车的罐笼，型号为GDS1/6/2/4提升机选用和主井一样型号的提升机，但电动机功率只需要选择1200KW就可以满足副井的提升任务。型号JDG16/1504Y载重量箕斗自重有效容积176M316T178T第4章采区通风41采区设计概述本设计为一采区的煤层工作面的布置及开采方式。本章的17主要内容有采煤方法的选择，采煤工作面各参数的确定，运输与回风平巷的顶板管理和工作面生产设备的选择等内容。本采区煤层的自然状况为煤层的平均倾角为，煤厚平173均，煤质中硬，容重，XXX只开采了四个煤层，其中层M59411只局部开采，就、号煤层经历年来瓦斯鉴定，该井为高397沼气矿井，瓦斯含量年测定为绝对瓦斯涌出量648,相8MIN/3对瓦斯涌出量123,煤层瓦斯含量0611，属于高瓦T/T斯煤层，煤层的煤尘无爆炸危险，自然发火期在个月左右。12411设计采区的位,置边界范围采区煤柱本设计采区为一采区，位于井田的西部，采区的煤层在地面有露头，东西面以井田内的大断层为界，走向长在之间，M450南北倾向长在之间，面积大约为。M19026K412采区的地质和煤层情况本采区位于鹤立的南部，采区地面标高在标高左右。采20区范围内没有断层，除边界之外，地质构造比较简单，煤层呈单斜构造，采区内的地层整体向南倾斜，有三层可采煤层，、172煤质以焦煤和瘦煤为主，煤层的倾角大致在左右。平均，3673本区沉积地层的基底为侏罗纪上统城元古界的花岗岩及花岗片麻岩。采区内所有煤层均无岩浆岩侵入，煤层都处在石头庙组。煤层顶底板为砂岩，为中等坚硬程度，巷道支护比较容易。413采区的生产能力储量及服务年限本采区内可采煤层就是17号煤层，通过计算本设计采区工业储量为3195MT,可采储量2876MT。本采区为一个综合机械化放顶煤工作面达到设计的12MT/A，采区服务年限为24A。414采区巷道布置1区段划分因为本采区选用综采放顶煤采煤法，所以在区段划分的时候尽量以工作面的长度为标准。本采区采用分区式通风，运输大巷设在300M水平，将采区划分为9个区段。本采区内所有煤层的厚度在8571413M之间。工作面长度的确定工作面长度要受到地质、技术、设备、管理和安全等因素的限制，其长度确定的合理否，直接影响到采区回采率、掘进率、巷道维修量、材料消耗、吨煤成本等经济技术指标。综合考虑所有因素，并直接通过现场实践，一般认为后煤层综采放顶煤工作面的长度确定在150M左右时较为合理，此时可以获得最佳的技术经济效益。但就目前的整个XXX的综采放顶煤情况来看，多数放顶煤工作面的面长在100130M之间，实践证明该长度使得效益得到了最大发挥。目前国内综采放顶煤工作面的放煤步距由于受到支架放煤速度和采煤机截深的制约，一般为0812M，工作面日推进度一般在3648M之间，可按下式估算工作面长度（41）CHSQL式中工作面要求的日产量；Q工作面日推进度，一般取；SDM/DM/8463一次采厚，；HH5工作面回采率，一般为；C80所采煤的视密度，。3/T该一个采区设计产量为12MT/A，一个综放工作面达产，考虑掘进煤量一般为10，则工作面年产量108MT/A，日产煤量为3272T。由以下公式可确定工作面的长度1548054327L2采区上山布置根据采区生产服务年限的长短，可以将上山布置在煤层中或者是煤层底板岩层中，由于本采区是单层煤开采，生产服务年限较长，所以上山布置在本煤中最下面一层的底板岩层中。双翼开采，上山位置在采区走向的中央。3采区车场布置根据采区车场设计的有关依据和相关规程规范的要求，本矿井采区的车场设计如下采区上部车场选用平车场，中部选用甩车场，下部车场采用大巷式装车的布置方式。（1）采区下部装煤车场设计本设计采区选用尽头式大巷装车式。（2）辅助提升车场设计辅助提升车场和轨道上山连接是在竖曲线后以31坡度跨越大巷，然后直接和轨道上山相连。4工作面切眼运输巷回风巷（1）切眼切眼沿煤层底板布置，采用2600“W”钢带配10菱形铁丝网（28001000），22200OMM全螺纹等强锚杆支护顶板，锚杆排距1000MM；锚杆间距800MM。切眼为梯形断面，断面积56M2。剥帮后切眼断面净宽51M，净高24M，断面积125M2。