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含CAD图纸+文档 望夫尖 煤层 初步设计 CAD 图纸 文档

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中期检查表学院： 系别： 专业：论文(设计)题目 望夫尖8号煤层初步设计 学生姓名学号指导教师职称综述学生在设计完成过程中的研究态度、与指导教师联系情况以及存在的问题的解决情况。1.研究过程中态度端正，认真严谨。2.严格按照设计规范和老师要求进行设计，在不断地发现和解决问题中提升自己3.与老师关融洽，在老师指导期间，积极主动向老师请教，不断发现问题，请老师给予指导4.老师认真负责，对于学生提出的问题耐心解答5.存在的问题以及解决情况1）开始的时候不太会操作CAD，及时向老师同学请教，得到解决2）查阅资料时遇到专业性问题看不懂，问老师和会的同学，最后弄懂3）画图的时候风路走不通，问老师和同学，最后走通风路4）说明书格式有的不会调整，求助老师和同学，最后调整合适5）摘要翻译不太精通，向学英语专业的同学求助，最后综合网上的专业术语翻译得到解决学生签字： 指导教师签字： 年 月 日 年 月 日声明作者声明：我所呈交的毕业论文（设计）是在指导教师指导下独立进行研究工作所取得的成果。除文中已经标明引用的内容外，本论文不包含其他个人或集体已经公开发表的研究成果。本声明的法律结果由本人承担。毕业论文（设计）作者签名： 签字日期： 年 月 日指导教师声明：该生所呈交的毕业论文（设计）是在本人指导下独立完成的，相关的检测报告已审阅。除文中已经标明引用的内容外，本论文不包含其他个人或集体已经公开发表的研究成果。指导教师签名：签字日期： 年 月 日毕业设计中文题目：望夫尖矿井8#煤层初步设计 英文题目： Design of No.14 Coal Seam Caving Mining in Dadougou Coal Mine 学 院： 姓 名： 学 号： 专 业： 班 级： 指导教师： 职 称： 完成日期： 年 6 月 1 日开题报告学院： 系别： 专业： 论文题目 望夫尖8号煤层初步设计 论文类型A理论研究；B应用研究；C应用理论研究；D产品设计；E工程技术开发；F软件开发与应有；G其它指导教师职称学生姓名学号一、研究现状、目标、意义综述近年来煤矿一方面整合一些小矿来提高资源回收利用率；另一方面通过研究采矿新技术来提高煤矿安全系数和回收率。因此就有了无轨胶轮车、锚喷支护、综采放顶煤、煤层气开发等采矿新设备、新技术的应用。这些都是煤矿在未来的发展方向。在毕业设计中，通过对某一理论或生产实际问题的深入分析研究。培养和提高学生的科技论文写作能力和科研能力二、研究方法和进度安排第一阶段：4月上旬，熟悉和了解矿井概况和地质特征；第二阶段：4月中旬，根据指导老师下达的任务书完成开题报告；第三阶段：5月下旬，文献综述，外文翻译的撰写，并进行初步设计；第四阶段：5月上、中旬，进行矿井总体设计，撰写毕业设计说明书； 第五阶段：5月下旬，进一步完善系统，准备毕业答辩。三、指导教师意见 指导教师签字：年 月 日指导教师评分表学院： 系别： 专业：论文(设计)题目 望夫尖8号煤层初步设计 学生姓名学 号指导教师职 称指导教师评语：指导教师签字： 年 月 日评 价 项 目ABCDE写作过程01写作过程中的认真程度02写作过程中，进度掌握情况选题质量03选题与专业培养目标相符情况04选题体现专业特点情况05选题体现三基的要求情况论文质量06知识综合运用能力07结构、方案设计、应用价值08写作规范情况指导教师评定成绩 优 良 中 及格 不及格毕业设计分工情况：(多人合作时填写，包括本人研究的内容及其在课题中所占比例)评定成绩参考：优-7项A，另一项为B；良-6项B或A，其它至少为B；中-5项B或A，其它至少为C；及格-4项B或A，其它至少为D；不及格-4项为E。答辩记录表 学院 专业 级 姓名 学号论文题目 望夫尖8号煤层初步设计 答辩委员会主席(或组长)职称答辩委员会秘 书答辩委员会成 员答辩记录(包含答辩委员提出的问题，学生回答情况等)1、设计矿井的井田面积？答：我所设计矿井的井田面积为22.3平方公里2、指北针没有的情况下如何判定南北方向？答：根据经纬网格的坐标判定，南北方向坐标为7位数，东西方向坐标为6位数。年 月 日 年 月 日摘 要 本次设计是针对望夫尖矿井8#煤层的初步设计。本矿井地质条件较为简单，但有无断层，针对它们情况，我们把它留作保护煤柱。