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七台河龙湖六矿120万吨新井设计【优秀开采矿区矿井新井设计+5张CAD图纸】

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关键词：: 七台河龙湖六矿新井设计开采矿区矿井

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开采矿区矿井新井的设计

七台河龙湖六矿（58#、59#、62#、63#、65#、67上#号煤层）120万吨新井设计

七台河龙湖六矿1.20 Mt/a新井设计

七台河精煤集有限责任团公司龙湖六矿1.20 Mt/a新井设计

七台河龙湖六矿120万吨新井设计【优秀开采矿区矿井新井设计+4张CAD图纸】

【开题报告+外文翻译+83页@正文35500字】【详情如下】【需要咨询购买全套设计请加QQ1459919609 】

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剖面图.dwg

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工作面布置图.dwg

带区平面图.dwg

开拓图.dwg

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摘要

本设计为七台河精煤集有限责任团公司龙湖六矿1.20 Mt/a新井设计，该矿共有6层可采煤层，分别为58#、59#、62C#、63#、65B#、67上#煤层，煤层总厚度为15.2 m。全区走向长3600 m，倾向长3450 m，面积为12.42 m2。煤层工业牌号为1/3焦煤，设计井田的可采储量为115.2 Mt。本矿井的服务年限为68.8 a。

本矿井设计采用双立井开拓，划分为两个生产水平，一个工作面达产，大巷运输采用3 t底卸式矿车运输。采煤方法为倾向长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤工艺。顶板处理方法为全部跨落法。

关键词：矿井设计；立井开拓；综合机械化采煤

Abstract

This is a new design for 1.20 Mt/a of Longhu No.6 mine in Qitaihe coal mining Group,It has six workable coal seams,they are 58#、59#、62C#、63#、65B#、67up#.Total thickness of coal seam is 15.2 meters. The mine is 3.6 km long and 3.45 km width.The mine area is 12.42 square km2. The coal seam industry trademark is 1/3 coking coal, this mine field recoverable resources is 115.2 Mt, this mine’s life is 68.8 years.

This mine pit design uses the double vertical shaft development, this shaft as two levels, one working face can achieve 1.20 Mt/a, various coal beds all are alone mine. The big lane transportation uses 3 tons Bottom-dump mine cars to transport, uses long wall mining on the strike to mine,Coal winning technelegy is full mechaniszed coal winning technology.We use the caving method for all working faces.

Key words: The mine pit design; vertical shaft development; Full–mechanized coal winning technology

摘要I

AbstractII

绪论1

第1章井田概况及地质特征2

1.1 井田概况2

1.1.1 交通位置2

1.1.2 地形条件2

1.1.3 主要河流3

1.1.4 气象及地震3

1.1.5 水源和电源3

1.2 地质特征3

1.2.1 矿区范围内的地层情况4

1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造5

1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征6

1.2.4 岩石性质、厚度特征8

1.2.5 井田内的水文地质情况8

1.2.6 瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自燃性9

1.3 地质勘探程度及可靠性9

第2章井田境界储量服务年限10

2.1 井田境界10

2.1.1 井田周边状况10

2.1.2 井田境界确定的依据10

2.1.3 井田境界未来发展情况10

2.2 井田储量10

2.2.1 井田储量的计算11

2.2.2 保安煤柱11

2.2.3 储量计算方法11

2.2.4　储量计算的评价12

2.3 矿井工作制度生产能力服务年限13

2.3.1 矿井工作制度13

2.3.2 矿井的生产能力13

2.3.3 矿井设计服务年限13

第3章井田开拓14

3.1 概述14

3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述14

3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况14

3.2 矿井开拓方案的选择14

3.2.1 确定井田开拓方式的原则14

3.2.2井硐形式和井口位置15

3.2.3 开采水平数目和标高17

3.2.4 开拓巷道布置18

3.3 选定开拓方案的系统描述20

3.3.1 井筒形式和数目21

3.3.2 井筒位置及坐标21

3.3.3 水平数目及标高21

3.3.4 石门、大巷数目及布置21

3.3.5 井底车场的形式及选择22

3.3.6 煤层群的联系23

3.3.7 带区划分23

3.4 井硐布置和施工24

3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护24

3.4.2 井硐布置及装备25

3.4.3 井硐延深的初步意见25

3.5 井底车场及硐室28

3.5.1 井底车场形式的确定及论证28

3.5.2 井底车场的布置储车线路行车线路布置长度28

3.5.3 井底车场通过能力验算30

3.5.4 井底车场主要硐室31

3.6 开采顺序32

3.6.1 沿井田走向的开采顺序32

3.6.2 沿井田倾向的开采顺序32

3.6.3 带区接续计划33

3.6.4 “三量”控制情况33

第4章带区巷道布置36

4.1 带区概述36

4.1.1 设计带区的位置、边界、范围、带区煤柱36

4.1.2 带区的地质和煤层情况36

4.1.3 带区的生产能力、储量及服务年限36

4.2 带区巷道布置37

4.2.1 区段划分37

4.2.2 带区巷道布置38

4.2.3 带区车场布置38

4.2.4 带区煤仓形式、容量及支护44

4.2.5 带区硐室简介45

4.2.6 带区工作面接续46

4.3 带区准备46

4.3.1 带区巷道的准备顺序46

4.3.2 带区主要巷道的断面示意图及支护方式46

第5章采煤工艺48

5.1 采煤方法的选择48

5.2 回采工艺49

5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备49

5.2.2 选择采面循环方式和劳动组织形式52

6.1 矿井井下运输55

6.1.1 运输方式和运输系统的确定55

6.1.2 矿车的选型及数量56

6.1.3 带区运输设备的选择57

6.2 矿井提升系统58

6.2.1 矿井主提升设备的选择及计算58

6.2.2 矿井提升设备60

第7章矿井通风与安全61

7.1 矿井通风系统的确定61

7.1.1 概述61

7.2 风量计算与风量分配61

7.2.1 风量的计算61

7.2.2 风量的分配63

7.2.3 风量的调节方法与措施63

7.2.4 风速的验算64

7.3 矿井通风阻力的计算65

7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力65

7.3.2 矿井等积孔的计算67

7.4 通风设备的选择67

7.4.1 主扇的选择计算68

7.4.2 电动机的选择68

7.4.3 反风措施68

7.5 矿井安全技术措施69

第8章矿井排水72

8.1 概述72

8.2 矿井主要排水设备72

8.2.1 排水方式与排水系统简介72

8.2.2 主排水设备及管理的计算73

第9章矿井主要技术经济指标76

结论77

致谢78

参考文献79

附录一80

附录二86

绪论

我国煤炭资源丰富，储量和产量均居世界前列。近年来，由于国际石油价格的不断攀升，以煤为原料的化学工业逐步地显示出竞争优势，以神华集团为代表的一批煤制油和煤制烃工厂开工建设，拉开了中国新能源崛起的序幕。目前，中国炼焦、煤气化制合成氨、甲醇等煤化工业呈现快速发展趋势，煤炭液化、甲醇制烯烃、二甲醚、煤化工联产等新型煤化工技术研究与工业化正在启动发展，引进和开发自主知识产权技术将成为我国煤化工业发展的重要支撑。在未来二十年，煤化工行业将是我国能源行业主要的发展方向，我国将成为世界最大的煤化工业国家。煤炭工业的发展依赖的是先进的煤炭技术，其中包括采矿工程技术。

作为一名采矿专业的学生，即将成为煤炭行业的工程技术人员。在通过大学四年的学习，掌握了很多专业知识，为了能更好的巩固和运用这些知识。借毕业设计这个机会我做七台河精煤集团有限责任公司龙湖六矿的新井设计。本设计主要是关于新井设计，其中主要包括井田开拓方式、巷道的布置、采煤工艺的选择、通风排水系统以及矿井的各个系统。

毕业设计是大学本科四年学习的最后阶段。通过毕业设计进一步巩固所学的理论知识，结合现场的实际，经过自己的努力完成矿井的初步设计任务。从而培养应用所学的知识解决工程设计及相关实际问题的能力、独立工作能力，使自己得到采矿工程技术人员的基本技能的综合训练。

