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中期检查表学院： 系别： 专业：论文(设计)题目 中煤集团安家岭煤矿9号煤层开采设计学生姓名学号指导教师职称综述学生在设计完成过程中的研究态度、与指导教师联系情况以及存在的问题的解决情况。1.研究过程中态度端正，认真严谨。2.严格按照设计规范和老师要求进行设计，在不断地发现和解决问题中提升自己3.与老师关融洽，在老师指导期间，积极主动向老师请教，不断发现问题，请老师给予指导4.老师认真负责，对于学生提出的问题耐心解答5.存在的问题以及解决情况1）开始的时候不太会操作CAD，及时向老师同学请教，得到解决2）查阅资料时遇到专业性问题看不懂，问老师和会的同学，最后弄懂3）画图的时候风路走不通，问老师和同学，最后走通风路4）说明书格式有的不会调整，求助老师和同学，最后调整合适5）摘要翻译不太精通，向学英语专业的同学求助，最后综合网上的专业术语翻译得到解决学生签字： 指导教师签字： 年 月 日 年 月 日声明作者声明：我所呈交的毕业论文（设计）是在指导教师指导下独立进行研究工作所取得的成果。除文中已经标明引用的内容外，本论文不包含其他个人或集体已经公开发表的研究成果。本声明的法律结果由本人承担。毕业论文（设计）作者签名： 签字日期： 年 月 日指导教师声明：该生所呈交的毕业论文（设计）是在本人指导下独立完成的，相关的检测报告已审阅。除文中已经标明引用的内容外，本论文不包含其他个人或集体已经公开发表的研究成果。指导教师签名：签字日期： 年 月 日毕业设计题目：中煤安家岭煤矿9#煤层开采设计姓 名： 学 号： 专 业： 班 级： 指导教师： 职 称： 完成日期： 年 6 月 1 日开题报告学院： 系别： 专业： 论文题目中煤集团安家岭煤矿9号煤层开采设计论文类型A理论研究；B应用研究；C应用理论研究；D产品设计；E工程技术开发；F软件开发与应有；G其它指导教师职称学生姓名学号一、研究现状、目标、意义综述近年来煤矿一方面整合一些小矿来提高资源回收利用率；另一方面通过研究采矿新技术来提高煤矿安全系数和回收率。因此就有了无轨胶轮车、锚喷支护、综采放顶煤、煤层气开发等采矿新设备、新技术的应用。这些都是煤矿在未来的发展方向。在毕业设计中，通过对某一理论或生产实际问题的深入分析研究。培养和提高学生的科技论文写作能力和科研能力二、研究方法和进度安排第一阶段：4月上旬，熟悉和了解矿井概况和地质特征；第二阶段：4月中旬，根据指导老师下达的任务书完成开题报告；第三阶段：5月下旬，文献综述，外文翻译的撰写，并进行初步设计；第四阶段：5月上、中旬，进行矿井总体设计，撰写毕业设计说明书； 第五阶段：5月下旬，进一步完善系统，准备毕业答辩。三、指导教师意见 指导教师签字：年 月 日指导教师评分表学院： 系别： 专业：论文(设计)题目 中煤集团安家岭煤矿9号煤层开采设计学生姓名学 号指导教师职 称指导教师评语：指导教师签字： 年 月 日评 价 项 目ABCDE写作过程01写作过程中的认真程度02写作过程中，进度掌握情况选题质量03选题与专业培养目标相符情况04选题体现专业特点情况05选题体现三基的要求情况论文质量06知识综合运用能力07结构、方案设计、应用价值08写作规范情况指导教师评定成绩 优 良 中 及格 不及格毕业设计分工情况：(多人合作时填写，包括本人研究的内容及其在课题中所占比例)评定成绩参考：优-7项A，另一项为B；良-6项B或A，其它至少为B；中-5项B或A，其它至少为C；及格-4项B或A，其它至少为D；不及格-4项为E。答辩记录表 学院 专业 级 姓名 学号论文题目中煤集团安家岭煤矿9号煤层开采设计答辩委员会主席(或组长)职称答辩委员会秘 书答辩委员会成 员答辩记录(包含答辩委员提出的问题，学生回答情况等)1.工业广场的保护煤柱是多少？ 答：工业广场保护煤柱设30米 2.矿井生产能力是多少？ 答：6Mt/a 3.井田面积，地面标高，煤层埋深情况？ 答：井田面积为40.5km，地面标高1280-1350m，煤层埋深250-350m。 4.井筒的长度？ 答：主斜井井长度1055.39m。5.工作面长度？ 答：工作面长度150m。6巷道断面设计依据？答：设备选型情况，能否通过巷道;计算矿井风量，核算巷道通风量。7刮板输送机的数目及原因？答：配备前后两台输送机，前输送机运输采煤机所采的煤，后输送机运输放顶煤所采出的煤。年 月 日 年 月 日答辩评分表学院： 系别： 专业：论文题目：中煤集团安家岭煤矿9号煤层开采设计学生姓名学 号指导教师评分指导教师职 称评阅人评分答辩委员会/答辩小组名单性 别学 位答辩小组职务答辩委员会（答辩小组评鉴）评审项目指标ABCDE论文评价01选题与专业培养目标相符情况02选题体现专业特点情况03综合运用知识能力04运用资料文献能力05研究方案设计能力06论点论据、语言表达07整体结构、应用价值08写作规范情况答辩表现09自述情况10答辩过程答辩委员会综合评定成绩优 良 中 及格 不及格毕业设计(设计)最终得分：答辩委员会主任(或组长)签字： 年 月 日评定成绩参考：优-9项A，另一项为B；良-8项B或A，其它至少为B；中-7项B或A，其它至少为C；及格-6项B或A，其它至少为D；不及格-5项为E。注：详见本科毕业论文（设计）指导手册中的表11。摘 要大学时间的学习，让我掌握了较多的专业知识，能过这次毕业设计和毕业答辩，更让我了解到了理论与实际的差距，同时也感受到了自己在专业课方面的一些不足之处。本设计为平朔煤炭工业公司安家岭9#煤层设计，根据毕业实习时在安家岭一号井所收集来的地质条件，以及指导教师所分的课题方向，本设计主要是9#煤层的设计，其中包括了井田开拓、带区设计、采煤工艺、通风安全等方面的设计。本矿井倾斜长度约为 30.8 km，走向长约为36.5 km，9号煤层的厚度为12.91 m。9 煤倾角为 6。本井田内可采储量为 843.75 Mt，服务年限为130a。煤的工业牌号为气煤。本设计采用主斜副立回风立井单水平集中综合开拓， 大巷采用带宽为 1600mm 的胶带输送机运输。由于副立井使用了特制的特大罐笼，辅助运输采用先进的无轨胶轮车运输。采煤方法为倾向长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化放顶煤开采，采空区处理方法为全部垮落法。本设计通过多方案比较和综合技术比较以及相应的经济比较优化设计，其中开拓方案的比较，以大量的经济数据来核算，以便使设计更加合理。同时在设计过程中，结合了矿井的地质情况、煤层的受力等情况以及国内外的先进经验对倾斜长壁综放面倾斜长度及走向长度的合理确定进行了理论分析，这样使建成的矿井更加与实际相符。通过本次毕业设计，使我学到更多的采矿专业知识，加深了我对所学专业知识的理解和认识。更重要的是，通过做毕业设计也培养了我们个人在实践中发现问题、分析问题和解决问题的真实能力,培养我们实事求是的科学态度和严谨的工作作风，为将来在工作岗位上更好的发挥自己的能力奠定了坚实的基础。由于本人所学到的知识有限，所以在设计中难免出现些错误，希望各位老师、同学们给予批评指正。关键词:9#煤层；储量；井田开拓；巷道布置；采煤方法；通风；运输。ABSTRACTThe study of college time, let me master more professional knowledge, can pass this graduation design and graduation defense, let me understand the gap between theory and practice, but also feel some shortcomings in professional courses. This design is designed for Anjialing 9# coal seam of Pingshuo Coal Industry Company. According to the geological conditions collected in Anjialing No. 1 well at the time of graduation practice, and the direction of the project to guide teachers, this design is mainly the design of 9# coal seam. Including mine development, zone design, coal mining technology, ventilation and safety design. The inclined length of the mine is about 3.85 km and the strike is long. The thickness of coal seam No. 9 is 12.91 m.9 and the dip angle is 6 . The recoverable reserves in the mine are 843.75 Mt and the service life is 130 years. The industrial grade of coal is gas coal. This design adopts the single level integrated development of the main inclined and auxiliary vertical shaft and the belt conveyer with bandwidth of 1600mm in the roadway. Because the auxiliary shaft uses special large cage, the auxiliary transportation adopts advanced trackless rubber wheel car. The mining method is inclined longwall coal mining, the coal