煤层的发火期时间比较长，而且煤尘不爆炸,符合低瓦斯井，均倾角5，均煤厚2.3m。此矿井工业储量9100万吨，经过计算可采储量8830万吨，设计产量每年180万吨，服务年限大约35年，首采工作面为3101工作面，工作面长度250m，采用四六制作业，三班采煤一班检修。本设计将矿井划分为6带区，并且将301盘区作为首采带区。该矿井的设计属于机械个程度高的现代化矿井设计，采煤方式为综合机械化开采，开拓方式设计为双立井开拓，主井副井分别有一个，都分布在在工业广场内，主井采用采用四绳摩檫式双箕斗提升，直径为6.5米，副井采用罐笼提升，直径6米。风井有两个，位于井田的两翼，为专用回风立井。井底车场为环形车场，通风方法为混合式通风，通风方式为对角式。井田内煤层属厚煤层，工作面采用一次采全高单一倾向长壁采煤法，盘区和工作面均采用前进式。工作面的进刀方式采用中部斜切进刀。工作面使用Zk4700/21/42型液压支架，采高2.3米。矿井运煤采用胶带输送机运输，辅助运输采用蓄铅电池式拖机车牵引固体箱式矿车。此外，安全技术措施包括预防瓦斯爆炸的措施、防尘措施、预防井下火灾的措施、预防井下水灾的措施、矿压显现控制措施等。关键词：综合机械化采煤；双立井；对角式通风；长壁采煤法；后退式ABSTRACT This designisthe preliminary designabout theWang Fujian 8#coal seam.The mineis located in theeastmargin of Datong andthe east wing of Datong coalfieldsyncline.The landform is hilly topography. The north terrainis higher than the south. Thegeological conditions of coal mineis relatively simple,but there aremany large faults.According to the actual situation,we willleave themas protectivecoal pillar. The coal spontaneous combustion has a long period. What is more, the coal dustis easy to explode, and the coal mine is thegas mine,the averageangle is 2 degree,the averagethickness is 2.3m.Its industrial reserves are 88.27 million tons and the designing of recoverable reserves are 36.74 million tons. The design production of the mine is 0.9million tons per year,and the servicing life is 35 years,the first mining face is 3101working face,the length is 2500m,with three-shift system. I divide the coal mine into three zones,and 3101panel as thefirst miningdistrict.My design belongs tohigh degree ofmodernization, and the miningmethod is comprehensivemechanized mining. The development form is double shaft. Mainshaft and auxiliary shaftare located in the industry square,main shaftadopts a multi-ropefrictionhoist,6.5meters in diameter,theauxiliary shaftuse cage hoisting,6meters in diameter.The shaftas the specialreturn air shaft is in the center of Ida, shaftstation,ventilation method forexhaust ventilation,ventilation for the centralparatactic type.