常村煤矿2.4Mta新井设计【专题常村煤矿矿震时空分布规律分析研究】【含CAD图纸+文档】
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专题常村煤矿矿震时空分布规律分析研究
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目 录一般部分1 矿井概况与地质特征11.1 井田概况11.1.1 位置与交通11.1.2 地形地貌及水系11.1.3 气候与气象21.1.4 地震烈度21.1.5 水源及电源21.2 井田地质特征21.2.1 地层21.2.2 构造41.2.3 水文地质条件51.3 煤层特征71.3.1 煤层特征71.3.2 煤质81.3.3 煤层开采技术条件102 井田境界与储量132.1井田境界132.1.1井田境界划分的原则132.1.2井田境界132.2矿井工业储量132.2.1资源/储量估算范围132.2.2矿井工业储量的计算及储量等级的圈定132.2.3矿井可采储量152.2.4工业广场煤柱153 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限173.1矿井工作制度173.2矿井设计生产能力及服务年限174 井田开拓194.1 井田开拓的基本问题194.1.1井筒形式、数目的确定194.1.1井筒位置的选择204.1.3风井位置的选择214.1.4工业广场的位置、形状和面积的确定及确定采（带）区划分214.1.5开采水平的确定224.1.6主要开拓巷道234.1.7确定矿井开拓延深放案234.1.8确定采区、带区、煤层间的接替顺序234.1.9开拓方案比较234.2 矿井基本巷道324.2.1井筒324.2.2井底车场354.2.3主要开拓巷道374.2.4巷道支护385 准备方式采区巷道布置415.1煤层地质特征415.1.1带区位置415.1.2带区煤层特征415.1.3煤层顶底板岩石构造情况415.1.4水文地质415.1.5地质构造425.1.6地表情况425.2采区、带区巷道布置及生产系统425.2.1采煤方法及工作面长度的确定425.2.2带区巷道布置425.2.3带区生产系统435.2.4确定带区各种巷道的尺寸、支护方式及通风、运输方式435.2.5带区生产能力及采出率455.3带区车场选型计算465.3.1带区车场的形式465.3.2带区车场的调车方式465.3.3带区主要硐室布置466 采煤方法486.1采煤工艺方式486.1.1带区煤层特征及地质条件486.1.2确定采煤工艺方式486.1.3回采工作面参数496.1.4回采工作面破煤、装煤方式496.1.5回采工作面支护方式546.1.6端头支护及超前支护方式586.1.7各工艺过程注意事项596.1.8采煤工作面正规循环作业626.2回采巷道布置646.2.1回采巷道布置方式646.2.2回采巷道参数657 井下运输717.1概述717.1.1井下运输设计的原始条件和数据717.1.2运输距离和货载量717.1.3矿井运输系统717.2带区运输设备选择727.2.1设备选型原则727.2.2带区设备的选型727.2.3带区运输能力验算757.3大巷运输设备选择777.3.1轨道大巷运输设备的选择777.3.2运输大巷运输设备的选择798 矿井提升818.1概述818.2主井提升818.2.1箕斗818.2.2提升机838.2.3钢丝绳技术特征838.3副井提升839 矿井通风及安全859.1矿井通风系统的选择859.1.1矿井概况859.1.2开拓方式859.1.3开采方法859.1.4变电所、充电硐室、火药库859.1.5工作制、人数859.1.6矿井通风系统的基本要求859.1.7矿井通风系统的确定869.1.8主要通风机的工作方式的确定879.1.9带区通风系统的确定889.1.10工作面通风方式889.1.11矿井第一开采水平通风容易与通风困难时期899.2矿井风量计算949.2.1采煤工作面所需风量计算949.2.2备用工作面风量的计算959.2.3掘进工作面所需风959.2.4硐室需风量计算969.2.5其他用风巷道的需要风量计算979.2.6矿井总风量计算979.2.7确定带区及全矿的风量分配并确定矿井所需总风量989.2.8通风构筑物999.3矿井通风阻力计算1009.3.1计算原则1009.3.2矿井最大阻力路线1009.3.3矿井通风阻力计算1009.3.4 矿井总风阻等积孔计算1049.4选择矿井通风设备1059.4.1选择主要通风机的基本原则1059.4.2通风机风压的确定1059.4.3主要通风机工况点1069.4.4主要通风机的选择及风机性能曲线1079.4.5电动机选型1099.5矿井主要通风设备要求1099.5.1通风附属装置及其安全技术1109.6安全灾害的预防措施1119.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1119.6.2预防井下火灾的措施1119.6.3防水措施1119.6.4防冲击地压11110 矿井基本技术经济指标113参考文献114专题部分常村煤矿矿震时空分布规律分析研究1221常村煤矿地质及开采概况1222 微震监测系统综述1262.1微震监测系统的优点1262.2SOS微震监测系统概况1262.2.1设备组成及用途1262.2.2工作原理1272.2.3产品的功能1272.2.4产品的技术参数1282.2.5微震监测系统的布置1283全矿微震时空分布规律分析1313.1矿震时间序列分布1313.2矿震事件的空间分布1323.3工作面回采影响范围的平面微震演化规律1344 2120与2115工作面回采影响范围的平面微震演化规律1364.1 2120与2115工作面矿震时间序列分布1404.2 2120与2115工作面矿震空间演化规律1415.结论144参考文献145翻译部分A preliminary study of coal mining drainage and environmental health in the SantaCatarina region, Brazil147Introduction147Coal zones of Santa Catarina State148Methods and analytical procedures149Water149Water quality150Environmental health and dynamics of surfaces waters150Conclusions151Acknowledgments151References152巴西圣卡塔琳娜地区煤炭开采污水排放和环境健康的初步研究153正文153圣卡塔琳娜地区煤田分布154方法和分析步骤154水资源154水质155环境健康和地表水的运动155结论156致谢156参考文献157致 谢158 一般部分 第57页1 矿井概况与地质特征1.1 井田概况1.1.1 位置与交通常村井田位于河南省义马市东南部，地理坐标为：东经1115301115652，北纬34405734432。井田边界：东部自上而下为煤层沉缺边界，以五盘区下山煤柱外推200m为界，西至F8断层；浅部（北部）自西向东为小煤窑采空区、2-1煤露头、2-3煤露头，F3断层上盘与2-3煤断煤交线、2-3煤层露头为界，深部（南部）自西向东内跃进矿与常村矿为边界、F16断层下盘与2-3煤断煤交线，井田面积为14km2。矿区东距洛阳60km，西距三门峡80km。北距陇海铁路线义马车站1km，有3.65km铁路专用线与该站相连。北距310国道约5km，矿区经310国道和义马高速连接线可直达连霍高速公路，地理位置优越，交通便利（图1-1）。图1-1 常村矿交通位置图1.1.2 地形地貌及水系井田内以中上侏罗系砾岩为构架，地表多为第四系黄土所覆盖。地面高程415580m，地形切割较强烈，属豫西低山丘陵区。地形走向呈东西，分水岭处于中南部，分水岭以南，地形呈较缓的波状起伏，最低标高415m，相对高差2050m，发育有马沟、马连洼沟、坡头南沟、任家沟、宋沟等冲沟，由西北向东南汇入洛河，这些沟谷纵坡长，沟身长。分水岭以北地形相对复杂，发育有香山庙沟、常村南沟、土桥沟、湾子沟、城村南沟、孙家沟等，大致呈南北向深切的V字形沟谷把地表径流汇入南涧河。南涧河为本区主要河流，义马以上流域面积约576km2，源于陕县观音堂、英豪山东麓，自西而东流经井田西北边缘中侏罗系露头区，向东则渐离井田浅部边界，据以往观测，旱季流量仅2.26m3/S，1958年洪峰暴发流量可达1446.5m3/S，最高洪水位标高（常村桥处）为+411.68m，系典型的山区河流。1.1.3 气候与气象本区为大陆性气候，据渑池县气象站观测资料：年平均气温12.3，月均气温25.3（7月）-2.2（l月），极端气温最高为41.6（1966年6月20日），最低-18.7(1969年1月31日)。年均降雨量为612.3mm，最大为1070.8mm（2004年），最小为304.5mm（1997年），月最大为290.5mm（1957年7月）；日最大为131.8mm（1982年7月30日）；降雨量多集中于第三季度，可占全年的55%；年均蒸发量为1886.5mm，最大为2368.7mm（1966年），最小为1583.3mm（1985年）；年均绝对湿度为11.0毫巴，相对湿度为64。59月以东东南风为主，10月至翌年4月则多西西北风，年均风速3.3m/s，最大21m/s（1994年）。冻结期分布于11月至次年3月，冻结天数31天（1958年）93天（1960年），最大冻结深度34cm。1.1.4 地震烈度据洛阳地区地震办公室提供，义马矿区属5级地震区，震中烈度67度。据记载：1847年渑池地震，5级，震中烈度6度；1920年9月、1930年两次地震，中国科学院鉴定为6级；1964年9月、11月地震强度与前两次大致相同。因此矿井有关建筑设施均应考虑抗震性能。1.1.5 水源及电源本矿井供水水源以抽取渗入到井下的涧河水作为生活用水（非食用部分）及工业用水。生活用水（食用部分）由集团公司水厂抽取洪阳深水井水，通过输水管路送至常村煤矿俱乐部蓄水池，经常村矿加压送至高位水池，然后通过供水管路供职工家属生活食用。常村煤矿供电电源均按煤矿安全规程要求采用双回路分裂运行供电，供电线路由湾子35KV变电所引出四趟架空线路，其中、两趟线路采用LGJ-240，长度1.9km；一趟回路线路采用LGJ-70，长度1.9 km；回路线路型号为LGJ-185长度为1.8 km。35KV变电所供常村煤矿主电力变压器两台，其型号为SF1-12500/35/6.3，主变每台容量12500kvA，二次输出电压6.3KV。1.2 井田地质特征1.2.1 地层井田地层由老到新如下：（1）三叠系上统延长群本区三叠系延长群的厚度达1700m以上，可划分为油房庄、椿树腰、谭庄等三个组。其中谭庄组含多层薄煤和煤线，据岩性可分为上下两段。谭庄组（T3yt）下段本段厚290m左右，以灰黄、浅灰色细砂岩，粉砂岩和泥岩为主，夹粉红色厚巨厚层状长石石英砂岩,下部夹煤线，局部夹中基性沉凝灰岩。谭庄组（T3yt）上段以浅灰色中细粒（局部粗粒）长石石英砂岩和粉、细砂岩互层为主，夹灰绿和深灰色泥岩、粉砂岩。粗砂岩中具大型板状和锲形交错层理，粉、细砂岩中多具波状层理，发育变形构造和生物通道。含薄层状和透镜状菱铁矿结核。夹l20余层薄煤或煤线，一般小于0.50m，仅个别见煤点（501、805号孔）可达1m左右，与上覆地层呈微角度不整合接触。（2）侏罗系（J）义马矿区缺失侏罗系下统，主要含煤地层为中侏罗统下部之义马组，呈东西向条带分布于义马向斜核部。在井田浅部有零星出露，厚0112.40m，一般98m，为一套陆相碎屑含煤岩系、具西厚东薄，在14线东向南北边缘渐趋尖灭之特点。中统义马组（J21ym）为本区含煤地层，义马组据岩性组合可划分为四段：底砾岩段：因位于义马组底部而通称底砾岩，其岩性变化较大，有浅灰、浅灰绿、棕灰及杂色砾岩、含砾砂岩、含砾泥岩及各种过渡类型。砾石成分主要为石英岩、石英砂岩、分选差、次棱角状或次圆状、砂泥质杂基含量高，常见基底式胶结，块状构造（有时表现为正粒序）。厚046.40m，一般厚14m左右。基本上分布全区，且有东厚西薄之特点。在12线东为2-3煤直接底板，以西则表现为多次正向半韵律旋回，顶部逐渐过渡为细粒沉积。是地层划分对比的重要标志层Jk2。下含煤段：为义马组主要含煤岩段，含主要可采煤层2-3煤及局部可采煤层2-1煤。下部（2-3煤底界至底砾岩）12线以东尖灭，自12线向西逐渐增厚。以灰至深灰色粉砂岩、泥岩为主，夹中、细粒石英砂岩及鲕状菱铁质薄层，顶部多为炭质泥岩。砂岩中可见板状，槽状交错层理，粉砂岩、泥岩中常见水平及微波状层理。产镜煤化植物碎片及根模。中上部（2-l煤与2-3煤分岔部分）厚065.44m，一般厚46.60m，分布于井田西北部，自分岔合并线向东尖灭，向西北逐渐增厚。以浅灰、灰色细粒石英砂岩为主、夹中粒石英砂岩、粉砂岩和泥岩。碎屑多为孔隙式泥质胶结。发育缓波状和楔形交错层理，局部见浑浊层理，泥岩及粉砂岩中常见水平层理。以向上变粗的粒度旋回为主。产丰富的枝脉蕨、锥叶蕨及裸子类植物化石，较大型瓣鳃类化石，虫管等。所述特征使之成为划分2-1与2-3煤的重要标志层（Js1）。泥岩段：本段全区分布，厚045.59m，一般19.13m，为二组煤直接顶板，大致以1201-1001号一线为界。岩性东西有别，西部为灰黑色泥岩，岩性致密，含瘤状黄铁矿结核，局部夹1-2层薄层泥灰岩，钙质泥岩及菱铁质泥岩；东部为深灰或灰黑色粉砂岩，粉砂质泥岩。本段底部常见一薄层浅灰色砂岩，其上为一薄煤或煤线，砂岩局部可加厚到28m左右（如1402号孔）本段发育水平层理，易剥离，剥离厚度0.010.1m不等。产植物茎叶印模或炭化碎片，鱼鳞及小型瓣鳃类化石。是煤层对比的主要标志层（Jk1）。上含煤段：以浅灰深灰色粉砂岩为主，次为泥岩、细砂岩，局部夹中砂岩，含黄铁矿结核。细砂岩中发育波伏层理，局部见浑浊层理，水平层理和缓波状层理则常见于粉砂岩和泥岩中。本段含薄煤两层（1-1，l-2煤），称为一组煤。1-2煤，位于底部，半亮型块状硬质煤，含l3个分层、12线以西，上分层极少数点可达0.8m左右。常见一薄层的菱铁质泥岩压煤，可作为对比的辅助标志层。1-1煤位于中上部，亦含13个分层，半亮型块状硬质煤，16勘探线西大多剥蚀、仅在168线间的少数点可采，但分布孤立。含较多的炭化植物碎屑、偶见瓣鳃类化石。本段厚027.11m，一般17.15 m，因上部剥蚀、并不反映原始沉积分布。中统马凹组（J22）下部：在16线以东为巨厚层砾岩夹灰绿、棕红色砂岩、砂质泥岩。以西则为砂岩，砂质泥岩夹砾岩。上部：为棕红、砖红、灰绿或杂色砂岩，砂质泥岩和砾岩互层，井田西部砾岩多为夹层。砾岩之砾石成分以石英砂岩、石英岩为主，次为火成岩，偶见石灰岩；次棱角状或次圆状；砾径2500mm；砂泥质填隙，基底式和孔隙式胶结；块状构造。砂泥质沉积中局部可见缓波状或平行层理。本组一般厚185m、在井田内有自西北向东南渐薄之趋势。与上覆地层呈平行不整合接触。上统（J3）杂色巨厚层砾岩偶夹砂、泥岩透镜体；砾石以石英砂岩、石英岩为主，含火成岩和石灰岩；次棱角状和次圆状，砾径2900mm不等；砂质充填，孔隙式泥质、钙质胶结。本段厚363m，与上覆地层不整合接触。（3）下第三系（E）上部为浅土红色细砂岩、砂质泥岩互层，夹薄层砾岩；中部为砂砾岩夹砂质泥岩；下部为肉红色砾岩。砾岩之砾石成分以石英砂岩、石英岩为主，次为火成岩和石灰岩等，砾径一般10200mm，砂泥质充填、孔隙式钙质胶结。厚度小于813.95m。仅分布于井田之东南侧，与上覆地层不整合接触。（4）上第三系（N）上部为灰白、肉红色泥灰岩、隐品质结构，常含次棱角状石英岩砾石，局部见同生角砾，具水平纹层，发育蜂窝状溶洞，部分为红土充填；下部为浅棕红色砾岩、砾石成分以石英岩和石英砂岩为主，次为少量的基性火成岩、石灰岩；次圆状、砾径2-200mm不等，孔隙式泥钙质胶结。厚050.80m，局部零星发育，与上覆地层不整合接触。（5）第四系（Q）厚052.00m，土黄色、棕红色粘土、砂质粘土、含多量砂姜，底部通常为粘土质砂姜和砾石，冲沟和河床中为砂砾。1.2.2 构造井田构造不但有南强北弱，且有东强西弱之特点，12线西基本构造形态为平缓之单斜，伴生较大的断裂5条，在浅部及主断裂两侧小断裂较发育，且对矿井生产带来较大的影响，构造为中等。12线东基本构造形态为一向斜，且次一级的波状起伏明显，较大的断裂有7条，完全可以预见小断裂较西部更为发育，煤层破碎严重，难以形成正规的回采工作面，构造可谓较复杂。因井田重心在12线西，在构造复杂程度上就全井田而言为中等。根据地质构造和煤层的分区性，矿井地质条件评定如下：、12线以西：有较大断层5条，每平方公里约0.5条，小断裂较发育，断裂对采区的正常划分有一定影响，煤层产状变化小；2-3及2-1煤层厚度均比较稳定；煤层顶板较平整，完整性好，节理不发育，底板局部有底鼓现象；煤层倾角912；未发现岩浆侵入、冲蚀砂窗、陷落柱等破坏因素。该区地质条件可划为II类，代号为II-IIa IId IIe。、12线以东：对开采有影响的较大断层3条，每平方公里约1.4条，由于断层的分割，难以布置正规采区；煤层产状变化较大，倾角一般大于15；2-3煤层厚度不稳定；煤层顶底板等其他地质条件同西部。该区地质条件可划为III类，代号为III-IIIa IIId IIIe。就全矿井而言，12线以西较稳定的煤层储量约占97，故应划为II类矿井，代号为II-IIa IId IIe。1.2.3 水文地质条件（1）主要水文地质条件含水层： 第四系砂砾石孔隙潜水含水层岩性以砂砾、卵砾为主，根据其成因不同可分成两类：一类是以冲洪积为主的河床、河漫滩相沉积，一般厚度3.1215.52m，沿南涧河两岸呈带状分布。它直接暴露于南涧河河床及河漫滩中，与河水相勾通，底部直接不整合于侏罗系中统砾岩之上。据2306号孔抽水试验资料：q=0.7291.420 L/sm，k=43.17969.277m/d，静水位标高+406.80m，水质为HCO3-Ca型。另一类则以基岩风化残积、坡积为主的沉积，分布于分水岭两侧的丘陵地带，底部不整合于侏罗系砾岩及第三系泥灰岩之上，和基岩风化带构成了统一的含水体，据井田内民井观测，水位年变幅为1.654.35m，水质为HCO3SO4-CaNaMg型。 第三系泥灰岩、砾岩岩溶裂隙潜水承压含水层厚050.80m，上部岩性为泥灰岩，质较纯，蜂窝状溶洞发育。下部多为钙质胶结的砾岩，该层主要分布于井田的东部（13线以东）。厚度呈由北向南逐渐增厚的趋势。据千秋配风井抽水试验资料：q=0.4509 L/sm，K=1.516m/d。另据钻孔近似稳定水位观测，水位标高+457.33+527.82m，富水性中等，水质HCO3-CaMg型。 侏罗系上统砾岩孔隙裂隙潜水承压含水层厚0414.80m，井田内广布，西厚东薄，岩性以砂泥质胶结的粗砾岩，下部夹有05层的砖红色粉砂岩、细砂岩薄层。据井田邻区抽水试验资料：q=0.06260.178 L/srn，K=0.201.470m/d，水位标高+472.34+498.65m，水质为HCO3SO4-CaMg型，水温15.5，富水性较弱。 侏罗系中统砾岩孔隙一裂隙承压含水层一般厚185m左右，以次圆状圆状石英岩，石英砂砾岩为主，砾径大小不一，砂泥质胶结，井田内稳定分布，据邻区抽水试验资料；q=0.000070.0055 L/sm，K=0.0004050.0312m/d，水位标高+416.50+526.96m，水温12，富水性弱，该层是矿井充水的主要含水层。 2-3煤（分叉区）顶板砂岩裂隙承压含水层厚031.85m，岩性为中粗粒砂岩，钙泥质胶结，分布于17线以西，F3断层以北的矿井西翼，厚度变化呈由北向南增厚的趋势。据北露天井田2102号孔抽水试验资料：q=0.000352 L/sm，K=0.000613m/d，静水位高程+410.73m，富水性弱，对矿井充水无影响。 侏罗系中统义马组底砾岩孔隙裂隙承压含水层厚057.94m，东厚西薄，砾石成分以次圆状，浅灰色、灰白色石英岩和石英砂砾岩为主，砾径大小不一，多以泥质胶结，在井田南部逐渐相变为含砾泥岩，13线以东为2-3煤直接底板。（图5-1）。据北露天井田2405号孔抽水试验资料：q=0.0068l L/srn，K=0.0382m/d，静水位标高+424.96m，水质为HCO3-Ca型，井下在开拓过程中，揭露本层时，基本无水。隔水层：第四系松散层厚026.40m，井田内广布，岩性以黄土及棕红色粘土为主，它阻隔了大气降水对基岩的直接补给。侏罗系中统上部隔水层：厚091m，岩性以紫红色粉砂岩、粘土岩、灰绿色中砂岩夹砾岩透镜体，自然状态下，隔绝了侏罗系上、中统砾岩含水层间的水力联系。侏罗系中统二组煤顶板泥岩隔水层：厚045.59m，岩性为灰黑色泥岩、粉砂岩夹薄层砂岩，井田内沉积稳定，自然状态下，本层隔绝了侏罗系中统砾岩水的下补，当下覆煤层采空后，导水裂隙带的发育则破坏了本层的隔水性。2-3煤底板隔水层：厚039.83m，岩性以灰色泥岩为主，向下过渡为粉细砂岩。本层厚度变化大，西部较厚至12线变薄或尖灭。三叠系延长群隔水层：厚度大于409.20m，岩性以灰白、浅灰色中细粒长石、石英砂岩与粉细砂岩互层为主，夹泥岩和薄煤层，是煤系地层底部良好隔水层。断层的导水性：井田内主要发育三组断层：一组近东西向F16、F16-1压扭性断层，井下尚未揭露，深勘探阶段有23个钻孔穿过，据观察，断层带不明显，结合钻孔简易水文地质观测成果分析，该组断层不具控水作用。其次为近东西向之F3、F18张性断层。F3断层井下已多处揭露，据观察，断层带宽度为0.3m，带内有泥质充填，在其上盘影响带内，派生裂隙发育且成组产生，并有距F3断层近密度大，距断层远密度小之特点，裂隙宽度一般为l4cm，裂隙间互相贯通，其中充满着侏罗系中统砾岩补给水，一旦受采动影响，储存于裂隙中的水会突然涌出，形成突水，由于储水量有限，不久即可疏干。一三盘区西翼工作面的数次突水即为典型实例。另据钻孔简易水文地质观测，位于F3断层附近的1704、1803、2003号孔在钻进中均发生严重漏水现象，测得侏罗系中统砾岩水位标高达+536.86m，经分析，产生这一反常现象的原因是由于F3断层的作用，使侏罗系上中统砾岩水相勾通所致。F18断层为井田东南边界断层，据钻孔揭露，该断层落差大，受其影响，使得侏罗系上中统砾岩含水层及煤系地层直接与下第三系巨厚砾岩层相对接，下第三系砾岩水可能会在垂向及水平方向上经断层带与侏罗系上中统砾岩水发生水力联系，故F18断层将是地下水活动的通道。所以，F3、F18断层大致可确定为导水、富水断层。另一组是北偏东F4、F5、F8及F8-1张扭性断层，这组断层井下已多处揭露均不透水，仅F8断层下盘在西部采毕区有两处突水，水量为5579m3/h。富水性差，不起控水作用。另外，在已采范围内，小断层较发育，产生规律一般以NE向为主，近东西向次之，并伴随主断裂成等距分布。井下揭露时，都有不同程度的渗水现象，一般水量在5m3/h左右，延续时间不久即干涸。总之，断层在本井田内，不仅是地下水渗入井下的通道，同时也是各含水层间水力联系的途径。井田内地质构造复杂程度属中等。矿井主要的充水含水层为侏罗系中统砾岩层，它直接承受大气降水的补给；第四系砾石层，第三系泥灰岩、砾岩及侏罗系上统砾岩通过不整合面或通过断层越流补给侏罗系中统砾岩层。但由于侏罗系中统砾岩充水空间不发育，补给范围狭小，补给条件不良等因素所致，其富水性较弱，单位涌水量q20）而Al2O3含量相对偏低（17.49），所以煤灰熔融性ST一般小于1250，均属低熔灰分。硫分各煤层全硫及各种硫含量见表1-5。表1-5 常村煤矿义马组原煤、净煤硫含量分析结果煤层名称样品类别原煤全硫及各种硫（）净煤全硫及各种硫（）St.dSp.dSb.dSo.dSt.dSp.dSb.dSo.d2-1煤芯样0.892.161.61（3）1.16（1）0.05（1）0.58（1）0.79（2）生产煤层 样0.494.492.23（16）2.27（10）0.13（10）0.54（10）0.69（15）2-3煤芯样0.192.870.66（36）1.32（1）0.09（1）0.88（1）1.90（2）生产煤层 样0.330.730.50（16）0.22（5）0.02（5）0.22（5）0.31（14）2-l煤层原煤全硫含量变化较大，特低硫一高硫煤均有，主要以中富硫煤为主。经1.4比重液洗选，其净煤全硫含量可降至1以下，降硫率为60%。2-3煤层原煤全硫含量大多在1以下，属特低硫煤，仅个别点由于黄铁矿富集原煤全硫含量有所增高。磷2-l煤层和2-3煤层原煤磷含量分别为0.13和0.05，分属中磷煤和低磷煤。净煤磷含量分别为0.04和0.05。（4）煤的发热量据延深勘探煤芯样测试结果，井田内2-1煤层和2-3煤层原煤弹筒分析基发热量分别为22.71MJ/kg和22.00MJ/kg。（5）煤的种类及工业用途1986年矿务局在常村矿采掘工作面采取煤层可采煤样，送北京煤化所进行测试，按现行“中国煤炭分类国家标准”（GB575-86），以精煤可燃基挥发分（900）、透光率、恒温无灰基高位发热量以及最高内在水分等分类指标确定常村井田内煤层之煤种属长焰煤类，其测试结果见表1-6。表1-6 常村矿煤质化验结果煤层名称样品类别分 析 项 目Vdaf900，%PM，%MHC，%恒温无灰基高位发热量（MJ/kg）2-1煤煤层及可采煤样38.8340.0739.37(3)525956(3)2-3煤煤层及可采煤样40.7141.1640.90(3)485250(3)16.517.517.0(2)24.5224.8724.70(2)其工业用途为：一部分未作加工，直接出售；一部分通过选煤厂洗选后出售，主要用于火力发电，工业锅炉等用煤，亦作民用燃料及气化原料。1.3.3 煤层开采技术条件（1）煤层顶底板情况可采煤层顶板情况：常村煤矿主采煤层为2-1、2-3煤，这两层煤在F3断层以东地区合并成一层，统称2-3煤。2-1煤（分叉区）和2-3煤（合并区）的直接顶板多为灰黑色泥岩，厚045.59m，其主要特点是致密、均一、性脆，具隐蔽水平层理，构造裂隙不发育，属一级顶板。2-1和2-3煤的伪顶多为薄层状细砂岩，分层厚度0.040.07m，随煤层采出同时脱落。可采煤层底板情况：2-1煤底板岩性分别为泥岩、砂岩及砂质泥岩；2-3煤底板为砂岩、砾岩时，岩性多较坚硬，2-3煤底板为泥岩、煤矸互叠层时，岩性遇水易膨胀。（2）瓦斯据矿井历年瓦斯鉴定资料，常村矿以1983年东井瓦斯相对涌出量最高，为8.43m3/吨日；邻近生产矿井跃进矿以1977年最高，为6.8 m3/吨日，千秋矿以89年最高，为8.52 m3/吨日。各矿井从未发生过瓦斯突出和爆炸事故，均属低瓦斯矿井。常村矿虽属低瓦斯矿井，但亦不能忽视影响瓦斯涌出量大小的许多因素，主要有：随着开采范围的增大，开采深度的增加，瓦斯涌出量将有增大的趋势；在封闭条件好的地段以及主要构造带附近瓦斯有可能富集；在厚煤层地段，瓦斯含量大，先采分层的瓦斯涌出量必将增大；另外，矿井瓦斯涌出量还随着回采和掘进速度的加快、产量的增加而增大。（3）煤尘据常村矿和邻近生产矿井以及常村矿延深勘探钻孔煤芯样煤尘爆炸性试验结果，2-1煤和2-3煤均有煤尘爆炸性危险，测试结果见下列各表（表1-7、1-8、1-9）。表1-7 各矿井煤尘爆炸试验结果表采样地点煤层名称原煤工业分析爆炸性试验MadAdVdaf火焰长度岩粉量%mm%跃进矿2-1煤12.8711.7541.4870062千秋矿2-1煤12.8313.2040.8055060常村矿2-1煤10.7610.5640.7260060常村矿2-3煤10.8618.8345.3750060根据以上煤尘爆炸试验结果，2-1煤、2-3煤都有煤尘爆炸性危险，在矿井生产过程中应采取综合防尘措施。表1-8 钻孔煤尘芯样煤尘爆炸试验结果表勘探区煤层名称爆炸性试验火焰长度岩粉量爆炸结论mm%常村2-1煤225-46454有爆炸危险常村2-3煤295-48556有爆炸危险表1-9 义马矿务局各生产矿井煤尘爆炸指数结果表（1986年）矿井名称常村矿跃进矿千秋矿杨村矿煤尘爆炸指数（%）48.3349.5447.2951.83（4）煤的自然据测定结果，煤的自燃性等级均属一级。据了解，生产矿井煤均自燃现象严重，煤的自然发火期15-30天。（5）地温根据延深勘探所获测温资料，矿区的地温梯度为1.742.0/100m，平均1.92/100m，属地温正常区，据此推算，在2-3煤层-50水平原始地温在25左右， -350水平原始地温大约在30左右，基本属于无热害矿区，井下测温资料证实这一结论。但因可采煤层变质程度低，挥发分高，当井下初始揭露时，常因氧化自燃引起局部的高温作业环境，一般经注水处理后很快恢复正常。（6）首采面综合柱状图本设计所选主采煤层2-3煤，综合柱状图如图1-2所示。图1-2 煤层综合柱状图2 井田境界与储量2.1井田境界 2.1.1井田境界划分的原则在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：1）井田的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；2）保证井田有合理尺寸；3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。2.1.2井田境界常村井田位于河南省义马市东南部，地理坐标为：东经1115301115652，北纬34405734432。井田边界：东部自上而下为煤层沉缺边界，以五盘区下山煤柱外推200m为界，西至F8断层；浅部（北部）自西向东为小煤窑采空区、2-1煤露头、2-3煤露头，F3断层上盘与2-3煤断煤交线、2-3煤层露头为界，深部（南部）自西向东内跃进矿与常村矿为边界、F16断层下盘与2-3煤断煤交线，井田面积为14km2。2.2矿井工业储量2.2.1资源/储量估算范围在采矿许可证批准的法定采矿边界内，在煤层露头内侧以垂深815m留出风氧化带。根据钻孔的实际控制情况，按最低可采厚度（0.8m）内插出可采边界。根据21煤和23煤分岔合并线位置分别估算21煤、23煤资源/储量。2.2.2矿井工业储量的计算及储量等级的圈定矿井工业储量：工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供利用的列入平衡表内的储量，即A+B+C级储量。根据本区12线以西地质构造为中等类别，2-l、2-3煤层较稳定，12线以东，地质构造复杂，煤层不稳定的特点，依据有关规程的要求，在12线以西，采用375500m线距圈定A级储量，采用7501000m线距圈定B级储量，用15002000m基本线距圈定C级储量。在12线以东则以小于500m线距圈定B级储量，以小于1000m线距圈定C级储量。在部分块段，勘探工程虽未达到圈定该级别储量的要求，但由于有巷道、工作面的揭露亦根据实际控制情况，圈定相应级别的储量。在较大断层的两侧，各以50m距离留出断层保安煤柱，圈定C级储量。在资源/储量估算中，常村煤矿主采煤层2-1、2-3煤，其中以F3断层为界限，这两层煤在F3断层以东地区合并成一层，其平均厚度为12.48m，平均倾角为10容重为1.38 t/m3。在F3断层以西地区2-1煤和2-3煤分叉区煤层间距大约为11米左右，煤层较稳定，地质构造中等，水文地质条件较为简单。其中F3断层以西部分井田面积为3.4km2, F3断层以东部分井田面积为10.6km2,现将F3断层以西分叉地区可采煤层的一些主要特征评述如下。（1）2-1煤：煤层厚度05.54m，平均厚度3.05m，倾角约10，真密度为1.58，视密度为1.40。（2）2-3煤：煤层厚度021.50m，平均厚度10.63m，倾角约11，；12线以西2-3煤可采性指数为100%；12线以东2-3煤可采性指数为93%；12线以西2-3煤厚变异系数为52.9%；12线以东2-3煤厚变异系数为72.7%。