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朱集矿0.9Mta新井设计【含CAD图纸+文档】,含CAD图纸+文档,朱集矿,0.9,Mta,设计,CAD,图纸,文档

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XXX大学毕业设计任务书学院 矿业工程学院 专业年级 采矿工程 学生姓名 任务下达日期：20XX年1月8日毕业设计日期：20XX年3月12日 至 20XX年6月10日毕业设计题目： 朱集煤矿0.9Mt/a新井设计毕业设计专题题目：浅论井下热害的成因、危害和治理办法毕业设计主要内容和要求：院长签字： 指导教师签字：编号：（ ）字 号本科生毕业设计（论文）题目： 朱集煤矿0.9Mt/a新井设计 浅论井下热害的成因、危害和治理办法姓名： 学号： 班级： 采矿工程 二 XX 年 六 月XXX大 学本科生毕业设计姓 名： 学 号：学 院： 矿业工程学院 专 业： 采矿工程 设计题目： 朱集煤矿0.9Mt/a新井设计 专 题：浅论井下热害的成因、危害和治理办法 指导教师： 职 称： 20XX年6月 徐州一般部分专题部分翻译部分摘 要一般部分针对淮南朱集矿井进行了井型为0.9Mt/a的新井设计。朱集矿井位于安徽省淮南市境内，井田走向长约7.0km，倾向长约3.0km，面积约21km2。主采煤层为13-1#煤层，平均倾角25，平均厚度4m。井田工业储量为114.6Mt，可采储量61.4Mt，矿井服务年限为52.5a。矿井正常涌水量为342m3/h，最大涌水量为462m3/h；矿井相对瓦斯涌出量为10.3m3/t，属高瓦斯矿井。根据井田地质条件，设计采用双立井单水平开拓方式，井田采用全带区式布置方式，共划分为八个带区，两个盘区，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在13-1#煤层底板岩层中。考虑到本矿井为高瓦斯矿井，矿井通风方式采用两翼对角式通风，并在开采前预掘底板瓦斯抽排巷进行瓦斯提前卸压抽放。 针对东一带区采用了带区准备方式，共划分5个分带工作面，并进行了运煤、通风、运料、排矸、供电系统设计。针对13101工作面进行了采煤工艺设计。该工作面煤层平均厚度为4.0m，平均倾角3，直接顶为泥岩，老顶为细砂岩。工作面采用长壁综采一次采全高采煤法。采用双滚筒采煤机割煤，往返一次割两刀。采用“三八制”工作制度，截深0.8m，每天 四个循环，循环进尺3.2m，月推进度96m。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用蓄电池式电机车牵引固定箱式矿车。主井采用两套带平衡锤的16t箕斗提煤，副井采用一对1.5t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1.5t矿车双层四车宽罐笼运料和升降人员。专题部分题目为浅论井下热害的成因、危害和治理办法，介绍了井下高温产生的原因及危害，并结合实例介绍几种井下热害治理方法。翻译部分题目为GROUND SURFACE DEFORMATION USING THE FINITE ELEMENT METHOD, IN CONDITIONS OF THE LONGWALL MINING OF THE COAL LAYER NO. 3 - LIVEZENI MINE，主要介绍了用数值模拟实验研究采矿产生的地表变形。关键词：朱集矿井；双立井；带区布置；综采；两翼对角式；高温热害ABSTRACTThe general design is about a 0.90 Mt/a new underground mine design of Zhuji coal mine. Zhuji coal mine is located in Huainan, Anhui province. Its about 7.0 km on the strike and 3.2 km on the dip, with the 21.0 km2 total horizontal area. The minable coal seam is 13-1# with an average thickness of 4.0 m and an average dip of 3. The proved reserves of this coal mine are 114.6 Mt and the minable reserves are61.4 Mt, with a mine life of 52.5 a. The normal mine inflow is 342 m3/h and the maximum mine inflow is 462 m3/h. The mine gas emission rate is 10.3 m3/t which can be recognized as high gas mine. Based on the geological condition of the mine, this design uses a duel-vertical shaft single-level development method, and full strip preparation ,which divided into eight bands and two districts, and track roadway, belt conveyor roadway and return airway are all rock roadways, arranged in the floor rock of 13-1# coal seam. Taking into account of the high gas emission, mine ventilation method use two diagonal wings ventilation, and excaves bottom gas drainage roadway before mining to relief gas pressure in advance.The design applies strip preparation against the first band of East One which divided into 5 stirps totally, and conducted coal conveyance, ventilation, gangue conveyance and electricity designing.The design conducted coal mining technology design against the 13101 face. The coal seam average thickness of this working face is 4.0 m and the average dip is 3, the immediate roof is mud stone and the main roof is sand stone. The working face applies fully mechanized longwall full-height coal caving method, and uses double drum shearer cutting coal which cuts twice each working cycle. Three-Eight working system has been used in this design and the depth-web is 0.6 m with four working cycles per day, and the advance of a working cycle is 3.2 m and the advance is 96 m per month.Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and battery locomotive to be assistant transport. The main shaft uses double 16 t skips to lift coal with a balance hammer and the auxiliary shaft uses a twins narrow1.5 t four-car double-deck cage and a wide 1.5t four-car double-deck cage to lift material and personnel transportation.The monographic analyzed the reason on heat harm of mine field，and some comprehensive heat harm control measures were put forward，including wide adjustment cooling and regional cooling by refrigeratorsThe title of the translated academic paper is GROUND SURFACE DEFORMATION USING THE FINITE ELEMENT METHOD, IN CONDITIONS OF THE LONGWALL MINING OF THE COAL LAYER NO. 3 - LIVEZENI MINE .Keywords:Zhuji coal mine; double vertical shaft; band mode; full-height coal caving; two diagonal wings ventilation; mine heat damage目录ABSTRACT2目 录41 矿井概况与地质特征71.1 井田概况71.2井田地质特征21.3煤层特征52 井田境界和储量102.1井田境界102.2井田地质勘探112.3矿井地质储量112.4 矿井可采储量133 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限163.1矿井工作制度163.2矿井设计生产能力及服务年限164 井田开拓184.1井田开拓的基本问题184.1.5开拓方案比较214.2矿井基本巷道295 准备方式带区巷道布置395.1煤层地质特征395.2带区巷道布置及生产系统395.3带区车场选型计算446 采煤方法476.1采煤工艺方式476.2 13101首采工作面回采巷道布置577 井下运输637.1概述637.2带区运输设备选择647.3大巷运输设备选择678 矿井提升708.1矿井提升概述708.2主井提升708.3副井提升719 矿井通风及安全739.1矿井通风系统的选择739.2矿井风量计算759.3矿井通风阻力计算839.4选择矿井通风设备889.6安全灾害的预防措施9310 矿井基本技术经济指标96参考文献97专题：浅论井下热害的成因、危害和治理办法981 前言982 矿井高温的产生原因983 井下高温的危害993.1 高温对人体的危害993.2 高温环境对劳动效率及安全的影响1004 矿井热害的防治措施1004.1 冰制冷降温技术1004.2 利用电厂余热制冷新技术治理矿井地热灾害1014.3 利用恒温水源进行矿井降温1044.4 矿井压气蒸发冷却降温技术1054.5 矿用移动式冷风机降温技术1084.6 透平膨胀制冷降温技术1104.7 制度上的措施1125 结语113参考文献113翻译部分：GROUND SURFACE DEFORMATION USING THE FINITE ELEMENT METHOD, IN CONDITIONS OF THE LONGWALL MINING OF THE COAL LAYER NO. 3 - LIVEZENI MINE114Generalities114Geo-mechanical characterization116Numerical modelling of the subsidence phenomenon119Models description119Modelling achievement120Establishment of boundaries, interest zones and meshing of the model120Determination of regions and computational hypothesis and the geo-mechanical characteristics input120Boundaries conditions establishment121Initial conditions and loading conditions establishment121Achievement of calculus and stoking of results121Analysis of the numerical modeling results121Conclusions127利用有限元法研究LIVEZENI矿3号煤长壁开采对地表变形128地表变形检测130沉降现象的数值模拟131模型简述131模拟成果132建立边界和影响区，微分模型132确定区域和计算假设及地质力学参数地输入132建立边界条件133建立初始条件和载入条件133积分计算取得成就133数值模拟结果分析133总结138致 谢1393摘 要一般部分针对淮南朱集矿井进行了井型为0.9Mt/a的新井设计。朱集矿井位于安徽省淮南市境内，井田走向长约7.0km，倾向长约3.0km，面积约21km2。主采煤层为13-1#煤层，平均倾角25，平均厚度4m。井田工业储量为114.6Mt，可采储量61.4Mt，矿井服务年限为52.5a。矿井正常涌水量为342m3/h，最大涌水量为462m3/h；矿井相对瓦斯涌出量为10.3m3/t，属高瓦斯矿井。根据井田地质条件，设计采用双立井单水平开拓方式，井田采用全带区式布置方式，共划分为八个带区，两个盘区，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在13-1#煤层底板岩层中。考虑到本矿井为高瓦斯矿井，矿井通风方式采用两翼对角式通风，并在开采前预掘底板瓦斯抽排巷进行瓦斯提前卸压抽放。 针对东一带区采用了带区准备方式，共划分5个分带工作面，并进行了运煤、通风、运料、排矸、供电系统设计。针对13101工作面进行了采煤工艺设计。该工作面煤层平均厚度为4.0m，平均倾角3，直接顶为泥岩，老顶为细砂岩。工作面采用长壁综采一次采全高采煤法。采用双滚筒采煤机割煤，往返一次割两刀。采用“三八制”工作制度，截深0.8m，每天 四个循环，循环进尺3.2m，月推进度96m。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用蓄电池式电机车牵引固定箱式矿车。主井采用两套带平衡锤的16t箕斗提煤，副井采用一对1.5t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1.5t矿车双层四车宽罐笼运料和升降人员。专题部分题目为浅论井下热害的成因、危害和治理办法，介绍了井下高温产生的原因及危害，并结合实例介绍几种井下热害治理方法。翻译部分题目为GROUND SURFACE DEFORMATION USING THE FINITE ELEMENT METHOD, IN CONDITIONS OF THE LONGWALL MINING OF THE COAL LAYER NO. 3 - LIVEZENI MINE，主要介绍了用数值模拟实验研究采矿产生的地表变形。关键词：朱集矿井；双立井；带区布置；综采；两翼对角式；高温热害BSTRACTThe general design is about a 0.90 Mt/a new underground mine design of Zhuji coal mine. Zhuji coal mine is located in Huainan, Anhui province. Its about 7.0 km on the strike and 3.2 km on the dip, with the 21.0 km2 total horizontal area. The minable coal seam is 13-1# with an average thickness of 4.0 m and an average dip of 3. The proved reserves of this coal mine are 114.6 Mt and the minable reserves are61.4 Mt, with a mine life of 52.5 a. The normal mine inflow is 342 m3/h and the maximum mine inflow is 462 m3/h. The mine gas emission rate is 10.3 m3/t which can be recognized as high gas mine. Based on the geological condition of the mine, this design uses a duel-vertical shaft single-level development method, and full strip preparation ,which divided into eight bands and two districts, and track roadway, belt conveyor roadway and return airway are all rock roadways, arranged in the floor rock of 13-1# coal seam. Taking into account of the high gas emission, mine ventilation method use two diagonal wings ventilation, and excaves bottom gas drainage roadway before mining to relief gas pressure in advance.The design applies strip preparation against the first band of East One which divided into 5 stirps totally, and conducted coal conveyance, ventilation, gangue conveyance and electricity designing.The design conducted coal mining technology design against the 13101 face. The coal seam average thickness of this working face is 4.0 m and the average dip is 3, the immediate roof is mud stone and the main roof is sand stone. The working face applies fully mechanized longwall full-height coal caving method, and uses double drum shearer cutting coal which cuts twice each working cycle. Three-Eight working system has been used in this design and the depth-web is 0.6 m with four working cycles per day, and the advance of a working cycle is 3.2 m and the advance is 96 m per month.Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and battery locomotive to be assistant transport. The main shaft uses double 16 t skips to lift coal with a balance hammer and the auxiliary shaft uses a twins narrow1.5 t four-car double-deck cage and a wide 1.5t four-car double-deck cage to lift material and personnel transportation.The monographic analyzed the reason on heat harm of mine field，and some comprehensive heat harm control measures were put forward，including wide adjustment cooling and regional cooling by refrigeratorsThe title of the translated academic paper is GROUND SURFACE DEFORMATION USING THE FINITE ELEMENT METHOD, IN CONDITIONS OF THE LONGWALL MINING OF THE COAL LAYER NO. 3 - LIVEZENI MINE .Keywords:Zhuji coal mine; double vertical shaft; band mode; full-height coal caving; two diagonal wings ventilation; mine heat damage目录ABSTRACT2目 录41 矿井概况与地质特征71.1 井田概况71.2井田地质特征21.3煤层特征52 井田境界和储量102.1井田境界102.2井田地质勘探112.3矿井地质储量112.4 矿井可采储量133 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限163.1矿井工作制度163.2矿井设计生产能力及服务年限164 井田开拓184.1井田开拓的基本问题184.1.5开拓方案比较214.2矿井基本巷道295 准备方式带区巷道布置395.1煤层地质特征395.2带区巷道布置及生产系统395.3带区车场选型计算446 采煤方法476.1采煤工艺方式476.2 13101首采工作面回采巷道布置577 井下运输637.1概述637.2带区运输设备选择647.3大巷运输设备选择678 矿井提升708.1矿井提升概述708.2主井提升708.3副井提升719 矿井通风及安全739.1矿井通风系统的选择739.2矿井风量计算759.3矿井通风阻力计算839.4选择矿井通风设备889.6安全灾害的预防措施9310 矿井基本技术经济指标96参考文献97专题：浅论井下热害的成因、危害和治理办法981 前言982 矿井高温的产生原因983 井下高温的危害993.1 高温对人体的危害993.2 高温环境对劳动效率及安全的影响1004 矿井热害的防治措施1004.1 冰制冷降温技术1004.2 利用电厂余热制冷新技术治理矿井地热灾害1014.3 利用恒温水源进行矿井降温1044.4 矿井压气蒸发冷却降温技术1054.5 矿用移动式冷风机降温技术1084.6 透平膨胀制冷降温技术1104.7 制度上的措施1125 结语113参考文献113翻译部分：GROUND SURFACE DEFORMATION USING THE FINITE ELEMENT METHOD, IN CONDITIONS OF THE LONGWALL MINING OF THE COAL LAYER NO. 3 - LIVEZENI MINE114Generalities114Geo-mechanical characterization116Numerical modelling of the subsidence phenomenon119Models description119Modelling achievement120Establishment of boundaries, interest zones and meshing of the model120Determination of regions and computational hypothesis and the geo-mechanical characteristics input120Boundaries conditions establishment121Initial conditions and loading conditions establishment121Achievement of calculus and stoking of results121Analysis of the numerical modeling results121Conclusions127利用有限元法研究LIVEZENI矿3号煤长壁开采对地表变形128地表变形检测130沉降现象的数值模拟131模型简述131模拟成果132建立边界和影响区，微分模型132确定区域和计算假设及地质力学参数地输入132建立边界条件133建立初始条件和载入条件133积分计算取得成就133数值模拟结果分析133总结138致 谢139921 矿井概况与地质特征1.1 井田概况1.1.1位置与交通朱集东井田属朱集井田27勘探线以东部分，位于安徽省淮南市潘集区与怀远县交界处的武前庄与骑龙庄一带，行政区划隶属淮南市潘集区和怀远县，井田东南距淮南市洞山约38km,地理坐标:东经11645001165345，北纬325015325430。井田东西长约12.5km，南北宽约3.5km，面积45.13 km2。本井田内陆路交通较为便利。南邻潘集矿区，有淮阜铁路穿过，西至阜阳与京九线连接；公路经潘集镇，可达蚌埠、阜阳、徐州、合肥等地；北部有茨怀新河可以通航，可连接淮河航运，如图1-1所示。图1-1 朱集矿交通位置图1.1.2地形地貌及水系本井田地处淮河冲积平原，地形平坦，地面标高一般在+22.4+23.4m，东北部有明龙山低矮山丘，最高点标高126m，总体趋势为北东高、南西低。淮河为邻近本井的主要河流，历史最高洪水位标高为+25.63m（1954年7月29日），两岸地势低洼，雨季淮河水位上涨易成内涝；北部茨怀新河为人工开挖水利工程，宽约200m，向东连接淮河。井田内尚有部分人工沟渠，属农灌季节性水渠。1.1.3气候与气象本井田所在地属季风暖温带半湿润气候，四季分明，冬冷夏热。该地区年均气温15.1，两极气温分别为41.4和-21.7；一般春季多东南风，夏季多东南及东风，秋季多东风及东北风，冬季多东北风及西北风，平均风速3.3m/s，最大风速22m/s；年均降雨量893.74mm，最大达1723.5mm，降雨一般集中在6、7、8三个月；雪期一般在每年11月上旬至次年3月中旬，最大降雪厚度16cm；土壤的最大冻结深度为30cm。1.1.4地震烈度根据已掌握的地震历史资料，淮南市属于许昌淮南地震带，从地震活动性、断裂构造、地形变化及第四纪地质、地貌等方面的情况来看，许昌淮南地震带在新构造时期，活动是比较明显的。国家地震局1979年10月，在淮南地区进行地应力普查，在7km的深度截面地应力相对大小等值线图和断裂构造分析，明显地存在北西西向的地应力高值区，存在一条东西向、一条北东向的深大断层。根据中华人民共和国国家标准GB50011-2001建筑抗震设计规范的附录A，本地区建筑工程抗震设计时所采用的抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度为0.10g。1.1.5矿区经济概况井田所在地淮南市潘集区总面积600平方公里，辖五镇五乡一个街道办事处，人口43万，其中农业人口35万。气候温和，四季宜人，物阜民丰，人杰地灵。潘集区致力于工业化、产业化、城镇化建设，取得了显著成绩。潘集区煤电资源十分丰富。已探明煤炭总储量37亿吨，建有潘一矿、潘东、潘三3座现代化特大型煤矿。年设计总产1000万吨。区内有平圩发电有限公司，装机容量达120万千瓦。2004年正在开工建设的潘北煤矿，年生产能力400万吨；田集电厂460万KW和平圩第二电厂260万KW超临界燃煤机组也已开工建设；装机容量460万KW的潘集电厂建设工程前期准备工作正在进行。预计到2010年，区境内煤炭年产量达2300万吨，发电装机容量达720万KW，将成为华东地区一个重要的能源基地。1.1.6水源及电源本矿井供水水源分为两部分，即地下水和处理后的矿井水。由于矿井所在地区地表水系不发达，且受季节性影响较大，因此设计选择地下水作为本矿井供水水源。为充分利用和开发水资源，对井下排水经过净化处理达标后，作为工业场地生产用水水源。本矿井位于淮南市潘集区，邻近有淮南、洛河、平圩发电厂，芦集、丁集和古沟220 kV区域变电所。本矿井两回路110 kV电源一回路取自于丁集220 kV区域变电所，导线采用LGJ-185，长度约为22.6 km，另一回路取自新建的古沟220 kV区域变电所，导线采用LGJ-185，长度约为26 km。1.2井田地质特征1.2.1地层本井田为全隐蔽含煤区，钻探所及地层由老到新依次有奥陶系、石炭系、二叠系、三叠系、第三系和第四系。（1）奥陶系中下统（O1+2）为石炭、二叠系含煤地层的基底，区内无钻孔穿过，南邻潘四井田十西线水四5孔穿过厚度96.78m。岩性主要为灰色、致密、厚层状、硅质灰岩及白云质灰岩、质纯、坚硬、性脆为其特征。顶部为白云岩；下部为灰岩、泥质灰岩。（2）石炭系上统太原组（C3t）假整合于奥陶系之上，区内仅有23-1孔揭露到五灰。南邻潘四井田水四11、九10两孔揭示该组厚度分别为114.24m和112.05m。底部为46m厚的铝质泥岩，为浅灰色微带青灰色，具紫红及锈黄色花斑，局部具鲕状结构。鲕粒分布不均，其余岩层由灰色、深灰色灰岩、粘土岩、砂质粘土岩和中细砂岩组成。局部有岩浆岩侵入，灰岩1013层，总厚49.5m。其中12灰分布稳定且较厚，一般9.5119.34m。含不可采薄煤层79层。为本区含煤地层之一。其岩相以浅海相沉积为主，亦具过渡相及泥炭沼泽相。（3）二叠系（P）二叠系平均总厚964.44m，底部以灰岩与太原组分界，二叠系整合于太原组之上。分为下统山西组、下石盒子组，上统上石盒子组、石千峰组，其中山西组、上、下石盒子组为含煤地层，石千峰组为非含煤地层，不是本次研究对象。山西组和上、下石盒子组为主要勘探对象，揭露厚度649.95799.1m，平均厚730.83m，含煤28层，总厚28.58m，含煤系数为3.91%，自下而上划分为七个含煤段。山西组和下石盒子组各为一个含煤段，上石盒子组有五个含煤段。其中下部四个含煤段为矿井主要开采对象。（4）三叠系（T）是一套棕红色碎屑岩，由棕红、紫红色、灰白色砂岩、粉砂岩、泥岩组成，砂岩成份以石英、长石为主，见暗色矿物、白云母片及小砾石，钙质胶结，水平层理。厚度不详，5-1孔揭露厚度87.54m。与下伏石千峰组呈整合接触。（5）下第三系（E）揭露厚度0548.78m，主要分布在北部边界F201断层附近，由一套棕红色为主的杂色砂、砾岩、砂质泥岩、泥岩组成，砾石成分以石英砾岩、石英砂岩、灰岩为主，砾径360mm,多呈次棱角状次圆状，胶结物为泥质和粉砂质，固结程度较好。砾岩一般层厚几米到二十几米，最大厚度可达70m。与下伏地层呈不整合接触。（6）上第三系（N）a.上第三系中新统下段（N 1 1）厚037.20m，平均10.28m，由棕红色、褐黄色砂砾、粘土砾石和砾石组成，局部夹有薄层粘土，属残坡积相沉积，与下伏地层呈不整合接触。b.上第三系中新统上段（N 2 1）厚0113.90m，平均厚74.94 m，以灰绿色粘土和砂质粘土为主，间夹粉、细砂13层，局部砂层较厚，但其砂层含泥质较高。属河湖相沉积全区分布稳定，只在北部井田边界4个钻孔缺蚀。c.上第三系上新统（N2）厚54.00186.24m，平均厚110.50 m，由灰绿、土黄色及灰白色中砂、细砂、粉砂及粘土质砂组成，夹砂质粘土或粘土35层，局部粘土层较厚。属河湖相沉积全区分布稳定。（7）第四系（Q）厚87.40108.94m，平均100.20m，以灰黄色、土黄色中砂、细、粉砂、砂质粘土为主，次为粘土间夹粘土质砂，富含砂礓和铁猛结核与蚌壳碎片，属河流相及河漫滩相沉积。1.2.2构造本井田位于淮南煤田东北部，淮南复向斜的次级褶皱朱集唐集背斜及尚塘耿村集向斜的东段，总体构造形态为一连续的背、向斜，北部为朱集唐集背斜，南翼与潘集背斜北翼构成宽缓向斜，背、向斜轴向为北西西向，沿轴向有所起伏，其中发育有部分次级褶曲。按其构造特点来划分，本井田可分为三大块段：七线以东为一走向为北东，倾向北西的单斜构造，地层倾角一般在5左右；七二十一线为一宽缓背斜，系朱集唐集背斜延伸部分，背斜轴部与两翼高差一般为3050 m，地层倾角一般27；二十一线以西由北部隆起和南部凹陷两部分组成，其中北部隆起为轴向北西的背斜构造，地层倾角一般在2030，局部达40，南部凹陷为尚塘耿村集向斜，向斜北翼地层较缓，地层倾角一般在35，南翼地层较陡，地层倾角一般在2530，局部达50。全井田共发现30条断层，其中17条为正断层，13条逆断层。按断层落差分：最大落差大于等于100 m的6条，小于100 m而大于等于50 m的1条，小于50 m大于等于30 m的11条，小于30 m的断层12条。断层的延展方向以北西西和北西向为主，次为北东向。本井田构造复杂程度属简单类型。1.2.3水文地质特征（1）主要水文地质条件新生界松散层含、隔水层（组）本井田新生界松散层厚度两极值为150.40394.30 m，平均厚为295.92 m，其厚度变化规律是由北向南、由东向西逐渐增厚。按照沉积物的组合特征及其含、隔水情况，可将其自上而下大致分为一含、一隔、二含、二隔、三含、三隔和四含计4个含水层（组）和3个隔水层（组）。本井田三隔厚度大，一般074.85 m，平均44.18 m，分布范围较稳定（除北部5-1、9-4、11-5及23-1四个孔沉积缺失外），由灰绿色厚层粘土及砂质粘土和多层细砂组成，粘土致密，可塑性强，是井田内的重要隔水层（组），隔水性能较好；其下部第四含水层（组）厚度为025.40m，平均7.49 m，该含水层（组）由细砂、砂砾层及粘土砾石组成，砂层间有薄层粘土、砂质粘土分布，且直接覆盖于基岩含水层之上。基岩含水层（段）a.下第三系砂砾岩含水层（段）该含水层主要分布在井田的北部边界，钻孔揭露厚度为216.25548.78 m，岩性主要为紫红色砾岩和各粒级砂岩及砂质泥岩，据简易水文观测资料表明，该含水层富水性弱，对矿坑充水无直接影响。b.二叠纪煤系地层含、隔水层（段） 本井田煤系砂岩含水层岩性以中、细砂岩为主，局部为粗砂岩和石英砂岩，分布于煤层、粉砂岩和泥岩之间，岩性厚度变化较大，裂隙不发育，且具不均一性，各砂岩含水层之间均有泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和煤层等隔水岩石分布，以储存量为主，据井田内钻孔抽水资料表明，各砂岩含水层富水性弱，正常情况下，煤系砂岩含水层之间无密切的水力联系。c.太原组石灰岩岩溶裂隙含隔水层（段）本井田石炭系太原组灰岩埋藏较深，钻孔未揭露全层厚度，据区域资料表明，地层总厚110130m左右，含灰岩13层，其中第3、4、12等三层灰岩厚度大，分布稳定，岩溶裂隙较发育外，其余均为薄层灰岩。本井田太原组一灰上距3煤层底板平均间距32.30m，天然状态下无水力联系，但因太灰的水压较高，已超过3煤层下隔水层（组）岩石的抗压强度，若直接开采3煤层，水力平衡即遭破坏，势必造成其煤层底板突水事故的发生。因此，在开采3煤层之前，必须采取疏水降压等措施，谨防灾害发生。断层带本井田查处大断层3条，分别是井田西翼落差为030 m的正断层F1和井田东翼落差为010m的逆断层F3和F4。断层破碎带主要以泥岩、粉砂岩为主，含砂岩碎块，钻探揭露断层时，大多数断层无漏水现象，结合区域和邻近生产矿井，断层一般是富水性弱，导水性差。但应谨防受采动影响而活化的断层可能成为矿井突水的重要途径。综上所述，本井田新生界下部含水层（组）、二叠纪煤系砂岩裂隙含水层（段）和太灰岩溶裂隙含水层（组）对井下开采影响较大。但是，只要在可采煤层的浅部留设适当高度的防水煤柱，正常情况下新生界下部四含对井下开采威胁较小，但仅在二十三线以东北部四含对1713煤层开采有充水威胁，其它块段四含对各煤层开采无影响。这样，二叠纪煤系砂岩裂隙水和太灰岩溶裂隙含水层（组）便成为矿井开采的主要充水因素。故本井田在开采417煤层（组）时，以裂隙充水为主，水文地质条件简单。（2）矿井涌水量预计根据安徽省淮南煤田朱集东井田煤炭勘探报告，本井田一水平（-880 m）开采13-1煤层时，采用比拟法，与潘一矿进行比拟，预计矿井涌水量，计算公式： 式 1-1、矿井涌水量，其中为潘一矿涌水量，正常涌水量为为186.32，最大涌水量为270.51；、预算采用面积，其中朱集井田采用面积为10，潘一矿采用面积为9.3；、水位降深，其中朱集井田水位降深为975.95 m，潘一矿水位降深为550 m；经计算，朱集矿井的正常涌水量为267，最大涌水量为387。考虑井筒淋水、井下洒水、防火灌浆等因素，因此矿井的正常涌水量取342，最大涌水量取462 m3/h。太灰岩溶裂隙含水层的突水量为1152。1.3煤层特征1.3.1煤层特征本井田含煤地层为石炭系和二叠系，其中二叠系的山西组与上、下石盒子组为主要含煤层段。井田内二叠系含煤层段揭露厚度649.95799.10 m，平均730.83 m，共含煤28层，煤层总厚28.58 m，含煤系数为3.91%，自下而上依次可分为7个含煤段。可采煤层共有13层，分别为17-1、16-2、13-1、11-2、11-1、8、7-2、6、5-2、5-1、4-2、4-1和3煤层，平均总厚为21.58m。其中13-1、11-2、8、5-1和4-1煤层为主要可采煤层，平均总厚12.80m，约占可采煤层总厚的59.3%；17-1、16-2、11-1、7-2、6、5-2、4-2和3煤层为次要可采煤层，平均总厚8.78m。现对主采煤层分述如下：（1）13-1煤层：含煤面积37.04 ，可采面积36.57，仅11-5孔因岩浆侵蚀不可采，赋存标高在-350-960 m之间，煤层厚度0.776.43 m，平均4.00 m，属结构简单、全区可采的稳定煤层；其中七线二十一线赋存标高在-810-920 m之间，大部分赋存于-850-870 m之间；（2）11-2煤层：含煤面积37.16，可采面积33.3，赋存标高在-350-1000 m之间，煤层厚度05.02 m，平均3.32 m，属结构简单、大部可采的较稳定煤层；其中七线二十一线赋存标高在-870-980 m之间，大部分赋存于-920-940 m之间；（3）8煤层：含煤面积37.68，可采面积34.74，有1处不可采区，2处岩浆侵蚀区，赋存标高在-500-1100 m之间，煤层厚度05.77 m，平均2.99 m，属结构简单、大部可采的较稳定煤层；其中七线二十一线赋存标高在-960-1070 m之间，大部分赋存于-990-1030 m之间；（4）5-1煤层：含煤面积37.97 ，可采面积27.22 ，有4处不可采区，2处岩浆侵蚀区，赋存标高在-1000-1180之间，煤层厚度05.77 m，平均2.99 m，属结构简单、大部可采的较稳定煤层；其中七线二十一线赋存标高在-1040-1110 m之间，大部分赋存于-1050-1080 m之间；（5）4-1煤层：含煤面积37.29 ，可采面积33.28 ，有1处不可采区，2处岩浆侵蚀区，赋存标高在-550-1160 m之间，煤层厚度05.77 m，平均2.99 m，属结构简单、大部可采的较稳定煤层；其中七线二十一线赋存标高在-1060-1130 m之间，大部分赋存于-1060-1090 m之间。