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钱吕五 矿井 设计

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辽宁工程技术大学本科生课程设计1带区概况及地质特征1.1带区概况本带区位于井田西侧，带区东西侧分别以两个相邻带区边界线为界，南北侧分别以北纬9700、11100为界。带区走向为1200米，倾斜长1400米。上部标高-850米，下部标高-1000米。回风大巷及运输大巷分别布置在-870水平和-880水平。有三层可采煤层。1.2带区地质情况1.2.1煤层地质条件该带区可采煤层为三层，厚度分别为4.96米、4.72米、4.48米。煤层倾角平均为8，煤层均稳定，无断层无褶曲，无火成岩侵入。煤层含水较少。7煤层顶板坚硬，为石灰岩。12-1煤直接顶为0.3-0.7m的黑色泥岩，往上为灰色条带状砂岩，底板为灰黑色粘土质泥岩。12-2煤底板为石灰岩。如附柱状图1所示：1.2.3煤质煤质较硬，容重为1.35t/m3。1.2.4瓦斯情况及煤的自然煤层属于低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为6m3/t，自燃发火期6个月。煤尘爆炸指数为47%，有爆炸危险。1.2.5水文地质 该带区煤层涌水量较低。2带区储量及服务年限2.1储量（三层煤一起计算） (1)带区工业储量Zg=14001200（4.96+4.72+4.48）1.35=3211.49万t(2)带区边界及煤层运煤、回风平巷煤柱损失量P1=10（1400+1190）2（4.96+4.72+4.48）1.35+（40+40+40）1190（4.96+4.72+4.48）1.35=372.00万t(3)带区分带斜巷间煤柱损失量 （即沿空掘巷损失煤柱量）P2=31252（4.96+4.72+4.48）1.354=28.72万t(4)带区可采储量ZK=Zg（P1+ P2）C=3211.49（372.00+28.72）0.75=2108.08万t(5)带区回采率 带区回采率=100%=（3211.49-372.00-28.72）/3211.49100%=87.5%区内开采损失主要包括；境界煤柱、护巷煤柱、工作面落煤损失等煤柱损失。根据设计规范，对于厚煤层，带区回采率不低于0.75，由上述计算确定本带区的回采率是符合设计规范要求的。2.2带区生产能力及服务年限1.工作制度本矿井设计工作日每年为330d，每天三班采煤，一班检修。每班工作6h，每日提升为16小时。2.循环进度：各回采工作面开采时循环进尺均为0.6m。3.循环产量：2254.960.61.350.93=840.6828t4.日产量： 式中：工作面单产，吨/日L 工作面长度，米日推进度，米采高，米r 容重C 工作面的回采率，93%所以，=2250.694.961.3593%=7566.15t/d5.年产量：设计为240万吨6.可采年限: T=E/A 式中：E可采储量，万吨A平均生产能力，万吨/年T=E/A=2108.08 /249.68=8.44年3带区巷道布置与采煤方法选择3.1巷道布置方案的提出根据该带区的地质及煤层赋存条件，可提出两种巷道布置方案：（1） 多分带带区分煤层准备；（2）相邻分带带区多煤层联合准备方案1：多个分带组成一个带区，由一个带区煤仓，一条带区集中运料斜巷与大巷联系，各煤层分带采用单层准备即煤层群一般不设分带集中巷，开掘为多个分带服务的带区煤层运煤平巷与运料平巷。少开了岩石巷道，提高了掘进速度。方案2：相邻分带组成一个带区，合用一个煤仓，相邻分带不同采，但三层煤同采，通过设置岩石集中分带运输巷与岩石集中分带回风轨道巷将三层煤联系起来。3.2巷道布置方案比较方案1与方案2技术比较有以下优点：岩石巷道少，掘进费用少，提高了掘进速度，缩短了准备时间，特别在综采时，便于采掘衔接。通风系统简单。成本低。经过技术比较，确定方案一为开采方案。方案1与方案2经济比较如附表四：经过方案一与方案二的技术与经济比较，方案一较优，所以采用方案一。4采煤方法及回采工艺4.1采煤方法本带区内共有三层煤，均采用倾斜长壁采煤法，大采高一次采全高，采用综合机械化回采工艺。回采工作面长度为225m。采用四六工作制，三班采煤，一班准备。煤层倾角平均为8。根据煤层赋存条件，采用5分带带区单煤层准备，采用跳采，采完第一分带的煤再采第三分带的煤、第五分带、第二分带，第四分带的煤的顺序开采。4.2回采工艺4.2.1 回采工艺方式的确定回采工艺是人们根据回采工作面煤层的赋存条件，运用某种技术装备进行的生产方式，在回采工作面进行破煤、装煤、运煤、支架及处理采空区等各种工艺。回采工艺选择的原则： （1）尽可能使用机械采煤，达到工作面高产高效。（2）劳动安全条件好。（3）煤炭损失少，回采率高。（4）材料消耗少，成本低。4.2.2 采煤机的工作方式（1）滚筒的位置采用双滚筒采煤机，在运行过程中为了司机操作安全，煤尘少，装煤效果好，前滚筒沿顶板割煤，后滚筒沿底板割煤，并有一定的卧底量，以增加采煤机对底板平整性及输送机槽歪斜的适应能力，避免采煤机、输送机和液压支架因底板不平整而倾斜。（2）采煤机的割煤方式：割煤方式为往返一次割两刀，工作面为端部斜切进刀，割三角煤。斜切进刀长度不小于20米，采煤机截深为0.6m。进刀过程如下：a.当采煤机割煤至工作面 端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机身处尚有一段下部煤，如图a所示。b.调整滚筒位置，前滚筒下降，后滚筒上升，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直，如图b所示。c.再调换两个滚筒上下位置，中心返回割煤至输送机机头处，如图c所示。d 将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，返程正常割煤，如图d所示。(3)工艺过程：采煤机由机头斜切进刀移端头溜子移过度架和端头架采煤机反向空驶采煤机割第一刀煤移架推溜采煤机由机尾斜切进刀进行下一个循环。4.2.3移架方式为了及时支护顶板，采用先移架后推溜的及时支护方式，支架移架方式为依次顺序式移架。4.2.4支护方式工作面采用液压支架支护，端头采用端头液压支架支护。5带区生产系统主要机械设备选型选型原则：液压支架选型应使支护强度与采面矿亚相适应，支架结构与煤层赋存条件相适应，支护断面与通风要求相适应，液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配；采煤机的选型要符合煤层赋存条件如煤层厚度等，满足对生产能力的要求，以及与刮板输送机和液压支架的匹配要求；刮板输送机主要是保证采面落煤生产能力，还有长度与工作面长度相适应，与液压支架和采煤机相适应；转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力，它的溜槽宽度和链速一般应大于工作面输送机；破碎机的l类型和破煤能力应满足工作面生产可能出现的大块煤、岩等的状况需要，与转载机的结构尺寸相适应；可伸缩胶带输送机的选择必须大于转载机的运输能力，单机铺设长度与综采面的推进长度相适应，根据巷道顶底板的条件选择落地式或者吊挂式。经过计算选出以下设备：(1)液压支架：型号：ZY8640/25.5/55型重量(t)： 31中心距(m): 1.5 初撑力(KN)：4400-5230长宽(m）： 6.01.42工作阻力(KN)：8640 支撑高度(m）： 2.55-5.50 支护强度(MPa)： 1.1 本方案采用大采高一次采全厚的采煤方法，就支架支护过程中出现的问题提出一些解决措施：利用较高的初撑力，提高支架的支撑效率，确保采面顶板早期移近量小、移近速度低，提高梁端距控顶处顶板的稳定性。利用伸缩梁或可旋转180度的挑梁，在移架前、采煤后及时支护刚刚暴露的梁前顶板，减少顶板的早期破坏。利用顶梁的侧护板等护顶装置，提高支架对顶板的封闭程度，以此提高支架护顶能力，防止破碎岩块串入回采空间。由于是仰采，利用互帮装置，减少片帮深度和面积，从而提高煤壁的稳定性。利用灵活、快速的操纵阀，保证移架速度快，利用邻架操作，保证移架工安全。同时采用大流量高压液压泵，保证移架速度。 (2)采煤机： 型号：AM500； 电功率：2375kw截深：0.6 m滚筒直径：2.6m牵引速度：0-10.5m/min采高2.7-5.2(3)刮板输送机：型号SGZC-830/500W 铺设长度：250m 运输能力：2000t/h(4)转载机：型号SZQ-40 运输能力：2010t/h(5)可伸缩胶带输送机：型号SDJ-150 储带长度：250m 最大运输长度：1400m 运输能力：2050t/h(6)乳化液泵：型号MRB-110/31.5(7)移动变电站：型号KSGZY-630/66通风与安全6.1回采工作面所需风量计算(1)按瓦斯涌出量计算根据安全规程规定，按回采工作面回风巷道风流中的瓦斯浓度不超过1%的要求，即Q=100qk(m3/min) Q-需要风量，m3/min q-瓦斯绝对涌出量K-瓦斯涌出不均备用风量系数； k=1.5其中q=7566.153/（2460）=15.76m3/min（用地面钻孔抽瓦斯和巷道内抽瓦斯的方法可达到降低采区瓦斯涌出量50%的效果）则，需要风量：Q=10015.761.5=2364.42 m3/min(2)按工作面气温与 风速的关系计算，根据 工作面的空气温度、回采工作面的所需风量： Q=60vsk式中：Q-工作面所需风量，m3/min v-工作面合理风速，曲v=1.5 s-有效通风断面，s=3.375(M-0.3)=15.73， k-采煤 工作面面长调整系数，曲k=1.1则，工作面配风量：Qai=601.515.731.1=1557.27 m3/min(3)按人数计算： Qai=4Nai式中：N-采煤工作面同时工作的最多人数 4-以人数为计算单位的供风标准是对每人每分钟供给4m3的规定风量 Qai=420=80 m3/min(4)经按风速进化验算根据规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s，要求进行验算，即每个工作面的 风量Qai为Qai0.256015.73=235.95 m3/minQai46015.73=3775.2 m3/min 经按瓦斯涌出量、采煤工作面同时工作的最多人数验算。工作面风量最大值，即Qai=2364.42 m3/min6.2掘进工作面所需风量计算(1)按瓦斯涌出量计算Qbi=100qbikbi式中：qbi瓦斯绝对涌出量kbi第i掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数一般取1.5-2.0则 Qbi=10015.761.5=2364 m3/min（2）按人数计算： Qai=4Nai式中：N-掘进工作面同时工作的最多人数 4-以人数为计算单位的供风标准是对每人每分钟供给4m3的规定风量 Qai=420=80 m3/min (3)按局部吸风量计算Qbi=QfiLiQfi第i个掘进工作面局扇的吸风量，常用4、11、28KW的局扇，每台吸风量分别为100、200、350。安设局扇的巷道中的风量，除了满足局扇的吸风量以外，还应保证局扇入口至掘进工作面回风流之间的风速不小于0.15米/秒，以防止局扇吸入循环风和这段距离内风流停滞。Qbi=2002=400 m3/min（局扇台数Li取2）(4)按风速验算每个岩巷掘进工作面的风量为Qai0.256020=300m3/min每个煤巷或半煤巷掘进工作面的风量为Qai0.156020=180 m3/min因有掘进工作面所需总风量为2364 m3/min。6.3硐室所需风量的计算1）带区绞车房Q绞=6080 m3/min2）发热量大的电机硐室需风量Q电=(ANgk)/(60pCpt) m3/min式中：A一个千瓦时的电量变为热当量，3600Kj/minNg硐室中机电设备运转的总功率；K机电设备的运转系数；压气机房为0.2-0.23P空气密度，1.2Kg/m3 Cp空气定压比热，1.0006 Kjt硐室的回风与进风的温差；则Q电=（36001600.23）/601.21.00062=920 m3/min3）带区变电所Q变=60-80 m3/min带区硐室总风量 Qgc=920+80+80=1080 m3/min6.4带区总需风量Q=Qgc+ Qbi +Qai=1080+2364+2364.42=5808.42m3/min考虑到风量备用系数1.21.5即带区总需风量为5808.421.3=7550.95m3/min7巷道断面综采工作面胶带输送机顺槽巷道净断面不宜小于12，回风顺槽净断面不宜小于10，输送机上下山的净断面不宜小于12，运料、通风、和行人上山的净断面，不宜小于10。得出带区巷道尺寸。7.1分带运煤斜巷分带运煤斜巷作为工作面主运输巷道，其内铺设胶带输送机运煤，断面形状为梯形，支护形式为钢棚式支护，巷道的净断面积为14.615，其内铺设皮带，主要运输带区工作面的出煤，兼行人。超前支护采用三排单体支柱加超前抬棚。如附图2所示：7.2分带回风斜巷分带回风斜巷铺设轨道作为带区工作面的辅助运输，采用3吨矿车运输，断面形状为梯形，支护形式为钢棚支护，巷道的净断面积为 13.48，运送矸石、设备、材料。超前支护采用两排单体支柱加超前抬棚。如附图3所示：8. 带区车场及硐室8.1车场形式带区车场为绕道式装车式车场。8.2 调车方式车场为折返式车场，采用顶推调车的调车方式。8.3 带区硐室带区主要硐室有绞车房、煤仓。(1) 绞车房主要是根据绞车的型号及规格、基础尺寸、绞车房的服务年限和所处的围岩性质等进行设计。其位置选择在围岩稳定、无淋水、地压小和易维护的地点，在满足施工、机械安装和提升运输要求的前提下，应尽量靠近上山变坡点，以减少巷道工程量。另外，它与临近的巷道间应有足够的煤柱或岩柱，一般情况下不小于10米，以利于绞车房的维护。该绞车房设在带区运料斜巷的上部，宽度为2.5米，高度3.5米，长度5.0米。(2) 煤仓在带区煤仓的尺寸确定之前，首先对煤仓的容量进行确定：按采煤机连续作业割一刀煤的产量计算煤仓容量QQ =Q0+LMbrC0k1式中：Q0-防空仓漏风留煤量，一般取5-10t;L-工作面长度，米; M-采高，米;b-进刀深度，米;r-煤的容重，1.35吨/立方米;C0-工作面采出率； k1 -同时生产的工作面系数。综采取k1=1；普采时k1=1+0.25n;n=采区内同时生产的工作面数目。圆形断面的直径一般取2-5米，以4-5米为最佳。综上考虑，由于产量较大，煤层间距较大，避免垂直式煤仓的弊端，采用混合式煤仓，垂直部分高度h=30m，倾斜部分长度为20m，煤仓断面为圆形，煤仓直径d=3.5m。并且煤仓中除了防空仓漏风留煤量之外，多留一些煤于煤仓中，在与混合式煤仓的共同作用下，减小煤与煤仓壁之间的碰撞，保证煤的块度和煤仓不被撞破，同时也保证了煤仓不赌仓。带区煤仓用混凝土收口，在煤仓上口设铁箅子，煤仓溜口与装车方向相同，闸门的形式为单扇闸门，开启方式为气动。9 带区生产系统9.1 采准系统自煤层运输大巷开掘带区下部车场、向上开掘带区煤仓和行人进风斜巷，继续开掘煤层运煤集中平巷，与此同时，自回风大巷开掘运料斜巷和绞车房，向上开掘煤层运料集中平巷，此时从煤层集中运料平巷和煤层集中运煤平巷分别开掘分带运煤斜巷和分带回风斜巷，打开切眼将两条巷道连接起来，构成系统，同时掘通一条绞车房回风道通向煤层集中运料平巷。9.2 通风系统运输大巷进风行人斜巷分带运输斜巷工作面分带回风斜巷煤层运料平巷带区运料斜巷回风大巷。9.3 运输系统运煤系统：工作面采出的煤分带运煤斜巷带区煤仓运输大巷地面。排矸系统：工作面分带回风斜巷煤层运料平巷带区运料斜巷回风大巷。运料系统：回风大巷带区运料斜巷煤层回风平巷分带回风斜巷工作面。10带区的主要经济指标表10.1工作面设备明细表（如附表一）10.2工作面劳动组织表（如附表二）编制原则：a、出勤的工种必须与循环图表中的作业时间相对应。b、出勤工数必须按国家规定的人员配备，综采队不超过100人。c、采场直接工人包括转载机以内工人，带区人员不在内。10.3主要技术经济指标（如附表三）10.4 回采工效采煤工效=采面日产量/采面昼夜出勤工数=7475/66=113.26吨/工11 灾害及事故防治11.1带区火灾及煤层自然发火的防治措施（1）主要大巷及机电设备，硐室均采用不燃材料支护；（2）在井下主要巷道安装了自动监测装置及消防注水系统；（3）火灾隐患严重地点（井口、机电硐室）分别装置消火栓灭火器；（4）机电设备硐室设有放火栅栏两用门；（5）带区胶带输送机均使用阻燃性胶带，各胶带大巷机头硐室设有自动灭火系统；（6）矿井生产期间，必须有专人负责，检查和维护井上、下安全设施，保证其完好无损，符合要求。11.2 预防煤尘爆炸措施（1）加强通风管理；（2）喷雾洒水和清洗巷道；（3）防止煤尘引燃；（4）限制煤尘爆炸范围扩大；（5）减少生产运输中煤尘在空气的浮尘量。11.3 预防瓦斯爆炸的措施（1）矿井有完整的通风系统，井下各采掘工作面及其它有瓦斯涌出的地点均按规定配有足够的风量和适应的风速，以冲淡和排除井下涌出的瓦斯；（2）按规程规定，井下所有电气设备及无轨胶轮机车均采用防爆型，严禁不设防爆设备；（3）井下采掘工作面均采用独立的通风；（4）采掘工作面和瓦斯增高处设置瓦斯报警仪；（5）生产中，加强通风管理，保证风量。11.4大采高综采易出现问题及解决方案1、由于支架支撑高度大，支架各部件的连接销与孔间存在轴向和径向间隙，所以即使在水平条件下，支架也会产生歪斜、扭转甚至倒架。如果煤层有倾角以及底板不平，支架更容易歪斜倾倒，从而导致顶梁互相挤压，支架难前移，或顶梁间距过大而发生漏矸现象。相应措施：（1）加强采煤机司机的训练的检查指导，将底板割平。（2）把煤壁采直并防止输送机下滑，使支架垂直煤壁前移，架间保持平衡，防止邻架间前梁或尾部相互挤压，。