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含CAD图纸+文档 赵固一矿 矿井 初步设计 CAD 图纸 文档

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毕业设计（论文）任务书站名 直属站 年级专业 学生姓名 一、 设计（论文）题目： 赵固一矿矿井初步设计 二、 设计任务要求根据毕业设计大纲要求，毕业设计内容包括一般部分、专题部分和翻译部分共三部分。一般部分包括矿区概述及井田地质特征、井田境界和储量、矿井工作制度及服务年限、井田开拓、准备方式和矿井通风及安全共六章。按照毕业设计大纲的内容，独立、认真完成全部工作量，说明书和设计图纸按照设计要求进行编排和绘制。按照时间分配，及时完成阶段任务，保证设计进度。三、 设计（论文）时间： 20xx 年 9 月 14 日至 20xx年 10 月 30 日 指导老师 （签名） 成教院长 （签名）1摘 要本设计是根据河南煤化焦煤集团赵固一矿的实际情况进行的初步设计。设计的井田面积约43.842，矿井年产180万吨，井田内煤层赋层较深，倾角较小，平均厚4.5m，地质结构简单，瓦斯涌出量相对较小，煤层无自然发火倾向，矿井涌水量大。设计采用立井开拓方式，采用条带式准备方式，采用倾斜长壁采煤方法，综合机械化的回采工艺，主要对矿井开拓方式、准备方式、采煤方法进行了初步设计，对矿井运输、通风、排水等生产系统进行了设备选型计算，对矿井各个生产系统的生产过程进行了描述，并对矿井各个生产系统和各生产环节之间的相互联系和制约关系进行了有关说明。在设计过程中，尽量采用先进的技术和设备，提高矿井的机械化装备水平和生产效率。目 录目 录1前 言11 矿区概况及井田地质特征21.1 矿区概况21.1.1、位置与交通21.1.2、地形地貌及水系21.1.3、气象及地震31.1.4、矿区经济概况31.1.5、矿区内矿井生产建设情况31.1.6、水源及电源情况31.2 地质特征41.2.1地层41.2.3、煤层与煤质61.2.4、水文地质81.2.5、其它开采技术条件121.2.6、勘探程度及矿井资源条件评述142 井田境界及储量162.1 井田境界162.1.1、矿区范围与井田划分162.1.2、井田境界162.2 井田储量172.2.1、矿井工业储量172.2.2、矿井设计储量182.2.3、矿井设计可采储量202.3 矿井设计生产能力及服务年限202.3.1、矿井设计生产能力及服务年限202.3.2、矿井工作制度213 井田开拓233.1 概述233.2 井田开拓233.3 井筒特征343.3.1井筒形式和数目的确定343.3.2井筒位置的确定343.3.3井筒用途、布置及装备353.3.4井筒施工方法393.3.5井壁结构和厚度403.4 井底车场403.5 开采顺序及采区回采工作面的配置443.6 主要开拓巷道443.6.1巷道断面及支护形式444.准备方式474.1 概述474.1.1 煤层的埋藏条件474.1.2 带曲煤层特征474.1.3 顶底板特性474.1.4 水文地质情况474.1.5 地质构造484.2准备方法484.2.1带区数目及首采带区位置484.2.2 东一带区参数484.2.3 带区巷道布置494.2.4带区生产系统494.2.5 带区内巷道掘进方法514.2.6 带区生产能力及采出率524.3带区车场选型设计535 矿井通风与安全545.1 矿井通风系统的选择545.1.1矿井概况545.1.2主要通风机工作方法的确定545.1.3矿井通风系统的基本要求555.1.4矿井通风类型的确定555.1.5带区通风系统的要求575.1.6回采工作面通风方式575.2 风量计算及风量分配595.2.1 工作面所需风量的计算605.2.2 备用面所需风量的计算625.2.3 掘进工作面需风量625.2.4 硐室需风量625.2.5 其它巷道所需风量635.2.6 矿井总风量635.2.7 风量分配645.3 全矿通风阻力计算645.3.1计算原则645.3.2确定矿井通风容易时期和困难时期655.3.3矿井最大阻力路线和通风网络图655.3.4 矿井通风总阻力705.3.5矿井通风总阻力725.3.6 两个时期的矿井总风阻和总等积孔725.4 扇风机选型735.4.1 选择主扇735.4.2电动机选型786矿井安全技术措施796.1煤尘爆炸的防治措施796.2沼气爆炸的防治措施796.3沼气与瓦斯突出的防治措施806.4矿井水灾的防治措施806.5矿井火灾的防治措施806.6矿山污染的防治816.6.1大气污染816.6.2废水排放816.6.3固体废弃物排放816.6.4噪声污染816.6.5矿山污染源的防治81参考文献81结 论82致 谢835前 言本次毕业设计是根据河南煤化焦煤集团赵固一矿矿井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井进行的初步设计。本设计以实践教学大纲及指导书为依据，严格按照安全规程的要求，对矿井的开拓、准备、运输、提升、排水、通风等各个生产系统进行了初步设计。采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节。作为一次综合性的知识技能考查，使学生学会自我思考、自行设计。设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。在本次设计过程中，认真贯彻矿产资源法、煤炭法煤炭工业技术政策、煤炭安全规程、煤炭工业矿井设计规范以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，力争自己的设计成果达到较高水平。在设计过程中，依靠技术进步，采用国内外先进技术和经验，全面提高矿井机械化和自动化水平，实现“一井一面”；优化矿井开拓部署，做到布局合理、生产集中、系统完善、环节流畅，给矿井生产创造有利的条件。由于时间关系和设计者水平有限，设计中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正。831 矿区概况及井田地质特征1.1 矿区概况1.1.1、位置与交通 焦作煤业(集团)有限责任公司赵固一矿位于焦作煤田东部、太行山南麓，行政区划隶属辉县市管辖，其地理坐标为东经11333001134419，北纬352309352800。井田中心东南距新乡市39km，西南距焦作市50km，东北至辉县市17km，南距获嘉县20km，其间均有公路相通。井田南距新（乡）焦（作）铁路获嘉车站21.5km，西南距焦作矿区专用铁路古汉山车站20 km。新乡至辉县吴村762窄轨铁路在井田内东西向穿过，交通十分便利。附：交通位置示意图1-1-1。交通位置示意图1-1-11.1.2、地形地貌及水系本区属于太行山前冲洪积平原，地面海拔标高75100m ，全区呈北 图1-1-1 交通位置示意高南低缓慢倾斜地势，地形简单，自然坡度58。本区属海河流域卫河水系，区内主要河流有：清水河、黄水河、石门河。矿区北部的太行山岩层裸露，接受降雨补给后在河谷地带形成许多岩溶大泉，并成为河流的发源地，多数河流上游河段有水，距山口1020km开始漏失或全部漏失，成为煤矿的主要充水水源。1.1.3、气象及地震本区属暖温带大陆性气候，年平均气温14.114.9。年平均降水量580600mm，降雨集中在七、八月份，约占年降水量的70%以上。年蒸发量16802041mm，最低气温-8.1，最高气温38.6，夏季多东南和南风，冬季多西北和北风，年平均风速2.37m/s，最大风速18m/s。河南省地震局资料记载，本区最大一次地震是1587年4月10日发生在修武县的六级地震，基本烈度为度。1.1.4、矿区经济概况本区矿产资源丰富。矿区工业以煤炭、电力、冶金、耐火材料为主，矿区农业以种植小麦、玉米、红薯等为主，经济作物主要有烟叶、花生、棉花、药材。另外，太行山区旅游业发展势头迅猛，云台山、八里沟等风景名胜全国知名，带动了地区经济的发展。矿区所在辉县市，现有耕地面积88万亩，人口75万，辖11镇15乡，534个行政村1450个自然村。1.1.5、矿区内矿井生产建设情况区内煤层被新近系、第四系巨厚冲积层覆盖，属全掩盖型煤田。煤层埋藏较深，需要特殊方法建井，建井条件复杂，故区内现无生产小井，仅有程村一座在建矿井。吴村煤矿程村矿井（在建矿井）：位于矿区西北部F14F15断层之间，与赵固一矿井田相邻。隶属辉县市管辖，建成后接替现有吴村煤矿。矿井设计规模0.45Mt/a，开采二1煤层，煤层厚度平均4.21m，倾角35，煤质属低中灰、特低硫、低磷、中高发热量的优质三号无烟煤。开采技术条件简单，属低沼、煤层不易自燃、煤尘无爆炸性，构造复杂程度为中等偏简单类型，水文地质条件为中等类型。1.1.6、水源及电源情况井田内可供选择的水源有：新近系中部承压水以及处理后的矿井井下排水。利用地下水水质易保证且处理简单，利用矿井排水符合节水政策，因此，设计中两个水源均考虑利用，建井初期生产及生活用水利用新近系砂砾石层地下水，矿井生产期间生产、生活及选煤厂洗煤用水利用处理后的矿井排水。井田周围有李固110kV变电站和冯营250MW自备电厂以及冀屯110kV变电站，相距本矿井分别为22km、27km和3km，为确保矿井供电质量及可靠性，设计利用李固110kV变电站和冯营250MW电厂作为矿井双回供电电源。1.2 地质特征1.2.1地层本区为新近系、第四系全掩盖区，钻孔揭露地层由老到新为：奥陶系中统马家沟组、石炭系中统本溪组、石炭系上统太原组、二叠系下统山西组与下石盒子组、新近系、第四系。其中石炭系上统太原组和二叠系下统山西组为主要含煤地层，地层从老到新分述如下：1、奥陶系中统马家沟组（O2m）以深灰色巨厚层状隐晶质石灰岩为主，致密坚硬，裂隙发育，多充填方解石。本组实际厚度大于400m，揭露厚度2.25-100.41m，平均21.10m。 2、石炭系中统本溪组（C2b）底部为铝质泥岩，中部为灰色砂质泥岩，上部为黑色泥岩和砂质泥岩。本组厚3.5719.05m，平均11.73m。与下伏地层呈平行不整合接触。3、石炭系上统太原组（C3t）由石灰岩、砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层组成，本组下起一2煤层底，上至二1煤层底板砂岩底，厚91.28112.90m，平均105.95m，与下伏地层整合接触。据其岩性组合特征可分为上、中、下三段：（1）、下段：自一2煤层底至L4灰岩顶，平均厚度41.12m。岩性以石灰岩、煤层为主，夹砂质泥岩、泥岩。含石灰岩3层（L2L4），多为煤层顶板，其中L2石灰岩普遍发育，为本区主要标志层，厚9.2618.46m，平均厚度14.86m。底部赋存一2煤层基本全区可采，一2煤层有分岔合并现象。（2）、中段：自L4灰岩顶至L8灰岩底，平均厚度39.02m。以砂岩、砂质泥岩、泥岩为主，底部常有一层中粗粒石英砂岩。灰岩L5、L6不稳定，有时相变为砂岩和砂质泥岩。（3）、上段：自L8灰岩底至二1煤层底板砂岩底，平均厚度25.81m。以石灰岩、砂质泥岩、泥岩为主，夹薄煤四层，皆不可采。含灰岩2层（L8 、L9），其中L8石灰岩普遍发育，厚0.2511.0m，平均厚7.80m，为本区主要标志层。L9石灰岩亦较稳定。4、二叠系下统山西组（P1sh）下起二1煤层底板砂岩底，上至砂锅窑砂岩底，厚66.0189.64m，平均77.42m，岩性由砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成，为本区主要含煤地层，含煤三层，其中二1煤为主要可采煤层。据其岩性特征自下而上分为二1煤层段、大占砂岩段、香炭砂岩段、小紫泥岩段。其中二1煤层段和大占砂岩段自二1煤层底板砂岩底至香炭砂岩底，厚48.87m，大占砂岩为中粗粒砂岩，厚1.4918.41m，平均9.79m，为主要标志层。大占砂岩距二1煤层4.8310.6m，平均6.27m。本组与下伏太原组地层整合接触。5、二叠系下统下石盒子组（P1X）据区内钻孔揭示，仅保留本组下部三、四煤段地层，下起砂锅窑砂岩底，上至基岩剥蚀面，保留厚度0.90131.00m，平均42.43m。本组与下伏山西组地层整合接触。6、新近系、第四系覆盖于上述各时代地层之上，由坡积、洪积与冲积形成的粘土、砂质粘土、砾石及砂层等组成。厚366.68m（7202孔）808.10m（6810孔），平均480.02m，且由北而南、由西向东逐渐增厚。1.2.2、地质构造井田总体构造形态为一走向北西、倾向南西、倾角26，局部12的单斜构造。受区域构造控制，本区构造特征以断裂为主，发育的断层有NE向、NW向和近EW向三组，其中以NE向为主。NE向断层延伸长、落差大、频度高，由西北向东南把整个井田切割为阶梯状长条形断块，且具多期活动性，造成断层两盘新生界地层厚度相差较大；NW向和EW向断层多被NE向断层切割，近EW向断层多在NE向断层之间发育。全井田内共发育断层条，其中落差100m的4条（F15、F16、F17、F20）。井田内没有岩浆岩活动。详见主要断层特征表1-2-1。表1-2-1 主要断层特征表组别断层名称及编号断层位置产 状落差（m）区内长度(km)控 制 工 程控制程度走向倾向倾角地 震穿见或控制钻孔测线条T1、T2断点 级别AB北东向耿村断层F15西北边界NESE65755016010.52311105202、52-1可靠毛屯断层F16井田中部NESE65751515011.5191466006、6806、6805可靠百泉断层F17东南边界NESESW60751305201629151012001、12202、12001、12206中东部可靠西部略差北西向峪河断层F20西南边界NWSW703007002.544-3、4403控制差1.2.3、煤层与煤质、煤层井田含煤地层为石炭系太原组、二叠系山西组和下石盒子组。