表1-1 主要可采煤层表煤层煤层厚度（m）下距煤层（m）稳定性结构可采性最小最大平均13-10.776.434.0066.36稳定简单全区可采11-205.023.324.67较稳定简单大部可采805.772.9910.16较稳定简单大部可采5-104.071.368.77较稳定简单大部可采4-105.953.1371.13较稳定简单大部可采1.3.2煤质本井田可采煤层煤质稳定，主要为中灰、中高高挥发分、特低低硫、特低低磷、富油高油、中高热值、具强粘结性的气煤，1/3焦煤次之。其洗精煤是较为理想的炼焦配煤，洗中煤或原煤可作为动力用煤,其主要可采煤层煤质特征见表1-2。表1-2 主要可采煤层煤质特征表煤层Mad（%）Ad（%）Vdaf（%）St.d（%）Pd（%）Qgr.d（MJ/kg）Y（mm）煤 类13-10.702.54/1.4015.1736.22/23.6835.6444.49/40.480.260.0010.14026.209.021.0/14.81/3JM、QM11-20.563.18/1.4716.3637.38/25.5031.4743.18/37.270.360.0030.109/0.01325.198.019.0/13.61/3JM、QM、CY0.703.16/1.4616.4639.18/24.7725.6041.85/37.090.240.0030.046/0.01225.597.030.0/15.01/3JM、QM、FM、RN5-10.663.12/1.4012.5338.96/25.3925.5441.84/36.190.780.0020.033/0.00825.680.022.0/14.41/3JM、QM、CY、WY、BN4-10.652.44/1.3716.0139.72/24.7024.2642.36/35.240.450.0020.083/0.01225.739.029.0/16.21/3JM、QM、FM、RN1.3.2 煤层开采技术条件（1）煤层顶底板情况本井田主要可采煤层顶、底板主要以泥岩为主，次为中、细砂岩。泥岩特别是炭质泥岩、含炭泥岩，厚度小，抗压强度低，多属软岩，稳定性差中等。粉砂岩和砂泥岩互层属中等坚硬岩类，细砂岩、中砂岩胶结良好，岩石坚硬致密，抗压强度高，稳定性好，工程地质条件良好。矿床浅部基岩风化带岩体质量差，断层带岩石破碎，均属软弱结构面，故本井田矿床工程地质条件为中等类型。主要煤层的顶底板情况见表1-3：表1-3 主要可采煤层赋存状况表煤层均厚（m）顶板岩性底板岩性13-14.00泥岩，少数为砂质泥岩，粉、细砂岩泥岩，少数为砂质泥岩、粉、细砂岩11-23.32泥岩，少数为粉、细砂岩泥岩，少数为粉、细砂岩82.99泥岩，局部为砂质泥岩、粉、细砂岩泥岩，局部为砂质泥岩、粉、细砂岩5-11.36泥岩、砂质泥岩，少数为粉、细砂岩泥岩、砂质泥岩，少数为粉、细砂岩4-13.13泥岩，少数砂质泥岩、粉、细砂岩泥岩，少数砂质泥岩、粉、细砂岩（2）瓦斯通过对瓦斯测试资料分析，本井田共采测瓦斯煤样364个，实际利用272个，采样深度在-710.25-1227.22m之间，瓦斯含量两极值为021.53，瓦斯含量较高，各煤层瓦斯含量分布特征与地质构造条件有着密切的关系。沼气带位于基岩顶界面下垂深435m以深。13-1煤层：瓦斯含量为0.0515.21，平均瓦斯含量为4.94，首采块段13-1煤层瓦斯含量为0.0510.94 。11-2煤层：瓦斯含量为013.50m3/t，平均瓦斯含量为4.41 (-970m以浅)，-970m以深仅一个点，含量为4.18。首采块段11-2煤层瓦斯含量：0.0513.5 。另外通过对79个煤样进行煤与瓦斯突出危险性测定，其中17-1、13-1、11-2、8、5-2、5-1、4-2、4-1煤层的突出危险性综合指标k值均有大于15的样品，由此表明上述煤层均有煤与瓦斯突出危险。因此，本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计。（3）煤尘与煤的自燃本井田16-2、11-1、8、7-2、6、5-2、5-1、4-2、3煤层为自燃煤层，13-1、11-2、4-1煤层为容易自燃自燃煤层。各可采煤层均有煤尘爆炸危险。 （4）地温根据九龙岗矿长观孔资料，井田所在地的恒温带深度为自地表向下垂深30m，相应的温度为16.8。根据已有测温资料，本井田的地温梯度为1.703.80/hm，平均为2.83/hm，基本属地温正常区。一级高温区（31）一般出现在-564m以下，二级高温区（37）一般出现在-736m以下，一水平平均地温为43.7，属二级高温区。鉴于本井田地温较高，需采取积极的降温措施，以防热害发生。（5）放射性及其它有害气体本区经各勘探阶段，对钻孔测井及大量的煤、岩样品测试，均未发现有放射性异常和大量有害气体。（6）首采面综合柱状图本设计所选首采13#煤层，其综合柱状图如下：图1-2 首采面综合柱状图2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围本矿井属27勘探线以东，东南距淮南市洞山约38 km，南及东南与潘四东和潘二矿井为邻。井田东、南至勘察登记范围，西至27勘探线，北至明龙山断层，走向长7.0 km，倾向宽3.0 km，面积约21.0 。地面地形平坦，标高一般在+22.4+23.4 m。2.1.2开采界限本井田共含煤28层，煤层总厚28.58m。其中可采煤层共有13层，分别为3、4-1、4-2、5-1、5-2、6、7-2、8、11-1、11-2、13-1、16-2、17-1煤层，平均总厚为21.58 m。13-1#煤层为主要可采煤层，平均总厚4.0 m，由于13-1#煤层厚度大，赋存条件较好，故本设计矿井仅考虑13-1#煤层。2.1.3井田尺寸井田的走向最大长度为7.1 km，最小长度为6.9 km，平均长度为7.0 km。井田的倾斜方向的最大长度为3.51 km，最小长度为2.03 km，平均长度为3.0 km。煤层的倾角最大为5，最小为1，平均为3，井田平均水平宽度为2.9 km。井田的水平面积按下式计算：S = H L （2-1）式中S 井田的水平面积，H 井田的平均水平宽度，m L井田的平均走向长度，m 则井田的水平面积为：S =7.0 3.0 =21.0，井田赋存状况示意图如图2-1-1所示。图2-1-1 井田赋存状况示意图2.2井田地质勘探井田地质勘查类型为精查，属详细勘探。普查工作始于2003年9月，至2004年8月全部结束，安徽省煤田地质局勘查研究院于2004年11月提交了该普查地质报告。2005年1月17日，安徽省人民政府以专题会议纪要第7号文即关于朱集煤矿资源开发问题会议纪要决定，将朱集勘查区按资源储量大致相当的原则划分为两个井田，分别由淮南矿业（集团）有限责任公司和皖北煤电集团有限责任公司依法独立进行勘查开发。2005年1月31日，根据煤炭工业合肥设计研究院提交的淮南潘谢矿区朱集井田开发方案，安徽省国土资源厅以皖国土资函200598号文即关于朱集井田划分与归属的函确定，以地震27线为界，将朱集勘查区划分为朱集东和朱集西两个矿井分别勘查开发，其中朱集东勘查区煤炭资源划归淮南矿业（集团）有限责任公司开发。2005年12月19日，淮南矿业（集团）有限责任责任公司与安徽省煤田地质局经对朱集东井田勘探工作的相关事宜协商后共同确定，由安徽省煤田地质局承担该井田的勘探工作。主采煤层13-1煤，煤厚0.776.43 m，平均厚4.00 m，可采区一般煤厚3.44.5 m，结构简单。含煤面积21.0，其中可采面积20.73 ，可采面积占总面积的98.73%。2.3矿井地质储量2.3.1储量计算基础（1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；（2）根据煤炭资源地质勘探规范和煤炭工业技术政策规定：煤层最低可采厚度为0.70 m，原煤灰分40%；（3）依据国务院过函（1998）5号文关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；（4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05 m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；（5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。2.3.2矿井地质储量计算矿井可采煤层为13-1#煤、11-2#煤、8#煤、5-1#煤和4-1#煤。由于矿井井田形状规整，本区矿井储量采用网格法，将井田分为A、B、C、D四个块段（根据等高线疏密程度划分面积小块）具体分块情况见图2-3-1井田地质储量计算面积划分示意图，根据每个面积小块的等高线水平间距和高差计算出面积小块的煤层倾角，用CAD命令计算面积小块的水平面积，由此可计算得出每个块段的不同储量，矿井地质总储量即为各块段储量相加之和。再根据： （2-2）式中Z矿井地质储量，tS 井田块段面积，m煤层平均厚度，m 煤层的容重，1.4 各块段煤层的倾角图2-3-1 矿井块段划分图由式2-2及矿井块段划分图，得各块段地质储量计算见下表2-3-1：表2-3-1 矿井地质储量计算表块段名称倾角/面积/m2煤层厚度/m储量核算/Mt13-111-285-14-1A5325363941.322.991.363.1318.30B1697027241.322.991.363.1330.04C2618076941.322.991.363.1334.63D3453046841.322.991.363.1325.41资源总储量114.64则矿井地质储量：2.3.3矿井工业储量计算矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般也就是列入平衡表内的储量。矿井工业储量：地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6：3：1 分配，经济基础储量、边际经济基础储量按90%、10% 分配，次边际经济基础储量不计。各种储量分配见表2-3-2：表2-3-2 矿井工业储量计算表类别探明储量/Mt控制储量/Mt推断储量/Mt经济储量边际储量经济储量边际储量数量202.6122.5101.311.337.52合计225.1202375112.5601187Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k （2-3）其中：k=0.8Zg=202.61+22.5+101.3+11.3+37.520.8=114.6 Mt2.4 矿井可采储量2.4.1井田边界保护煤柱根据朱集矿的实际情况，鉴于本井田大部分边界为断层边界，按照煤矿安全规程的有关要求，井田边界内侧暂留30 m宽度作为井界煤柱，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算。 （2-4）式中：P井田边界保护煤柱损失，万t。H井田边界煤柱宽度，30 m；L井田边界长度，25980 m；m煤层厚度，m；r煤层容重，1.4 代入数据得：P=3025980（4+1.32+2.99+1.36+3.13）1.4=14.0 Mt2.4.2工业广场保护煤柱工业广场的占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-4-1。表2-4-1 工业广场占地面积指标表井型/Mta-1占地面积指标/ha0.1Mt-12.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8矿井井型设计为0.9 Mt/a，因此由表2-3-3可以确定本设计矿井的工业广场为0.135。但是考虑到近些年来建筑技术的提高，建筑物不断向空间发展，所以，工业广场的面积都有缩小的趋势，再加上本井田煤层埋藏较深，若取工广煤柱较大会造成大量的工广压煤，所以本设计取0.70的系数，则工业广场的面积约为0.0945。建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程第14条和第17条规定工业广场属于级保护，需要留设15 m宽的围护带。本设计选定工业广场长为270 m，宽为350 m，新生界松散层厚度150.40394.30 m，平均295.92 m，结合本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角（表2-4-2）采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失。表2-4-2 地质条件及岩层移动角煤层倾角/煤层厚度/m广场中心深度/m/34.0-85041667066采用垂直剖面法计算所得各主采煤层工广保护煤柱面积及压煤量见下表2-4-3：表2-4-3 各煤层工广煤柱压煤量计算表煤层厚度/m工广煤柱面积/m压煤量/t13-1#4234221013116379总压煤量13116379求得工业广场总压煤量为：13.12 Mt采用垂直剖面法计算工业广场压煤示意图如图2-4-1所示图2-4-1 13-1#煤工业广场保护煤柱计算示意图2.4.3断层保护煤柱井田13-1#煤层现已查明三条断层，即F1，ZF3和ZF4，且F1位于工广保护煤柱内，另两条断层皆可靠且可控制，故其两侧各留30 m保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得： （2-5）式中：煤柱损失，t；断层长度，m；m13-1#煤层厚度，m；煤层容重，。已知t/m3，m，代入（2-5）可得：2.4.4风井保护煤柱按照建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000版）中参数计算，取东西风井工业场地为100m100m，同样采用垂直剖面法计算东西风井压煤量为：3.2Mt2.4.5大巷保护煤柱取大巷保护煤柱的宽度为30m计算可得大巷保护煤柱总量为：1.07Mt综上，矿井的永久保护煤柱损失量汇总见表2-4-4表2-4-4 永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt井田边界保护煤柱14.0断层保护煤柱1.4大巷保护煤柱1.07东西风井保护煤柱3.2工业广场保护煤柱13.12合计32.792.4.6矿井可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算： （2-6）式中：Zk 矿井可采储量，t；Zg 矿井的工业储量，114.64Mt；P 保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，32.79Mt；C带区采出率；根据煤炭工业矿井设计规范2.1.4条规定：矿井的采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85。本设计矿井13-1煤层厚度为4m，属于厚煤层，且为主采煤层，因此带区采出率选择0.75。则代入数据得矿井设计可采储量：3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范2.2.3条规定，矿井设计宜按年工作日330d计算，每天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井，煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；（2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力本矿井井田范围内煤层赋存简单，地质条件较好，首采煤层平均厚度4 m，煤层平均倾角25，属近水平煤层，易于发挥工作面生产能力。全国煤炭市场需求量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，确定本矿井设计生产能力为0.9 Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井可采储量、设计生产能力和矿井服务年限三者之间的关系为： （3-1）式中： T 矿井服务年限，a；ZK 矿井可采储量，63.79 Mt；A 设计生产能力，0.9 Mt/a；K 矿井储量备用系数。矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。煤炭工业矿井设计规范第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.31.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.3。把数据代入公式3-1得矿井服务年限：3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，运输能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力的校核井田内13-1煤层为首采煤层，煤厚4m，为厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变化。煤层倾角平均3，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采大采高工作面来满足井型要求。（2）运输能力的校核矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井单水平开拓。井下煤炭运输采用钢丝绳芯胶带输送机运输，工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，运输连续、能力大，自动化程度高，机动灵活；井下矸石、材料和设备采用轨道运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核矿井采用混合式式通风系统，前期中央并列式，后期改用两翼对角式通风，抽出式通风方式，东西两翼各布置一个回风井，可以满足通风要求。（4）储量条件的校核根据煤炭工业矿井设计规范第2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表3-2-1。表3-2-1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力万/ta-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限煤层倾角45600及以上7035300500603012024050252015459040201515930各省自定由上表可知：煤层倾角低于25，矿井设计生产能力为0.450.9Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于40a，第一开采水平设计服务年限不宜小于20a。本设计中，煤层倾角低于，设计生产能力为0.9Mt/a，矿井服务年限为52.5a，符合煤炭工业矿井设计规范的规定。4 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；合理确定开采水平的数目和位置；布置大巷及井底车场；确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。合理开发国家资源，减少煤炭损失。必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：1）本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-250 m，最深处到-850 m表土层厚度大，120160 m。2）本井田瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大。3）本矿地表地势平坦，且多为农田，无大的地表水系和水体，地面平均标高为+32 m。