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收稿日期:2006206222 作者简介:屈燕(1978 - ) ,女,山东泰安人,在读硕士,主要从事采矿系统工程方面的研究。第26卷 第3期2006年9月 山 西 煤 炭SHANXI COALVol126No. 3Sep. 2006关于构建数字矿山管理信息系统的探讨屈 燕,张东峰(太原理工大学,山西 太原030024)摘 要:通过建立煤矿管理信息系统来达到建立数字矿山的目的,描述了数字矿山的基本特征,以及实现的总体目标和发展前景。通过用户分析设计出可以实施的煤矿管理信息系统,并阐述了相应的解决方案,最后提出了数字矿山的发展战略和相关建议。关键词:数字矿山;管理信息系统(MIS)中图分类号:C93116 文献标识码:A 文章编号:167225050(2006) 03200122031 引言1. 1 研究现状芬兰矿业于1992年宣布实施智能采矿技术方案;瑞典制定了向矿山自动化进军的战略计划;加拿大制订出一项拟在2050年建立无人矿井的远景规划。中国矿业大学相继开展了矿山机器人(MR)、矿山地理信息系统(MGIS)3 ,4、 三维地学模拟(3DGM)5、 矿山虚拟现实(MVR)5、 矿山GPS定位等方面的技术开发与应用研究;北京科技大学开展了基于Web访问方式设备管理信息系统设计和实现技术的研究,以及以朔州市小峪煤矿为背景研究了数据仓库技术在矿山企业信息管理中的应用;东北大学以梅山铁矿为背景,进行煤矿管理信息系统建设探讨等一系列研究。112 存在的问题近年来,信息技术发展迅速,煤矿企业纷纷建立自己的信息化系统,以提高企业生产效率,确保企业的竞争力。但多数管理子系统未能将煤矿的日常工作纳入其中,未能实现煤矿远程数据库连接;而现有中小煤矿企业一般仍采用手工管理的方法进行煤矿相关业务的管理,存在规范性差、 效率较低、 数据分散、 统计困难等问题;多数单位的应用还是最初级的基于单机的文字处理,报表打印功能,与现场实际工作有一定差距,不能充分发挥计算机自动化管理的作用。为促进煤矿企业生产和管理的科学化、 规范化和信息化,把人、 信息和资源有效的组织在一起,促进企业充分发挥自身的独特优势,开发一套符合企业实际情况的数字矿山管理信息系统势在必行。2 系统方案设计211 系统设计基本思路建立数字矿山综合管理信息系统,可实现大量人事财务、 生产调度、 成本、 统计报表信息数据的采集、 加工、 处理、 共享,并向领导提供决策依据,提高企业管理水平,促进煤矿企业的信息化管理。它的建立要遵循 “整体规划,分步实施” 的原则,不能各个部门各自为政,各自封闭地实施自己的系统。所以,在规划时要注意重点突出,主次分明,适当取舍,循序渐进,由易到难,分步实施。根据煤矿企业情况,先开发财务管理系统、 物资管理系统、 物资供应和库存管理系统、 生产调度系统等主要生产管理系统,然后再开发其他辅助系统,如人事管理系统、 行政管理系统、 设备管理系统、 安全管理系统等。2. 2 总体目标和前景数字矿山最终目标是实现矿山高度信息化、 自动化和高效率,以至无人采矿和遥控采矿。具体表现为:第一,生产、 调度自动化。通过井下定位导航系统、 模拟采矿仿真系统、 安全监控系统、 信息传输系统等应用系统的集成,建立大型生产调度指挥中心,实现对矿井生产统一调度指挥,达到遥控采矿水平。第二,办公自动化。形成自动办公体系,使生产、 经营、 决策科学化,高效率,实现无纸办公。第三,居民生活数字化。第四,煤炭产品、 煤质、 购销等信息的高效率发布。3 系统设计a1 财务管理系统。采用计算机网络技术和信息技术,设计一套行之有效的财务管理软件,实现煤矿核算,职工工资结算的信息化,加快煤矿数字化的步伐,实现职工可通过网络浏览器随时查看每月或各个时期工资情况。b1 生产调度管理系统。采用计算机网络技术和数据库技术将现场信息和全矿生产情况自动处理存档,各生产部门可以从各个终端方便地查看实时数据和分析图表,并根据需要打印输出。c1 生产设备管理系统。采用计算机备件管理系统,将全部库存件的名称、 规格型号及货位等信息输入计算机,以方便查询,统计库存目标的货位和数量以及备件消耗量等,提高管理效率和准确性。d1 生产成本控制管理系统。建立起生产、 质量、 成本的矿山生产、 质量成本经济模型,开发经济指标统计报表分析系统。e1 人事管理系统。建立职工基本信息及专业技能信息库,方便企业信息管理,以及对职工进行技术培训情况的管理。f1 统计报表系统。采用B/ S模式,由各车间通过BROWSER直接填报收据,通过后台服务器直接进行数据统计,通过网络发布准确提供月报表,上传网络服务器供各个终端用户浏览,同时形成EX2CEL报表,向上级部门提供电子报表。g1 矿山网络系统。进行矿山网络系统整体规划,利用有线或无线网络技术,建立矿山内部网,为矿山信息化构建网络环境,制定矿山网络的管理和安全策略。采用数据备份机制和数据访问权限管理技术,在矿山管理中应用计算机和信息技术,实现办图1 数字矿山管理信息系统框图公自动化和建立内部网络系统,通过公用网络与外部矿山系统实现资源共享。i1 矿山安全管理信息系统。煤矿安全信息管理系统(MSMIS)是建立在计算机网络技术上的,以人为主导,利用计算机软硬件、 网络通讯设备和其他办公设备,对矿井的全部安全信息进行收集、 传输、加工、 存储、 更新和维护,以确保矿井安全生产和为矿井安全管理者提供决策为目标的集成化人机系统。整个数字矿山管理信息系统框图如图1所示。4 系统实现该模型从应用系统、 数据库、 支撑平台、 安全设计、 系统接口、 系统维护等方面实现。a1 应用系统。采用基于lntranet/ lnternet结构,C/ S模式与B/ S模式相结合的体系结构。应用系统由财务管理信息系统、 生产调度控制系统、 生产设备管理信息系统、 生产成本控制系统、 人事管理信息系统、 统计报表系统、 矿山网络系统、 矿山安全管理信息系统。b1 数据库。它是一个以调度指挥中心为核心、各业务机构为节点的分布式数据库,包括矿图数据库、 属性数据库、 动态数据库、 经验知识库、 统计分析库,文档数据库、 模型数据库、 方法数据库。c1 支撑平台。支撑平台包括计算机网络系统、监控系统、 显示系统、 通信系统等。其中,计算机网络系统包括调度指挥中心局域网络、 井下远程网络。调度指挥控制中心与井下之间有语音通信、 数据通信、 工作面及运输中转站现场图像传输等。d1 安全设计。从系统安全、 数据及数据库安全两方面进行设计。其中系统安全从物理层、 链路层、网络层、 传输层、 会话层、 应用层进行设计。e1 系统接口。本系统是一个复杂的各种技术与相关数据的集成,因此其设计非常重要。系统接口分为外部接口、 内部接口。f1 系统维护。 数据的更新、 新技术的应用、 系统的完善。5 发展战略及建议数字矿山建设是个复杂的系统工程,因此,应制定出长远的发展战略。a1 发展战略。第一,建设大型煤矿管理信息系统,包括网络改造升级、 用户扩展、 应用软件深入开发、 硬件投入等。首先实现办公信息化、 自动化。第二,逐渐更新改造,引进机电设备、 运(下转第48页)31第3期 屈燕等:关于构建数字矿山管理信息系统的探讨图5 异常值立体图3 结论柴里煤矿根据探测结果制定了安全回采方案:对高温区域采取预防性灌浆,在高温区周围按长、 短轴方向均匀布孔,进行注浆,同时加快回采推进速图6 异常值等值线图度。2005年11月,柴里煤矿已经成功、 安全地采完火区下的煤炭资源。实践表明,探测结果为柴里煤矿安全回采提供了可靠的科学依据,对煤矿安全生产具有重要的意义和推广价值。参考文献:1 太原理工人学防灭火课题组.煤层自燃火源位置精确探测技术C.课题研究报告,2000.2 邬剑明.煤矿自燃火灾治理关键技术的研究与应用J .中国安全学报,1998(4) :3 崔中平,吴玉国.煤层自燃火源位置精确探测技术的应用J .山西煤炭,2003(1) :Probe Fire Location by Rn in Caili MineSUI Tao,PAN Yue2fei,WU Jian2ming(College of Mining Engineering ,Taiyuan University of Technology ,Taiyuan Shanxi 030024 ,China)Abstract :The mechanism and result of Rn method to probe fire location in coal mine is intro2duced. Practice shows the method is a key technique to control spontaneous fire in coal mine. It isvaluable to spread by low cost and high pricision.Key words :spontaneous fire ;Rn technique ;fire probe本文责任编辑 徐树文(上接第13页)输设备等,达到自动控制,使其能融入到信息化控制。b1 建议。第一,各级领导、 业务部门都应转变观念,提高对煤矿、 管理信息系统建设重要性的认识,发挥其应有的效益和作用。第二,煤矿管理信息系统建设过程中,从用户分析、 系统设计、 数据库建设到系统开发、 应用和效益分析都要规范化、 标准化。第三,建议聘请专家组,全方位、 全过程指导系统建设。第四,大力培养科技人员,培训高素质的职工队伍,更新领导层知识结构,以适应数字矿山的需要。6 结论本文基于煤矿企业管理信息系统建设的实际情况,为实现数字煤矿的目标,提出了几个基本应用领域,然后再开发其他领域。经试验应用,能高效地实现煤矿信息化目标,实现煤矿财务、 人事、 生产、 安全等方面的管理、 查询。但我们深知,MIS的开发应紧密联系企业管理实际,所以还有待于其他方面的完善。(下转第61页)84山 西 煤 炭 第26卷3 电煤市场中的煤炭企业电力行业是我国煤炭行业最大的用户,煤炭成本是煤电成本中的最大成本,可以说,煤炭行业与煤电行业是唇齿相依的关系,只有合作才能达到双赢,才是二者经营效果的最佳状态。311 煤炭企业后向一体化后向一体化、 延长产业链是许多煤炭企业的发展战略。以往由于电力的行业垄断,煤炭企业不可能把产业方向定位到电力行业,电力行业垄断被打破后,煤炭企业就有了利用自己的资源优势,主动向电力渗透的可能性。如建设自己的火力发电厂,把自己生产的煤,进行火力发电,转化为电商品,提高附加值,从而提高企业的利润率。312 煤电联营电力企业需要稳定且物美价廉的煤炭资源供应,煤炭企业也需要稳定的煤炭消费市场,因此,煤炭企业与火电企业在利益共享的战略伙伴关系下,可签订中长期供需合同,建立健康发展的供销产业链,甚至通过煤电资本的相互持股、 参股或者控股,利用不同资本的融合和兼并重组,实现混合经营或者跨行业经营,达到利益双赢。313 建立大型煤炭集团以销售价格为标的,以产煤大省或煤炭资源规划区为界,组建联合的大型煤炭集团,扩大所占煤炭供应比例,提高煤炭定价能力。从综合经济利益角度考虑和分析,这也是资源优势转化为市场优势的一种比较适宜的方式。314 联合重组通过煤、 电、 运、 港、 航、 销售、 外贸、 直接用户之间的多元资本融合兼并,组建多元化的跨地区、 跨行业经营的集团公司,这可以打破行业壁垒,实现社会化协作,提高资产运作效率,最终将资源优势转化为经济和效益优势。Unit Coal and Electricity Iudustry to Strength Coal EnterprisesLI Jia2jun(Dadougou Mine ,Datong Coal Group ,Datong Shanxi 037000 ,China)Abstract :Electricity industry is the most important customer of coal industry in china ,theneed of power coal rapidly increased and pushed coal industry from 2000. Coal enterprises shouldgrasp the chance and co2operate with electricity indnstry to strength themself.Key words :coal enteprise ;power coal market ;co2operate本文责任编辑 徐树文(上接第48页)参考文献:1 段学军,顾朝林,甄峰等.数字城市的概念、 框架与应用J .现代城市研究,2001 ,88(3) :61264.2 吴立新,殷作如,邓智毅等.论21世纪的矿山 数字矿山J .煤炭学报,2O00 ,25(4) :3372342.3 吴立新等.试论发展我国矿业地理信息系统的若干问题J .矿山测量, 1998(4) :48251.4 吴立新.矿山GIS( TT - MGIS2000)简介及其关键技术J .矿山测量,2001(1) :528.5S A Shuey. Mining technology for the 21st century: Inco digs deep in SudburyJ . E & M J_China ,1999(2) :7211.The Discussion on Builiding DigitalMine Management Information SystemQU Yan ,ZHANGDong2feng(Taiyuan University of Technology ,Taiyuan 030024 ,China)Abstract :To build digital mine by setting up mine management information system(MIS) . Wedescrib the basic features of digital mine , general goals ,and future prospects ,we design applicablemine MIS and matchable solving project by users analysies.Lastly ,we provid developping strate2gy and relatting suggestions of digital mine.Key words :digital mine ;management information system (MIS)本文责任编辑 徐树文16第3期 李佳军:煤电联合 利用电煤市场壮大煤炭企业淮北矿业集团石台煤矿初步设计淮北矿业集团石台煤矿初步设计摘摘 要要本设计的井田面积为 20.1 平方千米，年产量 120 万吨。井田内煤层赋存比较稳定，煤层倾角 822，平均煤厚 3.48m，整体地质条件比较简单，在井田范围南部和中央均有断层发育。瓦斯和二氧化碳含量相对不高，涌水量也不大。根据实际的地质资料情况进行井田开拓和准备方式的初步设计，该矿井决定采用三立井上山开采，煤层分采区上山联合布置的开拓方式，设计采用综合机械化一次采全高回采工艺，走向长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。并对矿井运输、矿井提升、矿井排水和矿井通风等各个生产系统的设备选型计算，以及对矿井安全技术措施和环境保护提出要求，完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。关键词关键词：立井 、走向长壁、一次采全高、综合机械化、高产高效AbstractAbstractThese designed allotment area for 20.1 square kilometers，Yearly Output 120 trillion. Allotment intrinsically ocurrence of coal seam compare stabilize，coal seam pitch 822acid，average coal thick 3.48m，integrally nature condition compare simplicity，at allotment scope east normalizing function of the stomach and pleen center equal have got dislocation upgrowth. Both methane and carbon dioxide content relatively do not high, and neither do inflow of water no large either. On the basis of Preliminary Design，said shaft opt in adopt three vertical shaft fluctuate mountain exploitation，coal seam grouping band region fluctuate mountain co- disposal mode of opening，design adopt comprehensive mechanization full-seam mining stopper art，Alignment longwall method，treat goaf with whole straddle alight law from actual geologic information instance proceed allotment exploit and stand-by mode. The Preliminary Design of the both combine versus mine haul, shaft exaltation, shaft drain and ventilation of mines isopuant systemic equipment lectotype count，as well as versus shaft technical safety measures and environmental protection claim，complete wholly shaft. Both shaft whole realize mechanization，adopt advanced techniques and use for reference afterwards realize high yield highly active modernization shaft experience，realize one mine not both high yield highly active shaft thereby run up to favorable economic benefit and social benefit. KeywordsKeywords： Vertical shaft, Alignment long wall , full-seam mining, comprehensive mechanization, high yield highly active. 