含煤地层总厚237.53m，划分5个煤组段，含煤21层，煤层总厚11.41m，含煤系数4.80%。山西组和太原组为主要含煤地层，山西组下部的二1煤层和太原组底部的一2煤层为主要可采煤层，其余煤层偶尔可采或不可采，可采煤层总厚9.51m。二1煤层：赋存于山西组下部，上距大占砂岩4.8310.6m，平均6.27m，距砂锅窑砂岩49.175.33m，平均58.20m；下距L8灰岩24.0839.89m，平均31.94m，其层位稳定。井田内计有38孔穿过二1煤层，全部可采，煤层厚度1.217.10m，平均5.29m，其中煤厚3.58.0m的钻孔36个，占见煤钻孔的94.7%。煤厚变异系数0.22，标准差1.18，可采性指数100%，属全区可采的稳定型厚煤层。二1煤层厚度变化小，且变化规律明显。井田南西部厚度较小，一般3.84.15m，其余块段除断层边缘零星分布有4点煤厚小于4m外，绝大多数点煤层厚度均稳定在5.56.96m。初期采区统计见煤点22个，煤层厚度3.926.96m，除去一个最厚点和一个最薄点，平均煤厚6.14m。38个钻孔中有24孔见二1煤层有夹矸，其中夹矸1层者有16孔，2层有5孔，3层有3孔，夹矸厚度0.050.42m，多为炭质泥岩和泥岩，故煤层结构简单。二1煤层赋存标高-330-780m，埋藏深度410860m。2、一2煤层：赋存于太原组底部，上距二1煤层106.96121.47m，平均116.26m，下距奥陶系顶界面3.5719.05m，平均11.73m。全区41孔中，14孔穿见，全区可采，揭露煤厚1.385.68m，平均3.62m。煤层结构简单较复杂，一2煤局部分叉为一21、一22、一23，分叉后下部两层煤属局部可采或偶尔可采煤层。由于一2煤下距奥陶系灰岩仅有11.73m，其直接顶板又为L2强灰岩含水层，处于两强含水层之间，水文地质条件极复杂，且煤质属中灰、高硫煤，属政策限采煤层，未列为勘探对象，设计暂不考虑开采。、煤质二1煤以块煤为主，夹有少量粒状煤。块煤强度大，坚硬，钻孔煤芯资料统计，块煤产率平均约为89.7%，平面分布大致有自西向东、从北向南逐渐增高的趋势。视密度1.46。二1煤原煤灰分为10.0315.59%，平均12.77%，属低中灰煤；原煤硫分为0.280.49%，平均0.38%，属特低硫煤形态以有机硫为主，次为硫化铁硫；磷含量为0.027%，为低磷煤。原煤挥发份产率5.7111.18%，平均7.93，水分1.33%，原煤恒容低位干燥基发热量28.7331.50MJ/kg，平均29.90MJ/kg。二1煤属高强度煤，抗碎强度平均为68.6%65，可磨性指数为3440，属难磨煤。二1煤属弱结渣性，高熔灰分煤。综上所述二1煤层为低中灰、特低硫、低磷、高熔融性、高强度、弱结渣性，不易破碎的高发热量三号无烟煤。其块煤产率较高，块煤可做化工造气，末煤可用作高炉喷吹、动力或民用燃料。1.2.4、水文地质、区域水文地质特征焦作煤田地处太行山复背斜隆起带南段东翼，其北部为太行山区，天然水资源量38541万m3/a，山区出露的石灰岩面积约1395km2，广泛接受大气降水补给，补给量26.28 m3/s。区内寒武系、奥陶系石灰岩岩溶裂隙发育，为地下水提供了良好的储水空间和径流通道，岩溶地下水总体流向在峪河断裂以北（含赵固一矿井田）为SE、SW向，以南为NW向，一般在断裂带附近岩溶裂隙发育，常常形成强富水、导水带，如凤凰岭断层强径流带，朱村断层强径流带、方庄断层强径流带等。统计资料显示，岩溶地下水动态大致经历了三个阶段，即：五十年代中期到六十年代中期的基本天然状态；六十年代中期到七十年代末期的平水期过量开采状态；七十年代末到二十世纪初的枯水期过量开采状态，各期数据变化详见表1-2-2。总的来看，如果没有丰水年的降水补给，区域岩溶地下水平衡状态基本已被打破，水位连年下降已成定势。表1-2-2 焦作煤田岩溶地下水变化历时统计表水文年年代历时（年）降雨量（mm）排水量（m3/s）水位降低（m）最低水位（m）水位年变幅(m)丰水期526412826.11.501100816平水期657713711.874.6949.0915.8枯水期78868662.39.9396.0856.2、井田水文边界条件及水文地质勘探类型赵固勘探区北东向断层发育，自西而东有F14、F15、F16、F17、F18、F19六条断层，呈近平行展布，将区内煤层分割成多个断块，诸断块由西而东呈阶梯状逐级下降，埋深加大，加上勘探区最西部九里山断层为区域性导水大断层，其余北东向断层亦均为导水断层，故本区西北部成为供水边界和主要来水方向；东南部边界应属疏水边界；南部峪河断层(F20)落差300700m，使本区煤层底板灰岩含水层与邻区新生界地层对接，成为本区一条横向阻水边界。北东部为煤层及灰岩隐伏露头区，由于断层切割，使得奥陶系、太原组灰岩含水层在此成为一个复杂的含水系统，天然状态下北东部露头地带不是来水方向，但是人工疏排时有回补矿区的可能，因此应视为一自然边界。太原组上段L8石灰岩为二1煤层主要充水含水层，综合边界条件和矿区构造控水特点分析，本区二1煤层水文地质勘探类型为第三类第二亚类第二型，即以底板进水为主的岩溶充水条件中等型矿床。、井田主要含水层及隔水层1、含水层、中奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层由中厚层状白云质灰岩、泥质灰岩组成，本区揭露最大厚度100.79m，一般揭露厚度812m，含水层顶板埋深437.26834.61m，上距L2灰岩一般19m，距二1煤层一般118.26142.58m，正常情况下不影响煤层开采，但在断裂构通情况下对矿井威胁大。该含水层在古剥蚀面的岩溶裂隙发育，钻孔漏失量12m3/h，12203孔抽水单位涌水量0.226 l/s.m，渗透系数0.701m/d，稳定水位标高87.01m。、太原组下段灰岩含水层由L2、L3灰岩组成，其中L2灰岩发育较好，厚度由西向东、由浅而深变厚，一般厚15m，最厚18.98m(7203)。据18个钻孔统计，遇岩溶裂隙涌漏水钻孔3个，占揭露总孔数的16.7%，涌、漏水钻孔主要分布在断层两侧和附近，6809孔涌水量4.0m3/h，区内近似水位标高+86.2m。区外6002孔抽水单位涌水量1.090l/s.m，渗透系数9.87m/d，为富水性较强的含水层。该含水层直接覆盖于一2煤层之上，上距二1煤层89.27104.36m，为二1煤层间接充水含水层。、太原组上段灰岩含水层主要由L9、L8、L7灰岩组成，其中L8灰岩发育最好，据揭露该层灰岩含水层的34个孔统计，含水层厚度一般811m，平均8.75m，最厚11.50m（7603孔），灰岩岩溶裂隙较发育，连通性较好，在倾向上好于走向。统计漏水6孔，占揭露总孔数的17.65%，漏水钻孔主要分布在古剥蚀面、北东面断层及露头附近，漏水量0.1212.0 m3/h。钻孔抽水单位涌水量0.5507L/s.m，渗透系数9.8210.94m/d，水位标高87.9288.85m，比前两年水位升高36m，为中等富水含水层。PH值为7.78.35。该含水层上距二1煤层24.0839.89m，平均31.94m，为二1煤层底板主要充水含水层、二1煤顶板砂岩含水层主要由二1煤顶板大占砂岩和香炭砂岩组成，厚度一般2.867.99m（113层）,揭露34孔未发生涌、漏水现象。井检1孔抽水单位涌水量0.000736l/s.m，渗透系数0.00858m/d，水位标高84.51m，属弱富水含水层。、风化带含水层由隐伏出露的各类不同岩层组成，厚度1550m，一般2035m，除石灰岩风化带含水层富水性较强外，其它砂岩、砂质泥岩等岩层属弱含水层到隔水层，局部为弱透水层。11901孔抽水，单位涌水量0.0000826L/sm，渗透系数1.12m/d。、新近系中底部砂砾石含水层新近系中部存在13层中、细砂，含乘压水，井检1孔抽水单位涌水量0.393 l/s.m，渗透系数2.082 m/d，水位标高87.61m，属中等富水含水层，PH值为7.82。本井田范围内，新近系底部未见砂砾石层（俗称“底含”）含水层，底部砾石为古河床相，主要分布在勘探区西、东部，由砾石、砂砾石组成，呈半固结状态，其渗透率介于含水与弱透水之间，属弱富水含水层，对矿床影响不大。、第四系含水层主要由冲积砾石和细至中粗砂组成，级配差别大，多位于中上段。普查区西部山前多为砾卵石层，含水层埋藏较浅，厚度5.016.1m，含水丰富；中、东部多为砂、砾石含水层，多层相间分布，调查含水层厚度11.735.95m，富水性较强。区内民用机井简易抽水试验，单井单位涌水量14.38l/s.m；水位标高75.5783.64m，pH值呈中性。由于含水层埋藏浅易受环境污染，所采三组水样的大肠菌群、细菌总数均严重超标。2、隔水层、本溪组铝质泥岩隔水层系指奥陶系含水层上覆的铝质泥岩层、局部薄层砂岩和砂质泥岩层，全区发育，厚度2.8028.85m，分布连续稳定，具有良好的隔水性能。、太原组中段砂泥岩隔水层系指L4顶至L7底之间的砂岩、泥岩、薄层灰岩及薄煤等岩层，该层段总厚度28.9453.25m，以泥质岩层为主体，为太原组上下段灰岩含水层之间的主要隔水层。、二1煤底板砂泥岩隔水层系指二1煤底板至L8灰岩顶之间的砂泥岩互层，以泥质类岩层为主。该段的总厚度为24.0839.89m，平均31.94m，其分布连续稳定，是良好的隔水层段，但遇构造处隔水层变薄，隔水性明显降低。、新近系泥质隔水层由一套河湖相沉积的粘土、砂质粘土组成，厚度215571m，呈半固结状态，隔水性良好，可阻隔地表水、浅层水对矿床的影响。、矿床充水因素分析1、地表水和新生界孔隙水距二1煤层间距大，其间有366594m粘土相隔，对矿床无充水意义。表土段底部在本井田未见“底含”分布，勘探区西、东部存在的底部砾石层多被粘土胶结，其渗透率介于含水与弱透水之间，属弱富水，对矿床影响不大，但在基岩厚度较薄处应引起重视。2、二1煤层顶板砂岩裂隙含水层富水性弱，易疏排。3、太原组上段灰岩含水层为二1煤层底板直接充水含水层，其水量较丰富，水头压力大，补给强度中等。正常情况下，由于二1煤层底板隔水层（2440m）的存在，不会造成直接充水，但在构造断裂带和隔水层变薄区，底板灰岩含水层具充水威胁。4、本井田北东向断裂构造较发育，断层均为导水断层，富水性强，对开采威胁大。5、井田北浅部灰岩隐伏露头地带，汇集了丰富的岩溶裂隙水，未来矿井大降深排水时，会形成回流，成为二1煤层充水水源。、预算矿井涌水量勘探报告对二1煤层顶、底板充水含水层进行了抽水试验，共抽水9层次，其中奥灰1层次、太原群上段4层次，顶板1层次，利用抽水参数用解析法预算全矿井和-450m水平正常涌水量。另外，利用邻近古汉山和辉县吴村煤矿实际涌水资料用比拟法预算全矿井和-450m水平正常涌水量。总体认为，公式法预算与比拟法预算结果比较接近，但还存在有差距，主要原因勘探报告认为是古汉山矿井下暴露条件还不够充分，而吴村煤矿开采水平较浅。故勘探报告推荐以解析法计算的涌水量结果，最大涌水量按正常值的1.251.35倍计算，故赵固一矿预算涌水量为： 正常涌水量 最大涌水量全矿井 900 m3/h 1200 m3/h设计利用全矿井涌水量作为井底主排水设备选型的依据。1.2.5、其它开采技术条件、瓦斯本区以往地质工作二1煤层集气式采瓦斯样5个，解吸法采瓦斯样3个，本次地质勘探解吸法采瓦斯样9个，采样深度421.2815.3m，并进行了瓦斯成分、含量测定，测定结果见表1-2-3。 表1-2-3 二1煤层瓦斯测试结果表煤层统计结果瓦斯成分（%）瓦斯含量（ml/gr）O2（%）煤质分析（%）CO2CH4N2CO2CH4N2自然加热MadAd二1最大值30.3782.9690.420.779.964.3014.286.182.3539.10最小值1.420.0010.590.240.000.381.070.240.364.90平均值15.4026.1458.460.512.021.315.891.830.9414.15点数13131314141413141414由上表可知，二1煤层瓦斯成分中以N2为主，占58.46%，CH4成分占26.14%，通常情况下，瓦斯成分中CH4成分小于80%，称为瓦斯风化带，本井田CH4成分远小于80%，二1煤层处在CH4成分极小的瓦斯风化带之中。瓦斯含量中CH4含量在09.96ml/g，二1煤层15个瓦斯取样点测试，除1孔（11807）含量9.96ml/g外，余下14个孔最高CH4含量4.93ml/g，其中有7孔CH4含量小于0.1ml/g，平均2.02ml/g，煤层中CH4含量较低。据此判定，未来矿井生产应属低瓦斯矿井。分析本井田瓦斯较低的原因是：井田构造以断裂为主，断裂构造具有多期活动性，使煤系地层经历了长期暴露和强裂剥蚀，原始含气量降低，加之煤层上覆基岩残留较薄，覆盖松散地层巨厚，断层形成的断块和张性裂隙较发育，为瓦斯逸散又提供了通道，从而造成本井田瓦斯普遍较低。、煤尘爆炸性测定5个点8个样，无火焰产生，二1煤鉴定无煤尘爆炸危险性。、煤的自燃倾向测定5个点8个样，还原样与氧化样着火点温度之差为916，均小于25，故二1煤层属不易自燃煤层。、地温赵固勘探区普查阶段进行了8个孔简易测温，最大测温深度760m（4403孔），最高温度20.4（11602），平均地温梯度0.7/百米，二1煤层底板温度15.818.2，全区二1煤层无热害，地温正常。、顶、底板工程地质条件1、新生界冲积层条件新生界平均厚度480.02m，上部第四系为一山前冲积沉积，第四系底部为冲、洪积卵石层，富水程度较强；下部新近系大部分为粘土、粉砂质粘土，其次为中、细砂，部分受上覆土层自重压力影响，部分呈半固结状态。粘土、粉砂质粘土抗压强度0.1472.373MPa，内聚力0.00390.481 MPa，塑限10.622.7%，膨胀率1.1535.03%，孔隙比0.310.65，含水量9.421.2%。