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内容简介：

前 言这次毕业设计我们所做的是河北郭一庒矿井设计。在这次毕业设计之前，我们在老师的带领下到郭一庒矿进行了为期一个月的生产实习。在生产实习中，我们收集了大量的设计资料并结合生产中现场工作的经验，完成了对郭一庒矿矿井的初步设计。并且在这次生产实习中，更加深了我们对今后所从事的工作的了解；同时，我们也获得了先进的设计思想及设计中所涉及到的在学校里所学不到的现场工作经验，为毕业设计的顺利进行打下了坚实的基础。本次毕业设计是我们毕业设计小组所有成员共同努力的成果。是小组成员经过共同的研讨，反复计算并比较后共同确定的，是我在四年大学学习的结晶。下腊塘矿矿井设计共包括以下几部分：1.矿井的水文、地质等基本情况的概述。2.矿井井田内的可采储量，矿井生产能力及服务年限的确定。3.矿井井田的总体开拓的设计，包括水平的划分，井筒位置的确定，经济比较部分，矿井延深方案的确定，采区的划分，井底车场线路计算，硐室布置及井底车场的通过能力计算等部分。4.工作面生产机械的参数，工作面生产程序的确定以及采区车场的设计计算等部分。5.矿井生产中的提升、运输、通风、排水方式的确定及其所用设备额选型计算与相关的硐室布置等。由于本人水平有限，又没有长时间的生产和工作经验，所以在设计中必定有很多不理想的地方，希望各位老师与同学多多指教，本人感激不尽。关键词 ：地质、井田、储量、矿井年产量、开拓、采煤方法、通风、提升、瓦斯、排水。AbstractThe graduation project we have done is Hebei Guo Yizhuang mine design.Before the graduation design, we conducted a month-long practice under the guidance of the teacher to Guo Yizhuang mine. In production practice, we collected a lot of design data and combining with the production of field work experience, completed the preliminary design of Guo Yizhuang ore mine. And in the production practice, the more deep understanding for future work; at the same time, we also obtain the design idea and advanced in the field in school and failed to learn the work experience, a solid foundation for the smooth conduct of a graduate design.This graduation design is all members of our graduation design team effort. Is a member of the team through joint research, repeated calculation and comparison to determine the common, is the crystallization of my study in the university four years.Wax Tang mine design consists of the following parts:An overview of the basic situation of hydrology, geology and other 1 mine.2 in mine recoverable reserves, mine production capacity and the determination of length of service.Design of the overall development of the 3 mine, including the level of division, to determine the location of the shaft, economic comparison, the deep extension of the program to determine, the division of the mining area, bottom line calculation, layout and shaft bottom chamber of capacity calculation section.Parameters of production machinery 4 working face, determine the production procedure of working face and the mining yard design calculation etc.To determine the 5 increase in mine production, transport, ventilation, drainage patterns and the equipment used in calculating the amount of selection and arrangement of the relevant chamber.Because myself level is limited, and there is no long time experience in production and work, so in the design there are many unsatisfactory areas, and hope that the teachers and students of the exhibitions, I be indebted forever.Keywords: geology, Ida, reserves, mine production, development, mining, ventilation, drainage, gas, improve.目录前 言IAbstractII目录III第一章 井田概况及地质条件1第一节 矿井概况11.1.1 交通位置11.1.2 地形、地貌及水系11.1.3 气象及地震11.1.4 邻近煤矿开发状况21.1.5 区内经济概况2第二节 地质特征21.2.1地层21.2.2地质构造5第3节 煤层特征61.3.1煤层61.3.2煤质及工业用途11第4节 开采技术条件16第5节 水文地质17第二章 井田境界和储量26第1节 井田境界26第2节 井田工业储量262.2.1 储量计算方法262.2.2井田工业储量计算27第3节 井田可采储量272.3.1井田保护煤柱留设272.3.2井田可采储量计算31第3章 矿井生产能力、服务年限及工作制度31第1节 矿井生产能力及服务年限31第2节 工作制度32第四章 井田开拓32第1节 概述334.1.1 地质构造334.1.2 煤层赋存状况344.1.3水文地质情况344.1.4 地形因素344.1.5 综述35第2节 确定井田开拓方式354.2.1井筒形式的确定354.2.2工业广场的位置、形状和面积364.2.3 开拓方案比较37第2节 井筒位置的确定464.2.1 确定井筒位置464.2.2井筒用途、规格、特征49第3节 开采水平的设计524.3.1水平高度的确定524.3.2设计水平的巷道布置53第4节 采区划分54第5节 井底车场554.5.1 概述554.5.2 井底车场的选择原则554.5.3 井底车场的设计依据554.5.4 井底车场的线路设计564.5.5 轨型、道岔及曲线巷道参数574.5.6 马头门线路的平面布置计算584.5.7 井底车场的调车方式594.5.8 井底车场各硐室的布置59第6节 开拓系统的综述62第5章 采煤方法和采区巷道布置63第1节 煤层的地质特征635.1.1采区位置635.1.2采区煤层煤层特征635.1.3 开采煤层的瓦斯及煤尘情况635.1.4 煤层顶底板岩石构造情况635.1.5 水文地质635.1.6 地质构造645.1.7 地表情况64第2节 采煤方法和回采工艺645.2.1 采煤方法的选择645.2.2 回采工艺645.2.3确定工作面长度665.2.4 采煤设备选型665.2.5工作面长度合理性的检验695.2.6支护方式705.2.7 各工艺过程的安全注意事项715.2.8 循环作业方式及各图表78第3节 采区巷道和生产系统805.3.1 概述805.3.2 采区生产能力和服务年限805.3.3 采区巷道布置815.3.4 采区区段划分825.3.5 采区生产系统82第4节 采区车场设计及峒室835.4.1 采区变电所835.4.2 采区车场845.4.3 采区煤仓85第5节 采区采掘计划865.5.1 采区巷道的断面和支护形式865.5.2 采区巷道的掘进方法和作业方式865.5.3 采区工作面配备及三量管理865.5.4 工作面推进速度、生产能力、盘区回采率87第六章 矿井运输与提升88第1节 概述88第2节 采区运输设备的选择89第3节 主要巷道运输设备的选择896.3.1 煤炭运输方式896.3.2 辅助运输方式92第4节 主井提升设备选型计算936.4.1 主井提升原始数据936.4.2 提升容器的确定936.4.3 钢丝绳的选择936.4.4 提升机的选择956.4.5 提升电动机的选择966.4.6 提升机相对井筒的位置966.4.7 提升系统的总变位质量976.4.8 对防滑性能的分析1016.4.9 提升机提升能力的验算1016.4.10 防滑能力验算101第五节 副井提升设备的选择1026.5.1 罐笼的选择1026.5.2 钢丝绳的选择1026.5.3提升机的选择103第七章 矿井通风与安全103第1节 矿井通风方式与通风系统1037.1.1 概况1037.1.2 选择通风系统的原则1047.1.3 矿井通风方式及通风系统1047.1.4 通风系统概述105第2节 采区及全矿所需风量1067.2.1 配风的原则和方法1067.2.2 配风的依据1067.2.3 采区及全矿所需风量计算1067.2.4 风量分配111第三节 矿井通风阻力计算1127.3.1 矿井通风总阻力计算原则1127.3.2 矿井最大阻力路线1127.3.3 矿井通风阻力计算1127.3.4 矿井通风总阻力1157.3.5 两个时期的矿井总风阻和总等积孔115第四节 扇风机选型1167.4.1 选择风机的基本原则1167.4.2 通风机选型设计的基本要求1167.4.3 通风机的选型计算117第五节 防止特殊灾害的安全措施1207.5.1 预防瓦斯的措施1207.5.2 预防粉尘的措施1217.5.3 防止井下火灾的措施1217.5.4 防水措施1227.5.5 顶板管理123第八章 矿井排水123第一节 概述1238.1.1 概况1238.1.2 排水系统概述123第二节 排水设备选型1248.2.1 初选水泵1248.2.2 管路的确定1268.2.3 管道特性曲线及工况的确定1278.2.4 检验计算129第三节 水仓及水泵房1308.3.1 水仓1308.3.2 水泵房130第四节 技术经济指标131第九章 技术经济指标132谢 辞136参考文献137137第一章 井田概况及地质条件第一节 矿井概况1.1.1 交通位置 陶二煤矿改扩建主要是开发扩大区，扩大区位于河北省邯郸县境内，行政隶属河北省邯郸县工程乡、康庄乡所辖，扩大区东距邯郸市15km，西距武安市20km。邯（郸）长（治）铁路从本区中部通过，在邯郸站南侧与京广铁路交汇，邯郸至武安公路分别从本区中部及北部通过，交通条件极为便利。见交通位置图111。1.1.2 地形、地貌及水系该区位于太行山与华北平原间的丘陵地带，呈南、北高，中部低的特征。地表标高介于118.00m239.80m之间。区内地貌形态主要是构造剥蚀低山丘陵。本区发育有一条沁河，属海河流域子牙河水系滏阳河的支流。受地形控制，沁河由西南部的师窑支流和西部的王沟支流在牛叫河村附近汇合而成，流经井田中部，沿张岩嵛村流出井田，并向东汇入滏阳河。河谷底部常年流水，水量随季节变化增减，井田内河床一般宽3050m，最宽处可逾百米，谷底与地面的最大高差可达24m，底部常有涓涓细流，亦为雨季之泄洪通道。其上游西沟支流建有北牛叫和北李庄水库，西南支流建有康庄水库，沁河建有八河坝水库，总库容量为290.90万m3。1963年最高洪水位在陶庄附近为+157.0 m，在牛叫河村桥北小庙下部地台边缘最高洪水位为+123.0m。1.1.3 气象及地震本区属半干旱暖温带大陆性季风气候。据邯郸气象站资料，多年平均气温为13.4；多年月平均气温最高为26.9（7月份），最低气温为-2.0（1月份）；极端最高气温为42.5，极端最低气温为-21.0，多年平均日照时数为2594h，多年平均无霜期202d，积雪最大厚度14.0016.00cm，冻土最大深度37.0042.00cm。年内风向多为南风和西北风，最大风速20m/s。多年平均降水量为562.7mm。历年最大降水量为1575.3mm（1963年），历年最小降水量为220.0mm（1986年）。本区地震烈度为7度，地震动峰值加速度为0.15g。1.1.4 邻近煤矿开发状况扩大区北部有永年县焦窑煤矿，西部有陶一、陶二及邯郸县姬庄煤矿。焦窑煤矿位于扩大区的北部，1969年10月建井，1970年8月建成投产，建有主、副斜井一对（坡度为25），井口标高+283m，设计生产能力为21万ta，开采水平为+150m和70m两个水平，主采1、2煤层，1煤层厚度1.001.50m，2煤层厚度1.203.50m，局部2煤层被冲刷形成无煤带。该矿1998年在其井田深部施工一副立井，并已投入使用，现开采水平已达-300m。目前矿井涌水量为300m3h。该矿井属低沼气矿井。陶一煤矿位于陶二煤矿的西部，1976年建成投产，为主斜副立井单水平混合开拓方式，主采1、2煤层。目前矿井涌水量为390 m3h。该矿井属低沼气矿井 。陶二煤矿位于扩大区的西部，1975年5月25日建井，1982年5月1日投产，设计能力为90 万ta，采用立井开拓，主、副井井筒深度分别为431、445m，水平标高为-258m，主采1、2煤层，开采方式为走向长壁采煤法，采煤机械化程度为80%，矿井通风方式为中央边界式。属高沼气低二氧化碳矿井。姬庄、衡水煤矿位于扩大区西南部的西侧。其中，衡水煤矿正常涌水量为550 m3h，最大涌水量达680 m3h，主采2煤层，正延深采9煤层。本区范围内因煤层埋藏较深，无开采矿井。1.1.5 区内经济概况扩大区位于邯郸县，该县煤炭储量丰富，煤炭开采业作为邯郸县支柱产业之一，并带动了建材、冶金、机械制造等其它行业的发展，劳动力主要从事工矿业生产及相关产业、农业生产，邯郸县经济较为发达。矿井改扩建所需主要建材可由当地得到解决。第二节 地质特征1.2.1地层郭一庒煤矿地质勘探钻孔揭露地层较齐全，地层由老到新有奥陶系中统、石炭系中统和上统、二叠系、三叠系及第四系。1、奥陶系中统峰峰组（O2f）以巨厚厚层状灰色、深灰色纯灰岩、褐黄色花斑状灰岩和白云质灰岩组成，地层厚度170m左右。 2、石炭系（C）1）、石炭系中统本溪组（C2b）主要由灰色巨厚层状石灰岩及浅灰色铝质泥岩组成。上层夹一层不可采薄煤层（10煤层），下层铝质泥岩具鲕状结构，局部含透镜状赤铁矿。地层厚度1331m，平均厚度20m。本组地层假整和于奥陶系中统峰峰组地层之上。2）、石炭系上统太原组（C3t）本组为一套海陆交替相沉积的泥质岩、碳酸岩和碎屑岩。主要由深灰色、灰色粉砂岩、泥岩及灰色中细粒砂岩组成。其中夹有68层石灰岩，赋存稳定的石灰岩为伏青、小青、中青、大青灰岩，是煤层对比的标志层，不稳定有一座、野青两层石灰岩。本组地层含煤514层，主要可采及局部可采煤层有6、8、9煤层。本组地层厚度112153m，平均厚度120m。3、二叠系（P）1）、下统（P1）、山西组（P1 s） 该组为本区的主要含煤地层，岩性主要由深灰色粉砂岩、泥岩和浅灰色中细粒砂岩组成，含煤28层，中下部1、2煤层为稳定可采煤层。上界为骆驼脖砂岩，底界以北岔沟砂岩与下伏太原组地层呈整合接触。本组地层厚度变化较大，地层厚度4983m，平均厚度67m。、下石盒子组（P1x）本组与下伏山西组地层连续沉积，由灰绿、深灰和带紫花班状粉砂岩及浅灰色铝质泥岩组成。地层厚度4187m，平均厚度68m。2）、上统（P2）、上石盒子组（P2 s）本组地层共划分为四段，总厚度420647m，平均厚度517m。地层由下至上分述如下：一段（P2s1）由灰、深灰、紫灰色花斑粉砂岩和浅灰、灰白色砂岩组成，砂岩成分以石英为主，具交错层，粉砂岩多以铝土质成分为主。本段地层厚度103189m，平均厚度148m。二段（P2s2）本段主要由厚层状浅灰色、灰白色中粗粒岩石与厚层状灰白、灰紫花斑粉砂岩组成。本段地层厚度103147m，平均厚度124m。三段（P2s3）本段以灰、紫灰色带花斑粉砂岩为主，地面风化呈紫褐黄色，岩性较单一，夹23层细粒砂岩薄层，下部偶夹厚层透镜状粗粒砂岩。地层厚度82129m，平均厚度96m。四段（P2s4）本段由紫灰、灰、浅灰紫色粉砂岩与浅灰黄褐色（风化）中粗粒砂岩呈互层沉积。本段地层厚度132182m，平均厚度149m。、石千峰组（P2sh）本组地层划分为两段，总厚度165276m，平均厚度237m，地层由下至上分述如下：一段（P2sh1）由绿灰、紫灰色中细粒砂岩与紫色粉砂岩相间交替沉积，以粉砂岩为主。本段地层厚度92171m，平均厚度145m。二段（P2sh2）本段由紫红色粉砂岩、紫色泥岩及浅紫色细粒砂岩组成。地层厚度73105m，平均厚度92m。4、三叠系（T）1）、下统（T1）、刘家沟组（T1l）岩性以薄厚层状紫色、灰紫色及紫红色细粒砂岩为主，夹粉砂岩薄层或粉砂岩透镜体。本组与下伏二叠系石千峰组整和接触。地层厚度大于550m。、和尚沟组（T1h）由灰紫、浅紫色中厚层状细粒砂岩间夹紫及紫红色粉砂岩组成。本组地层厚度大于230m。2）、上统（T2） 二马营组（T2e）因断层缺失底部地层，所见地层为浅褐黄色中厚层状中粗粒砂岩为主，次为紫红、灰黄、浅灰和蓝紫色泥岩及粉砂岩。地层厚度大于185m。5、第四系（Q）由冲洪积的砂质粘土、粘土及砂、砾石组成，地层分布不均，厚度变化大。地层厚度021.96m。1.2.2地质构造邯郸矿区地处山西断隆级构造单元，太行拱断束级构造单元，武安凹断束级构造单元的东部，扩大区位于邯郸矿区的东部，地处半个山至紫山东倾单斜构造的东部。本区地层总体走向为北东向、北北东向，地层倾角一般1025，26勘探线地层倾角为1014，610勘探线因岩浆岩侵入，使地层产状变陡，达1822；1820勘探线由于断裂构造密度较大，使地层倾角变化较大，在断层附近地层倾角可达30左右。 井田内的构造以断裂为主，并伴有轴向近东西的呈“W”型的简单宽缓褶皱构造。在24勘探线附近，有一明显的“马鞍型”构造，由店子背斜、史村向斜及史村东北部的向斜组合而成。地层倾角在轴部都很平缓为6左右，在两翼较陡。对本井田起主导作用的断裂带，大至可划分两个断裂束，由南向北是：由井田的南部至12勘探线间的F1、F32断层束，其间断层走向以北东及北北东向且断距大为其特征；12勘探线以北的断裂束走向以北西及北北西向且断距较小为特征。断层间形成地垒或地堑，这两束断裂构造破坏了井田内褶皱构造线的连续性和本井田的完整性。 本井田构造形迹展布情况分述如下：1、褶皱1）、北牛叫葛岩嵛向斜由陶二井田延伸到扩大区中北部，轴向近东西，两翼产状大致对称，倾角在1525之间，在本区轴长1900m，并被F1、F20断层切割。轴迹位置可靠。2）、南牛叫背斜由陶二井田延伸到扩大区，轴线位于13与15勘探线之间，轴向近东西，1302孔处于轴线附近，与北牛叫葛岩嵛向斜相对应，两翼产状大致对称，倾角为1525，在本区轴线长2800m，并被F1、F20、 F25断层切割，为一宽缓的简单背斜构造。3）、店子背斜由半个山井田向东延伸入本区，西店子村以西轴向为北东向，进入店子村以东，轴向转为北西向，向南至24勘探线轴向转变为近南北向，轴部位于22勘探线以南，并分别被F1、F20、F37断层切割，在本区轴线长2700m。4）、史村向斜位于24勘探线与史村之间，轴向近南北，在本区轴线长1900m。2、断层据地质填图、地震勘探和钻孔揭露已发现大小断层共29条，其中落差大于100m的断层有4条，落差50100m的有7条，落差3050m的有4条，落差小于30m的有14条，其中影响到煤系地层的有17条。断层的性质均为高角度正断层，断层倾角一般6070；断层走向多为北东及北北东向，少数北西及北北西向。