4.1.1 井筒形式的确定（1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。具体见表4-1。本矿井煤层倾角小，平均7.13，为近水平煤层；表土层厚约120160 m，无流沙层；水文地质情况中等简单，涌水量不大；井筒需要特殊施工冻结法建井，因此需采用立井开拓。表4-1-1 井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1运输环节和设备少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2通风线路长、阻力大、管线长度大。3斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。（2）井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。基于上述原则，结合本矿井实际地质资料，本设计将主井井口定于14-3#钻孔东南方向250 m处。该处表土层厚度约298 m，地面平坦、无村庄，有沟渠，地面原始标高+23.3 m。该方案的主要优点如下：工业场地位于井田中央及储量中心，便于两翼均衡开采;工业场地所在地无村庄，不需拆迁，可降低投资、缩短建井工期;工业场地距潘四东工业场地仅2.0 km，道路进线方便;工业场地两侧首采块段勘探程度高，煤层赋存条件较好;矿井两翼边界均有安全出口，抗灾能力强;矿井后期最长通风线路较短。（3）井筒数目朱集矿为深井开采，且为煤与瓦斯突出矿井，煤层倾角小，平均3，为近水平煤层，主采煤层13-1#埋深平均-850 m，表土层厚约300 m，无流沙层，综上适合采用立井施工，井筒需采用特殊施工方法表土段采用冻结法施工，基岩段采用地面预注浆施工。（2）井筒数目的确定本井田煤层埋藏深，具有地温高，地压大，瓦斯大等特点，根据瓦斯治理工程需求，需在煤层顶（底）板布置岩巷预抽瓦斯，因而矿井岩巷工程量大，根据上述特点，对初期工业场地内的井筒数目提出了如下方案：工业场地内布置主井、副井，井田东西边界处各布置一个回风井。其中主井井筒主要承担矿井煤炭提升及兼进部分风；副井井筒主要担负矸石、人员、设备及材料等辅助提升和进风，井筒内装备梯子间，作为矿井的安全出口，井筒内布置有压风管、洒水管、动力电缆和通讯电缆。4.1.2阶段划分和开采水平的确定根据井田条件和煤炭工业设计规范的有关规定，本井田可划分为2个阶段，设置1个水平。开采水平划分的依据：（1）是否有合理的阶段斜长；（2）阶段内是否有合理的带区数目；（3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；（4）要使水平高度在经济上合理。本井田煤层埋藏深，近水平，13-1#煤层赋存标高在-350m-960m之间，其中大部分赋存于-830m-920m之间，阶段垂高仅有90m，因此只需布置一个水平即可。表4-1-2 阶段主要参数表阶段划分数目阶段斜长/m水平垂高/m水平实际出煤/万t13-1#煤服务年限/a带区数目带区采出煤量/万t2175090108.9842.49413.62254.1.3井田划分根据井田地质构造，煤层倾角、煤层层间距、东西翼几何尺寸等特点，结合工业场地煤柱线的位置，将井田沿走向划分为两个块段，工业场地东侧煤柱线至井田东边界划分划分为东翼块段，因受断层ZF3、ZF4影响，块断内不宜采用盘区开采，所以将东翼块断内分别划分为四个带区，首采北部东一带区13-1#煤；工业场地西侧煤柱线至27勘探线划分为西翼块段，块断内采用带区开采还是采用盘区开采还需进行经济比较得出。4.1.4主要开拓巷道13-1#煤层平均厚度为4.0m，赋存稳定，底板起伏不大，为近水平煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度较大。考虑到矿井服务年限较长，巷道埋深较深，地压大，为便于巷道后期维护，故矿井轨道大巷和胶带机大巷布置在13-1#煤层底板岩层中，大巷间距35m。由于矿井为煤与瓦斯突出矿井，布置一条轨道大巷，一条胶带大巷和一条运输回风大巷，共三条，各条大巷位于井田中央，沿走向布置。4.1.5开拓方案比较（1）提出方案 根据分析的实际情况，提出四种技术上可行的方案，分别如图一和图二所示。方案一：双立井单水平开拓，东西两翼全部采用全带区开采，工业广场布置在井田中央，F1断层在工业广场保护煤柱范围之内。采用中央并列式通风，风井与主副井一起设在工业广场上，如图4-1-1所示。方案二：双立井单水平开拓，西翼采用盘区开拓，东翼采用带区开拓。工业广场设在井田偏东翼部分，断层和断层的大部分都在工业广场保护煤柱的范围之内。采用中央并列式通风，风井与主副井一起设在工业广场上，如图4-1-2所示。方案三：双立井单水平开拓，东西两翼全部用带区式开拓。采用两翼对角式通风方式，东西风井分别位于井田东西两翼边界，如图4-1-3所示。方案四：双立井单水平开拓，东西两翼全带区式开拓方式。采用中央并列式通风方式，风井与主副井一起设在工业广场上，如图4-1-4所示。（2）技术比较方案一与方案二的区别在于西翼采用带区回采还是盘区回采，工业广场的位置不同。带区与盘区相比的主要特点是适用于倾角小于12的缓（倾）斜煤层，不需要开掘上下山，大巷掘出后便可以掘运输斜巷、回风斜巷、开切眼和必要的硐室与车场，巷道系统简单，井巷工程量小，建井工期短，经济效益高。盘区式布置大巷掘进工程量较小，可以较早投产。工广位置不同，保护煤柱及生产费用不同。方案三与方案四的主要区别在于通风方式不同。方案三采用两翼对角式通风，在矿井的整个生产过程中通风线路长度基本不变。方案四采用混合式通风方式，矿井生产前期采用中央并列式，后期采用两翼对角式通风方式，通风线路先短后长，对比方案三节约了生产费用，但增加了基建费用。图4.1.1 方案一：双立井单水平东、西两翼全带区式布置,工广位于井田中央图4.1.2方案二：双立井单水平东翼带区，西翼盘区,工广位于井田中央图4.1.3方案三：双立井单水，两翼对角式通风图4.1.4方案四：双立井单水，混合式通风（3）粗略经济比较四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此，把相近的方案一和方案二，方案三和方案四先分开分别进行粗略的经济比较，选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。各方案的粗略估算费用见表4-1-24-1-6。表4-1-2 方案一：工广位于井田中央表4-1-3 方案二：工广位于井田东翼表4-1-4 方案三：两翼对角式通风方式表4-1-5 方案四：中央并列式通风表4-1-6 四个方案间相互粗略经济比较间 通过粗略估算可以看出方案一和方案二的费用差别较方案三和方案四的费用差别大，西翼采用盘区式开采的经济费用大于带区式开采的费用，因此可以确定采用带区式开采，排除了方案二。方案三和方案四通过粗略估算可以看出费用差别不大，最终开拓方案的选择还要进行详细经济比较，才能确定。（4）详细经济比较方案三和方案四的详细经济比较见表4-1-7、表4-1-8:表4-1-7 双立井单水平两翼对角式通风表4-1-8 双立井单水平中央并列式通风表4-1-9 两方案汇总对比见由表4-1-9可知，虽然方案三的前期基建费用低，但无论是后期基建费用还是生产经营费用都比方案四要高，最终的投资总费用也要比方案四要高。而且从技术比较上可以看出中央并列式通风虽然在前期投入上较少，但很难满足高瓦斯矿井的通风需要，后期通风线路较长且较复杂，相对而言两翼对角式通风线路简单，适于本矿井的地质条件。因此，综合技术比较、粗略和详细的经济比较所得出的结论，可确定选择方案四，即双立井单水平开拓，东、西两翼采用全带区划分井田，通风方式采用两翼对角式通风，于东西两翼各布置一个风井，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷都布置在13-1#煤层底板岩石中。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由前节确定的开拓方案可知主副井及风井都为立井，在井田东西两翼设计东西风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井、风井及东、西风井均采用圆形断面。（1）主立井井筒直径为5.0m，井口绝对标高为+24.0m，井底水平标高为-881.0m，井筒总深度为905m。净断面面积为19.63。表土段掘进毛断面积为36.32 ，掘进深度为23m，支护的钢筋混凝土厚900mm；基岩段掘进毛断面积为26.42，混凝土砌碹厚400mm。（2）副立井井筒直径为6.0m，井深901m，净断面面积为28.27m2。表土段掘进毛断面积为50.26 ，掘进深度为20m，井壁厚900mm；基岩段掘进毛断面积为37.39，掘进深度为300m，混凝土井壁厚400mm。副井井筒断面如图4-2-2，主要参数见表4-2-2。（3）风井在井田工业广场内主井西50m处打一风井，用于矿井前后期的回风。井筒净直径为5.0m，考虑到矿井发生火灾时确保人员的安全撤出，在风井井筒内安装了梯字间，同时作为防火灌浆管路的检修间；为了控制风速采用了封闭式梯字间。风井井筒断面如图4-2-3，主要参数见表4-2-3。根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合煤炭工业设计规范和煤矿安全规程的规定。图4-2-1 主井井筒断面布置图表4-2-1 立井井筒特征表井型0.9Mt/a提升容器一对8t箕斗井筒直径5.0m井 深277净断面积19.63m2井筒支护混凝土砌碹厚400mm表土钢筋混凝土厚900mm基岩段毛断面积26.42m2表土段毛断面积36.32m2图4-2-2 副井井筒断面布置图表4-2-2 立井井筒特征表井型0.9Mt/a提升容器一t矿车双层四车加宽罐笼井筒直径6.0m井 深297净断面积28.27m2井筒支护混凝土井壁碹厚450mm表土段井壁厚1000mm基岩段毛断面积37.39m2表土段毛断面积50.26m2图4-2-3 风井井筒断面布置图表4-2-3 回风立井井筒特征表井型90万井筒直径5.0m井深260m净断面19.63m2基岩段毛段面积26.42m2表土段毛段面积26.42m24.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由胶带机运输至井底煤仓，再由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在车场由蓄电池电机车牵引至工作面。（1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井只要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，井下矸石、大巷材料及设备辅助运输采用蓄电池电机车牵引固定式矿车，工作面斜巷采用无极绳绞车牵引，井底车场形式和布置方式如图4-2-4。图4-2-4 井底车场4.2.3大巷（1）轨道大巷此巷为一条半圆拱双轨运输大巷，并作进风巷使用，设人行道。 （4-1）式中：轨道大巷宽度，mm；a人行道宽度，取1300mm；b车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取950mm，带区巷道一般取300500mm；、蓄电池电机车的宽度，1050mm；c电机车的间距，250 m。B1=1300+950+1050+1050+2504600mm轨道大巷的断面和特征表如图4-2-5。（2）胶带机大巷此巷内有钢丝绳芯胶带机运输煤炭，设有1200mm宽胶带输送机，一侧设有1200mm宽专用人行道。 （4-2）式中：运输大巷宽度，mm；a人行道宽度，取1200mm；b输送机边缘至巷道壁的最小距离，取1570mm;d胶带机宽度，d11200+430 mm；12001200430+15704400 mm胶带机运输大巷的断面和特征表如图4-2-6。 （3）回风大巷为满足通风需要，回风大巷内不设轨道和胶带运输机，回风大巷的断面和特征表如图4-2-7。图4-2-5 轨道大巷断面和特征表图4-2-6 胶带机运输大巷断面和特征表图4-2-7 回风大巷断面和特征表4.2.4巷道支护根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷和辅助运输大巷都布置在岩层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用蓄电池电机车牵引1.5吨固定箱式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运输大巷）均采取锚网喷，并采用壁后及时注浆技术提高围岩整体的稳定性。采用锚喷支护能够提高巷道围岩强度，防止围岩强度恶化，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前苏联经验表明，由锚杆和喷射混凝土组成的巷道，可使每米巷道的刚才消耗量降低40100kg，劳动力消耗比拱形支架减少60%，缩小巷道断面，从而加快巷道掘进速度。5 准备方式带区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1带区位置考虑到缩短建井工期，尽快使矿井投产，本矿井设计首采带区（东一带区）位于井田东翼，距离工业广场近，大巷掘进的同时就可以同时进行带区的巷道布置。5.1.2带区煤层特征带区所采煤层为13-1#煤层，其煤层特征：黑色，沥青光泽，暗煤，粒状、条带状结构，条痕呈黑褐色，硬度f=2.3，内生裂隙发育，多充填黄铁矿或钙质膜；断口参差状、阶梯状，少见贝壳状。煤厚0.776.43m，平均厚4.00m，可采区一般煤厚3.44.5m，结构简单，倾角平均为25，煤的容重1.4 t/m3。瓦斯含量为0.0515.21m3/t，平均瓦斯含量为10.34m3/t，首采块段13-1#煤层瓦斯含量为0.0513.94 m3/t，该带区属于高瓦斯带区，具有煤与瓦斯突出危险性。13-1#煤层属于有煤尘爆炸危险性煤层，且为容易自然自燃煤层。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况煤层顶、底板以泥岩为主，少数为砂质泥岩、粉、细砂岩，呈灰白色，致密性脆，中粒结构，石英长石为主，泥钙质胶结，分选良好。煤层顶底板砂岩两极厚度2.2525.75m，平均厚度10.70m。5.1.4水文地质本井田新生界下部含水层、二叠系砂岩裂隙含水层和石炭系太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（组）对井下开采影响较大。但因新生界下部含水层(组)与可采煤层露头接触很少或不接触，本区在留设防水(砂)煤柱条件下，为间接充水含水层，而3#煤层分布范围较小，不做开采煤层，正常情况下不会发生煤层底板突水。矿井的正常涌水量为267m3/h，最大涌水量为387m3/h。5.1.5地质构造带区内地质构造简单，煤层倾角平均35。带区中部有两条大断层、逆断层，从北到南贯穿整个井田，落差在010 m，倾角为6570。5.1.6地表情况带区内对应地面有少数几个的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，所以采取全部搬迁措施，井田内部无河流，只在井田边界有少数河流。5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1带区准备方式的确定带区准备方式的优点：巷道布置系统简单，巷道掘进工程量少，运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度可以保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果明显。5.2.2带区巷道布置（1）区段要素首采带区位于井田东翼，大巷的北侧，走向长度平均1399m，倾向长度平均1295m。带区划分为5个分带。工作面长160m，两条回采巷道共10m宽，回采巷道间不留煤柱，每个分带宽170m。（2）带区瓦斯防治因本矿井所开采的13-1#煤层为煤与瓦斯突出煤层，根据煤矿安全规程要求需设置专用瓦斯抽排巷，本矿井设计采用预掘底板瓦斯抽排巷掩护分带斜巷掘进的方式，并预抽采13-1#煤层的瓦斯。（3）带区回采巷道布置及通风方式为了提高工作面回采率，防止煤层自然发火，回采工作面运输、轨道斜巷均采用无煤柱护巷布置方式。本设计13-1#煤层按沿空留巷方式布置斜巷，采取“Y”型通风方式，即工作面运输、轨道分带斜巷均进新鲜风流，可防止工作面上隅角积聚瓦斯及保证足够的风量，污风流由沿空留下的巷道经底板瓦斯抽排巷由回风大巷排出。（3）开采顺序首采带区为东一带区，然后依次采东三、东五、东七带区，东一、东三带区由、逆断层划分，东五、东七带区间留带区煤柱15m。（5）带区运输带区内各分带的运输斜巷铺设B=1200mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，辅助运输采用矿车运输，矿车经轨道运输大巷由蓄电池电机车运到辅助运输斜巷，然后由无极绳绞车运至工作面。5.2.3带区生产系统（1）运煤系统工作面分带运输斜巷带区煤仓胶带机运输大巷井底煤仓主井地面运煤系统路线图如图5-2-1所示。（2）辅助运输系统地面副井井底车场轨道大巷带区下部车场分带轨道斜巷工作面。辅助运输系统路线图如图5-2-1所示（3）通风系统13101工作面的风流路线为：副井井底车场轨道大巷带区行人运料斜巷（胶带大巷）分带轨道斜巷（分带运输斜巷）工作面分带运输斜巷（采空区留巷部分）分带运输斜巷底板瓦斯抽排巷回风大巷东翼风井通风系统路线图如图5-2-1所示。（4）排矸系统矿井投产后，产生的矸石大部分为瓦斯抽排巷掘进出矸，矸石由矿车经轨回联巷运至轨道大巷后，再由电机车牵引至井底车场，并由副井提出地面。（5）工作面供电系统地面变电站副井中央变电所轨道大巷分带运输斜巷工作面。（6）排水系统工作面分带运输斜巷轨道大巷井底水仓副井地面。1-运输大巷 2-轨道大巷 3-回风大巷 4-分带轨道斜巷 5-分带运输斜巷 6、7-瓦斯抽排巷 8-带区煤仓 9-进风行人斜巷 11-带区下部车场 12-绞车房图5-2-1带区生产系统图1855.2.4带区生产能力及采出率（1）带区生产能力本矿井设计生产能力为0.9Mt/a，采用大采高一次采全高工艺，由于大采高产量大，因此，布置一个采面完全可以满足矿井的产量。以首采工作面为例计算：工作面生产能力计算工作面长度160m，煤层厚度4.0m，采煤机截深0.8m，工作面工作制度采用“三八”工作制，即两班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.8m，往返一次割两刀，即两个循环，每班2个循环，每日共进行4个循环。设计割煤高度4.0m，每年生产330天。工作面生产能力按下式计算： （5-1）式中： A0工作面采煤机生产能力，Mt/a；H采煤机割煤高度，4.0m；煤层容重，1.4t/m3；L工作面长度，160m；a采煤机截深，0.8m；n工作面昼夜进刀次数，取4次；C工作面回采率，厚煤层取0.95。把数据带入式5-1得： 带区生产能力计算带区生产能力按下式计算： （5-2）式中：A带区生产能力，Mt/a；K1工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，因此取1；K2带区内掘进出煤系数，取1.1；A0工作面日生产能力，1.73Mt/a。把数据带入公式5-2得：矿井设计井型为0.9 Mt/a，首采带区生产能力为0.99 Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。（2）带区采出率带区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤，工艺损失，端头损失，保护煤柱损失等，因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。