2、煤层顶板基岩保留层条件煤层顶板基岩主要为山西组和下石盒子组地层，厚度一般大于30m，不足30m的范围：在F16断层以北分布于11201孔东侧；F16和F17之间分布有三处，一是1220511901孔一线，宽度8001500m，第二处是7304孔至F17之间，第三处是煤层露头附近，宽度200500m。总体趋势是由东向西逐渐增厚，煤层顶板基岩厚度小于30m范围多为破碎状态，结构疏松，30m以下基本保留原岩特征。3、煤层顶、底板工程地质条件二1煤顶板：直接顶厚度一般36m，岩石完整性与稳定性均较好，顶板易于管理。岩性有砂质泥岩及粉矿岩、泥岩和少部分砂岩。分布情况为：F16F17块段中部（含首采区）和F15F16块段浅部6004孔以浅，直接顶为砂质泥岩和粉砂岩，11602孔和11902孔周围直接顶为砂岩，其余范围包括F16F17块段浅部和整个井田深部均为泥岩顶板。按面积统计，砂岩顶板占5，粉砂岩和砂质泥岩占35，泥岩占60。砂质泥岩抗压强度8.523.2MPa，属半坚硬岩类。零星分布的伪顶厚0.30.5m，随采随落。老顶多为812m中粗粒砂岩（大占砂岩），局部相变为砂质泥岩，吸水后抗压强度16.479.9MPa，岩石坚硬、稳定性较好。二1煤底板：底板以泥岩、砂质泥岩为主，二1煤下部到第一层石灰岩之间厚度8.3227.8m，一般1015m，底板岩层总体完整性较好，但部分泥岩底板有泥化现象。与顶板大占砂岩相对应，底板有中细粒砂岩，厚7.8m左右。4、巷道围岩稳定性评价（1）岩石RQD指标统计：首采区内4个孔统计结果以中等差为主，其他区域5个孔统计RQD指标中等好为主。分析首采区指标低的原因是这些钻孔多数靠近断层分布。（2）泥岩和砂质泥岩吸水后强度明显降低，泥岩干燥状态下抗压强度2430MPa，吸水后3.912.8MPa，砂质泥岩干燥状态下强度1336MPa，吸水后624MPa。但在长达1030天的岩石浸水试验观测中，各类岩块没有泥化、崩解现象，显示了顶底板岩石遇水变化不大的特点。（3）断层发育处，岩石原生结构遭到破坏，裂隙发育，强度降低。1.2.6、勘探程度及矿井资源条件评述1、勘探程度评述本区以往地质工作始于1955年，先后由中南煤田地质局、河南煤田地质局物测队、河南煤田地质局三队和河南煤炭地质勘察研究院在本区进行过地质工作，止2003年8月，全井田以往施工钻孔39孔，工程量22472.57m，完成二维地震测线25条，剖面长65km，物理点3936个。提交的成果有焦作煤田墙南辉县地区地震勘探报告、河南省焦作煤田赵固矿区普查报告。本次勘探始于2003年10月，止于2004年6月，完成钻孔20孔，其中一般地质孔14孔，水文孔6孔，工程量13800m，完成二维地震测线29条，剖面长127km，物理点6660个，首采区完成三维地震勘探，三维范围在F16与F17断层之间，深部至6405孔，浅部至11901孔，三维面积11km2。经过钻探和物探，查明了井田构造形态、井田边界断层、先期开采地段大于等于30m断层，首采区落差大于5m断层，查明了煤层赋存条件及其开采技术条件，确定了水文地质勘探类型并预算了矿井涌水量。综合历次勘探，全井田范围共施工钻孔59孔，平均每平方公里1.24个钻孔，勘探方法采用了综合勘探方法，地震与钻探相互利用，互为补充，勘探工程层次分明，重点突出，尤其是井底车场及首采区进行了三维地震，大大提高了勘探精度，满足了矿井设计和生产要求。2、矿井资源及开采条件评述本井田资源可靠，储量丰富，煤层属稳定型厚煤层，倾角26，大部分区域属近水平煤层，煤质属低中灰、特低硫的优质无烟煤。煤层瓦斯小，属低瓦斯矿井，煤尘无爆炸性，煤层不易自燃，地温正常，煤层开采技术条件较简单，井田构造和水文地质条件中等，矿井开采条件较好，但建井条件较为复杂，煤系地层上覆巨厚冲积层，需要冻结法凿井，冻结深度达575m，虽然冻结深度较深，但通过冻结凿井技术攻关井筒已顺利建成。2 井田境界及储量2.1 井田境界2.1.1、矿区范围与井田划分本井田位于赵固矿区内。赵固矿区位于焦作煤田东部，矿区西南以峪河断层(F20)及二1煤-1100m底板等高线为界，西及西北部以耿村断层（F15）为界，北及东北部以一1煤层露头为界，东部以S90勘探线为界，东西长约8.4km，南北宽2.510km，矿区面积43.84km2。由于受构造影响，整个矿区煤田沿走向被北东向发育的F15、F16、F17三组断层切割成块段，块段之间煤层上下错断50500m，最小者为F16断层50150m左右，最大者为F17 及F17-1断层达500m，各块段煤层赋存深度自西北向东南呈阶梯状逐级下降。考虑到F17 及F17-1断层断距较大，整个矿区建一对矿井开发，井下巷道不仅穿越断层多、风险大、不安全，而且井下水平多、开拓部署困难，在断裂构造较发育的条件下，全矿区建一个矿井，其开发强度过大，中、后期保产困难，技术经济不合理。鉴于此，根据矿区地质条件和煤层分布情况，全矿区规划为两对矿井，两矿井之间以F17断层为界，F17断层以西为赵固一矿，F17断层以东为赵固二矿，矿区先期勘探开发赵固一矿。2.1.2、井田境界赵固一矿井田西北起F15断层，东南止F17断层，东北起二1煤层隐伏露头，西南止F20断层和F17断层西段。走向长2.05.5km，倾斜宽9.511.0km，井田面积约43.84km2。具体二1煤层井田范围由24个坐标点控制，详见井田范围二1煤层拐点坐标一览表2-1-1。表2-1-1井田范围二1煤层拐点坐标表序号XY序号XY13924075.5738472308.17133917343.3638459591.8223923401.0338471196.30143917338.9838460576.1633921683.9338468567.14153918501.4038462625.4343922116.9238468139.81163917779.5038465903.4453923102.4438468345.10173917809.2738466181.1863924922.5138467872.37183918267.0938467394.2873924035.1438466128.96193919187.1038468684.5883922437.7538464760.75203919710.3338468888.2693921059.3338462661.30213920780.8838471339.27103921057.8738463014.51223921026.1538471743.72113918578.3138459117.88233922561.3838473640.41123917715.3638459113.96243923240.3138473339.732.2 井田储量矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表示了煤炭的质量。块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个煤厚相近钻孔连成块段。根据此块段的面积，煤的容重，平均煤厚计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。2.2.1、矿井工业储量矿井工业资源储量计算：Zg=Z111bZ122bZ2M11Z2M22Z333k式中 Zg矿井工业资源储量，万t； Z111b探明的资源量中经济的基础储量，万t； Z122b控制的资源量中经济的基础储量，万t； Z2M11探明的资源量中边际经济的基础储量，万t； Z2M22控制的资源量中边际经济的基础储量，万t； Z333k推断的资源量； k可信度系数，取0.7-0.9，地质构造简单、煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7，因本井田地质构造简单、煤层赋存稳定，故取0.9。根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源储量由上式计算：Z111b=33959.78460%70%=14263万tZ122b=33959.78430%70%=7131.55万tZ2M11=33959.78460%30%=6112.76万tZ2M22=33959.78430%30%=3056.38万t由于地质条件简单，k取0.9。Z333k=33959.78410%0.9=3056.38万tZg= Z111bZ122bZ2M11Z2M22Z333k=142637131.556112.763056.8+3056.8 =33620.912.2.2、矿井设计储量设计储量Zs=Zgp1p2pn （2-2-1）Zg工业储量，万t;p1井田边界煤柱损失，万t;p2断层边界煤柱损失，万t;pn永久保护煤柱，如村庄、公路、铁路等保护煤柱损失1 煤柱留设方法根据赵固一矿和矿周围矿井实际经验和依据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程之相关条款规定，部分煤柱的留设方法如下，见表2-2-1。 表2-2-1 煤柱留设方法 名 称留 设 方 法工业广场根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程第72条：工业广场维护带宽度为20m井田边界边界煤柱50m断 层井田内断层煤柱每侧40m2 断层煤柱及井田边界煤柱损失各煤柱损失煤量见表2-2-2。表2-2-2 各煤柱损失煤量见表 煤柱名称煤柱损失量/万t2号煤井田边界1711.75断 层344.83总 计2056.6断层煤柱及井田边界煤柱损失为2056.6万t3工业广场煤柱留设根据赵固一矿矿和赵固一矿周围矿井实际经验和依据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程之相关条款规定，工业广场维护带宽度为20m 。根据煤炭工业设计规范，工业场地占地指标如下表2-2-3。 表2-2-3 工业场地占地面积指标 井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.045-901.5120-1801.29-301.8注：1.占地指标中包括围墙内铁路站线的占地面积；2. 在山区，占地指标可适当增加；3. 附近矿井有选煤厂时，增加的数值为同类矿井占地面积的3040%；4. 占地指标单位中的10万t指矿井的年产量。工业场地的布置应结合地形、地物、工程地质条件及工艺要求，做到有利生产，方便生活，节约用电。经设计验算，矿井的设计生产能力为240万t/年。根据上述规定，工业场地的占地面积应为24公顷。由于长方形便于布置地面建筑，所以初步设定工业广场为长方形，即长方形长边为600m，短边为400m；工业广场布置在井田的中上部。煤层平均倾角4，表土层移动角=48，走向基岩移动角：=70，上山基岩移动角：=70 ，下山基岩移动角：=67。用作图法求出工业广场保护煤柱量。采用垂直断面法计算保护煤柱边界如图2-2-1所示。图2-2-1工业广场保护煤柱梯形面积S=（上底+下底）高1/2=（685.9+720.35）863.970.5=607478.91m2所以：工业广场保护煤柱煤量P3：P3SM式中：S工业广场保护煤柱面积，607478.91m2；M煤层厚度，4.5m；煤的容重，取1.46t/m3。P34Mt 2.2.3、矿井设计可采储量矿井设计可采储量按式(2-2)计算：Zk=(ZsP2）C (2-2-2)式中： Zk矿井设计可采储量； P2工业场地和主要井巷煤柱损失量之和； C采区采出率，厚煤层不小于75 %；中厚煤层不小于80 %；薄煤层不小于85 %。则：Zk(33620.913956.6)0.75=222482.33kt2.3 矿井设计生产能力及服务年限2.3.1、矿井设计生产能力及服务年限 按大型矿井服务年限的下限要求，T取60a，储量备用系数取1.4，求矿井设计的生产能力A.A=Zk/(TK)=22248.233/（601.4）=264万t/a根据煤层赋存情况和矿井可采储量，将矿井设计生产能力A确定为240万t/a，再计算矿井服务年限：T=Zk/（Ak）=22248.233/（2401.4）=66a依照煤炭工业矿井设计规范规定，矿井设计生产能力1.22.4Mt/a，其服务年限一般不应小于50a，赵固一矿生产能力为2.4Mt/a，其服务年限基本符合规范要求。我国煤矿矿井井型分类表井型矿井设计生产能力，（Mt/a）大型矿井1.20、1.50、1.80、3.00、4.00、5.00及以上中型矿井0.45、0.60、0.90小型矿井0.09、0.15、0.21、0.302.3.2、矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范的规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明，根据现有高产高效矿井及国内外同行的经验，结合本矿井实际情况，从充分发挥每个员工的作用作为出发点，确定本矿井设计生产能力按工作日330 d，四六制作业（三班生产，一班检修），净提升时间为16 h。3 井田开拓3.1 概述井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水、和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、位置、数目及相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道问题，具体有下列几个问题需要认真研究。