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矿山相似材料模拟实验中锚杆测力计研制与应用摘要：采矿工程相似材料模拟实验中锚杆测力一直缺乏有效的测试手段，设计制造一种满足测试要求的锚杆测力设备为实验室所亟待。文章对以往不同材料和形状的测力计进行对比分析，并运用理论分析、数值模拟等研究手段确定了测力计的尺寸，设计制作了LY-12全桥环状锚杆测力计，通过标定与具体应用证明了测力计在结构尺寸、稳定性等方面均能达到相似材料模拟实验要求，解决了相似材料模拟实验中锚杆测力的难题。关键词 相似材料模拟实验 应变片 全桥电路 锚杆圆环测力计0 研制背景相似模拟实验是以相似理论为基础的模型实验技术，是利用事物或现象间存在的相似和类似等特征来研究自然规律的一种方法。它特别适用于那些难以用理论分析的方法获取结果的研究领域，同时也是一种用于对理论研究结果进行分析和对比的有效手段。它是以相似理论、因次分析作为依据的实验室研究方法1。相似模拟实验研究方法目前在矿山、岩土、水利等诸多领域拥有较广阔的应用空间。采矿相似材料模拟实验就是在实验室利用相似材料，依据现场煤岩层柱状图和煤岩物理力学等参数，将现场工程研究对象按照一定的比例缩制成实验模型。在模型上开挖各类工程，如矿山巷道和硐室、长壁采场等，通过对工程过程的模拟，观察和研究工程围岩体的变形、移动和破坏等力学现象，以及作用于支护结构上的力。在实验室制作巷道相似材料模型，对巷道围岩变形破坏机理进行分析，可为巷道支护的优化提供科学依据。锚杆支护的应用非常广泛，在矿山、桥梁、边坡、基坑、隧道、大坝加固、地质灾害治理等工程领域中均起到十分重要的作用。在巷道相似材料模拟试验中，支护锚杆的受力测试问题一直未得到较好解决，对巷道各部位锚杆受力进行实时监测仍存在一定困难，大大降低了相似材料模拟实验在巷道支护参数确定方面的积极作用。因此，设计一种从结构尺寸、稳定性等方面都能达到相似材料模拟实验要求的测力计就显得尤为迫切。目前实验室中虽然有几种锚杆测力计，也解决了不少问题，但仍存在无法从定性测量到定量测量，可重复利用次数少等不足。基于以上考虑，我们设计了一种新型的锚杆测力计，旨在为采矿工程相似材料模拟实验增添一种有效的测试手段，这不仅对巷道、硐室等工程的支护具有定量的的指导意义，而且对相关领域的理论研究与工程实践具有科学参考价值。1 以往设计的成果以往相似模拟实验中所用的锚杆测力计有塑料环测力计（见图1）、拱形测力计（见图2），以下是其各方面对比分析，见表1。 图1 塑料环状测力计 图2 拱形测力计表1 以往锚杆测力计分析表名称优点性能材料及力学特征结构尺寸电路塑料环状测力计取材方便易制造，价格低廉性能较稳定，成品能反复应用的次数少PVC塑料，虽变形量大，但在大变形下不能够恢复原状，容易受外界影响（如温度不同时，其性能差距较大）结构尺寸设计较合理单臂电路易受外界环境（温度、湿度等）影响，稳定性差拱形测力计取材方便，半桥电路灵敏度较高、操作简便性能较稳定，重复利用次数少，且测力的范围小，占用空间大铜片弹性变形性能较差，铜、铁材料容易氧化、生锈铜片和铁片连接不紧密，元件加工难度大，且尺寸过大半桥带有温度补偿作用2，用以抵消外界温度变化对测试元件的影响，稳定性较好2锚杆测力计设计2.1弹性材料测力计要求测力计属精密仪器，故在设计、制造、装配过程中必须保持较高的精度和稳定性。结合上面两种测力计的特点和弊端，我们设计的测力计除具有最基本的要求之外，还考虑了下列几个问题：(1)在长期正常工作条件下性能稳定、工作可靠。(2)要体积小、质量轻、使用操作方便，适合相似模拟实验中使用。(3)弹性变形性能优良，能够重复利用，精度和灵敏度高，且不易受外界环境（温度、湿度等）变化影响。(4)结构设计合理，制造工艺较简单，便于粘贴电阻应变片。(5)主要零部件的技术要求应满足和保证测力计的灵敏度，且具有一定的抗外界干扰能力（如温度变化等）。 根据以上要求，考虑并确定了圆环形状，具体结构如图3。图3 环状测力计结构2.2圆环测力计材料弹性体材料的弹性后效、蠕变、疲劳系数、弹性模量温度系数等因素直接影响测力计的迟滞、重复性、满量程飘移，另外从工艺考虑，作为弹性体的材料必须易加工（包括机械加工和研磨、抛光等）。弹性元件材料的差异将影响其刚度和灵敏度, 弹性模量低的材料可使测力圆环刚度和灵敏度提高3。现举一实例说明这问题，变形元件为双固定端梁, 长度=5，作用力=1000N，作用于变形元件的中点, 要求最大挠度不超过4。材料使用钢时，Pa，取最大挠度 最大应变 材料使用铝合金时，Pa，取最大挠度 最大应变 比较使用钢和使用铝合金作变形元件的效果, 可看到都保持最大挠度了,使用铝合金时最大应变可比用钢提高了30%,此规律亦同样适用于环式变形元件。本文中设计的测力计采用LY-12作为弹性体材料，LY-12为铝铜镁系中的典型硬铝合金，其成份配比比较合理，综合性能较好。该合金的特点4是：强度高，弹性后效系数小、疲劳系数高、耐化学腐蚀、有一定的耐热性，可用以150C以下的工作环境中。热状态、退火和新淬火状态下成形性能都比较好，热处理强化效果显著。通过金属及合金的显微检验，具有优良的抗腐蚀鳞状剥落性能，在各种介质（如水蒸气、弱酸、弱碱等）环境下长久使用不会产生凹坑或发黑现象。广泛用于飞机结构、铆钉、卡车轮毂、螺旋桨元件及其他种种结构件。2.3 尺寸确定弹性元件是测力计的关键部件，它的结构形状、材料、加工精度、热处理工艺等关系到测力计的综合性能，要求弹性元件尽可能只受到被测物理量的作用而尽量减小其它物理量的影响。弹性元件上粘贴电阻应变片的位置应尽量在应力分布均匀之处，粘贴面积应适当大一些，并应有足够高的灵敏度以使测力计有较大的电信号输出。弹性元件的材料应有较高的强度和韧性，因此需要了解测力圆环的受力分布情况。弹性体圆环的厚度、半径决定了测力计的量程、线性度及适用范围，下面将以圆环的应力分布为基础给出测力计的量程与圆环厚度、半径的关系，以此确定圆环的厚度、宽度和半径。(1)测力计结构参数确定现常见锚杆的直径一般在1622mm，实际预紧力为50150KN，根据相似理论计算可得：几何相似比为1:10，应力相似比为1:16，载荷相似比为1:1600，见表2。于是有：相似材料模拟模型中锚杆的直径为1.62.2mm，预紧力为31.2593.75N，测力计的量程可确定为20150N，且在50100N时，误差小于0.5%。同时，根据相似模拟实验中巷道空间尺寸和托盘尺寸，测力计半径一般应小于1.0cm，宽度在1.5cm左右。表2 相关相似常数几何相似常数容重相似常数应力相似常数载荷相似常数注：参数下标表示原型，下标表示模型。圆环受力状态如图4所示，设圆环平均半径为R，C、D两端所受压力均P。由图4可知圆环任一截面的弯矩6为: (1)a） （b） 图4 圆环受力状态由对称条件即时截面的弯矩为： (2) 图5 圆环受力状态和截面形状圆环受力状态和截面形状如图5所示，圆环受到力P (20150)，作用于C和D两点，A、B两处所受的径向应力和弯曲应力之和，可由下式计算： (3)式中 截面上的压力，； 圆环的截面面积， 圆环厚度; 圆环宽度。将 值代入式(3)得到两处的应力的最后表达式7： (4) 上式是计算圆环尺寸的基本公式，当给定设计载荷，选定弹性元件的材料并确定许用应力 ，只要知道预先确定的圆环几何尺寸R、和中的任意两项便可以计算出圆环另一个未知尺寸： (5) 根据在弹性范围内厚度越小灵敏度越高的原理得出8，9： (6)由式(2)、(5)、(6)可得，见表3：表3 测力环结构参数(mm) 0.500.600.700.800.901.00 23.7519.8016.9714.8513.2011.88 5.006.007.008.009.0010.00 注： 为环厚 为环宽 为内径(2)数值模拟分析结合理论计算结果，运用有限差分计算程序FLAC3D，建立数值模拟模型，见图6。通过对圆环表面施加相应载荷后，可以看出圆环变形较小且一直处于弹性状态，卸载后可以恢复原形状；圆环的内外两侧处于相反的受力状态，即内侧处于拉伸状态时，外侧处于挤压状态，无孔状态下最大拉应力值达到2.2731GPa，锚杆带孔时为2.6348GPa；有孔状态下，在锚杆孔周围形成了剪应力集中区域，但是集中应力值较小，对圆孔及圆环变形影响较小。图6 数值模拟模型 图7 无锚杆孔状态力学特征 图8 带锚杆孔状态力学特征通过对无孔测力环与有孔测力环力学特征的分析（见图7和图8），可得出无论是有锚杆孔还是无锚杆孔，测力环力学特征基本相同，再结合实验中巷道尺寸大小与加工操作方便等方面的因素，最终确定了宽为1.50cm、厚为0.08cm、内径为1.60cm的圆环。3 测力计电路设计3.1 传感器构成 敏感元件：指传感器中能直接感受应变的部分。转换元件：指传感器中能将敏感元件感受到的量转换成电信号的部分。敏感元件转换元件和测量电路待测物理量输出电信号3.2 丝式应变片及其粘贴以直径约为0.025mm的高电阻率的合金电阻丝绕成形如栅栏的敏感栅，敏感栅为应变片的敏感元件，作用是感受应变情况。敏感栅黏结在基底上，基底除了能固定敏感栅外，还有绝缘作用。敏感栅上面粘贴有覆盖层，敏感栅电阻丝两端焊接引出线，用以和外线相连。为应变片的标距或基长，是敏感栅沿轴方向测量变形的有效长度，其宽度为最外两敏感栅外侧之间的距离。3.3 电路原理图9为电桥工作原理图，利用电桥平衡原理，调节电路使其达到平衡，电桥输出电压改变，当其中某些电阻（、）发生变化时，电桥平衡被破坏，此时输出电压0，利用电压变化可反映电阻阻值的变化。现将其中一个或几个电阻换成应变片，并将其粘贴于待测器件上，先调节电桥平衡，再对器件施加压力使器件发生形变。此时，应变片电阻发生变化，电桥输出电压也发生变化，输出电压的变化即可反映器件的受力情况。 图9 电桥工作原理图 应变计中使用的电桥电路（见图10）有：单臂电桥：为应变片 半桥电路： 为应变片 全桥电路：为应变片 当电桥平衡时由电路系统的灵敏度、误差分析可得,见表4： (a)电路电桥 (b)单臂电桥 (c)半桥电桥 (d)全桥电桥图10 电路设计表4 各电路系统的灵敏度、误差分析10电 路灵敏度k（mv/ g）非线性误差单 臂0.3210.16%半 桥 0.6120.08%全 桥1.2300.04%各电桥系统的灵敏度，非线性误差即全桥性能优于半桥性能，半桥性能优于单臂电桥性能。同时该电路拥有较好的温度补偿性能。故我们在设计时根据实验室相似模拟实验要求以及与之相配套的差分放大整合回路的精度对其进行了选择，最终选择了全桥电路。3.4 应变片的贴法 (a) (b)图11圆环上应变片的粘贴与变形如图11 (a)所示，圆环受力时A、B 两处变形最大，故应变片贴在A、B两处，外表面为拉伸应变, 内表面为压缩应变。测试时以CD为对称轴, 在圆环内、外对称表面上, 分别粘贴应变片和,如图11 (b) 所示。 在测试前, 电桥四个桥臂电阻应变片阻值均相等, 即, 并通过调节附加电阻使电桥平衡， 此时电桥输出为零。 测试时, 圆环沿C、D方向加载后,桥臂应变片阻值发生变化， 其中阻值增加， 阻值减小。此时, 电桥失去平衡， 有电压输出。由于输出电压较小， 所以须经过放大器将此电压信号放大后才能驱动记录仪工作。4锚杆测力计制造通过运用理论分析、数值模拟等手段，从材料选择、尺寸确定、电路选择、应变片的粘贴等方面着手，我们设计制作出了LY-12全桥环状锚杆测力计，其宽为1.50cm、厚为0.08cm、内径为1.60cm。4片应变片分别贴在圆环的内外表面上，外面的为拉伸应变，内表面为压缩应变。设计完成后生产出该种新型锚杆测力计，见图12。该测力计共四根线，其中电源线为红+黄-，信号线为灰+棕-，其出厂质量检验报告见附录。 图12锚杆测力计5锚杆测力计标定采用如图13所示装置，通过标准砝码加载进行标定。标定与实测时均用36路压力计算机数据采集系统（应变仪），见图13。其标定结果见表5，从应变值与测量重量拟合曲线（图14）可知，在测力计量程内输出的特性曲线具有良好的线性特性，从而说明该测力计具有较高的灵敏度以及较强的稳定性。 图13 锚杆测力计标定设备及加载装置 在模拟实验中，弹性变形环随着模拟锚杆受到载荷而发生形变，设置在其上的电阻应变片将弹性环的形变信息转化为电信号通过数据传输线传输到静态电阻应变仪中。静态电阻应变仪收到弹性环的形变信息后，通过事先标定的应力应变回归方程便可得到模拟锚杆的受力状况。表5 标定应变值测量次数加 载/N10.4520.6530.8541.0551.3061.5071.7081.9592.20102.40测量值131668400132201872623770288183419939281444564984423080842312670180852326028090336703817043700495003324082701280018550238002875034000390304441049590平均值316283641289718454236102855333956388274418949645图14 标定拟合曲线6 锚杆测力计应用实例此测力计在西安科技大学西部矿井开采及灾害防治教育部重点实验室得以应用，先后在赵家坝煤矿3964平巷、大佛寺煤矿井底水仓、清水营4312回风巷等巷道相似模拟实验中近1000次的加载，其零点漂移量为1，连续工作15天后，漂移量不超过满量程的3%，重复使用的迟滞性误差小于5。现仅以西安科技大学与广旺集团赵家坝煤矿的合作项目“急斜煤层重复采动沿空软岩巷道支护技术研究”3964平巷相似模拟实验为依托，对锚杆测力计相关参数进行了实践检验。表6 煤（岩）层特征表名称岩石类别硬度厚度（m)岩性顶板老顶细沙岩634.13中厚层状细砂岩，局部夹有粉沙岩，含煤屑直接顶泥质粉砂岩41.85灰色薄层状泥质粉砂岩含煤屑及煤线伪顶炭质泥岩20.28灰黑色薄层状炭质泥岩夹多层煤线煤层9#煤20.95倾向层理发育且较破碎底板直接底炭质粉砂岩41.60薄层状泥质粉沙岩碳质泥岩煤线互层老底泥质粉砂岩81.36中厚层状细砂岩四川广旺能源发展（集团）有限责任公司所属赵家坝煤矿地质条件复杂，不但开采的煤层倾角大（平均倾角在55以上），而且煤层距离近。目前有8#、9#、10#、11#、12#五层煤可采。相似模拟实验模型的原始参数取自赵家坝煤矿实验段巷道的煤岩层柱状图和地质资料，岩层参数特征详见表6。3964回采巷道实验段9#煤层含夹矸12层，夹矸总厚在0.040.08m之间。煤层平均厚度0.99m，平均倾角64，煤质属光亮型，硬度f=23，在现场巷道实验段在巷道底角可见10#煤，厚0.8m，且夹矸较多。根据点载荷仪测试数据，赵家坝煤矿3964回采巷道老顶岩样强度指标为2.06MPa，抗压强度为49.24MPa；直接顶岩样强度指标为1.50MPa，抗压强度为52.66MPa；煤样强度指标为0.62MPa，抗压强度为15.00MPa。岩样的强度指标0.622.06MPa平均强度指标为1.39MPa，单轴抗压强度15.0052.66MPa，平均值为38.97MPa。根据现场实测，巷道围岩层理发育，且层理间的粘结强度较低，其中老顶层理厚度在0.150.25m左右，直接顶在0.150.30m左右，煤层在0.300.50m左右，底板在0.250.40m左右。同时，围岩的节理也较发育，其中煤层节理发育程度最大，直接顶次之，老顶最小。相似模拟实验过程和巷道锚杆测力计布置见图15，本次试验共使用该类传感器30只，分5排安装，实验共耗时90多天。在整个的实验过程共进行了近100次加载，在加载过程中对锚杆测力计所得数据进行统计分析表明，数据能真实反映出急倾斜巷道不同部位锚杆受力情况（图16），对支护参数优化提供了重要的依据。加载过程中传感器反映灵敏，部分超量程的锚杆测力计卸载后仍可恢复至零值附近，精确度高。模型中虽含有少量水分，但对传感器的影响较小，在长时间监测中比较稳定。锚杆锚索 (a) (b) 图15 实验过程及锚杆测力计布置 图16 实验室二次扰动锚杆锚索受力特征表7 第一排锚杆受力值锚杆编号12345678锚杆受力值初始/N58.70232.73719.73422.46230.52231.62527.15325.194加载后/N3.71911.7344.87916.885122.47443.94928.1310.261通过对锚杆测力传感器数据的监测可以判断出：1#锚杆（半斜墙左下角处）拉应力急剧减少，容易出现帮鼓，5#、6#锚杆受到拉应力很大，巷道顶部应力集中最为严重，很容易出现冒顶现象。其他锚杆受力反而减小，表示这些位置锚固性很强，巷道处于稳定状况。7 结论通过相似材料模拟实验测试表明，本次研制的量程为0120N的锚杆测力计在测试过程中体现出了良好的性能，其零点漂移量为1，连续工作15天后，漂移量不超过满量程的3%。且结构尺寸与巷道相匹配，其宽为1.50cm，厚为0.08cm，内径为1.60cm。经过在赵家坝煤矿3964平巷、大佛寺煤矿井底水仓、清水营4312回风巷等相似模拟实验的支护研究中近1000次的加载实验，重复使用的迟滞性误差小于5，充分验证了该测力环可多次重复利用。此外，该测力环有较广的环境适应范围，有一定的耐热性。可以作为采矿等地下工程以及边坡、隧道等岩土工程及相关学科领域相似材料模拟实验中锚杆等构件受力监测的常规实验设备。参考文献1 李鸿昌.矿山压力的相似模拟实验.中国矿业大学出版社,1988.2 张琦,李新娥,祖静.电阻应变式传感器的稳定性.光电技术应用,2009,24（5）：37-38.3 袁哲俊.电阻应变片式测力仪设计中几个问题的探讨.哈尔滨工业大学学报,1979.3:31-51.4 刘世民,艾素华,王中光. LY12铝合金的拉扭复合加载疲劳.航空材料学报,2006,26（5）:96-99.5胡槛安,秦毅,沈承良.电阻式应变传感器的设计与研制.同济大学学报,1996,24(2):111-116.6 博雷西AP,赛德博O M,西利FB 等.高等材料力学.江一麟译.北京:科学出版社,1987.7 张思.振动测试与分析技术.北京:清华大学出版社,1992.8 马志成.测量机床刚度度用的测力圆环的计算.上海机械,1962,10:13.9 郭焕显.实用测力圆环的变形计算.起重运输机械,1974,1:62-68.10 杨艳,安盼龙,赵瑞娟.电阻应变式传感器的研究.物理与程,2010,20(2):30-33.13目 录第1章 矿井地质概况11.1矿井位置及交通11.1.1交通位置11.1.2地形地貌21.1.3气象及水文情况21.1.4矿区概况21.2 矿井地层及地质构造31.2.1地层31.2.2构造61.3矿体赋存特征及开采技术81.3.1煤层及煤质81.3.2其他情况121.3.3水文地质121.4矿井勘探类型及勘探程度评价17第2章 井田开拓182.1 矿井设计生产能力及服务年限182.1.1矿井工作制度182.1.2矿井设计生产能力182.2矿井境界及储量192.2.1井田边界192.2.2储量202.3井田开拓242.3.1工业场地及井口位置选择242.3.2井筒形式的确定262.3.3 井筒数目的确定262.3.4井田内划分及开采顺序282.3.5 开采水平的划分及水平标高确定282.3.6 阶段运输大巷和回风大巷的布置292.4井筒设计332.5井底车场362.5.1 井底车场形式选择及硐室布置362.5.2 井底车场线路设计382.5.3 井底车场通过能力计算392.6方案比较、确定开拓系统41第3章 大巷运输及设备463.1大巷运输方式选择463.1.1大巷煤炭运输方式选择463.1.2大巷辅助运输方式选择463.2矿车473.3运输设备选型483.3.1电机车选型483.3.2带式输送机选型48第4章 采区布置及装备504.1 采（盘）区布置504.2采区的划分504.2.1采区划分方案504.2.2采区参数的确定504.3 采矿（煤）方法524.3.1.采煤工艺524.3.2、综采工艺534.3.3综采工艺流程注意事项554.4采区巷道布置574.5 巷道掘进与掘进机械化594.6 工作面设备确定604.7 劳动组织614.8 技术经济指标分析62第5章 矿井通风与安全635.1拟定通风系统635.1.1矿井通风系统的要求635.1.2确定矿井通风系统635.1.3矿井通风方法665.1.4矿井通风网络的确定675.2矿井风量计算685.2.1矿井风量计算原则685.2.2矿井需风量计算685.2.3矿井风量的分配725.3矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算775.3.1矿井通风总阻力计算原则775.3.2阻力计算公式775.3.3矿井通风容易、困难时期的确定785.4通风难易程度评价835.5矿井通风设备的机选型845.5.1矿井主要通风设备的要求845.5.2计算通风机工作风压845.5.3计算通风机工作风量855.5.4主要通风机选型855.5.5通风机的实际工况点865.5.6电动机选择875.5.7局部通风机选择895.6概算矿井通风费用915.6.1电费（W1）915.6.2设备折旧费(W2)925.6.3材料消耗费用(W3)935.6.4通风工作人员工资费用(W4)935.6.5专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费(W5)935.6.6每吨煤的通风仪表的购置费和维护费用(W6)945.7预防灾害的安全技术措施945.7.1瓦斯管理措施945.7.2防尘945.7.3防火955.7.4防水95第6章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型966.1 矿井提升设备选型966.1.1 已知原始条件和数据966.1.2 主井提升设备的选型966.1.2副井提升设备的选择996.2 主运输设备选型1016.2.1运输下山带式输送机1016.2.2上仓皮带斜巷带式输送机输送机1026.2.3无极绳绞车1026.2.4刮板输送机1036.3 矿井排水设备选型1036.3.1 中央水泵房排水设备1046.3.2 +570m水泵房排水设备1086.4 压缩空气设备选型110第7章 煤矿环境保护1127.1环境现状及地面保护物概述1127.1.1自然环境概况1127.1.2社会环境概况概况1127.2主要污染及治理1127.3 资源开发对生态环境的影响与评价1147.3.1开采沉陷计算1147.3.3地表塌陷治理对策建议1207.4资源开采环境损害的控制与生态重建1227.4.1控制开采引起地表建筑设施的开采方法1227.4.2开采引起环境损害的控制方法与复垦及生态重建1237.4.3开采引起水资源的损害和控制方法1247.5矿区环境保护与生态重建投资估算1247.6主要结论125参考文献126矿山相似材料模拟实验中锚杆测力计研制与应用1270 研制背景1271 以往设计的成果1282锚杆测力计设计1282.1弹性材料测力计要求1282.2圆环测力计材料1292.3 尺寸确定1303 测力计电路设计1343.1 传感器构成1343.2 丝式应变片及其粘贴1343.3 电路原理1343.4 应变片的贴法1364锚杆测力计制造1365锚杆测力计标定1376 锚杆测力计应用实例1387 结论141致 谢1434目 录第1章 矿井地质概况11.1矿井位置及交通11.1.1交通位置11.1.2地形地貌21.1.3气象及水文情况21.1.4矿区概况21.2 矿井地层及地质构造31.2.1地层31.2.2构造61.3矿体赋存特征及开采技术81.3.1煤层及煤质81.3.2其他情况121.3.3水文地质121.4矿井勘探类型及勘探程度评价17第2章 井田开拓182.1 矿井设计生产能力及服务年限182.1.1矿井工作制度182.1.2矿井设计生产能力182.2矿井境界及储量192.2.1井田边界192.2.2储量202.3井田开拓242.3.1工业场地及井口位置选择242.3.2井筒形式的确定262.3.3 井筒数目的确定262.3.4井田内划分及开采顺序282.3.5 开采水平的划分及水平标高确定282.3.6 阶段运输大巷和回风大巷的布置292.4井筒设计332.5井底车场362.5.1 井底车场形式选择及硐室布置362.5.2 井底车场线路设计382.5.3 井底车场通过能力计算392.6方案比较、确定开拓系统41第3章 大巷运输及设备463.1大巷运输方式选择463.1.1大巷煤炭运输方式选择463.1.2大巷辅助运输方式选择463.2矿车473.3运输设备选型483.3.1电机车选型483.3.2带式输送机选型48第4章 采区布置及装备504.1 采（盘）区布置504.2采区的划分504.2.1采区划分方案504.2.2采区参数的确定504.3 采矿（煤）方法524.3.1.