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含CAD图纸+文档 阳泉三矿1.5 Mta新井设计【含CAD图纸+文档】 阳泉 1.5 Mta 设计 CAD 图纸 文档

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编号： （ ）字 号 本科生毕业设计（论文） 题目： 姓名： 学号： 班级： 二XX年六月 阳泉三矿 1.5 Mt/a 新井设计 底板突水注浆改造技术研究 一般部分专题部分翻译部分目 录 一般部分一般部分 1 矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征 . 1 1.1 矿区概述 . 1 1.1.1 矿区地理位置 . 1 1.1.2 矿区气候条件 . 1 1.1.3 矿区水文条件 . 1 1.2 井田地质特征 . 4 1.2.1 井田地形及勘探程度 . 4 1.2.2 井田煤系地层 . 4 1.2.3 井田地质构造 . 7 1.2.4 井田水文地质特征 . 9 1.3 煤层特征 . 10 1.3.1 煤层埋藏条件 . 10 1.3.2 煤层围岩性质 . 10 1.3.3 煤的特征 . 13 1.3.4 瓦斯、煤尘和煤的自燃 . 14 2 井田境界和储量井田境界和储量 . 18 2.1 井田境界 . 18 2.1.1 井田范围 . 18 2.1.2 开采界限 . 18 2.1.3 井田尺寸 . 18 2.2 矿井工业资源储量 . 18 2.2.1 储量计算基础 . 18 2.2.2 井田地质勘探 . 19 2.2.3 工业储量计算 . 19 2.3 矿井可采储量 . 21 2.3.1 安全煤柱留设原则 . 21 2.3.2 矿井永久保护煤柱损失量 . 21 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 . 23 3.1 矿井工作制度 . 23 3.2 矿井设计生产能力及服务年限 . 23 3.2.1 确定依据 . 23 3.2.2 矿井设计生产能力 . 23 3.2.3 矿井服务年限 . 23 3.2.4 井型校核 . 24 4 井田开拓井田开拓 . 25 4.1 井田开拓的基本问题 . 25 4.1.1 井筒的确定 . 25 4.1.2 工业广场的位置 . 27 4.1.3 开采水平的确定及采盘区划分 . 27 4.1.4 主要开拓巷道 . 27 4.1.5 方案比较 . 28 4.2 矿井基本巷道 . 35 4.2.1 井筒 . 35 4.2.2 井底车场 . 38 4.2.3 矿井主要开拓巷道 . 40 5 准备方式准备方式带区巷道布置带区巷道布置 . 43 5.1 煤层地质特征 . 43 5.1.1 带区位置 . 43 5.1.2 带区煤层特征 . 43 5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况 . 43 5.1.4 水文地质 . 43 5.1.5 地质构造 . 43 5.1.6 地表情况 . 44 5.2 带区巷道布置及生产系统 . 44 5.2.1 带区准备方式的确定 . 44 5.2.2 带区巷道布置 . 44 5.2.3 带区生产系统 . 45 5.2.4 带区内巷道掘进方法 . 49 5.2.5 带区生产能力及采区采出率 . 49 5.3 带区车场选型设计 . 50 6 采煤方法采煤方法 . 51 6.1 采煤工艺方式 . 51 6.1.1 带区煤层特征及地质条件 . 51 6.1.2 确定采煤工艺方式 . 51 6.1.3 回采工作面参数 . 52 6.1.4 采煤工作面破煤、装煤方式 . 53 6.1.5 采煤工作面支护方式 . 56 6.1.6 端头支护及超前支护方式 . 59 6.1.7 各工艺过程注意事项 . 60 6.1.8 回采工作面正规循环作业 . 61 6.2 回采巷道布置 . 63 6.2.1 回采巷道布置方式 . 63 6.2.2 回采工作面支护参数 . 63 7 井下运输井下运输 . 66 7.1 概述 . 66 7.1.1 井下运输原始数据 . 66 7.1.2 井下运输系统 . 66 7.2 煤炭运输方式和设备的选择 . 68 7.2.1 煤炭运输方式的选择 . 68 7.2.2 带区煤炭运输设备选型及验算 . 68 7.2.3 运输大巷设备选择 . 68 7.3 辅助运输方式和设备选择 . 70 7.3.1 辅助运输方式选择 . 70 7.3.2 辅助运输设备选择 . 70 8 矿井提升矿井提升 . 73 8.1 矿井提升概述 . 73 8.2 主副井提升 . 73 8.2.1 主井提升 . 73 8.2.2 副井提升 . 74 9 矿井通风与安全矿井通风与安全 . 76 9.1 矿井概况、开拓方式及开采方法 . 76 9.1.1 矿井地质概况 . 76 9.1.2 开拓方式 . 76 9.1.3 开采方法 . 76 9.1.4 变电所、充电硐室、火药库 . 76 9.1.5 工作制、人数 . 76 9.2 矿井通风系统的确定 . 77 9.2.1 矿井通风系统的基本要求 . 77 9.2.2 矿井通风方式的选择 . 77 9.2.3 矿井主要通风机工作方式的选择 . 77 9.2.4 带区通风系统的要求 . 78 9.2.5 工作面通风方式的选择 . 79 9.3 矿井风量计算 . 80 9.3.1 工作面所需风量的计算 . 80 9.3.2 备用面需风量的计算 . 81 9.3.3 掘进工作面需风量 . 81 9.3.4 硐室需风量 . 83 9.3.5 其它巷道所需风量 . 83 9.3.6 矿井总风量计算 . 83 9.3.7 风量分配 . 83 9.4 矿井通风阻力计算 . 84 9.4.1 容易和困难时期矿井最大阻力路线确定 . 84 9.4.2 矿井通风阻力计算 . 85 9.4.3 矿井通风总阻力 . 90 9.4.4 矿井总风阻和总等积孔计算 . 90 9.5 选择矿井通风设备 . 91 9.5.1 选择主要通风机 . 91 9.5.2 电动机选型 . 94 9.6 防止特殊灾害的安全措施 . 94 9.6.1 瓦斯管理措施 . 94 9.6.2 煤尘的防治 . 95 9.6.3 预防井下火灾的措施 . 95 9.6.4 防水措施 . 95 10 设计矿井基本技术经济指标设计矿井基本技术经济指标 . 96 参考文献参考文献 . 98 专题部分专题部分 底板突水注浆改造技术的研究底板突水注浆改造技术的研究 . 99 参考文献参考文献 . 113 翻译部分翻译部分 英文原文英文原文 . 114 中文译文中文译文 . 123 致致 谢谢 . 130 1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述 1.1.1 矿区地理位置矿区地理位置 阳泉煤业（集团）有限责任公司三矿位于阳泉市西部，行政区划分隶属阳泉市管辖。距阳泉市中心 7.5km，东部以蒙村河为界与四矿井田相邻，西部与新景矿井田相邻，北部与一矿井田相邻。南部以桃河洪水位线为界与二矿井田隔河相望。井田地理坐标为：东经11324121133029，北纬 375221375540。 井田位于太行山北段西侧的刘备山的南麓低中山区。井田地形复杂，沟谷纵横。矿区内地势为西北高、东部及南部低，最高点为井田西北部山顶，海拔 1238.2m，最低点为井田东南部桃河河床，海拔 751.0m，相对高差 487.2m。 本矿区交通便利，发达。石（家庄）太（原）铁路和太（原）阳（泉）公路位于井田南部沿桃河横穿阳泉矿区，石太铁路西至太原与南北同浦铁路接轨，东达石家庄与京广铁路接轨。三矿有铁路专用线在石卜咀编组站与石太铁路接轨。煤炭可运销全国各地。区内的各主要河谷，如芦湖沟、马家坡沟、蒙村沟等均有简易公路通行，交通甚为方便。见交通位置图 1-1。 1.1.2 矿区气候条件矿区气候条件 本区属大陆性半干旱气候，根据阳泉市多年来的气象资料，基本情况如下： 1 降水量:历年平均为 590mm， 最大为 866.4mm （1983 年） 年， 最小为 590.4mm （1972年） 。降雨主要集中在七、八、九三个月，占全年总降水量的 7191%。1961 年的 8 月 23日年降水量高达 261.5mm，为本区最大降水日。 2蒸发量：全年平均 1885.9mm，最大可达 2381.99mm，最小为 1319.1mm。蒸发量为降水量的 34 倍，属于大陆性半干旱气候。 3气温：年平均气温 10.7，一月份最低平均为-4，极端最低气温为-19.1，7 月份最高平均气温 24.3，极端最高气温为-40.2。 4风速流向： 风向冬春多西北风，夏多东南风，秋季多西风。年平均风速 4-17m/s，最大风速 24m/s。 5其它：历年平均绝对气温湿度为 8.9 豪巴，最高可达 23.3 豪巴，最低为 1 豪巴。每年的 11 月地面开始上冻，翌年的 3 月开始解冻。冻土最大可达深度 600mm。 1.1.3 矿区水文条件矿区水文条件 井田属海河流域滹沱河水系，桃河是区内最大的河流，发源于西部的寿阳高原的落摩寺和界石一带，由西往东流经本区南部。流域面积 490km2，全长 76 km。河床坡度平均1%。流量根据阳泉市水文资料，平均为 0.33 m2/s，夏秋季节， 图 1-1 阳泉三矿交通位置图 一般可达 28 m2/s。最大是 1956 年 8 月一次的洪水流量达 2200 m2/s。 区内次一级河谷有芦湖沟、马家坡沟、蒙村河沟等，它们大体为南北向。河流流量均受季节影响。春冬季节水量小，旱季有时干涸，主要水源为沟谷之泉水。夏季水量较大，雨后常至山洪暴发，流量激增。 1蒙村河：位于井田东部边界，发源于北部的刘备山的南麓，由北向南流经本井田东部边界，在赛鱼村汇入桃河。全长 8.2km。流域面积 24km2，最大流量 133 m2/s（1983年 5 月 12 日） 。 2马家坡河：位于井田中部，发源于北部的吴家掌和双窑沟一带，由北往南贯穿井田中部，全长 7.7km，流域面积 16km2，最大流量 38.4 m2/s（1975 年 8 月 11 日） 。3芦湖沟河：位于井田西部，发源于北部的绿烟脑山和石家山一带，由北往南贯穿井田西部，全长 12km，流域面积 23km2，最大流量 2.8 m2/s（1976 年 7 月 26 日） 。本区主要水源的水质特征如下：1深层的奥灰水：东部地区一般水化特点，矿化度一般小于 0.8，总硬度为 1225 ，水温为 1218 ，水质较好可供饮用。但是在矿区的西部，呈中性，总硬度均在 4565之间，碱度多在 4.3 左右，从上述各指标来看，西部地区水的质量较差，只能供生产使用不能进行饮用。2矿坑水的水质：PH 一般在 78 之间，总硬度多在 24 左右，总碱度多在 20 以上。3潜水：由于埋藏浅水的交替条件好，在天然条件下水质较好，合乎饮用标准，但常常受到人为的污染，水质发生变异。本区潜水的一般化学特征，PH 为 7.187.88，总碱度 1146.67 ，以碳酸氢钙型水为主，含铁，锌等多种元素。本区桃河潜水，按水化特征大致可分为两个地段，从旧街官沟口，矿化度较低350mg/L，电导率 360440 微欧姆/厘米，总硬度 9.815 度，属微硬水，水质较好，可作酿造和饮用。官沟口至桃河大桥，矿化度明显增高，为 5501140mg/L，局部已成微碱水，电导率为 8601580 微欧/厘米，总硬度为 20.8 47.2 ，绝大部分属于极硬水，已不易饮用，水型也多样化。构成两段水质差异的主要原因是东段的人为污染。本区污染源分布广泛，污染物种类繁多，排污设施不健全，管理不善，污水不加任何处理就向桃河排泄，加之各单位在桃河滩上盲目打井，如辛兴至蒙村河口，群井林立，其密度高达 15.62 眼每平方公里，严重的造成补给源的不足，含水层的储存量减小，这一切给污水的下渗创造了良好的条件， 致使潜水遭到相当程度的污染， 根据化验， 氨， 氮为 0.59，超标达 35 倍，COD 为 2.00，总硬度 21.29，细菌 70.82，大肠杆菌 13.86，均大大超标。阳泉矿区各厂矿之工业用水及饮用水目前主要的有五个供水水源：1娘子关泉域提水供水水源 ：阳泉市从七五年开始，为解决本市的供水问题，经国务院批准，从娘子关修建提水工程，将娘子关泉域的 1.5m3/s 流量的水，提高标高（水位）自流引入阳泉，供阳泉市区的工业用水和民用水。目前供矿务局生产及生活用水 2.52.8万 m3/d 左右， 称这 1.5m3/s 流量提水供水系统。 另外由平定县在娘子关泉域修建一条 1.0m3/s流量的提水工程，由娘子关直接提高标高引入平定县内进行工业及民用的供水，可解决阳泉市南部平定县内的供水不足问题，同时也解决了矿区南部五矿的生产及生活供水。目前的供水量已达到 0.9m3/s，南线供水还待试供。2河流水及桃河潜水供水水源 ：阳泉矿务局与一九七七年从西部寿阳的山南水库安设管路，将山南水库 35km3/d 的水量自流引入矿区，后又与阳泉市桃河供水管路并联，归阳泉市自来水公司统一管理，称这条供水系统为西线供水系统，目前西线供水系统，根据自来水公司资料，每天可供一万立方水，其中供矿务局 7500-8000m3/d3奥灰的深层水 ：阳泉矿务局从一九七四年开始对本区深层的奥灰水进行勘探并建井取水，目前已施工钻孔 33 个，钻孔深水井 6 眼，总出水量可达 3 万 m3/d 但目前只取水0.91.2 万 m3/d 左右，这些水量全部供生产及生活用水。4自建桃河潜水井 ：矿区除五矿外，主要的潜水供水源地为桃河，每个矿在桃河内均建有潜水井，每个潜水井的出水量多在 2001000m3/d 左右。全局总共建有潜水井约 20个左右，但由于长期的大量取水和管理不善，多数潜水井水量变小，甚至干涸或淤填。5矿坑水 ：目前矿务局共有矿井 11 对，绝大部分矿井水均进行了复用，就是由井下排出入地面水池，再由水池自压入井下各工作面进行洒水和消毒复用，另外一些有条件的地区在地面的河沟内用钻孔往井下放水，供井下生产使用。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地形及勘探程度井田地形及勘探程度井田位于太行山北段西侧的刘备山的南麓低中山区。井田地形复杂，沟谷纵横。矿区内地势为西北高、东部及南部低，最高点为井田西北部山顶，海拔 1238.2m，最低点为井田东南部桃河河床，海拔 751.0m，相对高差 487.2m。 本井田勘探历史悠久，正规的地址勘探始于 1952 年。其中 1977 年，由山西省煤管局煤田地质勘探公司 148 队，对本区再次进行扩区勘探，勘探范围总面积 69.4 km2，包括东部的部分生产区13.38 km2， 西部的扩区面积56.02 km2。 共施工钻孔86个， 总进尺51015.10m。于 1979 年 10 月提交三矿井田扩大区（旧街）精查地质报告 ，于同年 12 月经山西省煤管局第 7905 号文批准。该次施工中有 59 个钻孔涉及本井田，终孔层位多在 C3t 底部，其中取芯孔 33 个，全部为半取芯孔，未取芯孔 26 个。均进行了测井工作，其中甲级孔 44个，乙级孔 11 个，丙级孔 4 个，符合当时规范要求。 三矿自建井至今在生产补充勘探共施工钻孔 174 个，总进尺 47604.18 m。生产补充勘探涉及本次报告井田钻孔 115 个，其中 66 个钻孔为地面钻孔，49 个为井下孔。地面钻孔全部为矿务局施工，1971 年以后的钻孔全部进行了测井，这些钻孔除部分为全取芯外，大部分钻孔在非煤系地层为无芯钻进，在煤系地层全部取芯 ，岩芯采取率 75%以上，经开采验证，其成果误差比较小。 1.2.2 井田井田煤系煤系地地层层 本井田位于阳泉矿区西部，地势较高，切割较深，沟谷纵横，地层裸露。根据地表的出露和井下巷道及钻孔揭露的地质资料，将井田内地层由老至新叙述如下： 1奥陶系中统峰峰组(O2f) 上部主要为深灰色厚层泥晶石灰岩，含方解石脉及黄铁矿结核；下部主要为深灰色角岩状泥质灰岩和角岩状石灰岩，夹三层灰色硬石膏及三层铝质泥岩和石膏组成的角砾岩。本组地层厚度 220.00260.00m，平均 240.00m。 2石炭系 (1)中统本溪组(C2b)：平行不整合覆盖于奥陶系中统峰峰组之上，主要由灰色、黑灰色泥岩、砂质泥岩与砂岩及石灰岩组成，中夹 1-2 层薄煤线。底部黄铁矿呈星散状、结晶状散布于铝质泥岩中，厚 1 m 左右，其上为深灰色铝土矿或铝质泥岩，厚 5m 左右。含石灰岩 13 层， 底部一层石灰岩最为稳定， 厚 3-7 m， 有时夹燧石层。 本组地层含铁铝质较高，砂岩颗粒分选、磨圆较好，充分显示了海陆交互相而以过渡相为主的沉积环境。本组地层厚度 41.9547.90m，平均 45.80m。 (2)上统太原组(C3t)：连续沉积于下伏本溪组地层之上，为一套具明显沉积旋回的海陆交互相含煤建造，为井田主要含煤地层之一，在井田外东部的蒙村河岸有出露。岩性为深灰灰黑色砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，灰色粗、中、细粒砂岩，三层深灰色石灰岩及 710 层煤层。所含煤层中 15 号煤层属稳定可采煤层，其余煤层为较稳定大部可采、不稳定局部可采及不可采煤层。本组地层厚度 92.00140.50m，平均 123.50m。3二叠系(1)下统山西组(P1s)：整合覆盖于太原组地层之上，为三角洲平原环境下沉积，主要由黑色砂质泥岩、泥岩、灰白色中粗粒砂岩组成，也为本井田的主要含煤地层之一。在井田东部的一些沟谷内有出露。含煤 48 层，其中含稳定可采煤层 1 层（3 号煤层） ，不稳定局部可采 1 层（6 号煤层） 。本组地层厚度 46.0070.00 m，平均 57.00 m。(2)下统下石盒子组（P1x） ：出露于本区东部，连续沉积于山西组地层之上，根据岩性和特征，大致可分为两段。下段（P1x1） ：底部为一层灰白色中粒砂岩（K8） ，胶结坚硬。有时相变为粉砂岩或砂质泥岩， 厚度平均 58m。 全层段主要由黑色泥岩、 灰黑色砂质泥岩与灰白色砂岩组成，夹有 12 层鲕状、鳞片状粘土泥岩及菱铁矿结核，并含 23 层薄煤。本段由于地表风化后砂岩及砂质泥岩呈浅灰绿色。本段地层厚度 50.3562.48m，平均 57.31m。上段（P1x2） ：底部为一层灰白色中粗粒砂岩（K9） ，其特点是泥质胶结，疏松易风化，厚度较大，一般在 10m 左右。其上为灰色砂质泥岩及灰绿色细粗粒砂岩，风化后呈黄色。再上是灰白色中粗粒砂岩及 23 层灰绿色砂质泥岩，砂岩中含砾石，局部为细砾岩。顶部为一层灰绿色含紫斑的鲕粒铝质泥岩（俗称桃花泥岩） ，一般厚度 3m 左右，是上、下石盒子组的分界标志层。本段地层厚度 78.65112.37 m，平均 98.74 m。(3)上统上石盒子组（P2s） ：大面积出露于本区，总厚度为 320 m 左右，连续沉积于下石盒子地层之上。根据其岩性特征，由下往上可分为三段。下段（P2s1） ：底部为一层灰白色中细粒砂岩（K10） ，厚度 4.007.50 m，平均 6.10m，其上由黄红色、灰绿色砂质泥岩、泥岩及细砂岩组成，泥岩中含有大量紫斑。本段地层厚度 58.9581.23 m，平均 70.53 m。中段 （P2s2） ： 本段主要为黄色、 紫色、 黄褐色的砂质泥岩与红绿色的砂质泥岩组成。上部为紫色与黄褐色，下部为黄色、黄绿色，含透镜状砂岩，变化大，连续性差。底部为一层灰绿色的中粗粒砂岩 （K11） ， 亦称中间砂岩， 厚度一般为 10 m 左右成分以石英为主，胶结较好，但分选性差。该层层位稳定，地表出露标志明显，是本段的良好标志。本层砂岩由于胶结性好，耐风化，在地表常形成陡崖，同时含水性较好，在一些向斜构造部位，常形成下降泉。砂岩的顶面，常分布一层不稳定的锰铁矿。本段地层厚度 90105m，平均 97m。上段（P2s3） ：本段出露于西部较高的山顶部位，主要由紫色、暗黄色的泥质岩和砂质泥岩及灰白色、黄绿色和紫色的砂砾岩组成，并含少量铁矿。在本段的底部是一层巨厚的灰白色砂砾岩（K12） ，称狮脑峰砂岩，厚4050m。该层砂砾岩为硅质胶结，砾石为石英、蛋白石和燧石，粒度不等，最大可达 23m。由于硅质胶结，岩石坚硬，耐蚀力强，常呈断崖陡壁。砂岩底部常有 0.10.2m 暗绿色砂质泥岩，是良好的隔水层，因此在一些凹处，常出现一些狮脑峰砂岩含水的下降泉。本段地层最大残留厚度 150m 左右。4第四系(Q)第四系地层不整合覆于各时代地层之上，大多分布于比较平坦的山顶和平缓的山坡地带。由于露头零星分布，岩性变化甚大，在对比上有些困难，大致分为中上更新统的马兰黄土和离石黄土(Q2+3)。(1)中更新统离石组（Q2L） ：浅棕黄微带红色的粉砂土和亚粘土，富含钙质结核，并夹有 12 层古土。此层粉砂土较致密，局部地段钙质较高，质较坚硬。古土壤有大孔构造，有黑色的植物遗留根孔，总厚度 020 m。(2)上更新统马兰组（Q3m） ：马兰黄土普遍分布于山梁和一些比较平缓的山坡上，与中更新统不整合接触或直接覆于基岩之上。岩性为浅黄色亚砂土和细粉砂土，孔隙较大，垂直节理发育，由于水流的切割作用，常形成两壁陡峭不易塌陷，在冲沟发育地区，还常形成一些黄土立柱。本层中钙质结核较多，常形成姜结石。全组厚度 025m。(3)全新统（Q4） ：主要分布于沟谷的、级阶地和河滩中，为现代河床冲洪积和洪积以及一些坡积物，其岩性为砂卵石、碎石及粉砂组成。根据在桃河勘探资料，冲积层结构上下为砂卵石，中间普遍有一层 12cm 厚的黄褐色亚粘土。全层厚 10-20m。另外，在一些山麓，由于地壳的上升，侵蚀切割，地形陡峻，岩层的软硬相间组合，因耐蚀力的不同，在一些坚硬厚大的岩层中，常形成断崖陡壁，又经长期的风化作用和重力作用，这些断崖常常崩塌和滑落，形成了较大的滑坡堆积物。这些堆积物呈零星分布，厚度不等，应属全新统的堆积。厚度多在 0.530 m 左右。井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，分述如下：1太原组（C3t）本组为井田主要含煤地层之一，地层厚度为 92.00140.50m，平均 122.70m。为一套海陆交互相沉积， 沉积结构清楚， 层理发育， 动植物化石繁多， 根据沉积规律将本组划分为上、中、下三段，分述如下：(1)下段 （C3t1） ： 自K1石英砂岩底起至K2石灰岩底止， 厚度21.2639.52m， 平均30.28m。由 4 层岩层和 1 层煤组成，由下向上是 K1砂岩（灰白色细中粒砂岩，属于太原组的基底砂岩） ，厚度 0.6016.80m，平均 7.14m。黑灰色粉砂岩及砂质泥岩，厚度 723，平均13m。15煤层，厚度 3.539.16m，平均 6.65m，属稳定可采煤层。15煤层直接顶黑色泥岩，厚度 010.33m，平均 2.03m。本段先期为河床及河漫滩沉积，后又过渡为沼泽相和泥炭沼泽相的沉积。(2)中段 （C3t2） ： 自 K2石灰岩底起至 K4石灰岩顶止， 厚度 44.6265.23m， 平均 52.77m。