（3）移架时，顶梁不脱离顶板，但又要防止过切带压移架，以防破碎的矸石冒落和支架后倾，发现小的倾斜时立即调整。（4）工作面出现断层等地质构造时，也要制定相应技术措施，保证工作面的工程质量。2、大采高综采面容易出现煤壁大面积片帮，片帮后端面距加大，顶板失去煤壁支撑，常常造成冒顶事故，尤其是仰斜开采。相应措施：（1）改变工作面的推进方向。有的综采面在同一煤层中采煤，推进方向不同时，片帮程度不同。（2）用木锚杆和薄壁锚杆加固煤帮。（3）用聚氨酯或其它化学树脂固结煤壁，增加煤体的强度。结论通过近一个月的时间的课程设计，任务现在已经基本完成。通过这一过程，了解了国家关于矿业方面的方针、政策、法律、法规，同时作到了既符合国家、部门规定，又满足实际需要。通过带区设计的过程，加深了对带区设计程序的了解，通过运用以往所学的专业知识，以及查找各种专业资料与书籍，使知识结构更加全面、系统化，基本达到了设计目的。加深了对采矿专业知识，基本概念的理解。通过设计中的技术经济比较，尽量减少国家投资与资源浪费，作到了社会效益与经济效益的兼顾。通过带区设计，初步了解并掌握了带区设计程序，对于我们将来工作打下了坚实的基础。针对具体设计带区存在的突出问题，比如：瓦斯突出、煤易自燃、地温高等不利因素，设计过程中，从通风方式、工作制度到灾害源头的预测、抽采和防治多方面考虑，分别采取相应的措施，从而使工人的生命有了保障，劳动条件有了很大的提高。此次课程设计是在张宝安老师的悉心指导和帮助下完成的，导师渊博的专业知识，严谨的治学态度，精益求精的工作作风，诲人不倦的高尚师德，严以律己、宽以待人的崇高风范，朴实无华、平易近人的人格魅力对我影响深远，使我透过设计学到了很多东西。设计过程中还得到了采矿系其他老师的指导，在此对各位老师表示我最真诚的感谢。参考文献1 徐永圻主编煤矿开采学，中国矿业大学出版社，19992 黄元平主编矿井通风，中国矿业大学出版社，19863综采技术手册编委会编著综采技术手册，煤炭工业出版社，20014煤矿安全规程，煤炭工业出版社，20045煤炭工业矿井设计规范，中国计划出版社，20056刘过兵主编采矿设计指导，煤炭工业出版社，20037徐永圻主编中国采煤方法图集，中国计划出版社，2005 8孙宝铮主编矿井开采设计，中国计划出版社，2005 9工作面设备选型配套手册，中国矿业大学出版社10矿井灾害防治理论与技术，中国矿业大学出版社21辽宁工程技术大学毕业设计（论文）前言中国是世界最大产煤国，煤炭在中国经济社会发展中占有极重要的地位。煤炭是工业的粮食，我国一次能量消费中，煤炭占75%以上。煤炭发展的快慢，将直接关系到国计民生。作为采矿专业的一名学生，我很荣幸能够为祖国煤炭事业尽一份力。毕业设计是毕业生把大学所学专业理论知识和实践相结合的重要环节，使所学知识一体化，是我们踏入工作岗位的过度环节，设计过程中的所学知识很可能被直接带到马上的工作岗位上，所以显得尤为重要。学生通过设计能够全面系统的运用和巩固所学的知识，掌握矿井设计的方法、步骤及内容，培养实事求是、理论联系实际的工作作风和严谨的工作态度，培养自己的科学研究能力，提高了编写技术文件和运算的能力，同时也提高了计算机应用能力及其他方面的能力。该说明书为钱吕五矿2.4Mt/a井田初步设计说明书，在所收集地质材料的前提下，由指导教师给予指导，并合理运用平时及课堂上积累的知识，查找有关资料，力求设计出一个高产、高效、安全的现代化矿井。本设计说明书从矿井的开拓、开采、运输、通风、提升及工作面的采煤方法等各个环节进行了详细的叙述，并进行了技术和经济比较。论述了本设计的合理性，完成了毕业设计要求的内容。同时说明书图文并茂，使设计的内容更容易被理解和接受。在设计过程中，得到了指导老师的详细指导和同学的悉心帮助，在此表示感谢。由于设计时间和本人能力有限，难免有错误和疏漏之处，望老师给予批评指正。1 矿区概述及井田特征1.1 矿区概述钱吕五矿井田大部位于河北省丰南市境内，北部边缘属唐山市。东隔滦河与秦皇岛市相望，西与天津市毗邻，南临渤海，北依燕山隔长城与承德地区接壤，地处交通要塞，是华北通往东北的咽喉地带，京沈、京秦、大秦三大铁路横贯全境。津山、京沈干线公里横跨东西，东有秦皇岛港，西邻天津港，新建的唐山港位于津秦两港之间。境内铁路公路交织成网，交通发达，为煤炭资源的运输提供了便利条件。井田浅部以5煤层潜伏露头线为界，深部以-850煤层底板等高线为界，东部至第四勘探线，西部至第九勘探线。矿井走向长5.2公里，倾斜长2.76公里。钱吕五矿设计生产能力为2.4Mt/a。1.2 井田地质构造特征1.2.1 井田大中型构造特征区域构造概况钱吕五井田位于开平煤田之开平向斜的东南翼，开平煤田位于燕山南麓，受新华夏系构造的控制，是一个北东向的大型复式含煤向斜构造。它包括了开平向斜、车轴山向斜、荆各庄向斜和西缸窑向斜四个含煤构造。开平向斜为一大型不对称向斜构造，轴向在南部为北东40，到北部古冶以东逐渐转成近东西向，其西北翼地层陡立至倒转，东南翼地层平缓而多褶曲，自北而南有杜军庄背斜、吕家坨背斜、范各庄向斜、毕各庄向斜、南阳庄背斜、高各庄向斜、李辛庄向斜、刘唐保背斜和深港向斜等褶曲，它们的轴向都与主向斜斜交，构成了“边幕式”褶曲。井田大中型构造特征 1)钱吕五井田东端为毕各庄向斜西翼和小张各庄向斜西翼，向西依次为南阳庄背斜、高各庄向斜，再向西逐渐过渡到井田中部的单斜区，此单斜构造向西南延展约12公里，又开始出现褶曲，自东向西依次为李辛庄向斜、刘唐保背斜。井田西端为深港向斜东翼。 2)井田内褶曲线性排列明显，如南阳庄背斜，延展长度达7公里，长宽比为3:1。各褶曲轴向都与主向斜轴（开平向斜）斜交。褶曲多呈不对称状，背斜东南翼倾角较大，一般20左右；西北翼倾角平缓，一般10左右；向斜则相反，东南翼倾角缓，西北翼倾角大。3)井田构造以褶曲为主，断裂为辅，断层以倾向或斜交为主，且大中型断层多伴生在褶曲轴部和褶曲区与单斜区过渡带。1.2.2 井田主要构造描述 南阳庄背斜1)特征：长轴状背斜，轴向在南阳庄附近呈近南北向，到岭上庄附近急剧转成近东西向，呈向东北方向凸出的弧形，两翼不对称，西翼倾角10左右，东翼倾角20左右。往深部褶曲幅度变小，于煤12的-1100米底板等高线附近趋于消失。褶曲浅部发现有F4、DF4、DF4三条大型逆断层。 2)控制程度：延展长度达7公里，褶曲浅部煤12的-700底板等高线以浅有16个地面钻孔，井下钻探、巷探和二维地震、瞬变电磁等物探方法进行综合探测控制，背斜形态得到了较好的控制，而深部仅有钱46、钱101、钱85三个地面孔控制，背斜形态控制不严密，有大中型断层伴生的可能，影响工作面的布置甚至影响采区的合理划分，有待进一步探测控制。 高各庄向斜1)特征：井田中深部构造，轴向北80西，南翼倾角10左右，北翼13左右，轴部伴生有F11逆断层和F17正断层。2) 控制程度：延展长度约3.5公里。钱77、钱81、钱45、钱9、钱40和钱水19共6个地面钻孔控制，向斜深部控制较差。 李辛庄向斜轴向北40西，两翼不对称，东北翼倾角12左右，西南翼20左右。延展长度超过4公里，钱78、钱86、钱88共3个钻孔控制，向斜形态控制不严密，其中钱78孔揭露向斜轴部有3断层（落差31米），当然还有其它大中型断层伴生的可能，严重影响着采区的正常划分，采区设计前必须进一步及时勘探查明。 刘唐保背斜轴向北75西，东北翼倾角20左右，西南翼倾角13左右，此背斜褶幅比两侧向斜大，在煤层底板等高线图上，可见呈“舌状”向主向斜内拱出。与李辛庄向斜相似，东南部较紧闭，而向深部较宽缓。其西部为深港向斜。延展长度超过15公里，仅褶曲深部有钱93、钱94、钱95和钱96共4个孔控制，背斜控制极不严密，且有大中型断层伴生的可能，采区设计前必须进一步勘探控制。 主要断层到1998年年底井田内共有187个地面钻孔，查出断层26条，其中落差3050米的断层4条，1030米的断层10条，10米以下的断层11条，落差不明者1条，详见下表1-1。表1-1断层特征表Table 1-1fault characteristics table项 别落 差（米）5030301010合计条 数35513其中正断层345逆断层01011.3 煤质及煤层特征1.3.1 煤的物理性质该区各煤层以黑色、褐黑色为主。光泽以暗淡、半亮的沥青光泽为主。镜煤具有玻璃光泽，条痕为褐色到褐黑色。断口多呈参差状和贝壳状。内生裂隙发育，多数充填有方解石或黄铁矿。煤层结构为条带状或线理状。暗煤、亮煤有时呈条带状交替出现。1.3.2 井田内煤层及埋藏条件煤层走向主体为东西走向，整体呈弧形，倾角在1117之间，平均为14左右，可采煤层间距见下表，所有煤层均为全区发育。煤层综合柱状图见下图1-1：表1-2煤层间距见表Table 1-2 seam pitch table煤层号平均厚度(米)煤层间距(米)煤层平均厚度(米)煤层间距(米)7层煤10.012层煤4.016.68层煤4.811.669层煤6.012.29图1-1 煤层综合柱状图Fig.1-1 Coal integrated histogram1.4 水文地质特征1.4.1 矿井补给水源和含水层1. 大气降水矿区年降水量在350-800mm之间，由于巨厚冲积层的存在，阻隔了大气降水与矿坑涌水之间的联系，矿井涌水量基本不受季节影响。2. 地表水系矿区地表水系主要包括沙河、老牛河、幸福河、矿井采动塌陷积水坑以及一些人工排水灌溉沟渠。矿井采动塌陷坑积水量随开采面积的扩大而增加，到1997年末最大积水量为3344971立方米。所有地表水体均直接补给潜水 层，但与煤系含水层均无直接水力联系。根据矿井开采以来涌水量观测数据分析，地表水与矿井涌水量无联系。3. 矿井直接充水含水层及其主要特征。矿井直接充水含水层包括第含水层(煤12底至煤14顶砂岩裂隙含水层)、第含水层(煤5底至煤12顶砂岩裂隙含水层)、第含水层(煤5顶板砂岩裂隙含水层)。(1) 第含水层煤12至煤14砂岩裂隙含水层，含水性中等，局部较强，是矿井主要充水水源之一。该含水层主要参数为：单位涌水量0.0197-0.0566升/秒.米，渗透系数0.15010.707米/昼夜，目前井田内观测到的最低水位为-480m(钱水24)，其水质类型为重碳酸钠型或硫酸钠钙型，矿井揭露该含水层长时间涌水后沉淀黄褐色胶状物质。(2) 第含水层煤5底至煤12顶砂岩裂隙含水层，含水性弱，工作面揭露时只出现局部滴、淋水现象，单位涌水量为0.0160.0584升/秒.米，渗透系数为0.1541.742米/昼夜，水质类型为重碳酸钠型。(3) 第含水层煤5顶至A层砂岩裂隙含水层，从煤5向上依次分为三段(VA、VB、VC)，含水性中等，局部较强，是矿井主要充水水源之一，已采工作面中最大涌水量达2.1/min(1375东工作面)，该含水层主要参数为：VA段单位涌水量为0.06030.228升/秒.米，渗透系数为4.526米/昼夜。第含水层水质类型为重碳酸钠型或硫酸重碳酸镁钠型，工作面揭露该含水层涌水后沉淀乳白色胶状物质。4.矿井间接充水含水层及其主要特征矿井间接充水含水层包括第含水层(奥陶系灰岩岩溶含水层)、第含水层(煤14到K3含水层)、第含水层(A层至基岩顶界面含水层)、第含水层(冲积层含水层)。(1) 第含水层奥陶系灰岩岩溶含水层，该含水层含水丰富，单位涌水量为2.146升/秒.米，渗透系数为182.714米/昼夜，其水质类型为硫酸重碳酸钙镁型。在井田范围内，奥陶系灰岩距煤12-1在140180m左右，此范围地层由粘土岩、薄层灰岩、砂岩互层组成，正常情况下奥陶系灰岩含水层水对采掘开工程不构成直接威胁。(2) 第含水层煤14至K3(唐山灰岩)含水层，含水性弱，单位涌水量为0.0455升/秒.米，渗透系数0.261米/昼夜，水质类型为硫酸钙镁型。(3) 第含水层A层至基岩顶界面砂岩裂隙含水层，含水性弱，单位涌水量为0.040.0196升/秒.米，渗透系数为0.02480.211米/昼夜，水质类型为重碳酸钠钙型或重碳酸钠型。(4) 第含水层第四系冲积层孔隙含水层，在井田范围内冲积层厚度由东北部80余米向西南变厚至800余米，由砂、粘土、卵砾石互层组成，由上往下共分五个含水层组，其中第四承压含水层（E）与煤系地层直接接触，其厚度变化为0130米，西南部最厚达270米，含水性较强，单位涌水量为1.0161.385升/秒米，渗透系数为8.30120.626米/昼夜，水质类型为重碳酸钙型或重碳酸钙镁型，受矿井开采影响，其水位由建井前的+10米左右下降至目前的-30余米（最深达-60余米）。年平均降水量539.3mm。正常涌水量为432立方米/小时，最大涌水量为480立方米/小时。2 井田境界及储量2.1 井田境界2.1.1 井田范围钱吕五矿井田浅部以5煤层潜伏露头线为界，深部以-850煤层底板等高线为界，东部至第四勘探线，西部至第九勘探线。井田走向平均长5.2公里，倾斜平均长2.76公里，面积约为13.2平方公里。井田内共有4层煤，均是全区发育，煤层分别是：7层煤、8层煤、9层煤、12层煤。2.1.2 边界矿柱留设钱吕五矿井田内地形比较完整，依据相关规定和安全考虑，边界矿柱的留法及尺寸：1)井田边界煤柱留30米；2)阶段煤柱斜长60米，若在两阶段留设，则上下阶段各留30米；3)断层煤柱每侧各为30米；4)采区边界煤柱留20米；5）工业广场保护煤柱留设：应在确定地面保护面积后，用移动角圈定煤柱范围，工业场地地面受保护面积应包括保护对象及宽度15m的围护带。在工业场地内的井筒，圈定保护煤柱时，地面受保护对象应包括绞车房、井口房或通风机房、风道等，围护带宽度为15m。根据参考矿井设计规范和矿井安全规程的相关数据要求和规定，本井田所留的各种保护煤柱均合理，符合规定。2.1.3 边界的合理性本井田以潜伏露头线和勘探线为边界为边界，充分利用自然条件。在井田范围内，储量、煤层赋存及开采条件均与矿井生产能力相适应。井田内有足够的储量和合理的服务年限。井田走向长度大于倾斜长度，有四层煤，可保证矿井各个开采水平有足够的服务年限。阶段高度及阶段斜长适当，矿井通风、井下运输较容易。 根据矿井设计规范的规定，采区开采顺序必须遵守先近后远，逐步向边界扩展的原则，并应符合下列规定：1)首采采区应布置在构造简单，储量可靠，开采条件好的块段，并宜靠近工业广场保护煤柱边界线。 2)开采煤层群时，采区宜集中或分组布置，有煤和瓦斯突出的危险煤层，突然涌水威胁的煤层或煤层间距大的煤层，单独布置采区。3)开采多种煤类的煤层，应合理搭配开采。综上所述，矿井首采区定在靠近工业广场的南部，采区储量丰富，有利与运输中部划分为一个采区，有利于运输的集中和减少巷道的开拓费用所以井田划分是合理的。2.2 井田储量 2.2.1 储量计算原则141)按照地下实际埋藏的煤炭储量计算，不考虑开采、选矿及加工时的损失。2)储量计算的最大垂深与勘探深度一致，对于大、中型矿井，一般不超过1000米。3)精查阶段的煤炭储量计算范围，应与所划定的井田边界范围相一致。4)凡是分水平开采的井田，在计算储量时，也应该分水平计算储量。5)由于某种技术条件的限制不能采出的煤炭，如在铁路、大河流、重要建筑物等两侧的保安煤柱，要分别计算储量。6)煤层倾角不大于15度时，可用煤层的伪厚度和水平投影面积计算储量。7)煤层中所夹的大于0.05米厚的高灰煤（夹矸）不参与储量的计算。8)参与储量计算的各煤层原煤干燥时的灰分不大于40%。2.2.2 矿井工业储量井田的精查勘探面积为S=13250000 根据储量计算公式3： （2-1）式中： Zg矿井的地质储量，t可采煤层总厚度，m S 井田面积，m r 煤的容重，r =1.3 t/m 煤层倾角，度所以，Zg =13250000（10+4+6+4.8）1.3/cos14 = 42718万吨由于设计时不考虑平衡表外储量和远景储量，因此矿井工业储量就等于地质储量，即： Zc= Zg= 42718万吨各煤层的工业储量见表2-1。表2-1煤层工业储量表Tab.2-1 Industrial coal reserves序号煤层号煤厚/m倾角/度面积/平方千米工业储量/万吨1710121613.6617799.2284.8121613.668543.6396.0121613.6610679.54124.0121613.667119.72.2.3 矿井煤柱损失1)断层煤柱损失断层的两侧各留20m的保护煤柱，此断层的面积为11546m,故此断层保护煤柱损失为：1154624.81.3=37.2万吨。2)井田境界煤柱损失井田境界西部和东部分别留设30m的边界煤柱，总长为10950m；南部潜伏露头线留60m煤柱，长度为5250m，井田境界保护煤柱所占面积为643500m，经计算，故境界保护煤柱损失为：64350024.81.3=2074.6万吨。3)工业广场煤柱损失由矿井设计规范规定：矿井工业场地占地为0.81.1公顷/10万吨，大型矿井取小值，小型矿井取大值。本矿井为2.4Mt/a，所以取0.8，则本矿井的工业场地面积为：S=241.0=24公顷，依据井田形状选择400480m的长方形。用移动角圈定煤柱范围，工业场地地面受保护面积应包括保护对象及宽度15m的围护带。再用几何作图的方法确定工业广场保护煤柱的范围。由工业广场保护煤柱图可知： 7号煤层煤柱损失为： 163.6101.3=2126.8万吨8号煤层煤柱损失为： 171.34.81.3=1068.9万吨9号煤层煤柱损失为： 179.56.01.3=1120.1万吨12号煤层煤柱损失为：184.64.01.3=959.9万吨故工业广场保护煤柱损失共为: 2126.8+1068.9+1120.1+959.9=5275.7万吨。4）阶段间保护煤柱损失阶段间保护煤柱斜长为60m，第一阶段和第二阶段保护煤柱损失共为1017.1万吨。5)全矿采区回采率 由矿井设计规范第2.1.3条，矿井采区回采率，应该符合下列规定：厚煤层不应小于75；中厚煤层不应小于80；薄煤层不应小于85。由于本矿井的四层煤全是厚煤层，因此全矿采区回采率任不应小于75%，即C=75%。 