本井田总体构造形态为向东及南东倾斜的单斜构造，依本井田的构造发育程度和条件分析，其构造类型中等。主要断层的控制程度及断层特征叙述详见表121。第3节 煤层特征1.3.1煤层扩大区含煤地层为二叠系下统山西组，石炭系上统太原组，中统本溪组，共含煤23层，可采及局部可采煤层5层，其中1、2、9煤层为可采陶 二 煤 矿 扩 大 区 断 层 统 计 表 表121编 号性质走 向断 层 面落 差(m)长 度(m)位 置备 注倾 向倾 角F1正断层N61EN25ESE53707010808600断层沿东店子村东侧、石坡村、张庄村、康庄村西、师窑村、陶二煤矿生活区东由南向北延伸为井田西部边界断层。断层可靠F20正断层N53EN17ENW5070153708950在12线以北尖灭，向南出井田。24线以南地下与F1相交。断层可靠F32正断层N22EN57ESE653005505200贾沟村西、西常赦村西北井田东南部边界断层，在16线东与F30断层相交，向南出本区。断层可靠F28-1正断层N10ENW70120201孔东侧为F28的分支断层，两端与F28相交。断层较可靠F33正断层N48ENW647040803700隐伏断层与F32相交。断层较可靠F26正断层N29ENW5070258033001518线之间为F2的分支断层，地下与F25相交。较可靠F25正断层N20ESE5515552000隐伏断层，较可靠F23正断层NN40ESE7010803700师窑村东、康庄、南牛叫村控制可靠南部与F1相交，北到13线尖灭。断层可靠陶 二 煤 矿 扩 大 区 断 层 统 计 表 表121编 号性质走 向断 层 面落 差(m)长 度(m)位 置备 注倾 向倾 角DF75正断层N50WN25ENESE70101003800可 靠F28正断层N1EN10WSE7015804000工程村北葛岩嵛村北较可靠F29正断层N6EN10ENESE653070450201孔东侧较可靠F37正断层N45ENW6530353200与F32断层相交，向南出本区。断层可靠F12-1正断层N20WN2WNESE7010401850师窑村东断层走向为推断，较可靠F23-1正断层N25ESE6510402400南部与F1相交，北在16线尖灭。较可靠F31正断层N28EN37ENW7010251500北部与F27断层相交，南部与F26断层相交地下与F25断层相交，较可靠DF3正断层ES15ESE73030470可 靠F35正断层N21EN28ESE70201500较可靠DF36正断层N25EN20WSEN6712360可 靠陶 二 煤 矿 扩 大 区 断 层 统 计 表 表121编 号性质走 向断 层 面落 差(m)长 度(m)位 置备 注倾 向倾 角DF23正断层N8EN50ESE63151000可 靠DF30正断层N5ESE7025580可 靠DF52正断层N5ESE7010430可 靠DF62正断层N46WSW6810300可 靠DF22正断层NW70022550可 靠DF74正断层N47oWSW70O101080较可靠F27正断层N30ESE6910152400普15孔东侧两端与F31相交，较可靠F29-1正断层N15WN10ENESE556315251900604孔东侧可 靠DF44正断层N50WSW70251350可 靠DF9正断层N35WN43WNESE70065700可 靠DF40正断层N20EN5ENE74023400可 靠和大部可采煤层，6、8煤层为局部可采煤层。现将可采煤层分述如下：1煤层：位于山西组地层中部，下距2煤层1333m（平均20m）。煤层厚度0.303.32m，平均厚度1.25m，纯煤厚0.302.12m，纯煤平均厚度1.17m，为薄煤层，煤层结构简单。大部不含夹矸，10线以北含夹矸0.150.64m的泥岩。煤层赋存较稳定，大部可采。2煤层：为主要可采煤层，位于山西组下部。煤层厚0.87.71m，平均厚3.53m，为中厚厚煤层，纯煤厚度0.87.56m。煤层结构简单，普遍含一层夹矸，厚0.090.62m，一般0.29m。2煤层全区可采，但厚度变化较大，由北向南逐渐增厚。6煤层：位于太原组中部，上距2煤层4999m（平均64m左右），与上部4煤层2040m（平均27m左右）。煤层厚度0.354.77m，平均厚度0.96m，纯煤厚度0.354.77m，纯煤平均厚度0.92m，为薄煤层。煤层结构简单，赋存较稳定，局部可采。8煤层：位于太原组底部。上距6煤层3256m（平均45m），距7煤层1025m（平均18m左右）。煤层厚0.381.89m，平均厚0.98m，纯煤厚度0.381.89m，纯煤平均原0.88m，为薄煤层，煤层结构简单，局部可采。9煤层：位于太原组底部，上距8煤层216m（平均5.8m）。煤层厚度0.673.64m，平均厚度2.07m，为中厚煤层，煤层结构复杂，大部可采。详见煤层特征表 1221.3.2煤质及工业用途区内各煤层均变质为无烟煤。其中1、2煤层多属中富灰特低硫无烟煤 层 特 征 表 表 122含煤地层煤层编号煤层真厚(m)纯煤真厚(m)煤层结构煤层间距(m)可 采 程 度煤 层稳定性最小-最大平均最小-最大平均夹矸层数结构类型最小-最大平均山西组10.303.321.250.302.121.170-1简单133321大部可采（79.1%）较稳定20.807.713.530.87.563.370-1简单可采（100%）稳 定499864太原组60.354.770.960.354.770.920-2简单局部可采（53.3%）较稳定31574580.381.890.980.381.890.880-1简单局部可采（73.3%）较稳定26690.673.642.370.673.642.070-4复杂可采（94.1%）稳 定煤 质 分 析 成 果 表 表123项目煤层工业分析（%）元素分析（%）水份Mad灰份Ad挥发份Vdaf固定碳Fcd全硫Std磷Pd发热量（MJ/kg）碳Cdaf氢Hdaf氮Ndaf氧+硫Qdaf+SdafQbdafQgrd最小最大最小最大最小最大最小最大最小最大最小最大最小最大最小最大最小最大最小最大最小最大最小最大平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）1原煤0.386.1912.3235.813.979.7655.9280.830.294.780.00650.040132.8338.8218.8030.4890.7694.101.613.670.661.483.594.092.57（22）22.61（20）6.66（21）73.88（8）0.96（22）0.014（14）34.24（12）27.20（8）92.03（3）2.93（3）1.21（3）3.77（3）精煤0.496.204.0314.980.938.3185.0990.100.410.7192.0593.721.413.580.611.592.244.062.4（14）8.04（14）4.43（22）87.73（8）0.57（9）92.90（11）2.83（17）1.15（8）3.10（8）2原煤0.405.4312.8634.402.759.4057.0778.610.126.230.000.18432.7035.0821.6629.0790.8494.101.563.591.291.712.624.002.57（32）41.07（33）6.12（28）73.94（9）0.79（33）0.058（22）34.21（18）26.41（19）92.20（4）2.37（6）1.48（4）3.62（4）精煤0.185.364.314.031.088.1783.3792.350.162.5430.0030.6392.2896.371.053.550.461.701.694.332.11218.42（22）4.37（33）86.70（13）0.82（14）30.32（2）93.74（13）2.33（27）1.35（10）2.65（10）6原煤0.624.2115.5537.293.2213.7049.7872.311.345.470.000.01019.0434.7218.8226.8987.9893.421.073.440.711.254.557.332.08（15）23.52（12）6.33（11）63.16（3）3.04（14）0.0054（8）30.72（7）23.96（3）90.70（2）1.94（3）0.98（2）5.94（2）精煤0.533.697.0017.813.219.0874.7288.170.461.8890.0194.871.003.900.651.402.555.181.98（10）10.60（9）5.64（9）82.68（3）1.28（7）92.60（7）2.23（13）1.22（6）3.68（6）8原煤0.683.298.4524.655.788.2278.2682.500.194.120.0060.01334.4934.7729.6431.0390.252.810.955.991.96（7）14.64（4）6.875（4）80.38（2）2.76（9）0.0084（5）34.63（2）30.34（2）（1）（1）（1）（1）精煤0.582.532.169.834.936.9488.8691.380.813.4190.6892.281.573.581.041.154.074.941.37（5）5.56（5）6.42（5）90.12（2）2.56（4）91.28（3）3.01（6）1.11（3）4.59（3）9原煤0.544.2615.4733.653.9111.8464.2072.381.905.890.0010.02533.1734.2223.7827.1588.3689.831.553.430.101.286.937.552.21（12）23.44（12）7.68（12）67.18（3）3.36（12）0.011（8）33.84（7）25.06（3）89.10（2）2.50（3）0.69（2）7.22（12）精煤0.553.273.729.201.577.4585.6688.121.693.1190.3193.661.903.400.921.212.725.162.03（8）6.96（8）4.73（12）86.68（3）2.49（7）91.92（7）2.55（12）1.06（7）4.24（7）煤二号。6、9煤层多属中高灰富硫无烟煤二号。8煤层属低中灰富硫无烟煤三号（煤质分析成果见表123）。根据各煤层煤质化验结果，本区1、2煤煤粉可用于发电和锅炉用煤，块煤可用作合成氨用煤及民用煤。6、8、9煤主要为民用煤。三、岩浆岩岩浆岩在本区10勘探线以北大面积出露。煤系地层及二叠系上石盒子组四段地层中均有岩浆岩侵入，按岩浆岩侵入煤系地层层位的高低，本区岩浆岩自上而下大致分为五层：第一层岩浆岩（h1）：侵入于奥陶系顶与大青灰岩之间，侵入厚度1.1020.31m，分布在6勘线以北，一般侵入14层。第二层岩浆岩（h2）：侵入于大青灰岩与伏青灰岩之间，一般侵入15层，厚度1.27210.20m。第三层岩浆岩（h3）：侵入于伏青灰岩与野青灰岩之间，一般侵入13层，厚度0.9623.2m，多数分布于13勘探线以北，其南部有少量分布。第四层岩浆岩（h4）：侵入野青灰岩与1煤层之间，一般13层，厚度0.4215.09m，全区均有分布。第五层岩浆岩（h5）：侵入于1煤层与山西组顶界之间，仅有2003孔见到一层，厚4.33m。第4节 开采技术条件（一）陶二矿井开采技术条件陶二矿井沼气等级为高CH4、低CO2矿井，沼气涌出量主要来源于采掘工作面。煤的自燃倾向和煤尘爆炸性经重庆煤研所鉴定，2煤层自燃倾向等级为类不易自燃，煤尘不具爆炸性。陶二煤矿自投产以来未发生过煤尘爆炸和煤层自燃事故。1、2煤层的顶、底板为、类易管理顶、底板。（二）扩大区开采技术条件1、煤层顶、底板本区设计主采1、2煤层。1煤层顶板岩性以粉砂岩（平均厚度3.89m）为主，次为泥岩，节理、裂隙较发育，容易跨落。底板岩性以粉砂岩为主，平均厚度8.0m。根据生产矿井实践，易发生底鼓。2煤层直接顶岩性以中、细粒砂岩（平均厚11.96m）为主，开采煤层时有剥落危险。2煤伪顶岩性为炭质泥岩、砂质泥岩，开采时易跨落。煤层底板以粉砂岩或细粒砂岩为主。巷道掘进时应预防底鼓的发生。2、瓦斯根据地质报告和矿井生产实测资料，推测本区属高沼气矿井。又据邯郸矿务局提供资料，扩大区瓦斯相对涌出量20m3/t，属高瓦斯矿井。由于区断裂构造较发育，含煤地层受多层厚度不等的岩浆岩侵入破坏，煤的变质程度高，煤层沉积环境变化较大，因此本区煤层瓦斯含量平面分布具不均一性。主要表现为受断层影响，在位于断层落差较大或断层密集的地段瓦斯含量低。在第10勘探线以北受厚层岩浆岩对煤层及围岩挤压破坏，以及岩浆岩的高温变质作用，使煤层去气而降低了瓦斯含量，因此第10勘探线以北瓦斯含量较低。另外北部2煤顶板为厚层砂岩分布，不利于瓦斯储存，也是北部瓦斯含量低的原因之一。南部由于含煤地层受岩浆岩影响相对较弱，煤变质程度低于北部，煤层厚度大，故瓦斯含量相对较高。3、煤尘本区1、2、6、9煤层均无爆炸性。4、煤的自燃各煤层的自燃倾向性为：1煤层为类不易自燃；2煤层为类或类不易自燃；6、8、9煤层为类不易自燃。5、地温本区已有测温孔17个，仅2003孔为近似稳态测温，其余均为简易测温。本区以40m垂深作为恒温带与内热带的分界，恒温带平均温度13.40。地温梯度：2.72/100m1.91/100m，平均2.15/100m。地温梯度有明显变化规律，即向斜轴部较小，背斜轴部较大，构造发育地带较高。本区地温梯度小于3/100m，不属于地温异常区。2煤底板地温随煤层埋深增加而增高，西部较低，一般27左右，东部较高，一般为39左右，无地温异常区。31等值线从本区中偏西穿过。根据扩大区地质报告提供资料显示，-700m水平切面地温一般在2931左右。只有在矿井开采后期的井田东南部构造发育地段，地温增高到36.6，明显高于周围地区。第5节 水文地质（一）区域水文地质概况陶二煤矿扩大区位于邯邢水文地质单元南单元的康二城亚单元的东部。该单元的北部边界分布在紫山岩体一带，其地表分水岭即为该单元的北部边界；西界以紫山鼓山断层为界；东界以奥陶系石灰岩顶界面标高-1100m为界；南部边界分为两段，即南部西段以双玉泉断层为界，南部东段以胡峪断层为界。整个单元的形状似三角形，面积约200km2。单元内主要含水层组按其含水介质不同可划分为三种类型：一是第四系松散砂卵砾石孔隙含水层，二是二叠系砂岩裂隙含水层组，三是石炭系薄层石灰岩及奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层组。（二）井田水文地质条件本区内发育一条季节性河流沁河，它是由区内西部的王沟支流和西南部的野河、师窑支流在牛叫河村附近汇合而成，经扩大区东部张岩嵛村流出区外。该河平时主要排泄其上游矿坑水，水量在10001500m3/h，雨季期间为上游地区大气降水排泄通道，并形成洪水和洪峰。据调查，1963年最高洪水位在牛叫河村桥北的小庙下部地台边缘，其最高水位标高为+123.00m。现已在沁河上分别建有八河坝、康庄、北牛叫、张庄等小型水库，总库容量约为290.9万m3 。1、含水层特征扩大区地层共有七个含水层，自上而下分述为：（1）奥陶系中统石灰岩含水层（）该层是由厚层状石灰岩、白云质灰岩等组成。本层总厚度约为550m，分为峰峰组、磁县组和马家沟组三组八个层段。其中，峰峰组的二、三段，磁县组的二、三段和马家沟组的二段为含水层段。其余层段则为相对隔水层段。扩大区内奥灰埋藏深度较大，奥灰顶界面标高在扩大区西部为-800-1100m，东部为-550-800m，埋藏深度大于700m，且又受北部伏青灰岩下的巨厚层岩浆岩的影响，制约了岩溶的发育。因此，本区奥灰含水层岩溶发育极差，富水性较弱，奥灰水属深埋藏滞流型。钻孔单位涌水量为0.041 L/sm，渗透系数为0.12m/d，水质类型为SO4Ca型，据陶二煤矿观11孔1997年1月观测资料，水位标高为108.6m。（2）大青石灰岩含水层（）岩性为中厚层状的隐晶细晶质石灰岩，局部夹燧石条带，层位稳定，平均厚度6.24m。据陶庄井田抽水实验资料，钻孔单位涌水量介于0.0150.138 L/s m，渗透系数介于0.0241.82m/d；水质类型以HCO3SO4CaMg型为主，属富水性弱中等的含水层。据陶二煤矿观14孔观测资料，1986年6月水位标高为108.92m。（3）伏青石灰岩含水层（）岩性为灰色隐晶质石灰岩，层位稳定。揭露厚度1.206.53m，平均厚度4.50m。钻孔单位涌水量介于0.1650.405L/sm，渗透系数介于4.3611.77m/d。水质类型以HCO3SO4NaCa型为主，水位标高124.53161.82m(1968年)。由以上资料分析，伏青石灰岩含水层属富水性中等的含水层。（4）野青石灰岩含水层（）岩性为隐晶质含泥质石灰岩。局部相变为泥岩及粉砂岩，沉积不稳定。钻孔单位涌水量为0.011 L/sm,渗透系数为0.366m/d。水质类型以HCO3SO4CaMg型为主，水位标高141.75142.74m之间。该层属富水性较弱的含水层。（5）2煤层顶板砂岩含水层（）岩性为中细粒结构、泥硅质胶结长石石英砂岩，局部相变为粉沙岩。其平均厚度为11.96m。从陶二煤矿生产揭露来看，该层以滴淋水形式为主，初见水时水量较大，一定时间后水量明显下降并趋于稳定，以消耗储存量为主。目前稳定水量在150m3/h左右。钻孔单位涌水量为0.00550.269 L/sm，渗透系数为1.958m/d。水位标高为156.12156.96m(1965年)。该层属富水性弱的含水层，局部为中等富水性。（6）下石盒子组砂岩含水层（）岩性为中细粒结构、泥硅质胶结石英砂岩，砂岩分为上、中、下三层，下层相当于骆驼脖砂岩，层位稳定，但厚度变化较大，上两层层位不稳定。本含水层主要是指其底部砂岩层。该层总厚为1.6544.26 m，平均厚度22.30m。钻孔单位涌水量为0.742 L/s m，渗透系数为7.13m/d，水质类型为HCO3 SO4CaNa型，水位标高为170.11m，该层具有中等富水性。（7）上石盒子组二段底砂岩含水层组（）岩性为一套粗中粒结构、泥硅质胶结石英砂岩，厚度5.4064.60m,平均厚度20.25m。单井最大出水量44.70m3/h，钻孔单位涌水量为0.274 L/s m，渗透系数为1.40m/d，水质类型为HCO3SO4CaMg型，水位标高1969年为187.42m，目前水位标高为163.4165.3m，相比1969年下降近20m。该层具有中等富水性。各含水层特征详见表1242、隔水层特征扩大区内各含水层之间均存在一定厚度并且有良好隔水性能的隔水岩层。奥陶系石灰岩顶至9煤层底板间的距离为21.6540.66m。其间岩性由含 水 层 特 征 一 览 表 表124含水层编 号含水层名 称水位标高（m）单位涌水量q (L/sm)渗透系数k (m/d)水质类型矿化度(g/l)备 注上石盒子二段底砂岩187.420.2741.4HCO3SO4CaMg0.594陶庄水井目前水位标高136.4165.3m下石盒子底砂岩170.110.7427.13HCO3SO4CaNa0.2942煤顶板砂岩156.121560960.00550.26961.958HCO3SO4CaNa0.303野青石灰岩141.75142.740.0110.366HCO3 NaCa0.758伏青石灰岩124.53161.820.1650.4054.3611.77HCO3SO4CaMg0.591大青石灰岩135.01162.540.0150.13860.0241.82SO4Ca0.725陶二煤矿观14孔1986年水位108.92m奥陶系中统石灰岩135.060.040.12HCO3SO4CaMg1.792陶二煤矿观11孔1997年水位108.30m砂质泥岩、铝质泥岩、粉砂岩组成，具有良好的隔水性能。大青石灰岩（）与伏青石灰岩（）间距为28.4241.09m，平均为33.98m,岩性60%为泥岩、粉砂岩，同时还有厚度不等的岩浆岩侵入，侵入厚度在扩大区北部（612勘探线之间）较大，特别在602孔及801孔厚度均大于200m，这些厚层岩浆岩体虽然与围岩接触带间发育一定裂隙，具有一定的弱富水性，但由于其致密坚硬，在很大程度上还是增强了相邻含水层之间的隔水能力。伏青石灰岩（）与野青石灰岩（）的间距为34.5360.77m,岩性以粉砂岩、泥岩为主，同时也有厚度不等的岩浆岩侵入，均具有较好的隔水性能。野青石灰岩（）与2煤层顶板砂岩（）间距为21.8847.14m,平均为36.10m，岩性中粉砂岩和泥砂岩占60%以上，亦具有良好的隔水性能。2煤层顶板砂岩（）与下石盒子组底砂岩（）的平均间距为50.99m，岩性中粉砂岩占62%，这些厚层粉砂岩亦具有良好的隔水性能。下石盒子组底砂岩（）与上石盒子组二段底部砂岩（）的间距为121.60184.50m，平均为149.36m，岩性中粉沙岩、泥岩和铝质泥岩占50%60%，这些厚层的泥岩、铝质泥岩起到了很好的阻隔水作用。