采煤工艺524.3.2、综采工艺534.3.3综采工艺流程注意事项554.4采区巷道布置574.5 巷道掘进与掘进机械化594.6 工作面设备确定604.7 劳动组织614.8 技术经济指标分析62第5章 矿井通风与安全635.1拟定通风系统635.1.1矿井通风系统的要求635.1.2确定矿井通风系统635.1.3矿井通风方法665.1.4矿井通风网络的确定675.2矿井风量计算685.2.1矿井风量计算原则685.2.2矿井需风量计算685.2.3矿井风量的分配725.3矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算775.3.1矿井通风总阻力计算原则775.3.2阻力计算公式775.3.3矿井通风容易、困难时期的确定785.4通风难易程度评价835.5矿井通风设备的机选型845.5.1矿井主要通风设备的要求845.5.2计算通风机工作风压845.5.3计算通风机工作风量855.5.4主要通风机选型855.5.5通风机的实际工况点865.5.6电动机选择875.5.7局部通风机选择895.6概算矿井通风费用915.6.1电费（W1）915.6.2设备折旧费(W2)925.6.3材料消耗费用(W3)935.6.4通风工作人员工资费用(W4)935.6.5专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费(W5)935.6.6每吨煤的通风仪表的购置费和维护费用(W6)945.7预防灾害的安全技术措施945.7.1瓦斯管理措施945.7.2防尘945.7.3防火955.7.4防水95第6章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型966.1 矿井提升设备选型966.1.1 已知原始条件和数据966.1.2 主井提升设备的选型966.1.2副井提升设备的选择996.2 主运输设备选型1016.2.1运输下山带式输送机1016.2.2上仓皮带斜巷带式输送机输送机1026.2.3无极绳绞车1026.2.4刮板输送机1036.3 矿井排水设备选型1036.3.1 中央水泵房排水设备1046.3.2 +570m水泵房排水设备1086.4 压缩空气设备选型110第7章 煤矿环境保护1127.1环境现状及地面保护物概述1127.1.1自然环境概况1127.1.2社会环境概况概况1127.2主要污染及治理1127.3 资源开发对生态环境的影响与评价1147.3.1开采沉陷计算1147.3.3地表塌陷治理对策建议1207.4资源开采环境损害的控制与生态重建1227.4.1控制开采引起地表建筑设施的开采方法1227.4.2开采引起环境损害的控制方法与复垦及生态重建1237.4.3开采引起水资源的损害和控制方法1247.5矿区环境保护与生态重建投资估算1247.6主要结论125参考文献126矿山相似材料模拟实验中锚杆测力计研制与应用1270 研制背景1271 以往设计的成果1282锚杆测力计设计1282.1弹性材料测力计要求1282.2圆环测力计材料1292.3 尺寸确定1303 测力计电路设计1343.1 传感器构成1343.2 丝式应变片及其粘贴1343.3 电路原理1343.4 应变片的贴法1364锚杆测力计制造1365锚杆测力计标定1376 锚杆测力计应用实例1387 结论141致 谢143104第1章 矿井地质概况1.1矿井位置及交通1.1.1交通位置 燕家河煤矿位于咸阳市旬邑县城西约23km、彬县县城东北20km处。以百子沟河为界，河东部分行政隶属于旬邑县郑家镇管辖、河西部分行政隶属于彬县新民镇管辖。区内交通运输较方便：燕家河煤矿东距旬邑县城23km、西南距彬县县城20km、东南距西安市150km；距福（州）银（川）高速公路18km；西侧有彬县新民镇公路通过，东部有彬（县）矿（区）旬（邑）公路。见图1-1图1-1 交通位置图1.1.2地形地貌井田位于陇东黄土高塬的西南部，塬高沟深，沟壑纵横。地势总体是北高南低，海拔标高最高处位于北部塬上1220m，最低处位于南部河谷936m，相对高差284m。区内沟谷纵横、切割强烈，沟谷呈树枝状分布，为典型的黄土塬、梁、坡、川地貌。1.1.3气象及水文情况本区地处中纬带高塬区，属暖温带半干旱大陆性气候。据旬邑县气象站近10年统计资料：年平均气温11左右，1月份最低，平均气温-7、7月份最高气温为34.2，平均29.8。霜期一般在10月中旬至次年4月中下旬，无霜期170180天。冰冻期一般在12月上旬至次年2月下旬，冻土层最大厚度为36cm。年平均降水量582.3mm，蒸发量大于900mm。7、8、9三个月为雨季，总降水量为333.6mm，其中9月份降水量为123.6mm。每年35月份为季风期，最大风速为12.7m/s。区内仅有一条百子河自北而南从整合区内中部穿过，向下游汇入泾河。百子河为常年流水，流量一般为0.12m3/s，受季节影响较大。洪水位高程954.06961.72m，平均洪水位线7.66m。区内有民用灌溉用井及饮用水井，多为第四系地下潜水，含水量较大，质较好，矿化度一般小于1.0g/l。1.1.4矿区概况（1）矿区开发情况燕家河井田的地质勘探工作始于上世纪六十年代初期，石油地质勘探队、煤田地质勘探队在本井田做了大量工作。1964年，陕西省一八六煤田地质勘探队在本井田的南部浅区进行煤田勘探，发现了区内主要可采煤层。1979年，陕西省一八六煤田地质勘探队提交了彬县东部地区煤田地质普查报告。 1992年7月，陕西省一八六煤田地质勘探队提交了陕西省旬邑县燕家河井田勘探（精查）地质报告。为了加快旬邑县燕家河煤矿及彬县百子沟六号井的建设，按照陕西省计划委员会的要求，陕西省一八六煤田地质勘探队于1991年5月对百子沟北段进行详查勘探工作，于1993年6月提交了陕西省彬县百子沟六号井详查勘探地质报告。2006年7月，陕西省地矿局区域地质矿产研究院提交了旬邑县百子沟燕家河煤矿资源/储量检测说明书，累计查明资源/储量5109.9万吨，保有资源/储量4331.4万吨 ，采动量778.5万吨。2009年6月，陕西省核工业地质调查院编制了陕西省旬邑百子沟燕家河煤矿（整合区）勘探报告，提交各类煤炭资源保有量9319.9万吨。燕家河煤矿周边有陕西彬长煤业投资有限责任总公司四号井（已于2006年整合关闭）、旬邑县席家山煤矿、旬邑县皇楼沟煤矿、旬邑县百子煤矿、黑沟二矿及几个乡镇煤矿。（2）矿井经济情况旬邑县总人口27.4万人，农业人口占90以上。农业经济以种植业为主，其出产的优质苹果闻名全国。随着西部大开发的实施，全县调整产业结构、招商引资，积极开发利用彬长矿区煤炭资源为重点，同时发展特色种植业，形成了工业经济为主导的综合产业发展格局。目前全县工业基本形成了以煤炭、医化、果品包装、粮油加工、建筑材料、机械加工修理等六大支柱产业及企业产权、资本结构多种经济成分并存的工业经济发展的新格局。（3）矿井建设材料交通运输 本矿井的煤炭产品可通过公路运至彬县县城和旬邑县县城，并可经彬县县城和旬邑县县城通过G312国道和G211国道运往其它地区，亦可经彬县县城通过西（安）平（凉）铁路外运。为此，本矿井的交通运输条件较好。电源条件 本矿井现有两回35KV供电电源，主供电源引自彬县朱家湾电厂，供电距离18.72km；备用电源引自彬旬输电线路，供电距离24.4km。本矿井供电电源可靠。水源条件 矿井主要水源取自第四系黄土裂隙潜水，水质较好。洛河组砂岩水也是较好的供水水源。主要建筑材料供应条件 矿井建设所用的建筑材料，除钢材需要从外地购进外，木材、水泥、石灰、砖、沙、石等材料均可由当地采购。1.2 矿井地层及地质构造1.2.1地层燕家河井田为全掩盖式煤田，地表多被第三系和第四系地层覆盖。区内地层由老至新依次为：三叠系上统胡家村组（T3h）、侏罗系下统富县组（J1f）、中统延安组（J2y）、直罗组（J2z）、安定组（J2a）、白垩系下统宜君组（K1y）、洛河组（K1l）、第三系上中新统小章沟组（N1x）及第四系下更新统午城组（Q1w）、中更新统离石组（Q2l）、上更新统马兰组（Q3m）、全新统（Q4）。本区含煤地层为侏罗系中统延安组（J2y）。现自下而上分述如下：（1）三叠系上统胡家村组（T3h）全区分布。该地层在区内地表未出露，钻孔亦未穿透，据以往资料及本次勘探成果，其厚度一般1046m。上部岩性为一套灰黑色水平层理极其发育的泥岩，质细腻，稍微风化即沿层理裂开呈“镜片”状，夹灰色粉、细粒砂岩；下部为灰绿色巨厚层状中细粒长石石英砂岩，中夹灰绿色泥岩。砂岩成分以石英、长石为主，分选中等，磨圆度一般，具垂直裂隙，含泥质包体；泥岩质纯细腻，均匀层理。（2）侏罗系（J）仅在井田南部边界、百子沟局部沟谷中出露中侏罗统直罗组和安定组，厚度一般为92268m。分述如下： 下侏罗统富县组（J1f） 岩性为灰灰绿色、紫褐色泥岩、泥质粉砂岩、细粒砂岩，底部偶见角砾岩，角砾成分为三叠系砂岩和泥岩，砾径13cm。泥岩呈块状，松软易破碎，含鲕状菱铁质结核，鲕粒一般为1mm。富县组在整合区内大部分分布，但沉积厚度、岩性、沉积类型变化较大。井田内西部及南部隆起区一般无沉积或保存较薄，厚度05m。是以紫杂色铁质泥岩为特征的残积相，中部及东北部低凹区沉积较厚，厚度524m，为灰绿色泥岩、砂质泥岩、细砂岩。与三叠系假整合接触。井田内最大厚度68.00m，平均厚度24.02m。 中侏罗统延安组（J2y）延安组为含煤地层，区内无出露。钻孔揭露厚度为36.30163.03m，平均101.25m，其岩性以河沼相砂泥岩沉积为主，底部为铝质泥岩、褐灰色泥岩、砂质泥岩，与富县组或三叠系胡家村组假整合接触。含煤422层。下含煤段的8煤层为主要可采煤层。中煤段的6、7煤层多不可采，5煤层多分岔成23个分煤层，即5-1、5-2、5-3，4煤层很少保存。上含煤段的1、2、3煤层皆不可采。中侏罗统直罗组（J2z）上部紫红色、灰绿色、紫灰色泥岩及砂质泥岩，夹灰绿色、灰紫色中粗粒砂岩，含黄铁矿结核；下部以灰绿色，灰白色砂岩为主，底部为灰白色含砾粗砂岩，分选差，泥质胶结，砾石成分以石英岩块为主，砾径15cm。与下伏延安组假整合接触。井田内厚0.0044.74m，平均厚28.56m。 中侏罗统安定组（J2a）全区分布，为棕红色、紫红色砂质泥岩，夹薄层紫灰色、灰绿色中粗粒砂岩，底部为13m含砾粗岩。砂岩成熟度低，以长石杂砂岩为主，次为长石石英杂砂岩，次棱角状，分选差，钙泥质胶结，块状。泥岩含砂量高，并含钙质结核。本组地层以干旱气侯平原洪积相沉积为主。与中侏罗统直罗组假整合接触。井田内厚059.85m，平均厚29.45m。（3）白垩系下统（K1） 下白垩统宜君组（K1y）岩性为杂色巨厚层状粗砾岩，夹粗砂岩透镜体。砾石成分主要为花岗岩、变质岩块次为石英岩块。砾径一般515cm，最大25cm以上，次棱角次圆状，分选差，基底式或孔隙式胶结，致密坚硬。与下侏罗统安定组假整合接触。井田内厚10.6570.32m，平均厚度43.31m。 下白垩统洛河组（K1l）岩性为紫红色、棕红色细粗粒长石砂岩，中夹35层中厚层状杂色粗砾岩层及薄层棕色砂质泥岩。砂岩成分主要为石英、长石，次棱角次圆状，分选一般，钙泥质胶结，局部含有粗砾岩块夹中厚层状和透镜状粗砾岩，主要成分为花岗岩、变质岩及石英岩块，砾径38cm，最大15cm，孔隙式胶结，致密坚硬，为河流相沉积。、井田内厚37.42293.10m，平均厚174.05m。（4）第三系上中新统小章沟组（N1x）为棕褐色粘土，砂质粘土，底部常见浅棕灰色砂砾石层。粘土中含钙质结核；砂砾石成分复杂，分选、磨圆度差，半成岩。出露沟谷两侧，位于黄土层以下，与下伏各地层不整合接触，厚一般2030m左右。（5）第四系（Q）在井田内内广泛分布，更新统（Q 1-3）为塬面黄土堆积。全新统（Q4）为现代河流及洪积物堆积。具体划分为： 第四系下更新统午城组（Q1w）岩性为浅棕灰色-浅棕灰黄色砂质粘土质黄土，较致密坚硬，夹57层古土壤，并夹钙质结核层。与下伏地层不整合接触。厚3555m。 中更新统离石组（Q2l）岩性为浅棕黄色亚粘土质黄土，含钙质结核。夹1018层暗棕红色古土壤层，厚度60130m。 上更新统马兰组（Q3m）岩性为淡黄色粉砂质黄土，疏松多孔垂直节理发育，含蜗牛化石。主要在塬面堆积，一般厚815m。 第四系全新统现代沉积（Q4）主要分布在河流、沟谷及两岸一级阶地，岩性为亚粘土砂和砂砾石层，与下伏地层均不整合接触。厚度010m。详见表 旬邑百子沟燕家河煤矿地层综合柱状图1.2.2构造（1）大地构造位置彬东普查区位于彬旬凹陷带中段，南邻东西隆起，东北接陕北斜坡。东西隆起位于蒿店御驾宫大断裂以南，为一古生界奥陶系、含武系及震旦系组成的近于东西向复背斜构造；南以武功三原大断裂与渭河地堑相接；北与东西向箱状背斜、开阔向斜相间的北缘挠褶带相邻。陕北斜坡为一西倾单斜构造，中心部位地层平缓，以构造简单为其特点。东部边缘延安、黄陵焦平一线，为一组北东向构造，自北而南构造幅度增大。普查区位于北缘挠褶带北东向雁行式构造内侧，构造受相邻地区严格控制。构造在南部、西部为近东西向，在东部向北东东、北东方向偏转。构造幅度受着东、南两侧大地构造单元影响，区内构造自南而北，自东而西逐次变缓或倾没。（2）区域构造区域构造宏观上为一北西方向倾斜的单斜构造形态。在大单斜之上，可见次一级平缓褶曲构造，其构造线方向近东西，向东北方向延伸，走向向北东东偏转。彬东普查区大地构造分区见图12。现分述如下：图1-2 井田构造图 彬县背斜：轴线经店子头、水节沟、百子沟，东至三水河的枣林河滩。过土桥镇北，向北东东方向偏转出普查区。轴线在普查区内近东西向，轴部出露地层：百子沟以西为T3y3地层，枣林河滩以东为T3y1，两翼地层在百子沟以西为侏罗系、白垩系地层，以东为T3y3地层，背斜北翼地层倾角较大，形成东西向挠褶带，在西端为1215，东端为1525，最大达45。南翼倾角平缓，一般为35。从形态分析为一北陡南缓向西倾没的梳状背斜。 大佛寺向斜：位于彬县背斜及其北的亭口背斜与旬邑背斜之间。百子沟以西向斜中心可见侏罗系出露，以东见三叠系。向斜内地层平缓，为一南陡北缓的不对称宽缓向斜。 旬邑背斜：轴线东经第家河滩东沟进入普查区，过旬邑城南的鸡儿咀，经百子沟煤矿在彬县城北倾没于大佛寺向斜。轴线走向呈北东6570，向北东方向偏转。轴部出露地层在百子沟西倾没地段为侏罗系、白垩系地层，以东为延长群地层。在百子沟以西，白草坡以东两翼为侏罗系、白垩系地层，中段为延长群地层。北翼倾角1015，南翼倾角35。形态上为一南缓北陡向西倾没的梳状背斜。 第家河滩向斜：位于旬邑背斜及亭口背斜之间。旬邑城北崔家河背斜迭置其中，为该向斜次级构造。崔家河以东见侏罗系、白垩系地层，以西见T3y1与残留J1f地层。 亭口背斜：经小章南进入普查区，过79号、70号、80号孔区向北东东方向延伸，经三水河向东出普查区。从构造延伸方向判断，向东与东北部与马兰背斜相接。该背斜西部进入普查区后，呈北东东方向延伸，轴部在70号孔区以西高点区见延安组，70号孔区及以东构造点见直罗组、安定组地层超覆。两翼均为侏罗系及白垩系地层。北翼倾角较大，为510，南翼较小为23。其形态为一宽缓背斜。 史家河向斜：在亭口背斜与罗店背斜间经本区32号、54号、84号钻孔及以东地区。向斜轴部地表为白垩系，构造平缓。在史家河马屋区向斜中心见华池组K1h地层，两翼为洛河组K1l地层。向斜显示明显。 罗店背斜：在马家河进入普查区，经甘家店、秋坡头向北东东方向延伸。该构造轴部侏罗系各组地层均变薄，富县组地层缺失，普查区内甘家店背斜高点缺失侏罗系各组地层。该背斜起伏幅度较小，北翼倾角58，南翼为23，为一宽缓背斜。 胡家河向斜：位于罗店背斜与雅店背斜之间。经49号孔进入普查区，过63号孔北出省界，地表显示不明显。在49号孔、63号孔区明显反映为一向斜构造。 雅店背斜：经57号孔北东方向延伸出省，从西侧钻孔资料分析，构造平缓，两翼倾角在35之间，为一宽缓背斜。区内末见岩浆岩。1.3矿体赋存特征及开采技术1.3.1煤层及煤质（1）煤层通过对井田内41个探煤钻孔（收集的24个区内钻孔、8个区外钻孔和本次施工的9个钻孔）见煤进行详细对比研究，共划分出编号煤层9层，分别为1煤层、3煤层、4煤层、5-1煤层、5-2煤层、5-3煤层、6煤层、7煤层、8煤层。井田内钻探揭露含煤地层深度105.95717.80m，平均517.86m；厚度43.11163.03m，平均101.79m；煤层总厚度2.34m18.23m，平均总厚度9.59m，含煤系数9.42%；可采煤层总厚度0.8014.30m，平均总厚度6.83m，可采含煤系数6.71。 井田内钻探揭露控制的可采煤层8#层。其余煤层可采点少或不连片，为不可采煤层。各可采煤层特征见表131。其特征分叙如下：8煤层：为井田内主要可采煤层，位于延安组下含煤段下部。厚度0.377.64m，平均4.78m，为厚煤层。结构简单复杂，夹矸一般为12层，最大可达8层，夹矸岩性为炭质泥岩、泥岩，局部为粉细粒砂岩。钻探揭露埋深101.25701.62m，平均509.37m，煤层底板标高470840m， 49个见煤点中45个可采点，分布面积14.28km2，可采面积12.20km2。煤层倾向北偏西，倾角34，南部较陡，可达15。煤层厚度变化规律是井田内东西部两侧薄，中部厚。8煤层为井田内大部可采的较稳定煤层。可采煤层特征见表11。（2）煤的化学性质 水分(Mad)8煤原煤水分含量在2.305.25%之间，平均4.27%；浮煤水分含量在2.357.36%之间，平均3.58%。垂向上原煤水分含量有自上而下略降低的趋势。表1-1 可采煤层特征一览表煤层编号 厚度（m）最小最大平均结 构稳定性可采程度煤层倾角()煤的视密度(t/m3)夹矸层数一般最多8煤0.377.644.78简单复杂较稳定大部可采3151.4128顶板伪顶：黑灰色泥岩、炭质泥岩。直接顶：泥岩、泥质粉砂岩，砂质泥岩。老顶：中、粗粒砂岩，底板铝土质泥岩 灰分（Ad）a原煤灰分8煤的原煤灰分产率在5.6132.25%之间，平均16.92%，属中灰煤。井田内大部地段为中灰煤，中部地段含少量的低灰煤和特低灰煤。从垂向上看：上部煤层的原煤灰分产率较下部煤层原煤灰分产率较高。b浮煤灰分8煤浮煤灰分产率在4.0511.57%之间，平均7.75%。浮煤灰分均比原煤有较大幅度的降低，可见煤层的灰分易于选除。 挥发分(Vdaf)8煤原煤可燃基挥发分产率在20.0338.82%之间，平均29.72%，浮煤挥发分产率26.0238.20%之间，平均30.69%。井田内原煤、浮煤挥发分产率分布较均匀，变化幅度很小。 煤的固定碳井田区各煤的空气干燥基固定碳为61.53，井田内的煤属于中等固定碳煤。 全硫（St,d）8煤原煤全硫含量在0.122.59%之间变化，平均0.74%，以特低硫煤为主。井田中部为特低硫煤，南部地段为中硫煤，西部、东部为中高硫煤。经浮选后， 8煤的全硫平均含量分别为0.38%，相对于原煤全硫含量有所降低。从垂向上变化来看，随着深度的增加，各煤层的原煤、浮煤全硫含量逐渐降低。 各种硫原煤全硫成分中，硫化铁硫平均值在0.751.96%；有机硫平均值在0.160.85%之间，总体上硫化铁硫含量低于有机硫。从煤层来看，各煤层有机硫含量较高，硫酸盐硫含量均很低，平均值在0.030.04%之间变化。经过1.4密度液浮选后，在浮煤中硫化铁硫降低较大，硫酸盐硫和有机硫与原煤相比变化不大。各煤层的各种硫主要以有机硫为主，硫化铁硫次之，硫酸盐硫少量。 有害元素a氯（Cl）：井田内煤层干燥基氯含量变化较大，各煤层的干燥基氯含量小于0.050%，属特低氯煤。b砷（As）：井田内各煤为二级含砷煤，由于砷在煤中主要以硫化物与黄铁矿结合在一起而存在，分析结果表明，煤中的黄铁矿硫高，砷含量也高，但经洗选后，砷含量一般低于3PPM。c磷（P）：井田内的煤属于特低磷煤。（3）煤的工艺性能 发热量井田内各煤层的原煤干燥基高位发热量平均值在30.1230.96MJ/kg之间变化，各煤层均为特高热值煤。各煤层发热量见表12。表1-2各煤层发热量统计表 煤层 编号原煤（MJ/kg）浮煤（MJ/kg）Qgr.d（MJ/kg）Qnet.d（MJ/kg）Qgr.d（MJ/kg）Qnet.d（MJ/kg）8煤层27.54-33.6521.30-31.0830.11-32.7529.57-31.91 30.12（28） 26.98（39） 31.69（23） 30.73（21） 粘结性与结焦性井田内各煤层黏结指数大部分为0；各煤层的原煤焦渣特征变化在23之间，浮煤焦渣特征在25之间变化，黏结性、结焦性差，只有极少数样品有弱黏结性及弱结焦性。 煤的可磨性井田区内8煤的哈氏可磨性指数分别为60%，已超过50%，系较易磨碎煤。 煤的热稳定性通过对8煤的热稳定性进行测试， 8煤大于6mm的残焦大于70%，反映了煤样燃烧中不易破碎，属高热稳定性煤。 煤的低温干馏8煤焦水含量在6.710.5%之间，平均8.03%；焦油产率在5.39.9%之间，平均7.86%；半焦产率在73.078.5%之间，平均76.05%；气体产率在6.410.0%之间，平均8.08%，焦型以A、B、C型居多，属富油煤。（4）煤的可选性经简选试验得出结论：井田内煤层属中等可选煤。