参考文献

1.张荣立.采矿工程设计手册（上、中、下）. 煤炭工业出版社.2003

2.徐永圻.采煤方法图集. 中国矿业大学出版社.1990

3.国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程. 煤炭工业出版社.2005

4.于学谦.矿山运输机械. 中国矿业大学出版社.1989

5.北京有色冶金设计研究总院.采矿设计手册.中国建筑工业出版社.1994

6.张国框.通风安全学. 中国矿业大学出版社.2000

7.程居山.矿山机械. 中国矿业大学出版社.1997

8.刘吉昌.矿井设计指南. 中国矿业大学出版社.1994

9.中华人民共和国煤炭工业部.煤矿矿井设计规范.中国计划出版社.1994

10.孙玉蓉.矿井提升机械与设备. 煤炭工业出版社.1989

11.李学诚.中国煤矿通风安全工程图集. 中国矿业大学出版社.1995

12.煤矿工业部设计管理局.煤矿生产经营费指标.1982

13.孙宝铮.矿井开采设计. 中国矿业大学出版社.1986

14.国家煤炭工业局.煤炭建设井巷工程基础定额. 煤炭工业出版社.2000

15.杨孟达.煤矿地质学.煤炭工业出版社.2000

16.李学诚.中国煤矿通风安全大全.北京.煤炭工业出版社，1998

17.刘吉昌.倾斜长壁开采.北京：煤炭工业出版社.1993

18.田应奎：认识煤炭的战略地位[J]，瞭望，2005，6

19.杨胜远，我国煤炭工业可持续发展的思考，［J］。中国煤炭

20.张葆宗，反渗透水处理应用技术 [M]，北京:中国电力出版社,2004. 281-295

21.周蒲生，李国红，特厚煤层综放开采抽放瓦斯技术分析[Ｊ]，煤矿安全，2003，34(6)：8-10。

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带区平面图.gif

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剖面图合计两张.gif

内容简介：: 摘要本设计为七台河精煤集有限责任团公司龙湖六矿1.20 Mt/a新井设计，该矿共有6层可采煤层，分别为58#、59#、62C#、63#、65B#、67上#煤层，煤层总厚度为15.2 m。全区走向长3600 m，倾向长3450 m，面积为12.42 m2。煤层工业牌号为1/3焦煤，设计井田的可采储量为115.2 Mt。本矿井的服务年限为68.8 a。本矿井设计采用双立井开拓，划分为两个生产水平，一个工作面达产，大巷运输采用3 t底卸式矿车运输。采煤方法为倾向长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤工艺。顶板处理方法为全部跨落法。关键词：矿井设计；立井开拓；综合机械化采煤AbstractThis is a new design for 1.20 Mt/a of Longhu No.6 mine in Qitaihe coal mining Group,It has six workable coal seams,they are 58#、59#、62C#、63#、65B#、67up#.Total thickness of coal seam is 15.2 meters. The mine is 3.6 km long and 3.45 km width.The mine area is 12.42 square km2. The coal seam industry trademark is 1/3 coking coal, this mine field recoverable resources is 115.2 Mt, this mines life is 68.8 years. This mine pit design uses the double vertical shaft development, this shaft as two levels, one working face can achieve 1.20 Mt/a, various coal beds all are alone mine. The big lane transportation uses 3 tons Bottom-dump mine cars to transport, uses long wall mining on the strike to mine,Coal winning technelegy is full mechaniszed coal winning technology.We use the caving method for all working faces. Key words: The mine pit design; vertical shaft development; Fullmechanized coal winning technology目录摘要IAbstractII绪论1第1章井田概况及地质特征21.1 井田概况21.1.1 交通位置21.1.2 地形条件21.1.3 主要河流31.1.4 气象及地震31.1.5 水源和电源31.2 地质特征31.2.1 矿区范围内的地层情况41.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造51.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征61.2.4 岩石性质、厚度特征81.2.5 井田内的水文地质情况81.2.6 瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自燃性91.3 地质勘探程度及可靠性9第2章井田境界储量服务年限102.1 井田境界102.1.1 井田周边状况102.1.2 井田境界确定的依据102.1.3 井田境界未来发展情况102.2 井田储量102.2.1 井田储量的计算112.2.2 保安煤柱112.2.3 储量计算方法112.2.4储量计算的评价122.3 矿井工作制度生产能力服务年限132.3.1 矿井工作制度132.3.2 矿井的生产能力132.3.3 矿井设计服务年限13第3章井田开拓143.1 概述143.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述143.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况143.2 矿井开拓方案的选择143.2.1 确定井田开拓方式的原则143.2.2井硐形式和井口位置153.2.3 开采水平数目和标高173.2.4 开拓巷道布置183.3 选定开拓方案的系统描述203.3.1 井筒形式和数目213.3.2 井筒位置及坐标213.3.3 水平数目及标高213.3.4 石门、大巷数目及布置213.3.5 井底车场的形式及选择223.3.6 煤层群的联系233.3.7 带区划分233.4 井硐布置和施工243.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护243.4.2 井硐布置及装备253.4.3 井硐延深的初步意见253.5 井底车场及硐室283.5.1 井底车场形式的确定及论证283.5.2 井底车场的布置储车线路行车线路布置长度283.5.3 井底车场通过能力验算303.5.4 井底车场主要硐室313.6 开采顺序323.6.1 沿井田走向的开采顺序323.6.2 沿井田倾向的开采顺序323.6.3 带区接续计划333.6.4 “三量”控制情况33第4章带区巷道布置364.1 带区概述364.1.1 设计带区的位置、边界、范围、带区煤柱364.1.2 带区的地质和煤层情况364.1.3 带区的生产能力、储量及服务年限364.2 带区巷道布置374.2.1 区段划分374.2.2 带区巷道布置384.2.3 带区车场布置384.2.4 带区煤仓形式、容量及支护444.2.5 带区硐室简介454.2.6 带区工作面接续464.3 带区准备464.3.1 带区巷道的准备顺序464.3.2 带区主要巷道的断面示意图及支护方式46第5章采煤工艺485.1 采煤方法的选择485.2 回采工艺495.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备495.2.2 选择采面循环方式和劳动组织形式526.1 矿井井下运输556.1.1 运输方式和运输系统的确定556.1.2 矿车的选型及数量566.1.3 带区运输设备的选择576.2 矿井提升系统586.2.1 矿井主提升设备的选择及计算586.2.2 矿井提升设备60第7章矿井通风与安全617.1 矿井通风系统的确定617.1.1 概述617.2 风量计算与风量分配617.2.1 风量的计算617.2.2 风量的分配637.2.3 风量的调节方法与措施637.2.4 风速的验算647.3 矿井通风阻力的计算657.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力657.3.2 矿井等积孔的计算677.4 通风设备的选择677.4.1 主扇的选择计算687.4.2 电动机的选择687.4.3 反风措施687.5 矿井安全技术措施69第8章矿井排水728.1 概述728.2 矿井主要排水设备728.2.1 排水方式与排水系统简介728.2.2 主排水设备及管理的计算73第9章矿井主要技术经济指标76结论77致谢78参考文献79附录一80附录二8692绪论我国煤炭资源丰富，储量和产量均居世界前列。近年来，由于国际石油价格的不断攀升，以煤为原料的化学工业逐步地显示出竞争优势，以神华集团为代表的一批煤制油和煤制烃工厂开工建设，拉开了中国新能源崛起的序幕。目前，中国炼焦、煤气化制合成氨、甲醇等煤化工业呈现快速发展趋势，煤炭液化、甲醇制烯烃、二甲醚、煤化工联产等新型煤化工技术研究与工业化正在启动发展，引进和开发自主知识产权技术将成为我国煤化工业发展的重要支撑。在未来二十年，煤化工行业将是我国能源行业主要的发展方向，我国将成为世界最大的煤化工业国家。煤炭工业的发展依赖的是先进的煤炭技术，其中包括采矿工程技术。作为一名采矿专业的学生，即将成为煤炭行业的工程技术人员。在通过大学四年的学习，掌握了很多专业知识，为了能更好的巩固和运用这些知识。借毕业设计这个机会我做七台河精煤集团有限责任公司龙湖六矿的新井设计。本设计主要是关于新井设计，其中主要包括井田开拓方式、巷道的布置、采煤工艺的选择、通风排水系统以及矿井的各个系统。毕业设计是大学本科四年学习的最后阶段。通过毕业设计进一步巩固所学的理论知识，结合现场的实际，经过自己的努力完成矿井的初步设计任务。从而培养应用所学的知识解决工程设计及相关实际问题的能力、独立工作能力，使自己得到采矿工程技术人员的基本技能的综合训练。第1章井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1 交通位置龙湖六矿位于黑龙江省七台河市勃利县北兴农场境内，距七台河市中心25 km。地理坐标东经1311213115,北纬45504553。勃利至宝清公路从井田中部通过。七台河市距佳木斯市172 km，距牡丹江市232 km，距哈尔滨市587 km。七台河市到以上各市均有铁路和公路相通，交通方便。如图1-1 交通位置示意图。图1-1 交通位置示意图1.1.2 地形条件本区地貌为丘陵地形，地面被第四系残积，坡积及洪积层所覆盖，仅东南火山熔岩地形局部裸露。地势总的趋势东南高，西北低，地面最低标高为90.00 m，最高标高为182.92 m，平均标高为130.00 m。本区地貌可分为三种形态：1.堆积地形：西部龙湖河床两岸及沟谷为冲积地层，地势平缓沼泽湿地遍布。2.堆积侵蚀地形：煤系地层受长期侵蚀，流水冲刷及堆积作用结果，形成缓波状丘陵地形。3.火山熔岩地形：为中性火山熔岩组成，经剥蚀和刻切后形成陡坡峭壁，呈穹窿及脊状低山。1.1.3 主要河流本区内只有龙湖河位于井田西部，发源于龙湖东沟，全长约19 km，流向西北注入倭肯河。该河无固定河道，河谷与沼泽相连。每年的11月至翌年4月结冻。最大结冻深度为1.52.0 m。该河属于季节性河流，常年流量为0.021.00 m3/s。1.1.4 气象及地震1 气象本区属于寒温带大陆性气候。年最高气温30.5 38.2 ，年最低气温-31 -37.2 ，年平均气温1.1 5.1 。年降水量为323.9747.6 mm。年蒸发量968.81635.3 mm。冻结期为11月至翌年4月，最大冻结深度为1.291.96 m。年间多西北风，年平均风速为2.34.4 m/s，最大风速1633 m/s。 2 地震根据辽宁省地震大队1964年地震资料本区地震强烈度为度。1.1.5 水源和电源1 水源根据已批准的七台河矿区总体发展规划，矿井用水取自桃山水库。2 电源根据1998年1月3日七台河精煤集有限责任团公司与佳木斯电业局会谈纪要及达成协议，本井电源引自七台河东部变电所。1.2 地质特征1.2.1 矿区范围内的地层情况本区赋存的地层为中侏罗统万隆组（J2W），上侏罗统鸡西群滴道组（J3d）城子河组（J3ch），白垩系桦山群东山组（k1d）及第四系（Q）。自下而上分述如下：1 万隆组本区仅分布在F1断层以北，本区所见为万隆组地层的一部分，其岩性为正常沉积岩，以粗粒碎屑岩为主，夹粉砂岩，细砂岩及凝灰岩等。本区实控厚度为500 m。2 滴道组本组仅赋存于本区南部，控制厚度为180 m，本组含煤层16层，总厚度12.65m。复结构煤层较多，稳定性差。可采煤层有109、110两层，岩性在横向上变化较大，不稳定。本组与下伏万隆组呈不整合接触。3 城子河组本组是本区主要含煤地层，地层厚度188 m,含煤10层，其中可采煤层6层，可采煤层总厚度15.2 m。本组岩性为粉砂岩，细砂岩，粉细砂岩互层，中砂岩，粗砂岩，含砾粗砂岩。煤层及少量薄层凝灰岩，云母质粉砂岩等。与滴道组呈整合接触。4 东山组本组地层出露于南部。本区控制厚度为400 m。岩性主要为灰绿色安山质角砾岩，砾径213 cm，偶夹含凝灰质的沉积岩。与城子河组呈不整合接触。5 第四系为残积、坡积、冲洪积层，由粘土、砂砾石及粉、细、中砂岩等组成，厚0.510 m。冲洪积层本区仅在沟谷地带有所分布。与东山组呈不整合接触。详见表1-1 本区地层简表。表1-1 本区地层简表第四系第四系Q不整合白垩系下统东山组K1d不整合下白垩系下统鸡西群城子河组J3ch整合滴道组J3d不整合侏罗采中统万隆组J2w1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造勃利煤田地质构造处于新华夏系第二隆起带之上的三江穆棱河中生代聚煤坳陷带的中部。煤田内主要由一系列褶皱及逆冲断裂所组成，呈现向南突出的弧形构造。本区位于弧形构造东翼，区内褶皱、断层较发育，并伴随岩浆活动。1 褶皱本区总的构造形态为：一复式背斜，北部发育一个背斜，中部为一向斜。本区褶皱具有三个特征：1.大部分轴面为直立状，即两翼地层倾斜相差不大，但局部地段不对称，即一翼地层倾斜较陡，而另一翼较缓。2.普通具有向东倾伏趋势，即西部出现露地层较老，而东部出现露地层较新，局部也有出现反向倾伏的现象。3.所有褶皱由浅部向深部均有波幅较大变为波幅较小，亦即由复杂变为简单趋势。2 断层本区断裂十分发育，断块活动特点为北升南降趋势。总体地层走向为 NE45 左右，地层倾角一般为20 50 断层共有4个，都为正断层。详见表12 断层特征表。表1-2 断层一缆表序号断层号性质产状落差可靠程度走向倾向倾角最大最小一般1F1逆NE45NW604050可靠2F17正NSE7553500120310可靠3F31正NE60S65251402080可靠4F69正NW30W7020070130可靠本区断层控制程度可分为可靠和较可靠两种，可靠断层即断层走向和倾向均有勘探工程和巷道控制，较可靠断层为勘探工程控制断层确实存在。本区断层构造规律：1.总体为北部上升，南部下降的规律。2.逆断层多数为走向断层，与褶曲轴平行，褶曲与逆断层相伴出现。3.断层成组出现，且性质相同。4.沿底层走向、地堑、地垒相同出现的规律。5.本区较大的走向断层为主干断层，其次生断层十分发育。上述褶曲与断层构造为本区的构造骨架，反映了本区的构造格局。在生产中揭露了落差在2 m以下的断层非常多，无法进行编号。此类断层无预见性，延展长度较小，产状变化较大。3 岩浆活动本区岩浆活动可分为两期，第一期为大规模侵入活动时期，岩浆侵入煤系地层之中呈岩床产出，镜下鉴定为闪长粉岩。第二期岩体以岩盖形态产出，覆盖于含煤地层之上，分布高山顶部，镜下鉴定岩性为安山岩。详见图1-2 煤层综合柱状图。图1-2 煤层综合柱状图1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征1 煤层本区含煤地层为城子河组。含煤10 层，其中可采煤层为6层，可采煤层总厚度为15.2 m。可采煤层均为中厚煤层。本区城子河组参与储量计算的煤层有10层，其中参与能利用储量计算的煤层有6层。自上而下分别为58#、59#、60上#、62A#、62C#、62D#、63#、64#、65B#、67上#煤层，参与暂不能利用储量计算的有60上#、62A#、64#、65A#。详见1-3 可采煤层特征表。表1-3 可采煤层特征表序号煤层号煤层间距（m）顶板岩性底板岩性发育可采范围158#30.4粉砂岩粗砂岩全区发育，全区可采259#27.3粗砂岩粉砂岩全区发育，全区可采362C#10.6粉砂岩粉砂岩全区发育，全区可采463#11.5粉砂岩粉砂岩全区发育，全区可采565B#10.8粉砂岩粉砂岩全区发育，全区可采567上#粉砂岩粉砂岩全区发育，全区可采可采煤层具的特征:1.可采煤层层数多，但煤层的赋存范围、赋存部位、赋存标高差别很大。2.煤层厚度变化具有明显规律性。2 煤质本区煤层以光亮-半光亮型为主。煤硬度小，裂隙发育，质脆易碎。煤的比重为1.331.66，平均为1.58。煤的容重为1.271.58平均为1.39。煤的变质阶段为：焦煤、肥煤、1/3焦煤为-阶段、无烟煤、贫煤为-阶段。原煤煤质主要指标如下：灰分：全区煤灰分为8.04%39.85% ,平均为23.69% 。属中灰-富灰煤，以中灰煤为主。水分：肥煤为0.15%1.54% ，平均为0.75% ；1/3焦煤为0.44%1.55% ，平均为0.83% ；焦煤为0.31%1.18% ，平均为0.76% ；瘦煤为0.73% 0.83% ，平均为0.64% ；贫煤为0.52%1.06% ，平均为0.67% ；无烟煤为1.40%1.69 ,平均为1.55%。挥发分:肥煤为23.59%34.52% ，平均为27.97% ；1/3焦煤为28.15%35.94% ，平均为30.68% ；焦煤为19.98%27.88% ，平均为24.46% ；瘦煤为17.45%19.89% ,平均为18.59% ;贫煤为12.30%18.78% ,平均为15.70% ；无烟煤为7.66%7.80% ，平均为7.73%。发热量：肥煤为21.5132.68 MJ/ kg ，平均为27.97% MJ/ kg ；1/3焦煤为21.5931.26 MJ/ kg ，平均为27.69 MJ/ kg ；焦煤为21.2632.25 MJ/ kg ，平均为27.19 MJ/ kg ；瘦煤为22.6130.68 MJ/ kg ,平均为27.17 MJ/ kg ；贫煤为25.3727.70 MJ/ kg ,平均为26.30 MJ/ kg ；无烟煤为24.9827.06 ，平均为26.02 MJ/ kg 。