（三）地表水体与含水层之间的水力联系扩大区有小型水库4座，并发育一条季节性河流，但这些地表水体多发育在三叠系刘家沟组及二叠系石千峰组地层之上，而刘家沟组及石千峰组均由厚层粉砂岩、泥岩组成，裂隙不发育，它能起到良好的阻隔水作用，一般情况下，地表水体不会与其下伏各含水层发生水力联系。各含水层之间均有一定厚度的具有良好隔水性能的泥岩、铝质泥岩、粉砂岩隔水岩层。含水层水位各不相同，说明其无水力联系。但在遇到断层、陷落柱等特殊情况下，仍会发生水力联系。值得指出的是，大青灰岩含水层与奥陶系灰岩含水层水位标高比较相近，二者之间可能存在一定的水力联系 。（四）充水因素分析综上所述，2煤层顶板砂岩含水层、伏青灰岩含水层、陷落柱导水、未封闭及封闭不良的钻孔导水，将是陶二煤矿扩大区开采上组煤时未来矿井充水的主要因素，开采下组煤时的主要充水水源是大青及奥灰含水层水。（五）矿井涌水量矿井正常涌水量312m3/h，最大涌水量536m3/h。六、地质勘探程度及存在问题（一）、勘探程度陶二煤矿扩大区经地质勘探和物探，并结合矿井生产实际，由河北省煤田地质局水文地质队提交了河北省邯郸矿务局陶二煤矿扩大区地质报告，经设计研究分析认为：本区地质构造形态、主要断层，已基本查明，煤层对比可靠清楚，对火成岩侵入、煤层厚度变化及上组煤开采技术条件已查明或基本查明，已满足矿井改扩建设计要求。（二）、存在问题及建议1、早期地质勘探钻孔如1001孔、603孔、1204孔，因孔内事故，部分钻孔未封孔或封孔质量不高，生产过程中应采取预防措施。2、勘探采用简易测温，地温梯度可能与实际有出入，建议基建期间应进一步加强实测和总结，以便指导生产。3、瓦斯资料尚有不足，今后应对不同地带、不同标高的煤层瓦斯含量、压力、渗透系数等参数增加勘探工作，以便掌握其分布规律和制定确切的治理措施。4、由于扩大区煤层埋藏较深，钻孔布置数量较少，建议投产后采用生产与物探相结合的手段，对地质情况加强了解，掌握其规律变化。5、矿井供电电源不得分接其它负荷，建设单位应与供电部门进行协商。第二章 井田境界和储量第1节 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。一般井田境界划分的原则有如下几条： 1、以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；2、以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界；3、以相邻矿井井田境界煤柱为界；4、人为划分井田时：煤层倾角较小，特别是近水平煤层时，用一垂直面来划分井田境界；在倾斜或急倾斜煤层中，沿煤层倾斜方向，以主采煤层底板等高线为准的水平面划分井田。根据以上原则以及本矿井的实际情况，郭一庄矿井田勘探类型为简单构造，矿区内的煤层倾角较小，煤层倾角一般为12o左右。本设计井田范围东北以DF断层为界，西南以DE断层为界，东以小窑采空区为界，西以-800底板等高线为界，倾向最小约2.44Km，最大约,2.65Km，倾向平均长度为2.5 Km，走向最小约6.41Km，最大为6.62Km，走向平均长度为6.53Km。水平面积利用AutoCAD软件在计算机上圈定，井田的水平面积为16.83Km2。本井田主采1#和2#煤，北东边以DF断层为界，有往东北扩大的可能，西南边以DE断层为界，有往西南扩大的可能。第2节 井田工业储量2.2.1 储量计算方法井田内各可采煤层构造简单，煤层稳定，地质报告采用地质块段法估算资源量。因煤层倾角一般12左右，故块段面积采用块段斜面积，块段厚度采用平均真厚度。其计算公式为：Q=SM式中：Q 块段煤炭工业储量（万t）；S 块段斜面积k（m2）；M 块段煤层平均真厚度（m）； 煤层平均视密度值 （t/m3）；2.2.2井田工业储量计算郭一庄矿矿各煤层平均视密度及煤表(表2.1)煤 层1#2#视密度t/ m31.401.40煤厚m3.02.5经过计算，1#、2#号煤层的平均倾角均为12。由地质资料可知：S=16827486.4/ cos12（m2）1#煤储量为：Q1=（16827486.43.01.40）/cos12（数据见表2.1）=7225.44万吨2#煤储量为：Q2=（16827486.42.51.40）/cos12=6021.20万吨本井田的工业储量为：Q工= Q1 + Q2 =7225.44 + 6021.20 =13246.64万吨第3节 井田可采储量2.3.1井田保护煤柱留设（一）在本井田范围内，各类煤柱的留设原则为：（1）、断层煤柱：断层按其落差大小及对煤层的破坏程度而留设保安煤柱，落差50米者，两侧各留50m（水平距离），落差20m（水平距离），两侧各留20m（水平距离），落差20m 者，不留保安煤柱。（2）、井田边界煤柱：按50 m（水平距离）留设（3）、三下保护煤柱设计时, 边界角0=0=58 0=58-0.3 移动角=73 =73-0.6 松散移动角45 煤层真倾角（二）井筒及工业场地保护煤柱留设：按规范规定，年产1.2 Mt/a的大型矿井，工业场地占地面积指标为1.2公顷/10万吨，见表2.2。故可算得工业场地的总占地面积：S=1.212=14.4公顷=14.4104 m2可知工业场地占地144000 m2，设其沿倾向边长为360m，走向边长为400m。根据建筑物级别围护带宽取20m。立井井筒和工业场地只需留一个总的安全煤柱。矿井工业场地占地指标表 表2.2井 型大 型 井中型井小 型 井生产能力（万吨/年）120、150、180、24045、60、909、15、21、30占地指标（公顷/10万吨）0.81.21.31.82.02.5经过计算，得工业广场1#煤保护煤柱为：842930.7631 m2。其质量为： 842930.76313.01.40/cos12=361.94万吨同样，可得工业广场2#煤保护煤柱为：849396.2656。其质量为： 842930.76312.51.40/cos12=301.61万吨综上可得，工业场地保护煤柱质量为：361.94+301.61=663.55万吨（三）断层及井田边界保护煤柱留设：计算井田保护煤柱及断层煤柱时，水平面积利用AutoCAD软件在微机上圈定，经测量：1#煤保护煤柱量为：F断层保护煤柱为：56252.84113.01.40=23.63万吨 D断层保护煤柱为：38147.54253.01.40=16.02万吨 东部边界的煤柱为：13643.3713253.01.40=143.26万吨西部边界的煤柱为：13029.6583253.01.40=136.81万吨南部边界的煤柱为：4790.7326253.01.40=50.30万吨北部边界的煤柱为：4853.9411253.01.40=50.97万吨1#煤保护煤柱总量为：23.63+16.02+143.26+136.81+50.30+50.97=420.99万吨2#煤保护煤柱量为F断层保护煤柱为：56252.842.51.40=19.69万吨D断层保护煤柱为：38147.54252.51.40=13.35万吨 东部边界的煤柱为：13643.3713252.51.40=119.38万吨西部边界的煤柱为：13029.6583252.51.40=114.10万吨南部边界的煤柱为：4790.7326252.51.40=41.92万吨北部边界的煤柱为：4853.9411252.51.40=42.47万吨2#煤保护煤柱总量为：19.69+13.35+119.38+114.10+41.92+42.47=350.91万吨断层及井田边界保护煤柱总量为：420.99+350.91=771.9万吨综上所述，井田永久保护煤柱总量为：P=663.55+771.9=1435.45万吨2.3.2井田可采储量计算可采储量为：Q采=（Q工-P）K 式中：Q采-可采储量； Q工-工业储量；P-永久煤柱；K-设计采区回收率，取85%；将各数值带入，得： Q采 =（13246.64-1435.45）80%=9448.952万吨第3章 矿井生产能力、服务年限及工作制度第1节 矿井生产能力及服务年限郭一庒矿的可采储量为10757.583万吨，除去1.4储量备用系数，按设计生产能力计算矿井服务年限按设计生产能力120万t/年计算，矿井服务年限： 式中： Z可-矿井可采储量（万t）A-矿井设计生产能力（万t/年）T-矿井服务年限（a）K-储量备用系数，取1.4 代入数据,得： T=9448.952/(1201.4)=56.2年按关于煤矿设计规范中若干条文修改的决定，（见表3.1）本矿井设计服务年限为51.2年，符合规定。我国煤矿目前有向大型矿井发展的趋势，设计120万吨的井型，达产后，当技术条件适宜时，有充裕的能力来提高产量，用以增产。综合各方面的原因，矿井年产120万吨是符合要求的。表3.1 矿井服务年限表矿井设计生产能力(Mta)矿井设计服务年限(a)第一开采水平设计服务年限(a)煤层倾角25煤层倾角2545煤层倾角4560及以上7035-30506030-1224502520150450940201515第2节 工作制度根据有关规定，达到矿井设计生产能力时按年工作日330天，每天三班，每天净提升时间16小时。采用“三八”制作业，“两个半班采煤、半班准备”，即两班半（早 晚 夜）采煤，半班（中班）检修。 第四章 井田开拓井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，简历矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较才能确定。井田开拓主要研究如何不知开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究：1）确定井筒的形式、数目和配置，合理确定井筒及工业场地的位置。2）合理确定开采水平的数目和位置。3）布置大巷及井底车场。4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替。5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造。6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量，尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。4）必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5）要适合当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6）根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其他有益矿物的综合开采。第1节 概述4.1.1 地质构造邯郸矿区地处山西断隆级构造单元，太行拱断束级构造单元，武安凹断束级构造单元的东部，郭一庒矿区位于邯郸矿区的东部，地处河北省邯郸市武安市矿山镇。本区地层总体走向为东南向、西北走向，地层倾角一般1012。井田内的构造以断裂为主，并伴有轴向近东西的呈“W”型的简单宽缓褶皱构造。在24勘探线附近，有一明显的“马鞍型”构造，地层倾角在轴部都很平缓为12左右，在两翼较陡。据地质填图、地震勘探和钻孔揭露已发现大小断层共4条，其中落差大于100m的断层有1条，落差50100m的有1条，落差小于30m的有2条，其中影响到煤系地层的有2条。断层的性质均为高角度正断层，断层倾角一般7080；断层走向多为东北及西南走向。本井田总体构造形态为向西及西北倾斜的单斜构造，依本井田的构造发育程度和条件分析，其构造类型中等。4.1.2 煤层赋存状况郭一庒矿区含煤地层为二叠系下统山西组，石炭系上统太原组，中统本溪组，共含煤23层，可采及局部可采煤层2层，其中1、2煤层为可采和大部可采煤层。1煤层：为主要可采煤层，位于山西组地层中部，下距2煤层平均8m。煤层平均厚度3.0m，为中厚煤层，煤层结构简单。煤层赋存较稳定，全区可采。2煤层：位于山西组下部。平均厚2.5m，为中厚煤层。煤层结构简单， 2煤层全区可采。区内各煤层均变质为无烟煤。其中1、2煤层多属中富灰特低硫无烟煤二号。根据各煤层煤质化验结果，本区1、2煤煤粉可用于发电和锅炉用煤，块煤可用作合成氨用煤及民用煤。4.1.3水文地质情况据调查，1963年最高洪水位在陶庄附近为+157.0 m，在牛叫河村桥北小庙下部地台边缘最高洪水位为+123.0m。现已在沁河上分别建有八河坝、康庄、北牛叫、张庄等小型水库，总库容量约为290.9万m3 。井田内共有七个含水层，自下而上有奥灰强含水层，本层总厚度约为550m，本区奥灰含水层岩溶发育极差，富水性较弱，奥灰水属深埋藏滞流型；大青石灰岩含水层平均厚度6.24m，属富水性弱中等的含水层；伏青石灰岩含水层平均厚度4.50m，属富水性中等的含水层；野青灰岩含水层含水性差，一般不含水；2煤层顶板砂岩含水层平均厚度为11.96m，属富水性弱的含水层，局部为中等富水性；下石盒子组砂岩含水层平均厚度22.30m，该层具有中等富水性；上石盒子组二段底砂岩含水层组平均厚度20.25m，该层具有中等富水性井田内各含水层之间均存在一定厚度并且有良好隔水性能的隔水岩层。奥陶系石灰岩顶至9煤层底板间的距离为21.6540.66m。其间岩性由砂质泥岩、铝质泥岩、粉砂岩组成，具有良好的隔水性能。矿井正常涌水量566m3/h，最大涌水量1030m3/h。4.1.4 地形因素该区位于太行山与华北平原间的丘陵地带，呈南、北高，中部低的特征。地表标高介于118.00m239.80m之间。区内地貌形态主要是构造剥蚀低山丘陵。4.1.5 综述综合上述因素：本井田不具备平硐开拓的地形条件。由于煤层埋藏深，不具备斜井开拓的条件。且水文地质条件属中等类型。适宜采用立井开拓。符合立井开拓的适用条件及优点：立井开拓的适用条件一般为：（1）煤层赋存较深或冲击层较厚。（2）适用于水文复杂，多水平开采的倾斜煤层。（3）立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件限制，技术上也比较可靠。当地质条件不利于平硐或斜井开拓时均采用立井开拓方式。其优点如下：（1）能通过复杂的地质条件，提升能力大，机械化程度高，易于自动控制；（2）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。第2节 确定井田开拓方式4.2.1井筒形式的确定井田的开拓方式按倾角分为立井、斜井、平硐和主斜副立三种形式。其使用条件和优缺点比较如表4-1：表41 井筒开拓形式的使用条件和优缺点比较井筒形式立井开拓斜井开拓平硐开拓主斜副立煤层条件埋藏深表土厚为缓倾斜煤层倾角小于25表土层薄，无流沙层倾角较小，地形复杂井田范围较大优点井身短，通过井筒的各种管线长度小，提升速度快，机械化程度高，对辅助提升有利，人员提升快；井筒断面大，通风阻力小；生产经营费用低，有利于井筒维护，适应性强，技术可靠，不受煤层瓦斯煤层等限制开拓部署能适应产量大、生产集中的要求，主斜井不受长度限制，井筒装备及井底车场，地面设施简单；施工简单，掘进快，初期投资少，延伸方便，安全出口好最简单的开拓方式，技术、经济最有利，主运输环节少，设备少，地面工业广场简单，水可自流，无水仓施工条件好，掘进速度快主斜胶带运输能力大，井筒不受长度限制缺点井筒施工复杂，装备复杂，其建井投资大，井筒延伸困难井身长，通过井筒各种管线长，生产经营费较高，维护难，串车提升能力小，对地质条件适应性差对井田地质构造和自然条件有一定限制综合立井和斜井的优缺点适用条件生产能力大，煤层埋藏深，表土厚或水文条件复杂，开采煤层不受条件限制，凡不适合斜井、平硐、综合方式时均可采用立井开拓地质构造简单井田走向较短山岭、丘陵、沟谷地区煤层埋于山中矿井生产能力大根据以上分析并结合本矿的实际情况，井筒形式可以选择立井，因为表土层水文地质情况较简单。由于煤层埋藏较深，井身太长，已超过井田倾向长度，不具备斜井开拓的条件，所以井筒形式为立井。4.2.2工业广场的位置、形状和面积工业广场的选择主要考虑以下因素：（1）尽量位于储量的中心，使井下有合理的布局；（2）占地要少，尽量做到不搬迁村庄；（3）尽量布置在地质条件比较好的区域，同时工业场地的标高要高与历年最高洪水位；（4）尽量减少工业广场的压煤损失；工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据表2.4所列工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为14.4公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为400m，宽为360m。根据建筑物级别围护带宽取20m。4.2.3 开拓方案比较4.2.3.1方案的提出依据确定的井田境界和井田地质地形图，并结合地质勘探总结的煤层底板等高线平面图和有关地质构造分布情况，初步确定开拓方式采用主副井立井开拓，现就主副井及工业广场和风井具体开拓方式的确定，提出了四种方案。方案一：立井单水平上下山开拓主、副井井筒均为立井，布置于井田中央，设一个水平，采用上、下山开采。该水平沿煤层底板岩层中作一条回风大巷。由于辅助运输采用无极绳绞车，爬坡能力强。大巷布置在岩层中。开拓巷道及工业广场剖面图4.1如下：方案二：立井两水平石门连接上下山开拓主、副井井筒都设于井田中部，做到第一水平井底车场，然后做石门及第一水平大巷，采用上、下山开采，再由主副井延伸到深部做两条做石门并作第二水平大巷，采用上、下山开采。第一个水平沿煤层底板岩层中作一条回风大巷，第二水平回风经过联络斜巷进入第一水平运输大巷至主井回风。开拓巷道及工业广场剖面图4.2如下：方案三：立井暗斜井两水上下山开拓主、副井井筒都设于井田中部，做到第一水平井底车场，然后做石门及第一水平大巷，采用上、下山开采，再由主副井延伸两条暗斜井并作第二水平大巷。第一个水平沿煤层底板岩层中作一条回风大巷，第二水平回风经过联络斜巷进入第一水平运输大巷至主井回风。开拓巷道及工业广场剖面图4.3如下：方案四：立井三水上山开拓主、副井井筒都设于井田中部，做到第一水平井底车场，然后做石门及第一水平大巷，采用上山开采，再由主副井延伸井筒做两条石门并做第二水平大巷，采用上山开采，再由主副井延伸井筒做两条石门并做第三水平大巷。第一个水平沿煤层底板岩层中作一条回风大巷，第二水平回风经过联络斜巷进入第一水平运输大巷至主井回风，第二水平回风经过联络斜巷进入第二水平运输大巷至主井回风。开拓巷道及工业广场剖面图4.4如下：4.2.3.2 技术比较表42 技术比较表优缺点优 点缺 点方案一1.井筒短，初期工程量小。2.提升能力大，机械化程度高。3.出煤早，见效快。1.-550下都要采用下山开采，提升和掘进工作量较大。2.开采-550下采用下山开采时，通风、排水更困难，费用增高，管理相对复杂。方案二1.掘进量相对较小，基建投资减小。2.车场布置简单，易于掘进及生产管理。1.井筒较长，延伸困难。2井筒太深有透水危险。方案三1.井筒较短。2.车场布置简单，易于掘进及生产管理。3.第二水平井底车场简单。1.相对复杂，提升环节较多。煤炭上运，运输费用高，效率低。2.暗斜井开拓困难大而且较长，费用高。3.第二水平向上排水困难。方案四1.没有下山开采，通风、排水等管理相对复杂。2.上山较短。(1)开拓巷道工程量大，掘进率较低。(2)需要开拓三条主石门，掘进费用高。(3)需要建设三组井底车场，费用也提高。(4)井筒太深有透水危险。方案一单水平开拓有较长的下山开采，提升和掘进工作量较大，上行通风漏风大且效率低，向上排水更困难，运输费用增高，管理相对复杂。上山太长，开拓、维护和设备选型困难。方案四用三水平开采，相应的需要三组大巷，相对其他方案掘进工程量太大，而且需要用三个车场，提升系统相对复杂，管理复杂。增加了搬家倒面次数，限制了矿井生产能力。方案二和方案三没有明显的技术缺陷，需要对方案进行经济比较，再决定用哪个方案。综合考虑，应该放弃方案一，将方案二、方案三和方案四进行经济比较。4.2.3.3 经济比较方案二和方案三的经济比较：将方案二和方案三进行经济比较，其初期基建费及工程量，维护费用，运输费用等经济比较结果汇总于下表。在比较中需要说明以下几点：（1）两方案中阶段的划分和采区的布置均相同，故大巷和采区上山的开掘长度相同，费用也基本相同，故未对其进行比较（2）两方案中井底车场的形式和建设费用虽稍有差别，但相对较小，故也未予以比较。（3）运输费用中运距不包括准备巷道，只包括大巷和石门的运输。