mining technology is comprehensive mechanized caving coal mining, and the Goaf treatment method is all collapse. Law.The design is based on multi-scheme comparison, comprehensive technical comparison and corresponding economic comparison optimization design, in which the comparison of development scheme is based on a large amount of economic data to make the design more reasonable. At the same time, in the process of design, the rational determination of inclined length and strike length of inclined longwall fully mechanized caving face is theoretically analyzed by combining the geological conditions of coal mine, the stress of coal seam and the advanced experience at home and abroad. This makes the completed mine more in line with the actual situation.Through this graduation project, I learned more mining professional knowledge, deepened my understanding and understanding of the professional knowledge. More importantly, through graduation design, we have also cultivated our real ability to find problems, analyze and solve problems in practice, and cultivate our scientific attitude and rigorous work style of seeking truth from facts. For the future in the job better to play their own ability to lay a solid foundation.Because I have learned limited knowledge, so there are inevitably some mistakes in the design, I hope you teachers, students to give criticism and correction.Key word: Wei 9# coal seam; reserves; mine field development; roadway arrangement; coal mining method; ventilation; transportation目 录第一章 矿山简介以及井田地质特征11.1井田概述11.1.1矿山简介11.1.2矿井地形地貌21.1.3矿井水系特征21.1.4矿区气候以及地震情况31.2井田地质特征31.2.1区域地质特征31.2.2地层特征41.2.3地质构造71.2.4水文地质情况81.3煤层特征9第二章 井田境界及储量102.1井田境界102.1.1井田划分的原则102.1.2井田划分的方法112.13井田边界范围112.2 矿井工业储量122.3 井田可采储量122.3.1永久煤柱留设122.3.2矿井可采储量计算152.4 矿井设计生产能力及服务年限152.4.1矿井设计生产能力152.4.2矿井服务年限152.4.3井型校核162.4.4辅助生产环节的能力考核162.4.5通风安全条件的检查16第三章 井田开拓173.1井田开拓方式的选择173.1.1井硐形式、数目及配置183.1.2确定工业广场及井口位置193.1.3开采水平的确定193.1.4方案比较203.2矿井开拓巷道223.2.1井筒223.2.2 井底车场253.3主要开拓巷道273.3.1运输大巷273.3.2轨道大巷283.3.3回风大巷29第四章 采（盘）区或带区巷道布置314.1首采盘区的确定314.2盘区巷道布置314.2.1盘区准备方式的确定314.2.2工作面推进方向324.2.3工作面倾向长度确定324.2.4采区走向长度的确定334.3盘区工作面接替顺序33第五章 采煤方法345.1采煤方法和回采工艺345.1.1综放面采煤工序345.1.2工作面超前支护355.2设备选型365.2.1采煤机365.2.2运输设备选型375.2.3支架选型385.3矿井工作制度395.4 回采巷道布置41第六章 矿井通风及安全技术426.1矿通风系统的要求426.2通风方式的选择436.2.1主要通风机工作方式的选择446.2.2矿井通风方式的选择456.3 采（盘）区或带区及全矿使用风量456.3.1工作面通风系统456.3.2掘进面通风系统466.4矿井所需风量计算及分配466.4.1矿井风量计算原则466.4.2按照井下同时工作的最多人数计算466.3.3根据煤矿、隧道、硐室等位置的实际需要计算出空气总量。46第七章 矿井提升 运输和排水系统507.1主副井提升选型507.1.1主井提升设备选型507.1.2副井提升507.1.3大型罐笼507.1.4大罐笼摩擦提升机517.2运输方式517.2.1运煤517.2.2辅助运输527.3运煤系统527.3.1运煤系统527.4井下排水537.4.1井下防水537.4.2供水系统547.4.3排水系统55第八章 设计矿井技术指标56参考文献58致 谢59第1章 矿山简介以及井田地质特征1.1井田概述1.1.1矿山简介中煤集团安家岭矿位于安家岭露天矿的西侧，为上窑带区所在地。地里座标为东经1123311245，北纬 39233937。行政区划隶属于山西省朔州市平鲁区。矿区南边有大（同）运（城）公路和北同蒲铁路通过，朔（州）平（鲁）二级公路南接大运公路沿七里河北上通过井田中部到平鲁城区，矿井工业场地距朔州市城区 17km，距平朔生活区 15 km；安家岭露天矿和安太堡露天矿铁路专用线均接轨于北同蒲铁路的大新车站，专用线长分别为 9 公里和 11 公里，矿井的交通运输条件十分便利。矿区北到大同 123 km，南至太原 226 km，其交通位置关系图如1.1所示。图1.1 安家岭矿交通位置图1.1.2矿井地形地貌矿井位于山西省北部的朔州市，它属于中国的两级黄土高原,沟壑纵横,植被稀少,水土流失严重。有七英里的山谷。沿谷地两侧的地势逐渐升高,主要表现为北高南低，中部高，东西两侧底，海拔高度一般在1180m1350m.1.1.3矿井水系特征矿区内主要河流有七里河、马关河和马营河，七里河在矿区西侧、马关河在矿区中部、马营河在矿区东边，均从西北流向东南，其中七里河与马关河穿越矿区，在朔州平原注入桑干河。七里河发源于平鲁区井坪西南的窑子沟，全长 37 km，汇水面积 181 km，河床坡度 3 %，原清水流量 80150 L/S。由于安太堡露天煤矿建设，1984 年在七里河上游细水村坝截流，使河水改道经井坪向东北注入马营河。马关河发源于平鲁区石井沟、张马营一带，全长约 31 km，汇水面积 151 km，清水流量 80150 L/S，最高洪峰流量 80.23 m/s。1.1.4矿区气候以及地震情况本区气候分区属中温带季风气候区域，为典型的大陆性季风气候。其特点是冬季严寒、夏季凉爽、春季风大。东有太行山，北有恒山山脉，南有五台山，靠近蒙古高原，远离海洋，终年干旱少雨，冬季受到来自蒙古高原的冷空气流的影响,该地区冬季非常寒冷,东海岸的温暖空气被周围的山脉堵塞。所以夏季高温少雨。终年气温稳定在4.97.8，最低气温为-31.8，最高气温为39.8年平均风速为为3.25.4m/s,最大风速为21.2m，一年之中属夏季风速较小以外，其余月份风速一直保持在4.2m以上，一年之内八级以上大风的累积有一个月左右，以西北风为主。该区处于黄土高原边缘，是游牧与农耕的分界线，靠近400mm等降水量线，因而终年降水量稳定在400mm左右，最多降水量736mm，最低降水量为182.3mm，7、8、9月份为该区集中降水雨季。该区霜期时间出现较早且持续时间较长，每年一般10月份就会进入霜期，于次年5月份结束，冻土深度最深可达1.5m，冬季降雪最深可达30cm。该区年日照时间较长，最长可达3000小时，最少为400小时，平均为2500小时左右，年湿度最小为0，最大为80%。年蒸发量在1994.22213.4mm,57月蒸发量在600mm左右，为降水量的5倍左右根据 GB50011-2001建筑抗震设计规范附录 4 划分，矿区抗震设防烈度为 7 度， 设计基本地震加速值为 0.15g。地震分组为第一组。1.2井田地质特征1.2.1区域地质特征平朔矿区位于宁武煤田北端。地表大都被新生界覆盖，仅沟谷中有零星石炭二叠系地层出露，煤田基地为一套古老的变质岩系，在煤田东缘及东北缘寒武系和奥陶系地层出露。地层厚度 26003500 m。煤田形态为南北走向的聚煤盆地，石炭系、二叠系和三叠系地层沿煤盆地周围呈环状出露，局部有侏罗系地层，地表广泛分布第三系和第四系。1.2.2地层特征根据井田内岩层出露及钻探所得资料，本井田地层由老至新为：1)奥陶系中统马家沟组（O2）顶界至山西式铁矿之底。钻孔揭露最大厚度 284 m，未见底。主要岩性为暗灰及褐灰色结晶灰岩、泥晶灰岩、白云质灰岩夹薄层状白云岩，上部及下部均夹有浅灰色薄层状泥灰岩。据薄片鉴定，泥晶灰岩为典型的泥晶结构。