粘结指数：肥煤为90103 ，平均为97 ；1/3焦煤为87102 ，平均为95 ；焦煤为5398 ，平均为89。胶质层厚度：肥煤为25.539.5 mm ，平均为28 mm ；1/3焦煤为9.025.0 mm ，平均为21.0 mm ；焦煤为7.725.0 mm ，平均为19.2 mm。全区为高熔灰煤，煤层中硫的含量为0.29%，属于低硫煤，煤层中磷的含量基本属于低中磷煤，本区煤的主要用做炼焦用煤，亦可作为动力和民用煤。1.2.4 岩石性质、厚度特征煤层顶底板的厚度一般都大于8 m ，均为砂岩。其力学性质详见表1-4 岩石的主要物理力学性质指标表。表1-4 岩石的主要物理力学性质指标表岩石类型颗粒密度（g/cm3）块体密度(g/cm3)空隙率n(%)吸水率(%)软化系数（%）凝灰岩2.56-2.782.29-2.501.50-7.50.50-7.50.52-0.86砂岩2.60-2.752.20-2.711.60-2.60.20-8.00.65-0.97泥灰岩2.80-2.902.10-2.701.00-100.50-3.00.44-0.541.2.5 井田内的水文地质情况本区地下水补给来源以大气降水为主。岩层富水性与区内地形地貌、岩石性质、地质构造等因素有关。七、八月为降水量集中期，地下水位高，二、三月份地下水位最低。本区水文地质类型为类型。1 含水层根据煤层分布情况，自上而下分为两个含水层:第含水层：位于煤系地层上部的第四系底层中，局部发育，主要分在勘探区北部、西部、中部的地势低洼处，含水层厚2.0 m ，为孔隙承压水，含水性较弱。第含水层:位于煤系地层浅部的风化裂隙中，深70-80 m，呈面状分布，含水厚度57.73 m 。地下水存在类型多为潜水。地势低洼处富水，丘陵顶部贫水。岩性较粗，富水性好。岩性较细，富水性差。2 矿井涌水量根据地质部门对矿井涌水预计，正常涌水量为320 m3/h，最大用水量为440 m3/h 。1.2.6 瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自燃性1 瓦斯根据钻孔采样资料，瓦斯含量为11.8 mtg.全区瓦斯可分三带，浅部为CO带,中部为N带,深部为CH4带。由于地质报告提供瓦斯等级，则按低瓦斯矿井设计。2 煤尘爆炸性在本区煤层做了煤的爆炸实验，实验结果全有爆炸性。火焰长度为5mm，加岩粉量108 g才能制止。3 煤的自燃性本区对煤层的煤芯煤样进行化验均为不自燃。4 地温根据七台河市地区气象站资料，推定本区恒温带深度为626 m，温度为6本区平均地温梯度为2.6，平均地热增温率为38.7。地温梯度小于3。本区属温度正常区。1.3 地质勘探程度及可靠性根据集团公司勘探队生产补勘资料和十年的井巷工程数据，对原报告进行修改和补充，对以往的采探成果及补充勘探成果加入本次报告之中。本井田的精查工作量是很大的。除以往工作量以外，最后一次精查区内基本上搞清本井田的煤层赋存情况和主要的地质构造情况。为矿井生产、开拓延伸和设计提供可靠的地质数据。第2章井田境界储量服务年限2.1 井田境界2.1.1 井田周边状况本井田位于黑龙江省七台河市勃利县北兴农场境内，距七台河市中心25km。勃利至宝清公路从井田中部通过。龙湖六矿与新强矿和向阳矿为邻。根据地质条件经技术经济比较分析后确定本矿的边界为：北以F1断层为界，南以F31断层为界，东以F17断层为界，西以第9勘探线为界，深部以-600 m标高为界。矿区范围有以下8个拐点坐标连线圈闭。如表2-1 井田坐标点表2-1 井田坐标点点号坐标点点号坐标点15079889 44070355083033 43942325081000 44010665084707 43159835082092 43909775080962 44195145082748 43935285080641 4419382.1.2 井田境界确定的依据1.以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据；2.要适于选择井筒位置，合理安排地面生产系统和各建筑物；3. 井田要有合理的走向长度，以利于机械化程度的不断提高；4. 划分的井田范围要为矿井发展留有空间。根据地质报告圈定的井田境界为：北以F1断层为界，南以F31断层为界，东以F17断层为界，西以第9勘探线为界，深部以-600 m标高为界。2.1.3 井田境界未来发展情况随着技术的进步和勘探水平的全面提高，井田范围内的储量会越来越精确，可能在更深部发现可采煤层。但随着开采深度的增加，煤层赋存条件好，采用新技术防治矿井瓦斯，产量会有较大的提高幅度。 2.2 井田储量2.2.1 井田储量的计算井田储量计算的范围：北以F1断层为界，南以F31断层为界，东以F17断层为界，西以第9勘探线为界，储量计算深部为-600m标高。设计井田范围内计算的煤层有58#、59#、62C#、63#、65B#、67上#六层煤可采，各煤层储量计算边界与井田境界基本一致。矿井储量是指矿井内所埋藏的数量、具有工业价值的煤炭数量。它不仅包含着煤炭在地下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田的勘探程度及开采技术条件。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。矿井工业储量是指平衡表内A+B+C级储量的总和。矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。矿井可采储量是指矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率的储量。2.2.2 保安煤柱留设的保安煤柱主要有工业广场煤柱、采区井巷煤柱及断层边境煤柱。煤柱留设的依据是根据国家煤炭工业局制定的建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程计算的：井田边界留设煤柱25 m保护煤柱；断层两边各留设15 m保护煤柱；巷道两边各留设10 m保护煤柱。工业场地保护煤柱留设，应在确定地面受保护面积后，用移动角圈定煤柱范围。移动角数值应采用本矿区实测数据或与本矿区条件类似的矿区的实测数据选取。工业场地地面受保护面积应包括受保护对象及围护带，围护带宽度为15 m。工业广场保护煤柱是以表2-2地质开采条件、冲积层和岩层移动角为依据留设。表22 地质开采条件、冲积层和岩层移动角井筒垂深（m）煤层厚度(m)煤层倾角（）（）（）（）（）表土厚度（m）3302.6114577777052.2.3 储量计算方法计算方法：用底板等高线平面投影分水平块段法。储量计算标准以规程为依据，计算如下：计算公式：块段储量=块段面积块段平均厚度容重/cos式中煤层平均倾角。可采储量计算公式：Z=(Zc-P)C式中 Z矿井可采储量；P保护工业场地、井筒、井田境界、湖泊等留设的永久煤柱损失量；C采区采出率,中厚煤层不低于0.8；Zc矿井工业储量。经计算得：本矿井的工业储量为153.6 Mt，可采储量为115.2 Mt。可以进行矿井设计并以此数据为设计依据。详见表2-3 矿井可采储量汇总表。表2-3 矿井可采储量汇总表序号煤层号工业储量(万t)煤炭损失量 (万t)可采储量(万t)工业场地井田境界断层开采损失合计158#2611.4784.7823.9947.97470.01626.751984.72259#2630.2584.2624.5149.03473.45631.251999.00362C#2850.8185.2628.5957.19513.15684.192166.62463#2352.4582.3415.634.21415.44564.591787.86565B#2412.1281.2521.1642.32434.18578.911833.21667上#2491.7980.7222.9345.86448.52598.031893.76合计15348.9498.61136.78276.582762.753593.7211665.172.2.4储量计算的评价本设计矿井的各类储量计算严格执照有关规定执行的。由于技术水平所限，储量的计算所得各种储量与实际可能有一定的误差。2.3 矿井工作制度生产能力服务年限2.3.1 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范规定：矿井年工作日按330 d计算；每日净提升时间为16 h。经过分析研究本矿井采用“三八”的工作制度，即两班生产，一班准备。2.3.2 矿井的生产能力本矿井已查明的工业储量为153.6 Mt，估算本井田内工业广场煤柱、境界煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的6.7%，各可采煤层均为中厚煤层，按矿井设计规范要求确定本矿的采区采出率为80%，由此计算确定本井田的可采储量为115.2 Mt。根据地质报告的资料描述，煤层储量丰富，地质构造简单，煤层赋存条件等因素。初步确定三个方案，即矿井生产能力为0.9 Mt/a,1.2 Mt/a，和1.5 Mt/a三个方案，分析论证如下：按照公式 P=Z/AK式中 P为矿井设计服务年限；Z井田的可采储量；A为矿井生产能力；K为矿井储量备用系数，一般取1.4。计算得P1= Z/AK =115.2/0.91.4=91.4 a； P2= Z/AK =115.2/1.21.4=68.8 a； P3= Z/AK =115.2/1.51.4=54.8 a。经与规程和采矿设计手册相核对，确定68.8 a比较合理的服务年限，即本矿井的生产能力为1.2 Mt/a。2.3.3 矿井设计服务年限矿井设计服务年限由上述公式计算得 P=Z/AK=11517.9/1.4120=68.8 a第3章井田开拓 3.1 概述3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述本矿与新强矿和向阳矿为邻，其中新强矿为0.9 Mt/a,采用立井开拓集中运输的开拓方式。向阳矿为斜井开拓，上山开采，集中运输的开拓方式。3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况井田开拓方式的选择应全面考虑各种因素，主要因素包括：地形地貌和地面外部条件；井田地质和水文地质条件；煤层赋存和开采技术条件；技术装备和工艺系统条件；施工技术和设备条件；总体设计和矿井生产能力要求等。影响本设计井田开拓方式的具体因素如下：本井田所在位置属于丘陵地形；工业场地宜选在相对比较开阔的平地上，标高高于+130 m；本井田煤层埋藏的深度为+130 m 600 m。煤层倾角在10 42 。煤层浅部赋存标高一般为+130 m，深部开采到-600 m。垂深在730 m左右；顶底板为粉砂岩、粗砂岩和细砂岩等硬质岩层，稳定性好；本矿井属于低瓦斯矿井，矿井瓦斯相对涌出量0.26 m3/t，绝对涌出量0.72 m3/min。对以上各种因素要综合研究，通过系统优化和多种方案技术经济比较后确定。3.2 矿井开拓方案的选择3.2.1 确定井田开拓方式的原则1.贯彻执行有关煤炭工业的技术政策，技术经济合理，早出煤，出好煤，投资少，成本低，效率高创造条件。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. 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。使主要巷道经常性保持良好状态；4. 合理开发国家资源，减少煤炭损失，要使生产系统完善，有效，可靠，在保证生产安全和可靠的条件下减少开拓工程量，尤其是初期建设工程量，节约基建工程量，加快矿井建设； 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。3.2.2井硐形式和井口位置1 井硐形式根据龙湖井田的地表及煤层等实际情况，平硐开拓方式技术上不合理，应直接否定。现依据龙湖井田的地形，地质构造，煤层赋存等因素，提出二种井筒开拓方案，即斜井开拓方式与立井开拓方式。当采用斜立井开拓方式时具有如下优缺点。优点：斜井采用胶带输送机提升能力大，运输连续容易实现自动化；在水平交替时期，胶带输送机提升有利于两个水平同时生产，斜井井筒延深比较容易解决；斜井施工比较简单。缺点：由于煤层赋存较深，采用斜井开拓井筒长度大，用多台胶带输送机提升，环节多，投资高，生产费用高；工业场地及井筒压煤量大；围岩不稳固时，斜井井筒维护费用高；采用绞车提升时，提升速度低，能力小钢丝绳磨损严重，动力消耗大，提升费用高；由于斜井较长，沿井筒敷设管路，电缆所需的管线长度较大；斜井通风风路较长，斜井井筒断面小，通风阻力过大。经分析比较，本井采用斜井开拓方式技术上缺点较多。经济上不够合理，故本次设计采用立井开拓方式。该开拓方案具有的优点：立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利；机械化程度高，易于自动控制；井筒为圆形断面结构合理，维护费用低，有效断面大，通风条件好，管线短，人员升降速度快。技术经济比较详见3-1井硐形式技术经济比较表2 井筒位置井筒位置就是确定井筒沿煤层走向和倾向上的具体尺寸，并用直角坐标和方位角予以表示，选择井筒位置条件如下：1地面条件：工业场地占地面积；地形与工程地质条件；煤的运输方向；生产建设与住宅位置。2 井下条件：根据地质条件确定井筒位置；按运输量确定井筒位置；保护煤柱的留设；勘探程度和初期工程量等。表3-1 井硐形式技术经济比较表立井开拓斜井开拓主井副井主井副井直径净直径(m)5.57.0倾角（）1524掘进直径（m）6.37.9面积净面积（m2）23.738.5面积净面积（m2)12.816.29掘进面积（m2)31.249掘进面积（m2)15.38.3垂深（m)380340斜长（m)1313804支护厚度（mm)350450支护厚度（mm)100150掘进费用（万元)99.65131.23掘进费用（万元)231.8781.89支护费用（万元)152.5182.21支护费用（万元)611.98297.62提升费用（万元）709.31418.7提升费用（万元)820.71642.3合计（万元）2693.593686.36从井田的走向和倾向上看。井田中心大致在F69断层附近的中部。根据井上下自然条件设计中考虑了3个不同井筒位置方案。经过全面分析比较后最终以2个方案参与比较。方案一：井口位置选在F69断层中间和10号勘探线之间。井口自然标高为+122 m。该方案具有以下优缺点：优点：井口位置位于井田中心；运输、通风费用低；工业场地压煤量少。缺点：工业场地的工程量大；井筒穿F69断层，维护费用高；初期工程量大，投资高。方案二：井口位置选在F69断层的东部。井口地面自然标高为+130 m左右。该方案具有以下优缺点：优点：工业场地比较平坦，工程量少；初期开采条件较好；初期工程量少，投资少。缺点：井口偏于井田东部，稍偏离储量中心；压一水平煤量比较多。经分析比较方案二具有工业场地平坦、工程量小、开采条件好、投资少等优点。图3-1 井筒布置示意图3.2.3 开采水平数目和标高本井田煤层一般赋存在+130 m左右，只有少部分在+130 m以上。煤层开采深部境界为-600 m。开采垂深在700730 m之间。根据设计规范和本井田的地质条件水平划分考虑了两个方案，方案一为2个水平开拓，方案二为3个水平开拓。两个水平开拓的标高分别为-200 m和-600 m。垂高为330 m和400 m。该方案根据本井煤层赋存条件，水平储量和服务年限基本符合原则规定。三个水平标高分别为-150 m、-400 m和-600 m。垂深为280 m、250 m和200 m。该方案具有初期经济投入少，建井工期短，投产快等优点，但储量和服务年限少，经济效益不太合理。图3-2 水平划分示意图3.2.4 开拓巷道布置开拓巷道是为全矿井，一个水平或若干采区服务的巷道，包括井筒、井底车场、主要石门、运输大巷和回风大巷、主要风井等。1 运输大巷的布置运输大巷服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输（人员、矸石、材料、设备等）以及通风、排水和管线敷设，服务年限较长。根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为单煤层布置，分煤组布置和全煤组集中布置。各种方式的适用条件如下：分煤层大巷适用条件：井田走向长度短，服务年限不长；煤层数不多，层间距大，石门长；煤质牌号不同，要求分采，分运；产量，风量大，需要疏解；各煤层底板均有坚硬岩层。集中运输大巷适用条件：井田走向长度大，服务年限长；适于煤层层数多，层间距不大的矿井；下部煤层底板有坚硬岩层，容易维护；煤质牌号相同，要求分采分运；自然发火严重，便于分区，分段处理事故；采区尺寸大，石门长度短。分组集中大巷适用条件：煤层数多，层间距大；按煤层的特点根据运输，通风要求组合，经济上有利；多水平生产，容易解决运输，通风的干扰。根据井田的地质条件和煤炭工业矿井设计规范的有关的规定，考虑到各煤层的间距，综合分析后决定本矿井采用分组集中大巷和回风大巷联系。2 开拓和巷道布置在一定的井田地质条件、开采技术条件下，矿井开拓巷道有多种布置方式，开拓巷道的布置方式通称为开拓方式。合理的开拓方式，一般应在技术可行的多种开拓方式中进行经济分析比较后，才能确定。根据本设计的矿井的条件，进行如下方案进行比较：方案一：总石门分煤层大巷带区材料车场及带区入风石门分带运输巷及运料巷倾斜长壁回采工作面。方案一的优点：由于方案一用总石门贯穿所有煤层，总石门、分煤层大巷和带区车场中可以选用同一种运输设备，分煤层大巷与分带巷道之间再没有斜巷联系，所以，方案一的运输段数最少。方案一的缺点：每层煤都要掘进多条分煤层大巷，分煤层大巷总条数过多，井田开拓掘进总工程量大。巷道维护量大，维护费用高。由于带区材料车场和带区入风石门是从煤层底板穿向煤层，煤层倾角缓，要留大量的护巷煤柱；总石门和两翼回风石门较长，压煤量较多；所以影响煤炭采出率。由于井田境界是铅垂划分，造成上部煤层俯斜工作面可推进长度过长，下部煤层俯斜工作面可推进长度过短，使得每层煤的回采工作面可推进长度不均匀，分带接续不均衡，增加了分带巷道运输费用。当井田内存在倾向断层时，分煤层回风大巷要频繁找煤，大巷的弯道数量增加，影响运输设备的运行速度且增加投资，所以，该模式对构造适应能力差。通风网路较长，通风费用较高。另外，由于是分层开拓，最易助长短期行为，引发掏肥丢瘦、浪费资源的现象。一般在井田走向短，煤层数目少，煤层间距大，采用集中布置有困难且经济上不合理时，才采用此种布置模式。方案二：分组集中大巷带区下部车场带区斜巷及煤仓分带运输巷及运料巷倾斜长壁回采工作面。方案二的优点：大巷工程量及与大巷有关的联络巷道相对于方案一减少，总工程量减少，大大降低了费用和成本；由于总工程量较方案一减少，所以巷道维护量相应的减少，巷道维护费相应的降低；当遇到走向断层时，集中大巷不必频繁转弯，带区斜巷向下延伸或向上调整带区斜巷的长度即可保证带区斜巷与所有煤层的联络，对地质构造的适应能力较强；排水费和通风费比方案一低；由于总工程量少；出矸量少；煤炭采出率高；效益高；成本低；安全状况好。将有利于煤炭行业的可持续发展。方案二的缺点：由于一水平井筒较深，加之移交前要施工带区斜巷，所以初期工程量略大，工期略长；井筒提升费略高。方案一和方案二在技术上均比较合理，二者之间的区别在于基建费用、生产费用不同。只需要比较它们的不同之处，即基建费用、生产费用。