表43 各方案粗略估算费用表方案二基建费(万元)工程数量（10m）基价（元）费用（万元）主井开凿表土段5.014088070.4400基岩段90.689786813.4612副井开凿表土段5.015273976.3695基岩段88.097552858.4576井底车场岩巷20025803516.0600一水平石门岩巷54.024464132.1056二水平石门岩巷169.024464413.4416小计2880.3355生产费用(万元)立井提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价(元/(t*km)费用(万元)第一水平1.25134.40.6891.66792.1951第二水平1.24314.60.9661.68002.3749排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(a)基价(元/(t*km)费用(万元)536876056.20.410555.1693石门运输系数煤量(万t)平均运距km基价(元/(t*km)费用万元第一水平1.25134.40.2840.4699.9214第二水平1.24314.60.8960.41855.6232小计27905.2839合计30785.6194方案三基建费(万元)工程数量（10m）基价（元）费用（万元）主井开凿表土段5.014088070.4400基岩段74.989786672.4971副井开凿表土段5.015273976.3695基岩段74.397552724.8114井底车场岩巷20025803258.0300一水平石门岩巷54.024464132.1056二水平石门岩巷25.32446461.8939二水平暗斜井岩巷148.4030750456.3300小计2452.4775生产费用(万元)立井暗斜井提升系数煤量万t提升高度km基价(元/(t*km)费用万元第一水平1.25134.40.6891.66792.1951暗斜井1.24314.60.7740.421683.1082立井部分1.24314.60.7491.66204.7400排水涌水量(m3)时间(h)服务年限a基价(元/(t*km)费用(万元)536876056.20.4311346.8069石门运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/(t*km)费用(万元)第一水平1.25134.40.2840.4699.9214第二水平1.24314.60.1440.4298.2252小计27024.9968合计29477.4743方案四基建费(万元）工程数量（10m）基价（元）费用（万元）主井开凿表土段5.014088070.4400基岩段93.789786841.2948副井开凿表土段5.015273976.3695基岩段91.297552889.6742井底车场岩巷30025803774.0900一水平石门岩巷124.524464304.5768二水平石门岩巷36.22446488.5597三水平石门岩巷194.324464475.3355小计3520.3405生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/(t*km)费用(万元)第一水平1.23063.30.6041.63552.4477第二水平1.23048.00.8091.64734.3974第三水平1.23337.70.9791.66273.8079排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(a)基价(元/(t*km)费用(万元)536876056.20.4511874.5654石门运输系数煤量(万t)平均运距（km）基价(元/(t*km)费用(万元)第一水平1.23063.30.6200.4759.6984第二水平1.23048.00.2310.4337.9622第三水平1.23337.71.0220.41637.3421小计29170.2211合计32690.5616从各方案粗略估算费用表可知，方案四的费用太高可排除，以下对方案二和方案三进行详细的经济比较，方案二和方案三的初期基建费、后期基建费、生产经营费等汇总如下：表44 经济技术比较表方案二 立井两水平项目工程数量(10m)基价(元)费用(万元)初期基建费(万元）主井开凿表土段5.014088070.4400基岩段64.089786574.6304副井开凿表土段5.0152739763695基岩段64.197552625.3083井底车场岩巷10025803258.0300一水平石门岩巷54.024464132.1056小计1736.8838后期基建费(万元）主井开凿基岩段25.789786230.7500副井开凿基岩段23.597552229.2472井底车场岩巷10025803258.0300二水平石门岩巷169.024464413.4416小计1131.4688生产费(万元）提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元)第一水平1.25134.40.6891.66792.1951第二水平1.24314.60.9661.68002.3749排水涌水量m3时间(h)服务年限(a)基价(元)536876056.20.410555.1692石门运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元)一水平1.25134.40.2830.4697.4568二水平1.24314.60.8960.41855.6232小计27902.8192合计30771.1718方案三 立井两水平加暗斜井项目数量(10m)基价(元)费用(万元)初期基建费（万元）主井开凿表土段5.014088070.4400基岩段64.089786574.6304副井开凿表土段5.015273976.3695基岩段64.197552625.3083井底车场岩巷10025803258.0300一水平石门岩巷54.024464132.1056小计1736.8838后期基建费(万元)主井开凿立井9.08978680.8074暗斜井77.427007209.0341副井开凿立井8.859755286.3335暗斜井70.9630750218.2020井底车场岩巷10025803258.0300二水平石门岩巷25.32446461.8939小计914.3009生产费(万元)提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元)第一水平1.25134.40.6891.66792.1951暗斜井1.24314.60.7740.421683.1082立井部分1.24314.60.7491.66204.7400排水涌水量m3时间(h)服务年限(a)基价(元)536876056.20.4311346.8069石门运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元)一水平1.25134.40.2830.4697.4568二水平1.24314.60.1450.4300.2962小计27024.6032合计29675.7879开拓方案费用汇总表4-6-3方案方案二方案三名称立井两水平立井两水平加暗斜井项目费用(万元)百分比/%费用(万元)百分比/%初期基建费1736.8838100%1736.8838100%后期基建费1131.4688100%914.300980.81%生产费用27902.8192100%27024.603296.85%总费用29780.1540100%29675.787996.65%由以上比较可看出，方案三的生产系统更为简单，后期工程量较小。而且方案三比方案二的综合费用低。综合考虑，选择方案三为最优方案，本次设计即采用立井二水平暗斜井上下山开采。第2节 井筒位置的确定4.2.1 确定井筒位置4.2.1.1 井筒位置的确定在井田内布置一对主副立井，在井田边界北部中间布置一个风井，采用中央边界式通风方式。遵循设计规范213条选择井筒的依据，应遵循以下原则：(1).本井田范围内,地势平坦,煤层埋藏深度较大,因为浅部采用立井开拓方式,为便于通风,减少漏风,早出煤，达到设计产量时,本矿井设计三个井筒,即主井、副井、西风井。(2).井筒位置的选择牵涉井下、地面等一系列因素,关系重大,选择时要对井下开采有利,又要便于井筒的开拓和维护,还要注意充分利用地形,使工业广场便于布置,减少工业广场土石量,减少运输费用,使地面布置合理.遵照规范213条,选择井筒位置,应遵循以下原则: 1.选择井口位置应考虑第一水平的开采,缩短贯通时间,减少工程量。 2.保证第一水平要有足够的服务年限。 3.井口位置一般选择在井田中央,井下运输、通风合理。 4.要充分利用地形,少占地,少压煤。 5.井口标高要高于历年最高洪水位。 6.井筒要尽量避免穿越流沙层,含水层,较厚的冲积层,有煤和瓦斯突出危险的煤层。 7.井底距奥灰水保持一定的安全距离。 8.井底车场及主要硐室尽量布置在稳定的岩层中,便于维护和开拓。（1）井筒沿井田走向的位置井筒沿井田走向的的有利位置以后应在井田中央。当井田储量呈不均匀分布时，应在储量分布的中央，以此形成两翼储量比较均匀的双翼井田，应尽量避免井筒偏于一侧。井筒设在井田中央（储量分布的中央），可使沿井田走向的井下运输工作量小，而井田偏于一翼边界的相应井下工作量要较前者大； 井筒设在井田中央时，两翼产量分配，风量分配比较均匀，通风网络较短，通风阻力较小。井田偏于一侧时，一翼通风距离较长，风压较大。当产量集中于一翼时，风量成倍增加，风压按二次方关系增加。如要降低风压，就要增加巷道断面，增加掘进工程量。井筒设在井田中央时，两翼分担比较均匀，各水平两翼开采结束的时间比较接近。如井筒偏于一侧，一翼过早采完，然后产量集中于另一侧，将使运输，通风过于集中，采煤掘进互相干扰，甚至影响全矿生产。实际工作中，由于井田地质条件和其他因素的影响，只要尽可能使两翼均衡，同时可将井筒布置在靠近高级储量地段，使初期投产的采区地质构造简单，储量可靠。从而使矿井建设投产后有可能的储量和较好的开采条件，以便迅速达到设计能力。（2）井筒沿煤层倾向的位置立井开拓时井筒沿煤层倾向位置的几个原则。井筒设在井田中部，可使石门总长度最短、沿石门的运输工作量小；井筒设在浅部时，总的石门工程量虽然稍大，但初期（第一水平）工程量较及投资较少，建井期较短；井筒设在深处的初期工程量最大，石门总长度和沿石门的运输工作量也较大，但如煤系基底有含水特大的岩层，不允许井筒穿过时，它可以延伸井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利；而在浅、中位置，井筒只能打到一、二水平，深部需用暗井或暗斜井开采，生产系统较复杂，环节较多。从保护井筒和工业场地煤柱损失看，愈靠近浅部，煤柱的尺寸愈小，愈近深部，则煤柱损失愈大。（3）对掘进与维护有利的井筒位置为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土具有较好大的水文、围岩和地质条件。虽然用特殊凿井法可以在水文地质情况复杂的条件下掘砌井筒，但所需的施工设备较多，掘进速度慢，掘进费用高。因此，井筒应可能不通过或少通过流沙层、较厚的冲积层及较大的含水层。为便于井筒的掘进和维护，井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及采动影响的地区。井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件，便于大容积硐室的掘进和维护。综上所述，在走向方向上：布置在井田储量中央有利于矿井的两翼开采，有利于通风、运输、工作面的接替，故井筒位置选在井田走向中央。在倾斜方向上：布置在井田中央可以避免布置在井田浅部时形成的过长石门开拓，也可以避免布置在井田深部所造成的工业广场压煤过多。故井筒位置选在井田倾向储量中央。根据以上原则确定各井筒及工业广场位置如图4.5所示：4.2.1.2 井筒数目的确定根据目前的技术经济条件，采用立井开拓时，立井的数目至少在两个以上。同时根据本井田具体的条件，两个立井可以满足井田运输的要求，在本矿井设计中，将东南部边界风井1、东北部的边界风井2和主、副井作为矿井的初期工程。因此，本矿井设计为四个井筒即：主井、副井和北回风立井和南回风立井。4.2.2井筒用途、规格、特征4.2.2.1 井筒特征在地面工业广场设计一对主副立井，采用立井开拓方式：主井主要承担全矿井的提煤运输，副井主要承担材料设备的运输和井下矸石的提升，主副井都采用进风方式，在井田东南部和东北部边界设计回风井，主要承担全矿井的回风，矿井通风采用两翼对角式通风方式。主井地面坐标为：X=30419.3；Y=60693.1，地面标高为+180主井净断面规格为=6000mm，井深为798.8m，其断面布置见附图：4.6 主井井筒平面布置图。副井地面坐标为：X=30340.4；Y=60568.0，地面标高为+180副井净断面规格为=5000mm，井深为729.7m，其断面布置见附图：4.7 副井井筒平面布置图。主、副、风井特征如下表所示井筒名称井口标高（m）井底标高（m）井筒长度（m）井筒倾角(o)井筒直径(m)井筒断面(m2)砌 壁净净厚度mm材料主井+180618.8798.8905.533.17500钢筋混凝土副井+180612.7729.7906.542.31500钢筋混凝土风井+180270450906.019.63400钢筋混凝土表45 井筒特征表4.2.2.2井筒用途、规格主井主要负责煤的提升兼作进风井；副井负责人员的上下、井下所需材料的提升及矸石的提升，并且兼作进风井；风井总回风。副井和风井安装梯子间，作为安全出口。1、主井：位于矿井工业场地，担负全矿井1.2Mt/a的煤炭运输任务。主井井筒装备采用刚性装备刚性罐道,主井罐道梁采用组合罐道、山形式布置，罐道与罐道梁的连接方式采用钢轨连接。主井提升采用箕斗，用q=(ocaT)/(3600Nt1)求出一次提升量，再按松散煤的容重计算出松散体积，选择两对12t箕斗提升。主井井筒采用圆形断面，这里选用JDG-16/1204标准底卸式四绳12t箕斗。井筒支护采用混凝土厚度350mm，充填混凝土50mm罐道梁中心线间距，可用下式求得：Ha2hS0 =3328mm （4.1）式中：a两侧罐道之间间距，取a=3800mm；h组合钢罐道高度，取h=158mm;S0罐道与罐道梁连接处凹槽垫板宽度，取S0=112mm。其断面布置见附图：图4.6 主井井筒平面布置图2、副井：位于矿井工业场地，担负全矿的材料和设备提升、人员升降，并兼做进风井。副井井筒装备采用刚性装备（刚性罐道）,罐道梁采用工字钢、通梁式布置，罐道与罐道梁的连接方式采用钢轨连接。按照规程规定，采用一对单层双车（3t）罐笼。副井提升设备采用三吨单层双车多绳摩擦提升罐笼，根据矿车规格和设计规范有关要求验算，选用GDGY-12/754型多绳提升罐笼。罐道采用38.45kg钢轨，罐道梁采用20b工字钢。副井井筒断面选用圆形断面1、3号罐道梁中心线间距可按下式求出：L1a+2h+S0=1674mm （4.2）L2B+f2+b2/2 =1584mm （4.3）式中：L1 12号梁中心线，mm；L2 罐道中心线与2号罐道梁中心线间距，mm；a 两侧罐道之间的距离，1114mm；h 木罐道厚度，200 mm；S0 罐道与罐道梁连接处垫板凹槽处宽度，取S0=160mm；b2 2号罐梁宽度，取168mm。梯子间尺寸M、S、T根据梯子间、管道间布置，可按下列公式计算M=600+600+m+2=1361mm （4.4）式中：600 两梯子中心距，mm；600 梯子中心到壁板距离加另一梯子中心到井壁距离，mm；m 梯子间隔板总厚度，金属梯子间m=77mm；如图4.7所示，左侧布置梯子间，右侧布置管路，最后，根据图解法解出井筒的直径（6300mm）以及罐笼在井筒中的位置。其断面布置见附图：图4.7 副井井筒平面布置图3、北回风立井：位于矿井北部井田边界中央，担负矿井北区和中央部分回风任务，根据总回风量及梯子间布置确定井筒净直径为6m，井深480m，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，M、S、T与罐笼井筒一样，取决于梯子间的布置和结构尺寸。井筒断面布置如图4.8。根据后面章节通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合煤炭工业设计规范和煤矿安全规程的规定。其断面布置见附图：图4.8 北风井井筒平面布置图4、南回风立井位于矿井南部井田边界中央，担负矿井南区和中央部分的回风任务。其井筒装备及断面形式同北回风立井。风井断面参见图4.8。第3节 开采水平的设计4.3.1水平高度的确定4.3.1.1开采水平及阶段的划分划分原则：1.要有合理的阶段斜长，指在采用合理的回采工艺及合理的工作面参数、采区巷道布置及生产系统、一定的采区设备条件下所能达到的阶段斜长。需考虑以下因素：(1)煤的运输 开采近水平煤层的矿井，采用采区上山准备时，可以采用绞车牵引矿车，或者采无极绳绞车牵引(2)辅助运输 辅助运输采用绞车时，由于井下运输、安装不方便，所以一般绞车的直径一般不大于1.8m。开采近水平煤层或者采用倾斜长壁开采时的阶段斜长可达15001800m，可采用两段或三段提升。所以，阶段的斜长有所加长。(3)行人 对于没有人车或其他运人的设备到工作面的矿井，阶段斜长过大会使行人不方便。2.要有合理的区段数为保证采区正常的生产和接替，就需要有合理的区段数目，它从另一个侧面反映了阶段斜长的要求。要保证采区内的工作面的正常接替，区段数目多一些比较有利，但是这样斜长过大，对辅助运输和煤炭的运输以及行人等都有不利的影响。所以选用一个合理的斜长是很重要的。目前，近水平煤层区段数目可取37个。3.要有利于采区的正常接替 为保证矿井均衡生产，一个采区开始减产，另一个采区开始应投入生产。阶段斜长大时，采区储量就大，服务年限就长，吨煤的开拓准备工程量也少。4.要保证开采水平要有足够的储量和合理的服务年限 这是水平划分的最重要的部分，对于年设计产量120万t/a的矿井来说，第一水平服务年限应不少于25年。5.水平高度在经济上有利 从技术与经济统一的观点来说，技术上合理的水平垂高能获得较好的经济效果，可以通过经济的比较方法选择有利的水平垂高，经济比较的项目包括：水平范围内的开拓工程量及掘进费用、井巷维护费、煤炭提升费、排水费等，如果采区巷道布置类型和参数不同，还应该比较采区的巷道掘进、维护及煤的运输费用。根据比较的结果综合考虑技术、管理、安全等因素，从而获得合理的水平高度。本矿井确定的开采水平及阶段根据井田内主采1#和2#煤层的底板等高线分布状况，及其落差范围在-290m-800m，并结合主副井位置的确定，经技术分析，将井田开拓分为两个水平，第一开采水平标高为-520m, 第一水平垂高230m，采用采区式开采，全部用上山，平均斜长为1110。第二水平标高为-750 m，第二水平垂高280m，采用采区式开采，用上下山开采方式，平均斜长为1347。在-520m和-750 m开采水平布置井底车场，并设计-500m和-750 m运输石门，承担第一水平和第二水平的煤炭运输工作，全矿井采用采区式开采。4.3.2设计水平的巷道布置根据设计规范主采煤层1#和2#煤是中厚煤层，应在布置巷道时尽量减少煤柱损失。1第一水平主要大巷位置的确定：-520运输水平大巷基本沿着-520m等高线，担负一水平的煤炭运输，其规格如图4.9；-520轨道水平大巷基本沿着-520m等高线，担负一水平的运料、行人和出矸，其规格如图4.10。两条巷道均布置在岩层中。2第二水平主要大巷位置的确定：-750运输水平大巷基本沿着-750m等高线，担负一水平的煤炭运输，其规格如图4.9；-750轨道水平大巷基本沿着-750m等高线，担负一水平的运料、行人和出矸，其规格如图4.10。两条巷道均布置在岩层中。3总回风巷，风井的布置：因考虑到井田地质地形、构造及煤层赋存情况，决定在井田东部边界设两个风井，构成对角式通风，为两个开采水平服务，其规格如图4.11。4煤层群开采顺序在井田范围内的主要可采煤层有1#煤层、2#煤层。矿井初期投产设计1#和2#进行联合开采，上下同采，设置一定的安全距离。第4节 采区划分从整个井田内的煤层产状进行分析，其中央设计布置为地面工业广场，结合对井田一水平-520m标高的确定，以及-520m运输大巷和东部边界处总回风大巷的设计布置，以及断层F和D，一水平可划分采区范围的走向长度平均约6622m，煤层平均倾斜角度约12，倾斜长度平均约1100m。经分析可将整个水平划分为3个采区。结合对井田二水平-750m标高的确定，以及-520m运输大巷和-750m运输大巷的设计布置，以及工业广场的煤柱，二水平可划分采区范围的走向长度平均约6525m，煤层平均倾斜角度约12，倾斜长度平均约1347m。经分析可将整个水平划分为2个采区。第一采区作为矿井的首采区，采区上山，一水平上山设胶带大巷和轨道大巷，为整个采区的物料运输和原煤生产服务。采区走向长度平均约2325m，设计布置为两翼开采。 第5节 井底车场4.5.1 概述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。