采矿工程毕业设计（论文）-马脊梁井田开采设计【全套图纸】

1 目目 录录 第一章 井田概况及地质特征 第一节 井田概况 第二节 地质特征 第三节 煤层的埋藏特征 第二章 井田境界与储量 第一节 井田境界 第二节 矿井储量 第三章 矿井工作制度、生产能力、服务年限 第一节 矿井工作制度 第二节 矿井生产能力及服务年限 第四章 井田开拓 第一节 井田开拓方案 第二节 井田开拓方案的确定及生产系统 第五章 采煤方法 第一节 采煤方法的选择 第二节 确定盘区巷道布置和要素 第三节 回采工艺及劳动组织 第四节 盘区准备及工作面接替 第五节 采区回采率 第六章 矿井运输 第一节 运输系统及运输方式 2 第三节 运输设备的选择 第七章 矿井提升 第一节 主斜井提升 第二节 副立井提升 第八章 矿井通风系统与安全 第一节 通风系统 第二节 风量计算 第三节 通风阻力计算及扇风机选型 第四节 预防特殊灾害措施及避灾路线 第九节 经济部分 第一节 矿井劳动定员 第二节 劳动生产率 第三节 全套图纸，加全套图纸，加 153893706153893706 3 第一章第一章 井田概况及地质特征井田概况及地质特征 第一节 井田概况 一、位置与交通 井田范围以燕子山查勘探区的南部与西矿界交线端点起算，从南部矿界截 取 6.36KM，向北平行移动 2.78KM 宽为本井田面积。北西、北东与燕子山相邻。 南东为四老沟，杏儿沟，南西为井儿沟勘探区。马脊梁井田东西长 6.3KM，南 北宽 2.78KM，面积 17.5KM2，煤层最大底界深度为 1055.90 米。 本区交通较为方便，距大同燕子山云岗运煤专线约数百米，有电气化 铁路及公路专用外运线：云岗大同秦皇岛专线。且大同是京包，同蒲两条 铁路的交会站，东去到张家口、北京、天津等地;西去可达呼和浩特、包头、兰 州等地；南去可达太原直至西安，重庆等地。 二、矿区的工农业生产建设概况， 矿区及附近工业主要是煤炭。其余有电力、水泥、机械制造、土产材料等。 农业除平坦地区为蔬菜去外，其余地区均不发达，土地贫瘠，主要靠天吃饭， 主要农作物有蔬菜、玉米、谷子、土豆等。由于矿区地处塞外高寒地带，无霜 期短，农作物产量低。 三、主要材料来源； 木材由国家从东北调拨。矿务局利用植树造林资金营造林，尚未成才。 水泥由本地解决，主要厂家为大同水泥厂，矿务局水泥厂，大同市红旗水 泥厂，及其它地方水泥厂。高标号水泥由大同水泥厂出产。 钢材由国家统一挑拨，本地生产极少。 4 炸药、雷管由本局化工厂供应。 其它建筑材料如石片、河砂、砖、碎石、白灰均由当地解决，夏季货源较 紧，冬季货源充足。 四、水源和电源： 矿内的工业及民用水均由矿务局时庄水源供给，仅满足供水标准的二分之 一。 矿内供电由神头和大同热电厂的输电线路供给。 五、地形地貌： 本地地貌形态属于剥蚀作用明显的丘陵山地，地势东南部高，西北部低， 绝对海拔高度 15011304M，高差 196.2M。区内大部分为黄土覆盖，冲沟发 育，呈树枝展布，较大的沟谷为东湾，沟内常年干枯，仅在两季时洪水倾泻， 成为排洪通道。 六、水文条件： 马脊梁矿井田位于大同煤田的西北部，本区西部为平缓丘陵地形，东南部为 低山区，北部为十里河。地势南高北低，黄土梁及“V”字型沟谷发育。马脊 梁沟的支沟万家咀沟、桃花沟、干沟在井田内由西向东排列，由南至北汇入马 脊梁沟，其支沟呈树枝状遍布全区。多属洪水排泄通道，平时干枯无水，雨季 时洪水沿沟谷排泄，向北汇入马脊梁沟后进入十里河。区北部的马脊梁及其支 流上游有多处煤矿，由于侏罗系煤层开采，沟中已无清水水流，仅有矿井排水 不定时补给，流量不大。 七、气象情况： 5 马脊梁地区为大陆性气候,半干旱地区，年温度及昼夜温度变化大，夏 季最高气温为 37.3 度，冬季最低气温为零下 29.6 度，平均气温为 6.5 度。年 最大降雨量为 634.7，年平均降水量 433.6mm,多集中在 7、8、9 三个月，年 平均蒸发量 1811.7mm,为降雨量的 4 倍。全年多为西北风，最大风速可达 29ms,平均风速为 3ms。冻结期由 10 月至翌年 4 月，冻土深度 1.5-1.8m。 据记载本区时有小地震发生，尚未发生具破坏性的大地震。该地区震裂度为 8 级。 第二节 地质特征 一、煤田地质概况及分布情况 本井田内的含煤地层主要为侏罗系干统，本区位于大同向斜的北部之西翼， 为单斜构造，地层倾向南东、倾角 38，本区通过近几年生产情况来看， 井田东部 5 米以上断层没有发现，井田西部 115 队所提报告列有 8 条断层。 大同组煤岩层，组内岩层，岩相在时间、空间上变化较大，全井田分布煤层， 含煤地层多，间距小，常有合并，分叉尖灭等现象，含煤率约 8.5%左右。 二、地质构造 地质构造简单，无断层、褶曲、陷落柱，火成岩侵入，冲刷带等。 三、矿井水文地质 1、井田内含水层简述 1）冲击冲积层含水组，由砂砾，碎石及粘土组成。 2）基岩裂隙含水组：浓度在 30m 以内，裂育发育不均匀，常与河床发生 联系，尤以靠近河床易接受冲击层潜水补给，水量较大。 3）煤系地层间隙裂隙含水组，由于埋藏较深，含水较少。 