目 录1 井田概况及地质特征11.1井田概况1一、 1.1.1地理概况2二、 1.1.2主要自然灾害2三、 1.1.3煤田开发现状及现有生产矿井开采情况21.2井田地质特征3四、 1.2.1地质特征3五、 1.2.2地质构造42井田储量和服务年限72.1矿井工业储量72.1.1井田划分72.1.3资源/储量估算主要参数的确定72.1.4计算储量82.2矿井可采储量82.2.1采区开采储量82.2.2工业广场煤柱92.3矿井设计生产能力及服务年限92.3.1矿井设计年生产能力的确定92.3.2矿井及水平服务年限的确定93井田开拓103.1井田开拓方式的选择103.1.1井筒103.2.2工业场地113.2.3开采水平的确定113.2.4井底车场123.2.5方案的提出及技术比较123.2矿井开拓巷道153.2.1井筒153.2.2井底车场183.2.3主要开拓巷道194带区巷道布置234.1带区巷道布置234.1.1带区数目和位置234.1.2带区运煤、辅助运输、通风及排水系统234.1.3带区生产能力及采出率234.1.4带区运输设备选择245采煤方法255.1采煤工艺方式255.1.1采煤方法选择255.1.2工作面长度的确定265.1.3采煤机型号和进刀方式265.1.4输送机型号275.1.5支架型号285.1.6控顶设计和支护强度校核295.1.8工作面采空区处理方法305.2矿井工作制度305.3回采巷道布置305.3.1回采巷道布置方式305.3.2分带巷道布置尺寸305.3.3分带巷道支护方式336矿井通风及安全技术356.1矿井通风系统选择356.1.1通风方式的选择356.1.2通风系统356.2带区及全矿所需风量366.2.1掘进通风及硐室通风366.2.2风量分配406.2.3通风阻力的计算416.2.4矿井总通风阻力的计算436.3防止特殊灾害的安全措施436.3.1预防瓦斯爆炸的措施436.3.2防尘措施446.3.3预防井下火灾的措施446.3.4预防井下水灾措施446.3.5矿压显现控制措施446.3.6矿井安全出口446.3.7自救器及安全仪表的配备456.3.8矿山救护457矿井提升、运输和排水系统467.1主副井提升选型467.1.1主井提升方式及设备467.1.2副井提升方式及设备467.2带区运输设备选择467.2.1设备选型原则467.2.2带区运输设备选型及能力验算477.3井下排水498设计矿井基本技术指标50参考文献52致 谢54641 井田概况及地质特征1.1井田概况一、 1.1.1地理概况1、位置与交通望夫尖井田位于山西省大同煤田东翼中东部边缘地带，距大同市约30km，距同煤集团公司17km。地理位置为东经1124932113930，北纬39524010。位于口泉河两侧，鹅毛口河以北，七峰山西侧。属大同市南郊区及朔州市怀仁县所辖。本井田铁路、公路交通便利。交通位置见图1-1-1。2、河流与水体望夫尖井田属于海河流域永定河水系桑干河北岸支系，主要河流有十里河、口泉河、鹅毛口河。（1）十里河：位于大同市西南、井田北部的云岗沟内。流域面积1044km2，全长61.5km，河宽50600m，坡度0.2l，树枝状水系。小站水文站1954年测得最大洪峰流量224m3s，1952年最小流量0.003m3/s。（2）口泉河：从井田中间穿过。流域面积600km2，全长 50km，河宽20150m，树枝状水系，坡度57%，为间歇性河流，流量甚小，主要靠矿坑排水补给。但雨季山洪暴发时流量猛增，1988年7月12日，据有关部门估计，洪峰流量600m3/s。（3）鹅毛口河：位于井田南，流域面积110km2，全长 12km，河宽 80m130m，河床坡度1.8%，树枝状水系。日常流量为0.043 m3/s 。3、气象、地震气象：本区属中温带、大陆性气候，昼夜温差较大，冬季干燥寒冷，风沙严重，夏季炎热。年最高气温37，最低气温-28，年平均气温6.5。年最大降雨量634.7mm，年平均降雨量419.88mm，降雨主要集中在七、八、九三个月内。年平均蒸发量1880.1mm，一般大于降雨量的34倍。本区多为北西风和北风，次为西风和西北风，最大风速29m/s，平均风速3.0m/s。历年最大积雪深度22cm，冰冻期自十月上旬至翌年四月下旬，历年最大积雪厚度22cm，最大冻土深度161cm。地震：根据中国地震烈度区划图本区地震烈度为7。据国家地震局以震发烈1994011号文批复，工业场地和风井场地的地震烈度均为7。