井底车场设计合理与否，要看其运输通过能力是否满足矿井生产需要，列车运行是否安全，施工是否方便和车场绕道工程是否节省等。井底车场线路平面布置要满足以以下要求：1. 井底车场应有利于提高运输通过能力。2. 井底车场线路布置应尽量减少弯道，增加直线巷道，在直线轨道上顶送重车，满足列车安全要求。3. 井底车场线路应尽量简化，方便施工和节省工程量。4.5.2 井底车场的选择原则1. 依照井田地形地质条件、运输量大小、大巷运输方式、井筒提升方式、主副井筒与主要运输大巷的位置、以及地面生产系统布置等因素选择；2. 所选车场调车方便、操作安全、施工容易、工程量省，能满足矿井生产的需要，并考虑增产的可能性；3. 井底车场应有30%的通过能力富裕系数。4.5.3 井底车场的设计依据1.立井开拓方式，年生产能力120万吨，年工作日330天，采用“三八”制作业，“两个半班采煤、半班准备”，每天净提升时间16小时，矸石系数20%。2.主副井筒距离85.8米，大巷在底板岩层中。 3.主井提升采用一对12t箕斗，副井采用双层单车3吨普通罐笼.4.井下运煤采用皮带运煤，辅助运输采用1.5吨固定式矿车，每列车15辆。5.矿井为低瓦斯矿井。综合以上情况，依据本井田的开拓方式和井筒与大巷的相对关系，经比较，选用刀把式井底车场。井下煤炭用胶带输送机运输，车场采用胶带机上仓方式，使车场形式大为简化，其有关峒室布置可参看井底车场平面线路布置图，实际上这是只有一个带有机车绕道的单环形车场，线路布置简单，坡度调整方便，工程量也较小。调车方式为电机车调车。4.5.4 井底车场的线路设计1.井筒相互位置主副井筒在平行于存车线方向上距离85.8米主副井筒在垂直于存车线方向上距离1.5米则 主副井筒的直线距离为(85.82+1.52)1/2=85.8m2.根据煤炭工业设计规范确定存车线长度如下： 副井空、重车线长为1015列车长； 材料车线长1015个材料车长； 调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和。3.副井空、重车线长度的确定（1）副井空、重车线长度的确定 L = mnLk+NLt+Lf （41） =1.0152.6+14.5+10=53.5米取60米L -副井空、重车线即存车线长度，m，一般取整数；m-列车数目，列；n-每列车的矿车数，这里取15； Lk-每节矿车带缓冲器的长度，m；N-机车数，台；Lt-每台机车的长度，m；Lf -附加长度，一般取10米。（2）材料车线的有效长度L=ncL c+ nsLs + Lf （42） =152.6+14.5+10=53.5米取60米L -材料车线的长度，一般取整数，m；nc-材料车数，辆；L c-每辆材料车带缓冲器的长度，m；ns-设备车数，辆；Ls=-每辆设备车带缓冲器的长度，m。 Lf -附加长度，一般取10m。（3）人车线有效长度 L=mnRLR+ Lj+ Lf （43） =183.46+4.5+10 =42.18m 取43米 L-人车线有效长度，m； m-列车数目，取1列； nR-每列车的人车数，辆； Lj-每台机车的长度，m； Lf=-附加长度，一般取10m。4.5.5 轨型、道岔及曲线巷道参数本设计采用XK8-6/110-IA型蓄电池式电机车牵引1.5t固定式矿车运输。轨距为600mm，轨型选用30kg/m，单开道岔选用4号、5号道岔，对称道岔选用3号道岔，度线道岔选用4号道岔。平曲线半径15-20m。4.5.6 马头门线路的平面布置计算马头门线路是指副井重车线的末端，重车线阻车器轮檔至材料车线进口变正轨距的起点的一段线路，马头门线路的平面布置，主要取决于所采用的设备类型和矿车的自滑速度。 副井采用单罐笼提升，马头门线路的重车线的双轨段上，需要装设双轨道单式阻车器，单式阻车器的作用是缩短重车进罐距离，以减少进罐时间，重车进罐借助摇台，设置有单复式阻车器。副井马头门线路计算L0=a+b+b+c+d+e+2f (44) =4.0+2.0+2.5+10.4+4.0+210.67=44.24m。 取45m式中 a: 罐笼长度取4.0m； b、b: 摇台的摇臂长度。1吨矿车为1.5米左右，3吨矿车为2.0m，取2.0m； c: 从摇臂轴中心至单式阻车器轮挡面之间距离。一般取C=2.0-3.0m，取2.5m； d: 单式阻车器轮挡面与对称道岔连接的切点交点之间的距离，这里取4个矿车长度，即42.6=10.4m，以便提升工作的连续进行。 e：摇台中心至对称道岔连接的切线交点之间的距离，通常取2.04.0m，取4.0m。f: 基本轨起点至道岔连接的切线交点之间的距离，其大小取决于对称道岔的型号DC-630-3-15。查表可知为10.67米。图48 4.5.7 井底车场的调车方式井底车场采用甩车调车的调车方式，电机车牵引重列车驶入重车线后，电机车摘钩，加速驶过道岔N1，经机车绕道，过N2道岔进入副井空车线，绕至空列车或材料车尾部然，牵引空列车或材料车驶向采区。4.5.8 井底车场各硐室的布置1、井底煤仓及装载硐室煤仓选用立式煤仓，具有以下优点：（1）可为椭圆形，仓底不用铺钢轨。（2）不拐弯，不易发生堵仓。（3）煤粉率低。煤仓容积：根据煤炭工业设计规范规定，大型矿井应容纳12小时提升量，煤仓直径38m。本矿井设计煤仓容积为350，煤仓直径D=6，煤仓高度：H=350/3.14/(D/2)2=12.4m (45)煤仓下口漏斗斜面与水平面的夹角为60。箕斗装载硐室断面采用矩形，采用钢筋混凝土支护方式，混凝土强度等级为C20、厚度为400mm。箕斗装载硐室和井底煤仓布置形式见下图4-9：2、水仓水仓位于井底车场水平以下，布置在井底车场稳定底板岩石中。由两个独立的巷道组成，即主水仓和副水仓,当一个清理时另一个正常使用。其作用是将矿井涌水暂时储存起来并予澄清,后由水泵排至地面。水仓采用机械清理，射流泵清仓，沉淀浆排泥。本矿正常涌水量(Q)为536m3/h,小于1000m3/h,故水仓的有效容量应能容纳8小时的正常涌水量，应为4288m3。设计水仓采用双轨巷道，有效断面(S)为12m2，水可以从水仓自行流出。水仓的总长度为: L=V/S=357m (46)式中 V-主要水仓的有效容积，m3； S-水仓净断面，m2。水仓断面形状采用拱形，锚喷支护。3、中央水泵房中央水泵房设在井底车场副井附近的空车线侧，并与中央变电所组成联合硐室，中央水泵房由泵房主体硐室、配水井、吸水井、配水巷、管子道及通道组成。中央水泵房和水仓组成排水系统。水泵房形式采用卧式水泵吸入式。中央水泵房与中央变电所相通,其间用防火门隔开。在泵房中部用一斜巷与副井联络,即管子道，倾角25，管子道与副井井筒连接处高于主体硐室底板水平7m以上，连接处设一段3m左右的平台，供安设临时提升绞车，以便发生水患时装卸设备和上下人员。管子道内铺设轨道，敷设排水管及电缆。主体硐室与井底车场空车线侧巷道直接相连的通道内铺设运输轨道，安装向外开的密闭门（既能防水又能防火），门上装有便于关严的通风孔，以便必要时隔绝通风。主体硐室底板高出通道与车场连接处车场底板0.5米。（1）水泵房尺寸：a.水泵房长度确定 L=I+IH+a（n+1）+ S (47)式中 L主体硐室的长度，m；I备水泵电机长度总和，m；IH水泵电机长度总和，m； （I+IH在这里取54=20=m）a各设备基础之间的间隔，取0.5-2.0m，以便检修、搬装等，这里取2.0m；n水泵台数，5台；S附加距离，一般取2.5m-3.0m。 代入数值，得出水泵房长度为30m。b.水泵房宽度确定 B=b1+b2+b3 (48)式中 b1-搬运设备一侧设备基础至墙间的距离，一般取1.4-2.2m，这里取1.6m；b2-吸水井一侧由基础至硐室间的检修距离，一般取0.8-1.2m，这里取0.8m；b3-设备基础宽度，1.8m。所以，B=b1+b2+b3=4.2mc.水泵房高度水泵房高度应满足检修时起重要求。可根据水泵叶轮直径确定。所以本次设计取H=4.5m。4、中央变电所中央变电所硐室宽度取4.5m，长度22m，硐室断面为三心拱形，硐室的最大净高居底板面3.5m。为便于供电维护、管理，中央变电所与主排水泵房联合布置，地面比其通道与井底车场连接处的底板标高高出0.5m。通往井底车场的通道中设置容易关闭的防水防火密闭门。5、调度室和医务室调度室和医务室采用联合布置，采用扩散通风，长度5米，铺设厚的混凝土地板。规格尺寸为净宽6.0m，净高3.0m，净长10m，半圆拱，混凝土支护。6、井下火药库根据煤炭工业设计规范，火药库距主要井巷及硐室死亡距离符合规定要求。井下火药库采用壁槽式，布置在距调度室外侧的轨道大巷一侧，与轨道大巷垂距50m，有两个便于运送火药和行人的出口与轨道大巷相连，库房规格为AB=5031,全混凝土支护，容积600公斤。7、工具硐室硐室形状取直墙半圆拱，宽3m，高3m，长3m。8、等候硐室布置在副井井筒附近，有两个通路与井底车场相连。9、电机车库及电机修理间布置在井底车场或大巷等进出车方便、干燥的地方，此矿井布置在机车绕道旁。第6节 开拓系统的综述本矿井井型为120万t，通过技术经济比较：确定本井田为双立井两水水平加暗斜井开拓。通风方式采用中央边界式，采用采区式上山开采，第二水平采用上下山开采。主要运输采用胶带输送机运输，辅助运输为无极绳运输。矿井的生产系统如下：1、运煤系统采煤工作面区段运输平巷运输上山采区煤仓运输大巷缓冲煤仓井底煤仓主井提升至地面2、运料系统副井井底车场轨道大巷采区下部车场轨道上山轨道上部车场采区区段回风平巷采煤工作面副井井底车场轨道大巷大巷掘进工作面3、排矸系统采煤工作面区段回风平巷轨道上山采区下部车场轨道大巷井底车场副井提至地面运输大巷掘出的矸石直接到井底车场由副井提出。4、通风系统新鲜风流副井井底车场轨道大巷采区下部车场轨道上山区段运输平巷采煤工作面区段回风平巷采区回风石门回风大巷回风石门回风井煤巷掘进工作面需要的风用局部扇风机提供，经采区回风石门至回风大巷排出。5、供电系统高压电缆由井底车场中央变电所轨道大巷轨道上山采区变电所运输机、移动变电所等处6、压气和供水系统掘进岩巷的凿岩机和锚杆打眼机所用的空气，采掘工作面、暗斜井以及胶带输送机转载点所需的防尘喷雾用水，分别由地面（或井下）压气泵房和地面贮水池（或井下小水泵）以专用管路送至各个需要的地点。第5章 采煤方法和采区巷道布置第1节 煤层的地质特征5.1.1采区位置设计首采区（一采区）位于井田北翼，井田中央东侧5.1.2采区煤层煤层特征采区所采煤层为2号煤层，其煤层特征：为井田厚度大、分布稳定、结构简单煤层，厚度为3.215.47m，平均4.34m，倾角10.7左右。煤层结构简单，煤层中、下部有一层夹矸。5.1.3 开采煤层的瓦斯及煤尘情况1、瓦斯涌出量统计经地质分析及预测，矿井相对瓦斯涌出量大于10m3/t，为高瓦斯矿井。2、煤尘和自燃发火情况根据地质报告提供的资料，煤尘无爆炸危险性，自燃倾向等级为三类不易自燃煤层。5.1.4 煤层顶底板岩石构造情况2#煤直接顶板以粉砂岩为主,次为粗.中.细粒砂岩,及小量砂质泥岩.粉砂岩:分布广泛,遍及整个井田,深灰-灰黑色,岩性致密块状,粉砂质泥岩结构.岩层厚0.62-16.07m,平均4.99m,岩性较软,回采时易冒落岩石的单项抗压强度在12.4-32.7MP之间,为不坚固岩类,属一级顶板. 2#煤局部有伪顶,系浅灰色砂质泥岩,厚0.1m,层位极不稳定,分布局限, 粗.中.细粒砂岩直接与2#煤接触,砂岩呈灰色,成分以石英为主,次为长石及灰色矿物,层面含云母片,颗粒分选好,磨圆中等,泥质胶结,岩性较坚硬,中厚层状-厚层状,沙状结构,节理不发育,岩层较厚,最厚可达26.84m,平均12.36m,井田中部稍薄,南部与北部较厚,与煤层接触砂体,单体抗压强度62.8MPa,为中等坚固岩石,属二级中等冒落的顶板。2#煤瓦斯成分CH4在80以上，氮气在20以下，井田属CH4带，为高瓦斯区。5.1.5 水文地质井田内含水层自下而上有奥灰强含水层，厚度大，富水性较强；大青灰岩含水层厚度56m，为较强含水层；伏青灰岩含水层厚度3.5m左右，为较强含水层；野青灰岩含水层含水性差，一般不含水；山西组砂岩含水层厚7.0m左右，含水性弱到中等；上石盒子组细砂岩以上含水层厚度大于100m，虽含水性不强，但静储量比较大；第四系砂砾石层最厚94m，一般5060m，富水性较强。矿井正常涌水量192m/h，最大211m3/h。5.1.6 地质构造井田为单斜构造，以断裂构造为主。矿井地质构造简单。断层基本为高角度正断层，断层面倾角一般6080，以NNE及NS为主，断层面一般不宽。北部构造相对简单，大中型断层一般相互交叉或切割，落差大的切割落差小的。小构造比较发育，走向与其邻近的大中型断层基本一致，但延伸不远即消失。5.1.7 地表情况各采区对应地面有零星分布的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采区全部搬迁措施。地表无大的地表水系和水体。第2节 采煤方法和回采工艺5.2.1 采煤方法的选择本矿井可采煤层为2#煤和6#煤，2#煤煤层平均厚度4m，6#煤煤层平均厚度3.5m。煤层稳定，结构简单，火成岩对煤层干扰不大，全区稳定可采。顶底板岩性为粉砂岩，局部为细砂岩。煤层倾角410，平均倾角6。根据以上地质地形条件，两层煤比较适合一次采全高采煤法。一次采全高采煤方法具有生产集中、工作面产量大、效率高、效益好、有利于防止煤层自燃发火等优点。虽然这种采煤方法初期投资大，搬家倒面困难，但是采高大，产量大，投资回收快，况且采高35m的液压支架在国内也很普遍，因此采煤工艺采用一次采全高采煤方法。采煤方法第一第二水平选用采区式，走向长壁采煤法，全部跨落法管理顶板，采用盘区式开采；南部第三水平，为了适应F3断层，采用带区式开采，倾斜长壁采煤法。5.2.2 回采工艺5.2.2.1工艺的确定采煤工作面采用单一厚煤层一次采全高走向长壁后退式全部跨落法的综合机械化法采煤。工作面采用采煤机采煤、装煤，刮板输送机运煤，顺槽使用转载机和破碎机及可伸缩胶带输送机，切眼用液压支架，顶板随液压支架的前进而跨落。5.2.2.2采煤工艺（一）落煤方法采用一次采全高设备，采用双滚筒机组割煤，采煤机端头斜切式进刀，割三角煤，双向割煤，往返一次进两刀。采煤机进刀方式工作面端头采煤机斜切进刀，割三角煤。上端头进刀行程长25m，下端头长20m。割煤的工艺过程：（1）当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；（2）采煤机两滚筒调换位置，前滚筒降下，后滚筒升起，沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直；（3）再调换滚筒上下位置，重新反向割煤至输送机机头处；（4）将三角煤割掉，煤壁移直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤。采煤机进刀方式见图5.1。图5.1 采煤机进刀方式（二）装煤方法利用采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装底煤。（三）运煤方法工作面采用刮板输送机运煤，至运输平巷与胶带输送机搭接。（四）支护方法工作面采用ZY4800/22/42支撑掩护式支架液压支架跟机移架支护方式支护，上、下端头采用液压端头支架支护。上下顺槽采用绞接顶梁配合单体支柱支护，超前支护20m。（1）架间距为1.5m，支护方式为及时支护。（2）工作面两侧巷道采用梯形断面，锚杆支护。（五）处理采空区采空区处理采用全部垮落法处理。（六）工艺流程割煤移架推刮板输送机割煤。5.2.3确定工作面长度本采区倾斜长度为1220m，整个斜长划分为6个区段，其中最后一个区段倾斜长度为220m，其余每个区段倾斜长度均为200m。在采区有关部分要留一定量的边界和保护煤柱，以确保巷道的安全，考虑顺槽的宽度，所以设计采区200m，划分6个区段。采区走向长度1750m，采取中央上山，两翼开采，每翼850m。工作面日产量：2#煤：综采煤量0.8620041.693%=5713.93t/d 6#煤：综采煤量0.862003.51.695%=5107.2t/d5.2.4 采煤设备选型一、采煤机选型（1）采煤机平均割煤速度 V=Qd（L+I）/(603TKLHBC) - （5.1）式中 V采煤机平均割煤速度，m/min；Qd工作面日产量，2#煤取5713t/d，6#煤取5107t/d；L工作面长度，200m；I采煤机开缺口行程，取50m；T每班工作时间，取6h；K工作面开机率，取0.5；H工作面平均采高，2#煤取4m，6#煤取3.5m；B采煤机截深，取0.8m； 煤层容重，1.6t/m3；C工作面回采率，厚煤层93%，中厚煤层95%2#煤采煤机平均割煤速度： V=Qd（L+I）/(603TKLHBC)= 2.44m/min6#煤采煤机平均割煤速度： V=Qd（L+I）/(603TKLHBC)= 2.18m/min（2）采煤机生产能力正常开机时理论生产率Q Q=60HBVC （5.2）式中 Q正常开机时理论生产率，t/h；V采煤机平均割煤速度，2#煤2.44m/s，6#煤2.18m/s2#煤正常开机时理论生产率Q： Q=6040.82.441.693%=697.10t/h6#煤正常开机时理论生产率Q：Q=603.50.82.181.695%=695.86t/h（3）采煤机最大割煤速度Vmax：2#煤采煤机最大割煤速度Vmax： Vmax=1.4V=3.42m/min （5.3）6#煤采煤机最大割煤速度Vmax： Vmax=1.4V=3.05m/min （4）采煤机割煤功率N2#煤：根据采煤机割煤速度，按能耗系数法计算采煤机割煤功率。 N=60BHVmaxHw/3.6=547.2638.4kw （5.4）式中 Hw采煤机能耗系数，取3.03.56#煤：根据采煤机割煤速度，按能耗系数法计算采煤机割煤功率。 N=60BHVmaxHw/3.6=427512.4kw 采用双滚筒采煤机，结合可供选择的采煤机的参数，暂且选用MG-400/985-GWD型 采煤机，滚筒直径2200 mm,截深800mm。其他参数如下表： 表5.3 采煤机参数采煤机型号MG400/985-WDMG400/985-GWD采高（m）2.14.02.64.72截深（m）0.63;0.8适应倾角15（35）滚筒直径（m）1.6;1.8;2.0;2.22.0;2.2;2.4滚筒转数（r/min）29;35;40摇臂摆动中心距（mm）6080牵引力（KN）620/360 506/304牵引速度（m/min）07.12 08.69牵引型式电牵引（交）无链销轨链轨机面高度（mm）1505157019852050卧底量（mm）326;426;526215;415灭尘方试内外喷雾二 刮板输送机根据工作面日生产能力和设计长度，可以选择SGZ730/264刮板输送机，参数如下表：表5.4 刮板输送机SGZ730/264型刮板机技术参数表结构型式型号输送能力（t/h）设计长第度（m）链速（m/s）刮板链型式轧制SGZ730/2646002000.95中双链三 转载机顺槽转载机SZZ764/160，主要技术参数见表5.5。表5.5 SZB730/75顺槽转载机技术参数表系列型号输送量（t/h）设计长度（m）装机功率（kW）中部槽规格（）刮板链型式SZZ764/160110037.81601500764222中双链四 顺槽胶带输送机：顺槽胶带输送机选择SSJ1200/M可伸缩带式输送机，主要技术参数见表5.6。表5.6 SSJ1200/M顺槽胶带输送机技术参数表型号输送量(t/h)带宽(mm)带速(m/s)最大输送长度(m)主电机功率(Kw)SSJ1200/M12001200214001603五 乳化液泵站乳化液泵站与液压支架配套，乳化液泵站选择BRW200/31.5型，主要技术参数见表5.7。表5.7 BRW200/31.5型乳化液泵站主要技术参数型号公称流量L/min工作压力MPa柱塞数电机功率kw液箱容积BRW200/31.520031.551251500六 大巷运输皮带大巷胶带运输机与矿井产量相匹配，选择MB4000，主要技术参数见表5.8。表5.8 MB4000大巷胶带运输机技术参数表型号输送量（t/h）带宽(mm)带速(m/s)最大输送长度(m)储带长度(m)MB40001000150012002.815001205.2.5工作面长度合理性的检验一 按通风条件进行在低瓦斯矿井，工作面长度不受通风能力限制。本矿井为低瓦斯矿井，故此工作面长度不受通风能力的限制。二 按采煤机能力计算MG400/985-GWD型采煤机的实际生产能力，按开机率50%计算，Q机=0.82342001.60=6144t/d矿井日计划生产能力为：3000000330=9091t/d当矿井设计两个工作面生产时，61442=122889091t/d所以工作面长度200m时，采煤机生产能力足够。三 按刮板输送机长度验算刮板输送机选用SGZ730/264型，长度200m，适合工作面200m，所以满足要求。输送量为600t/h，也满足要求。