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专题论文提高综放工作面顶煤回采率的途径摘 要 ：综放工作面回采率低主要是由初采、末采、工艺损失以及人为因素等原因造成。针对这一问题进行了系统兮析，从不同方面做了详细论述。关键词：综放工作面、回采率、实践石嘴山煤矿为高瓦斯矿井，21工作面主采工作面，3层煤为主采煤层，煤层平均厚度6m，平均倾角13，采用走向长壁综合机械化放顶煤采煤法开采。通过实践发现，放顶煤工作面回采率的大小主要是受顶煤回收率的影响。综放工作面的顶煤损失由初采损失、末采损失和工艺损失以及人为因素组成，因此，提高顶煤回收率的措施均是围绕减少这几方面的损失进行的。1 提高顶煤回收率的措施1.1 减少煤炭初采损失 综放工作面顶煤的破碎是依靠矿山压力和支架的反复支撑作用来实现的。从初采到顶煤初次跨落是造成煤炭损失，为了减少这部分煤炭损失，21综放工作面采取减小顶煤和直接顶初次跨落步距。与以前工作面的生产相比，初采损失减少了21。首先在工作面调试运转正常、推进2436m后，通过工作面液压支架顶梁爆破天窗，用煤电钻爆破松动顶煤，强制放顶。第一循环在广1、3、5支架打眼；第二循环在2、4、6支架间打眼，这样依次交替进行，同时开始适量放顶煤直到顶板完全跨落。这样即防止了一次性大面积、大高度跨落造成采场冲击危害，又大大减少了煤炭的初采损夫。爆破参数及装药量见表1。 爆破参数 表1孔深/m倾角/装药量/kg排距/m封孔泥长度/m87560.61.2其次是放慢工作面推进速度，同时反复升降液压支架，利用支架的反复支撑，使顶煤煤体内应力状态发生周期性的变化，形成交变应力作用，促使顶煤和顶板及早破碎跨落。1.2 端头放煤综放工作面两端不能放煤，这不但造成大量煤炭资源损失，而且也给综放工作面防灭火带来困难针对这一问题，经过研究后在工作面下出口采用ZT108001728可放煤端头支架和ZG56001828可放煤过渡支架，上口布置2组ZF50001728放顶煤液压支架，实现了倾斜特厚煤层综放工作面端头放煤，经测算工作面回采率提高了2.74.1。1.3 减少放煤损失选择合理的放煤步距：放煤步距过大，顶板方向的砰石先于采空区后的煤炭涌出；放煤步距过小，则采空区方向的秆石先于部分顶煤到达放煤口，这样都将造成脊背损失，降低回采率。放顶煤应与采煤机割煤、移架平行作业。开采实践证明，两采一放的放煤步距有利于提高回采率，实现高效生产。选择合理的放煤工序：采用多轮放煤，均匀放顶，保证了煤岩的均匀下沉；严格按照间隔顺序放煤，工作面设两个放煤口，均匀由下向上顺序放煤，坚持多轮、顺序、问隔、均匀放煤，大块破碎、见矸关门的原则，大大减少了原煤的含砰率，提高了回采率。2 爆破松动顶煤2.1 深孔预裂爆破采用打深孔炮眼爆破松动顶煤、三角煤技术，有效地提高了顶煤及三角煤的回收率，缓解了由于丢弃三角煤造成采空区浮煤自燃发火问题。超前预爆破采用双侧布置方式，钻孔每组5个，眼间距1.0m。在回风顺槽内侧（煤壁侧）布置块度控制孔、顶煤切线孔和端头切线孔，在回风顺槽外侧（上沿帮）布置三角煤回收孔。爆破参数及装药量见表2。 深孔爆破参数及装药量 表2孔号钻孔深倾角孔于巷道夹角装药结构爆破方式1153045正向连续装药一次起爆2124035正向连续装药一次起爆310450正向连续装药一次起爆412405正向连续装药一次起爆5123045正向连续装药一次起爆实施深孔预裂爆破，大大提高了工作面顶煤、回风顺槽上部顶煤及三角煤的回收，煤炭回采率提高3 取得很好的经济效益。2.2 工作面爆破顶煤顶煤冒放性好坏是顶煤能否由工作回支架放煤口放出的基础，它直接关系到顶煤回收率的大小。由于煤三层厚度变化不大，节理裂隙不发育，顶煤冒放性比较差因此需要对顶煤进行弱化处理。鉴于煤三层煤体强度较高，煤质较硬分层厚度平均达到3m，为改善顶煤的冒放性，提高回采率，采取在工作面支架顶梁爆破天窗打眼爆破松动顶煤的方法，使顶煤进一步破碎。其工艺为；根据顶煤进入支架上方的完整性，通过支架顶梁爆破天窗用煤电钻打眼，第一循环在1、3、5支架，第2循环在2、4、6支架，钻孔向采空区方向呈75布置，孔深58m，每孔装药量3kg左右。实施了松动爆破之后，不但提高了顶煤的可放性和回采率，而且减小了顶板来压剧烈程度，使工作面在回采过程中周期来压时间短，压力小，有利于工作面的管理，也解决了采空区悬顶的问题，工作面来压趋于稳定，顶煤采出率提高了4.1%，经济效益明显。结语：（1）通过合理利用孔深预裂爆破和工作面顶煤松动爆破等途径，提高了顶煤和三角煤的采出率，实际达到了92.8。 （2）优化放顶煤工艺，选取了两采一放、间隔多轮顺序均匀放煤是适合煤矿高产高效要求的。对于提高煤炭的回采率有积极意义。 （3）采用可放顶煤端头支架、过渡支架，是提高工作面回采率的有效途径。 （4）人是生产力中最主要的因素。在大力开发新技术创新，提高生产力的同时，就必须合理的掌控人力这个资源，建立科学的奖惩制度，利用好经济杠杆，提高管理水平。前 言毕业设计是采矿工程专业本科学习的最后一个环节，也是最主要最关键的一个教学环节，在专业教育中占有非常重要的地位。毕业设计是有毕业实习和毕业设计所组成的，毕业实习加深对实习矿井的认识了解，同时还收集有关矿井的地质资料，为后来的毕业设计奠定基础，毕业设计是采矿工程专业对本专业所学知识的全面复习和巩固，加深理解所学的专业知识，并系统的熟悉矿山开采设计，建设，生产，及安全的各个环节和系统的掌握有关知识，为以后从事矿山设计，建设及安全技术工作，技术管理工作及经营管理工作做好准备，对矿山开采规划与设计基本知识能力进行系统的教育，对矿山开采，矿山安全筹划等知识和技术全面，系统的应用能力的初步训练，对综合分析和解决生产实际问题的能力的培养，对矿山规划与设计基础技能（绘图技能。文字表达与计算机处理技能）的全面的初步的训练，了解矿山开采中的有关技术政策和法规，熟悉并能正确应用，有关规定。这次实习所选的矿区是石嘴山二矿，石嘴山二矿地处宁夏和内蒙交界处，以黄河为界，石嘴山二矿始建于1958年，是一座老矿。矿区地势西高东低，略向黄河倾伏，由贺兰山麓向黄河成10的坡度，一般高程在11301100米之间，为冲积扇堆积平原。地面平坦有若干条干沟，成为山洪向外排泄的通道。矿区东部有黄河流过，二矿井田北部被黄河水流切割，煤层露头延伸于黄河河床下，黄河成为基岩含水层的补给源。虽然矿井建成比较早，但地面建筑不多，也无耕地。地面建筑多以低矮平房为主。井田范围内共有可采煤层九层，其中三层煤埋藏稳定，厚度变化不大，平均厚度6米，煤层倾角13，本次设计主要以三层煤为主，设计一个工作面。一 编制设计的依据 本设计主要依据石嘴山二矿设计说明书。同时依据了西安科技大学能源学院采矿工程毕业设计大纲、毕业设计指导丛书、以及采矿工程专业的课本，采煤学、矿山压力及岩层控制、矿井设计、煤矿通风与安全、井巷施工、采矿机械及设备等相关专业书。同时也参考了2005年修订的煤矿安全规程和煤炭工业设计规范相关政策法规，以及矿井设计指南、采矿设计手册、中国采煤方法图集、中国煤矿开拓系统图集、中国采煤法方法、中国煤矿开拓系统等相关工具书籍以及定额指标、设备目录、标准图册等。二 设计的指导思想严格遵守国家制定的各项有关煤炭工业安全、生产、设计、环保、建设程序等的法律、规章制度等，按照窑街煤电集团有限责任公司总体发展思路，充分解放思想，认真分析矿井井田的地形条件、地质条件、煤层条件、水文地质条件、开采技术条件和外部现状，充分利用当地的现有资源，体现矿井设计的集中化、机械化和技术经济的合理原则，结合实际情况，科学、合理地确定各个系统，因地制宜地积极采用先进的科学技术、先进的工艺、先进的设备和行之有效的操作方法，提高矿井的抗灾能力、经济效益、管理水平，在保证安全生产的前提下最大限度地降低矿井基建投资，把石嘴山二矿建设成系统简单、机械化程度高、安全保障能力强、高产高效的现代化矿井。 由于设计时间比较短，我的知识水平也有限，在设计中难免有一些错误和不足之处，在这里恳请老师和同学们批评指正，使我能改正这些错误，从而达到学习的目的，同时也向在设计中给予我帮助的老师和同学们表示感谢。摘 要摘 要 ：本文根据在石嘴山二矿收集的各种资料结合专业知识，对本矿的开拓提出二个方案进行比较，最后得出采用主立井、副立井的综合开拓方式比较合理，采用走向长壁综合机械化放顶煤采煤方法，辅助运输为罐笼，电池电机车牵引，实现从地面到井下的运输。主采煤层为三号煤层，平均倾角为13，煤层平均总厚为6m。井田范围内共划分为五个采区，首先开采的是二采区，采用双翼开采方式，工作面布置120米，全矿井设计年生产能力为90吨/年。 关键词 ：石嘴山二矿；综合机械化放顶煤采煤法；辅助运输；罐笼；蓄电池电机 。Summary Summary : This text combines the professional knowledge according to various data collect in the No 2 well of Shi Zui Shan for bring forward two project to compared. End get adoption the the primary shaft and secondary shaft to synthesize to development the way reasonable, adoption alignment long wall comprehensive mechanization puts a coal to adopt the coal method,the transport of assistant is the cage and accumulator car to traction,which can carry out traction from floor to well. The main coal is No3,the average of obliquit is 13,and the average of deep is 6m. In the coalfield has been carve up 5 working section, the first mine is the second working section.and adopt the way of double limb to mine.the working disposal is 120m, the throughput of all mine is 90k/a Keyword : No 2 well of Shi Zui Shan ; alignment long wall comprehensive mechanization puts a coal to adopt the coal method ;traction of assistant;cage; accumulator car1摘摘 要要摘摘 要要 ：本文根据在石嘴山二矿收集的各种资料结合专业知识，对本矿的开拓提出二个方案进行比较，最后得出采用主立井、副立井的综合开拓方式比较合理，采用走向长壁综合机械化放顶煤采煤方法，辅助运输为罐笼，电池电机车牵引，实现从地面到井下的运输。主采煤层为三号煤层，平均倾角为 13，煤层平均总厚为 6m。井田范围内共划分为五个采区，首先开采的是二采区，采用双翼开采方式，工作面布置 120 米，全矿井设计年生产能力为 90 吨/年。 关键词关键词 ：石嘴山二矿；综合机械化放顶煤采煤法；辅助运输；罐笼；蓄电池电机 。2SummarySummary SummarySummary : : This text combines the professional knowledge according to various data collect in the No 2 well of Shi Zui Shan for bring forward two project to compared. End get adoption the the primary shaft and secondary shaft to synthesize to development the way reasonable, adoption alignment long wall comprehensive mechanization puts a coal to adopt the coal method,the transport of assistant is the cage and accumulator car to traction,which can carry out traction from floor to well. The main coal is No3,the average of obliquit is 13,and the average of deep is 6m. In the coalfield has been carve up 5 working section, the first mine is the second working section.and adopt the way of double limb to mine.the working disposal is 120m, the throughput of all mine is 90k/a KeywordKeyword : No 2 well of Shi Zui Shan ; alignment long wall comprehensive mechanization puts a coal to adopt the coal method ;traction of assistant;cage; accumulator car3目目 录录第第 1 章章 矿井地质概况矿井地质概况.11.1 矿(井)田位置及交通.11.2 井田境界及储量.31.3 井田地层及地质构造.41.4 煤层赋存特征及开采技术条件.5第第 2 章章 矿井工作制度、生产能力及服务年限矿井工作制度、生产能力及服务年限.102.1 矿井工作制度.102.2 矿井生产能力及服务年限.10第第 3 章章 井田开拓井田开拓.113.1 井筒形式、数目及位置的确定.113.2 开采水平的划分及布置.163.3 井底车场.253.4 方案比较、确定开拓方案.28第第 4 章章 采煤方法采煤方法.304.1 采区地质概况.304.2 采区的划分.304.3 采区巷道布置.344.4 采煤方法.384.5 工作面设备确定.424.6 劳动组织.45第第 5 章章 矿井通风与安全矿井通风与安全.485.1 影响矿井通风的因素分析.485.2 拟定矿井通风系统.495.3 灾害防治及安全设备.58第第 6 章章 矿井提升、运输、排水、供电设备选型矿井提升、运输、排水、供电设备选型.646.1 矿井提升设备选型.646.2 主运输设备选型.666.3 通风设备.696.4 排水设备.706.5 供电设备选型.726.6 压缩空气设备.72第第 7 章章 环境保护环境保护.7247.1 环境现状及地面保护物概述.727.2 主要污染源及污染物.747.3 源开发对生态环境影响与评价.757.4 资源开采环境损害的控制与生态重建.767.5 矿区环境保护与生态重建投资估算.79第第 8 章章 建井工期建井工期.818.1 移交标准.818.2 井巷工程量.818.3 建井工期.82第第 9 章章 矿井技术经济矿井技术经济.849.1 劳动定员及劳动生产率.84致致 谢谢.88专题论文专题论文.89提高综放工作面顶煤回采率的途径.89主要参考文献主要参考文献.935第第 1 章章 矿井地质概况矿井地质概况1.1 矿(井)田位置及交通1.1.1 交通位置 石嘴山矿区位于宁夏回族自治区石嘴山市石嘴山区，西依贺兰山，东濒黄河，矿区南北长 11.5 公里，东西宽 3.5 公里，含煤面积 40.3 平方公里地理坐标为北纬 391416，东经 1064247。