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摘 要本设计以张家峁煤矿5号煤层为开采煤层。5#煤层地质条件较为简单，煤层倾角1-2，平均煤厚5.66m，矿井设计资源量232.99Mt，设计可采储量186.39Mt，设计生产能力2.4Mt/a，服务年限60a。本矿井采用斜井开拓，设置主斜井，副斜井，回风斜井。盘区划分，条带式开采，采用走向长壁综采一次采全高采煤法。本设计是以张家峁煤矿的地质资料为基础, 以理论联系实际，重点针对该矿井的概述及矿井地质、井田境界及储量、井型服务年限、井田开拓、采煤方法、井下运输、提升方式、通风与安全、排水等方面展开的，对同类矿山开采具有一定指导意义。关键词：采煤方法、斜井开拓、综采大采高、运输、通风、建井工期 AbstractThe design of the Zhang Jia Mao mine No. 5 coal seam of coal mining. 5# coal geology condition is relatively simple, dip angle of coal seam 1-2 degrees, the average thickness of coal mine design capacity of 232.99Mt 5.66m, resources, recoverable reserves of 186.39Mt design, design production capacity of 2.4Mt/a, the service life of 60a.The mine shaft used to develop, set the main slope, side slope, the return air shaft. Disc area division, strip mining, adopt longwall mining once mining overall height of coal. The design is based on the geological data of Zhang Jia Mao coal based, in the careful guidance of Lu, in strict accordance with the coal mine safety regulations, coal mine design specification requirements of the design. This design is based on the combination of theory and practice, focusing on the mine of mine geology, Ida realm and reserves, well service life, Ida forge, coal mining method, underground transport, lifting, safety and ventilation, drainage and other aspects, for similar mining has certain guiding significance.Key words: vertical shaft development、full-mechanized caving mining、layer mining、transportation、ventilation、environmental protectio2目 录第一章 矿井概况及地质特征11.1矿井概况11.1.1位置与交通11.1.2地形地貌31.1.3气象与水文情况31.1.4矿区概况51.2矿井地质特征81.2.1地层81.2.2 地质构造101.3 矿体赋存条件特征及开发技术条件111.3.1煤层及煤质11第二章 井田开拓182.1 井田境界及储量182.1.1 井田境界182.1.2 矿井资源/储量估算202.1.3 安全煤柱222.2 矿井设计生产能力及服务年限232.2.1 矿井工作制度232.2.2 矿井设计生产能力232.2.3 矿井服务年限242.3 井田开拓252.3.1 影响开拓方式的主要因素252.3.2 井田开拓主要技术原则252.3.3 井田开拓方案的选择252.3.4 煤层分组及水平划分28第三章 大巷运输及设备293.1 大巷运输方式选择293.1.1 大巷煤炭运输方式选择293.1.2 大巷辅助运输方式选择293.2 运输设备选型303.2.1 煤炭运输设备303.2.2 辅助运输设备35第四章 采（盘）区布置及装备424.1盘区布置424.1.1 移交生产和达到设计生产能力时的盘区数目及位置424.1.2 盘区巷道布置424.2采煤方法434.2.1 采煤方法及回采工艺434.2.2 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型464.2.3 回采工作面支护及顶板管理524.2.4 回采工作面参数的确定524.2.5工作面和盘区回采率544.2.6 回采工作面生产能力544.3 巷道掘进564.3.1 巷道断面及支护形式564.3.2 巷道掘进进度指标574.3.3 掘进工作面个数及设备574.3.4 矿井采掘比例关系、掘进率和矸石率604.3.5 井巷工程量60第五章 矿井通风与安全625.1 拟定矿井通风系统625.1.1 通风考虑的主要因素625.1.2矿井通风635.2 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算645.3 计算矿井总风量655.3.1 风量计算655.4 矿井通风设备选型705.4.1设计依据705.4.2 通风机风量、风压计算715.4.3 设备选型715.4.4附属设施745.4.5其他745.5 计算矿井通风等积孔745.7 灾害预防及安全装备755.7.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施755.7.2 防火765.7.3 防矿尘825.7.4 井下水灾预防825.7.5片帮冒顶事故预防845.8矿井下安全避险“六大系统”855.8.1监测监控系统855.8.2井下人员定位系统865.8.3紧急避险系统865.8.4压风自救系统865.8.5供水施救系统875.8.6通信联络系统87第六章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型886.1 矿井提升设备选型886.1.1 电动机选型886.2 主运输设备选型896.2.1 带式输送机选型896.2.1 带式输送机选型926.3 矿井排水设备选型936.3.1 设计依据936.3.2 设备选型946.3.3 其它976.4 压缩空气设备选型976.4.1 设计依据976.4.2 设备选型97第七章 建井工期1017.1 建井工期1017.1.1 施工准备的内容与进度1017.1.2 矿井设计移交标准1017.1.3 井巷工程施工进度指标1027.1.4 井巷主要连锁工程1027.1.5 三类工程的施工顺序和施工组织的基本原则1037.1.6 建井工期预计1047.2 产量递增计划104致 谢105参考文献1063摘 要本设计以张家峁煤矿5号煤层为开采煤层。5#煤层地质条件较为简单，煤层倾角1-2，平均煤厚5.66m，矿井设计资源量232.99Mt，设计可采储量186.39Mt，设计生产能力2.4Mt/a，服务年限60a。本矿井采用斜井开拓，设置主斜井，副斜井，回风斜井。盘区划分，条带式开采，采用走向长壁综采一次采全高采煤法。本设计是以张家峁煤矿的地质资料为基础, 以理论联系实际，重点针对该矿井的概述及矿井地质、井田境界及储量、井型服务年限、井田开拓、采煤方法、井下运输、提升方式、通风与安全、排水等方面展开的，对同类矿山开采具有一定指导意义。关键词：采煤方法、斜井开拓、综采大采高、运输、通风、建井工期 AbstractThe design of the Zhang Jia Mao mine No. 5 coal seam of coal mining. 5# coal geology condition is relatively simple, dip angle of coal seam 1-2 degrees, the average thickness of coal mine design capacity of 232.99Mt 5.66m, resources, recoverable reserves of 186.39Mt design, design production capacity of 2.4Mt/a, the service life of 60a.The mine shaft used to develop, set the main slope, side slope, the return air shaft. Disc area division, strip mining, adopt longwall mining once mining overall height of coal. The design is based on the geological data of Zhang Jia Mao coal based, in the careful guidance of Lu, in strict accordance with the coal mine safety regulations, coal mine design specification requirements of the design. This design is based on the combination of theory and practice, focusing on the mine of mine geology, Ida realm and reserves, well service life, Ida forge, coal mining method, underground transport, lifting, safety and ventilation, drainage and other aspects, for similar mining has certain guiding significance.Key words: vertical shaft development、full-mechanized caving mining、layer mining、transportation、ventilation、environmental protectio109 前 言本矿井设计是以张家峁煤矿的地质资料为基础，通过总结为期一个月的井下实习经历并查阅了煤矿开采学、矿山压力与岩层控制、通风安全学、开采损害学等教材的相关内容，严格按照煤矿安全规程和设计规范的要求进行编写的。设计中的一些重要地质数据和图表都是以张家峁煤矿的地质资料、地形地质图、地板等高线图为依据，按照采矿工程专业毕业设计教学大纲的要求进行修改的。设计分为矿井地质概况，井田开拓，大巷运输及设备，盘区布置及装备，通风与安全，矿井提升、运输、排水、压缩空气和设备选型，以及自选内容建井工期等七大章节。较为全面的介绍了张家峁煤矿5#煤层的相关设计开拓内容。设计在内容上遵循少而精、理论联系实际的原则，力求在阐明基础原理的基础上，密切结合矿井的实际情况，采用先进的开采方法进行开采，从而尽可能的达到经济效益最大化，安全最优化的目的。由于本人学识水平有限，因此，本设计中缺点和错误在所难免，在此恳请各位老师提出宝贵意见，进行批评指正，以便今后能够多加改正。最后，对为本次设计提出宝贵意见和帮助的老师报以万分感谢。设计人：日期：20xx年6月目 录第一章 矿井概况及地质特征11.1矿井概况11.1.1位置与交通11.1.2地形地貌31.1.3气象与水文情况31.1.4矿区概况51.2矿井地质特征81.2.1地层81.2.2 地质构造101.3 矿体赋存条件特征及开发技术条件111.3.1煤层及煤质11第二章 井田开拓182.1 井田境界及储量182.1.1 井田境界182.1.2 矿井资源/储量估算202.1.3 安全煤柱222.2 矿井设计生产能力及服务年限232.2.1 矿井工作制度232.2.2 矿井设计生产能力232.2.3 矿井服务年限242.3 井田开拓252.3.1 影响开拓方式的主要因素252.3.2 井田开拓主要技术原则252.3.3 井田开拓方案的选择252.3.4 煤层分组及水平划分28第三章 大巷运输及设备293.1 大巷运输方式选择293.1.1 大巷煤炭运输方式选择293.1.2 大巷辅助运输方式选择293.2 运输设备选型303.2.1 煤炭运输设备303.2.2 辅助运输设备35第四章 采（盘）区布置及装备424.1盘区布置424.1.1 移交生产和达到设计生产能力时的盘区数目及位置424.1.2 盘区巷道布置424.2采煤方法434.2.1 采煤方法及回采工艺434.2.2 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型464.2.3 回采工作面支护及顶板管理524.2.4 回采工作面参数的确定524.2.5工作面和盘区回采率544.2.6 回采工作面生产能力544.3 巷道掘进564.3.1 巷道断面及支护形式564.3.2 巷道掘进进度指标574.3.3 掘进工作面个数及设备574.3.4 矿井采掘比例关系、掘进率和矸石率604.3.5 井巷工程量60第五章 矿井通风与安全625.1 拟定矿井通风系统625.1.1 通风考虑的主要因素625.1.2矿井通风635.2 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算645.3 计算矿井总风量655.3.1 风量计算655.4 矿井通风设备选型705.4.1设计依据705.4.2 通风机风量、风压计算715.4.3 设备选型715.4.4附属设施745.4.5其他745.5 计算矿井通风等积孔745.7 灾害预防及安全装备755.7.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施755.7.2 防火765.7.3 防矿尘825.7.4 井下水灾预防825.7.5片帮冒顶事故预防845.8矿井下安全避险“六大系统”855.8.1监测监控系统855.8.2井下人员定位系统865.8.3紧急避险系统865.8.4压风自救系统865.8.5供水施救系统875.8.6通信联络系统87第六章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型886.1 矿井提升设备选型886.1.1 电动机选型886.2 主运输设备选型896.2.1 带式输送机选型896.2.1 带式输送机选型926.3 矿井排水设备选型936.3.1 设计依据936.3.2 设备选型946.3.3 其它976.4 压缩空气设备选型976.4.1 设计依据976.4.2 设备选型97第七章 建井工期1017.1 建井工期1017.1.1 施工准备的内容与进度1017.1.2 矿井设计移交标准1017.1.3 井巷工程施工进度指标1027.1.4 井巷主要连锁工程1027.1.5 三类工程的施工顺序和施工组织的基本原则1037.1.6 建井工期预计1047.2 产量递增计划104致 谢105参考文献106第一章 矿井概况及地质特征1.1矿井概况1.1.1位置与交通张家峁井田位于陕西省榆林市神木县北部，井田距神木县约36km。行政区划隶属神木县麻家塔乡及店塔乡管辖。井田地理坐标位于东经11016211102332，北纬 385738390137之间。井田东西长约10.0km，南北宽约5.7km，面积52.1532 km2。井田所在的榆林地区交通便利，先后建成了包(头)神(木)、神(木)朔(山西朔州)、西(安)包(头)铁路神(木)延(安)段等三条铁路。神朔铁路是为开发神府、东胜煤田而修建的运煤专线铁路，主要承担神木、东胜矿区煤炭外运任务。1999年进行了电气改造，运输能力为30Mt/a。新规划的神府矿区南区四井田铁路运煤专线已开始修建，预计各矿井建设完工时即可投入运营。其中红柠铁路2006年开工建设，预计2009年9月投入使用，运输能力为44Mt/a。陕西省已形成“两纵两横”的高等级公路骨架，公路总里程19821km。其中，等级公路5580km。航空基础设施发展迅速，榆林机场有支线飞机可飞往西安、太原等地。西安东胜段高速公路已建成通车，是陕西 “米”字型公路网络一部分。府谷县、神木县至东胜的公路干线（府新公路）经井田北部而过，并在东胜和210国道高速路相连；井田南经榆林、延安可达西安，北可达东胜、包头；东经府谷县可达山西诸县，公路交通状况良好，煤炭外运有充分保障。 张家峁井田至周边各主要城市及铁路站点距离如下： 张家峁神木县城：36km 张家峁神木北站（店塔）：15km 张家峁府谷：93km 张家峁榆林市：164km矿井交通位置见图1.1-11.1.2地形地貌井田位于陕北黄土高原与毛乌素沙漠的接壤地带。井田地形总的趋势为西南、西北高，中东部低，海拔高程最高1319.70m（单家阿包三角点），最低海拔高程1088.00m（常家沟河谷处）。一般在11501260m。井田地貌类型可分为风沙滩地区和黄土丘陵沟壑区。井田西南角为风沙滩地区，地表被松散沙层覆盖，地势相对比较平坦，矮丘状固定沙丘和垄崗状半固定沙丘呈波状起伏。近年来植被恢复速度较快，主要有人工种植草地、荒草地、少量沙棘、沙柳等。除上述风沙滩地地貌外，区内其余地区属黄土丘陵沟壑区，地形支离破碎，沟壑纵横，坎陡沟深，梁峁相间，沟谷陡峻狭窄，地表侵蚀强烈。第四系中更新统黄土广布，一般厚度50100m。现代地貌形态主要以地表迳流侵蚀为主，返耕还林政策实施以后，植被恢复很快，水土流失得到初步控制。基岩裸露于沟谷两侧，沟坡和山顶固定、半固定沙丘、沙坡、平沙地屡见不鲜。1.1.3气象与水文情况1.气象本区地处我国西部内陆，为典型的中温带半干旱大陆性气候。气候特点为：冬季寒冷，春季多风，夏季炎热，秋季凉爽，四季冷热多变，昼夜温差悬殊，干旱少雨，蒸发量大，降雨多集中在七、八、九月份。