主要由 K2、K3、K4三层石灰岩，13、12、11煤层和砂质泥岩、细砂岩等组成。所含 12号煤层属井田稳定大部可采煤层，13、11 号煤层属井田不稳定局部可采煤层。K2深灰色石灰岩常被 23 层钙质黑色泥岩所分割，形成四层薄层状的石灰岩，俗称四节石，厚度 6.5016.22m，平均 9.26m。K3：深灰色石灰岩，上、下含泥质较多，中部质纯，由含大量的海百合茎化石，俗名钱石灰岩，厚度 2.0210.22，平均 3.50m。K4：深灰色石灰岩，致密块状， 含泥质较多 （在地表出露因泥质易风化， 形成一些似猴状的形状， 俗称猴石灰岩） ，厚度 1.804.12，平均 3.15。本段属于浅海相泥炭沼泽相旋回沉积。(3)上段（C3t3） ：自 K4灰岩顶起至 K7 砂岩底止，厚度 30.2750.16m，平均 39.65m。本段主要由四层煤层（9、9上、8、8上） ，中细砂岩和砂质泥岩组成。所含 8、9 号煤层属井田不稳定局部可采煤层，所含 8上、9上号煤层属井田不稳定不可采煤层。本段为三角洲相、分流河道相、沼泽相和泥炭沼泽相沉积。2山西组（P1s）本组自 K7砂岩底起至 K8砂岩底止，厚度 46.0070.00m，平均 57.00m。主要由 6 层煤层（16 号煤层） 、砂岩及砂质泥岩、泥岩组成。所含 3 号煤层属井田稳定大部可采煤层，6 号煤层属井田不稳定局部可采煤层，其余属不稳定不可采煤层。K7砂岩：为灰白色厚层状中细砂岩，胶结坚硬，波状及斜波状层理。厚度 4.0012.30 m，平均 7.13 m。本组主要为河漫滩相、沼泽相、复水沼泽相和泥炭沼泽相沉积。1.2.3 井田地质构造井田地质构造 阳泉三矿位于阳泉矿区大单斜构造的西部， 井田内赋存地层平缓， 地层倾角 315。在这个大单斜面上次一级的褶皱构造比较发育，在平面上它们多呈北北东北东向展布，以波状起伏的短轴褶曲为主，呈向背斜相间、斜列式、平列式组合。这些不同形态、不同组合的褶皱群，构成了区构造的主体。现分述如下： 1褶皱 本区的褶皱除了在区域构造中桃河向斜的西段横穿本区南部的赛鱼村向斜（桃河向斜） ，属于本区最大的一条褶皱构造而外，还有一些次一级规模较大的褶皱构造。 (1)东西畛向斜（S1） ：位于井田的西北部，东西畛北面，由一矿呈南西方向穿过本区西北角进入新景矿井田，呈北东向展布，两翼基本对称，倾角 47。 (2)芦湖、车道沟北背斜（S5） ：此构造呈北北东向展布，由北往南直穿整个井田，与李家山、芦湖向斜平行展布。井田内延展长度 3100 m，两翼对称，地层倾角 7左右。 (3)李家山、芦湖向斜（S6） ：位于本区的中部，呈北北东向舒缓的“S”形展布。自北向南直穿整个井田，在芦湖村附近延入新景矿井田，井田内延展长度 5000 m，两翼对称，地层倾角 6左右。 (4)摩天脑背斜（S9） ：位于本区的中部，呈北北东向展布，北部自一矿井田伸入本区内， 由北向南纵贯整个井田， 在西部进入新景矿， 井田内延展长度 6500 m， 两翼基本对称，地层倾角 68，与马家坡向斜基本平行展布，是本区一条比较大的褶皱构造。 (5)马家坡向斜（S11） ：位于马家坡村北部和西南部。南起张家岩村，呈东北延至马家坡村，转向北北东和近南北向展布，延至界外。井田内延展长度为 4500m，两翼对称，地层倾角 37。此构造西南端与桃河向斜断续相接，中间被一个小型的构造盆地所隔断。 (6)南庙背斜（S12） ：位于本区东部桃河向斜北部马家坡新村一带，呈北东东向展布，井田内延展长度 4900 m，两翼不相称，北翼地层倾角 5，南翼地层倾角 11。东起寨山槽，经马家坡村一直延伸到白安梁消失。这条褶皱往东与大脑梁相接，与赛鱼村向斜平行展布，属于东西向构造成份。 (7)杨家岭背斜（S17） ：位于二号井的二采区内（桃河向斜南部，并平行展布） ，西起于西沟呈北东东东西向延伸，在北脑附近伸入桃河。井田内延展长度 2600 m，两翼基本对称，地层倾角 69。 根据勘查和生产开采中的揭露，本区共有褶皱 49 条，走向长度最大 6500 m，最小 200 m。两翼地层倾角多在 58，最大可达 15。 2断层 本井田大型断层几乎没有，只有落差小于 5m 的层间小断层。小断层比较发育，它们均系褶皱形成中，层间滑动形成的，因此受褶皱构造控制。在平面上一般呈群出现。根据开采揭露，本区落差大于 1.0m 以上的断层有 428 条，它们明显有一些规律：(1)断层的展布方向：北北西方向的为 109 条，占断层总量的 25.5%， 北北东方向的为 80 条， 占断层总量的 18.7%， 北西方向的为 81 条， 占总量的 18.9%， 北东方向的 65 条，占总量的 15.2%，北东东向的为 48 条，占总量的 11.4%，北西西向的为 44 条，占总量的10.3%。(2)断层的分布规律：在垂向上，上部 3 号煤层发育，下部 15 号煤层相对较少，中间的 6、8、9 号煤层介于二者之间。在平面上，井田的中西部较多，总的趋势是中西部多于东部。另外，在主干褶皱的翼部比较发育，轴部次之。(3)相对位移特征：在断层中，绝大多数断层面上，均发现有水平滑动的痕迹，在力学性质上分析，多数属于张扭和压扭性质。断层的倾角以 4060的相对较多，占总量的68%，多属中角度。从以上特征可以明显看出： 本区断层是在褶皱形成过程中生成的， 是褶皱变形的产物，受褶皱构造的控制。3岩溶陷落柱本区岩溶陷落柱比较发育，根据井下开采和钻孔揭露，井田共有 316 个，占井田总面积的 0.36%，陷落柱长轴最大的达 250m，最小的 10m，这些陷落柱在井田内星罗棋布，给煤层的开采带来很大的困难。本区陷落柱的特征：(1)陷落柱体内组成特征：一般陷落柱体内岩性复杂，岩石棱角分明，形状不规则，排列无规律，杂乱无章，常被一些泥质物充填胶结，但胶结性差，柱体内一般干燥无水，只在极个别地区发现有细小的淋头水出现。(2)陷落形态：平面形态：一般多为椭圆形、圆形、浑圆形、长椭圆形，也有极个别奇形怪状和尖棱状，其中椭圆形的有 300 个，占 95%，圆形的有 10 个，占 3.2%。断面形态：总的形态是呈上小下大圆锥状的柱体，也有个别呈上大下小的，主要因为上部围岩为松散的沉积物或较软的泥岩及煤层所致。陷落角随塌陷高度而变化，一般上部较小而下部较大，在 70以上。(3)陷落柱轴线形态： 岩溶陷落柱中心轴在各煤层平面投影并不完全重叠， 而有些错位，也就是说中心轴并不是垂直的直线，而发生偏斜和弯曲。究其原因有二：一是受后期构造运动（层滑构造）的影响，柱体部分层段产生了水平方向的位移。尤其有煤系地层较软弱或裂隙较发育的岩层段，如煤层中，陷落柱常沿煤层顶底板夹矸层产生水平方向的位移。二是由于陷落时， 上覆岩层的物理力学性质在竖向上的不均性和力学结构面 （节理、 裂隙、层理、断层等）在不同方向上的切割，造成陷落柱向岩层相对软弱或裂隙相对发育的一侧偏移。因此柱体中心轴形态表现为歪斜、弯曲、扭转形态。综上所述，井田内褶皱、断层以及陷落柱较发育，井田内褶皱属宽缓型褶皱，断层皆为小型层间断层，对矿井的采区划分无多大影响；陷落柱常成群出现，一定程度上影响到了采区的划分。井田内没有岩浆岩的赋存。综合分析， 井田内构造复杂程度简单偏中等构造。1.2.4 井田水文地质特征井田水文地质特征 1含水层 根据以往勘探成果中的水文地质资料，对井田内地下含水层，自老至新叙述如下： (1)奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层：奥陶系石灰岩含水层，含水岩组主要为马家沟组，为井田内主要含水层。井田内埋藏较深，多在 400500m 以下，马家沟组地层厚度约580m，主要为深灰色厚层石灰岩，裂隙及蜂窝状小溶洞较发育。根据新景矿井田 2005 年施工的 4 个水文地质钻孔：O2d-5（测石村附近） 、O2d-7（佛洼工业广场） 、O2d-8（保安村附近）及 O2j-5（新景工业广场）资料，区内主要含水层为上马家沟组上段及下段几层角砾状石灰岩含水，经各水文孔抽水试验资料，其渗透系数 K 值为 0.92.4m/d，单位涌水量 q值为 0.52.5L/s.m 之间，富水性中等-强，区内西部水位较高，东部较低，形成了一个由西北向东南的地下径流带。水质类型为 HCO3-Ca2+ Mg2+型水。 根据新景矿 4 个水文地质钻孔，结合阳煤集团 2005 年编制的阳泉矿区综合水文地质图，本井田推测奥灰水水位标高在 440390m 之间，奥灰水流向自西向东。 (2)石炭系上统太原组含水层：含水层为四节石灰岩（K2） 、钱石灰岩（K3） 、猴石灰岩（K4）三层灰岩。在区域内三层灰岩中以四节石灰岩含水性较好为井田内主要含水层，由于埋藏较深，几层灰岩岩溶裂隙均不发育，大部分钻孔至此层水位和消耗量无明显变化。据 370、686 号钻孔抽水试验结果：单位涌水量 0.00060.00431L/sm，渗透系数0.003160.0310 m/d。属弱富水性的含水层。据 370 孔和三矿竖井水样资料：总硬度为14.0917.95 德国度，为 HSNa+Mg2+型水和 SCCa2+Mg2+型水。 (3)二叠系下统山西组含水层：含水层主要为 K7以及山西组上部的砂岩，几层砂岩裂隙均不发育，钻进中大部钻孔水位、消耗量变化不大。据 686 水文孔抽水试验资料，单位涌水量 0.0002L/sm，渗透系数 0.0011 m/d。属弱富水性的砂岩裂隙含水层。据 370 孔水样资料：总硬度为 5.39 德国度，矿化度 0.29g/L，为 SCCa2+Mg2+型水。 (4)二叠系下石盒子组砂岩裂隙含水层：井田内东部有下石盒子组出露，由于地形的关系，补给条件差。含水层以 K8、K9以及 K10以下的砂岩带为主要含水层，K8砂岩为下石盒子组基底，胶结坚硬，厚度变化较大，一般为 8.00 m。K9砂岩胶结疏松，易风化，一般厚 10.00 m。据 686 水文孔在 K8、K9层位抽水试验资料，单位涌水量 0.0251L/sm，在K10以下的砂岩带层位抽水试验资料，单位涌水量 0.0031L/sm。属弱富水性的砂岩裂隙含水层。 (5)二叠系上石盒子组砂岩裂隙含水层：含水层主要为上石盒子组中部砂岩 K11、K12，该两层砂岩在井田广泛出露，岩性坚硬、裂隙发育，在其底部常有一层泥岩或粉砂质泥岩成为隔水层，富水性较好，钻孔施工遇此砂岩时，消耗量一般较大，在地表的沟谷中常形成下降泉，但涌水量不大，多在 0.11.0 L/s 之间。主要接受大气降水补给，受季节影响明显。在向斜部位或沟谷底部有一定的承压性，但水头压力和水量均不大，以 3-50、3-62 钻孔较大，水量在 0.4671.55L/s 之间。水化学类型 HSNa+Mg2+型水，矿化度一般小于 0.1870.245g/L，PH 值为 7.48.1，水温 15。 (6)第四系砂砾石层孔隙含水层：主要分布于桃河及其支流的河床、两侧阶地以及其他低洼沟谷中的冲积、洪积及坡积层中，厚度 560m，由卵石、砾石、沙粒、砂质粘土、 亚粘土等组成。 本层富水性强， 潜水位、 水量随季节变化大， 并受大气降水制约。 其中桃河河谷含水较丰富，单位涌水量 5.249.26L/s m，呈北西南东向带状分布，地下水流由西向东，直接接受大气降水的补给，该含水层段循环交替强烈，渗透系数 34.8 m/d，为 HCO3-Ca2+型水，矿化度 0.260.306g/L，水温 1213。为当地的主要供水水源。2隔水层(1)中石炭统本溪组隔水层：由泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩等组成，厚度 45.80左右，系一较好的隔水层。(2)石炭系太原组和二叠系山西组及上、 下石盒子组层间隔水层组： 本隔水层组由泥岩、砂质泥岩、粘土质泥岩及煤层等组成。分布于各层石灰岩和各层砂岩含水层之间，起到层间相对隔水的作用。3矿井涌水量阳泉煤业 （集团） 有限责任公司三矿现所属井口有 4 对， 即一号井、 二号井、 裕公井、竖井。现生产井口为裕公井、竖井。各井口历年来涌水量见表 1-1：1.3 煤层特征1.3.1 煤层埋藏条件煤层埋藏条件本井田主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。煤系地层总厚度平均180.50m，煤层总厚度为 17.21m，含煤系数为 9.55%。太原组地层平均厚 123.50m，含煤 9层，分别是 3、6、8、9、12、13 和 15，其中 15 号煤为本井田稳定可采煤层，8 号、9 号、12 号煤层为局部、大部可采煤层。煤层平均总厚 12.68m，含煤系数为 16.70%。山西组地层平均厚 57.00m， 含煤 6 层， 3 号煤为本井田稳定可采煤层， 6 号为不稳定局部可采煤层。煤层平均总厚 4.83m，含煤系数为 8.47%。阳泉三矿主要可采煤层特征如表 1-2： 1.3.2 煤层围岩性质煤层围岩性质 13 号煤层 煤层平均厚度 2.15m,本煤层分伪顶、直接顶和老顶。伪顶为灰黑色的高岭岭石泥岩，厚度 00.20 m,分布较广,厚度较稳定,与煤层直接接触,松软破碎,随落煤一起脱落,属于易冒落顶板。直接顶为灰灰黑色的砂质泥岩，厚度 07.2 m，平均 4 .6 m，由下往上颗粒逐渐变粗为粉砂岩，下部含植物化石，岩石平整光滑，具剪切滑动面，由于厚度接近煤层两倍， 但小于 3 倍， 易随回柱垮落， 采空区充填不充足， 其上为坚硬的老顶中细粒石英砂岩，因此周期来压明显， 动压大。 经取样化验直接顶的抗压强度 43.61MPa， 抗拉强度 2.381MPa，弹性模量为 1 .62，用全部垮落法管理顶板，控顶距离为 34 m，属于中等冒落型顶板。但是在一些局部地区，常因老顶砂岩沉积时在河道发育处，较强的水流冲蚀了直接顶板或煤层的部分甚至全部而沉积了灰白色的中细粒砂岩（老顶） ，直接与煤层呈冲蚀接触，厚度较大，强度高，不易回柱垮落，采空区悬顶面积较大，时间较长，常呈周期垮落。老顶： 表 1-1 阳泉三矿各井口历年涌水量统计表 单位：m3/min年份 一号井 二号井 裕公井 竖井 最大 最小 平均 最大 最小 平均 最大 最小 平均 最大 最小 平均 1990 0.8075 0.2715 0.5175 0.7502 0.1901 0.3471 0.2663 0.1212 0.2207 0.3640 0.1235 0.1810 1991 0.8612 0.2821 0.4809 0.8257 0.1085 0.3980 0.3932 0.0927 0.2058 0.4390 0.1021 0.2366 1992 0.6708 0.2200 0.3932 0.8076 0.2197 0.4594 0.2440 0.0332 0.1190 0.6510 0.0641 0.3017 1993 0.6398 0.2219 0.3817 0.6780 0.1234 0.3760 0.1340 0.0287 0.0599 0.3215 0.0593 0.1468 1994 0.7496 0.2124 0.3886 0.6183 0.1980 0.3506 0.2054 0.0088 0.0468 0.5243 0.0319 0.3523 1995 0.7499 0.2268 0.3097 0.9735 0.1426 0.3028 0.6949 0.0752 0.1609 0.4125 0.0478 0.3106 1996 0.7038 0.2088 0.3155 1.0699 0.1213 0.4103 0.1995 0.0204 0.0949 0.6048 0.1120 0.2664 1997 0.3399 0.0547 0.1377 0.5357 0.1307 0.2683 0.0884 0.0177 0.0401 0.4279 0.1282 0.2525 1998 一号井报废 停止观测 0.2380 0.0888 0.1603 0.1873 0.0828 0.1259 0.3197 0.0967 0.1867 1999 0.9705 0.1222 0.3754 0.1736 0.0485 0.0938 0.2836 0.0883 0.1668 2000 0.7431 0.1491 0.3421 0.1340 0.0513 0.0950 0.2742 0.0855 0.1615 2001 0.3871 0.1673 0.3101 0.1319 0.0546 0.0981 0.2118 0.0897 0.1475 2002 0.4010 0.1969 0.3029 0.0310 0.0126 0.0214 0.3293 0.1474 0.2509 2003 0.2726 0.1584 0.2251 0.0288 0.0143 0.0216 0.2561 0.1619 0.2160 2004 0.2878 0.1538 0.2243 0.0382 0.0215 0.0300 0.2407 0.1262 0.1781 2005 0.2693 0.1650 0.2123 0.0350 0.0266 0.0298 0.2063 0.1245 0.1714 2006 0.3334 0.1373 0.2124 0.0740 0.0264 0.0479 0.3404 0.1869 0.2618 2007 0.2280 0.1207 0.1756 0.0600 0.0403 0.0509 0.3240 0.2380 0.2707 2008 0.2220 0.2251 0.2037 0.0600 0.0406 0.0484 0.5820 0.2288 0.3064 为灰白色中细粒砂岩，厚度 5 .813 .00 m，平均 8 .00 m，此层砂岩由石英、长石组成，由于厚度大，强度高，比较坚硬，在采空区内常形成较大面积的悬顶，不易随直接顶板垮落，常形成较大的周期压力，根据矿井生产数据，3 号煤层顶板初次来压步距 2543 m，周期来压步距 916m。 经取样试验抗压强度 86.53MPa， 抗拉强度 4.361MPa， 弹性模量 1 .81。 底板：为灰黑色砂质泥岩，局部地区还相变为灰黑色的细粒砂岩，上部含有较多的植物化石碎片，属根土岩。本层与煤层 接触处常有一层 0 .030 . 05 m 的粘土层，质较软，与煤层接触光滑，具剪切滑动面。这层粘土层强度很低，遇水易膨胀，支撑力极弱，常随煤层一起被采出。 直接底板与煤层底板呈明显接触， 在个别局部地区， 岩性较软支撑力差，金属支架被压入底板（如一号井 20 采区 206 工作面） ，给生产带来困难。老底为灰黑色的砂质泥岩和细粒砂岩，对支护的支撑力相对较强。 26 号煤层： 直接顶板为灰褐色的砂质泥岩，平均厚度为 9 .53 m，由下往上粒颗逐渐变粗，为粉砂岩和细粒砂岩，本层厚度大，稳定性好，顶板随回采垮落基本充填满采空区，冒落充分，使老顶弯曲下沉， 周期来压不太明显， 属于易冒落顶板。 经取样试验抗压强度 32.97 MPa，抗拉强度 2 .45MPa，弹性模量为 1 .99。本层裂隙不太发育，沉积构造多呈块状。局部地区 表 1-2 阳泉三矿主要可采煤层特征表煤层 编号 煤层厚度（m） 煤层间距 夹矸 层数 稳定性可采性 煤层 结构 顶底板岩性 最小最大平均 最小最大平均 顶板 底板 3 0.54.322.15 03 稳定大部可采 简单 砂质泥岩 细砂岩 中砂岩 砂质泥岩 细砂岩 15.2335.12 22.50 6 03.111.19 0 不稳定局部可采 简单 砂质泥岩中细砂岩 砂质泥岩 粉砂岩 10.0019.00 15.00 8 02.770.66 02 不稳定局部可采 简单 泥岩 中细砂岩 中细砂岩泥岩 2.3225.10 13.27 9 03.701.36 03 不稳定局部可采 简单较简单 中细砂岩泥岩 中粗砂岩粉砂岩 17.2340.41 30.47 12 0.302.061.42 01 稳定大部可采 简单 泥岩 细砂岩 泥岩 中细砂岩 4.1714.07 10.00 13 01.550.32 01 不稳定局部可采 简单 石灰岩 泥岩 粉砂岩 中细砂岩砂质泥岩 14.9241.19 29.50 15 3.539.166.65 16 稳定全区可采 简单复杂 泥岩、 石灰岩 砂质泥岩 在直接顶下面，还出现一层 0 .41 .0 m 厚的黑色泥岩构成伪顶。在直接顶与煤层直接接触的地区， 呈明显接触， 并有明显的剪切滑动面。 老顶为灰白色中细粒砂岩， 厚度 3 m左右， 厚度变化较大， 常相变为粉砂岩或砂质泥岩， 同时这层砂岩与其下部的 K7砂岩合并，厚度增大，这时 6 号煤层尖灭，凡是在 6 号煤发育的地区本层均不发育。 底板：灰黑色砂质泥岩或粉砂岩，厚度平均 3 .8 m，本层层理不太发育，呈团块状构造，质比较坚硬。老底：为灰白色细中粒砂岩（K7） ，厚度平均 7 .13 m，在 6 号煤不发育地区，常与 6 号煤的老顶砂岩合并，厚度增大。本层厚度大，稳定性好，比较坚硬。 38 号煤层 直接顶为黑色泥岩及砂质泥岩，厚度平均 5 .2 m，岩石性质较软易冒落,松散系数大,常大于煤层厚的 25 倍,放顶以后充填性好,易于管理,由于厚度大,稳定性高,无大面积的周期来压,由于冒落充分使老顶截断,而弯曲下沉。经取样试验直接顶抗压强度 28.25MPa,弹性模量为 1.93,属于易冒落松软顶板。老顶：为灰白色中细粒砂岩（K7） 。这层砂岩比较稳定，但厚度变化较大，最大可达 12.30 m，抗压强度较高，不易冒落，属难冒落的坚硬岩层。 底板：为灰黑色的中细粒砂岩，局部相变为泥岩。厚度平均为 11 .2 m。与煤层直接接触，接触明显，比较平整，具块状构造和细粒状结构，岩层强度中等。 49 号煤层 顶板：与 8 号煤层底板相同，在局部地区相变为泥岩，泥岩中常夹有 12 层煤线或薄煤层，使顶板难以管理。由于厚度大于厚度 2 倍以上，裂隙发育，易于冒落，充填比较充分，无明显的周期来压，属于易冒落顶板。底板：为灰色中粗粒砂岩，局部相变为粉砂岩，与煤层明显接触，具剪切滑面，比较平整。岩石属中等硬度，对支护有利。512 号煤层直接顶为黑色泥岩，厚度 04.25m 平均 2.12m，在局部地区常因冲蚀而变为中细粒砂岩或砂质泥岩，呈冲蚀接触，与煤层接触面凹凸不平，同时砂岩多属泥钙质胶结，层理发育，易于冒落，随回采而塌落，属于易冒落顶板。充填比较充分。经取样试验抗压强度28.81MPa，弹性模量 1.68。老顶：灰白色细粒砂岩，厚度 2.2825.32m,平均 9.67m,成分以石英岩屑为主,硬度较大,不易冒落， 属于难冒落型顶板。底板:为黑色砂质泥岩,局部相变为中细粒砂岩.厚度 1.5011.92m,平均 6.90m,与煤层呈明显接触,比较平整,具剪切滑面,与煤层极易分离， 东部局部地区， 在上部距 12 号煤层 0.2m处有一层 0.100.20m 厚的薄煤层,往往随煤层一起采出。613 号煤层直接顶板为黑色泥岩、粉砂岩，厚度 05 m，岩性较软，局部冲刷，使 13 号煤层直接和老顶接触，属于易冒落型顶板。老顶为石灰岩（K3灰岩） ，为坚硬顶板，厚度 2.0110.22m，平均 3.50m，属于难冒落型顶板。底板为中细粒砂岩，局部相变为砂质泥岩。715 号煤层直接顶板：为黑色泥岩，厚度 010.22m，东部地区平均 3.07m，西部地区逐渐变薄而尖灭，被石灰岩所代替。