（5）煤类井田内各煤层均属于不粘煤31（BN31），仅含极少量的长焰煤41（CY41）。（6）煤的工业用途本井田的煤层均属中灰、中高硫、中高挥发分、特高热值、不黏结的富油煤，均可作为动力和气化用煤。1.3.2其他情况（1）煤层自然发火据陕西省旬邑县燕家河井田勘探（精查）地质报告和陕西省彬县百子沟六号井详查勘探地质报告取样试验资料， 8煤层的原煤着火温度为326358C，氧化样着火温度为298350C，均为易自燃发火的煤，发火期为13个月。2008年3月，燕家河煤矿经过陕西省煤矿安全装备检测中心检验，8煤的自燃等级为级，煤的自燃倾向性质为容易自燃。（2）瓦斯据陕西省旬邑县燕家河井田勘探（精查）地质报告化验分析， 8煤层自然瓦斯成分以氮气为主。甲烷值大部分为0，最高值61.07，最高含量1.15mml/gr。8煤层均属瓦斯风化带范畴，瓦斯分带大面积属CO2N2带。据陕西省旬邑县燕家河井田勘探（精查）地质报告化验分析， 8煤层自然瓦斯成分以氮气为主。甲烷值大部分为0，最高值59.57，最高含量1.24mml/gr，瓦斯分带属N2CH4带。(3) 煤尘本井田煤的挥发分一般在30以上，据陕西省旬邑县燕家河井田勘探（精查）地质报告和陕西省彬县百子沟六号井详查勘探地质报告取样试验资料， 8煤层火焰长度为60400mm，扑灭火焰的岩粉用量6065，煤尘均有爆炸性。2008年3月，燕家河煤矿经过陕西省煤矿安全装备检测中心检验，8煤层火焰长度300mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量70，鉴定结论为煤尘有爆炸性。（4）地热据陕西省旬邑县燕家河井田勘探（精查）地质报告测温资料，现井田地温梯度3，为地温异常区。而据陕西省彬县百子沟六号井详查勘探地质报告测温资料，接续区地温梯度3，为地温正常区。矿井开采20多年来，井下地温末出现异常现象。1.3.3水文地质（1）区域水文地质本区位于鄂尔多斯盆地南缘，陇东黄土高塬的西南部，属典型的黄土塬、梁、坡、川地貌景观。区内塬高沟深，地形复杂，但地质构造、水文地质条件简单，第四系松散沉积物广布，基岩沿较大沟谷出露。地下水的形成分布受地质、地貌、构造及水文气象诸因素的综合控制。因该区地表坡降大，透水性差，大气降水主要形成地表径流流走，仅少量渗入补给地下水。第四系河谷区冲、洪积层主要沿沟谷分布，靠近地表水体，富水性较好，与大气降水和地表水关系密切，丰水期接受大气降水及河水渗入补给，枯水期反向补给河水。第四系中更新统马兰组、离石组黄土层孔隙裂隙含水层大面积分布于黄土塬、梁、坡地带，大气降水是唯一补给来源，地下水自分水岭处向沟谷方向迳流，以泉的形式渗出地表。承压水赋存于白垩系砂、砾岩和侏罗系的中、粗粒砂岩中，其主要接受上部潜水垂向补给和来自上游方向的侧向补给；承压水的径流方向主要沿着地层倾向向北西径流，主要排泄于沟谷区。（2）井田水文地质条件井田位于彬东普查区中南部，以黄土塬、沟、峁地貌为主，地形西北部高，沿近北东南西向百子沟一带沟道低。黄土广布，厚度较大，地形破碎，沟壑纵横。海拔标高在9541220.5m，最高海拔位于井田北部，高程1220.5m；最低点位于井田中南部河谷，高程936m，相对高差284m。井田内百子河为唯一常年性河流，丑寺沟、苏村沟、新民堡沟属季节性沟流，由北而南向下游归入泾河，最终流入黄河。百子沟河流量一般0.12m3/s，水质属HCO3MgNa型淡水，矿化度0.3g/l。（3）含（隔）水层特征 第四系全新统冲、洪积层孔隙潜水（Q4）主要分布在百子沟河谷两岸，呈带状分布于河流两岸一级阶地，岩性一般为亚粘土、亚砂土，下为砂砾石层。一般厚度2.50m，富水性弱。接受大气降水及地表水的补给。 第四系黄土孔隙裂隙潜水（Q3+O2+Q1）上部为马兰组（Q3）：分布于梁塬表层，以浅灰黄色粉土为主，疏松多孔，垂直节理发育，厚度一般815m，透水而不含水。中部为广泛分布的离石组地层（Q2）：以浅棕黄色砂质粘土为主，夹多层较致密的棕红色砂质粘土（古土壤层）和钙质结核层，厚度60130m，孔隙性稍好，易形成弱富水性区，泉水流量0.10.6L/s。下部为午城组（Q1）地层：以致密的浅灰黄色亚粘土为主，含零星钙质结核,顶部常有一层较厚的钙质结核层，厚度3555m,较致密隔水性较好。据精查抽水试验结果，单位涌水量0.0110.052L/sm，水质类型为HCO3NaCaMg，富水性较弱，矿化度为0.25g/l,属淡水，补给来源为大气降水。 第三系小章沟组孔隙水（N1x）：全井田分布，沟谷均有出露。上部岩性以棕红色粘土和砂质粘土为主，含零星分布之钙质小结核，夹24层紫红色粘土，厚度5070m；下部以暗灰色、灰白色砂、砂砾石及半胶结之砾岩、砂砾岩组成，孔隙性较好，厚度约5m。为富水性弱-中等含水层，水质多为HCO3NaMg型水，矿化度0.20.5g/l，属淡水。补给来源以大气降水为主。 白垩系下统洛河组、宜君组承压含水岩组（K1y+l） 全井田分布，地表无出露，钻孔揭露厚度20.10242.50m，由南向北逐渐变厚。以紫红色与棕红色中、粗粒砂岩为主，局部加棕红色粉砂岩及泥岩，底部为紫灰色砂砾岩透镜体。含水层由中粗粒砂岩及砾岩组成，厚20.51127.43m，粉砂岩及泥岩，在局部地段可形成相对隔水层，隔水性能较差。地下水由北东向南西运动，补给来源主要为区域侧向径流补给。水Y4号钻孔对该含水层进行了抽水试验结果单位涌水量q=0.1675l/sm,渗透系数K=0.1137md。水质类型为HCO3NaMg，矿化度为0.485g/l,属淡水，为井田内基岩中富水性中等含水层。 侏罗系中统安定组隔水层（J2a）全井田分布，以紫红色棕红色泥岩及砂质泥岩为主，厚度25.10-40.82m，一般厚约30m，为洛河、宜君组含水层之下隔水层。 侏罗系中统直罗、延安组承压裂隙复合含水岩组（J2z+J2y）直罗组上部以暗紫红色、灰绿色泥岩、砂质泥岩为主，夹薄层中、粗砂岩，下部为灰绿色、灰白色中粗粒砂岩夹砂质泥岩，厚度在520m之间。延安组：全区分布，岩性为灰-深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及细粒砂岩为主，此为灰白色中粗粒砂岩夹炭质泥岩及煤层。厚度43.11-134.60m，一般厚90m左右。该层段中的中粗粒砂岩及主要煤层为其主要含水岩层，一般厚2040m，由南东向北西逐渐变厚。直罗组、延安组承压裂隙复合含水岩组具有相同的水文地质特征，且均为直接充水含水层，故按一个含水岩组对待。该段其上下之少量中粗砂岩、砂砾岩，在厚度稍大、埋藏较深、构造裂隙发育不良的条件下，可形成富水性微弱的含水层。水Y4号钻孔对该含水层进行了抽水试验结果单位涌水量q=0.000243l/sm,渗透系数K=0.000476md。水质类型为SO3Na性，矿化度为2.614g/l,属微咸水，为区内基岩中弱富水性含水层。 侏罗系下统富县组隔水层（J1f）全区分布，岩性为紫红色灰紫色泥岩、砂质泥岩夹粉砂岩及铝土质泥岩，厚1.9666.91米，隔水性能良好。 三叠系上统胡家村组相对隔水岩组（T3h）从钻孔中揭露的少量地层看，多为灰绿色或深灰色泥岩、粉砂岩与部分中细粒砂岩互层。未见较大含水层，为富水性微弱的含水层。（4）地下水补给、迳流、排泄条件区内地下水主要以大气降水补给为主，本区降水量年际、月际变化均较大。据气象资料，多年平均降雨量470.6589.5mm，且主要集中在7、8、9月，占全年降雨量的5565，降雨形式多为雷雨和暴雨，对地下水的补给十分不利。另外，由于区内冲沟发育，地形切割强烈，植被稀少，降水大部分以地表径流排泄。补给量的多少，因各含水层所处的地貌单元及埋藏条件不同各有差异。第四系冲、洪积层潜水主要沿沟谷分布，靠近地表水体，富水性弱，与大气降水和地表水关系密切，丰水期接受大气降水及河水入渗补给，枯水期反向补给河水。第四系黄土孔隙、裂隙潜水含水层广泛分布于梁峁地带，大气降水是唯一的补给来源。水量小，地下水自分水岭处向沟谷方向径流，多于沟脑部位及沟底沟床附近以面状出水点或泉的形式渗流出地表。午城组地层中致密的浅灰黄色亚粘土较致密构成该含水层的局部的隔水底板。基岩含水岩层在裸露区接受大气降水及地表水的补给，部分接受上部潜水的垂向补给，总体沿地层倾向由北东向南西缓慢径流。据以往资料水力坡度仅0.26/10000。在当地侵蚀基准面以上的部分，在沟谷内裂隙发育地带以侵蚀下降泉的形式排出补给地表水；侵蚀基准面以下，因受上覆泥岩、粉砂岩隔水层影响，形成承压水，富水性弱，径流速度缓慢。总之，区内大气降水补给地下水，地下水补给地表水。基岩构造裂隙在风化应力作用下扩大加深，为地下水提供一定的赋存空间，浅层地下水补给条件好，水量相对较大，动态变化也大；深层水补给条件差，水量小，动态变化不明显，地下水随深度增加矿化度逐渐升高，反映出地下水交替速度十分缓慢，几乎到滞流状态。（5）生产矿井开采过程中充水情况燕家河煤矿及附近生产矿井开采煤层为8煤层，矿井水主要来自煤层上部中粗粒砂岩含水层的砂岩裂隙内，多以渗出、滴出的方式充入巷道，水量较小。据调查，一般情况下，在放顶初期水量稍大，持续很短时间后，涌水量逐渐减小，说明矿坑水主要为导水裂隙带影响范围内含水层的储存量，且补给条件差。矿井煤层较稳定，地层平缓，无断裂，构造简单，水文地质条件属简单类型。燕家河煤矿采用立井斜井开拓方式开采8煤层。充水方式主要为顶板冒落进水。矿井自建井以来尚未出现过灾害性突水现象。（6）矿井充水因素分析从区内及周边地区煤矿调查可以看出，矿坑充水有大气降水、地表水、地下水和老窑积水等四个因素。 大气降水本区属暖温带半干旱气候，降水量少，据旬邑县气象资料，多年年平均降水量582.3mm，大气降水主要集中在7、8、9月，总降水量为333.6mm，约占全年降水量的57以上，因矿区内沟谷纵横，地表坡降比大，透水性差，大气降水主要形成地表径流，少量渗入补给地下水。 地表水区内地表水主要为自北东向南西流的百子河，由北而南向下游归入泾河，最终流入黄河。百子沟河流量一般0.12m3/s，区内无较大构造，当矿井井口位于洪水位线以上时，地表水对矿床开采不会造成大的危害。 地下水地下水是通过煤层开采后所形成的冒裂带流入矿坑，其水量大小取决于冒裂带高度及所穿越含水层的厚薄。它沟通冒裂带内的不同基岩含水层使地下水直接进入矿坑，成为矿坑直接充水含水层的充水通道。（7）矿井水文地质勘探类型井田位于彬东普查区中南部，构造简单。煤层直接充水含水层为直罗组、延安组中的中粗粒砂岩承压含水岩组，裂隙不发育，径流条件差，富水性弱；另外区内降雨稀少，且地形切割严重，多形成地表径流，入渗条件差，因此大气降水和地表水对矿床充水影响较小。井田水文地质勘探类型为二类一型，即以裂隙含水层为主的水文地质条件简单的矿床。（8）矿井涌水量据陕西省旬邑百子沟燕家河煤矿（整合区）勘探报告计算，运用“大井法”和“集水廊道法”预测，矿井的正常涌水量为114.14105.89m3/h。1.4矿井勘探类型及勘探程度评价结合该矿地质条件可知，燕家河煤矿井田北部为0-70近水平煤层，南部为缓倾斜煤层最大倾角为150，在井田范围内无任何断层，有一条方向单一的宽缓褶皱。井田内煤层变化比较大，最大为7.48m,最小为0.37m,平均4.78m厚，总体规律为沿井田走向方向中间厚两边薄，但是有一定的规律，绝大部分为可采煤层，综合看该井田构造为简单构造，煤层为第二型较稳定性煤层。第2章 井田开拓2.1 矿井设计生产能力及服务年限2.1.1矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范（GB 50215-2005）中规定，确定本矿井设计生产能力按年工作日330 d计算，地面采用“三八”工作制，井下“四六工作制作业（三班生产，一班检修），每日三班出煤，净提升时间为18h。2.1.2矿井设计生产能力 （2-1）式中 A-矿井设计生产能力，万t/a; ZK-矿井可采储量，万t； T-矿井设计服务年限，a； K-储量备用系数。确定矿井设计生产能力的主要原则：针对本矿井资源条件和外部建设条件，制定合理的开发规模，规避市场风险，做到循序渐进，以安全生产为根本，以经济效益为中心，立足资源条件和近期市场，考虑长远的发展，为矿井创造良好的效益。客观地对煤层赋存条件、煤层开采技术条件（特别是煤与瓦斯因素的影响）等进行分析研究，综合考虑瓦斯限产和合理的工作面生产能力，实现合理集中生产的原则。充分考虑矿井外部运输条件、电厂燃煤和其他市场的需求能力。充分考虑到现有技术水平和科技进步，经多方案技术经济比较及投入产出的评价，以最佳整体效益为目的，对设计生产能力进行科学决策。本井田资源量比较丰富，具备建设大型矿井的资源基础，全井田内煤层资源总量（包含预测的资源量时）为6592.4万t，设计可采储量4832.38万t，可以看出，设计生产能力90万t/a时，矿井服务年限分别为53.69a，满足现行煤炭工业矿井设计规范（GB 50215-2005）中的规定。2.2矿井境界及储量2.2.1井田边界在煤田划分为井田时，要保证井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发，煤田划分为井田的原则：井田范围内的储量、煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应。保证井田有合理尺寸。充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层、褶曲）等。合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井的关系。结合实际情况，旬邑中达燕家河煤矿的井田境界由以下14个坐标拐点连线圈定。井田面积16.221 km2，井田拐点坐标见表21。图2-1 井田边界井田范围：燕家河井田东部、北部及西部均无煤矿开采，南部为陕西彬长煤业投资有限责任总公司四号井（已于2006年整合关闭），东南部为旬邑县皇楼沟煤矿，井田面积16.221km2。表 2-1旬邑中达燕家河煤矿井田拐点坐标一览表拐点号拐点坐标拐点号拐点坐标纬距（X）经距（Y）纬距（X）经距（Y）1365666763880939838845003651866023656695138777649388450036519000336568412387783103885400365190004388400036516810113885400365201005388400036518000123657250838790016388450036518000133657124138800387388445036518660143657010538815472.2.2储量（1）矿井地质资源量包括：探明的内蕴经济资源量（331）、控制的内蕴经济资源量（332）和推断的内蕴经济资源量（333）。保有地质资源量7592.4万吨(含河流、道路、村庄压覆量),探明的内蕴经济资源量（331）4477.2万吨；控制的内蕴经济资源量（332）2012.1万吨；推断的内蕴经济资源量1103.1万吨。矿井保有地质资源量见表22。表22矿井保有地质资源量汇总表 分类煤层（331）（万吨）（332）（万吨）（333）（万吨）合计（万吨）84477.22012.11103.17592.4合 计4477.22012.11103.16592.4（2）矿井工业资源（Zg）工业资源储量分为探明的资源量（包括经济的基础储量(111b)和边界经济的基础储量(2M11)）、控制的资源量（包括经济的基础储量(122b)和边界经济的基础储量(2M22)）和推断的资源量(333)。工业资源储量可按下式计算：Zg111b+2M11+122b+2M22+333K= 6371.78万吨 （2-2）式中k可行度系数，取0.8表2-3 矿井地质资源量汇总表（万吨）序号煤层编号资源量工业储量地质储量111b122b3332M112M22184477.22012.11103.1007371.787592.4合计4477.22012.11103.1007371.787592.4（3）矿井设计资源量在矿井工业资源量基础上，扣除8煤层的永久煤柱，即为矿井设计资源量。 永久煤柱的留设设计根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的规定，留设井田边界煤柱。由于井田内公路为县级公路，对于整个地区的交通意义不大，考虑到矿井的经济效益不留设保护煤柱，即在损害后及时修正即可。井田内的，百子沟河自北而南从整合区内中部穿过，向下游汇入泾河，为常年流水，流量一般为0.12m3/s，对当地生态环境和农业灌溉意义不大，按照最大导水裂隙带算高为628=168m, 导水裂隙带高度，沿河煤层埋深最小为323m,其中岩层厚度最小为190m，结合该井田的水位地质条件和周边相邻矿生产情况来看，可以看出百子沟河对煤层开采构不成危险，即无需留设保护煤柱。井田中部无村子，井田边界附近由堡子村、凉泉村、葛村、赵家村四个较大的村庄，人口较多，搬迁费用较高，所以需留设保护煤柱。保护煤柱具体计算见后面详解。井田边界煤柱、村庄保护煤柱的留设范围和参数如下：A 井田边界煤柱：以井田边界线为基准，向井田内侧平行留设20m；b 赵家村、堡子村、葛村和凉泉村等五个村庄共同留设一个保护煤柱，均按按级保护，围护带宽度取10m，上部松散黄土层移动角取50，下部基岩移动角取72，取72，取72-0.6，按垂线法圈定保护煤柱范围。 矿井设计资源量计算在矿井设计资源量基础上，扣除8煤层的工业广场煤柱、井底车场煤柱和下山煤柱（均按50回收计算），乘以8煤层的采区回采率，即为矿井设计资源量。ZS=ZGP （2-3）ZS =7371.78417.02 =6954.76（万吨）式中 ZG矿井8煤层工业资源量，万吨；P永久煤柱损失资源量，万吨。矿井设计资源量见表24。表24矿井设计资源量汇总表 分类煤层工业资源量（万吨）永久煤柱损失资源量（万吨）合 计（万吨）村庄边界合计87371.78389.5427.48417.026954.76合 计7371.78389.5427.48417.026954.76 工业广场、井底车场和8煤层下山煤柱的留设设计根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的规定，留设工业广场、井底车场和8煤层下山煤柱，其留设参数和方法如下：a 工业广场煤柱：按级保护，上部松散黄土层移动角取50，下部基岩移动角取72，取72，取72-0.6，按垂线法圈定保护煤柱范围； b 井底车场煤柱：以受保护的巷道向外平行留设40m；c 8#煤层下山煤柱：以8煤层回风下山和轨道下山向外平行留设20m。（4）矿井设计可采储量计算ZK = ( ZS8P8 ) C8 （2-4）=（6954.7636.12）0.75=5189.98（万吨）式中 ZS88煤层设计资源量； P88煤层工业广场、井底车场和集中大巷煤柱的资源量，万吨（按35回收率计算）； C88煤层采区回采率，按厚煤层取75%。说明:工业场地的保护煤柱西侧无煤，东南北侧为不可采煤层或在大巷保护煤柱中。矿井设计资源量、矿井设计可采储量汇总见表2-5煤层编号矿井地质资源矿井工业储量永久煤柱损失矿井设计资源量工业场地主要井巷开采损失可采储量井田境界综合煤柱合计工业场地主要井巷合计86592.46371.7824.78107.64135.125189.9818.1018.0236.12357.64832.38合计6592.46371.7824.78107.64135.125189.9818.1018.0236.12357.64832.38表2-5 矿井设计资源量表（4）保护煤柱计算垂直断面法的计算步骤；根据已知条件确定一下参数；保护建筑物的保护等级、建筑物的形状和面积、长轴与煤层走向斜交、煤层倾角、煤层在保护范围中央处的埋藏深度H、松散层厚度h、煤层厚度m、该地区的基岩移动角、松散层移动角。确定保护边界，通过建筑群的角点作平行于煤层走向和平行于煤层倾向的四条直线，两两相交得一矩形保护范围。查表2-6得保护宽度s,从矩形保护范围边界向外圈出维护带s,其外缘abcd即为保护煤柱边界。过保护煤柱范围abcd的中心o,作沿煤层走向和倾向的垂直断面-、-。在倾向垂直剖面上标出地表线，受护边界的位置m、n,松散层和煤层等，并标出煤层的倾角，厚度m,埋藏深度H,及简要的地层柱状图。在受护边界点m、n做松散层移动角，与基岩面相交于m1、n1，再从m1、n1点分别作基岩移动角和 ，与煤层底板相交于点m2、n2，点m2、n2分别为沿煤层倾向剖面上保护煤柱的上下边界。将m2、n2投影到平面图上，即得点 M、N。表2-6 矿区建筑物、构筑物保护煤柱的维护带宽度建筑物和构筑物的保护等级维护带宽度s/m2015105将平面图上-线与保护边界的交点q、k投影到走向剖面-上，得q、k点。从q、k点以作直线，与基岩相交于q1、k1，再从q1、k1以基岩移动角做斜线。将-剖面上的m2、n2点分别水平投影到-上，与 -剖面上从q1、k1点以做出斜线相交，得q2、k2 和q3、k3 。 q2、k2为煤柱上边界在-剖面上的投影，q3、k3为煤柱下边界在-剖面上的投影。将q2、k2和q3、k3分别投影到平面图上，得B、C、D、A，依次A、B、C、D连接各点形成的梯形，即为所求保护煤柱的平面图。计算因留设保护煤柱而呆滞的煤量图2-2 垂直断面法2.3井田开拓2.3.1工业场地及井口位置选择（1）工业场地位置选择根据地表等高线图和地面观测的结果，本矿区位于丘陵地区适合布置工业场地的区域不多，结合实际情况有以下三个场地可以布置工业广场。燕家河滩正北方向约500m平地上，标高+1000m,位于井田西部边界；井田南部边界靠近公路处，标高+1162m，位于井田南部边界中部。经过分析比较燕家河滩北工业场地相对于另一个位置有以下五个优点，另外结合井田的开拓方式对比方案，故选择燕家河滩北为本次设计的工业广场。海拔低，能够大量减少巷道工程和运营费用；地势平坦，高差不大，适合进行地面建筑；有足够面积布置工业广场，减少煤炭资源的损失；靠近井田厚煤层，便于第一工作面的布设，缩短投资回收时间；与外界联系方便，交通便利适合煤炭向外运输。井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量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。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。结合以上条件，井口坐标见表2-7表2-7井口坐标名称XY井口标高长度用途主立井3879071.46436569588.935+964.62361.20运煤、进风、安全出口副立井3879071.46436569588.935+964.62358.20运料、 提矸、 进人 、进风 、安全出口回风立井（中期）3881427.0383656568.412109910516.30回风、安全出口2.3.2井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井和立井。