包兰铁路由矿区西缘通过，矿区专用线在石嘴山火车站北侧与包兰线接轨，通到矿区各矿。公路四通八达，交通可称方便。矿区到附近城市距离如下表：（单位/km） 石嘴山与各大城市之间距离 表 111石嘴山银 川兰 州包 头呼和浩特北 京距 离1025703255741241 （附交通位置图）1.1.2 地形地貌矿区地势西高东低，略向黄河倾伏，由贺兰山麓向黄河成 10的坡度，一般高程在 11301100 米之间，为冲积扇堆积平原。地面平坦有若干条干沟，成为山洪向外排泄的通道。矿区东部有黄河流过，二矿井田北部被黄河水流切割，煤层露头延伸于黄河河床下，黄河成为基岩含水层的补给源。1.1.3 气象及水文情况矿区属半干旱大陆性气候，雨量稀少，降雨主要集中于 7、8、9 月，历年最大降雨量为 335.1 毫米，最小降雨量为 130.2 毫米，最大年蒸发量 3937.3 毫米；近年平均气温 8.5，最高气温 40.5，最低气温-32，相对湿度一般 6072，主要风向春季6为北 去银川黄河井田边界井田边界波及线向斜轴一矿井田二矿井田朝阳村小电厂603去大武口南街南小区矿务局309109国道101去钢厂、电厂104去钢厂矿区铁路N101国道包兰线石嘴山火车站去火车站惠农县市二中北小区惠农区政府石钢公路图 1-1-1 交通位置图及西北风，夏秋季多为东南或南风，最大风力 10 级，土壤最大冻结深度 1.1 米，最大积雪厚度 17.5 毫米。黄河从矿区东部流过，河床宽度一般约 600 米，黄河大桥以北颈缩为 300 米，河水深度一般为 24 米，最深 8.6 米，最高洪水位 1091.32 米，最低水位 1084.34 米/秒，最大流量 6500 米3/秒，最小流量 110 米3/秒，正常流量 1800 米3/秒，流速 0.342.16 米/秒，含沙量高达 53.1160.10 千克/米3。另外，本区地震强烈，属级烈度区。1.1.4 矿区概况远在明清时矿区既有小窑土法开采，在浅部二、三、五、六等煤层中留下老窑采空7区和积水，矿区大规模开发始于 1957 年 10 月，至 1960 年先后建成四对斜井，即石嘴山一、二、三、四号斜井。64 年以后，一、四号井和合并为一矿，井型为 75 万吨/年。二、三号井合并改造为二矿，井型为 120 万吨/年；三矿 1983 年 12 月开工建设，91 年11 月投产，93 年 5 月因铁路运量不足，外运受阻而停产。石嘴山二矿位于矿区东北部，煤层储量丰富，开采条件好，经七十年代老矿挖潜改造，80 年矿井核定生产能力定为 150 万吨/年。1.2 井田境界及储量1.2.1 井田境界 石嘴山二矿于 1958 年开工建设，由于开发初期的条件限制和国家的急需，矿井田初设范围过小，走向长和倾斜宽仅 1.45 公里，面积 2.1 平方公里，使井型和储量极不适应，为此，1964 年经煤炭工业部 138 号文件批准，三矿停产关闭，所属剩余储量由二矿接收，二、三矿井田合并，至此，二矿井田范围扩大到目前状况：南部以-勘探线以北 300 米与一矿为界，北部以石嘴山向斜轴为界，浅部以九层煤露头和小电厂正断层为界，深部到+725 米等高线，井田走向长为 4.6 公里，倾斜宽 1.6 公里，平面积 5.2平方公里。三水平位于现井田深部，井田范围在现有基础上向深部和北部扩大，在北部，由现井田以向斜轴为界扩大至向斜轴以西的 F1、F2、F4 断层，主要是因为向斜轴以西到 F4断层段，尚有地质储量 841.5 万吨，由于地质因素和地理位置所决定，该段划归深部或其他井田开采都将是不可能的。所以只有将其划归三水平开采，从技术和经济上都是合理的。而井田深部边界则扩大到+600 米等高线，这是根据原中煤总公司中煤总生开字（92）第 100 号 “关于石嘴山一矿改扩建方案设计的审查意见”文件精神确定的。以+600 米为界与一矿现生产水平划齐，以便+600 米以下统一规划，整体开发。据此，三水平井田范围界定为：浅部以+725 米等高线与二水平为界，深部到+600 米等高线，南部仍以-勘探线南 300 米与一矿为界，北到 F1、F2、F4 正断层，走向长 4.4 公里，倾斜宽 0.7 公里，平面积约 3.0 平方公里。81.2.2 储量三水平井田范围内共有局部可采和可采煤层共九层，根据已报批的宁煤地质队于1989 年所提“石嘴山一、二煤矿扩大勘探地质报告”中的数据，并按照生产矿井储量管理规程中有关条款规定的计算方法，确认三水平井田范围内共有煤炭储量为：地质储量：5627.1 万吨 可采储量：4289.8 万吨1.3 井田地层及地质构造 石嘴山矿区属于桌子贺兰山煤田之一部分，位于鄂尔多斯地台西缘，含煤地层为石炭二迭纪，煤田成因类型属于过渡型构造，以皱褶为主。1.3.1 矿区地层矿区出露地层由老而新简述如下：1、石炭系中统羊虎沟组(C2yn)：为海陆交互相沉积，出露于黄河东岸之雀儿沟，矿区内仅在个别钻孔中见到，岩性为灰黑微绿的泥岩、粉砂岩，夹薄层石英质砂岩，35 层灰岩及薄煤，矿区内钻孔揭露最大厚度为 348.94。2、石炭系上统太原组(C3t)：为近海型含煤建造。岩相稳定，连续沉积于羊虎沟组之上。本组为主要含煤地层，其岩性为灰灰黑色的页岩，砂质页岩及中细粒砂岩，含34 层石灰岩；含煤 78 层，其中可采及局部可采 6 层(编号为九层煤四层煤)，不可采 2 层(编号为未 4、未 5)；地层平均总厚 132.4 米，煤层总厚 18.1 米.3、二迭系下统山西组(pls)：连续沉积于太原组之上，为陆相含煤建造，厚度平均28.8 米，亦为矿区内主要含煤地层，岩性为灰，灰白色长石石英砂岩，灰、灰黑色、黑色页岩，砂质页岩；含可采及局部可采煤层 3 层(编号为 13 层煤)，煤层总厚 12.85 米。4、二迭系下统下石盒子组(Plsh)：连续沉积于山西组之上，地层平均厚度 86.9 米，岩性以灰色砂质页岩、灰白色砂岩为主，夹灰黑色页岩及三层不可采薄煤层(即未 1、未92、未 3)。5、二迭系上统上石盒子组(P2sh)：连续沉积在下石盒子组之上，地层平均厚度112.8 米，岩性以黄绿、紫红色砂岩为主，夹深灰墨绿色砂质页岩及页岩。6、二迭系上统石千峰组(P2sg)：连续沉积在石盒子组之上，岩性上部为杂色页岩及砂质页岩夹薄层砂岩，中部和下部为紫色页岩、肉红色砂岩，底部有石英、长石含砾粗砂岩，地层平均总厚 327.6 米。7、第四系(Q)：不整和于各时代地层之上，岩性为未胶结的砂土，砂砾、砾石及亚粘土等组成，最大厚度 238 米，在二矿井田厚 017.3 米。 （附煤层柱状图）1.3.2 矿区地质构造1、皱褶：矿区为一较宽缓的向斜构造。轴向自东北向西北蜿蜒伸展，略呈“S”型，在东北端轴向为 N73E，后转为 N49E，至西南端又变为 N82E，向斜轴倾向西南，地层走向与向斜轴大致吻合，东南翼走向 N38E，倾角 1835西北翼走向 N40E，倾角 1045。2、断层：矿区有以下几条较大的断层：向斜轴逆断层(F1)：位于向斜西北翼，断距 50325 米，断层面倾向 NW，倾角4365。F2正断层：位于向斜西北翼之东北端，走向 N85E，断层面倾向南，倾角 70，断距 350 米。F4正断层：位于矿区之东北端，走向 N70E，倾向北西，倾角 60，断距95144 米。1.4 煤层赋存特征及开采技术条件二矿井田位于石嘴山向斜东南翼北段之浅部，为一单斜构造，地层走向N2848E，一般为 N38E，倾向 NW，煤层倾角 1235，平均 22，在向斜轴10处倾角较大，石嘴山向斜轴处于井田北部，轴向 N6672E,次级皱褶不发育，仅沿走向及倾向煤层有次一级缓坡起伏。11 地层时代界 系 统新生界第四系中生界三迭系石千峯统Pts 柱状1：300层号岩石名称厚 度（米）累计最小最大平均岩 性 描 述普氏系数1234567891110 表土冲、洪积层页 岩粗砂岩砂质页岩粗砂岩砂质页岩页 岩砂质页岩粗砂岩页 岩一层煤冲积层以松散粗砂为主，夹有多层砾石层。以灰、绿、紫杂色页岩为主，夹有暗绿色砂质页岩、砂岩。浅灰白色，底部有砂砾岩，分选性差，夹砂质页岩。灰绿色，夹有灰黑色页岩及煤线，并夹有砂岩、粘土岩夹层。灰白色，块状，夹砂质页岩，裂隙发育。浅灰色，夹砂岩、页岩及煤线。浅灰色，夹砂质页岩及细砂岩，顶部有煤线。浅灰色，夹有细砂岩及页岩。灰白色，块状，有交错层理，底部有0.30.5米的砾岩层，为K7标志层。浅灰色、灰色，含砂质，层理发育。褐煤层上石盒子统P1s3下石盒子统P1s2山西统P1S1二叠系古生界1213141516细砂岩页 岩二层煤页 岩二层煤1718192021页 岩砂 岩砂质页岩页 岩三层煤2223页 岩砂 岩灰色、浅灰色泥质胶结。灰色、含植物化石。顶分层局部向北变为炭质页岩。浅灰色，可变为砂质页岩、砂岩。为二层煤中底分层。灰黑色，中间夹有砂质页岩及煤线。浅灰、灰白色，向北变为白色粗砂岩。浅灰色，薄中厚层状。浅灰色，薄中厚层状，水平层理发育。黑色，上部煤质劣质，较软，上中部有炭质页岩，硬质铝土岩，夹矸34层。浅灰色，上部有一层0.10.3的粘土岩。浅灰色、灰色，中粒厚层，块状。641.741.71.444631.252.50017.352.50204.93202.43 202.43230.93 15.3333.9426.00305.2551.7186.3374.33320.254.6023.2915.00391.3563.8981.2271.10396.203.006.954.85402.700.9310.506.50420.209.1723.7317.50422.5508.002.36423.310.241.200.75424.51426.51427.21428.71432.21435.21439.71441.21442.21449.41450.41455.410.610.390.190.161.220.200002.380.100.472.083.761.264.145.146.0817.785.703.6111.974.3716.941.202.000.701.503.503.004.501.501.007.201.005.0024页 岩463.416.1211.348.00灰黑色，中厚层状，夹有细砂岩及菱铁矿结核层。2526未4层煤砂 岩464.01469.010.291.680.9210.170.605.00黑色，上部煤质劣。浅灰色，中粒。45石炭系太原统第四层c3t41-3-1 煤层柱状图121.4.1 煤层及煤质 煤层：井田内石炭系上统太原组煤层九层，编号自下而上为九、八、七、六、五、四层称为下组煤，二迭系下统山西组含可采煤层三层，编号为三、二、一层，称为上组煤，煤层平均总厚度 30.98 米，本次设计主要对上组煤中的三号煤层进行主体设计。 三号煤层最薄处 5.40 米，最厚处 10.18 米，平均厚度5.96 米，顶板以页岩，中、粗粒砂岩为主，底板以页岩和中砂岩为主（见图 141） ，煤层较稳定，全区可采，煤层结构属于复杂。三号煤层及其他各煤层特征见表 1-4-1。 煤质：为中等变质程度，以 1/3 焦煤为主，各煤层煤质特征，物理性质见煤层、煤质特征表 1-4-2。1.4.2 煤层瓦斯根据二矿开采 30 多年瓦斯统计资料，矿井瓦斯涌出量随井田的扩展和采深的增加而增大，86 年瓦斯鉴定升为高瓦斯矿井。87 年对三层煤进行突出危险性预测为具有突出危险性煤层，三水平开采深度比现在生产水平开采深度更大，预计三水平煤层瓦斯含量增加，三层煤突出危险性加剧，鉴于二矿至今尚未发生煤与瓦斯突出，矿井瓦斯等级仍为高瓦斯矿井，但由于邻近一矿三层煤已发生煤与瓦斯突出，二矿+725 水平实测三层煤最大瓦斯压力已达到 7.2MPa，煤三层混合瓦斯总含量可达 22.59m3/t，故三水平在开拓回采过程中，必须对三层煤按突出煤层管理。1.4.3 水文地质 二矿井田北部被地面水流黄河切割，煤层露头延伸于黄河河床下，黄河成为基岩含水层的补给源；另外，17 区北部二、三层煤老空与黄河水有一定的水力联系，因此本区水文地质条件属于中等类型。0.200.050.850.600.160.040.030.130.550.280.800.030.040.402.150.090.80 图141三号煤层柱状图- 13 - 煤质特征表煤质特征表 表 142 含煤地层项目煤 层厚度（m）最小最大平均层间距（m）最小最大平均顶板岩性底板岩性煤层稳定性及可采程度煤层结构普氏系数一0.290.99 0.712.044.84页 岩粗砂岩页 岩不稳定局部可采简单1.72.0二0.925.71 4.33.062.24-15.33页岩细砂岩页 岩中砂岩较稳定全区可采复杂1.42.0山西组Pls三5.40-10.18 8.117.9536.78-50.72页 岩中、粗粒砂岩页 岩中砂岩较稳定全区可采复杂0.81.2四0.681.03 0.8541.7336.14-49.67钙质页岩中砂岩（含水）不稳定大部可采简单1.22.8五1.692.35 2.0442.771.3712.25页 岩页 岩稳定全区可采简单1.43.0六7.54-11.92 10.874.196.208.42页 岩砂 岩中砂岩砂质页岩较稳定全区可采复杂1.32.2七1.162.12 1.587.213.038.36页 岩砂质页岩中、粗粒砂岩（含水）较稳定全区可采较简单1.32.4八00.98 0.666.640.481.71石灰岩石灰岩不稳定大部可采简单1.32.3太原组C3t九0.762.76 2.130.99石灰岩中砂岩（含水）较稳定全区可采较简单1.42.214 鉴于 17 区二、三层煤露头已砌筑挡水墙，充填老空的二期工程正在实施，黄河对矿井的影响将减弱。