结晶灰岩呈不明显的角砾状结构， 角砾为介形虫、三叶虫等生物碎屑，亮晶方解石胶结。还有硫化物及假象白云石个体。2)石炭系(1)中统本溪组（C2b）顶界为 K2 砂岩之底，底部山西式铁矿与奥陶系上马家沟组呈平行不整合接触。厚度 3155 m，平均 39 m，中部厚、东西两侧薄。主要岩性为灰色及深灰色砂质泥岩、粉砂岩及 12 层铝质泥岩，底部为山西式铁矿，中夹 12 层深灰色石灰岩及一层浅灰色中细砂岩。上部有时夹有一层不稳定煤线。本组两层石灰岩，下层（K1）全区稳定， 厚度也大；上层（L）较薄，有尖灭现象。(2)上统太原组（C3t）顶界为 K3 砂岩之底，底界 K2 砂岩之底与下伏本溪组呈整合接触。厚度 68109 m， 平均 80 m。主要岩性为深灰色及灰黑色砂质泥岩、泥岩、石灰岩及浅灰色砂砾岩。含高岭石粘土矿（岩）68 层，呈透晶体分布。含煤 710 层，其中可采煤层有 23 层。为本区主要含煤地段。3)二迭系(1)下统山西组（P1S）顶界为 K4 砂岩，底界 K3 砂岩之底与下伏太原组连续沉积。厚 4189 m，平均 56 m。其太原组顶部 4 号煤层厚而稳定，可作为 K3 砂岩对比的辅助标志层。故山西组底界地层对比可靠。顶界标志层不明显，可靠性较差。主要岩性为深灰色砂质泥岩、泥岩及浅灰色砂砾岩。含叠锥灰岩 23 层，高岭石粘土矿（岩）46 层，煤 24 层，但均不可采。K3 砂岩为浅灰色厚层状中、粗粒砂岩，底部常有砂砾岩，含炭屑及煤屑，正粒序， 薄片鉴定为长石岩屑石英杂砂岩或岩屑石英杂砂岩。岩屑为酸性石英脉岩、细粒花岗岩， 成分成熟度较低，分选性较好，颗粒为次圆一次棱角状。结构成熟度中等。杂基主要是高岭石，偶见水去母。本组中上部还有 12 层厚层状中、粗砂岩或含砾粗砂岩，薄片鉴定为岩屑杂砂岩或含砾岩屑杂砂岩。岩屑为酸性化的碳质岩屑，还有来源于火山岩的石英碎屑及少量碱性长石，重矿物有石棉石等，杂基为细粒高岭石，胶结物为放射状玉髓。(2)下统下石盒子组（P1X）顶界 K6 砂岩之底，底界 K4 砂岩之底与下伏山西组连续沉积。厚 6595m，平均 76m。岩性下部为灰色砂质泥岩、泥岩及具鲕状结构之铝质泥岩夹灰黄色中细砂岩，有时夹煤线，上部为灰黄色有时具灰紫色斑块之砂质泥岩、粉砂岩。(3)上统上石盒子组（P2S）底界 K6 砂岩之底与下伏下石盒子组连续沉积。全区顶界出露不全，厚 42m。岩性为灰紫色与黄绿色砂质泥岩、泥岩及粉砂岩互层。中夹灰黄色中砂岩，底部 K6 砂岩为灰黄色巨厚状粗砂岩、底部夹砂砾岩透晶体，厚 10 余米。4)新生界上第三系上新统保德组（N2B）岩性为深红色粘土和亚粘土互层，中夹数层钙质结核。厚 1025 m，平均 15 m。5)新生界第四系(1)下、中更新统午城组（Q1W+Q21）岩性为浅黄色夹棕红色粘土夹古土壤层，含钙质结核，厚 13 m 左右。(2)上更新统马兰组（Q3M）岩性为黄土状亚沙土及亚粘土（马兰黄土）。厚约 12 m。(3)全新统（Q4）冲洪积层，岩性为亚沙土夹砂砾石层。厚 311 m，平均 6 m。表 1-1 矿井地层一览表地质年代（地层单位）岩层总厚度/m岩层组成及特征含煤层数及厚度备注代纪世古生代奥陶纪中奥陶世284主要岩性为结晶灰岩、泥晶灰岩、白云质灰岩夹薄层状白云岩不含煤层未见底古生代石炭纪中石炭世315539底部与奥陶系中统呈平行不整合接触，主要岩性为泥岩、砂岩及山西式铁矿偶有不稳定煤线古生代石炭纪上石炭世6810980底部与石炭纪中统呈整合接触， 主要岩性为泥岩、石灰岩及砂砾岩， 含高岭石粘土矿含煤 710层，可采 23 层， 总厚度 30m主要含煤岩层古生代二迭系下二迭世84137105底部与石炭系上统连续沉积，主要岩性为砂质泥岩、泥岩及砂砾岩， 含叠锥灰岩层，高岭石粘土矿含煤 24 层， 偶有煤线煤层均不可采古生代二迭系上二迭世42底部与二迭系下统连续沉积，岩性为砂质泥岩、泥岩及粉砂岩互层， 中夹灰中砂岩不含煤层新生代上第三系上新世102515岩性为深红色粘土和亚粘土互 层，中夹数层钙质结核不含煤层新生代第四系更新世25岩性为粘土夹古土壤层、黄土状亚沙土及亚粘土， 含钙质结核不含煤层新生代第四系全新世3116冲洪积层，岩性为砂砾岩不含煤层1.2.3地质构造平朔矿区位于宁武煤田的北端，东（洪涛山）、北（骆驼山）、西（黑驼山）三面环山。南部为担水沟断层及朔县普查区毗邻。矿区仍以宁武向斜为主干构造，伴生次一级褶曲：有芦子沟背斜、白家辛窑向斜、二铺背斜，以及近南北方向的下窑子向斜，除下窑子向斜斜交于宁武向斜外，其余褶曲依次排列在宁武向斜的西翼。本井田位于平朔矿区西南部，处于二铺背斜和白家辛窑向斜之间，主要受芦子沟背斜、二铺背斜、白家辛窑向斜控制和影响，区内地层产状平缓，倾角一般在 010，局部达 12左右。1）褶曲白家辛窑向斜：位于本区西南部，从安太堡区东部开始，往南偏西经上窑子村南， 太西村进入峙峪区西部。向斜轴走向 N40E，延伸 6750 m，两翼地层倾角约 5左右。二铺背斜：位于本区西北部，北东从安太堡区 1213 号钻孔起，经二铺煤矿、曹庄村井入太西区。北斜走向 N45E，延伸 4000 m，两翼倾角约 5左右。芦子沟背斜：位于矿区中部、本区东部，背斜轴北端走向 N30W，从平凡城区 322 钻孔，往南经木瓜界、芦子沟村至前安家岭村附近，背斜轴向转为 N45E，向西南经马鞍山村，下黑水沟村北直插峙峪区西南角，延展 11250 m，两翼地层产状平缓，倾角一般在 10以下或近似水平2) 断层井田内上窑区无发现断层，太西带区详查勘探共查出落差大于 10m 的断层 3 条，分别为 F30、F25、F19，F30 为正断层，位于井田西部边缘，伸入井田内很短，不影响井田开发；F25 为正断层，位于井田的东南侧，是本井田与石崖湾井田的界线；F19 为逆断层，仅贯入井田南部一角，对井田开发影响甚微。3）陷落柱本区陷落柱数量众多，都属于由地震控制的类型。2号、3号、6号10号、11号、12号、陷落柱都得到前期水文地主勘探的钻孔验证，钻探结果表明6号、10号、11号、陷落柱不存在，1号、4号、5号、7号、陷落柱没有得到钻孔验证。1.2.4水文地质情况煤矿井田位于马关河西勘探区的西南部，属缓坡状丘陵区，大面积为黄土覆盖。植被稀少，水土流失严重，地势西高东低。平朔矿区内沟谷遍布，七里河从井田西部流过，向南转折东汇入桑干河。七里河发源于平鲁窝窝会及黄石崖附近，原来全长 35 km， 流域面积 181 km，1984 年开发安太堡露天矿，于上游细水村经人工改道后，向北流入大沙沟，汇入马营河。河流改道后，潜水流被截，同时又受到近年来沿河小煤矿疏排水的影响，现在故河道及其潜流断流。井田内沟谷基本干涸无水，汇水面积不大。表 1-2 矿井水文地质一览表序号含水层名称含水层赋存状况补给水来源含水层厚度/m隔水层厚度/m抽水试验结果备注单位流水量/Ls-1渗透系数1奥陶系岩溶裂隙含水层位于煤系地层的基底神头泉域142400.010.020.150.24是煤层的间接充水含水层2石炭系太原组砂岩含水层下段岩性为 砂岩、砂质泥岩，上段为58 号煤层砂岩带层位地下水519.510500.030.0710.120.729 号煤层充水主要因素1.3煤层特征矿区所采煤层为9号煤层，煤厚平均 12.90m，煤层平均倾角 6，为近水平煤层， 平均容重1.7t/m区内煤层结构简单，块状构造，断口阶梯状，内生裂隙发育，裂隙面见黄铁矿薄膜层，局部为黄铁矿。全区稳定可采。采区内水文地质条件简单，预计正常涌水量为 150m/h，最大涌水量为 180m/h。带区平均瓦斯涌出量较小，煤尘具有爆炸危险性，煤层具有自燃倾向性，自燃倾向性等级为级。第2章 井田境界及储量2.1井田境界2.1.1井田划分的原则煤田分割为井田过程中，必须要遵守井田有合适的尺寸和边界，使煤田当中的每个区域都能得到高效的利用开发，划分井田需遵循下列行为规范：矿井的生产能力要与井田的面积，储量，煤层的赋存状况相互匹配。对于现代智能化程度较高的矿井，因其生产能力较强，在花费让你井田的前期，应有充足的考量，为日后的生产规划号合理的服务年限和留有足够的煤层储量，保证矿井能够长期高效的运行下去。对井田的范围要有合理的规划，使井田内每一区域都能充分的被开采，有利于矿井的良好发展，对于井田的走向长度必须要大于其倾向长度，最大程度上确保矿井的生产经济效益，通常情况大型矿井的走向长度应该大于7000米，中型矿井应该大于4000米，小型矿井应该大于1500米。在划分井田面积过程中，应该善于利用各种天然的条件作为划分的界限，不仅工期短而且经济成本低廉，可以尝试将落差较大的断层作为井田的边界，若在铁路，在河流或村庄的运行下,一个安全的煤柱可以作为井田边界既可保护资源不被浪费又可减少技术上的攻关。我们应充分利用自然条件和地质条件来划分雷区。例如,大断层可以用作井田的边界,或者当河流、国家铁路、城镇等存在许多问题时,它可以用作井田的边界,即减少支柱损失和减少技术困难。4）对于整个井田范围应该进行详细精确的划分，有利于后期矿井生产和发展，可以首先寻找部分倾角较小的煤层进行合理的划分，沿煤层的倾向将井田划为一深一浅两部分，两部分之间既要有机地结合起来又要划分明确，应当本着先浅后深，先易后难的原则对整个井田进行合理的开采，对深浅两部分的开采时间应该有较为精确的估算，以免估计不足对煤矿日后的生产活动造成影响，整个矿井的开发使用要有长远的打算，要尽量避免出现矿井过早报废的情况和。2.1.2井田划分的方法1）根据井田自然的地形地貌对井田进行划分2）按照井田的地质构造进行划分3）根据宏观煤岩类型和煤岩成分进行划分4）依据煤层的赋存情况划分井田5）根据自身装备技术情况划分6）根据前期的钻探物探的结果划分7）根据伴生有益矿产富集带进行划分2.13井田边界范围安家岭煤矿位于安家岭位于安家岭露天矿坑的南侧边缘，北部以4号，9号，11号煤台为界限，西北方向分布着几座煤矿，并以此为界，分别是施西矿、崔家岭、潘家窑，东部以矿井的保护煤柱为界限，东南方向分布排列着石崖湾、大东沟、葫芦堂矿三座煤矿，作为分界线，黑水沟、陶卜洼矿是其南部的界限。安家岭井田的外观呈现为一个不规则的多边形，东西长约36.5千米；南北长 30.8km，总面积 约为40.5余平方千米。602.2 矿井工业储量煤层储量的计算是通过准确的地质报告,核对煤层1:5000煤层底板等高线图。