在一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。但在解决具体问题时，必须从自然地质条件、技术条件和经济条件各个方面综合考虑。三种井筒形式的优缺点比较见表2-8。本矿井煤层倾角较小，最大15左右，最小3，为缓倾斜煤层；地面标高在+900+1203m之间，不具备平峒开拓的条件。表土层薄，无流沙层；水文地质情况比较简单，涌水量小；井筒不需要特殊施工，可采用斜井开拓或立井开拓。井筒形式有以下几种可选：双立井、主斜副立、主立副斜、双斜井四种形式。由于井底车场是连接井筒与大巷的关键组成部分，如果井筒选择为立井就要求在井筒附近布置井底车场，井底车场本身和保护煤柱将会损失很多煤炭资源，因此选择将井底车场布置到附近无煤的岩层中，然而受到井田地形的影响，井筒只能布置道工业广场即燕家河滩北，结合上述条件，该井田可以选择立井和斜井，具体两方案比较见后面方案比较。确定井筒形式为双立井，主井用箕斗提升，副井用轨道提升。2.3.3 井筒数目的确定煤炭安全规程（GB 50215-2005）第十八条规定，每个生产矿井必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口，各个出口间的距离不得小于30m。由地质条件和相关鉴定该矿井为低瓦斯矿井，为了缩短资金回收期，在矿井达产前时期，回采工作面8101时，同时掘进大巷，形成一进一出通风线路。当系统建立好以后，用主副井进风，回风井回风，其中主井筒、副井筒、回风井中设金属梯子间兼做安全出口，从而形成中央并列式通风系统。表2-8 井筒形式比较井筒形式优 点缺 点适用条件平硐1运输环节和设别少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5煤损少。受地形影响特别大只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井与立井相比：1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延伸方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁。3主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4斜井井筒可作为安全出口，斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2通风线路长、阻力大、管线长度大。3斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2在采深相同的的条件下，井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。5井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。2.3.4井田内划分及开采顺序矿井开采的煤层均属于缓倾斜煤层，地质构造简单，水文地质条件简单。根据井田内煤层的可采范围设计将8煤层划分为三个采区。考虑到建井时间、建井投资等问题，先开采第二采区，缩短建井工期，以便回收资金。在采区中的开采顺序遵循从上到下的原则，在二采区中煤层埋深由浅到深，以次开采，当二采区快结束前提前在三采区中准备相应巷道和工作面，以便顺利接替，保证生产，在一采区中还是按照二采区的开采顺序依次开采，一采区最后开采，开采一采区时依然从由上到下以此开采。2.3.5 开采水平的划分及水平标高确定（1）开采水平划分开采水平的划分将影响矿井建设时期的技术经济指标，影响建井初期工程量，影响基建投资。所以，开采水平的划分要合理。其所遵循的原则如下：具有合理的阶段斜长合理的阶段斜长要便于煤炭的运输，便于辅助提升，方便行人。同时还要考虑要有合理的区段数目。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，另一个新的采区应投入生产，必须提前准备好一个新采区。所以一个采区的服务年限应大于一个采区的开拓准备时间。由此可见，阶段斜长越长，采区储量多，采区的服务年限就越长，越有利于采区的接替。经济上有利的水平垂高我国多年的生产建设实际表明，开采水平垂高过小，将造成严重的采掘失调。合理的加大开采水平垂高，可以增加水平储量和服务年限，有利于集中生产，提高开采水平的生产能力，减少开采水平和同时生产的水平数目。故在运输、通风、排水、巷道维护等技术条件能够达到的情况下，可以适当加大水平垂高，减少水平数目。根据我国开采经验，不同类型矿井的水平垂高见表2-9。按照上述划分原则，井田主采煤层是8煤层，煤层在井田北部为近水平煤层，在井田南部倾角最大达到150，为缓斜煤层。根据地质条件和煤层特征，由于最高点和最低点垂高为270m，因此，本设计划分为一个水平，分为三个采区。表2-9 阶段垂高的经验值矿 井矿体倾角阶段高度（m）煤 矿缓倾斜、倾斜煤层200350急倾斜煤层100250（2）采区划分采区划分的原则：采区走向长度或倾斜长度应根据煤层地质条件、机械化水平、集中化生产的要求、开拓及采准巷道布置综合考虑（综合机械化一翼不小于10003000 m，高等普采不小于5001000 m）；初期投产和达产的采区应尽量靠近主、副井，以求尽量缩短工期和降低投资；开发多煤层的井田，对近距离的煤层经比较可布置联合采区；全井田和第一水平采区划分时，要和采区接替统一考虑；在煤层倾角12，条件适宜时，可采用倾斜长壁布置。 本井田只有8#煤层为可采煤层，北部倾角较小，为近水平煤层，地质构造简单，可以采用倾斜长臂采煤法或走向长臂采煤法，由于该井田走向长度小，中部煤层较厚，即选择在井田西部边界无煤或薄煤区域布置大巷，以减少资源损失，同时达到高产高效综采工作面。井田北部煤层倾角小，一般为1-8井田南部由于倾角相对较大，小部分地方达到15，可采用走向长臂采煤法，根据上述原则，本井田北部划分为两个采区，南部为一个采区，共计三个采区。 2.3.6 阶段运输大巷和回风大巷的布置 （1）大巷类型选择大巷的主要任务是担负煤矸、物料和人员的运输，以及通风、排水、敷设管线。对运输大巷的要求是便于运输、利于掘进和维护、能满足矿井通风安全的需要。运煤大巷运输方式选择我国目前常用的大巷运煤方式主要有矿车和胶带机两种方式。其各自优缺点见表2-10表2-10 大巷运输方式比较运输方式优点缺点适用条件矿车运输1可同时统一解决煤炭、矸石、物料和人员的运输问题。2运输能力大，机动性强，随着运距和运量的变化可以增加列车数。3能满足不同煤种煤炭的分采和分运要求。4对巷道直线度要求不高，能适应长距离运输。5吨公里运输费比较低。1不连续运输。2井型越大，列车调度工作越紧张，其运输能力受到限制。中小型矿井，也有在大型矿井中使用的。要求大巷平，能适应多弯道。胶带运输1实现大巷连续化运输，运输能力大。2操作简单，比较容易实现自动化。3装卸载设备少，卸载均匀。1不能适应不同煤种的分采分运。2要求大巷直。3需开另外一个辅助运输大巷。运量大，运距较短，煤种单一、装载点少、大巷比较直的矿井。本设计矿井为年产0.9Mt/a中型矿井，所以为了能实现高产高效矿井的建设，决定运煤大巷采用带式输送机运输。辅助运输大巷运输方式选择主运采用胶带运输，辅助运输可以采用矿车、单轨吊、卡轨车、齿轨车或无轨胶轮车等，本设计辅助运输选用无极绳绞车。大巷布置方式选择根据煤层数目和层间距的大小，运输大巷布置有三种方式：单层布置、分组布置和集中布置。由于本矿井只有8煤层为可采煤层，因此大巷采用单层布置。其优点：准备工程量小，初期工程量小。大巷层位选择确定运输大巷的具体位置是与选择运输大巷的布置方式密切联系的。由于大巷服务时间长，为了便于维护和使用，大巷不应受到开采煤层采动影响。一般将大巷设在煤层底板岩层中，有条件时，可以考虑设在煤层中。其优缺点见表2-11。本矿井开采主采煤层8煤，平均厚度4.78m，结合具体的实际地质条件和井田开拓方式，考虑到主运输采用皮带运输，辅助运输采用矿车运输，都要求巷道尽可能直，而该矿底鼓严重，因此决定轨道大巷、皮带大巷布置到离煤层底板1米的地方、回风大巷布置到略偏上的位置。具体巷道断面参数见表2-12。表2-11 煤层大巷和岩层大巷比较比较内容煤层大巷岩层大巷掘进及工期施工设备简单，速度快，工期短，费用低；超前勘探煤层变化。岩石工程量大，速度慢，费用高，工期长。维 护维护（大巷、管线、轨道、水沟等）工作量大，费用高，大巷维护频繁，影响生产。维护条件好，费用低，少维修，对生产有利。使 用地质构造复杂时，煤巷弯道多，对运输方式有限制，通过能力小，不利于采区煤仓布置。能适应地质变化，可取直或分段取直，方向和坡度一定，对运输方式不限，通过能力大，有利于布置采区煤仓。煤 损大巷两侧各留煤柱3040m或4050m，煤损大。不留或少留煤柱，丢煤少。安 全对防火安全不利，煤层自燃时，封闭大巷导致停产。对防火安全有利。表2-12 井巷断面特征及参数表序号井巷名称净宽（m）净高(m)净断面积(m2)掘断面积(m2)支护方式断面形状1轨道大巷4.23.512.813.8锚梁网喷半圆拱形2运输大巷4.23.512.813.8锚梁网喷半圆拱形3回风大巷4.24.517.018.2锚梁网喷半圆拱形4上仓皮带斜巷4.83.514.315.3锚梁网喷半圆拱形图 2-3 轨道大巷图2-4 皮带大巷 图2-5 回风大巷2.4井筒设计一般来说，立井井筒的横断面形状有圆形和矩形两种，但圆形断面的立井有服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用低以及便于施工等优点，因此主、副井筒及风井均采用圆形断面。（1）主井主井为立井，位于井田浅部的中央。井口坐标：X=3879009.175，Y=36569619.267。井筒倾角90，井口标高+964.62m，井底标高+603.80m，井筒深358.20 m。井筒为圆形断面，净直径5.0 m。井筒内安装一对16t非标准箕斗、刚性罐道，安装梯子间，敷设黄泥灌浆管路。主井兼作矿井的安全出口。见图2-6。（2）副井副井为立井，位于井田浅部的中央，井口坐标：X=3879071.464，Y=36569588.935，净直径5.0m，净断面19.635m，井口标高+964.62m，井底标高+601.80m，井筒深361.20 m，落底于8号煤层。副立井提升采用罐、锤提升，井筒装备1t矿车单层单车四绳加长、加宽、加高非标罐笼一个，另侧配平衡锤，单容器提升，单层乘人，单层装车，安装梯子间。罐笼自重21000kg。提升机为JKMD-3.54()落地式多绳摩擦提升机，担负全矿井的所有辅助提升和人员升降任务，是矿井的主要进风、行人井筒。见图2-7。（3）风井风井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为5 m，净断面面积为19.63 m2，采用混凝土支护方式，安装梯子间，兼做安全出口，井壁厚度为450 mm，备有安全出口。见图2-8. 图2-6 主井筒剖面图图2-7 副井筒剖面图图2-8 回风井井筒剖面图2.5井底车场2.5.1 井底车场形式选择及硐室布置本矿井设计生产能力为90万t/a，属于中型矿井，设计采用胶带输送机代替矿车运煤，煤炭经输送机直接送入煤仓，并由主立井胶带输送机直接提升至地面，井底车场只担负辅助运输任务，故车场形式可以简化。井底车场设置的硐室主要有：副斜井系统硐室主变电所，水泵房，水仓及等候室等，其他硐室有调度室，电机车修理间，人车停车场等。主排水泵房和主变电所联合布置，以便使主变电所向主排水泵房的供电距离最短，主排水泵房和主变电所布置在副井井筒与井底车场联接处附近，水泵房与变电所之间用耐火材料砌筑隔墙，并设置铁板门。 主变电所硐室硐室位置：主变电所硐室是全矿井的电力总配电站，为了节约输入输出电缆线，配电均衡，安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所置于副井和井底车场连接的附近。 支护形式和特殊要求；变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件允许也可采用锚喷支护。 硐室必须设置易关闭的既防水有防火的密闭门，门内可设向外开的铁栅门，但不能妨碍门的关闭。从硐室出口防火门起5m内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。变电所的地面标高应比位于副井重车线侧的硐室通道与车场巷连点处的标高高0.5m。硐室不应有滴水现象，电缆钩应设一定坡度，以便将积水随时排出室外。主变电所应根据规定，设置灭火器材，如配备灭火设备和充足的沙箱。为此，在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。 主排水硐室主排水硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行，关系重大。水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：a管线敷设最短，不仅节约管线电缆，而且管道阻力和电压降最小，b 一旦井下发生水患；人员，设备便于撤出，或便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故，恢复生产。c 具有良好的通风条件根据以上要求，硐室位置应选在井底车场副井连接处，附近空车线一侧，以便于设备运输，与主变电所硐室组成联合硐室，即使有特殊原因，也要尽可能靠近副井。硐室支护与特殊要求：a 出口水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料或混凝土碹，在坚固岩层中也可用锚喷支护，但不得淋水。b出口通道处需设向外开启的即又能防水，又能防火的密闭门，从硐室出口密闭门5m内的巷道，应砌碹或采用其它不燃性材料支护。c 泵房硐室的地平应高于通道与车场连接处底板0.5m，设有流水坡；以防硐室积水。d 水泵工作的总能力应满足20h内排出矿井24h的正常涌水量。 井底水仓a 水仓的容量与数量水仓的容量是按矿井正常涌水量计算的。煤矿安全规程规定，当矿井正常涌水量。同时，主要水仓的有效容积不得小于4h的矿井正常涌水量；矿井主要水仓必须含有主仓和副仓。当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用，特殊情况应当多设水仓。b水仓的支护形式和特殊要求本矿井水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙可储水，水仓净断面应乘以1.2的系数。为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水仓方向设立反坡。其坡度常为12，在水仓最低点清理斜巷底部附近应设积水窝，在清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。e其它硐室井底车场设有等候室、急救站、工具备品保管室、机车修理间、管子道、消防材料硐室、材料储藏库及配电硐室等。其中机车硐室采用独立通风系统。以上主要硐室具体参数见下表2-13。表2-13 硐室参数表名称长度（mm）宽度（mm）高度（mm）主变电所1500060002000主排水硐室2500060003500配电室2400060002000水仓23100012020002.5.2 井底车场线路设计井底车场线路设计见图2-9。图2-9 井底车场线路设计图2.5.3 井底车场通过能力计算（1） 存车线长度的确定：确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题。根据我国煤矿多年的实践经验，各类存车线可以选用下列长度： 副井空、重车线长度， 大中型矿井按1.01.5列车长； 材料车线长度，大中型矿井应能容纳1520个材料车； 调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和；计算如下； 副井空重车线的长度： （2-5）式中 L副井空、重车线长度，mmm列车数，列数，取1.5列； n每列车的矿车数，辆，取15辆；L1一个矿车长度，2400mm；L2电机车长度，4500mm；L3列车制动距离，取15m；L=2400151.5+4500+15000=73500，取整则L=74m 材料存车线长度： （2-6）式中 L材料存车线长度；mmLm材料车长度；mmn存放材料车数；辆L2每辆设备车带缓冲器的长度，mmL=53450+2500=19750，取整则L=20m 马头门线路长度： （2-7）式中 L马头门线路长度；ma从复式阻车器的前轮挡到对称道岔基本轨起点之间的距离，通常取2.0m；b基本轨起点至对称道岔连接系统末端之间的距离，其长度取决于对称道岔的型号。本单开道岔选型为ZDK624415，b4.0m；c对称道岔连接系统的末端与单式阻车器轮挡面之间的距离。取两辆矿车长，400m；d单式阻车器轮挡面至摇臂中心线间距离。一般取2.03.0m，取2.5m；e、 e摇台的摇臂长度。600mm轨距摇臂长度;e2.3m，e2.8m；f罐笼长度；4360mmg出车方向摇台摇臂轴中心线至对称道岔连接系统的末端之间的距离，通常取3.0m；h缓和长度。通常取2.0m；i基本轨起点到单开道岔平行线路连接系统终点的长度，从窄轨道岔线路连接手册中查得i6.0m;L=24m.调车线长度： 2.6方案比较、确定开拓系统根据工业广场的对比分析，主要巷道的布置，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：两立井单水平开拓（井田西部边界）主副井井筒均采用立井，布置于井田西部燕家河滩，主要海拔地势相对较低可以减少井深，减小其他费用的投资，同时考虑井田西部边界有国道通过，考虑在这里布置广业广场便于煤炭外运；为了减少煤碳资源损失，结合地形，将三条大巷均合理的布置到西部边界的岩层中，通过石门将井底车场与三条大巷连接；设一个开采水平，井田南、北部各布置三个走向单翼采区；通风采用中央并列式通风。见方案一平面图2-10.方案二：两斜井单水平开拓（井田西部边界）主副井井筒均采用斜井，布置于井田西部燕家河滩，主要海拔地势相对较低可以减少井深，减小其他费用的投资，同时考虑井田西部边界有国道通过，考虑在这里布置广业广场便于煤炭外运；为了减少煤碳资源损失，结合地形，将三条大巷均合理的布置到西部边界的岩层中，由斜井的井底车场直接连接；设一个开采水平，井田南、北部各布置一个走向单翼采区；在井底车场附近建一个回风立井，形成中央并列式通风。见方案二平面图2-11。方案比较如下：以上所提四个方案均采用单水平开采，采区划分相同，区别在于井筒形式、井筒位置。方案一、二主副井井筒形式不同。方案一主副井均为立井，立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，同时立井的辅助提升能力大，主要缺点是井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，掘进速度慢，基建投资大；方案二主副井均为斜井，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离，但副斜井的辅助提升能力不及立井。由于井底车场服务年限较长，需留足够的保护煤柱，所以立井较斜井损失煤柱更多，然而由于工业广场的布置需留设足够的煤柱，因此可以将井底车场布置到工业广场的保护煤柱中；其次，立井井底车场较斜井井底车场容易管理和布置，对于后期开采的巷道布置更加方便；由此可知方案一、方案二技术上是可行的，由于方案一与方案二不同处在于井筒方式不同而产生的一些费用，而两个方案的后期巷道布置、采掘设备选型一样，现从基建和经营角度经济比较如下所示，可见立井的费用为与斜井的费用的一半，考虑到斜井和立井的提升设备价格不会相差太远，再考虑到后期的巷道布置容易程度，立井后期的巷道布置受限较斜井更小，综上分析从技术、管理、经济角度，方案一较方案二更合适。表2-14 方案一、二粗略估算费用表（单位：万元）项目方案一方案二基建费/万元主井开凿361.209755.210-4352.36主斜井开凿12945536.210-4716.38副井开凿358.2010621.110-4380.44副斜井开凿11695240.010-4612.55立井井底车场7001853.110-4129.72斜井井底车场5001853.110-492.66小计862.52小计1421.53生产经营费/万元立井提升0.9141020.320.933777.08斜井提升0.9141020.970.3173902.60立井排水2152436567.20.157510-41993.391斜井排水2152436567.20.164410-42080.72井筒、车场保护煤损3920431.420010-4=3293.14井筒、车场保护煤损15437531.420010-4=12967.5石门和上仓皮带巷（280+134.4）3156.610-4130.81立井车场维护70067.26010-4282.24斜井车场维护50067.26010-4201.6小计9474.66小计19151.82总计费用/万元10339.28费用/万元20573.35百分率100百分率199.98综上分析比较可知，方案一比方案二在技术上相当，施工时间上方案二较省时，但方案一在经济上有较大优势，即采用两立井单水平开拓。备注：方案一的井筒保护煤柱绝大部分在工业矿场保护煤柱中，而两个方案工业广场布置一样。图2-10方案一图2-11方案二 第3章 大巷运输及设备3.1大巷运输方式选择3.1.1大巷煤炭运输方式选择选择矿井大巷煤炭运输方式和设备主要考虑以下因素：（1）矿井的设计特征：井型、服务年限、开拓方式、采掘工作面集中程度、通风方式、巷道断面、巷道布置情况。（2）设计针对产品与运输的特殊要求：要提高块煤率时，选择带式输送机较有；要求多煤类，多品种分运时则选择矿车运输较有利。（3）要考虑带式输送机和矿车两种设备的自身特点。表3-1大巷运输方式适用条件及优缺点 运 输方 式运输机械适用条件优缺点输送机普通胶带运输距离较短的中、小型矿井运输连续，运量大，单台运距不能过长钢绳芯胶带大中型矿井长距离运煤长距离、大运量、运输连续。初期投资较高矿车底卸式矿车巷道可弯曲起伏运输能力不是很大固定式矿车巷道可弯曲起伏运输能力很小比较得知，再由于本矿为现代化大型矿井，回采工作面机械化程度高，为保证井下生产的连续稳定性，大巷煤炭运输采用带式输送机运输。3.1.2大巷辅助运输方式选择根据目前国内提升设备现状，轨道下山运输设备可采用调度绞车、无级绳连续牵引车和矿用提升绞车等三种。