真密度为1.57、视密度为1.43。其中采用纯煤厚。2-1煤容重1.35t/m3，2-3煤容重1.4 t/m3。（1）矿井地质资源量地质资源量的计算公式见下式 Zz = SMr/cos (2.1)式中：Zz煤层的储量，万t；S煤层的赋存面积，km2；M煤层的厚度，m；r煤层的容重， t/m3；煤层倾角，；故工业储量为：F3断层以西部分井田煤地质资源量为:Zz=3.43.051.35/cos10+3.410.631.4/cos11 =6576.13万tF3断层以东部分井田煤地质资源量为:Zz=10.612.481.38/cos10 =18537.37万t地质总资源量储量为Zz=6576.13+18537.37=25113.50万t（2）矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%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/储量由式计算。矿井工业储量可用下式计算： （2.2）式中 矿井工业资源/储量； 探明的资源量中经济的基础储量；控制的资源量中经济的基础储量；探明的资源量中边际经济的基础储量；控制的资源量中经济的基础储量；推断的资源量；可信度系数，取0.70.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，取0.7。该式取0.8。 10547.67（万t）5273.84（万t）4520.43（万t）2260.22（万t）2008.08（万t）因此将各数代入式2-2得：24611.23（万t）2.2.3矿井可采储量计算可采储量时，必须考虑以下煤柱的损失 1） 工业广场保护煤柱；2） 井田边界煤柱损失；3） 采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；4） 建筑物、河流、铁路等压煤损失；5） 其它各种损失。矿井设计资源储量按式（2-3）计算：式中矿井设计资源/储量断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和。按矿井工业储量的3%算。则：=(ZgP1)= 24611.2324611.233%=23872.89（万t）矿井设计可采储量式中矿井设计可采储量；工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算；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%。此处取0.75。则：Zk=(ZSP2)C=(23872.8923872.892%)0.75=17546.57（万t）2.2.4工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积见表2-3。第5-22条规定：工业广场的面积为0.8-1.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为240万吨/年，所以本设计工业广场占地面积为241.024104m2,取工业广场的尺寸为400m600m的长方形。煤层的平均倾角为10度，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为400m，该处表土层厚度为52m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留维护带，宽度为15m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-2。表2-1 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）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-2 岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/m4001012.485245757565由此根据上述以知条件，画出如图2-1所示的工业广场保护煤柱的尺寸：图2-1 工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为：。由CAD量的梯形的面积是：762482.63m2则：工业广场的煤柱量为：Z工=SMR式中： Z工-工业广场煤柱量，万吨； S -工业广场压煤面积，； M -煤层厚度，12.48m； R -煤的容重, 1.38t/m3。则： Z工=762482.6312.481.3810-4/cos10 =1333.44(万吨)3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范中规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，三八制作业（两班生产，一班检修），每日两班出煤，净提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限1.矿井设计生产能力本井田储量丰富，设计开采煤层赋存稳定，煤层厚度大部分比较稳定，属厚煤层(F3断层以西为2-1煤厚5.8m，2-3煤厚10.63m；F3断层以东合并区煤厚12.48m)，为缓倾斜煤层（倾角 10-11）。矿井总的工业储量为24611.23万t万t，可采储量为17546.57万t。因地质构造中等，同时煤田范围较大，开采技术好的矿井应建设大型矿井，故本设计初步确定矿井的设计生产能力为240万t。2.井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核。（1）矿井开采能力校核常村煤矿煤层绝大部分为厚煤层，煤层平均倾角为10度，地质构造中等，赋存较稳定，矿井瓦斯为低瓦斯，涌水相对较小，但冲击地压较大，工作面长度不宜过大，考虑到矿井的储量可以布置一个综放工作面可以满足矿井的设计能力。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主立井采用两对12t箕斗，副井采用一对双层四车（1.5t）罐笼，一个双层两车（5t），提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一律用带式输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输采用安装双滚筒提升绞车，同时本设计的井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。（3）通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性，煤尘爆炸指数39.52%。瓦斯含量较低，属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单，部分井田埋深较浅。矿井通风采用中央并列式通风，通风方法为抽出式，矿井只需副井进风风井回风即可满足矿井的通风需求，为保证三个安全出口需在工业广场再建一个风井，可以满足整个矿井通风的要求。本井田内存在若干小断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。（4）储量条件校核井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(AK) （3-1）其中：T -矿井的服务年限，年； Zk-矿井的可采储量，17546.75万t； A -矿井的设计生产努力， 240万吨/年； K -矿井储量备用系数，取1.3。则： T=17546.75/（2401.3） =56.24（年）既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。5）第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，矿井是两水平上山开采，第一水平在+100m，第二水平为-100m。第一水平水平服务年限即为全矿井服务年限，为26.13年。即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。表3-1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角45600及以上7035300-5006030120-2405025201545-90402015154 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定，主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。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等问题，具体有下列几个问题需认真研究。(1)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)合理确定开采水平的数目和位置；(3)布置大巷及井底车场；(4)确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；(5)进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；(6)合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，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)合理集中开拓部署，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。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：1）本井田煤层浅部有煤层露头，最深处到-300m表土层厚度大，052.00m。2）本井田瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大。3）本矿地表多为第四系黄土所覆盖。地面高程415580m，地形切割较强烈，属豫西低山丘陵区。地形走向呈东西，分水岭处于中南部，分水岭以南，地形呈较缓的波状起伏，最低标高415m，相对高差2050m。4.1.1井筒形式、数目的确定（1）井筒形式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。具体见表4-1。表4-1 井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1运输环节和设备少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2通风线路长、阻力大、管线长度大。3斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑常村煤矿的实际情况：（1）表层土较薄，平均为0-52m，风化不太严重； （2）地势起伏不平，地面标高415580m，煤层埋藏较浅，距地面垂深在0m800m之间，平均为400m左右；（3）矿井年设计生产能力为240万t/a，为大型矿井；综上所述，立井开拓和斜井开拓在本矿都可以采用。（3）井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。因为低瓦斯矿井，井田面积较小，表土层厚度小，根据具体情况，为有利于节约通风费用，保证三个安全出口在工业广场再另设一个风井。共计3个井筒。4.1.1井筒位置的选择井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：（1）井筒沿井田走向方向的有利位置本井田形状比较规则，在井田西部靠上部存在一条落差比较大横穿井田的大断层F3断层，将井田天然地分为左右两翼，储量分布主要集中在F3断层东边，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井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。（3）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。为了减少工业广场所压煤柱，使断层煤柱和工业广场保护煤柱有一部分重合会减少保护煤柱的面积。所以工业广场可布置在断层附近，并且可以保证在井田走向的中央。（4）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。（5）井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。（6）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。（7）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。综合以上七方面的因素，结合矿井实际情况布置矿井井筒位置，本矿井把井筒设在F3断层东部井田中央偏上，即在工业广场中4.1.3风井位置的选择本井田煤层赋存条件比较好，属于缓倾斜煤层，井田面积较小，沿F3断层将井田分为东、西两部分。东部偏上煤层埋深较浅，最浅处为煤层露头，另本矿井瓦斯较小，水文地质条件简单，采用中央并列式通风，为保证三个安全出口再增加一个风井是一个技术、经济上可行的方案。故设计为中央并列式通风。4.1.4工业广场的位置、形状和面积的确定及确定采（带）区划分（1）工业广场的位置、形状和面积的确定工业场地总平面布置应结合地形、地物、工程地质、水文、气象等自然条件和工业场地竖向布置，协调井下开拓部署、地面生产系统、铁路运输等主要生产环节，做到有利生产、方便生活、节约用地、减少压煤，并应符合下列规定：1）应根据建(构)筑物功能特点，合理地分区布置；2）建(构)筑物、道路及各种工程管线设施的布置，应紧凑合理、相互协调、整齐美观；3）主要建(构)筑物应布置在工程地质条件良好的地段；4）分期建设的工程，应便于前后期衔接，并预留场地；5）改建、扩建矿井，应充分利用已有场地建(构)筑物和设施，并应减少改建、扩建工程施工对生产的影响；6）建(构)筑物布置，应充分考虑其位置受风向、朝向的影响；7）符合环境保护要求，搞好绿化美化设计，改善场区环境；8）应与当地规划和矿区地面总布置相互协调；根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章第三节内容，工业广场面积24km，定为400m600m的矩形，如图4-1。（2）采区、带区的划分具体采区、带区划分见图4-1。图4-1 工业广场及采区、带区划分4.1.5开采水平的确定本矿井主采煤层为2-1煤、2-3煤层。2-1煤、2-3煤煤层属缓斜煤层，倾角为10o-11o,煤层有露头，煤层埋藏最深处达-300m，垂直高度达700m。根据煤炭工业设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350m，针对于本矿井的实际条件，决定煤层的阶段垂高为250m左右。由于本矿井瓦斯,涌水及煤层倾角比较小,但是垂高较大，所以本矿井只可采用两水平的开采方式。采用两个水平划分时，因煤层赋存简单，因此，直接采用暗立井或暗斜井延深都行。4.1.6主要开拓巷道1）运输大巷的布置 运输大巷的布置考虑两种技术上可行的方案:煤层大巷和岩石大巷。 常村煤矿煤层厚，直接顶板多为灰黑色泥岩，具有自燃发火倾向，可以考虑将大巷设在岩石内，其优点在于后期维护费用较低，不受煤层开采的影响。 大巷只为一个水平的开采服务，且煤层的顶底板均为砂岩，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，将该水平大巷布置在距煤层底板大约20m左右处的细砂岩中。岩层大巷其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓。2）井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置选择在煤层底板中。煤层底板为坚硬的砂岩、砾岩。维护费用较低，维护时间较长，便于为整个矿井和水平服务。本矿井煤层露头标高为+400m，煤层埋藏最深处达-300m，垂直高度达700m，倾角在平均为11，为缓倾斜煤层。考虑到技术和经济的合理性，根据煤炭工业矿井设计规范（2005）规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200m350m，因而只能采用两水平开拓才能满足要求。4.1.7确定矿井开拓延深放案本井田延深方案有两种：暗立井延深和暗斜井延深。这两种延深方案在经济和技术上都可行，故都可以采用。采用暗立井延深时，可以充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费用底，管理较方便。使井筒同时担任生产和延深任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度较大，矿井将短期停产，延深两个井筒施工组织复杂，为延深井筒需要掘进一些临时工程，延深后提升高度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。采用暗斜井延深时，就不用考虑延深,煤层底板的水对井筒延深所造成的影响了,系统比较简单且生产能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延深相互干扰较小。其缺点是增加了提升运输环节和设备，通风系统较复杂。4.1.8确定采区、带区、煤层间的接替顺序井田采用前进式开采，先开采东一带区，再开采西二采区，接着为南四带区、南六带区跟南八带区；水平间为先开采第一水平再开采第二水平；煤组间先采2-1煤，再开采2-3煤；工作面为后退式开采。4.1.9开拓方案比较（1）开拓方案提出常村煤矿井田本井田煤层浅部有煤层露头，最深处到-300m表土层厚度大小052.00m。本井田瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大。本矿地表多为第四系黄土所覆盖。地面高程415580m，地形切割较强烈，属豫西低山丘陵区。地形走向呈东西，分水岭处于中南部，分水岭以南，地形呈较缓的波状起伏，最低标高415m，相对高差2050m。所以根据本井田的地质情况及分析可知，提出了以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：两水平立井开拓（煤层大巷）主、副井筒均为立井，布置在工业广场中，设置两个水平，第一水平设置在+100m，第二水平设置在-100m。辅助运输采用直流架线式电机车，主井提升采用两对12t箕斗，副井采用一对双层四车（1.5t）罐笼，一个双层两车（5t）。井下运输采用胶带输送机运输，运输能力强。大巷均布置在煤层中，大巷沿直线布置，由于井田面积较小，瓦斯较低，采用中央并列式通风，并在工业广场建设一个风井，如图4-2。方案二：两水平立井开拓（岩层大巷）主、副井筒均为立井，布置在工业广场中，设置两个水平，第一水平设置在+100m，第二水平设置在-100m。辅助运输采用直流架线式电机车，主井提升采用两对12t箕斗，副井采用一对双层四车（1.5t）罐笼，一个双层两车（5t）。井下运输采用胶带输送机运输，运输能力强。大巷均布置在煤层底板下岩层中，大巷沿直线布置，由于井田面积较小，瓦斯较低，采用中央并列式通风，并在工业广场建设一个风井，如图4-2。方案三：两水平斜井开拓（煤层大巷）主、副井筒均为斜井，布置在井田中央，设置两个水平，第一水平设置在+100m，第二水平设置在-100m。辅助运输采用直流架线式电机车，主运输采用胶带输送机运输，运输能力强。大巷均布置在煤层中，大巷沿直线布置，由于井田面积较小，瓦斯较低，采用中央并列式通风，并在工业广场建设一个风井，如图4-2。方案四：两水平斜井开拓（岩层大巷）主、副井筒均为斜井，布置在井田中央，设置两个水平，第一水平设置在+100m，第二水平设置在-100m。辅助运输采用直流架线式电机车，主运输采用胶带输送机运输，运输能力强。大巷均布置在煤层底板下岩层中，大巷沿直线布置，由于井田面积较小，瓦斯较低，采用中央并列式通风，并在工业广场建设一个风井，如图4-2。四个开拓方案图如图4-2：方案一：两水平立井开拓（煤层大巷）方案二：两水平立井开拓（岩层大巷）方案三：两水平斜井开拓（煤层大巷）方案四：两水平斜井开拓（岩层大巷）图4-2 四个开拓方案图（2）技术比较与经济比较由于本矿井属于低瓦斯，水文条件简单，埋深除少数部分是较深，大部分埋藏中等浅，煤层倾角较小，为缓斜煤层，煤层煤尘爆炸性危险及具有自燃发火倾向，自燃性等级属一级，煤的自然发火期15-30天，井田的涌水量正常，方案一、二、三、四在技术上都是可行的并且四个方案的通风方式及费用都一样，其中方案一与方案二井筒位置、数量和、回风大巷长度总体一致，其区别在于大巷的掘进费用，维护费用掘井速度不同。大巷布置在煤层中时掘进费用低，但是后期维护费用高，若布置在岩层中则跟煤层时的情况刚好相反。方案三与方案四的情况除井筒与方案一跟方案二的情形不一样，其他如同方案一与方案二。方案一与方案三大巷都是布置在煤层中，其主要区别在于主副井井筒形式不同，方案一的井筒是立井，方案三则是斜井，其掘进费用，长度，维护费用等都不同，方案二跟方案四的情况除大巷布置位置与方案一跟方案二的情形不一样，其他如同方案一与方案二。综上所述，所以要进行经济比较才能确定其可行性，下面先进行粗略的经济比较，淘汰掉两个方案，然后进行详细的经济比较，最终确定最优方案。粗略的经济比较见表4-2、表4-3、表4-4和表4-5、表4-6。表4-2 两水平立井开拓（煤层大巷）项目数量/m基价/元费用/万元费用/万元基建费用/万元主井开凿表土段5214590.575.87823.02 基岩段3988131.8323.65基岩段11503682.6423.50副井开凿表土段5218860.398.07936.44 基岩段3739138.5340.87基岩段12304044.7497.50两水平石门岩巷23123031.3700.84700.84两水平运输大巷煤巷65412349.61536.871536.87小计3997.16 生产费用/万元立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元/t.km第一水平1.28152.560.4501.67043.81第二水平1.29394.190.6501.3（1.6）20808.13排水涌水量/m3/h时间/h服务年限/a基价/元35.57145876056.240.0028大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元/t.km1.217546.753.270.427541.38巷道维护费用/万元基价/元/a.10m9858.80268654156.24268小计55428.89合计费用/万元59426.05 表4-3 两水平立井开拓（岩石大巷）项目数量/m基价/元费用/万元费用/万元基建费用/万元主井开凿表土段5214590.575.87823.02 基岩段3988131.8323.65基岩段11503682.6423.50副井开凿表土段5218860.398.07936.44 基岩段3739138.5340.87基岩段12304044.7497.50两水平石门岩巷23123031.3700.84700.84两水平运输大巷岩巷65413031.31982.771982.77小计4443.06 生产费用/万元立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元/t.km第一水平1.28152.560.4501.67043.81第二水平1.29394.190.6501.3（1.6）20808.13排水涌水量/m3/h时间/h服务年限/a基价/元35.57145876056.240.0028大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元/t.km1.217546.753.270.427541.38巷道维护费用/万元基价/元/a.10m7357.32200654156.24200小计55428.89合计费用/万元59871.95 4-4 两水平斜井开拓（煤层大巷）项目数量/m基价/元费用/万元费用/万元基建费用/万元主井开凿表土段12111071.5133.97609.39基岩段12913682.6475.42副井开凿表土段12111248.5136.11658.28基岩段12914044.7522.17两水平石门岩巷23123031.3700.84700.84两水平运输大巷煤巷65412349.61536.871536.87小计3505.38 生产费用/万元斜井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元/t.km第一水平1.28152.560.8491.310797.58 第二水平1.29394.191.4121.320692.77排水涌水量/m3/h时间/h服务年限/a基价/元35.57145876056.240.0028大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元/t.km1.217546.753.270.427541.38巷道维护费用/万元基价/元/a.10m9858.80268654156.24268小计68926.1合计费用/万元72431.48表4-5 两水平斜井开拓（岩层大巷）项目数量/m基价/元费用/万元费用/万元基建费用/万元主井开凿表土段12111071.5133.97609.39基岩段12913682.6475.42副井开凿表土段12111248.5136.11658.28基岩段12914044.7522.17两水平石门岩巷16493031.3499.86499.86两水平运输大巷岩巷65413031.31536.871536.87小计3304.40 生产费用/万元斜井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元/t.km第一水平1.28152.560.8491.310797.58 第二水平1.29394.191.4121.320692.77排水涌水量/m3/h时间/h服务年限/a基价/元35.57145876056.240.0028大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元/t.km1.217546.753.270.427541.38巷道维护费用/万元基价/元/a.10m7357.32200654156.24200小计66424.62合计费用/万元69729.02表4-6 开拓方案汇总表方案方案一方案二方案三方案四名称两水平立井开拓（煤层大巷）两水平斜井开拓（岩层大巷）两水平斜井开拓（煤层大巷）两水平斜井开拓（岩层大巷）基建费用/万元3433.773678.693505.383304.40生产费用/万元54578.6252077.1468926.166424.62合计/万元59426.0559871.9572431.4869729.02百分比10010075103.9100由表4.6可知，方案二与方案一在经济上非常接近，只多出0.75%，但考虑本矿井冲击地压比较严重，大巷维护比较困难，因此选择方案二。方案四与方案三比较方案四比方案三在经济上有优势，加之考虑本矿井冲击地压比较严重，大巷维护比较困难，因此选择方案四。因此将方案一跟方案三淘汰，剩下方案二跟方案四。方案二跟方案四均属技术上可行，水平服务年限也都符合要求，虽然其在经济上相差较大但两者计算时是整个时期的经济总和比较。因此，两方案还需要通过详细的经济比较，分别比较两者的前期跟后期的投资，才能确定其优劣。方案二、方案四有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于表4-7、表4-8、表4-9和表4-10。表4-7 建井工程量项目方案二两水平立井开拓（岩层大巷）方案四两水平斜井开拓（岩层大巷）初期主井井筒/m455849副井井筒/m415849井底车场/m10001000大巷/m30323032后期主井井筒/m210563副井井筒/m210563井底车场/m10001000大巷/m35093509表4-8 生产经营工程量项目方案二两水平立井开拓（岩层大巷）项目方案四两水平斜井开拓（岩层大巷）运输提升/万tkm工程量运输提升/万tkm工程量大巷运输1.217546.753.270.4= 27541.38大巷运输1.217546.753.270.4= 27541.38车场运输1.217546.7510.4=8422.4车场运输1.217546.7510.4=8422.4主井提升1.2(8152.560.375+9394.190.625) 1.6=17142.87斜井提升1.2(8152.560.849+9394.191.412) 1.3=31490.35排水/万m31452436556.240.0028=35.57排水/万m31452436556.240.0028=35.57维护/a10m200654156.24=7357.32维护/a10m200654156.24=7357.32表4-9 基建费方案项目方案二两水平立井开拓（岩层大巷）方案四两水平斜井开拓（岩层大巷）工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元初期主井井筒表土段5214590.575.87 11411071.5126.22 基岩段4038131.8327.71 7363682.6271.04 副井井筒表土段5218860.398.07 11411248.5128.23 基岩段3639138.5331.73 7364044.7297.69 大巷岩巷30323031.3919.09 303230313919.09 车场岩巷10003031.3303.1310003031.3303.13小计2055.60 2045.40 后期主井井筒2108131.8170.77 5633682.6207.33 副井井筒2109138.5191.91 5634044.7227.72 大巷岩巷35093031.31063.68 35093031.31063.68 车场岩巷10003031.3303.1310003031.3303.13小计1729.49 1801.86 合计3785.093847.26表4-10 生产经营费项目方案二两水平立井开拓（岩层大巷）方案四两水平斜井开拓（岩层大巷）单价/元/t.km费用/万元单价元/t.km费用/万元大巷运输0.427541.380.427541.38车场运输0.48422.40.48422.4主井提升1.617142.871.331490.35小计53106.6567454.13排水0.002835.570.002835.57维护2007357.322007357.32合计60499.5474847.02表4-11 费用汇总表方案项目方案二两水平立井开拓（岩层大巷）方案四两水平斜井开拓（岩层大巷）费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费2055.60100.502045.40100基建工程费3785.091003847.26101.64生产经营费60499.5410074847.02123.72总费用64284.6310078694.28122.42方案二和方案四比较，方案二和方案四的初期建井费用高0.5%，但方案四的基建工程费用比方案二高1.64%，方案四的后期生产经营费比方案二高23.72%，且总费用也比方案二高22.42%，经过经济比较后，并且结合本矿的实际条件，选择方案二即采用两水平立井大巷布置在岩层的开拓方式。