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含CAD图纸+文档 潘家窑 煤层 开采 设计 CAD 图纸 文档

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中期检查表学院： 系别： 专业：论文(设计)题目：潘家窑9号煤层开采设计 学生姓名学号指导教师职称综述学生在设计完成过程中的研究态度、与指导教师联系情况以及存在的问题的解决情况。1.研究过程中态度端正，认真严谨。2.严格按照设计规范和老师要求进行设计，在不断地发现和解决问题中提升自己3.与老师关融洽，在老师指导期间，积极主动向老师请教，不断发现问题，请老师给予指导4.老师认真负责，对于学生提出的问题耐心解答5.存在的问题以及解决情况1）开始的时候不太会操作CAD，及时向老师同学请教，得到解决2）查阅资料时遇到专业性问题看不懂，问老师和会的同学，最后弄懂3）画图的时候风路走不通，问老师和同学，最后走通风路4）说明书格式有的不会调整，求助老师和同学，最后调整合适5）摘要翻译不太精通，向学英语专业的同学求助，最后综合网上的专业术语翻译得到解决学生签字： 指导教师签字： 年 月 日 年 月 日声明作者声明：我所呈交的毕业论文（设计）是在指导教师指导下独立进行研究工作所取得的成果。除文中已经标明引用的内容外，本论文不包含其他个人或集体已经公开发表的研究成果。本声明的法律结果由本人承担。毕业论文（设计）作者签名： 签字日期： 年 月 日指导教师声明：该生所呈交的毕业论文（设计）是在本人指导下独立完成的，相关的检测报告已审阅。除文中已经标明引用的内容外，本论文不包含其他个人或集体已经公开发表的研究成果。指导教师签名：签字日期： 年 月 日毕业设计中文题目： 同煤集团潘家窑矿9#煤层开采设计 英文题目：Preliminary Design of 9# coal seam of panjiayaocoal mine in Datong coal mine group 学 院： 姓 名： 学 号： 专 业： 班 级： 指导教师： 职 称： 完成日期： 年 6 月 1 日开题报告学院： 系别： 专业： 论文题目 潘家窑9号煤层开采设计 论文类型A理论研究；B应用研究；C应用理论研究；D产品设计；E工程技术开发；F软件开发与应有；G其它指导教师职称学生姓名学号一、研究现状、目标、意义综述近年来煤矿一方面整合一些小矿来提高资源回收利用率；另一方面通过研究采矿新技术来提高煤矿安全系数和回收率。因此就有了无轨胶轮车、锚喷支护、综采放顶煤、煤层气开发等采矿新设备、新技术的应用。这些都是煤矿在未来的发展方向。在毕业设计中，通过对某一理论或生产实际问题的深入分析研究。培养和提高学生的科技论文写作能力和科研能力二、研究方法和进度安排第一阶段：4月上旬，熟悉和了解矿井概况和地质特征；第二阶段：4月中旬，根据指导老师下达的任务书完成开题报告；第三阶段：5月下旬，文献综述，外文翻译的撰写，并进行初步设计；第四阶段：5月上、中旬，进行矿井总体设计，撰写毕业设计说明书； 第五阶段：5月下旬，进一步完善系统，准备毕业答辩。三、指导教师意见 指导教师签字：年 月 日指导教师评分表学院： 系别： 专业：论文(设计)题目： 潘家窑9号煤层开采设计 学生姓名学 号指导教师职 称指导教师评语：指导教师签字： 年 月 日评 价 项 目ABCDE写作过程01写作过程中的认真程度02写作过程中，进度掌握情况选题质量03选题与专业培养目标相符情况04选题体现专业特点情况05选题体现三基的要求情况论文质量06知识综合运用能力07结构、方案设计、应用价值08写作规范情况指导教师评定成绩 优 良 中 及格 不及格毕业设计分工情况：(多人合作时填写，包括本人研究的内容及其在课题中所占比例)评定成绩参考：优-7项A，另一项为B；良-6项B或A，其它至少为B；中-5项B或A，其它至少为C；及格-4项B或A，其它至少为D；不及格-4项为E。答辩记录表 学院 专业 级 姓名 学号论文题目潘家窑9号煤层开采设计 答辩委员会主席(或组长)职称答辩委员会秘 书答辩委员会成 员答辩记录(包含答辩委员提出的问题，学生回答情况等)1.最大控顶距和最小控顶距是多少？ 答：最大控顶距5.0m 最小控顶距4.2m。 2.工作面年循环进度是多少？ 答：6*0.8*330=1584m 一刀0.8m，每天割6刀，一年工作330天 所以工作面年循环进度为1584m。 3.超前支护是多少？ 答：超前支护20m。记录人签字： 答辩委员会主任（答辩小组组长）(签字)：年 月 日 年 月 日答辩评分表学院： 系别： 专业：论文题目： 潘家窑9号煤层开采设计 学生姓名学 号指导教师评分指导教师职 称评阅人评分答辩委员会/答辩小组名单性 别学 位答辩小组职务答辩委员会（答辩小组评鉴）评审项目指标ABCDE论文评价01选题与专业培养目标相符情况02选题体现专业特点情况03综合运用知识能力04运用资料文献能力05研究方案设计能力06论点论据、语言表达07整体结构、应用价值08写作规范情况答辩表现09自述情况10答辩过程答辩委员会综合评定成绩优 良 中 及格 不及格毕业设计(设计)最终得分：答辩委员会主任(或组长)签字： 年 月 日评定成绩参考：优-9项A，另一项为B；良-8项B或A，其它至少为B；中-7项B或A，其它至少为C；及格-6项B或A，其它至少为D；不及格-5项为E。注：详见本科毕业论文（设计）指导手册中的表11。摘 要本次设计是对同煤集团潘家窑煤矿9#号煤层进行开采设计,煤层厚度平均为2.50m。本矿井设计年产量0.6Mt/a，服务年限57.2年，符合矿井设计相关规范，矿井属于高瓦斯矿井。设计采用斜井开拓方式，共开掘有三个井筒即主斜井、副斜井、回风井。主斜井采用带式输送机运输，承担运煤任务，副斜井采用单钩串车、架空乘人装置提升，承担运人、运料等任务；井下运煤采用带式运输机，辅助运输采用矿车。运输大巷及回风大巷布置在煤层中。井田共分为3个盘区。首采工作面位于201盘区，采用一次采全高后退式综合机械化采煤方法，矿井年工作日为330天,工作面实行“四、六”制作业形式，三班生产、一班检修准备，日循环六刀，每班循环两刀。工作面长为140m，采用MG700-WD采煤机割、装煤，刮板输送机运煤的方式，并采用及时支护，采煤机割煤方式为端头斜切进刀，双向割煤。顶板管理采用全部垮落法.矿井采用中央并列式通风方式，机械抽出式通风方法，各采掘工作面实行局部通风机压入式通风，掘进工作面采用2K60-No23型局部通风机压入式通风，回采工作面采用U型通风，矿井全部实现机械化，并且制定了一系列防火、防瓦斯、防顶板的安全技术措施。本设计包含附图4张、章节8章、参考文献20篇。关键词：斜井开拓；综合机械化采煤；中央并列式通风ABSTRACTThe design is illustrated by the example of 9# coal seam of Datong Coal Mine Silaogo the average thickness of that is 2.50m. The annual output of this mine is 0.6Mt/a. The mine service-life is 57.2 years and it is a low gas mine and in accordance with relevant specification for mine design. The design is digging three shaft main shaft, auxiliary shaft and a return air shaft by using the way of the main diagonal auxiliary inclented integrated development way. The main shaft adopts inclined belt to bear the task of transporting coal, and the auxiliary shaft uses the skin hook trained and aerial passenger device of indented shaft to hoist pedestrian and material; the belt conveyor, and underground track tyred vehicle plays a supporting role. There are escarpment railway laneway and belt roadway along the floor of the coal seam, return airway along the floor of the coal seam. Mine is divided into there panels.The first mining face is located in the 201 panel that uses the method of bring back long wall mechanized coal mining, and the working day of this mine is 330 days. The working face implements the four sixth manufacturing, three classes achieve production, a class makes repair preparation. The length of working face is140m. The MG700-WD coal mining