前前 言言本次毕业设计是据在淮北矿业集团石台煤矿进行的毕业实习中所收集的矿井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井进行的初步设计。采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节。作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查，它主要是考查学生这四年来对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯彻矿产资源法 、 煤炭法煤炭工业技术政策 、 煤炭安全规程 、煤炭工业矿井设计规范以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。本设计以实践教学大纲及指导书为依据，严格按照安全规程的要求，采用工程技术语言，对矿井的开拓、准备、运输、提升、排水、通风等各个生产系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者水平有限，设计中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正！目 录1 矿区概况及井田地质特征 .11.1 矿区概况.11.1.1 地理位置与交通 .11.1.2 自然环境 .21.1.3 矿井附近的工农业情况 .21.1.4 水源、电源、劳动力及建材来源 .21.2 井田地质特征 .31.2.1 地层 .31.2.2 构造 .31.2.3 煤层及顶底板岩性特征 .51.2.4 水文地质特征 .61.2.5 沼气、煤尘和自燃 .101.2.6 煤质、煤的牌号与用途 .102 矿井储量、年产量及服务年限 .122.1 井田境界 .122.2 井田储量 .122.2.1 矿井工业储量 .132.2.2 矿井设计储量 .142.2.3 矿井设计可采储量 .152.3 矿井年产量及服务年限 .182.3.1 矿井工业制度.182.3.2 矿井设计生产能力.182.3.3 井型校核.183 井田开拓 .213.1 概述 .213.1.1 开拓方式选择 .213.1.2 影响矿井开拓的主要因素分析 .213.2 井田开拓 .223.2.1 井田开拓方式 .223.2.2 井筒形式、数目、及其配置 .223.2.3 井底车场和大巷的布置.253.2.4 方案的提出及方案比较 .263.3 井筒特征 .343.3.1 主井 .343.3.2 副井 .353.3.3 风井 .373.4 井底车场及主要巷道 .383.4.1 车场设计基本参数 .393.4.2 一些基本问题的确定.403.4.3 线路连接计算 .413.4.4 车场区段划分及调车 .433.4.5 坡度计算.473.4.6 确定各井底车场硐室位置.473.4.7 主要巷道.493.5 开采顺序及采区回采工作面的配置 .513.5.1 开采顺序.513.5.2 保证年产量的同采采区数和工作面数.513.6 井巷工程量及建井工期 .543.6.1 概述.543.6.2 井巷工程量和建井周期的各计算图表.544 采煤方法 .574.1 采煤方法的选择 .574.2 采区巷道布置及生产系统 .574.2.1 采区走向长度的计算的确定（以第一水平采区为例）.574.2.2 确定采区走向长度及工作面数目.574.2.3 回采巷道的布置.584.2.4 联络巷的布置.584.2.5 采区上、中、下部车场形式.584.2.6 采区硐室.604.2.7 采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率 .604.2.8 确定采区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数.624.2.9 采区生产系统.634.3 回采工艺设计.644.3.1 综采工作面的主要设备.644.3.2 工作面循环方式和循环作业图表的编制.665 矿井运输、提升及排水 .695.1 概述 .695.1.1 井下运输设计的原始条件和数据 .695.1.2 矿井运输系统 .695.1.3 矿井运输设备选型应遵循的原则 .705.2 运输设备的选型计算.705.2.1 采区运输设备的选型 .705.2.2 大巷运输设备 .725.3 矿井提升 .815.3.1 矿井提升设计的主要依据和原始资料 .815.3.2 提升设备的选型计算 .825.4矿井排水 .915.4.1 概述.915.2 排水设备选型计算.926 矿井通风系统的选择.1006.1 矿井通风系统.1006.1.1 通风设计的基本依据.1006.1.2 矿井通风系统要符合下列要求：.1006.1.3 矿井通风系统的确定.1016.2 风量计算及风量分配.1016.2.1 采煤工作面实际需风量.1026.2.2 掘进工作面所需风量.1036.2.3 峒室实际需风量.1036.2.4 风速验算：.1056.3 矿井通风阻力计算.1056.3.1 计算原则.1066.3.2 计算方法.1076.3.3 计算矿井的总风阻及总等积孔.1096.4 扇风机的选型 .1106.4.1 选择主扇.1106.4.2 选择电动机.1116.5 矿井安全技术措施 .1126.5.1 预防瓦斯爆炸的措施.1126.5.2 防尘措施.1136.5.3 预防井下火灾的措施.1136.5.4 为防止井下水灾的措施.1146.5.5 大巷穿越断层的措施.1146.5.6 井底车场三角岩柱的支护措施.1157 矿山环保.1167.1 矿山污染源概述.1167.1.1 大气污染.1167.1.2 废水排放.1167.1.3 固体废弃物排放.1177.1.4 噪声污染.1177.2 矿山污染源的防治.1177.2.1 大气污染防治.1177.2.2 矿山水污染的防治.1187.2.3 矿渣利用.1187.2.4 噪声的控制.118结论.120致谢.122参考文献.12311 矿区概况及井田地质特征1.1 矿区概况1.1.11.1.1 地理位置与交通地理位置与交通石台矿位于皖、苏两省交接的淮北市东北部,行政区划分为杜集区石台镇管辖,上级主管部门为安徽省淮北矿业集团,井田南部及东部以人为边界分别与淮北矿业集团张庄矿、永固矿分界,西以 F6 断层及朔里矿为界,北至煤层露头线,南北长约 6.5 Km ,东西宽约 4.5,面积约 20Km2。地理位置为东经 1163717，北纬 335525。该矿西至淮北市 15，北距江苏省徐州市 50，西北 150可达京九、陇海两主干铁路的交通枢纽-商丘火车站，东北 50到津浦、陇海两铁路之枢纽-徐州火车站，区内铁路运输有矿用铁路经符夹线至符离集，可通往华东各工业城市。公路可直通徐州、宿州、阜阳等地，交通十分便利。优越的地理位置为煤炭市场的开发创造了得天独厚的条件。交通位置图见图 1-1-1 符篱集徐州徽安交通位置示意图淮南常州无锡芜湖镇江合肥南京清江蚌阜符篱集清江阜阳周口淮北连云港枣庄济宁商丘开封岳城灰古集夹河寨程庄郭庄杜楼马井张大庄花沟集观堂集宿县矿区临涣矿区涡阳矿区濉肖矿区苏江永固集朔里岱河张庄石台肖县徐州市淮北市亳州市永城市南河 安徽淮北矿业集团 煤田平面图及 交通位置图2图 1-1-1 石台矿交通位置图 1.1.21.1.2 自然环境自然环境本矿区属于黄淮冲积平原，区内地势平坦，地面标高+33.10m 左右，井田西部约 3有闸河向南注入淮河，最大排洪量 15.670m3/s。1973 年7 月 14 日最高水位：闸河+31.93m，水深 3.2m 左右。水位随季节变化，冬季有干涸的现象。工业广场的附近一带历史最高水位标高不大于+31.25m。矿区开发建设的过程中逐步完善排涝工程，内涝基本解除，地表水对矿井开采及矿区建设没有危害。 矿区为半干燥大陆性气候，夏季多东南风，冬季多西北风。据淮北市气象站气象资料表明，70 年代中间气候明显变化，1970 年1973 年夏季多东风和东北风，冬季多西风和西北风。最大风速 16 m/s（1971年 3 月西北风） 。年平均气温 14，最高气温 42（1998 年 8 月 12 日） ，最低气温-19.3。矿区内降雨多集中在 68 月。最大降雨量1518.6mm(1963 年)，最低降雨量 537.7 mm（1966 年） 。冬季 12 月至翌年 3 月为降雪期，11 月至翌年 4 月为冻土期，最大冻土厚度为 19。矿区所在地区历史上没有发生过较大地震。据中国地震目录第二集称，自公元 925 年以来，安徽省萧县等一带曾发生强烈地震 38 次，按烈度表记载，淮北萧县烈度小于 6 度。1.1.31.1.3 矿井附近的工农业情况矿井附近的工农业情况石台矿附近地主要厂矿企业有：南部有淮北矿业集团张庄矿，东部有永固矿，西北部有朔里矿，西部为岱河矿区。矿井所在地为黄淮冲积平原，地势平坦，农业比较发达，主要农作物为：小麦、玉米、大豆、棉花。1.1.41.1.4 水源、电源、劳动力及建材来源水源、电源、劳动力及建材来源矿井用水主要分为地面用水和井下用水。地面用水主要是有二眼水3源井及一座水厂来供应；井下降尘用水采用井下排水经处理后再返回井下。矿井采用双回路供电，一路来自马庄区域变电所，供电距离 14，另一路来自朔里矿 35KV 地面变电所，供电距离 4.5。矿区位于皖北平原上的人口稠密区，劳动力资源比较丰富。土产建筑材料砖、瓦、石子和料石均可就地供应，钢材 、木材和水泥等物资可经公路及铁路直接运至矿井工业广场。1.2 井田地质特征1.2.11.2.1 地层地层 井田含煤层由下至上有太原群、山西组、下石盒子组、上石盒子组。太原群（C3t）厚 120m145m，平均 137.5m。岩性主要由隐晶质灰岩、泥岩组成，共由 12 层石灰岩及薄层海相灰色细砂岩与粉砂岩组成，底部为含铝质泥岩，石灰岩厚度大于 8m 者有 3、4、12 层，其中 4 灰层最厚 15m20m，含燧石的石灰岩有 4、9、10、12 层。顶部灰岩稳定，厚度 2m，为 K1 层标志，底部灰岩厚 13m17m，一般 15m，以含燧石结核为主要特征。 山西组（P1S）厚度 125 m，由灰白色细-中粒砂岩至砂、泥岩互层及灰色粉沙岩。山西组上部为砂岩含水组（6 煤含水组） ，以细砂岩为主，砂岩厚度 15m50m，一般 25m，为 6 煤层直接顶板砂岩。底部隔水层以粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成，厚度 20m40m，一般 25m，下部泥岩厚度 8m12m，岩性致密，隔水性能强，分布稳定，是一良好隔水层。下石盒子组（P1XS）厚度 175m246m，平均厚度 198m。以灰、灰绿色富含菱铁质鲕子的泥岩、粉砂岩。局部为灰-灰白色细-中粒砂岩，底部为湖泊相浅灰色铝土泥岩，为 K2 标志层。上石盒子组（P2SS）厚度大于 600m，底部为 K3 标志层中粒砂岩与下石盒子组分界；上部为暗紫色的粗-巨粒砂岩，成分较杂的泥岩带厚层砂岩；中部以灰绿色为主的碎屑岩，会暗紫色及少量紫黄色斑快、含量4星分布的鲕子状砂岩。1.2.21.2.2 构造构造本矿区属于秦岭纬向构造之东延伸部分，在区内形成了闸河盆地复式向斜，位于其中部，在朔里背斜的东部。区内主要有童台向斜和张庄向斜。地层倾向北北西至北北东，倾角 822，平均 16，其规律是：在-400m 等高线以上倾角在 10左右，在-400m-750m 等高线逐渐变为 1022。本区以宽缓褶区为主，由于沿走向的倾向变化和沿倾向的倾向变化，形成了次一级的褶区较多。地质主要褶区特征表见 1-2-1。较大的断层构造受复式向斜的影响，有一定的规律，近南北者以正断层为主，近东西者以逆断层为主。井田内在勘探中共发现断层 3 条：F6 号断层位于井田西部,为井田之西界。该断层略呈弯曲分布,总体走向 N25 40W,断层面倾向 SE,倾角 70,西盘上升,东盘相对下降,为一逆断层。断层落差南小北大,落差为 30m100m。在井田范围内走向长约 1.5km,南部向张庄矿区延伸,向北延伸至朔里矿区,断层旁侧煤层牵引明显。FJ2 断层分布于井田的中部,走向 N730E,断层面倾向 SE,倾角75,西盘下降,东盘相对上升,落差 40m90m,落差中部较大,为一正断层,西北部消失于煤层风氧化带处,向东南尖灭于张庄向斜轴处,走向约3.5km,该断层破坏了向斜的横向连续性。断层特征表见表 1-2-2表 1-2-1 主要地质构造特征表序号名称位置走向盆地深度两翼产状1234561张庄向斜井田东部N8266 煤层-1000m西 10222童台向斜井田中偏北N20W6 煤层-400m203朔里背井田外西北N25E105斜部表 1-2-2 断层特征表序号名称断层性质断层面走向断层面倾向倾角()落差(m)12345671FJ2正断层N730ESE7540902F6逆断层N2540WSE60301001.2.31.2.3 煤层及顶底板岩性特征煤层及顶底板岩性特征本井田煤系地层总厚度 1136m，含煤 14 层，平均煤层总厚度11.35m，含煤系数 1%。其中可采煤层为下石盒子组的 3 煤层及局部可采的 5 煤和山西组的局部可采的 6 煤层。共划分为八个煤组：1 煤组位于上石盒子组下部，煤层上部岩性较细，以灰色为主，1 煤层一般不可采，局部可达 1.0 m，其间常有泥岩夹石，地层不稳定；2 煤组、3 煤组、4煤组、5 煤组位于下石盒子组的中下部；6 煤组位于山西组中部含 2 层煤，61，62煤层；7 煤组位于山西组下部，有 12 个煤层，均不可采。井田内普遍可采者 3 煤层为主要可采煤层，5 煤层、6 煤层为局部可采的薄煤层，余者偶尔可见可采点，多属于不可采煤层，其中 3 煤层为本设计的主要可采煤层。井田构造较简单，煤层间距厚度比较稳定，标志层明显。3 煤层：顶部以泥岩粉沙岩为主，在 4 线8 线间煤层厚度变化在 1.97 m4.38 m 左右，8 线11 线间的煤层厚度变化在 0.97 m6.55 m，在11 线14 线之间煤层厚度变化在 0.18 m7.6 m 左右。3 煤层距 5 煤层约 15 m，距 6 煤组约 120 m 左右，煤层结构简单。主要煤层特征见表 1-2-36煤 厚 度 （M）顶底板岩性煤组煤层名 称穿过层位点数见 煤点 数可采点数最小最大(平 均)可采点平均煤 层结 构稳 定程 度顶板底板煤层倾角（）可采程度上石盒子1501240.741.09(0.65)0.97简单极不稳定泥岩砂岩1028零星2 193 100110.131.07( 0.51)1.17较复杂不稳定粉砂岩砂岩15零星3 194 192 1820.107.72(3.36)3.48 简 单较稳定砂岩粉砂岩1022主要4 1943260.153.27(0.60)1.55 简 单不稳定泥岩泥岩局部下石盒子组5 18664220.162.43(0.69)1.24 简 单不稳定粉砂岩砂岩局部7表 1-2-3 煤层特征表1.2.41.2.4 水文地质特征水文地质特征1. 地表水特征 井田内无大的地表水系，井田西部有闸河、岱河等季节性人工河，南部、北部各有个人工沟渠。因地势低洼平坦，一般河谷宽缓，河床较浅，水流坡度很小，雨季洪水期河水水位上涨，近河低洼地段，平地小沟及西部采空区沉陷地表常积水内涝，地表水补给地下水。由于近几年地下水水位下降，河道内的水位显著下降，有时出现干涸，断流现象。2 .含水层的水文地质特征石台矿井田含水层组有太原群灰岩含水组（） 、二迭系砂岩含水组（） 、全新统含水组（） 。太原群灰岩含水组（）：以灰岩裂隙、溶洞为主的含水组，灰岩厚度 55m60m，自上而下共 12 层，3、4、12 层较厚，单层厚度最大者达 15m25m，24 层灰岩露水，裂隙、溶洞一般在浅部盆地边缘较发育，富水性强，自深部还逐渐减弱，钻孔单位涌水量 0.0032.23L/SM，水质类型为 HCOSO3MG4NA 型水，水量丰富，水质良好，是矿主要供水水源。二迭系砂岩含水组（）：（1）. 山西组砂岩含水组（下） ，以细砂岩为主，砂岩厚度 15 m50 m，一般 25 m，为 6 煤层直接顶板砂岩，裂隙不发育，钻孔单位涌水量为 0.0773 L/SM。其底部有隔水层，以粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成，厚度 20 m40 m，一般 25 m，下部泥岩厚度 8 m12 m，岩性致密，分布稳定，隔水性能强。 （2）.下石盒子组砂岩含水组（中） （3 煤含水组） ，以细中粒砂岩为主，由 2 煤层顶板第一层砂岩到铝土泥岩间的砂岩厚度 16 m45 m，一般 25 m。