在上述经济比较中需要说明以下几点：（1）方案二、四的区别在于方案两者的井筒形式不同相应的提升方式也会有差别，井底车场也有微小差别，至于其他如井底车场、主石门、运输轨道大巷均布置在坚硬的岩层中，它们的维护费用较低，所以运输轨道大巷、井底车场、回风石门等两个方案有差别的地方，也列入精比较；由于两种开拓方式的通风方式相同，所以不比较回风大巷。（2） 立井、大巷、石门及采区上下山的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算。综上所述：综合经济、技术和安全三方面的考虑，方案二是最优方案，即该设计宜选用采用两水平立井大巷布置在岩层的开拓方式。即本矿采用立井至+100m水平跟-100m开采水平，大巷均为岩巷，且平行布置在+100m水平跟-100m开采水平。全矿水平开采采用采区上山式跟带区式混合开采，并且采区为两翼布置，共分为一个采区三个带区。大巷布置和各采区分布位置见常村煤矿开拓平面图。4.2 矿井基本巷道4.2.1井筒由前面确定的开拓方案可知开采水平主、副井都为立井，在井田东翼上边界煤柱外设置一个风井，一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及风井均采用圆形断面。1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5m，断面积33.18 m2，井筒内装备两套12t箕斗，井壁采用砌碹支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通迅信号电缆，人行台阶等设施。主井断面如图4-3，主要参数见表4-12。2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面， 净直径为7.5m，断面积44.16m2，井筒内装备一套双层四车(1.5t)多绳罐笼，井另一套为双层两车（5t），壁采用砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井井筒断面如图4-4，主要参数见表4-13。3）风井风井位于井田东翼边界煤层露头处，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径6.5m，净断面33.18m，采用预制管柱支护方式，井壁厚度达450mm，风井布置如图4-5，主要参数见表4-14。4）风速验算所选定的副井作为进风井，在工业广场建设风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第九章矿井通风与安全的风速验算可知，所选的井筒符合风速要求。图4-3 主井井筒断面图表4-12 主井断面技术特征表井 型240万t提升容器两套12t箕斗带平衡锤井 筒 直 径6.5 m井 深650 m井 断 面 积33.18 m2井筒支护混凝土井壁厚450 mm充填混凝土50 mm基岩段毛段面积44.18 m2表土段毛段面积44.18 m2图4-4 副井井筒断面图表4-13 副井井筒断面主要参数井型240万t表土段毛断面积48.99 m2井筒直径7.5m提升容器一套1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼；一个带平衡锤的加宽双层四车罐笼井深625m井筒支护钢筋混凝土井壁净断面积44.16m2冻结段井壁厚1100 mm基岩段毛断面积73.86m2基岩段200mm图4-5 风井断面图表4-14 风井断面技术特征表井型240万t净断面积33.18m井筒直径6.5m基岩段毛断面积44.18 m井深625表土段毛断面积63.62 m4.2.2井底车场矿井为立井开拓，煤炭由胶带机运输至井底煤仓并由箕斗运至地面；物料经副井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区或带区。1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范的要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：(1) 大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。(2) 当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。(3) 当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。(4) 采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为刀式环形井底车场，井下矸石、大巷材料及设备辅助运输采用直流架线式电机车牵引固定式矿车，工作面斜巷采用无极绳绞车牵引，井底车场形式和布置方式如图4.6。图4-6 井底车场平面图1主井 2副井 3风井 4井底煤仓 5运输大巷 6轨道大巷7中央变电所 8内外水仓 9井下材料爆破库 10等候硐室 11胶带机机头硐室12医疗室 13中央水泵房 25联络巷2）空重车线长度对于主井，若主井井筒大型矿井的副井空重车线的长度应为1.01.5列车长。辅助运输采用MG1.7-6A型1.5t固定厢式矿车运输，其尺寸为240010501200。电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车，其尺寸为450010601550。每列车15节车厢。一列车的长度：L450024001540.5m （4.1）副井空重车线的长度L1：L140.51.5=60.75m所选车场的副井空重线的长度均大于60.75m，所选的车场符合要求换装站硐室用于材料、设备的换装，长度为64m，可同时对两套电机车进行换装，硐室内一端布置2台32m行程的10t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备换装，另一端布置2台一组的20t电动葫芦桥式起重机用于支架等重型设备的换装。3）调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。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。4）硐室(1) 主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为7272.7t，所以需要煤仓容量为1091t，设置一个直径为7m，高25m的圆筒煤仓，总容量约1298t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。（2）副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。（3）水仓水仓的主仓和副仓之间距离为20m。矿井正常涌水量为145m3/h，最大涌水量375m3/h，所需水仓的容量为：Q0=3758=3000m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为:Q=SL （4.2）式中：Q水仓容量，m3；S水仓有效断面积，8.15m2；L水仓长度，410m；则Q=8.15410=3341.5m3由上面计算得知QQ0，故设计的水仓容量满足要求。（4）其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。4.2.3主要开拓巷道（1）轨道大巷此巷为一条半圆拱双轨运输大巷，并作进风巷使用，设人行道。 B1=+2A1+c+t （4.3）式中： B1轨道大巷宽度，mm；车辆边缘至巷道壁的最小距离，取940mm，带区巷道一般取300500mm；A1直流架线式电机车的宽度，d1d21060mm；c人行道宽度，取1300mm；t电机车的间距，240 m。B1=940+1060+1060+1300+2404600mm 经计算校核并考虑后续增产扩能确定本巷道的壁高为h3=1660mm，则巷道高度H=3760mm轨道大巷的断面和特征表如图4-7。（2）胶带大巷此巷内有钢丝绳芯胶带机运输煤炭以及轨道，设有1200mm宽胶带输送机，一侧设有910mm宽专用人行道。 B2= a+b+c+d+e+f （4.4）式中：B2运输大巷宽度，mm；a人行道宽度，取910mm；b输送机边缘至巷道壁的最小距离，取800mm;d胶带机宽度，d11200+320 mm；e电机车宽度，e=1060mmf皮带跟电机车间距，取310mmB29108001200+320+1060+3104600 mm胶带机运输大巷的断面和特征表如图4-8。 各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及规程第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。4.2.4巷道支护根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷和辅助运输大巷都布置在岩层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用蓄电池电机车牵引1.5吨固定箱式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运输大巷）均采取锚网喷，并采用壁后及时注浆技术提高围岩整体的稳定性。采用锚喷支护能够提高巷道围岩强度，防止围岩强度恶化，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前苏联经验表明，由锚杆和喷射混凝土组成的巷道，可使每米巷道的刚才消耗量降低40100kg，劳动力消耗比拱形支架减少60%，缩小巷道断面，从而加快巷道掘进速度。图4-7 轨道大巷断面表4-15 轨道大巷断面和特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深直径岩石14.6916.6748004000100100矩形80024002214.62图4-8 机轨合一运输大巷断面和特征表表4-16 机轨合一运输大巷断面和特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净掘宽高形式外露长度排列方式间排距锚深直径岩石14.216.248003900100钢筋砂浆100矩形80024002214.45 准备方式采区巷道布置5.1煤层地质特征义马矿区主要含煤地层为中侏罗统下部之义马组，呈东西向条带分布于义马向斜部。义马组共含煤二组四层，其中普遍可采者一层（2-3煤），局部可采者一层（2-1煤），不可采的两层（1-2、1-1煤）。其中常村煤矿主采煤层2-1、2-3煤，这两层煤在F3断层以东地区合并成一层，煤层平均总厚度12.48m，平均倾角为10，在F3断层以西地区2-1煤和2-3煤分叉区煤层间距大约为11米左右，煤层较稳定，地质构造中等，水文地质条件较为简单。5.1.1带区位置本矿井设置为一个采区三个带区，其中采区为西二采区，为两层煤，两层煤中间额间距平均为11m，带区有东一带区、南四带区、南六带区、南八带区，其中东一带区位于井田的浅部，因而首采工作面布置在东一带区，南八带区为深部且三个带区中的煤为2-1、2-3煤的合并区其厚度平均为12.48m。5.1.2带区煤层特征现将可采煤层的一些主要特征评述如下。（1）2-1煤：煤层厚度05.54m，平均厚度3.05m，倾角约10。（2）2-3煤：煤层厚度021.50m，平均厚度10.63m，倾角约11，；12线以西2-3煤可采性指数为100%；12线以东2-3煤可采性指数为93%；12线以西2-3煤厚变异系数为52.9%；12线以东2-3煤厚变异系数为72.7%。（3）2007年矿井瓦斯等级鉴定结果表明：矿井绝对瓦斯涌出量5.48m3/min，相对瓦斯涌出量1.31m3/t，根据煤矿安全规程第133条的规定，该矿属低瓦斯矿井（4）煤尘爆炸性：2-1煤和2-3煤均有煤尘爆炸性危险，煤尘爆炸指数39.52%。（5）自燃发火倾向：具有自燃发火倾向，自燃性等级属一级，煤的自然发火期15-30天。（6）常村井田平均地温梯度为1.92度/100m，属于地温正常区，为无热害矿井。（7）涌水量：矿井1990年以来正常涌水量为145m3/h，最大涌水量375m3/h。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况2-1煤底板岩性分别为泥岩、砂岩及砂质泥岩，生产中未发生底鼓问题，2-3煤底板为砂岩、砾岩时，岩性多较坚硬，生产中未发生底鼓问题；2-3煤底板为泥岩、煤矸互叠层时，岩性遇水易膨胀，生产中底鼓问题较严重。5.1.4水文地质大气降水、地表水是井田内地下水的主要补给来源，它们分别通过基岩裸露区及风化带渗入补给，并顺层径流，受地形及基岩裂隙发育程度的控制，补给量有限。井田内地质构造复杂程度属中等，各含水层间均有隔水层稳定分布，自然状态下，除经断层作越流补给外，无水力联系。涌水量：矿井1990年以来正常涌水量为145m3/h，最大涌水量375m3/h。5.1.5地质构造井田内地质构造中等-简单，煤层倾角为10-11其中在靠近井田中央有一条F3断层，横穿整个井田，落差为0-150m；在井田边界有两条断层，基本不影响井田的开采。5.1.6地表情况井田范围内对应地面无村庄，公路及其他需要保护的建筑，井田内部涧河穿过矿区，考虑表土层厚度及其他几层岩层的性质对本矿的开采不构成影响。5.2采区、带区巷道布置及生产系统5.2.1采煤方法及工作面长度的确定首采区主采煤层2-1、2-3煤合并成一层煤厚为12.48m，平均倾角为10，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采放顶煤采煤法。根据规范规定：综采面长度一般不小于150m。结合本矿井的实际情况，带区跟采区工作面的长度为200m可以满足产量的要求。 带区准备方式的确定及带区准备方式的优点：巷道布置系统简单，巷道掘进工程量少，运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度可以保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果明显。考虑到缩短建井工期，尽快使矿井投产，本矿井设计首采区及首采面位于井田东翼为东一带区，距离工业广场近且首采面位于浅部，大巷掘进的同时即可布置带区的巷道，有利于尽快出煤。5.2.2带区巷道布置（1）区段要素首采带区位于井田东翼，大巷的北侧，平均2930m，倾向长度平均1333m。带区划分为12个分带其中第一与第二个分带为三角煤区域作为后期开采。工作面长200m，两条回采巷道共10m宽，回采巷道间留5m煤柱，每个分带宽220m。（2）带区瓦斯防治因本矿井是低瓦斯矿井，所以对于带区瓦斯并不严重，不会影响到煤层的开采，不需要采区特殊的方式抽放瓦斯，只需正常通风即可，但是仍然需要加强瓦斯防治，特别是注意工作面上隅脚瓦斯的积聚问题，注意加强监测跟加大上隅脚集聚区的通风。（3）带区回采巷道布置及通风方式为了提高工作面回采率，防止煤层自然发火，回采工作面运输、轨道斜巷均采用无煤柱护巷布置方式。本设计带区巷道按沿空掘巷方式布置斜巷，通风方法为抽出式。采煤工作面均采用“U”型上行通风，掘进工作面均采用局部通风机压入式供风。（3）开采顺序依照国家规定现代化新型矿井提倡一井一面，所以本矿井只设置一个回采工作面，另设两个煤巷掘进工作面跟一个岩巷掘进工作面，其中，首采带区为东一带区，然后依次采西二采区、南四带区，南六带区，南八带区。西二采区跟南四、南六带区、南八带区由F3正断层划分，东一带区跟南四带区、南六带区由第一水平大巷划分，南四带区、南六带区跟南八带区由第二水平大巷划分，南四带区跟南八带区又工业广场和第二水平井底车场保护煤柱隔开。其中F3断层两边分别留40m煤柱，在南六带区、南八带区中的F16断层在带区边界预留煤柱35m，F16断层在南八带区边界也是在井田边界，因此只预留35m边界保护煤柱，西二采区与井田边界重合有F8断层，因此预留30m煤柱。其中东一带区工作面的开采顺序为：211052110821011211032110621109211122110421107211105.2.3带区生产系统（1）运煤系统工作面分带运输斜巷带区煤仓胶带机运输大巷井底煤仓主井地面运煤系统路线图如图5-1所示。（2）辅助运输系统地面副井井底车场轨道大巷带区行人运料斜巷分带轨道斜巷工作面。辅助运输系统路线图如图5-1所示（3）通风系统21105工作面的风流路线为：副井井底车场轨道大巷带区行人运料斜巷分带轨道斜巷工作面分带运输斜巷胶带运输大巷风井通风系统路线图如图5-1所示。（4）排矸系统矿井投产后，产生的矸石由矿车经分带轨道斜巷再经轨道大巷后，再由电机车牵引至井底车场，并由副井提出地面。（5）工作面供电系统地面变电站副井中央变电所轨道大巷分带轨道斜巷工作面。（6）排水系统工作面分带运输斜巷轨道大巷井底水仓副井地面。注：当南八带区，南四带区，南六带区采用上行仰采是每个工作面都需要设水仓。5.2.4确定带区各种巷道的尺寸、支护方式及通风、运输方式 （1）尺寸 分带巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，由此确定区段运输平巷尺寸（宽高）为5000mm3500mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为5000mm3500mm。 （2）支护方式 采用锚网支护，锚索补强，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。 （3）带区内巷道掘进方法及掘进通风 带区内所有工作面斜巷均沿底板掘进，主要采用部分断面掘进机掘进，锚杆及时支护相配合；部分巷道采用炮掘巷道快速掘进技术，主要通过实现炮掘工艺中掘、支、运三大工序的爆破深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间的优化配置，从而最大限度提高单进水平和劳动效率，改善安全环境和工程质量，降低巷道成本的实用技术。主要包括：中深孔爆破、锚杆成套支护等。铲车完成材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作。锚杆钻机配合锚杆机完成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。掘进通风：采用局扇为掘进面供风。（4）带区运输带区内各分带的运输斜巷铺设B=1200mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，辅助运输采用矿车运输，矿车经轨道运输大巷由直流架线式电机车运到辅助运输斜巷，然后由无极绳绞车运至工作面。 第123页5胶带大巷 6轨道大巷 14带区下部车场 15带区绞车房 16绞车房回风斜巷 17分带轨道斜巷 18采煤工作面 19分带运输斜巷 20带区煤仓 20分带运输斜巷回风巷图5-1 带区生产系统图5.2.5带区生产能力及采出率（1）带区生产能力本矿井设计生产能力为2.4mt/a，首采区的煤层厚度大12.48m，采用综合机械化放顶煤开采方法，这种开采工艺产量大，因此，布置一个采面完全可以满足矿井的产量。以首采工作面为例计算： 工作面生产能力计算工作面长度200m，煤层厚度12.48m，采煤机截深0.8m，工作面工作制度采用“三八”工作制，即两班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.8m，往返一次割两刀，即两个循环，每班2个循环，每日共进行4个循环。设计割煤高度3.2m，每年生产330天。综采放顶煤工作面的生产能力，按下式计算：A0= LV0MC0+ LM0V0C1 （5.1）式中：A0工作面生产能力，万t/a；L工作面长度，m；200 mM割煤厚度，m；3.2mM0放顶煤厚度，m；9.28mV0工作面年推进长度，V0=33040.8=1056（m/a）； 煤层容重，1.38t/m3；C0工作面回采率，取c0.95。C1放顶煤回采率，取c0.8。则：A0=2003.210561.380.95+2009.2810561.380.8= 带区生产能力计算带区生产能力按下式计算： （5.2）式中：A带区生产能力，Mt/a；K1工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，因此取1；K2带区内掘进出煤系数，取1.1；A0工作面生产能力，2.54mt/a。把数据带入公式5-2得：矿井设计井型为2.4 Mt/a，首采带区生产能力为3.355 Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。带区采出率：带区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤，工艺损失，端头损失，保护煤柱损失等，因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。带区实际采出煤量与带区工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量100%东一带区工业储量为：66.7Mt东一带区实际采出煤量为56.8Mt：则：带区采出率=56.8/66.7100%=85.2%根据煤炭工业设计规范规定：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。设计首采带区采出率为0.852，符合煤炭工业设计规范规定。5.3带区车场选型计算5.3.1带区车场的形式带区车场设计带区煤层倾角小，平均10，为缓倾斜煤层。轨道大巷位于煤层底板，轨道大巷采用由架线式机车牵引1.5 t固定式矿车运输，因此，轨道斜巷与运输大巷连接处设立胶带车场连接到分带轨道平巷，由于工作面斜巷与大巷都采用胶带运输，故运煤斜巷直接与胶带运输大巷相连。井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所。5胶带大巷 6轨道大巷 14带区下部车场 15带区绞车房 16绞车房回风斜巷 17分带轨道斜巷 19分带运输斜巷 20带区煤仓 20分带运输斜巷回风巷图5-2 带区下部车场5.3.2带区车场的调车方式装满设备和材料的矿车或材料车由电机车牵引从轨道大巷进入带区车场。在带区车场下部停车线上，矿车与电机车脱钩，矿车和材料车通过提升绞车提至平车场的平台摘钩，然后沿着矿车行进方向进入带区轨道平巷。5.3.3带区主要硐室布置（1）分带煤仓根据采矿工程设计手册关于带区煤仓容量的计算，煤仓容量为输送机0.5 h的运量。本带区分带运输斜巷和胶带机运输大巷有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土砌碹支护，壁厚300mm，其容量为： （5.3）式中：Q煤仓容量，t；Q0防空仓漏风留煤量，取10 t；L割煤机半小时运行距离，25 m；M煤层厚度，12.48 m；B进刀深度，0.8 m；煤的容重，1.38t/m3；C0工作面的采出率，0.95。Q=10+2512.480.81.380.95=337.23t煤仓的断面半径：所以带区煤仓断面直径取5 m，煤仓高度20 m，容量527 t。（2）绞车房绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.02.5 m，本矿取2.5 m；二是通风巷道，宽度一般为1.22.5 m，本矿取2.5 m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为34.5 m，本矿取4.5 m。（3）带区变电所井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，故首采带区不布置带区变电所。6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1带区煤层特征及地质条件常村煤矿主采煤层2-1、2-3煤，这两层煤在F3断层以东地区合并成一层，煤层平均总厚度12.48m，平均倾角为10，在F3断层以西地区2-1煤和2-3煤分叉区煤层间距大约为11米左右，煤层较稳定，地质构造中等，其中首采带区东西靠北有F3断层，预留煤柱35m，本带区水文地质条件较为简单，其中首采带区位于F3断层的东部合并区。（3）2007年矿井瓦斯等级鉴定结果表明：矿井绝对瓦斯涌出量5.48m3/min，相对瓦斯涌出量1.31m3/t，根据煤矿安全规程第133条的规定，该矿属低瓦斯矿井（4）煤尘爆炸性：2-1煤和2-3煤均有煤尘爆炸性危险，煤尘爆炸指数39.52%。（5）自燃发火倾向：具有自燃发火倾向，自燃性等级属一级，煤的自然发火期15-30天。（6）常村井田平均地温梯度为1.92度/100m，属于地温正常区，为无热害矿井。（7）涌水量：矿井1990年以来正常涌水量为145m3/h，最大涌水量375m3/h。6.1.2确定采煤工艺方式本矿的煤层赋存条件简单稳定，地质特征简单，参照附近矿井的实际经验，并遵循以下原则：并遵循以下原则：（1）煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；（2）安全劳动条件好；（3）尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效；（4）材料消耗少，生产成本低；（5）便于生产管理。根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1）分层综采工艺的特点优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0m-3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93%-97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2) 放顶煤工艺的特点优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；缺点：煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大 。3) 一次采全高工艺的特点优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易偏帮；采高固定，适应条件单一。比较上述3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步确定选择放顶煤的回采工艺较合理。结合矿井实际条件，瓦斯涌出量较小，采用放顶煤工艺工作面瓦斯并时时监控瓦斯浓度，则不会影响生产，煤质硬度较小，顶煤放煤容易，虽然放顶煤回采率低，但是本采区煤层平均厚度12.48m，采高3.2m，有利于实现高产高效。故确定工作面采用放顶煤回采工艺。后退式自然跨落法采煤。6.1.3回采工作面参数影响工作面长度的因素有设备、煤层地质条件、瓦斯涌出量及生产技术管理的难度等。设备是影响工作面长度的主要因素之一。我国生产的工作面刮板输送机大都按150220m的铺设长度设计的。另外，煤层地质条件是影响工作面长度的又一重要因素，地质构造、煤层厚度、倾角、顶板条件都会影响工作面长度的选择。从高产高效、一井一面、集中生产的综采发展趋势要求出发，增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，运输巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术先进、性能优良、可靠性高，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综采优势。根据前面开拓、准备的巷道布置，采用带区式布置工作面，回采工作面沿走向布置，沿倾斜推进；工作面长度平均为200m，分带长平均为1333 m；煤厚12.48 m。工作面布置两条平巷：东侧布置一条，为分带轨道斜巷，西侧靠近工作面煤壁的一条巷道分带运输斜巷，平巷断面均为5m宽，3.5m高平巷间煤柱，各巷都采用沿空掘巷,其中留有5m的煤柱，6.1.4回采工作面破煤、装煤方式工作面配套设备见表6-1。表6-1工作面配套设备设备名称型号设备名称型号液压支架ZFS5600/23/47胶带输送机BBA1250-1200采煤机MGTY400/930-3.3D刮板转载机SZZ/100/200前刮板输送机SGZ-1000/2700乳化液泵站BRW400/31.5后刮板输送机SGZ-1000/2700移动变电站KBSGZY-1600/6/1.2超前组合架FLZ3820/110Q端头支架ZT7500/18/36（1）采煤工作面破煤、装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽。（2）工作面设备选型采煤机选型1、采煤机应具有的最小生产能力： Qh=Qyf/DTK式中：Qh采煤机应具有的最小生产能力，t/hQy设计的工作面年产量，tf能力富裕系数，取1.4D年生产天数，dT每日采煤机生产时间，hK采煤机开机率，取0.6所以Qh=24000001.4/（330160.6）=1060.6t/h则取Qh=1100 t/h2、采煤机的平均牵引速度Vc= Qh/（60BHC）式中：Vc采煤机的平均牵引速度，m/minB采煤机截深，mH采高，取m煤的容重，1.38t/m3C工作面的采出率，中厚煤层为0.95所以Vc =1100/（600.83.21.380.95）=5.463 m/min刮板输送机选型刮板输送机的生产能力Qc = QhKcKyKvQc刮板输送机的生产能力，t/hQh采煤机应具有的最小生产能力，t/hKc采煤机割煤速度不均衡系数，取1.2Ky考虑运输方向及倾角对刮板输送机的影响系数Kv采煤机与刮板输送机相同方向运动时的修正系数故：Qc = 11001.211.2=1584 t/h综上所述并结合矿上实际使用情况，工作面选用MGTY400/930-3.3D采煤机， SGZ-1000/2700型刮板输送机。双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。采煤机及刮板输送机技术特征见表6-3、表6-4。进刀方式：采煤机中部斜切进刀单向割煤跑空刀和采煤机端部斜切进刀双向割煤方式的各自优缺点比较见表6-2表6-2 进刀方式比较表优缺点进刀方式优 点缺 点中部斜切进刀单向割煤1.采放互不干扰，有利于实现采放平行，能有效均匀运输煤量；2.跑空刀清浮煤，有利于实现工作面“三平两直”；3.控制程序编制和操作简单，便于及时维修，有利于提高生产效率；4.与两头作业互不干扰、互不等待。1.跑空刀增加了循环作业时间；2.支架无法及时拉超前，不利于顶板维护；3.跑空刀清浮煤有可能加重煤壁片帮程度。4.如果发生端面冒顶，本工艺无法正常执行。端部斜切进刀双向割煤1.循环作业时间相对较短；2.