machine ,cut, load, scraper conveyor coal, and the timely support. Cutting coal mining mathine is oblique infeed end, two-way cutting coal. Management uses the entire roof caving method; duo to the more rigid seam roof, caving it requires the use of compulsory measures to reduce Gob hanging exposed area. The mine ventilation is designed by central compound-like, every mining face is implemented parallel ventilation, the tunneling working surface use 2K60-No23 type local fan ventilation, and mining working face uses the type of U ventilation. To thesafety in production of coal mine, mine all realize mechanization, and formulated a series of safety measures against fire, gas, preventing roof.The design include the 4, chater8, chapter 20 references.Key words: inclined shaft development; mechanized coal mining;central compound-like ventilation目 录1 井田概况及地质特征11.1 井田概况11.1.1 井田位置及范围11.1.2交通位置21.2 矿井建设的资源条件21.2.1断层21.2.2岩溶、陷落柱和岩浆岩21.2.3煤层21.2.4煤质31.2.5水文地质51.2.6煤层顶底板条件62 井田储量和服务年限72.1矿井工业资源/储量72.1.1储量估算范围72.1.2 资源/储量估算方法与有关参数的确定72.1.3设计资源/储量估算结果72.1.4工业指标72.2矿井设计资源/储量82.2.1工业广场面积82.2.2 矿井设计资源/储量计算82.2.3矿井设计可采储量92.3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限92.3.1 矿井工作制度92.3.2 矿井设计生产能力的确定92.3.3 矿井及水平服务年限的计算103 井田开拓113.1 井田开拓的基本问题113.2井田开拓方案的确定113.3 井筒布置133.3.1井筒位置的确定133.3.2井筒形式、数目、位置及用途133.3.3井筒特征133.4工业场地的位置163.5 矿井开拓巷道173.5.1 井底车场的选择173.5.2 主要巷道断面确定174 盘区巷道布置204.1.盘区位置及参数204.2盘区巷道布置及生产系统204.2.1盘区准备方式的确定204.2.2盘区巷道布置214.2.3首采盘区回采工作面接替顺序214.2.4 盘区车场形式选择214.2.5盘区生产系统214.2.6盘区生产能力及采出率225 采煤方法255.1回采巷道布置255.1.1回采巷道布置方式255.1.2回采巷道参数255.2采煤方法的确定275.2.1采煤方法的选择275.2.2回采工作面长度的确定285.2.3工作面的推进方向和推进度285.2.4综采工作面的设备选型及配套285.3采煤工艺方式335.3.1采煤机进刀方式335.3.2工作面端头支护345.3.3循环图表、劳动组织、主要技术经济指标356 矿井通风及安全396.1矿井地质、开拓、开采概况396.1.1矿井地质概况396.1.2开拓方式396.1.3开采方法396.1.4变电所396.1.5工作制、人数396.2矿井通风系统的确定406.2.1矿井通风系统的基本要求406.2.2矿井通风方式的选择406.2.3矿井通风方法的选择416.2.4盘区通风方式的确定426.3矿井风量计算426.3.1各用风地点的用风量和矿井总用风量426.3.2风量分配476.4矿井阻力计算486.4.1 矿井通风总阻力计算原则486.4.2 矿井通风阻力计算486.4.3矿井总风阻和等积孔496.5安全灾害的预防措施516.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施516.5.2防水措施517 矿井提升、运输和排水系统537.1.主副井提升设备选型537.1.1主井提升设备537.1.2副井提升机547.2主要巷道运输设备选择547.2.1运输大巷547.2.2盘区运输设备选型及能力验算557.3大巷运输设备选择577.3.1主运输大巷设备选择577.3.2辅助运输大巷设备选择577.3.3运输设备能力验算607.4排水设备选型617.4.1 设备选型计算617.4.2 选择水泵617.4.3 管路的选择计算628 设计矿井基本技术指标63参考文献65致 谢661 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1 井田位置及范围山西煤炭运销集团潘家窑煤业有限责任公司位于位于大同市左云县城14km，马道头乡东北5km，行政区划隶属左云县马道头乡管辖，其地理坐标为：北纬：395302395521东经：11246171125032矿区范围14个拐点坐标为：西安80坐标系（国家6带）坐标拐点编号XY拐点编号XY14419959.4919653716.6384420260.4919656712.6424419976.4919654716.6394421709.5019656688.6434418476.4819654741.64104421694.5019655780.6344418501.4919656241.64114422495.5019655767.6354418254.4919656996.65124422468.5019654174.6264419594.4919657563.65134421468.4919654189.6374420274.5019657552.64144421460.4919653691.62北京54坐标系（国家6带）坐标拐点编号XY拐点编号XY14420006196537888442030719656784244200231965478894421756196567603441852319654813104421741196558524441854819656313114422542196558395441830119657068124422515196542466441964119657635134421515196542617442032119657624144421507196537631.1.2交通位置铁路：东距大同至乔村运煤专线12km，大（同）乔（村）线全长45 km，大同枢纽站交会于北同蒲线及大秦线，南可达太原，东可至秦皇岛，并可经大同北抵集宁、呼市、大连，东达北京等地。公路：北距109国道大（同）左（云）公路段17 km，向东12 km可接大同至乔村矿区公路，矿区简易公路四通八达，可连接各乡、镇、村庄各煤矿。本区有（北）京大（同）、大（同）运（城）高速公路。交通运输十分便利。1.2 矿井建设的资源条件1.2.1断层 断层，为一正断层，走向北西，倾向北东，倾角85落差为10m，延伸5705m。1.2.2岩溶、陷落柱和岩浆岩地表及开采过程中未发现陷落柱，也未发现岩桨岩侵入体。综上所述，本井田地层产状平缓，为一背向斜相间的褶曲构造，断层较发育，构造复杂程度总体上属中等类型。1.2.3煤层（一） 含煤性井田内含煤地层为侏罗系大同组，大同组平均厚度为198.15m，含煤11层，自上而下编号为2号、3号、7-2号、7-3号、8号、9号、10号、11-1号、11-2号、11-3号、14号，煤层总厚平均为22.69m，含煤系数为11.45%。其中7号、9号、11-1号、11-2号、14号煤层为本矿可采煤层。本次设计开采9号煤层。（二） 可采煤层现将本井田内主要可采煤层特征叙述如下：9号煤层上距7号煤层26.40m，煤层厚1.78-3.22m，平均2.50m，为较稳定的局部可采煤层，结构简单，不含夹矸，顶板为砂质泥岩，底板为砂质泥岩，井田内全部采空。 表1-2-1 主要可采煤层特征表煤层编号煤层厚度（m） 煤层间距（m）煤层结构（夹矸）稳定性可采范围顶底板岩性最小-最大平均最小-最大平均顶板底板70.00-6.153.98简单0-1较稳定大部分可采粉砂岩砂质泥岩23.09-37.3726.4091.78-3.222.50简单0较稳定大部分可采砂质泥岩砂质泥岩12.70-13.9013.33100.00-1.701.33简单0较稳定局部可采细砂岩砂质泥岩55.50-59.6056.5211-16.71-7.607.15简单0-1稳定全井田可采粉砂岩砂质泥岩3.85-10.405.6811-21.45-2.202.01简单0-1稳定全井田可采砂质泥岩砂质泥岩17.70-29.3018.3811-30.50-1.701.03简单0-1较稳定局部可采粉砂岩细砂岩1.65-7.454.71142.10-4.353.33较简单0-1稳定全井田可采细砂岩砂质泥岩1.2.4煤质（三） 物理性质和煤岩特征1、物理性质各煤层均呈黑色，条痕为褐色，光泽以弱玻璃光泽为主，沥青光泽次之，阶梯状断口，条带状结构，层状块状构造，各煤层宏观煤岩类型以半亮型煤为主，半暗型煤为辅，煤岩成份以亮煤居多，暗煤次之。