1、正确的确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2、正确的确定矿井的生产能力，合理确定开采水平的数目和位置；3、正确地布置运输、回风大巷，井底车场及其它硐室；4、正确划分阶段、盘区和采区，合理确定阶段高度和开采水平的数目；5、正确确定矿井开采顺序及其配采关系，做好采区和开采水平的接替，以保证矿井的均衡生产；6、进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；7、合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需要根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，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、贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量，尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2、合理集中开拓布署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3、合理开发国家资源，减少煤炭损失。4、必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5、要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6、根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。3.2 井田开拓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：立井单水平上下山盘曲式开采（井筒位于F16断层下部，井田沿F 16断层上下沿东西方向布置三条大巷，大巷布置在岩层中。） 方案二：立井单水平带区式，局部盘区式开采（井筒位于F16断层下部，井田东西沿走向布置三条大巷，其中运输大巷和回风大巷布置在煤层中，轨道运输大巷布置在煤层底板中。）方案三： 立井两水平暗斜井延伸（井筒位于F16断层上部，井田沿东西倾斜方向布置三条大巷；暗斜井延伸至第二水平，布置二水平大巷。二水平后期布置一条回风大巷，前期采用中央并列式通风，后期采用两翼对角式通风。） 方案四：立井两水平暗立井延伸 （井筒位于F16断层上部，井田东西沿走向布置三条大巷；暗立井延伸至第二水平，布置二水平大巷。二水平后期布置一条回风大巷，前期采用中央并列式通风，后期采用两翼对角式通风。） 方案一：立井单水平上下山盘曲式开采 方案二：立井单水平上下山带区式式开采 方案三：立井两水平加暗斜井上下山开采 方案四：立井两水平加立井上下山开采 各方案粗略费用比较及分析表3-2-1 方案一立井单水平上下山(岩巷）开拓费用计算表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段5294636492.11560.72基岩段97623168.61风井开凿表土段5294636492.11559.12基岩段8.87623167.01副井开凿表土段5294636492.11560.72基岩段97623167.01石门开凿87.941874368368开凿大巷岩巷7506.8782283717143.461714.46煤巷井底车场岩巷18041874753.732753.732小计19913.152生产费用（万元）立井提升系数煤量（万t）运输距离（km）基价20981.651.2016462.70.66381.6排水涌水量时间（h）服务年限（年）基价816382377.48760.00490.8石门运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价33181.2016462.70.410.35小计106279.09合计费用（万元）129195.12 方案二立井单水平上下山煤岩层大巷拓费用计算表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段5294636492.11560.72基岩段97623168.61风井开凿表土段5294636492.11560.72基岩段8.87623167.01石门开凿87.941874368副井开凿表土段5294636492.11559.12基岩段97623168.61开凿大巷岩巷632.122837141510479煤巷5035.506180009064井底车场岩巷18041874753.732753.732小计13281.3生产费用（万元）立井运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价20981.651.2016462.70.66381.6排水涌水量时间（h）服务年限（年）基价816382377.48760.00490.8石门运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价33181.2016462.70.410.35小计103937.65合计费用（万元）119218.95 表3-2-2 方案三 立井两水平加暗斜井延伸开拓费用计算表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）立井开凿表土段45.5994636431.45504.02基岩段9.527623172.57风井开凿表土段42.9994636406.8464.8基岩段7.67623158副井开凿表土段45.5994636431.45501.58基岩段9.27623170.13暗斜井岩巷207.6616241279.21279.2石门开凿岩巷10241874427427开凿大巷岩巷10201.5煤巷5667.5061800010201.5井底车场岩巷18041874753.732753.732小计13704.9生产费用（万元）立井运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）16436.51.2016462.70.521.6排水涌水量时间（h）服务年限（年）基价（元/tm3）816382377.48760.00490.8石门运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）7121.761.216462.71.030.35小计105196.3合计费用（万元）119328.2表3-2-2 方案四 立井两水平加暗立井带区式开拓费用计算表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段45.5994636431.45504.02基岩段9.527623172.57副井开凿表土段45.5994636431.45501.58基岩段9.27623170.13风井开凿表土段42.9994636406.8464.8基岩段7.67623158暗立井岩巷09463600石门开凿04187400开凿大巷岩巷10201.5煤巷5667.5061800010201.5井底车场岩巷18041874753.732753.732小计12723.1生产费用（万元）立井提升系数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）18648.951.2016462.70.591.6排水涌水量时间（h）服务年限（年）基价（元/tm3）816382377.48760.00490.8石门运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）10786.361.216462.71.560.35小计111538.1合计费用（万元）124301.9通过粗略比较知，方案一和方案二中，方案二比较经济，选择方案二；而方案三和方案四中，方案三比较经济，选择方案三。对方案二和方案三,方案三比方案二高，两者相差不到10%，需要进行比较详细的经济比较，才能确定最终的开拓方案。方案二和方案三开拓方案的详细计算分别见表3-2-3、3-2-4。 表3-2-3方案二：立井单水平山下山带式开拓费用计算表（井筒位于井田中部）项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)初期基建费用(万元)主井开凿表土段5294636492.11560.72基岩段97623168.61副井开凿表土段5294636492.11559.12基岩段8.87623167.01风井开凿表土段5294636492.11560.72基岩段8.87623167.01井底车场岩巷18041874753.732753.732石门岩巷87.941874368368小计2802.3后期基建费用(万元)运输大巷长度煤巷632.122837141510479岩巷5035.506180009064小计10479生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(Km)单价(元/t.km)18648.951.216462.70.66381.6排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)单价(元/t.km)816382377.48760.00490.8石门及大巷运输系数煤量(万t)平均运距(Km)单价(元/t.km)带区1.210667.24.00.3517920.89带区1.25795.57.20.3517525.59石门及大巷维护系数大巷长度大巷数量单价(元/a.m)18.21.25667.74326.8小计135751.6合计158442.2表3-2-4 方案三：立井两水平加暗斜井延伸开拓费用计算表项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)初期基建费用(万元)主井开凿表土段45.5994636431.45504.02基岩段9.527623172.57风井开凿表土段42.9994636406.8464.8基岩段7.67623158副井开凿表土段45.5994636431.45501.58基岩段9.27623170.13井底车场岩巷1802418741507.51507.5一水平石门岩巷11.82 2283727.00二水平石门岩巷91.522837208.95暗斜井岩巷207.6616241279.21279.2小计4492.25后期基建费用(万元)运输大巷长度煤巷5667.51800010201.510201.5小计10201.5生产费用 (万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(Km)单价(元/t.km) 18648.951.216462.70.66381.6排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)单价(元/t.km)816382377.48760.00490.8石门及大巷运输系数煤量(万t)平均运距(Km)单价(元/t.km)第一水平1.26782.800.35797第二水平1.215784.78.50.3556351石门及大巷维护系数大巷长度大巷数量单价(元/a.m)18.21.25667.74326.8小计157453.5合计172147.8 两方案对比汇总见表3-2-5。表3-2-5 方案二、方案三经济比较表方 案方案二方案三名称立井单水平带区式煤层大巷上下山开拓立井两水平加暗斜井延伸带区式开拓项目费用（万元）百分比（%）费用（万元）百分比（%）初期基建费用2802.31004492.25160后期基建费用10201.510010201.5100生产经营费用135751.63100157453.5115总 费 用158442.23100172147.8108由表4-7知，两种方案详细经济总费用方案三比方案一高8%, 不超过10%，基本相同。方案二的基建费用和生产经营费要低于方案三，综合考虑技术经济因素和矿井的地质和储量条件，本着有利于矿井先期开采，见效快，经济效益好。选择井筒位于井田中央的方案二位最终的开拓方案。因此本设计采用方案二 立井单水平带区式开拓方案（煤层大巷布置）3.3 井筒特征3.3.1井筒形式和数目的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形及埋藏条件限制，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，平硐水平有足够的煤炭储量，煤层埋藏深度在当地侵蚀基准面之上，冲积厚度小于10米。斜井开拓与立井开拓比较：斜井井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工费用低，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；采用胶带提升时，提升能力大，可满足大型矿井主提的需求；斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员可迅速从斜井撤离。缺点：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；在开采深度相同的条件下，斜井井筒长度比立井长，铺设的管线也长，维护费用高，通风、排水阻力大；斜井井筒通过富含水层、流沙层时施工技术复杂。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；对复杂地质构造和煤层产状特殊时，能兼顾深部和浅部不同煤层的开采需求。主要缺点：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，开凿费用高，投资大。