能及时、有效维护顶板；1.与两头作业相互影响；2.控制程序编制、操作较复杂；3.会存在采放等待现象。由分析可知采用端部斜切割三角煤进刀为好进刀方法：采煤机割至上端头后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.8m后将支架拉过并顺序移直刮板输送机后，调换上、下滚筒位置重新返回割三角煤；采煤机至机头后，再次调换上、下滚筒位置，向下端头割煤，割过煤后及时移架、推移刮板输送机。机组进刀总长度控制在40m左右。（进刀方式如图6-1）装运煤：采煤机组割装煤和前部运输机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出，插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部运输机平行运煤，集中到转载机和胶带输送机上运出。工作面主运输设备：前部和后部刮板输送机：选型原则：(1)刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力，一般取1.2倍(2) 牵引方式要跟采煤机相配套。选用SGZ-1000/2700型溜槽刮板运输机，其主要技术参数为：图6-1 采煤机端部斜切进刀示意图表6-3 采煤机技术特征项 目单 位数 目型 号MGTY400/930-3.3D采 高m2.23.5摇臂中心距mm11856（水平位置）截深m0.8滚筒直径m1.8牵引方式无链电牵引牵引速度m/min07 712.8供电电压V3300适应倾角不大于25卧底量mm400重量t75牵引力KN750450装机总功率KW900表6-4 刮板输送机技术特征项 目单 位数 目型 号SGZ-1000/2700运输能力t/h2000设计长度m200出厂长度m150刮板链形式准中双链电机布置方式平行布置刮板间距mm6146与采煤机牵引方式无链牵引减速器速比1:27.64圆环链规格mm22692 C电压等级V1140链速m/s1.3中部槽尺寸mm17501000362转载机：选型原则：（1）转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力（一般为1.2倍），它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面输送机；（2） 转载机的机型，应尽量与工作面输送机的机型一致，便于日常维护及配件管理；（3）转载机尾部与工作面输送机的连接处要配套。选用SZZ/100/200型刮板转载机，其主要技术参数为：表6-5 刮板转载机技术特征项 目单 位数 目型 号SZZ/100/200生产能力t/h2000出厂长度m36中部槽规格mm15001100284爬坡角度10刮板链速度m/s1.4/0.7刮板间距mm864减速器速比1：25.24电压V1140质量t84刮板链型式中双链胶带输送机：选型原则：送机的能力要大于转载机的生产能力，一般应为1.2倍；传动装置优先采用双电机，双滚筒驱动，输送能力大时采用两台等容量电机。选用BBA1250-1200型可伸缩带式胶带输送机。表6-6 分带斜巷胶带输送机技术特征项 目单 位技术 特征型 号BBA1250-1200生产能力t/h20003000胶带宽度mm1200电压等级V1140输送长度m20003000带 速m/s2.03.0工作面破碎机械：选型原则：破碎机的类型和破碎能力应满足工作面生产可能出现的大块煤（岩）等情况的需要；破碎机的结构应与所选转载机结构尺寸相适应；破碎机与其安装位置相适应。根据以上原则，结合本设计带区的特点，选用PCM160型颚式破碎机，其技术特征见如表6-7。表6-7 PCM160型破碎机技术特征表型号PCM160单位生产能力2000t/h 破碎物料硬度 F不大于6最大入料粒度10001000Mm出料粒度不大于300Mm电动机型号KBY680-160B功率160Kw电压1140V外形尺寸(长宽高)327022601770Mm质量13.3T配套转载机型号SZZ/100/2006.1.5回采工作面支护方式1）支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用四柱支撑掩护式放顶煤液压支架及其相配套的端头支架。工作面机头及机尾分别布置端头架3架，中间架136架，共计142架。支架技术特征见表6-8。（1）支护方式本区域煤层为厚煤层因此采用综合机械化放顶煤开采。放顶煤有高位、中位和低位放顶煤三种，其中低位放顶煤因为安全性高，含矸率低，放出率高而而逐渐成为主要的方式。本设计采用低位放顶煤的综合机械化放顶煤开采方法。采高为3.2m，放煤高度是9.28m，采用放顶煤液压支架支护。支架是以液体为动力，完成对工作面顶板的支撑、切顶、挡矸、护帮、支架前移，以及推移工作面刮板输送机等一套动作。（2）支架选型原则支架选型应符合以下几个原则：支护强度与工作面矿压相适应；支架结构与煤层赋存条件相适应；支护断面与通风要求相适应；液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配。（3）液压支架的选择据井下工作面采样试验，容重为2420Kgm3，平均抗压强度为1961.3MPa，平均抗拉强度为98.1MPa。钻孔的岩石力学试验结果与矿井资料基本一致。这层泥岩一般随采随落，基本上能填满采空区，冒落充分，周期来压不明显，属一级顶板。根据以往监测与经验结论，初采期间顶板初次来压步距为2125m，以后周期来压显现步距为1525m，来压显现比较明显。支撑掩护式支架具有支撑能力大，切顶能力强，支撑效率高的特点，因此，设计决定采用支撑掩护式放顶煤液压支架。工作面顶板为一级顶板，1、根据顶板条件：由采掘机械与液压传动（第二版），xx大学出版社，主编朱真才第三篇第二节支架选型可知，结合本矿具体的顶板条件及煤层厚度选择支撑掩护式支架。2、最大高度： （6.1）式中：支架最大支护高度，m；煤层最大采高，m；伪顶或浮煤冒落厚度，m。=3.5+0.2=3.7m3、最小高度： （6.2）式中：支架最小支护高度，m；hmin煤层最小采高，m；顶板最大下沉量，取200 mm；a支架移架所需最小下降量，取50 mm。b浮煤厚度，取50 mm。Hmin=3.20.20.050.05=2.9m支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力F应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度P按工作面最大采高的58倍进行计算，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。本矿井顶板周期来压情况明显，为保险起见故可以取最大采高8倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算：P=(58)10Mcos10-3 （6.3）式中：M工作面最大采高，取3.5 m；顶板岩石体积质量，取2.5t/m3；煤层倾角，=10；则：P=(58)103.52.5cos1010-3=0.69MPaP=0.69MPa0.9880%=0.784MP经演算，P不大于支架额定支护强度的80%，4、支架承受压力（1）顶板岩性分析：由于放顶煤工作面采高较大，待顶板完全压实后，弯曲下沉带将涉及地面，正常放煤时，工作面煤层厚度最大达13.68m，平均12.48m，则松动椭球体高度H:取2.22h松动球体最大高度：2.2213.68=30.37m（2）支护工作阻力验算：工作面一般采出3.2m底层煤，放出9.28m厚的顶部煤体后，形成高度为30.37m的松动椭球体，松动椭球体高度以上的岩层暂时不发生离层和断裂。支架顶梁承受工作空间控顶距面积以上高度为30.37m煤岩的重量，则每平方米控顶面积平均载荷P为：P=（h-h1）T1+（H-h）T2式中：h煤层平均厚度；为12.48m T1煤层容重；为1.38t/m h1机采底分层厚度；为3.2m H松动椭球体高度；为30.37m T2岩体容重；为2.50/m则正常情况下每平方米支架载荷为：P=(12.483.2)1.38（30.3712.48)2.50=57.53（T）该支架支护面积6.31，则承受压力为： 6.3157.539.8=3558KN ZFS5600/23/47型放顶煤支架额定工作阻力为5600KN，初撑力为5000KN均大于2765KN，满足支撑要求。所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由RB125/31.5乳化液泵提供，乳化液泵压力设计为31.5MPa。表6-8 支架技术特征项目单位数目型 号ZFS5600/23/47型 式双伸缩立柱放顶煤液压支架支撑高度m2.34.7支架宽度m1.411.59中心距m1.5初撑力kN5000工作阻力kN5600支护强度MPa0.98泵站压力MPa31.5支架重量t19.5支架最大长度m6.1供液泵压MPa31.5制造厂家北京煤机厂表6-9 乳化液泵站技术特征项 目单 位技术 特征型 号RB125/31.5流量L/min125柱塞数量个3电动机功率kW75电压等级V1140质量kg1440泵总成尺寸mmmmmm2088810875储液箱L1000表6-10 喷雾及冷却泵技术特征项 目单 位技术 特征型 号WPZ320/6.3流量L/min320压力Mpa6.3电动机功率kW45转速r/min1470质量kg1800外形尺寸mmmmmm25008909583）顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。4）移架及推溜方式移架方式：移架采用电液控制系统，由电液阀自动控制。按回采工艺要求，选择一定数量的支架按时间间隔在采煤机通过后自动依次逐架前移，使工作面实现梯度移架。正常移架一般滞后煤机后滚筒35架进行，顶板破碎时紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架。移架步距0.8m。并且可随采煤机割煤行走位置的变化来控制全工作面各支架依次动作，实现自动过程的程序控制。自动程序控制有如下功能：随采煤机的切割，提前3架自动收回采煤机行进前方的支架护帮板；随采煤机的切割，自动完成降架、拉架、升架、伸护帮板、推溜等动作，拉架后才能放煤，并至少拖后5组支架。推拉输送机方式：推移前部运输机：可在工作面任一支架上操作，实现从机头至机尾或从机尾至机头的推移顺序（成组数量可调定）。推溜一般在移架后依次进行，滞后移架1520m，推移弯曲段不小于25m，推移步距0.8m。拉后部运输机：拉后部运输机单向顺序进行，且滞后放煤口15m20m进行，步距0.8m。放煤方式：综放面的顶煤厚9.28m，根据放煤经验，顶煤随移架会有部分自动放出，因此采用单轮顺序放煤法，采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式放煤，由矿上实际生产经验来看，放煤步距在0.8m1.2m顶煤放出率最高，采煤机截深0.8m，设计采用一刀一放单轮顺序放煤方式，一采一放，放煤步距0.8m。放煤工必须严格执行综采放顶煤工技术操作规程及工程质量标准。如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架并打出护帮板；放煤口数量确定：按后部运输机能力确定放煤口数目。6.1.6端头支护及超前支护方式（1）端头支架支护及要求端头是工作面与斜巷的交接处，跨度大，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于维护。上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头液压支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为转载机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。因此本设计端头支护采用ZT103500/22/38型端头支架。其技术特征见表6-11。表6-11 ZT103500/22/38型端头支架技术特征技术特征单位ZT103500/22/38型端头支架型式二组一架高 度mm22003800工作阻力kN103500初撑力kN9000支护面积m235.54支护强度MPa0.5底板比压MPa1.1泵站压力MPa31.5（2）超前支护工作面采用FLZ3820/110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。分带轨道斜巷的超前支护从煤壁线向外30 m超前支护，柱距800mm。分带运输斜巷的超前支护从煤壁线向外30 m超前支护，柱距800mm。机尾上隅角通风需要在机尾打木垛留通风通道，木垛紧靠支架，木垛距离不超过3m，木垛必须用 柱帽、木楔背紧。当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为800mm的戴帽点柱（用单体柱）。（3）超前支护管理超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。超前支护处满足高不低于1.8 m，宽不低于0.8 m的安全出口和运送物料通道。当机组行至工作面两头距巷道15 m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0 m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收，备品备件码放必须放在工作面70 m以外。6.1.7各工艺过程注意事项综放工作面各工序质量要求标准如表6-12：（1）割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1 m，最突出部分不超过150 mm；长度在1 m以下，最突出部分不超过200 mm），无马棚、顶底板平直，如无特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50 mm。机头、机尾各10 m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。（2）移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100 mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350550 mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。（3）推移刮板输送机要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头、机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.8 m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移刮板输送机困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。表6-12 综放面工序质量要求一览表工序名称质量特性技术要求割煤割煤方式双向割煤，端头斜切进刀，进刀段长度不小于35m，截深0.8m采高均匀采高3m煤壁齐直成一条直线顶底板平无台阶、无伞檐、顶煤垮落不大于300mm、严格沿底板开采，不丢底煤移架支架直成一条直线，偏差不大于50mm支架正支架与顶底板垂直，歪斜度小于5顶梁平大仰俯角小于7、端面距不大于340mm、相邻支架高低差不超过主顶梁侧护板的2/3间距匀架中心距1.50.1m、支架不挤、不咬，架间空隙小于200mm接顶紧初撑力不小于不24MPa步距0.8m推拉前后部运输机输送机直板输送机直，偏差小于50mm、弯曲段不小于25m输送机平上下弯曲角度小于3刮板输送机与转载机接合理，底链不拉回头煤、轮中心与转载机刮板面高度为700m900mm推拉运输机单向顺序推移放煤放煤步距0.8m放煤方式单轮顺序放煤（4）清煤质量标准工作面没有超过100 mm的碳块。清煤工必须滞后移刮板输送机10架支架，距采煤机大于50 m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。（5）对工作面端头架支护的管理工作面机头采用单体柱支护，机尾采用3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20 m段是压力集中区，特制订以下管理措施。端头支架必须达到初撑力。端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。（6）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8 m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。（7）提高块率、保证煤质的措施在各转载点落煤处加设缓冲装置。在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在4m/min左右。破碎机锤头高度保持在150200 mm之间。机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。停机时及时停水，若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。在分带运输斜巷皮带机头处加设除铁器。各级运输机司机严格把关，禁止杂物（板皮、木料）进入运煤系统。（8）顶板维护及矿压观测措施工作面及区段巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面40 m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。（9）顶板维护工作面及采区巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架并且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；采区巷道超前工作面40m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。（10）矿压观测措施综放工作面采用“五位一体”KJ216在线监测系统对工作面支架阻力及上下巷锚杆应力、钻孔应力、顶板离层、顶板动态监测。同时现场对两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测，以及对支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特点，超前支撑压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。矿压观测方法（1）工作面的矿压观测采用平均观测，工作面每10架安装一台压力检测分机，共安装12台。第1台和第12台安装于工作面端头支架。由防冲办在线监测，对每天监测出的数据做出详细记录。（2）上下巷顶板离层、锚杆应力监测及超前应力监测上下巷共安装顶板离层传感器19台，锚杆应力传感器37台，钻孔应力传感器10台。由防冲办在线监测，对每天监测出的数据做出详细记录。（3）巷道的矿压观测两巷的单体液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测，每班打好超前维护后由验收员对单体柱的初撑力进行测量，生产班验收员对端头及超前维护的单体柱初撑力进行测量并记录。（4）支护质量监测每周由生产科不定期对工作面和两巷支护质量动态检查3次，对检查中存在的问题，由施工单位负责立即整改。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。（5）矿压观测时间要求1、对工作面，整个生产期间都要进行矿压观测；2、对两巷，整个生产期间都要进行矿压观测；3、支护质量监测，整个生产期间都要进行监测；（6）矿压设备的使用1、在工作面设置矿压观测仪器，有专人负责，坚持开展日常的顶板动态监测工作，人人要爱护观测仪器，不得随意挪动或拆卸，经常保持完好。2、日常矿压观测要反映出支架初撑力、工作阻力、泵站压力及顶板压力、煤壁片帮情况等数据。3、根据顶板来压步距，周期来压强度定期对工作面矿压显现做出统计分析，说明其变化情况及规律,并提出改进顶板管理意见。4、在观测中如果发现异常情况，立即向矿调度室汇报，及时采取相应措施。6.1.8采煤工作面正规循环作业（1）劳动组织形式劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、推移刮板输送机、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为综合机械化放顶煤，设计采高为3.2 m，放煤高度为9.28m。工作面沿底板推进，机头、机尾各10 m随巷道顶底板平缓过渡。循环进尺0.8 m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作业（两班生产，一班检修），均执行现场交接班制，每班有效工时为8h。循环方式为生产班每班进2个循环，检修班不进循环，日进4个循环。24小时正规循环作业图，见采煤方法图。劳动组织配备表见表6-13，正规循环作业图见图6-2。（2）技术经济指标循环产量按下列公式计算：Q1L1SM1PC1 （6.4）Q2L1SM2PC2 （6.5）Q Q1+Q2 （6.6）式中： Q1割一刀煤产量，t；Q2放顶煤一刀煤产量，t；Q循环产量，t； L1工作面倾斜长度，200m； S循环进度，0.8m； M1工作面采高，3.2m；M2工作面放煤高度，取平均值9.28m；P煤的容重，1.38t/m3 ；C1工作面割煤回采率，95；C2工作面放煤回采率，80；则：Q1=2000.83.21.380.95=671.232t 表6-13 劳动组织配备表序号项 目班 次定 员生产一班生产二班检 修 班1班 长33392采 煤 机 司 机33283移 架 工664164刮板输送机司机22155转 载 机 司 机22156泵 站 司 机11137皮带输送机司机33398端 头 维 护 工334109验 收 员111310清 煤 工4421011电 工3351112看 电 缆 工221513库 工-3314机 动 人 员4441215合 计373735109图6-2 正规循环作业图循环产量：Q= Q1+Q2=671.232+1639.22=2310.45t日产量=Q日循环数=2310.454=9241.8t考虑到工人的出勤率问题，再确定在册人数时按出勤率为95%计算，公式为：在册人数=出勤人数（7/6）/出勤率 （6.7）式中： 7/6替休息数；在册人数=109（7/6）/95%=134工作面工人效率=工作面日产量/在册人数 （6.8） =9241.8/134=68.97t/工吨煤成本：根据矿上实际数据取65元/t，工作面主要技术经济指标见表6-14。表6-14 工作面主要技术经济指标序号项目单位数量1工作面走向长度m2002工作面倾斜长度m13003工作面倾角104采 高m3.25煤的容重t/m31.386循环进尺m0.807循环产量t2310.458日循环数个49日产量t9241.810坑木消耗m3/万t5.511乳化液消耗kg/万t50012回采工效t/工68.9713回采率%83%14吨煤成本元/t6515月推进度m966.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式1）布置方式根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，分带运输巷布置带式输送机，运煤兼回风，分带轨道巷辅助运输兼进风。采用连续采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。2） 煤柱尺寸分带巷巷道采用留5m煤柱双巷布置，带区两侧边界各留有边界煤柱及大巷保护煤柱，具体参数见第五章6.2.2回采巷道参数1）巷道参数分带巷道、联络巷道断面均为5m宽，3.5m高。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输， 运输斜巷布置1200mm宽的胶带运煤，回风平巷布置排水管路，分带运输斜巷布置动力电缆。2）分带轨道斜巷支护方式（1）顶板锚杆规格和数量：规格22-M24-2800mm，共7根，间排距750800mm。钢带：M5型钢带，长4.8m。网：6mm钢筋网与钢塑网双层网联合支护，钢筋网规格为26001000mm（两块），钢塑网的规格为54001000mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成30。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2750mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于120 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（2）顶板锚索梁规格和数量：规格21.8-6300mm，迎头布置成“3-0-3”形式，排距800mm，在迎头后根据矿压观测，及时补充施工锚索，使每3排锚杆布置锚索数量达到14套，即呈“5-4-5”布置，具体见支护参数图6-4所示。20#槽钢，长1.8m、2.8m和3.4m三种。1.8m布置2孔，孔中心距1.4m；2.8m布置3孔，孔中心距1.2m，3.4m布置4孔，孔中心距1.0m。锚索角度：垂直岩面施工。螺母及垫圈：OVM锚具。托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格14010015mm。药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端），另三支为Z2360。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2875mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深6000mm。预紧及锚固力：预紧力80100kN，锚固力不低于200kN。（3）高帮（非回采侧帮）锚杆规格和数量：规格22-M24-2500mm，共6根，间排距650800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。钢带：M4型钢带，长2.6m。网：6mm钢筋网与钢塑网双层网联合支护，钢筋网规格为26001000mm，钢塑网的规格为28001000mm。锚杆角度：垂直帮部施工。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于80 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（4）高帮（非回采侧帮）锚索梁规格和数量：规格21.8- 5300mm，距离底板0.8m、1.5m高度各布置一套沿巷道走向锚索梁，排距800mm，锚索梁在迎头后根据矿压观测，及时补充施工，最终形成如图6-4所示；20#槽钢，长2.4m，孔中心距2.0m。锚索角度：垂直岩面施工。螺母及垫圈：OVM锚具。托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格14010015mm。药卷：采用三支树脂药卷，规格为Z2360。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2275mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深5000mm。预紧及锚固力：预紧力80100kN，锚固力不低于200kN。（5）低帮（回采侧帮）锚杆规格和数量：规格22-M24-2500mm，共5根，间排距650800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。钢带：M4型钢带，长2.6m。网：8#铁丝网，规格为28001000mm。锚杆角度：垂直帮部施工。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于80 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。图6-3 分带轨道斜巷巷道断面支护参数图3）分带运输斜巷支护方式（1）顶板锚杆规格和数量：规格22-M24-2800mm，共7根，间排距750800mm。钢带：M5型钢带，长4.8m。网：6mm钢筋网与钢塑网双层网联合支护，钢筋网规格为26001000mm（两块），钢塑网的规格为54001000mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成30。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2750mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于120 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（2）顶板锚索梁规格和数量：规格21.8-6300mm，迎头布置成“3-0-3”形式，排距800mm，在迎头后根据矿压观测，及时补充施工锚索，使每3排锚杆布置锚索数量达到14套，即呈“5-4-5”布置，具体见支护参数图6-4所示。20#槽钢，长1.8m、2.8m和3.4m三种。1.8m布置2孔，孔中心距1.4m；2.8m布置3孔，孔中心距1.2m，3.4m布置4孔，孔中心距1.0m。锚索角度：垂直岩面施工。螺母及垫圈：OVM锚具。托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格14010015mm。药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端），另三支为Z2360。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2875mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深6000mm。预紧及锚固力：预紧力80100kN，锚固力不低于200kN。（3）高帮（非回采侧帮）锚杆规格和数量：规格22-M24-2500mm，共6根，间排距650800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。钢带：M4型钢带，长2.6m。网：6mm钢筋网与钢塑网双层网联合支护，钢筋网规格为26001000mm，钢塑网的规格为28001000mm。锚杆角度：垂直帮部施工。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于80 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（4）高帮（非回采侧帮）锚索梁规格和数量：规格21.8- 5300mm，距离底板0.8m、1.5m高度各布置一套沿巷道走向锚索梁，排距800mm，锚索梁在迎头后根据矿压观测，及时补充施工，最终形成如图6-4所示；20#槽钢，长2.4m，孔中心距2.0m。