桑树坪煤矿二矿开采设计【含CAD图纸+文档】
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摘 要本设计所做为桑树坪煤矿3号煤层。该井田3号煤地质条件简单，全井田内煤层资源总量35203万t，设计可采储量26402.2万t，设计生产能力300万t/a，服务年限62.8a。本矿井采用斜井单水平开拓。设置两个井筒，即主斜井、副斜井。井田进行盘区划分，条带式开采，采用一次采全高走向长壁综合机械化采煤法。主斜井采用采用胶带输送机运输，副斜井采用无轨胶轮车辅助运输提升。本矿井田面较大，且为高瓦斯矿井，采用分区式通风系统，抽出式通风方式，每个盘区都有自己独立的回风立井。关 键 词：斜井开拓 一次采全高走向长壁综合机械化采煤法 抽出式通风 高瓦斯 回风立井设计类型：模拟型AbstractThe design for Sangshuping coal mine 3 coal seam in weinan is good. The mine3 coal geological conditions of coal seams in simple, Jeoni Da gross of resource of3520300000 T, design of recoverable reserves 264022000 T, design production capacity of 3000000t/a, length of service62.8a.The mine used single smooth development of inclined shaft. Set of two shaft, the main shaft, auxiliary inclined shaft. a mining full height to long wall full mechanized mining method. Main shaft adopts the conveyer belt, the auxiliary shaft winch using trackless vehicles transportation. The mine field is big, as the high gas mine, using the segmental ventilation system, exhaust ventilation mode, each panel has its own independent air return Shaft .Key words: inclined shaft of full-seam mining strike long wall full mechanized mining method of exhaust ventilation in high gas mine，air return ShaftThesis: simulation model2目 录第一章矿（井）田概况及地质特征11.1矿（井）田概况11.1.1位置及交通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）田地质特征41.2.1地层41.2.2地质构造61.3矿体赋存特征及开采技术条件61.3.1煤层61.3.2 煤质81.3.3瓦斯赋存状况、煤尘爆炸危险性、煤的自燃性及地温情况91.3.4水文地质111.4矿（井）田勘探类型及勘探程度评价12第二章 井田开拓132.1矿(井)田境界及储量132.1.1井田境界132.1.2资源/储量152.2矿井设计生产能力及服务年限182.2.1矿井工作制度182.2.2矿井设计生产能力192.2.3矿井设计服务年限192.3 井田开拓202.3.1工业场地及井口位置的选择202.3.2井筒形式的确定212.3.3井筒数目的确定212.3.4井田内划分及开采顺序222.3.5 开采水平的划分及水平标高确定222.3.6 阶段运输大巷和回风大巷的布置222.4开拓方案比较确定232.5井筒272.5.1井筒断面设计272.6井底车场312.6.1井底车场型式的选定31第3章 大巷运输及设备333.1大巷运输方式选择333.1.1大巷煤炭运输方式的选择333.1.2.大巷辅助运输方式的选择333.2矿车343.2.1矿井车辆配备343.3运输设备选型353.3.1电机车选型353.3.2带式输送机选型37第4章采(盘)区布置及装备384.1采(盘)区布置384.1.1移交生产和达到设计生产能力时的盘区数目及位置384.1.2采区参数的确定394.2采煤方法404.2.1采煤方法选择404.2.2采煤工艺404.2.3工作面设备确定434.2.4采煤工作面劳动组织474.3巷道掘进484.3.1、盘区巷道布置方案的确定484.4技术经济指标分析52第5章 矿井通风与安全545.1拟定矿井通风系统545.2矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算555.3计算矿井总风量575.4矿井通风设备的选型605.5计算矿井通风等积孔625.6预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板事故的安全技术措施645.6.1预防瓦斯645.6.2防火655.6.3防矿尘655.6.4预防水灾665.6.5预防顶板冒落事故675.7矿井下安全避险“六大系统”685.7.1监测监控系统685.7.2井下人员定位系统685.7.3紧急避难系统695.7.4压风自救系统695.7.5供水施救705.7.6通信联络70第六章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型716.1矿井提升设备选型716.2主运输设备选型716.3矿井排水设备选型727.1移交标准747.3.1井巷掘进指标757.3.2井巷工程排队757.3.3建井工期76致 谢79参考文献802摘 要本设计所做为桑树坪煤矿3号煤层。该井田3号煤地质条件简单，全井田内煤层资源总量35203万t，设计可采储量26402.2万t，设计生产能力300万t/a，服务年限62.8a。本矿井采用斜井单水平开拓。设置两个井筒，即主斜井、副斜井。井田进行盘区划分，条带式开采，采用一次采全高走向长壁综合机械化采煤法。主斜井采用采用胶带输送机运输，副斜井采用无轨胶轮车辅助运输提升。本矿井田面较大，且为高瓦斯矿井，采用分区式通风系统，抽出式通风方式，每个盘区都有自己独立的回风立井。关 键 词：斜井开拓 一次采全高走向长壁综合机械化采煤法 抽出式通风 高瓦斯 回风立井设计类型：模拟型AbstractThe design for Sangshuping coal mine 3 coal seam in weinan is good. The mine3 coal geological conditions of coal seams in simple, Jeoni Da gross of resource of3520300000 T, design of recoverable reserves 264022000 T, design production capacity of 3000000t/a, length of service62.8a.The mine used single smooth development of inclined shaft. Set of two shaft, the main shaft, auxiliary inclined shaft. a mining full height to long wall full mechanized mining method. Main shaft adopts the conveyer belt, the auxiliary shaft winch using trackless vehicles transportation. The mine field is big, as the high gas mine, using the segmental ventilation system, exhaust ventilation mode, each panel has its own independent air return Shaft .Key words: inclined shaft of full-seam mining strike long wall full mechanized mining method of exhaust ventilation in high gas mine，air return ShaftThesis: simulation model 目 录第一章矿（井）田概况及地质特征11.1矿（井）田概况11.1.1位置及交通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）田地质特征41.2.1地层41.2.2地质构造61.3矿体赋存特征及开采技术条件61.3.1煤层61.3.2 煤质81.3.3瓦斯赋存状况、煤尘爆炸危险性、煤的自燃性及地温情况91.3.4水文地质111.4矿（井）田勘探类型及勘探程度评价12第二章 井田开拓132.1矿(井)田境界及储量132.1.1井田境界132.1.2资源/储量152.2矿井设计生产能力及服务年限182.2.1矿井工作制度182.2.2矿井设计生产能力192.2.3矿井设计服务年限192.3 井田开拓202.3.1工业场地及井口位置的选择202.3.2井筒形式的确定212.3.3井筒数目的确定212.3.4井田内划分及开采顺序222.3.5 开采水平的划分及水平标高确定222.3.6 阶段运输大巷和回风大巷的布置222.4开拓方案比较确定232.5井筒272.5.1井筒断面设计272.6井底车场312.6.1井底车场型式的选定31第3章 大巷运输及设备333.1大巷运输方式选择333.1.1大巷煤炭运输方式的选择333.1.2.大巷辅助运输方式的选择333.2矿车343.2.1矿井车辆配备343.3运输设备选型353.3.1电机车选型353.3.2带式输送机选型37第4章采(盘)区布置及装备384.1采(盘)区布置384.1.1移交生产和达到设计生产能力时的盘区数目及位置384.1.2采区参数的确定394.2采煤方法404.2.1采煤方法选择404.2.2采煤工艺404.2.3工作面设备确定434.2.4采煤工作面劳动组织474.3巷道掘进484.3.1、盘区巷道布置方案的确定484.4技术经济指标分析52第5章 矿井通风与安全545.1拟定矿井通风系统545.2矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算555.3计算矿井总风量575.4矿井通风设备的选型605.5计算矿井通风等积孔625.6预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板事故的安全技术措施645.6.1预防瓦斯645.6.2防火655.6.3防矿尘655.6.4预防水灾665.6.5预防顶板冒落事故675.7矿井下安全避险“六大系统”685.7.1监测监控系统685.7.2井下人员定位系统685.7.3紧急避难系统695.7.4压风自救系统695.7.5供水施救705.7.6通信联络70第六章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型716.1矿井提升设备选型716.2主运输设备选型716.3矿井排水设备选型727.1移交标准747.3.1井巷掘进指标757.3.2井巷工程排队757.3.3建井工期76致 谢79参考文献804 前 言大四最后一个学期，马上就要毕业进入工作岗位，本次毕业设计也是我们最后一次在校学习的机会了。经过大四三个多月的努力，在各位老师，同学的关心和帮助下，我圆满地完成了毕业设计任务。毕业设计是学生锻炼自己动手能力和理论相结合的重要环节，学生通过设计能够全面系统的运用和巩固所学的知识，掌握矿井设计的方法、步骤及内容，培养自己的实事求是、理论联系实际的工作作风和严肃的工作态度，培养自己的科学研究能力，提高了编写技术文件和运算的能力，同时也提高了计算机的应用能力等其他方面的综合能力。本次设计是在毕业实习收集的资料,图纸基础上,根据煤炭工业设计规范及采矿工程设计大纲的要求完成的，基本上符合了有关煤炭工业设计规范的规定，通过做本次设计，使我全面复习巩固和加深所学的专业基础知识。本设计是陕煤桑树坪煤矿，生产能力3.0Mt/a。并合理运用平时及课堂上积累的知识，查找有关资料，力求设计出一个高产、高效、安全的现代化矿井本设计说明书从矿井的开拓、开采、运输、通风、提升及工作面的采煤方法等各个环节进行了详细的叙述，并在较多处进行了技术和经济比较，论述了本设计的合理性，完成了毕业设计要求的全部内容。