本设计根据有关部门规定工业场地建筑均按地震烈度7设防。二、 1.1.2主要自然灾害本矿井主要自然灾害有：水、火、瓦斯、煤尘、顶板。三、 1.1.3煤田开发现状及现有生产矿井开采情况大同煤田为“双系”煤田，上部赋存侏罗系煤层，下部赋存石炭二叠系煤层。侏罗系煤层赋存层数多，储量大、埋藏浅、煤质优良，开采历史悠久，目前大同煤田的主要煤炭产量仍然出至侏罗系煤层。上部生产矿井情况：望夫尖井田上部的侏罗系煤层，由于挖金湾、王村、雁崖、白洞、四老沟矿和马口煤矿的多年开采，已基本采完。现有近百个小煤矿仍在开采大矿遗留的边角煤、煤柱和薄煤层。井田内侏罗系剩余储量很小，小煤窑服务年限也短，从总体上来说，对塔山矿井建设影响不大。据地质报告提供本井田范围内石炭二叠系煤层尚无小煤窑开采。在井田外东部煤层浅部露头有北广峪、南广峪、乱炭窑、灰窑沟、三国庙、炭窑峪（郊城）、炭窑岭（羊坊）、七峰山等八个地方小煤矿，开采35#、8#煤层，年产量一般为515万t，均为土法开采，开拓方式大多为斜井，各矿井井下涌水量微弱，35#煤层顶板管理困难，煤层有自然发火倾向。靠近井田东南部有怀仁县虎龙沟煤矿，年设计生产能力60万t，斜井开拓，生产初期开采8#煤层，日排水量5060m3。本井田以南鹅毛口沟内还有窑子头，王卞庄、柴沟、石井等怀仁县联办矿，年设计生产能力均为30万t，均已建成投产。综上所述：井田周边多为小煤窑，矿井在开拓、开采过程中要特别关注小窑的开采范围并查清其采空范围，避免对矿井安全生产的影响。1.2井田地质特征四、 1.2.1地质特征1、区域地质及地层，成煤时期，煤层赋存情况（1）区域地质及地层大同煤田为一开阔的、北东向的向斜构造，向北东倾伏。南东翼倾角一般2060，局部直立、倒转。北西翼被白垩系覆盖。受东西向六棱山脉、恒山山脉和五台山山脉隆起构造体系的影响，煤田主干构造线（云岗-马道头-玉井向斜轴和该向斜东缘的压扭性断裂，山阴-怀仁-大同断裂）呈北东向。大同煤田区域地层由老至新为：上太古界五台群,古生界寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系,中生界侏罗系、白垩系,新生界第四系。详见综合柱状图1-2-1。其中：石炭系：平行不整合于奥陶系地层之上，分本溪组和太原组。本溪组地层厚19.3527.6m，一般23.48m,为铁质泥岩、铝土质泥岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、砂岩和砂砾岩组成，夹薄煤和12层石灰岩。铝土质泥岩赋存于该组的底部，平均厚8.68m，含菱铁质较高，层位稳定，但厚度变化大。本溪组地层在区内普遍赋存，且较为稳定。太原组厚86.0095.86m，一般厚88.67m,为砂岩、砂砾岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、高岭质泥岩及煤层组成，煤层中有煌斑岩侵入。二叠系：整合于石炭系地层之上，区内赋存下统山西组、下石盒子组，上统上石盒子组。山西组厚53.3481.34m，一般厚69.26m,岩性主要由砂岩，砂砾岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层组成,煤层中有煌斑岩侵入。该组地层区内分布较稳定，与下覆地层整合。下石盒子组厚071.05m，一般厚52.82m,主要由砂岩、砂砾岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成。该组地层在区内东南及北部赋存较薄，厚度变化规律性不明显。上石盒子组厚度0220.68m，一般厚80.39m，主要由砂砾岩、砂岩、粉砂岩及砂质泥岩组成。该组地层在区内西部发育较厚，往东北方向渐薄，至井田东北角尖灭缺失。侏罗系：不整合于二叠系地层之上，分下统永定庄组和大同组。永定庄组厚度54.44176.50m，一般厚124.90m，底部为中、粗粒长石石英砂岩、菱铁质含量较高；中部为厚层状砂岩、砂砾岩、夹薄层砂质泥岩；上部以砂质泥岩、粉砂岩为主，夹砂岩、砂砾岩。该组地层在区内较发育，但厚度变化规律性不明显。大同组厚度92.86174.29m，一般厚135.65m，由砂砾岩、砂岩、粉砂岩、砂质泥岩和煤层组成。含可采煤层912层，其中绝大部分已由同煤集团口泉沟的四老沟、白洞、雁崖、挖金湾、王村矿和马口煤矿开采殆尽，剩余的边角煤，地方小煤窑正在开采。大同组厚度050.86m，一般厚18.79m，上段为紫红色、灰紫色粉砂岩、砂质泥岩、粗粒砂岩，厚度变化较大，斜层理发育。