6 2、井田涌水量及四邻矿井涌水量 1）四邻矿井涌水量：雁崖矿最大涌水量 3136m3/day，一般为 2000 m3/day 左右，突水系数为最大 0.73-0.47；燕子山矿涌水量最大为 4515 m3/day，一般 为 4200 m3/day，突水系数为最大 1.25，一般 1.17；马脊梁矿为 4387 m3/day。 2）井田涌水量：根据统计算：突水系数 Kp=0.64，涌水量约为 7560 m3/day。 水质：PH=7.5 总硬度：52.47 第三节 煤层的埋藏特征 一、可采煤层特征及煤质 1、煤层： 大同组含煤 20 余层，其中可采煤层有 7#、11#、14-2#、14-3#煤层，煤层赋 存稳定，由上至下分述如下： 7#煤层：位于云岗组底砾岩层 K 号标志层下，平均厚度为 1.7m，平均为 158.68m 处，煤层厚度为 1.28-1.93m，局部含一层 0.08-0.20m 的夹石，煤层 较稳定，赋存面积覆盖全井。 11#煤层：位于云岗组底砾岩层 K 号标志层下，平均厚度为 3.43m，平均为 188.68m 处，煤层厚度为 2.68-3.43m，局部含一层 0.08-0.20m 的夹石，煤层 较稳定，赋存面积覆盖全井。 14-2#煤层：位于云岗组底砾岩 K 号标志层下，平均为 198.8m 处，煤层厚 度 3.3-3.8m，平均厚度 3.6m，局部含 0.08-0.23m 的夹石，煤层赋存较稳定， 覆盖全井田。 7 14-3#煤层：位于煤系最下部，距 14-2#平均 12.52m 处，煤层厚度为 2.45- 2.9m，平均为 2.65m，在井田内局部含厚度为 0.03-0.37m 的夹石，煤质稳定， 赋存面积大，分布全矿井。 2、煤质： 其特点是水份低，灰份低，挥发份高，硫分低，粘结性弱，属 2 号弱粘结 性煤，是良好的工业用煤。 3、煤层顶底板岩性及特征： 依据勘探结果列于表 1-3-1 顶 板煤厚 最大最小 平均（m） 间 距 （m）伪 顶直接顶老 顶 底 板 11#2.69-3.433.00 局部粉砂岩细砂岩细砂岩成中砂岩粉砂岩 14-1#2.3-2.82.6 细砂岩中粗砂岩粉砂岩 14-3#2.45-2.92.65 局部粉砂岩细砂岩中粗砂岩粉砂岩或泥岩 4、综合结果分析表：1-3-2 煤层工业分析 煤层水份 wf(%) 灰份 As(%) 硫份 SQa(%) 磷份 Ps(%) 挥发份 Vv(%) 发热量 QGH(大卡/Kg) 粘结 性 容重 （T/m3） 1.1-5.801.96-14.620.24-0.710.01-0.0328.87-33.687832-8058 11 2.997.880.540.0230.578022 31.31 1.44-3.89.46-21.910.3-0.570.0124.6-32.037918-8181 14-2 2.7311.520.524.438090 2-3 3 1.35 1.34-4.662.84-21.880.34-1.710.03-0.0424.26-21.887831-8282 14-3 2.9412.270.370.0412.278014 1-4 3 1.35 二、瓦斯、煤层自燃性及煤尘 1、瓦斯从报告中可见个别点属 N2-CH带以外，其余均属 N带，每克可42 燃物的甲烷含量 0.03ml。7#煤层的绝对瓦斯涌出量为 0.04-0.35 米 3/分，相对 瓦斯涌出 0.03-0.28 米 3/吨，11-2#煤层绝对瓦斯涌出量 0.03-0.195 米3/分， 相对瓦斯涌出量 0.01-0.09 米 3/吨，属于低沼气矿井，但各煤层随着开采深度 33.88 12.52 分类 煤层 8 的增加瓦斯含量也相应增加，如遇裂隙构造的会有所突变，以及开采中因通风 条件差含量有急聚高的可能，故在今后开采中应引起重视，采取相应的安全措 施。 2、煤尘 各可采层的挥发分均大于 30%，灰分 5%-24%，存在着煤尘爆炸的危险，根 据本井田建矿以来历年测定的煤尘爆炸指数为 30%，属煤尘爆炸危险矿井，应 加强防尘措施，以防爆炸事故发生。 3、煤层的自燃性 各煤层变质程度低，丝质组分含量高，存在着自然的因素，自然发火期为 3-6 个月。 第二章第二章 井田境界和储量井田境界和储量 第一节 井田境界 本井田的境界划分情况： 走向：倾向均为人为的技术境界，井田范围基本规整，呈长方形，井田位 于大同煤田西北边缘，井田范围以燕子山查勘探区的南部与西矿界交线端点起 算，从南部矿界截取 6.3KM，向北平行移动 2.78KM 宽为本井田面积。北西、北 东与燕子山相邻。南东为四老沟，杏儿沟，南西为井儿沟勘探区。马脊梁井田 东西长 6.3KM，南北宽 2.78KM，井田面积 17.5KM2，工业储量 25064 万 t。根据 本井田煤层埋藏较稳定、储量丰富、及目前生产技术条件，邻矿井范围的划分 状况，并依据采矿设计手册P382，各类井型井田特征表为据，180 万吨矿井 井田范围应满足，走向长 4.3-19 公里，倾斜长 3.0-8.5 公里，面积 15-60 平 方公里之规定，故本井田尺寸符合要求。 