（2）运输巷回风巷工作面运输巷及回风巷均沿煤层顶板布置，采用锚带网支护。巷道断面形状为梯形，净宽26M，净高25M，净断面65M2。采用3500275275MM“W”钢带配10菱形铁丝网（38001000MM），22220OMM全螺纹等强锚杆支护顶板。5煤仓形式支护（1）形式根据煤仓仓体倾角的不同，把煤仓分为垂直式，倾斜式和垂直倾斜式，若煤仓的容积和断面确定了，且煤仓的高度不受限制，这时宜选用垂直式，反之当高度受到限制的时候应该选用倾斜式或垂直倾斜式。本设计采区是二层煤联合布置，上山布置在最下层煤的底板岩层中，对煤仓高度的要求能够满足，所以这里选用的煤仓形式为圆形断面垂直煤仓，圆形断面利用率高，不容易卡煤堵塞，便于维护，施工也方便。（2）煤仓结构及支护方式煤仓的结构是由以下部分组成的煤仓上部收口，仓身，下口漏斗及溜口闸门基础，溜口和闸门装置。上部收口的要求为保证煤仓上部收口安全与改善煤仓上口的受力状况，需以混凝土收口筑成圆台体。仓身采用锚喷支护下口漏斗及溜口闸门基础；煤仓下口用混凝土砌筑成圆台体形收口，收口斗仓可做成曲面圆台体形状以解决起拱堵仓的问题，为了大巷的安全，煤仓与大巷连接处加强支护，应在煤仓下口处四周铺设数根钢梁灌入混凝土使其与大巷支护联为一体。6采区硐室简介采区主要硐室包括采区煤仓、采区绞车房、采区变电所。采区绞车房设在围岩稳定、无淋水、地压小和容易维护的煤层底板岩层中。在保证安全易于检修的前提下，尽可能的布置紧凑些，以减少硐室的施工量，宽度，长度和高度的确定要根据采区的生产能力和所选用的绞车的型号有关。绞车房设两个安全出口，有钢丝绳通道和绞车房通道。采区变电所是整个采区供电的中心，布置在低压小，无淋水的底板岩层中，硐室宽度在36M左右，高度为253M之间，人行道宽14M，采用阻燃的材料支护。硐室与通道联接处，装设向外开的防火栅栏两用门。42采煤方法及采煤工艺采煤方法是采煤系统与回采工艺的总称。选择怎样的采煤方法与设计矿井的具体地质条件和现有的煤炭开采技术是密切相关的，还应该综合考虑材料的消耗、建设成本、管理集中等因素。设计时，应尽量采用行之有效事半功倍的先进技术，积极提高机械化水平，解放劳动力，设计建设高产高效的现代化矿井【5】。421采煤方法选择本采区内煤层的平均走向长度为，倾向长度左右，M4250M170采区下部车场布置在开采水平300标高处，该采区除边界断层外无其他明显的地质构造，采区内的煤层为低涌水量、高瓦斯煤层。根据本采区实际的自然地质情况，可以确定采煤方法选用单一走向长壁采煤法。422回采工艺1回采工艺【6】回采工艺主要包括采煤工作面的落煤、装煤、运煤、工作面支护、采空区处理方法等五个方面，根据本采区所选用的采煤方法，再结合矿井的生产系统，安排回采工作面的回采方式如下（1）落煤，采用单一走向长壁采煤法，使用双滚筒采煤机割煤，进刀方式选用，工作面端头割三角煤斜切进刀，双向割煤往返一次进两刀，日进8刀，截深06M。（2）装煤，采煤机落煤以后割下的煤直接落入工作面的刮板运输机中，落在刮板运输机外的浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。（3）运煤,从刮板输送机经转载机胶带输送机运到采区上山，再到采区煤仓，然后由五吨底卸矿车经大巷装车站运于井底车场，最后由主井提至地面。（4）工作面支护,工作面内用支撑掩护式液压支架支护顶板，工作面端头选用端头支架，由于采煤工作面的超前支撑压力和平巷位置的侧向支撑压力的作用，在超前工作面的上下顺槽中采用M20单体加铰接顶梁进行加强支护。（5）采空区处理,由于地表没有什么重要的建筑物和铁路，所以采空区的处理方法采用全部垮落法管理顶板。2回采过程中防止机械设备倒滑的方法措施【7】由于本采区所开采的煤层的倾角平均在左右，所以要对工3作面的刮板输送机和液压支架采取一些防滑措施。（1）刮板输送机下滑的主要原因是重力的分力大于设备和底板的摩擦力和刮板链带煤进入刮板底部，刮板向上运动和底板摩擦产生向下的力，其次对刮板推移方式不得当、推移次数过多也是导致设备下滑的主要原因。