锚索角度：垂直岩面施工。螺母及垫圈：OVM锚具。托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格14010015mm。药卷：采用三支树脂药卷，规格为Z2360。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2275mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深5000mm。预紧及锚固力：预紧力80100kN，锚固力不低于200kN。（5）低帮（回采侧帮）锚杆规格和数量：规格22-M24-2500mm，共5根，间排距650800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。钢带：M4型钢带，长2.6m。网：8#铁丝网，规格为28001000mm。锚杆角度：垂直帮部施工。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于80 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。图6-4 分带运输斜巷巷道断面支护参数图7 井下运输7.1概述7.1.1井下运输设计的原始条件和数据1）矿井的生产能力 240万t/a2）矿井的工作制度 三八制3）煤层平均厚度 12.48m4）煤的容重 1.38t/m35）矸石容重 2.5t/ m37）煤尘的爆炸指数 39.52，具有爆炸性8）日提升时间 16h9）煤层的平均倾角 106）矿井的瓦斯等级 低瓦斯（绝对瓦斯涌出量5.48m3/min，相对瓦斯涌出量1.31m3/t）7.1.2运输距离和货载量分带斜巷平均运距1333 m，大巷运距3270 m，故从工作面到井底车场的平均运距为4603 m。首采带区内布置一个工作面、两个掘进面即可保产，设计综放工作面日产量9241.8t/d，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，其运量见表7-1。表7-1 带区辅助运输量序 号项 目单 位数 量备 注1运 送 人 员人/班均取平均值2生产、材料、设备运输正 常 生 产人/d1093工作面支架安 装架142搬 迁142 7.1.3矿井运输系统1）运输方式运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜煤层，且运输距离较远，故分带斜巷、大巷采用带式输送机运煤，分带工作面采用连续刮板输送机运煤。辅助运输：与轨道大巷相同都采用MG1.7-6A型1.5t固定厢式矿车运输，其尺寸为240010501200。电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车牵引矿车运输。工作面辅助运输采用无极绳绞车牵引1.5t固定箱式矿车、5t材料车、1.5t平板车运输材料及设备。2）运输系统井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统。（1）运煤系统分带采煤工作面分带运输斜巷分带煤仓运输大巷井底煤仓主井地面掘进工作面分带运输斜巷分带煤仓运输大巷井底煤仓主井地面（2）行人、运料系统地面副井井底车场轨道大巷带区运料斜巷分带轨道斜巷工作面（3）排矸系统矿井投产后，产生的矸石由矿车经分带轨道斜巷再经轨道大巷后，再由电机车牵引至井底车场，并由副井提出地面。7.2带区运输设备选择7.2.1设备选型原则1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出现输送机轨道输送机轨道的情况；4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2带区设备的选型（1）采煤工作面选用MGTY400/930-3.3D无链电牵引采煤机，SGZ-1000/2700型溜槽刮板运输机。表7-2 采煤机技术特征项 目单 位数 目型 号MGTY400/930-3.3D采 高m2.23.5摇臂中心距mm11856（水平位置）截深m0.8滚筒直径m1.8牵引方式无链电牵引牵引速度m/min07 712.8供电电压V3300适应倾角不大于25卧底量mm400重量t75牵引力KN750450装机总功率KW900（2）带区运煤设备根据带区运输设备配套原则选择分带运输斜巷配套设备如下：转载机SZZ/100/200，PCM160型颚式破碎机，输送机选用BBA1250-1200型可伸缩带式胶带输送机。技术特征见表7-4，表7-5，表7-6。（3）带区辅助运输设备本带区的煤层倾角较小，因此提升时采用JWB75BJ型无极绳绞车牵引1.5t固定式矿车、5t材料车、5t平板车运输。各设备技术特征如表7-7：表7-3 刮板输送机技术特征项 目单 位数 目型 号SGZ-1000/2700运输能力t/h2000设计长度m200出厂长度m150刮板链形式准中双链电机布置方式平行布置刮板间距mm6146与采煤机牵引方式无链牵引减速器速比1:27.64圆环链规格mm22692 - C电压等级V1140链速m/s1.3中部槽尺寸mm17501000362表7-4 转载机技术特征项 目单 位数 目型 号SZZ/100/200生产能力t/h2000出厂长度m36中部槽规格mm15001100284爬坡角度10刮板链速度m/s1.4/0.7刮板间距mm864减速器速比1：25.24电压V1140质量t84刮板链型式中双链表7-5 破碎机技术型号PCM160单位生产能力2000t/h 破碎物料硬度 F不大于6最大入料粒度10001000mm出料粒度不大于300mm电动机型号KBY680-160B功率160kw电压1140v外形尺寸(长宽高)327022601770mm质量13.3t配套转载机型号SZZ/100/200表7-6 分带斜巷胶带输送机技术特征项 目单 位技术 特征型 号BBA1250-1200生产能力t/h20003000胶带宽度mm1200电压等级V1140输送长度m20003000带 速m/s2.03.0表7-7 1.5t固定厢式矿车项 目单位技术特征型 号MG1.7-6A容 积m31.7装载量t1.5最大装载量t2.7轨 距mm600轴 距mm750外型尺寸mm240010501200表7-8 JWB75BJ型无极绳绞车项目单位技术特性型号JWB75BJ型无极绳绞车额定电压v380/660牵引类型双速双动力电机功率kw75钢丝绳直径mm31.0牵引力kN45/90绳速m/s1.3/0.7最大运输距离m2000张紧结构类型液压张紧巷道最大坡度20最小拐弯半径m127.2.3带区运输能力验算（1）运煤能力验算对矿井年产量（AB=240万t/a），按各环节通过能力进行验算，AB应由必要的运输设备运输能力来保证，即：式中：An各运输环节运输能力，t/h；K产量不均衡系数，取1.2；T日工作时间，取16小时；运输设备正常工作系数，取0.8；则：通过验算，各运输环节的运输设备均满足要求。（2）带区辅助运输能力验算提升采用1.5t矿车。一次提升矿车数按下式进行计算： Z=KCAT3600tbG ( 7.1 )式中：K提升不均衡系数，1.11.2； C提升能力富裕系数，1.2； A年提升量，t/a。 T一次提升循环时间，5000s； t每日提升时间，16h； b年工作日，330d。 G矿车载重量，1.5t；取年辅助提升量为矿井年产量的0.01倍，即2.4万t，则一次提升矿车数为： z=1.21.22400050003600163301.5=6.06辆故应该取Z=7，即一次提升矿车数为7辆。（3）矿车连接器强度校核分带轨道斜巷无极绳提升，车组中的矿车数按式确定后，必需按连接器的强度进行验算。提升重车组时前面第一个矿车连接器上的张力最大，其值不得超过连接器的许用拉力，即应满足下列条件： ZG+G0sin+cosFc ( 7.2 )式中:Z计算矿车数；G矿车载重量，1500kg；G0矿车自重，718kg；矿车运行阻力系数；0.01轨道最大倾斜角；FC连接器的最大强度，一般为6000kg；则有左式等于：71500+718sin10+0.01cos10=2849kg显然有28496000，故连接器强度满足要求。（4）钢丝绳选择钢丝绳的计算按照煤矿安全规程规定，应按最大静负荷，并考虑一定的安全系数的方法进行计算，即钢丝绳拉断力的总和与钢丝绳所受的最大静拉力之比（称安全系数）。钢丝绳单位长度质量PK按下式进行计算：PK=ZG+G0g（sin+cos）km0-gLk(csin+cos) （7.3）式中： Z计算矿车数；7个G矿车载重量，1500kg；G0矿车自重，718kg；矿车运行阻力系数；0.01k钢丝绳公称抗拉强度，取为2000N/mm2；m钢丝绳的安全系数，取为8；c钢丝绳的阻力系数，取为0.3；0钢丝绳的假想密度，一般取9000kg/m3；LK钢丝绳沿巷道的全长，1800m；则初选钢丝绳的单位长度质量为： PK=71500+7189.8（sin10+0.01cos10）200010689000-9.81800(0.3sin10+cos10)=2.95kg（5）电动机功率计算运输系统不同，所产生的运行阻力不同，故所需要的电动机功率也不一样。采用单绳运输。采用最大功率法进行电动机功率计算。对单绳斜巷运输，最大运行阻力发生在重车组从下端开始向上运行时，其阻力计算公式为： Fm=ZG+G0gsin+cos+Lkg(sin+ccos) （7.4）式中各项参数含义与前同，则上山运输最大运行阻力为：Fm=71500+7189.8sin10+0.01cos10+18009.8(0.3sin10+cos10)=38233.7N其中单钩上提重物时绞车电动机功率：N1=kFmVm1000单钩下放重物时绞车电动机功率：N2=kFmVm1.051000所以N1=1.238233.71.310000.9=61.2KWN2=1.238233.71.31.0510000.9=56.4KW应选择钢丝绳的单位长度质量为2.95 kg/m。故可以选择绳619股（1+6+12）绳纤维芯，具体参数如表7-9所示。表7-9 提升钢丝绳规格选型项目单位数量直径钢丝绳mm31.0钢丝mm2.0钢丝总断面积mm2357.96参考重力N/100m3383.0公称抗拉强度N/mm22000钢丝接力总和（不小于）N715500根据验算，得出JWB75BJ型无极绳绞车的功率及钢丝绳的配型要求，故选用JWB75BJ型无极绳绞车。7.3大巷运输设备选择7.3.1轨道大巷运输设备的选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用架线式电机车牵引矿车运输。架线电机车式选用电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车，其尺寸为4500mm1060mm1550mm。 其性能参数见表7-10。表7-10 直流架线式电机车项 目单位技术特征型 号ZK10-6/550粘着质量t10轨 距mm600最小曲率半径m7受电器高度mm18002200固定轴距mm1100主动轮直径mm680连接器距轨面高度mm270外型尺寸mm450010601550制动方式电阻机械小时制牵引力N15092速度小时制km/h11最 大km/h25牵引电动机型 号ZQ24额定电压V550小时制功率kw24台 数台21）列车组成验算按重列车的运行速度及最大制动减速度验算列车的制动距离，规程规定运送物料时列车的制动距离不能超过40m。若超过40m时，可采用限制列车速度或减少列车上的矿车数等措施解决。运送人员时不得超过20m。这个距离是根据电机车照明灯的有效照射距离来制定的。制动距离是指从司机开始拨动闸轮或电闸手把到机车完全停止的距离。 lz=0.055Vz2P+Z(G+G0)P+P+ZG+G0(z-ip) (7.5)式中：Vz重车组的运行速度，3.1m/s；P电机车的质量，10000kg；G矿车载重量，1500kg；G0矿车自重，718kg；制动时粘着系数，0.15； z重列车运行阻力系数，0.013； ip平均坡度，3；Z一列矿车个数，15个；则列车的制动距离为： lz=0.0553.1210000+15(1500+718)100000.15+10000+151500+718(0.013-0.003)=11.8m20m则电机车牵引15个矿车的列车组成符合要求。2）电机车台数的确定矿井所需电机车台数，应按该矿井投产初期和生产后期分别进行计算。投产时按前期计算的台数配置电机车台数，以后随生产的发展再陆续增添。列车往返一次所需的时间： T=1000L60Vz+1000L60Vk+ (7.6)式中：T列车往返一次所需的时间，min；L加权平均运输距离，2km；列车往返一次内调车和休止时间，15min； Vk空车组的运行速度，7m/s； Vz重车组的运行速度，3m/s； T=10002603+10002607+15=31min一台电机车在一个班内可能往返的次数： n=60tbT （7.7）式中：tb电机车每班工作小时数，6h； n=60631=11.6取为11次每班运输货载所需列车次数： nk=k1k2AbZG （7.8）式中：k1运输不均匀系数，取1.25； k2矸石系数，为0.01； Ab矿井每班运煤量，6156.864t；Z车组中矿车个数，15个；G矿车中货载的质量，1.5t； nk=1.250.016156.864151.5=3.4取4次每班运人所需列车次数：当主要行人大巷的水平距离大于1.5km时上下班要用车辆运送人员，每班运送人员按一次考虑，则上下班共计两次，当运距小于1.5km时不用车辆运送人员，一采区离井底车场大约800m则运送人员的车辆nr=0。每班运输的总次数： n0=nk+nr （7.9）式中：n0每班列车运行总次数； nk每班运输货载所需列车数； nr每班运人所需列车次数； n0=4+0=4工作电机车台数： N0=n0n （7.10）式中：N0工作电机车台数；n0每班列车运输总次数，4次；n一台电机车在一个班内可能往返的次数，11次； N0=411=0.36取为1矿井电机车总台数： N=N0+Nb （7.11）式中：N0工作电机车台数，1台； Nb备用和检修电机车台数，取25N01台； N=1+1=2则矿井在投产初期所用电机车台数为2台，以后随生产的发展再陆续增添。7.3.2运输大巷运输设备的选择掘进面采用综合机械化设备掘进，回采工作面采用综合机械化设备，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，运输大巷采用带式输送机运煤，其运输能力应与带区采煤设备的瞬时生产能力相适应，带区设缓冲煤仓，回采工作面分带运输斜巷带式输送机和掘进面带式输送机上的煤经带区煤仓在大巷直接装载到大巷带式输送机。大巷带式输送机承担全矿年产240万t煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。运输大巷装备一台B=1200mm，v=3.0m/s的可伸缩带式输送机，输送能力3000t/h。大巷带式输送机的技术特征见表7-11。表7-11 大巷带式输送机技术特征项目单 位技 术 特 征型号BBA1250-1200输送量th-120003000输送长度m20003000链速ms-13.0传动滚筒直径mm1250托辊直径mm89输送带类型高强度尼龙纤维输送带宽度mm1200储带长度m100230机尾搭接长度m12外形尺寸(宽高)mm14601900电动机功率kW4350质量t1088 矿井提升8.1概述常村煤矿属豫西低山丘陵区。，地面标高+415m+580m。本矿井设计井型为240万t/a，服务年限为56.24a。煤的容重为1.35 t/m31.4t/m3，矸石容重为2.5t/m3。矿井工作制度为三八制。本矿井采用两水平立井开拓暗斜井延深，大巷所在第一水平为+100m。主井井筒直径为6.5m ，净断面积为33.18，井深425m，井底煤仓深25m，井筒支护为混凝土砌碹。副井井筒直径为7.5m ，净断面积为44.16，井深425m，井筒支护为混凝土砌碹。矿井运输采用胶带机，辅助运输采用直流架线式电机车牵引小矿车，电机车型号为ZK10-6/550架线式电机车。小矿车类型为MGC1.7-6A型1.5t固定式矿车。矿井瓦斯等级为低瓦斯。煤尘有爆炸性。提升设备年工作日为330d，日工作16h，最大班下井人数为37人。由以上矿井的基本条件，确定主副井的提升方式为：主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。8.2主井提升8.2.1箕斗箕斗选型1）提升高度 H=Hs+Hz+Hx （8.1）式中 H提升高度，m； Hs矿井深度，450m； Hz装载高度，20m； Hx卸载高度，20m； H=450+20+20=490m2）经济提升速度 Vm=0.4H0.5 （8.2）式中 Vm经济提升速度，m/s； Vm=0.44900.5=8.85m/s；3）一次提升循环估算时间 Tx=Vm/a+H/Vm+20 （8.3）式中 Tx一次提升循环估算时间，s； A初估加速度，取0.8m/s； 30装卸载时间，s；Tx=8.85/0.8 + 490/8.85+30=96.43s4）小时提升次数 Ns=3600/Tx （8.4）式中 Ns小时提升次数，次； Ns=3600/96.43=37.33次 取Ns=385）小时提升量 As=AnCCr/BnTv （8.5）式中 As小时提升量； An矿井年设计产量，240万t/a； C提升钩不均衡系数，取1.3； Cr提升能力富余系数，取1.3； Bn年工作天数，330d； Tv日净提升小时数，16h； As=240100001.31.3/（33016）=768.2t6）一次合理提升量 Q=As/2Ns （8.6）式中 Q一次合理提升量，t； 2两套箕斗提升设备；Q=768.2/（238）=10.1t表8-1 提升参数提升高度/m提升速度/ms-1一次提升时间/s每小时提升次数每小时提升量/t一次合理提升量/t4908.8596.4338768.210.1由于本矿井设计年生产能力为240万t/a，考虑到以后矿井生产能力留有足够的余地，所以主井采用两对多绳12t箕斗进行提升，型号为JDG12/1104。具体参数见表8-1。箕斗参数见表8-2。表8-2 箕斗技术参数型号名义载煤量/t有效容积/m3提升钢丝绳箕斗自重数量直径/mm绳间距/mmJDG12/11041213.2427.532.530012.4表8-3 多绳摩擦式提升机技术特征表型号JKMD3.254（）A参数单位技术特征钢丝绳最大静张力kN450导向轮直径尺寸直径mm3250主导轮直径mm3250钢丝绳直径mm32.5速度m/s12数量根4减速器型号ZHD2R-14022减速比11.5730减速比32/22外型尺寸（长宽高）mm700090003100质量t26.78.2.2提升机井筒装备地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKMD3.254（）A，提升机主要特征见表8-3。8.2.3钢丝绳技术特征多绳摩擦提升机所用钢丝绳技术特征见表8-4：表8-4 钢丝绳技术特征项 目单 位数 目型号-绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳mm32.5钢丝中 心2.4第一层2.3第二层大2.4小1.8钢丝绳总断面积mm2430.97参考重力N /100m4008.0钢丝绳公称抗拉强度Nmm-21700钢丝破断拉力总和（不小于）N732500安全系数-8.3主井提升能力的验算 （8.7）其中：m个箕斗名义载重量，t； T天提升时间，h； D年工作日，d； A提升一次循环时间，min；所以： =475.2万t/a240万t/a所以提升能力符合矿井正常生产的需要8.3副井提升选择宽罐笼型号为GDG1.5/9/2/4K，窄罐笼型号为GDG1.5/9/2/4，采用落地式多绳摩擦提升机型号为JKM-2.254（II）A，罐笼、提升机和钢丝绳等具体参数如下：表8-5 罐笼技术特征表罐笼型号GDG1.5/9/2/4KGDG1.5/9/2/4乘人面积/m215.211.6乘人数8464罐笼总载重/t14.6814.68罐体自重/t11.8810.93最大终端载荷/kN570570罐笼长和宽AB/mm5290167452901274钢罐道C/mm51005100组合钢罐道宽度/mm180180编制单位南京院表8-6 主提升机特征使用井筒提升机形式型号最大张力/t功率/kW电力形式最大提速/ ms-1产地副井落地摩擦轮441721250交-交10德国表8-7 副井提升钢丝绳参数主绳尾绳型号三角股镀锌8419-17828直径/mm4217828单位重量/kgm-17.515.05抗拉强度/Nmm-216701372每根绳总破断力/kN1289-根数42安全系数大件10.31-矸石物料11.63-人员14.92-9 矿井通风及安全9.1矿井通风系统的选择9.1.1矿井概况常村煤矿主采煤层2-1、2-3煤，这两层煤在F3断层以东地区合并成一层，煤层平均总厚度12.48m，平均倾角为10，在F3断层以西地区2-1煤和2-3煤分叉区煤层间距大约为11米左右，煤层较稳定，地质构造中等，其中首采带区东西靠北有F3断层，预留煤柱35m，本带区水文地质条件较为简单，其中首采带区位于F3断层的东部合并区。（3）2007年矿井瓦斯等级鉴定结果表明：矿井绝对瓦斯涌出量5.48m3/min，相对瓦斯涌出量1.31m3/t，根据煤矿安全规程第133条的规定，该矿属低瓦斯矿井（4）煤尘爆炸性：2-1煤和2-3煤均有煤尘爆炸性危险，煤尘爆炸指数39.52%。（5）自燃发火倾向：具有自燃发火倾向，自燃性等级属一级，煤的自然发火期15-30天。（6）常村井田平均地温梯度为1.92度/100m，属于地温正常区，为无热害矿井。（7）涌水量：矿井1990年以来正常涌水量为145m3/h，最大涌水量375m3/h。矿井运输采用胶带机，辅助运输采用直流架线式电机车牵引小矿车，电机车型号为ZK10-6/550架线式电机车。小矿车类型为MGC1.7-6A型1.5t固定式矿车。矿井瓦斯等级为低瓦斯。煤尘有爆炸性。9.1.2开拓方式 井田采用立井两水平开拓，一水平标高为+100m，二水平标高-100m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分一个采区，西二采区；三个带区，东一带区，南四带区，南六带区，南八带区。9.1.3开采方法 为了达到设备的合理利用、方便首采带区开采以及达到矿井的设计产量，在东一带区布置一个综放工作面21105，工作面长度为200m。采用沿空单巷掘进，留5m宽的护巷煤柱。 综放工作面生产能力为9242.4t/d，每日推进度为3.2m，采煤机选用MGTY400/930-3.3D型采煤机，设计截深0.8m，日进4 刀。 9.1.4变电所、充电硐室、火药库 井下辅助运输大巷采用直流架线式电机车辅助运输，带区辅助运输采用无极绳运输， 井底车场设变电所、首采带区内不再设置变电所，火药由井底车场火药库提供。以上各硐室均需独立通风。 9.1.5工作制、人数 提升设备年工作日为330d，日工作16h，各工作面均采用三八制度，最大班下井人数为37人。井下同时作业最多人数为300，综放工作面最多同时作业74人，综掘工作面最多同时工作的人数为40人。9.1.6矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：1）矿井至少要有三个通地面的安全出口；2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；3）箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼作风井，如果兼作风井使用，必须遵守煤矿安全规程的有关规定；4）总回风巷不得作为主要行人道；5）工业广场不得受通风机的噪音干扰；6）应根据矿井的灾害类型及等级选择适宜的通风系统；7）使用专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程量省；8）可以独立通风的矿井，带区尽可能独立通风；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。9.1.7矿井通风系统的确定1）通风方式选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，按照进回风井在井田内的位置不同，通风系统可分为中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区域式。根据本矿井的地质条件，矿井设计生产能力，煤层赋存条件，表土层厚度，井田面积，地温，矿井瓦斯涌出量，煤层自然倾向性等条件，在确保矿井安全，兼顾中后期生产需要的前提下，通过对这几个可行性矿井通风系统的方案进行经济与技术比较后确定。表9-1 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区域式优点风井均布置在中央工业广场内，地面建筑和供电集中，便于贯通，初期投资较少，出煤较多。通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。通风路线短，阻力小。缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。建井期限略长，有时初期投资稍大。建井期限略长，有时初期投资稍大。井筒数目多基建费用多。适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重。煤层走向较大（超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井。煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道。结合本矿的实际条件：井田地处豫西低山丘陵区，埋藏深度除南八带区较深，南四带区埋深中等，东一带区及西二采区都是浅部，整个井田面积较小为14km2，东西走向约为5km，南北倾向约为5.4km。若采用中央并列式，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道，但随着带区逐步向两翼，通风阻力不断增大，后期通风困难；虽然中央并列式后期通风阻力较大，但考虑到本矿井的实际情况，本矿井为低瓦斯，将风井设在井田中央偏上区域的工业广场上，基本能解决后期通风困难的问题。本矿属于低瓦斯矿井，考虑到井田范围广，设计生产能力大，为了早出煤，减少初期投资，节省风井保护煤柱，按照开拓设计方案，确定本矿通风方式为：中央并列式通风，能够满足全矿井通风，且符合本矿井的开拓方式及地形条件，这种通风系统在技术上及经济上都是可行的，风井具体位置见开拓平面图。综合以上所述，结合本矿具体地质，矿井设计生产能力，煤层赋存条件，表土层厚度，井田面积，地温，矿井瓦斯涌出量，煤层自然倾向性等本矿井的通风系统确定为中央并列式通风。如在今后的生产过程中有不确定情况发生，再采取具体措施。9.1.8主要通风机的工作方式的确定通风方法一般根据煤层瓦斯含量高低，煤层埋藏深度和赋存状态，冲击层厚度，煤层自然发火性，小窑塌陷漏风情况、地形条件，以及开拓方式等综合考虑确定。通风方式分为压入式、抽出式、抽压混合式3类，现将三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产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。7）压抽混合式，在入风井口设一风机做压入式工作，在回风井口设一风机做抽出式工作。通风系统的进风部分处于正压，回风处于负压，工作面大致处于中间，其正压或负压均不大，采空区通连地表的漏风因而减小。其缺点是使用通风设备多，管理复杂。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。而矿井生产能力大，且周围小煤窑较少，采用抽出式通风比较安全，漏风小。由于该矿井矿井绝对瓦斯涌出量5.48m3/min，相对瓦斯涌出量1.31m3/t，为了便于管理，通风安全，减少漏风，所以选用抽出式矿井通风方法。9.1.9带区通风系统的确定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）有利于排放沼气，防止煤尘自燃和防尘；（5）有较好的气候条件；（6）技术安全经济合理。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1m/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）带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。根据矿井的准备方式可知，带区准备的时候有分带轨道斜巷及分带运输斜巷，所以采用分带轨道斜巷进风，分带运输斜巷回风。其优点有：分带轨道斜巷进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯煤尘污染及放热的影响。分带轨道斜巷的绞车房易于通风，工作人员行走在分带轨道斜巷便于呼吸新鲜空气。9.1.10工作面通风方式工作面通风有上行风和下行风之分， 但是本矿井采用带区式准备方式，工作面倾角比较小，上行风和下行风的区别不是很大。只是进风和回风巷道的选择对工作面的通风有一定的影响。下面是选择不同的进风回风巷道进行比较：（1）选择运输斜巷作为进风巷，辅助运输轨道斜巷作为回风巷。风流方向和运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，使风流中的煤尘浓度增大；煤炭在运输过程中所涌出的瓦斯，使进风流中的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全条件；输送机所散发的热量，使进风流温度升高，从而增大工作面的温度。（2）选择辅助运输轨道斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷。选择辅助运输斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷，虽然避免了上一种方式的缺点，但是，胶带输送机处于回风流中，容易引起瓦斯的爆炸。结合本矿井的条件，本设计矿井的瓦斯涌出量很小，但是煤尘有爆炸危险，但可以经过补救措施解决问题，所以，选择辅助运输轨道斜巷作为进风巷，皮带运输斜巷作为回风巷。工作面通风系统形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”形，各种形式的优缺点及使用条件如下（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式）：“U”形通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护工作量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。“Y”形通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量，这种通风方式适用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。