调度绞车不能运送人员，为比较落后的运输方式。无级绳连续牵引车和矿用提升绞车的设备投资相差不多，而无级绳连续牵引车的优点为对巷道底板要求不高，适合长距离变坡运输。矿用提升机的优点是操作简单，运行灵活，安全可靠，安装费用低。结合本矿井实际情况，轨道下山大巷采用无极绳绞车Jw1600/80，工作面顺槽采用调度绞车JD-11.4辅助运输。3.2矿车（1）矿车的选择在轨道大巷采用1.5 t固定厢式矿车及材料车平板车由ZK36/250型号的电机车牵引，其技术特征如表3-2，3-3，3-4所示。表3-2 1t固定厢式矿车技术特征表项目技术特征单位型号MG1.16A容积1.1m3载重量1.0t轨距600mm轴距750mm连接器形式单列弹簧式最大牵引力60kN外形尺寸（长宽高）20008801150mm质量610kg表 3-3 1.5t 材料车、平板车主要技术特征表项目材料车平板车单位名称1.5 t材料车1.5 t平板车轨距600600mm轴距750750mm最大牵引力6060kN外形尺寸（长宽高）2400105012002000900410mm质量566527Kg（2）矿车数量矿车数量见表3-4表3-4 矿车类型及数量表顺序矿车名称型号单位数量备注11t固定车厢式矿车MG1.16A辆13021.5 t材料车MC1.5-6A辆3031.5 t平板车MPC1.5-6A辆204特种平板车载重量20t辆305人车PRC12-6/6辆103.3运输设备选型3.3.1电机车选型表3-5 ZK36/250型的电机车技术特征表项目数值单位粘重3t轨距600mm轮缘牵引力4.7kN速度9.1km/h牵引电动机型号ZQ-21额定电压250V功率12.2kW数量2台调速方式电阻直接控制制动方式机械最小弯道半径5m外形尺寸（长宽高）446010501600mm固定轴距816mm车轮直径650mm3.3.2带式输送机选型由于该矿井为低瓦斯矿井，根据设计决定运输大巷采用输送机运煤。其型号为DTL120/80/2200型的输送机，技术特征见表3-6所示。表3-6 DTL120/80/2200型的输送机技术特征表项目数值单位型号DTL120/80/2200输送量800t/h输送长度850m带速3.15m/s传动滚筒直径800mm托棍直径108mm输送机类型尼龙整芯阻燃抗静电带宽度1200mm储带长度50m机尾搭接长度12m机头外形尺寸（宽高）26551950mm电动机型号YSB200功率2200kW电压1140V质量168.36t制造厂家西北煤机二厂第4章 采区布置及装备4.1 采（盘）区布置井田构造位置位于旬邑背斜北翼西端，该背斜轴线沿北东东向延展。地层总体走向北东，倾向北西，倾角平缓，一般34。南部地层倾角较大，最大为15，由南向北，地层倾角逐渐变小。根据煤层倾斜情况及煤层垂高情况，井田划分为一个水平，为了提高矿井生产集中化程度，同时为综放创造条件，结合不规则的井田边界，将水平分为三个采区，首先开采一采区，开采完后布置二采区开采，首采区选在靠经井田中部，此处无影响开采的重要建筑物，且位于井田边界和工业矿场保护煤柱中，工程量少，水平标高小，缩短建井时期，贯通距离短，煤层厚且条件好，服务年限长，能保证机体采区的整体接替。采区内无其他地质构造，开采条件较为简单，采区走向长度1034-2649m，倾斜长度1272-1561m，阶段垂高为320m。4.2采区的划分4.2.1采区划分方案按照煤层的赋存条件与井田开拓方案将井田划分为一个阶段，三个采区，确定一采区为首采区。4.2.2采区参数的确定(1) 回采工作面长度参照国内综采工作面生产实践，回采工作面的长度一般在120220m，如果开采技术条件较好时，回采工作面的长度可达250300m。根据本矿井8煤层赋存条件和矿井的生产管理水平，设计将回采工作面的长度确定为160180m。(2) 回采工作面机采高度及放顶煤高度根据国内综放回采工作面的生产实践经验，采放比为1：1.6以下时的回采率和安全性较高。本矿井8煤层平均厚度4.78m，所选用的液压支架支护高度为1.83.3m。设计开采煤层4.8m，确定回采工作面的机采高度为2.5m，放顶煤高度为3.5m左右，采放比为1：1.4左右。（3）首采工作面循环进度、年推进度及产量根据国内综放回采工作面的生产实践经验，结合本矿井多年来综放回采工作面的实践经验，确定回采工作面采用一采一放的循环作业方式。本矿井选用的采煤机截深为0.63m，回采工作面一个循环的进度即为0.63m。 回采工作面一个循环的割煤产量Qg=LBjHjrkg1=1600.632.61.40.980.5=188.09（t）式中 L回采工作面长度，取160m；Bj采煤机截深，取0.63m；Hj机采高度，取2.6m；r煤的容重，取1.4t/m3；kg割煤回采率，取0.98；1采煤机和前部可弯曲刮板输送机正常开机率，取0.5。 回采工作面一个循环的放煤产量Qf=LBfHfrkf2=1600.633.71.40.750.7=273.57（t）式中 L回采工作面长度，取160m；Bf放顶煤步距，取0.63m；Hf放顶煤高度，取3.5m；r 煤的容重，取1.4t/m3；kf 放顶煤回采率，取0.75；2 后部可弯曲刮板输送机正常开机率，取0.7。 回采工作面一个循环的割煤和放煤产量回采工作面一个循环的割煤和放煤产量为461.67 t。 回采工作面日循环个数和日产量矿井按“四六制”生产，即三班生产，一班检修， 回采工作面每个生产班完成两个循环，每日完成6个循环，则回采工作面日产量为2770.02t。 回采工作面年产量矿井的年工作日按330d计算，则回采工作面的年产量为：3302770.02/100000091.41（Mt）在工作面生产的同时进行下个工作面顺槽的准备工作，由于顺槽布置到煤层中，这样掘进也会有一定的出煤量，再从回采工作面的年产量可以看出，本矿井年产量设为90万t/a为合理的。4.3 采矿（煤）方法4.3.1.采煤工艺采煤方法的选择，应根据煤层赋存情况、开采技术条件、地面保护要求、设备供应状况以及设计生产能力、效率、成本和煤的回收率等因素，经综合技术经济比较后确定。需遵循以下原则：煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；安全劳动条件好；尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效；材料消耗少，生产成本低；便于生产管理。首采区特征详见表4-1、4-2表4-1 8#煤层特征详表项 目内 容项 目内 容煤层厚度0.377.64m煤层厚度平均厚度4.74 m煤层层理明显发热量30.1230.96MJ/kg煤层倾角最大最小平均煤层硬度f238.1235.06煤层结构12煤层自燃及发火期35个月煤质灰 分5.6132.25%煤层节理发 育挥发分20.0338.82%瓦斯级别低瓦斯自燃倾向性级表4-2 煤层顶底板特征表顶底板名称岩石名称厚度岩性特征顶板伪顶泥岩约0.2 m炭质泥岩直接顶粉、细砂岩约5m灰白色粉、细砂岩老顶粉砂岩约10 m灰白色粉砂岩底板铝土质泥岩约1.610 m有0.2 m左右的炭质泥岩伪底，遇水易膨胀。根据可采煤层特征表，8煤层一采区为首采区，其平均倾角为5.06，属于近水平煤层。在采区范围内，煤层结构单一，赋存稳定。根据上述煤层赋存条件，设计采用走向长壁或倾斜长壁采煤方法，并采用全部垮落法管理顶板。遵循以上原则，根据本井田8煤层的赋存条件，8煤层可以采用分层综采、大采高综采或综采放顶煤等工艺，其主要优、缺点见表4-3。表4-3 采煤工艺对比采煤工艺优 点缺 点分层综采回采率较高分层层数和厚度难以控制，巷道掘进工作量较大，人工假顶材料消耗量较大一次采全高综采回采率较高，容易实现高产高效，巷道掘进工作量较小本矿井回采工作面支护设备的架型难以选择，对8煤层厚度变化大的适应性较差。综采放顶煤巷道掘进工作量较小、不消耗人工假顶材料，也容易实现高产高效，对煤层厚度变化的适应性较强回采率较低，回采工作面设备较多，管理较复杂，原煤灰分较高经以上分析比较，并根据本矿井现有支护设备的实际情况，设计选择综采放顶煤的采煤工艺，即采用滚筒式采煤机、放顶煤液压支架、刮板输送机及其附属设备等进行配套生产，实现落煤、运煤、支护、顶板管理以及平巷运输全过程机械化。需要指出的是，井田内的8煤层厚度0.377.64m，按照煤矿煤矿规程的规定，当煤层的平均厚度小于4m时，严禁采用放顶煤开采，必须改用分层综采或一次采全高综采采煤工艺。经详细讨论，并结合燕家河煤矿现有实际情况，确定主采煤层选用综合机械化放顶煤开采工艺，综合考虑采煤工艺特点并根据煤层条件及燕家河煤矿井田划分的实际情况，决定采区采用单一走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤法。 4.3.2、综采工艺（1）割煤采煤机割煤方式采煤机中部斜切进刀单向割煤跑空刀和采煤机端部斜切进刀双向割煤方式的各自优缺点比较见表4-4。表4-4 进刀方式比较表优 点缺 点中部斜切进刀单向割煤1.采放互不干扰，有利于实现采放平行，能有效均匀运输煤量；2.跑空刀清浮煤，有利于实现工作面“三平两直”；3.控制程序编制和操作简单，便于及时维修，有利于提高生产效率；4.与两头作业互不干扰、互不等待。1.跑空刀增加了循环作业时间；2.支架无法及时拉超前，不利于顶板维护；3.跑空刀清浮煤有可能加重煤壁片帮程度。4.如果发生端面冒顶，本工艺无法正常执行。端部斜切进刀双向割煤1.循环作业时间相对较短；2.能及时、有效维护顶板；1.与两头作业相互影响；2.控制程序编制、操作较复杂；3.会存在采放等待现象。（2）结合比较选择端部斜切进刀，采煤机进刀方式为端头割三角煤斜切进刀，进刀段长度为35 m，进刀深度0.63 m。采煤机端头进刀方法如下：a采煤机机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒下降割底煤，下滚筒升起割顶煤。采煤机反向沿刮板弯曲段斜切进入煤壁。b当采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.63 m后停机。将支架拉过并顺序推移刮板输送机至平直状态。c调换采煤机上下滚筒，反向运行，再次割透机头（机尾）三角煤。d再次调换采煤机上下滚筒，采煤机向机尾（机头）处运行正常割煤，开始下一个循环的割煤，割煤后及时移架、推前刮板输送机。(3)推移刮板输送机推移刮板输送机的方式则根据移架方式采用逐段移动，推移刮板输送机滞后移架15 m。这种配合方式的优点是能及时支护顶板。采煤生产工艺过程如下：采煤机割第一刀煤第一次移架推前刮板输送机拉后刮板输送机放顶煤拉后刮板输送机开始下一循环。(4)各生产工艺过程注意事项：割煤：每次进刀量不可过大，控制在0.4 m之内。否则，会使输送机过度弯曲，造成采煤机运行困难，严重时会损坏采煤机滑靴。移架：工作面的液压支架要及时移动，滞后采煤机后滚筒割煤不能大于五架的距离，否则，煤壁片帮会伤人。推溜：推溜滞后移架15 m，前刮板输送机靠支架的顶推，后刮板输送机则靠支架的拉拽。刮板输送机一定要顺序移动。采煤机端头进刀方式见图4-1所示4.3.3综采工艺流程注意事项(1)割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1 m，最突出部分不超过150 mm；长度在1 m以下，最突出部分不超过200 mm）。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50 mm。机头、机尾各10 m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。(2)移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100 mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350550 mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。(3)推移刮板输送机要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.65 m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。(4)放煤安全技术措施： 移架达到放煤步距后，后部刮板机运转正常，再进行放煤作业，同时后溜槽距支架尾梁高度不得低于300 mm。 放煤工必须注意观察放煤情况，发现大块矸石时立即停止放煤，顶煤应均匀放出，必须严格按“见矸关门”的原则。 放煤时应注意插板入后部刮板机内造成事故发生。 出现大块煤时，可摆动尾梁或后插板挤碎大块，放煤的同时打开支架后喷雾。放煤结束后，收尾梁恢复原位，使插板处于正常位置。 支架歪斜，倒架、架前漏顶或空顶时不准放煤。 严禁物料、废旧金属网、锚杆等进入溜煤眼。溜煤眼堵塞处理要严格遵守处理溜煤眼的措施。(5)清煤质量标准工作面没有超过100 mm的煤块。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50 m，清煤工必须面向机尾注意溜子、顶板、煤帮等情况，以防发生意外。(6)对工作面端头架支护的管理工作面机头采用2架端头支架，机尾采用2架端头支架，其滞后普通支架一个截深，又因端头至超前支护25 m段是压力集中区，特制订以下管理措施。 端头支架必须达到初撑力。 端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面溜子机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤顶将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。 当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。(7)采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。(8)提高块率、保证煤质的措施在各转载点落煤处加设缓冲装置。在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在 5 m/min左右。破碎机锤头高度保持在150200 mm之间。机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。停机时及时停水，若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。在顺槽皮带机头处加设除铁器。各级运输机司机严格把关，禁止杂物（板皮 、木料）进入运煤系统。(9)顶板维护及矿压观测措施工作面及区段巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面25 m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。4.4采区巷道布置根据煤层赋存特点及矿井开拓布置，井田先一采区，而后二采区，采区应用单翼走向长臂综放，前期直接与井底车场连接构成回采工作面回采，副井进风主井回风，采区后期主副井进风，回风井回风。回采工作面采用“U”通风方式，一进一回布置两条顺槽，其中运输顺槽进风，轨道顺槽回风.轨道顺槽于大巷利用石门联系；运输顺槽与运输大巷联系。回采工作面采用“U”通风方式，一进一回布置两条顺槽，其中运输顺槽进风，轨道顺槽回风.(1) 采区巷道的确定采区巷道开掘在煤层中，根据该地域的矿压显示，布置双巷顺槽会引起保护煤柱正处于压力峰值区，引起巷道变形量大、地板鼓起和顶板顶板下沉等矿压现象，从而加大了支护费用，也在一定程度上加大了安全隐患，因此决定只在煤层中布置区段皮带顺槽和区段轨道顺槽。(2) 采区车场的确定图 4-2采区车场（3）采区内工作面的接替本矿井为一井一面制，首采区内共划分八个工作面，根据该地域的实际开采情况，需要跳采以减少顶板压力对两顺槽间保护煤柱的破坏和对煤巷的维护，其中有一个正在进行的回采工作面，下一个经行准备，顺序为81018103810581078104810281068108（4）巷道支护形式根据顺槽围岩性质及巷道用途，确定大巷锚喷支护，顺槽采用锚杆支护。(5)采区生产系统布置运煤系统工作面 区段皮带顺槽 区段运输石门 溜煤眼 运输下山 井底煤仓 地面。运料系统副井 井底车场 轨道下山 采区中部车场 区段轨道石门 区段轨道顺槽 工作面。通风系统新鲜风流：a初期 副井 井底车场轨道下山 采区中部车场 区段运输石门 区段轨道顺槽 工作面。 b后期 立井、副井 井底车场轨道下山、运输下山 采区中部车场 区段运输石门 区段运输平巷 工作面。 污风风流：a初期 工作面 区段轨道顺槽 区段回风石门 井底车场 立井 地面。b后期 工作面 区段回风平巷 区段回风石门 回风下山 回风立井 地面排水系统工作面区段轨道顺槽轨道下山水仓副井地面4.5 巷道掘进与掘进机械化采区内巷道采用综合机械化掘进，为了实现减少巷道岩石掘进量，巷道全部布置道煤层中，巷道的支护形式以支护可靠、施工快速且方便为原则，主要巷道尽量采用锚网喷支护，皮带顺槽、轨道顺槽和开切眼采用锚网支护，为了实现减少巷道岩石掘进量，巷道全部布置在煤层中，选用S150J型煤巷掘进机；SGW-40T型可弯曲刮板输送机；SSJ800/2160型可伸缩带式输送机；MQT110/2.5C型锚杆机；HPC型湿式砼喷射机。掘进中坚持有异必探，现探后掘的探放水原则，需用ZT750B型探水钻机；通风方式为压入式，选用FBDN06.0/215型局部通风机。井下巷道大多沿煤层布置，掘进工作面年产量按回采工作面年产量（0.9082Mt/a）的10计算，则掘进工作面年产量为0.09Mt/a。4.6 工作面设备确定工作面设备选型，确定设备型号、参数及数量；包括采煤机、支架、运输机等必要设备。工作面设备技术参数见表4-5。表 4-5 工作面设备技术参数序号名称型号技术参数1采煤机MG400/930WD截深：630mm；滚筒直径：2.0m；采高：2.02.6m；牵引速度：08.313.8m/min装机功率：240025520（kW）；2液压支架ZF5600/18/35工作阻力：5600KN；支护高度：1.83.5m；支护宽度：1.411.58m。3刮板输送机SGZ880/800；铺设长度：180m；输送能力：800 t/h；链速：1.02m/s；电机功率：2250kW。4桥式转载机SZZ1000/400出厂长度：41.5m；输送能力：1500 t/h；链速：1.44m/s；电机功率：375kW5破碎机PCM-200破碎能力：1500 t/h；进料粒度：1100mm；出料粒度：300mm；功率：200 kW6顺槽可伸缩胶带输送机SSJ1200/3250；输送能力：800t/h；运距：1220m；带宽：1.2m；带速：2.5m/s；电机功率：2315kW。7乳化液泵LRB400/31.5电机功率125KW； 额定电压1140V；额定压力31.5Mpa；额定流量200L/min8移动变电站KBSGZY1000/6/1.29喷雾泵站WRZ320/10电机功率30KW；电压1140V；10调度绞车JD-11.4电机功率11.4KW；电压660V10组合开关QJZ4400/1140电压1140V；4.7 劳动组织劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移溜、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为综放开采，设计采高为2.5 m，放顶煤高度为3.5m左右，机头、机尾各10 m随巷道顶底板平缓过渡。循环进度0.63 m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“四六”制作业（三班生产，一班检修），均执行现场交接班制，每班有效工时为六个小时。循环方式为生产班进2个循环，日进6个循环。表4-6 劳动组织配备表二三四一定 员班 长11114采煤机司机2226刮板输送机司机1113移架推溜工2226转载机司机1113泵 站 工11114放 煤 工2226顺槽带式输送机1113端头及超前支护工2226采煤机检修工22支架检修工44刮板、破碎机检修工22带式输送机检修工22材 料 员11114工作面浮煤清理工2226注 氮 工11电 工22228合 计181818167024小时正规循环作业图表，见工作面层面图。劳动组织配备表见表4-6所示。4.8 技术经济指标分析1.工作面技术经济指标见表4-7；2.回采工作面劳动生产率计算： = 2770.270=39.57t/工 表4-7 工作面主要技术经济指标序 号名 称单 位指 标备 注1煤层分层厚度m4.78平均2煤层容重t/m31.40平均3工作面走向长度m2000平均4工作面倾向长度m160平均5煤层倾角（）5.06平均6采煤机采高m2.6平均7放煤高度m3.7平均8采放比1：1.42平均9循环进尺m0.6310日循环进刀数刀611日进度m3.7812年进度m1247.413日产量t2770.0214年产量万t91。4115日出勤人数人7016回采工效t/工39.5717坑木消耗m3/万t318工作制度四六制第5章 矿井通风与安全5.1拟定通风系统5.1.1矿井通风系统的要求（1)每一矿井必须有完整的独立通风系统。（2）进风井口应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。（3）箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼作进风井，如果兼作回风井使用，必须采取措施，满足安全的要求。（4）多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近。（5）每一个生产水平和每一采区，必须布置回风巷，实行分区通风。（6）井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。（7）井下充电室必须单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。5.1.2确定矿井通风系统（1）矿井通风系统的类型及其适用条件按进、回风井在井田内的位置不同，通风系统可分为中央式、对角式、混合式。中央式进、回风井均位于井田走向中央。根据近、回风井的相对位置，又分为中央并列式和中央边界式。a 中央并列式进风井和回风井大致并列在井田走向的中央，两井底可以开掘到第一水平，也可以将回风井指掘到回风水平。后者一般适用于较小型矿井。