综上，工作面选200m是满足要求的。5.2.6支护方式一 顶板管理方法选择支架规格的质量要求：（1）初撑力不低于规定值的80%（25MPa）。（2）支架排成一条直线，其偏差不超过正负50mm。中心距不超过正负100mm。（3）支架与运输机垂直，偏差小于正负5，支架与顶板接触严密，与顶板平行支设，不前倾后仰。（4）及时移架，端面距340mm，前梁前端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm。（5）支架完好，不漏液、不窜液，推移、护帮、侧护等各部件完好，能正常使用。（6）支架编号管理，实行分段包机责任制管理。（7）支架内无浮尘、浮矸堆积，活柱，缸台和阀体无煤尘堆积。（8）相邻支架错距不超过顶梁侧护板地2/3。二 支架形式的选择两层煤支架选用ZY4800/22/42支撑掩护式支架，端头支架采用ZAZ9800/27/45型。（1）支护最大高度考虑到顶板为伪冒顶或可能局部冒落，支架最大高度应是煤层的最大开采高度再加200-300mm， 2#： hmax=Hmax+（0.2-0.3）m=4.3m (5.9) 6#： hmax=Hmax+（0.2-0.3）m=3.8m 式中 Hmax煤层开采的最大高度，4m。（2）支护最小高度如下式 2#： hmin=Hmin-（0.25-0.35）m=3.65m (5.10) 6#： hmin=Hmin-（0.25-0.35）m=3.15m式中 Hmin煤层开采的最小高度，3.5m。支架参数：表5.9 液压支架技术参数表技术特征支架高度(m)2.2-4.2中心距(m)1.5工作阻力(kN)4800续表5.9初撑力(kN)3940支护强度(Mpa)0.8对底板比压(Mpa)1.8重量(t)13.5三 支架布置工作面设计切眼长度为200m，液压支架的宽度为1.5m，共计安装支架134台。四 支架控顶距（1）最大控顶距：从支架切顶线到煤壁的最大距离为4500mm；（2）最小控顶距：3700mm。5.2.7 各工艺过程的安全注意事项5.2.7.1支护本工作面采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架打开护邦板，移架在采煤机后35架进行，超过此距离或发生片帮冒顶片帮时，必须停止割煤。如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压及时移架，并打出片帮板。如工作面片帮达700mm,必须超前支护即移架在割煤之前进行。移架时，做到一步三调，不得出现前倾后仰，挤架、咬架现象。相临支架不得出现明显错差。移架时，立柱前移至煤壁，被移支架上三架，下五架内不准有人停留。移完架后立即升紧支架，达到初撑力，立柱的压力表读数在25MPa以上，保证顶底板移近量小于等于400mm，手把打回零位。下安全出口及上下巷超前支护的单体初撑力不低于90kN，移运输机机头，机尾或其他原因拆除附近单体支柱时需先打好临时支护。支架工段号追击作业，制定专门的包机制。严格按照支架规格质量要求拉架，保证工作面支架直率。5.2.7.2采煤 采煤前，首先检查机组各部连接螺栓，不得松动，油管不漏油，水压合适，拖缆装置完好方可试车，试车声音正常，按纽灵敏可靠。 割煤时，必须严格控制采高，支架控制采高在2.5m左右。端头上下各10架采高由巷高逐渐加大到规定高度。 割煤时，必须超前滚筒2-3架收回支架护帮板，严防机组割支架并维护好顶板，煤壁平直与顶板垂直，支架倾角不超过5，割煤后及时移架并打出护帮板。 割煤时，时刻注意电缆，煤壁，支架等，若有异常情况立即停机处理。 机组速度控制在4m/min以下，防止压溜子。 有下列情况之一者不得开车；a、无水；b、工作面有片帮、冒顶危险；c、移架跟不上；d、溜子停止运转；e、不符合煤矿安全规程第69条的规定。 其余未尽事项按新煤矿安全规程第51条、第54条、第57条、第67条、第69条、第72条的相关条款执行。5.2.7.3推溜 推溜弯曲长度不得小于15m，不得有死弯。 推溜后及时把手把打回零位。 当溜子的上仰和下俯角与工作面的角度不一样时，必须采用专项措施，必须处理好后，方可顶溜。 运输机停止运转时，除机头机尾处严禁移溜子。 移机尾时，必须清净浮煤，保护好油路和水路。5.2.7.4乳化液泵 开泵前，检查乳化液箱的液量大于箱体的二分之一，用浓度计检验乳化液浓度在35%之间，每次加水或加油后，都必须检查一次。 开泵时，时刻注意泵的声音，正常清晰，压力大于或等于30Mpa,发现异常，立即停泵处理。 泵站及液压系统完好，不漏夜。 开泵人员必须设专人，不得随意更换，配置方法为每9597公斤水加乳加油35公斤，并每次配置后用浓度计检测，要做到不漏液，泵站压力正常。 在泵箱附近挂牌管理，明确配比方法、用液比例、责任者等，有维修保养制度，并有专人维护，保证设备性能良好。5.2.7.5工作面溜子及转载机 所有刮板输送机司机必须经过专门技术训练，取得合格证书后方能上岗。 开车前必须认真检查油位，各部连接情况。机头马达必须必须脱开。 开车顺序为下巷一部皮带机、二部皮带机、破碎机、转载机、工作面溜子、机组、各部设备启动时，必须先点动试车，完好无误时方能开车。 运转中端头维护工要经常检修各种连接及油位，转动部分有无异常，冷却水是否异常。 开车时，先发出开车信号不少于2次，点动试车，正常后方能开车。 开车时，机头、机尾的煤流方向不能有人。 运输机只能运送面采出的煤和矸石，不许运载其它材料。更换大件必须使用溜子通时通知运输机司机专门送料，并由跟班领导或班长采取有效措施现场组织确保运输安全。5.2.7.6电气 杜绝电气失爆，设备要完好。 严禁带电作业、带电维修、搬移电器设备或电缆等，严禁去掉保护。 保证各处通讯信号畅通无阻，按钮灵敏。 电气工作必须由电工按操作规程办。 严格执行电气设备操作规程。 所有电气设备均应上架，设备责任到人，悬挂责任牌。5.2.7.7上、下出口及端头的支护 上巷超前支护为20m，两帮各支护一道跑马梁，下巷超前支护为15m，两帮各支护一道跑马梁。 超前支护的单体要打成一条直线，单体迎山有劲，升紧打牢，所有单体必须用16#铁丝拴好。两巷无空载、失效支柱，支柱初撑力不低于90kN，底板松软时单体必须穿木鞋。上巷压力大时上帮跑马梁用一梁二柱，且单体穿木鞋。 跑马梁上加半圆木时，首先用单体将半圆木升起，再挂梁打单体，上板梁时，两人托板梁，两人扶单体，一人送液，要求密切配合，抓牢板梁，扶稳单体，送液准确。 上下安全出口高度不低于1.8m，宽度不少于700mm，否则需要卧巷、扩巷，并有专人维护。 超前支护的铰接梁要平直，单体打成一条直线，保持梁的直率。要保持顶梁铰接梁率大于90%，不得出现连续不铰接顶梁。 单体与梁的完好标准按照邢台矿物局采煤安全操作规程的有关规定。 信号工负责回收锚杆及锚杆盘，清洁杂物，严禁将锚杆等拉入溜子。上巷下帮、下巷上帮的锚杆盘可以提前回收，但提前回收的最大距离煤壁不得大于2m，上巷下帮的锚杆盘不回收，而且坚持敲帮问顶，防止片帮伤人。 机头人行道宽度不符合要求时，必须坚持行人不开车，开车不行人制度。5.2.7.8运料 上巷运输采用绞车运输，绞车司机必须经专门的培训合格可上岗。 绞车要安设在通风良好，支护完整无片帮冒顶危险的安全地点，安全设施、信号齐全有效。 开车前绞车司机按采掘技术操作规程第367条进行检查，发现问题及时纠正。 钢丝绳与和绞车的连接遵守采掘技术操作规程第360364条。 信号灵敏可靠，灯铃齐全。坚持行人不开车，开车不行人制度。 小绞车允许挂重罐一个，挂空罐时17KW绞车不得超于两个。11.4小绞车只准挂一个空罐，并使用好满罐线。严禁多挂罐。 严禁放飞车，绞车开动时严禁司机离开岗位，绞车不用或司机离开时必须停电闭锁。 信号规定：回柱绞车用口号为信号，其他绞车必须使用电铃信号。一次铃稍长-停车；连续两次铃-开车；连续三次铃-回车；四次铃-慢开车；五次铃-慢回车。 各点存放罐，用十字道木设置临时阻车必须牢固可靠 按规定安设安全设施，按运输安全技术操作规程的规定对安全设施、轨道进行检查，发现问题按运输操作规程进行处理。5.2.7.9支架检修 改管换阀时，必须将本架停液，将高压侧卸载，任何时候不得将高压管对向自己或他人。 更换阀组、前架安全阀、支柱安全阀及控制阀时，必须用单体支柱顶梁，一台支架至少两台单体，并将端体两端与支架固定牢固。 严禁在井下拆装控制阀。 支架检修分段负责并挂盘管理，并有维修保养制度。 支架的安全阀、片阀按要求定期更换。 加强支架检修，保证支架完好，特别是立柱、一二级保护帮、前梁前探梁必须完好，使支架达到较好的支护顶板，杜绝跑、冒、滴、漏，支架完好率达90%。 不同型U型销不得混用，严禁用铁丝代替。5.2.7.10设备检修与使用A、常规要求 所有设备必须按要求检修。 各种设备的油脂按使用要求进行使用，不得把不同的油脂混合使用，且定期化验。B、设备检修操作特定要求 要求工作面运输机机头、机尾转载机皮带机有明确的责任人，每班升坑后填写检查记录以备查用。 生产出煤班，工作面运输机机头、机尾责任人要时刻注意减速机油温、冷却水、运转是否正常，以及机尾减速机周围不能有煤，机尾电机不能与支架干涉，机头电机减速机 。与转载机之间不能有煤。 转载机负责人要注意减速机温度、噪音、连轮油位及减速机冷却水，割板链张紧程度。 检修班除完成上述各项要求外，每班要检查减速机油位处齿轮连轴节内浮煤以防损坏齿轮连轴节，升坑后填写记录并注明责任人。 检修班要检查机头弯槽和牵引组件与机头弯槽间螺丝的连接情况，机尾弯槽和牵引组件与机头弯槽间螺丝的连接情况，并填写记录。 皮带机机尾缩皮带时利用千金顶将机尾拉移到位后，应将堆煤清理掉，防止底皮带卡碰缓冲架。 生产出煤班，皮带机机头和中间驱动装置责任人要时刻注意减速机及油箱液压连轴节的温度和油位，及减速机、电机的冷却水是否正常。 减速机采用循环水冷却，减速机自带齿轮泵，齿轮泵从减速机箱体中抽出热油，经安装在减速冷却后进入减速箱，开车三分钟后及时检查轮泵出口是否有润滑油，若无润滑油应检查泵的旋向与出油口旋向及油路无误时应检查滤油器是否堵塞。该项必须填写并著明检查人。 运转中传动装置声音不能异常，皮带偶合器的油温不得超过85度。 电动机启动前应将勺官伸至壳体最里侧，再启动齿轮泵向偶合器充油，检查各管路是否畅通，打开冷水器，最后启动电机。5.2.7.11通风防尘 区内要设有一专职防尘员，负责喷雾和煤尘工作。 工作面机组喷雾、负压降尘、水幕和各转载点喷雾要保持完好，并能正常使用。 工作面上、下巷每周至少冲刷两次，下巷靠工作面50m每天冲刷一次。 工作面上下巷必须安设防灭火管上巷每100m安设阀门一个，下巷每50m安设阀门一个，禁止任意拆除改作它用。 如发生毒气，煤雾高温点，一氧化碳等异常现象及时报告调度室，调度室及时通知通风区， 救护队，迅速查明原因，采取紧急措施进行处理，同时要想矿长，总工汇报。 通风区每周至少一次对上下巷凡是发生冒高超过2m或空硐超过6m的地点，工作面下隅角，下巷距煤壁线10m一外的会风流和其他可能发生的地点进行瓦斯与自然火灾的观测预报工作，发现异常立即指定措施处理。下运输大件过电缆等需要拆除或打开风设施时，施工单位必须提前两天提出申请，报矿总工批准。 不准在通风设施前后5m范围内堆放杂务，严禁同时打开两道风门，防止风流短路。 工作面上、下巷及吊挂电缆的钢丝绳严禁进入采空区，铁道及时拆除，钢丝绳及时剪断，两巷顶帮网在放顶线处剪断，并拆向采空区的一方，剪断的间距不小于200mm。 任何人不得进入上下隅角及盲巷区。5.2.7.12端头机电设备及防滑措施A、上端头机电设备维护： 开车时，溜子司机首先发出开车信号，询问机尾是否有冷却水，水量是否正常，方可开车。 机尾信号工经常检查水管是否挤、堵、电机、减速机电缆是否挤卡现象，发现问题及时停车处理。 机头信号工要经常观察电机减速机温度，声音出现异常即刻闭锁工作面溜子。电机温度不大于70度。 严禁将单体、圆木及其他杂物堆放在电机周围。片落在电机侧煤、矸石及时清净。 机尾溜子要顺平，顺直，严禁局部超前或落后，出现三角煤提前放炮处理。 机尾严禁将锚杆，胶管半圆木及煤矸石以外其他物品放入溜子。 信号工回撤的单体及时抬到超前支护以外。 B、下端头机电设备维护 溜转司机必须由受过培训的持证专职人员担任，溜子司机开车前对各部分详细检查，有问题处理好后方可开车。 端头移溜前，先与皮带机尾维护工联系，皮带机尾工检查无单体杂物挤肩后，发出可推信号。 顶溜时，机头5架以下同时操作，溜子司机观察机头各个连接部位，发现异常，立即停止顶溜。 溜子机头电机与转载机线架间距不小于200mm，电机与底盘托架转角为5，否则调整超前量。 开车前机头电机必须有冷却水和喷雾，且水量正常，电缆，水管无挤，堵现象。 机头上帮锚杆及时回收，严禁拉入溜子和转载机，转载机上帮杂物及时清理。 机头占号工配合下段号支架工经常调整支架受力状态。端头支架排排吊底座，支打单体时要顶在溜子的肋板上，严禁顶在薄弱部位。 机头占号工回收的单体，禁止放在转载机上，严禁使用转载机外运单体或钢梁。 如转载机偏离中线，向下或上帮靠移时，要用单体及时辅助调整。5.2.7.13其他 跨越皮带处必须要设过桥，严禁跨越皮带及扒，跳，登运输皮带。 皮带的跑偏、煤位、过载、低速打滑等保护齐全，机头4个、机尾2个灭火器和50m灭火水管。 机头1-3个架按底后锚一个和顶锚一个，在机尾安设顶锚一个，每10架安设一组防滑。 工作面有作业图版及避灾 路线图板。 工作面每5架，上下巷每40m安照明灯一个，工作面每10架安设一台TK-100通讯控制系统，可用于送话和闭锁溜子等；工作面机头处和每部皮带机头各设电话一部。 本规程未尽事宜，以采掘安全技术操作规程和煤矿安全规程89条及采掘工作面安全技术规程为准。5.2.8 循环作业方式及各图表1、作业方式采用“四六”制作业，三采一准，即三班（早、晚、夜）采煤一班（中班）检修。 每班进2刀，三班共进6刀。表5.11 工作循环图表3、劳动组织方式劳动组织为追机作业，随机组割煤后，各专业工种及时完成各项任务。表5.12 劳动组织图表表5.13 工作面机电设备表表5.14 技术经济指标表 序号项目单位数量备注1工作面长度m2002工作面平均采高m4.0续表5.143循环进尺m1.64循环产量t1904容重按1.65月正规循环数个180按30天计6正规循环率%1007月进尺m1448月产量t1714179平均日产t571310平均日工数工8211回采工效t/工69.712灰份%16.213含矸率%214回采率%94第3节 采区巷道和生产系统5.3.1 概述本采区位于矿井上部中央，第一水平中央，采区含有2#煤和6#煤，走向长度1750m，倾向长度1220m，采区面积2.0km2，可采储量2400万t。本盘区处于单斜构造，煤层倾角26。5.3.2 采区生产能力和服务年限1）采区储量采区走向长度1750m；倾向斜长1220m，可采煤量面积大约2.00km，可采储量大约2400万t。2）采区生产能力的确定（1）工作面日产量计算综采工作面日产量计算 A=LL1MC （5.11）式中 A工作面日产量，t /d；L工作面长度，m；L1工作面日进度，m/d；M煤厚，m；煤的容重，取1.6t /m3；C回采工作面的回采率，厚煤层93%，中厚煤层95%，薄煤层97%2#煤：综采日产煤量0.8620041.693%=5713.92t/d6#煤 综采日产煤量0.862003.51.695%=5107.2t/d（2）采区生产能力的确定由本矿井内采区日产煤量知，需要两个工作面生产来保证矿井的生产能力。采区日产量2工作面单产掘进头产量1.1工作面日产量=1.15713.92t/d+5713.92t/d11999.32t/d采区生产能力=采区日产量330天=3959670t/年=396万t/a符合矿井生产能力要求。3）采区服务年限采区的生产能力要与盘区的储量相适应，使采区具有相应的服务年限。按掘进先行，以掘保采，采掘并举的原则，避免开采强度过大，确保盘区正常生产接替。采区服务年限： （5.12）式中 Tn采区服务年限，a；C采区可采储量，万t；Z采区回采率，A0采区生产能力，万t/a。代入数据：Tn24000.8/3965.6年采区服务年限过短是不利的，将会增加采区的搬家次数，直接影响采区的正常接替和整个矿井的产量。根据一些矿区的经验，采区生产能力与采区服务年限的关系，因此采区服务年限为5.6a是符合规定的。5.3.3 采区巷道布置本采区走向长度约为1750m，倾斜长度1220m，煤层平均倾角4，为近水平煤层，采用一次才全高走向长壁式全部跨落后退式采煤法。采区采用单独布置，在2#煤层和6#煤层中分别沿采区中央倾斜方向布置两条煤层上山，进行双翼后退式回采。两条上山间距30m,上山两侧分别留有30m的保护煤柱。由于本采区上山长度较长，两条上山在采区煤层采完后需为下水平其他采区留作回风上山使用，其服务年限较长。两条上山，一条为轨道上山，作为行人、运料、排矸、进风用，内铺轨可以行驶卡轨车。一条为皮带上山，巷道内布置与采区煤仓相通的胶带运输机，把区段运输平巷运出的煤通过胶带运输机运至采区煤仓。5.3.4 采区区段划分本采区使用走向长壁一次采全高采煤方法，采区倾向长度1220m，沿倾向将采区划分为6个区段，每个区段200m。分别布置区段运输平巷和回风平巷，采用沿空掘巷方式布置下区段回风平巷。区段平巷沿煤层顶板掘进，通过采区中部车场与采区上山联系。采区内的工作面，一个生产，一个准备。5.3.5 采区生产系统（1）运煤系统采煤工作面运输平巷采区运输上山采区煤仓运输大巷运输石门井底煤仓主井提升至地面（2）运料系统副井井底车场辅助运输石门辅助运输大巷采区下部车场轨道上山中部车场回风平巷采煤工作面（3）排矸系统采煤工作面回风平巷采区中部车场轨道上山采区下部车场辅助运输大巷辅助运输石门井底车场副井（4）通风系统新鲜风流副井井底车场辅助运输石门辅助运输大巷采区下部车场轨道上山中部车场运输平巷采煤工作面回风平巷运输上山回风石门回风大巷风井（5）行人系统副井井底车场辅助运输石门辅助运输大巷采区下部车场轨道大巷中部车场采煤工作面（6）区段平巷掘进通风轨道大巷新鲜风流局部通风机风筒掘进头工作面区段平巷中部车场运输上山回风石门回风大巷风井（7）供电系统高压电缆由井底车场中央变电所辅助运输石门辅助运输大巷轨道大巷采区变电所运输机、移动变电所等处 （8）排水系统工作面运输平巷运输上山进风行人斜巷运输大巷运输石门井底车场水仓副井地面（9）压气和供水系统掘进岩巷的凿岩机和锚杆打眼机所用的空气，采掘工作面、平巷以及运输上山皮带机转载点所需的防尘喷雾用水，分别由地面（或井下）压气泵房和地面贮水池（或井下小水泵）以专用管路送至各个需要的地点。（10）供液系统工作面乳化泵站工作面皮带机道高压管路工作面液压支架。第4节 采区车场设计及峒室5.4.1 采区变电所采区变电所布置在两条上山之间，从上到下的区段之间的位置上。这个位置处于负荷中心，有利于采区内的供电系统的平衡。（1）一般规定及要求A 变电所的位置应设置在岩石稳固，地压小，通风良好，无淋水的地点。B 变电所应设在采区用电负荷中心。C 硐室必须装设向外开的防火铁门。提醒全部敞开时，不得妨碍交通。铁门上应装设便于关严的通风孔，以便必要时隔绝通风。装有铁门时，门内可加设向外开的铁栅门，但不得妨碍铁门的开关，或装设向外开的防火栅栏两用门。D 变电硐室以及从硐室出口防火铁门起5m内的巷道应砌镟或用其他不燃性材料支护。E 变电所长度超过6m时，必须在硐室的两端各设一个出口。F 硐室内的电缆进去放火门因设在套管，管孔应密封。G 硐室内不应有滴水现象。（2）硐室尺寸确定平面尺寸，根据变电所的设备布置，设备的外形尺寸，设备的维修和行人安全间隙来确定，则变电所的宽度为3.6m，长度为12.5m。硐室内设备排列 将高压和低压设备分别布置在硐室两侧，其间过道大于0.8m。（3）硐室的断面形状及支护硐室断面为半圆拱形，采用锚网喷支护，底板用100号混凝土铺底并高出邻近巷道底板200300mm。具有0.3%的坡度。5.4.2 采区车场采区车场是采区巷道布置系统的一个重要组成部分，按其位置不同可分为：上、中、下部车场。按其形式又可分为平车场、甩车场和绕道车场。（1）采区中、上部车场由于辅助运输采用卡轨车，不需要设置绞车房，采区的上部采用逆向甩车场。采区中部车场采用甩车场，其优点是：使用方便，安全可靠；采用双道变坡，通过能力大；具有高低道设自动滑行坡度，调车方便；卡轨车司机可直接观察车辆运行情况。二次回转，双道起坡。（2）采区下部车场由于煤层倾角不大，采区下部车场采用底板绕道。其路线布置和装车站线路如采区平面图如下所示。图5.2 底板绕道斜式车场图5.4.3 采区煤仓（1）煤仓形式为了便于布置和防止堵塞，选择圆形垂直煤仓，为了提高煤仓断面的利用率，不易形成死角，便于施工，施工方便，施工速度快，选择圆形断面自由降落式煤仓。为了便于布置和防止堵塞，选择圆形垂直煤仓，根据设计规范可知，圆形断面直径，一般在2到5m左右，由于大巷在2#煤层底板下30m处，煤仓的高度受到限制，所以选择斜煤仓。煤仓的倾斜角度，应保证煤炭的顺利下滑，一般选用60-70为好，倾斜煤仓的角度不易大于30m。