2.2.4 矿井的设计储量矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失量，即： Zs=ZcP1 （2-2）式中：Zs矿井的设计储量，万吨 Zc矿井的工业储量，万吨 P1永久煤柱损失量，万吨(包括断层、防水、井田境界、地面建筑物及因法律、社会、环境保护等影响因素影响不得开采的煤柱煤量)此矿井永久煤柱只有断层和井田境界保护煤柱，故：Zs=42718-（37.2+2074.6）=40606.2万吨2.2.5 矿井的设计可采储量矿井设计可采储量=（矿井设计储量-可回收利用保护煤柱损失量）采区回采率，即： （2-3）式中：Zk矿井设计可采储量，万吨 P2可回收利用保护煤柱损失量，万吨（包括工业广场、井筒、井下主要巷道等保护煤柱煤量）C采区回采率，C=0.75此矿井可回收利用保护煤柱煤量有工业广场和阶段间保护煤柱煤量，故：Zk=40606.2-(1017.1+5275.7) 0.75=25735.05万吨3 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度3.1 矿井年产量及服务年限3.1.1 矿井的年产量矿井的年产量（生产能力）确定的合理与否，对保证矿井能否迅速投产、达产和产生效益至关重要。而矿井生产能力与井田地质构造、水文地质条件、煤炭储量及质量、煤层赋存条件、建井条件、采掘机械化装备水平及市场销售量等许多因素有关。经分析比较，设计矿井的生产能力确定为2.4 Mt/a，合理可行，理由如下：1)储量丰富煤炭储量是决定矿井生产能力的主要因素之一。本井田内可采的煤层达到4层，保有工业储量为4.27亿吨，按照2.4Mt/a的生产能力，能够满足矿井服务年限的要求，而且投入少、效率高、成本低、效益好。2)开采技术条件好本井田煤层赋存稳定，井田面积大，煤层埋藏适中，倾角小，结构简单，水文地质条件及地质构造简单，煤层结构单一，适宜综合机械化开采，可采煤层均为厚煤层。3)建井及外运条件本井田内良好的煤层赋存条件为提高建井速度、缩短建井工期提供了良好的地质条件。本井田内交通十分便利，钱吕五矿井田大部位于河北省丰南市境内，地处交通要塞，是华北通往东北的咽喉地带，京沈、京秦、大秦三大铁路横贯全境。津山、京沈干线公里横跨东西，东有秦皇岛港，西邻天津港，新建的唐山港位于津秦两港之间。境内铁路公路交织成网，交通发达，为煤炭资源的运输提供了便利条件。综上所述，由于矿井优越的条件及外部运输条件，矿井的生产能力为240万吨是可行的、合理的，并且符合煤矿安全规程和设计规范的相关要求。3.1.2 服务年限矿井保有工业储量4.27亿吨，设计可采储量25735.05万吨，按2.4Mt/a的生产能力，考虑1.4的储量备用系数，则 （3-1）式中： K 矿井备用系数，取1.4 A 矿井生产能力，2.4Mt/a Zk矿井可采储量，万吨 P 矿井服务年限，年代入数据得P=25735.05/（2401.4）=76.6年因为服务年限大于50年，所以符合设计规范要求。3.1.3 矿井的增产期和减产期，产量增加的可能性建井后产量出现变化，其可能性为：1)地质条件勘探存在一定的误差，有可能出现新的断层。2)由于国民经济发展对煤炭的需求变化，导致矿井产量增减。3)矿井的各个生产环节有一定的储备能力，矿井投产后，迅速突破设计能力，提高了工作面生产能力。4)工作面的回采率提高，导致在相同的条件下，矿井服务年限增加。5)采区地质构造简单，储量可靠，因此投产后有可靠的储量及较好的开采条件。3.2 矿井的工作制度结合本矿井煤层条件、储量情况、以及达成产量所需要的时间；同时考虑设备检修以及工人工作时间等实际的因素，在满足煤矿安全规程的条件之下，本矿井工作制度安排如下：矿井工作日为330天。本矿井工作制度采用“四六”制，三班采煤，一班检修，日提升工作时间为16小时。4 井田开拓井田开拓方式应该通过对矿井设计生产能力，地形地貌条件，井田地质条件，煤层赋存条件，开采技术及装备设施等综合因素进行方案比较以及系统优化之后确定。因此，在解决井田开拓问题时，应遵循以下原则：1）贯彻执行有关煤炭工业的技术政策，为多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低效率高创造条件。要使生产系统完善、有效、可靠，在保证生产可高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，为集中生产创造条件。3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。4）必须贯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风系统，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、综合机械化、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，以及其他有益矿物的综合开采。4.1 井筒形式、位置和数目的确定4.1.1 井筒形式的确定井筒是联系地面与井下的咽喉，是全矿的枢纽。井筒选择应综合考虑建井期限，基建投资，矿井劳动生产率及煤的生产成本，并结合开拓的具体条件选择井筒。 矿井开拓，就其井筒形式来说，一般有以下几种形式：平硐、斜井、立井和混合式。下面就几种形式进行技术分析，然后进行确定采用哪种开拓方式。平硐：一般就是适合于煤层埋藏较浅，而且要有适合于开掘平硐的高地势，例如山地或丘陵，也就是要有高于工业广场以上具有一定煤炭储量。本井田煤层埋藏较深，很显然，利用平硐开拓对于本井田来说是没有可行性的。根据本设计矿井的地质条件和本井田特点，对井筒形式提出三种方案：I方案：双立井 主井箕斗 副井罐笼 II方案：双斜井 主井皮带 副井串车 III方案：主斜井副立井 主井皮带 副井罐笼 图4-1方案示意图Figure 4-1 programme diagram图4-2 II方案示意图Figure 4-2 II programme diagram图4-3 方案示意图Figure 4-3 programme diagram表4-1 三种方案技术分析表 Table 4-1 three options technical analysis table I方案II方案III方案方案特征主井箕斗运煤副井罐笼提矸运料运人兼入风通风方式为边界式主井皮带运煤副井串车人车提矸运料兼入风通风方式为分区式主井皮带运煤副井罐笼提矸运料运人兼入风通风方式为边界式主要优缺点1、施工复杂，建设慢，投资高，需专业施工队伍2、井筒装备及地面建筑多，需大型立井提升设备3、井筒延伸复杂4、提升、维护、排水费用小，管路、电缆铺设短5、人员升降快6、工业广场压煤7、地面运输环节少，管理集中8、井筒有效断面大，通风条件好9、施工不受地质条件限制1、施工简便建井快，投资少，不需专业施工队伍2、井筒装备及地面建筑少3、井筒提升方便，并能减少井下石门长度4、提升、维护、排水费用大，管路电缆铺设长5、人员升降慢6、工业广场不压煤7、地面运输环节少，管理集中8、井筒有效断面小，通风条件差9、施工受地质条件限制1、主井同I 副井II2、主井同I副井II3、主井同I付井II4、主井提升维护费用大，排水费用高，管路电缆铺设长。5、人员升降快。6、工业广场压煤。7、地面运输环节多，管理不集中。8、井筒有效断面大，通风条件好，通风线路短。9、施工受地质条件限制。从以上分析，III方案的缺点是4、6、7三条显著，而优点是5条，其他优缺点在方案中都分别出现，又因为方案一般适应于采用斜井皮带运输的特大型矿井，对普通大中小型矿井它的优点点发挥不出来，做为新建矿井，故此设计将方案舍去。对、方案，优缺点各有不同，还需进行经济比较来决定优劣。见表4-2、4-3、4-4、4-5、4-6,由于垂深、涌水量、通风方式采区巷道布置均相同，故对通风排水费用没做比较，对相同费用不做比较15。表4-2 建井工程量表Table 4-2 scale construction works well时期工程项目单位方案方案初期主井米7202200副井米6801920石门米11040井底车场米910750表4-3 建井费用表Table 4-3wells built for table时期工程项目方 案方 案工程量米单价元/米费用万元工程量米单价元/米费用万元初期主井7205440391.722004000880副井6805400367.219204000768石门110115012.64011504.6井底车场9101150140.6750115082.3小计1548.91734.9表4-4 生产经营工作量Table 4-4 production and management workload工 程 项 目单位方 案 I方 案 II运输提升主井万吨km0.6240=1441.55240=372副井万吨km0.52240=124.81.14240=273.6石门井底车场万吨km1.02240=244.80.79240=189.6巷道维护主井年米7202200副井年米6801920石门井底车场年米1020790表4-5 生产经营费用表Table 4-5production and operation costs Table工程项目方案方案工程量单价万元费用万元工程量单价万元费用万元运输提升主井1440.76109.43720.30111.6副井124.81.20149.8273.61.51413.1石门及车场244.80.2663.6189.60.2649.3小计 322.4 574巷道维护主井7200.428822000.61320副井6800.534019200.61152石门及车场10200.44087900.4316小计 1036 2788合计 1358.4 3362表4-6 两方案比较总表Table 4-6 Comparison of the two tables工程项目方案方案费用 万元%费用 万元%初期建井费用1548.91001734.9153生产经营费用1358.41003362178其他费用123.5100102.282合计3030.81005199.1137从经济分析看出，两种费用相差10%以上。技术上方案更为优越。同时，方案存在长度太大影响提升能力，技术困难等缺点。由以上分析看出，方案为最优方案，即采用双立井开拓。4.1.2 井筒位置及数目的确定1) 井筒的数目a 根据本矿区煤层的埋藏的具体条件，各井筒均采用立井。b主、副井各一个，风井一个（见图4-4、4-5、4-6）。c井筒参数表4-7井筒参数Tab.4-7 Well chamber parameter井筒名称用途井筒长度/m提升方法断面尺寸直径/m净断面积/主井提升煤炭720箕斗提升5.523.75副井进风、进人、运料排矸680罐笼提升7.034.46风井回风兼作安全出口3806.028.30该设计采用三个井筒的井田开拓方式：主井、副井、风井，通风方式为中央边界式通风。2) 井筒的位置选择井筒位置的原则：a 有利于第一开采水平的开采，并兼顾其它水平，有利于井底车场的布置和主要运输大巷位置的选择，石门工程量小。b有利于首采采区不只在井筒附近的富煤块段，首采采区少迁村或不迁村。井田两翼储量基本平衡。c 井筒不易穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或较弱岩层。d 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，低洼地和采空区，不受滑坡和洪水威胁。e工业广场宜少占农田少压煤f 水源，电源较近，矿井设在铁路专用线路短，道路布置合理点。便于布置工业场地的位置，主要是根据以下一些原则：a有足够的场地，便于布置矿井地面生产系统及其工业建筑物和构筑物。b有较好的工程、水文地质条件，尽可能避开滑坡、崩岩、溶洞、流沙层等不良地段，这样既便于施工，又可以防止自然灾害的侵袭。c便于矿井供电、给水、运输，并使附近有便于建设居住区、排矸设施的地点。d避免井筒和工业场地遭受水患、井筒位置要高于当地最高洪水位。e充分利用地形、使地面生产系统，工业场地总平面布置及其地面运输合理，并尽可能是平整场地的工程量少。对井田开采有利的井筒位置，确定依据：倾斜方向的位置：从保护井筒和工业场地繁荣煤柱损失看，愈靠近浅部，煤柱的尺寸愈小；愈靠近深部，煤柱的损失愈大。因此，井筒沿倾斜方向位于井田中上。走向的位置a) 井筒沿井田走向的位置应在井田中央，当井田储量不均匀分布时，应在储量分布的中央，以次形成两翼储量比较均衡的双翼井田。应该避免井筒偏于一侧造成单翼开采的不利局面。 b) 井筒设在井田中央时，可以使沿井田走向运输工作量小，而井田偏于一侧的相应井下运输工作量比前者要大。c) 井筒设在井田中央时，两翼分配产量比较均衡，两翼开采结束的时间比较接近。d) 井筒设在井田中央时，两翼风量分配比较均衡，通风线路短，通风阻力小。综合考虑，主副井筒位置选在井田走向中央位置，位于倾向中上部。风井井口位置的选择: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较短，并应利用各种煤柱。有条件时风井的井口也可以布置在煤层露头以后。综合考虑，本矿井的风井沿走向布置在井田的边界中部。图4-4主井断面图Fig.4-4 Main shaft crosssection fig主井净直径5.5米，提升容器为JDSY16/1504型16t箕斗一对，采用Jkm44（）型多绳磨擦轮提升机，配JRZ170/4916型绕线式异步电动机两台，每台1000KW。最大提升速度为7.38m/s，该提升设备担负本矿全部煤炭提升。 图 4-5副井断面图Fig.4-5 Auxiliary shaft crosssection fig副井净直径7.0米，提升容器为一吨双层四车多绳罐笼一对（一宽一窄），采用Jk.254（）型多磨擦轮提升机，配JRZ50012型绕线异步电动机两台，每台500KW，最大提升速度8.02m/s。副井每次提升或下放四辆重车时，另一侧必须配四辆空车，下放液压支架时其重量限制在10.5t以内（包括平板车重），另一侧必须配两辆重车。图4-6风井断面图Fig.4-6Air shaft crosssection fig风井位于井田上部边界中部，净直径6.0米用于排风，同时做为安全出口。4.2 开采水平的设计4.2.1 水平划分的原则确定原则：1）根据煤炭工业设计规范规定年产2.4Mt的矿井第一水平的服务年限不得少于25年。要保证正常接替与均衡生产，保证阶段内能有合理的区段数目，保证开采水平有合理服务年限和足够储量，保证经济上有利。2）根据煤层赋存条件及地质构造煤层的倾角不同对阶段高度的影响较大，本井田的属于缓倾斜煤层，其平均倾角为14，煤层标高从-850m标高到-330m标高。根据煤炭工业设计规范规定缓倾斜煤层的阶段垂高为200350m,故划分为两个阶段。再结合本井田的煤层标高差较大，阶段斜长较长的实际情况，如采用单水平上下山开采，在下山开采期间由于斜长较长将带来一系列不可避免的麻烦，故不适合采用但水平上下山开采，所以本设计采用两个水平上山开采。3）根据生产成本阶段高度增大，全矿井水平数目减少，水平储量增加，分配到每吨煤的折旧费减少，但阶段长度大会使一部分经营费相应增加，其中随着阶段增大而减少的费用有：井底车场及硐室、运输大巷、回风大巷、石门及采区车场掘进费、设备购置及安装费用等；相应增加的费用有：沿上山的运输费、通风费、提升费、倾斜巷道的维修费，此外还延长生产时间、增加初期投资，因此要针对矿井的具体条件提出几个方案进行经济技术比较，选择经济上合理的方案。4）根据水平接替关系在上一水平减产前，新水平即作好准备，因此一个水平从投产到减产为止的时间，必须大于新水平的准备时间。正常情况下，大型矿井的准备时间要1.52年，井底车场、石门及主要运输大巷亦需要1.52年，延伸井筒需要1年，合计需要45年的时间。开拓延伸加上水平过渡需要79年，所以每个矿井在确定水平高度时，必须使开采时间大于开拓延伸加上水平过渡所需要的时间。根据煤炭工业矿井设计规范：当煤层倾角大于12度时，宜采用走向长壁采煤法。本矿井煤层倾角平均为14度，故采用走向长壁采煤法。综上所述，本矿井采用多水平开拓，两个水平两个阶段，第一水平设在-630，该水平为上山开采；第二水平设在-850，该水平为上山开采。4.2.2 设计水平储量及服务年限本井田设计水平为-630和-850水平，第一水平的设计可采储量为13135.05万吨，设计水平的服务年限为34.1年。表4-8 水平储量及服务年限 Tab.4-8 Horizontal reserves and service life水平序号可采储量/万吨服务年限/年第一水平13135.0534.1第二水平1260042.54.2.3 设计水平的巷道布置由于本井田煤层间距较近，层间距50米，故采用集中大巷布置，为便于维护，将大巷布置到12煤层底板岩层中，又由于设计中通风方式为边界式，所以采用两条大巷布置，大巷距煤层底板间距一般1030米 ，取30米。大巷支护方式掘进时期及时支护采用锚杆支护，后期采用混凝土砌碹，巷道断面特征见图4-7、4-8。4.2.4 大巷的位置、数目、用途和规格1)大巷的位置选择大巷位置的原则：掘进量少，费用少，维护条件好，煤柱损失少，有利于通风和防火，运输方便。本矿井的可采煤层有四层，第一水平运输大巷和轨道大巷布置在12号煤层底板岩层的-630米水平处，距煤层底板30米，两条大巷上下错距为8米。2)大巷的数目和用途根据运输和通风条件，本矿井共布置两条大巷：运输大巷（皮带大巷）、轨道大巷。a皮带大巷：将采区采出的煤运至井底煤仓，完成运输任务。b轨道大巷：承担整个水平进风、运料、排水、排矸、行人等任务。3)大巷的规格因为大巷的服务年限都较长，所以都采用锚喷支护。各大巷具体断面如下：图 4-7 运输大巷断面图Fig.4-7 Transport the big lane sectional drawing图 4-8 轨道大巷断面图Fig.4-8 Track transport the big lane sectional drawing运输大巷运输方式采用皮带运输，铁轨为18公斤/米，轨道大巷轨距600 mm，对大巷运输方式选择的依据是：1、由于设计生产能力较大，采用此种运输方式能满足要求。