如下图5-1：b中央边界式进风井大致位于井田走向的中央，回风井大致位于井田浅部边界沿走向中央、在倾斜方向上两井相隔一段距离，回风井的井底高于进风井的井底。如下图5-2。图5-1 中央并列抽出式通风系统示意图 图5-2中央分列抽出式通风系统示意图对角式a两翼对角式进风井大致位于井田走向的中央，两个回风井分别位于井田边界两翼，如果只有一个回风井，且进、回风井分别位于井田的两翼称为单翼对角式。如下图5-3。b分区对角式进风井位于井田走向的中央，在各采区开掘一个回风井，无总回风巷。如下图5-4。混合式 由上述诸种方式混合组成。例如，中央边界与两翼对角混合式，中央并列与两翼对角混合式等等。 图5-3 两翼对角抽出式通风系统示意图图5-4 分区对角抽出式通风系统示意图（2）各种通风系统的优缺点见表5-1。（3）确定通风系统 燕家河煤矿8煤层可采范围内走向长度小于4km，煤层倾向北偏西，倾角34，南部较陡，可达15。埋藏深度在300600m之间，自然瓦斯成分以氮气为主。甲烷值大部分为0，最高值59.57，原煤着火温度为326358C，氧化着火温度为298350C，为易自燃发火的煤，发火期为13个月。所以煤矿设计采用中央分列式通风系统。表5-1 矿井通风方式比较表通风方式优点缺点适用条件中央式中央并列式初期开拓工程量小，投资少、投产快，地面建筑集中，便于管理；两个井筒集中，便于掘进知延伸；井筒安全煤柱少，易于实现矿井反风。为折返式风路，风路长，阻力大，井田走向很长时，边远采区与中央采区风阻相差悬殊，边远采区因此风量不足；漏风较大，易造成风流短路，安全出口少；工业广场受噪音影响、污染大。井田走向长度小，煤层倾角大、埋藏深，瓦斯与自燃发火不严重的中矿井。中央分列式安全性好，阻力小，漏风小，有利于瓦斯及自燃发火管理，工业广场不受主要扇风机噪声影响和回风流污染。增加一个风井场地，占地和压煤较多，风流在井下为折返式，风流路线长，通风阻力大。井田走向长度小于4km ，煤层倾角较小，埋藏浅、瓦斯与自燃发火都比较严重的矿井。对角式两翼对角式风流流动路线为直线式，风流路线短，通风阻力小，矿井内漏风小，各采区间的风阻匀衡，便于按需分配，矿井总风压稳定，主要通风机的负载较稳定，安全出口多，按灾能力强；工业广场不受回风污染和噪声的危害。初期投资大，建井期长；管理分散；井筒安全煤柱压煤较多。井田走向长度大于4km ，需风量大，煤易自燃，有煤与瓦斯突出对的矿井。分区对角式各采区之间互不影响，便于风量调节；建井工期短；初期投资少，出煤快；安全出口多，抗灾能力强；进风路线短，通风阻力小。风井多，占地压煤多；主要通风机分散，管理复杂；风井与主要功能通风要服务范围小，接替频繁；矿井反风困难。适用于煤层距地表浅，因地表高低起伏较大，无法开掘浅部总回风巷，而且表土层没有沙层，便于开掘小风井。混合式回风井数量太多，通风能力大，布置较灵活，适应性强。通风设备多井田范围大，地质和地面地形复杂；或产量大，瓦斯涌出量大的矿井。5.1.3矿井通风方法（1）通风方法分类矿井主要通风机的通风方法有三种：抽出式、压入式和混合式。现阶段，由于通风机技术的大力发展，通风机的性能有了很大的提高，因此，常用的通风方式一般是抽出式和压入式两种，混合式通风较少应用。因此通风方式将在抽出式和压入式中选用一种。（2）各种通风方法优缺点比较表5-2抽出式和压入式的优缺点工作方式优 点缺 点抽出式整个通风系统处于负压状态，当主扇因故停止运转时，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。总进风路上构筑物少，漏风少。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。总进风量和工作面通风量都会减少。主要通风机规格及通风电费大。压入式用压入式通风，能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面，在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下使用比较安全。如果能够严防总风路上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式小。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难，漏风较大。在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，因为过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长。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。（3）确定矿井通风方法综上所述，只有地面小窑塌陷区分布较广且与井下采空区沟通或地形复杂且煤层埋藏较浅，开采一水平无法在高山上设置主要通风机，总回风道沟通、维护困难，煤层自自燃发火不严重才考虑用压入式通风。本矿井为低瓦斯矿井，而且井田范围内没有老窑和小窑，煤层埋藏较深，不容易形成踩空塌陷区，漏风情况不严重，尽管抽出式通风花费大，本矿井通风方法设计为抽出式通风。5.1.4矿井通风网络的确定 矿井通风网络即井下进、回风巷道及其联系方式。本矿井开拓方案已经确定，因此采区内的通风线路及矿井通风网路线也已确定。矿井通风网络参看开拓系统图和采区巷道布置图。5.2矿井风量计算5.2.1矿井风量计算原则（1）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m；（2）按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。5.2.2矿井需风量计算（1）采煤工作面需风量计算按瓦斯涌出量计算 = （5-1）式中 第i个采煤工作面需要风量，m3/min； 第i个采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； 第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，最大瓦斯涌出量和平均日绝对瓦斯涌出量的比值；通常机采工作面取=1.2-1.6；炮采工作面取=1.4-2.0；水采工作面取=2.0-3.0； 100工作面回风流中瓦斯的浓度不超过1%的换算系数。燕家河煤矿采煤工作面绝对瓦斯涌出量为5.58m3/min，采煤方法为机采，取1.4。=1005.581.4 =781.2m3/min按工作面进风流温度计算 =60 （5-2）式中 第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表5-3中选取，m/s； 第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，取12.4； 第i个采煤工作面的长度系数，可按表5-4选取。表5-3采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流温度/采煤工作面的风速/m/s150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-1.8 表5-4 采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度/m工作面长度风量系数/1801.30-1.40工作面进风温度取20-23，采煤工作面风速取1.3m/s，工作面长度取160米，则：=601.012.41.2 =892.8m3/min 按工作人员数量计算 =4 （5-3）式中：4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； 第i个工作面同时工作的最多人数，根据实际情况，工作面工作人员最多时为生产一班和检修班交接班时最多，为57个。 =457 =228m3/min按风速进行验算按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量； 600.25 （5-4）按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量； 604 （5-5） 因为：600.2512.4=186892.8 60412.4=2376892.8所以采煤工作面的计算风量满足要求。本煤矿只设计一个采煤工作面就可以达到预定产量，所以采煤工作面在两个通风时期的需风量都是892.8m3/min。（2）掘进工作面需风量的计算按瓦斯涌出量计算 =100 （5-6）式中 第i个掘进工作面回需要风量，m3/min； 第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，取1.245m3/min 第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般可取1.5-2.0. =1001.2451.9 =236.55m3/min按工作人员数量计算 =4 （5-7）式中 第i个掘进工作面同时工作的最多人数，取16个。 =416 =64m3/min按局部通风机吸风量计算根据煤矿用局部通风机技术条件MT 2222007，8#煤层掘进工作面选用FBD6.0/215型局部通风机，风量范围240380m3/min；风机能够满足按瓦斯涌出、人员呼吸和风尘计算所需的风量。按照煤矿井工开采通风技术条件AQ1028-2006和煤矿安全规程第一百二十八条第二款的规定，煤巷掘进：Q掘=Q扇I+600.25S掘 （5-8）8煤层顺槽掘进：Q掘=Q扇I+600.25S掘 =3301+600.259.9 =478.2m3/min；8煤层下山掘进：Q掘=Q扇I+600.25S掘 =3301+600.2513.8 =537m3/min。按风速进行验算按最小风速验算，各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最小风量：600.25按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量：604式中 掘进巷道断面积，取12m2。矿井在通风容易时期有两个顺槽掘进面，风量为：478.22=956.4m3/min。在通风困难时期有两个上山掘进面，风量为：5372=1074m3/min。验算：60412=28801074600.2512=180所以掘进工作面的风量计算符合要求。（3）硐室需风量计算煤矿井下硐室需要独立回风的主要有：采区变电所、中央变电所、排水泵房、绞车房、井下装载硐室。根据实际配风经验，对这些硐室配风如下：采区变电所：120m3/min；中央变电所：180m3/min；排水泵房：120m3/min；绞车房：120m3/min；井下装载硐室：120m3/min。（4）其他用风巷道的需风量计算其它巷道实际需风量按采煤、掘进工作面及硐室实际所需风量总和的5%考虑。则有：容易时期：=（+）5% （5-9） = (892.8+956.4+660)5% = 125.46m3/min 困难时期：=（+）5% =（892.8+1074+900）5% = 143.34m3/min （5）矿井总风量计算矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和计算：=（+） （5-10）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； 其他用风地点所需风量之和，m3/min； 矿井通用（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）系数，可取1.15-1.25.综上所述：容易时期：=（892.8+660+956.4+125.46）1.2 =3172.39m3/min 困难时期：=（892.8+1074+900+143.34）1.2 = 3612.17m3/min5.2.3矿井风量的分配（1）矿井风量分配原则和方法 根据实际需要由里向外进行配风，先定井下采掘工作面、爆炸材料库、各种硐室等各用风地点所需的有效风量，再加上逆风流方向和各风路上允许的漏风量，得到矿井总风量；再加上因体积膨胀的风量(总进风量的5)，得出矿井的总回风量；最后加上抽出式主要通风机井口和附近装置的允许外部漏风量，得出通过主要通风机的总风量。分配到各用风地点的风量，应不低于本节所计算出的风量。（2）风量分配的依据 配风量必须符合煤矿安全规程中下列有关规定； 关于氧气、瓦斯、二氧化碳和其他有毒有害气体安全浓度的规定；关于最高风速和最低风速的规定(见表5-5)；关于采掘工作面和机电硐室最高温度的规定；关于冷空气预热的规定；以及关于空气中粉尘安全浓度的规定等。 沿途漏风，尤其是风流短路，较大地影响了矿井通风的安全件和经济性。因此应尽量减少沿途漏风和风流短路。沿途允许漏风率参考表5-6。如果实际漏风率超过表中数据时，应该采取有效的防漏措施，并加强管理。 在装有局部通风机的巷道内，巷道的风量应按不小于局部通风机风量的1.43 倍计算。在串联掺新的风流中，应使其中的瓦斯、二氧化碳的浓度不超过0.5，且使其他有害气体的浓度不超过安全浓度。表5-5 巷道中风流速度表井 巷 名 称最低允许风速（）最高允许风速（）无提升设备的风井和风硐15专为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷8架线电机车巷道1.0 8运输机巷、采区进、回风巷0.256采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤巷0.254掘进中的岩巷0.154其它通风人行巷道0.15（3）矿井风量分配方法在各个用风地点，将各用风点计算的风员值乘以备用系数 K，就是配给用风地点所在巷道的风量，采煤工作面的风量只配给各自计算的风量，由备用系数舰定的风量应考虑从采空区漏走的风量。因此在U 形通风的上平巷和下平巷的风量是采煤工作面的计算风量乘以备用系数，如图5-5。如图5-6所示掘进巷道配风量的确定。 表5.6通风设施允许漏风率漏 风 地 点允许的漏风率（%）无提升设备的抽出风井5有提升设备的抽出风井10风 门2风 墙基本不漏采空区5-10图5-5 U 形通风工作面及上、下平巷风量的确定（4）矿井风量分配参照上述风量分配的原则、依据和方法，将矿井风量分配如下：采煤工作面分配的风量：采煤工作面只配给其计算的风量，即892.8m3/min。工作面上下顺槽配风量为892.81.2=1071.36m3/min。则：矿井在两个通风时期，采煤工作面配风量均为1071.36m3/min。掘进工作面分配的风量：顺槽掘进工作面需风量为478.2m3/min，配给局部通风机进风侧巷道的风量为：478.21.43=683.83m3/min。则：矿井在两个通风时期，顺槽掘进工作面配风量均为：683.83m3/min。下山掘进工作面需风量为537m3/min，配给通风机进风侧巷道的风量为：537.841.43=769.11m3/min。则：矿井在两个通风时期，下山掘进工作面配风量均为：769.11m3/min。图5-6 掘进巷道配风量确定各硐室分配的风量：采区变电所：1201.1=132 m3/min；中央变电所：1801.1=198 m3/min；排水泵房：1201.1=132 m3/min；绞车房：1201.1=132 m3/min；井下装载硐室：1201.1=132 m3/min；在通风容易时期，井下设有一个中央变电站、一个水仓、一个装载硐室，所以配风量为1323+198=594m3/min，在通风困难时期，井下设有一个中央变电站，一个采区变电站，三个水仓，一个绞车房，一个装载硐室，所以配风量为1326+198=990m3/min。其它用风点分配的风量：通风容易时期：125.462.5=313.65m3/min；通风困难时期：143.342.5=358.35m3/min。（5）风速验算各段井巷风速验算公式为：=/ （5-11）式中 第i段井巷风速，m/s； 第i段井巷断面所通过的风量，； 第i段井巷断面积，。表5-7通风容易时期各段井巷风量分配及风速验算表 序号井巷名称净断面（m2）实际风量（m3/s）实际风速（m/s）允许风速（m/s）校核1 主井19.63 19.54 1.00 12.00 符合要求2 副井19.63 33.33 1.70 8.00 符合要求3 石门15.20 33.33 2.19 8.00 符合要求4 皮带上仓斜巷14.30 19.54 1.37 8.00 符合要求5 轨道下山12.80 33.33 2.60 8.00 符合要求6 运输下山12.80 19.54 1.53 8.00 符合要求7 8103进风顺槽9.90 17.86 1.80 6.00 符合要求8 8103工作面12.40 17.86 1.44 4.00 符合要求9 8103回风顺槽9.90 17.86 1.80 6.00 符合要求10 8105进风顺槽9.90 11.40 1.15 6.00 符合要求11 8105回风顺槽9.90 11.40 1.15 6.00 符合要求12 联络巷7.86 17.86 2.27 6.00 符合要求13 回风下山17.00 52.87 3.11 8.00 符合要求14 回风井19.63 52.87 2.69 12.00 符合要求5-8通风困难时期各段井巷风量分配及风速验算表 序号井巷名称净断面（m2）实际风量（m3/s）实际风速（m/s）允许风速（m/s）校核1 主井19.63 26.67 1.36 12.00 符合要求2 副井19.63 33.33 1.70 8.00 符合要求3 石门15.20 33.33 2.19 8.00 符合要求4 皮带上仓斜巷14.30 26.67 1.86 8.00 符合要求5 轨道下山12.80 13.33 1.04 8.00 符合要求6 运输下山12.80 23.33 1.82 8.00 符合要求7 8206进风顺槽9.90 23.33 2.36 6.00 符合要求8 8206工作面12.40 23.33 1.88 4.00 符合要求9 8206回风顺槽9.90 23.33 2.36 6.00 符合要求10 回风下山17.00 36.67 2.16 8.00 符合要求11 8301进风顺槽9.90 11.67 1.18 6.00 符合要求12 8301进风顺槽9.90 11.67 1.18 6.00 符合要求13 回风上山17.00 23.33 1.37 8.00 符合要求14 回风井19.63 60.20 3.07 12.00 符合要求5.3矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算5.3.1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（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。（3）工作面要有良好的气候条件。5.3.2阻力计算公式井巷摩擦阻力公式：= （5-12）又有 （5-13）式中 摩擦阻力系数,; 井巷长度,； 断面周长,； 井巷断面面积，； 井巷和硐室所经过的风量，； 摩擦风阻，。 综上所述，= （5-14）前人经过大量实验和实测所得、在标准状态（=1.2/m）条件下的各类井巷摩擦阻力系数，即所谓的标准值值，见附录一。当井巷中空气密度 1.2 /m时，其 值应该按下式修正： = （5-15）各种巷道周长换算公式： （5-16）式中 C断面形状系数：梯形C=4.16；三心拱C=3.85；半圆拱C=3.90。5.3.3矿井通风容易、困难时期的确定（1）确定容易、困难时期所谓的通风容易时期和通风困难时期是指在一个风机的服务年限内，矿井阻力较小的时期（通常在达产初期）和较大的时期（通常在生产后期）。本设计矿井开采采用中央并列式通风，进风井（副井）和回风井（主井）位于采区南部地势平坦处，为了缩短资金回收期，矿井开采8101工作面时掘进三条大巷，以便为后期服务，因此首采面不是最易时期，由于采用跳采，采8103时只是一个准备下个工作面，因此通风线路比较短，通风阻力小，为矿井通风容易时期。矿井的通风困难时期通风路线为采8206时准备8301工作面的顺槽，此时通风阻力大，路线长，井下需风量大。