经取样化验抗压强度 27.04MPa，抗拉强度 1.47MPa，弹性模量0.9，岩性较软，裂隙发育，比较破碎。在西部地区厚度变薄，出现泥岩与煤层交替互层的伪顶，给开采和洗选带来困难，属于易冒落型顶板。老顶，灰黑色石灰岩（K2灰岩） ，本层常被 23 层黑色泥岩所分成薄层状的石灰岩，厚度 6.5016.0m，平均 9.26 m,灰岩虽质地坚硬,但由于泥岩的分割,厚度变薄,随直接顶落下以后比较易于冒落,不易形成大面积的悬顶,因此周期来压不大,也不太明显，属于易冒落型顶板。根据矿井生产数据，15 号煤层顶板初次来压步距2035 m，周期来压步距816m。底板:灰黑色砂质泥岩，厚度东部地区较薄，平均 7.06m,最厚可达 11.6m，西部地区较厚，平均厚度 15m，最大可达 23m，与煤层呈明显接触，比较平整，具有剪切滑动面，与煤层极易分离。老底为灰白色细砂岩（K1砂岩） ，在东部地区较厚，平均 11.5m,西部地区较厚，平均厚度 7.14m，最厚可达 16.8m，此层砂岩稳定性高，分布广泛。1.3.3 煤的特征煤的特征 井田内各可采煤层均为无烟煤，煤岩外观呈钢灰色，条痕为黑色，玻璃光泽或金属光泽， 内生裂隙比较发育， 断口常呈锯齿状、 阶梯状和眼球状。 由上而下由于变质程度增高，硬度相应增大，普氏硬度由 3 号煤 f2 到 15 号煤 f=2.53.0。煤层具条带状结构和层状构造。宏观煤岩组分以镜煤和亮煤为主，其中镜煤占 7%，亮煤占 67.3%。宏观煤岩类型为半亮半暗型煤。显微组分主要为镜质组，各煤层镜煤反射率（RMax）均在 1.7882.28%之间，显微硬度(HY)多在 50kg/cm2以下。 本井田煤层全部属无烟煤，抗磨强度相对较高，一般在50%以上，多属中强度煤，而且 15 号煤抗磨强度指标在 7090%，属高强度煤。煤粒特征：一般是大粒度的少，且灰分高而含矸多，小粒度数量多，含矸少。粒度的大小与数量成反比，与灰分成正比，各煤层的 13mm 级均在 50%以上，0.5mm 级的一般小于 10%，说明原煤不易粉化，小于 1mm 级中的煤一般以丝炭成分居多特点是染手，故灰分一般偏高。可磨性： 各煤层属于易磨， 可磨性好， 3 号煤层哈氏可磨指数一般多在 7080%之间，6 号、8 号、9 号、12 号煤层哈氏可磨指数多在 65%左右，15 号煤层可磨性较差，哈氏可磨指数一般多在 5058%之间。依据中国煤炭分类国家标准（GB575186） 执行，确定煤类主要指标为浮煤挥发分及氢元素的含量来确定煤类。3 号煤层为特低灰-中灰、特低硫-低硫、特低磷-低磷、特高热值无烟煤。6 号煤层为特低灰-高灰、特低硫-中高硫、特低磷-低磷、特高热值无烟煤。8 号煤层为特低灰-高灰、特低硫-中高硫、特低磷-高磷、特高热值无烟煤。9 号煤层为高灰、特低硫-中硫、特低磷、特高热值无烟煤。12 号煤层为中灰-高灰、低硫-高硫、特低磷-低磷、特高热值无烟煤。13 号煤层为特低灰-高灰、低硫-中高硫、低磷分、高热值-特高热值无烟煤。15 号煤层为特低灰-高灰、低硫-中高硫、特低磷-低磷、特高热值无烟煤。1.3.4 瓦斯、煤尘和煤的自燃瓦斯、煤尘和煤的自燃 1瓦斯 根据 2008 年 12 月 20 日山西省煤炭工业局发“晋煤安发20081134 号” 关于阳泉煤业集团有限责任公司 2008 年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复文件，阳泉煤业（集团）有限责任公司三矿阳泉煤业（集团）有限责任公司三矿矿井瓦斯等级属瓦斯突出与高瓦斯矿井。 根据瓦斯鉴定结果， 矿井各井口及邻近矿井瓦斯鉴定结果表 1-3： 在井田内历次勘查过程中，对部分钻孔采取了煤层瓦斯样，共采样 17 个，采取煤样的煤层主要有 3、8 号煤层，其次为 9、12 号，见表 1-4。 根据试验成果，3 号煤层瓦斯分带上属甲烷带，瓦斯含量在平面分布上，井田内 3-14孔瓦斯含量最高，变化趋势为由南向北变大的趋势；8 号煤层瓦斯分带上属甲烷带，瓦斯含量在平面分布上，672 号孔瓦斯含量最大，变化趋势为由北向南变大的趋势。从垂向变化上来看，随着埋深的加大，瓦斯含量呈增大的趋势，根据瓦斯试验成果资料，3、8、12号煤层属高瓦斯煤层，9 号煤层属低瓦斯煤层（测试成果仅一个孔，可靠性低） 。 阳泉矿区属典型的高瓦斯矿井，其中 3 号煤层瓦斯含量相对较高，在实际开采过程中曾多次发生煤与瓦斯突出现象。其中最为典型的有 2003 年 8 月 14 日裕公井 3 号煤层扩二区瓦斯爆炸事故，死亡 28 人。新景矿 3 号煤层芦北区 7303 工作面，于 2004 年 11 月 11日正常割煤时发生了第一次煤与瓦斯突出， 突出煤量 70t， 瓦斯量 11560m3,造成 1 人死亡。 总体看来，瓦斯含量随煤层埋深的增加而增高，在构造破碎带、采空区瓦斯易局部聚集，因此必须按照煤矿安全规程 ，认真进行瓦斯含量监测监控，并做好通风工作，防范瓦斯事故发生。 表 1-3 矿井瓦斯等级鉴定结果矿井名称 年度 CH4 CO2 瓦斯等级 文件号 绝对涌出量 （m3/min） 相对涌出量（m3/t） 绝对涌出量 （m3/min） 相对涌出量（m3/t） 三矿 二号井 2006 6.46 21.63 0.41 1.37 突出 晋煤安发2007126 晋煤安发20081134 三矿竖井 2008 191.51 19.60 2.37 0.24 高 三矿 裕公井 2008 53.91 166.95 3.61 11.18 突出 新景矿 2006 212.6 21.35 5.79 1.25 突出 一矿 北头嘴井 2006 38.87 24.46 1.6 1.01 突出 一矿 丈八井 2006 165.76 14.05 9.94 0.84 高 二矿 西四尺井 2006 414.6 29.55 17.5 1.25 突出 天兴公司（四矿一号井） 2006 10.11 16.58 3.37 5.53 高 表 1-4 各煤层瓦斯含量试验成果表 煤层号 自然瓦斯成分 瓦斯含量(毫升/克可燃质) 孔号 CH4 CO2 N2 C2-H6 CH4 CO2 N2 C2-H6 % % % % 3 3-14 81.95 0.85 17.20 10.34 0.11 2.17 3-53 6.703 3-62 98.75 1.25 10.57 0.13 0.00 672 5.34 8 3-14 87.67 1.50 10.83 8.74 0.15 1.08 3-62 96.57 3.43 10.41 0.37 672 12.62 9 3-53 7.24 12 672 16.093 2煤尘 据 2006 年 10 月 20 日由煤炭科学研究总院重庆分院提交的 3、15 号煤层检验报告，煤层煤尘爆炸性测试成果如表 1-5： 根据以上化验结果，井田内 3 号煤层煤尘具爆炸性，15 号煤层煤尘不具爆炸性。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 16 页 3煤的自燃 煤炭科学研究总院重庆分院在对本矿 3、15 号煤层取样进行煤尘爆炸性测试的同时，还进行了煤层自燃倾向性测试，其成果如表 1-6： 根据上表测试成果，井田内 3 号煤层属级容易自燃煤层，15 号煤层属级不易自燃煤层。 三矿在生产过程中，竖井 15 号煤层曾发生自燃发火情况。火区主要在井田东部。据三矿资料，自燃的主要原因是 15 号煤层直接顶泥岩中的黄铁矿含量指标较大，加上通风管理不善，造成黄铁矿处于氧化环境中而形成的。15 号煤层 表 1-5 煤尘爆炸性测试成果表 取样 地点 煤层号 火焰长度（mm） 抑制煤尘爆炸最低岩粉用量 C%） 有无爆炸性 测试时间 测试单位 裕公井扩二区综掘四队 3 15 45 有 2006.10.20 煤炭科学研究总院重庆分院 裕公井四下山外建队 3 10 40 有 2006.10.20 裕公井7212 面 3 10 40 有 2006.10.20 竖井 8110 面 15 0 0 无 2006.9.29 竖井 8206 面 15 0 0 无 2006.9.29 竖井 81101 面 15 0 0 无 2006.9.29 竖井 8202 面 15 0 0 无 2006.9.29 竖井 8114 面 15 0 0 无 2006.9.29 三矿在生产过程中，竖井 15 号煤层曾发生自燃发火情况。火区主要在井田东部。据三矿资料，自燃的主要原因是 15 号煤层直接顶泥岩中的黄铁矿含量指标较大，加上通风管理不善，造成黄铁矿处于氧化环境中而形成的。15 号煤层直接顶泥岩在井田东部发育，曾存在发火区；直接顶在井田西部尖灭，未发生过自燃情况。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 17 页 表 1-6 煤层自燃倾向性测试成果表 取样 地点 煤层号 吸氧量cm3/g 自燃倾向性 自燃等级 测试时间 测试单位 裕公井扩二区综掘四队 3 1.16 容易自燃 2006.11.21 煤炭科学研究总院重庆分院 裕公井四下山外建队 3 1.46 容易自燃 2006.11.21 裕公井7212 面 3 1.41 容易自燃 2006.11.21 竖井 8206 面 15 1.37 不易自燃 2006.10.25 竖井 8110 面 15 1.3 不易自燃 2006.10.25 竖井 8114 面 15 1.33 不易自燃 2006.10.25 竖井 8202 面 15 1.34 不易自燃 2006.10.25 竖井 81101 面 15 1.25 不易自燃 2006.10.25 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 18 页 2 井田境界和储量 2.1 井田境界 2.1.1 井田范围井田范围 东部边界：以阳泉一矿井田境界为界。 西部边界：以阳煤集团新景矿井田境界为界。 南部边界：以阳煤集团新景矿井田境界为界。 北部边界：以阳泉一矿井田境界为界。 2.1.2 开采界限开采界限 本井田仅开采 15#煤层。 开采上限以井田浅部边界保护煤柱线为准，15#煤层以上无可采煤层； 下部边界以井田深部边界保护煤柱线为准，15#煤层以下无可采煤层。 2.1.3 井田尺寸井田尺寸 由于该井田为近水平煤层，没有十分明显的走向与倾向，故以自然方向为基准来确定井田尺寸。 井田东西方向最小长度为 7.3 km，最大长度为 7.9km，平均为 7.6 km。南北方向最小长度为 2.7 km，最大长度为 3.2 km，平均为 3.0 km。 煤层倾角最小为 2 ，最大为 8 ，平均倾角为 5 。 由于井田形状的不规则性，故井田面积是在地质精查报告提供的 1：5000 煤层底板等高线图上计算出来的，为 21km2。 井田赋存状况如图 2-1 所示。 2.2 矿井工业资源储量 2.2.1 储量计算基础储量计算基础 本矿井储量估算范围以采矿许可证批准的井田范围为基础，以中华人民共和国国土资源部“国土资矿函2009166 号”批复函文变更后的井田范围为准。 井田内各煤层煤类为无烟煤，非炼焦用煤范围，根据煤、泥炭地质勘查规 范 （DZ/T02152002）的要求，煤炭资源/储量估算指标为： 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 19 页 图 2-1 井田赋存状况示意图 1煤层厚度 6m； 2最高灰分（Ad）40%； 3最高硫分（St,d）3%; 4最低发热量（Qnet.d）22.1MJ/kg 5煤层容重：15#煤层容重为 1.44 t/m3 2.2.2 井田地质勘探井田地质勘探 本区的矿井地质勘探是在原精查地质勘探和一九六二年局部可采煤层补充勘探的基础上， 为进一步查明特殊地质现象， 根据生产设计的要求以及水文地质情况进行的。 因此，在勘探的种类和手段以及工程的布置上，根据地质目的的不同，采用不同种类，手段和工程的布置。在历次资源勘探和补充勘探中总施工钻孔 180 个，进尺 84340.69m，在生产地质补充勘探中，总施工钻孔 138 个，进尺 27290.96m。井田范围内钻孔分布都比较均匀，勘探详细。勘探程度属于精查。 2.2.3 工业储量计算工业储量计算 矿井主采煤层为 15#煤层，采用地质块段法对 15#煤层进行工业储量计算。 根据地质勘探情况，将矿体划分为 111b、122b、333 三个块段，分别为 A、B、C。在个块段内根据煤层的不同倾角继续划分为不同个数的小块，计算出每个块段的储量，煤层总储量即是各块段储量之和，块段划分如图 2-2。 各块段的储量可按下式计算： iiiiZS M ( 2-1 ) 式中： Zi各块段储量，万 t； Si各块段的煤层面积，m2； Mi各块段煤层的厚度，m； 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 20 页 图 2-2 15#煤层储量块段划分 具体计算情况见表 2-1。 表 2-1 井田块段储量计算表 块号 倾角 ( ) 平面面积 （m2） 煤层面积 （m2） 煤厚 （m） 容重 （t/m3） 储量 （万 t） A1 4 1002638.07 1005086.41 6 1.44 868.39 A2 5 4314293.20 4330773.10 6 1.44 3741.79 A3 7 2260322.91 2277297.54 6 1.44 1967.59 A4 6 2013790.74 2024883.26 6 1.44 1749.50 A5 4 1010677.02 1013144.99 6 1.44 875.36 A6 8 2146124.12 2167215.31 6 1.44 1872.47 A7 3 1220290.16 1221964.82 6 1.44 1055.78 B1 6 1192665.44 1199234.97 6 1.44 1036.14 B2 5 1214160.35 1218798.25 6 1.44 1053.04 C1 4 2470489.16 2476521.84 6 1.44 2139.71 合计 - 18845451.18 18934920.50 - - 16359.77 从表 2-1 知： A 块段储量：ZA=Z111b=A1+ A2+ A3+ A4+ A5+ A6+ A7=12130.88万 t B 块段储量：ZB=Z122b=B1+B2 =2089.18万 t C 块段储量：ZC=Z333=C12 =2139.71万 t 则 15#煤层工业储量：Zg15= ZA +ZB +ZC= Z111b +Z122b +Z333=16359.77 万 t 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 21 页 2.3 矿井可采储量 2.3.1 安全煤柱留设原则安全煤柱留设原则 （1）工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。 （2）各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地煤柱。由于煤层为近水平煤层，故走向与上下山岩层移动角大致相等，取值：走向岩层移动角=75 ，上山移动角 =70 ，下山移动角 =75 ，表土层移动角 =45 。 （3）围护带宽度是根据矿区建筑物的保护等级划定的。风井属级保护建筑物，故风井场地留设 20 m 宽的围护带， 工业广场属级保护建 （构） 筑物， 留设 15 m 宽围护带，村庄属级保护建筑物留设 10m 宽维护带。 （4）断层煤柱宽度为 30m，井田边界煤柱宽度为 50 m。 （5）工业广场占地面积，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，工业广场占地面积指标见表 2-2。 表 2-2 工业广场占地面积指标 井型（万 t/a） 占地面积指标（公顷/10 万 t） 240 及以上 1.0 120180 1.2 4590 1.5 930 1.8 2.3.2 矿井永久保护煤柱损失量矿井永久保护煤柱损失量 （1）井田边界保护煤柱：井田边界保护煤柱留设 20m，则井田边界保护煤柱损失量为 272.73 万 t。 （2） 断层保护煤柱： 由于本井田大型断层几乎没有， 只有落差小于 5m 的层间小断层，所以断层煤柱损失量忽略不计。 （3）工业广场保护煤柱：工业广场按级保护，维护带宽度为 15m，工业广场面积由表 2-2 确定。本矿井设计生产能力为 1.5Mt/a，则工业广场面积为 18 公顷，即 18 万 m2，取工业广场尺寸为 400 m 450 m 的长方形，工业广场保护煤柱如图 2-3 所以，则工业广场保护煤柱压煤量为 330.14 万 t。 （4）井筒保护煤柱：除工业广场中的井筒外，后期在井田两翼有两个回风井，即东、西回风井，其压煤量 82.95 万 t。则井筒保护煤柱压煤量为 82.95 万 t。 （5） 大巷保护煤柱： 矿井布置三条大巷， 大巷保护煤柱宽度为 215m， 长度总计为 6000m，则总压煤量为 580.61 万 t。则矿井保护煤柱损失量为 1302.69 万 t。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 22 页 图 2-3 工业广场保护煤柱 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 23 页 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相关规定，确定设计矿井年工作日为 330 d，工作制度采用“三八制” 。每天四班作业，每班工作 8 小时，其中两班生产，一班准备。矿井每昼夜净提升时间为 16 h。 3.2 矿井设计生产能力及服务年限 3.2.1 确定依据确定依据 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的太大。 （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 矿井设计生产能力矿井设计生产能力 阳泉三矿井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层、褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建设大型矿井。 故确定阳泉三矿矿井设计生产能力为 1.5 Mt/a。 3.2.3 矿井服务年限矿井服务年限 矿井服务年限必须与井型相适应。 矿井设计可采储量 Zk、设计生产能力 A 矿井服务年限 T 三者之间的关系为： / ()kTZAK ( 3-1 ) 式中： T矿井服务年限，a； Zk矿井设计可采储量，万 t； 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 24 页 A设计生产能力，万 t； K矿井储量备用系数，取 1.3。 则矿井服务年限为： T=150.57 0.75/(1.5 1.3)=57.9 a 根据煤炭工业矿井设计规范中对新建矿井设计服务年限规定如表 3-1。 表 3-1 新建矿井设计服务年限 矿井设计生产能力(Mt/a) 矿井设计服务年限(a) 第一开采水平设计服务年限(a) 煤层倾角 45 6.0 及以上 70 35 3.05.0 60 30 1.22.4 50 25 20 15 0.450.9 40 20 15 15 由表 3-1 知，矿井设计服务年限符合煤炭工业矿井设计规范要求。 3.2.4 井型校核井型校核 按矿井的实际煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型进行校核： （1）煤层开采能力：井田内 15#煤平均 6 m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采放顶煤工作面。 （2）辅助生产环节的能力校核：矿井设计为大型矿井，开拓方式为主斜井副立井单水平。主斜井采用胶带机运煤，副立井采用罐笼辅助运输。运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤转载后经主斜井胶带机提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。辅助运输大巷采用架线电机车运输，局部起坡段采用新型齿轨机车运输，运输能力大，对巷道底板起伏适应性强，调度方便灵活。 （3）通风安全条件的校核：矿井煤尘无爆炸危险性，属低瓦斯矿井。矿井通风方式为：前期中央并列式，后期在两翼各布置一个边界风井，可以满足通风需要。 （4）矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范关于表 3-1 的有关要求。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 25 页 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层从而建立矿井提升、 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案进行技术经济比较，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： （1）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； （2）合理确定开采水平的数目和位置； （3）布置大巷及井底车场； （4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替； （5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造； （6）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： （1）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。 （2）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。 （3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。 （4）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。 （5）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。 （6）根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。 4.1.1 井筒井筒的确定的确定 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。 