全年霜冻期较长，初霜冻期为九月中下旬，十月初冻结，次年四月解冻。据榆林市神木县气象站多年累积气象资料分析，主要气象参数如下：极端最高气温 38.9极端最低气温 -29.7近年平均气温 8.8多年平均降雨量 436.6mm近年最大降雨量 553.1mm日最大降雨 135.2mm(1977年8月1日)枯水年降雨量 108.6mm(1965)多年平均蒸发量 1774.1mm多年平均绝对湿度 7.6mbar平均风速 2.2m/s极端最大风速 25m/s(1970.7.18)最大冻土深度 146cm(1968)2.矿区水系窟野河为矿区最大河流，发源于内蒙古自治区伊金霍洛旗，上游为乌兰木伦河，从井田东部自北向南流过，最后注入黄河。据神木县水文观测站资料：该河流域面积7298km2，多年平均流量17.40m3/s，最小流量0.02m3/s，最大流量13800m3/s(1976年8月2日)。3.井田内水系（1）考考乌素沟（河流）发源于神木县中鸡乡一带，位于井田北部，自西流向东南，汇于窟野河，河宽1020m，为一条较大的常年性流水河。河谷呈“U”字型，属侵蚀型谷地。河床宽缓，河漫滩及一级阶地发育。一级阶地最宽大于100m。河谷两旁支沟发育，井田内属于考考乌素沟水系南部的支沟自西向东有：四门沟、李家梁沟、雷家沟、院家梁沟、张家峁东沟、贺地山沟、赵苍峁沟；北部的支沟自西向东有：张家沟、前喇嘛寺沟、捣不赖沟、缸房沟等。据194队1988年10月至1989年9月张家沟沟口站观测资料，该沟流量224.901403.80L/s，一般801.70L/s。（2）常家沟(河流)常家沟河由乌兰不拉沟泉和老来沟溪汇合而成，源于井田南部区内，延伸达7km，自西向东流入窟野河。河谷呈“V”字型，属侵蚀型谷地。河床宽210m，河漫滩及一级阶地均不发育，一级阶地最宽约100m。河谷两旁冲沟发育，属于该河流域的大支沟自西向东依次为：乌兰不拉沟、郭家也沟、乔家圪劳沟、水塔沟、大进沟。据131队1989年4月1990年3月陈家塔村站观测资料，该沟流量3.25635L/s，一般60120L/s。流量因季节而异，变化幅度较大，夏季流量较小且多洪峰，冬季流量比较稳定，一般每年三月底至四月初因冰雪融化而流量稍有增加，七、八月因降雨集中，往往出现山洪，致使农田被淹，交通受阻。4.水库常家沟水库位于井田内东南部，建于乌兰不拉河与老来河的交汇处，是神木县目前最大的蓄水水库。汇水面积44km2，水库最大容量1200万m3，供下游三万亩农田灌溉和人畜饮用，同时该水库亦承担华能公司自备电厂供水任务。水坝为土质结构，坝高46.7m，长250m，坝面宽10m，坝底及周围岩石为延安组第三段极弱含水层段。库底被泥沙淤积，库底标高1111.74m。洪峰期最高水位1127.74m，枯水期水位标高1121.74m，蓄水量154299万m3，一般225万m3。1.1.4矿区概况1.矿区开发情况（1）矿区总体规划2004年7月，陕西煤业集团委托中煤国际工程集团北京华宇工程有限公司编制了神府矿区南区总体规划。陕北侏罗纪煤田神木北部详查勘探区位于陕北侏罗纪煤田之北部，位于陕西省榆林市神木县北部，属大柳塔、孙家岔、中鸡、麻家塔乡辖区，地理坐标，东经1100511026北纬38523927之间。东以悖牛川、窟野河为界，北达陕蒙边界，西以60、32、54号孔连线为界，南以麻家塔沟与60号孔连线为界。详查勘探区南北长64km，东西宽8.525km，面积1267km2。神府矿区南区属陕北侏罗纪煤田神木北部详查区的一部分，位于神木北部详查区之南部，行政区划隶属神木县孙家岔、店塔、麻家塔管辖。矿区范围：北至朱盖塔井田，南以神木北详查区南界为界，东至窟野河及其上游乌兰木伦河，西以神木北部详查区西界为界。规划区南北长约32km，东西宽约19km，面积约625.67km2。矿区设计生产总规模34.00 Mt/a。共划分4个矿井，分别为柠条塔（12.0Mt/a）、张家峁（6.0Mt/a）、孙家岔（4.0Mt/a）和红柳林矿井（12.0Mt/a）。该总体规划由国家发展和改革委员会以发改能源20061621号关于陕西省神府矿区南区总体规划的批复通过审批。根据陕西省神府矿区南区总体规划，张家峁井田北以137、134号钻孔连线与孙家岔井田相邻，东以乌兰木伦河、5-2号煤层火烧边界为界，南以坐标点（x=4314673，y=37437000）与坐标点 （x=4314870，y=37446030）连线与红柳林井田相邻，西以144、198号钻孔连线与柠条塔井田为界。井田南北长约17.2km，东西宽约10.4km，面积145.6km2。（2）矿区开发现状神府矿区南区有生产煤矿44处，大多为乡镇小煤矿，主要分布在考考乌素沟两侧及乌兰木伦河西侧，大多开采2-2、3-1煤层，生产规模一般为0. 030.15Mt/a左右。位于考考乌素沟北侧石窑湾附近的海湾矿井隶属于神府开发区海湾矿业有限责任公司，设计生产能力初期0.30Mt/a，后期滚动发展至1.50 Mt/a。矿井采用平硐开拓，主要开采4-2上、5-2煤，井下布置长壁工作面，爆破落煤；后期拟采用高档普采、综采。龙华煤矿、大哈拉煤矿位于原孙家岔精查勘探区内，龙华煤矿隶属于神木县煤焦电有限责任公司，设计生产能力0.60Mt/a，井田面积5.86km2，保有储量11.04Mt；大哈拉煤矿隶属于陕北矿业管理局，设计生产能力0.30Mt/a，井田面积3.32km2，保有储量9.66Mt。乡镇及个体小煤矿多采用斜井，开采煤层露头、火烧残留煤、河滩出露煤，多数开采2-2或3-1煤。小煤矿开采技术条件简单，生产设备简陋，多为人工打眼放炮，房柱式开采。2.矿区经济情况（1）农作物与畜牧业张家峁井田地处陕西北端的神木县，区内民风淳朴，热情好客，社会风气良好。土地贫瘠，农作物有谷子、糜子、大豆等，经济作物有葵花籽、海红果及少量花生等。畜牧业以羊、牛、猪为主。（2）矿产本区主要矿产为煤，具有埋藏较浅、地质构造简单、煤质优良、易开采之特点。是动力、气化、液化、化工、建材等理想用煤。其它矿产少量，位于煤系底部的石英砂岩二样化硅含量在97%以上，是良好的玻璃工业原料，由于埋藏较深，目前尚无开采利用价值。（4）经济发展情况自改革开放以来，尤其是从八十年代煤炭资源开发以后，矿区经济、社会面貌发生了较大的变化，经济建设出现了新的局面。随着神府矿区的开发和神朔、神包铁路的建成通车，特别是神府矿区的开发及神府经济开发区锦界工业园的建设，煤炭已成为当地国民经济的第一大产业支柱，也成为陕北榆林能源重化工基地建设的核心产业。神木是中国新型煤都，工业以煤炭为龙头，按照煤电、煤化工和载能三个方向转化，形成了煤炭、电力、煤化工、载能、建材等五大支柱产业。煤炭产业是神木工业的龙头。县境内煤炭产量达到86Mt，其中地方33Mt，是全国产煤第一大县。近几年来，全县国民生产总值呈直线增长之势，经济发展速度年均超过25%，2005年，全县国内生产总值80亿元，财政收入19.8亿元，其中地方财政收入6.7亿元，跻身于西部百强县行列。在2005年公布的西部竞争力百强县评比中，神木位居第15位，全国第188位。3.矿井建设和生产主要材料的来源井田周围无建筑材料生产基地，矿井建设所需的主要建筑材料如钢筋、水泥、木材等均需由外地调入。砖、瓦、沙石等大宗建筑材料可以由外地采购调入，也可以在矿区附近自筹建厂生产，为矿井建设提供部分建筑材料。4.水源和电源来源(1) 供水条件第四系风沙滩地区的松散含水层，在低洼处可形成富水地段，据N355号孔抽水资料，单位涌水量为1.637L/sm。C35号孔对喇嘛寺附近的河谷区冲、洪积层进行了抽水试验，单位涌水量为0.405L/s，出露在此层的q08号泉，流量14.5L/s，可在上述第四系松散层潜水的富水地段凿井取水。其他地表水如常家沟水库、考考乌素沟、窟野河等经蓄水净化即可作为矿井临时性供水水源。利用地表水将与下游农田灌溉发生矛盾，河水流量变化较大且携带大量沙。因此，需筑坝截流，储水调节。矿井井下正常涌水量4080m3/d，经处理后水质达到井下消防和洒水水质标准，可作为井下消防洒水水源和地面生产系统补充水。(2) 供电条件为满足张家峁矿井的用电，榆林供电局在矿井东北方向约3km处新建神木张家峁110kV变电所，内设2台变压器，型号为SSZ10-31500/110，容量均为31.5MVA，电压等级为110/35kV，其一回110kV电源引自神木北郊110kV变电所，输电线路为LGJ-300/8km；另一回110kV电源引自神恒源电厂，输电线路为LGJ-300/15km，110kV为双母线接线，35kV及10kV为单母线分段接线，35kV规划6回出线，本期上3回，给张家峁矿2个间隔。该站现已投运。因此，矿井供电电源可靠。 1.2矿井地质特征1.2.1地层1. 矿区地层矿区出露地层详见陕北侏罗纪煤田神府矿区南区地层一览表1.2-1。陕北侏罗纪煤田神府矿区南区地层一览表 表1.2-1地 层岩 性 特 征厚 度(m)分布范围界系统组新生界第四系全新统(Q4)(Q4eol) (Q4al)以现代风积沙为主，主要为中细沙及亚沙土，在河谷滩地和一些地势低洼地带还有冲、洪积层。060基本全区分布上更新统(Q3)马兰组(Q3m)灰黄灰褐色亚沙土及粉沙，均质、疏松、大孔隙度。030零星分布萨拉乌苏组(Q3s)灰黄褐黑色粉细沙、亚沙土、砂质粘土，底部有砾石。0160零星分布中更新统(Q2)离石组(Q2L)浅棕黄色黄褐色亚粘土、亚沙土，夹粉土质沙层、古土壤层、钙质结核层，底部有砾石层。20165基本全区分布新近系上新统(N2)保德组(N2b)棕红色紫红色粘土或砂质粘土，夹钙质结核层，含脊椎动物化石。0110基本全区分布侏罗系中统（J2）直罗组(J2z)紫杂泥岩、砂质泥岩、砂岩，底部有时有砂砾岩。70134局部分布延安组(J2y)浅灰深灰色砂岩及泥岩、砂质泥岩，含多层可采煤层，是盆地的主要含煤地层，最多含可采煤层13层，一般36层，可采总厚最大27m，单层最大厚度12m。150280全区分布下统(J1)富县组(J1f)紫红、灰紫、灰绿色砂质泥岩为主，夹黑色泥岩、薄煤线、油页岩、石英砂岩，底部为细巨砾岩。035基本全区分布厚度不稳定三叠系上统(T3)延长组(T3y)以灰白灰绿色巨厚层状细中粒长石石英砂岩为主，夹灰黑蓝灰色泥岩、砂质泥岩，含薄煤线。88200矿区东南部沟谷出露2.含煤地层延安组含煤岩系为一套内陆浅水湖泊三角洲相沉积，横向相环境变化大，但以可采煤层为特征的垂向层序结构却十分清晰。因此，依据岩性特征自下而上划分为五个中级旋迴，含5个煤组。自上而下编号为15号煤层，主要可采煤层均位于旋迴岩段顶部。各段岩性分述如下：（1）延安组第一段(J2y1)厚度28.27m54.13m，平均35.14 m，北厚南薄，该段中下部以厚层状灰白色中细粒砂岩为主，砂岩的上部及下部常有深灰色粉砂岩、石英杂砂岩。中部为细粒砂岩、粒度上粗下细，泥质胶结，中夹泥岩条带，微波状、水平层理，粉砂岩、泥岩、细粒砂岩具水平纹理。含5煤组，编号为5-1、5-2、5-3、5-4。（2）延安组第二段(J2y2)该段厚度60.5784.19m，平均70.12m。细碎屑岩含量高，以灰色细粒长石岩屑砂岩及粉砂岩为主，次为中粒岩屑砂岩，夹多层薄煤、泥灰岩，含菱铁质透镜体，偶见瓣鳃类动物化石为特征。旋迴结构较复杂，自下而上可分为三个亚旋迴。第一亚旋迴自延安组5-2煤层顶界至4-4煤顶，厚28.1047.77m，平均厚度36.26m。底部为深灰色粉砂岩及泥岩，厚度0.55.50m；其上为浅灰色中细粒岩屑砂岩，泥钙质胶结，中夹多层薄层粉砂岩或泥灰岩，再上为三角洲平原沉积的粉砂岩及泥岩，顶部为4-4煤层。含瓣鳃类化石，偶夹具迭锥构造的泥灰岩透镜体，薄层浅灰绿灰色粘土岩或蒙脱质粘土岩。该旋迴砂岩分选中等，磨圆较差。第二亚旋迴自4-4煤层顶界至4-3煤层顶界，厚度11.7521.69m，平均厚度15.84m。岩性以浅灰色粉砂岩，灰黑色砂质泥岩、泥岩为主，夹浅灰白色细粒砂岩， 4-3煤层位于顶部。第三亚旋迴自4-3煤层顶界至4-2煤层顶界，厚度14.0027.50m，平均厚度19.69m。底部为一厚层中、细粒长石岩屑砂岩，分选好，岩性均一，泥质胶结。其上为浅灰色粉砂岩及泥岩，顶部含4-2煤层。（3）延安组第三段(J2y3)该段厚度40.0151.70m，平均46.97m。厚度相对稳定，是个完整单旋迴结构。岩性组合全井田基本相同，以浅灰灰色粉砂岩、砂质泥岩为主，层段的中部为中厚层状浅灰色中、粗粒长石、石英砂岩，发育条带状、缓波状、似水平层理及小型交错层理，并有大量虫孔构造，含较多球状菱铁矿及根土岩，3-1煤层位于顶部。在3-1煤层下3.06.0m处，有一薄煤层，层位稳定，全区可见，编号为3-2煤层，可做为3-1煤层对比的辅助标志。（4）延安组第四段(J1y4)后期遭受剥蚀，区内保存不全。厚度34.6243.82m，平均39.64m。岩性以厚层状浅灰色中细粒长石岩屑砂岩为主，下部为浅灰色粉砂岩、砂质泥岩、细粒砂岩，呈不等厚互层；上部以灰色粉砂岩、泥岩为主，夹灰色细粒砂岩薄层。2-2煤层位于顶部。（5）延安组第五段(J2y5)遭受强烈的剥蚀作用，区内保存较少，厚度043.53m，平均27.79m。以砂岩厚度大、岩性色调浅、粗碎屑多为特征。该段下部的白色、灰白色粗中粒长石砂岩或长石石英砂岩多呈巨厚层状，厚度可达20.0m左右。含大量炭化或菱铁化树杆化石及镜煤团块及透镜体。砂岩风化后呈豆渣状而有异于其它岩段砂岩，仅保存于井田西南角。1.2.2 地质构造1.2.2.1 矿区构造依据鄂尔多斯盆地聚煤规律及煤炭资源评价(中国煤田地质总局著)国家类地质科研成果，矿区位于东胜靖边单斜构造的陕北斜坡之上。三迭纪以前，整个鄂尔多斯盆地为华北地台的一部分，地层结构、岩性、岩相与华北地台一致。中石炭世时，随着频繁的海进和海退，沉积了石炭二迭系海陆交互相煤系地层。至三迭纪中晚期，包括本区在内的晋陕蒙宁地区才逐渐与华北地台分离解体，形成了独立的内陆盆地鄂尔多斯盆地。晚三迭世瓦窑堡期，随着短暂的下沉，出现了区域上的第二次聚煤作用，在盆地中部的子长县一带形成了瓦窑堡煤系沉积。受印支运动影响，盆地隆起，再次遭受剥蚀，随后又开始了缓慢的沉降。中侏罗世，在起伏不平的三迭系剥蚀面上沉积了侏罗系中统延安组煤系地层，第三次煤炭聚积形成。神府矿区北部的大柳塔镇，发育有近东西向和北西南东向的正断层并延伸到新民矿区北部宽。断层倾向或南或北，断距最大可达70m左右。神府矿区南部构造相对简单，未见断层，属构造相对稳定区域。历史上多次构造运动对其影响甚微。主要表现为垂向的升降运动，形成了一系列沉积间断的假整合与不整合面，无岩浆岩活动。总体上为向西缓倾的单斜构造，走向和倾向伴有宽缓的波状和微波状起伏。地层倾角一般为1左右，局部地段可达3，坡降517。3. 井田构造本井田内先期开采地段以南地层西倾，井田北部及考考乌素沟以北地层急剧北倾，同时伴有宽缓起伏。地层倾角小于3，一般倾角12。各期次地质勘探工作均未见到断层及岩浆岩，故属构造简单一类区。1.3 矿体赋存条件特征及开发技术条件1.3.1煤层及煤质1.含煤性延安组为井田含煤岩系，含煤众多。但达到可采的煤层仅有1层，5-2号煤层，含煤系数9.0%。1剖面含煤性特点（1）第一、第四段含厚和特厚煤层，局部为巨厚煤层。（2）第二段含薄中厚煤层3层。（3）4-2煤层在井田东部有小面积的分岔区。（4）各主要煤层间距变化不大。2平面含煤性特点各钻孔可采煤层总厚在4.2224.27m之间，平均厚度11.96m。煤层最厚处位于井田西部，总体规律是西厚东薄。由于受后期剥蚀作用和煤层自燃作用的影响，东部可采煤层总厚度相对较小。3.可采煤层井田可采和局部可采煤层共有1层，分5-2号煤层，如下（1）5-2煤层位于延安组第一段中部或上部，井田内埋藏深度0.00220.89m，底板标高10041080m，煤层厚度2.477.35m，平均厚度5.66m，极差1.80，标准差1.61，说明该煤层厚度变化较大。属沉积稳定的全区可采中厚厚煤层。先期开采地段煤层厚度5.556.35m，平均厚度6.09m（31个见煤点），可采面积为17.168 km2。详见5-2煤层分布范围及等厚线图1.2-6。区内由西向东呈分岔状，分岔区上分层编号为5-2、下分层编号为5-3煤层。5-2煤层结构简单，大多数见煤点不含夹矸，部分煤层底部含1层夹矸，夹矸厚度一般为0.100.20m。直接顶板以粉砂岩和砂质泥岩为主，其次为中粒砂岩和细粒砂岩。底板以粉砂岩为主，次为泥岩。分岔区与5-3煤层间距0.904.29m，平均间距为1.85m。平面自燃宽度较大，一般在200.002000m之间。 5-2号煤层分布范围及等厚线 图1.2-6 3.煤质特征及工业用途 煤的化学性质1工业分析(1) 分析基水份(Mad)、全水份(Mt)本区各煤层原煤水份(Mad)平均含量变化范围为8.377.10%，变化范围不大。各层煤相比较，水份含量变化规律明显，基本上是由上至下水份含量逐渐减少。浮煤分析基水份一般也有所降低。综合平均值在7.645.72%之间。以往在井田内小煤矿中采取了5-2号煤层全水分煤样，其中： 5-2样品。5-2煤层全水分含量为7.25%。除5-2煤层属低全水分外，其余各煤层均属中等水分煤级别。(2) 原煤灰分(Ad)产率5-2号煤层：灰分产率在3.0111.41%之间，综合平均值为6.09%，属特低灰分级别煤层。 (3) 浮煤挥发分产率(Vdaf)区内各层煤原煤干燥无灰基挥发分综合平均值处33.8538.89%之间，浮煤干燥无灰基挥发分综合平均值处于33.7238.34%之间。5-2煤层分别为36.48%、34.66%、 33.72%和34.44%，属中高挥发份煤层。(4) 煤中硫分(St.d)井田内煤层原煤全硫含量(St.d)平均值处于0.27%0.39%之间，变化幅度很小，均属特低硫煤级别。煤层经1.4g/cm3的密度液洗选后，浮煤硫分均有不同程度的降低，其值在0.22%0.30%之间。煤层原煤各种形态硫以有机硫及硫化铁硫为主，综合平均值分别为0.140.22%及0.050.14%；硫酸盐硫含量极少，仅为0.0050.03%。浮煤各种形态硫以有机硫为主，综合平均值为0.150.24%，硫酸盐硫及硫化铁硫含量极微，分别为 0.0050.02%及0.030.05%。2有害元素(1) 磷(Pd)各煤层原煤磷含量平均值为0.00130.012%，其中5-2号煤层含量为0.012%，属低磷煤，其它各煤层均为特低磷煤。(2) 砷(Asad)各煤层原煤砷含量极微，综合平均值在0.52ppm之间。均属于一级含砷煤。井田内各层煤均符合工业酿造和食品加工业用煤砷含量不得超过8ppm的质量要求。