详见表3-2 开拓方案经济分析比较表表3-2 开拓方案经济比较表方案项目方案一方案二基建费（万元）井筒203.6井筒253.1石门240.5石门231.4主要大巷5088主要大巷476.6带区煤仓141.7带区煤仓1437带区斜巷206.4带区斜巷2141小计1301.0小计1318.9生产费（万元）立井提升20318立井提升21289运输费用15368运输费用11672立井排水12349立井排水12496小计4803.5小计4545.7总计费用（万元）6104.55费用（万元）5864.6从开拓方案经济比较表可知方案二的总费用比方案一的总费用低将近400万元，方案二还有总工程量少；出矸量少；煤炭采出率高等特点、综合分析决定本设计矿井选择方案二的开拓方案。3.3 选定开拓方案的系统描述3.3.1 井筒形式和数目经过上节的技术及经济分析比较后决定本设计采用一对立井开拓，即主井、副井。主井用以提升煤，副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备及兼作进风井。同时，在工业广场内设有两风井。3.3.2 井筒位置及坐标井筒确定在10号勘探线附近，理由是：1.井筒地处井田储量中央；2.有较好的地形条件，井口处标高+130 m左右，地面比较平坦；3.交通条件好，有较好的居民点条件。确定井筒坐标为：1.主井井口坐标为：（5082067 440816） 2.副井井口坐标为：（5081987 440776）主井井口标高为+131 m，副井井口标高为+133 m，拟定二水平为井筒最终水平。主井井深780 m，副井井深735 m，两井筒中心线间距为50 m，主井井筒直径5.5 m，副井井筒直径7.0 m 。3.3.3 水平数目及标高本矿井共设二个水平。其中一水平标高为-200 m，二水平标高为-600 m。 3.3.4 石门、大巷数目及布置大巷与石门服务年限较长，运输能力要求大，石门直接与大巷相连。本设计用集中运输大巷和回风大巷，带区平巷由石门相连。所以大巷和石门的断面和支护设计基本相同，断面尺寸详见图3-3 大巷及石门断面图和表3-3 大巷及石门断面特征表。图3-3 大巷及石门断面图表3-3 巷道断面特征表名称断面形状支护形式断面积净断面掘进断面单位半圆拱锚喷m2m2数量14.6415.673.3.5 井底车场的形式及选择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两个环节的枢纽，是矿井生产的咽喉。因此，井底车场设计是否合理将直接影响着矿井的安全生产。1.设计依据：矿井设计生产能力及工作制度：矿井开拓方式；井筒及数目；矿井主要运输巷道的运输方式；矿井瓦斯等级及通风方式；矿井地面及井下生产系统的布置方式；各种硐室有关的资料。2.影响井底车场形式选择的因素：保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性；调车简单，符合有关规程、规定；管理方便，弯道及交叉点少；井巷工程量小，建设投资少，便于维护，生产成本低；施工方便，各井筒间，井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，缩短建设时间；当大巷或石门与井筒距离较大时。能够控制存车线和调车线，可选择立式井底车场或者卧式井底车场；矿车提升的斜井井底车场，井筒不延深的一般采用平车场，井筒延深的一般采用甩车场。3.本矿自身的因素：本矿井属于大型矿井。其生产能力比较大，车场运输比较频繁；本矿井井筒形式、位置，大巷、石门的布置；各采区之间的联系、各采区的运输巷道的布置。综上所述，结合本设计矿井的有关设计参数，通过对各种形式井底车场的适用条件及优缺点做简单比较后，初步拟定本设计井田井底车场形式为卧式环形车场，采用单翼来车的形式。3.3.6 煤层群的联系本设计井田煤层群开采时的联系方式是分组联合准备，即58#和59#煤层分别单层布置，行成自己独立的采准系统。62C#、63#、65B#、67上#煤层组成一个统一的采准系统，准备巷道为四个煤层共用，大巷采用分组集中大巷布置方式。3.3.7 带区划分本设计矿井采用倾斜长壁采煤法。因一水平各煤层的倾角都小于12 ，且煤层赋存稳定，构造简单，厚度为2.32.8 m左右，顶底板良好。采用倾斜长壁采煤法比走向采煤法多很多优点，可以节省大量开采费用。采用倾斜长壁采煤法的矿井内的划分一般是条带式、带区式和盘区式。由于条带式和盘区式巷道布置方式其工程量大，所以采用带区巷道布置。带区是指能共用一个带区煤仓的所有煤层的所有工作面所组成的区域。因为采用带区式巷道布置，所以采用带区划分，即能共用一个带区煤仓的所有煤层的所有工作面所组成的区域。本井田共有6个可采煤层，本井田划分的依据：根据煤层间距情况划分带区；根据不同块段，开采层数，合理集中划分带区；尽量加大带区储量，有条件情况下加大带区走向长度；根据断层，向背斜轴为界划分井田。综上所述整个井田的一水平划分为九个带区，详见图3-4 带区划分示意图。图3-4 带区划分示意图3.4 井硐布置和施工3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护本设计井田采用双立井开拓方式，布置两个井筒，井筒穿过的岩石大部分为粗砂岩和细砂岩，有少部分的中砂岩，详见图1-2 综合柱状图。依据井筒特征及装备情况，参考地质及水文地质资料，并按规程规定，确定主副井筒支护方式如下：主井井筒：表土段：混凝土砌壁煤层段：混凝土砌壁基岩段：混凝土砌壁副井井筒：表土段：混凝土砌壁煤层段：混凝土砌壁基岩段：混凝土砌壁3.4.2 井硐布置及装备本矿井为立井开拓，设主、副井各一个。主井用于提煤。直径为5.5 m。布置一对12 t多绳箕斗，采用槽钢组合罐道，采用混凝土砌壁支护。主井壁厚为350 mm。副井担负全矿人员、材料、设备及矸石提升的任务，并作为入风井。井筒内设有排水管、压风管、消防水管、洒水管、动力通信、提升信号、临控电缆和梯子间安全口。直径为7.0 m。布置一对1.0 t双层四车罐笼，采用槽钢组合罐道，采用混凝土砌壁支护。副井壁厚为450 mm。主、副井壁充填混凝土厚度为50 mm。详见3-5 主井井筒断面图及表3-4主井特征表和3-6 副井井筒断面图及表3-5 副井特征表。3.4.3 井硐延深的初步意见井筒延深的原则：1.保持或扩大矿井生产能力；2.充分利用现有井巷，设施及设备，减少临时辅助工程时降低投资；3.积极采用新技术，新工艺和设备；4.加强生产管理，延深的组织管理与技术管理施工间的紧密配合，协调一致，尽量减少延深对生产的影响；5.尽可能缩短新、旧水平的同时生产时期。根据井筒延深的原则及本设计矿井水平划分方案，该矿井的主、副井筒从地面布置到一水平后需要延伸。延伸至二个水平，井筒仍按原有主、副井延伸。图3-5 主井断面图表3-4 主井特征表直径（m）净面积（m2）掘进面积(m2)支护形式设备5.523.738.5混凝土砌壁一对12t多绳箕斗图3-6副井断面图表3-4 副井特征表直径（m）净面积（m2）掘进面积（m2）支护形式设备7.038.549混凝土砌壁一对1.0t双层四车罐笼3.5 井底车场及硐室3.5.1 井底车场形式的确定及论证井底车场是连接井下运输的枢纽，井下的煤通过井底车场经井筒运至地面，地面的材料和设备通过井筒，井底车场运到各个工作面。排水通风，动力供应及人员上下等，也必须通过井底车场。而井底车场的形式必须适应井下运输和井筒提升的要求。根据井筒形式，提升方式，大巷运输方式的不同，井底车场的形式也各异，但井底车场形式必须满足的要求：保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性；调车简单，管理方便，弯道及交叉点少；操作安全，符合有关规定，规范要求；.井巷工程量少，建设投资省，便于维护，生产成本低；施工方便，各井筒间，井底车场巷道间能够迅速贯通，缩短建设时间；大巷和石门与井筒的距离较大时，能够布置存车线和调车线，可选择立式井底车场。否则，可选择卧式井底车场；矿车提升的斜井井底车场，井筒不延深的一般采用平车场。井筒延深的一般采用甩车场。双钩提升时应注意两个水平的过渡措施。井底车场形式的确定应根据井田地质条件，井型大小和大巷布置，提升方式及生产系统等因素确定。该矿井井底车场形式的选择依据如下：1.矿井设计生产能力为1.2 Mt/a，年工作日330 d，实行“三八”工作制，每日净提升为16 h，矸石量占煤产量的15%，掘进煤量占煤产量的5%。2.本矿采用双立井，二个水平，集中运输的方式开拓。3.水平大巷运输采用10 t架线电机车牵引3 t底卸式矿车方式运输。辅助运输采用1 t固定式矿车和材料车及平板车运输。4.本矿井地质条件较好，属于低瓦斯、低涌水量矿井。综上所述，经过分析比较后，本矿井设计选用卧式折返式井底车场。3.5.2 井底车场的布置储车线路行车线路布置长度1 井底车场线路布置的要求1.井底车场的线路主要由主井空、重车线，副井进车线和回车线组成，由于通过各个井底车场的煤种数量不同，其各线路的数目和长度相应不同；2.井底车场线路布置时，应充分考虑各硐室布置的合理性，减少井底车场工程量小；3.为保证运行安全，应尽量避免在曲线巷道顶车，机械推车需布置在直线段上；4.尽量减少道岔和交岔点；5.线路布置有利于通风；6.底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题。2 存车线长度的确定确定存车线长度是井底车场设计的重要问题，如果存车线长度不足，将会使井下运输和井筒提升彼此牵制，影响矿井生产能力；反之，如果存车线长度过长，会使列车在车场内的调车时间增加，反而降低了车场通过能力，并增加车场工程量。根据我国煤矿多年的实践经验，各类存车线可以选用的列车长度：大型矿井的主井空、重车线长度各为1.01.5列车长；副井空、重车线长度、大型矿井按1.01.5列车长；材料车线长度、大型矿井应能容纳10个材料车；调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和。3 存车线长度的计算（1）主副井空、重车线计算公式如下：L=mnL1+NL2+L3式中 L空、重车线长度，m；m列车数，列；n列车的矿车数，辆；L1一个矿车带缓冲器的长度，m；L2电机车长度，m；L3列车的制动距离，m；N电机车数量，台。1.主井重、空车线：m=1 列 n=15 辆 L1=3.6 m N=1台 L2=4.5 m L3=10 m则L=1153.6+14.5+10=68.5 m 取69 m2.副井重空车线：m=1列 n=22辆 L1=2.4 m N=1台 L2=4.5 m L3=10 m则L=1.5222.4+14.5+10=93.7 m 取94 m（2）材料线长度L=nL1式中 n容纳材料的车数，取10台；L1材料车长度，一般为2.4 m；L=102.4m=24 m根据实际需要，开设水泵硐室和变电所。取材料车线长30 m。详见3-7井底车场线路布置图。图3-7 井底车场线路布置图3.5.3 井底车场通过能力验算井下运输大巷采用3.0 t底卸式矿车运煤，架线式电机车牵引。矿井日产原煤4000 t.每日运出矸石量为40000.15=600 t，每日掘进出煤量为40000.05=200 t，3 t底卸式矿车日运煤量为40000.95=3800t.每日需要3t底卸式矿车数为3800/（315）=84 列。1 t箱式矿车列车数为（600+200）/（122）=35 列。根据本矿的矸石量占矿井产量的15%，由副井提升。掘进煤量占矿井产量的5%，进入井底煤仓后由主井提升。从而确定矿井矸石量与掘进煤量的比例为3/1，从而确定煤矸混合列车由22辆矿车组成，其中煤列车6辆，矸石列车16辆。每日进入井底车场的3 t底卸式矿车数与1 t煤矸列车数之比为84/35=1.7：1，每一调度循环时间为19.6 min，列车进入井底车场平均间隔时间为19.6/3=6.6 min，列车在井底车场平均运行时间为6.32 min，3 t底卸式矿车在井底车场平均运行时间为6.2 min，1 t固定式矿车列车在井底车场平均运行进间为6.5 min。井底车场通过能力计算按公式计算：N=TaQ/1.15T式中 N井底车场年通过能力，t；Ta每年运输工作时间等于矿井设计年工作日数与日生产时间的乘积，min；Q每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤重，t；T每一调度循环时间,min；1.15运输不均衡系数。计算得：N=25.2186/(1.1519.6)=207.9 万吨通过能力富余系数为207.9/120=1.51.3，故满足设计规范及有关的规定和要求。详见图3-5 井底车场线调度图表。表3-5 井底车场线调度图表3.5.4 井底车场主要硐室井底车场主要硐室包括主排水系统硐室、主变电所、运输硐室、井下爆破材料库及爆破材料发放硐室、安全设施硐室、还有井下急救站、等候室等。1 主井硐室主井设有3.0t底卸式矿车卸载站硐室、翻车机硐室、井底煤仓、井底煤仓装载硐室、清理散煤硐室及水窝泵房。2 副井硐室副井与井底车场连接处设有中央水泵房，中央变电所，水仓及清理水仓硐室，中央水泵房与中央变电所联合布置，使供电距离缩短，水仓用人工清理。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联结处巷道轨面标高0.5 m，水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置闭门。3 其它硐室其它硐室设有调车室、医疗室、机车维修房、井下火药库、消防材料室、等候室、工具室等。3.6 开采顺序开采顺序是指矿井采掘工作应有计划，有步骤的按一定顺序进行。做到采掘并举，掘进先行。因此，要研究采煤和掘进安排特点，了解有关政策与规程、规范规定。合理的开采顺序应满足要求：保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常接替，以保证矿井连续稳产，高产；符合煤层采动影响关系，最大限度地开采煤炭资源；合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，提高矿井的劳动生产率，简化巷道布置；降低掘进率，减少井巷工程量和基建投资等。3.6.1 沿井田走向的开采顺序根据该设计矿井的煤层分布及带区划分的具体情况，采用倾斜长壁工作面布置，开采顺序为自东向西，这样有利于矿井的均衡生产和合理配采，确定生产的连续性，有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理。这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。3.6.2 沿井田倾向的开采顺序在同一煤层内，沿倾斜煤层的开采顺序，可分为上行式和下行式开采。除近水平煤层外，对于缓倾斜、倾斜和急倾斜煤层，根据其采动影响关系，一般只采用下行式开采顺序。本矿属于缓倾斜煤层，故沿煤层倾斜方向采用下行式开采顺序。在开采时候，为早达产，将首先开采58#煤层的西部，依次向下开采。故开采顺序依次为58#、59#、62C#、63#、65B#、67上#煤层。在垂直方向上的开采顺序是，先采完第一水平，再采第二水平。依据本设计矿井的具体情况，一水平采用倾斜长壁采煤法，二水平采用走向长壁采煤法。3.6.3 带区接续计划根据井田的地质条件，以自然断层、褶曲轴为界划分带区。将该井田第一水平划分为9个带区。详见图3-4 带区划分示意图及3-5 带区接续表。表3-5 带区接续表3.6.4 “三量”控制情况1 矿井开拓煤量的确定开拓煤量是指井田范围内已掘进的开拓巷道所圈定尚未采出的可采储量。开拓巷道包括:主井、副井、风井、井底车场、主要石门、运输大巷、石门、主要上山、主要溜井和总回风巷道井矿井。煤炭工业矿井设计规范规定：开拓煤量可采期一般为35年以上。可按下式计算：Zd=(ZogZg Pdd)C式中 Zd开拓煤量，Mt；Zog已开拓范围内的地质储量，Mt；Zg地质损失，是因为地质及水文地质条件不利所造成的损失，包括含水大、煤层厚度小、断层多等原因不能采出的储量，Mt；C采区回采率，；Pdd开拓煤量可采期内不能开采的煤量，指留设的临时和永久煤柱,Mt。本设计井田采用分组集中大巷布置拓，本设计矿井的开拓煤量计算：ZK(7490.47-374.5-1498.09)0.85=47.8 Mt2 准备煤量的确定准备煤量是指只开拓煤量范围内已完成开采所必须的采区运输巷道,采区回风巷道,采区上山,区段石门及采区车场等掘进。掘进工程所圈定的可采储量,也就是矿井已生产和准备的采区包有的可采储量。煤炭工业矿井设计规范规定：准备煤量可采期一般为1年以上。可按公式计算：Zp（Zpg-Zg-Zd）C式中 Zp准备煤量，Mt；Zpg各采区所圈定的工业储量，Mt；Zg采区内的地质损失，Mt；Zd呆滞煤量，即在准备煤量可采期内不能开采的煤量，Mt；本设计矿井准备煤量：Zc(731.8-139.04-43.9)0.85=5 Mt3 回采煤量的确定回采煤量是准备煤量范围内已为采煤巷道所圈定的可采储量。也就是已生产和准备接替的各采煤工作面确保有的可采储量。当采煤工作面受开采程序限制,暂时不能开采时,不能计入采煤煤量。煤炭工业矿井设计规范规定,回采煤量可采期一般应在6个月以上。根据有关规定，开拓煤量、准备煤量、回采煤量都应该有一定的可采期。则设计矿井可采期的计算：（1）开拓煤量可采期=期未开拓煤量/设计生产能力=47.8/(1.41.20）=28.55 a，满足要求；（2）准备煤量可采期=期未准备煤量/平均月设计能力=5/（1.41.20）=3 a1 a，满足要求。（3）回采煤量可采期=期末回采煤量/当年平均月计划回采煤量=102/11.9=9.6 月6月，满足要求。在一般情况下，矿井三量符合上述规定即能达到平衡，并有一定的合理储备，但其为概括性指标，三量可能符合要求但不一定满足接续要求，所以三量只可作采掘关系的参考指标。经过以上计算可“三量”及可采期满足设计规范要求，可以移交生产。第4章带区巷道布置4.1 带区概述4.1.1 设计带区的位置、边界、范围、带区煤柱本设计带区位于井田的西部。北部以-200为界南部以F31断层为界，西部以井田边界为界，东部以F69为界。本带区走向长约为1235 m,倾向长约为1425 m。带区煤柱包括带区范围内的边界煤柱、断层煤柱、工业广场煤柱等。本带区采用倾斜长壁采煤法开采，带区煤柱留设如下：各煤层在带区边界留设15 m煤柱，井田境界处留25 m保护煤柱。4.1.2 带区的地质和煤层情况本带区属于城子河组，在F31断层和F69断层之间。带区内没有大断层，地质构造简单。带区内含可采煤层六层，分别为58#、59#、62C#、63#、65B#、67上#煤层，煤层倾角在10 12 的之间，属于中厚煤层。煤层顶板为砂岩。为中等坚硬度。4.1.3 带区的生产能力、储量及服务年限1.带区煤层全部可采，根据几何法求得可采储量为5.6 Mt,带区设计生产能力为1.20 Mt/a。采用倾斜长壁采煤法采煤。2.带区生产能力是带区内同时生产的回采工作面和掘进工作面的产量的总和。影响带区生产能力的因素有煤层赋存状况和地质构造，带区类型，矿井生产能力，带区正常接替和准备时间、掘、运、通风的装备水平及设备能力等。带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，工作面长度和推进度。一个采煤工作面年生产能力A0（Mt/a)可由下式计算：A0 = L V0 M r C0式中 L采煤工作面的长度，m；V0工作面推进度，m/a；M煤层厚度或采高，m；r煤的容重，t/m3；一般取1.4 t/m3；C0采煤工作面采出率，中厚煤层取0.93-0.97设计回采工艺为综采，日进尺数为6.4 m。所以V0=6.4300=1920 m，即工作面年推进度为1920 m。