（2）煤仓容量煤仓容量与采区生产能力的关系可参照下表进行选择。表5.15 煤仓容量与采区生产能力的关系表采区生产能力（万t）30以下3045456060100及以上煤仓容量（t）50100100150150250250500按照采煤机连续割一刀煤的产量计算Q=Q0+LMbC0kt (5.13）式中： Q采区煤仓容量，t； Q0防空仓漏风煤量，一般取5-10t； L工作面长度，m； M采高，m； b进刀深度，m； 煤的容重，t/m3； C0工作面采出率； kt同时生产工作面数；Q=5+20040.81.693%2=957t经过计算，选择煤仓的容量为1000t。（3）煤仓尺寸的确定A 煤仓断面积根据设计规范可知，圆形断面直径，一般在2到5m左右，由于煤仓高度受到限制，在此取直径为7m作为煤仓直径，断面积为38.456m2。B 煤仓高度经计算得煤仓高度为26m。C 煤仓倾角在此取垂直煤仓为90。第5节 采区采掘计划5.5.1 采区巷道的断面和支护形式表5.16 采区巷道特征表井巷名称巷道性质支护方式断面形状胶带机运输大巷岩巷锚喷半圆拱辅助运输大巷岩巷锚喷半圆拱运输平巷煤巷锚梁网+锚索梯形回风平巷煤巷锚梁网+锚索梯形回风石门岩巷锚喷半圆拱石门岩巷锚喷半圆拱5.5.2 采区巷道的掘进方法和作业方式采区巷道采用煤巷和岩石巷道。机械化掘进，连续运输。利用AM50掘进机掘进，煤岩分掘分运。配套设备掘进采用AM50掘进机，运输煤岩采用桥式胶带转载机，伸缩带式输送机，辅助运输采用卡轨车，支护采用机载锚杆钻机打锚杆支护。工作面通风采用局部扇风机，扇风机采用压入式。局扇和启动装置安装在离掘巷道口10m以外的进风侧，局扇把新鲜风流经风筒送到掘进面，污风沿巷道排出。在通风除尘方面，在巷道内或主机上设置干式布袋除尘装置，配合内外喷雾，综合除尘。5.5.3 采区工作面配备及三量管理1、根据本矿采掘的具体情况，在移交采区时有一个盘区进行生产，每个采区布置两个工作面，两采两准。2、三量及可采期见表5.17。（1）开拓煤量及可采期由以掘进的开拓巷道所圈定的那部分可采煤量即为开拓煤量。开拓煤量大于盘区煤量而盘区的服务年限为5.6年符合规定。（2）准备煤量及可采期由准备巷道所圈定的那部分可采煤量即为准备煤量。由以上几节可以看出准备煤量可采期明显大于一年，符合规定。（3）回采煤量及可采期由回采巷道所圈定的可采储量为回采煤量。由以上几节可知回采煤量可采期为1.6年，大于6个月，符合规定。以上结果均符合规范中的有关规定。所以设计合理。表5.17 三量及可采期煤层面积煤厚容重可采系数倾角煤量可采期（年）开拓2#2.00km41.675%49604.46#2.00km3.51.680%48404.1准备2#1.90km41.675%49124.26#1.90km3.51.680%47983.9回采2#48000041.675%4259.21.66#4800003.51.680%4226.81.45.5.4 工作面推进速度、生产能力、盘区回采率1、工作面进度：设计采区的煤层适宜于一次采全高，结合邻矿的经验和现在采煤方法进度常规，设计日进刀6刀，截深0.8m，日进度为4.8m。2、生产能力的确定一个工作面日生产能力：A20044.81.60.93=5713.93t为了保证矿井产量，需要设两个工作面生产，同时有两个掘进工作面，满足采掘平衡。采区生产能力=2工作面日生产能力1.1330=25713.92t1.1330=414.8万t，所以一个工作面开采时可以达产。3、采区回采率采区回采率= %=87%75%煤炭采出率是评价采煤法的主要指标之一，与采煤系统参数密切相关。国家规定：厚及特厚煤层的盘区煤炭采出率不得底于75%，符合规定。第六章 矿井运输与提升第1节 概述矿井提升设备是当前立井沟通井下和地面的唯一运输设备。它的任务是沿井筒提运煤炭、矸石，下放材料、升降人员和设备，其性能和提升能力是决定生产能力的重要因素。一旦提升设备发生故障，整个矿井将陷于瘫痪。所以必须确保提升设备的运转安全、可靠。矿井提升设备的特点是较短的距离内，以很大的速度往返运行。在这种条件下，为了确保提升容器的运行准确、安全、可靠，矿井提升必须具备性能良好的控制设备和相应的保护装置。因此，其设计和选用、运转和维护都必须符合煤矿安全规程的有关规定。同时，矿井提升设备又是一个动力消耗很大的较为复杂的大型固定设备，其运转的经济性和合理性对节约电耗、降低成本具有很大意义因此必须经济合理的选择和使用矿井提升设备。本矿井设计年生产能力为3.00Mt，工作制度为：年工作日为330d，日工作24t，煤层倾角为212o，瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤的散集容重为1.6t/m3，矸石的散集容重为0.97t/m3。井下全部采用皮带机运输煤炭，采用1t固定式矿车运输掘进煤、矸石、材料、人员及设备。主井装备两对9t底卸式箕斗，安装=3.0m多绳磨擦轮提升机提升，担负提煤任务。副井装备一套双层双车罐笼，安装=3.25m多绳摩擦轮提升机，作为提矸、下料、上下人员及进风用。矿井的矸石量系数为20%，最大班下井人数为120人。第2节 采区运输设备的选择表6.1 设备型号表巷 道 名 称设 备 类 型设 备 规 格所需设备台数输 送 能 力工 作 面刮板输送机SGZ-730/264型1600t/h运 输 平 巷转载机SZZ-764/16011100t/h皮带运输机SSJ1200/M11200t/h采区运输上山皮带运输机MB40001000/M11000-1500t/h全矿井辅助运输采用CK-112柴油机胶套轮（或钢轮）齿轨机车，第3节 主要巷道运输设备的选择6.3.1 煤炭运输方式胶带运输机运输据有以下优点：（1）连续、运量大、效率高、生产均衡；（2）井底车场布置简单、工程量小；（3）易于实现集中管理和自动化；（4）运行可靠，管理方便；（5）适应大巷的起伏变化；因此，本设计井下煤炭运输采用胶带运输机运输。井下煤炭运输全部实现胶带运输机化，为矿井增产奠定了基础。由于盘区端部设置一煤仓，可起到缓冲的作用，大巷胶带选择STJl200/M。（一）胶带运输机主要技术参数：运量：Q1200t/h带宽：B1000mm胶带型号：钢绳芯胶带ST1000S（阻燃）胶带强度：1000N/mm机长：=1380m倾角：4，0.0 75（二）简要设计计算：（1）装料断面输送能力：Qmax3600SVk 36000.1112.80.990.9 997t/h式中：S胶带上物料横截面积，S0.1127m2 k输送机倾角系数，k0.98 物料松散密度，0.9t/m3（2）满载运行圆周力： FCLgf(q+2q0+q1+q2)+qHg+FS1+FS2 1.082211300.039.81（80+228+12+5）+8016.29.81+1772+2400 71950N式中：C附加阻力系数，C1.0822 g重力加速度，g9.81m/s2 f托辊模拟摩擦系数，f=0.03 q胶带上物料质量，q=28kg/m q0胶带质量，q028kg/m q1承载托辊转动质量，q112kg/m q2下托辊转动质量，q25kg/m FS1导料槽特种阻力，FS11772N FS2清扫器等特种阻力，FS22400N（3）轴功率：N0 10-3FV 10-3719502.8 201.5kW（4）需电机功率：N=263.91 KW式中：1电压降系数，10.9 2调速型液力偶配合器效率，20.95 3电机不平衡系数，30.95 4减速器效率，40.94选用Y315L1-4型电动机二台，功率ND=160kW，转速n1480r/min。驱动形式：头部双传动滚筒、双电机驱动。实际电机功率富裕系数：kd1.21经计算采用佛兰德公司生产的H2SH9-22.4型减速器（带逆止器）二台，速比i22.4（5）胶带张力及胶带安全系数采用双滚筒驱动，综合考虑每个驱动滚筒与胶带之间摩擦系数u及每个驱动滚筒围包角，则有eua2.5。式中：Ka启动系数，Ka1.5驱动滚筒不打滑要求最小张力：S2min35975取S235975N满载运行各点张力值为：S1107925N S336045N S445801N胶带上分支挠度要求最小张力：S4min15892N式中：la上托辊间距，la1.2m 胶带上分支挠度，0.01m S4S4min （满足垂度要求）胶带下分支挠度要求最小张力：S3min10301N式中：lu上托辊间距，lu3.0m胶带下分支挠度，0.01mS3S3min（满足垂度要求）胶带安全系数：m9.27（安全）6.3.2 辅助运输方式井下辅助运输包括井下人员、矸石、设备及材料的运输。辅助运输具有多样性、复杂性和运输不均衡性，因此，选择合适的辅助运输方式尤为重要，既要与矿井的开拓部署相适应，又要适应矿井的发展需要。对本矿井而言，煤层倾角较小，属于近水平煤层，井下巷道多数沿煤层布置，锚喷支护，辅助运输量较小，但巷道沿煤层布置有一定的起伏。故辅助运输方式选择齿轨车。齿轨车运输系统具有对巷道底板的起伏、变坡适应性强，且能适应长距离运输，可实现从井底车场到工作面不需转载的直达运输。选择CK-112柴油机胶套轮（或钢轮）齿轨机车，在巷道坡度大于5时(钢轮大于2)需铺设齿条牵引，小于5时(钢轮小于2)可直接在普通轨上粘着牵引。实现从井底车场到采区一条龙运输服务。其主要技术参数：最大牵引力： 80kN 牵引速度 ：档 0-5.5 m/s 档 0-3.5 m/s 档 0-1.5 m/s 紧急安全制动力 ：120kN 最大爬坡角度 ：10 轨距： 600 mm 适用轨型：24kg 30kg 普通轨 车轮配置方式： B 粘着轮直径（新型）： 630 mm 通过轨道曲率半径 ：水平15 m ，垂直20 m 机车自重（无油） ：11000kg 牵引中心高 ：360mm 最大外形尺寸： 560010501650mm第4节 主井提升设备选型计算6.4.1 主井提升原始数据矿井年产量An为3.00Mt/a，井筒深度520m，装载高度20m，卸载高度20m，年工作日330d，净提升时间16h。提升方式：两对双箕斗提升。主井提升系统示意图如下图：图6.16.4.2 提升容器的确定 在井筒断面确定时已确定选择9t箕斗，选择JDG-9/1104。6.4.3 钢丝绳的选择（1）绳端荷重Qd=(Q+Qc)kg=(9000+10800)kg=19800kg（2）钢丝绳悬垂长度 Hc=Ht+Hk+Hh=389+13.35+6+1.5+5+15=423.85mHt提升高度Ht=Hs+Hj+Hz=349+20+20=389mHk 提升容器在卸载位置时，容器底部至主导轮轴线的高度Hh尾绳环的高度（3）首绳单位长度重量计算 （4）钢丝绳安全系数 ma=7.2-0.005*Hc=6.967 r0钢丝绳平均密度故选用（YB82973）6（30）股（6+12+12）绳纤维芯三角股钢丝绳，左右捻各两根。查钢丝绳规格：pk=304.4kg/100m,d=28mm,B=1666Mpa（5）尾绳单位长度计算故选用（GB/10274）6*37股（1+6+12+18）绳纤维芯钢丝绳。查钢丝绳规格：530.8kg/100m,d=39.0mm,=1666Mpa验算钢丝绳的安全系数Qq钢丝破断拉力总和符合要求。图6.2 主井提升系统示意图 图6.3 主井提升速度图及力图6.4.4 提升机的选择（1）卷筒直径D100d=2800mmD1200=2400mm（2）最大净张力和张力差计算S1=Q+Qc+n*pk*Hc=23500+4*3.044*466=29174.016kg=285.91kNS=S1-Qc=29174.016-11500=17674.016kg=173.21kN故选用JKM（）型多绳摩擦轮提升机，其主要技术数据：主导轮直径Dm=4mm,最大净张力588kN,最大净张力差176.4kN,导向轮直径3m。最大净张力和张力差验算S1=Q+Qc+n*pk*Hc=285.9kN588kNS=S1-QC=173.21kNAh 故合适。（五）提升动力学计算（1）初加速开始F0=(k*Q+p*Ht)g+ma0 =(1.15*12000+3.044*406)*9.8+34210.3017*0.5 =299696.618 N（2）初加速终了F0=F0（3）加速开始F1=F0+m*（a1+a0） =299696.6181+34210.3017*(0.8+0.5) =344170.0103 N（4）加速终了F2=F1（5）等速开始F3=F2-m*a1 =344170.0103-34210.3017*0.8 =316801.7716 N（6）等速终了F4=F3（7）减速开始F5=F4- m*a3 =316801.7716-34210.3017*0.75 =291144.0453 N（8）减速终了 F6=F5（9）爬行阶段F7=F6+ m*a3 =291144.0453+34210.3017*0.75 =316801.7716 N（10）爬行终了F8=F7（11）减速阶段F9=F8-m*a5 =316801.7716-34210.3017*0.5 =299696.6208 N（12）制动终了F10=F9根据以上各阶段的提升力，提升时间，提升距离，绘制提升速度图和力图，见图6.2图6.3。6.4.8 对防滑性能的分析（1）静防滑：双容器提升货载，采用等重尾绳系统，故以一侧提升货载，另一侧下放空容器最为不利，最容易产生滑动点为等尾绳提升过程的任意点。（2） 动防滑：双容器提升时，以提升重物，下放空容器时加速阶段，且导向轮侧位于下放时，对防滑不利，最容易产生滑动的点为最大加速阶段的任意点。6.4.9 提升机提升能力的验算其中ar 为富裕系数An3000000所以提升能力足够.6.4.10 防滑能力验算对于箕斗提升，只作提升货载的防滑验算静防滑安全系数j=S1*（e1）/(S1S2)=29174*0.907/12000=2.2动防滑安全系数g=S1*（e1）/(S1S2) =32455.6*0.907/(32455.6-14765.4) =1.7其中：S1= S1+ S1*a1/g+R1/2 =29174+29174*0.8/9.8+0.15*12000/2 =32455.6 kgS2= S2-(S2+GDd)/g +R1/2 =17674-(17674+2010)/9.8+0.15*12000/2 =14765.4 kg煤矿工业设计规范规定：上提重物时，加速阶段及下放重物减速阶段的防滑系数不得小于1.25，静防滑系数不得小于1.75故防滑性能可靠。第五节 副井提升设备的选择6.5.1 罐笼的选择提升高度 H=510 m提升速度 v=0.4*5101/2=7.45m/s经验提升时间T=7.45/0.75+346.8/7.45+5+32=93.48s一次经济提升量 Qf(A*c*af*Tj)/(3600*t*br)=(900000*1.15*1.2*93.48)/(3600*14*300)=7.68t小时提升量 Ah=(1.15*900000*0.2)/(300*14)=49.29 t/h一次提升量 Q=(Ah*T)/3600=49.29*93.48/3600=1.28t故罐笼选用GLS3*1/2型推车机选用1t单车固定式装罐推车机。所以进车侧和出车侧均为2050mm，装备一对3.0t双层单罐笼，安装3.25m的多绳绞车。6.5.2 钢丝绳的选择（1）绳端荷重 Qd=( Qz+z*(G+G0)g=6720+2*(3000+1680)g=16080g（2）钢丝绳悬垂长度 Hc=Hs+Hj+Hz=296.8+25=321.8mHs矿井深度Hj井架高度Hz由井底车场水平至容器装载位置容器底部的距离（3）首绳单位长度重量计算pk Qz+z*(G+G0)/nB/(g*r0*ma)-Hc =2.39(kg/m)钢丝绳安全系数 ma=9.2-0.005*Hc=8.992 r0钢丝绳平均密度故选用（YB82973）6（30）股（6+12+12）绳纤维芯三角股钢丝绳，左右捻各两根。查钢丝绳规格：pk=276kg/100m,d=26.5mm,B=1666Mpa（4）尾绳单位长度计算qs=n*pk/n=4*2.37/2=4.78kg/m故选用（GB/10274）6*37股（1+6+12+18）绳纤维芯钢丝绳。查钢丝绳规格：530.8kg/100m,d=39.0mm,=1666Mpa验算钢丝绳的安全系数Qq钢丝破断拉力总和符合要求。6.5.3提升机的选择（1）卷筒直径 D100d=100*26.5=2650mm D1200=1200*2=2400mm（2）最大净张力和张力差计算S1=Qz+z*(G+G0)+n*pk*Hc=6720*2*(300+1680)+4*2.76*416=20672.64kg=202.59kNS =S1-z*(G+G0) =20672.64-9360=11312.64kg=110.86kN故选用JKM3.25（）型多绳摩擦轮提升机，其主要技术数据如下：主导轮直径Dm=3.25mm,最大净张力441kN,最大净张力差137.2kN,导向轮直径3m.。第七章 矿井通风与安全第1节 矿井通风方式与通风系统7.1.1 概况（1）瓦斯根据勘探资料，矿井瓦斯绝对涌出量4.20m/min，相对涌出量1.34 m/t。鉴定结果为低瓦斯矿井。（2）煤尘爆炸性依据煤炭科学研究总院抚顺分院对该矿井2煤和6#煤煤尘爆炸性鉴定报告，煤样水份Wf4.70%，灰份Af 7.08，挥发份Vf4.70，Vr 5.35，无火焰长度，鉴定结果为煤尘无爆炸性。（3）煤层自燃倾向性依据煤炭科学研究总院抚顺分院对该矿井2和6#煤自燃倾向煤样鉴定报告，自燃倾向等级为三类，不易自燃。7.1.2 选择通风系统的原则矿井通风设计是在矿井开拓、开采设计的基础上进行的，它包括选择矿井通风系统和通风方式，计算矿井总风量和总风阻，选择通风机及其附属设施。矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。务必从个个方面周密考虑，使选择的通风系统和通风方式合理，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力，发生事故时人员便于撤出，通风的基建投资省，营运费用低，综合经济效益好 ，力求实现矿井的设计的预期效果。总的原则应该是贯彻：“安全第一，预防为主”的方针，并有利于加快矿井的建设速度，技术经济合理。同时，必须遵守，煤矿安全规程中的第113条、114条、第116条、第117条的有关规定。选择通风系统主要考虑矿井开采技术条件和开拓开采设计，同时考虑可能减少井巷工程量和通风运营费、设备运输及维修等经济因素。另外，还要根据上述因素决定是否需要灌浆、煤层注水以及抽放瓦斯。7.1.3 矿井通风方式及通风系统通风方法，即为矿井主扇的工作方法，常用的有抽出式和压入式，现将两种通风方法优缺点分析比较如下：通过对两种通风方法优缺点的分析比较，本矿井宜采用抽出式通风方法。由于本井田面积较大，煤层倾角较缓，且有较厚的表土层，为了减少通过流沙层开凿井筒的数目和长度，且方便矿井后期通风，本设计确定风井位于井田浅部边界，分别设计北一回风井（首采区）和北二回风井，由主、副井进风，位于井田走向的中央，后期在井田的下部中央设计南一回风井，根据以上条件，前期通风选择对角式通风通风系统，后期采用多井筒风区域通风。表7.1通风方式比较表优缺点通风方法优 点缺 点抽出式1、井下风流处于负压状态比较安全。2、矿井总进风线路不需要设置构筑物，便于生产。3、向水平过渡容易1.当地面小窑塌陷区分布广，并和采区相沟通时，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的风流短路，风量减少。压入式1.能把各种有害气体压到地面。2.主扇规格尺寸及通风费用比抽出式小。1.井下风流处于正压状态，不安全。2.漏风大，管理困难。3.新旧水平过度时期问题多，管理困难。7.1.4 通风系统概述本矿井走向长度7000m，倾向长度8200m，煤层倾角较小，井田的面积较大，采用上下山开采。因此在井田开采初期，首先在井田的浅部边界的东部中央，设立北一回风井，并从井底车场开掘石门、大巷、首采区上山、回风大巷，形成通风回路，进行首采区的回采。根据采掘计划，在井田的浅部边界的西部中央，再设立北二回风井，用于随后开掘的采区回风。第一水平下山部分的通风用上山部分的运输上山回风。第二水平的通风：保留第一水平运输上下山用作第二水平回风。因此北一风井、北二风井负责第一第二阶段的回风。开采后期在第三阶段的中央，开凿南一风井，用于第三阶段的带区式回风。第一水平初期通风系统如图7.1图7.1 第一水平初期通风系统图第2节 采区及全矿所需风量7.2.1 配风的原则和方法矿井总风量是井下各工作地点的有效风量和各条风路的漏风量的总和。根据实际需要由里往外细致配风，即先定井下各个工作地点所需的有效风量，逆风流方向加上各风路上允许的漏风量，确定各风路上的风量和矿井的总进风量，再适当加上因体积膨胀的风量，得出矿井的总回风量，最后加上抽出式主扇井口和附属装置的允许漏风量（即矿井外部漏风量），得出通过主扇的总风量。7.2.2 配风的依据（1）各地点的实际所需风量应使风流中的沼气、CO2和其它有害气体的浓度、以及风速、温度必须符合规程中有关规定。