此毕业设计能够圆满完成离不开各位专业课老师以及同学的帮助，对此我深表感激。但是由于时间紧，内容繁杂，以及本人水平有限，设计中不免会存在错误或不足之处，恳请各位老师及同学批评指正。 设计人: 20xx年6月第一章矿（井）田概况及地质特征1.1矿（井）田概况1.1.1位置及交通桑树坪井田位于韩城矿区最北端，黄河之西岸，南距韩城市约46.5km，行政区划属韩城市桑树坪镇管辖。井田东以黄河及11号煤层露头为界；西以3号煤层+140m等高线为界；北以纬线3961000为界；南与下峪口井田相毗邻。其地理坐标为：东经11030001103500 ，北纬354000354730。本矿交通运输条件较为便利。矿井工业场地位于凿开河之北岸，韩（城）宜（川）公路自南而北穿过井田东部，距工业场地约3 km；下（峪口）桑（树坪）铁路专用线与国铁西（安）侯（马）线在下峪口车站接轨，全长12 km。1.1.2地形地貌本区地处渭北黄土高原，属构造剥蚀低山丘陵地貌。由于第四纪以来地壳的不断上升，历经强烈的剥蚀，加之地表水长期冲刷、切割，造成区内沟壑纵横交错，梁峁蜿蜒曲折。沟壑多呈“V”字型，两侧基岩大片裸露，山顶多为黄土覆盖。区内地形总体趋势为西北高，向东南方向逐渐降低。地表高程以西北部的三朗庙+1044 m为最高，以东部黄河水平+378 m为最低，最大高差666 m；一般在600m800 m之间。黄河自北而南流经井田东部，区内河流均属黄河水系。凿开河自西而东流经井田中部，汇入黄河；此外尚有许多季节性流水的冲沟，较大者有泉沟、赵家山沟、解家沟、马家塔沟、薛家沟、柳家山东沟、南沟、庙张岭沟等。1.1.3气象及水文情况本区属大陆性半干旱气候区，年蒸发量大于降水量。年平均相对湿度为62.4%，降雨量为536.8mm，最大积雪量12cm，最高气温42.6，最低气温-14.8，最大冻结深度为410mm，最大积雪厚度为120mm；风向以东北向为主，最大风力达9级，一般23级，最大风速17.6m/s。1.1.4矿区概况a)矿区开发情况韩城矿区开发历史久远，现代矿井1958年开始兴建，1970年随着西韩铁路的恢复上马，先后建成属韩城矿务局的5对大中小型矿井，改革开放后开采浅层露头煤的地方小煤矿也大批涌现。本世纪初，因资源枯竭或安全问题，绝大部分小煤矿已经关闭，局内两对中小型矿井也进行了破产改制。现尚保留经过升级改造的下峪口、象山及桑树坪3对大型矿井，总设计生产能力为4.80Mt/a。目前矿区还有较多小煤窑在开采，在桑树坪矿井井田沿煤层露头小煤窑遍布，经过国家的大力整治，数量大幅度减少。但还发生一些安全事故，直接影响矿井安全生产。 b)矿区经济情况农业生产条件良好，主要农作物有小麦、玉米等，粮食播种面积 42万亩，总产量1.66亿斤。经过多年农业产业结构调整，已形成了椒、果、菜、畜四大农业主导 产业，其中“大红袍”花椒以粒大、皮厚、色鲜、味浓而驰名中外，已形成百里三千万株生产规 模，总产达1600万公斤，产量占全国的1/6，年产值近3亿元，占到农民收入的40%，成为全国最大的花椒生产基地。 韩城市工业发展起步较早，形成煤炭、电力、焦化、冶金、建材等为支撑的工业生产体系，2008年原煤年产量5.625Mt，发电量97.9亿度，焦炭2.93Mt、水泥0.451Mt，钢铁2.086Mt。境内有韩城矿务局、韩城发电厂等大中型企业，以及中国500强企业、陕西第一、生产能力300万吨的龙门钢铁集团，单台机组发电量居西北第一、总投资130亿元、总装机容量240万千瓦的韩城二电厂。目前，全市已基本形成了“煤电”，“煤焦炭铁 钢”、“煤煤焦油炭黑”等三条产业链。c)矿井建设和生产所需主要材料的来源矿区地处中低山区，土地贫瘠，村庄稀疏，且多分散于沟峁崖畔，工业场地不占用村庄、良田，开采中对地面村庄按补偿考虑，不存在村庄迁村与征地困难的问题。普通水泥、钢材、砖、石、砂等建筑材料当地即可解决，高标号水泥、特种钢材、木材等需从区外购入。d)水源、电源及劳动力来源 矿井生产、生活水源，取用桑树坪矿井下奥灰涌水，该水源水量丰富，水质经软化消毒处理后可满足需要，因此矿井供水水源基本可靠。桑树坪煤矿现有工业场地设35kV变电所一座，内设2台容量为16000kVA变压器。两回35kV电源均引自矸石电厂35kV升压站，输电线路为LGJ-150/（8.229+6.769）km，下井电源引自地面35/6kV变电站，电压等级为6kV。平硐部分井下设1个变电所，斜井部分井下设2个变电所，由井下变电所向各用电点供电。b)水源条件矿井生产、生活水源，取用桑树坪矿井下奥灰涌水，该水源水量丰富，水质经软化消毒处理后可满足需要，因此矿井供水水源基本可靠。C)通信条件韩城矿区通讯较发达，通信光缆已接至各厂矿、乡镇。矿区局域网已建成投入使用，本矿通讯条件良好。d)小煤窑在井田沿煤层露头小煤窑遍布，经过国家的大力整治，数量大幅度减少。矿井目前已进入中深部开采，但浅部受小煤窑开采的影响，使之北一和北二风井遭到严重破坏，井筒已坍塌，断面变小，已直接影响矿井安全生产。e) 主要建筑材料供应条件本区地处中低山区，土地贫瘠，村庄稀疏，且多分散于沟峁崖畔，工业场地不占用村庄、良田，开采中对地面村庄按补偿考虑，不存在村庄迁村与征地困难的问题。普通水泥、钢材、砖、石、砂等建筑材料当地即可解决，高标号水泥、特种钢材、木材等需从区外购入。f) 外部建设条件综合评价矿井交通运输条件较为便利，电源、通讯、水源可靠，土地征用较易，具有良好的外部建设条件。1.2矿（井）田地质特征1.2.1地层 井田内出露地层由老到新依次为：奥陶系中统马家沟组、峰峰组，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组，二叠系上统上石盒子组、石千峰组及第四系。a)奥陶系中统上马家沟组（O2m2）井田内出露的主要为上马家沟组第三段，主要分布于井田东南部黄河沿岸。其岩性下部为白云岩夹石灰岩和灰质白云岩，上部为浅灰灰白色，中厚、厚层状石灰岩夹34层黄褐色薄层状泥灰岩。b)奥陶系中统峰峰组（O2f）连续沉积于上马家沟组之上，井田内发育峰峰组一段和二段。峰峰组一段岩性为浅灰灰褐色（风化后呈黄褐色）薄层状泥灰岩夹34层中厚层状白云质灰岩。峰峰组二段直接与煤系地层接触，岩性主要为厚层状灰深灰色石灰岩，白云质灰岩。该段地层中裂隙、岩溶发育，为一裂隙岩溶强含水层，是井田内主要充水水源之一。c)石炭系中统本溪组（C2b）本溪组出露于井田的东南边部一带。在井田范围内零星发育，厚度041.01m，平均5.16m。主要由灰白色石英含砾砂岩、中粒砂岩，铝质泥岩、砂质泥岩组成，局部夹煤线。与下伏地层为平行不整合接触。d)石炭系上统太原组（C3t）太原组主要出露于井田东南部的沟谷中，是井田主要含煤地层之一，主要含由灰黑色中-细粒砂岩，石英砂岩、泥岩、海相石灰岩及煤层组成。按岩性可分为三段。下段：底部为石英砂岩（局部为石英砂砾岩），灰白色，厚层状，具大型板状斜层理，与本溪组地层直接接触；中部岩性以泥岩、砂质泥岩为主，间夹薄层粉砂岩，普遍含黄铁矿结核。上部为泥岩，下段厚度平均为17.59m。中段：以海相石灰岩和钙质粉砂岩为主，间夹少量泥岩、石英砂岩，含煤35层（编号为11号、10号、9号、8号，7号）。石灰岩（K2标志层）14层，厚度016m。含丰富的动物化石；中段厚度平均为26.84m。上段：岩性以砂质泥岩和粉砂岩为主，中夹12层中粒砂岩，一般不含煤，偶见6号和5号薄煤。上段厚度平均为17.31m。本组地层厚度43.01112.61m，平均61.71m，与下伏地层为整合接触。e)二叠系下统山西组（P1s）山西组主要出露于井田南部，是井田内的又一主要含煤地层。由浅灰、灰绿、黄绿色砂岩、粉砂岩，深灰色砂质泥岩、泥岩及煤层组成，其中2号，3号煤层为可采煤层。本组地层厚49.83100.68m，平均61.49m，与下伏地层为整合接触。f)二叠系下统下石盒子组（P1sh）下石盒子组主要出露于井田的中部和南部，岩性以浅灰、灰绿、黄绿色砂和砂质泥岩为主，中下部局部地段夹有煤线，地层厚度40m左右，与下伏地层整合接触。g)二叠系上统上石盒子组（P2sh）上石盒子组广泛出露于井田中、北部各沟谷中，其岩性以紫杂色，黄绿色砂质泥岩、粉砂岩为主，夹有中一粗粒砂岩及泥岩薄层。在本组底部为一层厚615m的灰白色中粗粒砂岩，层位稳定，井田内普遍发育。在其上5m左右处，有一层厚10m左右的湖泊相泥岩或砂质泥岩，在全区普遍发育，为一标志层（K5）。本组地层一 般厚度300m左右。h)二叠系上统石千峰组（P2s）石千峰组出露于井田的中部和北部，由于遭受剥蚀，不同地区发育层段不同。下部以灰绿、黄绿色粗粒砂岩为主，夹紫红色砂质泥岩及粉砂岩。近底部的一层砂岩，厚度达3050m，含砾石甚多，成分以石英为主，坚硬、致密；上部紫红色的砂质泥岩、粉砂岩增多，与灰绿色中粗粒砂岩呈不等厚互层；至顶部，砂岩变为浅红色。i)第四系（Q）井田范围内第四系分布广泛，直接覆盖于各时代的地层之上，与各地层均呈角度不整合接触。岩性以浅黄、黄色粉砂土及淡红色亚粘土为主，厚度一般0100m，平均15m左右。1.2.2地质构造 井田位于韩城矿区之北缘，构造比较简单，基本构造形态为一走向北北东，倾向北西西，沿走向与倾向有波状起伏的单斜构造，地层倾角一般在8左右。井田内大中型断裂不发育，自建矿、勘探以来，未发现断距大于10m的断层。煤层中所揭露的断层均为小断层。1.3矿体赋存特征及开采技术条件1.3.1煤层a)2号煤层 2号煤层位于山西组中上部，为井田最上一层局部可采煤层，上距1号煤层3.2015.72m，平均9.08m。下距3号煤层6.0828.41m，平均14.47m。从走向上看，井田南部较厚，井田北部较薄，在倾向上看，中部较厚，浅部和深部较薄。在井田北部，煤层厚度均小于最低可采厚度（0.8m），且深部为煤层尖灭区，在井田中部地区，深部和浅部煤层均不可采，主要在井田中部有两块煤层可采区及一些零星煤层可采点，煤层可采厚度一般在0.81. 2m之间。，在井田南部，可采区分布范围较大，为2号煤层主要可采区，可采区还是主要分布在中部，煤层可采厚度仍然在0.81.2m左右，就全井田而言，2号煤层虽然不稳定，变化大，但由于其厚度小，在可采区范围内煤层厚度变化并不是很大。b)3号煤层 3号煤层位于山西组中下部，2号煤层之下平均14.47m处，下距山西组底界平均17.76m，在井田北部和南部煤厚相对较小，但变化幅度不大，煤厚比较稳定，井田中部煤层厚度较大，变化也大。在井田北部，煤厚变化在4.138.21m之间，厚度一般57m，比较稳定，沿倾向上看，特厚煤层主要分布在井田中部地区，浅部及深部煤层厚度又相对较薄，煤厚一般在7m以下。在特厚煤区之间，一般分布着厚度相对较薄的“薄煤区”，表现出煤厚度化呈厚薄相间的特点。这些特厚煤区呈串珠状或条带状展布，其展布方向为NNE及NE向，反映出其展布具有一定的方向性。而在井田南部即第3勘探线以南，煤层厚度小，变化也小，比较稳定，除在805、208孔处零星分布两块煤厚大于10m的特厚煤层外，其余地方煤厚多在46m之间，一般在5m左右。c)11号煤层11号煤层位于太原组中下部，为太原组唯一可采煤层。下距本溪组平均为17.57m，距奥灰岩顶面平均23m左右。上距K2灰岩8m左右。煤层两极厚度0.2410.8m，平均3.50m。从目前煤矿生产的情况来看，11号煤层共含矸三层，一般特点是，上、下夹矸较普遍，中层夹矸零星分布。钻孔中见一层夹矸者多为上层矸，见二层夹矸者多为上、下层夹矸。在井田北部，深部地区煤厚一般在3.04.0之间，浅部大部分地区在4.05.0m之间，在井田南部，煤层厚度变化要比北部稍大一些，煤厚从0.2410.80m。深部地区煤厚仍然变化不大，煤厚基本稳定在2.03.0m之间，东南角原上峪口井田区域煤厚一般小于2.0m。其余地区煤厚变化相对要大一些，其中共分布五块煤厚大于5.0m的厚煤区，其展布方向近似南北向。就全井田而言，沿走向看，北部煤层稳定性好，南部差，从倾向上看，深部和浅部煤层稳定性好，中部差。1.3.2 煤质 a)水分各可采煤层的水份含量均比较低，原煤的分析基水份（Mad）一般都在1.0%以下，2号煤层水分平均含量为0.82%，3号煤层水分平均含量为1.00%，11号煤层水分平均含量为0.70%， b）灰分 三层可采煤层的原煤灰份含量变化不大，灰份含量平均在20%左右，即均以中灰煤为主。2号煤层灰份含量相对较低一些，低灰煤分布范围较大，主要分布在井田的北部；中灰煤分布范围次之（主要分布在井田的南部），局部有小块富灰煤分布区。3号煤层中部大部分地区均为中灰煤分布区，在井田北部、深部有一部分低灰煤，此外，还零星分布一些小块富灰煤区。11号煤层绝大部分区域为中灰煤，其次有少量富灰煤分布，低灰煤仅零星分布几块。综上所述，2号煤层属中-低灰煤；3号煤层属低-中灰煤，11号煤层属中-富灰煤。经洗选后，各煤层精煤灰份含量一般能降至10%以下。 