因此，一个采煤工作面产量为A0=17019202.61.40.965=1.15 Mt 带区生产能力与带区内同采工作面的个数有关，为保证带区的正常衔接，在一个带区中同时生产的采煤工作面为12个，少数可达3个，所以，带区生产能力为A= n A0 B K式中 A带区年生产能力，Mt/a；n同时生产的采煤工作面数；B带区掘进出煤率，一般为1.051.10左右；K工作面年产量不均衡系数，n=1时取1,n=2时取0.95，n=3时取0.9。本带区采用1个工作面，A=11.151.051=1.2 Mt。3.带区储量及服务年限本带区储量丰富，可采储量为5.6 Mt T=Z/A K式中 T带区服务年限，a ；Z带区可采储量，Mt；A带区生产能力，Mt；K矿井储量备用系数，一般取1.4。则T =Z/A=5.6/1.201.4=3.3 a4.2 带区巷道布置4.2.1 区段划分由于采用倾斜长壁开采故不存在区段划分和上下山布置，将本带区划分为6个条带，58#煤层单层开采。工作面长度的确定：该带区设计产量为1.2 Mt/a，一个工作面达产，即工作面日产量为4000 t/d。确定工作面长度的公式如下：A0=LlMrc式中 A0工作面年生产能力，吨；L工作面年推进度，m；l工作面长度，m；M煤层厚度，m；r煤的容重，t/m3，一般取1.4 t/m3；c工作面回采率，取0.930.97。计算得： L170 m4.2.2 带区巷道布置本带区采用二条斜巷,即一条为入风运输斜巷,一条为回风运料斜巷,考虑到本设计矿井为低瓦斯,煤层倾角11 左右,两条斜巷均布置在煤层中，有利于带区生产的接续。带区的运输入风斜巷和运料回风斜巷倾角相同、层位相同。带区运输入风斜巷中的设备选用SSJ1000/4200胶带输送机。带区运料回风斜巷中可采用绞车硐室在斜巷上部的单钩串车运输方式，也可采用绞车硐室在斜巷下部的单轨吊车运输方式，还可以采用内燃机车牵引单轨吊车。实现带区运输的连续化。带区的运输入风斜巷和运料回风斜巷平行交替布置。两巷之间的距离为一个工作面的长度。4.2.3 带区车场布置带区下部车场多由带区装车站和辅助提升车场组合而成。根据煤炭装车地点的不同，可分为石门装车式、大巷装车式和绕道装车式。采用顶板绕道大巷装车式车场。1. 装车站线路设计根据装车站所在的位置不同，大巷装车站线路又分为通过式和尽头式两种。根据本矿的地质条件本设计大巷通过式车场。大巷轨道中心线距离为1600，渡线道岔为ZDX622/4/1215，=14210，a=3462，b=3588，L1=2a+S/tga=13324。则装车站线路长度为:L=2LH+3LX+L1=294000+313324+18000=245972式中 L车场装车站线路总长度；LH空重车存车线长度；LX渡线道岔长度；L1机车加半辆矿车的长度。图4-1 装车站线路布置图3. 辅助提升下部车场带区辅助提升下部车场是为带区回采工作面、掘进工作面出煤，运料，通风等运输站，是带区下部车场的组成部分。大巷装车式下部车场的辅助提升多为绕道式，本带区采用顶板绕道。斜面线路采用DC-622/3/15道岔，=182606，a=2460mm，b=2800mm车场双道中心线间距为1600 mm,连接半径取15000 mm.对称道岔线路连接长度为： L对=a+B+T=2560+4930+1209=8699水平投影长：L对= L对COS=8699COS24=7948 mm竖曲线计算：见图4-2顶板绕道式车场起坡点位置计算图。竖曲线计算：根据生产经验，竖曲线半径定为：RG=15000(高道，重车线)RD=9000(低道，空车线)存车线取半列车，即图4-2 顶板绕道式车场起坡点位置计算图iG取8（高道动滚行坡，重车道）iD取10（低道自动滚行坡，空车道）则高道竖曲线回转角低道竖曲线回转角竖曲线投影长度：起坡点位置确定绕道车场起坡后跨越大巷，需保持一定岩柱。根据经验，取运输大巷中心轨道面水平至轨道上山轨面垂直距离15 m。如图4-3下部车场路线图所示。则：由上述公式得由上述公式得式中 h1=20000+hc=20160hc 轨道上山轨面距煤层底板垂直距离为160图4-3 车场线路计算图绕道线路计算则：R2=13600 均为90。由上述公式计算得c1值（低道）：取c=3000，则；=10437c2（低道）：取c=3000，则；N2道岔联接计算：选用DK622/5/15，=，a=3678，b=4232。联接曲线半径为12000。Ll-2值,因列车已进入车场，列车速度控制在1.5m/s，R取12000。取4000N3道岔联接计算：选用 DK622/5/15，=，a=3768，b=4232。=90，联接曲线半径为15000。l3的确定： l3=R1+c+l1- e- n- R3=24125确定绕道车场的开口位置：由上述公式计算得高低道高差闭合计算设1、1相对标高为0.000m，2点标高为：3点标高为：4点标高为：2点标高为：以高道计算2点标高：高低道闭合无误。高低道闭合无误。4.2.4 带区煤仓形式、容量及支护由于运输大巷与运输入风斜巷之间存在一定的高差，因此决定选用垂直煤仓。另外，由于圆形断面的利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，施工速度快。因此选用圆形断面的煤仓。煤仓容量的计算按采煤机连续作业割一刀的容量计算QQ0LmbrC0Kt式中 Q带区煤仓容量；Q0防空仓漏风留煤量，一般取510 t；L工作面长度，m；m采高，m；b进刀深度，m；r煤的容重,t/m3 一般取1.4 t/m3；C0工作面的回采率；Kt同时生产工作面系数综采时取1，普采时取（1+0.25n）。Q10+1702.60.81.400.951120 t一般采区煤仓容量可按表4-1 煤仓容量与采区生产能力关系取：表4-1 煤仓容量与采区生产能力关系采区生产能力（Mt/a）煤仓容量（t）0.3以下501000.30.451002000.450.602003000.601.003005001.00以上大于500煤仓的结构包括煤仓上部收口、仓身、下口漏斗及溜口闸门基础，溜口和闸门装置组成。为了保证煤仓上口的安全与改善煤仓上口的受力情况，需以混凝土注成圆台体，圆台体仓身所处岩层的硬度较大。因此可以不支护。煤仓下口用混凝土砌筑圆台体收口，收口斗仓为圆锥形。为了大巷的安全，在煤仓与大巷的连接处加强支护。一般应在煤仓下口处四周铺设数根钢梁，灌入混凝土，并与石门支护连成一体。4.2.5 带区硐室简介带区变电所一般宜设在围岩稳定，地压小，通风条件较好，无淋水的地点，用电负荷中心。硐室与电器设备应有0.5 m的通道，相互之间应留0.8 m以上通道。温度不超过30 ，必须有足够的照明。带区变电所形式有一字形、人形和形，一般采用一字形，断面一般为半圆拱形，用混凝土砌筑。带区绞车房的位置应选择在坚硬稳定的岩层或煤层中，应避开较大的地质构造。必须设在进风风流中，如果硐室深度不超过6 m，入口宽度不小于1。5 m，而无瓦斯涌出时，可采用扩散通风，空气温度不超过30 ，风量应取13 m3；必须用不燃材料支护，应备有灭火器材，硐室各种设备与墙壁之间，应留有0。5 m以上的通道，各设备之间应留出0。8 m以上通道；滚筒直径大于2 m以上绞车房；电气设备应与操作室隔开。绞车房断面一般设计成半圆拱形，用全混凝土砌碹，也可用锚喷支护。带区硐室除以上两个硐室还应设有井下空气压缩硐室、机电硐室。机电硐室应设置瓦斯自动检测报警断电仪，并配备便携式个体检测设备。压缩机房一般为半圆拱形用料石或混凝土砌筑，有条件可以锚喷。4.2.6 带区工作面接续本设计采区为西一采区，58#煤层单层开采。按规程将西一采区分为6个工作面，年产量为1.20 Mt。具体情况见表4-2 工作面接续表。表4-2 工作面接续表4.3 带区准备4.3.1 带区巷道的准备顺序该带区位于井田西部，煤层为中厚煤层。采用倾斜长壁采煤法。采准工作是由大巷开掘两条石门。一条为入风运输大巷，一条为回风运料石门至带区下部车场，再分别开掘带区运输入风运输斜巷及带区运料回风斜巷，开至带区边界处，在开掘开切眼，最后形成完整工作面即可进行回采。4.3.2 带区主要巷道的断面示意图及支护方式带区主要巷道的断面及支护方式如图4-3 输平巷断面示意图和图4-4图4-4 回风平巷断面示意图所示。图4-3 运输平巷断面示意图图4-4 回风平巷断面示意图第5章采煤工艺5.1 采煤方法的选择采煤方法是采煤系统与采煤工艺的综合及其在时间和空间上的相互配合。我国煤层赋存条件多样，开采技术条件各异，因而促进了采煤方法的多样化发展。我国常用的几种主要采煤方法及其特征如表5-1所示。表5-1 我国常用的主要的采煤方法序号采煤方法体系整层与分层推进方向采空区处理采煤工艺适应煤层基本条件1单一走向长壁采煤法壁式整层走向垮落综、普、炮薄及中厚2单一倾斜长壁采煤法壁式整层倾向垮落综、普、炮薄及中厚3放顶煤采煤法壁式整层走向垮落综采缓斜厚煤层5m4大采高一次采全高采煤法壁式整层走向或倾向垮落综采缓斜厚煤层5m1.采煤方法的选择原则：采煤工作是煤矿井下生产的中心环节。选择采煤方法应当结合具体的地质条件和技术条件，所选择的采煤方法必须符合安全，技术经济，工作面回采率高的基本原则。（1）安全生产应符合：对于所选择的采煤方法，应当仔细检查采煤工艺的各个工序以及采煤系统的各个生产环节，使其符合煤矿安全规程的各项规定，一般应做到：合理布置巷道，满足采掘接续要求，保证巷道维护状态良好，建立妥善的通风、行人、运煤、防火、防尘、防止瓦斯积聚、防水等各种灾害的系统和措施、并尽量创造良好的工作条件；正确确定和安排采煤工艺过程，落实防止冒顶，片帮，支架倾倒机械事故以及避免其它可能危及人身安全和正常生产的各种事故。（2）技术经济合理应当符合：采煤工作面单产高；劳动效率高；材料消耗少；成本低。2.直接影响采煤方法选择的主要因素有以下五个方面1.煤层倾角，煤层倾角是影响采煤方法选择的重要因素。2.煤层厚度3.煤层的地质构造情况；4.煤层及围岩特征；5.煤层的含水性，瓦斯涌出量及煤的自燃情况。3.采煤方法的选择本设计带区的煤层赋存状况良好，开采煤层为58#层，煤层厚度为2.6 m，倾角在10 12 之间，属于中厚煤层，顶底板均为粉砂岩。就目前的技术水平，经过综合分析比较，采用倾斜长壁采煤方法最为适宜。这种采煤方法具有产量大，效率高，生产系统简单，巷道掘进量小，回采工序简单，材料消耗少，成本低以及生产安全等优点。5.2 回采工艺5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备本带区生产能力为1.2 Mt/a，日产量4000 t，掘进出煤占5即200 t，工作面出煤3800 t，工作面采用倾斜长壁综采一次采全高采煤法，全部垮落法管理顶板。双滚筒电牵引采煤机割煤，采高2.6 m，割煤深度为0.8 m。每天进8 刀，日进尺6.4 m，一个工作面达产，计算合理工作面长度170 m。采用端头斜切进刀，双向割煤，往返一次割两刀。1.采煤工艺过程采煤工艺主要包括落煤、装煤、运煤、工作面支护和采空区处理五个方面。根椐本带区地质情况，矿井生产系统安排如下：（1）落煤方式：采用双滚筒采煤机割煤，采用端部斜切进刀方式。采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为30 m，进刀深度0.8 m。具体操作如下：1采煤机向下（上）割透端头煤壁后，按上（下）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为20 m处，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过20 m的弯曲段至30 m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.8 m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。2将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。3割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。（2）装煤方式：采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。( 3 ) 运煤方式：由刮板输送机转载机胶带运输机带区煤仓，然后由矿车运至井底车场。( 4 ) 工作面支护：工作面内部用ZY6400/18/30液压支架支护，工作面端头采用ZY6400/21/33 端头液压支架，超前支护20米左右，主要原因则由于超前支护对地质条件适应性强，从而能更好的保证端头工作人员的安全，而且有利于机头与支柱的稳定。( 5 ) 采空区外理：采空区处理方法为全部垮落法。2.主要设备配置表5-2 液压支架特征表型号ZY6400/18/30型两柱掩护式支架高度18003000 m中心距1500 m宽度14301600 m工作阻力62566621 N初撑力49525241 N支护强度0.880.94 pa对底板比压2.34.2 Mpa支架质量13700 g表5-3 采煤机特征表型号SL300(AC)采高19003800 mm滚筒直径1800 mm滚筒截深800 mm牵引速度029.2 m/min牵引力547 kN电压3300 V总功率1099 kW表5-4 刮板输送特征表型号SGZ-1000/1050运输能力2200 t/h电压3300 V电机功率2525 kW刮板链速度1.31 m/s表5-5 转载机特征表型号SZZ-1000/375运输能力2200 t/h设计长度50 m功率375 kW电压3300 V表5-6 破碎机特征表型号PCM200破碎能力2200 t/h出口料粒度小于300 mm进口料粒度8008001000mm功率200 kW电压1140 V表5-8 泵站特征表乳化液泵站喷雾泵站型号GRB-315/31.5三泵二箱KPB-315/16二泵一箱流量315 L/min315 L/min压力31.5 MPa 16 MPa功率200 kW 125 kW电压1140 V1140 V5.2.2 选择采面循环方式和劳动组织形式1.工作面概况：该设计带区的工作面长度为170 m,煤层倾角在11 左右，工作面倾斜长度约为1400 m，采高为2.6 m,煤层顶板均为粉砂岩。2.循环工艺流程：采煤机端头进刀割煤推移刮板输送机移支架采煤机在机尾进刀割煤推移刮板输送机移支架。3.工作面劳动组织：工作面采用“三八”工作制，即二班采煤，一班检修。详见表5-9 工作面劳动组织表、表5-10 工作面技术经济指标表、和表5-11工作面循环图表。表5-9 工作面劳动组织表工种一班二班三班合计班长2226采煤机司机224支架工5510泵站司机224维修工112运料工1157端头维护工5510电工1135辅助工3328合计252517675-10 工作面技术经济指标表序号指标名称单位指标1工作面倾角112工作面长度m1703工作面采高m2.64进刀深度m0.85日进度m6.46月进度m1927日产量t/d3960.328月产量t/月118809.69回采工作效率t/工59.110坑木消耗kg/万t511乳化液消耗kg/万t30012截齿消耗个/万t20表5-11 工作面循环图表第6章井下运输和矿井提升6.1 矿井井下运输本设计矿井年产量为1.2 Mt/a,属于大型矿井。采用立井开拓方式，主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升，运输大巷采用3 t底卸矿车运输，材料和掘进矸石用材料车1 t固定式矿车运输。6.1.1 运输方式和运输系统的确定井下运输设计应对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的运输作统筹优化安排，运输方式与设备的选型、根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件，瓦斯情况，采煤方法确定。大型矿井要积极采用连续化运输，发展转载机下运带式输送机，辅助运输用高效能，适应性能强单机服务范围广的设备。主要运输大巷的运输方式应根据运量，运距技术经济效果优化确定，采用轨道运输发展底卸矿车且研制改造与底卸式矿车匹配的双轨同步牵引机车、大功率电机车和防爆柴油机车。1.工作面煤的运输工作面采用采煤机落煤，割下的煤由可弯曲刮板输送机运输。2.带区入风运输斜巷的运输方式大中型矿井的运输要采用连续化运输，这样可以提高矿井的运输能力。因此本设计采用胶带输送机运输，并且设有轨道，以便于对胶带输送机进行检修和在开采初期为入风运料斜巷的运料。3.大巷运输方式运输大巷的运输方式应根据运量、运距、技术经济效果优化确定，本设计采用矿车运输，采用10 t架线电机车牵引。综上所述，确定本矿井运输系统如下：运煤系统：采煤机割煤刮板输送机转载机破碎机胶带输送机带区煤仓运输大巷煤仓主井至地面煤仓。运料系统：副井井底车场运输大巷带区下部车场带区运料回风斜巷工作面。6.1.2 矿车的选型及数量本设计矿井选用10 t架线电机车ZK106/550型电机车，该架线式电机各项参数如表6-1 电机车参数表表6-1 电机车参数表型号粘着重量（t）轨距（mm）额定电压（V）外形尺寸（mm）JBK10-6/550106005504500106015001.架线式电机车台数的确定工作电机车台数计算如下:N=1.5Q(11L+)/(2100P)式中 N工作电机车台数,台；1.5产量与运输不均衡系数；Q采煤班产量，t；L运输加权平均距离，km；11运行时间与运距换算系数；2100每班工作时间与机车载重乘积；P机车粘着重量，t；装卸及调车时间，min一般为20-30min。N1.52000(111.7+30)/(210010)7取N7台检修及备用电机车台数取工作电机车台数的25%，但不小于1台。N1N252台则10t架线式电机车总台数为9台。2.大巷运输及辅助运输矿车型号确定大巷运输选用3t底卸式矿车运输，辅助运输选用1t固定式矿车运输。其矿车特性如表6-2 3 t底卸矿车和1 t固定式矿车特性表。表6-2 3t底卸矿车和1t固定式矿车特性表型号容积(m3)轨距（mm）轴距（mm）外形尺寸(长宽高)mm3t底卸矿车MD3.3-63.36001220345012004001t固定式矿车MG1.1-6A1.1600135020008801503.矿车台数确定本设计矿井采用3 t底卸式矿车运，根据底卸式矿车使用经验，各矿车数量均根据运输能力经计算确定。对于不升井、不进采区的大容量。3 t底卸式矿车可按公式近似计算使用矿车数量：W=0.3Q/G式中 W使用矿车数量，辆；0.3矿井日产量的30%；Q矿井日产量，t；G矿车载重量，t。W=0.32000/3=200辆备用及检修的台数为nW2020020%=40辆，总矿车数为240辆6.1.3 带区运输设备的选择带区运输设备包括工作面运输设备，运输、回风斜巷运输设备。各设备只有选型合理，才能有机的构成一个整体，使煤炭、材料的运输才能协调进行。 1.工作面输送机选型原则：（1）刮板输送机输送能力应大于工作面最大生产能力的1.2倍；（2）要根据刮板链的负荷情况，确定链条数目，结合煤质硬度选择链条的结构形式，煤质较硬块度较大时优先选用双边链，煤质较软时，可选用单链或双中链。综上所述，刮板输送机选择型号为：SGZ-1000/1050，输送量2200 t/h，刮板链速1.31 m/s。2.转载机选型原则（1）转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力，它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面输送机；（2）转载机的机型，好机头传动装置及电动机和中部槽的类型及刮板链类型，应尽量和工作面刮板输送机机型一致，以便日常维修和管理；（3）转载机尾部和工作面输送机头部有一定的卸载高度，以避免工作面输送机底链回煤。