三水平位于井田深部，更加远离地表水体黄河，预计水文地质条件比现在生产水平简单。主要含水层：二矿井田第四系不发育，主要为基岩裂隙含水层，其富水性很不均匀，主要受裂隙发育程度的控制，岩性为中粗粒砂岩，现将主要含水层分述如下：上石盒子组底部砂岩含水层：层厚 49 米，岩性为灰白色粗砂岩，距一层煤约 100米，最大涌水量达 81m3/h，矿化度 13.7g/L。七层煤底板砂岩含水层：层厚 5.6 米，岩性厚层状灰白色粗砂岩，初见最大涌水量为 200 m3/h,矿化度 1.58.8g/L。此外，还有四层煤底板砂岩，五层煤老顶砂岩，九层煤底板砂岩，未 5 煤底板砂岩，未 7 煤底板砂岩等含水层，其初见涌水量最大值为 2053m3/h，以上各含水层揭露初始涌水较大，以后大多逐渐减少而趋于稳定，以至疏干，可见补给微弱。二矿各时期涌水量预测值详见附表 1-4-3 石嘴山矿务局二矿各时期涌水量统计预测表石嘴山矿务局二矿各时期涌水量统计预测表 表 143分水平涌水量 m3/h+970 以上+970+725+725+600全矿井最小最大54108105196169270正常值76164240至 93 年末涌水量（m3/h）其中生产水86472最小最大4182174325230371正常值58272330二水平结束前涌水量（m3/h）其中生产水08484最小最大26534690197330280450正常值3872280390三水平投产后涌水量（m3/h）其中生产水00848415第第 2 章章 矿井工作制度、生产能力及服务年限矿井工作制度、生产能力及服务年限2.1 矿井工作制度矿井年工作日为300天，采用“四六”制作业，三班作业，一班检修，每天净提升时间14小时。2.2 矿井生产能力及服务年限2.2.1 矿井生产能力 石嘴山二号井井田范围内共有可采煤层九层，为了便于设计，本次设计主要以三层煤为主，相应的储量、服务年限、生产能力都有所降低，其余煤层可视为不可采或者暂时不可采。生产能力计算如下 1. 采煤工作面单产计算210CCmSLNA式中 A0采煤工作面单产量，t/d； N采煤机日进刀数； L工作面长度，m； S采煤机截深，m； m采高，m； 煤的容重， t/m3； C1工作面综采回采率； C2工作面放顶回采率。A061200.65.961.53908016 2836.3 (t)2. 矿井生产能力 AA0300 （按 300 天计算）式中 A矿井生产能力，万 t/a。A2836.3300 85 (万t)本矿井回采工作面年计划生产能力为 85 万吨，加上巷道每年掘出的煤炭量，结合矿井储量，矿井生产能力暂定为 90 万吨。2.2.2 矿井服务年限KAZTK式中 T矿井服务年限，a； Zk矿床可采储量，万 t； K矿井备用系数，一般取 1.4。T4616.9（901.4） 36.6 （年）通过计算，可见矿井服务年限基本符合我国设计规范规定，故将矿井生产能力定为90 万吨是合理的。17第第 3 章章 井田开拓井田开拓3.1 井筒形式、数目及位置的确定3.1.1 井筒形式的确定根据石嘴山二号矿井的地质特征井筒形式可以选择斜井和立井开拓，工业场地标高上没有矿体赋存固不考虑平峒开拓。通过对井田地形的分析和研究，井田内可作为工业场地的区域只有两处，A 场地位于井田的西南方向井田边界附近；B 场地位于井田中部。若考虑斜井开拓选用 A 场地更为合适。如果将斜井井筒开在 B 场地位置的话，B 场地以南的煤层运输距离相应的增加，巷道掘进量也增加，而且大巷也将布置在井田边界附近，从巷道维护和井下运输考虑都是不太合理的，故斜井只能从 A 场地掘到井田中部。立井井筒则设在 A 场地或 B 区均可以，具体选用斜井还是立井，通过以下简单对比可知。 1843455004346000434650043470004347500434800043485004349000363945003639500036395500363960003639650036397000黄 河石嘴山向斜轴风化带F1F2F4F20700650600550750800850900625675725775825875925950一二矿井田边界线BA 图 311 工业广场可选区域 斜井与立井优、缺点对比斜井与立井优、缺点对比 表 311斜 井立 井优点优点井筒掘进技术和施工设备简单；1地面工业建筑、井筒装备、井底车厂及峒2室简单；一般无需大型提升设备；3初期投资少，建井期短。4立井井筒长度小，掘成后维护费用小；1绞车提升速度快、提升能力大；2沿井筒敷设管路、电缆所需的管线长度小；3通风风路短，通风阻力小，可满足大风量4要求。缺点井筒较长，围岩稳定性差时，维护费用较1高；采用绞车提升，提升速度较低、能力较小、2钢丝绳磨损严重，提升费用高；沿井筒敷设管路、电缆所需的管线长度都3施工较复杂，井筒掘进速度慢；1井筒延伸对生产有一定影响。219较立井大；井筒断面小，通风阻力大，通风风路长。4 立井与斜井建井需求对比立井与斜井建井需求对比 表 312项目名称特征单位单价（元）数量计算法费用（万元）立井d=5.0mS=19.6m2料石砌碹m41503424150*342=1419300141.93井巷工程斜井19.7S17.9 m2料石砌碹m315010103150*1010=3181500318.15箕斗个2立井提升机套1串车套2设备购置及其安装斜井绞车台1通过上表对比，斜井井巷工程费用明显高于立井井巷工程费用，井筒提升设备也是斜井高于立井。除此之外，如若采用斜井开拓，其中留设的井筒保安煤柱将造成大量煤炭损失，而立井则不需要特别留设保安煤柱，工业场地的保安煤柱就可以满足要求。综合考虑各方面因素，设计认为选用立井井筒较为合理。综合考虑各方面因素，设计认为选用立井井筒较为合理。3.1.2 井筒数目的确定1.主井数目确定主井数目确定矿井的主井形式已经确定，选用立井开拓。主立井负责全矿井的提升，矿井生产能力设计为 90 万吨，一个井筒即可完成矿井提升任务，所以，确定矿井主井井筒数目为一个。2.副井形式和数目的确定副井形式和数目的确定 综合考虑煤层埋藏特征和井田范围内地形，结合工业广场的位置，副井井筒形式也可以选择副立井和副斜井两种布置方式。本井田范围内地质构造简单，无流沙层、厚冲20积层等特殊地层，施工时无需进行特殊施工，井筒掘进难度较小。如采用斜井井筒，副井井口亦只能设在 A 场地，井筒掘进长度亦将达到 1000 米以上，由于大巷位置，副井井筒不能沿煤层布置，只能穿煤层布置，为了减少初期井巷工程量，设计认为副井井筒应尽量布置在煤系地层的中部为宜，因此，选用立井较合理。同时考虑到副井只起到辅助运输和进风井的用途，从井筒施工费用和施工时间方面考虑，采用立井也是较为合适，故副井井筒形式确定为立井故副井井筒形式确定为立井。副井只是作为辅助运输井和进风井，结合矿井生产能力，本井田只需一个副井即可满足生产要求。3风井井筒形式及位置的确定风井井筒形式及位置的确定本矿属于高瓦斯矿井，通过风网计算，主、副井将无法满足通风要求，故需另开风井。从采区划分和有利于通风的角度考虑，风井将设在一二矿井田边界处的风井场地内，采用对角式通风，由于不作运输井使用，风井采用立井形式，施工周期短，井筒掘进量也小。矿井建设初期，一个风井就可以满足通风要求，但当开采到下一采区时，上个风井用作本采区的通风井就会加大通风难度，故需重新掘进风井，所以风井的数目由初期的一个增加到后期的两个。一号风井担负一采区和三采区的回风任务。一号风井设计净直径 5 m，净断面积 19.63m2，井深 348 m，井筒内装备有玻璃钢梯子间。 （附风井断面图）21 25004000风井断面图1:50 图 322 风井井筒断面 一号风井位置一号风井位置 表 313项目名称主井井口X（m）4359.280Y（m）3639.420井口坐标Z（m）+10983.1.3 井筒位置的确定通过对井田地形分析研究，井田内可用作工业场地的只有两处（见图 311） ，即分别位于井田中央的 B 场地和位于井田西南部的 A 场地，这两处场地地形平坦，无村庄等其他大型建筑物，且无河流流经，下部地层稳定，无流沙层、厚冲积层等特殊地质构造，井筒建设时不需要进行特殊施工。井田内有铁路从中部穿过，方向沿煤层走向方向，直接穿过 A 场地和 B 场地，交通可谓方便。因此，A 场地和 B 场地均可以作为工业场地22和井筒位置的选择地点。通过以上分析，主、副井井口可设在 A 场地或 B 场地内，具体位置见下表。 A 场地井口位置场地井口位置 表 314主井井口副井井口X（m）4347.5504346.850Y（m）3639.3853637.585井口坐标Z（m）+1090+1090井筒方位角12830251283005 B 场地井口位置场地井口位置 表 315主井井口副井井口X（m）4338.2804328.500Y（m）3639.4353639.418井口坐标Z（m）11061106井筒方位角128302512830053.2 开采水平的划分及布置3.2.1 井田内划分及开采顺序由于井田内有一条向斜轴，使得煤层不能连续开采，故将向斜轴两翼煤层分开开采，南翼煤炭储量丰富，约占三号煤层煤炭储量的 89，从而首先开采向斜轴南翼煤层是合理的。井田南翼为一单斜构造，煤层倾角平均 13，煤层赋存条件较好，考虑到本次设计中只布置一条运输大巷位于三号煤层750 水平，因此，将井田内划分为两个阶段，公用一条大巷。两个阶段以750 水平为界，750 水平以下为一阶段，以上为二阶段，首采第一阶段。第一阶段斜长约 615 米，垂高 150 米，走向长度与井田一致，阶段内采用下山开采；第二阶段斜长约 872 米，垂高 200 米，走向亦与井田一致，阶段内采用上山开采如图所示。井口名称位置项目井口名称位置项目2310501000950900850800750700650600三号煤层第一阶段第二阶段 图 321 阶段划分示意图 在阶段内再进行水平划分，每个阶段划分两个采区，两采区边界位于井田中央，垂直于煤层走向，采区编号分别为一采区、二采区、三采区和四采区，向斜轴北翼划为五采区，详见图 322。采区回采顺序依次为一采区、三采区、四采区、二采区，最后回采五采区，这样安排有利于减少巷道维护量，也有利与采区接替时的巷道掘进。本次矿井设计的首采区为一采区，现在以一采区为例介绍。一采区斜长与阶段斜长相同，走向长度约为 2.2 km，采区内又进行了区段划分，总共划分四个区段，由深至浅依次为11 区段、12 区段、13 区段和 14 区段，区段斜长 140 米（除去 30 米井田边界煤柱，25米护巷煤柱） ，区段走向长度与采区走向长度相同，回采顺序分别是 11 区段、12 区段、13 区段和 14 区段。本矿井将采用双翼开采，采区巷道布置在采区中央，分别回采采区巷道两翼煤层。 2443455004346000434650043470004347500434800043485004349000363945003639500036395500363960003639650036397000黄 河石嘴山向斜轴风化带F1F2F4F2070065060055075080085090015000神华宁煤集团金能公司二号井开采设计采矿专业毕业设计姓 名学 号班 级指 导评 阅 比 例 图 号 日 期西安科技大学能源学院采矿工程系井田开拓方式平面图杨 肥40306076032班赵兵朝625675725775825875925950一二矿井田边界线一采区二采区三采区四采区五采区 图 322 采区划分示意图3.2.2 阶段运输大巷和回风大巷的布置 本次设计的轨道大巷、运输大巷、回风大巷布置在井田中央，可以服务一、二、三、四采区。三条大巷布置在750 水平，与井底车场保持一致，方向沿煤层倾向，大巷有34的坡度，以便积水自行流动，局部地方可设水池，用小水泵抽放排走的积水。考虑到建井投资，巷道采用砌碹支护。主运输选用胶带，铺设在巷道一侧，轨道大巷铺设 600mm 轨距 15kg/m 的钢轨，采用 XK2.56、48A 蓄电池电机车牵引一吨 U 型矿车进行辅助运输。根据设计方案的内容，一、二、三、四采区可以共用三条大巷，但五采区需要另开风井，满足通风要求。回风大巷坡度 34，以使足积水自行流出。主要井口断面如下表所示： 25 井巷断面特征及参数一览井巷断面特征及参数一览 表325断面积（m2）序号井巷名称支护方式断面形状净掘运输方式允许风速（）标准图号1主立井混凝土砌碹圆形19.628.3箕斗2.82副立井混凝土砌碹圆形28.338.5罐笼2.03风井混凝土砌碹圆形12.619.635.84胶带运输大巷锚喷半圆拱15.217.5胶带4.45轨道运输大巷锚喷半圆拱10.4511.99电机车4.96回风大巷锚喷半圆拱15.217.57.5对于辅助提升，主要考虑液压支架下方方式。因此，以考虑液压支架下方方式不同为基础提出以下三个立井提升方案，三方案见下表： 提升方案技术经济比较表提升方案技术经济比较表 表 326项目方案一方案二方案三提升容器一对 3t 双层双车非标准罐笼一宽一窄 1t 双层四车多绳罐笼1.5t 双层四车罐笼提升设备JKMD-3.5*4()E 型多绳绞车；电机功率1250KMJKMD-3.5*4()E 型多绳绞车；电机功率1250KMJKMD-3.25*4()E型多绳绞车；电机功率 1000KM井筒直径（m）7.27.07.0投资（万元）287468260260256682投资比较（万元）0272。08307。86优点1、液压支架可整体上下井，提高了工作效率1、井上下生产系统布置简单；2、液压支架整体上下井减少分拆、组装环节，提高了效率总投资略少26 综合比较以上三个方案，方案二具有井上下生产系统布置简单，人员占用相对较少；井上下工程量较少，投资较少等优点，故设计采用方案二（井筒装备一宽一窄 1t 双层四车多绳罐笼）作为副提升。主井、副井、风井断面图及工程量如下：缺点1、井筒断面较大，井巷投资较高2、井上下矿车运行线路布置困难；3、罐笼及操作矿车设备均为非标准，实施比较困难需要购置 1t 固定式矿车，设备投资较高1、液压支架分拆上下井，工序多，生产效率低；2、运输环节多，不安全因素增多；3、井巷工程和土建工程较多，建设工期长。推荐方案2716003501600130065013001950509主井断面图1:50?5000R3000 图 323 主井断面图 井筒特征表井筒特征表 表 327断面积/m2断面形状掘净支护形式主提升设备净周长/mm圆 形28.319.6砌 碹箕 斗1570028185012003720133017505202404300325副井断面图1:506000图 324 副井断面图 井筒特征表井筒特征表 表 328断面形状断面积/m2支护形式砌碹厚度/mm主提升设备净周长/mm29掘净圆 形38.528.3砌 碹 500罐 笼1884025004000风井断面图1:50图 325 风井断面图 井筒特征表井筒特征表 表 329断面形状断面积/m2支护形式砌碹厚度/mm辅助设施净周长/mm30掘净圆 形19.612.6砌 碹 500玻璃钢梯子间12560轨道大巷、胶带大巷布置在岩石中是岩石大巷，标高为725，大巷的坡度为3，轨道大巷布置在725水平坡度为3，是岩石大巷，回风大巷布置在725水平坡度为3。