第四系：不整合于侏罗系地层之上，分中、上更新统和全新统。中、上更新统厚031.75m，一般厚9m左右，由亚砂土、亚粘土组成，垂直节理发育、疏松、含少量钙质结核和小砾石；全新统厚013.75m，一般厚5m，为冲积、洪积层，由砾石、砂组成，分布于现代沟谷中。（2）成煤时期及煤层赋存情况井田内赋存有侏罗系和石炭二叠系两套含煤建造。侏罗系大同组为上部含煤建造，分布有许多国有煤矿和地方国有煤矿，其煤层所剩储量不多；二叠系下统山西组和石炭系上统太原组为下部含煤建造，地层总厚86.2177.20m，平均为157.93m，共含煤15层，煤层总厚38.25m。五、 1.2.2地质构造1、地层形态及褶曲塔山井田位于大同煤田的中东缘地带，属大同向斜的中东翼。为一走向北1050东，倾向北西的单斜构造，地层倾角一般在5以内，井田外东部煤层露头处地层倾角较大，由南至北倾角4070，局部直立、倒转。由煤层露头线向北西地层变缓到15左右，水平距离约1000m，而边缘部分超过25以上的水平距离不超过 300m。井田内大部分地区的地层产状平缓，有缓波状的起伏，发育次级褶皱，塔山区主要有史家沟向斜，盘道背斜和老窑沟向斜，对煤层的开采影响不大。2、断层井田内断层较多，对矿井的开拓及开采有一定的影响。井田内断裂构造较为发育，根据精查地质报告，全矿井共有断层60多条，绝大多数为正断层，只有F1308、F1549、F36为逆断层。其中断距在30m以上的有8条，为F1385、F1686、F23、F24、F44、F49、F39、F21断层。塔山井田范围内有两组断层群，分别位于井田内的王村区和塔山区。塔山区共有断层37条，其中断距在10m以上的有14条，对煤层的破坏作用较大，多数断层延展长度短，落差不大。另外，井田内的白洞区、挖金湾区也有一定数量的断层分布。3、煤层井田内赋存有侏罗系和石炭二叠系两套含煤地层。侏罗系大同组为上部含煤地层，分布有许多国有煤矿和地方国有煤矿，其煤层所剩储量不多 二叠系下统山西组和石炭系上统太原组为下部含煤地层，地层总厚86.2177.20m，平均为157.93m，共含煤15层，煤层总厚38.25m，含煤系数24。各可采煤层特征见表1-2-2。 山西组二叠系山西组含煤地层厚53.3481.34m，平均69.26m，含煤4层，自上而下为山1#、山2#、山3#、山4#煤层，煤层总厚平均4.65m，含煤系数为6.7，仅有山4#煤层为全区大部分可采，分述如下： 山1#煤层：位于山西组的上部，距下石盒子组K4砂岩一般2m左右，大部分被K4砂岩所冲刷，全区仅5个钻孔赋存有煤，厚度均在0.30m以下，属不可采煤层。山2#煤层：位于山1#煤层之下，上距K4砂岩一般10m左右，南部间距较小为68m，全区64个钻孔见煤，煤厚0.151.13m，赋煤点占全区的40%，其中仅有4个不相连的钻孔煤厚达到可采（0.80m以上），无工业价值。4、可采煤层结构及夹石的岩性和厚度山4#煤层：煤层结构较复杂，由16层（一般34层）煤分层组成。夹矸为砂质泥岩、高岭质泥岩和炭质泥岩。煤层含矸率在可采范围内为031，平均16。2#煤层：煤层由26层（一般24层）煤分层组成，夹矸多为高岭岩、高岭质泥岩和炭质泥岩煤层含矸率在可采范围内为034，平均16。5(3-5)#煤层：煤层特厚，结构复杂，一般由1015个煤分层组成。夹矸一般为高岭岩、高岭质泥岩、砂质泥岩和炭质泥岩。煤层含夹矸在魏2、鹅237、口12号孔及1603、1605孔附近层数增多，厚度增厚。煤层含矸率一般为16%。 8#煤层：煤层结构较简单。由15层（一般l3层）煤分层组成，夹矸为砂质泥岩或高岭质泥岩，煤层含矸率023，平均571。5、煤层露头及风氧化带煤层出露位置在井田的东部1.21.3km处。由于各煤层埋藏较深，未遭受风氧化。浅部煤层风化氧化带的深度为：从露头线沿倾向下延50m。2井田储量和服务年限2.1矿井工业储量2.1.1井田划分1.井田划分的原则在煤田划分为井田时，为了保证各个井田都可以有合理的尺寸和境界，这样使煤田各部分都能得到合理良好的开发。因此，煤田划分为井田一般要遵循以下几个原则：1）利用好当地的自然条件进行划分，如地质构造（断层）、河流、铁路等；2）井田的境界范围应当与矿井的生产能力相适应；3）矿井要有合理的形状、尺寸以及足够的储量；4）统筹兼顾，合理布置，要处理好与相邻矿井的关系；5）划分的井田范围要为矿井发展留有一定的空间；2.块段法计算矿井工业储量矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探后，煤层厚度和质量都符合开采要求，地质构造比较清楚，当前即可供利用的储量。