展开的，所以此次结果是真实可靠的。矿区内含煤储量是矿井生产建设中极为重要的指标，是一个矿井能否长期稳定发展的重要保障，在煤炭的工业储量的计算过程中，矿井的面积，煤层的厚度，以及煤的容重都是不可或缺的因子，其计算公式通常为：该公式通常为Z= SMY矿井的工业储量。Z矿井的工业储量S矿井的总面积煤层平均倾角， 9 号煤层取 6M煤层的厚度，9 号煤层 12.91m煤的容重， 9 号煤层 1.7t/m对于 9 号煤层：Z= SMY=40505237512.91.7888.165Mt2.3 井田可采储量2.3.1永久煤柱留设为确保地面建筑物及工程设施和井下开采的安全，设计对井筒、大巷、工业场地、铁路、公路、井田境界、构造等留设安全煤柱，严格按建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的要求进行采煤设计。井田边界煤柱矿井范围内的边界线都需要用煤柱保护起来，按照煤矿安全规程的要求，保护煤柱的宽度需要达到2030米，边界煤柱也需要有相关的公式来进行计算。1）井田境界煤柱边界属于人类的边界。根据有关煤炭规范的要求,煤柱放置在20米处。边界柱可按以下公式计算:ZLbbM式中，Z边界煤柱损失量，Mt；Lb边界总长度，19020 m；B煤柱宽度,人工边界煤柱20 m,断层煤柱50 m。对于 9 号煤层：Zb9=LbBM=190202012.911.70=8.35 Mt2）断层煤柱据估计,断层保护煤柱设置在50米。煤柱损失受断层保护:Zd=LdBM式中，Zd断层煤柱损失量，Mt；Ld断层煤柱总长度，西南侧断层长 1616.05 m，西北侧断层长 1694.45m，总长为 3310.50 m。本井田保留两条断层，断层保护煤柱损失计算如下：对于 9 号煤层：Zd9=LdBM=3310.550212.911.70=7.27 Mt3）工业广场煤柱主、辅、回风井位于工业现场。根据现行的采矿规程,主、次、回采保护煤柱与岩层的边界角勾画。工业现场保护区包括工业厂房、服务设施、围护带等,根据岩层移动角度圈定煤柱。根据相关文件要求，矿井工业广场的用地面积应尽量简化，这样有利于煤柱保护量的减少，也是对煤炭资源的一种保护，矿井的使用年限也能延长。表 2-1 矿井工业场地围墙内用地面积指标表井型（Mt/a）占地指标（公顷/100 Kt）4.06.00.450.62.403.000.70.81.201.800.91.00.450.901.21.3安家岭露天矿 1998 年开工建设，2001 年 6 月试生产，目前选煤厂、维修车、铁路、公路、供电、供水、通讯等设施均已建成。为充分利用安家岭露天矿已建成的公用设施以及现有工业场地已征土地，井工矿工业场地宜采用与安家岭露天矿工业场地联合布置，设计工业广场的尺寸为 600430 m 的长方形，面积为 25800m。结合本井田周边矿井类似围岩的情况，参照大同地区的实测资料，按松散层移动角 45、岩层移动角 60留设安全煤柱。参考煤矿特殊开采方法确定工业广场的保护等级为级，因其保护带的宽度为20 m，应用垂直剖面法计算工业广场保护煤柱的留设宽度。主、副、中央风井均位于工业广场里面，其保护煤柱小于工业用煤柱。因此,应通过工业场地的边界圈定煤柱的边界。以后使用两翼对角通风。大巷保护煤柱主要放在主巷道两侧。大巷两侧各留设50 m 煤柱，相邻两条大巷的间距为 40 m。保护煤柱的计算公式为:Qd=LbM式中Qd大巷保护煤柱煤量，Mt；L大巷长度(km)；b大巷保护煤柱总宽度(m)；Y煤炭容重(t/m)；M煤层厚度(m)。表 2-2 大巷与工业广场公共煤柱煤层煤厚m容重m3/t公共面积m公共煤柱Mt大巷煤柱Mt大巷单独煤柱Mt9 煤12.911.71749753.8418.3014.462.3.2矿井可采储量计算由于井田范围大，断层多，无法精确测得各断层保护煤柱损失量。以矿井工业储量的95取矿井可采储量。可按下式计算矿井可采储量：Z可采=Z工业0.9588375.8Mt2.4 矿井设计生产能力及服务年限 2.4.1矿井设计生产能力本井田交通方便,通信快捷,水源充足,电源可靠,劳动力丰富,建材供应充分,具有建设大型矿井良好的外部条件。本井田所采煤炭资源为安家岭露天矿边角煤，设计开采煤层赋存稳定，煤层厚度大部分比较稳定，属厚煤层，煤层平均倾角 56，属近水平煤层。从煤层赋存条件看,本矿井适合建设大型矿井。随着经济的发展,本矿所处的晋西北地区对煤炭的需求越来越大,加之本地区煤质好,市场竞争力强,销售市场广阔,售价高,故无论从国家利益还是企业经济利益考虑,都应该加大本矿井的开发强度。采区生产能力=截深日进刀数年工作日工作面长度煤层厚度煤容重煤炭损失量（厚煤层取0.93）=0.8m9刀300天150m12.9m1.7t/m0.936Mt/a综合以上分析，从矿井的外部建设条件,资源条件,开采技术条件以及良好的市场前景看,本设计认为矿井规模 6Mt/a 是比较合理的。2.4.2矿井服务年限矿井服务年限=矿井可采储量年生产量=88375.866130a该矿井设计服务年限为130年2.4.3井型校核根据矿井的实际开采能力、各辅助生产环节的能力、储备条件和安全条件,对下列类型进行检查。矿井的开采能力取决于采煤工作面和带面积的生产能力。根据本设计第四章(矿山开采)和第六章(采矿方法)的设计,可知该煤矿煤层地质条件良好,煤层厚度厚。根据现代矿井“一矿一井”的发展模式,建立了一次全综采矿井。该工作面可以完全实现该设计的输出。2.4.4辅助生产环节的能力考核这个矿井是特大型矿井。开路方式为斜井竖井混合开发。主斜井提升设备是带宽为1.6米的带式输送机,将由提升生产所产生的原煤直接输送到洗煤厂。辅助斜井辅助运输设备是一种无轨防爆胶轮,运输能力大,调度方便灵活。煤炭运力和煤矿规模是煤炭运力和规模的重要组成部分。设备的配置可以满足设计井型的要求。工作面生产的煤层带式输送机被输送到带区(带区)的煤仓,然后通过主斜井带式输送机输送到地面洗煤厂。运输能力大,自动化程度高。因此,所有的辅助生产环节都能满足设计和生产能力的要求。2.4.5通风安全条件的检查该矿属于低瓦斯矿井,具有煤尘爆炸和瓦斯含量低的危险。如果水文地质条件适中,在副井铺设两条水管就可以满足排水要求。矿井采用中央平行通风,有特殊的回风巷和空气威尔斯以满足要求。辅助运输主巷和主要主巷进入风、回风和主巷回风。工作面采用后U型通风。第九章的通风设计可以满足通风需要。第3章 井田开拓3.1井田开拓方式的选择井田的发展意味着在井田地区,最好从地面到煤层开采一些巷道,并建立矿井提升、运输、通风、排水和供电的生产系统。地下巷道的形式、数量和位置及其相互联系与协作,都是为了更好地开发巷道作为发展途径。对外开放方式的合理选择需要将技术经济比较与几种可行技术进行比较,以确定矿山发展模式的确定,并主要考虑以下因素。1）地形地貌比较复杂陡峭，为于山地丘陵地区；2）煤层埋藏深度较小，而且表土层很薄；3)露天煤矿角煤是矿区主要的可采资源。煤炭洗选厂、专用铁路等工业设施的建设相对完善。4)采区在井坪公路西北侧交通十分便利。5)该矿为低瓦斯矿井。要确定对外开放的问题,就要遵循国家的相关政策，全面考虑地质、开采技术等诸多影响，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1）严格遵循国家有煤炭工业的技术政策是创造良好的煤炭条件,良好的早期煤炭和高产高效的能源。在保证安全可靠生产的条件下,应减少开发量,尤其是初期建设量,节约资金投入,加快矿山建设。2)详细规划应注重开发部署,简化生产系统,尽量不分散生产,实现合理、集中生产。3)合理开发国家资源,减少煤炭损失。4)坚决遵循煤矿安全生产的有关规定。应建立完整的通风、运输和供电系统,以建立良好的生产条件,减少巷道维护,保持主要巷道完好。5)要适应技术和装备供给的现状,为采用智能新技术、新材料、机械化采煤、机械化综采和自动化创造条件。6)根据用户的需要,应注意不同介质和煤种的单独开采,以及其他有益矿物的综合开采。6）根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。3.1.1井硐形式、数目及配置1）井硐形式、数目及配置目前我国井筒一般为立井、斜井和平硐三种形式，一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，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。2)斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工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；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化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。缺点是：斜井井筒长，提升深度有限， 辅助提升能力小；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层需用特殊法施工，技术比较复杂。3)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，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；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。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本井田煤层倾角平均在 56，为近水平煤层；埋藏深度 170384m；表土层厚度平均 26.05m，无流沙层；水文地质情况简单，涌水量少；井筒不需特殊法施工，因此可采用斜井开拓或立井开拓。经后面方案比较可确定井筒形式为“主斜井-副立井-回风立井”综合开拓。