c)挥发分2号、3号和11号煤层原煤挥发份产率平均值分别为17.78%、16.57%和16.21%，表现出从上到下挥发份产率逐渐降低的规律。各煤层精煤挥发也是如此，2号煤层最高，挥发份平均值为16.36%，3号煤层次之，挥发份平均值为14.33%，11号煤层最低，挥发份平均值为14.29%。d) 发热量 2号、3号、11号煤层发热量平均值分别为27.95、28.85、27.88MJ/kg，弹筒分析基发热量2号、3号和11号煤层平均值分别为23.85、25.94、25.16 MJ/kg，低位干燥无灰基发热量2号、3号和11号煤层分别为27.48、33.40和32.05MJ/kg。相比而言，3号煤层发热量要高一些。e) 硫分2号煤层原煤全硫含量较低，均在1.00%以下，平均值0.49%，属特低硫煤。3号煤层原煤全硫含量变化较大（图1.3-14），最低0.21%，最高可达4.29%，平均值为0.85%。一般在1.50%以下，属特低-低硫煤，洗选后，精煤全硫含量平均值降至0.58%。11号煤层硫含量很高，从0.3811.78%，平均含量达4.17%，属富硫-高硫煤，井田的北部和中深部全为高硫煤分布区,洗选后的精煤，全硫含量仍达到0.547.16%，平均含量3.66%。精煤全硫含量之所以高，主要是硫的组成以有机硫为主，硫化铁硫次之，硫酸盐硫极少，故难以脱除f) 磷（P）2号煤层中磷的含量不高，从0.00080.0612%，平均0.0129%，一般Pd含量在0.01%以下，故2号煤层属特低-低磷煤。3号煤层中磷（Pd）的含量较高，从0.0030.3192%，平均0.045%，属低-中磷煤。11号煤层磷（Pd）的含量高于2号煤，低于3号煤，平均含量为0.0217%，属低磷煤。1.3.3瓦斯赋存状况、煤尘爆炸危险性、煤的自燃性及地温情况a)瓦斯 1975年，西安煤矿设计院曾根据当时的地质资料将桑树坪煤矿定为12 级瓦斯矿井。1976年井田精查报告提交之后，1977年经省煤炭管理局陕革煤基发便字003号文要求，改定为三级瓦斯矿井。斜井自1980年投产以后，历年瓦斯等级鉴定结果均属高沼气矿井（表1.3-21）。其中绝对瓦斯涌出量最小值4.10m3/min，最大值达23.00m3/min。相对瓦斯涌出量最小值17.1m3/t，最大值达53.3m3/t。瓦斯涌出量变化很大。1981年经抚顺煤研所鉴定为煤与瓦斯突出矿井。不论平硐还是斜井，瓦斯涌出来源主要是回采工作面。3号煤层瓦斯含量最小值1.08m3/t，（26号孔），最大值12.83m3/t（P5孔），平均值6.87m3/t，瓦斯含量优势区间主要集中在410m3/t间，其中低瓦斯点占22.3%，中瓦斯点占67.7%，富瓦斯点占10%。低甲烷区主要分布在井田边浅部地区，富甲烷区主要分布在南一采区中浅部临近下峪口井田边界区及井田西北深部地区。此外在北一采区深部，北二采区中部也有零星分布。其它大部分地区则主要为中甲烷含量分布区。其中凿开河两侧及南一采区深区地区甲烷较其它中甲烷区略低。11号煤层甲烷含量高低变化较大，最小值0.7m3/t，最大值15.81m3/t，平均值5.56m3/t，甲烷含量优势分布区间在37m3/t间，占60.1%。b)地热桑树坪井田在地质勘探阶段未开展过钻孔井温测量工作。目前矿井开采区域及深度范围内也未出现地温异常现象。据相邻下峪口井田勘探阶段测温资料，本区煤系及上覆地层平均地温梯度1.83/100m，恒温带深度38m，恒温带温度15。据此，仅以深度单因素考虑，推测本井田内，当煤层埋藏深度在800m左右时，有出现一级热害的可能，届时应采取降温措施。 c)瓦斯1矿井瓦斯的涌出特征（1）矿井瓦斯等级1975年，西安煤矿设计院曾根据当时的地质资料将桑树坪煤矿定为12 级瓦斯矿井。1976年井田精查报告提交之后，1977年经省煤炭管理局陕革煤基发便字003号文要求，改定为三级瓦斯矿井。斜井自1980年投产以后，历年瓦斯等级鉴定结果均属高沼气矿井（表1.3-21）。其中绝对瓦斯涌出量最小值4.10m3/min，最大值达23.00m3/min。相对瓦斯涌出量最小值17.1m3/t，最大值达53.3m3/t。瓦斯涌出量变化很大。其原因除受原煤产量及开采区煤层瓦斯含量大小影响之外，还与当年度生产工作面数及所采煤分层层位有很大关系。在瓦斯涌出形式上,不仅表现为普通涌出，而且已发生多次煤与瓦斯突出动力现象。1981年经抚顺煤研所鉴定为煤与瓦斯突出矿井。（2）矿井瓦斯灾害据记载，在浅部煤层开采过程中曾发生过多次瓦斯燃烧爆炸事故。1959年南沟煤矿开采2号煤层时，发生了3次瓦斯燃烧事故和一次瓦斯爆炸事故，死亡4人。1960年6月，原桑树坪矿开采3号煤层时发生瓦斯爆炸事故一次，死亡29人，井巷工程遭到了严重破坏。1979年4月30日，00423部队建井期间在施工2号煤1202绞车房硐室时发生瓦斯爆炸事故一次。1984年11月4日，采煤12队在掘进2号煤层3202新切眼时发生瓦斯煤尘燃烧事故一次，造成12人烧伤。另外，在井田浅部煤层露头及老窑破坏边界线附近，地方小煤窑开采中，也曾发生瓦斯爆炸事故。这些事故的出现，固然与通风不良和安全措施不力有关，但也反映了井田煤层瓦斯含量较大的特点。根据对本井田煤层瓦斯成分的测试成果可看出，主要可采的3号、11号煤层其瓦斯均是以CH4、N2和CO2为主要成分的混合气体。尽管各成分含量有较大变化，但CH4成分含量总体占主导地位，以3号煤层较高，平均达76.24%，11号煤层稍低，平均50.19%；随着煤层埋藏由浅而深，两层煤瓦斯成分均表现出较明显的变化规律，即CH4成分由低升高，N2成分逐渐降低，显示出明显的分带性。在埋深200m以浅地区，瓦斯成分以N2为主，CH4成分很低；在200300m埋深，则逐渐以CH4为主，N2为辅，在大约300m以深，则主要以CH4为主。1.3.4水文地质a) 地表水井田位于韩城矿区北端深部，黄河经本井田的东部，自北向南穿越全部新老地层。地表沟壑纵横，仅凿开河常年流水，其它沟谷属间歇性小溪，出露于河谷的泉水多为下降泉。凿开河流域面积较大，地面冲沟发育，坡降大，易于产生山洪，地面设施需确保防洪要求。b) 地下水矿井主要含水层为煤系及其上覆地层中的砂岩（灰岩）含水层及煤系基底奥陶系石灰岩含水层。由于受沉积作用的控制，含水层与隔水层相间存在，形成多层结构的复合承压含水体。煤系及其上覆地层中的砂岩和灰岩含水层的富水性与透水性不好，水力联系差，加上地形复杂，地表径流条件好，渗透有限，补充量不足等，其含水量都不大；同时受隔水层阻隔，各含水层之间多无水力联系。煤系基底奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层，含水丰富，水文地质条件复杂。C）老窑积水区内老窑主要分布在井田边浅部。沿凿开河两岸及黄河岸边，小窑密集，尤以西沟、南沟、杨家岭一带为甚，据调查，有128处之多。目前正在生产的与本矿有邻关系的煤矿有18个。矿井经过30多年的开采，沿倾斜方向逐渐进入深部开采，而小煤矿主要分布在矿井周边浅部，在坚持对周边小煤矿进行以定期监测为主，临时监测的同时分析矿井相邻关系和可能的采空积水区，采取留设煤柱隔水、边探边掘等方法保证矿井安全。在煤矿生产过程中，必须严格按探放水规程作业，严防老窑积水对大矿的破坏。D）矿井涌水量根据地质报告及历年涌水量，考虑本矿井深部煤层距离奥灰较近、底板涌水量有可能增加的因素，设计矿井正常涌水量为800m3/h，最大涌水量为1040m3/h。北部区域折减去现有南部区域涌水量，开采3号煤层时按正常涌水量为300m3/h，最大涌水量为500m3/h1.4矿（井）田勘探类型及勘探程度评价a)井田的构造复杂程度该井田位于韩城矿区之北缘，构造比较简单，基本构造形态为一走向北北东，倾向北西西，沿走向与倾向有波状起伏的单斜构造，地层倾角一般在8左右。井田内大中型断裂不发育，自建矿、勘探以来，未发现断距大于10m的断层。煤层中所揭露的断层均为小断层。b)煤层的稳定程度2号煤层厚度走向上看在井田南部较厚，在井田北部较薄，在倾向上看，中部较厚，浅部和深部较薄。在井田中部地区，深部和浅部煤层均不可采，主要在井田中部有两块煤层可采区及一些零星煤层可采点，煤层可采厚度一般在0.81. 2m之间。就全井田而言，2号煤层属于不稳定煤层，但由于其厚度小，在可采区范围内煤层厚度变化并不是很大。3号在井田北部和南部煤厚相对较小，但变化幅度不大，煤厚比较稳定，井田中部煤层厚度较大，变化也大。在井田北部，煤厚变化在4.138.21m之间，厚度一般57m，比较稳定，确定3号煤层属较稳定煤层。11号该煤层也比较稳定，厚度变化不大，在井田北部，深部地区煤厚一般在3.04.0之间，浅部大部分地区在4.05.0m之间，第10勘探线以南的井田南部，煤层厚度变化要比北部稍大一些，煤厚从0.2410.80m。深部地区煤厚仍然变化不大，煤厚基本稳定在2.03.0m之间，东南角原上峪口井田区域煤厚一般小于2.0m。其余地区煤厚变化相对要大一些，其中共分布五块煤厚大于5.0m的厚煤区，其展布方向近似南北向。就全井田而言，沿走向看，北部煤层稳定性好，南部差，从倾向上看，深部和浅部煤层稳定性好，中部差。第二章 井田开拓2.1矿(井)田境界及储量2.1.1井田境界桑树坪煤矿大部分位于渭北石炭二叠纪煤田韩城矿区桑树坪井田内，很小一部分属韩城矿区北部普查区。该矿东邻黄河，南与韩城矿务局下峪口煤矿相邻，西以3号煤层+140m等高线与王峰井田相接，煤矿北部以纵坐标3961000纬线为界。该井田范围为2008年9月20日中华人民共和国国土资源部所发的编号为C1000002008091120000816采矿证所圈定的范围，矿区面积为49.1458 km2。采矿证批准开采范围由48点圈定（坐标为北京54坐标系、高程为黄海高程），其拐点坐标见下表井田拐点坐标表（48个拐点）编号XY编号XY编号XY局1394980019454510局1739595401945662513395330519460515局2395022519454820局1839600001945699514395275519460280局3395065019455000局1939606351945759015395234019460380局4395100019455075局2039610001945777316395232019460284局5395166019455180139610001946036017395208219460070局6395200019455300239586501946100018395188519460019局7395230019455000339585251946074519395206819459650局8395300019456140439573101946100020395127019459098局9395332519456260539572151946041521395112519459380局10395400019456295639569801946041522395090019459315局11395500019456680739564951946044523395058519459400局12395600019456800839553451946051524395036519459240局13395700019456490939546081946022525395007019459160局143958000194563501039544281946023026394960519459022局153958415194563501139542201946050427394949919458743局1639590001945647012395348219460504283948199194580192.1.2资源/储量1.矿井地质资源/储量矿井地质资源量为勘探地质报告提供的查明煤炭资源的全部，包括331、332、333。从矿井的资源储量类别看，探明的、控制的占总资源量的57.3%，其中探明的占总资源量的33.8%，控制的占总资源量的23.5%。推断的占总资源量的42.7%。矿井地质资源储量也可用右式计算 Zmirisi /cos式中：mi第 i 煤层平均厚度，m；ri第 i 煤层容重，t/m3； si第 i 煤层面积；根据桑树坪井田3煤层底板等高线及资源储量图，按地质块段法求得矿井地质资源量为434.27Mt。由勘探地质报告得知其中探明的内蕴经济资源量(331) 146.87Mt，控制的内蕴经济资源量(332)为101.88Mt，推断的内蕴经济资源量(333)为185.52Mt。勘探地质报告资源储量汇总见表2-2。 表2-2 井田资源储量汇总表 单位：Mt煤 号面 积(1104m2)资 源 量331332333334合 计3煤4915.00146.87101.88185.520434.272.矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量Zg=331+332+333k=111b+122b+2M11+2M22+333k=146.87+101.88+185.520.8=397.17Mt式中：k可信系数，取0.8。