2、显微煤岩特性：从煤岩组分分析结果可知，各煤层主要为中等镜质组煤，丝炭化组分含量较多，煤层容易自燃。煤的镜质组反射率Rmax一般在0.6520.875%之间，煤层处于变质阶段。（四） 化学性质、工艺性能1、化学性质山西省煤炭工业局综合测试中心进行了测试，测试结果见表1-2-3、1-2-4、1-2-5。1-2-4表 9号煤层煤质测试成果表项目结果项目结果原煤浮煤浮煤工业分析分析水Mad %3.71-4.604.16(2)8.74-9.208.97(2)新煤类牌号类别不粘煤(2)灰分Ad %3.35-7.585.47(2)3.65-3.813.73(2)符号BN(2)挥发分Vdaf %31.174-33.8432.51(2)32.83-34.9233.88(2)代码31(2)焦渣特征CRC2(2)2(2)胶质层指数Ymm0(2)固定碳Fc,d %63.62-63.9463.78(2)/X mm39-4039.5(2)全硫St,d %0.26-0.430.35(2)0.18-0.220.20(2)体积曲线平滑斜降高位发热量Qgr,dMJ/kg29.09-30.7429.92(2)30.37-30.5730.47(2)融合状况粉状视密度ARD1.26-1.301.28(2)/1.4重液回收率%51.0-84.767.85(2)粘结指数GR.I0(2) 根据测试结果，9号煤层为低灰、中硫、高热值不粘煤(符号BN)（数码31）。2、元素分析山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，9号煤层同种元素含量差异不大，煤化程度比较高（详见表1-2-5）。 表1-2-5 煤层元素测试成果表煤层编号碳（Cd）（%）氢（Hd）（%）氮（Nd）（%）氧（Od）（%）原煤浮煤原煤浮煤原煤浮煤原煤浮煤980.3585.064.334.521.040.9412.438.613、煤的有害成份本次进行有害成份磷(Pd%)检测，测试结果磷含量较低，9号煤层为0.0060.082，平均0.0396，属特低磷中磷煤。4、工艺性能根据测试结果，9号煤层焦渣特征（CRC）为2，粘结性和结焦性均很差，粘结性指数（GR.I）为0,胶质层Y值为0，发热量（Qgr，d）为28.97 MJ/kg，属高热值煤。（三）煤类及煤的工业用途1、煤类根据中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）以浮煤挥发份（Vdaf）、粘结指数（GRI）值作为主要分类指标，Y值作参考指标划分煤类。根据山西省煤炭工业局综合测试中心对本次采样分析， 9号煤层挥发分（Vdaf）平均值为33.88%，粘结性G值指数为09。2、煤的工业用途据煤样煤质测试结果，本矿9号煤层具有特低灰、低硫、高热值的特点，本井田9号煤层的工业用途均为优质动力用煤及民用煤。3、可选性：根据地质报告，对9号煤层采样由山西省煤炭工业局综合测试中心进行了煤炭筛分浮沉试验工作（简选），评定方法采用“分选密度0.1含量法（0.1含量法）”对煤炭可选性进行评定，结果为： 9号煤均为极难选等级。1.2.5水文地质 （五） 区域水文地质1、区域水文地质概况大同煤田位于大同盆地之西，介于口泉山脉、牛心山脉之间，煤田东南边缘地层倾角较陡，地形及构造较为复杂；西北部宽广，地层平缓，构造简单，断层稀疏。煤田基本呈一北东-南西向的不对称宽缓向斜构造，四周为强烈上升的中高山地形，煤田内部呈低山丘陵地貌，沟谷较为发育， 一般相对高差200m300m。大同矿区地下水资源贫乏，大量的勘探资料表明，除第四系冲洪积层及基岩风化壳含水层富水性相对较好外，下覆中生界、古生界地层的岩石固结坚实，裂隙、岩溶不甚发育，岩石一般不含水或含水微弱。地表水主要为口泉河、十里河河水。地下水补给主要以大气降水补给为主，在口泉河、十里河河谷地段，地表水可以补给地下水。由于大同矿区地表径流条件较好，一般不利于降水入渗，地下水排泄以蒸发和矿井排水为主，随着矿井多年来的大规模开采，地下水原有动态平衡遭受破坏，地下水位普遍下降，岩石的含水性大大减弱，煤田内大量井泉干涸现象就是最好的佐证。总体来说，大同煤田属水文地质条件简单地区。大同煤田含水层根据不同岩层含水特性以及它的组合关系的差异可划分为碳酸盐岩岩溶裂隙含水层组、碎屑岩裂隙含水层组、风化裂隙含水层、松散岩孔隙含水层组四种类型。1.2.6煤层顶底板条件1、煤层顶、底板岩性及力学性质9号煤层 伪顶为灰黑色泥岩，局部赋存，厚度一般小于0.1m，随着煤层开采而跨落；直接顶板为深灰色粉砂岩，局部为细砂岩，底板为深灰色粉细砂岩，稳定性好，无底鼓现象。报告编号来样编号抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）抗剪强度（MPa）2010-09589号顶(22.4-31.2)27.2(0.51-1.73)1.12(2.11-2.63)2.332010-09599号底(30.8-56.0)46.1(0.81-2.35)1.48(2.86-5.11)3.742010-09609号顶(36.8-60.0)47.0(0.31-1.59)1.10(1.75-2.56)2.232010-09619号底(9.6-21.2)15.3(0.61-0.92)0.77(1.17-2.00)1.53表1-2-6 9号煤及顶底板岩石物理力学性质表石2 井田储量和服务年限2.1矿井工业资源/储量2.1.1储量估算范围储量估算范围以2000年10月20日山西省国土资源厅颁发的采矿许可证所确定的矿井边界为准。2.1.2 资源/储量估算方法与有关参数的确定井田范围煤层倾角平缓，基本214，故本次故采用块段法计算矿井工业储量，计算公式如下： Zg= Sh /cos8 (2-1)式中：S井田面积（m2），采用水平投影面积，用cad在煤层底板等高线上直接测得；H煤层平均厚度（m），为各勘探点厚度之算术平均值，各点煤层采用厚度的确定按照有关规程的规定确定，取2.50m；D煤层视密度（t/m3），煤层视密度（容重）均为1.4t/m3；煤层倾角,取8。2.1.3设计资源/储量估算结果经估算，共获得9#煤层工业储量37.50Mt。2.1.4工业指标根据中华人民共和国国土资源部DZ/T0215-2002煤、泥炭地质勘查规范规定，确定资源/储量估算各项指标如下：最低可采厚度： 0.70m；最高可采灰分（Ad%）: 40%；最高硫分(St.d)： 3%。9#煤层视密度为1.4t/m3。2.2矿井设计资源/储量2.2.1工业广场面积本矿井设计生产能力为90万吨/年，根据矿井的地面地形、建筑物和交通等条件及集团公司的要求确定工业广场的面积为13.5公顷(即1.5平方公顷10万t）。煤层的平均倾角为8，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为133m，该处表土层厚度为30m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场留维护带，宽度为40m。表2-1 工业场地占地面积参考井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.82.2.2 矿井设计资源/储量计算矿井设计储量为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煤柱。 (2-2)式中：矿井设计储量，万t；矿井工业储量，万t；永久煤柱损失量，井田境界长3107.1m，煤柱宽取20m。经计算得：=3.84Mt表2-2 矿井设计储量计算 单位：Mt煤层工业储量永久煤柱损失设计储量井田边界断层小计9#37.503.843.8428.612.2.3矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下式计算： (2-3)式中：矿井设计可采储量，万t；矿井设计储量，万t；P工业广场及运输大巷保护煤柱损失，万t；C采区回采率，薄煤层取C=85%；中厚煤层取C=80%；厚煤层取C=75%，取85%。则：2.3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限2.3.1 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范以及结合矿井实际情况，确定该设计年工作日为330天，每日四班工作，每班工作六小时，每日净提升时间数为16小时。2.3.2 矿井设计生产能力的确定根据当地用煤需求，结合煤层赋存条件，可采储量、装备水平、资金来源等因素，确定矿井生产能力为60万t/a。本次设计为9#层煤，同时生产一个水平、一个工作面可保证60万t/a设计生产能力。2.3.3 矿井及水平服务年限的计算矿井及水平服务年限均按下式计算： (2-4)式中：T服务年限，a；Z设计可采储量，万t；A设计生产能力，万t/a；K储量备用系数，取1.2。则：矿井及水平服务年限T=2861/601.2=57.22a。 3 井田开拓3.1 井田开拓的基本问题本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：(1).本井田煤层埋藏不是很深，且地质条件较好；(2).本井田瓦斯涌出量不大，及涌水量比较小并且煤层发火期较长,对开拓方式的选择影响不大。3.2井田开拓方案的确定根据矿井工业场地及确定的开拓方式，结合矿井规模、煤层赋存特征以及矿井目前的实际情况，本设计开拓提出两个方案进行比较，方案分述如下： 方案一：采用立井开拓方式，具体特征如下：1）主立井：圆形断面，担负全矿井煤炭提升运输，进风兼作安全出口。