液压支架下滑的主要原因有重力的分力大于支架和底板之间的摩擦力、煤层顶板向煤层倾斜方向运动、支架顶底所受力的合力偏移了中心对支架产生倾倒的力矩等都是支架下滑和倾倒的主要原因。（2）防止设备下滑的主要措施有防止输送机下滑的主要措施有防止煤矸等进入到溜槽的底部、工作面伪倾斜方向布置，即工作面的下部超前于上部，使支架上移的量和下滑量相互抵消，安装防滑千斤顶。防止液压支架下滑的主要方法措施有移架的时候总是先从工作面最底端的支架开始、间隔移架、各个支架用导轨滑槽连在一起，可以相互的导向和防滑。本采煤工作面采用防滑千斤顶和导轨滑槽来防止工作面的设备下滑和倾倒。3回采工艺中使用的机械设备回采工作面中使用的主要机械设备有采煤机，刮板输送机，液压支架，单体支柱，胶带输送机等，主要设备型号【8】见下表41所示。3选择采面循环方式和劳动组织形式采煤工作面采用“四六”工作制，三个班生产，一班个检修。工作面劳动组织表如42所示。表41主要设备表表42劳动组织表工种一班二班三班检修班合计班长22228采煤机司机2226序号设备名称规格型号单位数量1采煤机MG2300台12液压支架ZFSB3600/16/28个803刮板输送机SGZ764/400台14转载机SZB730/132台15乳化液泵XRB2B80/35台26水泵200D658台17单体液压支柱QDZ20/35个1008胶带输送机DSP1080/1000台19喷雾泵XPB250/55台210运料绞车JD25个211煤电钻GMZ12台212移动变电站KSGZY500/600台1支架工333211运输及转载机司机2226端头移架工44412巷道维修工222814机电维修工222410泵站司机11114其他22228小计202020197943采区通风431采区概况本采区为XXXXXX矿一采区。本采区煤层上边界为200水平，下边界为300水平。采区共有煤层数两层，分别为17、21。各煤层间距、倾角、厚度、顶底板等特征见一采区煤层特征表如表43。本采区瓦斯等级为高瓦斯，采区采区瓦斯抽放后绝对瓦斯涌出量为9375MMIN。有自燃发火危险，发火期为9个月。本采区采用上山开拓，开拓水平在300M，布置采用三条上山山，一条轨道上山负担采区进风，一条皮带运输机上山负担采区煤炭运输，一条回风上山负担采区回风。本采区布置1个采煤工作面，分别位于17层左一回采工作面，两个采煤工作面均采用综合机械化放顶煤采煤法，采用液压支架支护。工作面最大拉顶距为451M，最小拉顶距为398M。顶板管理方式为全部垮落法管理顶板。本采区还布置了两个掘进工作面，分别位于17层右零片顺槽，17层右零片顺槽。表43一采区煤层特征表序号煤层名称煤层厚度（M）煤层间距（M）倾角（）顶板岩性底板岩性11795711833砂岩砂岩22138633砂岩砂岩432采区通风设计原则及要求采区通风系统是矿井通风系统的基本组成部分。它主要取决于采区巷道和采煤方法，同时要满足通风的特殊要求。如高瓦斯或地温很高，有时是决定采区通风系统的主要条件，在确定采区通风系统时应满足的条件如下1在采区通风系统中，保证风流流动的稳定性，尽可能避免对角风路，尽量减少采区漏风量，并有利于采区瓦斯的合理排放及采空区浮煤自燃，使新鲜风流在其流动路线上被加热与污染的程度最小。2回采工作面和掘进工作面都应采取独立通风。3煤层倾角大于12的回采工作面都应采取上行通风，如采用下行通风时，必须报矿总工程师批准，并遵守下列规定（1）回采工作面的风速不得低于1M/S；（2）机电设备设在风道时，回采工作面回风道风流中瓦斯浓度不得超过1，并应装瓦斯自动检测报警断电器；（3）应有能够控制逆转风流、防止火灾气体涌入风流的安全措施。在有煤和瓦斯突出的危险的、倾角大于12的煤层中，严禁采用下行通风；（4）开采有煤尘爆炸危险的矿井，在井下的两翼、相邻的采区和相邻的煤层，都必须用水棚隔开，在所有运输巷道和回风巷道中，必须散布岩粉或冲洗巷道。（5）必须保证通风设施规格质量要求。（6）要保证风量按需分配，尽量使用通风阻力小而且风流畅通。（7）机电硐室必须在进风流中。（8）采空区必须及时封闭。