3 煤顶板砂岩分布不稳定，多数为薄层粉砂岩、砂质泥岩，该含水组砂岩裂隙不发育，钻孔单位涌水量 0.000050.00624 L/SM，水质为 CLNA山西组6111147160.242.38(0.70)1.17 简 单不稳定粉砂岩砂岩局部8型或 CLHCONA 型。 （3）.上石盒子组砂岩含水组（上） ，以中，粗粒砂岩为主，南部 1 煤以下为粗砂岩，裂隙发育，钻孔时揭露时有露水现象，露失量 13L/H，钻孔抽水单位涌水量 0.060.61 L/SM。 （4）.风氧化带含水组，风化砂岩，灰岩裂隙为主，厚度 15m 左右，分布于基岩露头，富水性大小与基岩露头的岩性有关，矿井生产时浅部有可能受到影响。全新统含水组（）：由黏土，粉砂组成，厚度 21m32m,一般 27m,含水层主要为粉砂、黏土质砂、局部细砂，厚度约 4m8m，被黏土，砂质黏土分隔为 34 层，呈透状分布，上部为粘土或砂质粘土覆盖，地表以下 5m6m 为潜水，受大气降水影响，下部砂层为承压水，单位涌水量0.24 L/SM，透水系数大于 1m/d,水质类型为 HCOCLNACA。另外，在上石盒子组上部有一更新统隔水层，由粘土、砂质粘土、粘土质砂，粘土夹砾或钙质结核组成，位于含水层之下，覆盖于基岩之上，厚度 6m37m，一般 23m，分布较稳定，粘土、砂质粘土塑性好，与砾石或钙质结核结合紧密，为一良好的隔水层。矿区内水的来源主要是煤系地区本身的砂岩裂隙水，还有风化带裂隙水，其他含水层组，因受相应的隔水层所阻，一般不易造成矿床充水。矿井充水的主要岩层为 3 和 6 煤层的顶班砂岩裂隙水，浅部较深部发育，且富水性强。矿井涌水量与地表水无水力联系，断层导水性弱，本矿井水文地质条件属于以裂隙岩层充水为主的简单类型。在-250m 水平以上预计全矿涌水量为 145.8m3/h,在-250m 水平以下预计正常涌水量为 329.2 m3/h，最大涌水量为 378.6m3/h。井田地质钻孔综合柱状图见图 1-2-1。9 10图 1-2-1 地质综合柱状图111.2.51.2.5 沼气、煤尘和自燃沼气、煤尘和自燃 矿井的瓦斯含量根据勘探过程中以及在矿井的生产过程当中的测量结果，在-250m 水平以上瓦斯相对涌出量为 6.042 m3/t,瓦斯梯度为47.3，在-250m 水平以下瓦斯相对涌出量为 10.25 m3/t。根据煤矿安全生产规程规定：相对瓦斯相对涌出量10 m3/t 且绝对瓦斯涌出量40 m3/min,为低瓦斯 ；相对瓦斯相对涌出量10 m3/t 且绝对瓦斯涌出量40 m3/min,为高瓦斯。通过煤尘爆炸性测定及煤尘爆炸指数计算，2、3、6 等煤层均具有爆炸危险的煤层。根据实验室采用“着火温度降低值测定法”结果还原与氧化着火温度差较大，煤层具有自燃发火倾向，预计自燃发火期在 11 个月。1.2.61.2.6 煤质、煤的牌号与用途煤质、煤的牌号与用途 井田内煤的变质作用以接触变质为主，由于岩浆的侵入作用，煤的变质程度显著增高，煤种较多。3 煤层以焦煤为主，占 62.3%；焦煤到贫煤（混合煤）次之，占 26.5%；无烟煤占 6.4%；天然焦占 4.8%。3 煤层属于低硫、低磷、中灰中等可选煤层，2、5、6 等煤层属于低硫中灰煤层。所有可采煤层的煤质指标均达到了工业要求。煤的工业分析表见表1-2-4 表 1-2-4 煤的工业分析表序号煤层名称牌号水分（%）M灰分（%）A挥发分（%）V含硫量（%）S发热量MJ/Q备注1234567891三焦煤（JM）1.5212.4124.410.285300毛煤3 号煤层块状为深黑色，条痕为黑带棕色，强玻璃光泽，中等-强粘12结性，凝胶化基质占 90%以上，主要为丝炭化基质体，胶结着凝胶化物及碎片，变质程度较高。煤的工业利用方向， 从实验结果可以看出，煤的发热量很大，可以单独炼焦且焦碳优质。由于井田煤炭的硫、磷含量较低，灰分中的氮化镁含量低，井田内煤炭主要用来冶炼钢铁和配焦，炼焦，还可以用于火力发电和民用。132 矿井储量、年产量及服务年限2.1 井田境界井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确定。一般以下列情况为界：以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界；以相临的矿井井田境界煤柱为界；人为划分井田境界。石台煤矿井田境界：东部以永固矿井井田边界为界，西部以朔里逆断层和朔里矿井井田边界为界，南部以张庄矿井井田边界和 3 号煤层-900m 底板等高线以北为界。井田东西走向最大为 4.6Km,最小走向为2.0Km,倾向长约 3.8 Km。井田面积约 20.104Km2,煤田面积约 20.7 Km2。2.2 井田储量 矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表示了煤炭的质量。本井田采用块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛采用的储量计算方法之一 。块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个煤层相近的钻孔连成块段，根据此块段的面积，煤的容重，平均煤层厚度计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。 1计算储量的工业指标 根据煤炭工业部颁发的生产矿井储量管理规定规定，计算储量工业指标如下：14（1） 最低开采厚度在煤层倾角小于 25时取 0.80m，2545时取 0.70m；（2） 最高灰分指标为 40%；（3） 夹矸剔除厚度0.05m。2储量计算方法在计算储量时，选用地质块段法，由于矿区内煤层倾角的变化范围一般介于 822，采用斜面积和真厚度，采用的计算公式为：Q=SSecMd式中 Q 储量 万吨S 块段井田面积 平方米 块段煤层平均倾角 M 块段煤层平均厚度 米 煤的容重，均采用 1.40t/m32.2.12.2.1 矿井工业储量矿井工业储量 矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的探明的资源量（111） ，控制的资源量（121） ，预可采资源量（122）三级储量之和，其中高级储量 111，121 之和所占比例应符合表 221 的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来矿井工业储量汇总表见 222。15表 221 矿井高级储量比例简单中等复杂地质开采条件储量级别比例（%）大型中型小型大型中型小型中型小型井田内 111+121 级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内 111+121级储量占本水平储量的比例70604060503040不作具体规定第一水平内 111 级储量占本水平内储量的比例4030153020不作具体规定不要求 表 222 矿井工业储量汇总表工业储量（万吨）煤层名称111121111+121122111+121+122备注3 号煤层5179.481724.696904.171975.718879.88符合天然焦681.80总计5179.481724.696904.171975.719561.68符合2.2.22.2.2 矿井设计储量矿井设计储量矿井设计储量（121b）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。而在该井田范围内只有煤田境界和断层煤柱。井田边界煤柱：井田边界保护煤柱在井田边境留设 20m 的保护煤柱，则煤柱损失量为：Q边=142.7 万吨 16断层保护煤柱：断层两侧各留设 35m 的保护煤柱 ，则煤柱损失量为Q断=151.68 万吨2.2.32.2.3 矿井设计可采储量矿井设计可采储量 矿井设计可采储量（111b）为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出率所得的储量。本矿井的煤层厚度为 3.48m，属于中厚煤层，根据煤矿设计要求中厚煤层的采出率不应该小于 80%的规定，该设计取 80%。 矿井的井下巷道及上下山保护煤柱根据本矿的煤层赋寸条件，在布置巷道是采用采区上山开采，上山之间留设 30m 的保护煤柱，在上山的另一侧各留设 20m 的保护煤柱，两条大巷布置在煤层的底板岩层中，由于岩层稳定，所以在大巷的两侧不再留设煤柱。工业广场的煤柱保护：计算工业广场地压煤量时其场地面积可参考表 223。工业场地一般布置成长方形，其长边垂直于走向。根据矿井储量的初步估算，矿井井型定为 1.2Mt/a。 表 223 矿井工业场地占地面积指标井型与设计能力（万吨/年）占地面积指标（公顷/10 万吨）2403000.70.81201800.91.045901.21.39301.5备注：占地面积指标中小井取大值、大井取小值。由表 223 知本设计 1.2Mt/a 矿井工业广场占地面积为 12 公顷（120000） ，确定工业广场的地表面积长方形为 300400，用垂直剖面法留设保护煤柱。 各种主要巷道的保护煤柱及可采储量见表 224；矿井工业场17地煤柱留设见图 221；工业广场保护煤柱设计计算参数见表 225。表 224 矿井可采储量汇总表矿井设计储量（万吨）矿井可采储量（万吨）开采水平永久性煤柱损失设计煤柱损失煤层名称工业储量（111+112+333）万吨断层境界设计储量工业广场井下巷道 可采储量39561.68151.68142.079267.93257.6214.267036.86 表 225 工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角（）煤厚（M）（）（）()()埋深（M）223.4845735573283.118图 2-2-1 工业广场煤柱计算图工业广场保护煤柱计算图走向剖面倾向剖面 图 2-2-1 工业广场保护煤柱图192.3 矿井年产量及服务年限2.3.12.3.1 矿井工业制度矿井工业制度根据矿井设计规范（2006 版） 第 2.2.3 条规定：矿井设计生产能力按年工作日 330d，每天净提升 16h；矿井实行“三八”工作制度，每班工作 8h。2.3.22.3.2 矿井设计生产能力矿井设计生产能力本井田储量丰富，设计开采煤层赋存稳定，煤层厚度大部分比较稳定，属中厚煤层(3.48m)，为缓倾斜煤层（平均倾角 16） 。矿井总的工业储量为 9561.58 万 t，可采储量为 7036.86 万 t。因地质构造简单，同时煤田范围较大，开采技术好的矿井应建设大型矿井，故本设计初步确定矿井的设计生产能力为 1.2Mt。2.3.32.3.3 井型校核井型校核下面按矿井的实际煤层开采能力，各辅助生产环节的能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，根据本设计第三章（矿井开拓）与第四章（采煤方法）的设计可知，该矿由于煤层地质条件较好，3 号煤厚度较厚，布置一个一次采全高综采工作面完全可以达到本设计的产量。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为一对 8t底卸式提升箕斗，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤一律用强力胶带输送机运到采区煤仓，运输能力也很大，自动化程度较高。辅助运输采用双层罐笼，大巷辅助运输采用20600mm 轨距的 1.5t 固定车厢式矿车，同时本矿井井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石，材料和人员的调动要求。所以各辅助生产环节完全可以达到设计生产能力的要求。（3）通风安全条件的校核本矿井有煤尘爆炸性，瓦斯含量一水平低，属于低瓦斯矿井。水文地质条件中等，在副井中铺设两趟水管路可以满足排水要求。矿井采用采区式通风，有专门的风井，可以满足要求。井田内大断层有 Fj2、F6，对于开拓有一定的影响，留设有保护煤柱。 所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。（4）储量条件校核矿井的设计生产能力应与矿井的工业储量相适应，以保证有足够的服务年限。 矿井井型和服务年限应满足表 231表 231 矿井井型和服务年限井型矿井设计生产能力（Mt/a）新矿井服务年限（a）扩建后矿井服务年限（a）大型6.0 及以上3.05.01.22.4706050605040中型0.450.904030小型0.30 及以下由各省煤炭厅自定同左注：改矿井的服务年限，不应低于同类型新建矿井服务年限的 50%。矿井服务年限的计算，根据公式：ZTA K 式中： T 矿井服务年限，年；Z 矿井可采储量，万吨；21A 矿井生产能力，万吨/年；K 储量备用系数，K=1.31.5，此处取 1.3。由此验算矿井服务年限如下：7036.86120 1.3T =45. 11年 基本符合矿井设计的要求第一水平服务年限应满足表 2-3-2 的要求。 表 2-3-2 第一开采水平设计服务年限第一开采水平设计服务年限（a）矿井设计生产能力（Mt/a）缓斜煤层倾斜煤层急斜煤层6.0 及以上353.05.0301.22.42520150.450.9201515本设计中第一水平倾斜范围为-40m-250m，第一水平服务年限的计算公式为：14524.7 0.823.2120 1.3ZTA K式中: T1第一水平服务年限，a本矿井的服务年限以及第一水平的服务年限的设计服务年限基本符合规定。223 井田开拓3.1 概述3.1.13.1.1 开拓方式选择开拓方式选择 原矿井采用的是立井多水平开拓方式，二、三水平采用延深暗主井。立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制；立井的井筒短，提升能力大，对辅助提升特别有利。而斜井开拓掘进和施工技术比较简单，掘进速度快，初期投资少，建井期短，掘进石门的工程量少，延深井筒的施工方便。石台矿区表土层厚度在60m80m 之间,流沙层较多，水文地质条件较复杂，岩层倾角平均为16考虑到以上条件，在井筒的建设中需要特殊法施工，另外由于煤层的埋藏较深，采用斜井开拓井筒较长，煤的提升费用较高，且井筒的维护费用也很高；本井田的走向长度大，采用斜井开拓会造成通风路线长，通风问题不好解决，尤其到矿井的深部开采时问题更难解决。综合考虑本设计采用立井多水平开拓方式。3.1.23.1.2 影响矿井开拓的主要因素分析影响矿井开拓的主要因素分析影响矿井设计开拓方式的主要因素包括精查地质报告、所确定的煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲击层构造、表土层厚、地形以及水文地质条件等。本矿井煤层埋藏深度为30.1m850m，煤层倾角在 822，平均 16，表土层 60m80m，走向长度较大，井田中央有一大断层 Fj2断层,落差在 40m90m,该断层将井田分为两部分。矿井正常涌水量188.7 M3/h,最大涌水量 378.6 M3/h;瓦斯相对涌出量在-250m 水平以上为 6.042m3/t.d，属于低瓦斯区；在-250m 水平以下为 10.25m3/t.d，属于高瓦斯区域。煤层的富存情况不太稳定，在-730m 等高线以上煤层的23厚度平均在 3.5m 左右属于中厚煤层，在-730m 等高线以下煤层变薄厚度在 1.17m 左右，根据煤炭法的规定在可采储量范围内。因此在开拓时要考虑到如何过断层；随着向深部的开采，瓦斯涌出量的增大和矿井涌水量的增加，在水平延深上如何更好的解决；在-730m 等高线以下煤层带在开采时采用何种开拓方式都是影响设计的主要问题。3.2 井田开拓3.2.13.2.1 井田开拓方式井田开拓方式由于本井田地势平坦，表土层一般，流沙层较多，根据煤层埋藏的条件，井田内岩石的倾角平均为 16比较缓和，况且煤层的底板岩石性质比较稳定，按照工业广场少压煤或者不压煤及井下生产费用较低的原则，考虑到井田的中央有一个落差 40m90m 的 Fj2 断层，根据矿井设计安全考虑将井筒的位置布置在断层的上盘内。因为断层需要留设一定的保护煤柱，可考虑将工业广场煤柱和断层保护煤柱留设在一起，可以节省 40m 的煤柱损失。石台矿井田内的走向长度较大，况且第一水平内煤层埋藏较浅，同时在井田的北部煤层露头处风氧化带面积大，综合考虑矿井的远期开采时的通风线路问题，采用采区式通风；考虑后期开采时采用中央对角式通风，在 Fj2 断层的东西两翼各布置风井，风井位于煤层露头处，这样由于煤层露头处的煤不采，风井就不需要留设保护煤柱，减少了煤柱的损失。同时为了减少煤柱保护的损失和保护大巷维护条件，把运输大巷和轨道大巷分别布置在煤层底板下垂距 20m 和 30m 的岩层中。 根据石台矿区 3 号煤层的赋存条件和设计规范的有关规定，本井田可以划分为 23 个水平（即 34 个阶段） ，阶段内采用带区式或采区式准备。水平划分及位置在后面的方案中进行详细说明。243.2.23.2.2 井筒形式、数目、及其配置井筒形式、数目、及其配置1.井硐形式的确定斜井与立井开拓的优缺点比较斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井筒装备、井底车场及垌室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑石台煤矿的实际情况：第三、第四系覆盖层较厚，井筒需要特殊凿井方法施工；地势平坦，地面标高平均+33m 左右，煤层埋藏较深；矿井年设计生产能力为1.2Mt/a，为大型矿井。综上所述，本矿采用一对立井开拓。2 .