9 第二节 矿井储量 一、工业储量 根据现场提供的地位资料，尚难利用的储量没有计入矿井煤田储量内，且 勘查精度较高，不存在远景储量（D） ，故本井田工业储量见井田工业储量汇总 表 2-2-1 井田工业储量汇总表 单一水平开采 ABCA+BA+B+C A+B A+B+C 11#1328.11494.12711.42822.35533.651% 14-2#1103.01237.32455.42340.34795.748.8% 14-3#1231.81344.22312.02576.04888.052.7% 总计 3662.94075.67478.87738.515217.350.85% 由计算可知：符合煤炭工业设计规范规定的储量比例，大型矿井 A+B/A+B+C 不小于 40%的规定。 二、可采储量（计算见表 2-2-2） 可采储量计算公式： Dk=(EG-P)C 式中：EG工业储量 P 永久性储量损失（万吨） ， 根据本次设计要求，永久性储量损失按工业储量的 10%计算： 即：P=EG10%=15217.310%=1521.73 万吨 C-采区回采率，取 K=80% 矿井可采储量计算表 10 煤层编号 工业储量 （万吨） 永 久 性 储量损失 可采储量备 注 11#5533.6553.44980.2 14-2#4795.7479.64316.1 14-3#4888.0488.84399.2 总计 15217.31521.813695.5 第三章第三章 矿井工作制度、生产能力、服务年限矿井工作制度、生产能力、服务年限 第一节 矿井工作制度 根据规范2-4 条规定，确定本矿井工业制度见下表 3-1-1 矿井工作制度 年工作日数日工作班数班工作时数日净提升时数备注 3003-48-614 回采与运输提升不同 此表内所列作业班数及时数为均一般情况。 第二节 矿井生产能力及服务年限 一、生产能力确定 本井田可采储量为 10956.5 万吨，煤质优良，是很好的动力用煤，市场需 求量大，且本区内交通便利，矿井技术装备较先进，参考规考2-6 条之规 定，确定矿井的生产能力为 180 万吨。 二、服务年限 依公式：T=PK/AK（年） 式中：PK=矿井可采储量（万吨） A-矿井生产能力（万吨） 11 K-储量备用系数取 K=1.2 设计规范若干条修改P2 则：T=13695.5/1801.2=63.4（年） 第四章第四章 井田开拓井田开拓 第一节 井田开拓方案 一、井筒的位置，形式，数目及通风方式 1、井筒的位置选择，形式： 井田内井筒位置的选择要考虑地面工业广场布置，井田标高，开拓井筒的 围岩简单，减少煤柱损失，运输提升简单，有利于机械连续生产，有利于煤炭 运输，保证建井工期短等因素进行选择。 本井田地形地貌属丘陵山区，地形复杂，根据地形特点，井筒位置宜选择 在干沟，其位于井田东南部，地点标高 1460.00 米，对井筒形式根据地面标高 及煤层埋藏深度可采用立井斜井两种方式。这样布置是为了保证矿井提升能力 及工业广场布置，且采用主斜井，副立井综合开拓方式。 2、井筒的数目 本井田开拓采用主斜井，副立井综合开拓井田内布设两个风井，其中 1#风 井为了生产前期使用，2#风井为生产后期使用。 井峒特征表 位置 井峒名称井峒作用 XY 标高 （m） 长度 （m） 倾角 （度） 方位角 （度） 主斜井提升煤炭 4428925.601540664.6191460150016174 副立井 上下人员、材料、提 升矸石 4429087.5540864.6191460410900 12 1#风井通风 4429375540965143238030174 3、矿井通风方式 矿井生产前期采用抽出式通风，副立井做进风井，1#风井为出风井。矿井 生产后期，考虑生产能力、通风能力增大，采用分区式通风，付立井进风， 1#、2#风井出风。 二、阶段垂高及开采水平的划分，位置与数目，开采水平服务年限 1、阶段垂高及开采水平的划分，位置与数目 本井田煤层属单斜构造近水平煤层，煤层倾角大致为东北方向上，倾角约 为 2。井田内主采煤层有三层：他们分别为 11#、14-2#、14-3#，且各煤层间距 为 10.12m，12.52m，三层煤都为中厚煤层，且属近距离煤层，可以划归一个煤 组开采。 2、开采水平服务年限 1136 水平服务整个矿生产期，服务年限为 63.4 年。 三、开采水平的布置 1、井底车场 本矿井设计生产能力为 180 万吨，日产量为 6000 吨左右，年工作日按 300 天计，作业时间每日按 14 小时计。由于采用主斜井、副斜井，主斜井车场选 择折返式车场，主井运输采用 DX400 型强力皮带，副立井采用罐笼提升，负责 矿井排矸，下料，上下人员之用。大巷运输采用 5 吨底卸矿车运煤，3 吨固定 式矿车做辅助运输。电机车采用 10 吨架线式。副井车场设刀式车场。主副井 各类储车线见插图。 2、运输大巷、回风大巷、主要石门及暗斜井的位置 13 运输大巷布置在 1136 水平大巷，沿井田中央布置，各煤层均布置回风巷， 分别与 1#、2#风井勾通，各层回风巷通过暗斜井与回风大巷勾通。 副立井井底车场与 1136 水平运输大巷，通过主石门沟通，主石门与 1136 水平大巷垂直布置。 各盘区间的运料、行人，通过材料暗斜井与大巷沟通，材料暗斜井兼作进 风巷用。每个盘区分别开拓回风暗斜井和材料暗斜井、回风暗斜井与 1136 水 平运输大巷垂直布置。 