本井田煤系地层上部被巨厚新生界地层覆盖，新生界地层平均厚480m，煤层埋藏深度平均580m，由于煤层埋藏较深且松散覆盖层较厚，故采用立井开拓方式。3.3.2井筒位置的确定（1）井筒沿井田走向方向的有利位置本井田形状基本上成不对称的梯形，储量分布比较均匀，故井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。（2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置立井开拓时，立井井筒位于井田倾斜方向的中部略靠上时，可以使石门长度较短，沿石门的运输工作量较小。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱的尺寸愈小。（3）有利于矿井初期开采的井筒位置应尽可能使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓工程量，节省投资和缩短建井工期。（4）尽量不压煤或少压煤合理布置井筒确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。为了保证矿井投产后的可靠性，在确定井筒位置时要使地面工业场地尽量不压首采区煤层。（5）地质及水文地质条件对井筒布置的影响要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量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、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。（6）井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副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联接，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，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。（7）井筒井口位置的标高应高于当地的历年最高洪水位。综上所述，由于本井田地形平坦，表土较厚，埋藏深度比较大，所以，确定采用立井开拓（主井设箕斗），井筒位置位于F16断层和F17断层之间西部和东部两个位置，但到第四章井田开拓方案比较时在最终确定井筒的位置。3.3.3井筒用途、布置及装备1、主井：净直径5.5m，装备一对25t多绳箕斗（异侧装卸），组合钢罐道，井筒内敷设通讯信号电缆，担负全矿井的煤炭提升任务。2、副井：净直径6.5m，装备一对1.5t双层单车罐笼、组合钢罐道，设梯子间，根据矿井提升、通风要求，初期在工业广场建设三个井筒：井筒内敷设排水管、压风管、动力电缆和通讯信号电缆。担负全矿井的升降人员、设备升降、提矸下料、进风等任务，并兼作井下一安全出口。3、中央风井：净直径5.0m，装备梯子间，井筒内敷设洒水管和注浆管。主要用于回风，并兼作井下另一安全出口。副井、中央风井梯子间分别采用玻璃钢梯子间。各个井筒装备的罐道梁及梯子梁均采用树脂锚杆固定，所有金属构件均采用长效防腐处理。 后期为满足两翼通风及安全需要，两翼各规划一个回风立井，后期回风立井位置见井田开拓平面图。 井 型2.4Mt/a提升容器一对25t箕斗井筒直径5.5m井 深633.8m净断面积23.76井筒支护基岩段砌碹厚350基岩段毛断面积31.17表土段混凝土厚1000表土段毛断面积45.36充填混凝土厚50表3-3-1 主井井筒特征表 图3-3-1 主主井井筒断面图表3-3-2 副井井筒特征表井型2.4 Mt/a提升容器一对1.5t双层四车多绳罐笼井筒直径6.5m井深633.8m净断面积33.18 m井筒支护混凝土井壁厚500mm表土段井壁厚10002000mm基岩段毛断面积44.18 m表土段毛断面积56.7486.59 m图3-3-2 副井井筒断面图表3-3-3 风井断面技术特征表井型2.4Mt井筒直径5m井深608.8净断面积1963m2井筒支护混凝土砌碹350mm图3-3-3 风井井筒断面图3.3.4井筒施工方法主井、中央风井参照最新施工的井检孔资料，表土层厚度分别为518m、524m，副井参照两井检孔资料推算，表土层厚度约为523.95m，岩性以粘土、砂质粘土为主，并含有少部分砂砾石层，砂砾石层含水性强。1、主、副井施工方法主、副井井筒内均装有提升设备，井筒安全间隙必须保证，故对井筒偏斜要求高，基于此国内提升井筒多采用冻结法施工，考虑到本井田表土层深，为保证井筒施工质量，故设计主井与副井井筒表土段采用冻结法 表土层稳定性差，故需采用特殊方法施工。结合井检孔资料，初步确定主、副井井筒冻结深度为575m。井筒基岩段，确定采用普通方法施工，根据井检孔抽水资料，基岩段无较大的含水层，但施工当中应视具体情况采取灵活防治水措施。2、中央风井施工方法中央风井表土层深524m，基岩厚度73m左右，根据我国目前特殊凿井施工现状，采用钻井法施工或冻结法施工在技术上均可行。经分析，冻结法施工，施工工期较钻井法短约8个月，但准备工期较钻井法长约5个月，总工期钻井法略长，但从造价分析，目前钻井井筒造价略低，但国内近几年钻井井筒较少。经过调研，全国钻井设备台数不足，无法满足赵固矿井施工需要，综合考虑到风井与主、副井同在一个广场内，风井与主副井可以避开积极冻结时间，而钻井设备及施工队伍少，故中央风井亦推荐采用冻结法施工。3.3.5井壁结构和厚度临近已建成并通过验收的最深冻结井筒为辉县程村矿井，其表土层厚度430m，冻结深度485m。程村矿主、副井冻结井壁结构由我院设计，采用塑料夹层双层钢筋砼复合井壁结构，外壁设有竖向可压缩层，最大壁厚1.8m，砼最大标号采用C60，该矿井筒已顺利建成，质量优良。顾桥、丁集两矿井同样采用塑料夹层复合井壁结构，表土层最深段采用钢板复合井壁结构，最大井壁厚度2.1m，最高砼标号C70。赵固一矿与程村矿井在同一煤田内，相距10km，其井田地质条件同属一类，但仍有差异，一是程村矿井砾石层较多，占全部的40%，赵固一矿砂、砾石层较少；二是本矿粘土层多，且表土更深，冻结深度更大。参照程村矿主、副井井壁结构设计经验，本矿仍采用塑料夹层双层钢筋砼复合井壁结构，并在程村矿井井壁结构的基础上拟作如下改进：、将井壁全深沿竖向分为三段厚度，每段结合部及井筒底部设可压缩层；、深层表土段考虑内外层井壁均采用双层配筋；、将砼标号提高到C80。通过上述改进，主、副和中央风井在表土段均只变三次掘进断面，主井200m以浅井壁厚1.2m，200370m深井壁厚1.5m，370m以深井壁厚1.8m；副井200m以浅井壁厚1.25m，200370m以深井壁厚1.65m，370m以深井壁厚2.05m；中央风井200m以浅井壁厚1.1m，200370m以深井壁厚1.4m，370m以深井壁厚1.7m。3.4 井底车场图3-4-1 车场平面 矿井为立井开拓，煤炭由主井箕斗提升机运至地面，人员从副井乘坐罐笼进入井下井底车场的候车区域，然后乘坐人车到达各工作区域；物料经副井罐笼运至井底车场，在井底车场换装，再由连续无极绳牵引车运至各工作区域；矸石运至井底车场，换用矿车经副井罐笼运至地面。井底车场的平面布置示意图如上。（1）井底车场的形式和布置方式根据矿井的开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采用立井环形井底车场；与副井连接的井底车场铺设轨道，利用矿车进行辅助运输；大巷辅助运输采用连续无极绳牵引车运输，在井底车场设调车线存车线，以满足井底矿车调度。大巷运煤采用胶带输送机，在井底车场设置胶带运输斜巷将大巷和井底煤仓相连，保证煤的连续运输。（2）空、重车线及材料车线，人车线长度对于采用固定式矿车作为辅助运输的大中型矿井，空、重车线的长度应为1.01.5列车长。辅助运输采用MGC1.79B型1.5吨固定厢式矿车运输，其尺寸为210011501300。电机车选CTY-8/9型蓄电池电机车，其尺寸为461510561600。每列车15节车厢。副井进出车线长度：L=4.6+215+10=46m所以副井进出车线长度车线的长度应不小于46m。副井提升矸石，运输材料，为使其长度留有调整的余地，并考虑出矸工作不均匀、不连续，故空、重车线一般不小于1.5列煤车长度。这就要求井底车场空、重车线的长度应不小于1.5L，即51.8m。所选车场的空车线的长度L副空140.00m51.8m，所选车场的重车线的长度L副重110m51.8m，符合要求。材料车线长度：L=4.6+152=35m大型矿井材料车线有效长度一般应容纳15辆材料矿车或1列材料车。所以65m符合要求人车线长度：L=152+4.47+10=45m人车线取110m45m，符合要求。（3）调车方式运输大巷的煤直接由胶带输送机经过胶带运输斜巷运至井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。硐室井底车场设有主排水泵房、管子道、水仓、中央变电所、等候室、爆破材料库、消防材料库、煤仓及给煤机硐室、箕斗装载硐室等。1、主要硐室井底车场设有主排水泵房、管子道、水仓、中央变电所、等候室、爆破材料库、消防材料库、煤仓及给煤机硐室、箕斗装载硐室等。2、主井装载系统位置主井位置二1煤层上覆基岩厚度为99.5m，其中车场水平上89.2m，车场水平下10.3m。根据主井井检孔资料，基岩风化带厚度36.72m，扣除风化带后，二1煤层上覆稳定基岩厚62.78m，其中车场水平上稳定基岩厚度52.48m。根据岩层条件，主井装载系统位置设计考虑了以下二个方案：方案一：水平上装载半上提方式，主井底采用斜巷清撒煤。该方案沿基岩风化带下部布置煤仓及装载系统，主井底采用斜巷清撒煤系统。煤仓上口在基岩面以下34.7m，进入底部风化带内6m左右（含煤仓上口巷道高度）。煤仓上口标高-479.2m，装载皮带巷标高-504.5m，煤仓高度25.3m，装载硐室及装载皮带巷位于基岩面以下64.7m。主井水窝底标高-550m，位于车场水平（-525m）下25m，主井水窝与副井水窝深度相同，主、副井底平巷贯通后集中设斜巷清撒煤系统。该方案的主要优点是：主井装载系统及煤仓均位于风化带下较稳定的岩层内，对硐室的稳定和支护有利。缺点是：主井水窝低于车场水平25m，需作清理撒煤斜巷，清撒煤不便。方案二：水平上装载全上提方式，主井底采用平巷清撒煤系统。该方案将主井装载系统及井底水窝全部上提至车场水平上，主井底通过车场水平作平巷清理撒煤。从煤仓上口至主井井底最小高度为80.5m，而车场水平上基岩包括风化带总厚89.2m，故该方案煤仓上口在基岩面以下8.7m，上仓皮带机头硐室顶在基岩面以下4.7m，煤仓上口标高-444.5m，装载硐室及装载皮带巷位于基岩面以下38.7m，装载皮带巷标高-474.5m，煤仓高度30m，主井水窝底与车场水平标高一致，通过车场水平作平巷直接清理主井撒煤。该方案的主要优点是：主井底采用平巷清撒煤系统，系统简单，工程量省，且清撒煤极为方便；减少主井深度25m。主要缺点是：整个装载系统的上半部分包括部分上仓斜巷、全部煤仓和整个胶带机头硐室均位于基岩风化带内。而基岩风化带据主井井检孔资料，岩性以砂质泥岩为主，泥质岩类成分被高岭土化和蒙脱石化，岩体强度大大降低，节理裂隙发育，属较差稳定型。因此对硐室的施工和支护极为不利，虽然技术上可采取注浆法施工，但仍存在有风险，作为装载系统一旦有问题将影响全矿井正常生产。基于上述分析，设计认为方案一更有利于主井装载系统的施工支护和长期稳定，风险性较小，故作为设计推荐方案。待井筒施工揭露风化带后，应对岩层风化程度进行专题研究，一旦认为风化带风化程度较弱，采取技术措施可以保障装载系统稳定时，不排除按方案二实施的可能性。（5）井底煤仓型式、容量及主井底清理撒煤方式在标高-479.2m与-504.5m之间，主井一侧设1号及2号煤仓，煤仓为圆筒立仓，净直径7m，单仓容量700t，总容量1400t。车场水平下主副井均深25m，为便于集中清理和排水，主井水窝与副井水窝通过联络巷贯通，集中在主井底设清理撒煤斜巷清理。（6）水仓布置及容量 井底车场设内外两条主水仓 Q0=550.34=10755m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为： (3-4-1)式中： 水仓容量，m3； 水仓有效断面，11.4 m2； 水仓长度，1050m。则：Q=105011.4=12000m3由以上计算可知：，因此，设计的水仓容量满足要求。井底车场巷道及硐室，除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，其余的都采用锚喷支护，遇到围岩破碎的地方加金属网支护。3.5 开采顺序及采区回采工作面的配置全井田共划分6个带区，F16断层以东3个带区，水平上2个，水平下1个，分别为东一带区、东三带区、西二盘区。F16断层以西3个带区，即西四带区、西六带区、西八带区。带区开采顺序本着先近后远的原则，先投产水平上紧靠工业广场煤柱东侧的东一带区，接替带区为西二盘区。3.6 主要开拓巷道二1煤层平均厚度5.23 ，赋存稳定，底板起伏不大，煤层倾角2-6度，平均4度，为进水平煤层，煤层无自然发火倾向，无爆炸性。综合考虑赵固一矿的煤层地质条件，减少煤炭资源的损失，全井田设计沿F16断层煤柱两侧作两组倾斜运输大巷，通过每组运输大巷直接开掘工作面上、下顺槽，实现全井田单翼区开采。在带区一翼靠近F16断层煤柱东侧沿煤层布置三条倾斜大巷，倾斜大巷与煤层倾角一致。回采工作面上下顺槽均沿煤层走向布置，相邻区段采用沿空送巷，工作面运输顺槽跨过回风大巷和轨道运输大巷与胶带运输大巷连接，顺槽胶带同大巷胶带直接搭接，不设溜煤眼。