断面形式如图所示： 图 325 运输大巷31 图 326 轨道大巷巷道断面 图 327 回风大巷323.3 井底车场3.3.1 井底车场形式及硐室布置 1、设计任务 （1）石嘴山二矿采用刀把式井底车场； （2）标准车场图； （3）有中央水泵房、中央变电所、绞车硐室、控制硐室、调车硐室、井下急救室和等候硐室。 井底车场调车采用Bxk8-7机车调车,并辅以相应的重力自动滑行.车场内铺设双轨,空重车存车线长度均按1.5列车长度设计，长约35米，轨距600毫米，钢轨为630型。 2、变电所与主排水泵房，中央变电所与主排水泵房联合布置，使得中央变电所与中央水泵房的供电距离最短，且中央变电所与中央水泵房均布置在副井与井底车场连接处附近，其位置保证了矿井突然发生水灾时仍能继续供电，照常排水。3、水泵房经管子道与井筒相连，管子道与井筒连接处要高出水泵房底板标高7米以上，管子道的倾角为25-31泵房与副井运输巷道之间留有10米以上的岩柱。4、水仓：水仓以两条独立的互不渗露的巷道组成，一个为主水仓，一个为副水仓，间距取 10-25 米水仓入口处在井底车场最低段，水仓顶板标高不高于水仓入口水沟底版和低于泵房地面 1 米以上。本矿正常涌水量为 125 m3/h，最大涌水量为 198 m3/h，水仓容积按 8 小时最大涌水量计算，设计水仓容量为 1584 m3，水仓清理选用 Z817 型水仓清理机。（附井底车场图）33 55360801939528369663574905485806001500019006200R200045R200045R2000783444R2000783444R2000333444370001200R2000902322092501457263图 331 井底车场示意图3.3.2 井底车场巷道断面选择和工程量计算 井底硐室及车场工程量表井底硐室及车场工程量表 表 331断面积（m2）容积（m3）序号巷道硐室名称断面形状支护方式净掘长度（m）净掘备注1车场1半圆拱锚喷15.717.8113.721785.42024.22车场2半圆拱锚喷15.718.318.72293.9342.63车场3半圆拱锚喷9.111.265.27594.0731.04车场4半圆拱锚喷26.832.374.99921560.02422.5345车场5半圆拱锚喷9.110.7118.441077.81269.36车场6半圆拱锚喷15.717.8651020.511577车场7半圆拱锚喷10.812.64.750.7659.228车场8半圆拱锚喷15.717.847.217741.3840.459车场9半圆拱锚喷10.813.180.771872.31058.110井下调度室矩形砌喧20.024.754809911中央水泵房半圆拱锚喷11.75114.64335.5417.2519.812中央变电所半圆拱锚喷13.32316.31736479.6587.413管子道半圆拱锚喷5.3827.07330161.46212.1914水仓半圆拱锚喷5.7757.861381.842205.13001.715等候硐室通道半圆拱锚喷5.7757.86165375.38510.9616井下急救室半圆拱锚喷5.7757.86130173.25235.83合计12487.915305 3.4 方案比较、确定开拓方案3.4.1 提出方案 根据井田地质条件和可选工业场地情况，结合矿井自然条件和技术条件，针对矿井开采设计任务，拟定出以下在技术上可行的开拓方案。方案一：主立副立回风立井开拓方案方案一：主立副立回风立井开拓方案主、副井筒均位于 A 工业场地，主、副井采用立井井筒，主井井口坐标X4347.550m，Y3639.385m，Z1090m，副井井筒坐标X4346.850m，Y3637.585m，Z1090m。回风立井（一号回风井）位于井田北边界，靠近石嘴山向斜轴，井口坐标 X4359.280m，Y3639.420m，Z1098m。由于初期只布置一个回风井，故方案中只对一号回风井进行描述，下同。具体开拓方式见图311。35方案二：主斜副立回风立井开拓方案方案二：主斜副立回风立井开拓方案主井位于 B 工业场地，采用斜井井筒开拓，井口坐标X6991.661m，Y3849.935m，Z1106m；副井位于 A 工业场地，采用立井开拓，井口坐标 X8149.897m，Y4572.792m，Z1090m；回风立井（一号回风井）位于井田西边界，靠近一、二矿井田边界线，井口坐标X6488.236m，Y3780.125m，Z1104m。具体开拓方式见图 312。方案三：主斜副斜回风立井开拓方案方案三：主斜副斜回风立井开拓方案主、副井均位于 B 工业场地，主井采用斜井开拓，井口坐标X4338.280m，Y3639.435m，Z1106m；副井亦采用斜井开拓，井口坐标X4328.500m，Y3639.41m，Z1106m；回风立井（一号回风井）位于井田西边界，靠近一、二矿井田边界线，井口坐标 X6488.236m，Y3780.125m，Z1104m。具体开拓方式见图 313。方案四：主立副斜回风立井开拓方案方案四：主立副斜回风立井开拓方案主、副井均位于 B 工业场地，主井采用立井开拓方式，主井井口坐标X6991.661m，Y3849.935m，Z1106m；副井采用斜井开拓方式，副井井口坐标X6992.432m，Y3750.432m，Z1106m；回风立井（一号回风井）位于井田西边界，靠近一、二矿井田边界线，井口坐标 X6488.236m，Y3780.125m，Z1104m。具体开拓方式见图 314。3.4.2 方案比较在以上提出的四个方案中，只有方案二的主、副井筒位于两个工业场地，这对工业场地建设和矿井地面建筑合理规划都带来不利影响，而且井筒场地建设费用明显高于其他三个方案。所以，考虑到工业场地建设和场地集中化，排除方案二，以下只对其他三个方案进行技术、经济比较。另外，由于各方案中回风井的形式和位置都相同，参与比较没有意义，故方案比较中不参与比较。1技术比较通过综合分析三个方案，各方案都有其优点和缺点，具体分析见表 341。36方案方案一方案三方案四优点开拓适应性很强，可用于 1各种地质条件；整体井巷工程量较少； 2井筒短，维护费用低总体 3基建费用较低；有利于矿井延伸开采； 4工业广场位于井田中心附 5近，井下运营费用低；井上运输距离短，地面运 6营费最低。井筒施工简单，施工速度 1快；初期投资少，建井周期短； 2大型设备运输时，基本不 3必拆散，可整体运输；地面工业建筑、井筒装备、 4井底车厂及峒室简单；主井整体工程量少，井筒 1短维护费用低；副井施工简单，施工速度 2快，建井周期短；井下设备运输较简单，不 3像罐笼在运送大型设备时需要拆解；缺点施工较复杂，井筒掘进速 1度慢，掘进费用高；井筒延伸对生产有一定影 2响。井筒较长，维护费用高； 1井筒长度大，运输距离较 2立井长。37第第 4 章章 采煤方法采煤方法4.1 采区地质概况本次设计以725 水平为界划分了两个阶段，每个阶段又划分成了两个采区，还有一个位于井田的北部，以石嘴山向斜轴为界。目前境界为：南部以 IIII 勘探线以北300 米与一矿为界，浅部以九层煤路头和小电厂正断层为界，深部到600 米等高线。整个井田走向为 4.6 公里，倾斜宽 1.6 公里，平面积 5.2 平方公里。采区内共有九层煤，其中三层为可采煤层，三号煤层最薄处 5.40 米，最厚处 10.18米，平均厚度 5.96 米，顶板以页岩，中、粗粒砂岩为主，底板以页岩和中砂岩为主，煤层较稳定，全区可采，煤层结构属于复杂煤质，为中等变质程度，以 1/3 焦煤为主。其中有夹矸层，如图所示，煤层倾角为 1235，平均 22。4.2 采区的划分4.2.1 采区划分石嘴山二矿井田范围内有一条向斜轴，故不能进行连续开采，将向斜轴两翼煤层分开开采，南翼煤炭储量丰富，约占三号煤层煤炭储量的 89，从而首先开采向斜轴南翼煤层是合理的。井田南翼为一单斜构造，煤层倾角平均 13，煤层赋存条件较好。根据地质情况，以725 水平为界划分成两个阶段开采，每个阶段分为两个采区，开采顺序依次使一采区，三采区，四采区，二采区，最后开采向斜轴北部的五采区，一二三四采区可共用三条大巷，和风井，五采区需要另开风井。采区划分如图所示：38 43455004346000434650043470004347500434800043485004349000363945003639500036395500363960003639650036397000黄 河石嘴山向斜轴风化带F1F2F4F2070065060055075080085090015000神华宁煤集团金能公司二号井开采设计采矿专业毕业设计姓 名学 号班 级指 导评 阅 比 例 图 号 日 期西安科技大学能源学院采矿工程系井田开拓方式平面图杨 肥40306076032班赵兵朝625675725775825875925950一二矿井田边界线一采区二采区三采区四采区五采区421 采区划分示意图4.2.2 巷道布置方案比较方案一 ：胶带运输大巷，轨道大巷，回风大巷布置在井田中部，一二三四采区可共用三条大巷。沿煤层倾向每个采区划分若干个区段，每个区段内布置一个工作面。工作面上下顺槽垂直于大巷布置。不布置上下山，回采直接运输道大巷由立井提升。回采顺序为一采区、三采区、四采区、二采区、五采区，当开采完一二三四采区后，五采区要从新布置巷道，还要另开风井。 39 43455004346000434650043470004347500434800043485004349000363945003639500036395500363960003639650036397000黄 河石嘴山向斜轴风化带F1F2F4F2070065060055075080085090015000神华宁煤集团金能公司二号井开采设计采矿专业毕业设计姓 名学 号班 级指 导评 阅 比 例 图 号 日 期西安科技大学能源学院采矿工程系井田开拓方式平面图40306063032班625675725775825875925950一二矿井田边界线李晓宇马岳谭采 空 区12011工作面200m12工作面12掘进面主井副井胶带运输大巷回风大巷轨道大巷溜煤眼+600井底车场风门主要运输石门绞车房大巷绞车房风井图 421 方案一示意图方案二：大巷平行于走向布置，同样为双翼开采，不再划分阶段，大巷两侧划分四个采区，五采区范围不变，前四采区可公用大巷，五采区也可利用大巷，和风井。 43455004346000434650043470004347500434800043485004349000363945003639500036395500363960003639650036397000黄 河石嘴山向斜轴风化带F1F2F4F2070065060055075080085090015000神华宁煤集团金能公司二号井开采设计采矿专业毕业设计姓 名学 号班 级指 导评 阅 比 例 图 号 日 期西安科技大学能源学院采矿工程系井田开拓方式平面图40306063032班625675725775825875925950一二矿井田边界线李晓宇马岳谭采空区12021采区工作面200m31工作面一 采 区四 采 区三 采 区二 采 区五采区回风大巷胶带运输大巷轨道大巷回风井主井副井图 422 方案二示意图40下面就对两种方案比较方案一方案二优点：大巷维护费用低，利用率高，投产快，通风系统简单，运输费用少。优点：当采到五采区时可以利用原有的风井，搬家次数少，设备利用率高。缺点：五采区要从新掘风井，不能利用原有的风井。缺点：大巷维护费用低，投产比较慢，运输费用高。通过比较，综合考虑还是方案二比较合理。 4.2.3 采区划分根据石嘴山二矿的地质情况，在井田范围内以725 水平为界划分成了两个阶段，每个阶段又划分成了两个采区，采区走向长度与阶段走向长度一致。725 水平以上采用上山开采，600 水平到725 水平采用下山开采，运输大巷、回风大巷、轨道大巷均布置在井田的中央。开采顺序为三、一、二、四、五。大巷布置在井田的中央，因此应采用双翼开采，选用对角式通风方式。4.2.4 采区参数的确定 本次设计以一采区为主，一采区的斜长与第一阶段长度相同，走向长度约为 2.2 km采区生产能力确定： 1. 采煤工作面单产计算210CCmSLNA 式中 A0采煤工作面单产量， t/d； N采煤机日进刀数； L工作面长度，m； S采煤机截深，m； m采高，m； 煤的容重， t/m3； C1工作面综采回采率；41 C2工作面放顶回采率。 A061200.65.961.539080 2836.3 (t) 2. 矿井生产能力 AA0300 （按 300 天计算）式中 A矿井生产能力，万 t/a。A2836.3300 85 (万 t)4.3 采区巷道布置4.3.1 采区上下山的布置石嘴山二矿井田内的三层煤为中厚煤层，因此设计二条上山，一条运输上山，一条轨道上山，运输上山布置在井筒一侧。4.3.2 顺槽布置方式 工作面布置有上顺槽和下顺槽，上顺槽回风，下顺槽用与运输，上下顺槽之间设有联络巷，方便行人。上下顺槽、开切眼断面均梯形，支护方式也相同，均用工字梁支架支护，因此他们的掘进施工方式基本一样。回采巷道通过综合考虑通风、运输、设备、顶底板岩性，支护方式及技术等多方面因数来设计巷道断面断面形式如下图所示。42 260030002824200291020026038004210名 称工作面轨道平巷 比 例1：50600 图 432 工作面轨道平巷 巷道特征表巷道特征表 表 431断面积/m2设计掘进尺寸/mm支架规格掘净顶宽底宽高支护形式梁长腿长宽度净周长/mm12.629.31320038003500工字钢30003370110120504330002700292416405003875380041632003000200258860名 称工作面运输平巷 比 例1：50图 432 工作面运输平巷 巷道特征表巷道特征表 表 432断面积/m2设计掘进尺寸/mm支架规格掘净顶宽底宽高支护形式梁长腿长宽度净周长/mm12.389.75320038753500工字钢3000345011012600 44 （2） 掘进设备配备：采用 S100 型综掘机一台，技术参数见表 4-3： 综掘机技术参数表综掘机技术参数表 表 431 （3） 掘进机作业 图433 割煤轨迹 一般情况下掘进机司机把掘进机截割头摆放到工作面左下角的位置，利用掘进机自身的推进和截割头的伸缩及左右摆动开始进刀水平截割，左右各摆动一次为一个行程，两个半行程为一个循环进度。