因此，根据计算矿井工业资源/储量为397.17Mt。矿井工业资源/储量详见表2-3。表2-3 矿井工业资源/储量汇总表 单位：Mt煤层编号331332333333K合 计(331+332+333K)111b2M112S11122b2M222S223煤146.87101.88185.52148.42397.173.矿井设计资源/储量矿井工业资源/储量减去各断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱量即得矿井设计资源/储量：Zsj =ZgPy 式中，Zsj矿井设计资源/储量，Mt；Zg矿井工业资源/储量，Mt；Py永久煤柱量，Mt。在煤层底板等高线图上绘出永久煤柱，经计算矿井永久煤柱损失为5.44Mt，则矿井设计资源/储量为352.03Mt。详见表2-4。表2-4 矿井设计资源/储量汇总表 单位：Mt煤层矿井地质资源量矿井工业资源储量永久煤柱损失矿井设 计资源储 量边界工业广场盘区煤柱铁路保护煤柱合 计3号煤434.27397.175.446.941.1631.645.14352.03合 计434.27397.175.446.941.1631.645.14352.034.矿井设计可采储量矿井设计资源/储量与主要井巷和工业场地煤柱量之差乘以采区回采率即得矿井设计可采储量： Zkc =（Zsj Pjp ）K式中，Zkc矿井设计可采储量，Mt； Zsj矿井设计资源/储量，Mt； Pjp设计主要井巷和工业场地煤柱量，Mt；K采区回采率，取75%。（1）大巷保护煤柱损失大巷保护煤柱损失可按右式计算：PHLmr式中：P大巷保护煤柱损失，Mt；H大巷长度，m；L大巷保护煤柱宽度，大巷两侧均留设40m宽的煤柱；M煤层厚度，6.46m；煤的容重，1.36t/m3。（2）工业广场保护煤柱损失根据煤炭工业设计规范第5-22条规定，不同井型与其对应的工业广场面积见表2-1-5。本设计取0.80的系数，则工业广场的面积为0.48km2。长轴定为800m，短轴定为600m。工业广场地面标高大约在500m左右，煤层标高大约在400m 左右。煤炭工业矿井设计规范第2.1.4条规定，矿井盘区回采率应符合：厚煤层不应小于75%；中厚煤层不应小于80%；薄煤层不应小于85%；矿井设计可采储量汇总见表2-7。表2-7 矿井可采储量汇总表 单位：Mt煤层矿井地质资源量矿井工业资源储量矿井设 计资源储 量工业场地和主要井巷煤柱开 采损 失可 采储 量工业场地及井筒大巷合 计3号煤434.27397.17352.038.3011.3519.6588.01264.02合 计434.27397.17352.038.3011.3519.6588.01264.022.2矿井设计生产能力及服务年限2.2.1矿井工作制度根据煤炭法的规定，依照煤炭工业技术政策、煤矿安全规程要求、依据煤炭工业矿井设计规范规定，结合矿井所在地域环境，矿井设计年工作日为330天。每天净提升时间为16小时。工作制度：“三八制”，每班工作八小时。作业方式：两班采煤，一班检修。2.2.2矿井设计生产能力 矿井设计生产能力与井田地质构造、水文地质条件、煤炭储量、煤层赋存条件、采煤机械化装备水平等诸多因素有关。井田储量丰富，煤质优良，煤层赋存稳定，埋藏浅，煤层倾角平缓，构造简单，开采条件优越，具备了建设大型高产高效矿井的条件。因此，本次设计针对电厂需煤量、矿井储量、煤层赋存、构造等特点及开采条件进行分析，认为矿井生产能力3.00Mt/a是合适的。其主要理由如下：1煤层赋存较浅、地质构造简单为建设高产高效矿井提供了可能本井田各煤层均为向西北倾斜的单斜构造，除井田北部边界有断裂构造及西部有挠褶带外，无其它大的地质构造。煤层埋藏东浅西深，东部埋深在30130m之间。开采的3层可采煤层层间距较小，具有采用斜井或平硐开拓，胶带输送机运输，矿井提升能力潜力大的特点。2 煤层开采条件较好，适合高产高效长壁工作面开采。本井田煤层赋存稳定，倾角平缓，一般在35，瓦斯含量低。煤层顶底板较稳定，主要开采煤层厚度适中，适合高产高效长壁工作面开采。3 矿井生产规模与市场及外运能力相协调综上所述，矿井设计最终生产能力推荐为3.00Mt/a是合理且可行的,所以桑树坪矿井设计生产能力为3.00Mt/a。2.2.3矿井设计服务年限矿井设计服务年限按下式计算：式中：A-矿井设计生产能力,万t/a； ZK-矿井可采储量,万t； T-矿井服务年限,a； K-储量备用系数。矿井设计服务年限 = 矿井可采储量/(矿井生产能力储量备用系数) = 264.02(3.001.4) =62.8 （a）式中：储量备用系数取1.4。计算结果，矿井设计服务年限为62.8 a2.3 井田开拓 2.3.1工业场地及井口位置的选择1. 工业场地位置选择原则根据煤矿设计的要求，工业场地的位置选择应考虑以下因素：（1）工业场地应有足够面积，能够满足布置地面生产设施的要求；（2）相对比较平整；（3）与外界联系 (铁路、公路、水、电、通讯等) 方便、顺畅；（4）尽量靠近矿体赋存的浅部，不压矿或少压矿；（5）有利于第一水平开采、兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷布置、减少工程量；（6）有利于首采工作面的布置在井筒附近的开采条件好、资源/储量丰富的块断，且不迁村或少迁村；（7）井田两翼资源/储量基本平衡，便于井下开采；（8）尽量不占良田或少占良田；（9）井筒位置应尽量避开厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱层，不应穿过采空区；（10）工业场地应具有稳定的工程地质条件，避开法定保护的文物古迹、风景区、内涝低洼区和采空区，不受岩崩、滑坡、泥石流和洪水等灾害威胁。根据以上因素井田设计工业场地位于井田南部偏东处，本处地形平坦，与外界联系方便，交通便利。2井筒位置确定提升井筒位置在工业场地内，主副井位于铁路东侧，该区域是井田范围内比较平坦的区域，加之交通方便，便于煤炭运输，故主副井及工业场地选址于此。由于井田一盘区开采条件好，所以本井田首先开采一盘区，采用分区式通风，各盘区有自己独立的回风井。 一盘区主斜井： X=3950950 Y=19458950 Z=480 一盘区副斜井： X=3950540 Y=19459340 Z=445 一盘区回风立井：X=3950450 Y=19457150 Z=5302.3.2井筒形式的确定1.井筒形式的确定矿井开拓就井筒形式来说，一般有以下几种形式:平硐、立井、斜井和综合开拓。由于： 1.矿体赋存较浅2.松散层较薄且无流沙层河特殊地质构造。3.安装胶带输送设备等大型来担负的矿井主提升任务。 斜井与立井相比，井筒掘进技术和施工设备比较简单，速度快、地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单。因而投资较少，建井期较短，斜井适用与煤层埋藏较浅的煤层。所以主井设计为斜井开拓，副井采用斜井开拓。回风井采用立井开拓。主井：采用胶带运输。副井：采用无轨胶轮车运人载料。2.3.3井筒数目的确定考虑到本矿井瓦斯含量大，煤层赋存较浅，井田面积较大，选用分区式通风。所以该井田设6个井筒：主斜井、副斜井、一盘区回风立井，二盘区回风立井，二盘区回进风斜井，三盘区回风立井。2.3.4井田内划分及开采顺序本矿井煤层平均倾角为3-5，属于近水平煤层，因此井田采用盘区式划分根据煤层赋存状况及地质条件共分为三个盘区表2-3-1 盘区特征及参数一览采区编号走向长（m）倾斜长（m）开采煤层数可采储量（Mt）生产能力（Mt/a）服务年限（a）136503200164.13.0014,952416519001119.43.0028.79332254340180.53.0019.07开采顺序是指矿井采掘工作应有计划有步骤地按照一定顺序进行，做到采掘并举，掘进先行。因此，要研究采煤和掘进特点，了解有关政策与规程规范的规定。合理的开采顺序应满足以下要求：1）保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常接替，以保持矿井持续稳产、高产。2）符合煤炭采动影响关系，最大限度的开采出煤炭资源。3）合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，提高矿井的生产率，简化巷道布置。4）尽量降低掘进率，减少井巷工程量及基建投资。综合上述因素，将本矿的开采顺序划分如下：一盘区，二盘区，三盘区 。2.3.5 开采水平的划分及水平标高确定 由于煤层时近水平，且仅开采3号煤层，本矿井是单水平开拓。2.3.6 阶段运输大巷和回风大巷的布置 设计井下大巷沿南北向布置，根据矿井生产能力、通风以及规程、规范的要求，并结合矿井开拓布置、煤层厚度、顶底板岩性等因素，设计确定上、下煤组集中设置大巷，即在下煤组的3号煤层内集中布置一组煤层大巷进行开拓，大巷由带式输送机大巷、辅助运输大巷、回风大巷组成，其中带式输送机大巷、回风大巷沿3号煤层顶板布置。 表2-3-2井巷断面特征及参数一览井巷名称支护方式断面形状断面积（m）运输方式允许风速（m/s）净掘1胶带大巷锚喷拱形14.315.8胶带 6.22辅助大巷锚喷拱形13.415.3无轨胶轮2.43风井锚喷圆形23.7525.546.22.4开拓方案比较确定根据工业场地位置，煤层倾角35，矿井生产能力大，开采机械化程度高、煤层开采厚度大，主要巷道均布置在3号厚煤层，再根据本矿井主采煤层3号煤层埋藏深度，本设计提出方案一井田采用主斜副立综合开拓方式，方案二采用双斜井开拓方式。两个方案主要相同点： 主斜井相同点是：井口位置、井口标高480m、倾角16，斜长1014m，提升方位角16，装备一条带宽1200mm钢绳芯强力带式输送机，承担全矿井的煤炭提升任务，井筒内设行人台阶，兼作进风和安全出口； 回风井相同， 水平划分相同，根据煤层赋存特征，设计采用单一水平双翼开拓； 开拓布置格局及大巷布置相同，设计采用一组大巷开拓全井田，大巷布置于3煤层中； 盘区划分及首采区、首采工作面位置相同，设计将全井田划分为3个盘区；两个方案不同点：方案一：副井井筒为立井副立井：位于工业场地内，装备一对双容器提升，其中一个容器为非标多绳特宽罐笼（长宽高=680027009150mm，无轨胶轮车能够直接进出罐笼），另一个容器为标准1.5t矿车多绳罐笼（长宽高=491012709150mm），担负矿井的设备、材料、人员提升及进风，井口标高450m，大巷水平高程为210m，垂深240m，井筒为圆形断面，净直径5.5m，净断面积23.75m2，掘进断面积为56.5m2。井筒内采用整体轧制钢罐道和工字钢罐道梁，罐道梁与井壁用树脂锚杆固定，玻璃钢梯子间作为矿井安全出口，同时副井井底设井底车场及硐室。方案一开拓平面图 方案一开拓剖面图方案二：副斜井井筒倾角为6 副斜井井口标高445m，斜井总长2478m，采用无轨胶轮车承担全矿井辅助提升任务，兼作进风、安全出口，井下主变电所、主排水泵房及水仓位于副斜井底井的辅运石门。方案二开拓平面图方案二开拓剖面图方案比选两个方案参与比较的项目、工程数量及初期投资见表下面结合方案各自特点，对主要优、缺点作一分析方案一方案二优点（1）副立井的深度短（2）副立井内敷设排水管线路长度短（3）通风线路短，断面大，风量大，通风容易（1）副斜井井筒断面小，井筒掘进技术和施工设备简单，掘进速度快（2）井筒装备简单，无需提升设备，采用无轨胶轮车运输，只需设简单的硐室，能实现从地面到井下的连续运输，转载环节少，运输效率高，年营运费用低缺点（1）副立井井筒断面大，施工难度高，需专门的建井公司建设（2）井底车场及硐室布置复杂，采用罐笼-无轨胶轮车运输需设换装站、胶轮车库、胶轮车修理加油硐室，辅助运输系统环节多，效率低，年运营费用高（3）采用罐笼提升钢丝绳磨损严重（1）斜井副立井长的多，井筒的维护费用高，通风线路长，通风难度大（2）斜井压煤比立井多（3）斜井井筒岩巷的工程量大，初期井筒贯穿的线路长方案的经济比较 方案一 方案二特征投资（万元）特征投资（万元）副井深度240m，断面23.75m 207长度2478m，倾角为6断面18.1m2317井底车场及峒室井底车场,峒室 1322峒室267辅助运输 罐笼 1835无轨胶轮车1250投资合计 33743834方案一较方案二省 460综上所述， 根据确定的工业场地位置，结合该场地与井田的位置关系、井田地质条件和煤层赋存条件，本矿井可行性研究阶段提出两个井田开拓方案，方案一井田采用主斜副立综合开拓方式，方案二井田采用双斜井开拓方式。经技术、经济比较，虽然方案一投资比方案二少460万元，但是方案二具有转载环节少，运输效率高，运输费用低，运输方便，对后期生产有利等优点；经综合分析比较，最后推荐方案二，即井田采用双斜井综合开拓方式。