本次的储量计算是在地质报告提供的1：5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可用算术平2.1.2资源/储量估算方法采用地质块段法估算储量。由于井田内的煤层倾角一般为2-3，因此采用水平投影面积估算。其公式为：储量（万吨）平均厚度（m）面积（m2）视密度（t/m3）1/100002.1.3资源/储量估算主要参数的确定1.面积的确定通过计算机上的CAD，在煤层底板等高线图上，来求取块段面积。S1=3113659.7377m2 S2=1770007.7745 m2S3=1798027.6392m2 S4=2638873.0637 m22.煤层厚度的确定距上号煤层间距1.56-15.35m，大部分可采且较稳定，煤层厚度为2.32m，平均2.32m，结构简单，属于稳定煤层，通常顶板岩类为炭质泥岩、粉砂岩，底板岩类为粉砂岩。3.视密度值的确定根据原大斗沟煤矿生产矿井地质报告资料，可以得到，14号煤层的视密度值为1.34t/m3。2.1.4计算储量2.2矿井可采储量2.2.1采区开采储量矿井设计资源/储量按式（2-2）计算： Zs=Zg-P1 式（2-2）式中Zs矿井设计资源/储量 Zg矿井设计资源/储量P1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7%算。则：Zs=Zg-P1 =矿井设计可采储量按式（2-3）计算： ZK=(ZS-P2)C 式（2-3）式中ZK矿井设计可采储量；P2工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的8%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90%。则：ZK=(ZS-P2)C=（88.27-88.278%）90%=73.08Mt2.2.2工业广场煤柱 在采区开采储量的计算中，工业工厂和主要井巷煤柱损失量之和为： T=88.278%=7.06Mt 取工业广场的煤量损失为T=7.06Mt2.3矿井设计生产能力及服务年限2.3.1矿井设计年生产能力的确定根据当地的用煤需求和外面的用煤需求，同时结合煤层的赋存条件、装备水平、资金来源、可采储量等因素，确定矿井生产能力为1.8Mt/a。2.3.2矿井及水平服务年限的确定矿井及水平服务年限均按下式计算： T=Z/AK （2-2）式中：T服务年限； Z设计可采储量，万t； A设计生产能力，万t/a； K储量备用系数，取1.3；则：矿井及水平服务年限T=8827(1801.3)37年3井田开拓3.1井田开拓方式的选择3.1.1井筒1.井田开拓概述井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及 其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。2.井筒形式的确定1） 井筒形式的确定本矿井的煤层倾角不大，平均5左右，属于近水平煤层；且表土层没有流沙层；水文地质情况中等简单，涌水量不大。由于本矿井煤层埋深350m左右，故通过在技术上的比较本矿井选用立井井筒开拓。2）井筒位置的确定井筒位置的确定原则：（1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，让沿井田走向的井下运输工作量最小，这样通风网路短，通风阻力也小。（2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置从井筒和工业场地保护煤柱等的损失看，井筒越浅，煤柱尺寸越小，再考虑整个井下运输状况。因此，把井筒一般放在井田倾向方向中偏上的位置。（3）有利于矿井初期开采的井筒位置应该尽可能的使井筒位置位于浅部，通过这样的方法，来减少初期井下开拓巷道的工程量，这样也可以节省投资和缩短建井工期。（4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室尽量位于稳定的围岩中，应尽量不要让井筒穿过流沙层、含水层、冲积层、断层破碎带等，还要尽量不穿过煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。（5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主井、副井等生产系统所需的的建筑物，还要引进铁路专用线。