各形式井筒的优缺点及适应条件见如下分析： （1）平硐 优点：井下运输环节少，系统简单，费用低，地面工业广场设施简单，施工条件好，施工速度快，井巷工程量少，加快建井周期，少留工业广场保煤柱。 缺点：受地形迹埋藏条件限制。 适用条件：只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 26 页 （2）斜井 优点： 井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单， 掘进速度快， 单价低， 初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；提升能力大，可做为安全出口。 缺点：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。 适用条件：煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊施工的缓倾斜、倾斜煤层 （3）立井 优点：立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。 缺点： 立井井筒施工技术复杂， 需用设备多， 要求有较高的技术水平， 井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。 适用条件：不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制。 本矿井煤层倾角小，平均 5 ，为近水平煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小，地势高低起伏明显，表土层很薄；不具备平硐开拓条件，但可以采用立井开拓或斜井开拓或者是两种开拓方式组合。 本矿井煤层倾角小， 平均 5 ， 为近水平煤层， 表土层薄无流沙层， 水文地质比较简单，涌水量小，井筒不需要特殊施工，因此可以采用斜井开拓或立井开拓，经后面方案比较，确定为双立井开拓。 2主副井筒位置的确定 井筒位置的确定原则： （1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少。 （2）有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村。 （3）井田两翼储量基本平衡。 （4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层。 （5）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁。 （6）工业广场宜少占耕地，少压煤。 （7）距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。 综合以上因素， 结合矿井实际情况， 提出本矿井主副井筒布置位于井田中央工业广场。 3风井井口位置的选择 应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。 中央风井井筒位于井田中央工业广场，井田东翼风井中心位置位于东翼井田边界，井田西翼风井中心位置位于大巷延伸出处。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 27 页 4.1.2 工业广场的位置工业广场的位置 工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部稍微偏向东翼，原因是东翼煤层埋藏较浅，可使井筒的建设时间较短，投产更快。 工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积规定，选用 1.2 公顷/10 万吨，确定地面工业场地的占地面积为 18 公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为 450 m，宽为400 m。 4.1.3 开采水平的确定及采盘区划分开采水平的确定及采盘区划分 1开采水平确定 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分带数目； （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。 井田主采煤层为 15#煤层，其它煤层由于过薄或不具备开采价值，暂不考虑对其进行开采。 15#号煤层平缓， 倾角平均为 5 ， 最大仅 8 ， 为近水平煤层。 煤层露头标高为 680m，埋藏最深处仅 480 m，垂直高度为 200m，按照设计规范要求，应采用单水平开拓。开采水平标高为 580m， 大巷延展方向大体与井田延展方向一致， 将井田划分为南北翼两个阶段，水平垂高为 200m。 2阶段内再划分 井田范围内不存在较大的断层和褶皱，属简单结构煤层。由于本矿井设计为高产高效矿井，故应力求巷道布置和生产系统简单。考虑到目前高产高效矿井近水平煤层的准备方式主要有盘区式和带区式，需要分析二者的优缺点进行阶段内再划分方案的选择。 由于本井田大致呈现为东西向延展较长， 南北方向较短， 且煤层倾角较小， 平均为 5 ，最大 8 ， 适宜沿井田主要延展方向做大巷， 在大巷两翼靠近工业广场附近划分为中央采区，在井田西翼大巷两侧划分为西翼带区，井田东翼大巷两侧划分为东翼带区。 4.1.4 主要开拓巷道主要开拓巷道 （1）大巷的布置：由于瓦斯涌出量很小，但临近层瓦斯涌出量大，煤层不易自燃，因此本设计布置三条大巷。一条运输大巷，与主井连接，负责运煤；一条轨道大巷，与副井相连，负责行人、进风和辅助运输；一条回风大巷，负责回风。 由于运输大巷要为整个水平的开采服务，且煤层的顶底板均为泥岩或者砂岩，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，布置岩层大巷时，巷道布置在15#煤层的底板岩层中。岩层大巷其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓。 布置煤层大巷时，巷道沿煤层掘进，掘进速度快，掘进费用低，所掘进的煤层倾角都很小，平均在5，巷道布置的位置最大倾角为8，因此倾角对巷道的布置没有大的影响，同时15#煤层煤质中硬，维护不太困难，可以布置煤巷。 （2）井底车场的布置：由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置选择在距煤层底板岩层中。煤层底板为坚硬的细中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 28 页 粒砂岩。 4.1.5 方案比较方案比较 1提出方案 根据分析及矿井实际情况，提出以下四种技术上可行的开拓方案，分别如图 4-14-5 所示。 4-1 方案一二三四矿井开拓平面图 方案一：主副井筒均为立井开拓，沿煤层走向布置两条大巷分别为岩层轨道大巷和煤层运输大巷，开采水平标高为 570m。开拓平面示意图如图 4-1 所示，剖面图如图 4-2 所示。 图 4-2 双立井单水平开拓 方案二：主副井筒均为斜井开拓，沿煤层走向布置两条大巷分别为岩层轨道大巷和煤层运输大巷， 开采水平标高为 570m。 开拓平面示意图如图 4-1 所示， 剖面图如图 4-3 所示。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 29 页 图 4-3 双斜井单水平开拓 方案三：主井井为斜井，副井井筒为立井开拓，其中住副井井筒均位于井田中央。沿煤层走向布置两条大巷分别为岩层轨道大巷和煤层运输大巷，开采水平标高为 570m。开拓平面如图 4-1 所示，剖面图如图 4-4 所示。 图 4-4 主斜副立井单水平开拓（井筒位于井田中央） 方案四：主井井为斜井，副井井筒为立井开拓，其中住副井井筒均位于井田东翼浅部地区。沿煤层走向布置两条大巷分别为岩层轨道大巷和煤层运输大巷，开采水平标高为570m。开拓平面示意图如图 4-1 所示，剖面图如图 4-5 所示。 图 4-4 主斜副立井单水平开拓（井筒位于井田东翼边界） 2技术比较 以上四种方案大巷布置及水平数目均相同，区别在于井筒形式和井筒位置不同，以及部分基建、生产费用不同。 立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件影响，主要缺点是井筒施工技术复杂，需要设备多，掘进速度慢，基建投资大。斜井开拓特别是斜井用于主运，运输提升能力大，斜井还可以作为安全出口。由于井田内 6#煤层贮存稳定、厚度大、倾角小、涌水量小，立井用于主运优点不突出，适合使用斜井采用胶带输送机进行主运。 3粗略经济比较 在比较过程中，由于风井的布置在这四个方案中基本是相同的，因此，没有列入比较范围。各方案的粗略估算费用表见表 4-14-4。 4详细经济比较 通过粗略经济比较得知，方案一、二中，方案一比较经济，选择方案一。方案三、四中，方案三比较经济，选择方案三。方案一、三相比较，方案一的初期投资较方案三少，但是对于矿井后期生产费用可能会低。因此，对于方案一、三继续进行经济比较，才能确定最终的开拓方案。 两方案的详细计算分别见表 4-5、4-6。 两方案对比汇总见表 4-7。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 30 页 由表 4-7 知， 两种方案详细经济总费用方案三比方案一高， 但是相差不大， 基本相同。方案三的基建费用虽然比方案一要大，可是从后期的生产经营费用可以看出，方案三要优于方案一，经济效益好。因此，本设计采用方案三主斜副立井三条岩石大巷大巷开拓作为最终开拓方案。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 31 页 表 4-1 方案一开拓费用计算表 项目 数量（10m） 基价（元） 费用（万元） 费用（万元） 基建费用（万元） 主井井筒 表土段 3.5 175392 61.387 524.851 基岩段 39 118837 463.464 副井井筒 表土段 3.5 175392 61.387 524.851 基岩段 39 118837 463.464 大巷开凿 岩巷 600 36631 2197.860 2197.860 煤巷 井底车场 岩巷 100 41874 418.74 418.740 小计 6246.963 生产费用（万元） 立井提升 系数 煤量（万 t） 提升高度（km） 基价（元/tkm） 7347.859 1.2 11597 0.33 1.6 排水 涌水量 时间（h） 服务年限(a) 基价（元/t） 1420.171 100 8760 57.9 0.28 大巷运输 系数 煤量（万 t） 平均运距（km) 基价（元/tkm） 9741.480 1.2 11597 2 0.35 小计 18509.510 合计 费用（万元） 24756.473 表 4-2 方案二开拓费用计算表 项目 数量（10m） 基价（元） 费用（万元） 费用（万元） 基建费用（万元） 主井井筒 表土段 12.5 67939 84.923 1071.881 基岩段 141 69997 986.957 副井井筒 表土段 12.5 67939 84.923 1071.881 基岩段 141 69997 986.957 大巷开凿 岩巷 600 36631 2197.860 2197.860 煤巷 井底车场 岩巷 100 41874 418.740 418.740 小计 7341.022 生产费用（万元） 斜井提升 系数 煤量（万 t） 提升高度（km） 基价 （元/t km） 7802.925 1.2 11597 1.335 0.42 排水 涌水量 时间（h） 服务年限(a) 基价（元/t） 1420.171 100 8760 57.9 0.28 大巷运输 系数 煤量（万 t） 平均运距（km) 基价 （元/t km） 9741.480 1.2 11597 2 0.35 小计 18964.577 合计 费用（万元） 26305.600 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 32 页 表 4-3 方案三开拓费用计算表 项目 数量（10m） 基价（元） 费用（万元） 费用（万元） 基建费用（万元） 主井井筒 表土段 12.5 67939 84.924 1071.881 基岩段 141 69997 986.958 副井井筒 表土段 3.5 175392 61.387 524.852 基岩段 39 118837 463.464 大巷开凿 岩巷 600 36631 2197.860 2197.860 煤巷 井底车场 岩巷 100 41874 418.740 418.740 小计 6793.993 生产费用（万元） 斜井提升 系数 煤量（万 t） 提升高度（km） 基价（元/tkm） 7802.925 1.200 11597 1.335 0.420 排水 涌水量 时间（h） 服务年限(a) 基价（元/t） 1420.171 100 8760 57.9 0.28 大巷运输 系数 煤量（万 t） 平均运距（km) 基价（元/tkm） 9741.480 1.2 11597 2 0.35 小计 18964.577 合计 费用（万元） 25758.570 表 4-4 方案四开拓费用计算表 项目 数量（10m） 基价（元） 费用（万元） 费用（万元） 基建费用（万元） 主井井筒 表土段 11.2 67939 76.092 762.062 基岩段 98 69997 685.971 副井井筒 表土段 3.5 175392 61.387 382.247 基岩段 27 118837 320.860 大巷开凿 岩巷 600 36631 2197.860 2197.860 煤巷 井底车场 岩巷 100 41874 418.740 418.740 小计 6341.569 生产费用（万元） 斜井提升 系数 煤量（万 t） 提升高度（km） 基价 （元/t km） 6370.928 1.2 11597 1.09 0.420 排水 涌水量 时间（h） 服务年限(a) 基价（元/t） 1420.171 100 8760 57.9 0.28 大巷运输 系数 煤量（万 t） 平均运距（km) 基价 （元/t km） 19482.960 1.2 11597 4 0.35 小计 27274.059 合计 费用（万元） 33615.629 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 33 页 表 4-5 方案一开拓详细费用计算表 项目 数量 （10m） 基价 （元） 费用 （万元） 费用 （万元） 基建 费用 （万元） 主井 井筒 表土段 3.5 175392 61.387 524.852 基岩段 39 118837 463.464 副井 井筒 表土段 3.5 175392 61.387 524.852 基岩段 39 118837 463.464 中央 风井 表土段 3.5 175392 61.387 524.852 基岩段 39 118837 463.464 大巷 开凿 岩巷 600 36631 2197.860 2197.860 煤巷 井底 车场 岩巷 100 41874 418.740 418.740 前期小计 6771.816 西翼 风井 表土段 3.5 175392 61.387 465.433 基岩段 34 118837 404.046 东翼 风井 表土段 3.5 175392 61.387 465.433 基岩段 34 118837 404.046 后期小计 930.866 合计 7702.682 生产 费用 （万元） 中央一 三带区 系数 煤量 （万 t） 运输距离 （km） 基价 （元/t.km） 2308.556 1.2 3331.25 1.65 0.35 中央二 四带区 系数 煤量 （万 t） 运输距离 （km） 基价 （元/tkm） 803.470 1.2 2732.89 0.7 0.35 西五 七盘区 系数 煤量 （万 t） 运输距离 （km） 基价 （元/tkm） 2997.068 1.2 2287.14 2.6 0.42 东六 八带区 系数 煤量 （万 t） 运输距离 （km） 基价 （元/tkm） 3057.802 1.2 3309.31 2.2 0.35 排水 涌水量 时间 （h） 服务年限 (a) 基价 （元/t） 1420.171 100 8760 57.9 0.28 小计 10587.068 合计 费用（万元） 16834.031 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 34 页 表 4-6 方案三开拓详细费用计算表 项目 数量 （10m） 基价 （元） 费用 （万元） 费用 （万元） 基建 费用 （万元） 主井 井筒 表土段 12.5 67939 84.924 1071.881 基岩段 141 69997 986.958 副井 井筒 表土段 3.5 175392 61.387 524.852 基岩段 39 118837 463.464 中央 风井 表土段 3.5 175392 61.387 524.852 基岩段 39 118837 463.464 大巷 开凿 岩巷 600 36631 2197.860 2197.860 煤巷 井底 车场 岩巷 100 41874 418.740 418.740 前期小计 7318.845 西翼 风井 表土段 3.5 175392 61.387 465.433 基岩段 34 118837 404.046 东翼 风井 表土段 3.5 175392 61.387 465.433 基岩段 34 118837 404.046 后期小计 930.866 合计 8249.711 生产 费用 （万元） 中央一 三带区 系数 煤量 （万 t） 运输距离 （km） 基价 （元/tkm） 1147.283 1.2 3331.25 0.82 0.35 中央二 四带区 系数 煤量 （万 t） 运输距离 （km） 基价 （元/t.km） 1377.377 1.2 2732.89 1.2 0.35 西五 七盘区 系数 煤量 （万 t） 运输距离 （km） 基价 （元/tkm） 1498.534 1.2 2287.14 1.3 0.42 东六 八带区 系数 煤量 （万 t） 运输距离 （km） 基价 （元/tkm） 4447.713 1.2 3309.31 3.2 0.35 排水 涌水量 时间 （h） 服务年限 (a) 基价 （元/t） 1420.171 100 8760 57.9 0.28 小计 9891.077 合计 费用（万元） 16685.070 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 35 页 表 4-7 方案一、三经济比较表 方案 方案一 方案三 名称 双立井单水平开拓 主斜副立井单水平开拓 项目 费用（万元） 百分比（%） 费用（万元） 百分比（%） 初期基建费用 6771.816 87.9 7318.845 88.7 后期基建费用 930.866 12.1 930.866 11.3 生产经营费用 10587.068 100 9891.077 100 总费用 16834.031 100 16685.070 100 4.2 矿井基本巷道 4.2.1 井筒井筒 根据矿井开拓布置，提升和通风等的要求，前期在工业广场内开掘主副及中央风井，后期开采西翼带区时，再布置一个西翼风井，开采东翼带区布置东翼风井。一般来说，立井井筒的断面有圆形和矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用低以及便于施工等优点，因此主副井筒及风井均采用圆形断面。 （1）主斜井 主井井筒采用斜井形式，圆拱形断面，净直径 5m，断面积 16.3m，井壁采用混凝土支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通讯信号电缆，人行台阶等设施。主井断面如图 4-7 所示。主要参数见表 4-11。 （2）副立井 副立井采用立井形式，圆形端面，净直径 7.2m，断面积 40.71m2。内装置一对 1t 矿车双层单车罐笼，井壁采用混凝土支护。井筒主要用于提料、运人、提升设备和矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外， 还设有梯子间作为安全出口， 并设有管子道， 电缆道。 副井井筒断面如图 4-8 所示，主要参数见表 4-12。 （3）中央风井 风井位于矿井中央工业广场保护煤柱内， 备有安全出口。 圆形断面， 井筒净直径 4.5m，净断面 15.90m，采用预制管柱支护方式，井壁厚度达 1200mm，风井井筒断面如图 4-9，主要参数见表 4-13。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 36 页 图 4-7 主井井筒断面图 表 4-11 主井井筒特征 围岩 普氏系数 断面/m 掘境尺寸/mm 净 掘 宽 高 2 月 3 日 16.3 22.43 5830 4640 图 4-8 副井井筒端面 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 37 页 表 4-12 副井井筒特征 井型 1.5M/a 提升容器 一对 1t 矿车双层四车窄罐笼 一个 1t 矿车双层四车宽罐笼带平衡锤 井筒直径 7.2m 井深 369m 净断面积 40.71m2 井筒支护 混凝土井壁厚 500mm 表土段井壁厚 1000-1400mm 基岩段毛断面积 66.47m2 表土段毛断面积 78.54m2 图 4-9 中央风井井筒断面 表 4-13 中央风井井筒特征 井型 1.5M/a 井筒直径 4.5m 井深 360m 净断面积 15.90m2 基岩段毛断面积 21.24m2 表土段毛断面积 37.39m2 （4）东西翼边界回风立井 该风井担负着矿井后期的回风。井筒净直径为 6m，净断面面积 28.27m2，井筒布置在东西翼带区边界。东西翼风井断面如图 4-10 和主要参数见表 4-14。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 38 页 图 4-10 东西翼边界风井井筒断面 表 4-14 东西翼边界风井井筒特征 井型 1.5M/a 井筒直径 6.0m 井深 360m 净断面积 28.27m2 基岩段毛断面积 36.32m2 表土段毛断面积 50.26m2 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。 