主、副井井筒位置的选择井筒位置的确定原则、有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；、有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；、井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；、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25山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；、工业广场宜少占耕地，少压煤；、水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。井筒沿井田走向方向的有利位置本井田形状北窄南宽，储量分布不均匀，井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。井筒沿井田倾斜方向的有利位置 立井开拓时，本井田中部有大的断层构造，需要考虑，井筒布置在井田的中央断层上盘靠上部位。有利于矿井初期开采的井筒位置矿井应尽快达产，使井筒布置在第一水平的位置最优。尽量不压煤或少压煤合理布置井筒地质及水文地质条件对井筒布置的影响要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量不穿过或少穿过流沙层、较大的含水层、较厚冲积层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。本矿井在 3 号煤层底板下部 240m 处有一太原组灰岩承压含水层，压力大，水量也较大，设计时须使井筒、井底车场与该承压水之间有一定厚度的保护层，在确定延伸方式时应综合考虑，尽量使井底车场避开该含水层。因此，为避开太原组承压含水层的影响，一水平以下延伸方式的不同，将会选择不同的井筒坐标。井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。综合以上七方面的因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如下：主井井筒中心位置：经距 3766969.140 ，纬距 39492396.33226副井井筒中心位置：经距 3766877.000 ，纬距 39492359.4323 .风井位置的选择本井田煤层赋存条件变化较大，属于缓倾斜煤层，第一水平采用采区式开采，少部分倾角小的地方受条件限制采用带区式开采。由于井田走向较长，所以有技术、经济上可行的方案：采区式通风。故在设计中初期采用采区式通风，因第一水平煤层埋藏较浅，风井建设费用较低且工期短，容易满足通风要求，采用采区式,首采区设计一个风井： 风井服务第一、二水平，到开采后期在井田的南部建一南风井，用于三水平的回风，形成分区对角式通风 。风井井口位置的选择，应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。 风井布置在井田风氧化带边界之外，不留煤柱 ，从而减少了煤柱损失。考虑到北翼上部要满足矿井初期的开采要求，在此精确提出风井的位置：风井井筒中心位置：经距 3767767.852 m，纬距 3949928.000 m。3.2.33.2.3 井底车场和大巷的布置井底车场和大巷的布置（1）运输大巷的布置由于运输大巷要为上下水平的开采服务以及本煤层厚度为 3.5m，且煤层顶板稳定，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，将第一水平大巷布置在距离煤层底板 30m 的岩层中，第二水平大巷布置在距煤层底板 30m 处的中细砂岩中。岩层大巷其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；在开采上下水平时，可以跨大巷开采，不留保护煤柱，减少煤柱损失，便于设置煤仓。（2）井底车场的布置 由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或者煤层底板中。煤层顶板为中硬的砂泥岩，底板为坚硬的中细砂岩。后者相对于前者维护费用较低，但对于不同的开拓方案还需进行技术与经济比较，以选择27最优方案。矿井开拓延伸及深部开拓方案 本矿井开拓延伸可考虑以下二种方案：双立井延伸；双暗斜井延伸。双立井延伸：采用双立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延伸时，受地下石灰岩含水的限制，致使井筒需打在煤层较深处，增大井筒的保护煤柱量。同时，该方法使原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。暗斜井延伸：采用两个暗斜井延伸时，原有井筒的位置，水平的划分，上山或下山开采的确定都不受石灰岩含水的影响。暗斜井立井内铺设胶带输送机，系统较简单且生产能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。3.2.43.2.4 方案的提出及方案比较方案的提出及方案比较 根据以上分析，提出以下四种方案，如图 所示方案一：两水平开采，第一水平在-250m 标高处，第二水平标高在-600m 立井延伸第二水平，一、二水平均上下山开采，岩层大巷。方案二：三水平开采，第一水平在-250m 标高处，第二水平标高在-450m 立井延伸第二、三水平，一、二水平均上山开采，岩层大巷。方案三：三水平开采，第一水平在-250m 处，第二水平标高在-450m第三水平标高在-650m，二水平立井延伸，石门到达大巷，三水平暗斜井延深，一、二水平均上山开采，岩层大巷。方案四：三水平开采，第一水平在-250m 处，第二水平标高在-450m第三水平标高在-660m， 二、三水平暗斜井延伸，一 、二水平均上山开采，岩层大巷。28 水平水平副井主井运输大巷井底车场主要石门方案一：立井两水平上下山式开采单位（ ） 图 3-2-1 方案一开拓示意图 水平单位（ ）方案二：立井三水平上山式开采运输石门井底车场运输大巷主井副井水平水平图 3-2-2 方案二开拓示意图29 主副暗斜井水平单位（ ）方案三：立井三水平加暗斜井3水平延伸主要石门井底车场运输大巷主井副井水平水平 图 3-2-3 方案三开拓示意图 水平单位（ ）方案四：立井三水平暗斜井2，3水平延伸,上山开采运输石门井底车场运输大巷主井副井水平水平图 3-2-4 方案四开拓示意图（1）技术比较方案一与方案二的区别在于是布置两个开采水平或三个开采水平 ，方案二中布置三个水平，延深立井的开采方式，运输大巷布置在底板岩层中，该方案与方案一比较多一个井底车场和 700m 的石门，工程量比方案一要大。方案一和方案二在向下延深二、三水平时有可能受到下部富水石灰岩层的影响，对矿井开采不利；另外，方案一两水平上下山开采，考虑到矿井后期开采瓦斯和涌水的加大不利于下山开采，因此方案一和方案二在技术上暂不考虑。方案三与方案四的区别在于第二水平的延深方式，方案三中二水平30用延伸立井的方法在技术上是可行的，方案四中二水平采用暗斜井延伸，二者在技术上都可采纳。四个方案费用粗略估算如表所示： 表 3-2-1 方案一和方案二的粗略比较 方案项目方案一方案 二立井开凿2650504810-4=656.2立井开凿2710504810-4=716.8石门开凿122180010-4=97.6（7001430）80010-4=170.4井底车场2100090010-4=180井底车场3100090010-4=270大巷开凿2110001601.310-4=3522.9大巷开凿2140001601.3 10-4=4483.6基建费/万元小计4456.7小计5640.8立井提升1.22824.740.650.85=1872.8立井提升1.22824.74 0.710.85=2045.7大巷运输费1.20.20622000=5438.4大巷运输费1.20.20628000 =6921.6 立井排水24365188.734.13 0.152510-4=860.4斜立井排水24365 188.734.130.152510-4=860.4生产费/万元小计8171.2小计9827.7费用/万元12627.9费用/万元15468.5总计百分率100%百分率122.5% 在经济上方案二的费用比方案一多 22.5%，从经济投入角度考虑要放案二表 3-2-2 方案三和方案四的粗略比较31方案方案 三方案 四立井开凿2500504810-4=504.8立井开凿2300504810-4=302.9石门开凿70080010-4=56石门开凿 0主暗斜井7502962.810-4=222.2主暗斜井14502962.810-4=429.6付暗斜井7301227.510-4=89.6付暗斜井14501227.510-4=178立井车场2100090010-4=180立井车场100090010-4=90斜井车场50090010-4=45斜井车场250090010-4=90大巷开凿2140001601.3 10-4=4483.6 大巷开凿2140001601.3 10-4=4483.6 基建费/万元小计5581.2小计5574.1立井提升1.22824.740.500.85=1140.2立井提升1.22824.740.30.85=864.3斜井提升1.22824.740.730.48=1187.7斜井提升1.22824.741.450.48=2359.2大巷运输1.20.20622000=5438.4 大巷运输1.20.20622000=5438.4 排水（斜）井24365188.719.61 0.1410-4=453.8立井排水24365 188.719.610.06310-4=204.2 生产费/万元小计8220.1小计8866.1费用/万元13801.3费用/万元14440.2总计百分率100%百分率104.6%方案三和方案四相比较，虽然方案三的总投资要少些，但方案四的32生产经营费用要少些，因此，两方案需要进一步的经济比较才能确定方案。（2）开拓方案经济比较方案三和方案四有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于下列表中： 表 3-2-3 建井工程量时期项目方案 三方案 四主井井筒/m283.1+30283.1+30副井井筒/m283.1+10283.1+10井底车场/m910910主石门/m100100初期运输大巷/m1400014000主井井筒/m2000副井井筒/m2000主暗斜井/m73030145030副暗斜井/m73010145010运输大巷/m80006000井底车场/m910500910后期主石门/m7000 33表 3-2-4 基建费用表方案 三方案 四方案项目工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元主井井筒313.15048.2158.06313.15048.2158.06副井井筒293.16744.2197.67293.16744.2197.67井底车场910900910900主石门100239923.99023990运输大巷140001601.3140001601.3初期小计/万元379.72355.73主井井筒2005048.2100.9605048.20副井井筒2006744.2134.8806744.20主暗斜井井筒7602962.8225.1714802962.8438.9副暗斜井井筒7402962.8219.2514602962.8432.57井底车场910500900126.9250090090主石门7002399167.93023990运输大巷140002399140002399后期小计/万元975.09961.47共计/万元1354.811317.2 表 3-2-5 生产经营工程量项 目方 案 三项 目方 案 四运 输 提 升/万 tkm工 程 量运 输 提 升/万 tkm工 程 量一水平石门运输1.20.10 3712.8=1753.56一水平石门运输 0二水平石门运输1.22355.60.7=1978.7二水平石门运输 0二水平立井提升1.22355.60.2=565.3二水平斜井提升1.22355.60.76=2148.3 排水/万 m3工程量排水/万 m3工程量二 水 平188.72436515.110-4=2496.1二 水 平188.72436515.110-4=2496.134 表 3-2-6 生产经营费用项目方 案 三方 案 四运输提升工程量/m单价/元m1费用/万元工程量/m单价/元m1费用/万元一水平石门运输 1753.560.381668.1000二水平暗斜井运输0002148.30.381二水平石门运输1978.70.381753.6 000二水平立井提升565.30.85480.5 2496.10.581447.7小 计 1902.2 1447.7排 水工程量/m单价/元m1费用/万元工程量/m单价/元m1费用/万元二水平2496.10.153381.9 2496.10.053132.3 总 计2284.11580 表 3-2-7 费用汇总表方案方案三方案四项目费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费379.72106.7 %355.73100%基建工程费1354.81102.9%1317.2100%生产经营费2284.1144.6%1580100%总费用4018.6123.5%3252.9100% 在上述经济比较中需说明以下几点： （1）两方案中，各采区的划分与布置类似，故采区服务年限及各采区上山的总开掘长度一样，两方案上山开掘费及维护费未进行经济比较。 （2）在运输费用中，方案三、四的区别仅在于方案三的第二水平与方案四的第二水平延伸方式的不同，故用仅对方案三的第二水平与方案四的第二水平的提升费用作了比较。（3）在两个方案中的第三水平的布置方式相同，在各种比较中没有进行比较。矿井的排水量比较中由于两个方案中第三水平的延伸方式相35同，在费用比较上只比较第二水平的。（4）综合比较及结果： 方案三的总费用比方案四的总费用多了23.5%， 在经济上具有可行性的为方案四，另外，从矿井后期的开采过程中，尤其是在延伸立井时，对矿井的生产干扰较大，需要短期的停产，造成生产的脱节。从地质安全考虑，考虑到下部含水岩层的问题，采用立井延伸不安全。方案四中采用暗斜井延伸，对生产的干扰少，不需要停产，暗斜井延伸沿煤层底板布置，矿井的涌水危险性小。另外，斜井的工程量要小的多。综合经济、技术和安全三方面的考虑，方案四是最优方案，即该设计宜选用立井开拓一水平，暗斜井延伸二、三水平的开采方案。矿井为三个水平，第一水平标高为-250m，第二水平标高为-450m，第三水平标高-660m ,第一、二水平均为上山开采，第三水平在开采薄煤层采用上下山。 第一水平阶段斜长为 790m，第二水平阶段斜长为 770 m.3.3 井筒特征 由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，在井田中央断层处上部风氧化带位置设置一个风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及风井均采用圆形断面。3.3.13.3.1 主井主井主井主要用于提煤。井筒直径 5.0m，采用 8t 单绳绞车式提煤箕斗进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段 350mm，冻结段 700mm。井筒装备有方形钢管罐道，方形钢管规格为 1801808.0mm,罐道梁规格为 1801008.8 mm,层间距4000mm。井深 313.1m。36主井井筒断面布置见图 3-3-1 图3-3-1 主井井筒断面图 3.3.23.3.2 副井副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为 6.0m，断面积28.30m，井筒内装备一对 1.5t 双层四车多绳罐笼，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等，并兼作通风、排水。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段37400mm，冻结段 800mm。井深 293.1.1m副井井筒断面见图 3-3-2。 图3-3-2 副井井筒断面图副井风速校核：maxQVVM SA式中：38通过井筒的风速，m/s；V通过井筒的风量，m3/s；Q井筒净断面积，m2；S井筒的有效断面系数，圆形井取 0.8；M安全规程规定的允许最大风速；maxV由此：66830.8 28.27 60V 4.92m/s8m/s所以井筒选择符合要求。3.3.33.3.3 风井风井风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护，井壁厚度为 300mm，井深 82.3m。风井井筒断面布置如下：图 3-2-3 风井断面布置图39表 3-3-10 井筒特征表井筒名称主井副井风井X（m） 3766969.140 3766877.000 3767767.852Y（m） 3942396.332 39492359.432 39499280.000井口坐标Z（m） 33.1 33.1 33.1用途提煤提料、矸、人、进风回风提升设备12t 箕斗1.5t 双层四车罐笼井筒倾角（）909090断面形状圆圆圆支护方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁井筒壁厚（mm）基岩段：350 冻结段：700基岩段：400 冻结段：800300提升方位角（） 7152井筒深度（m）313.1 293.1 82.3净（）m219.6428.315.9断面积掘（）m226.4237.3921.243.4 井底车场及主要巷道井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力 3050。