（2）每一个工作地点，每人每分钟供风量不得小于4m3/min。（3）风量计算时，必须使回风流中沼气的浓度不超过1%。（4）为了防止漏风等风量损失，备用系数选为1.151.45。7.2.3 采区及全矿所需风量计算（1）采煤工作面需风量计算a 按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算 （7.1）式中 采煤工作面需要风量，m3/min；采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m/min；Kc工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4。回采工作面日产量：5713 t；则瓦斯绝对涌出量qgai =5713t1.34/(6024)=5.32 (m/min)工作面需风量：Q采=100q采Kc=1005.321.4=744.8 (m/min)取为 Q采=750 (m/min)b 按工作面气温与风速的关系计算采煤工作面应有良好的劳动气候条件，其温度和风速应符合下列要求，见表7.2。表7.2 温度和风速要求工作面温度/ C151518182020232326工作面风速/ms0.30.50.50.80.81.01.01.51.51.8按下式计算：Qwi=60vwi Swi kwi （7.2）式中 vwi采煤工作面风速，取vwi=1.5m/s； Swi第i个采煤工作面平均断面积，Swi=12.8m。Kwi第i个回采工作面的长度风量系数，取1.4；故工作面风量：Q采=601.512.81.4=1612.8(m/min)c 按工作人员数量计算 （7.3） =482 =328 m3/min式中 4每人每分钟应供给的最低风量；采煤工作面同时工作的最多人数。d 按风速验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。按最低风速验算各回采工作面的最小风量： （7.4） =1513 =195 m3/min按最高风速验算各回采工作面的最大风量： （7.5）=24013.0=3120 m3/min式中 Sc回采工作面平均有效断面，12.8m2。所以回采工作面需要风量为1613 m3/min，取1700m3/min风速2.2m/s，符合风速要求。（2）备用面需风量的计算，按下式计算：Q备=0.5 Q采(m/min) （7.6）式中 Q备备用工作面所需风量，m/min。所以，备用工作面所需风量为：Q备=0.51700=850(m/min)（3）掘进工作面所需风量计算煤巷、半煤岩巷和岩巷独头通风掘进工作面，采用压入式局部通风机通风，风量计算应按下列因素分别计算，取其最大值。a.按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算： （7.7）式中 掘进工作面实际需风量，m3/min；掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量， m3/min；kd掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.8。掘进工作面日产量：570t；则瓦斯绝对涌出量 q掘=570t1.34/(6024)=0.53 (m/min)工作面需风量： Q掘=100q掘Kc=1000.531.8=95.4(m/min)取为 Q掘=95.4(m/min)b 按炸药使用量计算： （7.8）=2510=250 m3/min式中 Aj掘进面一次爆破所需的最大炸药量。c 按工作人员数量计算：=422=88 m3/min式中 nj掘进工作面同时工作的最多人数，22人。d 按局部通风机的实际吸风量计算需要风量煤巷掘进： Q掘=（Q扇+15S）I （7.9）式中 Q扇局部通风机实际吸风量，m/min； S安设局部通风机的巷道断面积，m； I掘进工作面同时通风的局部通风机台数。局部通风机为FD1No7.1/90型，吸风量800600 m/min，取800 m/min；安设局部通风机的巷道断面积为20m；掘进工作面同时通风的局部通风台数为1台。故连采机掘进工作面风量为：Q掘=（800+1520）1=1100( m/min)e 按风速进行验算：按煤矿安全规程规定煤巷掘进工作面的最低风量应满足： =1513.5=202.5 m3/min煤巷掘进工作面的最高风量应满足： =24013.5=3240 m3/min式中 Sj掘进工作面巷道过风断面，m2。所以掘进工作面所需风量为1100 m3/min，满足风量要求。（4）硐室需风量计算a 机电硐室：按硐室中运行的机电设备发热量进行计算： （7.10） =625 m3/min式中 机电硐室中运转的电动机总功率，kW；机电硐室发热系数，按下表选取；表7.3 机电硐室发热系数机电硐室名称发热系数（）空气压缩机房0.150.23水泵房0.010.04变电所、绞车房0.020.04空气密度，一般取=1.2kg/m3；Cp空气的定压气热，一般取Cp =1.000kJ/kg.K；t机电硐室进回风流的温度差，。b 火药库一般大型爆破材料库供风为100150 m3/min，中小型爆破材料库供风为60100 m3/min。本矿井火药库供风为100 m3/min。所以硐室所需总风量为725 m3/min。（5）井下其它巷道需风量计算由于西湖矿为新矿井设计，其它用风巷道所需风量难以计算，可按最低风速计算其他巷道所需风量由下式计算：Qd600.25S4 （7.11）式中 S其他巷道平均断面面积，取S=18.m。Qd=600.25184=1080 m/min)取1100 m/min。（6）矿井总风量计算Q=KQ采+Q掘+Q硐+Q其他 （7.12） =（17002+11003+725+1100）1.20 =8525 m3/min取9000 m3/min式中 采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min；掘进工作面所需风量之和，m3/min；硐室所需风量之和，m3/min；其他用风点所需风量之和，m3/min；Km矿井通风系数，取1.151.25。7.2.4 风量分配（1）通风容易时期和困难时期的确定在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。其通风容易时期在首采区正常回采期间，困难时期在二水平下山采区末期和一二水平采区接替时期。（2） 配风的原则和方法根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下顺槽的风量乘以1.2。逆风流而下，遇到分风地点则加上其他风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的风量，直至确定进风井的风量。采煤工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，工作面进风侧顺槽风量为：Q进=217001.2=4080 m/min 准备工作面：Q备=28501.2=2040 m/min 连采机掘进面：Q连掘=211001.2=2640 m/min 大巷掘进面：Q掘=211001.2=2640 m/min 机车检修、充电硐室：Q充=6251.2=750 m/min 火药库：Q火=1001.2=120 m/min 其他巷道：Q其他=13001.2=1560 m/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。第三节 矿井通风阻力计算7.3.1 矿井通风总阻力计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa。 （2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算。7.3.2 矿井最大阻力路线（1） 通风容易时期副井井口井底车场一水平辅助运输石门绕道一水平辅助运输大巷213采区下部车场213采区轨道上山2131工作面运输顺槽2131工作面2131工作面回风顺槽213采区上山北一风井回风石门北一风井回风大巷北一风井地面（2） 通风困难时期南区副井井口井底车场二水平辅助运输石门绕道-二水平辅助运输大巷224采区上部车场224采区轨道下山中部车场2241运输顺槽2241工作面2241回风顺槽下部车场224采区运输下山222采区运输上山218采区运输下山214采区运输上山北一回风石门北一回风大巷北一风井地面7.3.3 矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的摩擦阻力： hfr=aLUQ2/S3，Pa （7.13）式中 hfr巷道摩擦阻力； L、U、S分别是巷道的长度、周长、净断面积； Q分配给井巷的风量； a各巷道的摩擦阻力系数。通风容易及困难时期各段井巷的摩擦阻力计算结果见表7.4和7.5。表7.4 通风困难时期总阻力计算表井巷名称支架形式(kgS/m4)L/mU/mS/m2R/千缪Q/m3s-1H/mmH2OV/m s-1主井砌碹0.00355202238.50.0007300.631.30副井砌碹0.003551025.150.20.00041205.763.58轨道大巷锚喷支护0.0010200017.320.30.00418026.413.13运输大巷锚喷支护0.0010200017.320.30.0041303.691.04轨道上下山锚网支护0.001380017.320.30.00218013.443.25运输上下山锚网支护0.0013400017.320.30.0107204.280.57下顺槽锚网支护0.001312001413.10.0097308.730.65工作面大采高支架0.003520016.817.20.0023302.070.31上顺槽锚网支护0.001312001413.10.0097308.730.65回风大巷锚网支护0.001398017.320.30.002615058.54.57风井砌碹0.003538020.433.20.000715015.754.25合计166.2通风困难时期考虑局部阻力f=1.1hme=1.1166.29.8=1791.6 Pa表7.5 通风容易时期总阻力计算表井巷名称支架形式(kgS/m4)L/mU/mS/m2R/千缪Q/m3s-1H/mmH2OV/m s-1主井砌碹0.00355202238.50.0007300.630.41副井砌碹0.003551025.150.20.00041205.764.71轨道大巷锚喷支护0.0010125017.320.30.00268016.643.13运输大巷锚喷支护0.0010125017.320.30.0026302.341.04轨道上山锚网支护0.0013120017.320.30.00328020.483.25运输上山锚网支护0.0013120017.320.30.0032201.280.57下顺槽锚网支护0.00138501413.10.0069306.210.65工作面大采高支架0.003520016.817.20.0023302.070.31上顺槽锚网支护0.00138501413.10.0069306.210.65回风大巷锚网支护0.001385017.320.30.002315051.754.57风井砌碹0.003538020.433.20.000715015.754.25合计147.7通风容易时期考虑局部阻力f=1.1hmd=1.1147.79.8=1592 Pa7.3.4 矿井通风总阻力容易时期通风总阻力： hrmin=1.2hrfmin （7.14）困难时期通风总阻力： hrmax=1.15hrfmax （7.15）式中 1.2、1.15考虑风路上有局部阻力的系数。 hrfmin、hrfmax矿井通风困难和容易时期的阻力之和。则hrmin=1.21592=1910.4 Pa（2940Pa） hrmax=1.151791.6= 2060.3 Pa（2940Pa）矿井通风总阻力见表7.6。表7.6矿井通风总阻力容易时期困难时期总阻力/Pa1910.42060.37.3.5 两个时期的矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算公式：R= hr/ Qf （7.16）矿井通风等积孔计算公式：A=1.1896/R （7.17）式中 R矿井风阻，; hr矿井总阻力，Pa；Qf矿井总风量，m/s；A矿井等积孔面积，m。容易时期：总风阻为： R= hrmin/ Qfmin=1910/(150)=0.084889（）总等积孔： Amin= 1.1896/R=1.1896/0.084889=4.08（m）全矿总阻力：hrmin=1910（Pa）困难时期：总风阻为： R= hrmax/ Qfmax=2060 / (150)=0.09156（）总等积孔： Amax= 1.1896/R=1.1896/0.09156=3.93（m）全矿总阻力：hrmax=2060.3（Pa）通风容易时期和困难时期的等积孔见表7.7。表7.7 矿井等积孔容易时期困难时期等积孔/m4.083.93表7.8 矿井通风难易程度分级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由矿井通风难易程度分级表可以看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期等积孔均大于2m，总风阻均小于0.35NS/m8，属于通风容易矿井。第四节 扇风机选型7.4.1 选择风机的基本原则（1）保证安全运转；（2）设备性能符合矿井的需要；（3）经济合理；（4）噪声符合规定。7.4.2 通风机选型设计的基本要求（1）应满足第一水平各个时期的负压变化，并适当照顾下一水平的通风要求；（2）应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，轮叶扭转角度一般至少比允许范围小5；离心式通风机的设计转速，一般不大于允许最大转速的90%；（3）通风设备的漏风损失，当风井不作提升用时，按风量的1015%；（4）通风设备的反风装置，应尽量采用调节静叶或动叶；（5）装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门。防爆门不得小于出风井口的断面积，并正对出风井的风流方向。7.4.3 通风机的选型计算一 通风机所需风量由于外部漏风，风机风量Qf大于井风量QmQf=kQm （7.18） =1.1150 =165m3/s式中 Qf主要通风机的工作风量，m3/s；Qm矿井需风量，m3/s；K漏风损失系数，取1.1。二 计算通风机风压（1）由于本矿井井深超过400m，所以设计时需考虑自然风压。其自然风压可按以下经验公式（“科马洛夫”公式）计算：当井深大于100m时 （7.19）式中 Hn地面井口大气压力，Pa；Po大气压力，Pa；H矿井开采深度，500m；T1进风侧平均温度，283K；T2回风侧平均温度，298K；R矿井空气常数，干空气的常数287J/(kg.K)。经计算，矿井自然风压为Hn=28.3 mmH2O。（2）通风机风压轴流式通风机 容易时期 Hsmin=hmy+hd+Hn （7.20） =147.7+20.0+28.3 =196 mmH2O困难时期 Hsmax=hmn+hd+Hn 166.2+20.0+28.3 =214.5 mmH2O式中 hd通风机附属装置（风硐和扩散器）的阻力，在本矿井为20.0 mmH2O。三 风机的选择根据矿井通风容易时期 Qf，Hsmin和通风困难时期Qf，Hsmax，选择BD-II-10-No28型隔爆对旋轴流式通风机，n=580r/min。表7.9 通风机特征表机号电动机型号电机功率（kw）高效区范围的比A声级噪声dB（A）风量（m3/s）静压（Pa）28YBF450M2-10250290-200750-285038四 确定通风机的工况点a.后期工况点 通风网路阻力系数：=2145 Pa/1652=0.079 （7.21）通风网路特性曲线方程：H=RmaxQ2=0.079Q2计算数据如表7-10所示：表7.10 后期通风网路特性参数表Q m3/s10203040506070H /mmH2O7.931.671.1126.4197.5284.4387.1如图7-2所示按上表作Amin时的矿井通风网路特性曲线与通风机性能特性曲线交于M点，此点即通风机后期工况点。QM=165m3/s，Hsmax=214.5 mmH2O，S=0.7。b.初期工况点 通风网路阻力系数：=1960/1652=0.072 （7.22）通风网路特性曲线方程：H=RminQ2=0.072Q2计算数据如下表所示：表7.11 初期通风网路特性参数表Q m3/s10203040506070H /mmH2O7.22865115.8181260.6354.8如图7.2所示按上表作Amax时的矿井通风网路特性曲线与通风机性能特性曲线交于M点，此点即通风机前期工况点。QM=165 m3/s，Hsmin=196 mmH2O，S=0.6。图7.2 通风机性能特性曲线表7.12 扇风机技术特征表叶片角度序号静压（mmH2O）风量轴功率（kW）所需功率（kW）（m3/h）（m3/s）305420594000170447517.6五 电动机功率计算后期电动机功率：=411kW （7.23）前期电动机功率:=396kW （7.24）第五节 防止特殊灾害的安全措施7.5.1 预防瓦斯的措施工作面形成系统后，可利用高位排放钻孔预排工作面瓦斯。工作面掘进形成系统后，抽放队要根据通风区提供的工作面回采时瓦斯涌出量，实施利用大煤本层的抽放钻孔或高位抽放钻孔,确保工作面回采期间瓦斯涌出量不超限。工作面回采时的实际配风量，应视工作面的瓦斯涌出量而定，确保生产期间瓦斯浓度不超限。（1）工作面必须配备专职瓦斯员，严格按“三大规程”有关规定进行瓦斯检查和处理工作，严禁瓦斯超限作业和空班、漏检和假检。（2）工作面必须按规定安装瓦斯自动检测及报警断电装置。运料巷2台，一台距工作面510m，当瓦斯浓度达到1%时报警，达到1.5%时切断工作面及回风巷全部非本质安全型电器设备电源；一台距回风口1015m，当瓦斯浓度达到1%时发出报警，并切断回风巷中全部非本质安全型电器设备电源；仪器保证灵敏可靠，定期校正，信号返至地面。（3）当工作面风流瓦斯浓度达到1%时，严禁煤电钻打眼，放炮地点附近20m范围内风流瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮；当工作面风流瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止一切工作，切断电源，撤出人员，查明原因，采取措施，进行处理。（4）当工作面回风风流瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时，该工作面都必须停止工作，撤出人员，进行处理。（5）当工作面内有体积大于0.5m3空间中，局部积聚瓦斯浓度达到2%，附近20m范围内都必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。（6）当运料巷回风瓦斯浓度超过1%、CO2超过1.5%时，该工作面必须停止生产并采取有效措施进行处理。（7）凡因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电器设备，都必须在经检查确保瓦斯浓度降到规定以下，方可人工复电。（8）要加强工作面巡回检查，由于该工作面放顶煤开采，采空区冒高加大，因此密切注意老顶初次来压或周期来压过程中，工作面瓦斯涌出情况，防止工作面上隅角瓦斯超限，机尾后必须吊好风帐，使用好风水炮弹。（9）工作面所有电器设备必须全部防爆，严禁出现鸡爪子、羊尾巴、明线头，凡检修电器设备，处理故障时，严禁带电作业，安监处要定期检查，并留有记录。（10）生产班组长必须携带便携式瓦检仪，保证吊挂使用好。7.5.2 预防粉尘的措施（1）检修班负责在本工作面煤体注水，注水钻孔、注水量必须符合规定。（2）实行净化通风，在下巷距工作面3050m处设置净化水幕一道；上巷设两道水幕，第一道距工作面30m，第二道距工作面45m，在两道水幕处必须各安设一道挡尘帘；所有水幕必须灵敏可靠，封锁全断面。（3）在工作面初采前，检修班必须在刮板输送机道和运料巷布置并吊挂好隔爆水棚。上巷使用两道挡尘帘，分别安装在两道水幕处。（4）工作面上下两巷300m辅助隔爆保持良好，隔爆棚的水中粉尘、杂质含量超过10%时，应及时换水。冲涮巷道必须认真负责，杜绝煤尘堆积。上巷每个生产班冲涮一次，下巷每天冲涮一遍。（5）皮带机道每隔50m设一甩头水门，并备有25m胶管，皮带修理工负责每天冲涮巷道一次。运料