4.2.2 井底车场井底车场 矿井为立井开拓，煤炭由主井箕斗提升至地面，人员从副井乘坐罐笼进入井下井底车场的候车硐室，然后乘坐电机车到达各工作区域，物料经副井罐笼运至井底车场，在井底车场换装，在由电机车牵引运至各工作区域，矸石运至井底车场，经副井罐笼运至地面。 1井底车场的形式和布置方式 根据矿井的开拓方式，立井和大巷相对位置关系，选用卧式环形井底车场。与副井连接的井底车场铺设轨道，利用矿车进行辅助运输。大巷运煤设置胶带输送机运输，保证煤流的连续性。井底车场的平面布置示意图如图 4-11。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 39 页 图 4-11 井底车场平面布置图 1-主井；2-副井；3-风井；4 中央变电所；5-联络巷；6-候车室；7- 中央水泵站；8-水仓； 9-轨道大巷；10-运输大巷；11-回风石门；12-回风大巷 2空、重车线长度 对于采用固定式矿车作为辅助运输的大中型矿井，副井空重车线长度宜各为 1.01.5倍列车长度。辅助运输采用 MGC1.1-6A 型 1.0 吨固定厢式矿车运输，其尺寸为 20008801150mm。 电机车选用 ZK10-6/250 直流架线式电机车， 其尺寸为 450010601550mm。 一列车的长度 L=4.5+2.014=32.5m 副井空、重车线的长度应32.51.5m=48.75m。 本设计所选用车场的副井空车线的长度 L163.12m48.75m，所选车场的副井重车线的长度 L2113.14 m48.75m，符合要求。 3调车方式 运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。 4硐室 井底硐室主要有：井底煤仓、主变电所、主排水泵房、消防材料库、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、急救室、机头硐室、联络巷等。 （1）井底煤仓 井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的 15%25%来计算， 一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为 4545 t，所以需要煤仓容量为 909 t，设置一个直径为 7.5m，高 25 m 的圆筒煤仓，总容量约 1103t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。 （2）水仓布置及清理 水仓布置在在空车线的南侧，矿井正常涌水量为 50 m3/h，最大涌水量为 100 m3/h，所需水仓的容量为： Q0=1008=800m3 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 40 页 根据水仓的布置要求，水仓的容量为： Q=SL （4-1） 式中： Q水仓容量，m3； S水仓有效端面，7.98m3； L水仓长度，338m。 则：Q=7.9338=2670m3 由以上计算可知：QQ0，因此，设计水仓容量满足要求。 4.2.3 矿井主要开拓巷道矿井主要开拓巷道 运输大巷沿煤层底板掘进，轨道大巷布置在煤层底板 15m 岩层中。运输大巷随着煤层底板起伏，与水平夹角一般控制在 0 3 。轨道大巷布置在岩层中，故与水平夹角可控制在 0 1 。两条大巷均采用半圆拱端面，支护方式选择锚喷支护。 轨道大巷断面如图 4-12，巷道特征如表 4-15，每米工程量及材料消耗如表 4-16；运输大巷断面如图 4-13，巷道特征如表 4-17，每米工程量及材料消耗如表 4-18。回风大巷断面如图 4-14，巷道特征如表 4-19，每米工程量及材料消耗如表 4-20。 图 4-12 轨道大巷断面图 表 4-15 轨道大巷特征表 围岩 类别 断面/m2 掘境尺寸/mm 喷射厚度 /mm 净周长 /m 百米风阻/Pa 净 掘 宽 高 岩层 14.3 16.6 4800 3900 100 14.8 锚杆 形式 外露长度/mm 排列方式 间排距/mm 长度/mm 直径/mm 顶 帮 顶 帮 顶 帮 树脂 50 矩形 1000900 10001000 2600 2200 20 18 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 41 页 表 4-16 轨道大巷每米工程量及材料消耗量 围岩类别 掘进工程量/m3 锚杆数量 材料消耗量 粉刷面积/m2 巷道 墙角 顶 帮 喷射 材料/m3 锚杆 质量/kg 树脂 药卷 托板/kg 岩层 29.2 0.04 7 4 3.08 14.19 22 25.41 13.4 图 4-13 运输大巷断面图 表 4-17 运输大巷特征表 围岩 类别 断面/m2 掘境尺寸/mm 喷射厚度 /mm 净周长 /m 百米风阻 /Pa 净 掘 宽 高 岩层 14.3 16.2 4800 3900 100 14.4 锚杆 形式 外露长度/mm 排列方式 间排距/mm 长度/mm 直径/mm 顶 帮 顶 帮 顶 帮 钢筋 砂浆 50 矩形 1000800 10001000 2600 2200 20 18 表 4-18 运输大巷每米工程量及材料消耗量 围岩 类别 掘进工程量/m3 锚杆数量 材料消耗量 粉刷 面积/m2 巷道 墙角 顶 帮 喷射 材料/m3 锚杆 质量/kg 注眼 树脂/kg 托板/kg 岩层 17 0.04 7 8 1.08 40.74 43.23 25.41 10.1 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 42 页 图 4-14 回风大巷断面图 表 4-19 回风大巷特征表 围岩 类别 断面/m2 掘境尺寸/mm 喷射厚度 /mm 净周长 /m 百米风阻/Pa 净 掘 宽 高 岩层 14.3 16.6 4800 3900 100 14.8 锚杆 形式 外露长度/mm 排列方式 间排距/mm 长度/mm 直径/mm 顶 帮 顶 帮 顶 帮 树脂 50 矩形 1000900 10001000 2600 2200 20 18 表 4-20 回风大巷每米工程量及材料消耗量 围岩类别 掘进工程量/m3 锚杆数量 材料消耗量 粉刷面积/m2 巷道 墙角 顶 帮 喷射 材料/m3 锚杆 质量/kg 树脂 药卷 托板/kg 岩层 29.2 0.04 7 4 3.08 14.19 22 25.41 13.4 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 43 页 5 准备方式带区巷道布置 5.1 煤层地质特征 5.1.1 带区位置带区位置 设计首采带区（北一带区）位于井田西翼，大巷北侧。 5.1.2 带区煤层特征带区煤层特征 带区所采煤层为 15#煤层。其煤层为 3 号无烟煤，外观具有钢灰色，条痕为黑色并具较强的金属光泽和玻璃光泽，内生裂隙比较发育。煤层均具条带状结构和层状构造。15#煤层平均厚度 6m，煤层平均倾角 5 。煤的容重 1.44 t/m3，普氏系数为 f=2.53.0，反射率为 1.9122.000。 带区的相对瓦斯涌出量为 4 m3/t，绝对瓦斯涌出量为 12 m3/min，该带区属于低瓦斯带区。本煤层无煤尘爆炸危险性，属不易自燃煤层，自燃等级为级。 5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况煤层顶底板岩石构造情况 直接顶板为黑色泥岩，厚度 3.07 m，含有植物化石，底部炭质增多。单向抗压强度为27.6 Mpa，抗拉强度为 1.5 Mpa，弹模为 0.9。因此岩性较软，裂隙发育、比较破碎。 老顶为灰白色中粒砂岩，厚度 9.32m，其中含黑色矿物、云母，泥质胶结。本层灰岩常被 23 层黑色泥岩所分割形成薄层状的四层石灰岩。 灰岩虽质地坚硬但由于泥岩的分割，厚度较薄，采空直接顶落下以后也比较易于冒落，不易形成大面积的悬顶，据经验可知，回采周期压力不会很大，来压也不太明显。 直接底板为灰黑色砂质泥岩，平均厚度为 11.08m，最大可达 23m。上部含植物根部化石较多，往下含砂量逐渐增高，变为粉砂岩。 老底为灰白色之中粒砂岩（K1砂岩） ，平均为 11.5m，最厚可达 27m。西部地区变薄，平均厚度为 7.14m，最厚可达 16.8m。此层砂岩稳定性高，分布广泛。 5.1.4 水文地质水文地质 带区内水文地质条件简单。主要充水因素为煤系地层中的裂隙水和下部太原组层中的岩溶水。其中裂隙包括风化裂隙、构造裂隙与采动裂隙。构造裂隙不太发育，多属层间裂隙，规模较小，连通性差，大多以节理，劈理等裂隙形式出现，断裂的形式相对较少，更没有直通地表的构造裂隙。因此本区因构造裂隙的补给条件相对较差。各岩溶含水层为弱含水层。故该带区属于矿井水微弱的区域。 本带区最大涌水量小于 100 m3/h，正常涌水量为 50 m3/h，对生产影响不大。 5.1.5 地质构造地质构造 带区内地质构造简单，煤层起伏不大，煤层倾角为 2 8 ，平均 5 。且区域内没有较大的断层和褶曲构造。故属于地质条件简单的区域。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 44 页 5.1.6 地表情况地表情况 本区地表有起伏，大致成西高东低的状况，其中最高点标高为 1070 m 左右，最低点标高为 920 m。地面没有村庄，但工业广场和井筒位于该带区地表，已经为其标定保护煤柱范围，可以保证其不受本区域采动的影响。 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；工作面长度较长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果明显。 带区准备方式存在辅助运输和行人困难的问题，本设计辅助运输大巷布置为双轨大巷，用电机车牵引矿车进行辅助运输；工作面运料斜巷布置单轨，利用长距离绞车解决辅助运输，因此确定选为带区准备方式，带区还设有带区运输集中巷和带区运料集中巷，使生产系统更加独立、集中。以下是对带区巷道布置及生产系统进行详细说明。 5.2.2 带区巷道布置带区巷道布置 （1）带区煤柱 本设计采用单巷掘进方式，采用沿空掘巷技术，两条巷道之间留设 3m 保护煤柱，掘进时煤炭的运输采用刮板输送机和胶带输送机，采用矿车辅助运输。 （2）区段要素 首采带区位于井田西翼，大巷的北侧，井田西翼划分为两个带区和两个盘区，首采带区为北一带区，走向长度为 1773m，倾向长度平均 1500m。北一带区划分为 8 个分带。工作面长 209m，两条回采巷道共 10m，加上煤柱每个分带宽 222m。 （3）开采顺序 首采带区为北一带区，然后依次为南二带区、西五盘区、西六盘区、北三带区、南四带区、东七带区和东八带区，首采 15#煤层。由于首采带区之间留设的煤柱宽度较小，因此首采带区各个分带之间采用跳采方式， 首采工作面为15101工作面， 然后依次开采15102、15103、15104、15105、15106、15107 和 15108。 （4）带区通风 带区各工作面采用 U 型后退式通风，系统简单，漏风小。北一带区生产时，新鲜风流从副井经轨道大巷，通过带区材料车场进入带区轨道平巷，然后通过分带轨道斜巷进入工作面，污风经分带运输斜巷进入带区运输平巷，然后通过回风斜巷进入运输回风大巷，最后通过回风石门、中央回风立井排至地面。 （5）带区运输 带区内各分带间运输斜巷铺设 B=1400mm 的胶带输送机，运输煤炭到带区运输平巷，经带区煤仓到运输大巷；辅助运输采用固定箱式矿车运输，材料车从副井罐笼进入井底车场， 经轨道大巷到带区材料车场运至带区轨道平巷， 最后运至带区轨道斜巷， 运至工作面。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 45 页 带区巷道布置如图 5-1 所示。 5.2.3 带区生产系统带区生产系统 （1）运煤系统 15101 工作面15101 工作面运输斜巷带区运输平巷带区煤仓运输大巷井底煤仓主井地面 （2）辅助运输系统 地面副井罐笼井底车场轨道大巷带区材料车场带区轨道平巷15101 工作面运料斜巷15101 工作面 （3）通风系统 15101 工作面的风流路线为： 副井井底车场轨道大巷带区材料车场带区轨道平巷15101 工作面轨道斜巷15101 工作面15101 工作面运输斜巷带区运输平巷带区回风斜巷回风大巷中央回风立井 工作面通风系统路线如图 5-2 所示。 （4）排矸系统 出矸系统与运料系统路线相反。 （5）工作面供电系统 地面变电站副井中央变电所轨道大巷带区材料车场带区轨道平巷15101工作面轨道斜巷15101 工作面 （6）排水系统 15101 工作面15101 工作面轨道斜巷带区轨道平巷带区材料车场轨道大巷井底车场副井地面 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 46 页 图 5-1 带区巷道布置图中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 47 页 图 5-2 工作面通风系统路线图中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 48 页 图 5-3 掘进面通风系统路线图中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 49 页 5.2.4 带区内巷道掘进方法带区内巷道掘进方法 带区内所有工作面斜巷均沿煤层底板掘进，采用综掘机，并配备胶带输送机和刮板输送机，单巷沿空掘巷，与上一工作面斜巷间留 3m 保护煤柱。 利用轨道和矿车完成材料设备的输送，人工清理浮煤。 利用锚杆机进行巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。 掘进通风：采用压入式局部通风方法，局部通风机采用 YBT 系列对旋轴流式局部通风机。掘进断面通风系统如图 5-3 所示。 5.2.5 带区生产能力及采区采出率带区生产能力及采区采出率 1带区生产能力 本矿井设计生产能力为 1.5Mt/a，采用综合机械化采煤工艺，由于综采工作面产量大，因此，布置一个采面完全可以满足矿井的产量。以首采工作面为例进行计算： （1）工作面生产能力计算 工作面长度 209m，煤层厚度 6m，采煤机截深 0.8m，每日进行 4 个循环。设计割煤高度 6m，每年生产 330 天。 工作面生产能力按下式计算： 601233010AHLanCC （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，6m； 煤层容重，1.44t/m3； L工作面长度，209m； a采煤机截深，0.8m； n工作面昼夜进刀次数，取 4 刀； C1工作面回采率，厚煤层取 0.93； C2采区采出率，厚煤层取 0.75。 代入数据得：60A3304.2 1.442380.840.750.93 101.65Mt /a （2）带区生产能力计算 带区生产能力按下式计算： 120AK K A （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，取 1； K2带区内掘进出煤系数，取 1.1； A0工作面生产能力，1.65 Mt/a。 代入数据得：A1 1.1 1.651.82Mt/a 矿井设计井型为 1.5Mt/a，带区生产能力为 1.82Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 50 页 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。 带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为盘区采出率。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% （5-3） 带区内工业储量为： 23.45Mt； 带区内实际采出煤量为：21.07Mt； 把数据代入公式 5-3 得： 带区采出率 k=21.07/23.45100% = 89.9% 根据煤炭工业设计规范规定：采（盘）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 89.9%，符合煤炭工业设计规范规定。 5.3 带区车场选型设计 分带斜巷、带区运输平巷和运输大巷均采用胶带输送机运煤，斜巷胶带输送机与带区运输平巷胶带输送机直接搭接，带区运输平巷的胶带输送机将煤运至带区煤仓，运输大巷胶带输送机将煤由带区煤仓运至井底煤仓。 由于带区辅助运输采用矿车运输， 故带区设有材料车场。 带区材料车场如图 5-4 所示。 图 5-4 带区材料车场示意图 材料车场由轨道大巷通过绕道进入材料车场斜巷。车场上部设有绞车房，可以将材料车牵引至材料车场上部存车线。材料车经过材料车场可以进入工作面或者进入带区轨道平巷。绞车房与轨道大巷相连，并设有调节风窗，满足绞车房通风的要求。 由于分带斜巷倾角小，都在 5 左右，所以矿车在分带轨道斜巷中时，局部安设小绞车即可满足运输要求。 由于井田范围不大，井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降小，因此不布置带区变电所。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 51 页 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煤层特征及地质条件 带区所采的 15#煤层平均厚度 6.0 m，煤层平均倾角 5 。煤的容重 1.44 t/m3，普氏系数为 f=2.53.0，内生裂隙比较发育。由于内生裂隙的发育，其断口常具锯齿状及阶梯状。带区内无较大的断层和褶邹构造。 带区的相对瓦斯涌出量为 4 m3/t，绝对瓦斯涌出量为 12 m3/min，该带区属于低瓦斯带区。本煤层无煤尘爆炸危险性，属不易自燃煤层，自燃等级为级。 预计本带区开采时最大涌水量不超过 100 m3/h，正常涌水量为 50 m3/h 对生产影响不大。 煤层直接顶板为黑色泥岩，厚度 3.07m，含有植物化石，底部炭质增多。老顶为灰白色中粒砂岩，厚度 9.32m，其中含黑色矿物、云母，泥质胶结。 直接底板为灰黑色砂质泥岩， 平均厚度为 11.08m。 老底为灰白色之中粒砂岩 （K1砂岩） ，平均为 11.5m，此层砂岩稳定性高。 6.1.2 确定采煤工艺方式确定采煤工艺方式 从煤矿开采的过程来看，采煤工艺主要有综采、普采、炮采三种类型。 就目前煤矿地下开采技术发展趋势看， 综采是采煤工艺的重要发展方向。 它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。但是，综采设备价格昂贵，综采生产优势的发挥有赖于全矿井良好的生产系统、较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管理水平。根据我国的经验和目前的技术水平，综采适用于以下条件：煤层地质条件好、构造少、上综采后能很快实现高产、高效，或者某些地质条件特殊上综采后仍有把握取得较好的经济效益。 普采设备价格便宜，一套普采设备的投资只相当于一套综采设备的四分之一，而产量平均近综采产量的三分之一。普采对地质变化的适应性比综采强，工作面搬迁容易。对推进距离短、形状不规则、小断层和褶曲较发育的工作面，综采的优势难以发挥，而采用普采则可以取得较好的效果。 与综采相比， 普采操作技术比较容易掌握， 组织生产比较容易。因此，普采是我国中小型矿井发展采煤机械的重点。 炮采工艺的主要优点是技术装备少，适应性强，操作技术容易掌握，生产技术管理比较简单，是我国目前采用仍然较多的一种采煤工艺，但是，由于炮采单产和效率低、劳动条件差，根据我国的技术政策，凡条件适于机采的炮采面，特别是在国有重点煤矿都要逐步改造成普采面。 本带区内煤层赋存稳定，煤层属厚煤层，适合采用综采和普采工艺方式，不适宜用炮采，可以用普采或综采。但普采年产量不大，无法满足本矿井的产量要求，加上本带区内分带长较大， 故最终决定采用综合机械化采煤方式。 这样也符合了矿井高产、 高效的要求，并取得较好的经济效益。 但是就综合机械化开采而言，6.0m 的厚煤层又存在几种不同的开采工艺与方法：分层综采；大采高综采；放顶煤综采。它们各有优缺点，下面比较如下： 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 52 页 （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等设备尺寸小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为 2.0-3.5m，回采工作面煤壁增压小，不易片帮，生产环节良好；工作面采出率高，可达 93-97%以上。 缺点： 巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，产量提高困难；开采投入高。分层开采时人工铺网劳动强度大，费用高；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）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： 对于煤层厚度比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易片帮；采高固定，适应条件单一，不适宜于煤层厚度变化较大的情况；且要求采用强力支架和刮板运输机，工作面设备配套成本高。 （3）放顶煤综采工艺 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、煤层赋存条件有更强的适应性。 缺点： 煤损较多， 工作面回收率低； 煤尘大， 放煤时煤矸界线难以区别， 使得煤炭含矸率高，影响煤质；有自然发火、瓦斯积聚的隐患， “一通三防”难度稍大。 比较上述厚煤层开采的三种工艺方式， 分层开采经济效益较差， 不利于矿井实现高产、高效，故不选用。由于本矿煤厚 6.0m，煤层内生裂隙发育，采用大采高综采时，煤壁极易片帮，不好控制。又由于带区为低瓦斯区域，瓦斯防治方面不存在大的问题，故适宜采用放顶煤综采工艺。而对于自然发火，在保证顶煤放落充分的前提下，可以通过采空区灌浆等措施予以解决。 6.1.3 回采工作面参数回采工作面参数 工作面选择后退式回采，有利于回采巷道维护和通风。工作面推进长度为 1482m，煤层平均厚度为 6m。放顶煤的步距为 0.800m，即为一个采煤机的截深。 （1）工作面长度的确定 综合机械化采煤工作面长度一般为 150220m，每个工作面长度尽可能保持一致，综合以上几个因素最终确定工作面长度为 209m。 