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其40掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车。 从矿车在井底井场内的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。本矿井设计年产量为 1.2Mt/a，井底车场不经过石门与大巷直接相连，减少了工程量。由于该车场采用了胶带输送机运煤系统，使车场形式大为简化，选用刀式环行井底车场，通过能力较大。井底车场设计示意图的布置形式见图 3-4-1。 图 3-4-1 井底车场设计示意图1主井 2副井 3轨道运输大巷 4皮带运输大巷 5矿井煤仓 6中央变电所 7水泵房 8等候室 9调度室 10主井井底清理斜巷 11水仓沉淀池3.4.13.4.1 车场设计基本参数车场设计基本参数主井净直径 5.0m，装备有一对 8t 箕斗，副井净直径 6.0m，装备一对 1.5t 双层四车罐笼。井下皮带运输大巷采用可伸缩胶带输送机运煤， 。辅助运输在轨道大巷内采用 1.5t 固定式矿车 ，7t 架线式电机车牵引（每列车由 18 辆矿车组成） ，煤矸混合列车由 18 辆矿车组成，其中煤车 6 辆，矸石车 12 辆。41 矸石辆占矿井产量的 20，由副井提升。掘进煤辆占 5，由皮带直接运输到运输大巷的皮带上有主井提升。矿井为高沼气矿井，最大沼气含量 10.25m3/t，矿井总进风量 111.38m3/s，副井进风，风井回风。3.4.23.4.2 一些基本问题的确定一些基本问题的确定（1）车场形式，初步设计已确定为刀式环形，南北两翼来车均经轨道运输大巷进入井底车场。（2）大型矿井的副井空重车线的长度应为 1.01.5 列车长。辅助运输采用 MG1.7-6A 型 1.5 吨固定厢式矿车运输，其尺寸为240010501200。电机车选用 ZK10-6/550 直流架线式电机车，其尺寸为 450010601550。每列车 18 节车厢。一列车的长度 L列车450024001847700mm47.7m副井空重车线的长度应47.7m 1.514=85.55m所选车场的副井空车线的长度 L 空车线85.55m，所选车场的副井重车线的长度 L 重车线85.55m。副井材料车线长度 L材料线=152.4m=36m 调车线 L调车线=80m（3）主、副井中心线间距离，南北 m，东西 m。（4）设计采用 30Kg/m 的钢轨，副井采用 5 号道岔。曲线半径为15m。（5）双轨巷道断面 15.5m2，皮带大巷巷道断面 12.8 m2，巷道采用锚喷支护，主要硐室及交岔点采用混凝土或料石砌碹。（6）运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。（7）马头门线路的计算： 42图 3-4-2 马头门线路计算示意图马头门的长度 L 可有下式进行计算确定： L=a+b+b+c+e+e+2f 式中： L马头门长度,m； a罐笼长度，取 3.01m； b、b进、出车侧摇台的摇臂的长度，取2.3m、2.8m， c摇台臂活动轨中心至单式阻车器轮挡面之间的距离， d单式阻车器轮当面至轮轴中心线之间的距离，取2.0m； e 、e分别为单式阻车器轮挡面、出车侧摇台臂的活动轨中心至对称道岔与直线段连接的切线交点之间的距离，取e=4m，e=3m； f基本起轨点至单开道岔与直线段连接的切线交点之间的距离 f=5.375m； 因而可求得： L =35.96m3.4.33.4.3 线路连接计算线路连接计算 (1) 车场道岔型号选择见表 3-4-1 表 3-4-1 车场轨道型号道岔型号道岔名称辙叉角主要尺寸允许运行速度43abLTZDC630/5/15对称道岔1826062560285253753.5m/sDZK630/5/15单开道岔1118363967433383003.5m/sZDX630/5/15度线道岔111836396743331493414003.5m/sDK622/6/25单开道岔112516325141499700225103.5m/s(2)单开道岔非平行线路连接已知：道岔 DZK630/5/15，a2560mm，b2852mm，182606，R15000mm，771836。计算得：m12060mm，n12060mm，H11779mm，T9795mm，Kp17354mm。单开道岔非平行线路联接如图 342图 342 单开道岔非平行线路联接 （3） 单开曲线道岔非平行线路连接基本起轨点44 图 3-4-3 单开曲线道岔非平行连接已知：道岔 DZK622/6/20，a3251mm，b4149mm，112516，R25000mm，84。计算得：m27485mm，n27485mm，L9700mm，T9795mm，Kp17354mm。（4）渡线道岔线路连接已知：道岔 ZDX630/4/1514，a3967mm，b4333mm，1415，S1400mm。 计算得: L=14934mm, T=1400mm, L0=7000mm渡线道岔线路联接如图 344。 基本轨起点基本轨起点45图 344 渡线道岔线路联接3.4.43.4.4 车场区段划分及调车车场区段划分及调车本矿的设计由于采用的是刀式车场，主要设计为副井的车场形式，副井主要担负运送矸石和材料，大巷南北两翼布置，在运输矸石和材料的重车段采用顶推式进出车的调车方式。运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。车场区段划分见图 3-4-5矸石列车在车场各个区段内的作业程序及时间见表 342 列车调度表见图 346表 342 1.5t 矸石列车调车作业程序及时间序号运行状况运行距离（m）运行速度（m/s）运行时间（s）区段1牵引列车94.932.047.462摘车、换向 203机车运行802.5324顶列车921.5565顶列车841.5566 矸石车摘钩、换向 207机车运行842.533.68机车运行34.232.513.79机车运行2442.597.64610机车运行53.92.521.5611机车运行115.562.546.2212挂钩、拉空车115.562.057.7813牵引空车53.92.026.9514牵引空车2442.012215牵引空车出车场66.932.033.47合计689.674748矸石列车调度图表1.5 固定式矿车矸石列车运行线时间（分）区段图 346 矸石列车调度图表 493.4.53.4.5 坡度计算坡度计算如前所述，本车场采用两翼进出车，环形调车的方式；运输大巷采用皮带运输， 副井进车线设绳式推车机；副井重空车线均设较长的自动滑行段，从 3 点至 5 点坡度为 6，从 5 点至 11 点坡度为 15。因受主排水泵吸水高度的影响，将水仓入口设在车场外主石门内。本车场以停在车场内的副井罐笼轨面标高为0 进行标高闭合计算。空车从摇台出车以 8的下坡滑过对称道岔，到基本轨起点末速度为 1.42m/s。3.4.63.4.6 确定各井底车场硐室位置确定各井底车场硐室位置1.井下中央变电所（1）硐室位置中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入输出电缆线、配电均衡、安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所置于副井马头门距离水泵房较近的附近。其断面按所选的具体变压器型号确定，同时，应满足有关规定的要求，不得违反有关规程。（2）支护形式和特殊要求变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也可采用不燃性锚喷支护。硐室必须设置易关闭的既防水又放火的密闭门，门内可设向外开的铁珊门，但不能妨碍门的关闭，从硐室出口防火门起 5m 内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。变电所的地坪，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出 0.5m。硐室不应有滴水现象，电缆沟应设置一定坡度以便将积水随时排出室外。中央变电所应根据规定，设置灭火器材。如配置灭火设备和充足的50砂箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。2.中央水泵房硐室（1）水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：管路敷设最短，不仅节约管路电缆，而且管道阻力和电压将最小。一旦井下发生水患，人员、设备便于撤出，同时便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故恢复生产。具有良好的通风条件。根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室，即使有特殊原因也要尽可能靠近副井。（2）硐室支护与特殊要求中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可采用锚喷支护，但不得有淋水。出口通道处须设置向外开启的能防水防火的密封门，从硐室出口防火门起 5m 内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板 0.5m，设置流水坡，以防硐室积水。水泵工作的总能力应能满足 20 小时内排出框架 24 小时的正常用水量。3.水仓容量与数量（1）.水仓是按矿井正常涌水量计算的， 煤矿安全规程规定，当矿井正常涌水量在 1000 立方米/小时以下，主要水仓有效容积能容纳 8小时的正常涌水量。同时主要水仓必须含有主仓和副仓。据以上可知，本设计矿井正常涌水量为 188.7 立方米/小时，小于1000 立方米/小时。故其容量 V=Q0.8式中： V水仓容积，立方米；Q矿井正常涌水量，立方米/小时；由此：V=0.8188.7=1512 立方米51设定设有主副水仓，每个水仓承担一半涌水量，则有 1512/2=756 立方米。若用净断面为 8 平方米的半圆拱形断面，那末一条水仓长度为 L=7568=94.5m（2）.水仓的支护形式和特殊要求本设计水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水，水仓净断面应乘以 1.2 的系数，为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水房方向设立反坡，其坡度常为 12。在水仓最低点即清理斜巷地不应设积水窝，再清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。4.其它峒室其它峒室主要有等候室、调度室、电机车房和电机车修理间、防火门峒室、火药库等。3.4.73.4.7 主要巷道主要巷道根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷和辅助运输大巷都布置在岩层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用架线式电机车牵引 1.5吨固定厢式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运输大巷）均采取锚喷，其支护效果好，经济效益可观。图 3-4-7 运输大巷断面图36504500176052014002150430010010014001780112030012005209.2922.82250480355010052表 3-4-3 运输大巷断面特征表断面/m2掘进尺寸/m树脂锚杆/mm围岩类别净掘宽高喷射厚度/mm外露长度排列方式间排距锚深规格净周长/m岩层12.814.24.53.65100100菱形800200021001413.7 图 3-4-8 轨道大巷断面图 表 3-4-4 轨道大巷断面特征表断面/m2掘进尺寸/m树脂锚杆/mm围岩类别净掘宽高喷射厚度/mm外露长度排列方式间排距锚深规格净周长/m岩层15.517.64.84.2100100菱形800200021001615.0533.5 开采顺序及采区回采工作面的配置3.5.13.5.1 开采顺序开采顺序上山采区均采用前进式的开采方式，即上山采区采用单一走向长壁开采方式开采，采区内工作面后退式开采。上山两翼布置工作面开采。3.5.23.5.2 保证年产量的同采采区数和工作面数保证年产量的同采采区数和工作面数采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采取内工作面接替关系等因素确定。各类矿井正常生产的采区个数一般按表 规定：表 3-5-1 矿井同时生产的采区个数矿井设计生产能力（Mt/a）采区个数2.43.0341.51.8231.2 及以下12 因为设计矿井年产量为 120Mt/a,因此，本矿井生产采区为一个，保证年产量的工作面为一个。 1.矿井达到设计产量的回采工作面个数确定达到设计产量时工作面总线长：3mAXBLK 式中：B回采工作面总线长, m；A矿井设计年产量, t/a；X回采出煤率，可取 0.9；m同采煤层总厚度, m；54煤层容重, ；3/mtK3工作面采出率，97、95、93；L年推进度，L330nI；其中：330矿井年工作日，天；n日循环数；I循环进度，m；正规循环系数，0.81；由此：L33070.6560.85 1288m4120 0.9 10m3.48 1.4 1288 0.93B185确定同采工作面数（取整数）LnBN式中：N同采工作面数，个；B工作面总线长，m；n同采煤层数；L回采工作面长度，m；由此: 1N185 1个1902.采区工作面配置采区内同采工作面数目应根据煤层赋存特征，所确定的回采工艺等确定，同时还应符合合理的开采顺序，保证安全生产提高工作面单产为原则。采区内同时生产的综采工作面宜为一个面；普采工作面宜为两个面，不应超过三个面。因此，在满足矿井服务年限的条件下，由于采区内同采工作面为 1 个，所以采区内同时生产的工作面为 1 个。553.矿井产量的验算：niiiiiinKlImA1式中：矿井同采工作面产量总和，万 t；nA第 i 号工作面采高，m；im第 i 号工作面长，m；iI第 i 号工作面年推进度，m/a；iL第 i 号工作面煤的容重，t/；i3mN同采工作面数。 由此：3.4819012881.401nA119.2 万 t计算结果加上全矿井掘进煤之和应大于矿井设计产量 A，但不宜nA超过 1.15A。全矿井掘进煤0.06掘AnA 119.30.06 7.1 万 t实际产煤为+119.2+7.1nA掘A 126.3 万 t因此进行验算有：126.3/1201.051.15满足要求。563.6 井巷工程量及建井工期3.6.13.6.1 概述概述根据以上各章节计算的结果，计算统计达到设计产量时的井巷工程量。设计中的井筒有：主井、副井、风井。主井直径为 5m，副井直径6m，风井直径为 4.5m。断面面积分别为 19.635 m2、28.27 m2和 15.90 m2。采用普通法施工,月进度为 50m。设计中的巷道有：井底车场、运输大巷、轨道大巷、回风石门、采区运输上山、采区轨道上山、工作面区段运输巷、轨道巷、工作面开切眼。3.6.23.6.2 井巷工程量和建井周期的各计算图表井巷工程量和建井周期的各计算图表矿井建设主要工程包括井筒、井底车场巷道及峒室、主要石门、运输大巷及采区回采巷道等全部工艺。本设计中矿井的主要巷道由：井底车场、运输大巷、轨道大巷及工作面巷道。断面均按通过设备最大尺寸和通风行人的安全尺寸设计。各巷道的掘进速度指标见下表（表 361）表 361 平巷掘进速度表掘进机械化程度煤岩类别月进度煤400综合机械化掘进机组半煤岩250液压凿岩台车机械化作业线岩120液压钻作业线岩80煤250钻爆法半煤岩150矿井达到设计产量时井巷工程量见下表（表 362）57表 362 矿井达到设计产量时井巷工程量表巷道断面（m3）工程量（m3）序号巷道名称断面形状支护材料净掘巷道长度（m）净容积掘进容积一开拓巷道1主井圆形砼19.626.4313.16136.758265.842副井圆形砼28.337.4288.18153.210774.93风井圆形砼15.921.282.31308.61744.84井底车场半圆拱形混凝土13.517.5591012285159705轨道大巷半圆拱形混凝土15.517.6120018600211206皮带运输大巷半圆拱形混凝土12.814.2120015360170407回风大巷半圆拱形锚网8.110.5310008100105308回风石门半圆拱形锚网8.110.531008101053二准备巷道1轨道上山梯形锚网8.339.54790650474562运输上山梯形锚网8.339.54790650474563采区运输平巷梯形锚网8.339.5411509579109714采区回风平巷梯形锚网8.339.541150957910971585工作面矩形锚网10.613.7819020142618井巷工程施工进度见下表（表 3-6-3）表 3-6-3 井巷工程施工进度表序号工程名称工程量（m）施工速度（m/月）时间（月）1主井313.1506.32副井288.1505.83风井82.3501.74井底车场9102004.55回风石门1002000.56轨道大巷12002006.07皮带运输大巷12002006.08采区运输平巷11504002.99采区回风平巷11504002.910采区运输上山7904002.011采区轨道上山7904002.012开切眼1904000.5合计38.6由井巷工程施工进度表可以知道，整个矿井的建井周期为 38.6 个月。