(3) 氟(Fad)原煤中氟含量平均值在2272ppm之间。氟是化学活性很强的非金属元素。煤燃烧后，仅有5%的氟化物残留在煤灰中，95%的氟化物多以SiF4H2F2等形态挥发出来而污染环境。(4) 氯(Cld)各层煤原煤氯含量综合平均值在0.020.064%之间，大部属特低氯煤级别，仅5-2煤属特低氯煤级别。各层煤经1.4比重液洗选后，磷、砷、氟、等有害元素值均有不同程度的降低。3煤灰成分及煤灰熔融性(ST)井田内各层煤中无机矿物质含量特点是硅铝酸盐矿物含量较高，其次为碳酸盐矿物，硫化物含量最低。各煤层煤灰中碱性氧化物（Fe2O3+ CaO+MgO+K2O+Na2O）含量为11.0347.23%， 4-4煤层含量最低；酸性氧化物（SiO2+Al2O3+TiO2）为41.2484.3%，4-4煤层含量最高。碱性氧化物中氧化钾和氧化钠含量分别为0.191.15%及0.050.71%。剖面上含量变化较小，各层煤差别不大。各层煤煤灰软化温度(ST)平均值在11841283之间。5-2煤层属较低软化温度灰，4-3煤层属中等软化温度灰。1.2.4.2 工艺性能1煤的粘结性及结焦性各主要煤层粘结指数(GRI)为零或接近于零，焦渣特征绝大部分为2或3，显微煤岩成分中丝质成分含量为50.162.9%，这些指标表明井田内各层煤均不具备粘结性，结焦性亦很差。2发热量各层煤原煤干燥基高位发热量(Qgr.d)平均值在28.5332.25MJ/kg之间；浮煤发热量较原煤有所增加，在31.6832.99 MJ/kg之间。3煤的气化指标各煤层在850时，煤对CO2还原率综合平均值为10.9618.64%，活性值偏小；在950时，对CO2还原率综合平均值为35.5549.95%，活性值仍达不到工业气化用煤的要求(值超过60%)。随着温度升高，值迅速增大。当温度升至1100时，各煤层对CO2还原率综合平均值为75.65%（4-3煤）94.23%（4-2煤），均可做为气化用煤。4低温干馏焦油产率(Tar.ad)：各煤层焦油产率在3.2012.50%之间，综合平均值为7.56%10.43%，属富油煤。半焦产率(CR.ad)：各煤层在66.0088.70%之间，综合平均值为68.21%74.59%。1.2.4.3 煤的风化及氧化1煤的风化井田内各煤层埋藏浅，地层倾角平缓，煤系与第三系、第四系直接接触或者裸露。各煤层在露头处均已自燃或风化。煤层风化后，物理性质及化学性质发生了较大的变化，呈土状或者粉沫状，丧失了原来的工业用途。由于井田内地形高差悬殊，冲刷剥蚀作用强烈，风化煤基本无法保存.2煤的氧化露头处煤层遭受氧化后，光泽变暗，裂隙发育，易破碎呈菱形体碎快。但这些外观特征的变化，仅限于露头处不足10m的范围内。另外，各煤层部分钻孔、井田内所施工的探槽煤样、小煤矿煤样中也略有反映。煤芯样化学分析中，也出现少量次生腐植酸，靠近煤层自燃边界及露头线的腐植酸含量较高，在0.511.2%之间，一般25%，向深部含量降低，一般为零或0.52%。说明井田内煤变质阶段低，埋藏较浅，易受氧化。1.2.4.4 煤类及煤的工业用途1煤类根据中国煤炭分类国家标准（GB5751-86），以表征煤化程度的浮煤干燥无灰基挥发份（Vdaf）产率和粘结指数（GRI）确定煤类。5-2号煤层：全为长焰煤（CY41）。2工业用途区内各层煤为特低灰低灰，特低硫、特低低磷，特高热值高热值的长焰煤及不粘煤。根据不同工业用途对煤的质量要求及各层煤煤质特点和工艺性能指标，综合分析，确定井田内各层煤均为优质的工业动力用煤。各层煤气化指标中，其a值在1100时，大部分超过80% 各层煤焦油产率（Td）均大于7%，属富油煤，亦可作为低温干馏用煤。煤中砷含量小于8ppm，是食品工业优质用煤。另外，由于本区各层煤在灰分、硫分、磷分等方面均具有的独特优点，其它用途方面用煤必须经过工业实验后另行评定。3.瓦斯赋存状况 煤尘爆炸危险性 煤的自燃性及地温情况1.煤的自燃倾向可采煤层在钻孔中共采集样品55个，均进行了煤的自燃倾向测定。并按“煤的自燃倾向等级分类”标准，对各可采煤层自燃倾向进行分类。根据测定结果，各煤层均属自然发火和有可能自然发火的煤层，不同的是自然发火的难易程度有所差异。45-2煤层易自然发火的样品数较多另外，据邻区资料（井田东约18km的黄羊城沟内沙坡煤矿，开采3-1号煤层，煤类为长焰煤）。1987年11月沙坡煤矿将300t粉碎到3cm以下粒级的煤堆放露天煤场，时隔3个月，自1988年2月开始自燃，至1988年4月燃烧未尽。综上所述，井田内各可采煤层均有可能自然发火，在生产中应引起足够重视。选择合理的开采和通风方法，以防止煤的自燃。2.瓦斯井田补充勘探利用解吸法采集各煤层瓦斯样品8个。其中： 5-2号煤层8个。经测试，区内各可采煤层属瓦斯逸散带。煤中自然瓦斯成分中，氮气（N2）高达75.62100%，二氧化碳（CO2）仅占023.24%，甲烷（CH4）为零或微量。根据规范，井田内瓦斯成分分带划归为“二氧化碳氮气带”。近年来，邻区（柠条塔井田）发生了H2S气体伤害事故，新民区发生了CO中毒事故，为了进一步了解区内各煤层瓦斯、H2S气体和CO气体含量，本次先期开采地段共采5-2煤层瓦斯样共计5个煤层5个，主要了解有毒有害气体和含量变化情况。测试结果表明，煤层解吸瓦斯含量均为零或微量，测试结果与以往相同，H2S、CO气体未检出，钻探施工时无H2S气体逸出。自然瓦斯成份以氮气为主，二氧化碳少量或微量，甲烷微量或零。瓦斯分带仍然属二氧化碳氮气带。另外，据区内小煤矿的调查资料，各矿采煤期间均未发生过瓦斯爆炸事故。但是煤层瓦斯的赋存与运移条件、围岩特征、埋藏深度等因素都有密切关系，在空间上分布极不均匀，尽管本井田测试结果瓦斯含量为零，但在煤矿生产过程中，仍需加强对瓦斯和H2S气体的监测，确保安全生产。3.煤尘本井田补充勘探各煤层共采集煤尘爆炸性实验样21个，实验结果表明区内各可采煤层均有煤尘爆炸危险，未来在矿山开采中应予以足够重视。4.地温本井田补充勘探采用数字测井方法以连续记录曲线的方式，在9-1、11-2两钻孔进行了简易测温工作，简易测温数据与以往成果接近，说明多年来地温无明显变化。区内地温梯度最大为3.47/100m，最小为1.92/100m，平均地温梯度为2.70/100m。多年平均恒温带的深度为2040m，温度为13.2，属无热害异常区。第二章 井田开拓2.1 井田境界及储量2.1.1 井田境界1.国家主管部门对张家峁井田范围的批复关于张家峁井田境界，国家发改委和国土资源部的批复文件有：2006年8月15日，国家发展和改革委员会对陕西省神府矿区南区总体规划批复的境界；2006年12月11日，国土资源部经商国家发改委，对关于陕西省神府新民、榆神、榆横、渭北煤炭国家规划矿区矿业权设置方案的批复的境界。具体如下：国家发展和改革委员会批复的矿区总体规划中的张家峁井田境界根据国家发展和改革委员会文件（发改能源20061621号）所批复的陕西省神府矿区南区总体规划，张家峁的井田范围：北以小煤矿开采边界为界，南与红柳林矿相邻，东为煤层露头，西与柠条塔接壤。井田东西长约9.7km，南北宽约5.7km，井田面积为52.1532km2。矿区总体规划张家峁井田境界拐点坐标表表2.1-1拐点编号坐标（m）拐点编号坐标（m）纬距(X)经距(Y)纬距(X)经距(Y)1432048037437000943146733743700024320480374420103431690037444120443148703744603054314748374404126431538037440410743149953743928384314870374392752.张家峁井田范围内地方、乡镇煤矿分布情况在国土资函2006659号文所批复的张家峁井田范围内，根据陕西省煤田地质局一三一队提供的陕西省陕北侏罗纪煤田神府矿区（南区）张家峁井田地质报告资料，东部区域（约24km2）有10个煤矿，新窑上、张家峁、訾家庄、盖沟联营等4个煤矿已经批准开采最下一层5-2号煤层，目前已经进入5-2号煤层中开采，其余6个煤矿虽然未批复开采5-2煤层，但批复的开采标高已经进入5-2煤层中。小煤矿开采方式多为平硐房柱式开采，预留煤柱支护，生产设备简陋，采用人工打眼放炮，小型拖拉机运输，电灯照明，无通风设备或有通风设备而从不启用，生产规模多为年产315万吨。3.张家峁井田范围调整建议根据张家峁井田内各小煤矿的采矿权范围设置及开采现状分析，并从地方矿产管理局获得的各煤矿采掘监测资料证实，小煤矿开采区域各煤层资源已经千疮百孔，开采深度有深有浅。如果按照国土资函2006659号文所批复，将考考乌素沟以南区域并入张家峁井田设置采矿权，如此将带来一个无法回避的问题，即：张家峁矿井需要对井田14个小煤矿的煤炭资源进行整合，由张家峁矿井统一规划开采。如果将14个小煤矿整合到张家峁井田存在以下问题：(1).这些小煤矿均为合法生产矿井，“三证”齐全，并已有多年开采历史，整合这些合法小煤矿难度非常大。根据陕西省人民政府关于矿产资源整合工作的实施意见陕政发200639号文，张家峁井田内小煤矿整合应由地方政府负责组织实施。(2).从投资方面来说，如果并购如此多的小煤矿，以目前的市场行情，企业将无力承受。(3).从技术方面来说，根据地质报告资料，位于井田东部的张家峁煤矿、赵仓峁煤矿、海湾村河畔煤矿、海湾村办煤矿、訾家庄煤矿、大河湾煤矿、新窑上煤矿的开采深度均进入下部的5-2号煤层，仅西部的阴湾煤矿、母河沟组办煤矿、四门沟乡办煤矿、四门沟村办煤矿、瓷窑沟村办煤矿开采深度尚未进入5-2号煤层。小煤矿开采区的煤炭资源几乎全部破坏，巷道难以进入该区域，不能布置完整的块段，无法进行正规机械化开采。(4).从安全管理看，井田内如此多的小煤矿，由于各小煤矿所开采的煤层不同，小煤矿井下采空区的大量积水及有害气体将给大井安全生产带来隐患。(5).从国家目前资源整合政策，优化资源配置来看，是主要针对现生产小煤矿的采矿权主体、资源总量、生产能力进行整合。因此，由地方政府统一规划，组织实施易于实现。(6).从构建和谐社会，环境友好型社会，有利于项目实施，便于加快项目建设进度，建设安全可靠、高效环保的现代化矿井出发，井田内的小煤矿开采区域应单独划区进行整合。2.1.2 矿井资源/储量估算本次设计矿井资源/储量估算依据为陕西省煤田地质局一三一队编制了陕西省陕北侏罗纪煤田神府矿区南区张家峁井田补充勘探地质报告（52.66km2）。矿井地质资源量1估算煤层及其范围参与矿井资源量估算的煤层共计1层。其中：估算煤层1层，5-2号煤层；概算煤层1层，为局部分布的5-3号煤层。估算范围根据陕国土资矿采划200431号及陕国土资矿采便字2009第32号文划定的张家峁井田范围（52.1532km2）或勘探工程控制下的煤层可采边界、剥蚀边界、煤层自燃为界。资源储量 表2.1.12工业指标本井田煤炭资源丰富，地层倾角小于3，一般倾角12，煤类以不粘煤和长焰煤为主，主要作动力用煤和化工用煤，地处非缺煤地区。根据我国的能源政策和煤炭资源状况，按目前煤矿开采的技术经济条件，结合煤、泥炭地质勘探规范的要求，井田内各煤层的一般性工业指标如下： 最低可采厚度为0.80m； 各煤层最高灰分17.0MJ/kg。3资源量估算方法本井田各煤层为近水平煤层，构造简单，各煤层厚度变化小，规律性明显，以稳定煤层型为主。故本次采用水平投影面积、煤层视厚度、地质块段法进行资源量估算。4煤层视密度5-2号煤层视密度值为1.325资源/储量估算结果张家峁井田（52.1532km2）1层煤层总资源量估算为300.12Mt。其中：探明的内蕴经济资源量58.43（331）Mt，控制的内蕴经济资源量73.24（332）Mt，推断的内蕴经济资源量168.45（333）Mt。 根据现行煤炭工业矿井设计规范，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，包括探明的内蕴经济的资源量331、控制的内蕴经济的资源量332、推断的内蕴经济的资源量333。则全井田地质资源量为300.12Mt矿井资源/储量评价和分类张家峁井田可采和局部可采煤层共有1层，5-2号煤层全区可采，厚度为2.477.35m，平均厚度5.66m。 本设计根据各煤层的工业指标及其工业利用价值，按照固体矿产资源/储量分类（GB/T17766-1999）标准的要求，从技术、经济效益等方面进行了综合分析研究与评价。此外，根据国家环境保护总局关于陕西煤业集团有限责任公司韩城矿务局张家峁矿井新建工程环境影响报告书的批复（环审2006106号），“2-2煤层和一些沟谷切割较深地带，如乌兰不拉沟煤层5-2采取保水弃煤措施，不予开采”。3.矿井工业资源/储量地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部分，归类为矿井工业资源/储量。即扣除了331、332储量中的次边际经济的资源量2S11、2S22。矿井工业资源/储量按下式计算：矿井工业资源/储量111b122b2M112M22333k式中k为推断的资源量333的可信度系数，根据本井田地质构造及各可采煤层赋存情况，设计取0.9。经计算，矿井工业资源/储量为268.64 Mt。4.矿井设计资源/储量矿井工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱、河流煤柱、井田境界煤柱和地面建筑物、构筑物等永久保护煤柱损失量后的资源/储量为矿井设计资源/储量。经计算，本井田去除井田境界、常家沟水库、煤层露头等永久保护煤柱后，矿井设计资源/储量为232.99 Mt。5.矿井设计可采储量矿井设计可采储量为矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率。即：矿井设计可采储量矿井设计资源/储量工业场地和主要井巷煤柱煤量开采损失。采区回采率：根据设计布置，5-2号号煤层采区回采率为80%经计算，矿井设计可采储量为186.39 Mt。2.1.3 安全煤柱张家峁全井田内受开采沉陷影响的一盘区内有10个自然村。为方便回采工作面布置、提高资源回收率，设计对比较分散的村庄均按搬迁考虑，其中首采区涉及搬迁的自然村共有5个。对处于常家沟水库及煤层火烧区附近的村庄全部扩大保护煤柱进行保护。设计井下留设的保安煤柱主要有：井田边界煤柱、常家沟水库保护煤柱、煤层露头防水煤柱、风井场地以及主要大巷保护煤柱。1井田边界煤柱、主要大巷保护煤柱井田境界煤柱宽度取20m；煤层大巷两侧煤柱宽度各留60m。2常家沟水库及风井场地保护煤柱根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000年出版），常家沟水库及风井场地按I级保护级别维护。即：风井场地周围围护带宽度取20m；常家沟水库周围围护带宽度以最大库容量水面线外推20m计算。本井田煤层为近水平煤层，围护带下伏各煤层按表土层移动角=45，基岩层移动角75，计算保护煤柱范围。矿井生产时应实测常家沟水库实际的保护范围，并对保安煤柱进行相应调整。2.2 矿井设计生产能力及服务年限2.2.1 矿井工作制度矿井设计年工作日为330d，每天3班作业，其2班生产、1班准备。每天净提升时间为16h。2.2.2 矿井设计生产能力根据国家发展和改革委员会批复（发改能源20061621号）的陕西省神府矿区南区总体规划，张家峁矿井2.4Mt/a矿井生产能力的确定主要考虑了以下因素：1资源量本次设计张家峁矿井井田范围面积52.1532 km2，地质资源量估算为300.12 Mt，工业资源/储量268.64.79 Mt，扣除各种煤柱和开采损失后，设计可采储量186.39 Mt，有条件建设2.4Mt/a设计生产能力的大型矿井。按设计规范对矿井服务年限的规定，本矿井井型为2.4Mt/a时，服务年限满足规范要求。但井型再增大后，矿井服务年限则不能满足规范要求。2开采技术条件本井田地质构造及水文地质条件简单，煤层赋存条件好，埋藏浅、瓦斯低，煤层平缓。5-2煤层均为中厚及厚煤层，适合采用一次采全高综采工艺开采，工作面生产能力较大。对5-2煤层而言，因赋存稳定、厚度大，有采用一个工作面实现2.4Mt/a的条件，因此，从矿井稳产综合考虑，矿井井型也不宜再增大。3煤质及市场条件好张家峁井田煤质优良，具有“三低一高一富”的特点，即：低灰、低硫、低磷、高发热量、富油煤。煤类以长焰煤（41）为主，次为不粘煤（31），各煤层煤类单一，是优质的环保型煤和化工原料用煤，目前其深加工的产品在国内、国外市场上供不应求。4煤炭外运销售条件优越包（头）西（安）线已全线铺通，该线路从井田以东约9km处南北向通过；神（木）朔（州）线从井田东北方向的神木北站接轨，向东至朔州并与北同蒲线相连。正在建设的地方公路及拟建的准格尔至神木铁路为本矿井的煤炭外运提供了更加可靠的保证。神府矿区南区运煤专线正在建设当中，设有张家峁装车站，是本矿井煤炭外运的主要通道。5有先进的经验可以借鉴邻近的神东矿区被专家称为新世纪的中国“煤都”，依靠科技进步，成功创建了千万吨矿井群、千万吨综采工作面、百人千万吨矿井高产高效新模式，不断实现神东公司高产高效建设的新跨越。同一煤田、相似的开采技术条件，为张家峁建设特大型矿井提供了可以借鉴的经验。综上所述，设计认为矿区总体规划批复的2.4Mt/a设计生产能力是合适的。2.2.3 矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：TZ/（KA）式中：T矿井服务年限，a；Z矿井设计可采储量，Z 186.39Mt；A矿井设计生产能力，A 2.4Mt/a；K储量备用系数，取1.3。T186.39/(1.32.4)59.74a因此矿井服务年限为59.74a，满足设计规范规定。2.3 井田开拓2.3.1 影响开拓方式的主要因素1本次设计张家峁井田范围东西长约9.7km，南北宽约5.7km，面积52.1532km2。地质资源量为300.12Mt，工业资源/储量为268.64Mt，矿井设计可采储量为186.39Mt。储量丰富，地质构造简单，区内无大的断裂及褶皱构造，也无岩浆岩侵入。2井田有可采和局部可采煤层1层，分别为5-2号煤层。5-2号煤层全区可采，厚度为2.477.35m，平均厚度5.66m.3井田内可采煤层结构简单，自东向西呈阶梯状分布。4地面地形复杂，铁路、公路修筑比较困难，合适的工业场地选择范围较少，工业场地和井口位置应首先考虑单家峁沙土地选择。2.3.2 井田开拓主要技术原则1矿井设计生产能力2.4Mt/a。2应用国内外先进设备，提高生产集中化水平，提高工作面单产，简化生产环节。