“W”形通风：当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的只要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放炮烟、煤尘速度快。“Z”形通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。“H”形通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力确定定采用“U”形后退式通风方式。9.1.11矿井第一开采水平通风容易与通风困难时期本矿井采用中央并列式通风。根据煤炭安全生产规程的要求，只需将头15-25年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。靠近工业广场的东一区和西二采区2个区域的储量可以保证第一水平服务年限的生产，于是将它作为风井和所选风机的服务范围。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。（1）容易时期的采煤方案开采东一带区21103工作面，布置综合机械化放顶煤工作面；准备面21106；煤巷掘进头一个，岩石掘进头一个。（2）困难时期的采煤方案西二采区开采2-3煤时西翼深部往浅部的第二个工作面，同时准备对面一翼工作面时为通风最困难时期；此时，煤巷掘进头两个，通风容易时期和通风困难时期的通风系统立体示意图及网络图如图9-1、图9-2、图9-3、图9-4所示。 第126页1主井2副井3风井4井底煤仓5运输大巷6轨道大巷7中央变电所8内外水仓9井下材料爆破库10等候硐室11胶带机机头硐室12医疗室13中央水泵房14带区车场15带区绞车房16绞车房回风斜巷17分带轨道斜巷18采煤工作面19分带运输斜巷20带区煤仓21带区回风行人斜巷25联络巷30采空区31回风石门图9-1 通风容易时期的通风系统立体示意图1主井 2副井 3风井 4井底车场 5轨道大巷 6运输大巷 7采下部车场 8回风斜巷 9轨道上山 10运输上山 11区段联络巷 12区段联络石门 132-3煤层下区段回风平巷 142-3煤层区段运输平巷 15采煤工作面 162-3煤层区段回风平巷 172-1煤层区段回风平巷 18采区变电所 19采区上部车场绞车房 20回风石门图9-2 通风困难时期的通风系统立体示意图 第128页图9-3 通风容易时期的通风系统网络图图9-4 通风困难时期的通风系统网络图 第140页9.2矿井风量计算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，逆风将各地点计算值乘以系数1.2就是各用风地点的实际风量，采煤工作面只配计算的风量，两带区斜巷的风量乘以系数1.2.顺风流而下，遇到分风地点则加上其他风路的风量，一起分配给未分风的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。规程规定，采区回风道，采掘工作面回风道风流中沼气和二氧化碳浓度不的超过1%。现在根据不同标准计算所需风量，取其最大值。9.2.1采煤工作面所需风量计算每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯(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。1）按瓦斯涌出量计算：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 = 100QgaiKgai （9.1）式中：Qai第个回采工作面实际需风量，m3/min；qgai该采煤工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，5.48m3/min；Kai第个回采工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，它是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产的条件下，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值。机采工作面可取Kai=1.31.45，结合本矿实际，取Kai1.3。则：工作面需风量：Qai=100qgaiKai=1005.481.3=712.4m3/min2）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9-2。表9-2 采煤工作面空气温度与风速对应表工作面温度/小于1515181820202323262628工作面风速/m/s0.30.50.50.80.81.01.01.51.52.02.02.5按下式计算： Qai = 60V aiSaiKi （9.2）式中：Vai回采工作面风速，根据矿上现场观测工作面温度为23C，取Vai=1.5m/s；Sai第i个回采工作面平均断面积，其计算过程为：Sai采高平均控顶距，对于本矿综放工作面取16.5m2Ki 工作面长度系数，取1.35表9-3 采煤工作面长度风量系数对应表采煤工作面长度（m）工作面长度风量系数1801.3-1.4故工作面风量：Qai=601.516.51.35=2004.75m3/min 取2005 m3/min3）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 （9.3）式中：4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；Nai第i个作面同时工作的最多人数，取74人。故综放工作面风量：Qai=474=296m3/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=2005m3/min4）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： （9.4） （9.5）式中：Sai第i个工作面的平均断面积，16.5m2。247.5m3/minQai3960m3/min由风速验算可知，Qai =2005m3/min符合风速要求。9.2.2备用工作面风量的计算备有工作面通常取为产量相同的生产采面得需风量之半。所以Qbi=2005/2=1003m3/min9.2.3掘进工作面所需风每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。各掘进工作面所需风量计算如下：1）按瓦斯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： Qhi = 100Qghikghi （9.6） 式中：Qhi 第I 个掘进工作面的需风量，m3/min； Qghi第I 个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，0.6m3/min； kghi第I个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，一取1.52.0。所以：Qhi = 1000.61.5=90m3/min2）按工作人数量计算Qhi = 4 nhi （9.7）式中：nhi第I个掘进工作面同时工作的最多人数/个。所以：Qhi = 450=200m3/min3）按风速进行验算每个岩巷掘进工作面得风量不得小于：Qhi600.15Shi （9.8）每个煤巷掘进工作面得风量不得小于： Qhi600.25Sdi （9.9）按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量： Qhi604Shi （9.10）式中：Shi第I个岩巷掘进工作面的净断面积，17.5m2；Sdi第I个煤巷掘进工作面的净断面积，17.5m2。所以：Qhi60 0.1517.5=157.5 m3/minQhi60 0.2517.5=262.5m3/minQhi60 417.5 = 4200m3/min考虑到本矿井瓦斯涌出量小，综合上面所计算可以取岩巷掘进工作面所需要风量为200m3/min，煤巷300m3/min。本设计中，配备两个煤巷掘进工作面和一个岩巷掘进工作面所以本矿井掘进工作面需要的总风量为：Qhi = 200+2300 =800m3/min。9.2.4硐室需风量计算本矿井有设井底车场，带区下部车场，采区下部、中部及上部车场，其中带区下部车场只有绞车房与水泵房，其他材料都由井底车场供应，采区车场除少部分由井底车场供应大部分都有储藏室。各个独立通风硐室的供风量，应根据不 同类型的硐室分别进行计算：1）机电硐室采区变电所及变电硐室，可按经验值确定需风量： Qci = 60m3/min80m3/min所以根据条件本矿井取80m3/min。 2）爆破材料库Qdi=4V/60 式中：V库房容积，m3但煤矿安全规程规定，大型爆破材料不得小于100m3/min；中小型爆破材料库不得小于60m3/min。集合本矿井情况Qri取200m3/min。3）绞车房井下绞车房一般单独供风，从一些设计单位及部分生产矿井分配情况来统计，绞车房的一般供风量为60m3/min80m3/min 取80m3/min为佳。因此，本设计中取80m3/min。结合本矿实际及经验，取爆破材料实际风量为200 m3/min，中央变电站80，绞车房实际风量为80 m3/min，采区变电所实际风量为80 m3/min，中央水泵房100 m3/min。9.2.5其他用风巷道的需要风量计算1）根据经验其他巷道需风量取上述所需风量的5%Qwi =（Qai+Qhi+Qbi+Qri）5% （9.11）式中：Qai第I个采煤工作面所需要的风量 m3/min；Qhi第I 个掘进工作面的需风量，m3/min；Qbi第I个备采工作面所需要的风量 m3/min；Qri硐室所需风量 m3/min。所以:Qwi = (2005+800+1003+540)5%=217.4m3/min2）按瓦斯涌出量计算 Qoi = 133Qgwikgwi （9.12）式中： Qgwi第I个其他用风巷道的瓦斯绝对涌出量，0.6m3/min； Kgoi第I个其他用风巷道的瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，一般可取Kgwi=1.11.3。所以：Qoi = 1330.61.3=103.74m3/min3）按照最低风速验算：Qwi 600.15Swi （9.13） 式中： Swi第I个井巷净断面积，17.5m2。所以： Qwi600.1517.5=157.5m3/min所以其他巷道所需风量应取最大值217.4m3/min。表9-4 矿井通风系数表通风方式Kt取值中央并列式1.201.25中央分列式或混合式1.151.20对角式或分区式通风1.101.159.2.6矿井总风量计算矿井总进风量应按照采煤、掘进、硐室及其他地点实际所需要风量的总和计算：Qm =（Qat +Qht +Qot+Qrt+Qwt）km （9.14）式中：Qat 采煤工作面所需风量之和m3/min；Qht 掘进工作面所需风量之和，m3/min；Qrt硐室所需风量之和，m3/min；Qwt其他硐室所需风量之和，m3/min；Qbt备用工作面所需风量之和m3/min；km 矿井通风（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）系数。km是矿井漏风系数和配风不均匀等因素，是反映井下通风构筑物及通风管理水平的一个综合性指标，矿井采用中央分列式通风方式，由表9-4可以查出Kt=1.2。所以：Qm =2005+800+540+217.4+1003）1.2=5478.48m3/min=91.31m3/s另矿井通风容易时期跟困难时期两个时期的所需风量有通风容易时期：Qm =（2005+500+460+198.5+1003）1.2=4999.8m3/min=83.33m3/s通风困难时期：Qm =（2005+600+540+207.4+1003）1.2=5226.48m3/min=87.11m3/s因此矿井总风量满足两个时期的通风要求。9.2.7确定带区及全矿的风量分配并确定矿井所需总风量根据实际需要由里向外的原则配风，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，上下平巷的风量乘以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）综放工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的15%，工作面进风侧平巷风量为：Q进=20051.2=2406m3/min2）备有工作面通常取为产量相同的生产采面所需风量之半。所以：Qa大=10031.2=1203.6m3/min3）煤巷掘进面：Q煤巷=23001.2=720m3/min4）岩巷掘进面：Q岩巷=2001.2=240m3/min5）中央变电站Q中变=801.2=96m3/min6）采区变电所Q采变=801.2=96m3/min7）中央水泵房Q水泵=1001.2=120m3/min9）绞车房：Q绞车=801.2=96m3/min10）爆破材料库：Q爆破=2001.2=240m3/min11）其它巷道：Q其它=217.41.2=260.88m3/min表9-5 采区及全矿的风量分配用风地点分配风量/m3/min采煤工作面2406备用工作面1203.6掘进工作面煤巷720岩巷240爆破材料库240绞车房96中央变电站96采区变电所96中央水泵房120其它巷道260.88共计4330经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。通风容易和困难时期矿井总需风量一样。风速验算：根据每条巷道的分风量和巷道的段面积，求出每条巷道内的实际风速，然后与规程规定的各类巷道的最大和最小允许风速进行比较，如果不超限，说明所取风量满足要求，井巷中允许的风流风速值见表9-6，各种井巷风速验算结果见表9-7。表9-6 井巷中允许的风流风速值序号井 巷 名 称允许风速/ms-1最低最高1无提升设备的风井和风硐152专为升降人员和物料的井筒83主要进、回风巷84运输大巷85输送机巷道，带区进、回风巷0.2566回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254表9-7 井巷风速验算表巷道名称通过风量/m3min-1有效断面积/m2巷道实际风速/ms-1风速验算副井井筒5478.4844.162.07 8 符合井底车场5022.4820.993.995 符合轨道大巷5022.4814.695.70 8 符合带区下部车场250217.52.38 6 符合进风行人斜巷250217.52.38 8 符合分带轨道斜巷240617.52.29 6 符合综采工作面240616.52.43 4 符合分带运输斜巷240617.52.29 6 符合回风斜巷240617.52.29 6 符合运输大巷5478.4814.26.43 8 符合回风石门5478.4816.85.44 6 符合风井5478.4833.182.75 15 符合9.2.8通风构筑物为了保证矿井通风系统风流的稳定，在巷道内设有一系列构筑物，用来控制风流的流动和风量的大小，矿井内设置的主要构筑物如下：（1）风门：设置在上山的甩车道和绕道两侧，阻止新鲜风流进入回风流中的一组构筑物。（2）风窗：设置在带区绞车房、变电所、爆破材料库、检修硐室等硐室的回风道中，控制风量大小的通风构筑物。（3）密闭：设置在已回采区域平巷以及掘进巷道的双巷联络巷中，阻止风流进入的通风构筑物。9.3矿井通风阻力计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主要通风机之前，必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力一般占通风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。9.3.1计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa；（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算。（3）矿井通风网路中有较多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；（4）设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350 mm水柱；（5）应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此应首先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.3.2矿井最大阻力路线在通风网络图中选出最大的通风阻力路线，根据上述计算原则，算出此路线的阻力。通风易时期的最大阻力路线：即开采东一带区21103工作面地面副井井底车场轨道大巷带区下部车场分带轨道斜巷采煤工作面分带运输斜巷分带运输斜巷回风斜巷运输大巷风井地面通风困难时期是在西二采区，此时采用的是上下山联合开采，将上山布置在2-3煤层中。通风困难时期的最大阻力路线：地面副井井底车场轨道大巷采取下部车场轨道上山进风斜巷2-3煤层下区段回风平巷区段联络巷2-3煤层区段运输平巷采煤工作面2-3煤层回风平巷区段联络石门2-1煤层回风平巷区段联络石门东翼2-3煤层回风平巷运输上山运输上山回风斜巷运输大巷回风石门风井地面9.3.3矿井通风阻力计算井下多数风流属于完全紊流状态，故 （9.15）式中：摩擦阻力，Pa；实验比例系数，常数；矿井空气密度，kg/m3巷道周界，m；巷道长度，m；空气流动速度，m/s；巷道断面面积，m2令，Ns2/ m4或kg/m3若通过井巷的风量为(m3/s)，则=/，代入上式，得： （9.16）对于已定型的井巷，、和等各项都为已知数，值只和成正比。故把上式中的项用符号来表示，即：，Ns2/m8 （9.17）此称为井巷的摩擦风阻，它反映了井巷的特征。它只受和、的影响，对于已定型的井巷，只受的影响。 故 ，Pa （9.18）上式就是在完全紊流状态下的摩擦阻力定律。当摩擦风阻一定时，摩擦阻力和风量的平方成正比。按照上述计算方法，沿着选定的两条最大阻力风路，将各区段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数(一般不细算局部阻力)，即可算出通风容易和通风困难两个时期的井巷通风总阻力分别为： 容易时期通风总阻力： hrmin=1.1 hfmin Pa （9.19）困难时期通风总阻力： hrmax=1.15 hfrmax Pa = （9.20）式中：1.1容易时期的局部阻力系数；1.15 困难时期的局部阻力系数 第144页表9-8 通风容易时期摩擦阻力计算表编号井巷名称支护形式104长度/m断面/m2周长/m风量阻力风速/m3min-1/Pa/ms-11副井井筒混凝土喷浆40042544.1622.614999.830.9931.892井底车场锚喷701000209917.54543.875.9693.613轨道大巷锚喷70192514.6915.224543.8371.0345.164带区下部车场锚喷808717.51725023.8392.385进风行人斜巷锚喷954717.51725022.4632.386分带轨道斜巷锚网9556517.517240627.3782.299综采工作面液压支架33020016.516.71240639.4782.4311分带运输斜巷锚网9552417.517240625.3912.2912回风斜巷锚喷804217.51724061.7142.2913运输大巷锚喷80206914.2154999.8602.1155.8714回风石门锚喷704416.820.654999.89.3144.9615风井混凝土喷浆38042533.1820.414999.862.6602.51通风阻力总计/Pa1252.35 表9-9 通风困难时期摩擦阻力计算表编号井巷名称支护形式104长度/m断面/m2周长/m风量阻力风速/m3min-1/Pa/ms-11副井井筒混凝土喷浆40042544.1622.615226.4833.8671.972井底车场锚喷701000209917.54770.4883.7383.793轨道大巷锚喷70192514.6915.224770.48200.7715.414采区下部车场锚喷804517.5174770.487.2194.545采区中部车场锚喷806317.5174770.4810.1064.546采区上部车场锚喷805317.5171064.880.4241.017轨道上山锚喷90137514.6915.224770.48375.5925.418进风斜巷锚喷953417.5174770.486.4774.549下区段回风平巷锚网955017.51724062.4232.2910区段联络巷锚喷80517.51724060.2042.2911区段运输平巷锚网95133317.517240664.5922.2912综采工作面液压支架33020016.516.71240639.4782.4313区段回风平巷锚网95133317.517240664.5922.2914区段联络石门锚喷702617.5173609.62.0893.4415运输上山锚喷90144814.2155226.48518.0286.1316运输上山回风斜巷锚喷804217.5175226.488.0874.9817运输大巷锚喷80206914.2155226.48351.0766.1318回风石门锚喷704416.820.655226.4810.1785.1919风井混凝土喷浆38042533.1820.415226.4868.4702.63通风阻力总计/Pa1847.41 第160页结合以上公式，把已知值代入，可得：容易时期通风总阻力： hrmin=1.11252.35 =1377.59Pa2940Pa 困难时期通风总阻力： hrmin=1.151847.41 =2124.52Pa2940Pa 表9-10 风路总摩擦阻力容易时期困难时期阻力/Pa137821259.3.4 矿井总风阻等积孔计算矿井总风阻的登积孔是衡量矿井通风难以程度的指标根据 （9.21）R=h/Q2式中：A等积孔，m2； Q通过矿井的总风量，m3/s； R矿井 通风总阻力系数，Ns2/m8。所以： （9.22）容易时期R min =1378/83.332 =0.199Ns2/m8m2困难时期R max =2125/87.112=0.28Ns2/m8m2式中： R min，R max容易时期和困难时期的总风阻，Ns2/m8； Amin，Amax容易时期和困难时期的等积孔，m2。通风难易程度评价及通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表9-11表9-12：表9-11 矿井通风难易程度评价等积孔/m2风阻/Ns2/m4通风阻力等级难易程度评价小于1大于 1.416大阻力矿难120.3541.416中阻力矿中大于2小于0.354小阻力矿易表9-12 矿井等积孔容易时期困难时期总风阻/0.1990.28等积孔/m22.672.25由以上计算看出，本矿井通风容易时期总等积孔大于2m2，通风容易。通风困难时期总等积孔大于2m2，通风容易。由于矿井通风困难与容易时期的等积孔（2.67m2与2.25m2）都大于2m2，所以无论在通风困难还是通风容易时期本矿井通风难以程度等级属于容易等级。9.4选择矿井通风设备9.4.1选择主要通风机的基本原则根据煤炭工业设计规范等技术文件的有关规定，进行通风机设备选型时，应符合下列通风机选型的原则：风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾第二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。当风机在服务年限内阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于10年。风机的通风能力应留有一定的富裕量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5；风机的转速不大于额定值的90%。考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。正常情况下，主要通风机不采用联合运转。根据前面计算，用通风机的个体特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。9.4.2通风机风压的确定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，最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度。（1）静压矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压，它对矿井风机的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。H = gH （9.23）式中：进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3，见表9-4-1；H井筒深度，m。表9-13 空气平均密度项目进风井筒/kgm-3出风井筒/kgm-3冬1.281.24夏1.221.26参阅矿井通风与安全，任何矿井的自然风压就是在井下最低标高的巷道以上，进风与回风两列垂直空气柱的重力压强之差。冬季的自然风压：Hne1（Z11Z22）g (9.24)式中：Z1进风段垂直空气柱高度，425m；Z2回风段垂直空气柱高度，425m；1进风段空气密度，1.28 kg/m3；2回风段空气密度，1.24 kg/m3。冬季自然风压： Pa夏季的自然风压：h夏自（Z11Z22）g (9.25)式中：Z1进风段垂直空气柱高度，425m；Z2回风段垂直空气柱高度，425m；1进风段空气密度，1.22 kg/m3；2回风段空气密度，1.26kg/m3。夏季自然风压： Pa由上面的计算可知，自然风压值冬季为正，说明冬季自然风压帮助矿井通风；夏季自然风压值为负，说明夏季自然风压阻碍主扇通风。冬季自然风压有利于矿井通风，压力为166.6 Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为-166.6 Pa。2）主要通风机工作风压（1）该矿井为抽出式通风，通风容易时期主要通风机静风压：选择扇风机是要考虑自然风压的影响，为了解决所选择的主扇在通风容易时期和通风困难时期的工作效率不至于太低和不能满足通风需要的情况。所以应该把矿井自然风压在容易时期帮助主扇通风，在困难时期阻碍主扇通风。所以主扇在不同时期的静风压为： （9.26）式中：通风容易时期主要通风机静风压，Pa；表示通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；表示容易时期帮助通风的自然风压，=166.6；表示风峒的通风阻力，通常为2050，取50Pa。故：=1378-166.6+50 =1261.4 Pa（2）通风困难时期，考虑自然风压反对主要通风机通风，主要通风机静风压： （9.27）式中：通风困难时期主要通风机静风压，Pa；表示通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；表示困难时期反对通风的自然风压，=166.6；表示风峒的通风阻力，通常为2050，取50Pa。故：=2125166.650=2341.6Pa（3）主要通风机的实际通过风量因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算： Qf =（1.051.10）Q矿 (9.28)式中：1.051.10为外部漏风系数，取1.05；Q矿 矿井总风量。所以： 容易时期：Q矿=1.054999.8/60=87.5m3/s困难时期：Q矿=1.055226.48/60=91.5m3/s9.4.3主要通风机工况点以同样的比例把矿井总风阻曲线绘制于通风机个体特性曲线图中，则风阻曲线与风压曲线交于点，此点就是通风机工况点或工作点。工况点的坐标值就是该主要通风机实际产生的静压和风量。通风机的选择方法是：根据矿井通风设计所算出的需要风量，和风压的数据，在从许多条表示不同型号、尺寸、不同转数或不同叶片安装角的主要通风机运转特性曲线中选择一条合适的特性曲线，所选的这条特性曲线，表明了它所属的主要通风机型号、尺寸、转数和叶片安装角度等。这就是选择主要通风机的方法。作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期： （9.29）困难时期： （9.30）则主要通风机工作参数见下表：表9-14 主要通风机工作参数一览表项 目容易时期困难时期单 位风量/m3s-1风压/Pa风阻/Ns2m-8风量/m3s-1风压/Pa风阻/Ns2m-887.51261.40.16591.52341.60.289.4.4主要通风机的选择及风机性能曲线在选择通风机的时候，工况点要在通风机的合理工作范围内，轴流式通风机的合理工作范围如下：上限：应在“驼峰”右侧，实际应用的最大风压值的0.9倍以下。下限：通风机的运转效率，不得低于0.6。左限：叶片安装角的最小值，对一级叶轮为10，二级叶轮为15。右限：叶片安装角的最大值，对一级叶轮为40，二级叶轮为45。根据以上原则及表9-14中的风机工况点选择风机为：2K60矿用轴流式通风机.24型 n=600r/min Z1=14 Z2=17风机。表9-15 主要通风机工况点型号时期叶片安装角/转速 /rmin-1风压 /Pa风量 /m3s-1效率/%输入功率/kW2K60矿用轴流式.24型 n=600r/min Z1=14 Z2=17容易30600141491.620.74181困难35600220589.090.81256根据2K60矿用轴流式通风机.24型 n=600r/min Z1=14 Z2=17风机的性能曲线，可以确定主要通风机实际工况点，见表9-15。9.4.5电动机选型 已知通风容易时期和困难时期风机输入功率分别为： Nfimin=181kw Nfimax =256kw根据最后选择风机的实际工况点（H、Q及）按下式计算所需通风机的输入功率：Nmmax =QfmaxHmax/(1000tr ) （9.27）Nmmin =QfminHmin/(1000tr ) （9.28）式中：Nmmax ，Nmmin通风阻力最大和最小时期所配电动机功率，kw；Qfmax ，Qfmmin通风阻力最大和最小时期风机工作风量，m/s；Hmax Hmin风机实际最大和最小工作风压，Pa；tr通风机工作效率，%；所以：Nmmax=89.092205/(10000.81)=242.5kw Nmmin =91.621414/(10000.74)=175.1kw 因为：Nmmin/Nmmax =175.1/242.5=0.7220.6所以：可以选择一台电动机。电动机的功率为NeNmaxke/（etr） （9.29）式中：Ne电动机功率，kw；Nmax通风机困难时期的输入功率，kw；ke电动机容量备用系数，取1.11.2，本矿取1.2；e电动机效率，可取0.90.94，本矿取0.92，大型电动机取高值；tr传动效率，电动机与通风机直联tr=1，皮带传动tr=0.95，本矿采用直连传动。