（2）确定最大阻力路线 矿井通风容易时期最大阻力路线为：主、副井井底车场、上仓皮带斜巷轨道下山、运输下山 8103进风顺槽8103工作面8103回风顺槽回风下山回风立井主、副井井底车场、上仓皮带斜巷轨道下山、运输下山8105准备顺槽回风下山回风立井矿井通风困难时期最大阻力路线为：主、副井井底车场、上仓皮带斜巷轨道下山、运输下山 8206进风顺槽88206工作面8206回风顺槽回风下山回风立井主、副井井底车场、上仓皮带斜巷轨道上山、运输上山8301准备顺槽回风上、下山回风立井5-7 通风容易时期系统图图5-9 通风困难时期系统图表5-9 通风容易时期井巷通风阻力计算表序号巷道名称支护方式阻力系数104（Ns2/m4）井巷长度L（m）断面净周长U（m）净断面S（m2）S3（m6）风量Q（m3/s）Q2（m3/s）2R（Ns2/m8）阻力H（Pa）1主井混凝土砌碹400360.82 31.40 19.63 7564.163 19.540 381.805 0.059913 22.875 2副井混凝土砌碹350363.42 31.40 19.63 7564.163 33.333 1111.111 0.052801 58.668 3石门锚网喷110152.80 14.80 15.20 3511.808 33.333 1111.111 0.007083 7.871 4皮带上仓斜巷锚网喷100280.00 14.50 14.30 2924.207 19.540 381.805 0.013884 5.301 5轨道下山锚网喷120632.00 13.60 12.80 2097.152 33.333 1111.111 0.049182 54.647 6运输下山锚网喷80632.00 13.60 12.80 2097.152 19.540 381.805 0.032788 12.519 78103进风顺槽锚网喷1801500.00 12.80 9.90 970.299 17.856 318.837 0.356179 113.563 88103工作面液压支架340160.00 15.80 12.40 1906.624 17.856 318.837 0.045081 14.373 98103回风顺槽锚网喷1601500.00 12.80 9.90 970.299 17.856 318.837 0.316603 100.945 108105进风顺槽锚网喷180100.00 12.80 9.90 970.299 11.397 129.895 0.023745 3.084 118105回风顺槽锚网喷1801000.00 12.80 9.90 970.299 17.856 318.837 0.237453 75.709 13回风大巷锚网喷80546.00 15.60 17.00 4913.000 52.867 2794.884 0.013869 38.764 14回风井混凝土砌碹180516.30 31.40 19.63 7564.163 52.867 2794.884 0.038578 107.822 局部阻力61.61总阻力 序号巷道名称支护方式阻力系数104（Ns2/m4）井巷长度L（m）断面净周长U（m）净断面S（m2）S3（m6）风量Q（m3/s）Q2（m3/s）2R（Ns2/m8）阻力H（Pa）1主井400360.82 360.82 31.40 19.63 7564.16326.667711.1110.05991342.6052副井350363.42 363.42 31.40 19.63 7564.16333.3331111.1110.05280158.6683井底车场90170.00 170.00 14.80 15.20 3511.80833.3331111.1110.0064487.1644石门110152.80 152.80 14.80 15.20 3511.80833.3331111.1110.0070837.8715皮带上仓斜巷100280.00 280.00 14.50 14.30 2924.20726.667711.1110.0138849.8736轨道下山1202986.00 2986.00 13.60 12.80 2097.15213.333177.7780.23237041.3107运输下山802986.00 2986.00 13.60 12.80 2097.15223.333544.4440.15491384.34288206进风顺槽1801500.00 1000.00 12.80 9.90 970.29923.333544.4440.237453129.28098206工作面340160.00 160.00 15.80 12.40 1906.62423.333544.4440.04508124.544108206回风顺槽1601500.00 1000.00 12.80 9.90 970.29923.333544.4440.211069114.91511回风下山1001651.00 1651.00 15.60 17.00 4913.00036.6671344.4440.05242370.48012轨道上山120996.00 996.00 13.60 12.80 2097.15213.000169.0000.07750913.09913运输上山80996.00 996.00 13.60 12.80 2097.15213.000169.0000.0516728.733148301进风顺槽120150.00 80.00 12.80 9.90 970.29911.667136.1110.0126641.724158301进风顺槽120150.00 80.00 12.80 9.90 970.29911.667136.1110.0126641.72416回风上山1002300.00 2200.00 15.60 17.00 4913.00023.333544.4440.05588430.42617回风井180516.00 516.00 31.40 19.63 7564.16360.2003624.0400.038556139.728局部阻力92.09总阻力表5-10 通风困难时期井巷通风阻力计算表1635.4通风难易程度评价（1）计算等积孔等积孔即为用一个与井巷或矿井风阻值相当的理想孔的面积（）来衡量井巷或矿井通风难易程度的抽象概念。它是反映井巷或矿井通风阻力和风量依存关系的数值。等积孔越大，不是通风越容易，反之，等积孔越小，则表示通风越困难。其值可用下式计算出。矿井通风等积孔：= （5-17）式中 矿井等积孔，； 矿井总风阻，。 矿井总风阻： = （5-18）式中 矿井总阻力，； 矿井总风量，。计算：前面我们计算出通风容易时期：= 677.75Pa ，= 52.867 。 所以=1.19=1.1952.867/ =2.417困难时期：= 1012.13Pa，=60.200。所以=1.19=1.1960.20/ =2.25（2）通风难易程度评价矿井通风难易程度分级标准参见表5-12。根据计算结果，与表5-12比较可知，矿井通风容易时期和困难时期通风难易程度都为容易。表5-12矿井通风难易程度分级矿井通风难易程度矿井总风阻（）等积孔（）容易0.3552中等0.3551.42012困难1.42015.5矿井通风设备的机选型5.5.1矿井主要通风设备的要求（1）矿井必须安装两套同等功能的主通风装置，其中一套作备用，备用通风机必须能在10min内开动。（2）选择通风设备应满足第一水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行，当工况变化较大时，根据矿井分期时间及节能情况，应分期选择电动机。（3）通风机能力应留有一定的余量，轴流式风机在最大设计负压和风量时轮叶运转角度应比允许范围小5；离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90。（4）进、出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。（5）矿井的主通风机房应有两回路直接由变(配)电所反馈出的供电线路，线路上不应分接任何负荷。（6）主通风机要有灵活可靠、符合要求的反风装置和防爆门，要有规格质量符合要求的风峒和扩散器。分区主扇也应符合这个要求。（7）主通风机和电动机的机座必须坚固耐用，要设置在不受采动影响的稳定地层上。5.5.2计算通风机工作风压矿井通风机全压与自然风压共同作用克服矿井通风系统的总阻力、通风机附属装置的阻力及扩散器出口的速压做功。由于进、出风井井口的高差不在150m以上，所以不计算矿井的自然风压。则有：（1）通风容易时期=+ （5-22）式中 通风机附属装置的阻力（引自：采矿设计指导），取100Pa。 =+ （5-23） =677.75+100 =777.75Pa（2）通风困难时期=+式中 通风机附属装置的阻力（引自：采矿设计指导），取100Pa 。 =+ =1012.13+100 =1112.13Pa 根据上述计算，设计矿井在通风容易和通风困难两个时期的工作风压风别为：777.75Pa和1112.13Pa5.5.3计算通风机工作风量由于外部漏风(即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等附属设施处的漏风)，通风机工作风量应大于矿井实际需风量。 =k （5-24）式中 主要通风机的工作风量，m/s； 矿井需风量，m/s； k漏风损失系数，风井不做提升用时取1.1,；斗箕井兼作回风时取 1.15；回风井兼作升降人员时取1.2.所以，通风容易时期：=1.152.867=58.15m/s； 通风困难时期：=1.160.20=66.22m/s。5.5.4主要通风机选型 根据前面通风机工作风压与工作风量的计算结果，在扇风机个体特性图(图5-13)上选定风机型号为FBCDZ-6-No19A-2185kW型矿用轴流式通风机,其转速n=740 r/min。5.5.5通风机的实际工况点 因为根据计算出的、和、确定的工况点，即设计工况点不一定恰好在所选择通风机的特性曲线上，必须根据通风机的工作阻力，确定其实际工况点。（1）通风机的工作风阻因为选择抽出方式所以用静压特性曲线：容易时期：=/ （5-25） =777.75/(58.15)2 =0.2300Ns2/m8 困难时期：=/ =1112.13/(66.22)2 =0.2536Ns2/m8 （2）确定通风机的实际工况点在通风机特性曲线上作两个时期通风机工作风阻曲线，与风压曲线的交点即为实际工况点。如图5-13所示。如图5-13，通风机理论工况点是m1，m2，实际工况点是M1，M2.通风机的实际工况点都落在在特性曲线合理工作的范围内，因此，通风机选择合理，则通风机在通风容易时期的叶片角度为24/20，通风困难时期的叶片角度为30/26。 图5-13 FBCDZ-6-No19A-2185k性能曲线5.5.6电动机选择（1）根据矿井通风容易和困难时期主要通风机的输入功率(和)计算出电动机的输出功率Ne。图5-13所对应的通风机静压效率风别为，=0.73。容易时期：=/1000 （5-26） =777.7558.12/（10000.70） =64.57Kw困难时期：=/1000 =1112.1366.22/（10000.73） =100.88Kw（2）电动机的台数当0.6时，可选一台电动机；当0.6时，则需选择两台电动机。0.6=60.5364.57（kw），所以，本矿井需要一台电动机。（3）所选电动机的性能参数 前期的电动机功率按下式计算： （5-27） =1.15/（0.90.95） =108.55Kw后期的电动机功率按下式计算：Ne=/（） （5-28）=100.881.15/（0.90.95）=135.69Kw式中 电动机容量备用系数， 1.11.2； 电动机效率， 0.90.95(大型电机取较高值)； 传动效率，电动机与通风机直联时1，皮带传动时0.95。根据上述计算，两个电动机的输出功率分别为108.55Kw、135.69Kw。因此，设计选电动机为：YKK4503-10。 表5-15 电动机的参数表型号额定功率（kw）额定电流（A）额定负载下功率因数重 量(kg)生产厂家转 速(r/min)效 率(%)YKK4503-102185338.0/194.6980750.754760北京毕捷电机有限公司5.5.7局部通风机选择（1）通风方法矿井正常生产时有二到四个掘进工作面，掘进工作面均配备局部通风机和风筒。目前我国在掘进通风上均采用压入式通风，风筒费用较抽出式小，有布置方便的优点。所以选择通风方法为压入式通风。（2）掘进通风阻力计算 1）摩擦阻力计算 （5-29）式中：风筒摩擦阻力系数，Kg/m； L风筒长度，m; U风筒周长，m； Q风量，m/s； S风筒断面积，； D风筒直径，m。风筒摩擦阻力系数的确定。金属风筒的摩擦阻力系数风筒直径（mm）2003004005006008001000（Kg/m）0.0050.0040.0040.0025玻璃钢风筒的摩擦阻力系数 =0.002 Kg/m胶布风筒的摩擦阻力系数风筒直径（mm）3004005006007008009001000（Kg/m）0.00530.00490.00450.00410.00380.00320.0030.0029设计通风长度为1500m，因此可选用直径为1000mm的胶布风筒。则 =0.0029150013.9522/(3.140.52)3 =501.78 Pa 2）局部阻力计算一般情况下局部阻力风阻=100-200pa。综合考虑长度，有没有弯头，确定局部阻力位180pa。3）局部通风总阻力 P总=P摩+P局 =501.78+180 =681.78 Pa（1） 局部通风机选择根据需要的Q局、H局、值在局部通风机特性曲线上，确定局部通风机的合理工作范围，选择长期运行效率高的局部通风机。 查FBD系列矿用局部通风机技术性能参数及外形尺寸，根据需要的Q局、H局值,选FBD-6.3/218.5，转速2900r/min，风量为350-550m3/min，全压范围5150-900Pa，长宽高=24607931020，电机功率为218.5kw。所以本矿井选用局部通风机型号为F FBD-6.3/218.5，一个掘进工作面配备两台局部通风机。表5-16 FBD系列矿用局部通风机性能参数表型号转数 r/min功率 kW电动型号YBF额定电压V风量范围m3/min全压 Pa长宽高mm4.0/22.2290022.2YBF2-90L380/660190-901610-35014505807104.5/25.5290025.5YBF132S1380/660254-1562892-33017206307505.0/25.525290025.5YBF132S1380/660220-1402900-160018206508005.0/27.5290027.5YBF132S2380/660260-1703700-80018206508005.6/2112900211YBF160M1380/660/1140310-2304250-214020907229206.0/2152900215YBF160M2380/660/1140380-2405000-180021307629806.3/218.52900218.5YBF160L380/660/1140350-5505150-900246079310206.3/2222900222YBF180L380/660/1140567-3805400-1800246079310206.3/2302900230YBF200L380/660/1140630-2606300-860246079310207.1/2302900230YBF200L380/660/1140600-3505000-1300300088011307.1/2372900237YBF200L380/660/1140740-4805600-1500300088011307.1/2452900245YBF225M2380/660/1140808-4856500-1600344092511005.6概算矿井通风费用吨煤通风成本是通风设计和经济管理的重要指标。统计分析成本的构成，则是探求降低成本，提高经济效益不可少的基础资料。吨煤通风成本主要包括下列费用：5.6.1电费（W1）吨煤的通风电费为主要通风机的年耗电量，及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用如下公式计算： ， （5-30）式中 D电价，本矿区电价为1.0元/kWh；T矿井年产量，900000t；EA局部通风机和辅助通风机的年耗电量； E主要通风机的年耗电量，设计中用下式计算： 通风容易时期和困难时期共选一台电动机时，kWh （5-31）式中 v变压器效率，可取0.95；w电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆损耗，在0.90.95范围选取。 通风容易时期和困难时期选用一个电机，所以按式（4-32）来计算：E=8760135.69/（1.150.950.92） =1182613.073kwh；本设计中该矿井的电费为： =1182613.0731/900000 =1.32元/吨5.6.2设备折旧费(W2)吨煤的通风设备折旧费W2为：, （5-33）式中：G1通风设备基本投资年折旧费，元；G2通风设备的年大修理折旧费，元。根据煤矿生产经营指标，一全套风机房所有通风设备造价共计50万元，其回收率为4%，服务年限为30a，则通风设备基本年折旧费为：G1=50（1-4%）/30 =1.6万元通风设备的年大修理费用3万元，年生产能力按90万吨计算，则：=（1.6+3）/90=0.051 元/吨5.6.3材料消耗费用(W3)包括各种通风构筑物的材料费，通风机和电动机润滑油料费，防尘等设施费用。每吨煤的通风材料消耗费W3为： ， （5-34）式中：C材料消耗总费用，元/a。 通风材料费用按40万/年计算，吨煤的通风材料消耗费： =40/90=0.44元/吨5.6.4通风工作人员工资费用(W4)矿井通风工作人员，每年工资总额为A(元)，则一吨煤的工资费用W4为： ， （5-35）根据设计矿井通风方案及生产布局，矿井通风工作人员按 40 人配置。根据设计矿井所在地人均年收入、矿井绩效考核制度，矿井通风工作人员年平均工资总额按6.0万元/a计算，矿井每年支付给通风工作人员的总工资支出约为：180 万元。则吨煤通风人员工资费用为： =180/90=2.0元/吨5.6.5专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费(W5) 专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费根据燕家河煤矿的情况，按150万元/年计算。 =150/90=1.66元/吨 （5-36）5.6.6每吨煤的通风仪表的购置费和维护费用(W6)根据煤矿生产经营指标及设计矿井的煤层瓦斯含量、涌出量、配风量等，结合生产经营实际，吨煤通风仪表的购置费和维修费用W6按0.2元/吨提取。根据上述计算，矿井吨煤通风总费用为：W=W1+W2+W3+W4+W5+W6=1.32+0.051+0.44+2.0+1.66+0.2=5.671元/吨5.7预防灾害的安全技术措施为了保证矿井安全生产，在矿井建设和生产过程中，要重点防范瓦斯、煤尘、水和火的威胁。本设计采用先进设备，建立井下环境安全监系统，对瓦斯、煤尘、水和火等灾害进行早期预防，综合治理。5.7.1瓦斯管理措施严格执行安全技术操作规程第四章第一节煤矿安全规程的有关规定；设专职瓦斯员对工作面每班巡回检测不得少于两次，发现问题及时汇报处理，另外建立瓦斯的个体巡检测和连续检测的双重检测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生；在采煤工作面以及与其相互连接的上下顺槽设置瓦斯报警仪，检测风流中瓦斯含量，并将信息及时传递到地面控制室；严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流；按井下在册人员配备隔离式自救器；按规程规定设置反风装置，风机能在规定时间内反风并达到规定风量；严禁在工作面两道再掘超过3 m的硐室；采后按规定时间回收，密闭，注浆。5.7.2防尘掘进机与采煤机都必须配备有可靠的降尘装置，掘进头风机要设防尘器；利用环境安全监测系统，及时测定风流中的风尘浓度；奖励防尘、洒水、降尘系统，对煤流在各转载点必须经常喷雾洒水；对于容易积存煤尘之处，应定期进行清理；井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓和溜煤眼处漏风；相邻煤层所有运输机道和回风道必须设置隔爆木棚；采掘工作面的工人应按规定佩带防止冒和防尘口罩。5.7.3防火实行无煤柱沿空掘巷开采，尽量少丢煤，清楚煤层自然发火根源；完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态；对个工作面及采空区进行束管监测，电子计算机监控，及时掌握自燃征候和情况及时采取有特征；煤层大巷要搞好壁后充填和喷混凝土封闭煤层，防止煤层的风化和自燃；井下设置完备的消防撒水系统，存放足够的消防器材。5.7.4防水在矿井建设和生产过程中，至始至终要认真进行水文地质工作，切实掌握水文情况；在落差较大的断层两侧要留足防水煤柱，当掘进头接近断层时，必须超前钻孔探水前进；开采下组煤层时，应进一步摸清水文情况及其对开采的影响，并制定专门防水措施。第6章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型6.1 矿井提升设备选型6.1.1 已知原始条件和数据 (1) 设计生产能力为0.9Mt/a (2) 提升工作制度为：年工作日330天，日工作18小时 (3) 单水平提升，井深360 m （4）装载高度Hz，由井下煤仓及装载设备尺寸确定，取20 m （5）卸载高度Hx，由地面生产系统要求而定，取18 m （6）松散层的密度为0.90 t/m3 （7）两套箕斗提升设备（8）采用多绳摩擦提升机6.1.2 主井提升设备的选型 （1）箕斗选型提升高度H=Hs+Hz+Hx （6-1）式中 H提升高度，m Hs矿井深度，360 m Hz装载高度，20 m Hx卸载高度，18 m 由式6-1得 H=360+20+18=398 m 经济提升速度 Vm=0.4H0.5 （6-2）式中 Vm经济提升速度，m/s 由6-2得 Vm=0.43980.5=7.97 m/s 一次提升循环估算时间 Tx=Vm/a +H/Vm + 20 （6-3）式中 Tx一次提升循环估算时间，s A初估加速度，取0.8 m/s2 20装卸载时间，s由6-3得Tx=7.46/0.8 + 398/7.97 + 20 =79.26小时提升次数 Ns=3600/Tx （6-4）式中 Ns小时提升次数，次 由8-4得 Ns=3600/79.26=45.4次 取 Ns = 45 小时提升量 As=AnCCr/Bn Tv ( 6-5)式中 As小时提升量 An矿井年设计产量，90万t/a C提升钩内不均衡系数，取1.15 Cr提升能力富余系数，取1.2 Bn年工作天数，330天 T日净提升小时数，18小时由式6-5得 As=90100001.151.2/（330118） =209.09一次合理提升量Q=As/2Ns （6-6）式中 Q一次合理提升量，t 2两套箕斗提升设备 由 6-6得：Q=209.9/（245）=2.3t由于本矿井设计年生产能力为90万t/a，考虑到以后矿井生产能力留有足够的余地，选用名义载重量16t非标准箕斗。选用有效容积为14立方米的JDG12/906Y型箕斗，其主要技术规格参数见表6-1。 表6-1 JG16型多绳提煤非标箕斗特征表项目单位技术特征型号JDG12/906Y箕斗名义载重量T16箕斗有效容积m314箕斗自重t2.5最大提升高度m1400主要尺寸mm23001300提升钢丝绳直径mm27.5-32.5数量根6绳间距mm300（2）主井提升钢丝绳 主井提升钢丝绳选用619右捻镀锌钢丝绳，其技术参数如表6-2。表6-2 619右捻镀锌钢丝绳技术参数项目主井提升钢丝绳单位技术参数型号619股(1+6+12)右捻钢丝绳直径mm31单位重量N/m33.83抗拉强度N/mm21700钢丝总断力总和kN608.5钢丝直径mm2.0钢丝总断面面积mm2357.96（3）提升机选择 可选用JK2.5/30型单绳缠绕提升机，卷筒直径2.5 m，提升最大高度1290 m，电动机转速不大于750 r/min，提升速度不大于5 m/s 。（4）电动机选型 电动机选用YR2500-10/2150型高交流电动机，同步转速为600 r/min。6.1.2副井提升设备的选择（1）副井提升设备选择的依据矿井基本条件工作天数：330 d/a井筒高度：310 m提升方式：立井提升轨距：600 mm车辆：1.5 t固定厢式矿车辅助运输罐笼运行方式a普通罐笼进出材料车，平板车休止时间为40到60 s；b最大班工作时间，一般不超过5小时；c最大班工人下井时间，一般不超过40分钟；d要考虑能输送井下最大和最重部件；e双层罐笼升降人员，如两层中的人员可同时进出时，休止时间比单层罐笼增加2 s信号时间，当人员由一个水平进入罐笼时，休止时间比单层罐笼增加一倍，另加6 s换罐笼时间。