3井下开拓巷道布置应根据煤层赋存情况分煤组联合布置，合理加大盘区尺寸，增加工作面推进长度，减少工作面搬家次数，充分发挥采掘设备的生产能力，适应未来发展的需要。4井下辅助运输应采用被实践证明设备性能较好，能够实现连续运输的无轨胶轮车，以减少辅助运输环节的人员及设备，提高运输效率。5工业场地的选择尽量靠近煤炭储量中心，并考虑铁路运出方向，方便煤炭外运。2.3.3 井田开拓方案的选择1.井口及工业场地位置方案按照上述井田开拓主要技术原则，通过现场勘察，结合井下条件，设计提出以下两个工业场地方案：方案一：井田东南角（井田外）方案该方案工业场地位于井田东部边界以东约2.0km的考考乌素沟西侧河滩阶地上，处于塔峁村和七俱牛村之间，场地自然标高+1008m左右。府新公路与工业场地仅一河之隔，正在建设的矿区铁路专用线由场地西侧通过。本方案工业场地虽然位于井田边界以外，但距本区最下部的可采煤层5-2号煤层火烧区边界2.5km以外，工业场地所处位置没有煤炭资源赋存。方案二：单家峁场地方案该方案工业场地位于井田东部边界单家峁附近，地形为片沙黄土梁峁区，场地自然标高+1220m左右。2.井田开拓方案根据井口和工业场地位置方案，结合煤层赋存条件，相应提出两个井田开拓方案进行技术经济比较。方案一：井田东南角（井田外）场地平硐开拓方案井田采用平硐开拓方式。工业场地布置主、副两条平硐，其中主、副平硐硐口标高均为1009.6m。结合煤层赋存情况，设计两条平硐首先揭露5-2号煤层，井底标高为1077m，主平硐装备胶带输送机担负煤炭运输任务；副平硐采用无轨胶轮车担负矸石、人员、设备及材料等辅助运输任务。回风井场地布置在井田西部边界，场地内布置一条回风斜井，井口标高为1155m，井筒落底于5-2号煤层，担负矿井回风任务兼安全出口。全井田共划分为2个盘区，回风斜井，采用分区式通风系统。方案二：单家峁场地斜井开拓方案井田采用斜井开拓方式。工业场地布置主、副两条斜井，井口标高为1220m，均落底于5-2号煤层，井底标高为1050m。其中主斜井装备胶带输送机担负煤炭运输任务；副斜井设计为缓坡斜井，采用无轨胶轮车担负矸石、人员、设备及材料等辅助运输任务。回风井场地、井下主要大巷布置、盘区划分及通风系统同方案一。以上二个方案从技术上分析，其优缺点如下：方案一 井田东南角场地平硐开拓方案优点：1矿井采用平硐开拓，系统简单，管理方便2工业场地不压煤缺点：1. 两条平硐长度较长，相应地增加了施工难度。2. 工业场地布置位于井田东南角（井田外）河滩阶地上，东西两侧均有村庄，场地布置受到限制，同时需要考虑防洪工程。3. 地面交通不方便，进场道路工程量大。方案二：单家峁场地斜井开拓方案优点：1斜井井筒工程量小，不穿火烧区，施工工期短。2工业场地相对开阔，购地容易，发展余地大，不受洪水威胁。3. 工业场地紧邻矿区铁路，煤炭外运方便。缺点： 1工业场地需留设保护煤柱。井田开拓方式技术经济比较见表2.3-1。开拓方式技术经济比较表(可比部分)表2.3-1序号项目名称方案一(东南角场地开拓方案)方案二(单家峁场地开拓方案)1井筒特征井筒名称主平硐副平硐主斜井副斜井倾角15224”15756”158净断面积(）11.921.911.920.1掘进断面积()表土基岩净宽(m)4.05.84.05.6斜长(m)2202219577212932井筒工程量总长度(m)43972065总体积(m3)3地面运输公路(km)胶带输送机走廊(km)4可比部分投资(万元)井筒投资51602030地面运输防洪工程100总计比较3230 0从表中可以看出，在投资方面，方案二比方案一可比投资高3000万元，同时由于地形复杂，经过分析比较，设计推荐方案一，即单家峁斜井开拓方案。2.3.4 煤层分组及水平划分根据本井田煤层赋存特点，煤层倾角平缓，走向和倾向起伏不大，设计主、副斜井首先揭露5-2号煤层，斜井井底标高为1050m，全井田采用一个水平开拓，主水平大巷沿5-2号煤层布置。第三章 大巷运输及设备3.1 大巷运输方式选择3.1.1 大巷煤炭运输方式选择1煤炭运输胶带运输具有系统简单、自动化程度高、管理方便、运力大、有利于实现矿井高产高效和适应产量变化（根据市场需求）等特点。本矿井煤炭储量丰富、煤质优良、煤层生产能力大，具有得天独厚的实现高产高效条件。因此，确定煤炭运输采用胶带输送机运输方式。矿井投产时，5-2煤煤炭运输系统为：5-2煤回采工作面5-2煤胶带输送机顺槽5-2煤胶带输送机大巷主斜井地面。5-2煤掘进工作面出煤，经其配套的胶带输送机转载，汇入到5-2煤胶带输送机大巷主煤流系统。25-2煤辅助运输大巷 5-2煤辅助运输大巷沿5-2煤层底板掘进。设计断面为梯形形，净宽5800mm，净高3500mm，净断面积20.3m2，掘进断面积23.7m2。采用挂网锚喷支护，锚深22002600mm，间排距9001000mm，喷厚120mm。为了有效地预防底板软化、底鼓，保证无轨胶轮车正常运行，混凝土铺底厚度300mm。5-2煤辅助运输大巷断面见图3.1-1。3.1.2 大巷辅助运输方式选择1辅助运输根据矿井巷道沿煤层掘进，坡度一般12，回采工作面采用大功率采煤机回采，巷道为综掘机及连续采煤机（达产）掘进、锚网支护，采掘工作面用人、用料数量少等特点，需要一种方便、灵活快捷的辅助运输方式与之配套。无轨胶轮车运输目前在国内外已广泛使用，尤其对近水平煤层沿煤层布置大巷的矿井来说，是最有效的辅助运输方式。该方式虽然设备一次投资较高，但优点十分突出，系统的设置与维护工作量极少，没有中间环节，可实现地面至井下连续运输，为有效利用工时、实现高产高效、快速掘进创造了有利的条件。因此，设计确定井下辅助运输采用无轨胶轮车运输方式。矿井人员乘无轨胶轮人员运输车通过副平硐可直达井下各工作地点；物料、设备采用多用途无轨胶轮车从地面经副斜井可直接到达井下各个使用地点。（1）井下矸石矿井正常生产期间，矸石尽可能由铲车将其填入井下废弃巷道，也可用无轨胶轮车经副斜井运到地面，排弃到矿井排矸场地。（2）材料设备运输井下所需材料设备，在地面装车后，由无轨胶轮车通过副斜井下井，经5-2煤辅助运输大巷可直接运送至5煤组各使用地点。工作面综采支架搬家，由支架搬运车直接搬运至另一准备工作面，或由支架搬运车将地面检修过的综采支架直接通过副斜井搬运至工作面，也可把工作面的综采支架由支架搬运车通过副斜井运至地面检修。（3）人员运输下井人员可乘坐无轨胶轮车从副斜井下井，经5-2煤辅助运输大巷运送到各工作地点，或由各工作地点经5-2煤辅助运输大巷从副平硐至地面。25-2煤胶带输送机大巷5-2煤胶带输送机大巷沿5-2煤层底板掘进。设计断面为矩形，净宽5000mm，净高3400mm，净断面积17.0m2，掘进断面积19.0m2。采用挂网锚喷支护，锚深22002600mm，间排距9001000mm，喷厚120mm，混凝土铺底厚度100mm。5-2煤胶带输送机大巷断面见图3.1-2。3.2 运输设备选型3.2.1 煤炭运输设备本矿井投产时，井下布置1个5-2煤长壁综采工作面生产，此时原煤的运输顺序为： 5-2煤回采工作面5-2煤顺槽可伸缩带式输送机5-2煤大巷带式输送机主平硐带式输送机。由于工作面生产能力大，大巷运输距离较长，普通带式输送机不能满足要求，因此确定大巷煤炭运输采用钢丝绳芯带式输送机。1.大巷带式输送机选型计算带式输送机的选型计算根据带式输送机工程设计规范进行。考虑井下工作面生产能力与峰值煤量、大巷条件、煤流系统的前后期能力协调、主运输设备的配套情况等，经过多方案比选和计算，矿井移交投产时5-2煤主要技术参数如下：15-2煤大巷带式输送机5-2煤大巷带式输送机主要技术参数：B=1400mm，Q=2500t/h，V=4.0m/s，=0.1790.8790.3351.7，L=1000，带强为St1600N/mm的钢丝绳芯阻燃输送带，驱动型式为头部单滚筒三驱动，配710kW防爆电动机三台，CST750KS型可控起/停驱动装置一台（速比i=24.5714）。采用头部液压拉紧方式，为 ZLY-02-320型（防爆）液压绞车自动拉紧装置。以下为5-2煤大巷带式输送机的设计计算：（一）设计依据矿井生产能力 2.40Mt/a带式输送机运量 Q=2500t/h带式输送机带宽 B=1400mm5-2煤坡度 =0.1790.8790.3351.7带式输送机长度 L1000m 煤的松散容重 =950kg/m3带式输送机工作制度 330d/a 、16h/d（二）带式输送机选型计算1圆周驱动力的计算根据带式输送机的实际工作条件及国内设备生产厂家的加工水平，同时考虑到现场的管理水平等因素后，确定采用并计算出如下参数：托辊运行阻力系数 f0.030传动滚筒摩擦系数 0.25带式输送机最大提升速度 V4.0m/s初选输送带强度 St2500N/mm每米物料重量 qG173.61kg/m每米胶带重量 qB67.20kg/m上托辊每米长转动部分重量 qRO=29.10kg/m下托辊每米长转动部分重量 qRU=10.85kg/m系 数 C1.04 主要阻力 FH154094N 主要特种阻力 FN26768N 附加特种阻力 FS19780N 倾斜阻力 Fst36257N 传动滚筒所需圆周驱动力 Fu FH+FN+FS1+FSt 379184N2电动机功率带式输送机稳定运行时传动滚筒所需运行功率：PAFu V/10001517Kw 带式输送机驱动电动机功率：PMPA/11899.6kW式中：1驱动系统正功率运行时的传动效率。1=0.7985为此，选择1台710kW、 YBPT400-4 电动机。3输送带张力计算带式输送机采用头部单滚筒传动，功率配比1：1。根据输送机的布置形式确定第一传动滚筒的围包角1190。设FA1、FA2分别为第一和第二传动滚筒圆周力，F1、F1-2和 F2分别为第一和第二传动滚筒处的输送带绕入点和绕出点的张力，F3、F4分别为尾轮处的输送带张力，FA为起动状态传动滚筒圆周力。其中 FA=FUKA KA为启动系数 ，取值KA=1.20第一传动单元滚筒上圆周力 FA1= KA2/3FA 303348N (308183N)第二传动单元滚筒上圆周力 FA2= KA1/3FA 151674N (154092N)设第二传动滚筒e2值用足时，则：F2FA2/（e21）117564N (119438N)F1FA F2496748N (504666N)F1-2F2FA2243959N (273530N)F3=F4=181454N (1815421N)F1/F1-2e1F1-2/F2e2故按不打滑条件验算，张力满足要求。再按垂度条件验算上、下分支最小张力：F上min=g(qG+qB)aU/(80.01)=35435N F下min=g(qG+qB)aO/(80.01)=24721N由F3=F4 F上min F下min 满足垂度验算最后计算输送带的安全系数：n=BSt/F1=7.17n3时，易产生台阶型悬煤或大块煤堵塞放煤口，如大同侏罗纪煤层；当硬质厚层（400mm）夹矸位于顶煤中部时，同样产生悬顶阻止煤层的及时垮落或造成大块矸石堵口，如太原市王封矿夹石为0.60.8m的砂质泥岩，冒块多在0.6m以上，部分1m以上，堵口严重，顶煤放出率60%以下，上述情况下采用放顶煤开采均存在一定的技术问题。由于放顶煤主要是利用矿山压力破煤，因此对煤层的冒放性及赋存条件有一定的要求，根据我国多年生产实践，影响顶煤冒放性的自然因素主要有开采深度、煤层厚度、煤层结构、夹矸层数多少及其硬度和厚度、煤层顶底板岩性及其厚度、老顶岩性及其厚度和岩、煤体裂隙发育程度，还有煤岩交界面地质结构整合程度等。下面对张家峁矿井5-2号煤层的冒放性进行分析。（1）开采深度生产实践和理论计算都表明，顶煤冒放性随着开采深度的增加而提高。一般情况下，当开采深度小于200m时，顶煤冒放性差，当开采深度大于400m时，顶煤是易于冒落的。本井田5-2号煤层埋深多在120170m之间，平均150m以下。从开采深度看，顶煤受顶板压力作用极其有限，因此冒放效果比较差。同理分析2-2号煤层冒放效果也比较差。（2）煤层厚度及煤的硬度一般来讲，过厚的顶煤其上部难以达到充分松动，国内外综放工作面的实测和科研院所试验结果证明顶煤冒放性随煤层厚度的增大而减弱，其最大临界厚度为12.515m。本井田5-2煤层平均厚度为5.66m，在目前的开采条件下，采用大采高综采的采高完全可以达到煤层厚度，使用放顶煤则采放比太小，不能达到最佳的放煤效果。国内对放顶煤综采工作面的实测统计结果表明，煤层强度是影响顶煤冒放性的关键因素。试验结果证明：中硬煤层为半圆拱式冒落，椭柱体放出， 顶煤跨落角67，放出率73.1%；硬煤为拱桥式冒落，抛物体放出，垮落角55，顶煤放出率仅为13.4%。按照顶煤的强度与破坏关系理论计算，一般情况下，当煤的强度值Rc20Mpa时，顶煤的破坏程度降低，其冒落性较差。本井田5-2号煤层硬度较大，粒度大，块煤多，不易破碎，因此自然状态下冒放性较差。（3）节理裂隙发育程度顶煤裂隙发育程度直接影响到顶煤的冒放性，节理裂隙发育的煤层，顶煤在支承压力的作用下易于破碎，节理裂隙越发育，顶煤的冒放性就越好，就越易于放出。地质报告介绍本井田各煤层具贝壳状、阶梯状、参差状断口；后生裂隙不甚发育，裂隙被方解石脉或黄铁矿薄膜填充。节理裂隙不甚发育或不发育，不利于煤层的冒放。（4）煤层夹矸若顶煤中存在厚而坚硬的夹矸，将会严重影响顶煤的冒放性。一方面，夹矸在顶煤中形成“骨架”，使顶煤不易跨落；另一方面，即使顶煤跨落，夹矸易形成大块，影响顶煤冒放过程中的流动性，且堵塞放煤口无法放出。一般认为，顶煤中单层夹矸厚度不宜超过0.30m，其硬度系数也不宜大于3，顶煤中夹矸层厚度占煤层厚度的比例不宜超过1015%，否则应采取预破碎措施。相对来说本井田各煤层中的夹矸对顶煤的冒放无甚影响。（5） 顶板条件影响煤层冒放性的煤层顶板包括煤层直接顶和老顶两部分，直接顶对顶煤压裂无直接影响，但直接顶能够随采随冒，能充满采空区以防冲击来压，并促使顶煤放出，因此，具有一定的厚度是放顶煤综采开采顶煤破碎冒落后顺利放出的基本条件，否则不利于顶煤回收。本井田5-2煤层直接顶板以粉砂岩和砂质泥岩为主，其次为中粒砂岩和细粒砂岩，属坚硬半坚硬岩石，稳定性好。因此5-2号煤层直接顶较难冒落，对顶煤冒落不利。根据本区5-2号煤层赋存条件及冒放性分析，设计初步认为本井田煤层顶煤冒放性较差，在自然条件下不太适合放顶煤综采开采，即使采取措施使顶煤能冒落下来，其产量也不会太高。3大采高一次采全高综采一次采全高综采采煤法是国外高产工作面采用的主要方法。我国从1978年开始试验厚煤层大采高一次采全厚开采方法，至今已取得了长足进步，国内条件适宜的矿井已普遍采用。国外高产高效综采长壁工作面由于采用重型化、强力化、自动化和机电一体化的设备，走生产集中的途径，工作面的单产和工效大幅度得到了提高。神东矿区各矿井，在煤层倾角5以下、硬度f=34、顶板稳定、无瓦斯危害、采高大多在4.0m左右。自1985年开发建设以来，利用先进的管理思想和科技手段，将资源优势迅速转变为生产力优势，实现了高起点、快发展和高效率。近年来大柳塔、榆家梁、补连塔等矿井一井一面，其原煤产量均突破10.00Mt/a大关，实现了国内工效最高、吨煤成本最低的成果，极大地提高了产品在市场上的竞争能力。4.2.2 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型张家峁矿井设计生产能力为2.4Mt/a，可采煤层数少。为使矿井保持均衡生产，最大限度地回收煤炭资源，并且取得最好的经济效益。因此，根据井田内各煤层的分布状况、煤层赋存条件，为使矿井尽快达产，并取得好的经济效益，本次设计矿井移交生产时开采5-2号煤层，配备1个5-2煤一次采全高综采工作面，2个综掘工作面，达到矿井初期2.4Mt/a的生产能力。1综采系统设计原则本矿井规模定位在二十一世纪现代化特大型矿井，生产高度集中，综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。从目前综采的发展趋势看，设计高产高效的综采面要求加大工作面长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机，提高采煤的切割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，搞好端头支护，采用长距离顺槽胶带输送机。针对这些要求，对于综采系统设计考虑了以下原则： (1)机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到高产高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。(2)为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，采用综掘机及连续采煤机（达产）多巷掘进，利用顶板完整，煤层坚硬的条件，采用树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。 对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，把工作人员快速方便地运送至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因素考虑，并在巷道布置上加以保证。2回采工作面主要设备选择对于回采工作面装备，引进设备性能好，可靠性高，效率高，较易达到高产高效，近年来在国内多个矿井创造了较好的经济效益；国内设备通过近几年的发展，设备性能较以前有较大的提高，且设备价格低，维修便利。结合黄陵二号煤矿采用国产设备的成功经验，经综合考虑，本矿井5-2煤回采工作面装备采用主要采煤设备引进、其它配套国产设备的方案，尽量减少矿井初期投资，同时满足矿井高产高效的需要。 15-2煤层长壁综采工作面设备选型（1）采煤机随着综采工作面装备水平的提高和矿井生产能力的增大，采煤机选型有向大截深、高速度、大功率发展的趋势。根据本区煤层条件，采煤机选型应满足下列要求：1）井田煤层硬度大，首采区煤层厚度比较大，故应选用较大功率采煤机；2）采煤机截割效率高，装煤效果好；3）牵引速度快，稳定性好，操作安全，采用电牵引。考虑本矿井为新建矿井，设计确定采煤机组每班开机率为35%。按矿井初期设计生产能力2.4Mt/a考虑，首采5-2煤层长壁综采工作面年日产量应在7000t/d左右，则采煤机的平均截割牵引速度可按下式计算：式中：L工作面长度，m；取220mH采高，m；平均取6.0mB截深，m；取0.805mg煤层容重，t/m3；取1.3 t/m3T每班工作时间，h；取6hI采煤机开缺口行程，m；取50mK采煤机组开机率，%；取35%C工作面回采率，%。