回采工作面采用跳采、后退式的回采方式。主要巷道断面为：3.6.1巷道断面及支护形式运输大巷，回风大巷，轨道大巷：本矿运输大巷和回风大巷设计布置在煤层中，沿煤层倾向布置，轨道大巷布置在距煤层底板20m的岩层中。断面形式均采用半圆拱形断面，支护方式采用锚网喷支护，局部采用U型钢支护。（一）巷道净宽度的确定：1）双轨巷道净宽度： （3-6-1）2）胶带巷道净宽度： （3-6-2）式中： B巷道净宽度，mm； 分别为非人行侧和人行侧轨道（输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm； b轨道（或轨道与输送机）中线之间的距离，mm。按以上公式所计算的巷道净宽度B值，应根据只进不舍的原则以100 mm进级。其中： （3-6-3） （3-6-4） （3-6-5）式中： a，c分别为非行人侧和行人侧从道渣面起1.6 m高度范围内设备与拱壁间距离，分别为500，1000 mm；分别为胶带输送机，轨道设备的最大宽度，分别为1930，1400 mm； 输送机，运输设备最突出部分最小间距，400mm。双轨大巷，其B 值按式（4-4）计算： =500+21400+400+1000 =4900（mm）考虑一定的富裕，设计轨道大巷净宽度B为5000mm。胶带大巷，其B值应按式（4-5）计算，则运输大巷的宽度应为：=400+1400+300+1600+1000 =4700（mm）为留有一定的富裕，胶带运输大巷的净宽度B取4800mm。回风大巷：回风大巷为满足通风需要，由第九章通风和计算可得，本矿设计回风大巷净宽度B为4500，（二）巷道断面净高度的确定：拱形巷道净高度按下式计算： （3-6-6）式中： H净高度，mm； 墙高，mm； 从巷道底板到道渣面的高度，mm； 拱高，为B/2，mm。其中： （3-6-7）式中： R半圆拱形半径，为B/2，mm； j巷道有效净宽不小于1800mm处到墙的水平距离，可取200mm。由以上可得拱形巷道的净高可用下式计算： （3-6-8）按上式计算可得出轨道运输大巷的净高度应为4100mm，胶带运输大巷的净高度为4000mm。回风大巷的净高度应为3200.巷道净断面积：半圆拱形巷道净断面积按下式计算： （3-6-9）则可确定轨道进风大巷，胶带大巷，回风大巷的净断面积分别为：17.75和16.67，13.3。胶带运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷断面特征见图4.4、图4.5，4.6（三） 巷道支护形式巷道断面均为半圆拱形，支护形式以锚网喷支护为主，地质条件较差的个别地段加U型钢或锚索加强支护或采用锚杆支护。4.准备方式4.1 概述4.1.1 煤层的埋藏条件二1煤层赋存标高-320-760m，埋藏深度410860m。赋存于山西组下部，上距大占砂岩4.8310.6m，平均6.27m，距砂锅窑砂岩49.175.33m，平均58.20m；下距L8灰岩24.0839.89m，平均31.94m，其层位稳定。井田内计有38孔穿过二1煤层，全部可采，煤层厚度1.217.10m，平均5.23m,煤层倾角2-6度，平均4度，属于近水平煤层，煤层中有夹矸层，但比较薄，总体来说，该煤层开采条件很好。4.1.2 带曲煤层特征首采区煤层厚度3.9212m，平均4.5m。本矿二1煤属稳定型厚煤层，煤层倾角26。二1煤以块煤为主，经测定抗碎强度68.6%，属高强度煤，煤层结构简单，部分含夹矸，视密度1.46。二1煤原煤灰分为10.0315.59%，平均12.77%，属低中灰煤；原煤硫分为0.280.49%，平均0.38%，属特低硫煤。二1煤属弱结渣性，高熔灰分煤。综上所述，二1煤层为低中灰、特低硫、低磷、高熔融性、高强度、弱结渣性，不易破碎的高发热量三号无烟煤。4.1.3 顶底板特性二1煤顶板：老顶：以中、细砂岩为主，厚度在1.9618.3m之间，一般大于8m，较坚硬，泥质和钙质胶结，高角度横向、纵向节理发育。直接顶：泥岩、砂质泥岩，局部夹薄层砂岩，厚0.824.2m，薄分层状，泥质胶结，节理、裂隙发育。伪顶：局部存在伪顶，以泥岩和碳质泥岩为主，厚0.10.4m。底板：泥岩和砂质泥岩互层，中间夹中、细砂岩薄层，厚14.8816.42m。二1煤为灰黑黑灰色，以块状为主，似金属光泽，贝壳状断口，煤质坚硬，夹有少量粒状煤。煤层瓦斯含量小，预计瓦斯绝对涌出量为5.06m/min；煤尘无爆炸性，自燃倾向性等级为级，属不自燃煤层。4.1.4 水文地质情况太原组上段哦L8石灰岩为二1煤层主要充水含水层，综合边界条件和矿区构造控水特点分析，本区二1煤层水文地质勘探类型为第三类第二亚类第二型，即以底板进水为主的岩溶充水条件中等型矿床。赵固一矿预算涌水量为： 正常涌水量 最大涌水量全矿井 550.3 m3/h 650.6m3/h（3）、煤尘爆炸性测定5个点8个样，无火焰产生，二1煤鉴定无煤尘爆炸危险性。、煤的自燃倾向测定5个点8个样，还原样与氧化样着火点温度之差为916，均小于25，故二1煤层属不易自燃煤层。4.1.5 地质构造带区内地质构造简单，煤层整体呈东高西低构造，造成煤层底板有小的波动，但变化不大，煤层倾角平均4，局部8。带区内无大断层，小断层可直接而过。井田内没有岩浆岩活动。4.2准备方法4.2.1带区数目及首采带区位置根据矿井的煤层赋存条件、地质构造及开采技术条件，结合矿井开拓方式及井口位置等因素，将全井田共划分6个带区，F16断层以东2个带区，一个盘曲，分别为东一带区、东三带区、西二盘区。F16断层以西3个带区，即西四带区、西六带区、西八带区。带区开采顺序本着先近后远的原则，先投产水平上紧靠工业广场煤柱东侧的东一带区，接替带区为西二带区。东一带曲布置一个工作面，工作面采用综采分层开采，即矿井移交标准为一矿一面。4.2.2 东一带区参数东一带区位于工业广场煤柱与-350m-400m水平之间，走向长度1.9km，倾斜宽度2.9km，面积5.5km2。带区煤层平均厚度4.5m，经计算东一带区可采储量36200.7kt，带区生产能力均为2.40Mt/a，服务年限为15a。根据煤层赋存条件和高产高效工作面布置要求，并结合目前国内实际生产水平，确定综采工作面长度为220m，工作面采高4.5m，采煤工艺为一次采全高。由计算可知，将首采区划分为13个区段，区段间采用跳采、后退式的回采方式。回采工作面上下顺槽均沿煤层走向布置，相邻区段采用沿空掘巷，不留煤柱。4.2.3 带区巷道布置（1）带区煤柱本矿设计采用单巷掘进方式，沿空掘巷，分带之间不设煤柱。掘进时煤炭的运输采用刮板输送机和胶带输送机，采用无极绳牵引车辅助运输，在进风行人斜巷布置一通风机，风筒到达掘进头前20米，保证掘进头的全风压系统。（2）区段要素首采带区为东一带区，走向长度平均2000m，倾向长度平均2900m。东一带区划分为13个分带。工作面长220m，两条回采巷道共10m宽，则每个分带宽230m。（3）开采顺序首采带区为东一带区，然后依次西二带区，东三带区，西四带区，西六带区，西八带区。（4）带区通风带区内各工作面采用U型后退式通风，风流系统简单，漏风小。东一带区生产时，新鲜风流从副井经轨道大巷，通过东一带区材料车场车场，分带运输斜巷进入工作面，污风经分带回风斜巷进入回风大巷，再经中央风井排出地面。（5）带区运输带区内各分带的运输斜巷铺设mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，辅助运输采用连续无极绳牵引车运输，材料车从副井罐笼进入井底车场，经辅助运输大巷运到回采工作面的辅助运输斜巷，然后运至工作面。带区巷道布置如图5-1所示。4.2.4带区生产系统1. 运煤系统煤由工作面刮板运输机斜巷转载机、破碎机斜巷胶带输送机大巷胶带输送机2#煤仓立井箕斗地面。2. 辅助运输系统工作面设备材料经副立井罐笼运至井底，用卡轨车运至工作面。运输路线如下：地面副立井-525m井底车场轨道石门轨道大巷进风行人斜巷分带运料斜巷工作面3. 通风系统带区21101工作面风流路线为：副立井 井底车场轨道石门 轨道大巷进风行人斜巷分带轨道斜巷工作面 分带回风斜巷 回风大巷风井。 4. 排矸系统矸石由矿车经轨道进风大巷运至井底车场，再由罐笼提至地面。5. 供电系统供电：地面变电站副立井中央变电所轨道石门轨道大巷带区运料平巷工作面6排水系统工作面的水会自动流入大巷，部分不能的采用抽排的方法排至大巷，经由大巷水沟流至井底水仓，再由主排水泵排至地面。 图4-2-1 带区巷道布置图 图4-2-2通风系统图 4.2.5 带区内巷道掘进方法带区内所有工作面斜巷均沿煤层顶板掘进，采用综掘机，并配备胶带输送机和SGZ-764/500型刮板输送机进行掘进。利用轨道和矿车完成材料设备的运送，人工清理浮煤。利用锚杆机进行巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进头采用单巷掘进。每个掘进工作面配备两台FD-1No7.1/30型局部通风机，通风方式为压入式。掘进面通风系统如图5-3所示。 图4-2-3掘进面通风系统如4.2.6 带区生产能力及采出率为了实现高产、高效、一矿一井一面的目标，工作面采用走向长壁综合机器化采煤方法。工作面工作制度采用“四六”工作制，即三班采煤，一班检修。工作面生产能力根据工作面长度和采煤机正常割煤速度及移架速度，每天割煤9刀，即每班割煤3刀，截深0.6m，日进度5.4m，则工作面年推进度为1782m，工作面生产能力计算为：A=LMhkr式中：A工作面年生产能力 Mt/aL工作面长度 mM工作面年推进度 mh采煤机割煤高度 mK工作面回采率 取93%r煤的容重 1.46t/m3A=22017824.50.931.46 =2.39Mt/a掘进出煤量按5%计算，则矿井年 产量为：Q=2.391.05=2.51Mt，可以满足矿井设计生产能力的要求。2.采出率 首采东一带区走向长度2.2km，倾斜宽度2.9km，面积6.38km2 。东一带区工业储量为41916.6kt，可采储量为36200.7kt。开采损失5715.9kt东一带区采出率由式(5-2-3)计算得出：带区采出率： K=（Q- QS）/Q 100% (4-2-1)式中：QS 带区内煤柱损失；Q 带区工业储量。K=（41916.6-5715.9)/41916.6100%=86%根据煤炭工业矿井设计规范规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首带区采出率为88%75%，符合煤炭工业矿井设计规范规定。4.3带区车场选型设计本设计带区煤层运料平巷与胶带运输大巷直接相连接，带区内不设煤仓和溜煤眼，矿井轨道运输大巷和分带连接处设材料车场。材料车由轨道大巷通过绕道进入材料车场斜巷。车场上部设有绞车房，可以将材料车牵引至材料车场上部存车线，存车线长40m，大于一列车的长度。材料车经过材料车场可以进入工作面顺槽。绞车房与轨道大巷相连，并设有调节风窗，满足绞车房通风的要求。分带运料斜巷内采用无极绳绞车牵引矿车进行辅助运输。5 矿井通风与安全5.1 矿井通风系统的选择5.1.1矿井概况赵固一矿地面标高约为+81m。井田面积为40.8km2，井田内煤层赋存稳定，主要可采煤层为二1煤层，平均可采总厚度为5.5m。井田可采储量为222.48kt Mt，矿井设计年产量为2.4Mt，为大型矿井，服务年限为66a。本设计主要针对二1煤层，在井田范围内，二1煤层赋存稳定，平均2-6，矿井生产相对瓦斯涌出量5.06m3/t，绝对瓦斯涌出量30m3/min，矿井应属低瓦斯矿井。煤尘无爆炸性危险，煤层无自然发火倾向。5.1.2主要通风机工作方法的确定煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：1 抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2 压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。3 采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。4 在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。5 如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。6 在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时生产，路线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。用抽出式通风，就没有这些缺点。综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。因此，根据给定的条件，确定该矿井采用抽出式通风。5.1.3矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。具体地说，要适应以下基本要求：1 矿井至少要有两个通地面的安全出口。2 进风井口要有利于防洪，不受粉尘有害气体污染。3 北方矿井，井口需装供暖设备。4 总回风巷不得作为主要行人道。5 工业广场不得受扇风机的噪音干扰。6 装有皮带机的井筒不得兼作回风井。7 装有箕斗的井筒不得作为主要进风井。8 可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风。9 通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件。10 通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。