带区实际采出煤量与带区工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量100%东一带区工业储量为：9.2Mt东一带区实际采出煤量为8.33Mt：则：带区采出率=8.33/9.2100%=90.43%根据煤炭工业设计规范规定：带区采出率：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。设计首采带区采出率为0.90，符合煤炭工业设计规范规定。5.3带区车场选型计算5.3.1带区车场的形式本设计带区煤层运料平巷通过带区下部车场与轨道大巷相连接，除了带区下部车场，带区内没有其它车场。带区下部车场采用顺向平车场，如图5-3-1所示，通过提升绞车提升，绞车房独立通风，并设置风窗调节风量；分带轨道斜巷内采用无极绳绞车牵引矿车进行辅助运输。1-带区下部车场 2-绞车房 3-轨道大巷 4-绞车房回风巷 图5-3-1 带区下部车场布置图5.3.2带区车场的调车方式装满设备和材料的矿车或材料车由电机车牵引从轨道大巷进入带区车场。在带区车场下部停车线上，矿车与电机车脱钩，矿车和材料车通过提升绞车提至平车场的平台摘钩，然后沿着矿车行进方向进入带区轨道平巷。5.3.3带区主要硐室布置（1）分带煤仓根据采矿工程设计手册关于带区煤仓容量的计算，煤仓容量为输送机0.5 h的运量。本带区分带运输斜巷和胶带机运输大巷有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土砌碹支护，壁厚300mm，其容量为： （5-3）式中：Q煤仓容量，t；Q0防空仓漏风留煤量，取10 t；L割煤机半小时运行距离，120 m；M煤层厚度，4.0 m；B进刀深度，0.8 m；煤的容重，1.4 t/m3；C0工作面的采出率，0.93。Q=10+1204.00.81.40.93=509.97t煤仓的断面半径：所以带区煤仓断面直径取5 m，煤仓高度20 m，容量538.00 t。（2）绞车房绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.02.5 m，本矿取2.5 m；二是通风巷道，宽度一般为1.22.5 m，本矿取2.0 m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为34.5 m，本矿取4 m。（3）带区变电所井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，故首采带区不布置带区变电所。6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1 带区煤层特征及地质条件带区所采煤层为13-1#煤层，其煤层特征：黑色，沥青光泽，暗煤。粒状、条带状结构，条痕呈黑褐色，硬度f=2.3，内生裂隙发育，多充填黄铁矿或钙质膜；断口参差状、阶梯状，少见贝壳状。煤厚0.776.43m，平均厚4.00m，可采区一般煤厚3.45.0m，结构简单，倾角平均为35，煤的容重1.4 t/m3。瓦斯含量为0.0515.21m3/t，平均瓦斯含量为10.34m3/t，首采块段13-1#煤层瓦斯含量为0.0513.94 m3/t，该带区属于高瓦斯带区，具有煤与瓦斯突出危险性。13-1#煤层属于有煤尘爆炸危险性煤层，且为容易自然自燃煤层。矿井的正常涌水量为267m3/h，最大涌水量为387m3/h。带区内地质构造简单，煤层倾角平均25。带区中部有两条大断层ZF3、ZF4逆断层，从北到南贯穿整个井田，落差在010m，倾角为6570。6.1.2确定采煤工艺方式根据带区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：（1）分层综采工艺优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.03.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到9397%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。（2）放顶煤工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；缺点：煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸石界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大 。（3）一次采全高工艺优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易偏帮，支架易倾斜、滑倒；采高固定，适应条件单一。比较上述3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步选择放顶煤开采工艺或一次采全高工艺，又因为本矿井煤质较硬，瓦斯较大，放煤比较困难，且放顶煤工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚为4.0 m，赋存稳定，因此选择一次采全高较合理。6.1.3回采工作面参数影响工作面长度的因素有设备、煤层地质条件、瓦斯涌出量及生产技术管理的难度等。设备是影响工作面长度的主要因素之一。我国生产的工作面刮板输送机大都按150220m的铺设长度设计的。另外，煤层地质条件是影响工作面长度的又一重要因素，地质构造、煤层厚度、倾角、顶板条件都会影响工作面长度的选择。从高产高效、一井一面、集中生产的综采发展趋势要求出发，增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，运输巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术先进、性能优良、可靠性高，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综采优势。根据前面开拓、准备的巷道布置，采用带区式布置工作面，回采工作面沿走向布置，沿倾斜推进；工作面长度平均为160m，分带长平均为1500 m；煤厚4.0 m。分带运输斜巷尺寸（宽高）为5000mm3000mm，分带运输斜巷尺寸（宽高）为5000mm3000mm。工作面配套设备见表6-1-1：表6-1-1 工作面配套设备序号项目设备型号备注1采煤机MXA-300/4.5W选用一次采全高成套设备2液压支架ZZ5600/23/473刮板输送机SGZ-830/5006.1.4回采工作面采煤机、刮板输送机选型按照厚煤层0.9Mt产量的要求，工作制度为330d/a，按每天两班生产一班检修计算，则采煤工作面生产能力约为2727.3t/d，工作面采煤机开机率按60%，采煤机功率按美国开机硬煤估算功率经验值0.5kWh/t，则：工作面小时生产能力为：Q=2727.3/(1660%)=284.4t/h （6-1）采煤机功率为：N=473.480.5=142.05kW （6-2）工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入刮板输送机。结合矿上实际使用情况，工作面选用西安煤矿机械厂生产的MXA-300/4.5W无链液压双牵引采煤机，详细技术特征见表6-1-2：表6-1-2 采煤机技术特征项 目单 位数 目型 号MXA-300/4.5W制造厂家西安煤矿机械厂 采 高m2.24.5截 深m0.8滚筒直径m2.0滚筒中心距m10.326截割功率kW300牵引方式电牵引牵引速度m/min08.50牵引功率kW290机面高度m1.905卧底量m0.185控顶距m2.342工作面刮板输送机选型需满足三个方面的要求，即运输能力与采煤机生产能力相适应；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；运输机长度与工作面长度相一致。采煤机生产能力为:Q=60vMB （6-3）式中：Q采煤机小时割煤量，t/hv采煤机牵引速度，取4 m/minM煤层厚度，取4mB截深，取0.8m煤的体积质量，1.4t/m3有效截割系数，取0.9Q=60440.81.40.9=967.68t根据环节生产能力配套并考虑一定的富裕系数，工作面可弯曲刮板输送机的额定运量应达到1000t/h。采用张家口煤矿机械厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。采用双向割煤工艺方式，即采煤机往返一次为两个循环。刮板输送机参数见表6-1-3:表6-1-3 刮板输送机技术特征项 目单 位数 目型 号SGZ-830/500制造厂家张家口煤矿机械厂主机质量t550生产能力t/h1000运输机长度m200电压等级V1140总装机功率kW1400链速m/s1.21中部槽尺寸mm17561332353进刀方式：采用不留三角煤端部斜切进刀。进刀方法：（1）采煤机割煤至端头后，前滚筒降下割底煤，后滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；（2）采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到一个截深后停机；（3）将支架拉过并顺序移刮板输送机至端头后调换前后滚筒位置向端头割煤；（4）割完三角煤后，再次调换前后滚筒位置，向直线端割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾）、移溜。机组进刀总长度控制在50 m左右，进刀方式如图6-1-1所示。图6-1-1 采煤机斜切进刀示意图6.1.5采煤工作面支护方式（1）支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用北京煤机厂生产的支撑掩护支架及其相配套的端头支架。非留巷巷道端头支护方式采用端头支架和单体柱联合支护，留巷巷道的端头支护采用单体柱支护，从工作面机头到机尾分别布置端头架3架，中间架140架，共计143架，采用支架技术特征见表6-1-4。表6-1-4 液压支架技术特征项目单位数目型 号ZZ5600/23/47型 式支撑掩护式支撑高度m2.34.7支架宽度m1.411.59中心距m1.5初撑力kN5000工作阻力kN5600支护强度MPa0.98泵站压力MPa31.5支架重量t19.5供液泵压 MPa31.5支架最大长度m6.1制造厂家北京煤机厂表6-1-5 乳化液泵站技术特征项 目单 位技术 特征型 号RB125/31.5流量L/min125柱塞数量个3电动机功率kW75电压等级V1140质量kg1440泵总成尺寸mmmmmm2088810875储液箱L1000表6-1-6 喷雾及冷却泵技术特征项 目单 位技术 特征型 号WPZ320/6.3流量L/min320压力Mpa6.3电动机功率kW45转速r/min1470质量kg1800外形尺寸mmmmmm2500890958（2）支架高度的确定及支护强度的验算最大高度： （6-4）式中：支架最大支护高度，m；煤层最大采高，m；伪顶或浮煤冒落厚度，m。=4.5+0.2=4.7m最小高度： （6-5）式中：支架最小支护高度，m；hmin煤层最小采高，m；顶板最大下沉量，取200 mm；a支架移架所需最小下降量，取50 mm。b浮煤厚度，取50 mm。支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力F应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度P按工作面最大采高的48倍进行计算，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。本矿井顶板周期来压情况未知，为保险起见故可以取最大采高8倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算：P=(48)9.8Mcos10-3 （6-6）式中：M工作面最大采高，取4.5 m；顶板岩石体积质量，取2.7t/m3；煤层倾角，=5；则：P=(48)9.84.52.7cos510-3=0.474MPP=0.474MP0.9880%=0.784MP经演算，P不大于支架额定支护强度的80%，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由RB125/31.5乳化液泵提供，乳化液泵压力设计为31.5MPa。（3）顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。（4）移架及推移刮板输送机方式液压支架移架方式及刮板输送机推移方式有多种：支架可实现的四种移架方式：邻架自动顺序移架；成组顺序移架；采煤机和支架联动移架；手动移架。工作面可实现的四种推移刮板输送机方式：双向邻架推移；双向成组推移；采煤机割煤后自动拉架并推移；手动推移。主采煤层顶底板较稳定，条件较好，为了提高移架速度，采用成组顺序式移架，每3架支架分为一组，组内联动，整体移架，组间顺序前移；推移刮板输送机采用双向成组推移，每组设置为12架。拉架滞后底滚筒35架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架（滞后上滚筒35架），以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架并打出护帮板。6.1.6端头支护及超前支护方式（1）端头支架支护及要求端头是工作面与斜巷的交接处，跨度大，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于维护。上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头液压支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为转载机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。因此本设计端头支护采用ZT7500/18/36型中置式端头支架。其技术特征见表6-1-7。表6-1-7 端头支架主要技术特征见表项目单位规格型号ZT7500/18/36工作阻力kN72307500初撑力kN53806030最小支撑高度m1.8最大支撑高度m3.6支护强度MPa0.430.55中心距m1.5底板比压MPa0.720.8重量t21.35（2）超前支护工作面采用FLZ3820/110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。分带轨道斜巷的超前支护从煤壁线向外30 m超前支护，柱距800mm。分带运输斜巷的超前支护从煤壁线向外30 m超前支护，柱距800mm。机尾上隅角通风需要在机尾打木垛留通风通道，木垛紧靠支架，木垛距离不超过3m，木垛必须用 柱帽、木楔背紧。当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为800mm的戴帽点柱（用单体柱）。（3）超前支护管理超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。超前支护处满足高不低于1.8 m，宽不低于0.8 m的安全出口和运送物料通道。当机组行至工作面两头距巷道15 m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0 m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收，备品备件码放必须放在工作面70 m以外。6.1.7各工艺过程注意事项（1）割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1 m，最突出部分不超过150 mm；长度在1 m以下，最突出部分不超过200 mm），无马棚、顶底板平直，如无特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50 mm。机头、机尾各10 m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。（2）移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100 mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350550 mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。（3）推移刮板输送机要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头、机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.8 m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移刮板输送机困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。（4）清煤质量标准工作面没有超过100 mm的碳块。清煤工必须滞后移刮板输送机10架支架，距采煤机大于50 m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。（5）对工作面端头架支护的管理工作面机头采用单体柱支护，机尾采用3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20 m段是压力集中区，特制订以下管理措施。端头支架必须达到初撑力。端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。（6）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8 m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。（7）提高块率、保证煤质的措施在各转载点落煤处加设缓冲装置。在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在4m/min左右。破碎机锤头高度保持在150200 mm之间。机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。停机时及时停水，若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。在分带运输斜巷皮带机头处加设除铁器。各级运输机司机严格把关，禁止杂物（板皮、木料）进入运煤系统。（8）顶板维护及矿压观测措施工作面及区段巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面40 m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。6.1.8采煤工作面正规循环作业（1）劳动组织形式劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、推移刮板输送机、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为一次采全高，设计采高为4.0 m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10 m随巷道顶底板平缓过渡。循环进尺0.8 m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作业（两班生产，一班检修），均执行现场交接班制，每班有效工时为8h。循环方式为生产班每班进3个循环，检修班进一个循环，日进6个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备表见表6-1-8。