综掘机综掘机落煤方式及割煤轨迹如图4-3-3所示:4.3.4 掘进工作面通风掘进工作面通风为局部通风，通风设备采用 WZD-2*15 型局扇二台，其中一台备用。采用压入式通风方式，局部通风机及其附属装置布置在离掘进巷道口 10 米以外的进风侧将新鲜风流通过风筒传到掘进工作面，污风沿掘进巷道排出。通风方式见图 4-3-1。45 图 434 通风方式4.3.5 采煤工作面接续采区回采顺序是二采区、三采区、一采区、四采区、五采区，每个采区根据倾斜长度的不同划分成若干个区段，每个区段布置一个工作面，工作面回采顺序是沿倾向依次开采。4.4 采煤方法4.4.1 采煤方案比较石嘴山二矿井田范围内三层煤层厚度变化不大，比较稳定，煤层比较厚。可以对一采区进行走向长壁走向分层，综合机械化放顶煤采煤法和倾斜长壁走向分层三种采煤方法。下面对这三种方案进行比较： 方案比较方案比较 表441方案采煤方法优点适用条件方案一走向长壁采煤顶板易于跨落的缓斜、倾斜薄及中厚煤层（倾斜长壁采煤法的优点是通过和走向长壁采煤法的来的）投产快；巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、运输系统简单，占用设备少，运输费用低；由于倾斜长壁工作面的回采巷到既可以沿煤掘进，1. 倾角在12以下的煤层46方案二倾斜长壁采煤法又可以保持固定方向，故可使采煤工作面保持等长，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。另外，也便于布置对拉工作面，有利于谱采工作面的集中生产；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的通风构筑物也响应减少；对某些地质条件的实用性较强；技术经济效果比较显著。2. 当对采煤工作面设备采取有效的技术措施后，可以用于12-17的煤层。3. 对于倾斜和斜交断层多的区域，能大致划分成较为规则分带的情况下，可以采用倾斜长壁采煤发或伪斜长壁采煤发综放开采的主要优越性为：（1）高产高效：由于放顶煤开采已经实现了采放平行作业，一个工作面的生产相当于两个工作面的生产，单产和效率比分层开采均能提高。（2）巷道掘进率低：据统计比分层综采巷道掘进率要低5060，特厚煤层开采，巷道万吨掘进率降低更明显；巷道维护条件有所改善。可以明显地缓和矿井采掘关系。（3）单位进度采煤能力加大，工作面搬家次数少：一百万吨的搬家次数较分层开采可减少一半以上。（4）减少工作面个数：百万吨矿井直接实现一矿一面，可以大量节省全矿劳动力投入，大幅度提高矿井和全员工效。（5）占放顶煤工作面煤量一半以上的顶煤基本是利用地压破煤，依靠自重放煤的，所以综采放顶煤采煤法是一种动力消耗最小的综合机械化采煤法。（6）与一般的综采相比，综采放顶煤采煤成本明显降低。（7）综采放顶煤开采的过程中，由于其顶煤是利用地压破碎，依靠自重有控制的放煤，快煤量与机采割煤相比有所增加，对于有些煤种经济效益是比较明显的。（8）综采放顶煤开采对煤层变化较大的煤层开采可以提高煤炭的回收。（9）对不稳定煤层的开采，放顶煤开采工艺相对分层开采，还可加大煤炭的回收率。 47 放顶煤液压支架的比较放顶煤液压支架的比较 表442方案放顶煤液压支架特点方案一高位放顶煤液压支架1. 支架结构简单，采煤机割的煤和放落的顶煤由一部分输送机运出端头维护空间小，整个工作面设备布置与普通长壁工作面相同， 便于维护管理，减少事故发生点；2. 支架的长度较短，结构紧凑，稳定性和封闭性都较好；3. 放煤口尺寸大，有利于顶煤的放出由于顶梁短，放煤口位置距煤壁较近，因此对煤层冒放性的要求要高；4. 放煤槽在放煤状态时与底座呈35夹角，难以达到40；5. 支架在放煤时，正常人行通道基本上被切断，减少了工作面的安全出口；6. 由于高位放顶煤，煤尘很大，但支架通风断面较小，使的防灭尘的工作量大，要求高；7. 采放同一输送机， 不能平行作业，影响产量的提高。方案二中位放顶煤液压支架1. 支架稳定性和密封性好，抗偏载和抗扭能力大，不易损坏；2. 放煤口具煤壁远，有助于工作面前方顶煤的维护；3. 采放分别使用两部输送机，可以实现平行作业；4. 架与架之间的三角煤放不下来，同时放煤口易发生大快煤堵塞现象；5. 后输送机放在支架底座上，后部空间有限，大块煤通过困难，并且移架阻力较大；6. 掩护梁不能摆动，二次破煤的能力差。方案三低位放顶煤液压支架1. 由于具有连续的放煤口，放煤效果好，没有脊煤损失，回收率高；2. 与其他支架相比，从煤壁到放煤口的距离最长，经过顶梁的反复支撑和在掩护梁加上方，使顶板破碎较充分，对放煤极为有利；3. 后输送机沿地板布置，浮煤容易排出，移架轻、快，同时尾梁可以切断大块煤，使放煤口不易堵塞；4. 地位放顶使煤尘减小；5. 前四连杆低位放顶煤液压支架的抗扭及抗偏载能力差，支架的稳定性差；6. 尾梁摆动力和向上的摆角较小，破煤和松动顶煤的能力差。因此该矿选用走向长壁综合机械化低位因此该矿选用走向长壁综合机械化低位4 4放顶煤采煤法，全部跨落法管理顶板。放顶煤采煤法，全部跨落法管理顶板。4.4.2 采煤工艺设计1. 采煤工艺设计确定采用综采放顶煤的采煤工艺。2. 采煤工艺的设计48 （1）工艺流程：割煤伸出伸缩梁移架推前溜拉后溜放煤。采煤机割煤和拉后溜也可平行作业。（2）落煤：采用MG300W型双滚筒采煤机落煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。截深0.63，采高2.13.6m，采煤机牵引速度控制在2m/min. 割煤方式：双向割煤，往返一次进两刀。进刀方式：斜切式进刀。见图441 每班日进尺1.8米，每个循环进0.6米，日进尺5.4米。（3）装煤：后滚筒割底煤的同时将前滚筒割落的顶煤装入前溜，人工把将移架时的落煤等装入前溜。（4）运煤：采煤机割落的煤经前溜运至运输顺槽转载机，支架尾梁放落的顶煤经后溜运至运输顺槽转载机，再经运输顺槽皮带运至溜煤眼。（5）移溜：移溜采用液压支架的推（拉）溜千斤顶进行，推溜步距0.6m，推（拉）溜顺序由机头（机尾）一头依次顺序进行，弯曲长度不得小于15m。（6）移架：工作面采用ZFS5000/17/33B型低位放顶煤液压自移支架，操作方式为手动本架快速操作，实行追机、顺序移架及时维护采煤机割过后暴露出来的顶板，顶煤破碎及煤壁出现片帮情况时应超前移架，即采煤机未割之前提前移架，将支架前端紧贴煤壁或伸缩梁及时伸出维护片帮后的顶板空间。移架步距为0.6m，支架端面距为238，要求及时到位。工作面下出口使用ZT14400/20/31型一组（一主两付）端头支架支护，上出口靠回风顺槽上帮根据66支架与回风顺槽上帮间隙使用抬棚支护，间隙在1米以下时，在原锚网下边采用3根DZ-3.18型单体柱配以半圆木梁形成抬棚支护，棚梁规格为3m0.2m；间隙大于1m时，采用上述抬棚两付，形成交替迈步，步距1.2m，错距0.6 m，与工作面上出口移架同步进行。 （附进刀方式图） 49 图441 进刀方式示意图 工作面开采线前方两道20m内必须进行超前支护，其支护方式采用单双排单体柱配合2040CM柱帽戴帽点柱支护，单体柱型号为：DZ-3.18型，超前支护柱距0.8米。（7） 、放煤方式：采用多轮顺序放煤。放煤步距为0.6-1.2m，每次放煤量为顶煤的1/3-1/2,两次放完，特殊情况时可放三次，割煤高度为2.6-2.8m，平均煤厚为12m，故采放比为1：3.7。 （8） 、采空区处理：全部跨落法，最大控顶距 5.4 米，最小控顶距为 4.8 米，0.6-1.2米4.5 工作面设备确定 50 采煤工作面主要设备参数表采煤工作面主要设备参数表 表4-5-1序号名称型号技术参数单位数量1液压支架ZFS5000/17/33B初撑力 4364KN 工作阻力 5000KN支架高度 1700-3300mm支撑强度 0.68Mpa 中心距 1500mm对地板平均比压 2.1Mpa最大控顶距 5.4m 最小控顶距 4.8m泵站供液压力 31.5 Mpa 支架重量 17t架1322转载机SZZ-764/160台13破碎机PLM1000台14刮板输送机SGZ-630/220设计长度 150m 输送能力 450t/h刮板链速 1m/s电动机：型号 KBY110 功率 2110KW电压 660/1140 偶合器 YO500台15刮板输送机SGZ764/200设计长度 200m 输送能力 900t/h刮板链速 1.1m/s台16采煤机MG300W采高 2.1-3.6 适应煤质硬度 f=1-3煤层倾角 35 截深 630mm牵引力 440KN 牵引速度 0-6m/min电动机：型号 Yskbc-300/200 功率300KW台数 一台 电压 1140V台17皮带DTL100/50/2100输送能力 500t/h Y运输距离 1700 m带速 2.5 m/s 倾角 13台18端头支架ZT14400/20/31组19过渡支架ZFG4800/20/32架410移动变电站KBSGZY-1250/6/1140台15111馈电开关DW83-350、KBZ-400台112乳化液泵MRB200/3/5套213绞车JD-25钢丝绳 ：直径 15 mm 容绳量 400 m电动机：型号 JBJQ-25 功率 25 kW 转速 1465 r/min台1 综放面电器设备配备表综放面电器设备配备表 表452编号名称规格型号单位数量整流值（A）备注1真空开关QJZ-400台2采煤机一台备用2真空开关QJZ-4X350台1前溜机头3真空开关QJZ-4X350台1后溜机头4真空开关QJZ-4X350台1转载机5真空开关QJZ-400台1破碎机6真空开关QC83-225台2乳化液泵站7真空开关QC83-120台2皮带8真空开关QC83-80N台9绞车9移变真空馈电开关KBZ-400台2前后溜、转（破）机、采煤机 综放面用电设备负荷统计表综放面用电设备负荷统计表 表453序号设备名称型号及规格单位数量电动机容量（KVA）备注1采煤机MG300W台13001140V2前溜SGZ-630/220台11101140V3后溜SGZ764/400台12001140V4转载机SZZ-764/160台11601140V5破碎机PLM1000台1901140V6乳化液泵MRB200/3/5台2125660V7皮带DTL100/50/2100台12100660V8绞车JD-25台225660V52对支架支护强度的验算根据 P=（68）Srm*cos 式中: P支架承受的载荷，KN； r顶板岩石容重， 2.5t/m， S支架支护的顶板面积， 7.79m； m采高，煤层采高为3m；煤层倾角，=13; 则P=（68）7.792.53.2cos139.8 3397.64530.1KNP33974530.1KN 5000KN 所选支架初撑力 4364KN，工作阻力 5000KN 可以满足支护强度要求4.6 劳动组织4.6.1 工作面循环方式和作业方式石嘴山二矿设计生产能力90万吨，工作面设计为120米。作业方式采用“四六制”三班回采一班检修。每班六小时内作业人员由班长合理安排组织，要求保质保量安全地完成本班工作任务，并且要合理用工，充分利用工时率。4.6.2 劳动组织图表 53 劳动组织表劳动组织表 表 461 一班二班三班检修班合计煤机司机22228支架工333312三机司机333312电工11136泵站工11114移架移溜工333312端头维护工3339机电维修工11136泵站检修工11125机组检修工11125清煤工11114班长11114技术员11114合计2020202585班次工种544.6.3 循环作业图表 班次时间长度一 班二 班三 班四 班06121824020406080100120图例割 煤移输送机移 架放 煤检 修表 462 循环作业图表4.6.4 采煤工作面主要技术经济指标 表4-6-23 工作面主要技术经济指标序号项目单位数量或指标1煤层名称煤三层2采煤方法走向长壁综采放顶煤3工作面长度M1204工作面推进长度M19255煤层厚度或采高M2.56煤层倾角度137工作面循环进度M0.69采煤机截深M0.610每循环产量t656.611日进循环数刀612日产量T2836.313月产量T8508914年推进度M9725515年产量万吨9016可采储量万吨97.917可采期天21318在籍人数人10319工作面回采工效t/工22.220工作面耗费材料元/t21工作面直接成本元/t56第第 5 章章 矿井通风与安全矿井通风与安全5.1 影响矿井通风的因素分析5.1.1 矿井瓦斯 根据二矿开采 30 多年瓦斯统计资料，矿井瓦斯涌出量随井田的扩展和采深的增加而增大，86 年瓦斯鉴定升为高瓦斯矿井。87 年对三层煤进行突出危险性预测为具有突出危险性煤层，三水平开采深度比现在生产水平开采深度更大，预计三水平煤层瓦斯含量增加，三层煤突出危险性。5.1.2 煤尘 煤三层煤尘具有爆炸危险性，煤尘爆炸指数为 34.045.1.3 煤的自燃性 煤三层属不自燃不易自燃的煤，实验室数学模型最短发火期117天。5.2 拟定矿井通风系统5.2.1 通风方式及通风系统通过比较石嘴山二矿的通风方式确定为中央边界抽出式,主立井和副立井为进风井,风井为回风井。根据井下巷道布置,第一采区的通风系统为:主立井、副立井运输大巷、轨道大巷工作面运输顺槽工作面工作面轨道顺槽回风大巷回风井地面。575.2.2 矿井瓦斯涌出预测及矿井瓦斯等级确定石嘴山二号矿井虽然不是瓦斯突出矿井，但煤三层是石嘴山二矿井田含煤段的主要储气层，其单位体积含气量是煤一层的3.1倍，是顶板岩石的7倍。据测定计算，煤三层混合瓦斯总含量可达22.59m3/t，瓦斯压力最大达7.2MPa5.2.3 矿井风量、负压及等积孔计算本矿井为高瓦斯矿井，根据其生产集中、机械化水平较高，井下用风地点较少的特点，分别按井下人员及井下采掘、掘进、硐室及其它工作地点实际需风量总和计算矿井总风量。按照煤矿安全规程的要求，矿井初期的风量按下式计算：(一)按井下同时工作的最多人数计算Q=4NK式中: Q-矿井总供风量, m3/min; N-井下同时工作的最多人数,人; 4-每人每分钟的供风标准, m3/min; K-矿井通风系数,1.151.25.Q=4NK=41001.2=480 m3/min(二)按采煤、掘进、硐室等处的实际需风量计算Q =(Q+Q+Q+Q)K 采掘硐其它式中:Q矿井总供风量, m3/min;Q回采工作面实际需风量总和，m3/min；采Q掘进工作面实际需风量总和，m3/min；掘Q需要独立通风的硐室实际需风量总和，m3/min；硐58Q除采掘硐室外其他需风量总和，按以上三项风量之和的5%考虑，其它m3/min；K 矿井通风系数，取1.3。 1.