5.1.4矿井通风类型的确定一般矿井主要有五种通风类型：中央并列式、中央分列式、两翼对角式、分区对角式和混合式通风。根据本设计的实际地质条件和开拓方式，有以下几种通风方式可供选择：中央并列式，中央边界式，两翼对角式。其优缺点及使用条件比较见表5-1-1。 表5-1-1 矿井通风方式比较表 通风方式适用条件优缺点中央并列式新建矿井，煤层倾角大，走向长度小于4 km，而且瓦斯、自然发火不严重的矿井。初期投资少，出煤快，采区生产集中，便于管理；节省风井工业广场占地，压煤少；便于井筒延伸，为深部通风提供有利条件；风流折返流动路线长，通风阻力大，通风费用高；工业广场有风机，噪音大。中央边界式煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大而瓦斯和自然发火较严重的矿井。与并列式相比，这种方式较安全，建井期两井深部延伸，通风不困难，风流不折返，阻力小，内部漏风小，有利于防火。工业广场没有噪音和污风的污染，回风井系统设备防尘管理比较方便。两翼对角式适用于走向长度大于4 km，井田面积大，产量高，煤层距地表浅，瓦斯、自然发火严重的矿井。由于风流路线较短，阻力和漏风小，所以各采区风阻表较稳定；矿井总风压稳定，工业广场不受污染，比中央分列式安全性更好；但它的初期投资较大，管理相对分散，发生事故时反风较困难。风井压煤较多。从以上比较并结合本矿的实际地质条件和开拓情况：煤层倾角不大，瓦斯涌出量小，煤层4.5m比较厚。若采用中央边界式通风，则风井压煤较多，而且不易管理，但可以到后期考虑采用。因此，开采初期不考虑采用中央边界式。由于赵固一矿的煤层埋藏比较深，东西走向比较长。不符合中央边界式通风的适用条件，因此，排除中央边界式通风。为了快出煤，减少初期投资，并按照开拓设计方案，确定本矿通分方式为：矿井前期开采采用中央并列式通风，后期开采在井田边界再开掘一对风井回风，即本矿通风方式是初期中央并列式，后期采用两翼对角式式通风。该井田储量丰富，矿井的服务年限为66a，根据规程的要求，只考虑前1525 a的开采范围作为服务范围，即优先考虑矿井东一，西二，东三带区的开采年限，对于服务范围之外的通风系统，设计中只作粗略考虑。故只确定前期的通风容易时期和通风困难时期。由开拓方案知，确定开采矿井首采带区21101区段时因靠近工业广场通风线路最短为通风容易时期，开采东二带区因通风线路最长，且为下行通风，故确定其为通风困难时期。5.1.5带区通风系统的要求1 带区通风总要求1）能够有效地控制带区内风流方向、风量大小和风质；2）漏风少；3）风流的稳定性高；4）有利于排放瓦斯，防止煤尘自燃和防尘；5）有较好的气候条件；6）安全经济合理技术。2带区通风的基本要求1）每个带区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；2）工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；3）煤层倾角大于12时，不能采用下行风；4）回采工作面的风速不得低于1 m/s；5）工作面回风流中沼气浓度不得超过1；6）必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；7）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；8）机电硐室必须在进度风流中；9）采空区必须要及时封闭；10）要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。考虑到本矿井型较大和矿井需要风量较大，本着技术可行、经济合理的原则，综合分析确定，本矿初期在工业广场布置一个中央风井，利用副井进风，中央风井回风。对于工作面的通风，轨道运输平巷回风，胶带运输平巷进风。5.1.6回采工作面通风方式工作面通风有上行风和下行风之分，两种通风方式各有优缺点，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：1）上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；2）上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；3）上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；4）上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；5）下行风运输设备在回风巷运转安全性差；6）下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；7）下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。通过对上行风和下行风的比较，确定工作面通风为上行通风方式，部分工作面不得已时可采用一定的方法来解决下行风的问题。适用于本设计的采煤工作面通风类型有U、Z、Y和双Z等形式（以后退式为例，见图5-1-1）。这几种通风类型的粗略比较见表5-1-2。图5-1-1 回采工作面通风类型 表5-1-2 回采工作面通风类型比较表 类型优点缺点U形采空区漏风少在工作面上隅角附近容易积存沼气，影响工作面的安全生产。Z形在采空区上部维护一条回风巷，工作面回风流经回风巷时，采空区的漏风可将其中的沼气排至回风道，工作面比较安全。采空区漏风大，需要维护一条巷道，巷道维护费用高。Y形增加一条进风巷，能有效地解决回风流的瓦斯浓度过高和积存问题。对回采工作面的瓦斯和气候条件没有改善；要求工作面的上顺槽沿采区一翼全长预先掘好，且在回采期间始终维护；同时，还需要在采区边界开一条为相邻两个采区共享的回风上山，故采区巷道的掘进和维护费用较大。双Z形对于瓦斯涌出量大和采用综采机组的回采工作面，能有效解决产量严重受通风限制的问题。中间巷道开掘在煤体中，并且在回采期间始终维护，故掘进和维护费用较大。由于本设计中前期采用中央并列式通风，对照以上工作面通风系统形式的优缺点，决定采用风流系统简单、漏风小的U型通风方式，后期采用两翼对角式通风时，工作面亦采用U型通风。5.2 风量计算及风量分配矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下条带斜巷的风量乘以1.2。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。 5.2.1 工作面所需风量的计算每个采煤工作面实际需要风量,应按沼气(或二氧化碳)涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。矿井瓦斯相对涌出量为5.06m3/t，由于矿井产量大，绝对涌出量较大，为满足通风要求，根据煤矿安全规程有关规定，矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中的最大值： 1.按沼气涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按采煤工作面回风巷风流中沼气的浓度不得超过1的要求计算。即：Qai=100qgaiKai （5-2-1）式中： Qai所有出煤工作面实际需风量，m3/min；qgai所有采煤工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，m3/min；Kai该采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai1.5； 工作面日产量：t；则：瓦斯绝对涌出量：qgai=72545.06/（6024）=25.56（m3/min）工作面需风量：Qai =100qgaiKai=10025.561.5=3833.38（m3/min）取为：Qa大=4000（m3/min）2.按工作面气温与风速的关系计算： 采煤工作面应有良好的劳动气候条件，起温度和风速应符合下列要求，见表5-1-3。 表5-1-3 工作面气温与风速的关系 工作面温度()151518182020232326工作面风速(m/s)0.30.50.50.80.81.01.01.51.51.8按下式计算：Qai大=60VaiSai （5-2-2）采煤工作面进风流气温为20式中： Vai回采工作面风速，取Vai=1.0m/s（查表9.3）；Sai第i个回采工作面平均断面积，m2。对于该设计综采工作面，根据所选综采配套设备尺寸，取 Sai=4.6（M0.3），m2 （5-2-3） 式中 M工作面采高，M =4.5m。 则 Sai=4.6（M0.3） =4.6（4.50.3） =19.32 m2故工作面风量：Qa大=601.019.32=1159.2（m3/min）3.按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qa大=4Nai （5-2-4）式中： 4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；Nai第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。故大采高工作面风量：Qa大=460=240（m3/min）由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：Qa大=4000（m3/min）4.按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。每个回采面：Qmin0.2560Sai（m3/min） （5-2-5）Qmax460Sai（m3/min） （5-2-6）式中： Sai第i个工作面的平均断面积m2对于大采高工作面：Sa大 =19.32m2 289.8 m3/minQa大4636.8由风速验算可知，Qa大 =4000m3/min符合风速要求。5.2.2 备用面所需风量的计算按下式计算：Q备=0.5Q大（m3/min）。 （5-2-7）式中：Q备备用工作面所需风量，m3/min。所以：备用工作面所需风量为：Q备=0.54000=2000（m3/min）。5.2.3 掘进工作面需风量矿井生产前期，为保证生产正常接替，在正常生产期间，前期安排两套独立通风的综掘机掘进头，后期仍为两个独立通风的煤层掘进头。通风方式：采用综掘机掘巷。在无联络巷贯通时的独头段采用压入式局部通风机通风。各掘进工作面所需风量计算如下：1.按沼气涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1的要求计算。即：Qai =100qgaiKai （5-2-8）式中： Qai第个掘进工作面实际需风量，m3/min；qgai该掘进工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，m3/min；根据现场实测数据及生产经验，取qgbi =1.0 m3/minKai该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai1.5；工作面需风量：Qa掘=100qaiKai=1001.01.5=150（m3/min）按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qai=4Nai （5-2-9）式中： 4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；Nai第i个掘进工作面同时工作的最多人数，取60人。故综掘机掘进工作面风量：Qa掘=460=240（m3/min）大巷掘进工作面风量：Qa掘=460=240（m3/min）由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：Qa掘=240（m3/min）5.2.4 硐室需风量按经验值给风量：机车检修、充电硐室：Q充=100（m3/min）火药库：Q火=100（m3/min）矿井煤层构造简单，辅助运输方式为无极绳牵引卡轨车，带区内各工作面设备材料均可由卡轨车运到各使用地点，故只在井底车场处布置各硐室，带区内不布置硐室。5.2.5 其它巷道所需风量其它巷道所需风量由下式计算：Qd600.25S4 （5-2-10）式中： S其它巷道平均断面面积，取S=14.2 m2；Qd =600.2514.24=852（m3/min）取900（m3/min）5.2.6 矿井总风量1.根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量按下式计算：由下式计算：Q=KQ采+Q备+Q掘Q硐Q其它 （5-2-11）式中： Q矿井总风量，m3/min；K风量备用系数，取K=1.2；Q采回采工作面所需风量，m3/min；Q备备采面所需风量，m3/min；Q掘掘进面所需风量，m3/min；Q硐硐室所需风量，m3/min；Q其它其它巷道所需风量，m3/min；则： Qmin=1.2(4000+2000+2403+200+900)=9384（m3/min）Qmax=1.2(4000+2000+2405+200+900)=9960（m3/min）2.根据矿井人数计算，按下式计算：Q=4NK （5-2-12）式中：N井下同时工作的最多人数，取N=300人；K风量备用系数，取K=1.5；则：Q = 4NK = 43001.5 = 2400（m3/min）两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为9384m3/min，在矿井通风困难时期为9960m3/min。5.2.7 风量分配1.