2）副立井：圆形断面，装备普通梯子间，担负矿井辅助提升、进风兼作安全出口。 3）回风立井：圆形断面，装备普通梯子间，担负全矿井的回风任务兼安全出口。 主、副井均布置于井田中央，大巷布置在岩层中。方案二：采用斜井开拓方式，具体特征如下：1）主斜井：拱形断面，担负全矿井煤炭提升运输，进风兼作安全出口。2）副斜井：拱形断面，担负矿井辅助运输提升，进风及运人。3）回风立井：圆形断面，装备普通梯子间，担负全矿井的回风兼安全出口。1.方案技术比较以上所提二个方案中，井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度总体一致。区别在于：方案一：适应性强，不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，有利于立井施工；井筒短，相应的管缆铺设长度短，提升速度快，提升能力大，对辅助运输特别有利；井筒断面大，能够下放外形尺寸较大的材料和设备；井筒的支护条件较好，且易于维护；井筒的通风断面大，通风阻力小，允许通过的风量大，有利于矿井通风。方案二：主斜井采用胶带运输机输送煤炭，运输能力大，且不受长度限制，地质条件瞒住的情况向下，能更好的发挥运输能力。副斜井采用矿车提升运输，适应能力强。 因此，对本矿井而言，煤层属近水平煤层，从技术层面而言，选择方案二（即斜井开拓方案）较为合适。2.方案经济比较方案一和方案二的准备方式和采煤方法基本相同，因此可以不进行比较。3.确定方案根据方案技术比较及方案经济比较可知：从技术层面而言，选择方案二（即斜井开拓方案）较为合适。方案一 （立井开拓）方案二 （斜井开拓）3.3 井筒布置3.3.1井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。由于本井田倾角平缓，厚度变化小。故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。3.3.2井筒形式、数目、位置及用途1.井硐形式、数目及位置井田开拓方式为斜井单水平开拓，共开掘有两个进风井（主井、副井）和一个专用回风井（回风立井）。三个井筒布置在井田中央。2.井筒用途各井筒用途分述如下：1).主井：负担全矿煤炭提升任务，兼作矿井进风井任务；2).副井：负担全矿人员等提升任务，为矿井的主要进风井及安全出口。3.3.3井筒特征1. 主井井筒断面主井采用带式输送机运输，为方便检修，井筒内除设胶带机外，还设人行道和检修道。表土段采用混凝土砌碹，基岩段采用锚网喷支护，半圆拱断面，净宽3.80m，净高3.70m，净断面12.89m2，表土段掘进断面17.45 m2，基岩段掘进断面15.38m2，井筒斜长768.3m，坡度26。表土段采用钢筋混凝土碹支护，壁厚100mm，基岩段采用锚网喷支护，喷厚200mm。具体布置尺寸如图3-1。图3-1 主斜井断面布置图2.副井井筒断面位于井田中央工业场地之中，与主井东西相距约40m。井壁厚度为350mm。表土段采用混凝土砌碹，基岩段采用锚网喷支护，半圆拱断面，净宽4.00m，净断面13.83m2，表土段掘金断面17.13m2，基岩段掘金断面15.32m2，井筒长度746.7m，倾角26。其主要作用是：采用单钩串车提升，担负矿井的辅助运输任务，装备有架空乘人装置，担负矿井的运送人员任务，同时兼作进风井，铺设行人台阶和安设扶手阶，兼作矿井的安全出口。图3-2 副斜井断面图3.风井井筒断面采用砼支护。风井井筒断面布置如图3-3所示：净直径5.0m，净断面19.63m2，表土段掘金断面34.19m2，基岩段掘金断面24.62m2，垂深133m至9#煤层，倾角90，井筒形状圆形，表土段、基岩段采用混凝土碹支护，担负全矿井的回风任务,设设梯子间,作为矿井的另一安全出口。图3-3 风井井筒断面布置风速校核：副井：V6.788 m/s，符合要求。风井：V10.5315 m/s，符合要求。综上，井筒特征如表3-1所示：表3-1 井筒特征井筒名称主井副井风井井口坐标X(m）4431071.804431102.504430726.40 Y(m）540638.25540571.45540237.65Z（m）143014301430用途提煤、进风运料、进风、进人回风提升设备胶带输送机单钩串车、架空乘人装置井筒倾角（）262090断面形状圆拱形圆拱形圆形支护方式混凝土喷射支护混凝土砌碹支护混凝土砌碹支护井壁厚度200350350井筒深度133133133断面积净（）12.8913.8319.6掘（）15.3815.3222.53.4工业场地的位置考虑井田的地形条件、井筒位置、交通状况将工业场地布置在井田中部。3.5 矿井开拓巷道3.5.1 井底车场的选择1.井底车场型式的选定1）调车简单管理方便，弯道及交岔点少；2）操作安全，符合有关规定；3）井巷工程量小，建设投资少，便于维护，生产成本低；本着以上原则，主、副井落底后沿9层布置运输巷和轨道巷，由于副井直接与轨道巷相连，在轨道大巷中铺设道岔完成调车，且可满足矿井辅助提升存车线路要求。1.验算副井空、重车线长度；2.井底车场的调车方式；3.井底车场硐室名的布置。在副井井底车场设有：中央变电所、中央水泵房、管子道、水仓等硐室。井底车场巷道及硐室支护形式采用锚喷、锚杆加锚索支护。图3-4 井底车场示意图3.5.2 主要巷道断面确定1.运输大巷图3-5 运输大巷断面图表3-2 断面特征表围岩类别半煤半岩锚杆排列方式矩形掘进断面（m2）15.3锚杆排列间距（mm）800净断面 （m2）14.3锚深（mm）2000掘进尺寸（宽高，mm）4200,4100锚杆规格（L，mm）180020喷射厚度（mm）100净周长（m）14.28锚杆型式树脂锚杆锚杆外露长度（mm）1002. 辅助大巷图3-6轨道大巷断面图表3-3 断面特征表围岩类别半煤半岩锚杆排列方式矩形掘进断面（m2）15.3锚杆排列间距（mm）800净断面 （m2）14.3锚深（mm）2000掘进尺寸（宽高，mm）4200，4100锚杆规格（L，mm）180020喷射厚度（mm）100净周长（m）14.28锚杆型式树脂锚杆巷道坡度（）3锚杆外露长度（mm）100每米锚杆数（根）15.04 盘区巷道布置为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本设计选用一盘区1201工作面作为首采工作面。4.1.盘区位置及参数设计首采区位于井田西北部。201盘区走向长平均1577 m，倾向长平均1493m。盘区内划分8个工作面，每个工作面推进长度均为1577 m。4.2盘区巷道布置及生产系统4.2.1盘区准备方式的确定1.盘区准备方式优点：1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快；2）运输系统简单，占用设备少，运输费用少；3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故使采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合机械化采煤非常有利。4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少。5）对某些地质条件的适应性较强。6）技术经济效果显著。本设计矿井胶带运输大巷布置在煤层中，辅助轨道大巷布置煤层中，辅助运输大巷双轨布置。用电机车牵引矿车辅助运输。工作面运料巷道布置单轨，利用长距离绞车解决辅助运输问题。4.2.2盘区巷道布置针对首采盘区，其参数设计如下：1.盘区煤柱由后面第6章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼运煤，一条回风兼辅助运输。相邻工作面之间留设宽度为20m的保护煤柱。2.区段要素首采盘区位于井田西北侧，长平均2700 m，宽平均1858m，平均煤厚2.50m。赋存稳定；根据理论计算和实践统计得知，工作面长度取为140 m；两回采巷道设计均为矩形断面，其中运煤巷宽为4 m，高为3 m；回风巷宽4 m，高3 m；加上煤柱，每个区段倾斜长度B为：B =140+4+4+20=168m4.2.3首采盘区回采工作面接替顺序根据推荐的井田开拓方案，结合矿井的井型和工作面装备水平，矿井达到设计生产能力时布置综采工作面，首采区选择在煤层的201带盘区，首采面选择在煤层的一盘区西北部的1201工作面。然后依次开采下一个相邻工作面，具体如下：12011202120312041205120612071208处理边角煤。4.2.4 盘区车场形式选择本设计工作面运输巷直接与运输大巷相连，回风巷通过绕道与轨道巷连接，回风巷通过风桥与回风大巷相连故不设置盘区车场。4.2.5盘区生产系统盘区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系统等，具体设计如下：1）运煤系统1201工作面：回采工作面刮板顺槽运输顺槽运输巷主井地面2）辅助运输系统1201工作面：地面材料及设备副井轨道巷（电机车）轨道顺槽（调度绞车）工作面（1201面）3）通风系统 一盘区工作面风流路线为：副井（主井）轨道巷（运输巷）1201工作面进风巷1201工作面1201工作面回风顺槽回风巷风井4）排矸系统皮带运输大巷、轨道运输大巷沿煤层底板掘进，矿井投产后，基本不产生矸石；但在地面仍需设一定的排矸系统。5）供电系统供电：地面变电站副井中央变电所盘区变电所轨道巷工作面回风顺槽工作面6）排水系统在工作面1201回风巷敷设一趟4寸管路，在回风巷低洼处建一水窝，水由工作面排到水窝，再通过排水管排至井底水仓，然后通过副井排至地面。在水窝处备两台125D-603水泵，一台使用，一台备用。