取93%经计算，采煤机的平均截割牵引速度V3.7m/min，平均割煤能力t/h。根据国内外采煤机割煤能耗资料，开采1t煤所需能量为0.80.9kW.h，按照能耗系数法，根据以上计算的采煤机平均截割牵引速度及割煤能力，求得5-2煤采煤机功率为16951907kW。根据以上计算，并考虑切割硬煤的要求，应适当加大采煤机的切割功率。设计5-2煤选用引进的大功率电牵引双滚筒采煤机，其主要技术参数需满足如下条件：装机功率2300kW左右，截深0.8m，最大采高6.3m，额定生产能力大于2300t/h，牵引方式为销排式无链电牵引，额定电压3300V，频率50Hz。满足以上技术参数的采煤机生产厂家有：德国Eickhoff、美国Joy、德国BUCYRUS等公司。初步选择7LS-7型，最大采高6352mm，截深800mm，总装机功率2345kW。（2）工作面可弯曲刮板输送机、转载机、破碎机 工作面刮板输送机选型需要满足以下四个方面的要求：1）运输能力与采煤机生产能力相适应，并留有一定的峰值富余系数；2）外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；3）运输机长度与工作面长度相一致；4）支架宽度与刮板输送机的节距相一致。采煤机的生产能力按下式计算： Q=60VMBg 式中：Q采煤机小时割煤量，t/h； V采煤机牵引速度，取3.7m/min； M煤层开采厚度，平均取6.0m； B截深，取0.8m； g煤的容重，1.3t/m3； 有效截割系数，取0.9。经计算，采煤机的生产能力Qt/h考虑到5-2煤层厚度大，采煤机割煤过程中会产生煤壁片帮，增加落煤量。因此，工作面刮板输送机、转载机、破碎机的运输能力应比采煤机的生产能力大，留有一定的峰值富余系数，本次设计暂按50%计，故选择工作面刮板输送机、转载机、破碎机选型如下：可弯曲刮板输送机选用SGZ1250/31000型，主要技术参数为：设计长度260m，运输能力2500t/h，电机功率31000kW，额定电压3300V，频率50Hz。刮板转载机选用SZZ1550/525型，主要技术参数为：设计长度60m，转载能力2500t/h，额定电压3300V，装机功率525kW，频率50Hz。破碎机选用PCM400型，主要技术参数为：额定破碎能力3000t/h，装机功率400kW，额定电压3300V，频率50Hz。以上5-2煤回采工作面“三机”均选用国产设备，其中刮板输送机减速器、链条、链轮、中板等部件和材料采用进口。（3）液压支架1）架型选择本井田一盘区内煤层埋深在160m以内，煤层赋存平缓，顶板一般为粉砂岩，中等稳定和稳定类型，底板为泥质粉砂岩、砂页岩，也较稳定。根据神东矿区投产的大柳塔矿和补连塔矿高产高效工作面的经验，高工作阻力的二柱掩护式支架能适应顶底板属于中等稳定的长壁工作面。结合国内外高产高效工作面经验，结合我国架型选择要求，回采工作面液压支架采用掩护式，支架的顶梁要求采用整体刚性结构，不使用铰接顶梁，以使掩护式支架具有结构简单、操纵方便、造价较低、便于维修的特点，带一个护帮板，支架底座采用带有提底座千斤顶的刚性底座。2）支架高度支架支护高度按下式计算确定： 最大高度：HmaxMmax+S1 式中：Mmax工作面设计最大采高，取6.0m； S1伪顶厚度或浮煤冒落厚度，取0.3m。 最小高度：HminMmin -S2 式中：Mmin工作面设计最低采高，取3.2m； S2顶板最大下沉量和支架前移时的最小可缩量，取0.25m。 根据以上公式计算，液压支架的最大高度为6.3m，最小高度2.95m左右。3）支架支护强度的计算 支架支护强度按以下经验公式计算： P=(68)M 式中：P支架支护强度，t/m2； M采高，取6.0m； 顶板岩石容重，取2.6t/m3。经计算，液压支架的支护强度为：93.6124.8t/m2。根据支架支护强度的计算，借鉴国内外液压支架选型经验及高产高效工作面的特点，对5-2煤回采工作面液压支架的技术参数要求如下：架型为掩护式，支撑高度2.86.3m，支护强度不小于120t/m2（1.2Mpa），工作阻力大于10000 kN，推移行程不小于950mm，支架中心距1750mm。移架方式采用电液阀控制并要求能与采煤机联动，能显示支架工作状态、故障情况；具有随机操作和成组操作功能；移架速度低于10s。根据以上技术要求，设计选择国产ZY12000/28/63D型掩护式液压支架，其电液控制系统、密封件、液压阀、胶管、接头等采用进口部件。主要技术参数为：支撑高度2.86.3 m，支架中心距1750 mm，工作阻力12000kN，支架重量43t/架。（4）顺槽可伸缩胶带输送机顺槽可伸缩胶带输送机的铺设长度要与工作面推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。经计算，工作面顺槽胶带机选型需要满足以下参数：运量2500t/h，带宽1.4m，V=4.0m/s，PVG2500，电机功率3500kW，电压等级1140V，运输长度2350m。（5）乳化液泵站、喷雾泵站为提高液压支架支护速度，与采煤机切割速度相适应，要求乳化液泵站具有大压力、大流量，并保证设备冷却等安全使用要求。因此，乳化液泵站、喷雾泵站考虑采用引进设备。主要技术参数为：乳化液泵站选用引进的S375型，由四台乳化液泵、二台乳化液箱组成，工作压力37.5MPa，公称流量430L/min，总功率4280kW，额定电压1140V，频率50Hz。喷雾泵站选用引进的S300型，由三台泵、一个水箱组成，工作压力14.3MPa，公称流量500L/min，总功率3160kW，额定电压1140V，频率50Hz。5-2煤层大采高综采工作面主要采煤设备技术特征见表4.1-1。23-1、4-2煤层长壁综采工作面设备选型考虑到矿井达产时将转入上部3-1、4-2煤层开采，届时布置1个4-2煤回采工作面和1个3-1煤回采工作面，即3-1煤与4-2煤搭配开采，保证矿井6.0Mt/a设计生产能力。故本次设计对3-1煤和4-2煤回采工作面主要设备也进行了初步选择。3-1煤层厚度在2.343.10m之间，平均2.82m；4-2号煤层厚度1.704.05m，平均厚度3.34m，两层煤均属中厚煤层，开采技术条件类似。故设计按4-2号煤层条件统一进行配备选型，以方便设备采购和管理。5-2煤层综采工作面主要设备选型及技术特征表表4.1-1序号设备名称型号主要技术特征备注1采煤机7LS7采高3.26.3m,截深0.805m，装机功率2345kW，电压3300V引进2掩护式液压支架ZY12000/28/63D支架高度 2.86.3m，中心距1750mm，电液阀控制，工作阻力12000kN，重量43t3液压支架过渡架ZY12000/28/55D支架高度 2.85.5m，中心距1750mm，电液阀控制，工作阻力12000kN4液压支架端头架ZY12000/28/55D支架高度 2.85.5m，中心距1750mm，电液阀控制，工作阻力12000kN5可弯曲刮板输送机SGZ1250/31000设计长度280m，运输能力2500t/h，功率31000kW，电压3300V6破碎机PCM400破碎能力3000t/h，功率400kW，电压3300V7转载机SZZ1550/525输送能力 2500t/h，设计长度60m，功率525kW，电压3300V8可伸缩胶带输送机带宽1400mm，PVG2500，输送能力2500t/h，运距2350m，功率3500kW，电压1140V9乳化液泵站S375工作压力37.5Mpa，公称流量430L/min，功率4280kW，电压1140V，四泵二箱引进10喷雾泵站S300工作压力14.3Mpa，公称流量500L/min，功率3160kW，电压1140V，三泵一箱引进4.2.3 回采工作面支护及顶板管理工作面支护：工作面采用掩护式液压支架支护顶板，上、下端头支护采用端头液压支架，工作面巷道超前支护采用超前支架及悬浮式液压支柱，超前支护距离不小于25m。顶板管理方式：分析顶板岩性结构，并参照邻区神府东胜矿区的实践，本矿井主采煤层的顶板属较易垮落顶板，回采工作面移架后，顶板岩石可自行垮落，故各煤层工作面均采用全部垮落法管理顶板。4.2.4 回采工作面参数的确定1采高国内外对于厚煤层一次采全厚综采的合理采高进行了大量研究，认为采高并非愈大愈好，采高大小必须与煤层地质条件、目前的综采设备技术水平及采煤工艺各环节的配套能力相适应。对于目前我国的具体条件来说，综采工作面的采高存在着一个合理的取值范围。实践证明，当加大工作面的采高时，工作面顶板压力随之增大，煤壁前方支承应力集中程度亦随之增大，从而加剧工作面煤壁片帮和冒顶。从国内及世界主要产煤国家大采高综采设备的使用情况来看，现阶段长壁式大采高综采在技术上的可靠高度一般为6.0m以下，目前我国已出现采高6.3m的大采高液压支架。本井田5-2号煤厚度2.477.35m、平均厚度5.66m。为了尽量减少煤厚损失，提高资源回收率，5-2煤平均采高按6.0m考虑。2工作面长度及推进长度工作面长度的增加有利于提高盘区回采率、降低巷道掘进率，更重要的是降低工作面辅助作业时间、提高了工作面开机效率，从而达到提高工作面单产的效果。目前国内高产高效综采工作面长度已达到200250m，并已出现300m长的工作面；国外高产高效综采工作面长度已达到250350m。参照榆家梁矿、补连塔矿、大柳塔矿的经验，结合本矿工作面煤层平缓、装备先进，煤层厚度适中的特点，为加快推进速度，减少工作面片帮，加强顶板管理，设计确定回采工作面长度为280m。本井田一盘区结合井田开拓方式和盘区布置，首采一盘区工作面推进长度为2400m。3回采工作面循环数及年推进度在工作面长度一定的条件下，回采工作面年推进度主要取决于采煤机截深、牵引速度和开机率。采煤机截深：目前，综采工作面的采煤机截深一般为0.6m，高效工作面为0.81.0m，考虑到本矿设计能力，为加快采煤机割煤速度，设计确定井5-2煤综采工作面截深0.8m，。采煤机割煤速度：提高采煤机割煤速度有利快速移架减少片帮，以利于顶板管理，设计5-2煤回采工作面采煤机割煤速度为3.7m/min。采煤机开机率：本矿井为新建矿井，考虑到管理水平及开采经验较少，设计预留一定的富余，5-2煤综采工作面采煤机开机率按35%考虑。工作面回采工艺：为双向进刀、双向割煤，采煤机每割一刀为一个循环，开缺口运行长度按延长50m计。根据煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005），矿井设计年工作日330d，每天四班作业，其中三班生产，一班检修准备，每班工作时间6h。根据以上确定的技术指标计算，矿井按2.4Mt/a考虑时，5-2煤综采工作面年推进度为1584m。详见表4.1-3。回采工作面技术参数表表4.1-3项 目技术参数项 目技术参数5-2煤层综采工作面工作面长度（m）220每班有效工作时间(min)126采煤高度（m）6.0每日生产班数（个）3煤体容重（t/m3）1.3日循环数（个）6有效截深（mm）800年工作日（日）330每循环时间（min）70年推进度（m）15844.2.5工作面和盘区回采率1工作面回采率影响一次采全高综采工作面回采率的因素主要是煤厚变化与综采装备的采高范围不完全匹配，张家峁矿井5-2号煤厚度2.477.35m，综采设备最大采高6.0m。当煤厚大于6.0m时就会造成明显的丢煤损失。另外再考虑丢失的浮煤等损失，工作面回采率按93%计算。2盘区回采率一般说来影响盘区回采率的因素有盘区隔离煤柱损失，区段煤柱及顺槽顶煤损失，无法布置工作面开采的边角煤损失等。根据上述因素及已确定的工作面回采率，考虑边角煤采用连续采煤机回采，盘区回采率可以达到7580%。在投产后的开采过程中，应积极探索缩小煤柱尺寸，创造条件对巷道煤柱进行回收，以有效提高盘区回采率。4.2.6 回采工作面生产能力本矿井移交投产时，井下共布置1个5-2煤回采工作面、2个综掘工作面，另考虑1个普掘工作面。1长壁综采工作面生产能力 回采工作面生产能力按下式计算： 式中：工作面生产能力，t/a； 工作面长度，m； 工作面年推进度，m； 工作面采高，m； 煤的容重，t/m3； 工作面回采率。 经计算，初期5-2煤回采工作面生产能力为2.94Mt/a。详见表4.1-4。2连采机工作面生产能力矿井达产时布置4-2、3-1煤2个回采工作面，由于长壁综采工作面产量大、推进速度快，为保证工作面正常接续，设计配备2个连采机掘进工作面。连采机掘进速度按每月1500m考虑，煤巷平均断面为17.5m2，掘进不均衡系数取0.6，则2个连采机工作面年产量为： A连17.51.321500120.620.50Mt/a回采工作面特征表表4.1-4时期工作面平均采高(m)长度(m)年推进度(m)煤体容重(m3)工作面回采率生产能力（Mt/a）投产3.0 Mt/a5-2煤综采工作面6.026017131.320.933.28综掘工作面（2个）0.152合 计3.58达产6.0 Mt/a3-1煤综采工作面2.826029041.290.952.594-2煤综采工作面3.326029041.320.953.12综掘工作面（2个）0.152连采工作面（2个）0.252合 计6.514.3 巷道掘进4.3.1 巷道断面及支护形式综合机械化采煤要求巷道断面大，加之本矿井煤巷数量多，需要考虑运输，通风和矿压等因素确定合理的断面和支护形式。设计通过类比、计算，结合矿井的具体情况，对各类巷道的断面及支护形式确定如下：（1）主、副斜井及回风斜井井筒采用半圆拱断面，净断面分别为11.9m2、21.9m2、16.8m2，表土段采用混凝土砌碹支护，基岩段采用锚喷支护，普通法施工。（2）高产高效工作面装备及内燃无轨运输设备的采用均要求加大巷道断面，设计本矿井所有煤巷断面为矩形，宽度4.85.8m，高度一般为3.203.50m，采用树脂锚杆锚梁网（喷）支护，必要时增加锚索。（3）开切眼采用锚杆支护，因断面较大，必要时增加锚索。在工作面前25m的顺槽内，采用超前支架及单体液压支柱加强支护，以承受因工作面采动而增加的移动支撑压力。井下各主要井巷断面特征见表4.3-1。井巷断面特征一览表表4.3-1序号断面及编号支护材料净断面（m2）设计掘进断面（m2）1主斜井表土段混凝土11.915.7主斜井基岩段锚喷11.913.42副斜井表土段混凝土21.930.4副基岩段锚喷21.925.63回风斜井表土段混凝土16.821.9回风斜井基岩段锚喷16.818.44主、副斜井联络巷锚喷11.913.455-2煤辅助运输大巷锚梁网喷20.323.765-2煤胶带输送机大巷锚梁网喷17.019.075-2煤回风大巷锚梁网喷17.519.085-2煤大巷联络巷锚梁网喷16.318.395-2煤胶带输送机顺槽锚梁网24.425.8105-2煤辅助运输顺槽锚梁网20.823.2115-2煤回风顺槽锚梁网20.823.2125-2煤顺槽横贯锚梁网20.823.2135-2煤工作面开切眼锚梁网36.538.34.3.2 巷道掘进进度指标矿井井巷工程量绝大部分为煤巷，其掘进进度指标参照国内机掘等级队的较高水平确定。主要井巷掘进进度如下：岩巷（平巷） 120m/月 （斜巷） 100m/月煤巷（普掘） 300m/月 （综掘） 500m/月硐室 800m3/月连续采煤机掘进进度指标如下：大巷 1000m/月顺槽 1500m/月4.3.3 掘进工作面个数及设备1掘进方式及工作面个数根据开拓部署和移交盘区煤层厚度变化情况，矿井移交投产时煤巷、半煤岩巷工程量约占65%左右，从减少投资等方面因素考虑采用综掘机掘进是合适的。矿井达产后除个别硐室与斜巷为岩石工程外，其它巷道均沿煤层布置，煤巷、半煤岩巷工程量约占80%以上，并且综采推进速度快，采用连采机不管是掘进和回采均较好。从神东矿区经验得出，采用连续采煤机不仅可以掘进，而且还能回采，掘进时可多巷掘进，虽然是投资大，高于综掘机数倍，但由于产能大，效率高，其经济效益也较好。为此，设计推荐矿井移交生产后，井下共布置2个综掘工作面，其中一个担负煤层大巷掘进任务，另一个担负5-2煤回采工作面顺槽的掘进任务；矿井达产后为保证盘区和工作面的正常接替，矿井应有足够的开拓、准备和回采煤量，增加2个连续采煤机掘工作面，1台用来开掘顺槽，另1台掘进大巷及回采边角煤。另外，设计还配备1个普掘工作面，担负岩石斜巷、煤仓及立交点的施工任务。2主要设备选型1综掘工作面每一个综掘工作面主要设备配备如下：1台综掘机，1至2台可伸缩胶带输送机，1台桥式胶带转载机，1台锚索钻机，1台锚杆钻机等。（1）综掘机选用三一集团EBZ200型掘进机，切割高度5.1m，切割宽度6.5m，工作电压1140V，装机功率301kW。（2）可伸缩胶带输送机选用西北煤机二厂生产的SSJ1000/125型可伸缩胶带输送机，其输送量为640t/h，输送长度1000m，带速2.0m/s，输送带类型为全塑阻燃抗静电，带宽1000mm，贮带长度50m，主电机功率为125kW，电压为1140V。（3）桥式胶带转载机选用SZB730/40型桥式胶带转载机，长度25m，输送能力400t/h，工作电压660V，电机功率7.5kW。（4）锚索钻机选用MQT-85J型锚索钻机，耗气量2.93.6m3/min，额定气压0.5MPa。（5）锚杆钻机选用ZDY1500（MKD-5）型全液压锚杆钻机，钻孔深度250/70m，终孔直径200/94mm，钻杆直径63.5/73mm，钻孔倾角090，工作电压660V，电机功率30kW。2连续采煤机工作面每一套连续采煤机组主要设备配备如下：1台连续采煤机，2台履带行走式液压支架，2台梭车，1台双臂锚杆机，1台履带式给料破碎机，1台铲车，二至三台可伸缩胶带输送机。（1）连续采煤机选用引进JOY公司生产的12CM15D型遥控式连续采煤机，掘进高度26004600mm，工作电压3300V，装机总功率为553kW。割煤及装载能力为1732t/min，运行速度022.9m/min。（2）履带行走式液压支架选用国产XZ7000/24/45型履带行走式液压支架，支撑高度2.44.5m，工作阻力7000kN。（3）双臂锚杆机选用Fletcher公司生产的CHDDRAC型双头顶板锚杆机，该机配备一个可行走底座。这种锚杆机可在厚2.2865.180m的煤层中使用，钻臂推力2284kN。钻杆90角的旋转角使该锚杆机可以安装顶板锚杆桁架并能够安装煤帮锚杆。装机总功率为237kW。