3.1.2确定工业广场及井口位置1）井筒位置的确定原则有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量要尽量少；有利于首带区布置在井筒附近的富煤阶段，首带区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区， 不受崖崩滑坡和洪水威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。由于井坪公路横穿井田中部，井田东部边界为安家岭洗煤厂，为便于地面辅助运输及合理利用安家岭露天矿已建成工业基础设施，主副井可以布置在井田中央，为便于地面运煤，也可以将主立井布置于井田中部。2)工业广场的位置工业场地位置在主副井井口附近，结合安家岭露天矿现有工业基础设施，确定地面工业场地的占地面积为3.6km，形状为 24001500 m 的矩形。3.1.3开采水平的确定9号煤层为中、高硫煤。本次设计为单水平集中开拓，即主水平布置在 9 号煤层，主斜井、副立井直接掘至 9 号煤层，同时 设置辅助水平，上下组煤分别布置胶带输送机大巷、胶轮车辅助运输大巷和回风大巷等三条大巷，采用重叠布置，上、下组煤胶带输送机大巷通过井底中央煤仓联系，胶轮车辅助运输大巷通过副斜井联系，回风大巷之间通过回风立井联系。井田内煤层大部分为倾角小于 5 度的近水平煤层，主运输采用胶带运输，辅助运输采用无轨防爆胶轮车运输，大巷全部沿煤层布置。根据煤层赋存条件，主、辅运输方式和开拓系统布置，矿井开采水平划分为9 号煤主水平标高为+989.24m。3.1.4方案比较1）提出方案根据以上分析，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：立井单水平集中开拓主副井筒均为立井，布置于井田中央，主水平布置在中部的 9 号煤层，设置辅助水平。9 号煤主水平标高为+989.24m。辅助运输采用无轨防爆胶轮车，大巷布置在煤层中，主运大巷和回风大巷沿顶板掘进，辅运大巷沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷。副立井中敷设电缆和排水管路。独立风井回风，初期风井位于井田中央呈中央并列式通风，后期，在东西边界各打一个风井，使用两翼对角式通风。风井中均安装有梯子间，作为安全出口。方案二：斜井多水平集中开拓主井筒为斜井，副井筒飞斜井。布置于井田中央，共设置两个水平。9 号煤最高为+1280m ，9 号煤最低标高为+970 m，辅助运输采用无轨防爆胶轮车。大巷采用上下重叠布置方式，减少压煤。每个水平设置三条大巷，即主运辅运大巷沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷。大巷、辅运大巷和回风大巷。其中主运大巷和回风大巷沿煤层顶板布置，辅运大巷沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷。副立井中敷设电缆和排水管路。独立风井回风，初期风井位于井田中央呈中央并列式通风，后期，在东西边界各打一个风井，使用两翼对角式通风。风井中均安装有梯子间，作为安全出口，方案三：主斜副立单水平集中综合开拓主井是斜井，副井和风井为立井。布置于井田中央，主水平布置在中部的 9 号煤层，9 号煤主水平标高为+989.24m。辅助运输采用无轨防爆胶轮车，大巷布置在煤层中，主运大巷和回风大巷沿顶板掘进，辅运大巷沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷。副立井中敷设电缆和排水管路。独立风井回风，初期风井位于井田中央呈中央并列式通风；后期，在东西边界各打一个风井，使用两翼对角式通风。风井中均安装有梯子间，作为安全出口。2)技术比较以上所提出的方案,它们的相同点是都是主运大巷、辅运大巷、回风大巷均为煤层大巷,它们的布置方式也是相同的。区别在于井筒的形式和位置、大巷的数目、水平的个数及是否设置辅助水平,而基本建设和生产的成本是不同的。方案一使用了立井。优点是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，副立井的辅助提升能力比较大，可以满足辅助运输提升能力的要求。主要缺点是井筒施工技术复杂，所需设备多，要求有较高的技术水平， 掘进速度慢，基建投资大。方案二和方案三区别在于布置水平数目不同，方案三布置一个水平，巷道布置简单，距离短，费用低。方案一和方案三布置水平数目相同。区别在于井筒的选择方式，方案一采用立井开拓，方案三采用斜井开拓，立井要缺点是井筒施工技术复杂，所需设备多，要求有较高的技术水平， 掘进速度慢，基建投资大。斜井运输能力比较大，可以满足提升能力的要求；主斜井在矿井下发生突发灾难时，可以作为一个安全出口；井筒施工技术相对简单，所需设备相对立井较少，要求有技术水平相对立井较低，掘进速度快，基建投资斜井井筒施工的速度比较快，可以使用综掘设备； 同时，斜井的吨煤运输费用比较低。主要缺点是斜井开拓受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制。本矿井水文地质条件简单，瓦斯涌出量小。可以采用斜井提升。3.2矿井开拓巷道3.2.1井筒1）主斜井主斜井布置在工业广场东北部，主要用于提升煤炭，兼做进风井和安全出口。井口标高+1280.00 m，井底标高+965 m，考虑胶带输送机主运输，倾角为 16，井筒斜长1055.39m。井筒断面为半圆拱形，净宽 5500mm，净断面积 18.47 m。表土段采用混凝土砌碹，支护厚度 450mm，掘进断面积 23.76 m；进入稳定基岩后，采用锚杆喷射混凝土支护，锚杆类型为树脂锚杆，锚深 2000 mm，间排距为 700700 mm，喷射混凝土厚度 150 mm，掘进断面积 20.16 m。为方便撤煤清理，巷道底板铺设厚 150 mm 混凝土。井筒内部装备有带宽 1600 mm 的胶带输送机运煤，敷设有通讯、照明电缆和消防洒水管路。为方便检修，在井筒左侧设有检修道，巷道中间设行人台阶。主斜井筒断面见图3.1所示。图3.1 主斜井井筒断面图2）副立井副斜井布置在工业广场南部，安设大型特制的罐笼，可以使无轨胶轮车整车下井， 进行矿井辅助运输，承担进风井，升降人员、进风等。井口标高+1280.00m，井底标高+970 m，井筒的全长为 310 m（至 9 煤），井筒的净直径为 9.2 m。井筒净断面面积为 66.44 m，表土段使用混凝土砌壁，支护厚度为 1100 mm，掘进断面面积为 102.02m；基岩段使用混凝土砌壁，支护厚度为 550 mm，掘进面积为 83.28 m。井筒断面特征见图3.2图3.2 副立井井筒断面图3）回风立井回风立井布置在工业广场南部边界，用作回风兼安全出口。井口标高+1280.00 m， 井底标高+989.24 m，井筒深度 243.48 m(4 号煤层)，全深290.76 m(11 号煤层)，直径5000mm，井筒净断面积19.63m，表土层使用普通施工法混凝土砌碹井壁 700 mm，掘进断面积 32.15 m。基岩段使用凝土砌碹井壁400mm，掘进断面积26.41m井筒内装备“钢玻璃钢”复合材料梯子间，采用无焊接玻璃钢复合材料新装备，托架树脂锚杆固定井筒装备。井筒断面特征见图 3.2所示。图3.3 回风立井井筒断面图3.2.2 井底车场该矿井采用斜轴单级集中开孔方式,主运输采用带式输送机输送煤,辅助运输采用无轨胶轮直接向工作面输送。该系统简单,链路少。副立井井底车场比较简单。井底车场不需要设置专门的轻重车线、材料车线、调车线、人车线和回车线路。它们可以在隧道的同一部分中实现。分流室和错车室设置在副轴左右两侧50米处,便于无轨胶轮车调车和误车。辅助运输巷每200米,设置分流室右侧的巷道和错误的。该室根据7.43无轨胶轮的总体车辆形状和尺寸的描述,采用各种车辆的最大尺寸和分流室的尺寸(竖直副斜轴的轴线方向由I轴构成)。通过轴的分流室的轴。5 0mm3900mm3500 mm,洞室连接角、3m3m尺寸、轿厢尺寸(竖直副斜轴轴方向由分流室轴线)为3000 0mm9800 mm3500 mm,并与副轴U连接。SE圆弧,逐渐过渡。本次设计考虑无轨胶轮车进行辅助运输具有行驶速度快、调车灵活、辅助运输距离长、适应性强。将井底车场和主要水平的主运大巷和辅运大巷的大部分巷道重合设计,合而为一,相同的巷道有许多功能,以减少隧道和维护成本。简化井下的生产、辅助运输、通风等系统。图3.4 井底车场布置图井下主要硐室有中央水泵房及水仓、中央变电所、工具室等，各硐室均布置在大巷之间。3.3主要开拓巷道根据矿区的发展模式和煤层赋存条件,采用独立煤层布置主巷。考虑到无轨胶轮的辅助运输、排水和通风、主巷和回风巷道的顶板布置以及巷道ALO的辅助运输的需要,沿煤层布置了主要的主要巷道。煤层底板。主巷下方的辅助运输巷可以保证主干道的排水安全。当大巷涌水突然增大时,可以使主运大巷的水通过联络巷流入到辅e运大巷里,从而保证主运巷中煤炭的正常运输。考虑到该地区煤质坚硬,相对稳定,地下隧道采用矩形隧道。该巷道由连续采煤机驱动,实现综合机械化。3.3.1运输大巷主运大巷净宽 5000 mm，净高 3500 mm，净面积 17.50 m，掘进宽度 5200 mm，掘进高度为 3750 mm，掘进面积 19.50 m。为了便于清理洒落煤炭和便于排水，巷道底板铺了厚度为 150 mm 的混凝土。大巷支护为锚网喷加锚索支护，锚杆采用 18 圆钢，间排距 800800，锚固深度 2000 mm；锚索采用 15.24 钢绞线，间排距 17002400，锚固深度为 7100 mm，顶板铺 4150 钢筋网片，钢筋网片规格：27001700。大巷断面见图3.4所示。图3.5 运输大巷断面图3.3.2轨道大巷轨道大巷净宽为5800mm,净高3800 mm,净面积22.04 m,掘进宽度6000 mm,掘进高度为4150 mm,掘进面积24.90 m。为了保证巷道的稳定性,可以满足无轨胶轮车对底板强度的要求,辅助运输巷道沿煤层底板掘进,厚度为250。mm 的混凝土,保证底板平整、坡度均匀,进一步保证满足通车要求。同时,铺设混凝土有利于大巷排水和减小通风摩擦阻力。巷道支护主要采用锚网喷和锚索支护,锚杆采用18圆钢。