根据以上原则及本矿采区输送能力，选择转载机型号为：SZZ-1000/375，运输能力2200 t/h。3.可伸缩带式输送机选型原则：（1）工作面运输巷带式输送机运输能力，要大于工作面刮板输送机的能力；（2）移动尾装置宜选用液压式。根据以上原则及采区的输送能力，选择SSJ1000/3315型可伸缩带式输送机。运输能力18002000 t/h，输送带选用难燃带尼龙带，宽度1000 mm，带速3.55 m/s 。6.2 矿井提升系统6.2.1 矿井主提升设备的选择及计算矿井提升的合理设计，主要取决于确定合理的提升系统，即设计矿井采用几套提升设备、提升设备的类型及提升方式。一般情况下，年产量在0.3 Mt极其以上的大中型矿井提升任务重，可设两套提升设备，主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。对于年产量超过1.80 Mt的大型矿井主井采用两套箕斗提升设备，副井除配备一套罐笼提升设备以外，有时尚需设置一套带平衡锤的单容器提升设备作为辅助提升。1主井提升设备设计依据设计产量：1.2 Mt/a原煤；提升毛煤重量：1.29 Mt/a；井口标高；+131 m；一水平标高:-200m；井下水平至装载点箕斗底部高度为：48.5；井口至卸载站点高度:18 m；提升高度：一水平331m；提升容器：一对12t多绳底卸式箕斗，箕斗自重12.4t，载重12t；配重：一水平每个箕斗配8.5t；尾绳高度：17.5m；工作制度：330d/a、16h/d、二班生产，一班检修。2提升机选型主导轮直径：D=32100=3200；D=2.31200=2760；最大静张力：Fmax=（24400+44.295951.8）9.8=399.2 kN；最大静张力差：117.6 Kn；根据上述计算确定采用JKM-3.254（II）E型井塔式多绳提升机，提升机主要技术数据如下：主导轮名义直径:3250 mm；最大静张力：441 kN；最大静张力差：137.2 kN；最大提升速度：14 m/s；导向轮直径：3000 mm。3 电动机选型电动机型号：YR800-12/1430型两台，主要技术数据如表6-3 电动机技术数据表表6-3 电动机技术数据表功率(KW)电压(V)转数(r/min)过载系数800264901.89副井提升设备1设计依据井口标高：+132 m；一水平标高：-200 m；二水平标高：-600 m；矸石率：25%；提升容器：一对1.0 t矿车双层四车多绳罐笼；工作制度：330 d/a、16 h/d、二班生产，一班检修。2提升机选型主导轮直径：D=39.5100=3950；D=2.41200=2880；最大静张力：Fmax=（29760+49066.813）9.8=533.6 kN；最大静张力差：105.84 KN；根据上述计算确定采用JKM-44（II）E型井塔式多绳提升机，提升机主要技术数据如下：主导轮名义直径:4000 mm；最大静张力：676.2 kN；最大静张力差：176.4 kN；最大提升速度：14 m/s；导向轮直径：3200 mm。3 电动机选型电动机型号：YR630-16/1430型，主要技术数据如表6-4 电动机技术数据表表6-3 电动机技术数据表功率(KW)电压(V)转数(r/min)过载系数630263702.646.2.2 矿井提升设备综上所述本矿井设计采用设备如下：（1）主井采用一对12 t多绳摩擦式箕斗提升。型号为JKM-3.24(II)E,电动机为YR1250-8/1430型，提升速度为7.94 m/s。（2）副井采用一对1 t矿车，双层多绳罐笼单层装车，双层乘人。罐笼的提升速度为7.8 m/s。第7章矿井通风与安全7.1 矿井通风系统的确定7.1.1 概述根据邻近矿井的数据及实际勘探资料，可以计算出本设计矿井矿井瓦斯相对涌出量为0.26 m3t，矿井属低瓦斯矿井。煤尘有煤炸危险性，井田范围内煤有自燃倾向，自然发火期为3个月左右，依据煤尘爆炸指数及瓦斯鉴定表和邻近矿井的实际开采情况，瓦斯含量由浅到深逐渐增加。本设计矿井为年产1.2 Mt的矿井，井田走向合理，瓦斯含量低煤层埋藏较浅。地质条件比较简单。参照原煤炭部制定的关于改革矿井开拓布置的若干技术规定，本矿井采用中央并列式通风方式7.2 风量计算与风量分配7.2.1 风量的计算1、采煤工作面需风量计算( 1 )根据煤矿安全规程规定计算风量为：Qa=60VSK长=601.59.51.2=1026 m3/min式中 V回采工作面的适宜风速,取1.5 m/s；S回采工作面平均有效通风断面积,综采工作面取9.5 ；K长回采工作面长度调整系数,取1.2。( 2 ) 按瓦斯涌出量验算Qa100q采K采1000.721.286.4 m3/min式中 q采回采工作面瓦斯绝对涌出量，取0.72 m3/min；K采回采工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2。 ( 3 )按人数验算Qa4N425100 m3/min式中： N-综采工作面同时工作的最多人数，取25人。2、掘进工作面需风量计算( 1 ) 按瓦斯涌出量Qb=100QghiKghi式中 Qb 掘进工作面的需风量m3/min；Qghi掘进工作面的绝对瓦斯涌出量；Kghi 掘进工作面瓦斯涌出不均衡和备风量系数，一般1。52。0。Qb1000.0428 m3/min( 2 ) 按局部通风机吸风量计算Qb=QfIKf式中 Qf掘进工作面局部通风机额定风量；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数；Kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2。Qb=24021.2=576 m3/min局部通Qc风机额定风量如表7-1：表7-1 局部通风机技术参数特征表型号电机功率（Kw）风量(m3/min)全压（Pa）YBT-1111130-2402250-8003硐室实际需风量( 1 ) 井下爆破材料库取150 m3/min。装设瓦斯检测报警自动断电仪，加强瓦斯监控保证安全生产，充电硐室取100 m3/min。则Q150100350 m3/min( 2 ) 机电硐室按经验值取80 m3/min。4其它巷道实际需风量Qd0.05(Qa+Qb+Qc)0.05(1026+576+330)96.6 m3/min矿井总风量为：Q（QaQbQcQd）K式中 Q矿井总进风量；Qa采煤工作面实际需风量和，m3/min；Qb掘进工作面实需风量和，m3/min；Qc硐室实际需要风量和，m3/min；Qd矿井除了采煤，掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要风量和，m3/min；K矿井内部漏风和配风不均衡系数：一般取1.21.25。则Q （QaQbQcQd）K（1026+576+330+96.6）1.22343.3 m3/min7.2.2 风量的分配1 风量分配原则矿井风量确定后，应将其分配到各用风地点，其分配原则主要是：（1）分配到各用风地点（包括回采工作面，掘进工作面，硐室等）的风量，应不低于前面所计算出的风量；（2）为维护巷道，防止坑木腐烂，金属腐蚀，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定风量；（3）风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足煤矿安全规程的各项要求。2分配方法（1）当矿井总风量确定后，先按照带区布置图给回采面，掘进工作面，硐室分配用风量。（2）从总风量减去回采工作面、掘进工作面、硐室用风量，余下风量按带区产量，采掘数目，硐室数目等分配到各个带区，再按一定比例将这部分风量分配到其它用风地点，用于维护巷道和保证行人安全。3风量分配1采煤工作面分配风量为1026 m3/min；2掘进工作面分配风量为576 m3/min；3硐室分配风量为330 m3/min，爆破材料库为150 m3/min，充电硐室为100 m3/min，机电硐室为80 m3/min。7.2.3 风量的调节方法与措施1局部风量调节调节的方法有增阻法，减阻法及辅助通风机调节法。增阻法主要是采用调节风扇，临时风帘，等调节装置。减阻法主要措施有扩大巷道断面，降低巷道摩擦阻力系数，清除巷道中的局部阻力物，采用并联风路，缩短风流线路的总长度等。2矿井总风量的调节调节的方法有改变全通风机工作特性和改变矿井总风阻。采用改变全通风机的叶轮转速，轴流式风机叶片安装角和离心式风机前导器叶片角等，来改变通风机的风压特性曲线，从而达到调节风机所在系统总风量的目的。改变矿井总风阻的措施有：风硐闸门调节，在风机风硐间内安设调节闸门，通过闸门的开口大小可以改变风机的综采工作风速，从而调节通风机的工作风量。降低矿井总风阻，当矿井总风量不足时，通过降低矿井总风阻，来增加矿井总风量。3防治瓦斯（1）工作面设专职瓦斯检查员检查，每隔35 h检查一次，每班至少检查两次，并及时向通风调度汇报；（2）瓦斯检查点分别设在：工作面回风出口以外10 m处；工作面回风上隅角；工作面回风出口以里5 m处；（3）在进风上隅角悬挂挡风帘，减小向采空区漏风。加强回风隅角瓦斯监测，定期进行取样分析；（4）加强初次来压时瓦斯检查，来压前指定瓦斯员蹲点观测；（5）电气防爆设备指定专人检查、维修电气设备、电缆，杜绝失爆。7.2.4 风速的验算1工作面风速验算：（1）最低风速验算：Qa=1026 m3/min15Sc=159.5142.5 m3/min式中 Sc回采工作面平均有效断面，m 2。 (2)最高风速验算：Qa=1026 m3/min240Sc =2409.52280 m3/min式中 Sc回采工作面平均有效断面，m 2。均符合要求2掘进风速验算：（1）按最低风速验算：Qb=576 m3/min15Sc=1510.66159.9 m3/min式中 Sj掘进工作面巷道过风断面，m 2。符合要求（2）按最高风速验算：Qb=576 m3/min240Sc =24010.662558.4 m3/min式中Sj掘进工作面巷道过风断面，m 2。均符合要求3其它井巷风速验算：（1）其它井巷需风量Qd96.6 m3/min0.1560S108 m3/min式中 S其它用风井巷净断面，m 2。符合要求（2）大巷风速验算：矿井总风量：Q(Qa+Qb+Qc+Qd) K(1026+576+330+99.6)1.22343.3 m3/minQ/S大巷2343.3（14.660）2.8 m/s根据中要求，大巷中风速不能超过8 m/s,则符合要求。通过验算，各风速均满足要求。7.3 矿井通风阻力的计算7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力1. 计算原则进行总风阻计算，应考虑主要通风机服务年限内（2025年）在达到设计产量时，即要克服矿井最大阻力，（通风困难时期）又能保证矿井在最小阻力（容易时期）的情况下。通风机的效率不低于70 %；确定矿井容易通风和困难通风线路；确定计算阻力路线，根据所给的两个时期通风系统图，凭直观和经验选择一条风量最大，巷道总长度最长的线路计算最大阻力，不必算出所有巷道的阻力；如果矿井服务年限较长，则只计算投产之后2025 a两个时期的井巷通风阻力；为了计算风硐的阻力，必须先计算主要风机的风量；为经济合理，安全地使用通风机，必须使矿井总风阻力不能太大。 2. 计算方法沿上述两个时期通风阻力最大线路分别用下式计算出各段井巷摩檫阻力hfrhfr=LUQ2/S3式中 hfr井巷的通风阻力，Pa；L井巷的长度，m；U井巷的周边长，m；S井巷的净断面积，m2；Q井巷的通过风量，m3/min井巷的摩擦阻力系数，Ns2/m4。总风阻 h=hfri详见表7-2 井巷通风总阻力计算表和图7-1 通风系统网络图表7-2 井巷通风总阻力计算表摩擦阻力系数（Ns2/m-4）巷道长度L(m)巷道周长U(m)净断面S()风量Q(m3/S)通风困难时期0.034333021.9838.51920.00557614.514.665.70.0119140013.410.6637.30.02617013.8913.514.30.0081140013.210.446.80.003733015.719.688.2通风容易时期0.034333021.9838.51920.005110514.514.665.70.0119119213.410.6637.30.02617013.8913.514.30.0081119213.210.446.80.003733015.719.688.2图7-1 通风系统网络图通困难易时期:hfri=791 Pa；hmin=1.1hr=1.1791=870 Pa；通风容易时期:hfri=763 Pa；hmax=1.15 hr =1.1763=839 Pa；7.3.2 矿井等积孔的计算井矿井通风等积孔是衡量矿井通风难易程度和是否经济的重要指标，由于矿井井型和瓦斯等级不同，等积孔不同，等积孔的经济合理值变化较大，不能用一个标准来衡量全矿井的通风难易程度。因此，可以用矿井等积孔表示矿井通风的难易程度，根据矿井总风阻或等积孔，通常把矿井通风难易程度分为三级，如表7-3 矿井通风难易程度表所示。表7-3 矿井通风难易程度表矿井通风难易程度矿井总风阻（Rm/Ns2m-8）等积孔（A/m2）容易2中等0.3551.42012困难1.4201等积孔的计算方法： A=1.19/Rm1/2式中 A矿井或通风区的等积孔，m2。则 A=1.19/1/2=1.19/0.2891/2=2.2 m2。对照表7-3 矿井通风难易程度表可知，该矿井通风难易程度为容易。7.4 通风设备的选择通风设备的选型是根据计算出的全矿井总风量，容易时期最小阻力hmin和困难时期最大阻力hmax进行设计的，它包括通风机和电动机的选则。7.4.1 主扇的选择计算通风机的选择设计步骤：1 计算通风机的工作风量：Qf=1.1Q=1.12343.3=2578 m3/min计算通风机的工作风压:hft=hrm+ hvd+hat式中 hft离心式通风机的全压，Pa；hrm矿井通风容易时期和困难时期的总阻力，Pa；hvd离心式风机出口动压，Pa；hat 通风机附属装置（风硐即扩散器）的阻力，Pa。根据以上计算的数据，代入数据得：hftmin=hrmmin+hvd+hat=839+196+147=1182 Pahftmax=hrmmax+hvd+hat=870+196+147=1213 Pa式中 hvd=147 Pahat=196 Pa2. 选择通风机：（1）求风机实际工况点：离心式通风机的工作风阻Rtmax= hfmaxt/Q2f=1182/47.692=0.52 Ns2/m8Rtmin= hftmin/Q2f=1213/47.692=0.53 Ns2/m8（2）根据通风机的工作风阻，选择BL47211No12C型通风机两台，一台工作，一台备用。风机转数为 900 r/min。（3） 7.4.2 电动机的选择根据通风容易和通风困难两个时期通风机的输入功率计算出电动机的产量功率，根据离心式扇风机的实际工况点，求得电动机在困难时期和容易时期所需要的功率，根据电动机技术特征手册的配套设备，选用Y225M6 型电动机两台。电动机台数为：转数980 r/min；电压380 V；功率30 kw。7.4.3 反风措施当井下发火时，利用反风设备和设施改变火灾烟流方向，以使火源下风侧的人员处于火源的“上风侧”的新鲜风流中。具体措施为：短路反风，通过开关风门来完成，全矿井反风通过主要通风机即附属设施实现。7.5 矿井安全技术措施本矿井沼气相对涌出量为0.26 m3/min，有煤尘爆炸危险,有自燃倾向，涌水量不大，因此，为了保证安全生产必须制定预防措施。一预防瓦斯爆炸的措施1. 防止瓦斯积聚：搞好通风，高瓦斯矿井必须做到风流稳定，有足够的风量和风速，避免循环风，局部风机末端要靠近工作面，放炮时间也不能中断通风，向瓦斯积聚地点加大通风和提高风速等。及时处理局部积存的瓦斯；采煤工作面上隅角瓦斯积聚的处理，具体做法是工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障。经常检查瓦斯浓度和通风状况。2. 防止瓦斯引燃防止瓦斯引燃的原则是对一切非生产必需的热源，要坚决禁止。生产中可能发生的热源，必须加强管理和控制，防止或限定其引燃瓦斯的能力。规程规定，严禁携带烟草和点灯工具下井；井下禁止实用电炉，禁止打开矿灯；抽放瓦斯泵房以及通风机房20 m内禁止使用明火；井下需要进行电焊，气焊和喷焊接时，必须严格遵守有关规定；对井下火区必须加强管理，瓦斯检定灯的各个部件必须符合有关规定。采用防爆的电气设备。供电闭锁和超前切断电源的控制设施，必须有延时的风电闭锁装置。在瓦斯或煤尘爆炸危险的煤尘爆炸危险的煤层中，采掘工作面只准使用煤矿安全炸药和瞬发雷管。二预防煤尘爆炸的技术措施预防煤尘爆炸的技术措施主要有减，降尘措施，防止煤尘引燃措施及隔绝煤尘爆炸措施。1. 减、降尘措施：煤层注水是回采工作面最重要的防尘措施。2. 防止煤尘引燃措施：防止煤尘引燃的措施与防止瓦斯引燃的措施大致相同。同时应注意，瓦斯爆炸往往会引起煤尘爆炸。此外，煤层在特别干燥的条件下可产生静电，放电时产生的火花也能自身引燃。3. 隔绝煤尘爆炸的措施：定期清除落尘，防止沉积煤尘参与爆炸可有效降低爆炸威力，使爆炸由于得不到煤尘补充而逐渐熄灭；定期在巷道内撒布惰性岩粉，增加沉积煤尘的灰分，抑制煤尘爆炸的传播；设置水棚，水棚包括水槽棚和水袋棚两种，设置应符合具体要求；设置岩粉棚；设置自动隔爆棚。三水患的预防措施1.地面防水：根据本矿井的地形，地貌及气侯，应采取的措施：慎重选择井筒位置；堵截通道；挖沟排洪水；排除积水；加强雨季前的防汛工作。2.井下防水：将威胁型水源全部或部分地疏放掉。利用水闸墙，水闸门和防水煤柱等物体，临时或永久截住涌水。将采掘区与水源隔离，使某一点突水不至于危害其它地区。四火灾的预防措施1.防止失控的高温热源产生和存在。按规程及其执行说明要求严格对高温热源，明火和潜在火源进行管理；2.尽量不用或少用可燃材料，不得不使用时应与潜在热源保持一定距离；3.防止发生机电火灾；4.防止摩擦引燃：防止胶带摩擦起火。胶带输送机应具有可靠的防打滑，防跑偏，超负荷保护和轴承温升控制等综合保护系统。防止摩擦引燃瓦斯；5.防止高温热源和火花与可燃物相互作用。五工作面事故的预防工作面范围内所有工作人员必须严格执行煤矿安全规程相应的操作规程和作业规程，严守矿和工区各项规章制度，严禁违章指挥、违章作业和违反劳动纪律；工作面工程质量和顶板管理，要按照采煤安全质量标准化标准的各项要求严格执行，做到动态达标、安全生产、文明生产；加强工作面综采设备的管理，要按照设备完好标准进行检修和保养，保证设备处于完好状态；所有综采设备的安全设施必须按照设备的安全使用要求安装和使用，并保证完好可靠，正确使用，不得以任何理由撤除或甩开。生产过程中发现安全保护装置失灵须立即处理，正常后再恢复生产；人员经常跨越的运输设备上方，要安装牢固的人行过桥。跨越皮带机必须走行人过桥；严禁人员进入运转的运输机、转载机挡煤板里侧或上方作业；必须进入作业时，要停机闭锁，维护好顶板与煤帮，并设专人看管闭锁和观察顶帮后方可进行；严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业。进入工作面所有人员必须时刻注意煤壁、架间，人员应在支架人行道内行走，防止片帮或落煤伤人；各转载点人员必须正确使用喷雾降尘设施。六避灾路线及自救规定：井下人员必须带自救器，必须熟悉避灾路线，并在必要的地点设躲避硐室；当发生火灾或爆炸时,位于事故地点或附近的工作人员,迎着风流撤退,位于回风巷的人员佩带自救器或湿手巾捂着鼻口，以最大速度通过捷径进入新鲜风流中；如果遇到涌水事故,应避开水头冲击,然后撤到上部水平；遇到事故无法撤退时,应躲进避难硐室,待火灾减轻在撤至安全地带。