采煤工作面需风量计算(取最大值,然后用风速验算)（1)按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算Q = 100qkc 采采式中: Q-采煤工作面需要的风量, m3/min；采 q-采煤工作面绝对瓦斯涌出量, m3/min；采 kc-工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,即该工作面瓦斯绝对的最大值与平均值之比,机采1.21.6,炮采1.42.0。按qCH4=4.8m3/min, qCO2=9.6m3/min进行工作面风量计算。Q=1009.61.8=1728 m3/min采由于石嘴山二矿井煤三层原始瓦斯含量为22.59M3/t，预计本面瓦斯含量为6.9M3/t，加上油气层涌入工作面的量无法预。在回采放顶煤过程中，瓦斯涌出量大是必然的。为确保安全起见，工作面投产初期，可适当加大供风量，按2000M3/min进行供风。在生产后根据工作面实际瓦斯油气绝对涌出量再进一步修订工作面供风量。（2) 按工作面的温度计算Q=60VcScKi采式中：Vc-工作面适宜风速，m/s; Sc-回采工作面平均有效断面，按最大最小控顶有效断面的平均值计算。 Ki-工作面长度系数。工作面长Ki1201501.11501801.2591801.301.40 采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温(c)采煤工作面风速(m/s)150.30.515180.50.1818200.81.020231.01.523261.51.8Q=601.0111.1=726 m3/min 采(3) 按工作人员数量计算 Q=4Nc采 式中:4-每人每分钟应供给的最低风量, m3/min;Nc-采煤工作面同时工作的最多人数. Q=423=92m3/min采(4) 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0.25 m/s,最高风速为4 m/s的要求进行验算,即回采工作面风量应满足:15ScQ240Sc采Sc-回采工作面的平均有效断面 1510Q24010采经以上计算和验算，取1728 m3/min风量做为第一采区采煤工作面的供风量.2 掘进工作面风量计算(1) 按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算60Q=100qKd掘掘式中: Q-掘进工作面实际需要风量, m3/min;掘 q-掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量, m3/min;掘 Kd-掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。掘进工作面取Kd=1.52.0,炮掘工作面取Kd=1.82.0Q=1006.91.8=1242 m3/min掘(2) 按炸药的使用量 计算Q =A=掘ctAj*式中: Q-掘进工作面实际需要风量, m3/min;掘 Aj-掘进面一次爆破所用的最大炸药量,Kg; b-每公斤炸药爆破后生成的当量co的量，取b=0.1 m3/ Kg，化简为Q=25Aj掘 Q=25Aj=257.2=180 m3/min掘（3）按局部通风机吸风量计算Q=QfIKf掘式中： Qf-局部通风机额定风量，m3/min； I-掘进面同时运转的局部通风机的台数，台； Kf-为防止局部通风机吸吸循环风量备用系数，一般1.21.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。Q=13000.3=390 m3/min掘(4) 按工作人员数量计算Q=4Nj=450=20 m3/min掘61(5) 按风速进行验算 按煤矿安全规程规定岩巷掘进工作面的风量应满足: 9SjQ240Sj掘煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足： 15SjQ240Sj掘式中： Sj-掘进工作面巷道过风断面 1511Q24011掘经以上计算和验算，取1242m3/min风量做为掘进工作面的供风量.3 硐室需风量计算（1）井下爆破材料库 按库内空气每小时按4次计算 Q=100m3/min硐604v式中： Q-爆破材料库硐室供风量，100m3/min；硐 4-爆破材料库总容积的倍数； v-爆破材料库总容积，m3 60-没小时分钟数。（2）充电硐室按其回风流中氢气浓度小于0.5计算 Q=200qd=150 m3/min硐式中：Qd-充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min通常充电硐室的供风量不的小于100 m3/min。 采区变电所两个每个配风90 m3/min，胶带输送机石门机尾硐室120 m3/min。4 井下其他巷道需风量计算62井下其他巷道需风量按采煤、掘进、硐室等处的实际需风量之和的5计算。Q =(Q+Q+Q+Q)K采掘硐其它 =（1728+21242+100+150+290+120+238.1）1.3 =6500.13 m3/min（二）矿井通风负压及等积孔 通风容易时期负压计算表（数据）通风容易时期负压计算表（数据） 表521巷道序号巷道名称支护方式值kgs/m+4巷道周长（m）巷道长度(m)巷道断面(m2有效断面系数巷道类型固定风量(m3/s)1主立井混凝土砌碹15015.70045028.30.89圆形38.002副立井混凝土砌碹15018.84045038.50.91圆形70.343风井混凝土砌碹15012.56045019.630.95圆形108.344运输大巷锚喷10014.822415015.20.91半圆拱60.85轨道大巷锚喷6012.230415010.450.93半圆拱47.546回风大巷锚喷10014.822415015.20.91半园拱103.57运输顺槽工字梁156.812.022009.60.96矩形358轨道顺槽工字梁156.812.022009.60.96矩形359工作面液压支架33016.415016矩形40 通风容易时期负压计算表（结果）通风容易时期负压计算表（结果） 表522巷道序巷道名称支护方式巷道风阻(ku)巷道风量(m3/s)巷道负压(pa)巷道风速(m/s)调整后风阻 值(ku)备注63号1主立井混凝土砌碹2.3575.525.32.32.502副立井混凝土砌碹2.1170.3420.682.02.113风井混凝土砌碹25.8108.34252.845.825.84运输大巷锚喷1.9160.818.724.41.915轨道大巷锚喷3.0247.5429.604.93.026回风大巷锚喷1.91103.518.725.535.27运输顺槽工字梁拱46.7035457.663.846.708轨道顺槽工字梁47.5235465.703.847.529工作面液压支架3.244031.752.53.24容易时期巷道负压= hf1.19.8=349.141.19.8=3763.73 pa Rm=0.2934.10834.1088 . 914.349 等积孔 =1.19Rm2.20m,矿井通风容易。 通风困难时期负压计算表（数据）通风困难时期负压计算表（数据） 表523巷道序巷道名称支护方式值kgs/m+4巷道周长（m）巷道长度(m)巷道断面(m2有效断面系数巷道类型固定风量(m3/s)64号1主立井混凝土砌碹15014.8222164.615.20.89圆形38.002副立井混凝土砌碹15021.98721.7538.4650.91圆形70.343风井混凝土砌碹15015.769219.630.95圆形108.344运输大巷锚喷10014.82275015.20.91半圆拱60.85轨道大巷锚喷6012.235010.450.93半圆拱47.546运输上山锚喷10014.822140015.20.97半圆拱58.87轨道上山锚喷6012.05140010.12680.88半圆拱42.548运输顺槽工字梁156.812 6509.00.93矩形32.679轨道顺槽工字梁156.8126509.00.93矩形32.6710工作面液压支架33016150150.94矩形35.3411回风大巷锚喷10014.82215015.20.95半圆拱101.34 通风困难时期负压计算表（结果）通风困难时期负压计算表（结果） 表524巷道序号巷道名称支护方式巷道风阻(ku)巷道风量(m3/s)巷道负压(pa)巷道风速(m/s)调整后风阻 值(ku)备注1主立井混凝土砌碹20.1938197.862.820.192副立井混凝土砌碹2.1170.3420.682.02.11 3风井混凝土砌碹4.55108.3444.595.84.554运输大巷锚喷11.9460.8117.014.411.94 5轨道大巷锚喷5.1847.5450.764.95.18 6运输上山锚喷20.8558.8204.334.020.85 7轨道上山锚喷18.0042.54176.44.818.00 8运输顺槽工字梁18.2732.67 179.053.918.27 9轨道顺槽工字梁18.2732.67179.053.918.27 10工作面液压支架3.0035.3429.402.53.00 6511回风巷锚喷6.90103.3467.627.16.90 困难时期巷道负压= hf1.19.8=265.521.19.8=2862.31pa Rm=0.2234.10834.1088 . 952.265 等积1.19Rm =2.53 m矿井通风容易。5.2.4 安全措施防止漏风及降低风阻措施1、通风设施建立通风系统，除了要有井巷和通风动力设备外，还需在井上、下适宜的地点安设必要的通风构筑物，以引导、隔断和控制风流，保证风流按拟定的路线流动，在沿风流流动的路线上设置有风门、密闭、调节风门等。为防止瓦斯、煤尘爆炸损坏扇风机，在井口设置防爆门。矿井扇风机设有反风装置，在井下发生灾害时进行全矿井反风。2、防止漏风措施风门、密闭、调节风门等通风构筑物应设在围岩坚固、地压稳定的地段，并加强通风构筑物的管理、检查与维修；3、降低风阻措施（1）砌碹巷道应尽可能光滑、锚喷巷道，要采用光爆技术、U型钢支护的巷道，要刹邦背顶，架设整齐，力求使巷道光滑平整，以降低风阻。（2）在容易产生局部阻力地点，应尽量减少局部阻力系数。巷道连接边缘应做成斜线或圆弧形，巷道转弯处应尽可能避免直角转弯或小于90转弯，并将转弯处内、外侧按斜线或圆弧型施工，必要时应设置导风板。（3）在日常通风管理中，应避免在主要巷道停放矿车、堆杂物，巷道应随时修复，66保证完整及足够的有效通风断面，以利风流畅通。5.3 灾害防治及安全设备5.3.1 预防瓦斯灾害的措施1、区域性防突措施石嘴山矿煤层厚度变化不大，煤层平均厚6米，如果对煤层放顶煤开采时，先采上层的保护层，使上层的瓦斯进入下层的采空区，降低下层的瓦斯容量，当这还不能达到要求时需要多临近层进行瓦斯预抽放，达到降低瓦斯的要求。2、局部性防突措施在采煤工作面前方3050米处用高压水枪对煤壁内注水，形成裂隙，煤壁中的瓦斯通过裂隙进入顺槽，使煤壁内瓦斯的压力减小，从而达到防止工作面瓦斯突出的问题。在掘进工作面前方应力集中区，打几个钻孔装药爆破，使煤体松动，集中应力区向煤体深部移动，同时加快瓦斯的排出，从而在工作面前方造成较长的卸压带，以预防突出的发生，钻孔直径60毫米，深度15米。 预防瓦斯爆炸的措施：（1）工作面的瓦斯及油气管理应实行全方位、全过程的检查，即安全监测系统24小时连续检测，专职瓦检员随时检查机组割煤和放煤过程中工作面上、下出口及回风顺槽瓦斯情况，采煤队跟班队长、班组长、采煤机司机利用便携式瓦检仪检查作业过程中的瓦斯变化情况。通灭队井下检查干部，采煤队兼职安检员监督检查瓦斯管理措施的落实状况，通灭部及时编制工作面的通风瓦斯管理措施，生产技术部、安全管理部监督检查落实。（2）通灭队下井检查干部或班组长，每天中、夜班必须对采煤工作面的安全防护、通风设施进行检查，确保设施到位，防护可靠。（3）工作面要保证正常通风，保证有足够的风量，对工作面有害气体必须每班4次检查，每两小时汇报调度一次，设置的瓦斯报警器和瓦斯传感器要正常工作，同时每班跟班队长、班长、放炮员、兼职安检员要携带瓦斯报警器正确使用好甲烷测定报警器。（4）工作面风流中，一旦瓦斯超限及其它的有害气体超限，工作人员必须迎着新67鲜风流撤到安全地点。并汇报调度中心及有关部门进行处理。（5）工作面上隅角瓦斯超限时用风筒布设导风帘引风，吹散瓦斯，导风帘长度10-15米，一头挂在上隅角，一头挂在煤壁侧。（6）工作面强制放顶期间，专职瓦检员必须对老塘侧的瓦斯涌出情况进行检查，机组割煤时，对采煤机20米范围内风流中的瓦斯进行检查，瓦斯浓度达到或超过1%时，不准放炮和开机作业。（7）测风员每三天对采煤工作面的风量进行测定，确保采煤工作面的风量稳定可靠。（8）加强工作面上隅角的瓦斯及油气积聚管理，上端过渡架处切顶线必须和基本架的切顶线相齐，不能滞后，防止气体局部积聚和超限，采煤队必须有一名班长和架子工每班配合通灭队瓦检员挂好风障瓦斯抽放管，引流器。（9）制定高位瓦斯排放巷通风、瓦斯、防尘、防火等管理措施，严格执行规程第137条的规定。（10）在进风顺槽中设喷雾装置降低进入工作面风流的湿度，在工作面加大喷雾。根据瓦斯涌出的特点，矿井在生产期间应采取以下针对性的防治措施：（1）严格掌握风量分配，加强通风管理，保证井下各用风地点有足够的新鲜风流。生产中严格制定管理制度，设专职瓦斯检查员，对工作地点经常进行各种有害气体和风量测定，采空区、风门、风筒要有防止漏风的措施。（2）建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统，可靠地预防和控制瓦斯事故的发生。（3）在采掘工作面、采区回风巷及与其相互连接的上、下顺槽中设置瓦斯超限警报仪，监测风流中的瓦斯含量，并将信息及时传送到地面控制室。在工作地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯含量超限时及时自动切断电源。（4）必须使用安全炸药，采用水炮泥，在放炮前仔细检测瓦斯浓度，严禁违章作业。（5）在回采工作面上隅角附近设置一道木板隔墙或帆布风障，迫使一部分风流清洗上隅角，防止瓦斯集聚。（6）加强机电设备的检查和维修，保持良好的防爆性能，严防电器失爆。68（7）备用工作面，必须供风，临时停工的地点，不得停风。（8）加强管理，杜绝燃爆瓦斯的火源；杜绝不合理串联通风，防止瓦斯事故的发生。3、防止瓦斯积聚（1）在回采过程中若发现煤壁、顶底板及采空区内或两道底板冒气，发现雾气，并有“嘶嘶”声响，气温突然下降，人觉头痛，呼吸困难，要迅速将人员撤到进风巷道，并切断工作面电源及时向调度中心等主管部门汇报。