表6-1-8 劳动组织配备表序号项 目班 次定 员生产一班生产二班检 修 班1班 长33392采 煤 机 司 机22263移 架 工22264刮板输送机司机11135转 载 机 司 机11136泵 站 司 机11137皮带输送机司机33398端 头 维 护 工334109验 收 员111310清 煤 工221511电 工115712看 电 缆 工111313库 工-3314机 动 人 员333915合 计24243379（2）技术经济指标循环产量按下列公式计算： （6-7）式中：Q割一刀煤产量，t L工作面倾斜长度，m；S循环进尺，0.8m；M工作面中段采高，4.0 m；煤的容重，1.4 t/m3；C工作面可采范围内回采率，93。则：循环产量：t吨煤成本根据矿上实际数据取为220元/t，工作面主要技术经济指标见表6-1-9。表6-1-9 工作面主要技术经济指标序号项目单位数量1工作面走向长度m1602工作面倾斜长度m14003工作面倾角34采 高m4.05煤的容重t/m31.46循环进尺m0.807循环产量t716.88日循环数个49日产量t2867.210坑木消耗m3/万t111乳化液消耗kg/万t50012回采工效t/工36.313回采率%9314吨煤成本元/t22015月推进度m966.2 13101首采工作面回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式（1）布置方式工作面相对瓦斯涌出量10.94 m3/t，生产能力为0.9Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用“Y”型通风方式。工作面回采巷道布置方式为两进一回，分带运输斜巷布置带式输送机，运煤兼进风，分带轨道斜巷布置轨道，辅助运输兼进风，采空区留巷段用作回风段。采用连续采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。（2）煤柱尺寸分带斜巷采用沿空留巷方式，掘进时单巷掘进，分带之间无需留设煤柱，带区两侧之间留设15m的带区边界保护煤柱。6.2.2回采巷道参数1）分带斜巷巷道参数分带运输、轨道斜巷断面尺寸均为5.0m3.0m，矩形断面。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，胶带机巷布置1100 mm宽的胶带运煤，轨道斜巷布置排水管路，运输斜巷布置动力电缆。2）分带轨道斜巷支护方式（1）顶板锚杆规格和数量：规格22-M24-2800 mm，共7根，间排距750800 mm。钢带：M5型钢带，长4.8 m。网：8#铁丝网，规格为52001000 mm，网的搭接部分应全部压在钢带下方，并用12铁丝按150 mm间隔有效连接。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成30。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2750mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于120 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（2）顶板锚索梁规格和数量：规格21.8-6300 mm，布置成“2-0-2”形式，排距1600 mm，紧跟迎头施工，如图6-2-1所示。钢带：16#槽钢，长2.4m，两孔，孔中心距2.0m。锚索角度：垂直岩面施工。螺母及垫圈：OVM锚具。托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格14010015mm。药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端），另三支为Z2360。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2875mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深6000mm。预紧及锚固力：预紧力80100kN，锚固力不低于200kN。（3）帮部锚杆规格和数量：规格22-M24-2500mm，共5根，间排距650800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。钢带：M4型钢带，长2.8m。网：8#铁丝网支护，规格为32001000mm，网的搭接部分应全部压在钢带下方，并用12铁丝按150mm间隔有效连接。锚杆角度：靠近巷帮的帮部锚杆安设角度为与水平线成30。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于80 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（4）个别地段根据需要可增设预警点柱。（5）巷道帮顶肩角处锚杆适当垂直煤岩面，也可带一定角度。帮顶锚杆扭矩不低于300Nm，机具扭矩不足时采用滞后二次加扭。（6）严格控制锚杆排距，确保锚杆排距不得超过850mm。图6-2-1 分带轨道斜巷巷道断面支护参数图3）分带运输斜巷支护方式（1）顶板锚杆规格和数量：规格22-M24-2800mm，共7根，间排距750800mm。钢带：M5型钢带，长4.8m。网：6mm钢筋网与钢塑网双层网联合支护，钢筋网规格为26001000mm（两块），钢塑网的规格为54001000mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成30。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2750mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于120 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（2）顶板锚索梁规格和数量：规格21.8-6300mm，迎头布置成“3-0-3”形式，排距800mm，如图4-1所示；在迎头后根据矿压观测，及时补充施工锚索，使每3排锚杆布置锚索数量达到14套，即呈“5-4-5”布置，具体见支护参数图6-2-2所示。20#槽钢，长1.8m、2.8m和3.4m三种。1.8m布置2孔，孔中心距1.4m；2.8m布置3孔，孔中心距1.2m，3.4m布置4孔，孔中心距1.0m。锚索角度：垂直岩面施工。螺母及垫圈：OVM锚具。托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格14010015mm。药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端），另三支为Z2360。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2875mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深6000mm。预紧及锚固力：预紧力80100kN，锚固力不低于200kN。（3）高帮（非回采侧帮）锚杆规格和数量：规格22-M24-2500mm，共5根，间排距650800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。钢带：M4型钢带，长2.6m。网：6mm钢筋网与钢塑网双层网联合支护，钢筋网规格为26001000mm，钢塑网的规格为28001000mm。锚杆角度：垂直帮部施工。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于80 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（4）高帮（非回采侧帮）锚索梁规格和数量：规格21.8- 5300mm，距离底板0.8m、1.5m高度各布置一套沿巷道走向锚索梁，排距800mm，锚索梁在迎头后根据矿压观测，及时补充施工，最终形成如图6-3所示；20#槽钢，长2.4m，孔中心距2.0m。锚索角度：垂直岩面施工。螺母及垫圈：OVM锚具。托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格14010015mm。药卷：采用三支树脂药卷，规格为Z2360。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2275mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深5000mm。预紧及锚固力：预紧力80100kN，锚固力不低于200kN。（5）低帮（回采侧帮）锚杆规格和数量：规格22-M24-2500mm，共5根，间排距650800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。钢带：M4型钢带，长2.6m。网：8#铁丝网，规格为28001000mm。锚杆角度：垂直帮部施工。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于80 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。图6-2-2 分带运输7 井下运输7.1概述7.1.1井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据见表7-1-1：表7-1-1 井下运输设计的原始条件和数据序 号项 目单 位数 量备 注1设计生产能力Mt/a2.4瓦斯涌出量为相对值2工 作 制 度“三八”制3日净提升时间h164年 工 作 日d3305煤层平均厚度m4.56煤层平均倾角47煤 的 容 重t/m31.378瓦 斯 涌 出 量m3/t10.949矿井瓦斯等级高10煤 尘 爆 炸 性有煤尘爆炸危险性7.1.2运输距离和货载量分带斜巷平均运距1300 m，大巷运距2123 m，故从工作面到井底车场的最大运距为3323 m。首采带区内布置一个工作面、一个掘进面即可保产，设计大采高工作面日产量2666.48t/d，掘进面日产量518.7t/d，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，其运量见表7-1-2。表7-1-2 带区辅助运输量序 号项 目单 位数 量备 注1运 送 人 员人/班均取平均值2材料、设备正 常 生 产t/班52工作面安装、搬家t/d1043工作面支架安 装架/d12搬 迁214工作面设备安 装t/d110搬 家220 7.1.3矿井运输系统1）运输方式运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜近水平煤层，且运输距离较远，故分带斜巷、大巷采用带式输送机运煤，分带工作面采用连续刮板输送机运煤。辅助运输：轨道大巷采用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄电池电机车牵引矿车运输。矿车选用MG1.9-9B型1.5吨固定箱式矿车，工作面辅助运输采用无极绳绞车牵引1.5t固定箱式矿车、5t材料车、1.5t平板车运输材料及设备。2）运输系统井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统。（1）运煤系统分带采煤工作面分带运输斜巷分带煤仓运输大巷井底煤仓主井地面掘进工作面分带运输斜巷分带煤仓运输大巷井底煤仓主井地面（2）行人、运料系统地面副井井底车场轨道大巷带区行人运料斜巷带区轨道集中平巷分带轨道斜巷工作面（3）排矸系统矿井投产后，产生的矸石大部分为瓦斯抽排巷掘进出矸，矸石由矿车经轨回联巷运至轨道大巷后，再由电机车牵引至井底车场，并由副井提出地面。7.2带区运输设备选择7.2.1设备选型原则1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出现输送机轨道输送机轨道的情况；4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2带区设备的选型（1）采煤工作面选用西安煤矿机械厂生产的MXA-300/4.5W无链液压双牵引采煤机，张家口煤矿机械厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。（2）带区运煤设备根据带区运输设备配套原则选择分带运输斜巷配套设备如下：转载机SZB-830/180，破碎机PCM132，输送机选用SSJ1200/3200M带式输送机带式输送机。技术特征见表7-2-1，表7-2-2，表7-2-3。表7-2-1 转载机技术特征项 目单 位技术特征型 号SZB-830/180生产能力t/h1200出厂长度m37.7总装机功率kW290电压等级V1140链速m/s1.45有效搭接长度m12.4爬坡长度 m7.4爬坡角度10中部槽尺寸长mm1500宽mm830高mm222表7-2-2 破碎机技术项 目单 位技术 特征型 号PCM132通过能力t/h1200破碎能力t/h1200整机重量t14.8电动机功率kW132结构特点锤式外形尺寸mmmmmm456020951742最大出料块度mm300生产厂张家口煤机厂表7-2-3 SSJ1200/3200M带式输送机主要技术特征表项 目单 位技术 特征型 号SSJ生产能力t/h1200运距m1500皮带宽度mm1200电压等级V1140功率kW3200带 速m/s3.15（3）带区辅助运输设备本带区的煤层倾角较小，因此提升时采用JW1600/80无极绳绞车牵引1.5t固定式矿车、5t材料车、5t平板车运输。各设备技术特征如下：表7-2-4 JW1600/80无极绳绞车主要技术特征表项目单位技术特征型号JW1600/80载荷钢丝绳最大静张力kN60两钢丝绳最大张力差kN50绳速m/s0.751滚筒直径mm1600钢丝绳直径mm28电动机机型号YB280M6功率kW55/75电压V380/660外形尺寸mm348517201672表7-2-5 井下运输车辆主要技术特征表名 称型 号载重量/t外型尺寸长宽高轨距/mm轴距/mm自重/kg数量/辆矿车MG1.7-9B1.52400105011509007509741000材料车MLC5-95210011501300900600790200平板车MPC5521001150480900600780507.2.3带区运输能力验算（1）运煤能力验算对矿井年产量（AB=90万t/a），按各环节通过能力进行验算，AB应由必要的运输设备运输能力来保证，即： （7-1）式中：An各运输环节运输能力，t/h；K产量不均衡系数，取1.2；T日工作时间，取16小时；运输设备正常工作系数，取0.8；则：通过验算，各运输环节的运输设备均满足要求。（2）带区辅助运输能力验算带区车场设计一次提升的矿车为8个。根据矿车连接器强度进行验算： （7-2） （7-3）式中:W矿车与轨道间的摩擦系数；F矿车运行阻力，N；g重力加速度，m/s2；K车轮与轨道间的滚动摩擦因数，K=0.50.6；u车轮轴承的摩擦因数；d车轮的轴径，mm；D车轮直径，mm；Z一次能提升的最大矿车数，个。因为811，故一次提升8个矿车满足要求。7.3大巷运输设备选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用XK8-9/120-1A型蓄电池电机车牵引矿车进行辅助运输，在运输大巷内采用DX-1200/42000型带式输送机运输煤炭，其主要技术特征如下：表7-3-1 XK8-9/120-1A型电机车主要技术特征表 项 目单位技术特征型 号XK8-9/120-1A粘着质量t8轨 距mm900最小曲率半径m7连接器距轨面高mmmm320；430固定轴距mm1100主动轮直径mm680机械传动装置传动比6.92外型尺寸mm450013601550制动方式机械牵引力小时制kN11.172长时制kN2.94速度小时制km/h6.8长时制km/h12.4最 大km/h25牵引电动机型 号ZQ11B额定电压V120小时制功率kw11长时制功率kw4.3台 数台2小时制电流A112长时制电流A44表7-3-2 DX-1200/42000带式输送机主要技术特征表项 目单位技术特征型 号DX-1200/4200输送能力t/h1400带 速m/s3.15带 宽mm1200适应倾角4电动机功率kW4200型号YBKYS-2000转速r/min1478电压V660/11408 矿井提升8.1矿井提升概述本矿井设计井型为0.9Mt/a，服务年限为52.5a。本矿井采用立井单水平开拓方式，水平标高为-880m，矿井工作制度为“三八”制，两班采煤一班检修，每天净提升时间为16h，矿井设计年工作日为330天。主井井筒内布置一对8t多绳箕斗，用于煤炭提升，并兼进部分风，副井井筒内布置一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼；一个带平衡锤的加宽双层四车罐笼提升。8.2主井提升矿井设计生产能力为0.9 Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主井双箕斗提升至地面，装备16 t侧卸式箕斗，地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKM-2.5/6（），提升能力为600 t/h。具体参数见下表。表8-1 箕斗技术参数项 目单 位数 目备 注型 号-JDG16/1504Y淮南煤矿机械厂名义载重t16有效容积317.6最大终端载荷kN600尾绳悬挂装置最大允许载荷kN300最大提升高度1000箕斗自重t17.88.2.2提升机表8-2 多绳摩擦式提升机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号JKM-2.5/6（）洛阳矿山机械厂主导轮直径3.5导向轮直径3纲丝绳最大静张力kN800最大静张力差kN230有导向轮直径35数 量条4间 距250最大提升速度/s14外形尺寸(长宽高)69.538.2.3钢丝绳技术特征多绳摩擦提升机所用钢丝绳技术特征见表8-2-3：表8-3 钢丝绳技术特征表项 目单 位数 目型 号绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳Mm35钢丝中 心2.6第一层2.5第二层大2.6小1.9钢丝绳总断面积/mm2501.52参考重力N /100m4664钢丝绳公称抗拉强度/Nmm-21550钢丝破断拉力总和（不小于）/N702000安全系数8.38.2.4提升能力验算矿井设计日产量为2968.6 t，设计净提升时间为16 h,平均每小时提升量为185.6 t，小于主井箕斗提升能力。设计放顶煤回采工作面和两个掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为321.21 t/h，主井提升能力为600 t/h,两者之差为278.79 t/h，在主井井底设置一垂直圆断面井底煤仓，煤仓直径为7.0 m，有效装煤高度为21 m，容量为600 t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主井提升可以满足瞬时最大出煤的运输任务。8.3副井提升选择宽罐笼型号为GDG1.5/9/2/4K，窄罐笼型号为GDG1.5/9/2/4，采用落地式多绳摩擦提升机型号为JKM-2.254（II）A，罐笼、提升机和钢丝绳等具体参数如下：表8-2-5 罐笼技术特征表罐笼型号GDG1.5/9/2/4KGDG1.5/9/2/4乘人面积/m215.211.6乘人数8464罐笼总载重/t14.6814.68罐体自重/t11.8810.93最大终端载荷/kN570570罐笼长和宽AB/mm5290167452901274钢罐道C/mm51005100组合钢罐道宽度/mm180180编制单位南京院表8-2-6 主提升机特征使用井筒提升机形式型号最大张力/t功率/kW电力形式最大提速/ ms-1产地副井落地摩擦轮441721250交-交10德国表8-2-7 副井提升钢丝绳参数主绳尾绳型号三角股镀锌8419-17828直径/mm4217828单位重量/kgm-17.515.05抗拉强度/Nmm-216701372每根绳总破断力/kN1289-根数42安全系数大件10.31-矸石物料11.63-人员14.92-9 矿井通风及安全9.1矿井通风系统的选择9.1.