594 采煤方法4.1 采煤方法的选择为了选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，并考虑实习矿井实际使用经验。石台矿区煤层赋存比较稳定，可采煤层主要为 3 号煤层，3 号煤层属于缓倾斜煤层，平均倾角 822，平均 16。煤层平均厚度为 3.48m。煤尘有爆炸性，煤层有自燃发火性；煤块硬度系数 1.3，煤层直接顶为灰色菱铁质细砂岩，厚度分布不稳定，容易冒落， 老顶为稳定且含有植物化石的泥岩。 地质水文构造简单，结合设计矿井矿井实际情况以及现有的生产技术条件，设计采用综合机械化一次采全高回采工艺，走向长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。4.2 采区巷道布置及生产系统布置采区巷道是为了把回采工作面与主要开拓巷道联系起来。构成运输、通风、动力供应、材料供应等系统。保证工作面联续不断的生产。4.2.14.2.1 采区走向长度的计算的确定（以第一水平采区为例）采区走向长度的计算的确定（以第一水平采区为例）第一水平第一阶段内以井田中央的断层为界，在南北两翼各划分为两个采区即 11，13 和 12，14 四个采区。采区走向长度 2.2km,倾向长度0.8km。604.2.24.2.2 确定采区走向长度及工作面数目确定采区走向长度及工作面数目具前所述，工作面长度定为 190m，回采巷道宽 4m，本采区划分为 8个工作面，上山两翼开采，一翼布置 4 个工作面。采用无煤柱护巷技术。4.2.34.2.3 回采巷道的布置回采巷道的布置 由于开采的煤层为单一厚煤层且回采巷道的服务年限较短，根据煤层赋存条件可以知道顶板板岩石比较稳定，维护条件较好，所以决定将回采巷道布置在煤层中，为了减少煤层厚度的损失，回采巷道和采煤工作面开切眼均应沿煤层底板布置。4.2.44.2.4 联络巷的布置联络巷的布置回风用石门斜巷与回风巷联接，轨道运输大巷用石门斜巷（下部车场）与轨道运输上山联接，皮带运输大巷和采区运输上山采用采区煤仓连接。4.2.54.2.5 采区上、中、下部车场形式采区上、中、下部车场形式采区车场是采区巷道的重要部分，是采区上下山与区段平巷或阶段大巷连接处的一组巷道和硐室，其主要作用是在采区内运输方式和过渡的地方完成转载工作。采区车场按地点分有上部、中部、下部车场。 本设计对车场不作详细的设计，根据井田的开拓方式车场形式选择如下。采区上部车场形式61 运输上山2-轨道上山3-绞车房4-联络石门5-平车场6-总回风道图 4-2-1 采区上部车场采区中部车场形式运输上山 2-轨道上山 3-甩车道 4-绕道 5-区段轨道平巷 图 4-2-2 采区中部车场采区下部车场形式62 轨道上山采区煤仓运输上山运输大巷图 4-2-3 采区下部车场4.2.64.2.6 采区硐室采区硐室 1采区煤仓圆形垂直煤仓，净直径 3m，高度为 30m。 （运输大巷布置在煤层底板下垂距为 20m 的岩层中） 。煤仓容量为 220t，煤仓的支护方式采用砌碹支护，壁厚 300400mm。2绞车房由于采用采区式划分，井下运输环节较多，轨道上山通过底板绕道直接与轨道运输大巷相联。轨道上山采用单绳缠绕式绞车来完成辅助运输。因为轨道上山只担负一个采区的辅助运输任务。为完成工程量，在轨道上山的上部设置一个绞车房，停放绞车。3采区变电所在两上山之间布置采区变电所，采区用移动变电站集中供电。4.2.74.2.7 采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率采区掘进巷道及其煤巷统计见表 4-2-1、表 4-2-2。63表 4-2-1 采区巷道掘进统计巷道断面(m2)序号巷道名称围岩形式支护方式净断面掘断面巷道长度(m)同类巷道总长度(m)1采区轨道上山煤巷锚网8.339.547907902运输皮带上山煤巷锚网8.339.547907903开切眼煤巷锚网10.613.7820016004区段运输平巷煤巷锚网8.339.54115092005回风平煤巷锚网8.339.5411502300合计20180 表 4-2-2 采区煤巷统计表序号巷道名称巷道断面面积(m2)每米出煤量(t/m)巷道全长(m)全部出煤量(t)采区总出煤量(t)采区千吨掘进率(m/kt)采区掘进出煤率()1采区轨道上山8.3311.667909211.42采区运输上山8.3311.667909211.43开切眼10.615.1620030324材料运输平巷8.3311.669200107272645回风平巷8.3311.66230026818合计2018015554585977472.352.0 采区总出煤量=（工作面出煤量掘进出煤量）=8597747t采区千吨掘进率=mkt采区巷道掘进总长度（）采区总出煤量（）=2.35m/kt8597.747 20180采区掘进出煤率=100%) t 采区掘进总出煤量（t ）采区总出煤量（=1555452%8597747采区采出率=)100%)tt采区总出煤量（采区工业储量（8597747100%923731293.1%4.2.84.2.8 确定采区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数确定采区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数根据采区生产能力，采区巷道布置、煤层赋存条件选择确定巷道的掘进方法为综掘。当某一回采工作面将要采完时，须把一个接替回采工作面准备好，以确保工作面的正常生产。故需要配置足够的巷道掘进队，并安排好掘进工作面的接替。采掘工作面的比例关系(头、面比)计算方法如下：jh12ttttN式中：N 掘进工作面回采工作面头面比；65t1 机械安装时间，综采一个月；t2 工作面备用时间，按半月计。th 回采工作面所需时间，月；ghhtLV其中：Lg区段内回采工作面沿走向全长，m； Vh回采工作面月速度，m/月； tj掘进工作面所需时间，月；njjtIV其中：In接替工作面的巷道长度，m； Vj巷道的掘进速度，m/月；所以：j1200 2 190t400 25904006.5 月 h1200t7 0.656 308.71 月又因为 t11，t20.5。所以： 6.58.71 1 0.5N 0.94.2.94.2.9 采区生产系统采区生产系统采区生产系统包括带区内的煤、矸石、材料和设备的运输路线。1煤炭运输系统采区运输平巷和采区运输上山采用 STJ-800/100X 型可伸缩胶带输送机，配 100KW 的电机两台。运煤路线：66综采工作面的煤炭采区运输平巷采区运输上山采区煤仓 皮带运输大巷井底中央煤仓主井提升至地面 2辅助运输系统采区内以轨道上山及材料材料运输平巷构成辅助运输系统，担负着设备、材料、矸石和人员的运输任务。辅助运输路线：副井井底车场轨道运输大巷采区下部车场采区轨道上山采区中部车场轨道平巷综采工作面矸石运输由岩巷掘进工作面往外运的方向与上述方向刚好相反。辅助运输系统均采用 1.5t 的固定式矿车运输。3通风系统根据采区巷道布置及生产安排，主要进风巷为轨道上山；运输上山辅助进风，主要回风巷为采区回风巷及总回风巷。通风路线：副井井底车场运输大巷轨道上山 区段运输平巷综采工作面区段回风平巷回风石门风井。4排水系统根据带区巷道布置，工作面污水经水沟流至轨道上山，再经运输大巷由井下中央泵房排至地面。5供电系统高压电缆由井底中央变电所，经运输大巷至采区变电所，经降压后的低压电通过进轨道由低压电缆分别引向回采和掘进工作面的配电点以及分带运输巷输送机， 采区轨道巷绞车等用电地点。6供水系统采掘工作面、斜巷及采区运输巷输送机转载点所需的防尘喷雾用水，由地面储水池以专用管道送至采区用水地点。4.3 回采工艺设计在确定采煤方法及回采工艺的类型的基础上，对首采区首先投产工作面回采工艺设计，回采工艺设计主要包括机械设备选型、确定作业方式、确定支护方式和采空区处理方法、绘制机械配备平剖面图、编制循67环图表及工作面技术经济指标表。4.3.1 综采工作面的主要设备综采工作面的主要设备(见表 4-3-1)表 4-3-1 综采面和掘进面主要设备表序号设备名称型号数量1采煤机MXA-300/3.512刮板输送机SGZ-730/32013液压支架ZY35-17/35134+164乳化液泵台XRB2B80/3515端头支架PDZ/17/3886转载机SZB730/4027移动变电站KSGZY18喷雾泵站PRB320-6319掘进机EBH-160110调度绞车JD-11.4411注水泵SD-2/1502工作面长度为 190m,煤层倾角平均为 16, 底板都比较稳定。倾向长度为 800m，煤厚为 3.48m，故采用一次采全高、全部垮落法管理顶板。68机械配备平剖面图见下图（图 431） 。 6913-下端头支架9-喷雾泵5-转载机1-采煤机A8-乳化液泵11-小水泵7-调度绞车3-液压支架2-刮板机1310-煤电钻6-顺槽输送机104115764-破碎机12-上端头支架13A2AA712 108 9 图 4-3-1 机械配备平剖面图4.3.24.3.2 工作面循环方式和循环作业图表的编制工作面循环方式和循环作业图表的编制 综采工作面一般以割煤、移架、推溜三个主要工序为主线。完成这70三个工序即为完成一个循环。故常布置多循环方式组织作业，在册人数为 114 人。在安排作业方式时，必须把机械设备检修作为综采的一个工序，适当安排，保证检修时间。根据实际情况和设备检修能力，组织两班半采煤，半班检修的三班作业制。表 432 劳动组织表班次序号工种一班二班检修合计1支架554142机组司机22263移溜工33394泵站司机11135电工11136溜子司机11137机组检修448支架检修449泵站检修4410电检修5511端头工5541412溜子检修3313破煤工222614修护工151515记录员112416送料工4417班长111318井下保管112419材料员3320队长1113合计242460114综采生产、割煤和移架平行作业，无须单独回柱放顶时间。因此，71准备班的工作量不是太大，主要是检修设备、更换易损零部件、前移转载机、回收运输和回风巷支架、平巷超前支护工作。在工作面还有如加固煤壁、扶正支架、整理工作面端头等。但这些工作可以平行进行，一般半班即可顺利完成。 工作面作业循环图图4-3-2 综采面作业循环图设备检修移输送机移支架采煤机割煤图例三二一面长/班时 图 4-3-2 工作面作业循环图725 矿井运输、提升及排水5.1 概述5.1.15.1.1 井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据（1）矿井生产能力： 120 万 t/a；（2）矿井工作制度： 三八制；（3）煤层倾角： 平均 16；（4）煤的散集程度： 1.4t/m3 ；（5）矿井瓦斯等级： 中等瓦斯； （6）煤尘爆炸指数： 具有爆炸性。5.1.25.1.2 矿井运输系统矿井运输系统 运煤系统 综采工作面（刮板输送机）采区运输巷（皮带输送机）皮带运输上山（皮带运输机）采区煤仓皮带运输大巷（皮带运输机）井底煤仓主井（箕斗）地面。2运料系统地面副井（罐笼）井底车场（1.5t 固定厢式矿车）轨道大巷（1.5t 固定厢式矿车）采区下部车场（绞车） 轨道上山（1.5t 固定厢式矿车）采区轨道巷工作面。3运矸系统综采工作面（掘进头）采区回风巷（1.5t 固定厢式矿车）轨道上山（1.5t 固定厢式矿车）采区下部车场（绞车）轨道大巷（1.5t 固定厢式矿车）井底车场副井（罐笼）地面。734行人系统地面副井（罐笼）井底车场（载人车） 大巷 运料进风行人斜巷（绞车）采区轨道上山（载人车）区段平巷工作面。5.1.35.1.3 矿井运输设备选型应遵循的原则矿井运输设备选型应遵循的原则 必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择 生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出运现输送机轨道输送机轨道的情况；必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。5.2 运输设备的选型计算5.2.15.2.1 采区运输设备的选型采区运输设备的选型 采区主要设备主要包括回采工作面、运输平巷的主要运煤设备、矸石、运料运输设备。其设备类型主要由地质特征、开拓系统、开采方法、运输倾角、运距、运量和瓦斯等条件来决定，对于采区运输设备，原则上不必进行设计计算，直接从有关设备技术特征表中选用即可。采区设备选型时，运输设备的小时生产能力的确定依据是回采工作面可弯曲刮板输送机小时运输能力，应大于回采工作面采煤机设计的小74时生产能力，同时不应小于回采工作面的小时运输能力。各种设备选型特征如表 511、表 522、表 513 所示。表 521 可弯曲刮板输送机电动机型号运输能力t/h出厂长度（m）型号功率（Kw）电压（V）SGZ730/3201000200YSB2002002660/1140表 522 可伸缩胶带输送机特征表电动机输送带型号运输能力t/h出厂长度（m）台数宽度（mm）速度m/s与转载机接头（m）储带长度（m）台数功率（Kw）电压（V）功率因数DX-355060028002.012802402660/11400.86表 523 顺槽转载机特征表电动机型号机型出厂长度（m）小时运量 t/h型号功率（Kw）电压（V）SZZ-730/132双边链43630KBY5501321321140755.2.25.2.2 大巷运输设备大巷运输设备 大巷一般采用轨道运输和皮带运输，在轨道内一般选择标准矿车，牵引设备一般采用电机车，小型矿井亦可采用无机绳运输。大型矿井，采区生产集中矿井一翼走向长度小于 3Km，条件适合，技术经济比较优越时，可采用胶带输送机。本矿井年生产能力为 120 万吨，运煤采用皮带运输。辅助运输可选用 1.5 吨固定矿车和平板车，材料车和人车等辅助车辆。 1.轨道运输大巷（1）轨道大巷内的设备选型见表 5-1-4 和表 5-1-5 表 524 架线式电机车主要技术特征表配套电机型号粘着质量（t）轨距（mm）轴距（mm）速度Km/s型号功率（Kw）电压（V）外形尺寸ZK77/250760068011ZQ-2125250450010601550表 525 矿车主要技术特征表名称型号名义载重（t）最大载重（t）轨距（mm）轴距（mm）外形尺寸（mm）自重（Kg）1.5t 固定矿车MG1.76A1.52.76007502400105012007181.5t 材料车 M C1.56A1.529006007502400105012005661.5t 平MP1.51.529006007502400105052776板车6A415平巷人车PRC-1212260015004280102015251450（2）列车组成计算在确定电机车粘着质量及矿车形式之后，可以根据运输条件计算列车组成。列车组成的计算按三个条件来确定，分别为：按电机车的粘着质量。按牵引电动机的允许温升。按列车的制动条件。分别计算如下： 按电机车的粘着力条件计算以电机车在最困难的启动条件下启动时，车轮不打滑为计算依据。Qzh i0.11zhPpWa 式中： P机车粘着重量，t；Qzh重车组质量，t；机车粘着系数，启动 = 0.24；Wzh重列车起动时的阻力系数，取 0.0105；I轨道线路平均坡度 ，i = 3；列车起动时的加速度 ，= 0.04m/s2；aa所以：zh7 0.24100.01050.0030.11 0.04Q 94-10 84（t） 按牵引电动机允许温升条件计算chzhzhd1000igFQPTWTA（）式中：Fch电机车长时牵引力，N；77P 机车重量电机车调车时的电能消耗系数，取 1.25；T机车往返一次的运行时间，min；列车往返一次的运行时间，min；Wzh重列车运行阻力系数，取 0.007；id等阻力坡度 一般为 2 3，取 2；g重力加速度，取 9.8 m/s2；所以： zh13050101000 1.250.0070.0029.8QTT（）其中： zhkttT ppzhk60600.750.75LLVV式中：列车往返一次的运行时间，min；T加权平均运距，Km，取 1Km；pL重列车的运行速度，Km/h，取 6 Km/h；zhV空列车的运行速度，Km/h，取 8 Km/h；kV所以： 60 160 10.75 60.75 8T 23min列车往返一个循环中的休止时间，min，取 5min；所以： 225（t）zh1305010231000 1.250.0070.0029.8235Q（）78 按列车制动条件计算根据煤矿安全规程 ，列车制动距离，制动时不得超过 40m。在车组重量计算时，一般只按运送物料下坡制动不超过 40m 计算。列车开始制动时速度等于长时速度，则制动时的减速度为：2ch1b3.62TVL（）式中：机车长时制运行速度，取=10Km/s；chVchV制动距离 ，运送物料时取 40m；TL所以： =0.047271b3.62 40（）按制动条件计算车组重量的最大值是：zhzh0.11biPQPW式中：重车组质量，t；zhQP机车重量，t；机车制动时粘着系数,取 = 0.17;重列车运行的阻力系数，取 0.007；zhWI轨道的平均坡度，取 i3；b列车制动时的加速度 m/s2由此： zh7 0.17100.11 0.0470.0070.003Q1007t（3）列车中矿车数量的确定zhmin0QZGG式中：79距三个约束条件确定的车组质量中最小者，t；zhminQG、G0分别为矿车的载重或自重，t；所以： 78 台841.50.718Z （4）电机车台数的计算 机车的加权平均周期运行时间 zhk6060min0.750.75PPLLVVT，式中：加权平均运距，Km，取 1Km；PL重列车的运行速度，Km/h，取 6 Km/h；zhV空列车的运行速度，Km/h，取 8 Km/h；kV列车运行一个循环中休止时间，min，取 5min；所以： 60 160 150.75 60.75 8T 13.3+10+5 28min 每台机车每班可能运行次数： 次/班b60TT式中：一个工作班内的运输工作时间，不运人取7h；运人取bTbT7.5h机车的加权平均周期运行时间，min；T所以： 60 7.528 16 次/班 班产量AbA1 + A2 + An ， t/班80式中：A1，A2，An各采区的班产量，t/班；因为只有一个采区生产，所以：AbA1 20.6563.481901.40 1822t/班运煤采用皮带运输大巷电机车只负责运矸石和运人 每班所需运送货载总次数bab/KAAZG（），次班式中：每班矸石产量，t/班；aA生产不均匀系数，取1.35；KK一列矿车的矿车数，取 18 辆；Z矿车载重，取 1.5t；G又因为：aA0.2bA0.21822364t/班所以： b1.35 36418 1.5 18 次/班 每班运送总次数 次/班b总人式中：人取 2所以：18+220 次/班总 工作机车台数20/18N总81 1.15 台取 2 台。 