在井底中央水泵房设置三台250D6010型水泵，一台使用，一台备用，一台检修。水流方向：工作面回风巷轨道巷副井井底水仓副井地面4.2.6盘区生产能力及采出率1.盘区生产能力由于9#煤层平均厚2.50m，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。1）工作面的采煤机生产能力，按下式计算： （4-1）式中：工作面采煤机生产能力，Mt/a； 采煤机割煤高度，m； 煤层容重，tm3； 工作面长度，m； 采煤机截深，m； 工作面昼夜进刀次数，取6； C0工作面割煤回采率，取0.95。 N正规循环率，取0.9 已知H1=2.5 m，=1.4 tm3，L=140m，a =0.8 m，n =6，C0=0.95，N=0.9将各值代入公式（5-1），可得：A0=3302.51.41400.860.950.910-6=0.66（Mt/a）工作面年产量A0=0.66（Mt/a）2.准备掘进和端头生产能力考虑到在开掘时在煤层中掘进巷道，掘进煤量约占工作面产量的10%，所以本矿井原煤产量为： A= A0（1+10%） (4-2）式中： A矿井总产煤量，万t/年；A0工作面出煤量，万t/年；10%掘进出煤率 则：A=0.66（1+10%）=0.73（Mt/a）总上，矿井设计井型为0.6Mt/a，盘区生产能力0.66Mt/a，能满足矿井的产量要求。3.盘区采出率盘区内的煤炭损失主要包括初采、未采丢煤，工艺损失，端头损失，保护煤柱损失等，因此盘区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。盘区采出率 = 盘区实际采出煤量/盘区工业储量100% 盘区内工业储量为：8.93 Mt盘区内实际采出煤量为：7.80Mt则盘区采出率 = 7.50/8.93100% = 87.3%根据煤炭工业设计规范规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为76.7%，符合煤炭工业设计规范规定。5 采煤方法5.1回采巷道布置5.1.1回采巷道布置方式工作面生产能力为0.6Mt/a。根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道采用单巷布置，布置方式为一进一回，每个工作面共布置两条巷：一侧布置一条：一条进风兼运煤，一条回风兼辅助运输；两巷设计均为矩形断面。两工作面之间留设20m保护煤柱。工作面巷道倾角平均8。利于辅助运输和施工；巷道断面尺寸可以满足设备顺利通过，并有相当的富裕系数，符合煤矿安全规程；经过风速检验，满足要求。5.1.2回采巷道参数1.断面采用胶带输送机运煤，无极绳绞车回风巷运料、运设备；故1201工作面运输巷布置皮带运煤；1201工作面回风巷铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管路。 2.回采巷道支护各巷断面形状及支护特征均相同：为锚网索组合钢带支护，矩形断面。1) 顶板支护锚杆直径22 mm，长度1.8 m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），杆尾螺纹为M22，规格型号： M22-2400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335(先放)，另一支规格为Z2360(后放)，钻孔直径为28mm，锚固长度1300mm。钢筋托梁规格：采用16mm的钢筋焊接而成，宽度为100mm，长度4.8m，规格型号为16-4800-100-6。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508 mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30度角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5050 mm、5.21.1m。锚杆布置：锚杆排距1m，每排6根锚杆，间距800mm，靠近巷道的顶锚杆距巷帮500mm。锚索布置：单根钢绞线，15.24，长度7.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335(先放)，两支规格为Z2360（后放）。锚索矩形布置，每排两根，间距2m。2）巷帮支护锚杆直径22 mm，长度1.8 m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），树脂加长锚固，破断力230 kN，锚杆间排距800 mm；锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成15。帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟顶支护。图5-1 输巷断面图图5-2 轨道巷断面图5.2采煤方法的确定5.2.1采煤方法的选择根据资料，煤层的倾角平均为8的缓倾斜煤层，在采区范围内，煤层结构单一，赋存稳定。经详细讨论，确定主采煤层选用综合机械化采煤工艺，选用综合机械化采煤工艺的优越性主要表现为：1.人员劳动强度低，工作面单产高、效率高、有利于合理集中生产；2.对煤层及地质条件具有较强的适应性，安全性好；3.具有显著的经济效益，可使吨煤成本降低1030元。结合设计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厚回采工艺。5.2.2回采工作面长度的确定影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等。该采区的煤层赋存较为稳定，其煤层赋存条件好，地质条件简单，所以该矿井设计为综合机械化程度比较高的现代化矿井。要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以及各区段长度之间的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，设计工作面的长度为140m。5.2.3工作面的推进方向和推进度根据长壁采煤法与采区边界和上下山的相对位置关系，以及采煤与形成巷道在时间上和空间上的相互关系，工作面的推进方向有后退式、前进式等。工作面后退式采掘干扰较少，在回采前能通过开掘巷道来探明煤层条件，生产期间新风先经过实体煤，漏风少，在我国的煤矿中普遍使用。工作面前进式由于工作面不预先掘出，煤层赋存条件不明，形成巷道与采煤干扰较大，生产期间新风先经过采空区，漏风大，巷道维护困难，因而，这种推进方向在我国很少使用。综上，该矿井设计选择工作的推进方向为后退式。5.2.4综采工作面的设备选型及配套1.工作面配套设备的选择表5- 1 工作面关键参数工作面长度（m）煤厚（m）煤层结构所需支架类型倾角（）1402.50简单、无夹矸双柱-掩护式8根据工作面的关键参数，选定主要设备如下表所示表5-2 工作面设备配置表设备名称型 号数量采 煤 机MG700-WD1刮板运输机SGB-630/150(75)2液压支架ZY4200/17/38(A)107转 载 机DBT522kW1破 碎 机PCM1601皮带运输机DX钢丝芯带式输送机2端头支架ZY4200/17/38(A)4乳化液泵站S3004表5-3 ZY4200/17/38(A)液压支架主要技术参数表型式双柱-掩护式液压支架高度（最低/最高）1.7/3.8m中心距1500mm移架步距800mm工作阻力（P=40.43 MPa）4200kN底板前端比压0.650.7 MPa支护强度1.2MPa表5-4 MG700-WD型采煤机主要技术特征项目技术特征单位型号MG700-WD采高1.83.6m适应媒质硬度F=13煤层倾角20摇臂长度形式2000弯滚筒直径1.6,1.8,2.0m截深800mm牵引方式机载式交流电牵引牵引力550/322KN牵引速度06.47.9m/min链条规格无链销排式齿条式机面高度1487mm卧底量300mm喷雾灭尘方式内外喷雾总质量48t表5-5 SGB-630/150(75)型刮板输送机主要技术特征项目技术特征单位型号SGB-630/150(75)设计长度165m出厂长度200m运输能力250t/h链速0.868m/s中部槽规格（长宽高）1500630190mm刮板链形式中双链刮板间距630mm表5-6 破碎机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-PCM160张家口工业路60号煤机厂结构特点-轮 式进料口宽度mm800出料口度mm800过煤能力t/h2000破碎能力t/h2000电动机型 号-KBY-550/110功 率kW160电 压V1140外部尺寸（长宽高）mm456020251808质 量t14.692表5-7 转载机技术特征表项 目单 位数 目备 注与带式输送机重叠长度m11.44张家口煤矿机械厂出厂长度m50运输能力t/h1800链 速m/s1.5电动机型 号-KBY550-132功 率kW315转 速m/min1470电 压V1140表5-8 伸缩带式输送机项 目单 位数 目型 号-DX钢绳芯带式输送机输送长度m2500运输能力t/h2200传动滚筒直径mm630托辊直径mm108带 速m/s2.5电动机型 号-YSB-160功 率kW1602电 压V1140输送带类 型-阻燃输送带宽 度mm14005.3采煤工艺方式5.3.1采煤机进刀方式进刀方式的实质是采煤机运行与推移输送机的相互配合。1）正常生产时的工艺流程：采煤机尾部斜切进刀向头割实煤移架采煤机返空刀推移运输机（够一个步距）拉转载机采煤机尾部斜切进刀。