（4）梭车选用引进的PM2110C型梭车，容积16.39m3，运量2029t/min，卸载时间3045s，装机功率157kW，电压1140V。（5）铲车选用国产的FBZL16型铲车，铲斗容积0.9m3，柴油机驱动，装载重量1.6t。（6）给料破碎机选用比塞洛斯（原DBT）公司生产的BF-14B-54-64C型给料破碎机，授煤能力40t/h，最大排料能力1000t/h，装机功率为180kW，工作电压1140V。（7）可伸缩胶带输送机选用西北煤机二厂生产的SSJ1000/125型可伸缩胶带输送机，其输送量为600t/h，输送长度1000m，带速2m/s，输送带类型为全塑阻燃抗静电，带宽1000mm，贮带长度50m，主电机功率为125kW，电压为1140V。大巷掘进工作面另配备混凝土搅拌机、混凝土喷射机及喷射混凝土机械手。3岩巷普掘工作面主要设备岩巷普掘工作面配备有气腿式凿岩机、风镐、激光指向仪、炮孔布置仪、发爆器、履带式侧卸装岩机、锚杆打眼安装机、混凝土搅拌机、混凝土喷射机、喷射混凝土机械手、小水泵等设备。掘进通风选用HOWDEN BUFFALO-42-55型局部通风机供风，供风量1025m3/s，全风压3000Pa。此外，各掘进工作面还配备1台探水钻机，防止掘进过程中水的突然涌出，保证安全生产。4.3.4 矿井采掘比例关系、掘进率和矸石率1采掘比例关系矿井移交投产时，井下布置1个5-2煤一次采全高综采工作面，配备2个综掘工作面分别担负煤层大巷掘进任务和5-2煤回采工作面顺槽的掘进任务，另配备1个普掘工作面，担负岩石斜巷、煤仓及立交点的施工任务，采掘比为13。矿井达产时，布置1个4-2煤回采工作面和1个3-1煤回采工作面，另增加2个连续采煤机工作面，届时采掘比为25。经估算，矿井初期开采5-2煤时，每年满足工作面正常接替所需的开拓、采区回采巷道总进尺约6000m，所配备掘进工作面每年设计掘进进尺约10000m，富裕系数为1.7左右；3-1煤和4-2煤配采时，每年满足工作面正常接替所需的开拓、采区回采巷道总进尺约12000m。所配备掘进工作面每年设计掘进进尺约30000m，富裕系数为22.5，均可以满足矿井生产的正常接替。2掘进率根据矿井的开拓及盘区巷道布置情况，预计在初期开采5-2煤时，每年需要掘进巷道约6000m，万吨掘进率为20m。3-1煤和4-2煤配采时，每年需要掘进巷道约12000m，万吨掘进率为20m。3矸石率正常生产期间，开拓及盘区巷道均沿煤层掘进，仅在胶带输送机搭接硐室，风桥硐室及顺槽抬头段等处产生少量矸石。设计按正常一个岩巷掘进头考虑矸石产生量，岩巷月掘进120m，掘进断面积按15.0m2，则日均产生矸石量约为150t。则生产期间矿井出矸率预计为0.825%。4.3.5 井巷工程量矿井移交生产时井巷工程总长度28967.0 m，其中： 煤巷：19053.0 m，占总长度的65.8%； 岩巷：9914.0 m，占总长度的34.2%； 万吨掘进率：96.6 m 掘进总体积：614133.1 m3 矿井达产时，需增加3-1煤的开拓及回采工作面巷道工程量，增加的井巷工程总长度18976.0 m，其中：煤巷：18249.0 m，岩巷：727.0 m。万吨掘进率：79.9 m。 矿井的各类井巷工程量见表4.3-2。井巷工程量汇总表表4.3-2序号项目名称长度(m)体积(m3)煤巷岩巷小计煤巷岩巷小计一移交投产时1井筒6539.06539.0124666.7124666.72井底车场及硐室140.01016.01156.013897.82352.016249.83大巷10258.02359.012617.0214782.447329.2262111.64盘区8655.08655.0211105.0211105.0合计19053.09914.028967.0428239.4185893.7614133.1二达产时增加1大巷3429.0727.04156.068921.317148.486069.72盘区14820.014820.0271806.5271806.5合计18249.0727.018976.0340727.817148.4357876.2第五章 矿井通风与安全5.1 拟定矿井通风系统5.1.1 通风考虑的主要因素（1）瓦斯本井田补充勘探利用解吸法采集各煤层瓦斯样品8个。5-2号煤层8个。经测试，区内各可采煤层属瓦斯逸散带。煤中自然瓦斯成分中，氮气（N2）高达75.62100%，二氧化碳（CO2）仅占023.24%，甲烷（CH4）为零或微量。井田内瓦斯成分分带划归为“二氧化碳氮气带”。另外，据区内小煤矿的调查资料，各矿采煤期间均未发生过瓦斯爆炸事故。但是煤层瓦斯的赋存与运移条件、围岩特征、埋藏深度等因素都有密切关系，在空间上分布极不均匀，尽管本井田测试结果瓦斯含量为零，但在煤矿生产过程中，仍需加强对瓦斯和H2S气体的监测，确保安全生产。根据以上资料，本矿井按低瓦斯矿井设计。根据以上资料，本矿井按低瓦斯矿井设计。（2）煤尘本井田补充勘探各煤层共采集煤尘爆炸性实验样21个，实验结果表明区内可采煤层均有煤尘爆炸危险，未来在矿山开采中应予以足够重视。（3）煤的自燃倾向性补充勘探各可采煤层共采集样品55个，均进行了煤的自燃倾向测定。并按“煤的自燃倾向等级分类”标准，对可采煤层自燃倾向进行分类。根据测定结果，煤层属自然发火和有可能自然发火的煤层综上所述，井田内可采煤层均有可能自然发火，在生产中应引起足够重视。（4） 地温补充勘探采用数字测井方法以连续记录曲线的方式，在9-1、11-2两钻孔进行了简易测温工作，简易测温数据与以往成果接近，说明多年来地温无明显变化。区内地温梯度最大为3.47/100m，最小为1.92/100m，平均地温梯度为2.70/100m。多年平均恒温带的深度为2040m，温度为13.2，属无热害异常区。5.1.2矿井通风（1）通风方式和通风系统矿井采用机械抽出式通风方式。根据矿井开拓布置，矿井移交时共布置主、副斜井及回风斜井共3个井筒，其中主、副斜井布置在工业场地，担负矿井进风任务。回风斜井布置在井田东部，担负矿井回风任务，形成并列式通风系统。后期在井田西部二盘区布置一对进、回风斜井，采用分区式通风系统。（2）风井数目、位置、服务范围及服务时间如上所述，本矿井移交生产时，回风斜井在工业场地以西的风井场地。根据井下采区接替安排情况，由主、副斜井、回风斜井所形成的通风系统主要服务于一盘区，服务时间约30年。主斜井、副斜井、回风斜井井筒净断面分别为11.9m2、21.9m2、16.8m2。井筒通风能力见表5.2-1。矿井移交井筒通风能力表表5.2-1井筒名称净断面(m2)允许风速(m/s)允许通风量(m3/s)备注主斜井11.9671.4副斜井21.98172.2回风斜井16.815252.0（3） 掘进通风和硐室通风井下各掘进工作面采用HOWDEN BUFFALO-42-55型局部通风机供风，供风量1025m3/s，全风压3000Pa。根据煤矿安全规程规定，井下硐室设专用回风道直接与5-2煤回风大巷连通，实行独立通风。5-2煤大巷机头变电所及盘区变电所与回风大巷连接的通道，均设置调节风门控制风量。5.2 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算1矿井通风负压矿井移交投产时为矿井通风容易时期，在回风斜井服务范围内（一盘区），在回采工作面开采至一盘区西部边界时为其通风困难期。矿井通风总负压：hh摩h局Hn式中：h摩井巷摩擦阻力，Pa；h局局部阻力，取h摩的10%；Hn自然风压，Pa。（1）井巷摩擦阻力井巷摩擦阻力按下式计算：h摩9.8LPQ2/S3 式中：摩擦阻力系数，(kgS2/m4)L井巷长度，mP井巷净周长，mQ通过井巷的风量，m3/sS井巷净断面积，m2矿井通风负压计算和风量分配采用通风网络解算程序计算。计算机根据用风地点需要的风量和每段巷道中的风阻，对巷道中的风量进行分配试算，经过若干次叠代计算后，使每条风路中的通风阻力趋于平衡，计算出矿井的通风阻力。矿井容易时期通风系统及网络见图5.2-1、图5.2-3，通风网络计算见表5.2-5。矿井困难时期通风系统及网络见图5.2-2、图5.2-4，通风网络计算见表5.2-6。根据计算结果，矿井通风容易时期的通风阻力为996.8Pa，通风困难时期的通风阻力为2527.3Pa。（2）自然风压矿井自然风压按下式计算：HnH1gH2g10.003484P/T120.003484P/T2式中：H平硐口与回风斜井井口高差，100m；1大气平均密度，kg/m3；2井下空气平均密度，kg/m3；g重力加速度，m/s2；P地面大气压力，取650mmHg；T1大气平均温度，K，估算为9.8；T2井下空气平均温度，K，估算为12.5。则：10.00348465013.69.8/（2739.8）1.1468 kg/m320.00348465013.69.8/（27312.5）1.0572 kg/m3Hn1001.14689.81001.05729.887.88 Pa矿井通风容易时期总负压：h最小h摩h局Hn996.8996.80.1127.32969.16 Pa矿井通风困难时期总负压：h最大h摩h局Hn2527.32527.30.1127.322907.35 Pa5.3 计算矿井总风量5.3.1 风量计算根据煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005）规定，矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不得少于4m3和按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和分别计算，并选取其中的最大值。1按井下同时工作的最多人数计算Q4NK式中：Q矿井总供风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数，按256人计算（最大班交接班时）；4每人每分钟供风标准，m3/min；K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素，取1.20。则：Q42561.201228.8 m3/min=20.48 m3/s。2按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量计算Q=（Q采+Q掘+Q硐室 +Q其它）K式中：Q矿井总风量，m3/s；Q采回采工作面所需风量之和，m3/s；Q掘掘进工作面所需风量之和，m3/s；Q硐室独立通风的硐室所需风量之和，m3/s；Q其它其它用风地点所需风量之和，m3/s；K矿井通风系数，取1.20。因本井田煤层中沼气（CH4）含量很低，所以矿井各用风地点的风量计算只考虑排除粉尘和满足良好气候条件即可。结合神府矿区高产高效矿井实际的配风情况，设计确定各用风地点配风标准如下：（1）采煤工作面需风量（Q采）计算根据井下盘区及工作面布置，矿井初期共布置1个5-2煤层一次采全高综采工作面。1）按工作面适宜风速计算S3(M0.3)式中：S工作面有效通风断面，m；M工作面采高，m。按上式计算，5-2煤层综采工作面有效通风断面为17.1m。根据国内高产高效低瓦斯工作面配风经验，工作面适宜风速一般在1.52.5m/s左右。设计工作面适宜风按1.85m/s计算，则5-2煤层综采工作面配风量为31.64m3/s。2）备用工作面配风矿井正常生产期间，初期5-2煤生产时考虑有1个准备（正在进行设备安装或撤除）工作面。则采煤工作面所需风量为：5-2煤生产时：Q采321648 m3/s（2）掘进工作面风量（Q掘）计算设计矿井初期5-2煤生产时，配备了2个综掘工作面，其中1个大巷综掘工作面，1个顺槽综掘工作面。1）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；选用HOWDEN BUFFALO-42-55型局部通风机，Qf8m3/sI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1.2。Q掘811.29.6 m3/s每台局部通风机配风量取10 m3/s。综掘工作面及连续采煤机回采工作面分别配备2台局部通风机。参照邻近矿区及类似矿井实际经验综掘工作面配风量为15 m3/s，连采工作面配风量为18 m3/s。则掘进工作面所需风量为：5-2煤生产时：Q掘=1521040 m3/s2）按风速进行验算按煤矿安全规程规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：0.25SjQ掘4Sj岩巷掘进工作面的风量应满足：0.15SjQ掘4Sj式中：Sj掘进工作面巷道过风断面，m2。工作面顺槽及大巷过风断面17.024.4m2经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合煤矿安全规程的规定。（3）独立通风硐室风量（Q硐室）计算井下独立通风硐室初期为爆破材料发放硐室、大巷机头变电所、主排水泵房及配电室，其配风量分别为3m3/s、3m3/s、2m3/s。则所需风量为：5-2煤生产时：Q硐室3328 m3/s（4）其它用风地点风量（Q其它）的确定其它用风地点所需风量，考虑巷道维护和最低风速的要求，按以上各用风地点需风量之和的5%计算。即：Q其它（Q采Q掘Q硐室）0.05则所需风量为：5-2煤生产时：Q其它（48408）0.054.80 m3/s（5）矿井总风量的确定根据以上计算，矿井总风量为：5-2煤生产时：Q矿（Q采Q掘Q硐室Q其它）K （484084.80）1.20 120.96 m3/s综合考虑，设计取矿井总风量为125m3/s。（6）矿井工作地点风量验算本矿井辅助运输系统采用无轨胶轮车，其尾气中的有害气体主要为：CO2、CO、NO2等。煤矿安全规程规定：采掘工作面的进风流中，氧气浓度不低于20%，二氧化碳浓度不超过0.5%。有害气体的浓度不超过表5-2-2规定。无轨胶轮车所需风量详见表5-2-3。依据现代矿井辅助运输设备选型及计算中的统计：美国、澳大利亚要求一般井下使用柴油机巷道风量不少于3 m3/minkW。美国矿业安全局规定：当多台柴油机车辆在同一巷道中运行时，第1台按上述规定值配风，第2台按75%，3台及更多时，按每台加50%配风。英国要求不少于5.44 m3/minkW。德国、日本要求使用柴油机的配风量不少于46 m3/minkW。所以单位功率配风量标准为：4 m3/分/马力。按照采矿工程设计手册计算方法，若采用柴油机设备作辅助运输时，应按柴油设备说明书计算风量，如果有多台设备运行时通风量为：第一台柴油机设备风量按5.4 m3/minkW；第二台加单台的75%；第三台及以上各台分别加50%的风量进行计算。根据机车运行实际情况，柴油机车需风量如下：Q柴=1053(1+0.75+0.53)+459(1+0.75)+405(1+0.75+0.58)+ 346(1+0.75+0.52) +243(1+0.75+0.58) =8903 m3/min =148.4 m3/s由于矿井辅助运输系统按达产时考虑，所以结果表明矿井达产时总风量大于柴油机车需风量，完全满足无轨胶轮车用风需求，最终确定本矿井容易时期总风量为125m3/s，困难时期总风量为175m3/s。矿井有害气体最高允许浓度表5-2-2 名 称最高允许浓度(%)一氧化碳CO0.0024氧化氮(换算成二氧化氮NO2)0.00025二氧化硫SO20.0005硫化氢H2S0.00066氨NH30.004运输车辆需风量一览表表5.2-3 序号矿车名称矿车型号车辆最多同时运行数目（辆）功率（kw）发动机需风量(按5.4m3/minkW)1防爆生产指挥车（5人座）WC2J（A）2452432防爆胶轮运人车（20人座）WC20R6452433防爆胶轮运人车（12人座）WC2J（A）2452434防爆无轨胶轮材料车WC5E8754055防爆无轨胶轮材料车WC3E4643466防爆无轨胶轮材料车WC82854597支架搬运车FBL-15CHT-55319510538大设备铲运车FBL-55219510539材料铲运车WJ-6FB2754052. 风量分配矿井总风量按井下各工作用风地点进行分配，余者风量为漏风和其它风量，矿井风量分配见表5.2-4。矿井风量分配表 表5.2-4 序号供风地点数量（个）初期/后期初期5-2煤生产时配风标准（m3/s）供风量（m3/s）1回采工作面1/232322接续工作面1/116163综掘工作面2/215304连续采煤机工作面0/25普掘工作面1/110106独立通风硐室3/5887漏风及其它29合 计1255.4 矿井通风设备选型本矿井为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性，煤层有自然发火倾向。矿井初期通风方式为中央分列抽出式通风。由主、副平硐进风，回风斜井回风，服务于一盘区，服务年限约30a。回风斜井井口标高+1155m。5.4.1设计依据初期风量： 后期风量 初期矿井阻力： 后期矿井阻力 ： 5.4.2 通风机风量、风压计算考虑通风设施漏风和风道局部阻力损失后，回风斜井的风量、阻力为：初期风量： 后期风量： 初期矿井阻力： 后期矿井阻力： 式中： 通风设备漏风系数，取1.05； 风道阻力之和，计算值为237。0 标准状况空气密度 取1.2931 kg/m3。1 风井井口空气密度 取1.2788kg/m3。通风网路特性曲线方程： 5.4.3 设备选型设计曾考虑过选用离心式风机，该型式风机与轴流式风机相比，由于反风需要专设反风道及反风闸门等一系列设施，增加了反风道的投资，土建施工量大，且风门多，在冬季容易出现风门被冻住的问题，其风量调节方式为采用前导叶调节，属于截流式调节，不利于风机的经济运行，故设计推荐选用轴流式矿井通风机。根据矿井回风量、矿井阻力，以及在国内得到广泛应用的轴流通风设备使用情况和性能，设计对回风斜井通风设备的选型考虑了两个方案，方案比较见表6.2-1。通风设备选型方案比较表表6.2-1内容方案一方案二（推荐）通风机型号GAF25-12.5-1FBCDZ No28/2450台数22叶片调节方式停机机械一次调节叶片人工逐个调节初期工况点参数 流 量 (m3/s)131.3131.3静压升(Pa)12191219静压效率 (%)6072轴功率 (kW)266.7222.3叶片角度-634后期工况点参数 流 量(m3/s)183.8183.8静压升(Pa)31793179静压效率 (%)8084轴功率 (kW)730.4696.0叶片角度334电动机型 号Y710L-6YBF 560M2-8功 率 (kW)10002450电 压 (kV)1010 转 速 (r/min)985740年运行费用(万元)260（+40）220（0.00）投资 设备+电控 (万元)254+110265.8+150土 建 (万元)20080 合 计 (万元)564（+68.2）495.8（0.00）备注：以上比较表中的设备价为公司参考报价，投资中未包括安装费。 