Ne242.51.2/（0.921）316.3(kw)所选择电动机参数见表9-16表9-16 电动机特征表型号功率/kw电压/v电流/A转速/r/min效率/%功率因素Y630-10/1180630600076600920.928注：所选异步电动机的转速要与扇风机一致。9.5矿井主要通风设备要求（1）主要通风机必须安装在地面，装有同烦恼过机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%；（2）主要通风机必须保证经常运转；（3）主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用。在建井期间可装置一套通风机和一部备用电机。备用通风机或备用电机和配套通风机，必须能在10min内开动。（4）装有主要通风机的出口井口，应安装防爆门；（5）主要通风机至少每个月由矿井机电部门检查1次。改变通风机转数或风叶角度时，必须报矿总工程师批准；（6）进风井口必须布置在不受粉尘、灰尘、有害和高温气体侵入的地方；进风井筒冬季结冰，对工人健康和提升设施有一定的危害，必须设暖风设备。（7）回采工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串联通风必须符合煤炭安全规程第117条规定；（8）完善矿井通风系统，合理分配风量，降低矿井控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通井及时加以密闭，使采空区处于均压状态。9.5.1通风附属装置及其安全技术矿井反风就是当矿井发生突变的时候及时使风流反向，控制灾害和灾情的发展的应变措施。为了保证主扇运转的安全可靠，除扇风机机体外，任需要设置一系列附属装置，如反风装置、防爆门、风硐和扩散器等。（1）反风装置反风装置就是使正常风流反向的设施。当进风井附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时，为了避免大量的CO和CO2等有害气体进入采掘空间，危及井下工人的生命安全，则利用反风装置迅速使风流逆转。本设计选取了2K60矿用.24型轴流式风机，这种风机反转后的风量仍较高。本矿每年进行反风演习一次，每季度都要检查反风功能，保证随时可以。（2）防爆门为保护风机，在风井井口设置钟形防爆梦，防爆门放入井口圈的凹内，槽中盛水以防漏风，深度必须大于防爆门的内外压差。（3）扩散器本设计选用由圆锥形内筒和外筒构成的环状扩散器，它可以将风机出口的大部风速压转变为静压，以减少风机出口的速压损失，提高风机静压。（4）风硐风硐是矿井主要通风机和出风井之间的一段联络巷，风硐通风量很大，其内外压差较大，因此要特别注意减少风硐阻力和防止漏风。图9-5 防爆盖示意图1-防爆井盖，2-密封液槽，3-滑轮，4-平衡重锤，5-风脚，6-风硐（5）消音装置规程规定矿井主要通风机噪音不得超过90dB，本设计采用主动式消音装置，把部分噪音吸收掉。9.6安全灾害的预防措施9.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施（1）回采和掘进工作面以及回风巷中，必须按规定定期检查瓦斯，如发现异常，必须按规定处理。（2）盲巷、盲硐、片帮及冒顶处等容易积聚瓦斯的地点，必须及时处理。（3）掘进应采用双风机，双电源和风电闭锁装置。（4）掘进与回采工作面应安设瓦斯自动报警装置。（5）大巷及装煤站应安设瓦斯自动报警断电仪。瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源。（6）所有易产生煤尘的地点。必须采取洒水灭尘等防尘设备及除尘设施。（7）井下风速必须严格控制，防止煤尘飞扬。井下所有煤仓和溜煤眼均应保持一定存煤，不得放空，不得兼作通风眼。（8）综采工作面应采取煤尘注水。按照保安规程设计悬挂岩粉棚和防水棚。（9）煤尘应定期清扫。巷道应定期冲刷，各个转煤点应进行喷雾洒水。9.6.2预防井下火灾的措施（1）井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统。（2）井下机电设备选用防爆型为原则。应加强机电设备的安装质量。并加强维修及管理。防止漏电及短路产生高温和火花。（3）对自然发火的煤层，应加强煤炭与坑木的加收；加强密闭，及时密闭采空区；对停采线进行黄泥灌浆或喷洒阻化剂；分层开采还应在采区随采随注。（4）二阻化剂防火：根据化验与实践，本矿自然发火期长，但为确保安全，应预备部分黄泥用于危险时期灌浆。9.6.3防水措施（1）井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。（2）主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。（3）采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危险后，方可前进。接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；打开隔离煤柱放水时；接近有出水可能的钻孔时；接近有水或稀泥的灌泥区时； 板原始导水裂隙有透水危险时； 近其它可能出水地区时。9.6.4防冲击地压综放工作面采用“五位一体”KJ216在线监测系统对工作面支架阻力及上下巷锚杆应力、钻孔应力、顶板离层、顶板动态监测。同时现场对两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测，以及对支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特点，超前支撑压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、矿压观测方法（1）工作面的矿压观测采用平均观测，工作面每10架安装一台压力检测分机，共安装12台。第1台和第12台安装于工作面端头支架。由防冲办在线监测，对每天监测出的数据做出详细记录。（2）上下巷顶板离层、锚杆应力监测及超前应力监测上下巷共安装顶板离层传感器19台，锚杆应力传感器37台，钻孔应力传感器10台。由防冲办在线监测，对每天监测出的数据做出详细记录。（3）巷道的矿压观测两巷的单体液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测，每班打好超前维护后由验收员对单体柱的初撑力进行测量，生产班验收员对端头及超前维护的单体柱初撑力进行测量并记录。（4）支护质量监测每周由生产科不定期对工作面和两巷支护质量动态检查3次，对检查中存在的问题，由施工单位负责立即整改。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。（5）矿压观测时间要求1、对工作面，整个生产期间都要进行矿压观测；2、对两巷，整个生产期间都要进行矿压观测；3、支护质量监测，整个生产期间都要进行监测；（6）矿压设备的使用1、在工作面设置矿压观测仪器，有专人负责，坚持开展日常的顶板动态监测工作，人人要爱护观测仪器，不得随意挪动或拆卸，经常保持完好。2、日常矿压观测要反映出支架初撑力、工作阻力、泵站压力及顶板压力、煤壁片帮情况等数据。3、根据顶板来压步距，周期来压强度定期对工作面矿压显现做出统计分析，说明其变化情况及规律,并提出改进顶板管理意见。4、在观测中如果发现异常情况，立即向矿调度室汇报，及时采取相应措施。10 矿井基本技术经济指标表10-1 设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤的牌号优质气煤2可采煤层数目层23可采煤层总厚度m12.484煤层倾角平均105（1）矿井工业储量Mt2.46（2）矿井可采储量Mt17.556（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班27（1）矿井年生产能力Mt/a3.05（2）矿井日生产能力t/d9242.428矿井服务年限a56.249矿井第一水平服务年限a26.1310井田走向长度m5000井田倾斜长度m350011瓦斯等级低瓦斯相对涌出量m3/t1.3112（1）矿井正常涌水量m3/h145（2）矿井最大涌水量m3/h37513通风方式中央并列式14开拓方式立井两水平（暗斜井延深）15一水平标高m+10016生产的工作面数目个117采煤工作面年推进度m105618（1）移交时井巷工程量m12000（2）达产时井巷工程量m1200019开拓掘进队数个320大巷运输方式胶带运输21矿车类型1.5t固定矿车和自制平板车22电机车类型台数直流架线式电机车23设计煤层采煤方法综合机械化放顶煤24（1）工作面长度m200（2）工作面推进度m/月96（3）工作面坑木消耗量m 3/千t0.6工作面效率t/工68.97工作面成本元/t65参考文献1 杜计平.采矿学.徐州：xx大学出版社，20082 徐永圻.采矿学.徐州：xx大学出版社，2003 3 林在康、左秀峰.矿业信息及计算机应用. 徐州：xx大学出版社，20024 林在康、李希海.采矿工程专业毕业设计手册. 徐州：xx大学出版社，20085 郑西贵、李学华.采矿AutoCAD2006入门与提高. 徐州：xx大学出版社，20056 钱鸣高、石平五.矿山压力及岩层控制. 徐州：xx大学出版社，20037 王德明.矿井通风与安全. 徐州：xx大学出版社，20078 杨梦达.煤矿地质学. 北京：煤炭工业出版社，20009 中国煤炭建设协会煤炭工业矿井设计规范. 北京：中国计划出版社，200510 岑传鸿、窦林名.采场顶板控制与监测技术. 徐州：xx大学出版社，200411 蒋国安、吕家立.采矿工程英语. 徐州：xx大学出版社，199812 李位民.特大型现代化矿井建设与工程实践. 北京：煤炭工业出版社，200113 综采设备管理手册编委会.综采设备管理手册. 北京：煤炭工业出版社，199414 中国煤矿安全监察局.煤矿安全规程. 北京：煤炭工业出版社，201115 朱真才、韩振铎.采掘机械与液压传动. 徐州：xx大学出版社，200516 洪晓华.矿井运输提升. 徐州：xx大学出版社，200517 中国统配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册. 徐州：xx大学出版社，199218 章玉华.技术经济学. 徐州：xx大学出版社，199519 张宝明、陈炎光.中国煤炭高产高效技术.徐州：xx大学出版社，200120 于海勇.综采开采的基础理论. 北京：煤炭工业出版社，199521 王省身.矿井灾害防治理论与技术. 徐州：xx大学出版社，198922 刘刚.井巷工程.徐州：xx大学出版社，200523 中国煤炭建设协会.煤炭建设井巷工程概算定额（2007基价）.北京：煤炭工业出版社，200824 邹喜正、刘长友.安全高效矿井开采技术.徐州：xx大学出版社，200725 徐永圻.煤矿开采学.徐州：xx大学出版社199926 郑西贵、李学华.采矿AutoCAD2010入门与提高. 徐州：xx大学出版社，201027 陶驰东，采掘机械，北京：煤炭工业出版社，199128 张荣立.何国伟，李铎采矿工程设计手册，北京：煤炭工业出版社，200329 采矿设计手册编委会，采矿手册，北京：冶金工业出版社，199030 武同振等，综采综掘高档普采设备选型配套图集，徐州，xx大学，1993专题部分 第150页常村煤矿矿震时空分布规律分析研究蔡明华xx大学矿业工程学院 江苏 徐州 221116摘 要：目前冲击矿压是常村矿最大的灾害，本文以常村矿2115掘进工作面与2120综采工作面为背景，进行了采掘过程中矿震规律的研究，通过观测数据收集与处理，得出了该矿矿震在时间与空间的分布规律。这为矿井采掘工作面的安全生产提供了技术支撑。关键词：常村矿；影响因素；冲击矿压；矿震规律Abstract: Currently the earthquake is the most problem for Changcun coal. this study took 2115 Heading Face with 2120 mechanized mining faceof Changcun coal mineas as background, conducted the Mine earthquakein time and space, which had provided technical support for the safe production of mines mining faceKeywords: Changcun coal; Influencing factors; mine earthquake; The law of mine earthquake1常村煤矿地质及开采概况矿区地表多为第四系黄土所覆盖。地面高程415580 m，地形切割较强烈，属豫西低山丘陵区；地形走向呈东西，分水岭处于中南部，分水岭以南，地形呈较缓的波状起伏，最低标高415 m，相对高差2050 m，发育有马沟、马连洼沟、坡头南沟、任家沟、宋沟等冲沟，由西北向东南汇入洛河，这些沟谷纵坡长，沟身长；分水岭以北地形相对复杂，发育有香山庙沟、常村南沟、土桥沟、湾子沟、城村南沟、孙家沟等，大致呈南北向深切的V字形沟谷把地表径流汇入南涧河。常村井田位于河南省义马市东南部，地理坐标为：东经1115301115652，北纬34405734432。井田边界：东部自上而下内煤层沉缺边界，一五盘区下山煤柱外推200 m为界，西至F8断层；浅部（北部）自西向东为小煤窑采空区、2-1煤露头、2-3煤露头，F3断层上盘与2-3煤断煤交线、2-3煤层露头为界，深部（南部）自西向东为跃进矿与常村煤矿为边界、F16断层下盘与2-3煤断煤交线。井田面积为13.63 km2。图1-1为常村煤矿开拓工程示意图。图1-1 常村煤矿开拓工程示意图21采区为常村煤矿的主力采区，该采区位于110大巷以下，东至23采区断层带，西到F3断层。走向长21413226 m，倾斜长1438 m，可采面积3.9 km2。该区所采煤层为2-1煤和2-3煤，煤层沿1806钻孔、1705钻孔东50 m、2钻孔东90 m连线为界，以西煤层分叉为2-1煤和2-3煤，以东合并为一层，合并后统称为2-3煤。2-1煤全厚05.54 m，平均厚度3.05 m，2-3煤全厚021.50 m，平均厚度5.63 m。煤层结构较为复杂，含夹矸38层，煤层上半部煤层中含矸少，煤质较好，下半部煤层中含矸多，煤质较差。区内开采煤层标高+143.7-140 m，开采深度410656 m，地层基本形态为一单斜构造，产状平缓，煤层走向105135，倾向SW，倾角816，一般为10.5。主要断层及顶底板情况：F16逆断层：为一区域性逆冲断层，发育于井田东南部，井田内延展长度大于5000 m，走向近东西，倾向160170，倾角一般为1535。该断层断距大，落差50450 m、水平错距1201080 m，自东向西水平断距和落差有逐渐增大趋势，在剖面上与一组4560的派生逆断层构成“入”字型构造，断裂面在剖面或平面上皆表现出显著的波状起伏。F16-1逆断层：平面上位于F16之南，剖面上位于F16之上、向深部归并于F16，为F16分支断裂，井田内延展长度大于4000 m；走向，倾向同于F16、倾角2060，落差自14线的100 m左右向东逐渐减小，至5线尖灭；在6线剖面因分岔合并形成构造透镜体。该断层为8孔穿过，落差依据地层重复推定，基本可靠。F3正断层：斜切于井田中西部，沿2101II-0号孔延展，井田内长度大于5400 m，据二水平下山实测产状为17075-80，落差在16线剖面推定为200 m，二水平下山为140 m，向西南渐小，至F8附近尖灭。煤层直接顶为泥岩，厚度1645 m；老顶以砾岩、细砂岩、泥岩互层为主，具透水性。煤层直接底为炭质泥岩厚0.56.0 m，煤层硬度1.52.0。图1-2 综合柱状图2 微震监测系统综述2.1微震监测系统的优点SOS微震监测系统采用1Hz 600Hz带嵌入式信号传输模块的震动速度型矿震测量探头，采用独立的干线式数据传输系统，进行双向控制传输。可实现测量探头工作状态的远程监控和调试。仪器本身抗干扰性能强，仪器运行稳定可靠，能实现自动滤波，对干扰信号进行过滤除噪，自动筛选出有效信号。实现监测信息的数字化收集、传输、整理，监测结果准确。仪器为区域性监测方法，监测范围广，能实现整个井田范围内全方位、多层位连续监测，定位精度高，误差小。井上下空间布置时，定位误差水平小于20m，垂直小于50m，能量100J。全部井下布置时，定位误差水平小于20m，垂直小于70m，能量100J。通过矿震信号完全波形的分析，确定出每次震动的震动类型、发生力源及能量，对矿井冲击矿压危险程度进行评价，可以大大降低煤矿的冲击矿压灾害损失，产生巨大的经济效益和社会效益。其研究和现场应用实施成果必将对煤矿冲击矿压等动力灾害防治等方面带来有益的借鉴作用，经济和社会效益巨大。2.2SOS微震监测系统概况波兰SOS微震监测仪是波兰矿山研究总院采矿地震研究所设计制造的新一代微震监测仪。采矿地震研究所八十年代开发了第一代数字微震监测仪LKZ，九十年代开发了新一代的发展为ASI数字化微震监测仪，目前已经更新为WINDOWS-XP下的SOS微震监测仪。该仪器已在波兰大多数矿井安装并用于冲击矿压危险的监测预报工作。2.2.1设备组成及用途该微震监测仪主要由井下和地面安装的16个DLM 2001检波测量探头（由拾震、磁变电信号转换处理、信号放大增益、发射等部分组成）、地面安装的16通道DLMSO信号采集站（由向DLM2001检波测量探头供电部分和信号接收、整流、滤波、光电转化、信号放大增益、A/D转化等部分组成）和AS1信号记录器（由信号接收、A/D转化、控制部分等组成）等组成，他们相互配合形成一个整体进行工作。1）硬件部分（1）井下部分：DLM2001检波测量探头（由拾震、磁变电信号转换处理、信号放大增益、发射等部分组成），通过井下的电话线，由井上对其供电，并将信号传到地面。DLM2001检波测量探头垂直安装在底板1m以上长的锚杆上，便于施工、维护和移动。（2）井上部分包括：DLMSO信号采集站（由向DLM2001检波测量探头供电部分和信号接收、整流、滤波、光电转化、信号放大增益、A/D转化等部分组成）、AS1信号记录器（信号接收、A/D转化、控制部分等组成）及中心计算机等组成。整个仪器，包括GPS时钟、信号传输与拾震器检测等均通过中心计算机控制。DLMSO信号采集站用来采集DLM2001检波测量探头传过来的信号并向DLM2001检波测量探头供电。AS1信号记录器将矿震信号转换成数字信号。2）软件部分（1）软件部分：SOS微震监测仪的软件由“MULTILOK” 和 “SEISGRAM” 组成。“SEISGRAM” 软件来完成有用（震动）信号的提取、微震信号的可视化及其分析、波群的分离和筛选等等。“MULTILOK”软件完成包括三维定位、能量大小等所有关于岩体震动参数的计算。2.2.2工作原理AS-1 Sejsgram记录仪是基于内嵌入有16通道A/D转换卡的IBM PC计算机而设计的。记录仪用于记录地表的震动，并已经设计应用于煤矿地震监测网络中；它的使用有助于矿山地震站和冲击矿压防治部门对冲击矿压危险状态进行分析和评估。尽管它可以独立工作，但通常是通过地面局域网与另一台PC计算机连接使用；该设备能连续、自动探测、采集和记录从DLM-SO采集站采集到的地震数据。根据矿山震动监测的要求，AS-1 Seisgram记录仪是32输入通道，并与2套DLM-SO信号采集站连接，可使用32 个DLM 2001检波测量探头进行地震记录与分析。AS-1 Sejsgram记录仪的供电电源为220V 交流电。 1套DLM-SO采集站通过与16 个DLM 2001检波测量探头配合共同工作，采集站将本质安全型信号和非本质安全型信号隔离。测量探头里的电流调制信号通过矿井电缆传输进入采集站。在采集站内，通过运算放大器和两个传输器将从各个DLM 2001 检波测量探头检测到的信号准确复制，并转换为相应的电压信号。传输线中的电流大小由安装在采集器前端的2色发光二极管控制。检波电路中的各电压信号进一步传输到滤波器中滤波处理，这样，信号的幅频响应（即频带宽度、信号水平）便可确定。信号适当处理后，进一步经过输出放大电路，通过电路板上不同联接位置选择x1, x2, x5, x10放大倍数进行信号放大。主要电缆噪音可通过有可控开关的50Hz带通滤波器消除。一套DLM-SO采集站的供电电源为220V 交流电，采集站经电缆分别向每个DLM 2001检波测量探头提供42V本质安全电源。16个DLM 2001检波测量探头中，每个DLM 2001探头分别通过避雷设备串联连接到DLM-SO采集站上。每个DLM 2001检波测量探头与DLM-SO采集站之间的最大距离为10km。2.2.3产品的功能SOS微震监测仪能够监测矿山井下开采引起的冲击矿压及微震事件并提供以下功能：（1） 即时、连续、自动收集震动信息记录并进行滤波处理；（2） 自动生成震动信号图；（3） 定期打包保存震动记录信息；（4） 历史震动信息查看；（5） 手动（自动）捡取通道信息进行震源定位并可显示震源在图上的位置；（6） 自动计算震动能量；（7） 震动图形的保存；（8） 地震检波器参数的输入和修改；（9） 设置微震事件的传输方式；（10） 确定岩层中震动的传播速度，大大提高了定位精度；（11） 采用单纯形法则、鲍威尔法则和戴维森弗莱彻鲍威尔（DFP）法则等极大极小运算法则，大大提高了震动定位坐标的准确度。所有的震源定位点、能量和计算问题可显示在矿图中，矿图能够放大和平移方便观察震动源点，并可以文件的方式打印出来。（12） 输出相关震动记录报告；2.2.4产品的技术参数- 传输通道个数- 16通道（标准）- 传感器 - 安装在锚杆上的DLM-2001检波测量探头 - 拾震器灵敏度：- 5015000 mAs/m- 频带宽度- 0.8250Hz- 信号传输形式- 电流型- 非线形误差- 95%- 记录和处理的动态范围- 110dB- 信号线电压等级- 直流42 V- 信号传输距离 矿井电话线回路电阻880W时，传输距离10 km；传输导线间电阻1MW。 传输线与地间的绝缘电阻2 MW。- 定位精确度- 井上下空间合理布置传感器后 20m (X,Y), 30m (Z)；- 井下合理布置传感器后 20m (X,Y), 70m (Z) ；- 震源定位的最小震动能量- 100J- 系统井下部分安全等级- IP 54- 系统井下部分防爆等级EExia I (可用于任何瓦斯条件下).在以上算法的基础上，最终确定的参数如下：（1）矿震波速：井下范围内各测点的波速为3700m/s；（2）能量计算：可以计算能量100J的矿山震动；（3）定位：可以比较准确的对能量100J的矿震进行三维定位。2.2.5微震监测系统的布置根据常村矿的生产实际与微震系统的优化布置原则，确定矿井微震监测系统探头的布置。利用微震监测系统预测预报矿震冲击矿压，震源精确定位至关重要。首要问题是如何布置监测站（布置密度、安装深度（层位）等），监测站的布置应当考虑与定位算法结合，要求经济，安全，高效，可操作性强，安设位置受其它因素（围岩变形等）的干扰最小。因此，安设的测站应能够对岩层断裂进行监测；为减少定位误差，应坚持平面与立体布置相结合的布置方案。（1）地面布置根据微震监测系统的情况，地面布置微震信号采集站、记录仪、信号分析处理站、报表输出系统等。其系统见图2-1所示。 (a) DLM-SOS信号采集站 (b) 记录仪系统 (c) 分析仪 (d) 检波测量探头图2-1 常村煤矿SOS微震监测系统（2）常村矿探头的布置情况在煤矿井田范围尺度下，要保证震源定位具有较高的准确性，通常选择比较容易辨认的P波进行定位，与其它波相比，P波初次进入时间的确定误差较小，定位精度较高。确定危险区域后，由于煤矿中受巷道布置、开采、施工和现场条件等因素限制，并不是所有的地点都可以安装微震探头，所以必须根据一定的原则，选入一些可行的监测点作为台站位置的候选点，并基于D值优化准则求解台网的最优布置方案。为尽可能避免随机因素中P波波速和P波到时读入误差的影响，减少震源定位的误差，候选点的选择还要考虑所处的环境因素和开采活动的影响，由此确定选择候选点的一般原则为：（1）危险区域周边应尽量在空间上被候选点均匀包围，候选点数不能少于5个，并避免近似形成一条直线或一个平面，保证具有足够和适当的空间密度；图2-2 候选点选择的不利条件（2）一部分候选点应尽可能接近待测区域，并避免较大断层及破碎带，但是受巷道布置的客观条件因素影响，常见情况如图2-2，接近监测区域的探头只能安装在A和B两条直线巷道中，与原则（1）相悖，为尽量挺高定位精度，一方面增加在A和B中候选点的数目，但距超前支护段的距离不应小于50m；另一方面结合客观条件考虑在监测区域其它方位的地面上选择合适的候选点。（3）候选点应远离大型电器和机械设备的干扰，例如皮带机头，转载机等，尽量利用现有巷道内的躲避硐室，远离行人和矿车影响，为减少波的衰减，探头应安装在底板为岩石的巷道内。（4）既要照顾当前开采区域，又要考虑未来一定时期内的开采活动。根据以上原则确定的常村煤矿微震监测系统探头的布置情况见图2-3所示图2-3 常村微震监测系统探头布置图对建设的台网采用数值方法进行评价，评价方案中选取了常村煤矿-150和200两个水平。从图中可以看出，重点监测区域的平面定位误差可控制在20m以内，能够满足高精度的震源定位需求，用于采掘过程中的矿震规律分析。3全矿微震时空分布规律分析3.1矿震时间序列分布对2011年12月25日至20xx年1月29日的微震监测数据进行统计分析。从数据中看出，微震数据基本平稳，其中震动能量统计如表3-1。表3-1 微震数据统计能量（J）次数震级1021032020.11-0.611031043230.61-1.161041052971.16-1.68105106941.68-2.2710610752.27-2.47常村煤矿自微震系统运行以来，即2011年12月25日至20xx年1月29日微震事件震动频次、能量时间序列如图3-1所示。图3-1 常村煤矿全矿震动事件频次、能量时序图如图3-2和3-3所示为微震系统运行以来所有矿震在24小时内能量及频次累积的结果。从图中可以看出，在每小时矿震累积频次几乎相同的情况下，每小时矿震累积能量在时间上分布有明显的集中显现，说明矿震与开采活动的直接相关性很强。从矿震震动频度累积分布来看，能量释放主要集中在1:00、3:00、6:00、18:00、23:00，说明这段时间内矿震活动强烈。图3-2 全矿矿震频度按小时统计分布图3-3 全矿矿震能量按小时统计分布3.2矿震事件的空间分布（1）覆岩纵向破坏高度微震分析上覆岩层的岩性、结构、厚度、采动的充分程度，都影响到破裂高度及破裂程度，而覆岩破裂的范围及覆岩形成的结构又决定了其对采场能够施加的压力。覆岩破坏高度对于开采上限的确定，防水煤柱的合理留设等具有重要的意义，研究采场上覆岩层纵向的运动发展规律，并据此留设合理宽度的煤柱是保障安全生产，提高资源回收率的最重要的因素。一般来说，微震大事件一般对应较大规模的破裂，所以可以通过微震大事件的空间定位得出覆岩的破坏情况。在这里，选取常村煤矿2011年12月25号以来微震能量大于1.0E+3J的大事件，其空间位置如图3-4所示。图中标记代表微震事件的位置，采用绝对坐标的形式。 图3-4 全矿矿震平面分布从上面的微震空间分布可以看出：（1）随着工作面推进，微震活动具有不同的聚集特征。即在空间上的范围是不一样的。从频次的集中程度可以看出，其中微震活动在深度方向（Z方向）的聚集程度大于水平方向，而在水平范围内，沿着工作面倾斜方向（Y方向）微震活动的聚集程度大于沿着工作面推进方向（X方向）。即总体上微震活动聚集程度为:深度方向（Z方向）工作面倾斜方向（Y方向）工作面推进方向（X方向）。（2）走向分方向，矿震主要分布在21下15掘进头附近,2120和2303回采工作面。倾斜方向上，矿震主要分布在靠近轨道顺槽一侧。2115及2112掘进工作面的较强矿震在深度方向上主要分布在掘进头附近。2120及2303回采工作面的较强矿震在深度方向上主要分布在工作面附近。（3）分析震源空间分布规律和演化趋势还可以看出：震源集中区域随着工作面的推进，往前移动；高度较高的震动并不是突然的出现，而是有一个向上的发展过程；采空区中震动出现在顶板中；工作面上方发生的震动多在工作面后方，且分布上呈现一条斜线带，这与顶板分层垮落是一致的；工作面超前应力集中区也有较多的震动，表明煤岩层在超前支承压力作用下已经开始断裂和破坏，可以利用微震系统辅助钻孔应力计判断超前应力集中区域和破裂范围。通过震源的空间分布和演化特征，可以研究震动发生的层位，从而分析覆岩的破断形态和破断步距，为研究采矿活动引起的覆岩活动规律打下基础。3.3工作面回采影响范围的平面微震演化规律（a）大于3次方以上的能量(b)能量大于4次方的震源分布 （c）能量大于5次方的震源分布 （d）能量大于6次方的震源分布图3-5 微震震源平面投影图从微震空间分布图可以看出：（1）微震事件主要发生区域为2115，2303，2120，2112工作面，其中以掘进工作面掘进头处以及回采工作面处居多。由煤矿回采记录知，2120，2303工作面为回采工作面，2112，2115为掘进工作面，说明微震事件主要发生在掘进工作面掘进头处，并且震源集中区随着掘进的推进而转移；回采工作面靠近采空区侧以及采空区附近处，而工作面实体煤一侧很少发生矿震。这是由于采空区上覆岩层已经破裂，受到临近工作面回采的二次扰动影响，采空区上覆岩层易再次破裂而发生矿震，而实体煤岩中的破裂还不充分。（2）矿震事件，特别是大型矿震、强矿震主要发生在工作面采空区附近以及掘进工作面掘进头处，这是由于回采工作面临近采空区附近受留煤柱的影响产生较高的应力集中，煤岩体易发生破裂并释放大量能量形成矿震。掘进头处则是大型机械的采掘引起的煤岩体松动，这表明应力集中区内煤岩体发生破裂并释放能量，与矿震震源的分布位置能形成很好的对应，因此可利用微震监测系统辅助钻孔应力计判断应力集中区域，特别是超前应力集中区域和破裂范围。（3）从定位结果还可看出，2120工作面回采过程中引起的震动多集中在采空区一侧，2115掘进面则多集中在掘进头处，这和工作面的采掘布置密切相关。以下具体就2115掘进工作面及2120回采工作面进行微震演化规律分析4 2120与2115工作面回采影响范围的平面微震演化规律在时间关系上，2120与2115工作面全部矿震（2011-12-2520xx-2-22）事件震动频次、能量时间序列如图4-1、 4-2、4-3、4-4所示，矿震事件震动频次、能量随工作面推进变化如图4-5、4-6所示。图4-1 2120工作面微震事件震动频次、能量时间序列图（2011.12.25-20xx.2.1）图4-2 2115 工作面微震事件震动频次、能量时间序列图（2011.12.25-20xx.2.1）图4-3 2120工作面微震事件震动频次、能量时间序列图（20xx.2.1-20xx.2.22）图4-4 2115工作面微震事件震动频次、能量时间序列图（20xx.2.1-20xx.2.22）图4-5 2120工作面微震事件震动频次、能量随工作面推进变化图 图4-6 2115工作面微震事件震动频次、能量随工作面推进变化图如图4-1、图4-3和图4-5所示，2120工作面自回采至今，矿震活动比较频繁，强矿震也经常发生，强矿震的出现不是突然的，能量总是有一个逐渐攀升的过程，即顶板来压周期内峰值能量逐个增大直至发生强矿震，强矿震发生后，能量又逐渐下降，之后又开始孕育下一个强矿震。强矿震的出现还不是单一孤立的，从图4-1、图4-3和图4-5可以看到强矿震有丛集显现，强矿震一旦出现，短时期内会重复出现，也可以理解为矿震活动有能量释放的相对活跃期。