（2）设备选型 罐笼选型副井装备一对1.5 t双乘四车标准窄罐笼。标准罐笼：双层乘84人，可提矸和升降一般材料设备，下层设有轨道可升降3 t无轨车及有轨平板车，可升降总重不超过23 t的大件设备。表6-3 GDG1.5/6/2/4k罐笼技术特征表 项目单位技术特征型号GDG1.5/6/2/4k装载矿车型号MGC1.7-6车数个4乘人数个84罐笼装载量t13.68罐笼自重t11.91罐笼长和宽mm52901674组合罐道宽度mm180提升首绳数量台4直径mm33/39.5尾绳数个3/2经校核后GDG1.5/6/2/4k型罐笼满足本设计矿井副井提升要求提升钢丝绳主钢丝绳由德国SIEMAG公司配套供货，选用三角股镀锌钢丝绳，尾绳选用国产扁钢丝绳，其规格见表6-3。表6-4 副井提升钢丝绳参数项目双罐笼主绳尾绳型号6(34)637直径(mm)3147.5单位重量(N/m)39.4179.29抗拉强度(N/mm2)1670每根钢丝绳总破短力(kN)690.5根数42安全系数8.43提升机选择可选用JKM3.25/4型多绳缠绕提升机，配用导向轮直径Dt=3 m， 导向轮的变位重力为30.6 kN.电动机选型电动机选用YR1000-10/1430型高压6 kV交流电动机，其传动比为11.5，同步转速为600 r/min。操车与进出车方式井上井下对应两股道设有电动式推车机和气动摇、阻车器等操车设备。两台提升机升降人员、物料方式为井底提灌换层，井口沉罐换层。6.2 主运输设备选型6.2.1运输下山带式输送机（1）设计依据运量：Q = 800t/h；带宽：B = 1200mm；输送长度：L = 850m；输送高度：H = 80m；倾角： =7。（2）选型校核结果表6-4 DTL120/80/2200型的输送机技术特征表项目数值单位型号DTL120/80/2200输送量800t/h输送长度850m带速3.15m/s传动滚筒直径800mm托棍直径108mm输送机类型阻燃钢绳芯输送带宽度1200mm储带长度50m机尾搭接长度12m机头外形尺寸（宽高）26551950mm电动机型号YSB200功率2200kW电压1140V减速器DCY400-20液力偶合器YOX560低速轴逆止器NYD2206.2.2上仓皮带斜巷带式输送机输送机（1）设计校核依据运量：Q =800t/h；带宽：B = 1200mm；输送长度：L = 280m；输送高度：H = 60m；倾角： = 14.5。（2）选型校核结果表6-5 DT型的输送机技术特征表项目数值单位型号DT输送量800t/h输送长度400m带速2.5m/s传动滚筒直径800mm托棍直径108mm输送机类型尼龙整芯阻燃抗静电带宽度1200mm储带长度50m机尾搭接长度12m机头外形尺寸（宽高）26551950mm电动机型号YSB200功率2200kW电压1140V减速器DCY400-20液力偶合器YOX560低速轴逆止器NYD250液压拉紧装置DYLA-01-3/506.2.3 无极绳绞车轨道大巷的运输采用SQ80无极绳绞车，具体参数见表6-7表6-7 SQ80无极绳绞车技术特征表项 目技术特征单位型 号SQ80功 率110kW牵 引 力80kN牵引速度1/1.7m/s牵引钢丝绳直径22mm轨 距600mm轨 型22mm滚筒直径1200mm轨道拐道半经垂直大于等于m6.2.4刮板输送机回采工作面前、后部刮板输送机型号为SGZ764/500，参数见表6-6表6-6 SGZ764/500刮板输送机技术特征表项目技术特征单位性能参数SGZ764/500输送量800t/h设计长度200 mmmm链速0.95 m/sm/s电动机转数1480/735r/min电压6601140VV刮板链型式中双链规格2692-C每条链破断850KN负荷链条间距130mm刮板间距920mm中部槽（L长W宽H高）1500764300mm紧链方式闸盘紧链采煤牵引方式齿轨-销轨式6.3 矿井排水设备选型本矿井目前在井底车场设置了中央水泵房，并在副立井设置了两趟排水管路，1趟为219，另一趟为325，该水泵房将矿井全部涌水直接排至地面水处理站。根据矿井开拓、开采情况，矿井目前在+570m水平设置二级水泵房，该水平泵房将井下深部涌水通过敷设在8煤层回风下山的排水管路排至大巷并进入井底水仓，然后由中央水泵房内的水泵将矿井全部涌水排至地面水处理站，形成二级排水系统。矿井生产后期，在+520m水平重新设置中央水泵房，该水平泵房将井下深部涌水通过敷设在8煤层回风下下山的排水管路排至大巷并进入井底水仓，然后由中央水泵房内的水泵将矿井全部涌水排至地面水处理站，形成二级排水系统，届时+560m水泵房取消。6.3.1 中央水泵房排水设备(1) 设计依据 矿井全部正常涌水量：175 m3/h； 矿井全部最大涌水量：235m3/h； 井底车场标高：627 m； 副斜井井口标高：964.62 m； 地面水处理站高度：05 m。(2) 设备选型计算中央水泵房安装有3台D450608型水泵，每台水泵配套YB630S-4型矿用防爆型电动机；另外安装2台D155677型水泵，每台水泵配套YB450S-2型矿用电动机。主要技术参数见表6-7、6-8：表6-7 D450608型水泵技术特征表项目技术特征单位型号D450608流量450m3/h扬程480m转速1480r/min效率79%。配套电动机YB630S-4型矿用防爆型功率900kW电压6kV转速1480r/min(3) 选择排水管路本矿井在副立井井设置了两趟排水管路，1趟为219排水管路，另一趟为325排水管路。(4) 排水系统运行情况根据矿井涌水情况及中央水泵房设备配置情况，按照煤矿安全规程规定，矿井正常及最大涌水时一台D450608水泵一趟325排水管路工作，两台D155677型水泵一趟219排水管路及另两台D450608水泵备用检修。表6-8 D155677型水泵技术特征表项目技术特征单位型号D155677流量155m3/h扬程469m转速2950r/min效率74%。配套电动机YB450S-2型矿用防爆型功率355kW电压6kV转速2950r/min (5)工况点的确定一台D450608水泵一趟325排水管路工作时工况点管路的特性方程：H= 348.12+0.00035043Q2。绘制D450608水泵性能曲线图，得工况点M1：Qm1=522.6 m3/h，Hm1=443.8 m，m1=79%。D450608型水泵特性曲线见图62。两台D155677型水泵一趟219排水管路工作时工况点管路的特性方程：H= 348.12+ 0.00699736 Q2。绘制D155677水泵性能曲线图，得工况点M1：Qm1=142.4 m3/h，Hm1=488 m，m1=72%。D155677型水泵特性曲线见图63。(6)水泵最小排水能力计算矿井正常涌水日工作时间：T正=14.75 h；矿井最大涌水日工作时间：T大=19.81 h。(7) 实际流速的计算一台D450608水泵一趟325排水管路工作时排水管流速：Vp=2.04m/s ； 吸水管流速：Vx=1.43m/s。两台D155677型水泵一趟219排水管路工作时排水管流速：Vp=2.44m/s ； 吸水管流速：Vx=0.94m/s。(8) 电动机的选择D450608水泵计算所需功率电动机最大轴功率：Nz799.6kW；所需电动机的功率：N897.5kW900kW。D155677型水泵计算所需功率电动机最大轴功率：Nz276kW；所需电动机的功率：N310kW95%，脱硫效率70%。经除尘器处理后的烟尘排放满足锅炉大气污染物排放标准。处理后的烟气采用45m高的烟囱排放。处理后污染物的排放情况见表71。表71锅炉大气污染物排放情况表 时期污染物名称排放量（kg/h）排放浓度（mg/Nm3）标准值（mg/Nm3）占标准比例（%）采暖期烟尘1.3260.720030SO29.9645990051非采暖期烟尘0.3360.720030SO22.4945990051（2）地面生产系统扬尘污染防治在转载点、筛分点、储煤场、装车点、矸石处置场地设置洒水降尘系统。硬化运煤车辆进出道路，控制运煤汽车的满载程度，并采用车箱密闭或帆布覆盖。煤炭及时外销，尽量减少储煤场的存煤量。（3）水污染防治措施矿井水经一体化高效净水器进行絮凝、沉淀处理，上清液经过滤、消毒后用作井下消防、洒水、除尘及地面绿化，多余部分排入冲沟，煤泥经选煤厂处理后进行综合利用。室内污水先经化粪池、降温池、隔油池、中和池等构筑物简单处理后，由污水管网排入污水调节池，经地埋式污水处理设备生化处理后，处理后的污水达到污水综合排放标准（GB8978-1996）中的二级标准后，再进行深度处理，回用于洗煤厂循环补充水或工业场地绿化洒水。（4）固体废物污染防治措施本矿井已与旬邑县三水河集中供热工程筹建处签订了煤矸石供应协议，年供煤矸石0.30Mt，做为集中供热的辅助燃料。矸石亦可用于铺路、充填沟谷或回填塌陷区，经碾压后上覆田土，恢复土地的植被。 锅炉灰渣经冷却后用于铺路。在工业场地设生活垃圾集中存放点，并定期清运至固定地点，防止随意倾倒。（5）噪声污染防治措施在设备选型时优先选用低噪声设备。对噪声源采取消声、隔声、减振措施。所有高噪声设备与基础之间采用弹性连接；风井通风机的出风口安装消声装置；锅炉房的鼓、引风机、水泵等高噪声设备均考虑布置在隔声间内。对值班人员采取保护性措施。在提升机房，锅炉房，以及风井通风机房设置隔声控制室或值班室。7.3 资源开发对生态环境的影响与评价尽管燕家河井田范围内地质灾害类型比较多，但相比之下，地下开采引起的地表沉陷属波及面最广、对当地农业生产与人民生命安全威胁最大的灾害。为了及时掌握地表沉陷的规律与沉陷幅度大小，提前做好采煤前的各项预案与防治工作，将沉陷造成的影响减到最小，开展对地表沉陷的预测，为防治提供第一手资料就显得十分必要。7.3.1开采沉陷计算（1）计算方法根据我国实际情况，采动沉陷的计算方法可以选用典型曲线法、负指数函数法、概率积分法等。本次计算选用目前国内应用最广泛的概率积分法。概率积分法把地下开采引起的岩层移动过程看作是一个随机过程，并用概率论的方法建立由地下开采单元引起的上覆岩层下沉表达式，并假定岩层移动过程符合叠加原理，从而利用积分方法建立开采沉陷下沉盆地的计算公式。我国自20世纪60年代在开采沉陷计算领域引入概率积分法预计上覆岩层采动影响以来，该法在我国大多数矿区获得了广泛应用。概率积分法是纳入新编“三下”采煤规程的开采沉陷计算方法，是“三下”采煤规程中推荐的计算方法。开采沉陷计算所采用概率积分法理论公式如下：下沉 (7-1)倾斜变形 (7-2) (7-3)曲率变形 (7-4) (7-5)水平移动 (7-6) (7-7)水平变形 (7-8) (7-9)式中 ，mm；，mm；采厚，mm；下沉系数； 煤层倾角，度；水平移动系数；等价计算工作面的主要影响半径，；等价开采影响深度，m；主要影响角正切；等价计算工作面各边界的直线段；开采影响传播角，；沿x（煤层走向）方向的倾斜变形值，mm/m；沿y（煤层倾向）方向的倾斜变形值，mm/m；沿x（煤层走向）方向的曲率变形值，10-31/m；沿y（煤层倾向）方向的曲率变形值，10-31/m；沿x（煤层走向）方向的水平移动值，mm；沿y（煤层倾向）方向的水平移动值，mm；沿x（煤层走向）方向的水平变形值，mm/m；沿y（煤层倾向）方向的水平变形值，mm/m。（2）计算参数的选取由地质条件可知，百子沟河与8煤垂直距离为397.62m429.51m，位于井田南部，百子沟河与8煤距离较近，为400m左右。沿剖面附近的钻孔见表7-2所示，参照Y4钻孔柱状图，进行开采沉陷计算。表7-2 上覆岩层结构统计表钻孔编号参数/mZK6-2ZK5-1Y467ZK4-1煤层底板标高513.55528.2546.44553.79529.65煤层顶板标高518.15534.12553.37559.23536.15煤层厚度4.65.926.935.446.5地表标高982.99973.63977.4962.081063.38基岩厚度439.85410405黄土层厚度2.6524.2215粘土层厚度18.5钻孔口与河流相距217010457222河流标高980970970960960开采沉陷计算参数的大小与上覆岩性的关系十分密切。岩性坚硬时，下沉系数小；岩性软弱时，下沉系数较大。根据上覆岩性，采用覆岩综合评价系数P来反映覆岩岩性对下沉系数的影响。分析实测资料表明，综合评价系数P取决于覆岩性质及厚度，可用下式计算： (7-10)式中 mii分层的法线厚度，m；Qii分层的岩性评价系数。下沉系数可表示为： (7-11)由表7-2可知上覆岩层性质属中硬偏软岩层，根据“三下”采煤规程推荐的开采沉陷计算参数的选取办法，选取参数如表7-3 所示。表7-3 开采沉陷计算参数序号参数名称符号取值1下沉系数0.690.752主要影响角正切2.03开采影响传播角90o-0.54水平移动系数b0.25（3）计算方案选取在百子沟垂直下方的一个工作面为基准为例计算。表 7-4 方案工作面长度/m160推进长度/m2000开采厚度/m7顶板岩性中硬下沉系数0.69煤层倾角/34煤层厚度/m7基岩厚度/m410表土层厚度/m25表7-5 方案工作面最值统计表工作面长160W2618T东西正11.76U东西正654T东西负-11.76U东西负-654T南北正15.87U南北正925T南北负-15.64U南北负-828E东西拉伸4.47K东西正0.0804E东西压缩-4.47K东西负-0.0804E南北拉伸6.94K南北正0.1213E南北压缩-13.98K南北负-0.2516表中：W：下沉/mm；T：倾斜变形/mm/m；U：水平移动/mm；E：水平变形/mm/m；K：曲率变形10-3/m。由表7-5可知，当工作面长160m，推进长度2000m，煤层厚度为7m，煤层倾角34，基岩厚度410m，表土层厚25m，各项指标图如下所示。图7-1开采地表下沉等值线图 （采宽160m，采高7m，单位：mm）图7-2 开采地表倾斜变形等值线图 （采宽160m，采高7m，单位：mm/m）图7-3开采地表水平移动等值线图 （采宽160m，采高7m，单位：mm）图7-4开采地表水平变形等值线图 （采宽160m，采高7m，单位：mm/m）图7-5开采地表曲率变形等值线图 （采宽160m，采高7m，单位：1/km）图7-3-5（f）工作面倾向主剖面线图7.3.3地表塌陷治理对策建议我国建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程中制定了砖混（石）结构的建筑物破坏（保护）等级标准，见表7-6。在“三下”采煤规程中，判断砖混结构建筑物损坏等级的变形参数分别为水平变形、曲率和倾斜，由于农村建筑物高度小，评价房屋的损坏等级以水平变形值为主要依据。按照此指标，提出有关建议与措施：（1）对村庄的保护措施根据计算，得出预测区8号煤层开采时的的最大水平变形值为6.94mm/m，对房屋的损坏程度已属严重等级，因此对于此区域的住户搬迁。可见在采煤前加强对一些人口众多的重要村庄的保护十分必要，建议尽量实施搬迁措施，以解放压煤问题，在实在无法搬迁的情况下，必须留设村庄保护煤柱。而对开采范围内分布的小村落和民房，在一般地表塌陷情况下，尽量不采取搬迁和留设煤柱的方法，可以积极试行“村庄下采煤”等特殊采煤方法，但必须严格履行煤矿安全生产规程（GB 50215-2005）规定的“三下采煤”有关审批手续，具体实施时，要对地表民房，村落的受损情况采取事前观测，加固措施；采中要根据实际情况搭建临时住棚；采后按破坏程度及时进行维修等。在非常必要的情况下，可将个别小村庄和村落集中迁并到井田外或已采的沉陷稳定地带。（2）对农田、植被破坏的治理措施对地表塌陷引起的少量坡田损毁，由矿上负责组织土地复垦技术，及时充填塌陷裂缝，平整土地，恢复土地的使用能力。对无法修复的坡田可由矿上赔偿土地损失。对采煤引起的地表塌陷和滑坡造成少量树木倾倒，矿上要及时组织人员扶栽，无法扶栽的要伐后补种还林，并给予受损方适当的林木损失赔偿费。此外矿方要积极配合地方林业、农业、水利、水土保持等有关部门，共同协商制定矿区植林规划，尤其在塌陷严重地区，要广泛营造新林，改善矿区生态环境。对于塌陷轻微地区，由于区内黄土层较厚，地表裂缝会逐渐淤塞和弥合，野生草本植物生长期短，繁殖力强，木本植物根系深而发达，对树木、植被的影响会随着时间的推移逐步恢复。（3）防治地表水体的措施对涺水河与南北干渠必须留足留够煤柱；对采煤后地表塌陷造成的村庄井、泉水量大幅度减少或干涸而影响农业生产和村民生活的问题，要采取必要的给水措施或负责另辟水源，也可结合村落迁并，将住户搬迁至有水源的地点。（4）积极推行“清洁生产”和“三下”采煤技术，从开采源头解决顶板下沉和地表塌陷问题，变单一长壁开采方式为长壁、短壁和房柱式相结合的综合开采方式，在塌陷敏感区下方采煤时，采用多分层减厚开采、条带开采和协调开采，既起到保护作用，又能最大限度的回收煤炭资源。（5）在沟谷、山坡下开采时应预防边坡失稳而诱发崩塌或滑坡的发生，注意观测预报崩塌或滑坡的影响范围、程度和活动量，采取相应的抗滑加固措施。砖混（石）结构的建筑物破坏（保护）等级标准，见表7-6表7-6 砖混（石）结构建筑物损坏等级损坏等级建筑物损坏程度地表变形值损坏分类结构处理水平变形/m曲率K10-3/m倾斜i/m自然砖间砖墙上出现宽度1-2的裂缝2.00.23.0极轻微损坏不修自然砖间砖墙上出现宽度小于4的裂缝；多条裂缝总宽度小于10轻微损坏简单维修自然间砖墙上出现宽度小于15的裂缝，多条裂缝总宽度小于30；钢筋混泥土梁、柱上裂缝长度小于1/3截面高度；梁端抽出小于20；砖柱上出现水平裂缝，缝长大于1/2截面边长；门窗略有歪斜4.00.46.0轻度损坏小修自然间砖墙上出现宽度小于30的裂缝，多条裂缝总宽度小于50；钢筋混泥土梁、柱上裂缝长度小于1/2截面高度；梁端抽出小于50；砖柱上出现小于5的水平错动；门窗严重变形6.00.610.0中度损坏中修自然间砖墙上出现宽度大于30的裂缝，多条裂缝总宽度大于50；梁端抽出小于60；砖柱出现小于25的是水平错动6.00.610.0严重损坏大修自然间砖墙上出现严重交叉裂缝、上下贯通裂缝，以及墙体严重外鼓、歪斜；钢筋混泥土梁、柱裂缝沿截面贯通；梁端抽出大于60；砖柱出现大于25的水平错动；有倒塌危险极度严重损坏拆建注：建筑物的损坏等级按自然间为批判对象，根据各自然间的损坏情况按上表分别进行。7.4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由于地下煤层的开采，将使采空区上方地表产生不同程度的移动和变形，因此可能会使局部地表变形、沉陷或产生地裂等。但由于本矿区地处山区，预计这方面的影响不会很大。采用条带开采，留保护煤柱，可以在一定程度上减轻影响。7.4.2开采引起环境损害的控制方法与复垦及生态重建矿井井下开采方式应进行技术比较，尽量减少或避免地表下沉。对出现的地裂缝和沉陷坑、洞、沉陷台阶及时填平修复，因地制宜整治成林地、草地、梯田等用地。对采煤后造成沟坡滑塌的地段，也应及时植树种草，恢复植被，防止水土流失。对区内零散分布的小村落和居民点，在其受开采沉陷影响之前，本着即方便生产又尽可能减少煤炭资源损失的原则，可将他们搬迁至安全地带合并为较大村镇，以免采空沉陷引发的地裂缝、滑坡、崩塌及地面沉陷等地质灾害对居民住户造成危害，并有利于煤矿开发及当地乡镇经济的发展。生态综合治理建议：矿区生态治理应与当地的生态保护统一进行，结合当地的土地利用规划，做好退耕还草，调整不合理的农、林、牧结构，建立合理的林、草、田复合生态系统，采取沟坡兼治措施，工程、植物和农业措施相结合，进行综合治理。（1）工业场地水土流失防治对矿井工业场地四周及场内开挖形成的边坡，根据实际情况采取设挡土墙或其它相应的防护措施进行防护，并在坡脚及场地内设相应的排水系统。在场地主体建筑物周围以及场地内普遍种植树木、花草等，加以绿化、美化，提高土壤的抗侵蚀能力。（2）道路边坡处理及排水在矿井建设中，对场外道路等所形成的路基边坡和路堑边坡，将根据具体情况设置挡土墙、植物护坡、喷砼护坡、道路排水沟等，并在道路两侧植树，形成工程措施与植物措施搭配局面，防止水土流失。(3) 沉陷区治理煤炭开采形成的沉陷随着工作面的推进逐渐显现，对地表生态环境的影响也在不断变大。对于地表轻微变形的土地，这类形变一般不影响农田耕作及植被生长，适当整平后可恢复到原有状态；对地表沉陷比较严重的土地，需对地表裂缝和坡坎进行煤矸石填充、覆盖熟土整平。 (4) 矸石综合利用场地复垦矿井建设中，由于矿井将排放矸石、锅炉排放灰渣，在未能充分综合利用之前将定点堆放，排往矸石综合利用场地。矸石综合利用场地应设置排水沟及防流失挡墙及围护结构。排矸分层压实，堆场达到服务年限后，采取覆土绿化措施，以防止水土流失。采取上述措施后，因煤炭开发引起的水土流失可得到有效控制。7.4.3开采引起水资源的损害和控制方法对地下水疏干，如果不进行合理开采，当开采至河床标高以下，且采空沉陷触及到河流段时，河水也将进入矿井。当采空沉陷影响到地表后，大气降水可能通过新产生的地裂缝、地面沉陷等间接进入矿井，从而造成地表水流失，甚至疏干。部分地区留设防水煤柱。 7.5矿区环境保护与生态重建投资估算在环境保护工作中，管理和治理两者是相辅相成的，而管理更为重要。通过环境管理，抑制和减少污染，以防为主，综合治理，以管促治，管治结合，才能达到环境保护与发展经济的统一。该矿设环保科，专职环保人员2人，配备必要的检查仪器，负责环保工作，监督环保设备的正常运转，使环保工作落到实处。表7-7 环境治理与生态重建费用一览表序号治理项目名称单位数量单价（万元）费用（万元）11）建筑物赔偿户02）建筑物搬迁户03）铁路修复（重建）km021)耕地赔偿亩6181082)土地复垦亩03水资源损害赔偿与水净化投资101.84生态恢复与重建亩250n合计259.87.6主要结论对因地下开采产生的地表塌陷，要进行巡回检查，适时采取填垫的方法，进行土地的复垦和植被。在工业场地边坡处砌筑挡墙，以保持土体稳定，并广植树木花草，发挥树草的固土保水功能，最大限度地控制水土流失。植物具有放氧、吸毒、除尘、杀菌、减噪、防风沙、蓄水、保土、调节小气候等作用，所以绿化对改善环境、防治污染有着极其重要的作用。应进一步种植适应性强的树种，如榆树、旱柳、杨树、松树等乔木，并搭配种植一些灌木，同时种植草坪、花卉等，提高场前区的绿化面积。参考文献1 杨孟达.煤矿地质学.北京：煤炭工业出版社，20002 徐永忻.煤矿开采学.徐州：中国矿业大学出版社，20033 张荣立、何国纬、李铎.采矿工程设计手册.北京：煤炭工业出版社，20004 钱鸣高、石平五.矿山压力及围岩控制. 徐州：中国矿业大学出版社， 20045 张国枢. 通风安全学. 徐州：中国矿业大学出版社，2004 6 余学义 张恩强.开采损害学. .北京：煤炭工业出
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