2）采煤工艺流程工作面作业规程如下：割煤移架推溜割煤。4）割煤方式割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀方式不小于30m，截深0.8m。割煤时采煤机速度要求适宜，且必须保证底板平整，煤壁齐直。工作面采高控制在2.60.1m。移架：采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒5-10m追机作业，并及时伸缩前梁，打出护帮板，需要时可于采煤机机身处移架或拉超前支护，移架步距为0.6m。推溜：在移架后顺序推移前部输送机，滞后采煤机10-15m左右，其弯曲段长度不得小于30m，推移步距为0.8m，推前部输送机时必须顺序进行，眼睛相向操作，推移后溜子必须保证平直。本工作面采用及时支护方式，即在正常情况下，采煤机割煤过后应立即移架，及时支护新暴露的顶板。距尾滚筒23架时开始追机顺序移架。降柱时应先降后柱，后降前柱。立柱不可下降过多以（150200mm）为宜。移过的支架要及时升紧，接顶严密，并达到初撑力3900kN。移架后，操作手把必须及时打回零位，并保证端面距小于340mm。液压支架移动过程中应注意的问题： 如遇顶板破碎区应带压移架，以保证支架在移动过程中仍对顶板有一定的支护能力。 工作面移架时要追机作业，落煤后及时移架，端面距要小于340mm，如果顶板破碎，必须停机移架或超前移架。 移架前，先清理影响移架的障碍物。清理好架间、底座上方的浮煤。油管、电缆等不得被矸石挤卡和埋压。 邻架操作时，作业人员必须注意顶板，防止架间漏矸伤人。 移架过程中，如果发生掉顶、严重片帮时，必须及时刹顶，实施超前架棚支护。在刹顶或超前架棚支护时，必须专人观察，清好退路，刮板输送机、采煤机必须停电闭锁，并有专人看护。附图1：工作面进刀方式示意图：图5-3 采煤机进刀方式图5.3.2工作面端头支护用工作面液压支护端头，适用煤层能够变化较小的综采面通常在机头（尾）处滞后与工作面中间支架一个截深。表5-9 ZY4200/17/38(A)型端头支架主要技术特征型号ZY4200/17/38(A)工作阻力（KN）4200初撑力（KN）3100最小支撑高度（m）1.7最大支撑高度（m）3.8支架中心距（mm）1500移架步距（mm）8005.3.3循环图表、劳动组织、主要技术经济指标1.组织循环作业并编制循环图表1）循环作业工作面实行“四六”作业制，即三班生产，一班检修。采煤机双向割煤，追机作业，上行、下行均割煤，往返一次割两刀。2）循环产量的确定工作面原煤产量的公式为： V0=NXDn （6-1） A0=LV0MRC （6-2）式中： V0工作面进度，m/a； N每年工作面生产天数，取330a； X每天循环进刀数；6刀； D截深，0.8m； n正规循环度，取0.9； A0年产量，万t/年； L工作面长度，140m； M煤层厚度，1.56m； R煤的容重，1.4t/m3； C回采工作面回采率，取0.95。则： V0=33060.80.9=1425.6（m/a） A0=1425.61402.51.40.95=0.66（Mt/a）考虑到在开掘时在煤层中掘进巷道，掘进煤量约占工作面产量的10%，所以本矿井原煤产量为： A= A0（1+10%） ( 6-3）式中： A矿井总产煤量，万t/年； A0工作面出煤量，万t/年； 10%掘进出煤率 则：A=0.66（1+10%）=0.73（Mt/a）由此可以得出，工作面每天进6刀完全可以保证年产量达到设计要求。3.劳动组织1）作业方式为了使采煤与检修的均衡，同时能够满足工作面生产能力的要求，工作面采用三班采煤，一班检修“四六”工作制。2）工序安排综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，由于本设计中煤层顶板是中细沙泥岩及泥岩，属于中等稳定顶板，为防止冒顶事故发生，必须采用先移架后推溜的及时支护方式。3）劳动组织工作面的劳动组织采用追机作业方式。劳动组织表见表5-10。表5-10 工作面劳动组织表生产一班生产二班生产三班检修班合计班长11114采煤机司机22228刮板机司机22228转载机司机11114胶带机司机333312支架工444315泵站工11114端头维护工333211运料工11147清煤工22217验收员11114电工11114其他11114合计2323232392表5-11 主要经济指标表序 号名 称单 位指 标备 注1煤层厚度m2.50平均2煤层容重t/m31.4平均3工作面长度m140平均4煤层倾角8平均5采煤机采高m2.5平均6循环进尺m0.87日循环进刀数刀68日进度m4.89日产量t201010日出勤人数人9211回采工效t/工44.685-4 工作面循环图表6 矿井通风及安全6.1矿井地质、开拓、开采概况6.1.1矿井地质概况在井田范围内，煤层赋存稳定，平均倾角8，煤层自然发火危险性和煤尘无爆炸性均较弱，。6.1.2开拓方式9#煤层开拓采用主斜井副斜井单水平带区式结合开拓，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，将9#煤层划分三个盘区。6.1.3开采方法带区内布置一个综采工作面保产，工作面长度140 m，同时布置两个掘进面，根据通风需要，一个工作面布置两条巷。综采工作面生产能力为2699.9 t/d，每日推进度为4.8m，采煤机选用MG700-WD型采煤机，截深0.8 m，采高为1.73.6m，日进6刀。综采支架型号为ZY4200/17/38(A)。为了保证生产正常接替，准备1201工作面，安排两个独立通风的煤层巷掘进头。6.1.4变电所井下大巷采用矿车辅助运输，工作面斜巷连续牵引车运输。井底车场设变电所。盘区内设盘区变电所。各硐室均需独立通风。6.1.5工作制、人数各工作面均采用四六工作制。井下同时作业的最多人数为58人，综采面同时工作最多人数23人。6.2矿井通风系统的确定 矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿井主通风机的工作方法）；通风网路。6.2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：1.矿井至少要有两个通地面的安全出口；2.进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；3.北方矿井，冬季井口需装供暖设备；4.总回风巷不得作为主要行人道；5.工业广场不得受扇风机的噪音干扰；6.装有皮带机的井筒不得兼作回风井；7.装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；1）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；2）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；8.通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化6.2.2矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：1.自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。2.经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表6-1。表6-1 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式区域式优点初期投资较少，出煤较多工业场地布置集中广场保护煤柱少通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好既可改善通风条件，又能利用风井准备采区，风流路线短阻力少，漏风少。缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限略长，有时初期投资稍大通风设备多，管理分散。适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4 km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井井田面积大，储量丰富或者瓦斯含量大的大型矿井。通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件：煤层为近水平煤层，四个带区，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性。但是带区面积较大，通风路线较长。根据以上分析，且矿井年产量0.9 Mt，属中型矿井，本设计选用中央并列式通风方式。6.2.3矿井通风方法的选择通风方法，即矿井主通风机的工作方法。其可分为自然通风和机械通风。矿井通风方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：1.抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2.压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，发生危险。3.采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。4.在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。5.如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。