2、较矿车运输费用低，井底车场布置简单，设备投资少。3、对大巷坡度没大限制，可沿着与煤层底板30米距离掘运输大巷，要求将大巷取直。4、采用两条大巷能解决煤、矸、物、人同时运输问题，与副井运输设备配套。5、大巷有效断面大，行人通风非常有利。4.3 采区划分及开采顺序4.3.1 采区形式及尺寸的确定根据井田地质情况，煤层赋存较稳定，煤层厚度在10米左右，井田走向长度5.2公里，井田内两条大的断层构造，以上条件很适合布置综合机械化采煤。而设计规范规定综采工作面双翼采区走向长度应超过15002000米。因此将井田共划分五个采区，其中一阶段两个上山采区，南一采区和南二采区，均为双翼采区。二阶段三个上山采区：北一采区，北二采区和北三采区。 表4-9 井田各采区技术特征表 Table 4-9Mine technical characteristics of the mining area Table采区走向长度/米倾斜长度/米工业储量/万吨采煤方式落煤方式准备方式备注S1204013908068.9走向长壁综采双翼上山采区S2206013808148.1走向长壁综采双翼上山采区 N1160015006328.6走向长壁综采单翼上山采区局部普采或炮采N2140013845537.5走向长壁综采单翼上山采区N323001372 9097.4走向长壁综采双翼上山采区合计9400702637180.54.3.2 开采顺序合理的开采顺序是在考虑煤层采动影响的前提下，有步骤、有计划的按照一定的顺序进行，保证采区、工作面的正常接替，以保证安全、均衡、高效的生产，并且有利于提高技术经济指标。合理的开采顺序可以保证开采水平、采区、回采工作面的正常接替，保证矿井持续稳定生产，最大限度地采出煤炭资源，减少巷道掘进率及维护工程量；合理的集中生产，充分发挥设备能力，提高技术经济效益，便于防止灾害，保证生产安全可靠。根据矿井设计规范规定，新建矿井采区开采顺序必须遵循先近后远，逐步向井田边界扩展的前进式开采。多煤层开采时，一般先采上层，后采下层的下行式开采，还应厚、薄煤层合理搭配开采；开采有煤与瓦斯突出煤层时，应按开采保护层、抽放瓦斯及单独开采等技术措施要求，顺序开采。为保证均衡生产,一个采区开始减产,另一个采区即应投入生产。为此，必须准备好一个新的采区。所以，一个采区的服务年限应大于一个采区的开拓准备时间。由于双翼两个采区条件相近，大巷长度又大致相等，所以采区开采顺序可任选一个先采，本设计开采顺序为：S1采区，S2采区，N2采区，N3采区，N1采区。煤层间下行式，区段内后退式回采。4.4 开采水平井底车场形式的选择4.4.1 开采水平井底车场选择的依据井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和提升的枢纽，是矿井生产的咽喉。因此，井底车场设计是否合理，直接影响着矿井的安全和生产。根据矿井设计规范规定，井底车场布置形式应根据大巷运输方式、通过井底车场的货载运量、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处围岩条件等因素，经技术经济比较确定。当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用有轨道统时，宜采用环形车场。由于本设计中主井提升方式为箕斗提升，大巷采用皮带运输，又由开拓图看到，井底车场与大巷需用石门联系，从主副井井底车场到大巷均与石门联系，所以井底车场型式选为立式车场中的刀式车场。如图4-9。主井副井井底煤仓水仓5水泵房6中央变电所 7清煤斜巷图 4-9 井底车场示意图Fig.4-9 Shaft station abridged general view crosssection distinction4.4.2 井底车场主要硐室根据矿井设计规范规定，井下硐室应根据设备安装尺寸进行布置，并应便于操作、检修和设备更换，符合防水、防火等安全要求。井下主要硐室位置的选择，应符合下列规定：a应选择在稳定坚硬岩层中，应避开断层、破碎带、含水岩层；b井下硐室不布置在煤与瓦斯突出危险煤层中和冲击地压煤层中。井底车场的主要硐室包括煤仓、箕斗装载硐室、中央变电所、中央水泵房及火药库。1)井底煤仓及装载硐室井底煤仓位置应根据大巷运输方式、装载硐室位置、围岩条件及装载胶带机巷与装载硐室相互联系等因素比较确定。井底煤仓宜选用圆形直仓，井底煤仓的有效容量按下式计算： （4-1）式中：Qmc井底煤仓有效容量(t)Amc矿井日产量(t)0.150.25系数，大型矿井取大值，小型矿井取小值，本设计取0.25。则井底煤仓容量为：Qmc=0.25240000/330=1818t箕斗装载硐室的位置，应根据主井提升方式，装载设备布置，便于设备安装、检修、更换和行人安全等因素确定。主井井底掘至井底车场水平以下60米，煤仓及装载硐室均低于车场水平，清理井底洒煤在车场水平以下的主井井底清理通道进行。煤仓为立式，结构见图：图4-10 井底煤仓Fig.4-10 shaft coal pocket表 4-11 煤仓断面特征表Tab.4-11 coal pocket cross-section mark sheet生产能力（万吨年）容量（t）圆形断面（mm）净断面（）煤仓高度（m）支护方式2401200800050.2430锚喷加混凝土2)中央变电所、中央水泵房和水仓中央变电所和中央水泵房联合布置，以便使中央变电所向中央水泵房供电距离最短。一般布置在副井井筒与井底车场连接处附近，当矿井突然发生火灾时，仍能继续供电、照明和排水，为便于设备的检修及运输，水泵房应靠近副井空车线一侧。水泵房与变电所之间用耐火材料砌筑隔墙，并设置铁板门为防止井下突然涌水淹没矿井。变电所与水泵房的底板标高应高出井筒与井底车场连接处巷道轨面标高0.5米，水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置密闭门。水仓入口，一般设在空车线，井底车场标高最低处，确定水仓入口时，应注意水仓装满水。中央变电所和中央水泵房建成联合硐室，具体见图4-11：图 4-11 中央变电所和中央水泵房联合硐室Fig.4-11 Substation capacity and water pump house union booth3)火药库由于本矿井采用全部机械化采煤，所以相对用火药较少，选用储量较小的壁槽式火药库就可以满足井下正常工作的需要。库房与巷道的关系：a库房距井筒、井底车场、主要运输巷道、主要硐室和影响全矿井大部分采区通风的风门的直线距离应不小于60米；b库房距经常行人的巷道的直线距离应不小于20米；c库房距地面或上下巷道的直线距离不小于15米。根据本设计井底车场的实际位置，采用容重2400公斤壁槽式标准爆破材料库，该材料库具有独立的通风系统，打一条通风钻孔直接与地面直接相连。火药库的具体结构见图4-12： 图 4-12 壁槽式爆破材料库Fig.4-12 Blast material storage序号巷道名称序号巷道名称轨道大巷库房巷道炸药壁槽雷管壁槽电气壁槽消防器材放炮工具室发炮室防火门10回风立眼4.5 开拓系统综述4.5.1 系统概况一、矿井开拓系统：本设计矿井共有三个掘进队，主井和副井同时掘进。掘至第一开采水平后掘进井底车场，各硐室及主要运输石门，完工后，掘进-630水平运输大巷和轨道大巷，到达采区下部车场。同时另一掘进队掘进主回风井和回风大巷，两头掘进采区上山。尽快形成矿井通风回路。二、生产系统：1、通风系统：由副井进风，主回风井回风。一采区通风路线是：副井，轨道石门，轨道大巷，采区轨道上山，区段轨道石门，区段运输平巷，工作面，区段回风平巷，区段回风石门，采区运输上山，回风大巷，最后由主回风井排出地面。 火药库通风：副井入风，采用钻孔立眼回风。2、运煤系统：工作面落煤，区段运输平巷，区段运输石门，溜煤眼下溜，采区运输上山，采区煤仓，运输大巷，运输石门，井底煤仓，最后由主井箕斗提升至地面。3、运矸系统：掘进工作面，区段轨道平巷，采区回风石门，采区轨道上山，轨道大巷，副井，地面。4、运料运人系统：地面，副井，轨道大巷，采区轨道上山，区段回风石门，区段轨道平巷，直至工作面。6、排水系统：采掘工作面，区段平巷，区段轨道石门，采区轨道上山，轨道大巷，井底车场，水仓，副井，地面。4.5.2 移交生产时井巷的开凿位置、初期工程量1)矿井移交生产时的标准a 井上、下各生产系统基本完成，并能进行正常的安全的生产；b“三个煤量”达到规定标准；c 回采工作面长度一般不少于设计回采工作面长度的50；d 工业广场内的行政、公共设施基本完成；e 居住区及其设施基本完成。根据以上标准确定井巷的开凿位置。2)移交生产时井巷开凿的位置在矿井设计中，全矿年产量由一个综采工作面保证达产，移交生产时，运输上山、轨道上山已经掘进到开采位置。煤层运输平巷、回风平巷已掘完并通过区段石门与上山相连，然后掘开切眼，贯通上下顺槽。3)初期工程量初期移交工程量是指移交时掘进的各类巷道硐室、井筒等为生产服务的设施的总的掘进体积，初期移交开拓工程量见表4-12：表4-12交初期工程量表Tab. 4-12 Erealy transfer engineering amount table名称长度/m掘进断面面积/ m2掘进体积/主井72023.7517100副井69034.4623777.4风井38028.3010754井底车场15018.42760主要运输石门11016.91859主要轨道石门12516.92112.5运输大巷140016.923660轨道大巷140016.923660运输上山114016.919266轨道上山114016.919266轨道石门30016.95070回风石门38016.96422运输顺槽110016.117710回风顺槽95012.611970回风大巷120016.419680开切眼19812.624948总计207561.75 采区巷道布置5.1 设计采区的地质概况及煤层特征5.1.1 采区概况设计采区是矿井开采的首采采区（阶段），位于井田的南部，距工业广场近，有利于首采采区（阶段）的快速投产，运输也很方便，采区（阶段）边界均未受到采动的影响。5.1.2 煤层特征采区为缓倾斜煤层，大致的走向长度为2040米，倾斜长度为1390米，采区内共发育四个可采煤层，煤厚分别为10.0米、4.8米、6.0米、4.0米。煤层赋存简单，无断层及火成岩侵入等地质构造，煤层倾角平均为14度，煤种单一，煤质较好。煤层的自燃发火期为12个月。煤层绝对瓦斯涌出量为0.98，区内水文地质简单。5.1.3 采区范围及工业储量本采区为边界采区，东到第四勘探线，南到煤层露头，西到工业广场保护煤柱，北到-630阶段边界，采区大致的走向长度为2040米，倾斜长度为1390米，面积2.5平方公里，工业储量为8068.9万吨。5.1.4 采区生产能力及服务年限采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层厚度、工作面长度及推进度。1)采区生产能力A： （5-1） 式中：L回采工作面长度，取198m V工作面年推进度，工作面每日进6刀，截深0.6m，因此年推度为1188m M采高，10m r 煤的容重，1.3t/ C工作面回采率，厚煤层放顶煤取0.85则: A=1981188101.30.85 =259.9万t/a同时考虑5的掘进出煤。则采区的生产能力为：A总= A（1+5%）=259.91.05=272.9万t/a；再将上面计算出来的生产能力通过通风能力、风速和风量限制要求计算式中检验，得出符合要求。2)采区服务年限T： （5-2）式中：Z本采区设计可采储量，6051.67万t A本区生产能力，240万t/a=6051.67/2401.4=18年5.2 采区形式、采区上（下）山的数目、位置及用途5.2.1 采区形式煤层群开采的布置方式为多煤层联合准备，四层煤共用一组上山，但不共用区段集中平巷。根据煤层赋存条件，采用走向长壁采煤法，采区式划分，其中南一采区为首产采区。5.2.2 采区上下山的数目、位置及用途对单一煤层采区和联合准备采区，在煤层上山维护条件困难的情况下，多将上山布置在煤层底板岩层中，其技术经济效果比较显著。巷道围岩较坚硬，同时上山离开了煤层一段距离，减少了采动影响。为此要求上山不仅要布置在比较稳固的岩层中，还要与煤层底板保持一定距离，距煤层愈远，受采动影响愈小，但也不宜太远，否则会增加过多的联络巷工程量。一般条件下，视围岩性质，采区岩石上山与煤层底板间的法线距离为10-15m比较适合。本采区采用两条岩石上山，一个是运输上山，用胶带输送机运煤；一条是轨道上山，用矿车运料和排矸，行人。两条上山间距取20米，运输上山距12煤层底板法线距离为14米，轨道上山距12煤层底板法线距离为8米，两条上山倾角与煤层倾角保持一致为14。5.3 采区区段的划分、区段平巷的布置方式、层间或分层间的联系式5.3.1 采区区段的划分首先要确定工作面的长度，根据一个工作面的产量计算工作面的长度： （5-3）式中：A0工作面年产量，2.4Mt / aL 工作面长度，米L0工作面年推进度，米M采高，10米r 容重，1.3t / C工作面回采率，85%所以，L2400000（3303.6101.385%） 187.5米为了便于区段划分，L取198米，根据规程规定并结合我国实际情况，工作面长度在150250米之间，故本采区设计是合理的，本采区每个煤层划分6个区段，故四层共24个区段。5.3.2 区段平巷的布置方式11区段平巷是直接与回采工作紧密联系的回采巷道，在综采工作面采煤时，采用双巷布置时通常区段回风平巷超前区段运输平巷沿腰线掘进，既可探明煤层变化情况又便于辅助运输及排水，同时在瓦斯含量大、采区走向长度长、采区涌水量大的采区，采用双巷掘进有利于掘进通风和安全。取其优点，本采区的区段平巷的布置方式采用双巷布置，区段煤柱取25米。运输平巷和回风平巷断面见图：图 5-1 运输平巷断面图 Fig.5-1 Transport tunnel crosssection fig图 5-2 回风平巷断面图Fig.5-2 Transport tunnel crosssection fig5.3.3 层间或分层间的联系方式各层煤之间的联系方式，采用从上山开掘区段运输和轨道石门，与区段段平巷连接形成完整的生产系统。5.4 采区车场及硐室5.4.1 车场形式 采区上山与区段平巷或阶段大巷连接处的一组巷道和硐室称为采区车场。采区车场的主要作用是在采区内运输方式改变的地方完成转载工作。采区车场的巷道包括甩车道、存车线及一些联络巷道，另外还有些硐室，如煤仓、绞车房、变电所等。1) 采区上部车场采区上部车场的主要任务是辅助提升，是掘进出煤、出矸、进料等的转载站。绕道线路的布置为轨道上山通过水平的巷道与区段回风石门相连，绞车房布置在与回风巷同一水平的岩石中，故采用采区上部平车场。2) 采区中部车场：当煤层群采用联合布置，轨道上山布置在下部煤层或煤层底板岩层内时，采区中部车场采用甩车形式。3) 采区下部车场：根据轨道上山起坡点至大巷的距离，本采区下部车场采用顶板绕道。5.4.2 采区硐室采区内采用移动变电站变压，所以采区内主要硐室就有采区煤仓和绞车房。1)采区煤仓设置一定容量的煤仓对于保证采掘工作面正常生产和高产、高效是十分必要的。它可以有效地提高工作面采掘设备的利用率，充分发挥运输系统的潜力，保证连续均衡生产。本采区采用垂直煤仓。它一般为圆形断面，圆形断面利用率高，不宜形成死角，便于维护，施工方便，施工速度快。合理的煤仓容量应在保证正常生产和运输的前提下 ，工程量最省。根据采区生产能力确定煤仓容量的计算方法： （5-4） 式中： Q0防空仓漏风量，10t L工作面长度，198m M采高，10m b进刀深度，0.6m r煤容重，1.3 t/ C0工作面回采率，0.85 Kt同采工作面数，取1Q=10+198100.61.30.851=1322.74t所以，设计直径3.5米，高度30米，容量1500吨，符合设计要求。2）绞车房采区绞车房主要依据绞车的型号及规格、基础尺寸、绞车房的服务年限和所处的围岩性质等进行设计。其位置选择在围岩稳定、无淋水、地压小和易维护的地点，在满足施工、机械安装和提升运输要求的前提下，应尽量靠近上山变坡点，以减少巷道工程量；绞车房应有两个安全出口，即钢丝绳通道及绞车房通道。绞车房内的布置原则：在保证安全生产和易于检修的条件下尽可能布置紧凑，以减少硐室工程量。绞车房的高度的确定与绞车的规格型号及安装要求有关，其高度一般在3-4.5m左右。绞车房的断面一般设计成半圆拱形，用全料石或混凝土拱料面墙砌筑，有条件的用锚喷支护。 5.5 采区生产系统5.5.1 采准系统 采准工作由大巷开掘采区下部车场，向上开掘运输上山、轨道上山，与回风大巷贯通，形成通风系统后，在区段上部开掘采区回风石门，区段下部开掘区段运输石门与区段轨道石门，分别与上层煤贯通，在上层煤分别开掘区段运输平巷、区段回风平巷至采区边界开掘开切眼，形成工作面即可进行回采。掘进过程中同时开掘中部车场、上部车场及采区各硐室。5.5.2 运输系统1)运煤：工作面落煤区段运输平巷区段运输石门溜煤眼运输上山采区煤仓运输大巷主煤仓主井地面2)运料：副井下料井底车场轨道石门轨道大巷采区下部车场轨道上山采区上部车场区段回风平巷工作面3)排矸：掘进工作面区段轨道石门轨道上山轨道大巷副井地面4)人员：副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部车场轨道上山采区上部车场区段回风平巷工作面5.5.3 通风系统新风：副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部车场轨道上山区段轨道石门区段运输平巷工作面乏风：工作面区段回风平巷采区回风石门回风大巷回风石门风井地面5.6 采区开采顺序根据矿井设计规范规定，新建矿井采区开采顺序必须遵循先近后远，逐步向井田边界扩展的前进式开采。