方案一选用的GAF25-12.5-1型轴流式矿井通风机是80年代引进TLT公司技术，由上海鼓风机厂生产的，质量体系完善，工装器具齐全，制造质量较好；采用停机一次性整体调节叶片方式，风机叶片调节方便；采用停机调节叶片反风，反风量大；产品配带消音器、箱式风门、轴承润滑站、喘振报警装置、通风测定装置等，成套性强；风机品种规格齐全，按“量体裁衣”的方式选择风机；风机运行噪声较小；但由于主电机安装在出风侧，传动轴需穿过扩散塔与风机叶轮连接，其尺寸较长，安装对中困难，同时扩散塔较高，为避免基础的不均匀下沉，基础处理难且工程量大；需建机房、扩散塔等，风道长，占地面积较大；安装调试复杂，施工周期长，装置设备多、维护量稍大；反风时需调节叶片角度，操作时间长。方案二选用的FBCDZ No28/2450型矿用防爆对旋轴流式通风机，属国内90年代中期开发的新产品，已在国内矿井得到大量的应用，其两级叶轮既是工作轮又互为导叶，提高了风机运行效率，通风机设有回流环，有效地消除了喘振；可配变频电机变频调节风机转速，以适应矿井不同期间对通风的需要；采用反转反风并带防爆制动器，反风量较大，反风时间较短；配带风门、消音器、扩散筒，安装简单、施工周期短，维护工作量小；不需建风机房、可露天布置，安装时间短。但由于通风机电动机安装在风机轮毂内，叶轮安装在电动机轴上，需要装设防爆电动机，电动机散热较差，电动机维护较复杂。另外，风机露天安装其外壳及连接件锈蚀较严重。经对以上2种风机的技术性能、安装方式、结构设计、运行效率、维护特点、投资、年运行费用等方面进行了综合比较后，设计推荐方案二。即选用FBCDZ No28/2450型轴流式通风机2台，1台工作，1台备用。每台风机配2台YBF560M2-8型矿用隔爆型电机（450kW、740r/min、10kV）。由于初、后期的负压相差较大，为使风机在初、后期都能在高效区节能运行，本设计采用初期单级运行的方式。通风机性能曲线及反风曲线见图6.2-1及图6.2-2。初期工况点参数为（单级运行）：叶片角度34、风量131.3m3/s、风压1219Pa、效率72%、轴功率222.3kW。后期工况点参数为：叶片角度34、风量183.8m3/s、风压3179Pa、效率84%、轴功率696.0kW。初期反风工况点参数为（单级运行）：叶片角度34、风量98m3/s、风压690Pa、效率38%、轴功率177.9kW。后期反风工况点参数为：叶片角度34、风量146m3/s、风压1310Pa、效率40%、轴功率478kW。5.4.4附属设施在通风机的集风器前和扩散器侧壁应设置密闭性能良好的检修门，其位置应便于出入。在消声器前后应设检修门。风机采用的闸门，可电动、手动两用。要求开关灵活，使用方便，密闭性好，漏风少，有防冻措施，开启/关闭时间不大于3min。该通风设备不设反风道，采用断电制动停机后电机反转的方式进行反风，能在10min内改变巷道中风流的方向，当风流方向改变后，反风量不小于正常风量的40%。满足煤矿安全规程的有关规定。5.4.5其他在通风机房东南侧设配电控制室，通风机房两回10kV电源引自工业场地新建35/10kV变电所10kV侧不同母线段，一回工作、一回备用。通风机附属设施所需的低压电源引自通风机房高压配电室内的所用变压器, 一回工作、一回备用。通风机房内设KYN28A-12型抽出式金属封闭高压真空开关柜16台。在控制室中设集操台和风机在线监测装置一套。5.5 计算矿井通风等积孔等积孔风井通风等积孔按下式计算：式中：A风井等积孔，m2；Q风井风量，m3/s；h风井负压，Pa。 计算的矿井风井风量、负压、等积孔计算结果见表5.2-7。从等积孔大小（均大于2m2）可以看出，本矿井为通风容易矿井。矿井风量、负压及等积孔一览表表5.2-7内容项目容易时期困难时期风量(m3/s)风压(Pa)等积孔（m2）风量(m3/s)风压(Pa)等积孔（m2）回风斜井125969.164.781752907.353.865.7 灾害预防及安全装备5.7.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1.预防瓦斯爆炸的措施本井田瓦斯成份带应属二氧化碳氮气带，据临近煤矿调查资料，各煤矿在生产过程中未发生过瓦斯爆炸事故。为保证矿井安全生产，在生产中应加强瓦斯监测，杜绝瓦斯事故。预防瓦斯爆炸的根本措施是防止瓦斯的积聚和引燃，矿井投产后，应建立严格的通风管理制度，特别应注意以下措施：1严格执行瓦斯检查制度，巷道揭露煤层时，要按照煤矿安全规程采取必要的瓦斯预防措施。2加强采掘工作面的通风，采煤工作面和掘进工作面应按设计要求保证足够的风量，在通风风路中设置适当数量的风墙、风桥及风帘，可以有效地控制风流、风量分配和减少漏风，提高通风效率。3对废巷、停工停风的盲巷及采空区要即时封闭。4处理好工作面上隅角、采空区边界、采煤机附近和顶板冒落空洞内、低风速巷道顶板附近、停风的盲巷等局部积聚的瓦斯，防止瓦斯浓度超限。5严禁将易燃物品和点火器具带入井下，禁止井下及井口房使用明火。6采煤机割煤时，如遇夹石或切割顶底板时，在开机前应测定工作面瓦斯浓度，使之不超过煤矿安全规程允许值，避免切割岩石时产生火花引起瓦斯爆炸。7井下爆炸材料的使用和操作工艺流程必须遵守煤矿安全规程的有关规定。8井下掘进工作面的局扇和电气设备都必须安设风、电闭锁装置。9井下各电气设备在启动前必须先进行瓦斯检查，严禁带电检修电气设备。10采掘工作面位置发生变化时，应及时调整通风系统，增加必要的通风构筑物，以保证工作面有合理的通风系统。11加强地面及井下煤仓通风，防止煤仓上部瓦斯积聚。2.预防煤尘爆炸的措施井下煤尘主要是采煤和掘进煤巷时产生的，另外在各煤仓下口装载点，胶带输送机转载处，以及井下煤炭运输过程中也会产生扬尘。为防止煤尘爆炸和爆炸后范围进一步扩大，要求采取“预防为主”的综合防尘措施：1采煤机、综掘机及连采机均采用内外喷雾系统，岩普掘工作面采用湿式打眼、水炮泥爆破或水封爆破、放炮喷雾等措施，预防粉尘产生。2采掘工作面、运煤转载处、煤仓上口等易产生粉尘的地点设置喷雾降尘装置，以控制其扬尘，降低粉尘浓度。3在采煤工作面回风顺槽、回风大巷及胶带输送机大巷中设置风速传感器，监测各巷道风速，严格控制风速超限。4经常检测风流中的粉尘含量，定期清扫和冲洗巷道周壁，防止粉尘过量积聚或飞扬。5盘区回风巷、掘进巷道、主要回风大巷都必须安装风流净化水幕，水幕雾化要好，能封闭全断面。6按规定设置隔爆设施，隔爆水棚的设置地点、数量、水量及安装质量都必须符合规定要求，预防爆炸范围扩散。5.7.2 防火矿井火灾分为内因火灾和外因火灾。由于煤炭氧化自燃而产生的火灾属矿井内因火灾，由于井下放炮、电流短路、摩擦及其它明火等引起的火灾属外因火灾。据本井田煤层自燃倾向测定资料，各煤层均属自然发火和有可能自然发火的煤层，不同的是自然发火的难易程度有所差异。4-3、4-4、5-2煤层易自然发火的样品数较多；2-2、3-1、4-2煤层虽不具或很少具易自然发火的特征，但因井田内各层煤煤类大部分为长焰煤，变质程度低，故仍具有很大的自然发火可能。因此，在煤炭开采过程中，一定要提高防火意识，采取有效的防范措施，防止火灾发生。3.内因火灾预防措施对于煤层自燃的问题，按照矿井防灭火规范的规定应采取措施进行防治。结合目前国内外对自燃煤层所采取的有效防治措施，设计确定本矿井建立以氮气防灭火为主，喷洒阻化剂、均压通风等的综合防灭火措施。1氮气防灭火系统（1）设计依据矿井采用平硐开拓方式，主要开拓巷道、盘区巷道均布置在煤层中。采用长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。矿井移交生产时首先开采5-2号煤层，配备1个5-2煤一次采全高综采工作面，2个综掘工作面，1个岩普掘工作面，达到矿井初期3.0Mt/a的生产能力。在5-2号煤层大约开采3年以后，再在4-2煤层布置1个回采工作面，以解决煤层压茬关系。条件具备时，布置1个4-2煤回采工作面和1个3-1煤回采工作面，即3-1煤与4-2煤搭配开采，另增加2个连续采煤机工作面，以保证矿井6.0Mt/a设计生产能力。根据国内外经验，防火注氮量一般为5m3/min；若回风敞口，灭火注氮量不能小于9.2m3/min；全封闭时，可控制在8m3/min。（2）制氮系统方案对于制氮系统的布置方式，国内常用的有地面集中式和井下移动式。地面集中制氮系统，工作环境好，便于维护管理，设备投资少，故障率低，在相对静态的条件下工作，一旦出现故障，排除方便。当某处出现着火危险，可方便调用所有氮气集中进行高强度注氮，将着火危险消灭在萌芽中，但地面制氮系统存在输气距离长，效率低，能源损耗大，运行费用高，管材及安装费用多，需建制氮机房，土建投资多。而井下移动式制氮系统，机动灵活，使用方便，可根据使用需要开起相应设备，输气管路短，管材及安装费用低，损耗小，运行费用低；但所有电机、电器等均需严格按防爆等级执行，设备投资高，工作环境较差，安装维护费用高，体积也受到限制，特别是对于变压吸附式设备，吸附塔卧式安装，吸附剂的性能无法充分发挥。根据上述综合分析比较，为了提高制氮效率，减少输气管路损耗，节省管材及安装费用，降低运行费用，方便制氮设备上、下井及在井下安置，设计推荐井下移动式制氮系统。（3）制氮设备选型1）氮气防灭火的技术要求本设计将氮气主要用于回采面拆架、安装、收作、停采时的防灭火，也可用于煤巷高冒区、老空区的防灭火。当工作面采空区出现发火征兆时，连续或间隙地向采空区注入氮气直到征兆消除。2）矿井防灭火所需的注氮流量按采空区氧化带氧含量计算注氮量Qn=K ( C1- C2)Qv/(CN+C2-1)式中：K-备用系数，1.21.5；Qv-采空区氧化带漏风量，5-2煤取5.0m3/min，4-2、3-1煤取4.0m3/min；C1-采空区氧化带内原始氧的含量（均值），17%；C2-注氮防火隋化指标，7%；Cn-注入氮气的浓度，97%。投产时一盘区 Qn=1.5(17%-7%)5.0/(97%+7%-1) =18.75 m3/min（1125m3/h）达产时一盘区 Qn=21.5(17%-7%)4.0/(97%+7%-1) =30.00 m3/min（取1800m3/h）3）注氮方式和防灭火方法井下设移动注氮站，主要用于回采面拆架、安装、收作、停采时的防灭火，也可用于煤巷高冒区、老空区的防灭火。当工作面采空区出现发火征兆时，连续或间隙地向采空区注入氮气直到征兆消除。根据矿井火灾发生的地点不同，灭火的方式也不同，按煤矿安全规程要求，编制专门设计，同时生产中应制定安全计划、措施、管理制度、作业规程等，因此具体的灭火方法应在下阶段设计中针对不同的发火形式，发火地点制定不同的灭火方法。4）制氮设备方案比选根据设计依据和矿井防灭火要求的注氮量，选用深冷空分式、变压吸附式和膜分离式制氮设备均可满足注氮要求，但深冷空分制氮，产氮效率较低，能耗大，设备投资大，需要庞大的厂房，且运行成本较高，不完全适合我国煤炭行业行情，设计不予推荐；对于变压吸附式和膜分离式制氮，各有利弊，膜分离式制氮系统流程简单，比变压吸附式少一个缓冲罐，体积小，维修费用少，但膜分离式制氮要求气源的压力高，对气源除油、除水、除尘的要求高，初期设备投资较多；而变压吸附式制氮系统，工艺环节多，设备体积大，不便下放到井下，井下布置也不方便，但设备制氮量较大，投资较少，备品备件易购；两种制氮模式的优劣主要取决于制氮系统是布置在井下还是地面。本矿井因推荐采用井下移动式制氮系统，鉴于本矿井及各采区氮气需要量大，且巷道断面较大，要求制氮装置机型较大，为了提高制氮效率，设计推荐井下移动式碳分子筛制氮系统。根据本矿井盘区布置及各工作面所需注氮量情况，结合国内采用注氮防灭火矿井的设计生产情况，并考虑到矿井注氮实际效果及一定的安全备用系数，确定本矿井选用DT-600/8型煤矿碳分子筛制氮设备4套，产氮量为6004m3/h。富裕系数为30%。其主要技术参数如下：制氮量 Q600 m3/h；输出压力P0.6 MPa；氮气纯度97%；装机容量 185 kW；额定电压 660/1140 V。附带空气压缩机的电控随主机配套供货。每套制氮设备安在四辆平板车上，设置在工作面辅助运输顺槽与辅助运输大巷交叉处附近的新鲜风流中，随工作面搬迁而移动。2阻化剂防灭火系统井下煤的自燃，一般是由于残留在采空区或回采巷中的浮煤，以及压裂的煤柱在漏风过程中氧化发火。通常把发火点的煤炭分为冷却带、氧化带及窒息室。阻化剂是一种吸水性很强的盐类化合物，喷散到煤体上，能浸入煤的节理与裂隙，形成一个稳定的抗氧化保护膜，隔绝煤与空气中氧的接触，降低煤在低温下的氧化活性从而起到阻止、推迟煤层自然发火的作用。（1）阻化剂的选择用于煤矿防灭火的阻化剂主要有CaCl2、MgCl2、ZnCl2、AlCl3、P2O5、NaHPO4、NaCl、KCl、Ca(OH)2、H3BO3、水玻璃(Na2OnSiO2)，以及铝厂的炼镁槽渣、化工厂的硼酸废液，造纸厂的氯化锌废液、酒厂的废液等。其中以工业氯化钙（CaCl25H2O），卤块、片（MgCl26H2O）阻化效果好，货源充足，运贮方便，使用较广泛。因此，设计选用工业氯化钙（CaCl25H2O）作为阻化剂。（2）喷洒压注工艺及设备为节约投资和适应工作面位置不断变化的要求，设计采用移动式阻化剂雾化系统，即在工作面进风顺槽中设置贮液箱和阻化剂喷射泵，通过管道进入工作面，喷洒气雾阻化剂到采空区和工作面四线（上、下顺槽、开切眼及停采线）。设计选用XRB-50/125型喷射泵和型雾化器。（3）参数计算根据生产矿井使用效果，阻化剂溶液浓度控制在1520%之间为宜。具体参数应在煤层开采时通过实验确定。工作面合理的药液喷洒量取决于采空区的丢煤量和丢煤的吸液量。最易发生煤炭自燃部位，如工作面的上下口、巷道煤柱破碎带等处，需要充分喷洒的地方，在计算药液喷洒量时，要考虑一定的加量系数。工作面一次喷洒量可按下式计算：V=K1K2LShA-1式中 V一次药液喷洒量，m3；K1易自燃部位喷药加量系数，一般取1.2；K2采空区丢煤容重，t/m3，由丢煤样实测确定；L工作面长度，m；S一次喷洒宽度，m；H采空区底板上丢煤厚度，m；A吨煤吸液量，t/t煤，应通过试验测得；阻化剂的容重，t/m3。矿井投产后，应根据工作面实际生产情况，测定采空区丢煤情况，通过试验测定吨煤吸液量，确定工作面一次阻化剂喷洒量。工作面前方煤体压注阻化剂，取决于煤体的吸液量和煤体的渗透半径，可按每6m一个钻孔进行压注，矿井生产中可根据实际情况进行调整。3均压防灭火均压防灭火是采用通风技术措施，调节漏风风路两端的风压差，使之减小或趋于零，使漏风量减至最小，从而抑制控制区内煤的自燃，抑制封闭火区的火势发展，加速其熄灭。采用均压防灭火时应注意：实行区域性均压时，应顾及邻区通风压能的变化，不得使邻区老塘、采煤工作面、采空区或护巷煤柱的漏风量增加，严防火灾气体涌入生产井巷和作业空间；回采工作面采用均压防灭火时，必须保持均压风机连续稳定地运转，并有确定均压风机突然停止运转时保证人员安全撤出的安全措施。利用均压技术灭火时，必须查明火源位置、瓦斯流向，并有防止瓦斯流向火源引起爆炸的措施。4束管监测系统根据煤矿安全规程的规定，采用氮气防灭火时，必须有能连续监测采空区气体成分变化的监测系统。束管监测技术是目前比较成熟的安全监测技术，可以在地面连续遥测井下发火处的O2、CO、CO2及CH4等多种气体，监测地点多处，是氮气、阻化剂防灭火不可缺少的辅助系统，设计选用KSS-2100型矿井火灾预报束管监测系统1套。除采取上述预防井下煤炭自然发火引起火灾外，设计本着“预防为主，消防并举”的基本原则，采取以下综合防灭火措施，保障矿井安全生产和职工的生命安全：（1）提高回采工作面回采率，采空区尽量不留残煤并及时进行封闭。（2）加强通风设施管理，合理设置通风构筑物，减少漏风，消除采空区的供氧条件。（3）对废巷应及时密闭，采空区密闭有必要时需进行注浆封闭，及时清理碎煤杂物，使之与空气隔绝，抑制煤的氧化。（4）对支承压力区的煤柱裂隙、采空区、开切眼、停采线等煤炭易自燃的地点喷洒阻化剂，降低煤的氧化能力，阻止煤的氧化过程。2.井下外因火灾预防措施1按煤矿安全规程有关规定设置井下消防材料库，按规定配备灭火材料与器材。2井下主要机电设备硐室设置防火门或防火栅栏两用门。3禁止一切人员携带烟草和点火工具下井，井下及井口房内一般不准进行焊接作业，如必须进行，应按煤矿安全规程的有关规定进行。4正确选择和合理使用电气设备，加强维护，保证输电线路完好，设备正常运转，防止发生事故。5采用阻燃和防静电胶带、不延燃电缆、风筒和不燃液。在胶带输送机头和主要机电硐室设火灾报警和灭火装置。各胶带输送机巷和辅助运输大巷均铺设消防管路，每隔一定距离设有消防水龙头。6井下不存放汽油、煤油和变压器油。井下擦抹机械用过的棉纱和布头等放在盖严的桶内，定期送往地面处理。5.7.3 防矿尘井下煤尘主要是采煤和掘进煤巷时产生的，另外在各煤仓下口装载点，胶带输送机转载处，以及井下煤炭运输过程中也会产生扬尘。为防止煤尘爆炸和爆炸后范围进一步扩大，要求采取“预防为主”的综合防尘措施：1采煤机、综掘机及连采机均采用内外喷雾系统，岩普掘工作面采用湿式打眼、水炮泥爆破或水封爆破、放炮喷雾等措施，预防粉尘产生。2采掘工作面、运煤转载处、煤仓上口等易产生粉尘的地点设置喷雾降尘装置，以控制其扬尘，降低粉尘浓度。3在采煤工作面回风顺槽、回风大巷及胶带输送机大巷中设置风速传感器，监测各巷道风速，严格控制风速超限。4经常检测风流中的粉尘含量，定期清扫和冲洗巷道周壁，防止粉尘过量积聚或飞扬。5盘区回风巷、掘进巷道、主要回风大巷都必须安装风流净化水幕，水幕雾化要好，能封闭全断面。6按规定设置隔爆设施，隔爆水棚的设置地点、数量、水量及安装质量都必须符合规定要求，预防爆炸范围扩散。5.7.4 井下水灾预防本矿井水文地质条件比较简单，煤系地层含水微弱，若无较大的裂隙，不会给采煤造成危协和带来灾害。但由于张家峁井田煤层埋藏比较浅，根据各可采煤层导水裂隙带最大高度（包括冒落带高度）计算，先期开采区内各可采煤层导水裂隙带高度均大于相邻两煤层间的距离，导水裂隙带互相叠加，直达地表，与第四系松散层潜水沟通，组成间接的充水水源。