为了方便地面各系统之间相互连接，还要方便修筑铁路专用线与国家铁路接轨，对此要求地面要平坦，高差起伏不能太大，还要避免穿过村镇和居民区，陷落区或采空区，洪水浸入区，文物古迹保护区，要避免桥涵工程。4.井筒位置及坐标主井坐标：X：582487.8820 Y：4428359.5132 副井坐标：X：582482.106 Y：4428342.6614 风井1坐标：X：582571.7165 Y：4428378.45 3.2.2工业场地工业场地的位置应该位于主井、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：确定地面工业场地的占地面积为18公顷，形状为梯形。3.2.3开采水平的确定本矿井主采煤层为14#煤层。14#煤层属近水平煤层，平均倾角为5。因为本井田地势比较平坦，表土层也不厚，水文地质条件也相对简单，从技术层面上来说，立井和斜井开拓都可以的，因此初步提出了两个开拓方式，再将这两个方案进行经济比较。通过分析本矿井的年产量等，决定主井采用箕斗提升输送煤炭。运输大巷设在煤层中，煤炭通过主立井中的箕斗提升机运到地面。另外，副立井中布置双层罐笼，排矸、材料、人员通过副井提升。此外本矿井的煤层赋存角度不大，基本上属于近水平煤层，所以可以采用带区式开采，采用两翼对角式通风。由于本矿井的瓦斯、涌水及煤层倾角等都比较小，还考虑到本井田范围不大,所以本矿井采用单水平的开采方式。考虑到煤层的顶底板都是稳定坚硬的，但是为了加快巷道掘井速度，缩短建井工期，就将运输大巷布置到煤层中。布置煤层大巷时，要避免布置在松软、吸水膨胀、易风化的煤层中，与此同时，还要避开支承压力的一些不利影响。考虑到煤层自燃发火期较长，将巷道布置在煤层中维护相对来说并不困难。所以在采用条带式开采时，将运输大巷和回风大巷布置在煤层中，辅运大巷布置在岩层中。3.2.4井底车场井底车场是连接矿井主要提升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、下料、供电和升降人员等各项工作服务。3.2.5方案的提出及技术比较考虑之前的各种资料及地质条件，想出一下两种在技术上可行的开拓方案：图3-1 双立井开拓图3-2 主斜副立井开拓方案一此处采用双立井开拓，相对主斜副立来说，井筒的维护工程量就会小点，另外，井筒的长度比主斜副立短。主井采用箕斗提煤，副井用多绳罐笼，另外还有一个材料罐笼，用于运料、出矸、上下人。从技术上分析，这种方案是可行的。方案二此处采用主斜副立开拓，由于本处表土层比较薄，地质水文条件都比较简单，施工也很方便，井筒的维护量也不是很大。主斜井540m,副立井长260m,采用胶带输送机运煤。因此，从技术上分析，这种方案也是可行的。开拓方案经济比较方案一、方案二的大巷及带区巷道布置、基建、维护费用，运输、通风、排水、供电系统和设备以及风井位置、建设费用等基本一样，因此在这里这些都不进行经济比较。在这里只比较这两种方案的不同部分，也就是井筒和井底车场的基建费和经营费这些。表3-1 工程量方案项目方案一方案二主井井筒（m）400540副井井筒（m）390260井底车场（m）13991050 注：井底车场、硐室工程量折算成巷道工程量（按照立方折算）表3-2 方案一基本建设费用表顺序工程项目名称斜井单水平开拓总工程量（m）单价（元m-1）费用（万元）直接费辅助费管理费合计1主井井筒4006127.05011.43452.914591.3539.82副井井筒3906127.05011.43452.914591.3525.33井底车场13992066.11436.21085.74588.0550.1基本费合计1615.2表3-3 方案二基本建设费用表方案项目立井单水平（含辅助水平）上、下山开拓总工程量（m）单价（元m-1）费用（万元）直接费辅助费管理费合计主井井筒5403573.02385.519307888.5583.7副井井筒2606127.05011.43452.914591.3525.3井底车场10502566.11436.21585.75588.0642.6总合计1751.6在这里不得不说管理费是直接费和辅助费总和的31%。表3-4 费用汇总表方案项目方案一方案二费用（万元）百分率（%）费用（万元）百分率（%）基本建设费1553.8100%1350.590%在以上所列的经济比较中需要来补充以下几点；1.两种方案的大巷和上山的开掘费用都差不多，想到全井田中大巷的开掘长度基本一样，也就是开掘的总费用也差不多，所以没有对这方面来进行比较计算，还有，带区的上、中、下部车场数目两种方案也一样，因此也没考虑。2.