近距离多煤层开采顺序，一般应先采上层，后采下层的下行式开采。多煤层开采时，应厚、薄合理搭配开采。采区内共有四个煤层，由于顶底板岩性较好，受采动影响较小，先采上层煤，再采下层煤。5.7 采区巷道断面尺寸、支护方式、采区准备工程量5.7.1 确定依据1) 根据巷道所处的位置及围岩的物理力学性质和地质作用大小而确定。2) 为采区机械采煤的需要，采区内各巷道断面应满足机械设备的要求。3) 巷道的支护形式及支护配料应满足巷道的服务年限。4) 采区巷道还要满足通风安全的需要。根据设计规范规定：综采工作面运输顺槽净断面不小于12平方米，回风顺槽的净断面不小于10平方米。本设计中运输顺槽的净断面为12.26，回风顺槽的净断面为11.62。5.7.2 采区准备工程量在井筒及主要石门等开拓巷道完成之后开掘阶段下部车场、主要上山、区段运输和回风石门、运顺、回顺、开切眼，然后安装设备，构成完整的生产系统，即正常生产。表5-1采区准备工程量Tab.5-1 Ready engineering amount of mining section巷道支护形式断面大小长度/m体积净/m2掘/m2净/m3掘/m3主要运输上山锚喷16.420.212702082825654主要轨道上山锚喷15.319.013402050225460绞车房锚喷13.51535472.5525阶段下部车场锚喷13.114.950655745阶段煤仓混凝土15.919.620318392分段运输石门锚喷16.420.224540184949分段回风石门锚喷15.319.024036724560运输顺槽梯形棚子12.313.7152518757.520892.5回风顺槽梯形棚子11.613.114701705219257开切眼锚网10.110.11831848.3184835.8 采区的巷道掘进率、采区回采率5.8.1 巷道掘进率岩巷 主要运输上山 1080米主要轨道上山 1140米采区下部车场 80米区段运输石门 320米区段轨道石门 300米采区回风石门 380米阶段煤仓 30米溜 煤 眼 20米煤巷：运输顺槽 1100米 回风顺槽 950米开 切 眼 198米因此根据 （5-5） 式中：A采区巷道掘进率，m/万tL巷道掘进总长度，mZ采区可采储量，万t则岩石掘进率为： A =5910/6051.67=0.98 m/万t煤巷掘进率为： A =49552/6051.67=8.19 m/万t5.8.2 采区回采率 （5-6）式中：C采区回采率采区工业储量，万tP区内开采损失，万t区内开采损失主要包括采区境界煤柱，区段煤柱，工作面落煤损失。采区境界煤柱：(204090+139030)24.81.3=606.3万吨区段煤柱：20402524.81.35=622.1万吨工作面落煤损失（取5%）：1983.6101.30.05=0.1万吨因此P=726.3+822.1+463.3=1228.5万吨C=（6051.671228.5）6051.67=79.7%75%根据设计规范规定：对于厚煤层，采区回采率不低于0.75。由于上述计算确定本采区的回采率为79.7%75%，所以该采区的设计是符合要求的。6 采煤方法6.1 采煤方法的选择6.1.1 选择的依据和要求1)矿井地质构造、煤层厚度、煤层倾角、层数、层间距、硬度和有无矸石等，以及顶底板岩性、瓦斯、煤尘、水文地质、自然发火等情况，煤层的开采关系以及地面井下开采关系等；2)国家关于煤炭生产的方针政策；3)采煤机械化程度、设备适应条件；4)邻矿或相似矿井的采煤实践经验。5)煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；6)安全及劳动条件好；7)便于生产管理；8)尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效，材料消耗少。9）缓倾斜、倾斜煤层一般采用长壁采煤法。当煤层倾角大于12时，宜采用走向长壁采煤法后退式开采。6.1.2 采煤方法本设计矿井有四个可采煤层，四层煤均是厚煤层，倾角在11-17之间，平均倾角14，涌水较少，顶底板岩性稳定，无断层、火成岩侵入等地质构造。本着高产、高效、安全的原则，尽可能的达到集中生产，综合考虑各种因素，决定采用走向长壁采煤法开采。本设计煤层为一采区的最上煤层7煤层，对该煤层采煤方法选择的依据是：煤层赋存较稳定，倾角较小，平均14，煤厚在10米左右，不含夹石 ，煤层硬度中等，走向长度比较长。由此确定为走向长壁采煤方法，综合机械化放顶煤采煤工艺。6.2 煤层地质特征1)四层煤在井田内全区发育，煤层赋存稳定，是井田的主要可采煤层，煤层顶底板多为泥岩、粉砂岩或细砂岩，底板为粉砂岩、细砂岩。各煤层具线理状、条带状结构，层状构造普遍发育。2)开采技术条件瓦斯：开采煤层属于低瓦斯煤层，瓦斯绝对瓦斯涌出量为0.98。煤尘：无爆炸危险性。煤的自燃：煤的自燃发火期为12个月。3)煤质本井田内可采煤层均为褐煤，煤的工业分析，元素分析和其他煤质试验证实，原煤的发热量较高，属于中灰煤，硫磷含量低，易筛分，是良好的发电和工业用煤。6.3 工作面长度的确定合理的工作面长度能为工作面高产高效提供有利的条件，从工作面内部条件来说，在一定范围内加长工作面长度能获得较高的产量，提高效率和效益，降低成本，但工作面长度增长，生产技术管理难度也会随之增大，因此，单产效率、效益以及安全生产条件等都会下降，所以，根据煤炭工业矿井设计规范的规定：综合机械化采煤工作面的长度一般150250米。根据实际情况及设备能力已经确定工作面长度为198米。现对工作面长度按通风及运输条件进行校核。6.3.1 按工作面生产能力校核工作面生产能力: （6-1）式中 A0 工作面生产能力，万吨 L 工作面长度，设计取198米 V0 工作面日推进度，取3.6米 M 煤层厚度，取10米 C0 采煤工作面采出率，放顶煤工作面取0.85 T 工作面年工作日，取330天 工作面长198m所实现年生产能力大于矿井设计的年生产能力,因此说明工作面按生产能力校核是合理的.6.3.2 按运输机能力检验本采区选用的是综合机械化采煤工作面配套设备,所选用采煤机校验工作面长度合理,则运输机的运输能力也是合理的.6.3.3 按通风条件核定 (6-2)式中 S工作面最小控顶距,3.31m B采煤机截深,0.6m V工作面内允许的最大风速,4.0m/s M采高,2.5m Cf风流收缩系数,可取0.90.95 Qb一昼夜产煤一吨所需风量,取0.87立方米/分 P煤层生产率,即单位面积上的出煤量，本矿取3.44t/ P=MCr=2.51.30.85=2.76 t/ N昼夜循环数,即每日割煤刀数,6刀所以 L6042.53.310.95/（0.870.62.766)=218m 按通风条件核定,该工作面满足条件。6.3.4 按照放煤时间的确定 （6-3）式中， L 工作面长度， m n 同时放煤支架数T 每班工作时间，2 ht 每支架放煤所需时间，118.2 sB 支架宽度，1.5m 每班时间的利用率,取70%通过计算，工作面设计长度为198米大于放煤所需长度，所以设计满足放煤要求。综上所述，通过以上各项校正，工作面设计198米是合理的。6.4 采煤机械的选择和回采工艺的确定6.4.1 综采机组的选择6根据本设计的实际情况4：采高2.5米，煤层平均倾角为14，煤质中硬。选用的设备为MG300-W双滚筒采煤机,ZFS4000/15/32L双输送机低位放顶煤液压支架，SGZ764/500和SGZ764/400型刮板输送机。1) MG300-W双滚筒采煤机主要技术特征如下：采高：2.13.6米适应煤质硬度：f=13煤层倾角：035截深： 656mm滚筒直径：1.6m牵引方式：无链牵引力：404kN牵引速度：06m/min滚筒中心距：8389mm机面高度：1600mm卧底量：316mm控顶距：3310mm重量：40t设计单位：鸡西煤矿机械厂与采煤机配套的电动机的主要技术特征如下：型号：YSKBC-300/300功率：300kW台数：2电压：1140V冷却方式：水冷喷雾方式：内、外喷雾2) ZFS4000/15/32L双输送机低位放顶煤液压支架的主要技术特征如下：放煤方式：插板式型式 ：支撑掩护式双输送机支架高度 ： 1.553.2 米宽度 ： 1.431.6米中心距：1.5米初撑力：3694 KN工作阻力：4064 KN支护强度： 0.7Mpa适应煤层倾角： 25供液泵压：29.4MPa运输尺寸：5.41.431.55重量：15.9吨最大控顶距l大des3.110.20.63.91 米最小控顶距l小de3.110.23.31 米式中d支架顶梁长 3.632米e梁端距 一般0.20.4米s截深0.6米3)SGZ764/500型刮板输送机的主要技术特征如下：设计长度：200m出厂长度：200m运输能力：1100t/h链速：1.21m/s刮板间距：1080mm与采煤机的牵引方式：无链中部槽规格（长宽高）：1500764222与刮板输送机配套的电动机的主要技术特征如下：功率：2250/125Kw电压：1140VSGZ764/400型刮板输送机的主要技术特征如下：设计长度：200m出厂长度：200m运输能力：900t/h链速：1. 1m/s刮板间距：920mm与采煤机的牵引方式：无链中部槽规格（长宽高）：1500764222与刮板输送机配套的电动机的主要技术特征如下：功率：2100/200Kw转速：735r/min6.4.2 配套设备选型工作面的配套设备有转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机。1)SZZ764/160型刮板转载机的主要技术特征如下：出厂长度：37.8m输送能力：1400 t/h输送速度：1.28m/s刮板链型式：双中链刮板间距：1100mm质量：32.6t设计单位：张家口煤机厂2)PEM1000650型破碎机的主要技术特征如下：结构特点：鄂式过煤能力：1400t/h破碎能力：650t/h外形尺寸：327022601430mm重量：10.7t设计单位：张家口煤机厂3)SSJ-1200/M型伸缩带式输送机主要技术特征如下：输送量：1500t/h输送长度：1050m胶带宽：1200mm带速：2.5m/s储带长度100m传动滚筒直径：800mm机头外形尺寸(mm)：26551950机尾外形尺寸(mm)：2012832重量：168.36t设计单位：西北煤机二厂6.4.3 回采工艺方式8回采工艺是人们根据回采工作面煤层的赋存条件，运用某种技术装备进行的生产方式，在回采工作面进行破煤、装煤、运煤、支架及处理采空区等各种工艺的组合。回采工艺选择的原则： a尽可能使用机械采煤，达到工作面高产高效。b劳动安全条件好。c煤炭损失少，回采率高。d材料消耗少，成本低。1)割煤采用双滚筒采煤机，在运行过程中为了司机操作安全，煤尘少，装煤效果好，前滚筒沿顶板割煤，后滚筒沿底板割煤，并有一定的卧底量，以增加采煤机对底板平整性及输送机槽歪斜的适应能力，避免采煤机和输送机因底板鼓起或浮煤垫起而向采空区倾斜。由于煤层赋存稳定,煤质中硬,倾角较缓,故采用双向割煤往返一次割两刀,进刀方式采用工作面端部斜切进刀方式,自开切口,自割三角煤.（如图6-1示）图6-1 斜切进刀示意图Fig. 6-1 beheads the triangle coal bevelling feed2)移工作面支架本采区工作面移架方式采用单架依次顺序移架方式.支架随采煤机的割煤依次顺序前移,移架步距等于截深,这种移架方式对顶板的支护较好,操作简单.3）放顶煤工艺：（1）放煤步距和采煤机截深放煤步距就是相邻两次放顶煤的间隔距离。放煤步距是确定工作面回采率和含矸率的重要因素。实践证明，放煤步距太小或太大都会降低回采率，使含矸率提高。采煤实践和研究表明：当采用小截深时（0.50.6），宜采用割两刀放一刀，放煤步距为滚筒截深的2倍（1.01.2）。当采用大截深时（0.81.0），宜采用采一刀放一刀，放煤步距和滚筒截深相同（0.81.0）。本设计为选用滚筒截深为0.6m，因此采用采两刀放一刀，放煤步距为1.2m。 （2）初次放煤的距离放顶煤工作面回采之初，通常采取初采推进10-20m不放顶煤，但实践证明这个措施的实际意义并不大。事实上，目前在大多数综放工作面，推出开切眼后做到及时放煤，这不仅有效地提高了煤炭的采出率，而且对顶煤的冒落也是有好处的。本设计即采用推出开切眼后及时放煤的方式。（3）放煤方式放煤方式应该根据其煤层赋存条件、煤层结构、顶底板岩性、工作面装备、采煤比等因素来确定，随着开采条件的变化适时调整，选择合适的的方式。本矿井设计选择单轮、间隔、多口放煤方式，实践证明，就顶煤丢失而言，该种方式放煤煤损最少，混矸少；多口放煤，易于实现高产高效。（4）端头放煤本设计选用ZTF5400-22/32型端头支架，进行端头放煤。选用端头支架，不仅提高顶煤回收率，而且改善端头维护条件，减少维护难度。（5）工作面末采距离工作面停采线10米处停止放煤。4)工艺配合方式割煤,移架,推移输送机三项工序依次进行，完成割煤工序；割两刀煤以后，进行放煤，拉后部输送机。采煤机上下两端斜切进刀,自开切口；双向割煤,往返一次进两刀；移架滞后于采煤机3m；输送机滞后采煤机1015m推移,其弯曲长度不小于15m。液压支架的移架方式为单架依次顺序方式，具有操作简单，容易保证移架质量，有利于顶板管理的优点。5)两巷管理运输顺槽和回风顺槽采用锚杆支护。在工作面前方30米两顺槽上进行加强支护，支护方式为在原有锚杆基础上，采用双排铰接顶梁超前支护。6.4.4 顶板管理方法工作面最小控顶距为3.31m，最大控顶距为3.91m，放顶步距为1200mm，放顶方式采用全部垮落法，自然放顶。 6.4.5 工作面布置工作面布置形式见工作面布置图6-2：图6-2 工作面布置图 Fig.6-2 The diagram of located layout6.5 循环方式的选择及循环图表的编制6.5.1 循环方式的选择综采工作面循环的含义:以移架为循环的标志,沿工作面每割煤一刀,工作面向前推进一个截深的距离,随即完成移架,清理浮煤,修整工作面和推移输送机等全部工细后,就算完成了一个循环.根据工作面煤层和生产技术条件,以及产量方面的要求,一昼夜需完成6个循环,即割完6刀煤，放三刀煤。作业形式：根据本工作面循环数采用“四六”制进行工作，三班生产，一班检修和准备。循环产量为：0.6101981.30.85=1312.74吨 日产平均为：61312.74=7876.44吨月产量为：7876.4427.5=216602吨年产量为：21660212=259.9万吨259.9（1+0.05）=272.9240，满足采区生产能力的要求。6.5.2 循环图表的编制16机电设备表，工作面作业循环图表,工人出勤表、主要技术经济指标表见表6-1、表6-2、表6-3、表6-4。表6-1机电设备表Tab.6-1Table of located electromechanical equipment序号设备名称规格型号数量备注1采煤机MG300-W1台2刮板输送机SGZ-764/400SGZ-764/5001部200m3转载机SZQ-401台4端头支架ZTF5400-22/324架5液压支架ZFS4000/15/32L132架6乳化液泵MRB-110/31.52台两泵一箱7可伸缩皮带机SSJ1200/M3部8移动变电站KSGZY-500/61台9移动变电站KSGZY-630/61台10高压隔爆开关BGP6111通信系统CK-11套12防滑绞车JH-81台13调度绞车QC83-801台14喷雾泵WPZ320/651台表6-2 工作面作业循环图表 Tablet. 6-2Table of work cycle表6-3工人出勤表Tablet.6-3Table of labor Organization 序号工 种班 次小 计一二三四1班 长222172采煤司机222173支架工6662204 转载机司机 111145皮带输送机司机2224106放煤工444127端头工666188泵站司机111149运料工222610电钳工222611清煤工6661812检修工191913维护工99合计34343438140表6-4技 术 经 济 指 标 表 Tab.6-4 Technical and economic indicator table序号项目单位数量备注1工作面长度m1982采高m2.53倾角 14平均值4容重t1.35日进度m3.66月进度m99每月27.5天7平均日产量m7876.448平均月产量t/月2166029工作面回采率8510坑木消耗/万吨t611电力消耗度/万t2512截齿消耗h/万t1513回采工效T/工79.567 建井工期及开采计划7.1 建井工期及施工组织7.1.1 建井工期建井工期是指由井筒开凿起到移交生产的全部时间。建井工程量是指由井筒开始建井到移交生产时止的全部开拓巷道、准备巷道及回采巷道工程量的总和。各项工程量计算如下表：表7-1井筒工程量计算表 Table 7-1 shaft project in terms of form井筒名称井口标高井筒深度断面工程量支架材料净掘净掘主井+4072021.723.751562417100砌碹副井+4269031.534.462173523777砌碹风井+4138019.628.3744810754砌碹表7-2井底车场工程量计算表Table 7-2 depot project in terms of bottom table序号名称支架材料长度m断面工程量净掘净掘1水仓砌碹13011.413.2148217162主井车场砌碹14410.512.8151218433副井车场砌碹44010.512.8462056324水泵房砌碹3012.214.33664435变电所砌碹3512.214.34275016煤仓砌碹3014.417.34325197清扫斜巷砌碹15010.512.8157019208火药库砌碹24010.512.825203072建井工期的计算是根据井巷工程的施工期、设备的安装时间等几个方面考虑的，从井筒开拓一直到工作面开切眼准备完毕移交生产的全部时间，通常以施工期来确定建井工期。