2.5井筒2.5.1井筒断面设计主斜井：净宽4.8m，净断面16m2，半圆拱断面，锚喷支护，倾角16，斜长1014m井筒右侧铺设一条带宽1.4m的强力带式输送机，左侧设行人台阶和扶手,担负矿井浅部区域北部开采区煤炭提升任务，兼做进风井和安全出口。井下消防洒水管路、主排水管路和部分下井动力电缆、通信电缆均沿该井筒敷设至井下。见图2-3-5。2-3-5 主斜井井筒断面图副斜井：净宽4.70m，净断面18.1m2，半圆拱断面，锚喷支护，倾角6，斜长2478m。井筒内采用C20混凝土铺底，运行无轨胶轮车，担负矿井主要辅助提升(运输)任务，兼做进风井和安全出口。井下监测监控系统电缆和部分通信电缆沿该平硐敷设至井下。如图2-3-6。图2-3-6 副斜井井筒断面图一盘区回风立井：净径5.5m，净断面23.75m2，圆形断面，锚喷支护。垂深330m。井筒内装备梯子间,担负矿井一盘区回风任务，兼做安全出口。见图2-3-7。一盘区回风立井断面图井壁结构各井筒所穿过的地层均无流砂层、膨胀性软岩等不良地质情况，也无强富水性含水层，为此确定主斜井、副井，一盘区回风立井和采用普通钻爆法施工。各井筒表土段均采用现浇钢筋混凝土井壁，厚度斜井350mm，立井400mm；基岩段主斜井采用锚喷支护，喷厚100mm，锚杆间距800800mm，锚杆规格为18mm, 选用长L=1.8 m树脂钢锚杆；立井也采用锚喷支护，厚度分别为100mm，锚杆间距800800mm，锚杆规格为18mm, 选用长L=1.8 m树脂钢锚杆。表2-4-1 井筒参数特征表顺序名 称单位主斜井副斜井1井口座标Xm1945895019459340Ym39509503950540Zm+480.00+445.002方位角003净宽度m484.74净断面m21618.15总长度m101424786倾角度1667井筒装备胶带输送机无轨胶轮车8用途煤炭运输进风、人员辅助运输、敷设管道、回风等2.6井底车场2.6.1井底车场型式的选定1.本井田采用斜井开拓方式，煤炭运输直接由主斜井胶带输送机运至地面，辅助提升采用无轨胶轮车连续运输，因此，无需设井底车场。 2. 井底硐室名称及硐室工程量副斜井井底车场附近设有信号硐室、调度室、无轨胶轮车调头硐室、井下等候室和井下急救室、井下消防材料库、带式输送机大巷机头硐室、井下主变电所、井下水泵房、水仓、井下爆破材料发放硐室等。井底车场巷道及硐室工程量表顺序巷道或硐室名称围岩类别支护方式及支护材料长度（m）工程量（m3）备注净掘 进1信号硐室23砌碹/混凝土324.033.02调度室23砌碹/混凝土449.265.63无轨胶轮车调头硐室23砌碹/混凝土6120.6161.44井下等候室及通道锚喷/混凝土36221.1255.65井下急救室锚喷/混凝土550.557.06井下消防材料库锚喷/混凝土35623.0717.57井下无轨胶轮车、检修硐室及通道煤锚喷/混凝土982194.22540.58井下爆破材料发放硐室及通道、回风道煤砌碹/混凝土132596.7818.29井下主变电所及通道煤砌碹/混凝土100950.01255.010井下水泵房及通道煤砌碹/混凝土65954.01208.011井下水仓23砌碹/混凝土5504180.05610.012管子道23砌碹/混凝土2201562.01980.013带式输送机大巷机头硐室23砌碹/钢筋混凝土352852.53531.514大巷机头硐室检修通道锚喷/混凝土32515.2579.215回风立井井底连接处煤砌碹/钢筋混凝土9265.8365.3合 计133015158.819177.8第3章 大巷运输及设备3.1大巷运输方式选择3.1.1大巷煤炭运输方式的选择根据矿井规模、井田开拓部署及目前国内井下煤炭运输技术装备发展情况，本矿设计确定煤炭运输采用胶带输送机方式，优点如下：a.胶带输送机具有运输能力大、潜力大、运输连续、效率高、操作简单，容易实现自动控制和集中管理等特点，且与工作面运输设备相匹配，对矿井实现高产、高效和现代化管理有利；b.胶带输送机运输具有系统简单、环节少，占用人员少，维修工作量小，对辅助运输干扰小等优点，对矿井提高效率和安全生产均十分有利；c.胶带输送机安全生产性好，据统计其事故率为0.00023，仅是矿车运输事故的6.4%；d.井下大巷目前基本沿煤层布置，具有一定的波状起伏，要求煤炭运输设备与之相适应。胶带输送机运输具有适应煤层变化能力强，井巷工程量省，可多做煤巷、少做岩巷等优点，对矿井环保工作和采掘接替有利；e.从矿井规模来说，大巷煤炭运输采用胶带输送机运输比较配套，且符合我国煤炭工业的发展趋势。3.1.2.大巷辅助运输方式的选择目前矿井采用无轨胶轮车辅助运输系统，优点如下：a.无轨胶轮车运输具有运行速度快，载重能力大，爬坡能力强，转弯半径小，可在复杂线路巷道中行驶，灵活机动的特点；b.能够实现辅助材料、设备、人员从地面直达工作面的连续运输，尤其在长距离运输及综采设备搬家方面更能显示其灵活机动的优越性，据济宁三号矿井生产经验，七天可完成一个综采工作面的搬迁安装；c.运输环节简单，占用人员少，效率高，运营费用低，如济宁三号矿井生产能力5.0Mt/a，辅助运输人员仅200多人，而济宁二号矿井与三号矿井开采条件相当，采用内燃机齿轨车运输其辅助运输人员多达800多人，仅人工工资一项，每年即可节约1200万元左右；d.该运输方式对巷道适应性较强，有利于井下多做煤巷的原则，减少了矿井的出矸率，简化了开采系统。其主要缺点是目前国产化程度低、设备费用较高、对巷道底板要求较严格，但随着神东、兖州、晋城等矿区对辅助运输方式改革的不断深入，国内科研院所、生产厂家也加快了无轨胶轮车国产化的进程，目前仅支架搬运车、支架复位车未能实现国产化。设计预计在市场经济的杠杆调节下，无轨胶轮车国产化进程将加快，国产化无轨胶轮车的使用性能将会进一步完善，在本矿井投产时完全有可能使用上全部国产化无轨胶轮车设备，同时引进无轨胶轮车的价格也将大幅下降。总之，无轨胶轮车运输方式与本矿井开拓系统相协调，对自然条件的适应性强，是矿井实现高产高效的可靠保证，故辅助运输采用无轨胶轮车方式。3.2矿车3.2.1矿井车辆配备由于本矿井全部采用无轨运输，故本矿井只有在顺槽中用平板车放置设备列车，各类矿车规格型号见表3-2-1。表3-2-1 各类矿车规格特征表矿车类型名义载重(t)外形尺寸轨距(mm)轴距 (mm)自重(kg)备注名称型号长宽高平板车MP1.5-9B1.524001150480900750790 重量小于3t、宽度小于2m、长度小于5m的材料和设备需要采用小型多用途无轨胶轮车运输；掘进矸石需要小型多用途无轨胶轮车运输；人员需要采用无轨胶轮车运输；重、大件设备及材料依靠大型支架搬运车和支架铲运车运输；平整巷道路面需要多功能铲运车。1.矿车由于本矿井全部采用无轨运输，故本矿井只有在顺槽中用平板车放置设备列车，各类矿车规格型号见表3-2-2。表3-2-2 各类矿车规格特征矿车类型矿车型号矿车数量（辆）使用地点或用途使用备用小计平板车MP1.5-9B16319顺槽放置设备列车用3.3运输设备选型3.3.1电机车选型矿井主要运输的材料为锚杆、锚网、水泥、砂石、铁丝、管道等。然后就是一些综掘综采设备，其次就是工作人员的上下班运输。因此合理的利用不同功率的无轨胶轮车，可以使生产井然有序，更重要的是能节约生产成本。以下是对无轨胶轮车参数的选择：1人员运输车辆选择：本设计开采4号煤层，根据劳动组织表确定井下最多作业人员如下：矿井工作面一个，掘进面三个，其中回采工作面人数20人、每个综掘工作面人数10人、通风、巷修19人，机运队27人,井下最大班人员合计为95人，因此选取WCR-3/20型20座人员运输车5辆，然后就是为了检查等人员工作，选取WQC2J型4座(3t)轻便客货车3辆。表3-2-1 WCR-3/20型井下防爆低污染中型客货胶轮车性能及参数如下车 型铰接式驱动方式42前轮驱动防爆柴油机功率/转速74kW/2500rpm额定装载质量6000kg(货厢)/ 20人(客厢)整车整备质量9985kg(不加客货厢)外形尺寸828025421660mm（1780mm客厢）满载车速I档05km/h，II档513km/h，档1325km/h最大爬坡度纵向15，横向7最小转弯半径向内2.8m 向外6m平均油耗12L/h。表3-2-2 WQC2J型轻型防爆柴油机无轨胶轮车性能及参数如下驱动装置前桥转向，后桥驱动制动装置工作制动为双回路液压制动，停车制动为中央鼓式制转向机构转向桥转向照明装置2前灯50W，2后灯50W，可互换减震系统板弹簧减震负载能力3t主机重量2t转弯半径5000mm最大时速50km/h（空载、平路）；爬坡能力14整车外形尺寸500017002000 mm3.3.2带式输送机选型3号集中主运大巷煤流系统：一盘区工作面及顺槽主运大巷主井井底煤仓主运联通石门主斜井。依据综采机组的生产能力和开机率，结合工作面胶运顺槽带式输送机的选型情况，确定3号集中主运大巷运量为2000t/h，带式输送机的选型首先必须满足生产规模的要求，来确定带宽、带速。并考虑其它生产因素带来的影响。但运输能力与胶带宽度、带速成正比，在运输能力一定时，带宽与带速成反比。提高带速可减小带宽以及胶带的张力，从而减小输送机的外形尺寸，进而减小大巷的宽度，减低工程量。而对大运量、长距离的输送机，其胶带的投资将占整个输送机总投资的1/3左右，降低带强，能显著减低设备的投资。但带速若过大，托辊的直径也将加大，作为易损件的托辊更换成本提高；同时带速快，胶带的磨损加剧，从而使输送机的整体寿命降低。结合国内外带式输送机的使用现状，考虑多种因素， 因此，根据该矿生产能力确定其参数如表3-3-1：表3-3-1 带式输送机技术特征表序号名 称单 位数 量备 注1运输量t/h20002运输物料原煤3运输物料容重t/m314速 度m/s45输送机长度m6输送机角度1.869.047胶带宽 度mm1200阻燃带 强N/mmSt31508电动机型 号YB630S2-43台功 率kW900转 速r/min1480电 压kV109CST装置型 号CST1120KS-27.33333台第4章采(盘)区布置及装备4.1采(盘)区布置4.1.1移交生产和达到设计生产能力时的盘区数目及位置首采区选择原则: 和井田内其他采区相比，煤层赋存条件好，地质构造和开采技术条件简单，地质勘查程度高； 资源可靠、可采储量丰富，探明的经济基础储量比例不应低于井田内其它采区； 采区生产能力大，服务年限长，能保证接替采区的正常接替； 地面一般应无影响开采的重要建(构)筑物，村庄少； 首采区应位于工业场地保护煤柱线附近，工程量省、贯通距离短；首盘区选择：根据前述矿井开拓布置方案，矿井达到设计生产能力时，以一盘区一个高档普采工作面保证矿井产量。设计选择一盘区作为矿井的首盘区，主要理由如下：a.一盘区靠紧井筒，初期工程量省，基建投资少，建井工期短，初期生产费用低，系统简单，环节少。b.一盘区的位置是井田内勘探程度最高的区域，煤层赋存情况及地质构造控制程度高，选择其作为首采盘区有利于矿井初期稳产和安全、高效地生产。c.一盘区煤层倾角平缓、赋存较浅，煤厚较为稳定，利用综合机械化开采非常有利。d.一盘区位于井底位置，矿井投产快，基建投资少，建井工期短，运输环节少，运输费用低。综合分析，本矿井以一盘区作为初期采区，也就是本设计的设计采区。一盘区位于井田南部，盘区走向长3650m，倾斜宽3200m，面积11.68km2。盘区内可采煤层为3号煤层，厚度2.57.5m，平均厚度为5.3 m，盘区设计可采储.量64.1Mt，按3.00Mt/a生产能力计算，盘区可服务14.95年。4.1.2采区参数的确定采区倾斜长度的确定:根据矿井开拓时阶段高度或者大巷的位置,确定采区的倾向长度大概为3200m。采区走向长度的确定: 根据矿井地质因素，技术因素和经济因素，确定采区的走向长度大概为3650m。采区生产能力的确定：本 矿井回采工作面长度200m，首采区3号煤层平均厚度5.3m，工作面平均回采率为93%。则工作面的生产能力：A=LVmC = 2000.883305.31.360.93=2831500 t同时考虑10%的掘进出煤，则采区生产能力为：A=A（1+10%）=28315001.10=311.5万吨。式中：一个工作面生产能力，10万t/a；回采工作面长度，m；工作面年推进度，m/a；煤层厚度或采高，m；煤层容重，T/m3；工作面回采率，一般取0.930.97；采区服务年限： T=E/（AK）式中： E可采储量，吨；A平均生产能力，万吨/年。代入数据得： T=64100000/（30000001.4）=15.26年。采区的服务年限是15.26年，符合矿井设计规范。4.2采煤方法4.2.1采煤方法选择1采煤方法选择的主要因素1）根据煤层赋存特征和开采技术条件，尽量使矿井生产集中化、实现现代化矿井要求4。2）引进国外先进设备，提高矿井生产效率。3）采用简单的采煤工艺，减少运输以及通风，降低吨煤生产成本，尽可能的提高盘区回采率9。4）熟练操作矿井现有设备。23号煤的采煤方法的选择3号煤层可采煤层厚度2.5017.50m，平均6,46m，厚度较稳定，构造简单，属于近水平煤层。 