井下人员要佩带自救器；工作面范围内所有工作人员必须严格执行煤矿安全规程、相应的操作规程和作业规程，严守矿和工区各项规章制度，严禁违章指挥、违章作业和违反劳动纪律。七其他事故的预防1.顶板事故的预防由于煤层的顶板较好管理，可依实际情况及通风的要求，适当加大端面距，并严格禁止工作人员在机道上通行，对周期来压和初次来压期间，如果发现煤壁片帮时，应及时组织人员进行安全处理。2.机电方面工作面溜机司机不许正对溜头，如有必要，溜头必须设防溜设施，工作面所有电气设备必须防爆，电缆悬挂必须整齐。第8章矿井排水8.1 概述在矿井建设和生产过程中，随时都有各种水源涌入矿井。矿井排水设备不仅要排除各时期涌入矿井的矿水，而且在遭到突然涌水的袭击有可能淹没矿井的情况下，还要抢险排水。矿井水的来源可分为地面水和地下水，地面水主要来源沟渠和池塘里的积水以及季节性雨水，融水等。地下水包括含水层水、断层水和老窑积水。上述各种水源不是单一存在和起作用的，在一定条件下，相互沟通，互相补给。8.2 矿井主要排水设备8.2.1 排水方式与排水系统简介1、排水方式主排水设备负责把全矿或大部分涌水排至地面；辅助排水设备负责把下一开采水平范围的水排至主排水设备所在的水平；区域排水设备负责把区域的涌水直接排至地面。本矿井的排水系统采用集中排水，采用双立井开拓时，可将全部井巷的涌水集中水仓内，而后用泵将水仓的水直接排至地面。2、排水系统排水系统的选择与矿井的井深、开拓方式及各水平的涌水量有关，各排水系统优缺点及适用范围见表8-1 排水系统表。8.2.2 主排水设备及管路的计算1煤炭工业矿井设计规范对排水设备的规定：工作水泵的能力，应在20 h内排出24 h的正常涌水量，除工作水泵外，还应配作为备用和轮换维修的水泵，备用水泵的能力，应不小于工作水泵能力的70%，并且工作和备用水泵的总能力应在20 h内，排出矿井24 h的最大涌水量，检修水泵的能力，应不小于工作水泵能力的25；必须有工作和备用水管，其中工作水管的能力，应能配合工作水泵在20 h内排出24 h的正常涌水量。工作和备用水管的总能力，应能配合工作和备用水泵，在20 h 表8-1 排水系统表项目优缺点适用范围一段排水1. 出水点压力高，不便使用胶管, 系统简单2.泵体大，移动不便，占用井巷断面，管理方便3.受扬程限制，排高有限1. 由于井下接管困难，很少采用2. 用于350 m以下，管、泵同吊的立井或斜井强行排水多段排水1.泵体小而轻，移动方便，占用面积小2.设备多，管理困难, 系统复杂，准备量大3.排水高度不受限制1.适用于井深、水大、井巷断面小的强行排水2.通过水仓间接串联，系统可靠，适用于有井间水平巷道可利用的井巷排水。混合排水1.系统复杂，管理困难2.可充分利用原有排水设备和井巷断面1.适用于井间水平有排水设备可利用的井巷排水2.配合排风设备，可提高井巷断面利用率内能排出24 h的最大涌水量；电设备应同工作、备用和检修水泵相适应，并能够同时开动工作和备用的水泵，主排水泵房的供电线路不得少于两回路，当一回路停止供电时，另一回路应能担负全部负荷的供电；工作的水泵机组必须工作可靠；主排水设备，应有预防涌水突然增加致使设备被淹没的措施；水泵除要保证工作可靠外，还必须有较高的运行效率；装在需要采取防爆措施的地区的水泵机组，其电气设备应是防爆型的；动式排水设备，其水力特征应适合流量变化不大而扬程有较大变化的需要；动式排水设备在需要倾斜放置时，应能在轴线倾斜的情况下正常工作；应尽量采用体型小的水泵，以减小水泵室尺寸，结构上应适合井下安装、拆卸、运输和便于维护。2、主排水设备及管路的选择计算（1）主排水设备的选择依据本矿在一水平井底车场设中央泵房，用以排出全矿涌水。矿井正常涌水量320 m3/h,最大涌水量440 m3/h，地面标高+131 m,一水平标高为-200 m。1 水泵流量及扬程流量：矿井正常涌水量：QE1.2320=384 m3/h矿井最大涌水量：QK1.2440 =528 m3/h扬程：H=331+14.02+4.5-0.5-1=348.2 m。式中 14.02排水系统总阻力损失；4.5吸水扬程；0.5井底车场与水泵房底板高差；1水泵轴线与水泵底板高差。（2）水泵的选择水泵所需最小流量可由下式计算：Q124QE20式中 Q1水泵所需量最小流量：m3/h。则：Q12452820633.6 m3/h选择水泵详见表8-3 水泵技术特征表表8-3 水泵技术特征表水泵型号流量（m/h）扬程（m）转速（r/min）配带电机效率电压（V）型号电机功率（KW）IS6540315251252900YB200L123078.5660 (3) 管路系统中央水泵房排水管路，吸水管路，斜管子道及副井井筒管路均采用 3257.5无缝钢管，排水管路设两条，其中一条工作，一条备用，排水管流速1.77 m/S。中央水泵房，斜管子道管路连接采用法兰盘和KRJ型管接头，井筒管路全部焊接。水泵启动采用电动闸阀，其余均为手动闸阀，排水系统取消底阀，实现无底阀排水。第9章矿井主要技术经济指标序号名称单位指标1矿井生产能力Mt/a1.2年产量Mt1.2日产量t39602工业储量Mt153.6可采储量Mt115.23矿井服务年限a68.84煤的容重g/ cm31.45煤的用途炼焦、动力和民用6可采煤层数层6可采煤层总厚度m15.2煤层平均倾角217走向长度Km3.6倾斜长度Km3.458开拓方式双立井开拓9水平标高m200，-60010达产时采区及工作面个1采区数个1工作面数个111大巷运输方式10 t架线机车牵引3 t底卸式矿车12通风方式中央并列式14采煤工艺综合机械化采煤15设计带区号西一16设计采区采煤方法倾向长壁采煤法17工作面长度m170日进尺m6.418带区个数个919矿井工作制度三八制20年工作日d330结论龙湖六矿井田走向长3600 m，倾斜长3450 m，一水平的煤层倾角平均在11 左右，煤层厚度属缓倾斜煤层。由于龙湖六矿的地质条件好，符合倾斜长壁采煤方法。所以本设计采用双立井开拓，分组集中大巷布置，两个水平开采，工作面的生产能力为1.2 Mt/a。大巷采用10 t架线机车牵引3 t底卸式矿车运输。在这三个月的毕业设计中，进行大量的计算和绘制了必要的工程图，并且对一些内容需要进行反复的修改。认真进行技术经济分析和比较，保证了本设计方案在技术经济上的可行性、合理性。均符合国家的有关的规程和规定。通过本次毕业设计，我从中学到了很多新的知识，也巩固了专业的知识，并且能够运用已经学过的知识来解决设计中出现的问题。我掌握了矿井设计的基本步骤，也能够熟练的使用的工具书来帮助解决设计中出现的问题，通过毕业设计进一步巩固所学的理论知识，结合现场的实际，经过自己的努力完成矿井的初步设计任务。从而培养应用所学的知识解决工程设计及相关实际问题的能力、独立工作能力，使自己得到采矿工程技术人员的基本技能的综合训练，更使自己能够对设计进行严密的考虑。致谢通过这次毕业设计，我对专业知识有了一个较为系统的掌握，同时也使得我对采矿专业有了一个全面的了解和崭新的认识。在这次设计中感谢各位指导教师给予的帮助，感谢他们给我的悉心教导，特别是我的指导教师王士博工程师和张俊文老师，他们在百忙之中抽出时间来，特别是利用五一长假期间指导我们。通过王士博工程师和张俊文老师精心指导，耐心的讲解，我可以将理论与实际相结合，从而更加完美的完成毕业设计。通过本次毕业设计的学习，使我无论是在动手还是动脑独立思考方面都有了很大的收获，为我们将来的工作奠定了基础。这一切都离不开王士博工程师和张俊文老师辛勤指导。我非常感谢王士博工程师、张俊文老师。还有孙广义教授、路老师、肖老师、刘老师等各位指导教师。在这里我也向他们表示由衷的敬意。我祝愿各位指导教师身体将康工作顺利一生平安万事如意！祝愿我的母校欣欣向荣，评建大学中获得成功！谢谢！参考文献1. 张荣立.采矿工程设计手册（上、中、下）. 煤炭工业出版社.20032. 徐永圻.采煤方法图集. 中国矿业大学出版社.19903. 国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程. 煤炭工业出版社.20054. 于学谦.矿山运输机械. 中国矿业大学出版社.19895. 北京有色冶金设计研究总院.采矿设计手册.中国建筑工业出版社.19946. 张国框.通风安全学. 中国矿业大学出版社.20007. 程居山.矿山机械. 中国矿业大学出版社.19978. 刘吉昌.矿井设计指南. 中国矿业大学出版社.19949. 中华人民共和国煤炭工业部.煤矿矿井设计规范.中国计划出版社.199410. 孙玉蓉.矿井提升机械与设备. 煤炭工业出版社.198911. 李学诚.中国煤矿通风安全工程图集. 中国矿业大学出版社.199512. 煤矿工业部设计管理局.煤矿生产经营费指标.198213. 孙宝铮.矿井开采设计. 中国矿业大学出版社.198614. 国家煤炭工业局.煤炭建设井巷工程基础定额. 煤炭工业出版社.200015. 杨孟达.煤矿地质学.煤炭工业出版社.200016. 李学诚.中国煤矿通风安全大全.北京.煤炭工业出版社，199817. 刘吉昌.倾斜长壁开采.北京：煤炭工业出版社.199318. 田应奎：认识煤炭的战略地位J，瞭望，2005，619. 杨胜远，我国煤炭工业可持续发展的思考，J。中国煤炭20. 张葆宗，反渗透水处理应用技术 M，北京:中国电力出版社,2004. 281-29521. 周蒲生，李国红，特厚煤层综放开采抽放瓦斯技术分析，煤矿安全，2003，34(6)：8-10。附录一长壁采矿方法在煤炭工业的的重要性赛巴斯蒂安 . 特洛伊&斯图尔特 . 文森特长壁采矿方法技术在二十世纪六十年代早期内进入美国，用在沥青的开采矿。这些技术逐渐地推广在二十世纪七十年代期间。在1983 ，长壁采矿方法在山顶矿井应用的调查, 在美国的79个煤矿中共有 118个生产的长壁工作面。从1984年开始，长壁工作面的应用开始减少。在二十世纪八十年代早期之前,长壁工作面进入存在矿井地面区划之后进行改进。他们认为是一些煤矿或区段的工作单位。在一些例证中，在一种单位变化基础方面的长壁工作面生产只是连续的采矿方法单位。长壁采矿方法盛行的时期在二十世纪八十年代期间进一步发展。煤矿开始应用长壁工作面来开采。连续的采矿方法只用在一个工作面中 , 长壁工作面增加了煤的产出量。这一现象当时没接受，在二十世纪九十年代早期, 连续采矿方法因为长壁采矿方法发展需求而少应用,除了一些中央的阿帕拉契山脉地区还在使用以外, 快要从美国工业消失。新的开采方法的发展呈现强烈的趋势，长壁工作面操作最出名地以外墙在二十世纪八十年代早期内开始矿井在匹兹堡缝合线中。最好例子它的时间盛行的长壁采矿方法矿井操作，设计是最大的和最能生产的长壁采矿方法之一在国家中开采。它成功超过所有的期待。开采来自这一个时期的设计在,之所以使用长壁开采法安装,在附近集中焦点在矿井设计长壁工作面操作。系统内各部分按规定尺寸制作适应长壁开采法生产。典型的长壁开采法仪器表现超过了期待，而且矿井系统内各部分充分的利用时间。长壁采煤法在地下开采煤矿生产中占较高的百分比的。在1980年，依照约翰T.博伊德公司的估计，长壁采煤法生产在美国占有20%地下的生产。2000年之前，长壁采煤在美国的地下的生产超过一半的比例。在2004年，对长壁采矿的应用调查是52%的总计地下的生产。虽然长壁开采法矿井生产已经自从1998年以后是本质上平坦，但是连续的采矿方法生产自从1997以后已经衰退22% 。 (图一)平均的生产开采使用长壁开采法技术已经与长壁开采法生产的全部生长平行。在 2004的时候它增加到 3.8 Mt，图一从二十世纪八十年代到二十世纪九十年代,生产力在美国煤采矿操作戏剧地成长。采矿操作经历相似的趋势在所有的类型, 不顾的采矿方法矿井大小或操作技术。生产力增益多种操作的，科技的和财政的因素驱使了:1. 有利的生意环境以竞争的力量和成熟的, 富有经验的劳动力的安定联合。2. 仪器和系统内各部分的投资。3. 有效的管理,将预备品的制造时间表和最佳化了。4. 制造操作的集中。5. 比较不能生产操作的终止, 提高了平均生产力剩余的开采。6. 增加百分比的长壁采矿方法生产。7. 预定的操作时间的最大值。长壁开采法矿井生产力回采效率, 自从1980年以后已经经过一些时期. 趋势是矿井生产力在下列各项图解中显示的美国地下。从 1980年到1992年，长壁开采法矿井生产力接近了连续的采矿方法生产力。这在那时支援了长壁工作面产生区段的连续采矿煤之中的老套产生的区段。开始在1993年，长壁开采法矿井从在方法之间的连续采矿生产力趋势线和分歧些微地分歧的生产力增加。改良长壁开采法矿井生产力的趋势在1990年代期间加速。连续的采矿方法矿井生产力是逐渐增加的但是长壁开采法开采正在以较高的比率改良生产力。2000年之前，长壁开采法矿井生产力比连续的采矿方法矿井生产力高40%或1.45t/ 工时。自从 2000 以后，长壁开采法矿井生产力已经有些跌落。这与连续的采矿方法生产力的相似衰微平行了而且断掉在 20 年的时期期间从 1980年到 2000年出现.(图二)图二长壁开采法矿井生产力区域改变。然而,西方区域的生产力比美国东部的和中西部更加比较高。长壁开采法开采的西方人的较高生产力是高的能力应用的技术结果长壁开采法齿轮, 和支援高的能力输送带系统。这做采取比较厚的西方煤的最大利益需要在售卖前的简直没有清洁的缝合线。自从 2001年以后, 长壁开采法东方人的生产力和美国区域西部已经些微地将衰退变平而且。为提高长壁开采法矿井生产力的效果有一些解释。在二十世纪八年代到九十年代期间支援在地下的生产力方面的提高大部份因素已经开课他们的课程。他们不可能是重复或其它的广大未来。举例来说, 落实 “困境变化”或广大的变化长度, 提高地下的生产力 20% 到 35% 在二十世纪八十年代到九十年代期间。既然这是常见的工业做法, 没有能力未来重复这一个增益。其他的解释自从 2000 以后为提高的效果包括:1. 系统内各部分限制。虽然长壁开采法仪器能生产的能力改良, 升级要处理较高的矿井，表现工作面系统内各部分是时常困难的或不可能。如一些开采可能在他们的能生产的到期能力的实际界限操作到系统内各部分限制,虽然那里是用比较高的操作速度和可变的速度液体耦合器提高输送带表现的机会。2. 提高的效果反映那很多成熟的，由于扩张系统内各部分需要开采从他们的主要表面的煤促进操作的设备和通路点。3. 已经有很少的新长壁采矿方法在最后五年期间开采建造代替耗尽开采。典型地，新的长壁采矿方法开采已经最近的长壁采矿方法技术和较高的能力系统内各部分系统比较可比较的资深者对他们的有限制的大小开采并且降低劳动力量到期的需求。4. 确定的开采已经经历比较不有利采矿情况。而且预备品质量正在减少, 尤其在中央的阿帕拉契山区。5. 提高生产力也可能指出减少在长壁开采法上的材料科技的进步。长壁工作面技术的发展有也肯定地影响地下的生产和安全趋势。长壁开采法采矿藉着它的自然比连续的采矿方法更安全。而且长壁开采法安全表现在时间以来开采以失去- 时间意外事件的频率口吻改良。自从 1988 以后，长壁开采法开采已经减少失去- 时间意外事件的影响之方式 60%。意外事件严重率也已经衰退但是已经自从 1996 以后是通常平坦的。长壁工作面的发展长壁开采法生产的一个主要的因素得到，而且操作的效率进步已经是比较大的长壁采矿方法顶板的进化。在二十世纪八十年代中期，有有 180 m 的宽度和 1,525 m 的长度长壁采矿方法顶板不是不寻常的。今天可能有 320 m 的宽度和有 3,350 m 的长度典型的长壁采矿方法顶板。长壁开采法大小的增加顶板在时间以来已经顺利地挤入长壁采矿方法生产力。长壁开采法顶板大小让长壁开采法顶板吨位的比变成连续的采矿方法发展需求。用相同的缝合线特性比较 1990年平均顶板和典型的 2005年顶板, 连续的采矿方法发展吨位的比长壁工作面顶板吨位衰微至少 35% 和可能地多, 仰赖预备品结构要嵌镶板吨位的贵和耗时的发展需求的比这减少为设计最大的可能顶板保持一个强壮的原理以可能与可得的技术和采矿练习一起开采。同样地，较大的顶板已经增加每一长壁工作面移动开采的吨位, 虽然长壁开采法数字工作面在一个特定的时期上方移动没有多衰退预定长壁工作面工作面和系统内各部分进步。较大的顶板典型地开采当很快地而且由于较高的生产率之时比较年长的, 比较小的顶板。然而, 减退贵的和非生产性的长壁工作面移动也是较大的顶板一个主要驾驶者。在 1990 年平均顶板的例子和 2005年典型的顶板中， 2005年长壁开采法顶板吨位会比 1990年顶板吨位更棒三倍,假定相同的缝合线特性。这暗示长壁开采法移动费用在一种单位费用基础上因此减少。（图三）图三这些在长壁开采法顶板结构方面的改变主要地发生如仪器变得更健康和更可靠的工作面。向较大的顶板趋势。长壁开采法顶板 457 m 宽的而且接近 4,572 m 为立即的未来计画在至少一矿井。为通风计划有这些尺寸姿势操作的挑战煤壁顶板, 修剪而且举行载入程序中间的- 顶板变化出自,输送带和力量系统, 可能包含 5.4 Mt。其他的主修科目长壁工作面特性在过去20年以来已经进展包括:1.相对电压。长壁工作面电压已经从到 2,300 V 的 1,000 V 到 4,160 V 促进而且根据传说促进到 7,200 V 支援电力需求,尤其为较高的工作面运送装置马达马力。2. 保护宽度。挡板宽度已经从 1.5 增长到 1.75 m 。而且 2 m 挡板安装正在开始发生。3. 减低了深度。切深度藉着对 965 mm的平均大约 254 mm现在有增加。最深的切是 1,065 mm。 4. 面对运送装置宽度。工作面运送装置宽度已经与对 1,015 mm的平均也逐渐增加的 254 mm减低深度的增加平行。最宽的运送装置是 1,345 mm。视野经过长壁工作面发展的继续进化为长壁开采法附加的进步矿井生产力混合。长壁工作面仪器将会以能力前进和机械。工业的记录在过去 20 年期间是清楚的在这点上。曾经较宽的顶板将会有积极的生产力冲击。然而，工业以顶板涂上胶水可能接近实际的极限，而且长壁工作面的一些方面操作的特征, 像是挡板宽度,减低了深度而且面对运送装置宽度。除了匹兹堡缝合线预备品以外和一些预备品中西部的, 比较长的顶板区段长度地质的情况，财产边界或预先排除最新颖的庞大顶板的天然特征强迫。如此的生产力和效率推进以致于比较大的长壁采矿方法顶板负担可能平飞。有不确定有关是否长壁开采法齿轮将会够健康来经得起较甚至比较长的工作面长度和适宜产生的力量事在以在之中缝合线采矿情况开采。一般预期较宽的顶板设计将会导致较2 m 的挡板安装。但是看来当很多的和底板一样多的和用力拖拉道路将会宽容的时候 , 2 m 的挡板重量和大小可能是。另外的不确定是挡板的数字以可能捆一起而且有效地操作。有一个界限到一个工作面可能是而且仍然是实际的多久，其他的长工作面议题包括工作面管理而且面对在顶板完成后的恢复。当较长的工作面除去门发展的时候,一个较长的工作面将会有较低的休息寓所率。要很快地前进远离不利的地板及盖屋顶情况的能力是德行以不能够作过高的评价。除去人类的操作员谎言的动力不如此多在改良面对表现如工业的持续不断的探索自动化可能自动化,藉此曾经解救较贵的劳动费用的东西。附加地, 减少长壁开采法上的人类出现面对住址继续的健康和为灰尘，噪音和其他的危险安全关心。长壁开采法自动化已经稳定地促进, 特别地由于修剪在周期中前进挡板的开始出现由于那修剪切程序。自动化那也修剪操作已经促进。但是它没有扼要前进哪里一修剪为在变化长度上的广大时期可能在自动的控制上留下, 举例来说。甚至在从人类的操作员的观点认为公平一致的采矿情况中,有充份的变化引起一面长壁工作面在时段以来迷路。在比较不一致采矿情况中，一面无随员的长壁工作面很快地可以陷入失去的缝合线的问题地平线。从博伊德的远景，很有可能地 , 使用的长壁工作面自动化技术修剪切断将会对工作面正在机器人的控制之下为它的大部分操作时间的点改良。