四、盘区的划分及开采程度 1、盘区的划分 盘区的划分受水平运输大巷的影响，以及井田范围的限制，本井田倾向长 度在 3 公里左右，从各方面考虑井田开采都需要考虑采用上、下山盘区式开采， 水平运输大巷沿井田走向布置于井田中央（关于大巷布置将在后论述） ，根据 当前采掘设备的使用状况，及其开采手册中关于采区划分原则，并考虑到 盘区设计面积在逐渐增大的趋势，按井田范围划分为 5 个生产盘区。 本井田能划分的 4 个盘区分别为下山盘区有：404、406，上山盘区为 301、303、305 盘区，矿井初期生产盘区为 305 盘区，这个盘区采用单翼开采， 且可以达产。盘区布置详见图。 2、盘区开采顺序 305 盘区303 盘区301 盘区404 盘区406 盘区 第二节 井田开拓方案的确定 一、对马脊梁矿开拓方案的技术鉴定（详见图） 马脊梁矿井田开拓方式充分考虑了地面运输条件及工业广场保安煤柱的损 14 失及其它因素，认为采用主斜、副立井比较合理，风井的布置随着开采的推进 由 1 个增至 2 个。 二、运输大巷布置方案的鉴定 本井田走向长约 6.3 公里，倾向长约 4.6 公里，其沿井田走向布置的 1136 运输大巷把井田划分为两个阶段，其优点为便于集中生产，集中管理，矿井生 产环节简单，开拓工程量小，缺点是盘区倾向长度较大，服务年限较长，维护 费用高。所以考虑到本矿井主采盘区煤层倾角在 3 度之内，随着采矿工业发展 趋势，盘区服务年限增加，工作面长度在增大，为了减少矿井投资和生产费用， 运输大巷布置方案采用单运输大巷方案。 三、矿井达产时生产系统（以 305 盘区为例） 1、运煤 工作面运输顺槽盘区皮带1136 大巷主井煤仓主斜井 地面 2、排矸 掘进工作面盘区皮带、轨道1136 大巷副井底地面 3、运料、设备 地面副立井副井井底车场1136 大巷盘区轨道材料顺 槽工作面 4、通风系统 新鲜风：副立井1136 大巷盘区皮带、轨道运输顺槽工作 面盘区回风14#总回风巷1#风井 5、行人 15 地面副立井1136 大巷盘区皮带、轨道材料顺槽工作 面 因三层煤归三个煤组开采，故采用多水平开拓方案，水平服务年限与矿井 生产年限相同，综合考虑 14-3#煤层赋存情况，水平运输大巷稳定性选择水平大 巷标高 1136m，位于 14-2#煤层底板岩层中。 16 第五章第五章 采煤方法采煤方法 采煤方法指采区内的采煤系统和回采工艺两个方面。采煤方法要考虑到煤 层的赋存状态。当前的生产、技术管理水平及本地区已取得的采煤方法经验， 现以本井田达产的 402 盘区为主作业如下论述：、 第一节 采煤方法选择 一、盘区地质概况 1、盘区的四邻 402 盘区东南侧为井田边界，西南侧为主要运输水平大巷，北面为未开采 404 盘区，南面为辅助盘区，盘区走向全长为 3000m，倾向长 1600m，见开拓平 面图。 2、地质条件 本丘陵山地为 305 盘区地表，冲沟发育，地表最大标高 1480m，最小地表 标高 1378m，高差 102m，区内黄土覆盖，平均厚度 12m。 盘区有三层煤，煤层编号自上而下为 11#、14-2#、14-3#。煤层属单斜构造， 倾向 NE，倾角 1，属于近水平煤层，其特征见第一章表。 二、采煤方法选择 305 盘区地质构造简单，各煤层均为中厚，倾角 1左右，赋存较稳定， 无夹矸，各煤层顶底板均为砂页岩和砂岩。起伏很小，根据现有的开采技术水 平及大同局以往的生产经验，有两种采煤方法可供选择，即走向长壁采煤和倾 向长壁采煤方法。以下就此两种采煤方法，结合本矿井的具体情况进行技术比 较，确定适合的采煤方法。 1、走向长壁采煤法 17 是在井田一翼沿煤层走向划分盘区的近乎中央沿倾向布置采区巷道，区段 沿倾向划分，在盘区两翼边界处布置工作面向盘区掘进。 优点：A、开掘盘区巷道能够进一步掌握煤层变化情况。 B、易布置工作面，适应性强。 缺点：A、运输环节多，占用设备多。 B、初期准备开拓掘进量大，投资多。 2、倾向长壁采煤法 是在井田一翼沿走向划分区段，在井田两翼边界布置工作面，向水平运输 大巷方向推进。 优点：A、生产系统简单，工作面搬家次数较少。 B、掘进率低，回采率高。 缺点：A、倾向长度大，区段巷道维护费用高。 B、不易进一步掌握煤层变化情况。 由以上对比分析，结合本矿井即定的开拓部署，依据盘区倾向长度 1600m 的实际，若采用倾向长壁采煤法，显然超过了规范规定（最大长度 1500m） ， 故采用走向长壁采煤法较合理。 第二节 盘区巷道布置 一、盘区巷道布置选择 本井田为近距离近水平煤群，相应的盘区巷道布置应遵循有利于安全生产， 提高经济效益及盘区回采率，减少材料消耗，降低成本，技术上合理等原则， 305 盘区巷道布置，有分层布置和集中布置两种方法可供选择，以下就各自的 合理性加以比较，择优录纳。 18 1、盘区巷道分层布置 是在各煤层中均布置三条巷道，其一为皮带巷、其二为轨道巷、其三为回 风巷，三条大巷分别与水平大巷相通，其中皮带作进风和运煤用；轨道巷作进 风和运料用，回风巷通过风桥与 14#层主回风巷联通。 2、盘区巷道集中布置 是在 14-3#层下 20M 的底板岩层中开拓盘区石门，各煤层中布置盘区回风巷， 11#层与本层中的主回风巷直接联通。