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；4）总回风巷不得作为主要行人道；5）工业广场不得受通风机的噪音干扰；6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；8）可以独立通风的矿井，带区尽可能独立通风；9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.1.2矿井通风系统的确定1）通风方式选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-1-1。表 9-1-1 矿井不同通风方式特点通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多。通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。通风路线短，阻力小。缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。建井期限略长，有时初期投资稍大。建井期限略长，有时初期投资稍大。井筒数目多基建费用多。适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重。煤层走向较大（超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井。煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道。结合本矿的实际条件：井田地处平原，埋藏深度大，且东西走向较长（6.9Km），所以不适合用采用中央分列式和分区对角式。若采用中央并列式，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道，但随着带区逐步向两翼，通风阻力不断增大，后期通风困难；再加上本矿井为高瓦斯矿井，中央并列式通风很难满足高瓦斯矿井的通风需要，通风线路较长且较复杂，相对而言两翼对角式通风线路简单，风阻较小，适于本矿井的地质条件。本矿属于高瓦斯矿井，考虑到井田范围广，设计生产能力大，为了后期的安全生产，在本设计第四章开拓方案比较中已经考虑了全矿的通风方式，也作了详细的经济比较，按照开拓设计方案，确定本矿通风方式为：两翼对角式通风，风井具体位置见开拓平面图。2）通风方法通风方法一般根据煤层瓦斯含量高低，煤层埋藏深度和赋存状态，冲击层厚度，煤层自然发火性，小窑塌陷漏风情况、地形条件，以及开拓方式等综合考虑确定。通风方式分为压入式、抽出式、抽压混合式3类，其使用条件和优缺点分析见表9-1-2。表9-1-2 通风方式分类通风方式适用条件及优缺点抽出式是当前通风方式的主要形式，适应性较广泛，尤其对高瓦斯矿井，更有利于对瓦斯的管理，也适用于矿井走向长，开采面积大的矿井优点：1井下风流处于负压状态，当主要通风机因故障停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2漏风量小，通风管理较简单；3与压入式比较，不存在过度到下水平时期通风系统和风量变化的困难；缺点：当地面有小窑塌陷区并和采空区沟通时，抽出式会把小窑积存的有害气体抽到井下使有效风量减少。压入式低瓦斯矿的第一水平，矿井地面比较复杂，高差起伏，无法在高山上设置通风机。总回风巷无法连通或维护困难的条件下优缺点：压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压到地面；进风线路漏风大，管理困难；风阻大、风量调节困难；由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定困难；通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止转动时，风流压力降低，又可能使采空区瓦斯涌出量增加。抽压联合式可产生较大的通风压力，能适应大阻力矿井需要，但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用，只是个别用于老井延伸或改建的低瓦斯矿井。由于该矿井地处平原，井田内煤层赋存稳定，又由于煤的瓦斯相对涌出量为10.94，为了便于管理，通风安全，减少漏风，所以选用抽出式矿井通风方法。9.1.3带区通风系统的确定1）采煤工作面通风系统要求（1）回采工作面要独立通风。（2）风流稳定。在矿井通风系统中，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；当无法避免时，应有保证风流稳定的措施。（3）漏风少。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。（4）会才工作面的调风措施可靠。（5）保证风流畅通。2）采煤工作面通风系统分类采煤工作面通风方式按进、回风巷数目分类见表9-1-3:表9-1-3 采煤工作面通风系统分类通风方式适应条件及优缺点U型通风方式一进一回，在我国使用比较普遍，其优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理，但上隅角瓦斯容易超限，工作面进、回风巷要提前掘进。此种通风方是对了解煤层赋存状况，掌握甲烷、火的发生、发展规律，较为有利。由于巷道均维护在煤体重，因而巷道的漏风率减少，适用于低瓦斯矿井Y型通风方式两进一回，在回采工作面的上、下端各设一条进风巷道，另外在采空区一侧设回风道。优点为：可以很好的解决工作面上隅角瓦斯超限问题，改善了工作环境，提高回收率。E型通风方式两进一回，下两天为进风巷，上面为回风巷。优点：使下回风平巷和下部工作面回风速度降低，抑制煤尘飞扬，降低采空区温度。但是容易引起工作面上隅角瓦斯超限。W型通风方式两进一回，或一进两回。优点：相邻工作面公用一个进或回风巷，减少了巷道的开掘和维护，漏风少，利于防火，在近水平煤层的综采工作面中应用较广。Z型通风方式一进一回，前期掘进巷道工程量小，风流比较稳定，采空区漏风介于U型后退和U型前进式之间，但需要沿空护巷和控制经过踩空区的漏风，其难度较大3）采煤工作面通风系统选定因本工作面的瓦斯涌出量较大，易于在采空区上隅角积聚，为解决此问题，本设计特采用无煤柱沿空留巷煤与瓦斯共采技术，在工作面采用“Y”型通风方式，并将一条分带斜巷保留下用作回风使用。此方法很好的解决工作面上隅角瓦斯超限问题，改善了工作环境，提高回收率，减少了煤巷掘进率。9.2矿井风量计算9.2.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定通风容易时期和通风困难时期的定义：矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。（1）容易时期的采煤方案开采东一带区13101工作面，布置综采一次采全高工作面；准备面13102；煤巷掘进头一个；岩石掘进头一个。（2）困难时期的采煤方案中央十盘区下山开采倒数第二个工作面，同时准备最后一个工作面时为通风最困难时期；此时，煤巷掘进头两个；岩石掘进头一个通风容易时期和通风困难时期的通风系统立体示意图及网络图如图9-2-1、图9-2-2所示。中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第110页图9-2-1 通风容易时期通风系统立体图及网络图图9-2-2 通风困难时期通风系统立体图及网络图中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第120页9.2.2各用风地点的用风量和矿井总用风量1）按井人同时工作人数计算 （9-1）式中：根据矿井人数计算需风量，m3/min；井下同时工作的做多人数；矿井通风系数，包括矿井内部漏风率和配风不均匀等因素，一般可取；已知=400人，=1.25，可得：N=44001.25=2000 m3/min2）按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算： （9-2）式中：采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min ；掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min ； 硐室实际需要风量的总和，m3/min ；矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m3/min；矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式矿井取1.151.2，压入式矿井取1.251.3。（1）采煤实际需要风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算：各个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。按瓦斯涌出量计算： （9-3）式中：按瓦斯涌出量计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均衡的风量系数（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯涌出量的比值），一般取=1.52。总进风量按二氧化碳涌出量的计算可参照瓦斯涌出量的计算方法。已知本矿井13-1#煤层抽采前瓦斯绝对涌出量=58.71m3/min，抽采后瓦斯绝对涌出量=14.68m3/min，=1.5，可得：=1001.514.68=2202m3/min按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表9-2-1的要求：长壁工作面实际需要风量，按下式计算： （9-4）式中：按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面风速，m/s；第i个采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2 。其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。已知=2.4m/s，=13.2m2，可得：=602.413.2=1900.8m3/min表9-2-1 采煤工作面空气与风速对应表采煤工作面空气温度/C采煤工作面风速/ms-1150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5按人数计算实际需要风量；=4 （9-5）式中：按人数计算实际需要风量，m3/min；4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知=79，可得：=479=316m3/min取三者中最大值2202m3/min。按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算0.2560 （9-6）式中：按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min；第i个采煤工作面的平均面积，m2 。按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量；460 （9-7）已知=13.2m2，=2202m3/min，可得：198 m3/min3168 m3/min由风速验算可知，=2202 m3/min符合风速要求。（2）掘进工作面风量计算，应按矿井各个掘进工作面实际需要风量的总和计算：煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算按瓦斯涌出量计算掘进工作面实际需要风量，m3/min；第i个掘进工作面回风流中的瓦斯绝对涌出量，m3/min；第i个掘进工作面的瓦斯绝对涌出不均衡的风量系数（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯涌出量的比值），一般取=1.52。已知本矿井13-1#煤层抽采后掘进面瓦斯绝对涌出量，=1.5，可得：按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （9-8）式中：按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min；4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。可得=240 m3/min由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=825 m3/min按风速进行验算岩巷掘进工作面的风量应满足：煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：式中掘进工作面巷道过风断面积，取15m2。则：岩巷掘进工作面的风量应满足：1353600煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：2253600由风速验算可知，=825 m3/min，满足风速要求。（3）硐室需要风量的计算硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。因为本矿只有火药库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验值取得：大型爆破材料库为100150 m3/min，中小型爆破材料库60100 m3/min，带区绞车房及变电所为6080 m3/min，充电硐室按经验给100200 m3/min。 结合本矿实际，取火药库实际风量为130 m3/min，绞车房实际风量为70 m3/min，变电所实际风量为70 m3/min，充电硐室为150 m3/min。（4）其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算： （9-9）式中：按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min；该巷道瓦斯绝对涌出量，m3/min；该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.21.3；已知=5.5 m3/min，=1.2，可得；=1335.51.2=877.8 m3/min（5）矿井总风量计算矿井总进风量应按采煤、掘进、独立通风硐室及其它地点实际需风量的总和计算。由式9-1可得，通风容易、困难时期矿井总风量计算如下：容易时期：困难时期：两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为5922.27 m3/min，通风困难时期为6871.02 m3/min。9.2.3风量分配及风速验算配风的原则和方法：根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.15就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。1）综采工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的15%：综=22021.15=2532.3 m3/min2）煤巷掘进工作面：掘进=8251.15=948.75 m3/min3）岩石大巷掘进面：Q掘=8251.15=948.75 m3/min4）绞车房和变电所：Q绞=2701.15=161 m3/min5）机车检修、充电硐室：Q充=1501.15=172.5 m3/min6）火药库：Q火=1301.15=149.5 m3/min7）其它巷道：Q其它=877.81.15=1009.47m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。煤矿安全规程规定的煤矿主要巷道允许风速值见表9-2-2，井巷风速验算结果见表9-2-3。表9-2-2 各巷道允许的风速值序号井 巷 名 称允许风速/ms-1最低最高1无提升设备的风井和风硐152升降人员和物料的井筒83主要进、回风巷84运输大巷85输送机巷道，带区进、回风巷0.2566回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254表9-2-3 井巷风速验算表巷道名称通过风量/m3min-1有效断面积/m2巷道风速/ms-1风速验算副井井筒5922.2728.273.498 符合井底车场轨道大巷4510.314.25.298 符合东翼轨道大巷4510.314.25.298 符合进风行人斜巷及联络石门4510.314.25.298 符合带区集中轨道平巷2532.314.22.978 符合分带轨道斜巷2532.3152.816 符合综采工作面220213.22.784 符合分带运输斜巷2532.3152.816 符合底板瓦斯抽排巷2532.3152.816 符合东翼回风大巷5922.2715.76.298 符合东翼风井5922.2719.635.03HA . In this case the measured subsidence is less then the real subsidence (SAm SA) and, as a consequence, must be applied a correction equal to the initial difference level between the point A and the point A (HAA), namely: SA = SAm+ HAA;3）When the point A, having the level HA, is displaced in the point A, having the level HA SA) and, as a consequence, must be applied a correction equal to the initial difference level between the point A and the point A (HAA), namely: SA = SAm - HAA.These adjustments of the measured values are necessary only in the case when the horizontal displacement and (or) the transversal deviation are significant and when the ground surface is inclined.In the case of this monitoring (surveying) station, the maximum measured subsidence is of Wmax = 924mm and the horizontal displacement ranges between the value of U = + 3712mm and U = - 3625mm. The average of maximum subsidence is Wmax = 524mm (the reference value in the case of numerical modelling).Numerical modelling of the subsidence phenomenonModels descriptionTo build the 2D finite element calculus models the