（9）要设置管线、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。433采区上山通风系统选择结合本矿的地质条件、煤层赋存情况及矿井生产能力等具体因素，本采区根据技术条件做如下布置，一条回风上山，一条轨道上山，一条输送机上山。采区通风方式主要有三种输送机下山进风，轨道下山回风轨道下山进风，输送机下山回风轨道下山、运输机下山进风，回风上山回风。采区通风方式的比较见表44。434回采工作面通风系统1回采工作面通风系统的基本要求（1）回采工作面与掘进工作面都应独立通风；（2）风流稳定。回采工作面分支应尽量避免处在角联分支或复杂网络的内联分支上；（3）当无法避免时，应有保证风流稳定的措施；（4）漏风小。应尽量减小回采工作面的内部及外部漏风，特别应避免从外部向回采工作面的漏风；（5）回采工作面的调风设施可靠；（6）保证风流畅通。2回采工作面的通风系统选择按回采工作面的回风方向进行选择，对上、下行通风的优缺点进行比较。上、下行风比较见表45。表44采区上山通风系统比较通风系统下山数目适用条件及优缺点输送机上山进风，轨道上山回风2条1输送机上山进风，其风流与运煤路线相同而方向相反，所以风门较少比较容易控制风流；2由于风流与运煤方向相反，风流与煤的相对速度增2条加，造成大量的煤尘飞扬同时，煤在运输过程中不断涌出瓦斯使进风中是煤尘和瓦斯浓度增加；3输送机上山电器设备散热，使进风温度增高；4轨道上山下部车场需安设进风门，不易管理。表45回采工作面上、下行通风适用条件及优缺点通风系统适用条件及优缺点上行通风在煤层倾角大于12回采工作面，都应采用上行通风。优缺点如下1瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快的降低工作面的瓦斯浓度；2风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面进风流中煤尘的浓度；同时，煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面，增加了工作面的瓦斯浓度；3运输设备运转时所产生的热量随风流散发到回采工作面，使工作面气温升高。轨道上山进风，输送机上山回风2条1轨道上山下部车场可不设进风门、车辆通过方便；2上山绞车房便于得到新鲜风流；3进风风流不受上山运煤和瓦斯污染，含煤尘较少；4当采用煤层双巷布置时，作为回风、运料用的各区段中部车场、上山下部车场内均须设置风门，不易管理，漏风大。轨道上山、输送机上山进风，回风上山回风3条采区生产能力大，所需风量多，瓦斯涌出量大，上、下阶段同时生产。是目前大中型矿井普遍采用的通风系统；避免了上述两种系统的缺点，同时具备两者的优点，但需增加一条上山，工程量较大。下行通风在没有煤岩与瓦斯二氧化碳突出危险的、倾角小于12的煤层中，可考虑采用下行通风；工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，还可以减少煤尘含量，降低水砂充填工作面的空气温度，有利于提高工作面的产量，但运输设备处于回风流中，不太安全。根据本采区的实际情况，本采区煤层倾角均大于12，因此采用上行通风。44掘进通风根据开拓、开采巷道布置、掘进区域煤岩层的自然条件以及掘进工艺，确定合理的局部通风方法及其布置方式，选择风筒类型和直径，计算风筒出入口风量，计算风筒通风阻力，选择局部通风机。441局部通风系统的设计原则局部通风机是矿井通风系统的一个重要组成部分，其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。其设计原则可以归纳如下1矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件；2局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进；3尽量采用先进技术先进的低噪、高效型局部通风机；4压入式通风易采用柔性风筒，抽出式通风易采用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型；5当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行5。