以首采带区为例， 带区倾向垂直长度 1482m，布置 8 个工作面，每两个工作面间留 3m 的护巷煤柱。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 53 页 （2）工作面区段平巷参数 根据准备中连续采煤机及其配套设备的尺寸，以及无级绳的尺寸，确定辅助运输斜巷断面均为宽 5m，高 3m；运输斜巷宽 5m，高 3m。均属于矩形断面。具体的支护方式，以及断面参数等，在后面的章节详细介绍。 （3）工作面两巷间煤柱 采用单巷掘进，巷道间均留设 3m 宽的护巷煤柱。 根据三机配套原则，确定工作面设备配套如表 6-1。 表 6-1 工作面配套设备 序号 项目 设备型号 制造厂家 1 采煤机 MGTY400/930-3.3D 太原矿山机械厂 2 液压支架 ZFS6200/18/35 北京煤矿机械厂 3 刮板输送机 SGZ-1000/1400 张家口煤矿机械有限公司 6.1.4 采煤工作面破煤、装煤方式采煤工作面破煤、装煤方式 1采煤工作面破煤、装煤方式 工作面的破煤和装煤均由采煤机螺旋滚筒完成，部分遗留碎煤由输送机上的产煤板转入溜槽。 2工作面设备选型 （1）采煤机选型 采煤机应具有的最小生产能力： /hyQQ fDTK （6-1） 式中： Qh采煤机应具有的最小生产能力，t/h； Qy设计工作面年产量，t； f能力富余系数，取 1.4； 年生产天数，； 每日采煤机生产时间，； 采煤机开机率，取.。 所以：1500000 1.4/(330 16 0.6)662.8 /680 /hQt ht h 采煤机平均牵引速度： / 60chVQBH C （6-2） 式中： Vc采煤机的平均牵引速度，m/min； B采煤机截深； H采高，m； 煤的容重，1.44t/m3； C工作面采出率，厚煤层取 0.93。 所以：680/(60 0.8 6 1.44 0.93)1.76/mincVm 采煤机所需装机功率 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 54 页 根据采矿工程设计手册（上） ，当平均采高为 6m，电动机功率为 930kw，煤层高度增加 10%，电动机功率增加 3%左右，考虑到留一定的富余系数，使采煤机在保证生产的前提下有较长的使用寿命， 选择采煤型号为 MGTY400/930-3.3D， 主要技术特征见表 6-2。 校核滚筒直径 滚筒直径一般按最大采高的 0.6 倍选择，且符合标准系列。根据最大采高为 2.4m，滚筒直径应为 1.44m，故选标准滚筒直径 1.8m。适用最大采高 H=2D-0.2=3.5m，采煤机采高满足要求。 （2）刮板输送机选型 刮板输送机生产能力： chcyvQQKKK （6-3） 式中： Qc刮板输送机的生产能力，t/h； Qh采煤机应具有的最小生产能力，t/h； Kc采煤机割煤速度不均衡系数，取 1.2； Ky考虑运输方向机倾角对刮板输送机能力的影响系数； Kv采煤机与刮板输送机相同方向运动时的修正系数，即 /()vcceKVVV （6-4） 式中： Vc采煤机的平均牵引速度，m/min； Ve工作面刮板输送机链速，m/min。 所以：1.76/(1.761.3)3.82vK 680 1.2 1 3.823117 /cQt h 综上所述：选择 SGZ-1000/1400 型刮板输送机，其设计长度 250m，出厂长度 250m，功率为 2700kw，出厂长度为 250m，其主要技术特征见表 6-3。 表 6-2 采煤机技术特征 参数 单位 数量 制造厂家 太原矿山机械厂 采高范围 m 2.23.5 截深 m 0.8 供电电压 kV 3.3 总功率 kW 930 牵引功率 kW 2 55 机面高度 mm 1593 适应煤层倾角 25 适应煤层硬度 f4 最大牵引力 kN 750 牵引速度 m/min 07.712.8 最大卧底量 mm 250 过煤高度 mm 778 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 55 页 滚筒直径 mm 2000 变频器 2 80kVA 400v 0-80Hz 牵引变压器 170Kva AC3300V/400V/50Hz 降尘方法 内外喷雾 机重 t 53 表 6-3 前后刮板输送机技术特征 参数 单位 数量 制造厂家 张家口煤矿机械有限公司 输送能力 t/h 2500 设计长度 m 250 额定电压 V 3300 装机功率 kW 2 700 链速 m/s 1.3 刮板链型式 中双链 链条规格 38 137-C 链条破断负荷 kN 2200 中部槽规格 mm 1500 1000 340 3工作面割煤方式 双向割煤与单向割煤的优缺点比较见表 6-4。 设计矿井为大型矿井，需要工作面生产能力大，而且选用刮板输送机比较先进，能够很好的消除过载现象。因此，工作面选用双向割煤法，即采煤机往返一 表 6-4 双向割煤与单向割煤的优缺点比较 割煤 方式 优点 缺点 双向 割煤 一次采全高，割煤量大， 没有采煤机跑空刀的现象 割煤速度慢，并且在割煤过程中产 生大块煤比较多，经常堵塞，造成刮板 输送机过载现象，造成割煤速度严重下降 单向 割煤 割煤速度快，大块煤可以减少, 刮板输送机过载现象基本可以消除 采煤机跑空刀，煤机司机、支架工的劳 动强度加大，支 架很难拉齐，出现漏顶 时，不能拉超前支架，不能有效地控制漏顶 次为两个循环。 经过比较并综合各方面的因素，确定采用端部斜切进刀双向割煤，采煤机采高范围2.23.5m，截深为 0.8m，设计采高 2.4m，放顶煤 3.6m，设计截深为 0.8m。 进刀方法： 机组割透机头 （机尾） 煤壁后， 将上滚筒降下割底煤， 下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到 0.8m 后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 56 页 向机尾（机头）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 30m 左右，进刀方式如图 6.1 所示。 图 6-1 割三角煤断头斜切进刀方式示意图 6.1.5 采煤工作面支护方式采煤工作面支护方式 （1）支架布置 回采工作面的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、采高等条件选用北京煤矿机械厂生产的 ZFS6200/18/35 型放顶煤液压支架。从工作面机头到机尾分别布置中间架 139 架，机头机尾出分别布置断头支架 3 架，共计 145 架。支架技术特征见表 6-5。 （2）支架选型及支护强度验算 确定液压支架的支护强度 采矿工程专业毕业设计手册三机配套图册中放顶煤支架支护强度计算公式为： 0 . 2 19 . 7 6 8pkM (6-5) 式中： p支护强度，kPa； k安全系数，一般为 1.21.5； 上覆岩层的体积力，kN/m3； M设计采高，m； 工作阻力计算公式： Fp Ms (6-6) 式中： F支架工作阻力，kN； p支护强度，kPa； 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 57 页 放顶煤支架造型系数，一般为 1.52； M设计采高，m； s液压支架中心距，一般为 1.5m。 表 6-5 液压支架技术特征 参数 单位 数量 支架型号 ZFS6200/18/35 支架型式 低位放顶煤 支撑高度 m 1.83.5 适用条件 煤层厚度 m 6.010.0 煤层倾角 20 老顶 直接顶 工作阻力 kN 6200 初撑力 kN 5232 操作方式 本架、邻架 支架中心距 mm 1500 支护强度 MPa 0.80.86 最大底板比压 MPa 1.9 泵站工作压力 MPa 31.5 支架重量 t 21.7 生产厂家 北京煤矿机械厂 则所需要工作阻力为：F=9.768 1.5 23 2.40.21 2.0 2.4 1.5=2916kN 支架高度确定 最大高度的计算公式如下： m a xm a x1zHHS (6-7) 式中： Hzmax支架最大支护高度，m； Hmax煤层最大采高，m； S1伪顶或浮煤冒落厚度，m。 则最大高度为：Hzmax =2.4+0.2=2.6 m 最小高度的计算公式如下： m i nm i n2zHHSab (6-8) 式中： Hzmin支架最小支护高度，m； Hmin煤层最小采高，m； S2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。 则最小支护高度为：Hzmin =2.4-0.2-0.05-0.05=2.1m 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 58 页 工作面的移架速度 yccVK V （6-9） 式中： Vy工作面的移架速度，m/min； Kc不均衡系数，取 1.2； Vc采煤机的平均牵引速度，m/min。 所以：Vy=1.2 1.76=2.11m/min 根据以上计算，并符合三机配套原则，选取 ZFS6200/18/35 型液压支架。液压支架的主要技术特征见表 6-5。 支架工作阻力验算 支架支护面积： ()FLCZ （6-10） 式中： F一架支架的支护面积，m2； L支架顶梁长度，m； C端面距，m； Z支架中心距，m。 所以：F=（5.7+0.2） 1.5=8.85 m2 支架支撑顶板有效工作阻力： 310QqF （6-11） 式中： Q支架支撑顶板有效工作阻力，kN； q液压支架的支护强度，MPa。 所以：Q=405 8.85=3584 kN 所需每架支架立柱的总工作阻力应为： /PQ （6-12） 式中： P支架立柱的总工作阻力，kN； 支架的支撑效率，支撑掩护式支架去 85%。 所以：P=3584/0.85=4216 kN 综上计算可知，所选液压支架满足生产和支护要求。 （3）顶板管理 采用全部垮落法处理采空区顶板。 （4）移架及推溜方式 移架采用本架操作，顺序移架方式。移架遵循及时支护原则，采煤机上滚筒割过 13架后，开始伸支架伸缩梁，梁必须与煤壁挤严。采煤机下滚筒割过 35 架后开始移架，边移架，边收回伸缩梁。移架后的端面距不得大于 0.20m，支架要成直线，顶梁要平，必须严密接顶并达到初撑力，操作完毕，将各种手把打回零位。工作面顶板不好时，可采用带压移架方式，工作面顶板严重破碎时，必须割一架，停机伸伸缩梁或拉架管理好顶板，然后开机割另一架处的煤。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 59 页 6.1.6 端头支护及超前支护方式端头支护及超前支护方式 （1）断头支架支护及要求 端头是工作面与斜巷的交界处，空间大，支撑压力在此集中，变形量大，难于维护。上下斜巷受采动影响，压力增大，不易维护。因此，采用端头支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为转载机和输送机移动提供动力；能适应工作面倾角变化。本设计端头支护选用 ZT7500/18/36 型端头支架。其技术特征见表 6-6。 （2）工作面采用 DZ35-20/110Q 型单体液压支柱加长钢梁进行超前支护。单体液压支柱技术特征见表 6-7。 工作面轨道斜巷的超前支护 从工作面煤壁线起向前 30m 内进行超前支护，为三排支设，离工作面煤柱 表 6-6 端头支架主要技术特征 参数 单位 数量 支架型号 ZT7500/18/36 支架型式 端头支架 支撑高度 m 1.83.6 工作阻力 kN 72307500 初撑力 kN 53806030 支架中心距 mm 1500 支护强度 MPa 0.430.55 底板比压 MPa 0.720.8 支架重量 t 21.35 表 6-7 端头支护用单体支柱技术特征 参数 单位 数量 型号 DZ35-20/110Q 支撑高度 最大 mm 3500 最小 mm 2700 伸缩行程 mm 800 额定工作阻力 /kN 200 额定工作液压 MPa 20.65 质量 无液 kg 63 有液 kg 69 侧 0.2m，以及 1m 处各打 30m 一排单体支柱，柱距 1m；距另一侧 0.2m 以及 2.7m 各打一排单体支柱，柱距 1m。 工作面运输斜巷的超前支护 从工作面煤壁线起向前 30m 内进行超前支护，为四排支设，离工作面煤柱侧 0.2m，以及 2.7m 处各打 30m 一排单体支柱，柱距 1m；距另一侧 0.2m 以及 1m 各打一排单体支柱，柱距 1m。 （3）超前支护管理 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 60 页 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，必须严禁在两头作业，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，备品备件码必须放在工作面 70 m 以外。 6.1.7 各工艺过程注意事项各工艺过程注意事项 综采工作面各工艺生产过程中的注意事项： （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 300550 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 0.8m，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 100mm 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 50m，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 3 台端头支架，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 40m 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中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 61 页 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 8m2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 4 m min-1左右。 破碎机锤头高度保持在 150200mm 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。 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 40m 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 回采工作面正规循环作业回采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、 放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。工作面循环进尺 0.8 m。采用“三八”制作业方式：两班生产，一班检修，每个班工作时间 8 小时，均执行现场交接班制。循环方式为生产班每班进 2 个循环，日进 4 个循环。24 小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备见表 6-8。 （2）技术经济指标 循环产量按公式 6-13、6-14、6-15 计算： 1111()QLSMCMCP （6-13） 2222()QLSMCMCP （6-14） 12QQQ （6-15） 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 62 页 表 6-6 劳动组织配备表 序号 工种 一班 二班 检修班 合计 1 班长 3 3 3 9 2 采煤机司机 2 2 2 6 3 刮板输送机司机 2 2 2 6 4 转载机司机 1 1 1 3 5 泵站司机 1 1 1 3 6 胶带输送机司机 3 3 2 8 7 端头维护工 5 5 10 20 8 清煤工 2 2 0 4 9 放煤工 3 3 0 6 10 支架工 4 4 8 16 11 电工 1 1 5 7 12 运料工 1 1 4 6 13 验收员 1 1 1 3 14 送饭工 1 1 1 3 15 合计 30 30 40 100 式中： Q1 割 2.4m 采高段一刀煤产量，t； Q2 割过渡段一刀煤产量，t； Q 循环产量，t； L1 工作面 2.4m 采高段倾斜长度，189m； L2 工作面过渡段倾斜长度，20m； S 循环进度，0.8m； M 工作面中段采高，2.4m； M1 工作面放顶煤高度，3.6m； M2 工作面过渡段采高，取平均值 3m； P 煤的容重，1.44t/m3； C 工作面可采范围内综采回采率，93； C1 工作面可采范围内综采放煤率，80。 则：Q1=189 0.8 （2.4 93%+3.6 80%） 1.44=1113 t Q2=20 0.8 （2.4 93%+3.6 80%） 1.44=118 t Q= Q1+ Q2=1230 t 所以：日产量=Q 日循环数=1230 4=4920t 回采工作面成本主要包括工资、材料消耗、设备折旧费、电力消耗四项费用。参照三矿实际生产情况，取为 20 元。 工作面主要技术经济指标见表 6-7。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 63 页 表 6-7 工作面主要技术经济指标 序号 项目 单位 数量 1 工作面推进长度 m 1056 2 工作面长度 m 209 3 工作面平均倾角 5 4 设计采高 m 2.4 5 放煤高度 m 3.6 6 采放比 1 1：1.5 7 放煤步距 m 0.8 8 煤的容重 t/m3 1.44 9 循环进尺 m 0.8 10 循环产量 t 1230 11 日循环数 个 4 12 日产量 t 4920 13 坑木消耗 m3/万 t 40 14 单体柱用量 根 400 15 乳化液消耗 kg/万 t 400 16 油脂消耗 kg/万 t 200 17 截齿消耗 个/万 t 24 18 炸药消耗 kg/万 t 140 20 雷管消耗 发/万 t 230 21 回采率 % 85 22 吨煤成本 元/t 20 6.2 回采巷道布置 6.2.1 回采巷道布置方式回采巷道布置方式 工作面相对瓦斯涌出量为 4 m3/t，绝对瓦斯涌出量为 12 m3/min，属低瓦斯工作面，故瓦斯的威胁不是很严重。根据以风定产的要求以及第九章通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用 U 型通风方式。回采巷道采用单巷布置与掘进，布置方式为一进风一回风， 每个工作面共布置两条斜巷， 每侧布置一条。 工作面运输平巷布置胶带输送机，兼作回风巷；工作面轨道巷铺设轨道，兼作进风。由于考虑 15#煤邻近层瓦斯影响，在靠近工作面运输平巷 30m 出煤层顶布置一条内错尾巷抽采采空区瓦斯。 由于分带间采用跳采接替，故分带斜巷的掘进不受工作面采动影响，且单巷掘进时可以实现通风等方面的要求。 工作面两侧平巷之间留设 3m 煤柱，该煤柱同时作为分带间保护煤柱。 6.2.2 回采工作面支护参数回采工作面支护参数 （1）回采巷道断面参数 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 64 页 确定辅助运输斜巷断面均为宽 5m，高 3.5m，断面面积为 17.5m2；运煤斜巷宽 5.0m，高 3.5m，断面面积为 17.5m2。 （2）回采巷道支护 两平巷支护特征相同，为锚网支护。 顶板支护 锚杆形式和规格：杆体为 20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度 2.4m，杆尾螺纹为M22，规格型号 20#M222400。 锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为 K2335（先放） ，另一支规格为 Z2360（后放） ，钻孔直径为 28mm，锚固长度为 1300mm。钢筋托梁规格：采用 16mm的钢筋焊接而成，宽度为 100mm，长度 4.8m，规格型号为 1648001006。 托盘：采用拱形高强度托盘，规格为 150 150 8mm。 锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成 30 度角，其余与顶板垂直。 网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号运输斜巷采用 50 50mm、5.2 1.1m，辅助运输斜巷采用 50 50mm、5.2 1.1。 锚杆布置：锚杆排距 1m，每排 6 根锚杆，运输斜巷里间距 0.8m，辅助运输斜巷间距0.8m，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮 250mm。 锚索：单根钢绞线，15.24mm，长度 7.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为 K2335（先放） ，两支规格为 Z2360（后放） 。锚索矩形布置，每排 2 根，排距 2m，间距3m。 巷帮支护 锚杆形式和规格：斜巷煤柱侧为 18mm 圆钢锚杆，长度 2m，杆尾螺纹为 M20,规格型号为 18M202000；工作面一侧煤帮为 18mm 玻璃钢锚杆，长度 2m，杆尾螺纹为M16,规格型号为 18M162000。 锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为 Z2360，锚固长度 690mm。 托盘：采用拱形高强度托盘,规格为 120 120 6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为200 300 50mm 的柱帽，中心孔直径为 30mm。 锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成 10 度，其余的与巷道垂直。 网片规格：斜巷两侧挂铁丝编织金属网护帮, 规格型号：50 50mm、3.7 1.1m。 锚杆布置：锚杆排距 1m，每帮每排 4 根锚杆，间距 700mm。区段运输平巷靠近顶板的巷帮锚杆距顶板 200mm。区段辅助运输平巷靠近顶板的巷帮锚杆距顶板 200mm。