6.在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。从以上比较看出，抽出式通风具有明显的优点，同时矿井地面地势平坦，不存在小窑塌陷区，表土层比较厚，故矿井采用抽出式通风。6.2.4盘区通风方式的确定盘区通风系统是矿井通风系统的中心，其结构决定着矿井通风系统的最重要的参数和指标（如漏风量，稳定性程度等），本设计选用运输巷进风，回风巷回风。故工作面宜采用“U”形通风方式。6.3矿井风量计算6.3.1各用风地点的用风量和矿井总用风量各用风地点需风量计算公式或经验数值部分：在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算： （6-1）式中：采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min ； 掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min ； 硐室实际需要风量的总和，m3/min ； 矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m3/min ； 矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式矿取1.151.2，压入式矿取1.251.3。1）按瓦斯涌出量计算： （6-2）式中：按瓦斯涌出量计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个 采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，它是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取=1.21.6；炮采工作面可取=1.42。总进风量按二氧化碳涌出量的计算可参照瓦斯涌出量的计算方法。已知=1.8 m3/min，=1.5，可得：=1001.81.5=270 m3/min2）按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表（6-1）的要求：长壁工作面实际需要风量（），按下式计算： （6-3）式中：按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min； 第i个采煤工作面风速，m/s； 第i个采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2 。其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。已知=1.6 m/s，=8m2，可得：=601.68=768 m3/min 表6-2 采煤工作面空气与风速对应表采煤工作面空气温度，C采煤工作面风速，m/s150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.52）按人数计算实际需要风量（）； = （6-4）式中：按人数计算实际需要风量，m3/min； 4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min； 第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知=58，可得：=458=232 m3/min取三者中最大值768 m3/min。3）按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算 0.2560 （6-5）式中：按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min；第i个采煤工作面的平均面积，m2 。按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量（）； （6-6）已知=8m2，=768 m3/min，可得：330 m3/min1920 m3/min由风速验算可知，=768 m3/min符合风速要求。2.掘进工作面风量计算各掘进工作面所需风量计算如下：1）按瓦斯涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1的要求计算。即： （6-7）式中：第i个掘进工作面实际需风量，m3/min； 该掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min； 该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.52；已知=1.8 m3/min，=1.6，可得：=1001. 81.6 =288 m3/min2）按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （6-8）式中： 按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min；4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。可得=240 m3/min二者中取最大值288 m3/min3）按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，掘进工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算 0.2560 （6-9）式中：按风速进行验算各个掘进工作面的最低风量，m3/min；第i个掘进工作面的平均面积，m2 。按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量（）； （6-10）已知=15m2，=288 m3/min，可得：225 m3/min3600m3/min由风速验算可知，=288 m3/min符合风速要求。3硐室需要风量的计算硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。因为本矿只有中央变电所、盘区变电所故可以不用计算可根据经验值取得：中央变电所为6080 m3/min，盘区变电所为6080 m3/min。 结合本矿实际，中央变电所实际风量为100 m3/min，盘区变电所实际风量为100 m3/min。4其他巷道所需风量其他巷道所需风量按采煤工作面的风量、掘进工作面所需风量、其他硐室需要风量之和的15%=（768+288+100+100）0.15=1 m3/min2.矿井总风量1）综上，考虑到矿井通风系数，取=1.2，结合公式（6-1）=（768+288+（100+100）+140.6）1.2=2855.92 m3/min2）根据矿井人数计算，按下式计算： （6-11）式中：根据矿井人数计算需风量，m3/min； 井下同时工作的做多人数； 风量备用系数；已知=60人，=1.5，可得：=4601.5 =360 m3/min两种方法取最大值，则矿井总风量为2855.92 m3/min。6.3.2风量分配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，顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。根据集团公司的规定：1.综采工作面： =7681.2=921.6 m3/min2.煤巷掘进工作面：掘进=2881.2=345.6 m3/min3.机车检修：Q充=1501.2=180 m3/min4.其它巷道：Q其它=7981.2=957.6m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。6.4矿井阻力计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主扇之前，必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩檫阻力和局部阻力。摩檫阻力一般占通风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。6.4.1 矿井通风总阻力计算原则1. 矿井通风总阻力，不应超过2940Pa。2. 矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按照井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井应该按照井巷摩擦阻力的15%计算。6.4.2 矿井通风阻力计算按上述选定路线，分别计算通风容易和通风困难时期的最大通风阻力，如下表：计算公式：=RfrQ2 (6-12)式中：井巷摩擦阻力； Rfr井巷摩擦风阻； Q2分配各井巷的风量。 其中： =LU/S3 (6-13)式中：摩擦阻力系数，Ns2/m4； L巷道长度，m； U巷道周长，m； S巷道断面面积，m2。 = (6-14) = (6-15)式中：，分别为井巷容易时期、困难时期通风总阻力； 分别为井巷容易、困难时期摩擦阻力之和； 1.2，1.15分别为容易、困难时期摩擦阻力备用系数。则：矿井总阻力： =1.21088=1251.2 Pa =1.152283.8=2740.6 Pa6.4.3矿井总风阻和等积孔1. 矿井总风阻： (6-16) (6-17)式中： 分别为容易、困难时期矿井总风阻，Ns2/m8； ，分别为容易、困难时期矿井总阻力； Q2矿井总风量。