通过对能量和频次图的分析，2120工作面回采阶段震动能量及频次总体具有周期性，结合对强矿压现象的记录及分析，由此可推断工作面的周期来压的步距，充分反映了周期来压规律。日震动频次基本随日推进速度和开采强度的增大而增加，充分体现矿山震动发生与否与人工开采扰动密切相关。在空间关系上，2120工作面全部矿震的震源平面图如图4-7所示如图4-7 2120综采工作面全部矿震的震源平面图如图4-8 2115掘进工作面全部矿震的震源平面图如图4-7所示，2120与2115工作面相似矿震主要发生在工作面、采空区，而且多集中在运输巷一侧，而在回风巷的震动较少。这充分体现了工作面超前支承压力和残余支承压力的影响程度，同时也表明了在应力集中区内煤岩体发生破裂并释放能量，与矿震震源的分布位置形成了很好的对应，于是，可利用微震监测系统辅助钻孔应力计判断超前应力集中区域和破裂范围。由图看出强度较高的震动并不是突然的出现，而是有一个向上的发展过程。如图4-7所示，矿震主要集中在工作面推进平面水平位置，然而强矿震（图中红色大圆标志为105106J的矿震）却发生在工作面顶底板位置，甚至老顶、关键层位置。因此，通过震源的空间分布和演化特征，可以研究震动发生的层位，从而分析覆岩的破断形态和破断步距，为研究采矿活动引起的覆岩活动规律打下基础。4.1 2120与2115工作面矿震时间序列分布在这里，主要分析矿震能量与频次演化规律。2120工作面自回采至今（20xx-2-22），已经发生了多次强矿震，而事实上，在这些大的震动事件发生前，岩体已经出现了大量的微震活动。这些微震活动所发生的频次及能量的变化与强矿震的发生有非常明显的关系。下面具体分析2011-12-2520xx-2-22期间每月两个工作面微震事件震动频次、能量时间序列变化情况，如图4-9图4-11所示。 图4-9 工作面（2011-12-252011-12-28）微震事件震动频次、能量时间序列图图4-10 工作面（20xx-1-820xx-1-31）微震事件震动频次、能量时间序列图图4-11 工作面（20xx-2-120xx-2-22）微震事件震动频次、能量时间序列图通过观测某个巷道和开采区域中由微震监测系统确定的参数在到目前为止所发生的变化，并确定由此引起的冲击矿压危险相对于目前为止的冲击危险的上升或下降的程度。积极找出强矿震发生的前兆规律。根据以上对常村煤矿2120工作面冲击危险状况的分析，基于微震监测系统确定了单日微震总能量、震动频次两个参量进行危险程度的分析和评价。根据以上震源时空演化规律的分析，确定以下特征为强矿震和强冲击发生的前兆规律：（1）日震动频次连续处于高位或在高位的基础上持续上升，而日释放能量较长时间维持低水平或在低位的基础上下降再或者上升不大时，说明强矿压即将到来。（2）在活跃期后，若出现以日震动能量和日震动频次双下降为特征的沉寂区间，则说明下一步要释放大量能量。（3）在发生较强矿压显现之后，若日震动频次降低，而日震动能量不但没有降低反而走高；或者震动频次升高而能量降低，则预示强冲击的到来。只有在大能量释放后能量与频次都下降才安全。（4）震动次数高表明岩体破裂活动频繁，是应力集中下岩体失稳的征兆，之后出现的沉寂现象则是预示岩层中强矿震能量蓄积的征兆，应格外注意。（5）岩体中能量的释放总是处于一种波动状态，对应积聚和能量释放的频繁转换中，而在具有冲击危险的情况时，这种波动状态开始加剧，震源总能量变化趋势首先经历一个震动活跃期，之后出现较明显的下降阶段，当震动活跃期中出现震动频次较高时，开始具有冲击危险性，而在下降阶段再回升或下降阶段中出现比较长时间的沉寂现象后，并且震动频次维持在较高水平时，此时具有强冲击危险性。（6）其中2115掘进工作面大部分情况都与2120回采工作面相近，但有一点是2115掘进面较大震动都在深部，主要是深部压力大，掘进扰动容易形成冲击矿压。4.2 2120与2115工作面矿震空间演化规律在这里，主要具体分析两个工作面每月矿震震源的空间分布情况以及在震源能量比较高的地点分析矿震震源的空间分布情况，得出相关规律。下面是2011-12-2520xx-2-22期间两个工作面每月矿震的空间分布情况，如图4-12图4-17所示。图4-12 2120综采工作面矿震震源平面投影（2011-12-2520xx-12-31）图4-13 2115掘进工作面矿震震源平面投影（2011-12-2520xx-12-31）图4-14 2120综采工作面矿震震源平面投影（20xx-1-820xx-1-31）图4-15 2115掘进工作面矿震震源平面投影（20xx-1-820xx-1-31）图4-16 2120综采工作面矿震震源平面投影（20xx-2-120xx-2-22）图4-17 2115掘进工作面矿震震源平面投影（20xx-2-120xx-2-22）从微震空间分布可以看出：（1）从震源空间的月分布和演化趋势可见，震源集中区域随着工作面的推进，逐步往前移动；强度较高的震动并不是突然的出现，而是有一个向上的发展过程；采空区底板中出现的震动随开采进行也逐渐增多；工作面上方发生的震动多在工作面后方，且分布上呈现一条斜线带，这与顶板分层垮落是一致的；工作面超前应力集中区在开采初期震动较少，能量也较小，随着开采范围的扩大，前方也出现较多震动，并出现几次能量较高的强矿震事件，表明煤岩层在超前支承压力作用下已经开始出现大范围断裂或破坏。（2）在沿走向剖面上，矿震主要集中在工作面推进平面水平位置，然而强矿震（图中红色大圆标志为大于105106J的矿震）却发生在工作面顶底板位置，表明坚硬顶底板岩层在工作面回采过程中破断之前能够聚集大量弹性能，破坏后释放大量能量，引发大的矿震，甚至造成冲击矿压。（3）从平面定位结果还可看出，2120工作面回采过程中引起的震动多集中在2120运输巷侧，并偏向2120工作面，其中2115掘进工作面震动多其中在深部，这与深部开采时候地压较大有关系，也和工作面的采掘布置以及是密切相关的。（4）由剖面定位结果可以看出，工作面从中部向工作面南部推进，矿震的强度比较大，尤其在二月份，矿震能量大部分达到了强矿震（图中红色大圆标志为大于105106J的矿震），这与煤层底板起伏变化和工作面过褶曲引起应力变化相对应。工作面从中部向工作面南部推近，煤层底板起伏不平，倾角变化较大，容易造成应力集中。而且工作面过褶曲时，当到达褶曲两翼时，压应力比较大。巷道内的底板压力也比较大，容易发生底鼓。5.结论通过对常村矿2115掘进工作面与2120综采工作面矿震数据分析我们可以得出一下结论（1）强矿压显现发生前，矿震次数和矿震能量迅速增加，维持在较高水平，直到发生大的强矿压显现后，矿震次数和矿震能量明显降低（2）微震活动与采掘活动有密切的关系，当出现较大的微震活动时，都应从时间序列分析与采掘的关系，逐次远离回采工作面时危险性较小，逐次向回采工作面靠近时，应加强防范。（3）矿震主要发生在工作面、采空区。这充分体现了工作面超前支承压力和后支承压力的影响程度，同时也表明了在应力集中区内煤岩体发生破裂并释放能量，与矿震震源的分布位置形成了很好的对应，于是，可利用微震监测系统辅助钻孔应力计判断超前应力集中区域和破裂范围。（4）通过震源的空间分布和演化特征，可以研究震动发生的层位，从而分析覆岩的破断形态和破断步距，为研究采矿活动引起的覆岩活动规律打下基础。参考文献1齐庆新, 窦林名1冲击地压理论与技术M 1 徐州: xx大学出版社, 20082齐庆新, 李首滨, 王淑坤1地音监测技术及其在矿压监测中的应用研究 J 1 煤炭学报, 1994 3张玉军, 张华兴, 陈佩佩1覆岩及采动岩体裂隙场分布特征的可视化探测 J 1 煤炭学报, 20084李希勇1煤体声发射与电磁辐射监测冲击矿压危险的应用研究 J 1煤矿开采, 20035窦林名, 何学秋, Bernard Drzezla1冲击地压危险性评价的地音法 J 1徐州: xx大学学报6张银平1岩体声发射与微震监测定位技术及其应用 J 1工程爆破, 20027张玉军1覆岩破坏规律探测技术的发展综述及评价 J 1煤矿开采, 20058杜计平.煤矿深井开采的矿压显现及控制.徐州：xx大学出版社，20009钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制.xx大学出版社，2003（11）10钱鸣高，刘听成等.矿山压力及其控制.北京：煤炭工业出版社，199111郑永学.矿山岩体力学.北京：冶金工业出版社，199512刘会文，高树堂等.井巷工程.徐州：xx大学出版社，198913G.不霍依诺，矿山压力和冲击地压，煤炭工业出版社，198514唐春安，王述红，傅宇方 岩石破裂过程数值试验J 科学出版社，200315钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制M.北京:煤炭工业出版社，199616赵本均，冲击地压及防治M.北京：煤炭工业出版社，199517唐春安，王述红，傅宇方 岩石破裂过程数值试验J 科学出版社，200318闵长江，卜凡启，周廷振等.煤矿冲击矿压及防治M.徐州:xx大学出版社，1998翻译部分 第167页A preliminary study of coal mining drainage and environmental health in the SantaCatarina region, BrazilLuis F. O. Silva Marcus Wollenschlager Marcos L. S. OliveiraReceived: 22 September 2009 Accepted: 3 May 2010 Published online: 18 May 2010Springer Science+Business Media B.V. 2010Abstract :The concentrations and loadings of major and trace elements in coal mine drainage (CMD) from 49 abandoned mines located in the coal fields of the Brazilian state of Santa Catarina were determined.The CMD sites typically displayed a wide spatial and temporal variability in physical and geochemical conditions. The results of our CMD analyses in Santa Catarina State were used to illustrate that the geochemicalprocesses in the rock piles can be deduced from multiple data sets. The observed relationship between the pH and constituent concentrations were attributed to (1) dilution of acidic water by nearneutral or alkaline groundwater and (2) solubility control of Al, Fe, Mn, Ba and Sr by hydroxide, sulfate, and/or carbonate minerals. The preliminary results of the CMD analyses and environmental health in the Santa Catarina region, Brazil, are discussed.Keywords :Brazilian coal mining Coal mine drainage Drainage management Environmental impactsIntroduction A coal mining project can be seen to be a valuable resource in terms of its contribution to the local and national economy and its associated impact on society (Sekine et al. 2008). However, the cost associated with reclamation, mitigation, and monitoring of improperly controlled and abandoned mines can be staggering. In addition, one of the major environmental concerns related to coal mining is the contamination of surface and ground waters as a result of surface disposal of waste rock. These waste materials typically contain variable amounts of sulfide minerals. After disposal, exposure to atmospheric oxygen and water results in sulfide oxidation and the formation of mine drainage with variable pH, SO4 2-, and heavy metal content. When coal is mined, pyrite is exposed to oxygen and water, setting off a series of reactions that can result in lowered pH (unless there are sufficient carbonates to neutralize acids produced by oxidation and hydrolysis) and the release of high concentrations of metals, such as iron (Fe), aluminum (Al), and manganese (Mn). Potentially toxic trace elements, such as arsenic (As), mercury (Hg), lead (Pb), and selenium (Se), may also be released. In addition to causing poor water quality, mine drainage can affect the substrate of a stream. Ferrous iron (Fe2?) is oxidized to ferric iron (Fe3?) to form a precipitate on the substrate (commonly referred to as yellow boy) in the presence of water when the pH is greater than about 3.5 (Rose and Cravotta 1998). In many minedrainage streams with a relatively high pH, precipitated iron and aluminum may coat the stream substrate and cause an unstable habitat for macroinvertebrates (Schmidt et al. 2002; Simmons et al. 2005). The pH of a solution is an important measure for evaluating aquatic toxicity and corrosiveness (Cravotta 2008). The severity of toxicity, or corrosion, tends to be greater under low-pH or high-pH conditions than at near-neutral pH because the solubility of many metals can be described as amphoteric, with a greater tendency to dissolve as cations at low pH or anionic species at high pH (Langmuir 1997). For example, Al hydroxide and aluminosilicate minerals have their minimum solubility at pH 67 (Nordstrom and Ball 1986; Bigham and Nordstrom 2000), and brief exposure to relatively low concentrations of dissolved Al can be toxic to fish and other aquatic organisms (Baker and Schofield 1982). Anions, including SO4 2-, HCO3 - and, less commonly, Cl-, can be elevated above background concentrations in coal mine drainage (CMD) (Cravotta 2008), and polyvalent cations such as Al3? and Fe3? tend to associate with such ions of opposite charge (Nordstrom 2004). Ion-pair formation, or aqueouscomplexation reactions, between dissolved cations and anions can increase the total concentration of metals in a solution at equilibrium with minerals and can affect the bioavailability and toxicity of metal ions in aquatic ecosystems (e.g., Sparks 2005). Eventually, the solutions can become saturated, or reach equilibrium, depending on the various sulfate, carbonate, or hydroxide minerals that establish upper limits for the dissolved metal concentrations. In this study, we analyzed 49 samples of abandoned CMD at mine dumps in Santa Catarina State, Brazil, identifying the geochemical processes which give rise to its acidic character and evaluating the effects of the selective spoil management on its characteristics. The variation in the water chemistry is also discussed within the framework of the results. This preliminary study of the existing CMD in Santa Catarina State relates to minerals exposed during coal mining (coal cleaning residues, CCR) and the relevant geochemical processes that explain the origin of the main elements present. Coal zones of Santa Catarina State The rivers of Santa Catarina State (Tubarao, Urussanga, and Ararangua) receive the effluents generated at the coalmines. Contamination of the water resources is due to coal drainage from 134 strip mine sites covering a total area of 2,964 ha, 115 waste deposit areas on a total of 2,734 hectares, 77 sites on 58 hectares with acidic pools, and hundreds of underground mines (ABMC 2008). However, the production and circulation of acidic streams in dump areas create a problem for land reclamation as it impedes the establishment of vegetation and even causes the disappearance of already wellestablished vegetation (SIECESC 2008). The contact between spoils of different permeabilities allows the frequent outflow of sub-superficial water from the banks that are interconnected with the general circulation. Soil restoration work includes the use of correctors, such as lime or ashes from lignite combustion, inorganic and organic fertilizers and, on some occasions, the spreading of a layer of topsoil. The different types of spoils dumped and the procedures used have given rise to a wide variety of physicochemical conditions at the dump surfaces. Fig. 1 Location of the Santa Catarina coal basinThe environmental problems are the result of 120 years of mining activity and other pollution sources. In 1980, the Santa Catarina Coal Region (Fig. 1) was designated a Critical National Area for Pollution Control and Environmental Conservation. Due to this grave situation, the Federal Attorney General filed suit in 1993 against the federal and state governments and coal companies, seeking environmental recovery of the areas affected by coal mining in addition to termination of the environmental degradation by the active mines. In 2000, a federal judge in Criciuma, Santa Catarina, ordered the government-run companies to establish a recovery project within 6 months that would be implemented over 3 years and encompass the damage caused by coal mining activities in the entire coal region in the southern part of the state (SIECESC 2008). Methods and analytical procedures Water In this study, we characterized the physico-chemical properties of waste effluent at selected acid-producing mine sites. The field work was performed during several weather seasons in 2005 (January, March, May, July, September, November) and 2006 (February, April, October, December) and included a comprehensive and detailed exploration of the study area. Forty-nine water quality control samples, the locations of which were determined by GPS, were collected from the different restoration areas, categorized as four coal mine groups (Table 2): Lauro Muller, Criciuma, Treviso and Urussanga cities. These exact locations were chosen for the study because (1) the location showed a comparatively lower resistance than surrounding areas (i.e., an indication of CMD source material); (2) nearby wetlands showed evidence of acid mine drainage (AMD); (3) the location was readily accessible and contained existing monitoring wells; (4) nearby seeps could be used to identify the hydraulic gradient for monitoring purposes. Water samples were collected in 1-L Teflon bottles that was then split into rinsed polythene bottles; preservation was done by standard methods (Clescerial et al. 1998). Water quality Various trace elements, such as As, Co, Cu, Pb, Ni, Se, uranium (U), and Zn, are concentrated in coal (Table 1) and are harmful to the health of aquatic and Table 1 Average values for the trace elements in the Santa Catarina CCR (ppm) Table 1 Average values for the trace elements in the Santa Catarina CCR (ppm)Element Santa Catarina (CCR)aBraziliancoalbWorldcoalcAs6.0-43.724.40.5-80Ba300N/A0.5-150Be2.2-5.12.20.5-5Co1.2-13.16.00.5-30Cu CrHgMo Ni PbSb Se Sr SnTh U V Zn14.3-39.739-570.192.7-6.64-2326.8-139.80.4-2.14.3-9.43.8-5.710.3-616.113.8-22.84.9-1676.8-105.516.5-297.416.015.00.173.314.011.01.22.8N/AN/AN/A2.122.053.00.1-500.5-600.0120.1-100.1-502-800.05-100.2-100.1-50.5-2500.1-50.1-52-1005-300Environmental health and dynamics of surfaces waters The toxicity in the waste was mainly due to the presence of different metals, namely, Pd, cadmium (Cd), As, Cr, among others, with Al also being toxic to fish. The residue released during the process could be either recycled for further processing or sent for safe disposal without affecting human health. At surface coal mines, where the overburden chemical processes are dominated by either calcareous or highly pyritic strata, the prediction of postreclamation water quality is relatively straightforward. However, at sites where neither of the two ab
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