442局部通风方法掘进通风方法分为利用矿井总风压通风和利用局部动力设备通风的方法。当总风压不能满足掘进通风的要求时，必须借助专门的动力设备对掘进巷道进行局部通风，其中按动力源分为引射器和局部通风机通风。局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法，是由局部通风机和风筒组成一体进行通风。按工作方式分为，压入式通风与抽出式通风。压入式通风的局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中，运转较为安全。风筒出口风速和有效射程大，排烟能力强，工作面通风时间短，有利于巷道排烟。抽出式有效吸程短，通风效果差，且局部通风及布置在回风流中。所以本采区掘进通风采用压入式。采区掘进巷道局部通风系统布置如图41；图41采区掘进巷道局部通风系统布置443风筒及局部通风机选择1风筒选择根据本采区得实际情况和风筒的特点，本采区采用的是帆布风筒。因为帆布风筒应用广泛，最大的优点时轻、拆装方便，不通风时可占空间小。根据实际情况和规程规定，选择直径为400MM的帆布风筒30个通风距离300M。柔性风筒的PQ值可以用下式计算（42）1/FQNP式中N接头数；每个接头的漏风率，插接001002；螺旋JJ反接0005。掘进长度按最长的算由图可量出来1200M,换算可J得N为1FQNP2局部通风机的选型根据掘进工作面所需风量QH和风筒的漏风情况，用下式计算风机的工作风量3804251QP本矿井采用压入式通风，设风筒出口动压损失为HVO，则局部通风机全风压HTPA；（43）2408130HTFAHVOFAHRQPAD根据需要的QA、HT值在各类局部通风机特性曲线上，结合本采区实际情况,选取型号为YBT30/222的局部通风机，一个掘进工作面2台。FBD系列风机主要技术参数见表46。表46YBT系列风机主要技术参数风机型号额定风量M3/MINYBT1113024YBT185195300YBT22240370YBT30250425第5章矿井通风系统51矿井通风系统的选择511选择矿井通风系统的原则1必须符合煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范的有关规定（1）每个矿井必须有完整的独立通风系统。（2）应根据矿井的灾害类型及等级选择适宜的通风系统。（3）箕斗提升井或胶带运输井不应兼作进风井，如果兼作进风井使用时，必须遵守煤矿安全规程的有关规定当箕斗或胶带运输井兼作进风井时，箕斗井风速不得大于6M/S、胶带井风速不得大于4M/S，应有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度符合卫生标准，胶带井还应设有消防设施。当采用箕斗井回风时，井上、下卸载装置和井塔必须有完善的封闭设施，其漏风率不得大于15，应有可靠的降尘设施，胶带井不得兼作回风井。2通风系统的选择应有利于加快矿井建设速度，有利于矿井高产高效、安全生产，整个系统技术经济合理。3还应综合考虑以下因素（1）风井位置要在洪水位标高以上大中型矿井考虑百年一遇、小型矿井考虑50年一遇，进风井口须避免污染空气进入，距有害气体源的地点不得小于500M。（2）井口工程地质及井筒施工地质条件简单。（3）占地少，压煤少，交通方便，便于施工。（4）通风系统简单，风流稳定，易于管理。（5）发生事故时，风流易于控制，井下每一水平到上一水平和每个采区至少要有两个通往地面的安全出口，以便于人员撤出。（6）使专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程量省。（7）尽可能使每个采区的产量均衡，阻力接近，避免过多的风量调节，尽量少设置通风构筑物，以免引起大量漏风。（8）多风机抽出式通风时，为了保证风机联合运转的稳定性，应尽量降低总进风道公共风路段的风阻一般要