则： =1251.2/912=0.151 Ns2/m8 =2740.6/912=0.331 Ns2/m8表6-3 矿井通风难易程度矿井通风难易程度矿井总风阻R（Ns2/m8）等积孔A（m2）容易0.3552中等0.3551.42012困难1.42012. 矿井等积孔： (6-18) (6-19)式中： 矿井通风容易、困难时期等积孔； 分别为容易、困难时期矿井总风阻，Ns2/m8。则： =3.06m2 =2.07m2根据矿井总风阻或等积孔，通常把矿井通风难易程度分为三级，如表所示所以本矿井通风难易程度为容易。 经计算通风困难时期和通风容易时期等积孔差距不大。也在2.5左右。通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表6-4：表6-4 矿井等积孔容易时期困难时期等积孔(m2)3.062.07由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2 m2，总风阻均小于0.35 NS2/m8，属于通风容易矿井。6.5安全灾害的预防措施6.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1.回采和掘进工作面以及回风巷中，必须按规定定期检查瓦斯，如发现异常，必须按规定处理。2.盲巷、盲硐、片帮及冒顶处等容易积聚瓦斯的地点，必须及时处理。3.掘进应采用双风机，双电源和风电闭锁装置。4.掘进与回采工作面应安设瓦斯自动报警装置。5.大巷及装煤站应安设瓦斯自动报警断电仪。瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源。6.所有易产生煤尘的地点。必须采取一定措施防尘除尘。7.井下风速必须严格控制，防止煤尘飞扬。井下所有煤仓和溜煤眼均应保持一定存煤，不得放空，不得兼作通风眼。8.综采工作面应采取煤尘注水。按照保安规程设计悬挂岩粉棚和防水棚。9.煤尘应定期清扫。巷道应定期冲刷，各个转煤点应进行喷雾洒水。6.5.2防水措施1.井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。2.主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。3.采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危险后，方可前进。1）接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；2）接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；3）接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；4）打开隔离煤柱放水时；5）接近有出水可能的钻孔时；6）接近有水或稀泥的灌泥区时；7）底板原始导水裂隙有透水危险时；8）接近其它可能出水地区时。7 矿井提升、运输和排水系统本矿井年产量为A=0.6M t/a，矿井工作制度为“四六”制，年提升时间按br=330d/a，日净提升时间按t=18h计。矿井为主斜副斜井采区单水平开采，主斜井皮带输送机提升，副斜井用矿车提升。 7.1.主副井提升设备选型7.1.1主井提升设备1.设备选型矿井设计生产能力为0.6 Mt/a，属中型矿井，全部煤炭由主井大倾角带式输送机提升至地面，皮带具体参数见表7-1。表7-1 带式输送机技术参数项 目单 位数 目型 号-DTC120/120/3800S带宽mm1200输送量t/h1200带速m/s3.15皮带长度m1050减速器-1120KS电动机-YB630M1-42.运输能力验算矿井设计日产量为2010 t，设计净提升时间为18 h,平均每小时提升量为111.7t，小于主井皮带提升能力。设计综采回采工作面和两个掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为204t/h，主井提升能力为1200 t/h，主井提升可以满足瞬时最大出煤的运输任务。7.1.2副井提升机副井提升为钢丝绳牵引矿车运煤、运料、排矸，架空乘人装置（RJY37-36/500）运人。所选矿车，轨道均与大巷所用设备所选型号相同。表7-2 提升机钢丝绳技术特征表项 目单 位数 目型 号绳619股（1+6+12）绳纤维芯直径钢丝绳mm28钢 丝18钢丝绳总断面积/mm2289.95参考重力/100m2740钢丝绳公称抗拉强度/Nmm-21400钢丝破断拉力总和（不小于）/N405500安全系数147.2主要巷道运输设备选择7.2.1运输大巷矿井井下运输方式多样，根据矿井具体情况选用。运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、运矸系统等。1.运输方式1）运煤：本井型属于中型矿井，需要一定的井下运输能力；矿车运输效率低，运输环节多而且安全系数低，性价比较低，其优势难以实现；带式输送机运输能实现连续运输，巷道布置简单；综合以上所述，设计采用带式输送机运煤。2）辅助运输回采工作面为大功率采煤机进行综采综采开采，工作面巷道主要采用锚杆组合钢梁支护，其辅助运输量主要体现在工作面安装和搬家过程中，以及有关消耗类材料的定期运输。结合其他矿井的成功经验，设计采用连续牵引车运输支架等大件设备，实现工作面运输连续高效。巷道掘进采用部分断面掘进机掘进、锚杆支护，采掘面用料量相对较少；由于连续牵引车具有储绳梭车等特殊系统配置，同样可以采用连续牵引车实现变距离运输。人员乘架空乘人装置下井，在井底车场换乘站换乘电机车牵引的人车，由其送达带区边缘。爆破材料和油品等轻型货物按照煤矿安全规程，采用专用设备包运，单独运至目的地。2.运输系统1) 运煤系统：综采工作面工作面运输顺槽运输巷主井地面掘进工作面掘进面运输（回风）顺槽运输巷主井地面2) 运料系统：地面副井轨道巷工作面回风顺槽采煤工作面地面副井轨道巷掘进面巷道掘进工作面3) 人员运送系统：地面副井井底车场轨道巷各个工作地点4) 运矸系统：矿井辅助大巷布置在煤层之中，其延伸掘进基本无矸石产生，但在地面仍需设一定的排矸系统。7.2.2盘区运输设备选型及能力验算1.运煤设备1）运输设备选型结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征，带区运输设备配套选型如下：刮板输送机型号为SGB-880/800，转载机型号为SZZ-800/315；破碎机型号为PCM160；运输巷可伸缩胶带输送机型号为DX钢芯带式输送机。2）运输能力验算设计综采长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为170 t/h，工作面刮板运输机生产能力为1500 t/h，转载机的生产能力为1800 t/h，破碎机通过能力为2000 t/h，斜巷皮带通过能力为2000 t/h，带区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。2.辅助设备近年来一些现代化矿井相继采用了单轨吊、齿轮机车、卡轨车等多种辅运方式，机械化程度有所提高，目前国外大量使用的卡轨车以绳牵引的占大多数，只适合固定段的运输，运输距离不能带长，一般不超过2 km，不能进入多条分支巷道，只适合坡度较大的斜巷运输。单轨吊需增加大量U 型钢拱形支架或梯形钢支架，钢材消耗量大；锚喷巷道吊挂，锚杆需承受不小于150 KN的拉拔力。本设计选用我国首创的连续牵引车，该系统配置有无极绳绞车、张紧装置、梭车、尾轮、压绳轮、托绳轮和人车等。其中，无极绳绞车有37 kW、55 kW和75 kW三种。梭车有带紧急制动闸和不带紧急闸两种形式。系统直接利用现有轨道系统。可实现不经转载的直达运输。在6以下坡道采用37 kW无极绳绞车；在10以下坡道采用55 kW无极绳绞车；在12以下坡道采用75 kW无极绳绞车。可实现液压支架整体运输要求，配备专用人车后在工作面巷道实现人员运输。本矿井的工作面巷道均沿煤层掘进，煤层倾角多在10以下，煤厚p，在掘进过程中可以保证巷道坡度不大。设计选用SQ-1200-75连续牵引车，具体参数见下表7-3：其优点如下：1）绞车操作机构简单，操作简单；主机体积小，便于工作面巷道安装。2）采用不同方式固定尾轮，能够适应采煤掘进生产期间的尾轮频繁移动。3）双地滚式托绳轮使分开的两钢丝绳大大减少了磨损与运行阻力。4）副绳压绳轮仅压副绳一道绳，解决了钢丝绳低洼出副绳上的问题。表7-3 连续牵引车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-SQ-1200-75兖矿集团常州科技所最大牵引质量t22最大运行坡度12牵引力KN60绳 速m/s1.0/1.7双速储绳长度m1000电动机型号-YB250M-4功率kW75转速r/min14807.3大巷运输设备选择7.3.1主运输大巷设备选择因采用一次采全高综采回采工作面，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，大巷带式输送机的运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。设计综采工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为210 t/h，斜巷胶带机直接搭接大巷胶带，两者运输能力均为1000 t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，采用CST可控启动装置。大巷带式输送机同巷道胶带输送机相同，这样有利于维修和管理。7.3