3号煤层具有良好的开采条件。因此，在3号煤中采用“高产高效”综采长壁工作面，一次采全高。顶板管理为全部垮落法。4.2.2采煤工艺1工作面主要回采工艺过程综合机械化采煤的主要回采工艺过程为采煤机端头斜切进刀。然后落煤、装煤，利用刮板输送机运煤，快速移架、推溜，及时进行支护及采空区处理等。采用采煤机型号为Joy 7LS6C Shearer型，具有功率大，开机率提高，牵引速度也快并且具有破碎大块的功能。采用双链可弯曲刮板输送机型号为SGZ1000/2700，主要完成工作面的铲煤、运煤工序，溜槽宽度为1000mm，输送能力为2000t/h，链条强度高，抗大块煤冲击能力较强。采用引进大采高支掩式液压支架完成工作面的支护、采空区处理两大工序，支架最大支撑高度为6.2m，工作阻力达10000KN。2进刀方式工作面长度为200m，运输、回风顺槽超前支护采用锚网加单体支柱支护。采煤机进刀方式为端部斜切进刀。刮板输送机可弯曲长度大约16m，采煤机长为14m，端头斜切进刀长度为214+16=44 m。进刀方式如图4-3-2 ：图4-3-2 端部斜切进刀方式3割煤方式3号煤层稳定，倾角一般为35。工作面采用国外先进设备，采用双向割煤。采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，往返一次割两刀，截深0.800m。采煤机的正常牵引速度为3.0m/min4移架方式移架方式采用引进电液阀控制且要求能与采煤机联动，同时能显示支架工作状态、故障情况；具备了随机操作和成组操作功能；移架速度不小于8s。所以移架方式为成组整体依次顺序式移架。5支护工作面采用支掩式液压支架进行支护。工作阻力为10000kN，支撑高度2.86.2m。最小控顶距为5700mm，最大控顶距为6500mm6采空区处理全部垮落法处理采空区。 3工作面参数确定1工作面长度工作面长度越大越可以提高其产量和效率。因此，适当增大工作面长度，不仅能减少工作面准备工程量，提高盘区回采率，而且减少了工作面端头进刀的作业时间。对提高工作面产量和效率非常有利。但是，工作面长度与煤层开采技术条件、采煤设备、刮板输送机的选取、管理水平因素有关。所以，必须综合考虑，合理选择。随着其他相似煤矿开采的经验，工作面长度一般均在200400m之间。由于3号煤层赋存条件简单，并结合本矿井实际情况，工作面长度确定为200m。2. 工作面推进长度本井田3号煤层赋存稳定，地质构造简单，开采技术条件优越，工作面推进长度受地质条件限制少，具有加长工作面推进长度的资源条件。为了减少工作面搬家次数，提高工作面产量和效率，并结合井田开拓布局方式，设计确定综采放顶煤工作面推进长度为10003000m。首采工作面推进长度约1878m。 3工作面采高本井田3号煤层采区厚度为4.138.15m，首采工作面3号煤层平均厚度5.3m。采用一次采全高进行回采。采高随着煤层变化而变化。4工作面生产能力矿井年工作日330天，二班作业，日净提升时间16h。5循环进度即产量循环进度主要取决于采煤机截深和综采工作面回采工艺。因此，确定采煤机截深为0.8m，工作面长度为200m，平均采高5.3m，煤层容重1.36t/m3，工作面回采率为0.93。则循环产量由下式计算： Q循环 2000.85.31.360.93 1072.55t/循环6日循环及产量现代化矿井的工作面主要靠综采设备的连续工作来达到设计产量。根据工作面的生产能力，工作面采用“三八制作业，两班生产，一班检修。每班进4刀，日循环数8个。则：工作面日进度80.86.4 m/d工作面日产量1072.556.46864.32 t/d7工作面年推进度及产量工作面年推进度6.43302112m/a工作面年产量1072.553303.53Mt/a考虑到机械故障以及开采过程中的地质工程技术难题，所以工作面的生产能力能够达到3.0Mt的原煤要求。采工作面主要装备选用：ZY10000/28/62D型支撑掩护式支架，工作阻力10000KN，支护高度2.86.2m，支护强度1.031.06MPa；Joy 7LS6C Shearer型双滚筒电牵引采煤机，采高2.75.4m，截深800mm，工作面刮板输送机为SGZ1000/2700型可弯曲刮板输送机，输送能力2000t/h，刮板链速度1.2m/s，电机功率700kw。其他设备与工作面设备配套。4.2.3工作面设备确定本矿井设计为一井一面，工作面生产能力较大，日产近万吨，年推进度2376m。所以设计应综合考虑，选取合适的机械，以免给连续生产带来影响。考虑要素如下：1）采煤机必须要能适应本井田煤的相关性质，同时采煤机采高等参数要能和生产能力相配套。2）配套设备应满足工作面的生产能力的要求。特别是刮板输送机和液压支架的各个参数均应和生产能力相一致。3）设备先进、容易操作、方便维修、故障率低，生产能力大。1采煤机选型采煤机选取的是否合理，直接关系到矿井的生产能力能否达产。因此采煤机选型需要考虑的因素有煤的性质、倾角、煤层厚度和工作面设计的生产能力。综合考虑，选用Joy 7LS6C Shearer型双滚筒采煤机。其主要技术参数见表4-6-1：表4-6-1 采煤机主要技术参数额定装机率1886 KW采 高2.75.4m截 深 0.8131.156m 滚筒直径2.700m牵引方式电牵引牵引速度020m/min供电电压3300v生产能力565（t/h）2喷雾泵站根据矿井生产带来的烟尘，设计选取S200型喷雾泵站，数量选取3台。 表4-6-2 喷雾泵主要技术参数流量428L/min工作压力14.3mpa 功率1140w容量1600L3转载机与刮板输送机运量相配套，采用SZZ1200/400型刮板转载机，技术参数见表4-6-3：表4-6-3 转载机主要技术参数额定输送能力2000 t/h装机功率350 Kw额定电压1140v设计长度27.5m（链轮中对中）链 速1.2m/s4可伸缩胶带输送机设计采用DSJ1400型，主要技术参数见表4-6-4：表4-6-4 可伸缩胶带输送机主要技术参数输送能力2000 t/h装机功率2400 Kw供电电压1140v带 宽1400带 速4.0m/s输送长度3000m5乳化液泵站考虑能完全满足支掩式支架设备额定工作压力的要求等。并考虑一些意外对阻力的影响，所以应选取稍微较大的液流压力乳化泵。设计采用BRW315/31.5型乳化液泵站。参数如表4-6-5：表4-6-5 乳化液泵主要技术参数流量200L/min压力31.5mpa单机功率200kw6破碎机设计选取PCM400型锤式破碎机，主要技术参数见表4-6-6：表4-6-6 破碎机主要技术参数额定输送能力2000 t/h装机功率350 Kw额定电压1140v破碎能力4500t/h7液压支架3煤层顶板多为主要为粉砂岩、泥岩。因此，属于易冒落至中等冒落顶板；底板为不稳定底板。通过对其煤层高度围岩性质分析，选取支架类型为ZY10000/28/62D，主要技术参数见表4-6-7：表4-6-7 液压支架主要技术参数架 型支掩式支柱数量22宽度1.651.85支撑高度2.86.2m支架中心矩1.75m支护强度1.031.06MPa工作阻力10000KN初撑力7912KN支架控制系统电液控制系统8工作面刮板输送机工作面刮板输送机选取的是否合理，主要考虑运输能力与采煤机生产能力相配套；外型尺寸与牵引方式都和采煤机相匹配；运输机长度和工作面长度一般相同。因此选取SGZ1000/2700型可弯曲刮板输送机。其主要技术参数见表4-6-8：表4-6-8 刮板输送机主要技术参数额定输送能力2000 t/h装机功率2700 Kw供电电压3300v铺设长度250m链 速1.2m/s4.2.4采煤工作面劳动组织1作业方式：采用三八制作业两采一准。 循环方式：工作面每班4个循环，循环进刀0.8m,每天8个循环，每天进刀6.4m。2工人出勤表编制原则：1）出勤的工种必须与循环图表中的作业时间相对应。2）出勤的工数必须按国家规定的人员配备，综采队不超过100人。3）采场直接工人包括转载机以内工人，采区人员不计算在内。采煤工作面劳动组织表序号工种定员合计一班二班 检修班1班长11132安全员11133采煤机司机22264支架工444125破碎机司机11136转载机司机11137输送机司机33278端头支护工558189泵站工1113101112电工钳工设备管理员21221265810812合计242440884.3巷道掘进4.3.1、盘区巷道布置方案的确定根据盘区的煤层赋存特点，结合井田开拓方案，按照工作面准备时间短，投产快；工作面推进长度合理搬家次数少，有利于高产高效；通风线路短，费用低；辅助运输线路短等的原则。以两条大巷与煤层打通，开掘顺槽布置工作面。（一）盘区巷道布置根据开拓布置，井下在+210m布置主水平回风大巷、+180运输大巷及辅运大巷。（二）工作面顺槽布置根据盘区巷道布置，工作面顺槽布置考虑了以下几种方式：、单巷布置，沿空掘巷服务下一工作面；、双巷布置，留宽煤柱，单巷服务下一工作面；、三巷布置，留宽煤柱，双巷服务下一工作面。第一种方式属于无煤柱开采方式，间隔开采沿空掘巷。每个工作面布置一条胶带输送机顺槽，兼进风巷，一条辅助运输顺槽，兼回风巷。本方式主要优点是可以提高煤炭回收率，有利于防止煤层自然发火，且采区内的采掘工作互不影响，有利于沿空巷道的掘进和维护，所有顺槽都是随采随废，巷道维护工作量小。第二种布置方式为留设区段煤柱方式，其主要特点是可以快速掘进，满足高产高效综采工作面回采接续的要求，其中一条顺槽可以疏排采空区积水和向采空区实施防火措施并作为下一工作面的顺槽二次使用，有利于人员通行和顺槽事故的抢救，但煤柱损失稍多。第三种方式与第二种属同一类型，是目前国外和国内部分高产高效综采工作面多采用的布置方式，该方式有利于大型高产综采和设备运输、安装、维护、更换和移动。端头便于管理，占用辅助工时少，安全状况得到改善，有利于长距离煤巷掘进和人员通行及顺槽事故抢修，但井巷工程量太大，煤柱损失多，位于中间的顺槽受深部集中压力影响，难以维护。根据瓦斯、通风及运输等要求，经综合分析并兼顾矿井建设期间的实际情况，工作面采用双巷布置，每个工作面布置三条巷道，回风顺槽一条；运输顺槽一条，兼进风；辅运顺槽一条，兼进风。其中辅运顺槽作为下一工作面的回风顺槽。辅运与运输顺槽间距15m，两巷之间每隔197m设一联络巷。为了减少煤层厚度的损失，采煤工作面顺槽沿煤层底板布置，工作面开切眼也应沿煤层底板布置。否则除给运煤、通风和设备安装带来不便外，还将在工作面和巷道连接处增加三角煤。（三）盘区车场及硐室井下采用无轨胶轮车辅助运输，盘区不设中车场，仅设辅运联络巷，工作面辅运顺槽通过联络巷直接与盘区辅运大巷相连。盘区内的装载硐室主要有盘区变电所、水泵房、水仓、管子道平台等。（四）盘区煤炭运输盘区内煤炭运输在井底实行带式输送机连续运输，然后直接经主斜井提升至地面。回采工作面煤炭、掘进工作面出煤均通过带式输送机，分别经水平运输大巷直接经主斜井提升至地面。采区内运煤系统为：盘区工作面煤炭经工作面可弯曲刮板输送机工作面运输顺槽转载机及可伸缩带式输送机水平运输大巷主斜井地面。掘进作面煤炭经胶带转载机可伸缩带式输送机水平运输大巷胶带输送机主斜井地面。（五）辅助运输井下采用无轨胶轮车运输，在井底车场设硐室实现无轨胶轮车的辅助运输。（六）巷道断面和支护形式根据支护最大允许变形后的断面能满足通风、运输、行人、管线级设备安装检修等需要为原则，依据现行煤矿安全规程和国家现行标准煤矿矿井巷道断面及交岔点设计规范MT/T5024的有关规定，确定出盘区的运输顺槽、回风顺槽巷道断面及断面特征。根据运输蓄电池机车、通风、行人运煤等的要求，井下大巷采用半圆拱断面，工作面巷道均采用梯形断面。巷道断面特征见下表4-4-1。表4-4-1 巷道断面特征表巷道名称围岩类别支护方式断面积（m2）支护厚度（mm）掘进尺寸（mm）净周长（m）断面形状掘净宽高运输大巷稳定基岩锚喷16.814.31004200385016.3半圆拱辅运大巷稳定基岩锚喷15.813.41004800380014.3半圆拱回风大巷煤层锚喷14.313.31004800370017.3半圆拱 运输大巷、回风大巷采用锚喷支护，局部破碎地段或交岔口可视具体围岩条件增加钢筋网及锚索、钢带联合支护；回采工作面运输巷、回风巷采用棚架支护，开切眼采用顶部锚杆支护，并可根据围岩稳定情况增加工字钢梁和木支柱。回采巷道均布置于煤层中，为梯形断面。根据锚杆支护在我国众多矿区使用的成功经验，并结合本矿区地层地质的实际情况，在井下表土、风氧化带段各类井巷支护形式均采用钢筋砼砌碹支护，其它井巷工程一般采用锚网喷支护或料石砌碹支护，对地质构造复杂和围岩破碎段加设锚索、钢带等特殊支护。在工作面前方25m的顺槽内，采用ZFT1960/25/40D型放顶煤排头支架超前加强支护，以承受因工作面采动影响而增加的移动支撑压力。开切眼亦采用锚杆支护，必要时增加锚索。断面大小遵照煤矿安全规程及有关设计规范中有关规定，满足矿井通风、行人、运输等要求，确定无轨胶轮车运行巷道的断面尺寸，巷道底板均要求铺底以满足无轨胶轮车的运行畅通。