14-2#、14-3#层则用回风暗斜井与 11#层主 回风巷相通，工作面的煤运至漏煤眼在盘区石门绕道装车，区段内运送设备， 材料，进风，行人通过暗斜井与集中石门沟通。 比较二者方案见表 5-2-1。 两方案准备期确定： 依设计手册表 2-411 选用：煤巷掘进进度为 300 米/月，岩石平巷为 100 米/月，溜煤眼为 60 米/月。暗斜井为 80 米/月，305 盘区采用后退式开采， 则各自准备期为： 盘区巷道分层布置： （9600/300）+（187/80）+（92.8/80）+（70/60）=36.7（月） 盘区巷道布置方案比较 工 程 量 方 案优 点缺 点 岩巷煤巷 分层布置 1准备时间短、投产快。 2生产系统简单便于管理 1三条煤巷，掘煤巷多，维护 费用高。 2煤炭损失较多。 三条上山共计 3600M 集中布置 1盘区石门代替分层运输 巷，煤巷少，维护费用低。 2矿车进盘区石门装车， 节省盘区皮带运输 1岩巷掘进量大。 2生产环节复杂。 3溜煤井和暗斜井多，施工困 难。 4两个区段共用一个溜煤眼时， 盘区石门 160M 溜煤眼 300M 暗斜井 780M 回风暗斜井 92.8M 合计 2072.8M 分层回风巷共 计 3600M 19 常增加转载设备。 综上分析、计算，并依据规程 （关于开拓布置若干规定）中盘区巷道 布置要尽可能少掘岩巷的要求，本盘区巷道布置选用分层布置，见盘区布置平 面图。 二、盘区巷道的数目及位置 盘区巷道布置，数目及作用，已在既定方案中比较时论述，在此不再多叙， 盘区巷道布置在盘区走向长度的中间，左翼略大于右翼走向长度。 三、区段的划分 合理的区段划分，直接关系到工作面参数的确定，采取的生产能力，适当 的区段长度有利于工作面机械化程度的提高，可降低成本，获得较高的工效， 否则将会导致工作面掘进慢，压力增大，巷道维护困难，供电及其它工作也相 继受影响，不利于安全生产。 据规范 手册规定，工作面应尽量保持一致，当采高在 3.20-3.80m 时，综采工作面最优长度在 135-165M 范围内。 故 305 盘区区段参数确定为： 区段个数：1200/136=8.8 个 1600/165=7.3 个 取 10 个区段： 区段斜长：1200/7=170M 四、区段平巷，联络巷道，盘区煤仓及各种煤柱尺寸的确定 1、区段平巷的确定 依本盘区客观条件，初定为用综采生产。相应工作面为双巷布置，即一条 20 运输顺槽，一条回风顺槽。相邻两工作面的运输，回风顺槽间用煤柱隔开。 工作面长度的确定 根据区段斜长：煤柱尺寸（见后）及顺槽巷道尺寸确定为： 170运输顺槽回风顺槽区段煤柱=170-20=150m。 工作面长度校核： 按低沼气矿井要求，只对运输长度校核如下： L（0.6-0.9）Lmax 式中：Lmax工作面运输机最大铺高长度 查手册取 200m。 L工作面实际长度 145m。 则（0.6-0.9）200=120-180m 校核合理 2、采区煤仓的确定 为确保采区连续生产，充分利用工时，提高工作效率，合理使用设备，提 高车辆周转，缓冲出煤高峰期的生产不良状况，按最大出煤量持续 1-1.5 小时 的煤量确定煤仓容量。盘区煤仓服务整个盘区各煤层，应布置在盘区运输机头 与水平大巷在同一垂面上，且满足大巷装车要求的位置。 3、盘区煤柱尺寸的确定 盘区内各种煤柱尺寸，按照手册P561 之规定，并结合大同局开采经验 确定如下： 1）盘区皮带、轨道、回风巷道间煤宽：20M 2）相邻工作面顺槽巷煤柱宽：20M 21 3）盘区护巷煤柱宽：20M（焦采线距上（下）山巷道煤壁） 五、采区车场 该 305 盘区按要求设计上部车场，其位置及绞车房主要尺寸见图 5-2-2 和 5-2-3。 六、盘区变电所及水泵房 盘区变电所位置尽量布置在供电负荷中心，并照负荷。以减少线路损失， 保证设备正常工作，本盘区变电所布置在回风和运输巷间煤柱中，位于盘区巷 道的中间。 由于本盘区为下山开采，水向倒流；江集于盘区下部，难以自流到水平大 巷水沟。为此必须使用排水设备进行排水，需设置水泵房。 七、盘区生产系统 1、运煤系统 工作面顺槽运输巷盘区运输巷1136 水平大巷主井煤仓 主井皮带地面煤场 2、运料系统 地面材料场副立井1136 水平大巷305 轨道巷回风顺槽 工作面 3、通风系统 新鲜风副立井1136 水平大巷305 盘区皮带、轨道巷运输 顺槽工作面 污风回风顺槽305 盘区回风巷14#层回风巷1#风井地 面 22 4、排矸系统 盘区内矸石305 盘区皮带、轨道巷1136 水平大巷装罐副 立井地面矸石山 第三节 回采工艺及劳动组织 一、回采工艺确定 1、盘区概况 本盘区地质构造简单，煤层倾角 1左右，呈单斜构造。11#层平均煤厚 3.00m，14-2#层平均煤厚 2.83.5m，14-3#平均煤厚 2.65m。瓦斯含量低，具有 煤尘爆炸危险，自燃发火期为 12 个月左右。 各煤层顶板岩性均为砂页岩，砂质泥岩，底板岩性为中粗砂岩，11#层老顶 为粗砂岩，厚度为 11m 左右，各煤层均无伪顶。 2、回采工艺的确定 根据煤层赋存条件，结合本地区实况，为了加强开采能力，降低吨煤成本， 提高劳动效率，大幅度推广机械化采煤均采用单一长壁后退式走向综采，以下 叙述回采工艺过程。 