800800,锚固深度为2000 mm;锚索采用15.24钢的钢绞线,间距为17002400,锚固深度为7100 mm,屋面铺设4150钢网,钢筋网目尺寸为27001700。如图3.5。图3.6 轨道大巷断面图3.3.3回风大巷回风大巷净宽为 5000 mm，净高 3500 mm，净面积 17.50 m，掘进宽度 5200 mm，掘进高度为 3700 mm，掘进面积 19.24 m。大巷支护为锚网喷加锚索支护，锚杆采用 18 圆钢，间排距 800800，锚固深度 2000 mm；锚索采用 15.24 钢绞线，间排距 17002400，锚固深度为 7100 mm，顶板铺 4150 钢筋网片，钢筋网片规格：27001700。其断面见图 3.6。图3.7 回风大巷断面图第4章 采（盘）区或带区巷道布置4.1首采盘区的确定 根据毕业设计大纲的要求，只对首采盘区即二盘区进行详细设计。为了减少初期工程量及初期投资，使矿井尽快投产，首先开采离井筒较近的二带区，该带区位于井田南翼中部。盘区划分见图4.1。图4.1 矿井采区布置图4.2盘区巷道布置4.2.1盘区准备方式的确定根据带区内煤层特征可知：煤层埋藏平稳,地质构造简单，倾角较小，无断层,瓦斯涌出量较低,涌水量也小，因此考虑采用带区式准备方式。带区准备有如下优点：1)不需要开掘上山，大巷掘出后就可以掘顺槽、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单，巷道掘进和维护费用低、投产快，准备工期短；2)工作面出煤可经斜巷或煤仓直达运输大巷，运输系统环节少，费用低，系统简单， 运输设备、数量和辅助人员少；3)由于倾斜长壁工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故可使采煤工作面长度保持等长，从而减少了工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合机械化采煤非常有利；4)通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交岔点和风桥等通风构筑物也相应减少；5)对某些地质条件的适应性较强。当煤层的地质构造比较发育时，布置倾斜长壁工作面可以减少地质构造对开采的影响，可保证工作面的有效工作长度；6)技术经济效果比较显著。国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面，都有显著提高或改善。本设计矿井主要大巷布置在煤层中，辅助运输采用无轨胶轮车。盘区准备方式存在的问题，如辅助运输、行人比较困难等，在采用无轨胶轮车后可以很好地解决。4.2.2工作面推进方向根据设计矿井主、辅运大巷及回风大巷的位置及布置特点，充分考虑所采煤层厚度大，煤质松软容易片帮等问题，结合工作面通风、回采巷道运输和维护特点，综合确定工作面推进方向为上山采区使用俯斜开采，下山采区沿煤层倾斜方向仰斜开采，即采用倾斜长壁采煤法进行回采。4.2.3工作面倾向长度确定由工作面推进方向可知，带区倾向长度确定的关键在于工作面连续推进长度的确定。在条件允许的情况下，工作面连续推进长度应尽可能加长。它对于提高工作面单产、提高设备利用率、充分发挥设备效能、减少工作面的搬家次数、增加采(盘)区储量和服务年限、降低掘进率、提高矿井合理集中生产程度等，都起着积极的作用，因此综放工作面连续推进长度的合理确定是值得认真研究的技术经济问题。限制工作面连续推进长度增加的主要因素主要有煤层的地质构造，如断层褶曲以及煤层倾角和厚度的急剧变化等地质因素对工作面连续推进长度有重要影响。采煤工作面通过这些地带，既困难又不安全。对于落差较大的断层，不仅采煤工作面无法通过，而且还要留一定尺寸的保护煤柱，因此往往利用这些地带作为带区边界以减少回采工作的困难及煤柱损失，造成工作面连续推进长度受到制约。地质构造对工作面连续推进长度往往起决定性的作用。煤层的自燃性对于工作面连续推进长度也有影响，在自然发火期短的煤层中，采煤工作面连续推进长度不宜太长，否则对防火不利。由以上各种因素出发，考虑到设计矿井首采带区所采煤层倾角小，地质构造简单， 开采技术条件好，工作面连续推进长度受地质条件限制少，但开采煤层有自燃发火倾向性。为减少工作面搬家次数，提高工作面产量和效率，因此确定工作面连续推进长度直接由运输大巷至井田南部边界。4.2.4采区走向长度的确定采区每个工作面走向长度布置为150m。4.3盘区工作面接替顺序首采工作面布置在第二盘区西北部，工作面走向长度150m。采区运输大巷沿走向向东继续延伸150m，布置下个工作面，开掘掘进巷道。下个工作面回风大巷可使用上一工作面采区运输大巷回风，设置风桥风门，这种设计可以减少巷道掘进量，降低掘进巷道所消耗的时间和成本。并以此方法依次布置本盘区工作面。第5章 采煤方法5.1采煤方法和回采工艺根据采区的地质条件、煤层赋存特征和矿井生产规模,采用倾斜长壁采煤法，一次采全高放顶煤。倾斜长壁采煤法，长壁工作面沿煤层走向布置，沿倾向推进的采煤方法。主要用于倾角小于12的煤层。一次采全厚放顶煤是沿煤层底板布置放顶煤工作面，一次采放煤层全厚，这是我国目前使用最多的放顶煤方法。采煤工作面采高为3.6m,放顶煤高度是采煤工作面采高的1至3倍，为9.6m，一般适用于煤厚4至12m的缓（倾）斜厚煤层，煤层倾角小于15效果最佳。5.1.1综放面采煤工序综放工作面回采工序流程首先采煤机割煤，然后移架，紧接着推前溜，放顶煤，顶煤放完后，清理浮煤，最后拉后溜。完成一个循环。采煤机割煤移架推前溜放煤清理拉后溜1）割煤采用 MGTY750/1800-3.3D 型双滚筒采煤机割煤，并自行装煤。在上下端部斜切进刀方式，双向割煤，往返一次割两刀，自行装煤。割煤时必须沿 4 号煤层底板回采，严禁留底煤。顶底板要割平，不得出现台阶，煤壁要齐直，不得出现割底板、留底煤、留伞檐现象。工作面采高控制在 3.60.1m。2）移架工作面移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，在割煤时滞后煤机后滚筒4-6 架进行,采取分组追机移架及时支护顶板的方式。当顶板破碎或片帮时,能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及时打出支架护帮板护顶,并在煤机前滚筒割煤后, 追机带压擦顶移架，必要时停机移架。支架要移成直线，移架步距为 0.8m。支架要移到位，接顶要严实有力。移架时不准停后溜。3）推前溜在煤机割煤后，滞后煤机 1015m 开始推前溜，溜子弯曲长度不得小于 15m，并依次按顺序推溜,推移步距 0.8m，推移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头推溜，一律在溜子运行中推溜。除两端头斜切进刀段外，严禁紧随煤机推溜，严禁停溜时推溜。4）放煤放煤由专职放煤工负责，采用采放平行作业、一采一放双轮顺序放煤方式；初次放煤在工作面推进 8m 后进行，停采线前 15m 停止放煤。机头四架、机尾四架不放煤。由两名专职放煤工滞后移架 5 架开始放煤，第一轮放出顶煤的 1/3，第二轮放到见矸关门， 两轮放煤间距不得少于 10 架。由于工作面较长，放煤工必须根据后溜中的煤量控制放煤速度，工作面同时放煤点不得超过两处，防止压死后溜。5）清理工作面前部溜子推过之后，要将支架底座前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。后溜前方如堆煤较多，影响放煤视线，要用铲子将其推铲入后溜中运出。6）拉后溜拉后溜在滞后第二轮放煤点 15m 进行。拉后溜时煤机从机头向机尾割煤时先拉后溜机头,依次从机头向机尾在运行中拉后溜；煤机从机尾向机头割煤时与之相反。溜子弯曲长度不得小于 15m。拉移步距 0.8m。拉移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头拉移后溜，后溜停止运转时不得拉移。7）拉移转载机工作面每推进两个循环,必须及时拉移转载机，不得滞后，以避免转载机尾伸入下隅角采空区侧过多，而造成下隅角难以维护。5.1.2工作面超前支护辅运顺槽由于有区段煤柱的保护，不设置超前支护。运煤顺槽和回风顺槽分别支设两排支护，支护距离自煤壁向外不小于 20m，超前支护 30 m。人行道高度不低于 1.8m， 行人宽度不小于 0.7m。工作面两道支设超前支护时，必须提前在巷道顶板上铺单层金属网，金属网搭茬 300mm，每隔 200mm 用 14#扎丝三花联结，并与巷道原来的金属网相联，使新铺的金属网不得出现下垂、网兜现象。所有的超前支护采用单体液压支柱配合 1 m 铰接顶梁支设，一梁一柱，运煤巷下帮的超前支护与转载机下帮侧相距 0.5 m，运煤顺槽上帮的超前支护距运煤顺槽上帮 1.8m，距离下帮 0.5 m。回风顺槽使用了两排单体，单体液压支柱距离上下帮的距离均为1.8 m。在铰接顶梁上用 4 m 的半圆木沿工作面倾斜方向铺设，单体支柱必须支设在半圆木的下方。如辅运、主运巷矿压显现明显，要加长加密超前支护，在上下隅角增设木垛，并在主运巷增打一排超前支护，增加的超前支护支设在转载机上帮距转载机 0.3 m， 从工作面煤壁一直支设到破碎机电机处。巷道超高地段要用半圆木、道木接实顶板，保证接顶后的高度比单体支柱有效的最大支护高度低 0.2 m，以确保单体支柱有足够的初撑力。单体支柱采用 DZ3500 型或DZ4000 型，支柱初撑力不低于 50 KN。所有梁子的铰接销子要打到位，单体支柱三用阀一律和巷道方向一致，卸液口朝向采空区。所有单体支柱必须拴好防倒绳。人行道宽度不得小于 0.7 m。两道超前 20 m 范围内不得存放备用材料、配件或设备。5.2设备选型工作面高产高效的先决条件是综采设备的正确选择和使用，搞好工作面设备选型和配套是用好工作面设备的前提，只有通过正确的“三机”配套选型，才能充分发挥设备的生产效能。5.2.1采煤机采煤机是综采生产的中心设备，在综采设备选型中首先要选好采煤机，并确定好采煤机的工作方式。（1）采煤机选型选型的主要依据是煤层采高、煤层截割的难易程度、地质构造发育程度、。主要应确定的参数是采高、牵引速度、电机功率，还应根据所开采煤层的特性，综合考虑其他的参数。