根据本矿井的具体特点，设计建议掘进机械配备如下：综合机械化掘进工作面设计初步选用EBZ220TY型型综掘机、SZB730/40型桥式胶带转载机、SSJ1000/125型双向伸缩带式输送机、MQT-130/2.8型单体锚杆机，此外，综掘工作面还配备有小水泵、调度绞车、探水钻机和激光指向仪等设备。本矿井巷道绝大部分为岩巷，生产期间巷道掘进进度指标如下：岩巷（平巷） 120m/月 （斜巷） 100m/月煤巷（普掘） 200m/月 （综掘） 350m/月 硐室 1000m3/月4.4技术经济指标分析工作面主要技术经济指标 序号指标单位数量 1 工作面长度 m 200 2 采煤厚度 m 5.3 3 煤层倾角 度 35 4 采煤/放煤高度 m 5.3 5 循环进度 m 0.8 6 日循环个数 个 8 7 日进度 m 6.4 8 日产量 t 6864.32 9 月产量 t 205929.6 10 回采率 % 80.06（2）回采工作面劳动生产率回采工作面劳动生产率=工作面长度循环进度采高煤的容重工作面回采率/循环出勤人数 =2000.85.31.360.85/20 =43.99（t/工）（3）采区回采率采区回采率=（Z采+Z掘+Z柱（50-60%）/Z可采100% =(49.2+1.82+0.50.6) /64.1100% =80.06 %第5章 矿井通风与安全5.1拟定矿井通风系统矿井的通风方式即为进风与回风井的布置方式，矿井通风应符合下列规定：1) 煤与瓦斯突出危险的矿井，高瓦斯矿井，煤层易自燃的矿井，应采用对角式通风，当井田面积较大时，初期可采用中央并列式通风，逐步过度为对角式通风方式。2) 矿井通风方法采用抽出方式。当地形复杂，露头发育，老窑多，采用风井停放有利时，可采用压入式通风，一般新矿井的通风方式多选用中央并列式，中央边界式和两翼对角式。a 中央并列式：出风井与进风井大致并列于井田的中央，它适用于煤层倾角较大，走向小于4千米的井田，而且瓦斯、自燃发火都不严重的矿井，特点是：初期的投资少，采区生产集中，并便于管理，节地，占地少，比在井田边界风井压煤少，但进出风井之间漏风大，风的路线长，阻力就大，工业广场噪音大。b中央边界式：进风井和出风井一个位于井田的走向中央，一个位于井田浅部边界，沿走向的中央，在沿倾斜方向上，出风井和入风井相隔一定的距离。这种方式适用于煤层倾角小，埋藏浅，走向长度不大，而且瓦斯、自燃发火期都比较严重的矿井，其特点是：比中央并列式安全性好，通风阻力小，内部漏风少，有利于对瓦斯、自燃发火进行管理，工业广场没有噪音影响，但占用一个风井场地，压煤较多。c对角式：其进风井与回风井一个位于井田走向中央，两个位于沿倾斜方向的浅部，沿走向的边界附近。它适用于煤层走向大于4千米，井田面积大，产量较高的矿井。其优点与中央并列式正好相反，比中央边界式安全性还要好的，但初期的投资大，建井工期长，对于有瓦斯突出或煤与瓦斯突出的矿井应采用对角式的通风系统。由于桑树坪矿是高瓦斯矿井且井田面积大，所以根据规程，本矿井设计为分区式通风方式。每个采区有自己的独立的通风线路，互不影响，便于风量调节，安全出口多，抗灾能力强。一盘区作为矿井的首采盘区，通风线路为工业场地主副斜井进风，3号主运大巷和3号辅运大巷进风，新鲜风流经胶运顺槽进入工作面，工作面污风经回风顺槽进入专用回风大巷，经一盘区回风立井排向地面。随开采工作的深入，二盘区开采时需要专门开拓二盘区专用的回风立井，三盘区需要专门开拓专用的回风立井。5.2矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算矿井通风容易时期摩擦阻力表序号名称支护方式摩擦阻力系数长度周长面积风阻风量阻力1主井锚喷支护0.0090101415.1160.033664137.82副井锚喷支护0.0075247818.418.10.052072289.953主运大巷锚网支护0.008560014.115.80.0156473.64辅运大巷锚网支护0.007560014.115.80.0137283.35一盘区回风大巷锚网支护0.007060014.123.80.01313681.246胶运顺槽锚索+锚杆+钢筋骨架网0.0130200014.115.80.07668429.77工作面掩护式支架0.023020028.336.50.00266812.38回风顺槽锚索+锚杆+钢筋骨架网0.0110200017.2180.06468300.19回风井锚喷支护0.003530017.323.70.000913616.8310主井联通石门锚喷支护0.00861514.115.80.01456459.4311副井联通石门锚喷支护0.007513514.115.80.00297215.4812合计1649.6考虑到局部损失，则容易时期风阻为hrmin= 1649.6 1.1=1814.5 pa矿井通风困难时期摩擦阻力表序号名称支护方式摩擦阻力系数长度周长面积风阻风量阻力1主井锚喷支护0.0090101415.1160.0336 64137.802副井锚喷支护0.0075247818.418.10.0520 72298.93二区主运大巷锚网支护0.0085467214.115.80.117 64581.44二区辅运大巷锚网支护0.0070445514.115.80.092 72577.95二区回风大巷锚网支护0.0065 466714.123.80.089 136586.26胶运顺槽锚索+锚杆+钢筋骨架网0.0130 140014.115.8 0.053 68300.67综采工作面掩护式支架0.0230 20028.336.50.0026 6812.388回风顺槽锚索+锚杆+钢筋骨架网0.0110 140017.2180.045 68210.19三盘区回风井锚喷支护0.0035 30017.323.70.0009 136 2.5710主井联通石门锚喷支护0.008 61514.115.80.014564 72.011副井联通石门锚喷支护0.0075 13514.115.80.00297218.712合计2798.4考虑到局部损失，则容易时期风阻为hrmax 2798.4 1.1=3078.3 pa 分别用下式计算各区段井巷的摩擦阻力hf=aLUQ2/S3 PaL，U，S分别是井巷的长度（m），周边长（m），净断面积（m2）；Q分配给个井巷的风量，m3/s；根据个井巷的支护形式，查得的摩擦系数，NS2/m4。将各段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数，即算出通风容易和通风困难时期的井巷阻力分别为:hrmin=1.1hfrmin= 1996.06 pahrmax=1.1hfrmax=3078.3 pa此次计算矿井通风困难时期的通风路线选取的是矿井在最后开采阶段的收尾段的通风，所以根据规程3078.343920 pa,所以符合规定，设计合理。5.3计算矿井总风量 依据抽放后矿井的瓦斯相对涌出量，并根据煤矿安全规程要求，按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和的方法计算矿井的总风量。矿井需要的风量，遵循如下公式：Q=式中： Q矿井总供风量，m3/min；采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；独立通风的硐室实际需要风量的总和，m3/min；备用工作面实际需要风量的总和，m3/min；井下采用胶轮车运输的矿井，尾气排放稀释需要的风量，m3/min；除了采煤、掘进、独立通风硐室外其他井巷需要风量的总和，m3/min；K矿井通风系数，取1.2。(1). 的确定1）按回采工作面同时工作的最多人数计算采煤工作面实际需要的风量按人数计算，公式为：Q矿进=4NK矿通 式中：N回采工作面同时工作的最多人数，30人；K矿通矿井通风系数，取1.15。则Q矿进=4301.15=138 m3/min=2.3 m3/s2）按工作面温度计算根据采矿工程设计手册，采煤工作面良好的气候条件下，其进风气流温度2326相对应的工作面适宜风速为1.51.8 m/s。采煤工作面的需要风量按下式计算：Q采= Q采=VcScKi式中，Vc回采工作面适宜风速，m/s； Sc回采工作面平均有效断面，m2； Ki回采工作面长度系数，与工作面长度有关，取1.2；Q采3=1.8131.2=28.08m3/s3）按瓦斯涌出量计算 根据邻近矿井实际瓦斯抽放数据，结合煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）中对采煤工作面瓦斯抽采率指标的要求，设计工作面本煤层瓦斯预抽率为40%，邻近层瓦斯抽放率为70%，同时采空区瓦斯抽采量按5 m3/min考虑，计算瓦斯抽放后3煤工作面瓦斯涌出量分别为9.99m3/min，根据煤矿安全规程第138条规定，采掘工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度不超过1%，则采煤工作面需风量为：Q采100q采Kc/60式中：Q采采煤工作面需要风量，m3/s；q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；Kc瓦斯涌出不均衡系数，取1.6。经计算：Q采3（1009.991.6）/6026.64 m3/s4）按风速验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。取上述计算中的最大值，可得采煤工作面需风量为Q采=30m3/s，则=30m3/s。d. 按风速验算根据煤矿安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。即采煤工作面风量应满足：3煤综采工作面有效过风断面为15m2，则风速为：V30/18.5=1.6 m/s采煤工作面风量满足煤矿安全规程规定的风速要求。 （2）Q掘的确定按瓦斯涌出量计算Q掘100q掘Kd/60式中：Q掘掘进工作面实际需风量，m3/s；Q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；Kd掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取Kd1.8；掘进工作面瓦斯涌出量为3.27m3/min，则需风量分别为：（按抽采设计）Q掘进 =1003.271.8=588.6m3/min=9.81m3/s取掘进工作面需风量10m3/s。按局部通风机吸风量计算Q掘QfIkf式中：Qf掘进面局部通风机额定风量，m3/s；I掘进面同时运转的局部通风机台数，台；Kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.3。Q掘1011.313m3/s按工作人员数量计算掘进工作面最大班工作人数为14人，按每人每分钟供给风量不得少于4m3，则：Q掘414/60=0.93 m3/s根据以上计算，考虑到该矿井为突出矿井，参考邻近矿掘进面实际风量，大巷及顺槽综掘面配风量均为18m3/s。 (3).硐室需风量井下中央变电所4m3/s则Q硐4m3/s(4).工作面备用需风量、稀释胶轮车排放尾气需风量根据采区巷道布置形式，综合考虑稀释无轨胶轮车尾气用风、准备工作面等用风量45m/s。(5).其它配风量根据生产矿井经验，其它地点配风量一般取各用风量总和的510，本矿井取10考虑，其配风量为15m/s。(6).矿井总风量计算根据计算的各用风地点风量，矿井总风量为：Q=(30+18+3+45+15)1.2=133.2m/s取矿井总需风量为136m3/s。其中：各进风井进风情况为：主井64m3/s，副井72m3/s。 5.4矿井通风设备的选型1计算通风机风量因为矿井外部漏风，所以风机所提供的风量必须大于矿井风量 =,式中-主要通风机的工作风量，m3/s； -矿井需风量，m3/s； -漏风损失系数，风井不做提升用时取1.1；箕斗井兼做回风用时取1.15；回风井兼做升降人员时取1.2。则=1.1136=149.6 m3/s2计算通风机风压为使通风系统稳定和风量变化不大，设计采用机械抽出式通风方式。这种方式使进风路线上构筑物较少，风阻小。内部漏风量小，便于管理，对煤矿安全生产有利。矿井主扇选用轴流式通风机，通风运行稳定。风机返风操作简单易行。a.计算通风容易时期的主扇风hfrmin= hrmin-ha=1996.06-0=1996.06 Pa式中：ha通风容易时期帮助主扇的矿井自然风压取0Pa，由于一盘区回风井与进风井的地面标高相差不大，所以自然风压不做考虑.b.计算通风困难时期主扇的风压为：hfrmax=hrma+ ha=3078.3+100=3178.34Pa式中：ha反对主扇风压的矿井风压取100Pa。