1）落煤：用双滚筒采煤机落煤自开缺口，一次采全高，采煤机双向割煤， 往返一次进两刀。 2）装煤：利用采煤机滚筒的螺旋叶片和弧形挡煤板将煤装进工作面刮板 运输机。 3）运煤：装进工作面运输机的煤，拉运到顺槽转载机，转上顺槽运输机， 通过盘区运输运至煤仓。 23 4）顶板管理：根据顶板岩石性质，及设备配套关系，选择自移支掩式液 压支架，维护工作面空间，采空区顶板不作处理，任其自行垮落。 工作面配套设备选型见表 5-3-1，并对支架高度进行验算。 A：根据采高变化验算支架最大最小高度： 本盘区煤层厚度为 2.8-3.5m 依公式：H小=m小-S2-a H大=m大-S1 式中：H小、H大支架最小最大高度 m小、m大煤层最小最大采高 S1支架前柱最小下沉量 S1=1m 大 R1 S1=0.0253.52.2=0.1925m 1顶板下沉系数，R1前柱到煤壁最小距离，S2支架后 柱最大下沉量 S2=2m1R2，S2=0.052.453.31=0.405m 2顶板下沉系数，R2后柱距煤壁最大距离。卸载高度， =50mm。 则：H小=m小-S2-=2.45-0.405-0.05=1.99m1.7m H大=m大-S1=3.5-0.193=3.307m3.5m 由以上验算表明：所送支架与系高相适应 B：根据顶板岩性特征验算支架支护强度： 依公式：P=（6-8）SRMCos 式中：S支护面积 M2 24 R岩石容重取 2.57/M3 M采高，按 3.00M 计 煤层倾角 1 则 P=（6-8）1.43.3753.00Cos1 =212284 吨4 15=60 m3/min （3）按局部通风机实际需要风量计算 该巷风机使用一台DKJ6型局部通风机，采用800 风筒供风。 风机实际吸风量为 350 m3/min 煤巷掘进：Q掘进=Q扇Ii+9s=350+912.7= 465 m3/min （4）确定工作面需风量 通过上述计算，该巷掘进工作面需要风量 Q 掘=465 m3/min （5）按风速进行验算 15S m3/min =158.32=124 m3/min 满足 Q煤掘=46515S掘进 按同煤集团单独供风掘进工作面配风标准配风：回采准备巷道掘进，每台 局扇供风量为 465m3/min，全矿共有 4 个回采准备巷道掘进队，配风量为：Q 掘 =4465=1860m3/min。 开掘巷道每台局扇供风量为 400m3/min，全矿井共有 3 个开拓巷道掘进队， 46 配风量为： QJ2=3400=1200m3/min 则QJ=QJ1+QJ2=1860+1200=3060m3/min 三、独立回风峒室需风量 按同煤集团回风峒室供风量标准选取： 1、火药库需风量：Qn=150m3/min 2、盘区变电所需风量：Qd=60m3/min 3、盘区绞车房需风量：QJ=60m3/min 独立回风峒室需风量： Q峒=Qn+Qd+QJ=150+60+60=270m3/min 四、盘区尾部需风量 按 Q尾=2(0.2560S)=30S=330m3/min 五、矿井总配风量 依公式：Q 总=(Q采+Q掘+Q峒+Qq)K1 式中：K1矿井漏风系数，取 1.2 则 Q总=（2768+3060+270+330）1.2=7714m3/min 六、风量调节方法 为了使矿井的风量满足生产的需要，必须采取有效的方法，合理的分配风 量，供给各用风点足够的新鲜风流，具体措施如下： 1、矿井中进、回风相交的巷道设风桥隔离，需间歇与进风联络的进风巷， 高不少于两道风门隔离，与采空区的联络巷道及时构筑防火密闭，以防漏风引 起采空区自燃发火。 47 2、掘进通风采用扇风筒压入式通风。 3、风量调节初期用风窗调节，后期用辅扇调节。 第三节 通风阻力计算及扇风机选型 据开拓方案及回采部署，矿井达产时，风量最大主要分支通风线路比较短 的时期，在首采的 305 盘区生产期，此为通风容易时期；风量最大的主要分支 且通风线路较长期在 406 盘区生产期，此为通风最困难时期。 一、通风阻力计算 1、最容易通风时期的阻力计算： 1）最大阻力线路的选定 经计算比较，最大阻力线路为 406 盘区 8610 工作面回采时期。 2）计算线路阻力 依公式：hRi=ailiuiQi2/Si3=mmH2O hRi=hRi 式中：hRi线路各段风阻 mmH2O ai摩擦阻力系数，m3Kgf/s4 li线路长度，M ui巷道周长，M Qi通过巷道风量，m3/s Si巷道净断面积 M2 hRi线路总风阻，mmH2o 计算结果见表 8-1 hRi=69.93mmH2o 48 2、最困难时期通风阻力计算 1）最大阻力线路的确定 经计算比较，最大阻力线路为 406 盘区 8610 工作面回采时期。 2）计算线路阻力：见表 8-2 hR2=79.19mmH2o 3）矿井总阻力计算 考虑总阻力占矿井通风摩擦阻力 10%。 