备用与检修台数0.25NN 0.252 0.5 台取 1 台。 所需机车总台数NNN总 2+1 3 台2.皮带运输大巷及运输上山皮带机的计算选择设计的原始资料：输送长度 L=1200m，大巷倾角 02，设计运输率 A=364t/h，货载的集散容重 =1.4t/m3,货载在胶带上的堆积角=30，货载块度 =300mm。 胶带宽度 B、速度 V胶带宽度： . . .ABKVC式中：A设计运输生产率，t/h ； 货载的集散容重，t/m3；C输送机倾角系数，取 1； K货载面系数，取 K=458；V带速，取 2.0m/s。故 3640.533458 2.0 1.4 1Bm查固定机械手册选择 DX-3 型号的钢丝绳胶带输送机，带宽800mm,输送量 550t/h。带宽满足运输能力要求外，按物料的块度进行校82核 B2300200（mm） 胶带运行阻力计算 输送带上的物料的线质量 q 36455.6/3.63.6 2.0Aqkg mV 胶带阻力胶带输送机运行阻力计算见图 5-2-1 图 5-2-1 胶带输送机运行阻力计算图图中 3-4 段为运送货载段，重段运行阻力用 W2h表示；1-2 段为运行空段，阻力用 WK表示。两者表示如下： W2h=(q+qd+qg)Lcos(q+qd)Lsin WK=(q+qg)LcosqdLsin 式中： 输送机的倾角； L输送机长度，m；，分别为槽型、平型托辊阻力系数，取槽型，0.02；q输送带上的物料的线质量，kg/mqd每米长胶带自重，kg/m；qg,qg分别为每组折算到每米长度上、下托辊转动部分的83重量，kg/m； qg= qg= G gL gG gL g其中： ，分别为每组上、下托辊转动部分的重量，kgG gG g 上托辊间距，一般取 11.5m；L g下托辊间距，一般取 23m 。L g故： qg= qd=12.2kg/m117.33/1.5kg mqg= q=55.6kg/m113.67/3.0kg mW2h=(55.6+12.2+7.33)12000.031=2930NWK=(55.6+3.67)12000.025=1926NW2-3=(0.050.07)S2W4-1=(0.030.07)(S4+S1) 胶带张力计算逐点计算法 S1与 S4关系满足 S4= S1+ W2h+ WK+ W2-3S4= S1（1+ ）1uaen式中：n摩擦力备用系数，取 1.15u胶带与滚筒之间的摩擦系数，查表为 2.31所以 S1=4543N, S2=4543N, S3=6565N, S4=9495N 张力验算Smin2h=5(q+qd) cos=508.5NL gSminK=5q cos=183NL gS1Smin2h 满足要求 牵引力及功率的计算主轴的牵引力为： W0=S4S1+（0.030.05） （S4+S1）=5654N84电动机的功率： =111KW0102WVNu3.运输上山胶带输送机的选型 根据以上的选型计算，运输上山胶带输送机选择为 STJ800/100X 型号。特征见表 5-2-6表 526 可伸缩胶带输送机特征表电动机输送带型号运输能力t/h出厂长度（m）宽度（mm）速度m/s与转载机接头（m）台数功率（Kw）电压（V）功率因数STJ800/100X40010008002.0122100660 0.865.3 矿井提升该矿井设计井型为 120 万吨/年，考虑设置一对井筒进行提升，即主井和副井进行提升。主井采用箕斗提升，主要负责提煤；副井采用罐笼提升，负责提矸、下料、升降设备和人员等各种辅助提升提升为主井和副井提升，大巷运输水平为-250m 水平，地面井田标高为+33.1m，提升高度为 283.1m，故应采用立井单绳绞车式提升，副井筒也采用单绳绞车式提升机进行提升。855.3.15.3.1 矿井提升设计的主要依据和原始资料矿井提升设计的主要依据和原始资料 该矿井设计生产能力为每年 120 万吨，年运输矸石 24 万 t，井下运输大巷中采用两条岩石大巷，运输煤炭采用皮带运输，辅助运输通过1.5t 固定式矿车、平板车和材料车来完成。石台矿的煤质为优焦煤，煤的散体容重为 1.4t/m3，矿井工作制度为：一年工作日为 330 天，每天净提升时间 16 小时，每天 3 班作业，每班工作 8 小时。该矿采用立井开拓，第一水平高度深 283.1m，第二水平高度深483.1m。5.3.25.3.2 提升设备的选型计算提升设备的选型计算 1主立井提升容器确定一次合理提升量jfTntacAQ3600式中：A 矿井设计生产能力,t；c 提升不均衡系数,箕斗井为 1.11.15,取 1.15； 提升富裕系数,第一水平取 1.20；fat 日提升小时数,取 14h；n 年工作日数,取 300d； 一次循环时间,s；jTuaVVHTjjj其中：H提升高度，m；箕斗井：xszHHHH其中：矿井开采水平垂直深度，m；sH86卸载水平至井口水平距离，m，取 20m；xH装载水平至井底车场水平距离，m，取 20m；zH最大提升经济速度，其中；jV0.4jVH加速度，取 0.8；a2smU箕斗在曲轨上减速与爬行所需的附加时间，取 u=10s；休止时间，s，取 10s；表 5-3-1 箕斗休止时间箕斗规格（t）5 及以下59121620休止时间（s）810121620所以：xszHHHH 283+20+20 323m0.4jVH 0.4323 7.83m/suaVVHTjjj3237.8310 107.830.8 82.8s所以：jfTntacAQ36007.22t4120 101.15 1.282.83600 16 330选择提升容器规格尺寸根据 Q 值及煤的松散容重即可选用 8t 标准箕斗，根据表中斗箱有效容积，计算一次实际提升量：87Q=VQr 式中：式中： 煤的松散容重,取,其中 1.40 为煤的容重,为r1.40r碎胀系数,取 1.1；VQ箕斗容积；满度系数，取 0.9；1.27t/m31.40r1.401.1所以：Q=10.74t0.9 1.27 9.4根据箕斗实际提升量，选择 JLD8 型单绳提升 8t 箕斗。箕斗有效容积 9.4m3，自重 6013kg。2.副立井提升容器的确定副立井主要担负提升人员、材料、设备、矸石的任务。根据辅助运输设备和井下矸石量，初步选择罐笼型号为 GDG1.5/6/2/2K 型 1.5t 矿车双层四车罐笼，其自重为 7.58t。要求最大班工人下井时间一般不超过 40min，最大班净作业时间，一般不超过 5h（包括提人、材料、矸石） ，其中升降工人时间，按工人下井时间的 1.5 倍，升降其它人员时间，按升降工人的 20，提升矸石按日出矸量的 50；升降坑木、支架按日需量的 50。下井人数的确定因为该矿年产量为 120 万吨，且工作制度为“三、八制” ，二班半采煤半班准备。所以该矿总工作人员为：n1200000330 3 1212其中管理人员占 10，为 121 人。井下工人为 1212-1211091 人所以下井最大工人数 1091/3+22386 人用提升人员进行验算：88040 60rjjnnVHaV式中：每罐提升人数，44 人；rn最大作业班下井人数，386 人；0n提升加速度，取 0.7m/s2 ；asxHHH 283+20 303其中：矿井开采水平垂直深度，m；sH卸载水平至井口水平距离，取 20m；xH稳罐附加时间，取5s；上下人员休止时间，取 36s；所以： 40 60rjjnVHaV 40 120440.43033035360.70.4303 2230386 人满足要求。以最大班净作业时间 5 小时验算提矸石每班作业时间（小时）0q02 3600 qQTt矸式中：每日矸石提升量，t；0Q89每次矸石提升量，t；0q所以： 800 80.82 3600 8t矸 1.122h 67.3min升降其他人员的时间 0.2（min）t人（60min）q0rnt1.560 nAA人T364t1.560 24人80. 8 30.6min0.20.230.6t人 6.12min下坑木、支架按日需量的 50%计算；取 0.3h18min下炸药 24 次，取 4 次；保健车 24 次，取 4 次；运送设备510 次，取 10 次；其他 510 次，取 10 次；则：总计 4+4+10+1028 次2880.8s37.7min所以：总作业时间为：67.3+6.12+6.1+18+30 152min 2.54h5h满足要求。3.主井提升钢丝绳的选择计算提升钢丝绳的绳端荷重 Qd箕斗提升时：Qd（Q+Q2） ，N；罐笼提升时：QdQ2+2（G+G0） ，N；式中：Qd 钢丝绳绳端荷重，kg；90Q2 罐笼的质量，kg；Q 一次提升量，kg；2每次提升的矿车数；G 矿车中的装载质量，kg；G0矿车的质量，kg；所以：箕斗提升时：Qd（Q+Q2） （10744+6013） 16757 kg罐笼提升时：QdQ2+2（G+G0） =7580+2（1500+718）=12016kg单绳提升绞车钢丝绳的选择 1.1QQZPBHCm式中：P钢丝绳每米重量 kg/m; Q+QZ 一次提升量 kg；HC钢丝绳最大悬垂长度，m。B钢丝绳抗拉强度，kg/mm2.我国多选用 1550N/mm2和1700N/ mm2，选用 1700N/ mm2。 m安全规程规定的系数（专为提人不小于 9，升降人员和物料不小于 7.5，专为升降物料不小于 6.5）箕斗：=+HCHzHsHj罐笼：= +HCHsHj式中：Hj井架高度， （罐笼为 1525m，箕斗为 3035m） ；HZ装载水平至井底车场距离， （1822m） ； Hs井筒深度，m；故：91箕斗：=333m=HC1.1QQZPBHCm167577.16/1.1 170003337kg m罐笼：=303m=HC1.1QQZPBHCm120165.91/1.1 170003038kg m 选择钢丝绳并验算主井钢丝绳选择 187 股（H6）直径为 40.0mm,钢丝直径为 2.8mm,参考质量 7.25kg/m，钢丝绳破断力之和为 1315000N。副井钢丝绳选择 187 股（1+6）直径为 40.0mm,钢丝直径为 2.6mm,参考质量 6.25kg/m，钢丝绳破断力之和为 1135000N。钢丝绳验算满足 QZmQQP HMCC主井： 1315006.86 6.5167577.25 333m 副井：1135008.16 7.5120166.25 303m 以上均满足要求 卷筒及天轮直径卷筒及天轮直径应该满足： DJ80dc；DJ1200c式中：DJ天轮直径dc钢丝绳直径c92钢丝直径主井： DJ8040=3200mmDJ12002.8=3360mm副井： DJ8040=3200mmDJ12002.6=3120mm查表选择 TSH3500/23.5 型号的天轮，直径 3.5m，绳槽半径23.5mm，使用于钢丝绳 3743，破断拉力之和为 1420000N。 卷筒宽度验算主井卷筒缠绕层数为 2 层，副井缠绕层数为 1 层。主井满足式：( )()HLnnDWJBdcKDCP副井满足式：()()HLWBn dcDj式中：n摩擦圈，取 3 绳间距离，23mm； n错绳圈，24 K缠绕层数 LW钢丝绳实验长度，30m,DCP平均缠绕直径，主井B840mm，副井B233mm验算最大静拉力和静拉力差是否满足要求。93maxQQP H FMCctQP H FCctp主井：167570+7.2533310=191713N1185000N107400+7.2533310=13154N115000N副井：139100N170000N 94744N115000N经验算满足要求提升机与井筒的相对位置确定计算井架高度HJ= Hx+ Hr+ Hg+ 0.75Rt式中：Hx井口到卸载位置的容器的底比的距离（罐笼取015m,箕斗取 1525m， ）Hr容器全长Hg过卷高度，应该符合规定0.75Rt附加距离，Rt为天轮半径主井：HJ=39m副井：HJ=26m 井筒中心线与提升机卷筒中心线间的距离主井：LS=42m副井：LS=51m 钢丝绳的弦长22()()XJSTLHCLR钢丝绳的弦长与水平面所成的仰角下绳11sin12HCDDJJTtgLRLSTX上绳211sin2HCDDJJTtgLRLSTX94主井：LX=55.2m50.5 151=43.202幅井： LX=55.2m30.3 15126.7 01 电机容量选择由公式：. .102K QVNpu式中：K矿井提升阻力系数，箕斗 1.15,罐笼 1.2u减速器传动效率，一级传动 0.92,二级传动 0.85p动负荷影响系数，P=1.21.4(箕斗取小，罐笼取大)V提升速度主井提升机电机功率 N=1772KW副井提升机电机功率1498KW 电机型号的选择如下主井电机型号 表 5-3-2 电动机型号型号额定功率（KW）额定电压（KV）额定电流（A）起动转矩最大转矩TD143/66-8200060002241.102.00副井电机型号95 表 5-3-3 电动机型号型号额定功率（KW）额定电压（KV）额定电流（A）起动转矩最大转矩TD170/44-8160060002021.102.505.4矿井排水5.4.15.4.1 概述概述石台井田含水层组有奥陶系灰岩含水层，太原群灰岩含水层（） ，二迭系砂岩含水组（） 、新生界砂砾石孔隙含水组（） 。奥陶系灰岩含水层单位涌水量 0.1123.15 ，渗透系数/ l s mA0.1695.0195m/d，为硫酸型水；太原群灰岩含水层（）单位涌水量0.00046 ，渗透系数 0.001487m/d，水质类型为硫酸钾钠型水；二/ l s mA迭系砂岩含水组（）单位涌水量 0.023 ，渗透系数 0.118m/d，/ l s mA为硫酸钠镁型水；新生界砂砾石孔隙含水组（）单位涌水量 0.00789 ，渗透系数 0.029m/d，为硫酸重碳酸型水。由于以上含水层组受/ l s mA相应的隔水层影响，对矿井开采不会带来大的影响。井下主要涌水来自煤系地区本身的砂岩裂隙水和风化带裂隙水。本矿小时正常涌水量为 188.7m3/h，最大涌水量为 378.6m3/h，井型为年产 120 万吨的中型矿井，属于中等瓦斯矿井。矿井主要根据第一水平情况进行设计，采用集中排水系统，对其它水平只作适当地数目。排水系统：主排水设备设置在第一水平，第二、三水平的涌水量由辅助排水设备排至上一水平的水仓中。然后由主排水设备排至地面。5.5.2.2 排水设备选型计算排水设备选型计算1水泵型号及台数96水泵最小排水量的确定正常涌水量时： QB1.2Q m3/h2420Q式中：QB水泵最小排水量，m3/h；Q矿井正常涌水量，m3/h；由此：QB1.2188.7 227.0 m3/h最大涌水量时：QBr 1.2 QBr m3/h2420rQ式中： Qr矿井最大涌水量，m3/h；由此：QBr1.2378.6 454 m3/h水泵扬程的计算PXBgHHH式中：排水高度，取井筒垂深，m；PH吸水高度，取 5m；XH管道效果，竖井取 0.890.9；g所以： 28350.9BH 320m水泵形式及台数的确定根据水泵扬程和矿井正常涌水量，从产品样本中选择额定值接近所需值的水泵，水泵型号选 250D606 型，额定流量 485 m3/h，扬程388.5m，转速 1480rpm，吸程 4.5m，效率 82，配带电动机型号97JSQ1510-4 型，容量 850KW，外形 455020151540，自重 2750kg。水泵台数的选择：根据安全规程规定：必须由工作、备用和检修的水泵。工作水泵的能力，应能在 20h 内排出矿井 24h 的正常涌水量。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的 70。工作和备用水泵的总能力，应能在 20h 内排出矿井 24h 的最大涌水量。正常涌水量工作水泵的台数：1BnQnQ式中：所选水泵的额定流量，485 m3/h；nQ1227485n 0.47取1 台。1n备用水泵台数：700.72n1n取1 台。2n最大涌水量时水泵工作台数：1BrnQnQ 454485 0.94取1 台。1n并且1+2，满足要求。1n1n2n检修水泵台数250.253n1n取1 台。3n水泵总台数为：+n1n2n3n 1+1+198 3 台2管路的确定管路趟数的确定安全规程规定必须由工作和备用的水管，其中工作水管的能力应配合工作水泵在 20 小时内排出矿井 24 小时的正常涌水量，工作和备用水管的总能力，且能配合工作和备用水泵在 20 小时内排出矿井 24 小时的最大涌水量，因此，设计中主排水管敷设两趟，一趟工作，一趟备用。管径计算排水道管径：dp= ，m43600nQv式中：v 排水管流速，v1.52.2m/s 取 v2m/s；所以：dp=4 4853600 3.14 2.2 0.279m查表，选用外径为 299mm 的标准无缝钢管，壁厚 8mm，内径 283mm。吸水管直径：，m；025. 0pxdd由此：0.304m0.2790.025xd 查表，选用外径为 325mm 的标准无缝钢管，壁厚 8mm，内径 309mm。由于垂高小于 400m 时，可选用壁厚度最薄的一种，且不必验算。