此外采煤机的可靠性是至关重要的，并尽可能的选用国产设备。根据煤层的实际情况，经查采矿设备选型手册，选用太原矿山机器集团有限公司 MGTY500/1200-3.3D 型采煤机。（2）采煤机工作方式综采面双滚筒采煤机的右滚筒为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机正常工作时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤。这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。（3）采煤机进刀方式滚筒采煤机每割一刀煤之前，必须使其滚筒进入煤体，这一过程称之为进刀。进刀距距离为距上下端头各 25 m。采煤机进刀方式的实质就是采煤机运行与推移输送机的配合关系。为了合理利用工作时间，提高效率，采用工作面端部割三角煤斜切进刀双向割煤方式。5.2.2运输设备选型综采面输送机选型应符合以下原则：(1)输送机的结构尺寸应与所选采煤机有严密配套关系，确保采煤机能以输送机为轨道往返运行割煤；(2)机槽及其所属部件的强度应与所选采煤机的重量及运行特点相适应；(3)运输能力与采煤机割煤能力相适应，保证采煤机与输送机二者都能充分发挥生产潜力；(4)输送机结构尺寸与液压支架的结构尺寸配套合理。输送机的运输能力与铺设长度、电机功率、煤层倾角、机槽和刮板链的结构特点等因素有关。以 4 号煤层为例，其采煤工作面采用可弯曲刮板输送机运煤，主运顺槽采用转载机和胶带运输机运煤。以设备选用配套原则为基础并结合采煤工作面采煤能力具体情况， 从采矿设备选型手册选用设备。1）刮板输送机选型刮板输送机选用张家口煤矿机械有限公司生产的 SGZ1000/21000 型做前部运输机、SGZ1200/21000 型做后部运输机，该机采用双中链布置，电机、齿轮箱水冷却； 可正反转；链条强度大、寿命长等特点。2）转载机选型转载机选用张家口煤矿机械有限公司生产的 SZZ1200/700 型转载机，该机采用自移系统与皮带机尾连接。3）破碎机选型破碎机选用张家口煤矿机械有限公司生产的 PCM400 型破碎机。4）运煤顺槽胶带输送机选用型号为 SDJ1400/2630 胶带输送机,用自移机尾系统。5.2.3支架选型以设备选用配套原则为基础并结合采煤工作面煤层地质条件和采煤能力等具体情况，从采矿设备选型手册选用北京煤矿机械厂生产的 ZF10000/23/37 型正四连杆四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架和 ZFG10000/23/37 型反四连杆四柱支撑掩护式放顶煤端头过渡液压支架。表 6-6 ZF10000/23/37 型低位放顶煤液压支架技书特征表序号技术指标技术参数1支架型号ZFS8000/23/372支护高度23003700mm3支架中心距1500mm4初撑力6150-6322（P=31.5MPa）KN5工作阻力7884-8105（P=40.75MPa）KN6支护强度（f=0.2）0.967-1.027MPa7对底板的平均比压（f=0.2）2.956-3.139MPa8适应煤层倾角209操作方式本架操作10自移步距800mm表 6-7 ZFG10000/23/37 型放顶煤端头过渡液压支架技术特征表序号技术指标技术参数1支架型号ZFG8000/23/372支护高度23003700mm3支架中心距1600mm4初撑力6185（P=31.5MPa）KN5工作阻力8000（P=40.8MPa）KN6支护强度（f=0.2）0.89-0.92MPa7对底板的平均比压（f=0.2）0.2-0.7MPa8操作方式本架操作9自移步距800mm5.3矿井工作制度工作面采用“四六”工作制，三班生产，一班检修，循环进度 0.8 m。用比较类推法，根据类似工作面的定员和工作面及劳动定额配备对各项工种和人员数目进行确定， 具体工种和人员数目如表 5-1 所示，工作面正规作业循环图如图 5.2 所示。表5-1综放面劳动组织表管理人员书记13 人队长1技术员1工种一班二班三班四班跟班队长1111班长2222验收员1111煤机司机0222刮板机司机0111转载机司机0111皮带机司机0222泵站工1111机电维护工10222支架及放煤工2888出口维护工2666材配核办3安全员1111出勤人数23282828总计定员107管理员数3 个在册人数：1100.85=129 人图5.2工作面循环作业图标5.4 回采巷道布置工作面为倾斜长壁开采。工作面两侧沿煤层底板各布置一条巷道，一条用于运煤兼进风，另一条用于回风。这种布置方法，掘进和维护工程量少，系统简单，可实现无煤柱开采，有利于提高回收率和防止煤层自然发火，是长壁放顶煤工作面的基本布置方式。放顶煤采煤工作面长度，应主要考虑顶煤破碎、顶煤放出、煤炭损失、月推进度、产量和效率等因素影响。由于工作面长度对顶板破断和支撑压力都要产生影响，为有利于顶煤放出，工作面长度不易太小，一般不应小于80m。工作面瓦斯涌出量比较低，生产能力600 万t/a。根据以风定产的要求以及后面通风设计中关于工作面通风方式选择的比较，确定采用U型通风方式。该通风方式两进一回， 风量充足，风速较小，同时，将下一工作面的顺槽提前开掘出来，可以使其同时为两个工作面服务。工作面回采布置两进一回两条巷道，辅运顺槽和主运顺槽进风，回风顺槽回风。采用连续割煤机割煤、锚杆机进行支护的机械化掘进方式。第6章 矿井通风及安全技术矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的通风网络、通风动力和通风控制设施的总称。煤矿安全规程规定，矿井必须有安全独立的通风系统， 必须按实际风量核定矿井产量。矿井通风系统是否合理，对整个矿井的通风状况的好坏和能否保障矿井安全生产起着重要的作用，同时还应在保证安全生产的前提下，尽量减少通风工程量，降低通风费用，力求经济合理。6.1矿通风系统的要求每个生产矿井，必须至少有 2 个能行人的通达地面的安全出口，。各个出口之间的距离不得小于 30 m。如果采用中央式通风系统，还要有井田边界附近设置安全出口。当井田一翼走向较长，矿井发生灾害不能保证人员安全撤退时，必须掘进井田边界附近的安全出口。井下每一个水平到上一个水平和各个带区，至少都要有 2 个便于行人的安全出口，并与通达地面的安全出口相连通，要保证有一个井筒进新鲜空气，另一个井筒排出污浊空气。2）进风井口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方。进风井筒冬季结冰对工人身体健康、提升和其他设施有危害时，必须设置暖风设备，保持进风井以下的空气温度经常在 2以上。进风井与出风井的设置地点必须地层稳定，施工地质条件比较简单，占地少，压煤少而且要在当地历年来洪水位的最高标高以下。3）箕斗提升井或装有带式输送机的井筒，如果兼作风井使用，必须遵守下列规定：（1）箕斗提升井兼作回风井时，井上下装、卸载装置和井塔架都必须有完善的封闭措施，其漏风率不得超过 15 ，并应有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。（2）箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作进风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过 6 m/s，装有带式输送机的井筒中的风速不得超过 4m/s，并都应有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。4）所以矿井都必须采用机械通风。主要通风机（供全矿、一翼或一个分区使用） 必须安装在地面，装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过 5，有提升设备时不得超过 15；必须保证主要通风机连续运转；必须安装 2 套同等能力的主要通风设备，其中一套备用，严禁采用局部通风机或通风群作为主要通风机使用；装有主要通风机的出风井口应安装防爆门。5）每一个矿井必须有完整的独立通风系统，不宜把两个可以独立通风的矿井合并成一个通风系统；若有几个出风井，则自带区流到各个出风井的风流需保持独立；各工作面的回风在进入带区回风道之前，各带区的回风在进入回风水平之前，都不能任意贯通；下水平的回风流和上水平的进风流必须严格隔开；在条件允许的条件下，要尽量使总进风早分开，总回风晚汇合。6）采用多台主要通风机分区开采时，为了保持联合运转的稳定性，总进风道的 面不宜过小，并尽可能的减少公共风路的风阻；各分区主要通风机的回风流、中央主要通风机和每一翼主要通风机的回风流，都必须严格隔开。 7）矿井通风系统中，如果某一分区风路的风阻过大，主要通风机不能供给足够 量时，可在井下安设辅助通风机，但必须供给辅助通风机房新鲜风流；在辅助通风机停止运转期间，必须打开绕道风门。严禁在煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井中安设辅助通风机。8）回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。回采工作面与其相连接的掘进工作面，在布置独立通风有困难时，可采用串联通风，但必须符合规程第 114 条、116 条的有关规定。掘进工作面必须采用矿井全风压通风或局部通风机通风，并符合规程第 127 条、128 条、129 条的规定。9）煤层倾角大于 12的回采工作面，都应采用上行通风，有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的回采工作面，不得采用下行通风。10）井下火药库必须有单独的进风风流，回风风流必须直接引入矿井的总风道或主要回风道，并符合规程第 130 条的规定。道,并符合规程第130条的规定。6.2通风方式的选择6.2.1主要通风机工作方式的选择1）抽出式采用抽出式通风，是把主要通风机安装在回风井口附近，工作时使井下整个通风系统处于负压状态。