建井施工队应尽量平行作业，采用多头掘进，同时应抓好巷道定向工作。在确定掘进队组数的时候应尽量考虑岩巷和半煤岩巷、煤巷掘进队的专一化，以利于提高掘进速度，同时在整个建井期尽量保持掘进队组数的相对稳定，在此基础上进行工程排队，确定出建井工期，详细见建井施工图。7.1.2 工程排队及施工组织排队工作面接替：工作面结束前十天至十五天，完成其接续工作面掘进和设备安装工程。设计井巷掘进进度指标如下：主、副立井：50m/月；风立井：50m/月；岩石巷道：200m/月；半煤岩巷：350m/月；煤层巷道：500m/月（按连续采煤机施工考虑）；根据机械化设备满足规范要求：a.煤巷及半煤岩巷掘进，采用综合掘进机组，配备掘进机，胶带转载机，可伸缩胶带输送机及相应的配套设备。b.全岩巷道大断面掘进配备液压凿岩车，侧卸式装岩机，转载机，列车，齿轨车组成机械化作业线；小断面巷道掘进配备岩石电钻，带调车盘的耙斗装岩机，齿轨车，矿车等。 图7-1建井工期图表 Fig.7-1 Build well term fig7.2 开采计划7.2.1 开采顺序及配产原则1) 开采顺序合理的开采顺序应满足下列原则：a保证开采水平的采区、回采工作面的正常接替，保证矿井接续稳定高产。b符合煤层采动影响关系，最大限度的采出煤炭资源。c井巷工程量和投资少，尤其节省初期工程量和投资，工期短，投产快。d合理集中生产，充分发挥设备能力，提高劳动生产率，减少巷道维护费用。e便于灾害预防，有利于巷道维护，保证生产安全可靠。从整体来看，全矿井属于下行式开采，即至上而下分别开采7煤、8煤、9煤和12煤四个煤层，均采用后退式开采。2) 配产原则全矿井只有一个面达产，故不需配产。7.2.2 开采计划开采计划，就是根据国家对一个矿井产量、效益、煤质、材料消耗等要求统筹安排矿井开采水平，采区、回采工作面等接续，包括近期回采工作面接续计划和长期的采区接续计划。开采计划的原则1：1) 矿井两翼开采的产量分配尽可能与储量相适应，避免一翼储量积压，造成后期形成单翼生产。2) 各煤层配产上注意厚薄搭配、肥瘦搭配。3) 合理集中生产，避免战线过长，生产分散，尽可能提高回采工作面单产和采区生产能力，减少同时生产的采区个数。4) 要留有余地，并以可靠的可采储量为基础。表7-3采区接替表Table.7-3mine section replace table表7-4工作面接替表Table.7-4 Acting surface replace table8 矿井通风8.1 概述钱吕五矿井田大部位于河北省丰南市境内，北部边缘属唐山市，东隔滦河与秦皇岛市相望，西与天津市毗邻，南临渤海，北依燕山隔长城与承德地区接壤。钱吕五矿井田浅部以5煤层潜伏露头线为界，深部以-850煤层底板等高线为界，东部至第四勘探线，西部至第九勘探线。井田走向平均长5.2公里，倾斜平均长2.76公里，面积约为13.2平方公里。井田内共有4层煤，均是全区发育，煤层分别是：7层煤、8层煤、9层煤、12层煤。因煤层垂高较大，故采用多水平开采，煤层倾角平均为14，矿井的生产能力为2.4Mt/a，服务年限为76.6年。本设计矿井为低瓦斯矿井，设计煤层的绝对瓦斯涌出量0.98，煤炭自燃发火期为12个月。 本矿井采用立井多水平开拓。大巷布置采用全煤组集中布置，全矿井分为两个水平，大巷分别布置在-630米水平和-850米水平。本设计矿井单工作面达产，年产240万吨。为保证采掘正常接替，同时掘进工作面为两个，采掘比1：1。本矿是大陆性季风气候，四季分明，冬季寒冷少雪，夏季高温多雨，春季干旱多风沙。据气象资料记载年平均气温20摄氏度。8.2 矿井通风系统的选择矿井通风的基本任务是供给矿井新鲜风流，以排除井下的有害气体及矿尘，从而防止事故的发生，以保证井下人员的安全。因此矿井通风是矿井生产达标中非常重要的环节。矿井通风系统中通风阻力，通风网络，通风设施及构成，矿井通风系统包括通风方式，主要通风机工作方法，通风网络形式，选择矿井通风系统必须满足如下要求5：1) 每个矿井至少应有两个通到地面的安全出口，各个出口间的距离不得少于30米。2) 通风井口要避免污风，尘土，焦油气味，矸石燃烧气味等侵入，井口距离产生烟尘等有害气体的地点不小于500米，矿井的总风道不得作为主要人行道。3) 箕斗井一般不应作回风井或出风井。4) 所有矿井都要用机械通风主扇与分区主扇必须安装在地面。5) 充分注意降低费用，风道壁要光滑。6) 选择通风系统时要综合采区通风和掘进通风的若干要求，同时也要保证满足防止瓦斯、火、尘、水、高温对矿井通风系统的要求。8.2.1 通风方式的选择1.中央并列式 进风井与回风井大致并列于井田中央，由主井兼作回风井或专设中央风井。这种方式具有初期工程量少，建井期短，便于管理等优点。缺点：是进、回风井之间漏风大，矿井的中、后期的通风路线长，通风阻力大。工业场地噪音大。这种通风方式适用于煤层倾角大，走向长度小于4的 低瓦斯矿井。2.中央分列式进风井位于井田中央，回风井位于井田上部边界中央，这种方式具有通风阻力小、漏风小、安全性好、工业场地噪声小，且便于从回风井铺设防尘洒水管路等优点，适用于煤层倾角较小，埋藏较浅，瓦斯和煤尘自燃发火期比较严重的设计。走向长壁较大的中型矿井，投产初期多采用这种通风方式。3.两翼对角式进风井位于井田中央，回风井布置井田两翼各一个，分别为井田一翼服务，适用于高瓦斯矿井，自燃发火和热量比较严重或有煤和瓦斯突出危险的矿井。4分区对角式进风井位于井田中央，两翼含有两个或两个以上回风井为所在附近采区服务。这种方式也称为分区式通风，它适用于煤层距地表较近且高低起伏大，第一水平无法开凿总回风道的情况；也适用于有煤和瓦斯突出危险的矿井或高瓦斯矿井。此外，各分区有独立的进、回风系统。这种通风方式具有建井期短，安全性好，便于管理等优点，但回风井多，占场地大和风井管理分散等原因。因而多适用于分区分期开拓，分期投产的特大型矿井。5混合式上述几种方法的组合称为混合式。如中央分列式与对角式混合、中央并列式与对角式混合、以及中央并列式与中央分列式混合，这种通风方式适用于井田走向长度大或矿井改扩建和开拓延深矿井，或多煤层多井筒矿井，或井田面积较大，产量大且分区开拓的矿井。通过对以上几种通风方式的比较，结合矿井的实际情况，矿井年产量2.4Mt为大型矿井，煤层平均倾角为14度，煤层自然发火期1年，煤尘无爆炸性，瓦斯涌出量低，属低瓦斯矿井，综合考虑上诉因素，选取中央分列式通风方式。8.2.2 通风方法的选择主要通风方法的选择有三种：压入式，抽出式，压抽混合式。1) 压入式主要通风机安设在进风井处，整个进风系统都处在高于当地大气压的气压状态。其漏风是从矿井内向矿井外漏风。一旦风机因故障停止运转，井下空气绝对静压有所下降，可能在短期内引起矿井绝对瓦斯涌出两倍大，一般认为压入式通风不宜在高沼气矿井使用。2) 抽出式主要通风机设在回风井处，整个通风系统处在低于当地大气压的负压状态。当矿井与地面间存在漏风通道时，地面空气会漏向井下，当存在老窑时还会把积存的有害气体抽到井外，同时使工作面的风量减少。3) 压抽混合式在矿井入风处设通风机做压入式工作，回风处通风机做抽出式工作，通风系统的进风处处于正压，回风处处于负压，该式要求设备多，管理复杂。通过以上分析及基于本矿自身因素的考虑，借鉴相邻矿井的经验，选择抽出式通风方法作为本矿通风方法。8.3 矿井风量的计算与风量分配8.3.1 矿井总进风量在采掘工作面和采区的回风流中，CH4和CO2的体积浓度须1%，在矿井和一翼的总回风流中，CH4和CO2的体积浓度须0.75%。根据煤矿安全规程第103条规定，矿井总进风量应按下列要求分别计算，并取其中最大值。按井下同时工作的最多人数计算 （8-1）式中： Q：矿井总进风量，/min； N：井下同时工作的最多人数，取95人； K：矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般取1.21.5； 4：每人每分钟给4立方米的风量；按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算 （8-2）式中： Qa：采煤工作面实际需要风量的总和，/min； Qb：掘进工作面实际需要风量的总和，/min；Qc：硐室实际需要风量的总和，/min；Qd：矿井除了采煤、掘进工作面和硐室外，其它井巷需要风量的总和，/min；K：矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般取1.21.5；8.3.2 工作面所需风量计算应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算 （8-3）式中：Qi：为第i个采煤工作面实际需要的风量，/min；Kz：备用工作面系数，一般取1.1，当备用工作面已单独计算风量列入上式中时，则取1.0；n：为采煤工作面的个数，个；每个采煤工作面实际需要的风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须取其中的最大值。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风量的最大风量计算。(1)按瓦斯涌出量计算 （8-4） 式中： Qi：为第i个采煤工作面实际需要的风量，/min； Q ：第i个采煤工作面平均瓦斯绝对涌出量，/min，对于高瓦斯矿井取抽放后的值，本设计取1.036；Ki：第i个采煤工作面的通风系数，一般取1.22.1；本设计取1.5。 故 Qi=100qKi=1001.0361.5=155.4 /min(2)按工作面温度计算采煤工作面应有良好的劳动气候条件，其温度和风速应符合表81的要求，回采工作面的温度为2326。长壁工作面实际需要风量，按下式计算：表8-1工作面空气温度与风速对应表Tab.8-1 the speed and temperature of wor face工作面空气温度（）工作面风速（m/s）150.30.515180.50.818200.81.020231.01.523261.51.8 （8-5）式中： Vi：第i个工作面的风速，m/s；Si：第i个采煤工作面的平均断面面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，综采工作面的平均断面积可用下式近似计算；使用支撑式支架时： Si=3.75（M-0.3）；使用掩护式支架时： Si=3（M-0.3）；式中： M：煤层可采厚度，m；故 Si=3.75（M-0.3）=3.75（2.5-0.3）=8.25 ；Qi=60ViSi=60（1.01.5）8.251.4 =693-1039.5/min； Ki:第i个回采工作面的长度风量系数，取1.4(3)按人数计算 （8-6）式中： Ni：第i个采煤工作面同时工作的最多人数，取51人； 4：每个人需要的风量，/min；故 Qi=4Ni=451=204 /min；(4)按风速进行验算按最低风速验算，每个工作面的最低风量：Qi0.2560Si=0.25608.25=123.75 /min；按最高风速验算，每个工作面的最高风量：Qi460Si=4608.25=1980 /min；所以，采煤工作面实际需要风量总和Qa=1.11039.51=1143.45 /min。8.3.3 掘进工作面需要风量计算按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和计算，即 （8-7）式中： Qbi：分别为各个掘进工作面实际需要的风量，/min； K ：备用掘进工作面系数，一般K=1.2。当备用工作面已单独计算风量并列入上式中，则K=1.0；每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯允许浓度和瓦斯涌出量、炸药用量、局部通风实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须取其中最大值。(1)按瓦斯涌出量 （8-8）式中： Qbi：第i个掘进工作面实际需要风量,/min； qi：第i个掘进工作面瓦斯绝对涌出量,/min； Ki：第i个掘进工作面的通风系数，主要包括瓦斯涌出量不均衡和备用风量等因素，应根据实际考察的结果确定，一般Ki =1.22.0； Qbi=1000.81.2=96/min；(2)按局部通风机的实际吸风量计算 （8-9） 式中： Qi：第i个掘进工作面局部通风机的实际吸风量，/min，对于JBT（4KW）局部通风机的吸风量可取120/min；对于JBT52（11KW）局部通风机的吸风量可取200/min；对于JBT62（28KW）局部通风机的吸风量可取300/min； Ii：第i个掘进工作面同时通风的局部通风机的台数； 为了防止局部通风机吸循环风；防止局部通风机吸入至掘进工作面回风道口之间的风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚，局部通风机所安放的巷道中的风量，除了保证局部通风机的吸风量处，还用保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速0.15m/s。 Qbi= 2002=400 /min；(3)按人数计算Qbi=4Ni （8-10） 式中： Ni：第i个掘进工作面同时工作的最多人数，取20人； Qbi=4Ni=420=80 /min；(4)按风速进行计算按最低风速验算，每个岩巷掘进工作面的最低风量： Qbi0.1560Sbi=0.156012=108 /min；每个煤巷或半煤岩巷工作面的最低风量：Qbi0.2560Sbi=0.256012=180 /min；按最高风速验算，每个岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量为： Qbi460Sbi=46012=2880 /min；Sbi：第i个掘进工作面巷道的净断面积，取12 Qbi取400/min,因为本设计矿井有两个掘进工作面,所以Qb=KQbi2=1.24002=960 /min8.3.4 硐室所需风量计算按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算，即 Qc=Q1+Q2 （8-11）式中： Q1：爆破材料库实际需要风量，/min；Q2：其它硐室实际需要风量，/min；(1)爆破材料库实际需要风量按经验值给风量，大型爆破材料库给100150 /min；中小型爆破材料库给60100 /min，本设计爆破材料库给100 /min。(2)其它硐室所需要风量按经验值给定，采区绞车房或变电所为6080/min；充电硐室按其回风中氢气浓度小于0.5%计算，不得小于100 /min，也可按经验值给定100200/min。所以：Qc=Q1+Q2+Q3=100+80+100=280 /min；8.3.5 其它巷道所需风量其它巷道所需风量Qd按下式进行计算Qd600.25S4=600.25204=1200 /minS：其它巷道平均断面面积，取20 取 Qd=1200 /min8.3.6 矿井总进风量计算1）按井下同时工作的最多人数计算Q=4NK=4951.2=456 /min （8-12）2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算Q=（Qa+Qb+Qc+Qd）K=（1143.45+960+280+1200）1.2=4300.14 /min所以矿井总风量为4300.14 /min。8.3.7 风量的分配17通过以上的叙述及计算，风量分配已基本完毕，且符合规程的有关规定，因此风量分配是合理的。各巷道最高最低风速见下表8-2。表8-2巷道允许风速表Table8-2Tunnel permission anemometer井巷名称允许风速m/sminmax主井4副井8风井15工作面0.254掘进中岩巷0.154掘进中煤巷0.254主要回风道8采区进回风道0.256其它行人巷0.1548.4 矿井总风压及等积孔的计算井巷通风总阻力是选择矿井主扇的重要因素之一，所以在选择矿井主扇之前必须首先计算井巷通风总阻力。8.4.1 计算原则1) 如果矿井的服务年限不长（1020年），选择达到设计产量以后通风容易与通风困难两个时期通风阻力最大（的风路）。沿着这两条的路线，分别计算各段井巷通风阻力，然后累加起来，得出两个时期的总阻力，如果矿井的服务年限较长（30年）则只计算前1525年左右通风容易和困难两个时期的和，为此需要先绘出这两个时期的通风线路图。 2)（有外部）漏风（指防火门与主要通风及附属装置的漏风）通过主扇的风量Qf必大于矿井的进风量Q。Qf=（1.051.1）Q m/s (8-13)式中：1.1抽出式风井有提升运输任务时，取1.1；则：Qf=1.14300.14 /60=78.84 /s3) 为了经济合理，不致使主扇风压过大造成瓦斯和自然发火难以保管，以及避免主要通风机选型太大使购置、运输、安装、维修费用加大，必须控制不能太大，通常小于3000Pa。选择分析整个通风网路中自然分配风量和按需分配风量的区段，分别按这两种分配风量的方法计算区段的通风能力。 