3管道特性曲线，确定工况点最大吸水高度的计算 ，m2xwxxs2gVHHH允允式中：99产品样本上给出的允许吸上真空度，m（取额定工况时的sH允）xH允吸水管中流速，m/s；xV ，m/s2900nXxQVd所选标准吸水管的内径，m；xd吸水管的阻力损失，m；wxH ，m2()2xxwxxxLVHdg查表可知，因325mm，故13.46，0.0263，取xdx10mxL由此：224851.63/900900 3.14 (0.325)nXxQVm sd2()2xxwxxxLVHdg 2101.63(0.026313.46)0.3252 9.8 1.19m最大吸水高度： 2xwxxs2gVHHH允允 21.634.5 1.192 9.8 3.17m求管道特性方程，绘制管道特性曲线gwxwp1.71HHHH（）100式中：gpx5mHH +H283288 ；排水管阻力损失，m；wpH2ppwppppmd2gLVH（），排水管沿程阻力系数；p排水管中流速；pV ，m/s；p2p900nQVd所选标准排水管内径，m；pd排水管上各管件局部阻力系数之和；p排水管长度，m；pLp1234LLLLL泵房里最远一台泵排水管长，取 20m；1L斜巷内排水管长，取 20m；2L井管内管长，取井筒深；3L地面上排水管长，取 20m；4L所以：p1234LLLLL 20+20+283+20 343m查表，因299mm，故0.027。pdp0.084+3.5+83+31.5+1.14+13+541.46p又因为： p2p900nQVd 2485900 3.14 0.299 1.92m/s101所以： 2ppwppppd2gLVH（） 23431.920.02741.460.2992 9.8（） 13.63mH293+1.7（3.17+13.63+1）324m管道阻力系数：g2nHHRQ式中： 所选泵的额定流量，m3/h；nQ所以：1.362324293485R410则管道特性方程为：Q22gHHRQ4293 1.36 10取不同的 Q 值，求得相应的值列表如下：Q m3/h0100200300400500H m293294.36298.44305.24314.76327.确定水泵级数及工况点水泵级数：iH/Hk324.0/605.4式中：Hk所选水泵一级额定扬程，m；由上计算结果决定选六级水泵。工况点参数：QM=500 m3/h，M=0.65，NM=84KW，HM=348 m。102 图 5-4-1 水泵特性曲线4校验计算验算排水时间及排水管中的流速正常涌水时：124nMQTnQ24 188.71 500 9.06h20h最大涌水时：124rmmQTnQ24 378.61 50018.1720h排水管中的实际流速：1032900mppQVd25009000.309 1.852m/s校验水泵经济性和稳定性经济性： nM9 . 0式中：水泵额定工况时的效率；n0.70.9 0.610.55稳定性：09 . 0 iHHg式中：H。水泵流量为零时一级扬程；283.10.9 6 60324 验算电动机功率 （Kw）(1.1 1.15)102 3600MMMnrQ HN 式中： 传动效率，直连时1；nn1.11.15 富裕系数：当 Q300m3/h，取 1.1；N 1149.612501480 500 3481.1102 3600 0.65 1所以电动机的功率符合要求。1046 矿井通风系统的选择6.1 矿井通风系统6.1.16.1.1 通风设计的基本依据通风设计的基本依据由地质资料所述；矿开 CH4的相对涌出量为 6.03m3/min；煤层的瓦斯含量不高。总体看，该矿井为低瓦斯矿井，且煤尘具有爆炸危险性，有自然发火倾向。现行矿井投产至今未见煤的自燃现象。从临近的矿井情况来看，邻矿得瓦斯含量也不高，且没有瓦斯突出的倾向；所以本矿井第一水平确定为低沼矿井是适合的。选择通风系统主要考查矿井开采技术条件和开拓开采设计，同时尽可能地减少井巷工程量和通风运营费，设备运输及维修费等经济问题。同时还要根据上述问题思考是否要灌浆、煤层注水及抽放瓦斯等。6.1.26.1.2 矿井通风系统要符合下列要求：矿井通风系统要符合下列要求：每一个生产矿井必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口，各个出口之间的距离不得少于 30m。进风井口必须布置在不受粉尘、灰尘、有害和高温气体浸入的地方。箕斗提升或装有皮带运输机的井筒不应兼作回风井。如果兼作回风井使用时，必须遵循下列规定：箕斗提升兼作回风井时，井上下装卸井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风率不超过 15，并应有可靠的降尘措施，但装有皮带输送机的井筒不得兼作回风井。箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒兼作进风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过 6m/s；装有皮带运输机的井筒的风速不得超过4m/s，并都有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。皮带运输机的井筒中还应有装有专用的消防管路。105所有矿井都必须采用机械通风，主要扇风机必须安装在地面。同一井口不宜选用几台主扇并联运转，主扇要用符合要求的防爆门。每个矿井必须有完整的独立的通风系统。采用多台分区主山通风时，总进风道的断面不宜过小。回采工作面的掘进工作面都应采用独立通风。井下火药库，井下充电峒室必须有单独的进风风流。6.1.36.1.3 矿井通风系统的确定矿井通风系统的确定本设计井田倾向约 4.5km，且煤层相对赋存较浅，倾角较大，属于缓倾斜煤层。采用立井三水平上山，开拓走向长壁采煤法，经济技术上综合考虑，拟采用中央边界式通风方式。风进设在煤层露头的中央，采用副井进风，风进回风。结合设计矿井的情况，通风系统采用抽出式通风方式，抽出式主扇使井下风流处于副压状态，但一旦主扇因故停止运转时，井下的风流压力提高，有可能使采区瓦斯涌出量减少，必须安全。6.2 风量计算及风量分配 确定矿井总风量：Qkj=（Qcj+Qjj+Qdj+Qgj）Kkj式中:Qkj矿井总进风量，m/min；Qcj 采煤工作面实际需风量总和，m/min；Qjj掘进工作面实际 需要风量总和，m/min；Qdj独立通风的硐室实际 需要风量总和，m/min；Qgj矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需在通风量总和,m3/min；Kkj矿井中通风系数， （包括矿井内部漏风和配风不均等因素）宜取 1.151.25；1066.2.16.2.1 采煤工作面实际需风量采煤工作面实际需风量采煤工作面实际需风量应按矿井各个回采工作面实际需风量的总和计算，即：)min(3mQnQnQnQnQQ备其它炮采机采综采采式中：综采工作面所需要的风量，；综采Qmin3m一般机采工作面所需要的风量，；机采Qmin3m炮采工作面所需要的风量，；炮采Qmin3m其它开采工作面所需风量，；其它Qmin3m备用工作面所需风量，为生产工作面风量的一半，备Q；min3mn各种开采法工作面的个数。根据瓦斯涌出量和开采方法不同对综采工作面按沼气涌出量计算：本设计单一工作面开采，采用综采的采煤工艺。所以上式可简化为QQ备采综采Q综采工作面所需风量计算：按沼气涌出量计算：Q综采100Q综瓦式中：Q综采 综采工作面所需的风量，m/minQ综瓦综采工作面的绝对瓦斯涌出量，m/min； ，m3/minqk24 60TQ瓦瓦综采综瓦其中：T综采综采工作面平均日产量，t/d；k瓦瓦斯涌出不均衡系数，取 k瓦1.15；100按回采工作面的沼气浓度不超过 1/100 计算；q瓦相对瓦斯涌出量，m/t；所以：107 6.03 4251 1.1524 60Q综瓦 20.44min3mQ综采100Q综瓦10020.442044 min3mQQ备采综采1Q 12044+0.52044 3066 min3m6.2.26.2.2 掘进工作面所需风量掘进工作面所需风量掘进工作面所需风量，应按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需风量的总和计算，即：，。掘备岩掘煤掘掘）（knQnQQmin3m式中：每个煤巷掘进工作面所需要的风量，一般取 150200煤掘Q；min3m每个岩石掘进工作面所需要的风量，一般取 200300岩掘Q；min3mn需要独立通风的煤巷、岩巷数；掘进工作面备用系数，一般取 1.20。掘备k由此：2002 2001.20Q 掘（4）=1440min3m当施工准备时，可按允许的沼气浓度和二氧化碳浓度、炸药用量、局扇实际吸风量、风速和人数等规定要求分别计算，并取最大值。6.2.36.2.3 峒室实际需风量峒室实际需风量峒室实际需要风量应按矿井各个独立通风峒室实际需风量的总和计算，即：，其它硐采硐机充硐QQQQQmin3m108式中：火药库实际需要风量，按每小时 4 次换气计算，即：Q火0.07V（）Q火min3mV包括联络巷道在内的火药库的空间总体积（m）或者按经验值给定风量，此处取 100m/min；充电硐室实际需要风量，应按回风风流中氢气浓度小于充Q0.5计算，但不得小于 100。或安经验值给定min3m100200；min3m大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计机Q算；即：，tuQii6024. 02 . 1)1 (860机min3m机电硐室中运转的机电总功率，kw；i机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，可)1 (iu取下列数值，空气压缩机房取 0.200.23，水泵房取 0.020.04；8601 kw/h 的热当量数，卡；机电设备效率；iu机电硐室进、回风流的气温差，；t采区绞车房或边电硐室实际需要风量，按经验供给风量 采硐Q6080；min3m其它硐室所需风量，根据具体情况供风。其它硐Q所以：860 2 150 0.27461.20 0.24 60 4Q 空3minm860 1 600 0.021491.20 0.24 60 4Q 水3minmQQQ空水机 647+149 8953minm109100+150+796+80+80Q硐 13053minm由以上计算所得出矿井总风量：kjgjdjjjcjkjkQQQQQ)(=（791+1080+1206）1.15=6683min3m6.2.46.2.4 风速验算：风速验算：表 6-2-1 各巷道风速、断面、风量一览表如下：巷道名称风量min3m断面2m风速sm允许风速sm副井668328.33.968井底车场668315.67.148轨道大巷337812.84.398运输大巷200012.82.608轨道上山337815.63.616 运输上山200012.82.606采区运输平巷24668.334.936工作面246610.63.884采区回风巷24668.334.936掘进煤巷3008.330.604掘进岩巷40012.80.524回风大巷668315.67.148回风石门668315.67.148风井668315.97.09156.3 矿井通风阻力计算在扇风机整个服务年限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和110走向范围的扩大以及产量提高而增加，为了扇风机处于整个服务年限内均能在合理的效率范围内运转，在选择扇风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于扇风机服务年限 内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风量最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压的作用。6.3.16.3.1 计算原则计算原则在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路计算即可。但必需是选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长风量最大的一条线路作为阻力最大的风路。如果矿井服务年限较长，则只计算头 1525a 的通风容易和困难两个时期的巷道通风总阻力。设计矿井通风容易时期的通风阻力副井井底车场（轨道）运输大巷轨道（运输上山）采区运输平巷采区回风平巷回风大巷回风石门风井通风困难时期通风路线副井井底车场（轨道）运输大巷轨道（运输）上山采区运输平巷采区回风平巷回风大巷回风石门风井通过主扇的风量 Q扇必须大于通过风井的矿井总风量 Q矿，为了计算矿井的阻力必须先计算出 Q扇：对于抽出式：，矿扇QQ)10. 105. 1 (min3m式中：1.05-1.10为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1.05，有提升运输任务时取 1.10所以：1.051.05 66837017QQ扇矿min3m1116.3.26.3.2 计算方法计算方法沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力：表 6-3-1 容易时期各区段井巷的摩擦阻力序号巷道名称支护形式42410/aNS m巷道长度L（m）巷道周长U（m）风量Q （m3/s）断面积 S（m2）摩h（Pa）风速m/s1副井井筒混凝土31.4283.118.85111.428.39.173.962井底车场锚喷7091015.94111.415.6331.917.143轨道大巷锚喷70115015.9456.315.696.584.394运输大巷锚喷70115014.3733.312.861.172.605轨道上山锚喷7079014.3756.312.8120.113.616运输上山锚喷7079014.3733.312.842.022.607采区运输平巷工字钢105115012.241.18.33430.54.938回采工作面液压支柱24019013.441.110.686.673.889采区回风平巷工字钢105115012.241.18.33430.54.9310回风石门锚喷8510015.94111.415.644.267.1411风井混凝土39.283.114.14111.415.914.227.09合计2032.49112表 6-3-2 困难时期各区段井巷的摩擦阻力序号巷道名称支护形式42410/aNS m巷道长度L（m）巷道周长U（m）风量 Q （m3/s）断面积S（m2）摩h（Pa）风速m/s1副井井筒混凝土31.4283.118.85111.428.39.173.962井底车场锚喷7091015.94111.415.6331.917.143轨道大巷锚喷70360015.9456.315.6335.384.394运输大巷锚喷70360014.3733.312.8191.472.605轨道上山锚喷7079014.3756.312.8120.113.616运输上山锚喷7079014.3733.312.842.022.607采区运输平巷工字钢105115012.241.18.33430.54.938回采工作面液压支柱24019013.441.110.686.673.889采区回风平巷工字钢105115012.241.18.33430.54.9310回风大巷锚喷70340015.94111.415.61240.117.1411回风石门锚喷8510015.94111.415.644.267.1412风井混凝土39.283.114.14111.415.914.227.09合计2887.86113Q各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面计算的各井巷硐室所需要的实际风量值再乘以（即考虑井巷的内部漏风和配风不矿K均等因数）后所求得风量值，；sm3将以上的计算结果填入下表其总和为总摩擦阻力即是摩h)()1(3221pahhhhnn 摩式中：为各条井巷之摩擦阻力，Pa；)1(3221, nnhhh由以上表格中得计算结果，可以得出通风容易时期的总阻力1.21.2 2032.492439 Pahh阻易摩易（）通风困难时期的总阻力1.151.15 2887.863321.04(Pa)hh阻难摩难6.3.36.3.3 计算矿井的总风阻及总等积孔计算矿井的总风阻及总等积孔1，矿井总风阻，矿井总风阻 2224390.1783k701760hRQ阻易矿易扇223321.040.2428701760hRkQ阻难矿难扇2，等积孔，等积孔21.192.818mAR矿易矿易对照通风安全学中 P49的表 3-4-1 可以知道，本设计所计算出的、；、均在通风容易的指标之内，所以该设计矿井的R矿易A矿易R矿难A矿难通风安全级别为通风容易。21.192.415AmR矿难矿难1146.4 扇风机的选型6.4.16.4.1 选择主扇选择主扇通常用扇风机的个体特性曲线来选择主扇。要保证主扇在容易时期的工作效率不致太低，又能保证主扇在困难时期风压够用且能有足够的风量，同时还要考虑自然风压的影响。1确定主扇的风压对抽出式通风，分别求出两个时期的扇风机静压：容易时期： ）（自助阻易扇静易Pahhh式中：通风容易时期帮助主扇风压工作的矿井自然风压，Pa，自助h。0自助h困难时期： ）（自反阻难扇静难Pahhh式中：通风困难时期反对主扇风压工作的矿井自然风压，Pa，取自反h=0 mmH2O。自反h由此：202439Pa248.88mmH Ohh阻易扇静易203321.04338.88hhPammH O阻难扇静难2选择主扇根据求出的、两组数据，在扇风机个体特性曲线图表扇Q阻难h扇易h上选择合适的主扇。根据通风机的技