采用这种通风方式，当矿井与地面间存在漏风通道时，漏风从地面漏向矿内；当塌陷裂隙通向废旧小煤窑时，会把小煤窑内积存的有害气体抽到井下，并使工作面的有效风量减少；一旦主要通风机因故停止运转，井下的风流压力提高，有可能是带区内瓦斯涌出量减少，比较安全，而压入式通风正好相反。2）压入式采用压入式通风，是把主要通风机安装在进风井口附近，工作时使井下整个通风系统处于正压状态。采用这种通风方式，矿井地面漏风是从矿内漏向矿外；在垮落裂隙通达地表时，矿井采空区煤炭自燃生成的有害气体难以检测到，使自燃征兆不宜发现。一般认为，压入式通风适合于开采水平低，小窑多，顶板跨落裂隙直通地表、瓦斯低的矿井，由于采用压入式通风必须在矿井总路线上设置若干个构筑物，而其中有些是交通要道，人员、车辆或提升容器来往频繁，使风门易受损坏，漏风较大，通风管理比较困难；尤其是深水平矿井，采用压入式通风更不适宜。3）压抽混合式采用压抽混合式通风，是在进风井口安装一风机作压入式运转，在回风井口安装一风机作抽出式运转。采用这种通风方式，通风系统的进风部分处于正压，回风部分处于负压，工作面大致处于中间，其正压或副压均不大，采空区连通地表的漏风因而较小， 其缺点是使用的风机设备多，管理复杂。综合考虑各种通风机工作方式的优缺点，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态，当矿井与地面间形成漏风通道时，漏风从地面漏入井内。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，在短时间内可以防止瓦斯、一氧化碳等有害气体从采空区涌出，比较安全。当工作面因故瓦斯、一氧化碳等有害气体升高时，可以采用长抽短压的混合式通风方式，使工作面压力升高，将有害气体压回采空区，确保回采工作的安全。确定本矿井为抽出式通风。6.2.2矿井通风方式的选择矿井通风方式是指主要通风机对矿井供风的主要工作方法。煤矿安全规程规定， 矿井必须采用机械通风。根据矿井的实际条件，矿井的走向长度为 4.25.8 km，大于 4 km，矿井的瓦斯比较低，为低瓦斯矿井，不适于使用中央分列式通风方法；煤层的倾角平均为 6，为近水平煤层，埋深比较小，为浅埋煤层，若果使用中央并列式通风，特别是后期，风流折返流动路线较长，通风阻力较大，通风费用高；工业广场有风机，噪音大。因此不适用单纯的中央并列式通风。考虑到矿井的地面标高落差比较小，分区对角式不适用，两翼对角式通风后期比较有利，通风没有折返；风井在工业广场的外部，工业广场不受主要通风机噪音的影响，但是，前期投资比较大，出煤慢，前期巷道的掘进工程量大。通过综合考虑和对比，前期使用中央并列式通风，这样可以减少前期的投资，减少前期的巷道掘进量，尽早出煤；随着生产的发展，当开采到两翼边界时，再使用两翼对角式通风，可以避免风流的折返流动，缩短通风线路，减少通风阻力。最终确定使用混合式通风，前期使用中央并列式风，后期使用两翼对角式通风。6.3 采（盘）区或带区及全矿使用风量6.3.1工作面通风系统采煤工作面的通风系统由采煤工作面的瓦斯、温度和煤层自然发火等所确定。根据煤层赋存条件及工作面瓦斯、温度及煤层自燃倾向，经综合技术经济比较，确定工作面通风系统为 U 型后退式通风系统。新鲜风流由工作面主运顺槽流向工作面，风流冲洗工作面后的污风流入工作面回风顺槽。该通风系统的优点是结构简单， 巷道施工维修量小，工作面漏风少，风流稳定，易于管理。根据各采煤工作面、掘进工作面、硐室等巷道的风位,计算和总结了矿井所需风量。6.3.2掘进面通风系统掘进工作面原则上采用独立通风，设计掘进工作面均采用局部通风机压入式通风。井下所有硐室均尽量采用独立通风形式，机电硐室保证有新鲜风流，个别采用扩散通风(即硐室风流混入进风风流中)，硐室长度小于 6m。6.4矿井所需风量计算及分配6.4.1矿井风量计算原则生产矿井总进风量按下列要求计算分别计算，并且取其中较大的值。1）生产矿井需风量需按井下同时工作最多人数计算，并保证供风量不得少于4m3/(人/min)。2）矿井需风量按各采煤、掘进工作面，硐室及其它巷道等用风地点分别进行计算并求总和。6.4.2按照井下同时工作的最多人数计算Q4NKt式中， Q矿井所需总进风量； 4井下每人每分钟供风量不小于 4m； N 井下同时工作的最多人数（人）；Kt矿井通风系数，包括矿井内部的漏风和配风不均衡等因素，一般取Kt =1.21.25。Q41401.25700m / min。6.3.3根据煤矿、隧道、硐室等位置的实际需要计算出空气总量。1)采煤工作面需风量计算采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。（1）按瓦斯涌出量计算根据煤矿安全规程规定，按回采工作面回风流中瓦斯（二氧化碳）的浓度不超过 1%的要求计算：Qa 100 Qgw Kgw 式中， Q采煤工作面实际需要风量， m / min ；Q采煤工作面瓦斯绝对涌出量， m / min ；Kga采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常机采工作面Kgw=1.21.6。对于该煤层采煤工作面， Q 为 0.94 m/ min ， 际需风量为：kga 为 1.6，则该工作面实际风量为:Qa =100 Qga kga =1000.941.6=150.40m / min（2）按工作面进风流温度计算采煤工作面应有良好的气候条件，其气温条件与风速的关系应符合表 6-1 所列的要求。工作面气温（）工作面风速va （m/s）150.30.515180.50.818200.81.020231.01.523261.21.8表 6-1 回采工作面气温与风速的关系因此工作面需风量按下式计算：Qa=60 Va Sa ka式中， Va 采煤工作面的风速，按其进风流温度从表 6-1 中选取， m / s ；Sa采煤工作面有效通风断面，对于综采工作面可根据不同情况按下式近似计算(） ；使用支撑式支架：Sa=3.75(M0.3)使用掩护式支架：Sa=3(M0.3)M煤层开采厚度(m)；ka 采煤工作面的长度风量系数，根据表 6-2 选取。回采工作面长度/m回采工作面长度风量系数ka500.850800.98012011201501.11501801.21801.31.4表6-2回采工作面长度风量系数表 对于该煤层工作面，工作面温度约为2023，故va 可取 1.5m / s ；综放工作面长度为 1500m，ka 可取 1.2；采高为 3.6m，采用支撑掩护式综放支架，故Sa 计算如下：Sa =3(M0.3)=3(3.60.3)=9.9则首采工作面实际需风量为：Qa =60vaSaka =601.59.91.2=1069.20m/min按工作人员计算按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得低于 4m 。工作面需风量可按下式计算：Qa =4 Na式中，4每人每分钟应供给的最低风量（ m / min） ；Na 采煤工作面同时工作的最多人数（个）。对于该工作面，设计采煤方法为倾斜长壁综合机械化放顶煤采煤法，由表5-1 可知，采煤工作面同时工作的最多人数为 28 人，考虑人员流动性和交接班的影响，采煤工作面同时工作最多人数按 56 人计算，故工作面实际需风量为：Qa =4Na =456=224m / min取最大值为 1247.40m/ min ，即 20.79m/ s 。经过以上，有一个回采工作面，一个备采工作面，备采工作面为回采工作面通风量的一半，采煤工作面所需要的总风量为：Qat=1069.20+1069.200.5 =1603.80m/min。 第7章 矿井提升 运输和排水系统7.1主副井提升选型7.1.1主井提升设备选型设计过程中，主井提升专门使用了一条胶带输送机。这样的好处在于可以缩短胶带输送机服务的距离，减少胶带的负荷，同时，其启动过程负载小、惯性小，启动容易， 比较简单、安全、稳定，为运输安全提供保障。 由于主斜井为整个井田服务，井底煤仓仅为 4 煤的辅助水平服务，因此，设计主斜井胶带输送机运输能力的时候，应该选择一个合适的运输调整系数，以保障矿井正常生产，运输稳定。斜井使用胶带输送机，可以实现运输的连续化，可以满足大型矿井对运输能力的要求。这些符合大型矿井发展趋势对矿井提升设备的要求。对主斜井胶带输送机关键部件采用引进设备，其中变频器引进德国西门子公司的中压变频系统、逆止器引进美国福克公司的低速轴逆止器。引进部件虽然一次性投资大，但在国内良好的使用效果已经证明了其优越的性能价格比，为矿井整个主运输系统的可靠运行提供了保证。7.1.2副井提升随着矿井向现代化、大型化方向发展，井下采掘设备的质量也越来越重，尺寸越来越大，为了满足矿井生产需要，副立井提升系统的设备也越来越大；井上井下均实现无轨胶轮化，为实现矿井上下“一条龙”连续运输，提高生产效率，减少工作量，使用了大罐笼无轨胶轮运输方案，整体下放大型液压支架和连续采煤机等特大型设备，解决了一系列无轨运输的难题。7.1.3大型罐笼1)罐笼尺寸根据所有矿井设备的尺寸初步确定网箱尺寸为77003800 mm,质量为46.3 t。(包括头和尾绳吊架等),身躯高11米,每层150人,共有两层共300人。这是一个超大的笼子,在中国没有制造业的经验。从安全性、技术性和经济合理性出发,确定德国西马格公司的设计和监理是由徐州安全设备厂生产制造的。最终确定大罐笼的质量为50.3t。2)罐笼内部装置在轿厢中,有10个T型起升机、定位装置和轿厢停止装置、平板车固定装置等辅助设备,方便无轨车辆的运输。为了节省能量,保证安全,采用大型笼式平衡锤平衡锤在正常情况下平衡平衡锤的质量,满足两个无轨胶轮的运输,并在大部件吊装时装载平衡重。平衡锤的质量是龙的质量的一半和负载的重量。来确定。7.1.4大罐笼摩擦提升机跟单绳缠绕式提升机相比，多绳摩擦式提升机具有以下特点：由于钢丝绳承受终端载荷,钢丝绳直径较小,摩擦轮直径明显减小。在相同的提升速度下,可以采用较小的速度和较小的传动比的减速器。偶数根钢丝绳左右捻各半，提升容器扭转减小，减小了罐耳与罐道间的摩擦；钢丝绳放置在摩擦轮上,减少钢丝绳的弯曲次数,改善钢丝绳的工作条件， 提高了钢丝绳的寿命；同时多绳牵引的可能性相对