图8-1通风容易时期线路示意图Fig 8-1 Air draught easy time line general view crosssection distinction 表8-3通风容易时期巷道摩擦阻力计算Tab.8-3 Air draught easy time system friction drag table井巷名称支护104L mU mS m2S3 m6Rfrns2/m8Q m3/sQ2(m3/s)2hfrpa副井砌碹31.469021.9838.4756623.100.00087251844.3井底车场砌碹31.415017.518.46049.080.00146947616.5轨道石门砌碹31.412515.5616.94826.810.00136440965.2轨道大巷锚喷68140015.5616.95545.2330.026758336489.9轨道上山锚喷68114015.5616.94826.810.02548230457.6回风平巷棚子7295010.110.981142.860.0025224841.2采煤工作面支架7619811.412.51953.130.0086183242.8运输平巷棚子72110015.412.264173.280.001224840.5回风大巷锚喷68120015.216.44410.940.0281654225118.8总回风石门锚喷6810014.515.33581.580.002869476113.1主回风井砌碹31.438018.828.322665.180.00117251845.2 图8-2矿井通风困难时期通风示意图Fig 8-2Mine ventilation difficult period indicate fig表8-4通风困难时期巷道摩擦阻力计算Tab.8-4 Air draught hard time system friction drag table井巷名称支护104LmUmSm2S3m6Rfrns2/m8Qm3/sQ2(m3/s)2hfrpa副井砌碹31.469021.9838.4756623.100.00087251844.3井底车场砌碹31.415017.518.46049.080.00146947616.5轨道石门砌碹31.412515.5616.94826.810.00136440965.2轨道大巷锚喷68140015.5616.95545.2330.026758336489.9轨道上山锚喷68114015.5616.94826.810.02548230457.6区段轨道石门锚喷6830015.5616.94826.810.0067482304152回风平巷棚子7295010.110.981142.860.06052248429.3采煤工作面支架7619811.412.51953.130.0086183242.8运输平巷棚子72110015.412.264173.280.02932248414.2采区回风石门锚喷6838015.5616.94826.80.008348230419.2回风大巷锚喷68120015.216.44410.940.0281654225118.8总回风石门锚喷6810015.5616.94826.810.002869476113.1主回风井砌碹31.438018.828.322665.180.00117251845.28.4.2 计算方法 沿着上述两个时期通风的风路，分别按下式计算各分段井巷的摩擦阻力： (8-14)式中：L、U、S分别表示井巷的长度m、周长m、面积；Q分配各井巷的风量，/s；根据各巷的支架形式，查得的摩擦系数。将各段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数，即算出通风容易和通风困难时期的井巷阻力分别为：=1.10=1.15350.1=350.9 Pa=1.10=1.15381.3=438.5 Pa符合设计规范规定，矿井通风设计负压没有超过3000 Pa，故设计合理。8.4.3 计算等积孔1) 矿井总风阻：=/=350.9/722=0.068=/=438.5/722=0.085面积值A用下式计算： (8-15)式中：Q通过井巷的风量；h井巷或矿井的通风阻力；=1.189Q/=1.18972/=4.58 =1.189 Q/=1.18972/=4.09 2) 计算等积孔根据以上计算风阻：= 0.068 ；= 4.58 = 0.085 ；= 4.09故本设计矿井属于小阻力矿井。8.5 通风设备的选择对矿井主要通风设备的要求：1) 矿井主扇必须装置两部同等能力的扇风机（包括电动机），其中一套运转，另一套做备用，备用的那一套要求在10min内能够开动。2) 主扇应装有两回直接变电所馈出的供电线路，线路上不应分接任何负荷。3) 主扇要灵活可靠，合乎要求的反向装置和防爆门，要有规格质量符合要求的风硐和扩散器。4) 主扇和电动机的机座必须坚固耐用，要设置在不受影响的稳定地质层上。8.5.1 矿井主要扇风机选型计算矿井的通风设备包括主扇和电动机。须先选主扇，然后选电动机。1) 选择通风机的基本原则a选择通风机一般应满足一水平各个时期的阻力变化，并适当照顾下水平，当阻力变化较大时可参考分期选择电动机，但初装电动机的使用年限不宜少于10年。b应留有一定的余量，轴流式通风机在设计最大风量和风压时，叶片安装角度一般比允许使用值小5度。c在通风机的服务年限内，其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理的工作范围内。考虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门调节。2) 通常用扇风机的个体特性曲线来选择，确定通风容易时期和困难时期两个主扇的工况点：计算通风容易时期的主扇风压为：= (8-16)式中：通风容易时期帮助主扇的矿井自然风压，取100 pa。所以，=350.9100=250.9 Pa计算通风困难时期的主扇风压为：= (8-17)式中：通风困难时期反对主扇风压的矿井自然风压，取100 pa。所以，=438.5100=538.5 Pa通过主扇的风量为：=1.14300.14/60=72/s 则工况点（hf,Qf），容易时期为（72，250.9），困难时期为（72，538.5）。选择主扇：根据以上所得的两组数据，在扇风机个体特性曲线图表（如下）上选择合适的主扇，使两组数据构成的两个时期的工况点均落在扇风机个体特性曲线上的合理范围内。 图8-3 轴流式扇风机个体特性曲线 Fig.8-3 Axial-fan individual characteristics curve扇风机的个体特性曲线的合理工作范围：a扇风机实际风压不超过最大风压的0.9倍，轴流式扇风机不允许工作点落在马鞍形区域内，静压效率低于0.6。b扇风机的动轮转数不超过额定转数。c轴流式扇风机最大为45度。d一级动轮轴流式扇风机10度，二级动轮15度。综上所述：确定选择62A11NO.24型扇风机，动轮的叶片是扭曲形的，共16片，必要时可以等分取8块叶片运转，使工作点在服务期间内都在高效范围内。8.5.2 电动机选型计算根据通风容易时期和困难时期的主扇输入功率计算电动机输出功率。故通风容易时用小功率电动机，在适当的时候再换功率较大的电动机，并选用异步电动机，输出功率习惯用比例中项式（平均值）。当Qf=72/s，hf.min=250.9Pa时：Nf.min =30Kw，叶轮安装角=29.3O，nfS=0.70，n=500r/min。当Qf=72/s，hf.max=538.5Pa时：Nf.max=49Kw，叶轮安装角=33O，nfs=0.78，n=600r/min。通风容易时期主扇输入功率：Nf.min=30Kw 通风困难时期主扇输入功率：Nf.max=49Kw工况点风量：Qf =72/s，Nf.max0.6=490.6=29.430。所以本矿井可选择一个功率较大的电动机为主扇服务。1)电动机输出功率： Neo=Nf.max/t=49 Kw式中：t传动功率，直接传动时t =1。2)电动机输入功率： (8-18)式中：1.1轴流式主扇电动机容量系数；电动机效率，取90%；则： =1.149/0.9=59.89 KW选择电动机故选择功率为210 KW的JS1168型电动机即可满足要求。表8-5异步电动机Table8-5 Table of asynchronous motor额定功率kw额定电压v效率功率因数启动电流A额定转矩703800.90.85.50.98.5.3 总耗电量1) 主扇运转时的耗电量 (8-19)式中：、一年内最大和最小的主扇输入功率，取49，30；主扇电动机效率，取0.9；变压器效率，取0.8；电线输电效率，取0.95；传动效率，取1.0。则：Imf =（4930）36524/20.90.80.951=236678 KWh/a 由于掘进通风采用电动机功率为8KW的JB-42型局扇，共四台，则耗电量为： （8-20）式中：主扇电动机效率，取0.9；变压器效率，取0.8；电线输电效率，取0.95；传动效率，取1.0。则：Ief=4836524/20.90.80.951=95869 KWh/a由以上可得一年内总耗电量为：I总=mf + Ief=23667895869 =332547 KWh/a2) 吨煤耗电量的计算 (8-21)式中：A矿井生产能力，240万t/a；I吨煤通风分担耗电量。则：I=332547/2400000=0.15KWh/t则每吨煤的通风电费E为： (8-22)式中：D每度电的价格，取0.8元/(KWh)则：E=0.150.8=0.12 元/吨8.6 灾害防治综述13本矿井为低瓦斯矿井，四个煤层稳定，为了保证安全生产，设计本着“安全第一，预防为主”的思想针对井下发火，煤尘爆炸，瓦斯爆炸等重大灾害提出了相应的防治措施。8.6.1井底火灾及煤层自然发火的防治措施1)井底车场，主要大巷及机电设备硐室均采用不燃材料支护；2)在井下主要巷道安装了自动监测装置及消防注水系统；3)火灾隐患严重地点（井口、机电硐室）分别装置消火栓灭火器；4)在各井风口设有防火门，机电设备硐室设有放火栅栏两用门；5)井下胶带输送机均使用阻燃性胶带，各胶带大巷机头硐室设有自动灭火系统；6)扇风机和井下设有反风装置，必要时可进行局部或全矿井反风，每年有防火避灾演习；7)矿井生产期间，必须有专人负责，检查和维护井上、下安全设施，保证其完好无损，符合要求。8.6.2 预防煤尘爆炸措施1)减少生产运输中煤尘在空气的浮尘量；a加强通风管理；b喷雾洒水和清洗巷道；c防止煤尘引燃；d设防爆水幕等，限制煤尘爆炸范围扩大。8.6.3 预防瓦斯爆炸的措施1)矿井有完整的通风系统，井下各采掘工作面及其它有瓦斯涌出的地点均按规定配有足够的风量和适应的风速，以冲淡和排除井下涌出的瓦斯；2)按规程规定，井下所有电气设备及无轨胶轮机车均采用防爆型，严禁不设防爆设备；3)井下采掘工作面均采用独立的通风；4)采掘工作面和瓦斯增高处设置瓦斯报警仪；5)生产中，加强通风管理，保证风量。8.6.4 避灾路线当工作面发生瓦斯事故时避灾路线为：工作面采区运输（轨道）平巷采区上（下）山主要运输大巷井底车场副井地面9 矿井运输与提升9.1 概述运输工作的主要任务是将井下工作面采下的煤炭及掘进工作面的矸石由井下巷道运到地面选煤厂或矸石山去。此外，以相反的方向从地面把坑木、机器设备运到井下，同时运输工作还包括人员的输送。因此，运输工作的好坏，直接影响到矿井的生产，再加上井下运输工作受井下工作条件的限制，运输工作某一环节中断就会使工作面或其它工作地点处于停顿状态，必须对矿井运输给予足够的重视。本设计矿井的生产能力为240万吨/年，平均日产量7273吨，井田走向长度为5200米，矿井提升工作制度为16小时/日，年设计工作日为330天。矿井主提升采用两对16吨多绳箕斗，副井提升选用一对双层双车罐笼和一个带平衡锤的单层罐笼。运输大巷内采用皮带为主运输，轨道大巷主要采用矿车运输。采区内运煤采用皮带运输机，采区的煤炭由采区煤仓直接装载，由皮带运输机运往井底，采区辅助运输轨道上山采用绞车牵引1吨固定矿车，采区内部工作面、顺槽分别采用刮板输送机和皮带运输机，层间运输石门也采用皮带运输。本矿井运输方式与设备选择主要是根据井型、煤的赋存条件、瓦斯情况、巷道布置方式、采煤方法和集中生产程度等条件确定，并与其它环节的装备标准相协调，作到装卸、调车、作业机械化。9.2 采区运输设备的选择9.2.1 采区运输上山皮带的选择已知在倾角1318的采区上山向下运煤、上山长度在1140米，敷设皮带长度在1000米左右。采区生产率=678.8吨/h（采区内一小时能出多少煤） （9-1）式中： t 采煤机正常工作时间，取t=5h N 采煤班个数 T 采区平均日产量，T=7273t K 工作面运输不均衡系数，取K=1.4取煤炭在皮带上的煤积角为8，选用SSJ1200/M伸缩带式输送机，作为采区运输上山的煤炭运输设备，其运输能力为1200t/h，带速为2.5 m/s，电动机功率为3160kW。下面为满足带速要求的皮带进行验算： （9-2） =1.2 m/s 2.5 m/s 式中： K 断面系数，取K=391 C 倾角系数，取C=1 B 带宽，取B=1.2 m r 煤的散落容重，取r=1 t/由此可以看出所选皮带的速度可以满足要求。9.2.2 采区轨道上山运输设备的选择轨道上山运输量相对运输上山中运煤量是比较小的，例如矸石一般占煤量的10%左右，而且货流不同，运输设备也有所区别，矸石要用矿车装运，某些设备或材料要用平板车运输，而且人员需要专用的人车上山，本设计中采用绞车串车的运输方式。9.2.3 运输顺槽转载机和皮带机选择1） 转载机的选择根据采煤机械化成套设备手册（1）顺槽转载机的输送能力要与工作面刮板输送机的输送能力相匹配，一般应稍大于工作面输送机的能力。（2）宜采用桥式结构。根据上述条件，本设计选用SZZ764/160型桥式转载机，运输能力为1000吨/小时，其铺设长度为30米。2）皮带机的选择由于工作面推进的长度约1020米，选用SSJ1200/M为顺槽的运输煤炭服务,运输能力为1200吨/小时，铺设长度为1100米。9.2.4 回风顺槽中运输设备的选择依据：辅助运输量矸石占产量的10，掘进煤量占产量的15，坑木、支架、轨道等占产量的5，分别为1455吨/日、364吨/日、364吨/日。故采用1 t标准矿车、平板车和材料车，各种矿车规格如下表9-1。表9-1 矿车规格Table9-1 Mine car specification序号矿车名称容积载重轨距轴距外形尺寸重量11 t标准式0.61600550145083010900.386 t21 t材料车0.751600550202088011500.58 t3平板车160055020008804450.42 t9.2.5 工作面刮板输送机的选择采煤机械化要求输送机除了完成运煤、清理机道浮煤外，还要求它能在输送机上设置电缆卷和水管等装置、采煤机的牵引装置并且要求溜槽耐磨同时具有可弯曲性。本设计采用放顶煤工艺，放顶煤支架采用双输送机低位放顶煤液压支架，故需选取两套刮板输送机，本矿井选用SGZ764/500和SGZ764/400型刮板输送机，其运输能力为1100t/h和900t/h。输送机的铺设长度为200m。前刮板机的输送能力：根据我国目前采煤机的实际牵引速度为0.48.0 m/min，这样综采工作面的最大生产能力为：A=60HBVrK=602.50.63.21.31.5=561.6 t/h （9-3） 式中： A 工作面单位小时生产能力，t/h H 采高，2.5 m B 截深， 0.6m V 采煤机牵引速度，0.48.0 m/min r 煤的容重，取r=1.3 t/ K 工作面运输不均衡系数，取K=1.5后刮板机的输送能力：A=H2BLrC /t=7.51.21981.30.9/2=1042t/h （9-4）式中： A 工作面单位小时生产能力，t/hH 放煤高度，mB 截深， 0.6mL 工作面长度，mr 煤的容重，取1.3 t/C 放煤回采率，取0.90t 放煤时间，h可以看出，本设计所选取的刮板输送机的运输能力完全可以满足要求。刮板输送机的具体规格及配套电机等参见第6章。9.3 主要巷道运输设备的选择由于电机车具有良好的性能，它的行驶速度快、效率高、维护方便、运行可靠，而当矿井产量和运输距离发生变化时，只需要增加电机车的台数即可满足要求，且适于长距离的大巷运输工作，故本设计轨道大巷采用矿车运输。矿车的规格如下表：表9-2 矿车规格表Tab.9-2 bagie ordinance table序号矿车名称容 积载 重轨距轴距外 形 尺 寸重量11t标准式0.61600550145083010900.386t21t材料车0.751600550202088011500.58t3平 板 车160055020008804450.42t运输大巷采用SSJ1200/M型胶带输送机运输。9.4 提升根据矿井设计规范，主、副井提升设备的类型及套数，应根据矿井设计生产能力、井深、同时生产水平数、辅助提升要求、安全、有利加快建设速度及设备供应状况等因素，经济比较后确定，并应符合下列要求：1)一般应遵照1个井筒能设1套就不装备2套的原则；2)提升设备一般应按所担负的最终水平工作量选择；3)矿井主井运煤。9.4.1 提升系统的合理确定矿井设计年产量为2.4Mt/a作日为330d，日提升16h，矿井矸石量0.48Mt/a，矸石占运煤量的20。矿井为多水平开采，井深720m，矿井服务年限76年。卸载水平与井口高差20米，装载水平与井下运输水平高差20米。提升绞车按担负水平选择，井架按所选绞车最大提升能力设计，井下煤炭用皮带运输，由于提升量大，主井采用箕斗提升，副井用罐笼升降人员、设备、材料、矸石等。由于本矿井属于大型矿井，采用多绳摩擦式提升。9.4.2 主井提升设备的选择本矿井竖井采用箕斗提升，现就对箕斗的容量进行确定：提升高度为 =720+20+20=760米a、经验提升速度=0.4=11 （9-5）b、经验提升时间 Tj Vj/a+H/Vj+11/0.8+760/11+10+20112.8 s 式中： a 提升加速度，专门提升物料取0.8 m/s2 容器爬行阶段的附加时间，10 s 每次提升终了的休止时间，20 s H提升高度，则一次经验提升量 （9-6）= =19.6吨/次 式中： A 矿井年产量， C 提升不均衡系数，取1.15 提升设备富裕系数，取1.2 T一次提升时间， t每天净提升时间，取16小时 b 提升设备年工作日，取330天由此决定选用JDSY16/1504,箕斗名义载重量为16吨，实际载重量20吨，箕斗自重15吨。