通风容易时期和困难时期的确定在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。其通风容易时期在正常回采期间，困难时期在西二带区接替时期。2.配风的原则和方法根据实际需要由里向外的配风原则，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下条带斜巷的风量乘以1.2。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。1）大采高工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，工作面进风条带斜巷风量为：Q进1=40001.2=4800m3/min2）准备工作面：Q备=20001.2=2400m3/min3）综掘机掘进面：Q连掘=4801.2=576 m3/min4）大巷掘进面：Q掘=2401.2=288m3/min5）机车检修、充电硐室：Q充=1001.2=120m3/min6）火药库：Q火=1001.2=120m3/min7）其它巷道：Q其它=7501.2=900m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。5.3 全矿通风阻力计算5.3.1计算原则1 进行矿井通风总阻力计算，应考虑矿井达到设计产量时，主要通风机在服务期限内（1525a），既能克服矿井的最大阻力（即通风困难时期），又能保证矿井在最小阻力（即容易时期）的情况下通风机的效率不低于0.7，所以必须计算这两个时期的总阻力。2 确定矿井通风容易时期和困难时期。一般情况下，矿井投产刚达到设计产量时，主要通风机所服务的这个时期为容易时期；主要通风机服务期限内的后期为困难时期。3 确定计算阻力路线。根据所给出的两个时期通风系统图，凭直观和经验选择一条风量最大、巷道总长度最长的线路计算最大阻力，不必计算出所有巷道的阻力。只有在不能直接判断哪条线路阻力最大时，才需要计算出所有线路的阻力，比较后得出最大阻力。计算时在选定的路线上（容易和困难时期分别选定），从进风井口到回风井口逐段编号，然后对各段井巷进行阻力计算，再将各段计算结果累加起来，便得出通风容易和困难时期的井巷通风hrmin和hrmax。4 如果矿井服务年限长，则只计算投产后的1525 a内通风容易和通风困难时期的井巷通风总阻力。5.3.2确定矿井通风容易时期和困难时期该井田储量丰富，矿井的服务年限为66 a，其中，开采f16-f17 之间煤时的服务年限为25a左右。根据规程的要求，只考虑前1525 a的开采范围作为服务范围，对于服务范围之外的通风系统，设计中只作粗略考虑。故只确定前1525 a的通风容易和困难时期。矿井初期采用中央并列式通风，由开拓方案知，确定开采矿井首采带区东一带区分带时因靠近工业广场通风线路最短为通风容易时期，开采第一水平下山部分西二带曲因通风线路最长，确定其为通风困难时期。5.3.3矿井最大阻力路线和通风网络图（1）通风容易时期和通风困难时期的定义矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。（2）通风容易时期路线：副井2井底车场21轨道石门12轨道运输大巷21101分带行人进风斜巷1921101工作面轨道顺槽1621101工作面2121101工作面轨道顺槽15回风大巷14中央风井3通风容易时期平面图和网络图，如图5-1-2,5-1-3图5-1-2通风容易时期立体图图5-1-3 通风容易时期网络图（3）通风困难时期路线：副井2井底车场21轨道石门西翼轨道20西二胶带运输下山2221201工作面运输斜巷24工作面21201工作面轨道斜巷25西二轨道下山26回风大巷14中央风井3 通风困难时期平面图和网络图，如图所示 图5-1-4通风困难时期立体图 图5-1-5通风困难时期网络图5.3.4 矿井通风总阻力沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力：hfr =aLUQ2/S3 （5-2-13）式中： hfr巷道摩檫阻力； L、U、S分别是巷的长度、周长、净断面积；Q分配给井巷的风量；各巷道的摩擦阻力系数。计算结果见表5-1-4、表5-1-5。 表5-1-4 通风容易时期 井巷名称支护形式a NS2/m4L（m）U m S m2Rfr NS2/m8Q m3/shfr（Pa）v m/s副井井筒混凝土0.042 420.00 20.40 33.20 0.0098 80.33 63.46 2.42 井底车场锚喷0.010 170.00 14.40 14.30 0.0084 80.33 54.02 5.62 轨道进风石门锚喷0.010 980.00 14.80 14.30 0.0496 80.33 320.06 5.62 运输大巷锚网0.010 400.00 14.80 14.30 0.0202 76.33 117.95 5.34 分带运输斜巷锚网0.012 470.00 15.20 13.80 0.0272 74.33 150.19 5.39 工作面液压支架0.034 1920.00 14.00 14.00 0.1176 54.33 346.98 3.88 分带回风斜巷锚网0.012 228.00 20.12 20.00 0.0195 53.33 55.45 2.67 条带斜巷锚网0.020 1880.00 14.00 14.00 0.1151 54.33 339.75 3.88 回风大巷锚喷0.010 100.00 15.20 13.80 0.0058 80.33 37.32 5.82 风井混凝土0.025 900.00 15.70 19.60 0.0469 80.33 302.74 4.10 合计1787.92 表5-1-5 通风困难时期井巷名称支护形式 NS2/m4 L m U m S m2Rfr NS2/m8 Q m3/s hfr Pa v m/s副井井筒混凝土0.042 420.00 20.40 33.20 0.0098 88.33 76.72 2.66 井底车场锚喷0.010 170.00 14.40 14.30 0.0084 88.33 65.32 6.18 轨道进风大巷锚喷0.010 980.00 14.80 14.30 0.0496 88.33 386.99 6.18 进风行人斜巷锚网0.010 400.00 14.80 14.30 0.0202 84.33 143.97 5.90 条带轨道斜巷锚网0.010 1230.00 15.20 13.80 0.0711 80.33 459.06 5.82 工作面液压支架0.012 1670.00 14.00 14.00 0.1022 59.33 359.91 4.24 条带运输斜巷锚网0.034 228.00 20.12 20.00 0.0195 58.33 66.33 2.92 条带斜巷锚网0.012 1640.00 14.00 14.00 0.1004 59.33 353.44 4.24 回风大巷锚喷0.010 1100.00 15.20 13.80 0.0636 88.33 496.38 6.40 风井混凝土0.025 900.00 15.70 19.60 0.0469 88.33 366.04 4.51 合计2774.16 经以上计算风速满足8m/s。矿井通风阻力见表5-1-6。表5-1-6 风路总阻力容易时期困难时期阻力(pa)1787.922774.165.3.5矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：hrmin=1.2hrfmin （5-2-14）困难时期通风总阻力：hrmax=1.15hrfmax （5-2-15）式中： 1.2、1.15为考虑风路上有局部阻力的系数。hrfmin、hrfmax是矿井通风困难和容易时期的阻力之和；则： hrmin=1.21787.92=2145.50 Pa（3400 Pa）hrmax=1.152774.16=3190.28Pa（3400 Pa）矿井通风总风阻见表5-1-7。表5-1-7矿井通风总阻力7 容易时期困难时期总阻力(pa)2145.503190.285.3.6 两个时期的矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算公式：R=hr/Qf2 （5-2-16）矿井通风等积孔计算公式：A=1.1896/R0.5 （5-2-17）式中： R矿井风阻，NS2/m8；hr矿井总阻力，Pa；Qf矿井总风量，m3/s；A矿井等积孔，m2。容易时期：总风阻为：R=hrmin/Qfmin2=2145.50/（4820/60）2 = 0.08(NS2/m8)总等积孔：Armin=1.1896/R0.5=1.1896/0.28=4.24（m2）全矿总阻力：hrmax=2145.50（Pa）困难时期:总风阻为：R=hrmax/Qfmax2=3190.28/（9960/60）2=0.12（NS2/m8）总等积孔：Amin=1.1896/R0.5=1.1896/0.6394=3.4（m2）全矿总阻力：hrmax=3190.28（Pa）通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表5-1-8：表5-1-8 矿井等积孔 容易时期困难时期等积孔(m2)4.243.4由以上计算看出，本矿井通风容易时期总等积孔大于2，总风阻小于0.35 NS2/m8，属于通风容易矿井。通风困难时期总等积孔大于2，总风阻均小于于0.35 NS2/m8，属于通风容易矿井。5.4 扇风机选型5.4.1 选择主扇根据前面计算，用扇风机的个体特性曲线来选择主扇，要先确定通风容易和通风困难两个时期主扇运转时的工况点。1.自然风压通风机的压力与自然风压有很大关系。风机选型时计算风机压力须计算出矿井自然风压。矿井自然风压的大小，主要取决于风井的深度及内部的风流的密度。自然风压的一般计算公式：hn=（H11 - H22）g 式中：hn自然风压，paH1副井深度，mH2风井深度，m1副井中风流的密度，kg/m32风井中的风流密度，kg/m3g重力加速度，9.8m/s2由于矿井进回风井的风流参数因季节的不同而不同，所以分夏季和冬季两个差别较大的时期。表5-1-9 参数表地点季节副井风井夏季（kg/m3）1.201.24冬季（kg/m3）1.261.20于是夏季的自然风压hn1为hn1 =（633.81.20-603.81.24）9.8 = -164.64 （pa）冬季的自然风压hn2为hn2 =（633.81.26-603.81.20）9.8= 246.96 （pa）2.主扇工作风压1）通风容易时期=为了使所选用的风机在通风容易时期的工作效率不至太低，故从通风系统中减去自然风压h，用轴流式风机，在通风容易时期的静风压为hfsmin=hrmin -hn （5-2-18）式中： hrmin通风容易时期的矿井通风阻力，pahn 通风容易时期帮助风机风压的矿井自然风压，pa代入式 920得hfsmin=2145.50-164.64=1980.86 （pa）2）通风困难时期为了使所选用的风机在通风困难时期也能满足要求，需要考虑矿井自然风压与风机风压反向时对风机的影响，故应从通风系统阻力中加上自然风压，用轴式风机在通风困难时期的静风压为hfsmax= hrmax +hn （5-2-19）式中 hrmax通风困难时期的矿井通风总阻力，pahn 通风容易时期帮助风机风压的矿井自然风压，pa把前面的数据代入式9-21hfsmax =3190.28+246.96=3437.24（pa） 通过以上计算，得出矿井风机通风容易和困难两个时期产生的静风压如表5-1-10表5-1-10 两个时期风机静风压表时期容易时期困难时期风压1980.863437.243.主扇的实际通过风量Qf因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量Qf必须大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算：Qf=1.05Q （9.19）式中： Qf实际风量，m3/sQ风井总风量，m3/s1.05抽出式矿井通风外部漏风系数容易时期：Qf=1.059384/60=164.22m3/s困难时期：Qf=1.059960/60= 174.3m3/s矿井主扇通过实际风量Qf见表5-1-11。表5-1-11矿井主扇通过实际风量 前期后期风量m3/min93849960m3/s164.22174.34.主扇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 Qf2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期：Rfsmin=hfsmin/Qf1min2 = 2145.50/164.2 = 0.08（NS2/m8）困难时期：Rfsmax=hfsmax/Qf1max2 = 3190.28/174.3= 0.11（NS2/m8）风机风压与风量的关系：容易时期：hfsmin=RfsminQf2=0.080Qf2困难时期：hfsmax=RfsmaxQf2=0.11Qf2通风容易和困难时期风阻见表5-1-12。表5-1-12通风容易和困难时期风阻 时期容易时期困难时期数值(NS2/m8)0.080.11根据以上数据，在扇风机个体特性图表上选定风机，该矿井前后期风机型号均为2K60-No28,n=600r/min，见图5-1-6 根据2K60-No28轴流风机的性能曲线，可以确定扇风机实际工况点为图中的1、2两点，风机工况点见表5-1-13。表5-1-13 风机工况点型号时期叶片安装角转速 (rpm)风压 (Pa)风量 (m3/s)效率输入功