则：矿井总风阻为： hRm1=69.93(1+0.1)=76.92mmH2o hRm=79.19(1+0.1)=87.11mmH2o 二、主扇风机类型、1、主扇风量 矿井正常生产时期最大配风量为： Q总配=6428m3/min=107.1m3/s 考虑扇风机漏风系数 K，K=1.15 则扇风机实际风量应为： Q扇=1.15Q总配=1.15107.1=123.2m3/s 2、扇风机风压 1）最容易时期的静压 HRm1=76.92mmH2o，略去自然风压 扇风机的静风压 Hs1=HRm1+hRat 取 hRat=20mmH2o 49 则：HR1=76.92+20=96.92mmH2o 50 容易通风时期阻力计算及速度验算表 aluQQ2SS3hV 编 号 巷道 名称 支护 形式 mmM3/sM6/s2M2M6mmH2om/s 1-2 副立井砌砼 0.003541021.9971.545117.9738.4856977.742.831.86 2-3 主石门锚喷 0.000855014.8171.545117.9715.053408.869.784.75 3-4 水平大巷锚喷 0.000840014.8167.374538.7215.053418.866.314.48 4-5 暗斜井锚喷 0.0008187.1211.6727.22740.929.39827.941.562.90 5-6 下山运输巷锚杆 0.001750512.9526.72713.469.10753.5710.532.94 6-7 下山运输巷锚杆 0.001716012.9516.23263.529.10753.571.231.78 7(1)-8(1) 运顺槽锚栓 0.001081512.008.302211.49.00729.100.7120.81 8(1)-9(1) 工作面液压支架 0.005015012.608.302211.49.80941.190.6920.74 9(1)- 10(1) 回风顺槽锚栓 0.0010836.512.008.302211.49.00729.00.7320.81 10-11 下山回风巷锚栓 0.001736012.9516.23263.529.10753.572.771.78 11-12 下山回风巷锚栓 0.001753512.9526.72713.469.10753.5711.162.94 12-13 主回风巷石料砌 0.000820013.6029.22853.8111.201404.951.322.61 13-14 1#风井锚喷 0.000859213.3278.336135.5912.211820.3221.266.42 14-15 风峒砼抹面 0.00031512.9078.336135.5911.601560.900.236.75 hRi73.24 51 困难时期通风阻力及风速验算表 aluQQ2SS3hV 编 号 巷道 名称 支护 形式 mmM3/sM6/s2M2M6mmH2om/s 1-2 副立井砌砼 0.003541021.9971.545117.9738.4856977.742.831.86 2-3 主石门锚喷 0.000855014.8171.545117.9715.053408.869.284.75 3-4 水平大巷锚喷 0.000840014.8167.374538.7215.053408.866.314.48 4-5 水平大巷锚喷 0.0008137514.8144.451975.8015.053408.869.442.95 5-6 暗斜井锚喷 0.0008187.1211.6719.82392.839.39827.940.832.11 6-7 上山运输巷锚栓 0.001770012.9519.32373.269.10753.577.632.12 7-8 上山运输巷锚栓 0.001775012.9511.82139.719.10753.573061.30 8(1)-9(1) 运输顺槽锚栓 0.0010140012.008.30268.89229.00729.001.5920.92 9(1)-10(1) 工作面液压支架 0.05015012.608.30268.89229.80941.190.6920.85 10(1)-11(1) 回风顺槽锚栓 0.00101421.512.008.30268.89229.00729.001.6120.92 11-12 上山回风巷锚栓 0.001780012.9511.82139.719.10753.573.271.30 12-13 上山回风巷锚栓 0.001783012.9519.32373.269.10753.579.052.12 13-14 主回风巷石料砌 0.000886513.6019.82392.8311.2011404.932.631.77 14-15 1#风井锚喷 0.000859213.3278.336135.5912.211820.3221.266.42 15-16 风峒砼抹面 0.00031512.9078.336135.5911.601560.900.236.75 hRi83.87 52 2）最困难时期的静压 Hem2=87.11mmH2o 扇风机的静风压 Hs2=87.11+20=107.11mmH2o 3）扇风机选择 依：Q扇=77.86m3/s Hs1=96.92mmH2o HS3=107.11mmH2o 查风机特征曲线图谱，选定： 62A14-11N024 轴流扇风机性能曲线： 其中：Z=8.70.6，n=750rpm 