帮支护最大滞后顶支护为 3m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。 工作面运输平斜巷、轨道斜巷的巷道断面支护图如图 6-2、6-3 所示。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 65 页 图 6-2 工作面轨道斜巷断面图 图 6-2 工作面运输斜巷巷断面图 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 66 页 7 井下运输 7.1 概述 井下运输设计对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的运输作统筹安排，运输方式与设备的选型，应根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、瓦斯情况、采煤方法等因素确定。 7.1.1 井下运输原始数据井下运输原始数据 矿井设计生产能力为 1.5Mt/a，工作制度为三八制，两班生产，一班检修，每天净提升时间为 16 小时，矿井设计年工作日 330 天。带区内布置一个工作面、两个综掘面，设计综放工作面日产量 4920t/d，掘进面日产量按工作面产量的 0.1 倍考虑为 492t/d。即日总运量为 5412 t。运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。 矿井为低瓦斯矿井，无煤尘爆炸性，属不易自燃煤层，自然发火等级级。 7.1.2 井下运输系统井下运输系统 （1）煤炭运输系统 带区工作面运输系统： 15101 工作面15101 工作面运输斜巷带区运输平巷带区煤仓运输大巷井底煤仓主井地面 综掘面煤炭运输系统： 15102 掘进工作面15102 掘进工作面斜巷带区运输平巷带区煤仓运输大巷井底煤仓主井地面 （2）辅助运输系统 工作面辅助运输系统： 地面副井罐笼井底车场轨道大巷带区材料车场带区轨道平巷15101 工作面运料斜巷15101 工作面 综掘面辅助运输系统：地面副井罐笼井底车场轨道大巷带区材料车场带区轨道平巷15102 掘进工作面斜巷 井下运输系统如图 7-1 所示。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 67 页 图 7-1 井下运输系统图中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 68 页 7.2 煤炭运输方式和设备的选择 7.2.1 煤炭运输方式的选择煤炭运输方式的选择 大中型矿井的盘区要积极采用连续化运输，发展重载下带式输送机。辅助运输要采用高效能、适应性强、单机服务范围广的设备，减少环节逐步发展集装箱运输，逐步实现矿井辅助运输的机械化和连续化。 选择矿井运输方式和设备应符合以下原则： （1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下环节运输能力的配合，以及局部运输与总体运输的统一。 （2）必须做到井上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理地选择不均匀系数和设备能力备用系数；为缓和井上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续，要采区一些缓冲设施，设置煤仓或储车线等。 （3）运输系统尽量简化，注意尽量减少运输转载的次数。 （4）必须使设备的运输、安装和检修方便运行安全可靠，工作条件舒适并考虑运输设备对通风供电要求是否合理，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。 本矿设计生产能力 1.5Mt/a，属于大型矿井，高产高效，集中生产。为保证煤流的连续性，选用带式输送机运煤。 7.2.2 带区煤炭运输设备选型及验算带区煤炭运输设备选型及验算 （1）设备选型 结合第六章中工作面设备选型，确定如下带区设备选型，见表 7-1。 表 7-3 带区煤炭运输设备选型一览 设备位置 设备名称 设备型号 台数 分带工作面 刮板输送机 SGZ1000/1400 2 分带运输巷 转载机 PF4-1132 1 破碎机 Wb1418 1 胶带输送机 ST800S 1 带区集中运输巷 胶带输送机 SST-2500 1 各设备的技术特征见表 7-2、7-3、7-4、7-5。 （2）运输能力验算 设计综放工作面采煤机最大瞬时出煤能力为 1511 t/h，工作面刮板运输机生产能力为2500 t/h，转载机的生产能力为 2500 t/h，破碎机通过能力为 3000 t/h，胶带机通过能力为2500 t/h。带区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。 7.2.3 运输大巷设备选择运输大巷设备选择 回采工作面掘进面同时生产的最大瞬时出煤能力为 1662 t/h，带区设缓冲煤仓。回采 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 69 页 表 7-2 PF4-1332 型转载机技术特征 项目 单位 技术特征 型号 PF4-1332 生产能力 t/h 2750 总装机功率 kW 315 电压等级 V 1140 链速 m/s 1.54 长度 m 27.5 宽度 m 2.9 中部槽尺寸 长 mm 1500 宽 mm 1188 高 mm 284 表 7-3 Wb1418 型破碎机技术特征 项目 单位 技术特征 型号 Wb1418 通过能力 t/h 3000 整机重量 t 19 总装机功率 kW 315 电压等级 V 1140 入料口尺寸 mm mm 1700 900 出料块度 mm 250 450 可截割煤硬度 10Mpa 8 表 7-4 ST800S 型胶带输送机技术特征 项目 单位 技术特征 胶带型号 ST800S（阻燃抗撕裂） 运量 t/h 2200 带宽 m 1.4 带速 m/s 4 机长 m 1200 倾角 15 胶带强度 N/mm 800 驱动形式 头部单传动滚筒单电机驱动 主电机 YB450S2-4 减速器 B2SH10-12.5 限矩型液力偶合器(防爆) YOXF650 拉紧形式 传动滚筒松边液压绞车自动拉紧 液压绞车自动拉紧装置 YZL-150，拉力 T150kN 工作面运输斜巷带式输送机和掘进面带式输送机均直接和带区运输集中巷带式输送机搭接，煤炭由带区煤仓进入大巷联络巷转载机，而后直接进入大巷带式输送机。大巷带式输中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 70 页 送机承担全矿 1.5 Mt/a 煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。胶带大巷装备一台 SST-2500 型胶带输送机，输送能力 2500t/h。其特征见表 7-6。 表 7-5 SST-2500 型胶带输送机技术特征 项目 单位 技术特征 型号 SST-2500 生产能力 t/h 2500 皮带宽度 mm 1400 电压等级 V 1140 带速 m/s 3.5 表 7-7 SST-2500 型胶带输送机技术特征 项目 单位 技术特征 型号 SST-2500 生产能力 t/h 2500 皮带宽度 mm 1400 电压等级 V 1140 带速 m/s 3.5 7.3 辅助运输方式和设备选择 7.3.1 辅助运输方式选择辅助运输方式选择 根据矿井地质条件（低瓦斯） ，并且考虑到辅助运输大巷布置于岩层当中，且坡度在井田两翼均满足要求轨道运输的要求，只是在井田中央存在一段坡度为 7 长度为 492m 的斜巷。故设计矿井生产前辅助运输大巷内采用架线式电机车牵引矿车运输为主，到矿井生产后期进入井田东翼，由于辅助运输大巷存在一段斜巷，故设计斜巷段采用齿轨机车牵引矿车，进入平巷段以后可根据需要换架线式机车或者不调换机车。故矿井生产进入井田东翼以后，需要在轨道大巷斜巷段铺设齿轨 520m，并且需增加两台齿轨机车。 7.3.2 辅助运输设备选择辅助运输设备选择 辅助运输小矿车选用 MG1.7-6A 型 1.5 吨固定厢式矿车，其性能参数见表 7-8。架线电机车式选用 ZK10-6/550 型，其性能参数见表 7-9。齿轨机车选择常州科研中心的 CK-66型，性能参数见表 7-10。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 71 页 表 7-8 1.5t 固定箱式矿车性能参数 项目 单位 技术特征 型号 MG1.7-6A 容积 m3 1.7 装载量 t 1.5 最大装载量 t 2.7 轨距 mm 600 轴距 mm 750 外型尺寸 mm 2400 1050 1200 质量 kg 718 表 7-9 ZK10-6/550 型直流架线式电机车性能参数 项目 单位 技术特征 型号 ZK10-6/550 粘着质量 T 10 轨距 mm 600 最小曲率半径 m 7 受电器高度 mm 18002200 固定轴距 mm 1100 主动轮直径 mm 680 连接器距轨面高度 mm 270 外型尺寸 mm 4500 1060 1550 制动方式 电阻机械 小时制牵引力 N 15092 速度 小时制 km/h 11 最大 km/h 25 牵引电动机 型号 ZQ24 额定电压 V 550 小时制功率 kW 24 台数 台 2 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 72 页 表 7-10 CK-66 型齿轨车性能参数 项目 单位 数量 型号 CK-66 柴油机功率 kW 66 启动方式 液压蓄动 轨道类型 矿用 11#工字钢改制或普轨 最大牵引力 kN 粘着 45；齿条 100 最大速度 m/s 3 制动力 kN 120 转弯半径水平/垂直 m 6/12 液压系统工作压力 MPa 25 最大坡度 粘着 6；齿条 14 外形尺寸 mm 8890 1100 1600 机车自重 t 14 齿轮模数 32 齿厚 mm 25 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 73 页 8 矿井提升 8.1 矿井提升概述 进行矿井提升设计的原始条件与数据见表 8-1： 表 8-1 矿井提升设计的原始条件 项目 单位 数量 矿井设计生产能力 Mt/a 1.5 矿井服务年限 a 57.9 开拓方式 - 主斜井副立井 水平数目 - 1 水平标高 m 570 矿井工作制度 - 三八制 矿井年工作日 d 330 日净提升时间 h 16 矸石量 Mt/a 0.15 煤的体积质量 t/m3 1.44 矸石的体积质量 t/m3 2.6 煤的松散系数 - 1.15 矸石的松散系数 - 1.4 矿井瓦斯等级 - 低 煤尘爆炸危险性 - 无 自然发火等级 - 最大班下井人数 人 40 矿车类型 - 1.5 吨固定厢式矿车 主斜井筒断面为半圆拱形，倾角为 16，斜长 1604m。其中净直径 5.0m，净断面积16.3m2，采用带式输送机进行煤炭提升。副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为 7.2 m，断面积 40.71 m2，深度 369m，采用罐笼提升，主要负责人员、材料、矸石等的升降。 8.2 主副井提升 8.2.1 主井提升主井提升 （1）设备选型 设计矿井井型为 1.5Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主斜井带式输送机提运至地面。主斜井井筒斜长 1604m，装备一台宽度 B=1400mm，带速 V=4m/s，=16的钢绳芯带式输送机，输送能力 1600t/h，采用 CST 可控启动装置 2 套，实现头部双滚筒驱动，配 YJS500-4型电动机 2 台，采用尾部重载车式拉紧方式。主斜井带式输送机选型计算主要技术参数见表 8-2。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 74 页 表 8-2 主斜井带式输送机技术参数 项目 单位 参数 带宽 mm 1400 运量 t/h 1600 带强 N/mm ST2500 阻燃 带速 m/s 4 轴功率 kW 1207 功率分配 1：1 拉紧 - 尾部重载车式拉紧 胶带安全系数 - 7.97 驱动滚筒直径 mm 1280 驱动控制方式 - CST 加鼠笼电动机 电机台数及功率 kW 2 800（防暴） 减速器型号及速比 - CST750KVi=24.57/2 台 驱动滚筒布置及个数 - 头部双滚筒 （2）提升能力验算 矿井设计日产量为 4920t，设计净提升时间为 16h,平均每小时提升量为 307.5t，小于主斜井胶带输送机提升能力。 设计综放工作面采煤机和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为 1511t/h， 主斜井输送机运输能力为 1600t/h，两者基本持平。而且在主斜井井底设置有一容量 1100t 的煤仓，可以起到一到的缓冲作用，同时也提高了运输与提升系统的可靠性，防止提升系统一旦出现故障，不影响工作面正常的生产与出煤。 故主斜井提升系统满足要求。 8.2.2 副井提升副井提升 （1）罐笼 副井担负矿井的辅助运输，井下生产所需的设备、材料及工作人员均由副井运送。副井深度 388 m，装备一对双层两车（3 t）罐笼带平衡锤。 罐笼的技术特征见表 8-3。 （2）提升机 选用德国 SIEMAG 公司两套 4 4 绳落地式摩擦轮提升机，每台电机功率为 1250 kW，47.75 rpm，交流低速同步电动机，6 脉动交-交变频供电，全数字计算机控制系统，提升机主要特征见表 8-4。 （3）提升钢丝绳 主钢丝绳由德国 SIEMAG 公司配套供货，选用三角股镀锌钢丝绳，尾绳选用国产钢丝绳，技术参数如表 8-5。 （4）操车与进出车方式 井上井下对应两股道，设有电动式推车和气动摇杆、阻车器等操车设备。两台提升机升降人员物料方式为井底提灌换层，井口沉罐换层。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 75 页 表 8-3 罐笼技术特征表 序号 项目 单位 技术特征 1 进出车方式 双侧 2 罐 道 布置方式 双侧、钢罐道 钢轨规格 kg/m 38 间距(C) mm 1590 3 主 要 尺 寸 A mm 4000 B mm 1460 C mm 860 D mm 795 4 罐笼自重 t 5.808 5 允许乘载人数 人 56 6 最大终端载荷 t 15.2 表 8-4 主提升机技术特征表 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 m/s 产地 副井 落地摩擦轮 4 4 172 1250 交-交 10 德国 表 8-5 副井提升钢丝绳技术参数 项目 主绳 尾绳 型号 三角股镀锌 8 4 19-178 28 直径(mm) 42 178 28 单位重量(kg/m) 7.5 15.05 抗拉强度(N/mm2) 1670 1372 每根绳总破断力(kN) 1289 根数 4 2 安全系数 大件设备 10.31 矸石物料 11.63 人员 14.92 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 76 页 9 矿井通风与安全 9.1 矿井概况、开拓方式及开采方法 9.1.1 矿井地质概况矿井地质概况 阳泉三矿井田位于阳泉市之西部，距阳泉市中心 7.5 公里。地理坐标：东经 1132111331北纬 37513756。东部以蒙村河为界与一矿相邻，西部以保安河沟水流中心线为界与新景矿相连，北部以本局任意带独立坐标系统纬线 106.500109.000m 为界与一矿井田相连， 南部以桃河洪水位线为界与新景矿井田隔河相望。 井田东西长 7.6 km，南北宽 3.0 km，总面积约为 21 km2。 矿井设计生产能力 1.5Mt/a， 服务年限为 57.9a。 可采煤层为15#煤层， 其平均厚度 6.0m，平均倾角 5，煤质稳定，硬度中硬，普氏系数为 2.53.0，煤层平均容重为 1.44 t/m3。矿井属低瓦斯矿井， 全矿井瓦斯相对涌出量为 4m3/t， 煤层属不易自燃煤层， 发火等级为级，煤尘无爆炸性危险。 9.1.2 开拓方式开拓方式 井田采用主斜副立单水平带区式开拓，水平标高为+570m，井田划分为六个带区，两个盘区，分别为北一带区、北三带区、东七带区、南二带区、南四带区、东八带区、西五盘曲和西六盘区，首采带区北一带区位于井田的西翼，大巷的北侧。 9.1.3 开采方法开采方法 为了达到设备的合理利用、方便一二盘区的两翼开采以及达到矿井的设计产量，在盘区内布置一个综放工作面， 工作面长度为 209m。 采用单巷掘进， 留 3m 宽的护巷煤柱。 综放工作面生产能力为 4920t/d，每日推进度为 3.2m，采煤机选用 MGTY400/930-3.3D 型采煤机，设计截深 0.8m，日进 4 刀。 9.1.4 变电所、充电硐室、火药库变电所、充电硐室、火药库 井底车场设变电所、充电硐室，首采带区内不再设置变电所，火药由井底车场火药库提供。以上各硐室均需独立通风。 9.1.5 工作制、人数工作制、人数 各工作面均采用三八工作制，即两班采煤一班检修。 井下同时作业人数最多为 240人，综采工作面最大同时工作人数为 60 人，综掘面最大同时工作人数为 40 人。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 77 页 9.2 矿井通风系统的确定 9.2.1 矿井通风系统的基本要求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）工业广场不得受扇风机的噪音干扰； （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，采区尽可能独立通风； （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。 9.2.2 矿井通风方式的选择矿井通风方式的选择 确定矿井通风方式时，应主要考虑以下两种因素： （1）自然因素 煤层赋存条件、埋藏深度、冲积层深度、矿井瓦斯等级。 （2）经济因素 包括井巷工程量、设备装备费、通风运行费等。 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其中选择。下面对这几种通风方式的优缺点适用条件列表比较，见表 9-1。 结合本矿的实际条件，本煤层属于低瓦斯煤层、煤尘无爆炸危险性，考虑到井田范围较大， 走向长度达。 为了尽快出煤， 前期采用中央并列式通风， 副井进风， 中央风井回风；后期在井田的东西翼各布置东西翼风井进行两翼对角式通风， 副井进风， 东西翼风井回风。 9.2.3 矿井主要通风机工作方式的选择矿井主要通风机工作方式的选择 煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下： （1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全； （2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。 （3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。 （4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 78 页 小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工 表 9-1 矿井主要通风方式比较 项目 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，出煤较快 通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场无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 作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。 （5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。 （6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。 综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。而矿井生产能力大，且周围小煤窑较少，采用抽出式通风比较安全，漏风小。因此，根据矿井的条件，确定该矿井采用抽出式通风。 9.2.4 带区通风系统的要求带区通风系统的要求 （1）带区通风总要求： 能够有效地控制带区内风流方向、风量大小和风质； 漏风少； 风流的稳定性高； 有利于排放沼气，防止煤尘自燃和防尘； 有较好的气候条件； 安全经济合理技术。 （2）盘区通风的基本要求： 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 79 页 每个盘区必须有单独的回风道， 实行分区通风， 回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联； 工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定； 煤层倾角大于 12时，不能采用下行风； 回采工作面的风速不得低于 1 m/s； 工作面回风流中沼气浓度不得超过 1%； 必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求； 要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通； 机电硐室必须在进风流中； 采空区必须要及时封闭； 要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。 9.2.5 工作面通风方式的选择工作面通风方式的选择 工作面通风有上行风和下行风之分， 但是本矿井采用带区式准备方式，工作面倾角比较小，上行风和下行风的区别不是很大。只是进风和回风巷道的选择对工作面的通风有一定的影响。下面是选择不同的进风回风巷道进行比较： （1）选择运输斜巷作为进风巷，轨道斜巷作为回风巷 风流方向和运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，使风流中的煤尘浓度增大；煤炭在运输过程中所涌出的瓦斯，使进风流中的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全条件；输送机所散发的热量，使进风流温度升高，从而增大工作面的温度。 （2）选择轨道斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷 选择轨道斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷，虽然避免了上一种方式的缺点，但是，胶带输送机处于回风流中，容易引起瓦斯的爆炸。 结合本矿井的条件，本设计矿井的瓦斯涌出量很小，煤尘无爆炸危险，所以，选择轨道斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷。 工作面通风系统形式主要有U、W、Y、Z、H形，各种形式的优缺点及使用条件如下（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式） ： U形通风： 在区内后退式回采中， 这种通风方式具有风流系统简单、 漏风小等优点，但风流线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护工作量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。 Y形通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量，这种通风方式适用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。 W形通风：当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的只要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放炮烟、煤尘速度快。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 80 页 Z形通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。 H形通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。 对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力确定定采用U形后退式通风方式。 9.3 矿井风量计算 矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，逆风将各地点计算值乘以系数 1.2 就是各用风地点的实际风量，采煤工作面只配计算的风量，两区段平巷的风量乘以系数 1.2.顺风流而下，遇到分风地点则加上其他风路的风量，一起分配给未分风的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。 9.3.1 工作面所需风量的计算工作面所需风量的计算 每个采煤工作面实际需要风量,应按沼气（或二氧化碳）涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。 （1）按瓦斯涌出量计算 低瓦斯矿井的采煤工作面按瓦斯涌出量确定需要风量时，其计算方法按照高瓦斯矿井计算方法，即按工作面回风流中瓦斯尝试不超过 1%计算，公式如下： 100aiaaiQqK (9-1) 式中： Qai第 i 个回采工作面实际需风量，m3/min； qa该采煤工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min； Kai第 i 个回采工作面瓦斯涌出不均衡通风系数， Kai是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比， 须在各个工作面正常生产的条件下， 要进行 1 个月的观测， 得出一系列比值。 通常机采工作面可取 Kai=1.21.6，结合本矿实际，取 Kai1.5。 则工作面需风量为：Qa=100 qa Kai=100 12 1.5=1800 m3/min （2）按工作面气温与风速的关系计算 采煤工作面应有良好的劳动气候条件，起温度和风速应符合下列要求，见表 9-2。 表 9-2 采煤工作面空气温度与风速对应 工作面温度() 15 1518 1820 2023 2326 2628 工作面风速(m/s) 0.30.5 0.50.8 0.81.0 1.01.5 1.52.0 2.02.5 按下式计算： 60aiaiaiQVS (9-2) 式中： 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 81 页 Vai回采工作面风速，m/s； Sai第 i 个回采工作面平均断面积，m2。 因工作面温度为 2426 C，取 Vai=1.8m/s。对于综放工作面，取 Sai=22m2。故工作面需风量为：Qai=60 1.8 22=2376 m3/min （3）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。 4a ia iQN (9-3) 式中： Nai第 i 个工作面同时工作的最多人数，取 60 人。 每人每分钟供给 4 m3的规定风量，则工作面需风量为：Qai =4 60=240 m3/min 由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：Qam =2376 m3/min （4）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 0.25 m/s，最高风速为 4 m/s 的要求进行验算。 对每个回采面，有如下验算公式： 按最低风速，有： m i n15aiQS (9-4) 按最高风速，有： m a x240aiQS (9-5) 式中： Sai第 i 个工作面的平均断面积，m2。 对于综放工作面，取 Sai=22m2，则有：Qmin=15 22=3302376 即有，Qmin Qam Qmax。 由风速验算可知，Qai =2376 m3/min 符合风速要求。 9.3.2 备用面需风量的计算备用面需风量的计算 本矿不设备用面，因此无需计算。 9.3.3 掘进工作面需风量掘进工作面需风量 掘进工作面需风量 Qb按下式进行计算： (9-6) 式中： Qbi第 i 个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，m3/min。 每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量和人数等规定要求分别进行计算，并取式中最大值，最后需进行风速验算。 各掘进工作面所需风量计算如下： 1nbbiiQQ中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 82 页 （1）按瓦斯涌出量计算 100bibibiQqK (9-7) 式中： Qbi第 i 个掘进工作面实际需风量，m3/min； qbi第 i 个掘进工作面回风流中绝对瓦斯涌出量，m3/min； Kbi第 i 个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数。 煤巷掘进工作面日产量为 492 t，由相对瓦斯涌出量为 4 m3/t，则绝对瓦斯涌出量为：qbi =492 4/（60 24）=1.37 m3/min 取 Kbi1.9，则工作面需风量为：Qbi =100 1.37 1.9=260.3 m3/min （2）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。 4b ib iQN (9-8) 式中： Nai第 i 个工作面同时工作的最多人数，取 30 人。 掘进工作面按每人每分钟供给4 m3的规定风量， 式中煤巷掘进面班最大人数为30人。 煤巷掘进面需风量：Qbi =4 30=120 m3/min （3）按局部通风机的实际吸风量计算 (15 )biQQSI扇 （9-9） 式中： Q扇局部通风机实际吸风量，m3/min； S 安设局部通风机的巷道断面，m2； I 掘进工作面同时工作的局部通风机台数。 局部通风机为 FD-1No7.1/30 型，吸风量 600370 m3/min，取=600 m3/min；安设局部通风机的断面分别为 17.5m2和 17.5m2，取=17.5m2；同时工作的局部通风机台数为 1 台。 所以： Qbi=862.5 m3/min 以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为： Qbi=862.5 m3/min， 所以取 Qbi=863 m3/min。 （4）按风速进行验算 对每个掘进工作面，应进行如下风速验算。 按最低风速：15bibiQS (9-10) 按最高风速：240bibiQS (9-11)式中： Sbi第 i 个掘进工作面的平均断面积，m2。 对于分带斜巷掘进工作面，根据前面第六章设计，其值为 Sbi =17.5。 则有：33bi262.5m /minQ4200m /min Qbi=863m3/min 符合风速要求，因此，取掘进面所需风量 Qbi=863 m3/min。 同时掘进的工作面有两个，因此，掘进面总需风量为 Qb=1726 m3/min。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 83 页 9.3.4 硐室需风量硐室需风量 根据资料记载硐室通风标准的经验数据，各种硐室需要的风量见表 9-3。 表 9-3 硐室需风量表 硐室名 需风量m3/min 检修硐室 120 充电硐室 150 绞车房 150 火药库 150 其他硐室 200 合计 770 9.3.5 其它巷道所需风量其它巷道所需风量 各个其它巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值，这里按矿井总需风量的 10%计算。 9.3.6 矿井总风量计算矿井总风量计算 （1）按采煤，掘进，硐室及其它地点实际需要风量的总和计算 （9-12） 式中： Q矿井的总进风量，m3/min； Qa采煤工作面和备用面所需风量，2376 m3/min； Qb掘进面所需风量，1726 m3/min； Qc硐室所需风量，770 m3/min； Qd其它地点所需风量之和按矿井总需风量的 10%计算； Kt矿井通风系数，取 1.2。 所以：3Q(23761726770) 1.1 1.26431m /min （2）按井下同时工作的最多人数计算 4tQNK （9-13） 式中： N井下同时工作的最多人数，240 人； Kt矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取 1.2。 所以：3Q4 240 1.21152m /min 通过以上计算，则矿井总回风量为 6431 m3/min 9.3.7 风量分配风量分配 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系数就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下区段平巷的风量乘以系数。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()abcdtQQQQQK中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 84 页 量，直至确定进风井的风量，风量分配见表 9-4。 表 9-4 风量分配表 用风地点 需风量 m3/min 采煤工作面斜巷 2851 掘进工作面 2071 各硐室需风合计 924 其它巷道 585 总风量 6431 经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。井巷风速验算结果见表 9-5。 表 9-5 井巷风速验算表 井巷 限速 m/s 风量 m3/min 有效断面 m2 实际风速 m/s 备注 低 高 中央风井 15 6431 15.9 6.74 符合 副井 8 6100 40.71 2.50 符合 主井 12 331 16.3 0.34 符合 采煤工作面 0.25 4 2376 22 1.80 符合 分带运输斜巷 0.25 6 2851 17.5 2.72 符合 运输大巷 0.25 8 331 14.3 0.39 符合 轨道大巷 1 8 6100 14.3 7.11 符合 回风大巷 8 6431 14.3 7.50 符合 9.4 矿井通风阻力计算 矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据， 所以， 在选择矿井主要通风机之前，必须首先计算通风总阻力。 按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力一般占通风阻力的 90%左右，时矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。 主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、困难时期的最大阻力路线。 9.4.1 容易和困难时期矿井最大阻力路线确定容易和困难时期矿井最大阻力路线确定 （1）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。 本设计只对开采 15#煤： 风容易时期的采煤方案 北三带区首采工作面 15301 工作面开采到结尾的时候，布置两个煤巷掘进头。 通风困难时期的采煤方案 北一带区首采工作面 15101 工作面刚开始形成，布置两个煤巷掘进头。 （2）通风容易时期路线： 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 85 页 副井井底车场轨道大巷带区进风运料车场带区轨道平巷分带轨道斜巷15301 工作面分带运输斜巷带区运输回风平巷带区回风斜巷回风大巷回风石门中央风井 通风容易时期网络图及立体图，分别如图 9-1、9-3 所示。 （3）通风困难时期路线： 副井井底车场轨道大巷带区进风运料车场带区轨道平巷分带轨道斜巷15101 工作面分带运输斜巷带区运输回风平巷带区回风斜巷回风大巷回风石门中央风井 通风容易时期网络图及立体图，分别如图 9-2、9-4 所示。 图 9-1 通风容易时期网络图 图 9-2 通风困难时期网络图 9.4.2 矿井通风阻力计算矿井通风阻力计算 沿着阻力最大的风路，分别用下式计算出风路中各段井巷的摩擦阻力： ( 9-14 ) 式中： hfr各段井巷的摩擦阻力，Pa； ai井巷摩擦阻力系数，N s2/m4； li井巷长度，m； Ui井巷净断面周长，m； Qi分配给井巷的风量，m； Si井巷净断面积，m2。 通风容易与困难时期摩擦阻力计算分别见表 9-6 与表 9-7。 23/ifiiiiUQh lS 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 86 页 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 87 页 图 9-3 通风容易时期立体图 1-主井，2-副井，3-中央风井，4-井底车场，5-轨道大巷，6-回风大巷，7-带区进风运料车场，8-绞车房，9-带区轨道平巷，10-带区运输回风平巷，11-分带轨道斜巷，12-分带运输斜巷，13-分带内错尾巷，14-工作面，15-带区回风斜巷，16-分带轨道斜巷掘进头，17-分带运输斜巷掘进头，18-回风石门 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 88 页 图 9-4 通风困难时期立体图 1-主井，2-副井，3-中央风井，4-井底车场，5-轨道大巷，6-回风大巷，7-带区进风运料车场，8-绞车房，9-带区轨道平巷，10-带区运输回风平巷，11-分带轨道斜巷，12-分带运输斜巷，13-分带内错尾巷，14-工作面，15-带区回风斜巷，16-分带轨道斜巷掘进头，17-分带运输斜巷掘进头，18-回风石门 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 89 页 表 9-6 通风容易时期摩擦阻力计算表 巷道 支护 a 104 L/ U/ S/ Q/ Q/ hfr/ 名称 方式 (N s2/m4) (m) (m) (m2) (m3/min) (m3/s) (Pa) 副井 钢筋混凝土 350 369 22.61 40.71 6100 101.67 44.74 井底车场 砖砌碹 70 300 18 19.25 6100 101.67 54.77 轨道大巷 锚喷 70 265 14.8 14.3 6100 101.67 97.04 带区进风运料车场 锚喷 80 90 13.2 12.4 5806 96.77 46.68 带区轨道平巷 锚网 150 1564 13.8 13.2 2851 47.52 317.82 分带轨道斜巷 锚网 150 813 17 17.5 2851 47.52 87.34 工作面 液压支架 320 209 20.6 22 2376 39.60 20.29 分带运输斜巷 锚网 150 813 17 17.5 2851 47.52 87.34 带区运输回风平巷 锚网 150 1564 13.8 13.2 2851 47.52 317.82 带区回风斜巷 锚网 150 28 13.2 12.4 3586 59.77 10.39 回风大巷 锚喷 70 173 14.8 14.3 6431 107.18 70.41 回风石门 锚喷 70 15 13.8 13.2 6431 107.18 7.24 中央风井 钢筋混凝土 350 360 15.9 14.13 6431 107.18 815.82 合计 1977.69 表 9-7 通风困难时期摩擦阻力计算表 巷道 支护 a 104 L/ U/ S/ Q/ Q/ hfr/ 名称 方式 (N s2/m4) (m) (m) (m2) (m3/min) (m3/s) (Pa) 副井 钢筋混凝土 350 369 22.61 40.71 6100 101.67 44.74 井底车场 砖砌碹 70 300 18 19.25 6100 101.67 54.77 轨道大巷 锚喷 70 1377 14.8 14.3 6100 101.67 504.25 带区进风运料车场 锚喷 80 90 13.2 12.4 5806 96.77 46.68 带区轨道平巷 锚网 150 1376 13.8 13.2 2851 47.52 279.61 分带轨道斜巷 锚网 150 813 17 17.5 2851 47.52 87.34 工作面 液压支架 320 209 20.6 22 2376 39.60 20.29 分带运输斜巷 锚网 150 813 17 17.5 2851 47.52 87.34 带区运输回风平巷 锚网 150 1376 13.8 13.2 2851 47.52 279.61 带区回风斜巷 锚网 150 28 13.2 12.4 3586 59.77 10.39 回风大巷 锚喷 70 944 14.8 14.3 6431 107.18 384.22 回风石门 锚喷 70 15 13.8 13.2 6431 107.18 7.24 中央风井 钢筋混凝土 350 360 15.9 14.13 6431 107.18 815.82 合计 2460.29 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 90 页 表 9-8 风路总摩擦阻力 容易时期 困难时期 阻力（Pa） 1977.69 2460.29 9.4.3 矿井通风总阻力矿井通风总阻力 容易时期通风总阻力： 1.1mefehh (9-15) 困难时期通风总阻力： 1.15mlfdhh (9-16) 式中： 1.1、1.15为考虑风路上有局部阻力的系数； hme、hmd矿井通风困难和容易时期的总阻力； hfe、hfd矿井通风困难和容易时期的摩擦阻力之和。 则容易时期通风总阻力为： hme1.1 1977.692175.46 Pa 则困难时期通风总阻力为： hmd1.15 2460.292829.33Pa 且容易与困难时期总阻力值均小于 2940Pa。 9.4.4 矿井总风阻和矿井总风阻和总等积孔总等积孔计算计算 矿井通风总风阻计算公式：2/Rh Q （9-17） 矿井通风等积孔计算公式：1.1917/AQh （9-18） 式中： A等积孔，m2； h矿井的通风阻力，Pa； Q通过矿井的总风量，m3/s； R矿井总风阻，N S2/m8； （1）容易时期 总风阻为： Rehe/Q21977.69/(6431/60)20.172 (N S2/m8) 总等积孔： Ae1.1917/0.1720.52.87m2 （2）困难时期 总风阻为： Rhhh/Q22460.29/(6431/60) 20.214 (N S2/m8) 总等积孔： Ah1.1917/0.2140.52.57m2 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 91 页 通风难易程度评价见表 9-9，通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表 9-10。 表 9-9 矿井通风难易程度评价 等积孔(m2) 风阻(N s2/m4) 通风阻力等级 难易程度评价 1.416 大阻力矿 难 12 0.3541.416 中阻力矿 中 2 z=10.7m, the water inrush should take place in terms of Eq.(12). On the other hand, from Eq.(13), we obtain the following equation: Taking z=h=17.8 m into Eq.(15) and calculating w0=w, Therefore, a barrier of at least 17.9m should have been retained to prevent water inrush from the floor through the fault. When the extent of the face advance was 93m, the distance from the coal face to the fault plane was only