CESAR-LCPC finite element code was used. The CESAR software, development of which began in 1981, is the successor of the ROSALIE system developed by the Central Laboratory of Bridges andRoads of Paris, between 1963 and 1983. CESAR is a computational general code, based on the finite element method, addressed to the following areas:structures; soils and rocks mechanics; thermomechanics; hydrogeology. The CESAR-LCPC code, version 4, which involves the Cleo2D processor, completed with the C0 option (linear and non-linear static mechanics & diffusion) was used in this work, to perform the following models.To determine the displacement and the ground surface deformation in the case of Livezeni Mine, where the ground is affected by the three panels, there were made two different models, in the plane strain hypothesis, namely: 1) the model “with mining voids” resulted as a consequence of underground coal mining; 2) the model “with caved zones” (on a height equal to eight times the mined height), due the roof rocks caving in the goaf (Figure 4).The calculus for these two models was performed in two hypotheses: a) in the elastic behaviour of the rock massive and b) in the Mohr-Coulomb elasto-plastic without hardening behaviour. In view of finding the influence degree of every panel on the entire subsidence basin, generated by mining all of these three panels, maintaining the geo-mechanical conditions constant, there were made certain models where the coal layer mining was simulated with every independent panel.In all of the modelling cases, both rocks and coal layer no.3 were supposed to be continuous, homogenous and isotropic and the geo-mechanical characteristics taken into the calculus having the average values (Tab.2).The natural state of stresses was estimatedbeing geostatic, characterized by the vertical stress and horizontal stress (because of the lack of the real values in situ measured).To fit on the models in function of the measured values of the maximum vertical displacements and to correct the rocks and coal characteristics in laboratory obtained (Tab.2) toward the in situ values, the calculus of the models was made successively using the values reduced by 0%, 30%, 50% and 70% (respectively multiplied with a reducing coefficient K = 1; 0.7; 0.5; 0.3 - structural weakness coefficient). Because the numerical models were significantly sensitive only to the modulus of elasticity variation, only the reduction of this parameter was taken into analysis.Figure 4 The finite element model “with caved zones”Modelling achievement2D modelling achievement, in the plane strain hypothesis, for every previous defined model the following steps were necessary: a) establishment of boundaries, interest zones and meshing of the model; b) determination of zones (regions) and computational hypothesis and the geo-mechanical characteristics input; c) boundaries conditions establishment; d) initial conditions and loading conditions establishment; e) achievement ofcalculus and stoking of results.Establishment of boundaries, interest zones and meshing of the modelFor a better precision of the calculus, the models were performed with sizes X=1500m and Y= 690m. Also, the sizes of the interest zone around underground excavations were established so as to involve the model surface where the stress and strain variation is maximum. Model meshing, respectively of every region, was made by triangle finite elements with quadratic interpolation. Respectively, the model meshing was performed with a total number of nodes of 23448 and surface elements of 11661.Determination of regions and computational hypothesis and the geo-mechanical characteristics inputIn order to make a qualitative description of the models, there were taken into consideration 3 regions with various geo-mechanical characteristics, in the case of the models “with mining voids”, respectively 4 regions in the case of the models“with caved zones”, adequate at the roof and floor rocks, coal layer and the caved rocks of the goaf.The rocks characteristics, considered to be homogenous and isotropic, are presented in Table 2, and taken in the calculus in the elastic behavior hypothesis, respectively elasto- plastically without hardening behavior Mohr-Coulomb hypothesis, were reduced successively, taking into account the structural weakness coefficient.The caved rocks of the goaf was considered being a very compressible elastic body, characterized by the elasticity modulus of 5000kN/m2, Poisson ratio of 0.4 and specific density of 1800kg/m3.Boundaries conditions establishmentThe superior side of the model is considered free and the lateral sides, blocked (for the inferior side the vertical displacements v = 0 and the horizontals u 0 and for the lateral sides v 0 i u = 0).Initial conditions and loading conditions establishmentInitial loading conditions of the model were considered as geostatic , corresponding to an average mining depth of H=337m, namely: the vertical geostatic stressesand the horizontal geostatic stresses(where:) The induced stress by the excavation presence was , respectively the stresses variation represented by the horizontal stressand the vertical stressThus, the loading of the modelwas performed in the total stresses:.Achievement of calculus and stoking of resultsThe calculus was made taking 60 iterations per increment and a tolerance of 1% of the results, using for the resolution the initial stress method with non-linear behaviour of geo-mechanical problem. The calculus results were stocked in the graphical form on the model surface (isovalue, vector and tensor representation) and in the predefined sections following the ground surface. The results obtained are corresponding to the subsidence W (mm) and horizontal displacement U(mm).Analysis of the numerical modeling resultsAnalyzing the obtained results from the numerical modeling it is observed that the surface basin has a simple shape, different by report to the real basin, because of their emplacement toward the goaf boundaries. In contrary, in the case of FEM modeling, the profile is situated in the middle part of the subsidence basin.The maximum subsidence and displacements values obtained from the numerical modeling, in elasticity and elasto- plasticity, previous presented, are shown in Table 3.Table 3 Maximum subsidence and displacements obtained from the numerical modelling for individual mining panel and for grouped mining panels From the previous table it could be observed that, there are very small differences between the models computed in elasticity and the same ones in elasto-plasticity behaviour (the rocks having behaviour to the limits between these). The results more appropriate to the in situ measurement are for the “caved zones” models, in elasto-plasticity behaviour, for a structural weakness coefficient of K = 0.5.In Figure 5 are represented the subsidence basins obtained for the models “with caved zones”, in elasto-plasticity (for K=0.5), as result of three panels mining, as well as the subsidence basin generated by the every singular panel and various combinations between them, and the horizontal displacements curves are shown in Figure 6.Figure 5 The subsidence basins obtained from the numerical modelingFigure 6 The horizontal displacement graphics obtained from the numerical modellingThe subsidence basins obtained from the numerical (FEM) modelling on the model “with mining voids” and on the model “with caving zones”, for all that three mining panels, in elasticity and elasto-plasticity, for a structural weakness coefficient of K = 0.5 are presented in the Figure 7 and the horizontal displacement curves in the Figure 8.Figure 7 The subsidence basins obtained from numerical modelling in elasticity and elasto-plasticity rocks behaviorFigure 8 The horizontal displacement graphics obtained from numerical modellingFrom the Figure 7 can be concluded the fact that between the model “with mining voids” and the model “with caved zones” there is a small difference, about of 200mm. Also, between the same type models, computed in elasticity and elasto-plasticity, the difference is very small (negligible).The surface zones affected by the compressions (a), tractions (b) and shears (c), where there could appear the opening phenomenon of the natural fissures or the new ones arising by exceeding the strength limits of the rocks, are shown in the fig. 9. The general state of stresses, developed in the rock massive, represented by the maximum stress (a) and minimum stress (b), under the underground excavations influence, are represented in fig. 10.Figure 9 Compressive stresses (a), tensile stresses (b) and