则工况点（hf,Qf）,容易时为（1996.06，149.6）；困难时为（3178.34，149.6）3初选通风机根据矿井通风容易时期和困难时期所需风压，初步选择通风机为FBCDZN025和FBCDZ54-10NO29.4求通风机的实工况点工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。主要通风机工作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程hf =Rf (Qf)确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期：Rsmin= hsmin /(Qf)=1996.06/149.6=0.0891 Ns/m8困难时期：Rsmax= hsmax /(Qf)=3078.3/149.6=0.1375 Ns/m8根据实际工况点所确定的各个风机的轴功率大小，并考虑对风机调节性能的要求，进行经济、技术比较，最后确定风机的型号和转速。选用FBCDZ54-29 型防爆对旋轴流式通风机2台，1台工作，1台备用，通风机容易时期转速400r/min，通风机困难时期转速580r/min5 电动机选择(1)通风机输入功率Nmin=QH1/1000=149.61814.6/(10000.83)=327.06 kwNmax=QH2/1000=149.63078.3/(10000.83)= 554.84 kw(2)电动机的台数及种类由于Nmin 0.6Nmax,，所以选择两台电动机，其功率为Nc1=K N1/ C=1.15327.06/ 0.98=383.8 kwNc2=K N2/ C=1.15554.84 0.98=651.01 kw式中：K取1.15，C取0.98配套电机为两台防爆电动机YBF560M-10（10kV，450kW，580r/min）通风容易时期单机运行,通风困难时期则两台电动机同时运行.5.5计算矿井通风等积孔通风容易时Rm=R=0.0891Ns/m8由矿井通风等积孔计算公式A= 1.19/0.0891=3.986 m通风困难时Rm=R=0.1375 Ns/m8A= 1.19/0.1375 =3.20 m通风难易程度分级矿井通风难易程度矿井总风阻Rm（Ns/m8）等积孔A/m容易2中等0.3551.42012困难1.4201依据上表，本矿井通风难易程度为容易风机工况点特性曲线如图5.6预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板事故的安全技术措施矿井建设和生产过程中，必须严格执行煤矿安全规程等的有关规定，坚持“安全第一、预防为主、综合治理”的方针，制订完善的灾害预防措施，做到防患于未然。5.6.1预防瓦斯矿井采用了瓦斯抽放措施、配备了瓦斯抽放设备，坚持不抽不采、不抽不掘、先抽后采、先抽后掘的原则；掘进工作面设备采用“三专两闭锁”。预防瓦斯灾害的措施：.必须加强矿井的通风管理，各巷道和工作地点的瓦斯浓度严格控制在煤矿安全规程规定的范围内，并要及时处理局部积存的瓦斯，以免瓦斯超限。.设计的井筒和主要进回风巷断面均有一定的富余量，一旦矿井瓦斯增大，可根据实际需风量进行调整，因此，必须确保通风设施的完好无损，以减少漏风损失。.在采掘工作面、有机电设备和瓦斯易于积聚的地方，均安装有瓦斯警报仪和其它安全监测装置，并配有矿井集中安全监测监控系统，对各用风地点进行多种灾害的自动监测和控制。除此以外，矿井还配备了便携式瓦斯检测仪，设专人对各工作地点进行巡回检测，以确保安全生产。.在生产过程中，应及时密闭生产废弃巷道，以防瓦斯涌出和工作人员误入造成伤亡。防止瓦斯爆炸的措施：.防止瓦斯积聚设计选定了安全可靠的通风系统和设备，采、掘工作面和部分硐室实行独立通风，每个工作地点分配了适当的风量，有效地防止了瓦斯积聚。.防止瓦斯引燃井下选用的采、掘、运、通、安等设备，均满足矿井隔爆要求，均有煤安标志，所有井巷均采用不燃性材料支护，堵绝了火源产生。.加强检测采、掘工作面及上、下顺槽中，设置了瓦斯报警仪，主要工作场所设置断电仪及通风安全设备器材，装备了安全生产监测监控系统；设计配备了专职瓦斯检查人员，以定时定点检查井下瓦斯含量，对各工作地点进行巡回检测。5.6.2防火 防火措施：合理布置巷道、选择合理的采煤工艺、巷道支护形式和通风系统，合理的确定近距离煤层和厚煤层分层开采时两个工作面之间的距离。灌浆和阻化剂灭火。均匀防灭火。凝胶防灭火。惰性气体防灭火。5.6.3防矿尘.井下防尘措施a.在回采工作面配备了注水钻机和注水泵，用于煤层注水，预湿煤体，减少煤尘发生量。b.采掘工作面配备了水密封性能良好的煤、岩电钻；爆破作业中，用“水炮泥”爆破代替泥封爆破。c.在采煤机等产尘量较大的设备上，装有内外喷雾装置；工作面支架上安设有降尘喷嘴；在采掘工作面、煤仓、运煤系统转载点等产尘量大的地点，配置了自动洒水设施。d.通风除尘：主要是搞好采、掘工作面通风，防止悬浮粉尘过量和积累。e.所有接触粉尘作业人员配备了防尘口罩及防尘安全帽，矿井还配有矿用个体粉尘采样器。f.在井下设有完善的消防洒水供水系统。.预防煤尘爆炸的措施a.严格控制进回风巷道的风速，特别是回采工作面和相应的回采巷道风速。b.井下配有浮游矿尘测定仪及粉尘采样器等，在生产期间可及时测定粉尘浓度，将粉尘浓度严格控制在安全范围之内。c.井下巷道应定期清扫，并要冲洗煤、岩尘，喷洒石灰水。在各煤层运输巷及回风巷、工作面顺槽中设隔爆水棚，在发生灾害后以防治灾害得进一步扩大。.地面生产系统防尘措施在地面设有生产及消防给水系统。在地面生产系统中凡需转载、装卸等产生大量粉尘的生产环节，均设有喷雾降尘设施；原煤生产系统在胶带输送机受料点处设喷水（雾）降尘，使产尘点的扬尘大量减少。锅炉房每台锅炉配一台麻石水膜除尘器，其除尘效率95，脱硫效率大于50。综上所述，井上、下各容易产尘的作业场所，设计均采取防尘，降尘及个体防护相结合的综合防治措施，并配有专职防尘人员及防尘检测设备，有效地控制了空气中粉尘的浓度，完善了抑爆、隔爆措施。5.6.4预防水灾 （1）全面贯彻执行煤矿防治水规定以及煤矿安全规程。坚持以防为主，防治结合的原则，不断总结防治水工作经验，不断修订和充实适用于本矿的防治水总体方案和具体措施，坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的防治水原则。（2）建立起矿井各项防治水管理制度，健全技术管理体系，组建专职防治水工程组织，完善设计，加强预测预报，落实防治水措施，建立监测系统，加强防治水知识学习与宣传，把防治水工作真正落到实处，实现矿井的安全生产。（3）加强突水预兆的监测，采掘工作面或其它地点发现有挂红、挂汗、空气变冷，出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或裂隙出现渗水，水色发浑，有臭味等突水预兆时，必须停止作业，发出警报，并及时撤出所有受水害威胁区域的人员。（4）针对煤系及其以上充水含水层富水性弱，补给条件差，循环交替慢，以静储量为主，且储水量有限的特点，可以采取疏干与抽排的办法加以防治。而针对煤系下部奥陶系灰岩含水层富水性强，储水体积大，补给较充沛，短期内不易疏干的特点，可以采取疏水降压、加固封堵相结合带压开采。5.6.5预防顶板冒落事故(一) 顶板事故矿井在生产过程中易发生冒顶和片帮的场所主要为采掘工作面。回采工作面主要是上、下端头和靠近煤壁处，上、下端头由于空顶面积大，应力较集中，支护较困难，易发生冒顶事故；靠近煤壁处因煤壁片帮，液压支架支护不及时，受顶板周期来压的影响，顶板破碎，易发生冒顶事故。掘进工作面放炮后巷道围岩松动，支护不及时，往往易发生冒顶和片帮事故。1. 回采工作面设计井下长壁综采工作面配备液压支架支护工作面顶板，采空区采用全部垮落法管理顶板。(1) 工作面运输巷和回风巷距工作面至少20m范围内必须加强支护，并有专人维护，发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖；对金属顶梁和单体液压支柱，在采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月后，必须进行检修。检修好的支柱，必须进行压力试验，合格后方可使用。(2) 液压支架必须接顶。顶板破碎时必须超前支护。在处理液压支架上方冒顶时，必须制定安全措施。(3) 采煤机采煤时必须及时移架。采煤和移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况在作业规程中明确规定；超过规定距离或发生冒顶、片帮时，必须停止采煤。(4) 严格控制采高，严禁采高大于支架的最大支护高度。(5) 处理倒架、歪架、压架以及更换支架和拆修顶梁、支柱、座箱等大型部件时，必须有安全措施。2. 巷道支护井下巷道除局部必要的部位采用混凝土砌碹和支架支护外，其余均为树脂锚杆锚梁网（喷）支护，必要时增加锚索补强。对于服务年限较长的大巷等煤层巷道，均喷混凝土保护层，以防止煤层风化和氧化。巷道掘进时应及时进行临时支护。本矿井机械化程度较高，设备较先进，故控制矿井顶板事故要从抓安全管理入手，管理是安全工作的关键环节；另外，加强工作面端头的管理，回采工作面的端头是支护的薄弱环节，也是事故的多发地点，必须重点管理；其次遇构造带、顶板破碎、顶板初次来压、周期来压时也要制定安全措施，全面进行管理，防止顶板事故发生。5.7矿井下安全避险“六大系统”5.7.1监测监控系统矿井必须按照煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ1029-2007)的要求，建设完善监测监控系统，实现对煤矿井下甲烷和一氧化碳的浓度、温度、风速等的动态监控，必须符合煤矿安全监控系统通用技术要求（AQ62012006）的规定。甲烷、馈电、设备开停、风压、风速、一氧化碳、烟雾、温度、风门、风筒等传感器的安装数量、地点和位置必须符合煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ1029-2007)要求。监测监控系统地面中心站要装备2套主机，1套使用、1套备用，确保系统24小时不间断运行，按规定对传感器定期调校，保证监测数据准确可靠，在瓦斯超限后应能迅速自动切断被控设备的电源，并保持闭锁状态。.监测监控系统地面中心站执行24小时值班制度，值班人员应在矿井调度室或地面中心站，以确保及时做好应急处置工作。5.7.2井下人员定位系统矿井必须按照煤矿井下作业人员管理系统使用与管理规范（AQ1048-2007）的要求，建设完善井下人员定位系统。应优先选择技术先进、性能稳定、定位精度高的产品，并做好系统维护和升级改造工作，保障系统安全可靠运行。安装井下人员定位系统时，应按规定设置井下分站和基站，确保准确掌握井下人员动态分布情况和采掘工作面人员数量，必须满足煤矿井下作业人员管理系统通用技术条件（AQ6210-2007）的要求，并取得煤矿矿用产品安全标志。定位分站、基站等相关设备应符合相应的标准。所有入井人员必须携带识别卡（或具备定位功能的无线通讯设备）。矿井各个人员出入井口、重点区域出入口、限制区域等地点均应设置分站，并能满足监测携卡人员出入井、出入重点区域、出入限制区域的要求；巷道分支处应设置分站，并能满足监测携卡人员出入方向的要求。矿井紧急避险设施入口和出口应分别设置人员定位系统分站，对出、入紧急避险设施的人员进行实时监测。矿井调度室应设人员定位系统地面中心站，配备显示设备，执行24小时值班制度。5.7.3紧急避难系统矿井必须按照煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定（安监总煤装201115号）建设完善紧急避险系统。紧急避险系统应与监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络等系统相互连接，在紧急避险系统安全防护功能基础上，依靠其他避险系统的支持，提升紧急避险系统的安全防护能力。紧急避险设施应具备安全防护、氧气供给保障、有害气体去除、环境监测、通讯、照明、动力供应、人员生存保障等基本功能，在无任何外界支持的条件下额定防护时间不低于96小时，应满足服务区域所有人员紧急避险需要，包括生产人员、管理人员及可能出现的其他临时人员，并按规定留有一定的备用系数，其设置要与矿井避灾路线相结合，紧急避险设施应有清晰、醒目的标识。紧急避险系统应随井下采掘系统的变化及时调整和补充完善，包括紧急避险设施、配套系统、避灾路线和应急预案等。5.7.4压风自救系统矿井在按照煤矿安全规程要求建立压风系统的基础上，必须满足在灾变期间能够向所有采掘作业地点提供压风供气的要求，进一步建设完善压风自救系统。空气压缩机应设置在地面。对深部多水平开采的矿井，空气压缩机安装在地面难以保证对井下作业点有效供风时，可在其供风水平以上2个水平的进风井井底车场安全可靠的位置安装，并取得煤矿矿用
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