（2）工作面所有通风设施、监控设施及所敷设的缆线必须完好，风量符合设计要求，风流稳定可靠，发现有异常情况应及时向调度中心等主管部门汇报，并采取措施处理。（3）跟班队长、班组长、机组工、电钳工必须携带便携式瓦斯报警仪并且班组长的瓦斯报警仪必须悬挂在工作面上隅角，机组工瓦斯报警仪悬挂在机身上进行瓦斯检测。（4）凡入井人员必须携带自救器，并且自救器随身携带，出现异常情况及时带好自救器及时撤到安全地点。（5）在回采过程中，工作面气体若异常时，所有工作人员都要听从瓦检员或兼职安检员的统一指挥及时沿避灾路线撤到安全地点。（6）工作面采空区悬顶或局部垮落不充分，面积大于10时必须采取强制放顶措施，强制放顶时回风系统所有人员必须全部撤到进风系统，在回风系统设立警戒牌，拉上警戒绳，以防人员进入，以防采空区顶板突然垮落扇出大量有害气体，伤害人员。4、防止瓦斯引燃（1）所有电气设备均应符合煤矿安全规程中的规定，否则应及时处理或更换，严禁使用不完好的设备。（2）电气设备及工作面配电站符合“三无两齐”的有关规定，处理电气设备着火，应首先切断电源，在切断电源前灭火人员只准使用不导电的灭火器材从进风方向处理，严禁逆风流方向灭火。（3）电气设备在检修搬迁时必须遵守煤矿安全规程中第445条规定。695.3.2 火灾煤层自燃发火的防灭火措施自燃发火一般是指在采空区的松散的煤的自燃，建密闭墙在采空区内灌浆阻止采空区内煤的自燃而引起煤矿的瓦斯爆炸。本工作面为第二分层工作面，周围煤层无自燃发火现象，无火区。头分层回采时采空区和煤体进行了注水，采前灌浆4450M3（水3350M3,土1127M3） 。为预防采空区发火及本分层回采期间创造良好条件，工作面回采时应由通灭部编制工作面随采随灌安全技术措施。5.3.3 预防煤层爆炸灾害的措施1、预防煤尘爆炸的技术措施（1）各采煤工作面设计有煤层注水防尘措施；（2）掘进工作面应采用湿式打眼，并在装岩地点进行洒水除尘，各掘进工作面均配有除尘器予以除尘；（3）在回采工作面、运输机头尾、胶带输送机巷、溜煤眼，段、采区煤仓及装车站等易产生煤尘的地点，均设置有喷雾洒水装置，并对井下巷道定期进行清扫，冲洗和刷浆，减小落尘量。2、矿山综合防尘（1）喷雾洒水：在采掘工作面、装载点、卸载点、提升运输、煤仓等井下作业地点，均设置喷雾器喷雾洒水。该方法简单方便、经济、有效，降尘率为3060。（2）风流净化：在各含尘量较大的进风巷中设置水幕，降低粉尘浓度，避免进风流污染。 （3）冲洗巷道、清扫和刷白巷道：定期冲洗总回风巷和主要回风巷；掘进工作面放炮后恢复工作前应冲洗掘进工作面附近；井底车场、运输大巷等应定期刷浆。（4）采用合理风速：井下风速必须严格控制。增大风量或改变通风系统时，必须相应的调节风速，防止煤尘飞扬。溜煤眼不得兼作风眼使用。（5）个体防护措施：采掘工作面的工人按煤矿安全规程规定配戴防尘口罩、70防尘帽等。 （6）回采、掘进工作面防尘措施 1）合理选用采煤机本矿井采煤机采用高压水喷雾，喷雾压力为68MPa，耗水320L/min，喷头喷口直径较小，使其具有雾粒细、射程远、涡旋强度大、荷电性能强等优点，可大大提高降尘效果。 2）采用湿式钻眼和水炮泥井下钻爆掘进工作面使用的凿岩机及煤电钻均应采用湿式钻眼，其降尘率为6090。使用水炮泥的降尘率可达到8090，同时还可降低炮烟量及空气中的有害气体。 3）煤层注水煤层注水是减少采煤工作面粉尘产生最根本、最有效的措施。煤层注水实施较好的工作面可以使总粉尘浓度减少7585，呼吸性粉尘浓度减少65以上。煤层注水是通过钻孔并借助于水的压力，将水注入煤层中，使煤层得到预先湿润，增加煤体的水分，从而减少采煤时的粉尘产生量。 4）湿式除尘机本矿井掘进设计配置了综掘、煤及半煤岩巷普掘和岩巷普掘。综掘工作面配备了SCF-7型湿式除尘风机，最大除尘能力为85kg/h，煤及半煤岩巷普掘工作面配备了SCF-6型湿式除尘风机，最大除尘能力为35kg/h，岩石机械化作业线和岩巷普掘工作面配备了SCF-5型湿式除尘风机，最大除尘能力为18kg/h，配置湿式除尘机后，可极大地降低煤（岩）粉尘量，比如，综掘工作面风流净化降尘率可达8090。 5）采空区喷雾防尘必要时拟采用向回采工作面采空区喷汽雾的方式，这一方法同时起到了降低采空区煤尘进入工作面和回风巷的作用，其降尘效果是明显的。本矿井不考虑采用采空区灌水防尘措施。715.3.4 预防水灾措施该工作面水文地质条件简单，附近无积水，只有头分层开采时采取了煤体注水和采完后灌浆水，预计该工作面涌水量在100150m3/d,应在回采过程中注意观察和探防。坚持“先探后采”的原则。两顺槽有积水时，及时安排专人用潜水泵排水，挖水沟引水或钻孔泄水等方法及时处理。地面在雨季时加强观察，疏通防洪沟。5.3.5 预防顶板冒落1、采煤机割煤后要及时伸出前探伸出护帮板梁并及时拉架，防止顶板冒落，对出现片帮严重的地段要及时采取有效措施，采煤机牵引速度不得大于3M/min，采煤机司机必须精力高度集中随时观察前方煤壁，若煤壁有片帮预兆时必须停机处理确认处理正常后方可开机作业。机道严禁行人、逗留或工作。需进入机道作业必须先“敲帮问顶”征得班组长同意后方可进入机道。确认无问题后再开机作业。2、工作面煤壁区顶板出现冒落时，用板梁在架间提前握棚，握棚时从机头（机尾）方向一付一付握棚，木板梁根据现场情况而定，握棚时必须将顶蓬严绞实，并且打好贴帮柱，贴帮柱打在新握棚子的梁头下，顶板维护好后方可机割，机割时必须改一付割一付，严禁提前改多付棚子。改棚时必须将机组停电闭锁，并脱开截煤部离合器，防止发生意外。3、发生冒顶事故时，跟班干部、班长要立即将人员撤到安全地点，撤出回风系统人员，切断电源设置警戒，并清点人数向调度中心汇报。4、握棚、改棚、改柱处理冒顶时必须由跟班队长、班组长、兼职安检员现场指挥监护。5、加强两顺槽超前支护质量及后巷维护工作，严格按照质量标准化中两道验收标准进行维修。6、加强两顺槽20m范围超前支护单体柱的管理，严禁出现缺柱现象，支柱的初撑力必须达到90KN以上并用14#铁丝绑扎牢靠。725.3.6 防止 CO 的安全技术措施1、通灭部门要加强风流中有害气体检查，当工作面风流中有害气体浓度超过煤矿安全规程第100条时，必须汇报调度中心，采取措施进行处理。2、所有工作人员如发现巷道中出现雾气或空气突然变热，有异常气味，臭味时，要立即汇报有关部门查明原因。3、如果工作人员出现耳鸣、头痛、头晕、心跳加速等CO轻度中毒症状时，要立即撤到新鲜风流中。4、所有工作人员要随身携带好自救器，如发现巷道内有烟雾及瓦斯浓度超限，危及生命安全时，应立即使用自救器，撤到安全地点。5、瓦检员应每班至少对工作面及回风巷和上隅角CO进行一次检查。73第第 6 章章 矿井提升、运输、排水、供电设备选矿井提升、运输、排水、供电设备选型型6.1 矿井提升设备选型1、主立井 石嘴山二矿设计生产能力 90 万吨，主井井筒采用一对 9 吨箕斗提升，选用 JDS-9/110X4 同侧装卸式。提升机采 JKMDZ-3.54 落地式多绳摩擦提升机，直流电动机功率为 800 KW 用落地式提升机KMDZ-3.54 的主要技术参数为 主导轮的直径 3.5m 钢绳根数 4pc 钢绳最大静张力差 180KN 钢绳最大静张力 570 KN 钢绳最大直径 38mm 钢绳间距 300 mm 最大提升速度 15m/s2、副立井 副井提升容器采用为GDGK-124型一吨矿车双层四车立井多绳加宽型罐笼。 提升容器 （1） 矿车：MG1.1-6A型1t固定式矿车 容积: 1.1 m3 ；自重 600kg； 计算载矸量 1700kg（2） 罐轮：1t矿车双层四车加宽型多绳罐轮绞车提升能力：公式： 3503(53600t人Dt其他) P=74 R M 104（t矸t料） C N式中 : P副井提升核定能力（万t/a） R矸石占产量的比重（） C每次提矸石重量（t/次）T矸提矸一循环时间（s/次）M每吨煤用材料比重（）N每次提材料吨数（t/次）t料下料每次提升循环时间（s/次）D下其它料次数 （次/班）t其它下其它料每次循环时间（s/次）t人每班上下人总时间 （s/班）计算： 3503（5360036005600） P= 0.06 0.02 104(660600)6.8 6 =153(万t/a)副井提升能力核定为153万t/a。（3）钢丝绳：型号 6T7Fc；直径 30mm 重量 351kg/100m。6.2 主运输设备选型6.2.1 选型所需的原始资料（一）电机车运输75 矿井年产量150万吨； 石嘴山二矿为高瓦斯突出矿井； 每班矸石的外运量为100t； 轨型24、轨距600 矿车为MG1.1-6A型1 t固定式矿车。 矿井工作制度为四六制（二）胶带输送机输送 胶带平均没小时运输量为209吨，最大运输量为400吨/小时； 大巷运输长度为120米，运输顺槽长度为1700米； 均安装在井下，环境相对可以； 输送机主要是运煤；矿井工作制度为四六制。6.2.2 选型1、带式输送机选型 大巷输送机的型号为SSJ1000/125主要参数：输送能力 630t/h 输送长度 600（1000）m 输送带宽度 1000 mm 输送速度 2 m/s 主滚筒直径 630 托棍直径 108 主电机功率 JDSB-125 减速机速比 24.6448 液力偶合器型号 YL-500 质量 88.258（t）运输顺槽采用DTL100/50/2110固定带式输送机，坡度11，运输长度1700米。主要参数：输送能力 500 t/h76 输送距离 1700 m 带速 2.5 m/s 装机功率 2110 kw 倾角 13 2、刮板输送机选型 工作面前刮板输送机选用SGZ630/220型，其主要参数为： 设计长度 120 m 输送能力 450 t/h 刮板链速 1.1 m/s 减速器速比I 29526 中部槽长宽高 1500550110 mm 电动机： 型号 KBY110 功率2110 kw 电压 660/1140v偶合器 YO500 圆环链： 规格 42286-c 破短拉力 610KN 刮板间距 1032 mm 质量（主机） 60kg 后刮板输送机选用SGZ764/440准双链刮板输送机，其主要参数为：设计长度 200 m 输送能力 900 t/h刮板链速 1.1 m/s 刮板间距 1104 mm 刮板链：77规格 692- c 质量 58.4 kg3、电机车选型 矿井为高瓦斯矿井，矿车主要用于排矸和材料的运输，电机车的运输量大，结合矿井具体条件选用特殊型蓄电池电机车，型号为bxk8-7/90-KB79.其主要技术参数为： 粘着重量 77 t小时牵引力 12.8KN小时速度 7.8km/h爬坡转力 5 最小转弯率半径 7 m 电机： 功率 152KW 台数 2 蓄电池组： 容量 440A h 电压 140 v 侧速方式 脉冲 制动方式 机械 机车整体布置 单驾驶室 规矩 600 mm 适用轨型 24 kg/m 牵引高度 340 mm 外形尺寸 1040 mm （长宽高） 432011081600 mm132 mm4、绞车 工作面顺槽用型号为JD25的绞车来提升，其技术参数为： 牵引力 18KN78 绳速 1.06 m/s 绳径 15 mm 容绳量 400 m6.3 通风设备6.3.1 设计依据 本矿井瓦斯涌出量大，虽未发生煤与瓦斯突出事故，但仍然定为高瓦斯矿井，加上煤尘有爆炸危险，煤层有自燃倾向，良好的通风是矿井安全生产的必要前提。因此，考虑到通风难易和建井初期投资费用，该矿井采用中央边界式通风。6.3.2 通风设备选型 选用型号为FBDCZ-10-NO.32的风机，其主要技术参数为： 转速 n=590r/min 风量 84.6-214.0 m/s 静压 1329-3851pa 功率 2450KW 电机型号 JBO800S2-10 79PST40003500250030002000150010005000255075100125150175200Q(m3/s)(Pa)FBDCZ(B)10No320.60.650.70.750.80.80.750.70.650.66.4 排水设备6.4.1 设计依据矿井正常涌水量125 m3/h，作业水及灌浆脱水量40 m3/h，平均日产吨煤正常涌水量0.9636m3/t，矿井最大涌水量198 m3/h，平均日产一吨煤最大涌水量1.16m3/t。6.4.2 设备选型井底车场中央水泵房安装PJ15012型水泵3台，1台工作，1台备用，水泵流量300m3/h，扬程779.7m，电动机动率1050KW，排水高度740.5m，排水管两趟，选用21911及2197无缝钢管两种规格,分段选壁厚水仓有效容量1584 m3。矿井正常涌水量125 m3/h，作业水及灌浆脱水量40 m3/h，平均日产吨煤正常涌水量0.9636m3/t，矿井最大涌水量198 m3/h，平均日产一吨煤最大涌水量1.16m3/t。排水能力：（1）排矿井正常涌水：公式： Bn20Pn=350 (万t/a)80 An104式中 ：Pn排正常涌水能力 (万t/a)Bn工作泵每小时总排水能力 (m3/h)An平均日产吨煤所需排正常涌水量 (m3/t)计算： 253.1520 Pn= 0.9636104 =183.9 (万t/a)排矿井正常涌水能力核定为184万t/a。（2）排矿井最大涌水：公式： Bm20Pm=350 (万t/a) Am104 式中 ：Pm排最大涌水能力 (万t/a)Bm工作泵加备用泵的总排水能力 (m3/h)Am日出吨煤所需排出的最大涌水量 (m3/t)计算： 253.15220 Pm= 1.16104 =305.5 (万t/a)排最大涌水能力核定为306万t/a。矿井排水能力核定为184万t/a。PJ15012型水泵的主要技术参数为： 流量 300 m3/h 扬程 779.7 m 允许吸程 6.8 m 配带电机： 型号 JSQ1512-481 容量 1050 KW 水泵电机组合外型尺寸 501212601300 mm （长宽高）mm 所需断面尺寸 排水管： 直径 150mm 层数 2 起重梁高 2900mm 断面高 4100mm 断面宽 4000 mm6.5 供电设备选型本矿井35KV供电电源引自石嘴山110V变电站。以二回路LGJ-150的线路引至矿井工业广场35KV变电所，矿井工业广场内外和井下用电负荷均由广场35KV变电所供电。6.6 压缩空气设备该矿不需要压缩空气，故不需要压缩空气设备82第第 7 章章 环境保护环境保护7.1 环境现状及地面保护物概述7.1.1 自然环境概况1.地形地貌石嘴山井田地处内蒙与宁夏的交界处，地形是北部高而南部低，海拔多在12271550m之间，相对高度200550m，矿区没有村庄及要保护的重要建筑物，上面覆盖有岩石破碎风化后的沙石。 2地表水系本区里地井田南部有黄河，黄河平均径流量为89.96m3/s，除此井田内无常年径流河。 3气候及气象条件区内气候干燥，蒸发量大于降雨量34倍，属温带较寒冷至大陆性气候。