当要完成这一件工作的体格是至少 10 年之久的时候。当由于比较不有利情况的预备品开发的时候 , 工作将会在时间以来做更困难。附录二 Importance of long wall mining to the coal industrySebastian.troy&Stewart.VincentLong wall mining techniques were introduced into U.S. bituminous coal mining operations in the early 1960s. These techniques were gradually adopted by many mines during the 1970s. By 1983 , considered to be the peak of the long wall mine census, there were 118 active long wall faces in 79 coal mines throughout the United States. Beginning in 1984, long wall faces began a decline in numbers that has continued to the present day .Before the early 1980s, long wall faces were retrofitted into existing mine layouts. They were considered as one unit in a complement of several coal production units or sections. In some instances, long wall face output on a unit shift basis was only a factor of two or three times that attained by a continuous mining unit.The concept of dedicated long wall mines evolved during the 1980s. A single long wall face began to be the engine of coal production. Continuous mining units were used only in a supporting role, producing coal as a consequence of development for the long wall faces. This concept did not take over immediately. But by the early 1990s, continuous mining production exclusive of long wall development requirements was diminished and, except for some Central Appalachian applications, had disappeared from the U.S. industry.Development of new mines dedicated to long wall operations began in the early 1980smost famously with the Bailey Mine in the Pittsburgh Seam. The best example for its time of dedicated long wall mine operations, Bailey was designed to be one of the largest and most productive long wall mines in the country. It succeeded beyond all expectations.Mine designs from this period on, using long wall installations, focused the mine design around long wall face operations. Infrastructure was sized to accommodate anticipated long wall output. Typically, however, long wall equipment performance exceeded expectations and mine infrastructure proved inadequate over time.Despite this, long wall coal mine output continued to account for increasingly higher percentages of overall underground output. In 1980, according to estimates by John T. Boyd Co., long wall mine output was 20 percent of the U.S. underground output. By 2000, long wall mines produced more than half of the U.S. underground output. And, in 2004, long wall mines were 52 percent of total underground output despite a lower long wall face census. Although long wall mine output has been essentially flat since 1998, continuous mining output has declined by 22 percent since 1997 (Fig.1).The average output of mines using long wall techniques has paralleled the overall growth of long wall output. It has increased to 3.8 Mt during 2004 from 910 kt in 1980 (Fig.2).Throughout the 1980s and 1990s, productivity at U.S. coal mining operations grew dramatically. Similar trends were experienced at all types of mining operations, irrespective of mining method mine size or operating techniques . Productivity gains were driven by a variety of operational, technological and financial factors:1. Favorable business environment combined with competitive forces and the stability of mature, experienced workforce.2. Investment in equipment and infrastructure. 3. Effective mine management, optimized production schedules and “high-grading” of reserves.4. Concentration of production operations.5. Closure of less productive operations, which raised the “average” productivity of remaining mines.6. Increased percentage of long wall output.7. Maximizing of scheduled operating time.Long wall mine productivity, as measured by reported tons per employee-hour, has gone through several phases since 1980. Trends is U.S. underground mine productivity are shown in the following chart. From 1980 to 1992, long wall mine productivity approximated continuous mining productivity. This supported the view at the time that the long wall face was just another producing section among the continuous mining coal producing sections.Beginning in 1993, long wall mine productivity diverged slightly from the continuous mining productivity trend line and the divergence between the methods continued to increase. The trend of improving long wall mine productivity accelerated during the 1990s. Continuous mining mine productivity was increasing but long wall mines were improving productivity at higher rates.By 2000, long wall mine productivity was 40 percent or 1.45 t/employee hour higher than continuous mining mine productivity.Since 2000, long wall mine productivity has fallen slightly .This paralleled a similar decline in continuous mining productivity and broke arise during the 20-year period from 1980 to 2000 。Long wall mine productivity varies by region. However, productivity in the Western region is much higher than that of the eastern U.S. and Midwest. It was more than double during 2004, 4.03 versus 8.41 t/employee hour.The higher productivity of western long wall mines is a consequence of applied technology for high capacity long wall gear, as well as supporting high capacity belt conveyor systems. This was done to take maximum advantage of the thicker Western coal seams that require little or no cleaning before sale. Since 2001, long wall mine productivity in eastern and western U.S. regions has flattened and declined slightly.There are several explanations for the “plateau” effect in long wall mine productivity. Most of the factors supporting the rise in underground productivity during the 1980s and 1990s have run their course. They cannot be “duplicated” or otherwise extended in the future. For example, the implementation of “hot seat changes,” or extended shift lengths, raised underground productivity by 20 percent to 35 percent during the 1980s and 1990s. Now that this is common practice across the industry, there is no ability to repeat this gain in the future. Other explanations for the “plateau” effect since 2000 include:1. Infrastructure constraints. Although long wall equipment productive capacities continue to improve, upgrading mine infrastructures to handle the higher face performance is often difficult or impossible. So some mines may be operating at the practical limit of their productive capacities due to infrastructure limitations, although there continues to be opportunities for enhancing belt conveyor performance with higher operating speeds and variable speed fluid couplers.2. The “plateau” effect reflects the predominantly mature mines with expanding infrastructure needs as they extend further from their primary surface coal handling facilities and access points. Recent mine level data indicate higher employment figures and higher average annual employee-hours since 2000. This is consistent with older mines with expanding infrastructures.3. There have been few new long wall mines built during the last five years to replace depleting mines. Typically, new long wall mines have the latest long wall technology and higher capacity infrastructure systems than comparable older mines and lower labor force requirements due to their limited size.4. Certain mines have experienced less favorable mining conditions. And reserve quality is diminishing, especially in Central Appalachia.5. The “plateau effect” may also indicate diminishing return on long wall technological improvements.The development of long wall face technology has also positively affected underground health and safety trends. Long wall mining by its nature is safer than continuous mining. And the safety performance of long wall mines over time continues to improve in terms of the frequency of lost-time accidents, a chart of nonfatal days lost data for lost time accidents, degrees 2-5.Since 1988, long wall mines have reduced the incidence of lost-time accidents by 60 percent. Accident severity rates have also declined but have been generally flat since 1996.Long wall face developmentsA major factor in long wall productivity gains and operational efficiency improvements has been the evolution of larger long wall panels. During the mid-1980s, it was not unusual to have a long wall panel with a width of 180m and a length of 1,525 m. A typical long wall panel today may have a width of 320 m and a length of 3,350 m. The

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