西部风沙滩地区潜含水丰富，并与下覆2-2煤层烧变岩连通成为同一潜水含水层，煤矿开采进入该区时，上部潜水沿裂缝灌入巷道的可能性必然存在。井田内各煤层露头处均分布一定范围的烧变岩，当其位于低洼处，并有一定的补给水源时，可形成富水地段，在开采过程中也应加以注意。故矿井开采时，不仅要考虑直接充水因素，而且还要考虑因导水裂隙带因素影响的充水因素，以防矿井涌水量增大，发生矿井突水和溃沙等地质灾害。此外，井田北部紧邻地方煤矿开采区，对其采空区积水不容轻视，开采至附近时应采取探、放水措施或予留保安煤柱，以防突水事故；井田南部的常家沟水库最大库容量为1200万m3。未来煤矿开采时，要远离这些区域，严防“三带”与其相互灌通后，地表水、水库蓄水沿裂缝灌入下部煤层，给煤矿生产带来不必要的损失。对于上述问题，在开采过程中应采取如下措施加以防治：1井下建立完善的排水系统，设计在回风斜井井底附近设置了主排水泵房和水仓，水仓有效容量达1900m3，超过矿井8h正常涌水量。泵房内选用3台MD1280-432型矿用耐磨多级离心泵，排水管道选用2737无缝钢管2趟。正常涌水时1趟工作，1趟备用，最大涌水时2趟同时工作。2设计在常家沟水库、各煤层露头处均留设100m保安煤柱，3-1煤乌兰不拉沟按沟谷中心线每侧各留75m保水煤柱。生产当中可根据实际情况对保安煤柱进行相应调整。3采掘过程中在靠近小煤矿时应采取探、放水措施或予留保安煤柱，以防突水事故。4采掘中遇见钻孔时，要注意观察其是否与含水层沟通，以防突然涌水。5在巷道掘进时必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，以防矿井涌水量增大，发生矿井突水和溃沙等地质灾害。6雨季来临时应加强观测井下水文变化情况，并向矿调度室报告。7建立健全水害预报制度，矿井要有水害避灾路线图，并使每一位下井人员熟悉避灾路线。遇有水害发生，有关人员要及时汇报调度室，以便采取应急措施。8井下主排水泵房管子道直接连通回风斜井，井下水灾发生时可由管子道撤离人员和调配排水设备。9采掘工作面或其它地点发现透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙发生涌水、水色发浑、有臭味等其它异状）时，必须停止作业，采取措施，并报告矿调度室，如情况紧急，须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。10井下沿煤层布置的巷道，受煤层起伏影响较大，巷道中会出现积水现象，在矿井生产期间应根据实际情况，在巷道适当位置设置水窝，由小水泵将水窝水排至井底水仓，保证井下巷道运输畅通。5.7.5片帮冒顶事故预防 本矿井井下采煤方法为走向长壁采煤法，采用全部垮落法管理顶板，采煤工艺为一次采全高，片帮冒顶易发生在采掘工作面。掘进工作面掘进或放炮后，巷道围岩松动，如果支护不及时，往往顶板和两帮矸石容易掉落。综采工作面主要是上、下端头受集中应力的作用，煤层顶板和煤壁松动，易发生冒顶和煤壁片帮。1回采工作面配备液压支架下缩自记仪和圆图压力记录仪，严密监视回采工作面顶板压力的变化，总结其显现规律。顶板初次来压、周期来压时要及时制定安全措施；2安排有经验的工人维护采煤工作面端头，设计回采工作面采用掩护式液压支架支护顶板，上、下端头支护采用端头液压支架，工作面巷道超前支护采用超前支架及悬浮式单体液压支柱，超前支护距离不小于25m。3经常维修液压支架的护帮板；4尽量减小采掘工作面空顶距，巷道掘进后应及时进行临时支护；5严格执行“敲帮问顶”制度，及时发现事故征兆；6在采高比较大的地段应注意对煤壁的维护，防止片帮。7工作面采空区顶板初次冒落的步距较大，对工作面的安全构成很大的威胁，为减少冒落跨度，减少悬顶，减轻支护的承压值，必须进行人工强制放顶。人工强制放顶的方式，目前普遍采用打眼爆破的方法，按爆破柱槽的位置不同，有端部爆破柱槽，中部爆破柱槽和定悬顶爆破柱槽。定悬顶爆破柱槽是现场普通采用的方法，在作业规程中应针对顶板和支护的具体条件，规定人工强行放顶的悬顶距离。5.8矿井下安全避险“六大系统”5.8.1监测监控系统设计本矿井装备了煤矿综合自动化控制系统，其中包括矿井安全监测监控子系统。该系统由地面中心站井下工作站传感器断电器等设备组成，地面由系统主机调制解调器网络图形终端网络服务器系统软件等组成 。井下（含地面）工作站由本质安全型分站隔爆兼本质安全电源隔爆电池传感器 断电器、下井用光端机和其他设备组成。环境监测：主要监测井下各种有害气体及工作的作业条件，如：高、低浓度甲烷(瓦斯)气体、一氧化碳、风速、温度、压力、负压、烟雾等。安全监控：监控井上下主要生产环节的各种生产参数和主要设备的运行状态参数。例如：主平硐井带式输送机、顺槽带式输送机、中央变电所、盘区变电所、中央水泵房、通风机、局扇、空压机、制氮机、综采工作面采煤机、井下风门开关、馈电开关等设备的运行状态和参数。矿井安全监测、监控中心设置在矿调度中心内。矿井安全方面的测点按现行煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范、矿井防灭火规范、矿井通风安全监测装置使用管理规定的相关要求进行配备：1在采煤机、综掘机及连续采煤机上均安装机载式瓦斯断电仪，对瓦斯浓度进行监测，实现超限断电报警。2在所有的采煤、掘进工作面回风风流中设置瓦斯传感器，以监测工作面及回风顺槽中的瓦斯涌出情况，当瓦斯浓度超限时，切断工作面及回风顺槽中的机电设备电源。3在采煤工作面输送机顺槽、回风大巷、总回风巷及胶带输送机大巷中设置风速传感器，监测各巷道的风速、风量，严格控制风速超限。4井下各风门处设置风门开关传感器，用于监测风门的开关状态。5在胶带输送机机头处和胶带输送机巷中设置烟雾和温度传感器，对胶带输送机进行监测，预防胶带输送机火灾事故发生。6采掘工作面、胶带输送机运煤转载点、煤仓上、下口等处设置粉尘传感器，并在胶带输送机运煤转载点、煤仓上、下口等处设置喷雾洒水传感器，以控制浓度和实现自动喷雾洒水降尘。7在地面主扇风硐内设置一套风压、风速和瓦斯传感器，连续监测全矿井的瓦斯浓度和风压。5.8.2井下人员定位系统建设完善煤矿井下人员定位系统。煤矿企业必须按照煤矿井下作业人员管理系统使用规范 （AQI0482007）的要求，建设完善井下人员定位系统，并做好系统维护和升级改造工作，保障系统安全可靠运行。所有入井人员必须携带识别卡，确保能够实时掌握井下各个作业区人员的动态分布情况。5.8.3紧急避险系统建设完善井下紧急避险系统。煤矿企业必须按照煤矿安全规程的要求，为入井人员配备额定防护时间不低于30分钟的自救器。煤与瓦斯突出的矿井应建设采区避难硐室，突出煤层的掘进巷道长度及采煤工作面走向长度超过500米时，必须在距离工作面500米范围内建设避难硐室或救生舱。煤与瓦斯突出矿井以外的矿井，从采掘工作面步行，凡在自救器所提供的额定防护时间内不能安全撤离到地面的，必须在距离采掘工作面1000米范围内建设避难硐室或救生舱。5.8.4压风自救系统建设完善的矿井压风自救系统。煤矿企业必须在按照煤矿安全规程要求建立压风系统的基础上，按照所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气的要求，进一步建设完善的压风自救系统。5.8.5供水施救系统建设完善的供水施救系统。煤矿企业必须按照煤矿安全规程要求，建立完善的防尘供水系统；除按照煤矿安全规程的要求设置三通门及阀门外，还要在所有采掘工作面和其他人员较集中的地点设置供水阀门，保证各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。要加强供水管路维护，不得出现跑,冒，滴，漏现象，保证阀门开关灵活。5.8.6通信联络系统 建设完善矿井通信联络系统。煤矿企业必须按照煤矿安全规程的要求，建设井下通信系统，并按照在灾变期间能够及时通知人员撤离和实现与避险人员通话的要求，进一步建设完善通信联络系统。在主副井，采区变电所，水泵房等主要机电设备硐室和采掘工作面以及采区，水平最高点，应设置电话。井下避难硐室，井下主要水泵房，井下中央变电所和突出煤层采掘工作面，爆破时撤离人员集中地点等，必须设有直通矿调度室的电话。要积极推广使用井下无线通讯系统，井下广播系统。发生险情时，要及时通知井下人员撤离。 第六章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型6.1 矿井提升设备选型6.1.1 电动机选型由于主斜井带式输送机运输距离较长、运输能力大，为降低起动和紧急制动时输送带的动张力，减少起动时对电网的冲击和起动过程中各承力部件的动载荷，延长减速器、电动机等关键部件的使用寿命，实现电机间的功率平衡，应对带式输送机的起/制动加速度进行控制，因此驱动装置必须具有软起/停功能。根据国内同类设备生产现状及现有生产矿井的实际使用情况，设计对带式输送机的驱动方式进行了CST可控起/停驱动、交-直-交变频调速驱动等方案比较。CST可控起/停驱动装置和交-直-交变频调速驱动装置都能满足本条带式输送机的使用要求。从价格方面看，二者的初期投资基本在同一价位，但如计入土建工程投资和由于变频产品更新换代快所带来的额外投资，CST在总体价格方面可相对降低。从功能方面看，在带速和运输量调节性能上，交-直-交变频调速驱动装置适应能力较好，当负载经常变化时，交-直-交变频调速驱动装置节能效果明显，所以比选后确定主平硐带式输送机驱动装置选用“交-直-交”变频调速驱动装置。另对电动机的电压等级进行了低压（1140V或660V）和中高压（3300V及以上）的方案比选后，采用低压电动机比高压电动机价格低约30%，变频器的价格低50%以上。故本次设计采用低压电动机。考虑到660V是一个国际通用电压等级，国内外多家厂商做此变频器，该电压下，电动机功率最大可到1000kW，在平朔煤矿有710 kW的皮带用变频电机已运行了几年。考虑到本项目电机功率是630 kW，所以电机电压选用660 V。根据煤矿安全规程和带式输送机工程设计规范的规定， 主平硐带式输送机装备一套SHI252型低速轴盘形闸制动器。为保证操作人员和行人安全，在主平硐带式输送机驱动装置和滚筒处设置安全防护设施，在拉紧装置两侧和机尾处设置安全护网和护栏。另为便于设备维修主平硐带式输送机上设置一些人行过桥。6.2 主运输设备选型6.2.1 带式输送机选型本矿井设计生产能力为2.4Mt/a。在矿井工业场地设有一个主斜井、一个副斜井。另有一个回风斜井布置在井田东部附近。主斜井装备一台钢丝绳芯带式输送机担负矿井原煤的运输任务。副斜井采用无轨胶轮车担负全矿材料、设备、人员等辅助运输任务。设计矿井年工作日330d，每天净提升时间为16h。带式输送机具有运输能力大、能实现连续运输、自动化程度高等优点，故本设计主平硐确定采用带式输送机运输。根据井下开拓开采布置，从采煤工作面至大巷带式输送机、煤流连续运输，根据工作面数量及生产能力、煤流系统的协调能力，主平硐、5-2煤大巷带式输送机运量确定为2500t/h。结合井下工作面生产能力大的特点，考虑生产因素和工作面的峰值煤量，来确定胶带机的带宽、带速、输送带强度等技术参数。主平硐带式输送机主要技术参数为：B=1400mm，Q=2500t/h，V=4m/s，=-1.34898-0.17190，L=2956.255m，St1600钢丝绳芯阻燃输送带，采用双滚筒双驱动方式布置，功率分配1：1，配YBPT450-4，N=630kW 防爆电动机二台、SEW-M3PSF100-20.000型减速器二台，采用“交-直-交”变频驱动。设有盘形闸制动装置及头部液压自动拉紧装置（防爆）各一套。（一）设计依据（按Q=2500t/h选型计算）矿井生产能力 2.40Mt/a带式输送机运量 Q=2500t/h带式输送机带宽 B=1400mm主平硐井筒倾角 =-1.34898-0.17190带式输送机长度 L2956.255m煤的松散容重 =950kg/m3带式输送机工作制度 330d/a 、16h/d（二）带式输送机选型计算1圆周驱动力的计算根据带式输送机的实际工作条件及国内设备生产厂家的加工水平，同时考虑到现场的管理水平等因素后，确定采用并计算出如下参数：托辊运行阻力系数 f0.028传动滚筒摩擦系数 0.30带式输送机最大提升速度 V4.0m/s初选胶带强度 St1600N/mm每米物料重量 qG173.61kg/m每米胶带重量 qB48.30kg/m上托辊每米长转动部分重量 qRO=29.10kg/m下托辊每米长转动部分重量 qRU=10.85kg/m系 数 C1.04主要阻力 FH300565N主要特种阻力 FN17907N附加特种阻力 FS114341N倾斜阻力 Fst-112259N传动滚筒所需圆周驱动力 Fu FH+FN+FS1+FSt 220554 N2电动机功率带式输送机稳定运行时传动滚筒所需运行功率：PAFu V/1000883kW带式输送机驱动电动机功率：PMPA/11081kW式中：1驱动系统正功率运行时的传动效率。1=0.8158为此，选择2台630kW、 YBPT450-4 电动机。3输送带张力计算主斜井带式输送机采用头部双滚筒传动，功率配比1：1。根据输送机的布置形式确定第一传动滚筒的围包角1190，第二传动滚筒围包角2190。设FA1、FA2分别为第一和第二传动滚筒圆周力，F1、F1-2和 F2分别为第一和第二传动滚筒处的输送带绕入点和绕出点的张力，F3、F4分别为尾轮处的输送带张力，FA为起动状态传动滚筒圆周力。其中 FA=FUKA KA为启动系数 ，取值KA=1.20第一传动单元滚筒上圆周力 FA1= KA1/2FA 132332N第二传动单元滚筒上圆周力 FA2= KA1/2FA 132332N设第二传动滚筒e2值用足时，则：F2FA2/（e21）77709NF1FA F2298263NF1-2F2FA2187986NF3=F4=177889NF1/F1-2e1F1-2/F2e2故按不打滑条件验算，张力满足要求。再按垂度条件验算上、下分支最小张力：F上min=g(qG+qB)aU/(80.01)=32654N F下min=g(qG+qB)aO/(80.01)=17768N由F3=F4 F上min F下min 满足垂度验算最后计算输送带的安全系数：n=BSt/F1=7.57n9 输送带安全系数满足要求。4带式输送机的保护与供电在主斜井选用一套集监测、控制、信号、通信为一体的带式输送机监控系统，为分级分布式结构，具有较高的运行可靠性和使用灵活性，显示功能强，联网方便，设有驱动滚筒打滑、堆煤、跑偏、温度、烟雾、防胶带撕裂、输送带张力下降、电动机过载、电机超温等多项保护装置，满足煤矿安全规程的有关规定，并能与井上下的其他胶带输送机实现闭锁集中控制。5拉紧装置选型拉紧装置放在头部。采用液压拉紧装置。拉紧装置型号为ZLY-02-320。 6输送带选型采用阻燃型钢丝绳芯输送带。带强St1600属常规档次带强，国内供货质量能满足要求。考虑到使用环节的重要性及国内接头工艺水平，设计强调：今后在本胶带输送机的安装过程中，应加强对胶带接头硫化的质量控制和检测，以确保接头强度满足有关规定的要求。主斜井带式输送机技术特征见表6.1-1主斜井带式输送机技术特征 表6.1-1 序号名 称单 位内 容备 注 1 运输量t/h25002 运输物料原煤3 运输物料容重t/m314 速 度m/s4.05 输送机长度m2956.2556输送机角度-1.3489-0.171907 输送带 宽 度mm1400 带 强N/mmSt1600（阻燃）8 电动机 型 号 YBPT450-4 2台 功 率kW630 转 速r/min14809减速器型号 SEW-M3PSF100-20.000 2台 10制动器型号 SHI252 1套 11液压自动张紧装置型号 ZLY-02-320 1台 6.2.1 带式输送机选型工作面可弯曲刮板输送机 工作面刮板输送机选型需要满足以下四个方面的要求：1）运输能力与采煤机生产能力相适应，并留有一定的峰值富余系数；2）外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；3）运输机长度与工作面长度相一致；4）支架宽度与刮板输送机的节距相一致。采煤机的生产能力按下式计算： Q=60VMBg式中：Q采煤机小时割煤量，t/h；V采煤机牵引速度，取3.7m/min；M煤层开采厚度，平均取6.0m； B截深，取0.8m； g煤的容重，1.3t/m3； 有效截割系数，取0.9。经计算，采煤机的生产能力Qt/h考虑到5-2煤层厚度大，采煤机割煤过程中会产生煤壁片帮，增加落煤量。因此，工作面刮板输送机的运输能力应比采煤机的生产能力大，留有一定的峰值富余系数，本次设计暂按50%计，故选择工作面刮板输送机如下：可弯曲刮板输送机选用SGZ1250/31000型，主要技术参数为：设计长度220m，运输能力t/h，电机功率31000kW，额定电压3300V，频率50Hz。6.3 矿井排水设备选型设计井下排水采用集中排水系统，井下涌水全部汇集到下部5-2煤层大巷后集中排出。设计在5-2煤辅助运输大巷末端布置井底水仓、主排水泵房及变电所，排水管路沿5-2煤回风大巷敷设，排至副平硐排水沟，再自流到地面井下水处理站。6.3.1 设计依据5-2煤回风大巷顶端标高：+1081 m排水泵房标高： +1065m正常涌水量： 170 m3/h最大涌水量： 220m3/h排水距离： 2100 m排水高度： 21 m6.3.2 设备选型工作泵的排水能力应满足： 水泵扬程为吸水高度、排水高度及管道阻力损失之和。根据所需的水泵排水能力的要求，本设计考虑了两个方案，方案比较见表6.3-1。从表中可以看出，两个方案的排水能力都能满足矿井排水的要求。第一种方案所选水泵是在原D型泵基础上改进而成，泵的首级叶轮、进水段及主要过流部件采用耐磨材质，使泵的抗汽蚀性能和耐磨性能得到了较大的提高，从而保证泵在较长的一段时期内保持高效运行，并有效地延长了泵的使用寿命，泵的吸程较原D型泵有所提高。其优点是采用变频调速可灵活的控制水泵的流量，容易找到比较适合且经济的工况点，利于节约能源；泵的效率高，年运行费用低；缺点是设备初期投资较高。方案二所选用的水泵为矿用潜水电泵，是在QJ系列潜水电泵的基础上，专为矿山排水设计的潜水设备，它吸取了国外矿用潜水电泵的特点，采用特殊加工工艺和结构，适用矿床地表疏干，掘进井筒的井底排水、倾斜巷道的掘进排水及水仓排水等，其优点是设备初期投资较低；缺点是效率低，轴功率高，水泵年运行费用高。经技术经济综合比较，设