历年最高温度39 ，最低温度为-19.1 ，平均气温10.9 。 4.水土保持情况井田内地质构造简单，裂隙不发育，且直接充水含水层埋深大，其上部又有多层隔水层覆盖，地表水系不发育，矿井直接充水含水层与地表水基本没有联系。煤二层顶底板直接充水含水层水量很小，单位涌水量较小。按煤炭资源地质勘探规范 ，将该井田划分为“二类二型” ，属于以裂隙充水为主，水文地质条件简单的矿床，开采不会因地下水受到危害。井田内无天然不良地质现象，滑坡、崩塌、泥石流等均不发育，水土流失属较高侵蚀区，该区水土流失的形式主要为水力侵蚀，重力侵蚀和风力侵蚀，各种侵蚀相互作用、相伴而生。该区土壤年侵蚀模数在1000015000t/km2。837.1.2 社会经济环境概况由于受地理条件限制，井田内村庄较少，由于西北人烟稀少，社会经济发展缓慢。由于该矿的建设，本区工业基础由薄弱得到迅速发展，逐步形成了煤炭、电力、为主的支柱产业。 7.1.3 环境质量现状井田内目前无小煤窑开采，人口相对较少，工业不发达，因此井田内地表水体及浅层地下潜水除Ar-OH、Hg、Cr6+存在不同程度超标外，其它监测项目均无超标，环境空气污染主要来自风沙扬尘的影响；声学环境良好。但区内土地贫瘠，自然生态环境比较脆弱，抗人类活动干扰能力较差。7.2 主要污染源及污染物7.2.1 矿井在建设和生产过程中，其主要的污染源和污染物1.污水包括矿井井下排水和工业场地生产、生活污水。生产、生活污废水主要来自工业场地办公楼、浴室灯房联合建筑、食堂及职工住宅等处的排水，污水量约700m3/d，主要污染物为有机物和油类。经过类比，其中BOD5浓度约为60mg/L，油类浓度约为5mg/L左右。2.废气和粉尘废气主要来自矿井工业场地的供热锅炉，矿井设4台SZL4-1.25-AII型锅炉，额定出力为4t/h，在浴室灯房联合建筑设1台相当于3t的常压锅炉。冬季矿井由4台4t的锅炉和1台相当于3t的常压锅炉共同供热供暖，供热供暖时间为142天，每天20小时。夏天由1台相当于3t的常压锅炉给联合建筑供热，供热时间为223天，每天为6小时。3.固体废弃物固体废弃物包括煤矸石、锅炉灰渣及生活垃圾。生产期掘井巷道大多在煤层内，只84有在风桥和立交处出少量矸石，筛分车间也将产生一定量的筛分矸石，其次为锅炉灰渣，产生量约580t/a；另外还有生活垃圾，预计产生量约740t/a。4.噪声矿井及筛分破碎车间生产使用的空气压缩机、通风机、驱动机、原煤分级筛、破碎机、锅炉鼓、引风机、矿井通风用的抽出式风机等生产设备均产生很强的噪声，声压级大于90dB(A)。7.2.2 非污染环境影响因素1.地表沉陷本井田地下开采对其上部的地表建(构)筑物没有大的影响，应开采厚度较大，对地表植被和地下水有不同程度的影响。2.水土流失建设期由于工程开挖、场地回填和平整及工程施工等，破坏原有地表和植被等。在施工区域，导致一定程度的水土流失加重。生产期间，由于井下开采，地表产生相继的沉陷等因素影响，地表植被也会受到一定程度的影响，开采区的水土流失程度也有加重的趋势。7.3 源开发对生态环境影响与评价7.3.1 开采沉陷损害影响预测分析本矿井开采煤层属中厚煤层，煤三层开采厚度6m，加上其他煤层开采总厚度可达10m左右，开采后必然会造成地表塌陷和严重裂缝，塌陷范围一般距开采边界50250m。尽管该区人烟稀少，地表塌陷对周围环境影响单一，生产中也应重视对塌陷区的治理。除矿井工业场地等留设保护煤柱开采中要注意防护外面，对井田范围内的公路、供电线路等也要考虑采取“采后恢复”措施，组织人员及时维修养护。对于零星分布在井田范围内的民房等在开采中应视采动影响程度及时维修，必要时采取搬迁措施。857.3.2 开采沉陷对耕地损害的预计评价由于受采动影响，引起地表塌陷，产生裂缝、甚至山体滑坡，使许多村庄的民房、工业厂房、被破坏，保护煤柱难以留设：还使农田遭到严重破坏，无法耕种；山体滑坡甚至使河道被堆堵等。7.3.3 开采对水资源的破坏影响矿井开采形成的地表裂缝、坍塌使得本井田地表水和地下水发生了质和量的变化。于本井田长期被开发，采动力引起上部岩层大面积移动变形产生裂缝、塌陷，使自然条件下的含水层的水文地质结构被改变，地表水、大气降水、地下水沿裂缝渗入矿井，造成地下水、地表水的衡被玻坏，即导致地下水、地表水的水位下降，引起了一列系生态环境的变化。工业场地生产、生活污废水主要来自浴室、食堂、办公室、车间等，水质属生活污水，可经隔油污、化粪池及污水处理站处理后部分可用于场内、外绿化灌溉用水外，可以排放到矿区南部的黄河，但必须达到排放标准，不得造成污染。7.3.4 开采对矿区大气环境的影响由于对煤层开采，使得大量的煤矸石从井下运到地面，煤矸石的长期堆积被氧化产生自燃，生成大量的二氧化硫、一氧化碳、二氧化碳气体，并扩散到大气，污染环境，直接响了排矸系统工人的身体健康，给生态环境造成严重破坏。7.3.5 开采可能引起的地质灾害的预测由于受采动影响，引起地表塌陷，产生裂缝、甚至山体滑坡，使农田遭到严重破坏，无法耕种。867.4 资源开采环境损害的控制与生态重建7.4.1 控制开采引起地表建筑设施的开采方法(1)建井的同时应筹建地表移动观测站，投产后随时观察地表沉陷情况，为地表沉陷的防治积累基础资料。(2)生产期对位于井田范围以内的矿井工业场地、地面生产系统按级建筑物保护等级留设保护煤柱；井田内的道路定期进行维修。(3)对受矿井开采塌陷影响的农作物和林木进行补种和扶栽，对塌陷区进行综合整治，充填堵塞裂缝、平整土地，以恢复土地使用功能和防止土壤侵蚀。(4)采后恢复措施： 因地表沉陷和变形而受到影响的地面建筑物、构筑物、给排水管路、输电线路及民居建筑物等，均应组织人员及时维修。对采煤引起的地表塌陷、裂缝，应组织人员平整恢复，防治水土流失。对采煤引起的井泉泄漏而影响居民吃水时，应加大黄河净化力度，扩大黄河水厂的净化能力，确保饮水不受影响。因地表塌陷造成的农耕地、林木、经济林、通讯、电力、水源设施等的破坏，矿方应根据具体情况帮助产权单位进行修复、补偿，必要时给受损者经济赔偿。7.4.2 开采引起环境损害的控制方法与土地复垦及生态重建土壤与植被的保护与恢复措施： (1)设计阶段应尽量避免占用林地、灌丛、天然草地、基本农田等植被较好的地段，尽量在植被差的地方开挖、取土，以减少对地表土壤和植被的破坏而产生新的土壤侵蚀。 (2)项目施工过程中应加强管理，要采取尽量少占地、少破坏植被的原则，将临时占地面积控制在最低限度，以免造成土壤与植被的大面积破坏。 (3)对于临时占地和新开辟的临时便道等破坏区，竣工后要进行土地复垦和植被重建工作，要进行土地平整、耗翻疏松机械碾压后的土地，并在适当季节进行植树、种草87工作(根据不同地段的生态环境特点选择适合于当地生长的树种、草种)。7.4.3 采引起水资源的损害的控制方法1. 污废水处理(1)基本原则综合利用：一水多用开发废水综合利用的途径，废水处理要达到回用的标准。达标排放：不能利用而排放的污废水，处理后达到“污水综合排放标准”一级标准。分别处理：矿井井下排水和场地生活污水是两种性质、污染物不同的废水，采用不同的处理方法、工艺处理。 (2)处理工艺及要求：矿井井下排水采用混凝、沉降等物理的处理方法，使其出水SS达到70mg/L的污水综合排放标准，用于回用的废水处理深度达到30mg/L的洒水、注水标准； 工业场地生活污水采用接触氧化法处理工艺，使其出水BOD5达到20mg/L的污水综合排放标准。 (3)处理工程 矿井井下排水 在石嘴山矿井工业场地南端建井下水处理站，处理能力为2400m3/d，处理设施包括格栅井、调节池、加药(混凝剂)器、反应池、沉淀池等。类似矿井采用相同方法处理结果表明，气浮加混凝沉淀的方针针对井下水中主要污染物SS的去除效率至少在93%左右，这样处理后井下水中的SS可以满足小于30mg/L的井下洒水注水回用水的要求。 其处理工艺流程示意如下： 井下水絮凝沉淀全自动净水器气浮处理清水池消毒复用、外排处理后的出水水质可满足污水综合排放标准一级标准限值以及复用水要求。污水处理中产生的污泥经浓缩、脱水使其含水率在80%以下，污泥由汽车往厂外处置。场地生产生活污水建立工业场地污水管网，将浴池、卫生间、食堂和其他杂用水等排入汇入污水管网，在管网末端建生活污水处理站，处理能力为30m3/h，处理设施包括毛发过滤器、调节池、88接触氧化池、空气压缩机等，这种方法水中有机物BOD5的去除效率可以大于85%，出水BOD5满足标准要求。矿井工业场地的生产、生活污废水经排水管道分别进入本场地的污水处理站，采用综合污水处理设备进行二级生化处理。其污水处理工艺流程如下：生产、生活污废水调节池提升地埋式综合处理设备排放经处理后的生产、生活污废水水质可达到GB8978-1996污水综合排放标准一级标准要求，用于工业场地周围水保防护林的灌溉，非灌期则排入附近沟谷，综合污水处理设备所排污泥定期清理外运，可用于农肥。 2.污废水回用率处理后的井下排水约60%回用于井下消防洒水等；处理后的生活污水约80%可回用于农灌或绿化、冲洗地坪等一般杂用水使用场合。7.4.4 矿区资源开采引起大气污染的措施与方法(1) 锅炉燃煤烟气排污治理措施总体布局上，应将锅炉房布置在工业场地常年主导风向的下风侧；矿井工业场地锅炉房烟囱高度为40m，直径为1200mm。采用XLD12000-4型除尘器除尘、除尘效率约97%。燃用低硫煤。对采取除尘措施后的燃煤烟气排污计算预测结果列于表15-5-1。从预测结果得知，矿井场地锅炉所排烟气中的烟尘和SO2排放浓度可满足锅炉大气污染物排放标准中时段二类区标准要求。(2) 煤粉尘防治措施矿井原煤采用密闭的带式输送机栈桥输煤方式，原煤和产品煤均用圆筒仓贮存，可避免煤尘外逸；对于工业场地原煤转载台、产品煤装载点、筛分破碎系统等易产生扬尘的工作环节，加设集尘罩、袋式除尘器和喷雾洒水装置，以抑制和减少煤汾尘污染；对运矸道路，派专人维护路面平整；对运矸车辆限速、限载，以防矸石在运输中抛洒；定时洒水增湿、清扫，以减少道路扬尘。通过采取上述措施后可基本杜绝煤炭破碎及输送时煤粉尘四处弥散的危害。897.5 矿区环境保护与生态重建投资估算7.5.1 工业场地绿化 (1) 矿井分区绿化布置原则 绿化要以净化、美化环境，从而改善区域小气候为主要原则，利用一切可以利用的土地进行绿化，并且应按功能区对绿化的不同要求进行绿化布置。 (2) 矿井分区绿化布置措施 矿井工业场地绿化 工业场地围墙内占地面积为13.49hm2，场区绿化面积4.05hm2，绿化系数约30%。 厂区绿化结合总平面布置采用点、面相结合方式，场前区和职工经常活动的地方以净化空气美化环境为主，绿化要与建筑及周围环境相协调，选择油松、侧柏、垂柳等乔木和美人蕉、月季、菊花等花卉并以四季常青为宜，配以绿篱相围，同时尽可能多种地表植物。 生产区产生噪声影响和扬尘较严重的场所如锅炉房、坑木房、通风机房、贮煤场等周围种植树冠大、枝叶茂密、常绿的乔、灌木树种，可起到降噪、吸尘、防尘作用。 工业场地周围绿化 在工业广场主干道上应以高大阔叶的乔木为骨干树种，还可配栽灌木绿篱、小乔木等，高底结合，组成浓密树丛；在建筑物内前空地上可布置各种花坛，种植一些底矮而树冠较大的观赏树种及开花期的灌木类、花草等，以美化环境。在产生煤尘、粉尘的生产车间、作业场所四周可种植阔叶乔木树种，以阻挡吸附尘埃。在场区外围种植乔木林带防风阻沙，树种选择以适合当地气候条件的；杨树、白榆、沙柳及白刺为主，并配以大叶黄杨为主的常绿树种。绿化灌溉用水采用经过处理的生活污水。 在矿井及居住区周围，迎风面设置100m宽、背风面设置50m宽的防风固沙林带。 排矸沟边坡防护林带 在排矸沟排矸设计堆高外侧周围边坡上营造防护林，其宽度上至沟沿线，下至排矸场覆土面高程。 应当注意的是，矿井所处地区属温带半干旱大陆性季风气候区，春季气候较冷，不90利于植物发芽成活，但在植物生长旺盛期的6-8月集中了全年降水的60%以上，这样又为植物生长提供了较好的水分及热量供应。因此，只要安排适宜、护理精心，在区内进行绿化工作，自然地理状况还是较好的。矿井投产后工业场地绿化系数为25，场区绿化面积2.25ha，投产后要逐渐提高绿化系数，扩大绿化面积。7.5.2 投资估算石嘴山二矿井田环保投资概算见表71 矿井环保投资表 表751序号项目名称投资（万元）备注1锅炉等净化除尘2402污废水处理工程6403固体废物排放11004噪声防治2005场区绿化250第第 8 章章 建井工期建井工期8.1 移交标准本矿井设计定位于达产时布置一个采区和一个走向长壁综放工作面。为尽早创造经济效益，矿井实行设计，连续施工，提前达产。移交标准是：各主要系统的井巷和土建工程施工完毕，包括主、副立井和回风立井三大井筒，井下机轨合一大巷，阶段回风大巷，三条采区下山，工作面回采顺槽及开切眼，以及工业场地基本建设等，并检验质量符合要求；机电设备安装调试完毕；井上下生产系统全部形成；安全设施及安全装备全部完成。并遵照矿井井巷工程施工及验收规范进行验收，验收合格后方能生产。918.2 井巷工程量由于本次设计主要针对井筒及井下巷道等的工程量进行了设计，故井巷工程量只对巷道掘进长度、断面积等进行统计，具体情况见表 821。 建井工程量建井工程量 表 821断面积（m2）序号项目名称井筒/巷道形式支护方式长度（m）掘净1主立井岩砌碹45028.3019.602副立井岩砌碹45038.5028.303主要运输石门岩锚喷11323.6017.304轨道大巷岩锚喷415010.4511.995回风大巷岩锚喷415015.2017.506胶带运输大巷岩锚喷415015.2017.507轨道上山岩锚喷14379.757.458运输上山煤锚喷143711.759.309轨道平巷煤工字钢215012.629.3110工作面开切眼煤液压支架1206.611运输平巷煤工字钢215012.389.7512阶段回风大巷煤锚喷91023.6417.8113回风立井岩砌碹45019.6012.608.3 建井工期8.3.1、井巷掘进指标根据煤炭工业煤矿设计规定及目前施工队伍的技术装备和施工组织水平，给出以下成巷掘进指标以供参考：煤巷：200m/月；岩巷：80100m/月；半煤岩巷：120m/月；斜井：煤层 120m/月，岩石 6070m/月；立井：表土、流砂层 30 m/月左右，基岩 50m/月左右；井底车场及硐室：600 m3/月。928.3.2、井巷工程排队根据“三量”要求，对井下工程进行了排队组织，以求达到最快速度完成井下工程量，具体组织安排见表 831。8.3.3、建井工期矿井建井工期由施工准备期、安装试运转期和掘进巷道所用时间三部分组成，本次设计预计施工准备期 6 个月，安装、试运转 6 个月，巷道掘进 27 个月，设计建井工期45 个月，合计 3.7 年井巷工程数量及井巷工程排队顺序见下表，建井期间共有五个掘进对，其中前期分成三个对，集中人力开掘主井、副井、及风