与之匹配的多绳摩擦提升机型号为JKM44。9.4.3 副井提升设备的选择根据提升人员为60人的要求，选择GDS32/1504型多绳罐笼，其规格如下：表9-3 GDS32/1504型罐笼Tab.9-3 GDS32/1504 cage conductar允许人数总货载质量罐笼质量最大终端载荷60132001100044110 矿井排水10.1 矿井涌水10.1.1 概述井田内无河流和大的沟谷，矿区年降水量在350-800mm之间，由于巨厚冲积层的存在，阻隔了大气降水与矿坑涌水之间的联系，矿井涌水量基本不受季节影响。正常涌水量为432立方米/小时，最大涌水量为480立方米/小时；10.1.2 矿山技术条件矿井年产量为240万吨/年，矿井开采深度为-630米，副井井口标高为+40米，排水高度为670米。煤矿排水是保证煤矿安全生产的重要环节之一，它不仅关系到矿井能否正常生产，同时关系到煤矿工人的生命安全和国家的财产安全，因此，必须在思想上给予足够的重视。矿井全部涌水由井底车场附近的中央水泵房一次排到地面一部分矿井水可以作为地面灌浆站用水，排水管路沿副井井筒敷设到井口。10.2 排水设备的计算与选择1) 水泵最小排水能力计算根据矿井规程2的规定：每组水泵的排水能力必须在20小时内将24小时的正常涌水排除。正常涌水时，工作水泵最小排水能力应为： （10-1）式中：Qr=432立方米/小时则：=24432/20= 518.4 最大涌水时，工作水泵的排水能力应为：Qb= 24 Qr/20=24480/20=576 式中：Qr=2）水泵扬程的估算： （10-2）式中：k管道损失系数，取1.1； 排水高度，取井筒垂高，670米；吸水高度，Hx=5米。Hb =1.1（670+5）=742.5m根据计算选用QKSG-75型矿用潜水泵表10-1 QKSG-75型矿用潜水泵特征表Tab. 10-1 QKSG-75 mineral products dive the water pump型号流量（立方米/小时）扬程（米）级数转数(r/min)泵效率（%）QKSG-7575020080042214708892c水泵台数的确定正常涌水时的工作水泵台数：= Qb /Qn=518.4/750=1台取N1=1台工作水泵台数；=170%=0.7取=1 为备用水泵台数；最大涌水时的各种水泵台数：=576 /750=0.77 台由于，满足设计要求，设计合理。=0.25台取=1台为检修泵。故水泵的总台数为：n=1+1+1=3台综上所述：设计矿井选用QKSG-75型矿用潜水泵三台，其中一台工作，一台备用，一台检修。10.3 水泵房的设计10.3.1 水泵房支护方式和起重设备水泵房采用料石砌碹，在水泵房上部安装起重梁供检修水泵及电机使用。10.3.2 水泵房的位置矿井的主排水泵房应设在井底车场副井附近。主要设计原则如下：1) 运输巷道有朝向井底车场的坡度，便于井下涌水沿运输巷道的排水沟流至水泵房附近的水仓中。2) 副井一般都是进风井，靠近副井的水泵房将有足够的新鲜风流，有利于电机的冷却。3) 连通水泵房与副井井筒的斜巷出口处有平台，罐笼可停靠在平台处装卸设备，为便于运输，斜巷内可设钢轨及手摇绞车，轨道间设人行台阶。4) 减少排水管长度，从而减少阻力损失。5) 水泵房地面标高比井底车场轨面高0.5米，地面应向吸水井一侧有1%的坡度。10.3.3 水泵房规格尺寸的计算在泵房内水泵应顺着水泵房的横轴向排列，泵房轮廓尺寸应根据安装设备的最大外形尺寸，通道宽度和安装检修条件等确定。1) 水泵房长度的确定： （10-3）式中：n水泵台数，n =3；L水泵机组的总长度，L =5.2 m；l水泵机组的净空距离，取1.5 m；则：L=35.2+1.5（3+1）=21.6 m2) 水泵房的宽度 （10-4）式中：水泵基础宽度，取2.0 m；水泵基础边到有轨一侧墙壁的距离，取2.0m；水泵基础边到吸水井墙壁的距离，取1.0m；则B=2+2+1=5 m水泵房的高度泵房的高度应满足检修时的高度，由手册查得：泵房的高度为4.2米。图10-1 中央水泵房Fig.10-1 water pump room10.4 水仓设计矿井主要水仓是由两个独立的巷道组成，分别为主、副水仓，当一个进行清理时，另一个能正常使用，设计将水仓布置在水泵房的一侧。水仓的作用：一个是储存矿水，当涌水量产生波动时或排水排水设备发生故障而停泵时，起到储存调节作用，另一个是起沉淀泥沙的作用。主、副水仓的总容量是按规定应能容纳矿井8小时的正常涌水，为了方便涌水中的泥沙得到充分沉淀，水在水仓中流速不大于0.005米/秒，在水仓中流动的时间不少于6小时，此处取7小时，故每个水仓的长度为：=36000.0056=126 米以防最大涌水时之需，本设计取L=130米。水仓断面为 （10-5）式中：S水仓的断面，；V水仓容积，（8小时的正常涌水量）；所以，S =8432/2130=13.3取水仓的断面13.3，掘进端面为15.2，巷道采用锚喷支护。另外，水仓顶板的标高应低于水仓入口处水沟的底板标高，清理水仓的工作由人工来完成。所以水仓内设有轨道，水仓入口处还设有小绞车作为清理水仓时提拉矿车用。11 技术经济指标11.1 全矿人员编制11.1.1 井下工人定员井下工人定员=回采工定员+掘进工定员+其他工定员1)定员系数=（7/5）/0.85=1.62) 回采工作面定员 =回采工作面出勤人数定员系数=1401.6=224人3) 回采工人定员 =回采工作面定员工作面数=2241=224人4) 掘进队定员 =401.6 =64人5) 掘进工人定员 =掘进队定员掘进队数=643=192人所以，井下工人定员=（224+192）2=832人11.1.2 井上工人定员井上工人定员=井下工人定员0.6= 8320.6= 499人11.1.3 管理人员1) 原煤生产工人数 =井上工人定员+井下工人定员=832+499=1331人2) 原煤生产人员 =原煤生产工人数/0.9=1331/0.9=1478人3) 管理人员=原煤生产人员数0.1 =14780.1 =147人11.1.4 全矿人员1) 全矿人员=原煤生产人员+服务人员+其他人员2) 服务人员=原煤生产人员12%=147812%=177人3) 其他人员=原煤生产人员2%=14782%=29人所以，全矿人员=1478+177+29=1684人11.2 劳动生产率11.2.1 采煤工效采煤工效=采面日产量/采面昼夜出勤工数=7876/140=59.1吨/工11.2.2 井下工效井下工效=采面日产量/井下工人数 =7876（1+0.05）/832 =9.9吨/工11.2.3 生产工效生产工人效率=采面日产量/原煤生产人数=7876（1+0.05）/1478=5.6吨/工11.2.4 全员工效全员效率=采面日产量/全矿人员数=7876（1+0.05）/1684= 4.9吨/工11.3 成本1)吨煤工资（井下回采面工人月平均工资按3000元计算） 工资=3000140=420000，元/月吨煤工资=420000/（787627）=1.9元/吨2) 吨煤材料费吨煤材料消耗费用=7584/10000 =0.76元/t表11-1 材料费计算表Tab. 11-1 Materials expenses computation table材料名称万吨材料定额/元单价/元万吨消耗总额/元截齿2810280乳化油46.53.31534油脂3516560锚杆100151500配件351063710合计75843)采煤机械折旧费表11-2 采煤机械折旧费用计算表Tab.11-2 coal machinery depreciation account table序号设备名称数量单价万元总价万元折旧年限年折旧费用万元/月1采煤机1320320102.662刮板输送机121021082.183转载机19595150.534胶带输送机3300900107.55液压支架15230456010386乳化掖泵站41.054.2100.0357移动变电站248150.05合计509550计算得：吨煤折旧费 =509550/（787630）2.157 元/ t4)吨煤动力消耗（井下回采面工人月平均工资按3000元计算），具体消耗见表11-3（割一刀按两小时，电费按0.8元/度计算）表11-3 机械设备耗电表Tab.11-3 Equipment power consumption fee table序号设备名称数量功率，kw割一刀煤耗电，元1采煤机13002402转载机11602613刮板输送机15004004胶带输送机14807685乳化泵站13032合计1670元则，吨煤动力费用 = 1670/（0.61982.51.3）=4.3 元/t因此，工作面成本=1.9+0.76+2.157+4.3 =9.12 元/t 11.4全矿主要技术经济指标全矿主要技术经济指标见表：表11-4 主要技术经济指标表Tab.11-4 Whole mine chiet technical and economic target table序号项目指标1可采煤层煤层号7、8、9、12总厚度24.8，m倾角平均14度2井田境界走向长度5.2km倾向长度2.76km面积13.23储量工业储量4.3亿t设计可采储量2.6亿t4年产量及服务年限年产量240万t服务年限76.6年5开拓开拓方式立井多水平上山开拓6开采水平水平数目2水平高度-630、-850m7井筒数目3直径7m、 5.5m、6m深度720m、690m、380m8基建工程量较大9建井期限月32.710采煤方法走向长壁采煤法11顶板管理方法全部跨落法12机械化程度综采、综掘13工作面长度米19814同时生产 工作面个115同时生产采区数目个116巷道掘进率米/万吨0.98、8.1917回采率采区79.7%工作面88.6%18运输方式运输方式皮带运输回风方式风井抽出回风19提升主井提升机类型JDGY-16 /1504提升容器箕斗电机容量10002，kW副井提升机类型JKM3.254（）提升容器罐笼电机容量5002，kW20沼气沼气等级低沼气矿井21通风通风方式中央边界式总风量/min4300.14负压538.5 Pa扇风机类型62A11NO.24电机容量70 kW22效率井下工效9.9 t/工采煤工效59.1t/工生产工效5.6t/工全员工效4.9 t/工23成本工作面直接成本9.12元/t12 结论矿井开采是一个复杂的生产过程，在煤炭生产过程中综合地运用各种技术。我国煤矿生产建设正迅速发展，煤矿开采技术在不断进步，经过努力一定能够高效发展现代化的煤炭工业，从而进一步改变煤矿生产技术面貌。本设计根据煤层的地质状况，结合与本矿井地质条件类似的矿井开采经验，采用走向长壁采煤法开采。在井田开拓中，运用方案比较法对井筒形式的选择进行了技术经济比较，通过比较最终确定为立井开拓方式。整个井田采用立井多水平上山开拓，集中上山联合准备方式。整个回采过程均采用综合机械化采煤工艺，采煤机械、运输提升、通风、排水及动力供应等方面都采用国内先进的设备，使矿井能够在一矿一井一面的条件下达到生产能力，充分体现了现代化矿井的特点。另外，安全生产是煤矿开采的首要要求，在设计中，各个环节都应满足设计规范的要求，在保证安全生产的同时实现煤炭生产的高产、高效。本设计还存在不足之处，由于矿井开采是一个复杂的生产过程，其中有本人考虑不到的地方，对专业知识掌握的还不够牢固，一些环节还需优化。通过此次毕业设计，使我对煤矿的设计过程有了基本的掌握，同时巩固了专业知识，锻炼了计算机绘图的操作能力，为以后的设计工作打下了坚实的基础。致谢本设计是在指导教师孙臣良老师的悉心帮助和指导下完成的，在设计期间，孙老师为我的学习和设计付出了大量的心血，在整个设计中给予我很大的帮助，并且在不同的设计阶段会为我们做关于本阶段设计任务的详细讲解，对于我形成完整的、系统的专业知识起到了很重要的作用。同时同学们也给了很大的帮助，协助我查找各种有关本专业的资料，许多较难的问题是同学们一起来完成的。在此设计完成之际，我对我的指导教师孙臣良老师给予的指导和关怀和同学们给予的支持和帮助及在设计中帮助我的其他老师表示最忠心的感谢和最诚挚的谢意！同时，感谢各位老师认真评阅我的论文，敬请各位老师批评指正！参考文献1 煤炭工业部.煤矿安全规程M.北京:煤炭工业出版社,1986. 2 煤炭工业部.煤炭工业设计规范M.北京:煤炭工业出版社,2004.3 煤矿矿井采矿设计手册编写组.煤矿矿井采矿设计手册M.北京:煤炭工业出版社,1984.4 工作面设备选型配套手册M.徐州:中国矿业大学出版社,1998.5 焦作矿业学院等校编.采煤概论M.焦作:煤炭工业出版社,1986. 6 吴国华等编著.综采设备配套图册M.徐州:中国矿业大学出版社 ,1998.7 徐永圻.煤矿开采学M.徐州:中国矿业大学出版社,1999.8 陈炎光,徐永圻.中国采煤方法M.徐州:中国矿业大学出版社,1991.9 孙宝铮,刘吉昌.矿井开采设计M.徐州:中国矿业学院出版社,1986.10 严万生.煤矿固定机械及运输设备M.北京:煤炭工业出版社,2000.11 阜新矿业学院.井巷工程.第4分册M.北京:煤炭工业出版社,1979.12 徐永圻.中国采煤方法图集M.徐州:中国矿业大学出版社,1990.13 矿井灾害防治理论与技术M.徐州:中国矿业大学出版社,1978.14 阎绣璋.煤矿地质学M.徐州:中国矿业大学出版社,1979.15 煤炭井巷工程综合预算定额M.煤炭工业出版社,1996.16 矿井正规循环作业M.煤炭工业出版社,1998.17 黄元平，矿井通风，中国矿业大学出版社，198618 矿业英语读物，煤炭工业出版社，199419 B.Hofmann-Wellenhof,H.Lichtenegger,J.Collins.Global Positioning System Theory and PracticeM. USA: Springer WienNewYork,2001.1附录 A 译文井下运输 第一部分 煤的运输 “井下运输”是供新来采煤的人们学习时使用的。它将助于理解井下运输系统是怎样工作的，有助于说明所使的主要设备。 第部分“煤的运输“讲述煤从工作面到地面的运输，包括可弯曲铠装输送机、胶带输送机、机车和矿车。第二部分“人员和器材的运输”，讲述其它的运输形式，其中包括矿车及其它运输系统。还有一节是讲安全。对于这两课运输内容，度量一律采用公制单位。记住1米约等于39英寸(39.37英寸)，1公吨约等十l英吨(0.984英吨)，对读者可能是有益的。煤从工作面运出长壁工作面二十世纪六十年代，特种采煤机，例如滚筒式采煤机，钻削式采 煤机和刨煤机在英国煤矿的长壁采煤工作面中开始得到广泛的应用。几乎英国所有的煤现还都是使用这些机器采出的，使我国(指英国的煤炭工业成为世界上机械化程度最高的国家：采煤机通常是用根钢链沿采煤工作面牵引的。钢链移动的时 候，滚筒式采煤机或钻削式采煤机的转动截齿或刨煤机的刨刀切进煤 层，沿工作面全长从开采的煤层中采出一条煤来。采煤机沿着工作面移动的整个过程中都是装在个可弯曲铠装输送机(通称AFC）的钢架上。采下来的碎煤由可弯曲铠装输送机转运到通常设在工作面端头的巷道输送机上。可弯曲铠装输送机是靠它的铰接接头蜿蜒地向前移动，不需要随着工作面的推进而拆卸。所以在采煤机走过并装走采落的煤以后，液压千斤顶把可弯曲铠装输送机向前推至采煤工作面。然后，采煤机再沿工作面移动一次，截下另外一条煤。顶板通常是用液压支架支撑的。煤被切割后，把这些支架向前移动，以支撑新露出的顶板。可弯曲铠装输送机是一种坚固的重型输送机，由一节一节的钢槽即通称的“输送机溜槽”组成的，捂节溜槽宽四分之三米，长一点五米。两根圆环链平放在溜槽两侧的槽沟里，每隔一米，由刮板连接起来。输送机工作时，这些刮板沿输送机溜槽将煤运走。圆环链由一个安装在传动机头里的驱动链轮带动。最多时可以用四台电机带动驱动链轮，但通常只用两台，输送机两端各设一台。输送机溜槽上的凹槽使链子保持在固定位置上。挡煤板防止煤落到输送机外，并支撑附设的动力电缆、软管、信号和电话电缆。 可弯曲铠装输送机可在任何坡度(高达1：1.5)上工作，长度可在180米左右，相当于一个典型的长壁采煤工作面的长度。 可弯曲铠装输送机把煤卸到转载机上。转载机是一种短的、全钢的链板给料输送机，一般也属于可弯曲铠装输送机一类。用它来转载工作面输送机和平巷输送机之间的煤，通过平巷输送机继续把煤运出矿井。 可弯曲铠装输送机把煤这入靠近采煤采作面的称为采区平巷或煤巷的巷道内。 通常有两条巷道，工作面顶两端各设一条。 主巷称为采区集中运输平巷、采区装运平巷或主顺槽。它通常是进风巷道，新鲜风流由此进入工作面，煤也出此运出。回风巷道排出来自工作面的回风流，通称为采区辅助平巷或送料平巷。这两条巷道都可用于运送材料和运送人员进出工作面。 房柱式开采法 少数煤矿仍在使用房柱式开采法。这些巷道称为“煤房”，它们一般彼此成直角布置地掘入未开采的煤体中，其间留下“煤柱”文撑顶板。这些煤柱在进行二次开采时有时全部采出，有时部分采以。用这种方法比用全部垮落法所造成的下沉量要小，因此它适用于煤层靠近地表的地方，特别是在城镇下和海下。对于短壁开采，则使用不向的采煤方法和运输方法。常常用一种连续采煤机采煤，这种采煤机沿着自己的轨道来回移动，切割大约2英尺宽的整个煤层高度的一条一条的煤。从输送机运来的煤用电动梭车转运出去，这种梭车靠胶轮在井下运行，因此不需要轨道。或者用轻型的、具有深而窄的溜榴链板输送机运煤也可以。用房柱法采出的煤(或用长壁式开采出平巷里的煤和矸石)可用自行机械铲(装载机或铲斗式装载机)聚集在一起，或用集爪式装载机收集起来。集爪式装载机有两个活动的臂，可以把煤扫进其内装的输送机上，然后再将煤转运到平巷的输送机上。煤从煤巷运到地面胶带输送机煤巷胶带输送机通过采区把煤运到主平巷。通常需要一台以上的胶带输送机把煤从一个煤巷胶带输送机转送到另一个煤巷胶带输送机上的地方，称为转载点。如果煤从上面的输送机放到下面的输送机的落差较大，就要用一个专门设计