4、电机选择 依据：QFM=90.08m3/s Hmax=110mmH2o Hmin=100mmH2o Ns=0.75 计算电机最大、小功率： Nemax=QFmaxHmax/1000DntrKe Nemin=QFminHmin/1000DntrKe 式中：Nemax（Nemin）通风阻力最大（小）时期所配电机功率 QFmax（QFmin)通风阻力最大（小）时期扇风机实际风量 m3/s Hmax（Hmin）扇风机实际最大（小）工作风压 Pa N扇风机效率，n=ns=0.75 53 Ntr传递效功率，ntr=1 Hs3107.11mmH2o 查风机特性曲线图谱，选定： Ke电机容量备用系数，取 1.2 Nemax=90.081109.81/10000.751 1.2=155.5=156KW Nemin=90.081009.81/10000.751 1.2=141.4=142KW 即：Nemin/ Nemax=142/156=0.910.6 故选一台电动机，选定异步电动机。 初期电机功率应为： 查手册选定：Js-136-4 型 技术特征： 功率：N=220KW 电压：u=6000V 转速：ne=1480rpm/min 5、故井等积孔 1）最容易时期 A1=0.384/hRM1=0.3878.33/76.92=3.39m22m2容易 2）最困难时期 A2=0.384/hRM1=0.3878.33/87.9=3.19m22m2容易 第四节 预防特殊灾害措施及避灾路线 本矿井为低瓦斯矿井，煤尘爆炸指数较大，有爆炸危险，同时有煤自燃倾 向性，尤以 11#层容易自燃。三种情况均为矿井生产中的不安全隐患。顺采取 54 相应措施，予以防治。 1、预防瓦斯爆炸措施 1）加强矿井通风管理，合理通风系统，维护好矿井的所有通风设施，保 证有用风点的供风量。特别加强死角区域及盲巷的管理，预防瓦斯的积聚。 2）井下杜绝一切引火源，坚持使用漏电继电器，所有电器设备必须符合 煤矿安全规程及设备完好标准的要求。 3）采掘工作面使用火药、雷管、放炮必须严格按煤矿安全规程中的 有关规定执行，严禁放明炮、糊炮。 4）井下机械设备的摩擦火花引燃瓦斯的问题，尽可能结合成采用国内外 先进技术以降低或控制摩擦火花引燃性能。 5）各采区和采掘工作面都要有独立的回风系统，在生产过程中层与层， 盘区与盘区之间，应设计防火（爆）门的安装位置，恰当地设置隔爆水袋或岩 粉棚等。阻止灾害漫延。 2、预防煤尘措施 矿井严格执行煤尘的管理制度，建立完善的防尘设施和洒水系统。全面开 展综合防尘的各项工作，控制煤尘飞扬，降低游离煤尘浓度。 1）每个回采工作面都要实行煤体注水。各个放炮点都必须使用水封爆破 或水泥炮。 2）综合采掘机都必须保持良好的内外喷雾。易产生煤尘的地点都必须设 置喷雾洒不。 3）水平运输大巷，主要回风巷应设置水幕。井下所有巷道都要进行定期 冲洗刷，防止煤尘堆积。 55 4）在矿井的两翼相邻的采空区和邻近的煤层都必须使用岩粉棚或水棚隔 开，在所有运输巷道和回风巷道中散布岩粉，以限制煤尘爆炸。 3、预防井下火灾措施 1）严格加强井下主要峒室的管理，灭火器材及消防工具要备足，并定期 检查添补，不准挪作他用。易燃易爆物品要设专人发放管理，不得乱扔乱放。 2）井下供电要安全可靠，严格把关，防止电器设备引火。 3）矿井主要运输大巷要尽可能布置在岩层中，并采用不燃材料支护，以 防止煤的自燃发火。 4）开采有自燃发火倾向煤层时，要选择合理的采煤方法。尽量减少浮煤 丢失和过多的残留煤柱。回采工作面必须采用后退式开采，并根据采取防火措 施后的煤层最短发炎期确定采区开采期限。 5）合理通风系统：最大限度地减少古塘漏风，采完的工作面或采区要及 时密闭。对易燃煤层要采取边灌浆的预防措施，结合边落浆边观察，对采空区 定期取样分析，控制浮煤自燃。 4、预防井下水灾的措施 1）加强水文调查工作，积累矿井涌水与排水量的资料，为矿井抗灾提供 条件。 2）掌握采空区积水与火区灌水情况，及时做好上层采空区的探放水工作， 保证生产时的正常进行。 3）掘进工作面在接近小窑、古塘、断层等地质复杂区域时，要坚持有凝 不探、先探后掘的探放原则。 4）各进回风井口，必须有可靠的防洪水措施，每年雨季前要进行详细的 56 检查，以便加固，增强矿井抗灾能力。 5）全矿井所有工作人员必须严格执行煤矿安全规程 、 作业规程 、 操作规程预防各类事故发生。 5、避灾路线 正常通风时避灾路线 1）工作面运输顺槽盘区皮带、轨道巷水平运输大巷副 立井地面 2）工作面运输顺槽盘区皮带、轨道巷水平运输大巷 主斜井地面 反风时避灾路线 1）工作面回风顺槽盘区回风巷14#层回风巷1#风井 地面 57 第九章第九章 经济部分经济部分 第一节 矿井劳动定员、 依规范中的有关规定，矿井劳动定员如下： 本矿井设计年生产能力为 180 万吨/年，年工作日为 300 天，日工作 14 小 时，每日四班作业（三班生产、一班准备）日产原煤 6000 吨，又该矿井机械 化程度高，生产过程中的采掘大都为综合机械化，故全员效率不得低于 3T/工， 现敢定全员效率 T/2，各类人员分别为： 1、生产工人： 原煤生产出勤人员=矿井设计日产量/矿井全员效率=6000