两种方案的大巷、石门以及带区的所有辅助运输费用都一样，因此也没考虑。3.综上来看：对于基建的总投资来说，方案一比方案二少了136.4万元，可以明显看出方案一比方案二更好，所以本设计要选择方案一，也就是：用双立井开拓来开采整个井田。3.2矿井开拓巷道3.2.1井筒1.井筒特征通常来说，立井井筒的断面形状有两种：圆形和矩形，但圆形断面的立井具有承压性能好，服务年限长，维护费用低通风阻力小，通风阻力小等优点，因此副井井筒采用圆形断面，主井井筒采用半圆拱形断面。由于煤层上部距地表较浅，为了便于施工，还有安全起见，风井也采用立井的井筒形式，半圆拱形断面。2.井筒断面尺寸 1） 主井主井井筒采用的是立井，井筒直径6.5m，在本设计中矿井设计年产量为1.8Mt，所需的提升量相对较大，所以，根据我国现行的技术装备，在主井中用煤矿立井箕斗提升系统来提煤。主井的井壁采用混凝土浇筑的支护方式。另外，还要布置检修道、动力电缆、照明电缆、通讯信号电缆和梯子间等设施。主井的井筒断面和井筒特征表分别见图3-3和表3-5表3-5 主井井筒特征表井型1.8Mt提升容器升 箕斗提升机井筒直径6.5m井深380井断面积33.18 m2井筒支护混凝土井壁厚500mm表土段井壁厚1000-2000mm基岩段毛断面积44.18 m2表土断毛断面积 56.74-86.58 m2 图3-3 主井井筒断面图 图3-4 副井断面图 2） 副井副井井筒在此处也用立井形式，断面为圆形，净直径为6.0m，井筒内装备一套3t双层双车罐笼，而井壁要采用的是钢筋混凝土浇筑支护的方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备和矸石等。副井内除了要装备罐笼以外，还要设梯子间等作为安全出口，并要设有管子道、电缆道等等设备。副井井筒断面和井筒特征表分别见图3-4和表3-6表3-6 副井井筒特征表井型1.8Mt提升容器升 3t双层双车罐笼井筒直径6.0m井深260m井断面积28.26 m2井筒支护混凝土井壁厚400mm表土段井壁厚1000-2000mm基岩段毛断面积32.15 m2表土断毛断面积 46.74-76.58 m2 3）风井风井采用的也是立井形式，断面同样也为圆形，井筒断面直径为4.5m，断面积为15.9 m2。两个风井都布置在井田边缘，不需要留设保护煤柱。井筒要采用混凝土支护，井壁厚500mm，风井井筒断面和井筒特征表分别见图3-5和表3-7 图3-5 风井断面图表3-7 风井井筒特征表 井型 井筒直径 井深 净断面积 基岩段毛断面积表土段毛断面积 0.9Mt 4.5m350m15.9 m2 27.39 m244.10 m23.2.2井底车场1.井下中央变电所1） 硐室位置。2） 支护形式和特殊要求变电所必须要采用不燃性的材料来进行支护，如过选用的是混凝土或者料石砌碹，如果条件许可，也可以采用不燃性的锚喷支护。硐室不能有滴水现象，电缆沟要设置一定的坡度方便将里面的积水随时排出室外。中央变电所还要根据规定，设置相应的灭火器材。如：配置相应的灭火设备和充足的砂箱，因此在硐室设计尺寸时，一定要留出相应的位置来给灭火器材。2.水仓的支护形式和特殊要求本次设计的水仓断面是半圆拱的形状 ，用混凝土来砌碹水仓，考虑到支架间隙也可以用来储水，水仓净断面应该乘以1.2的系数，为了让淤泥更易于沉淀，也方便清理，水仓到配水房的方向应该设立反坡，而且坡度通常为12。在水仓的最低点处，也就是清理斜巷不能设积水窝，再清理水仓时就能将积水排出，为了以后清理工作的方便。3.等候室在副井井筒的附近应该要设置等候室，来作为工人候车和休息的场所，等候室应该与工具房挨着，以便于工人来领取工具。 井底车场平面图如下： 图3-6 井底车场平面图3.2.3主要开拓巷道胶带运输大巷、辅助运输大巷、回风大巷等主要开拓巷道的断面形式、断面大小、支护方式及参数见下图和下表。1.胶带运输大巷图3-7 运输大巷断面图 表3-8 运输大巷断面特征表 围岩类别 煤巷锚杆排列方式 矩形掘进断面（m2） 17.3锚杆排列间距（mm） 800净断面 （m2） 15.3锚深（mm） 2000掘进尺寸（宽高，mm）4600,4800锚杆规格（L，mm） 190016喷射厚度（mm） 100净周长（m） 10.8锚杆型式树脂锚杆百米风阻（Pa）锚杆外露长度（mm） 1002.辅助运输大巷图3-8 轨道大巷断面图表3-9 轨道大巷断面特征表围岩类别 岩巷锚杆排列方式 矩形掘进断面（m2）17.3锚杆排列间距（mm） 800净断面 （m2）15.3锚深（mm） 2000掘进尺寸（宽高，mm）5000,4000锚杆规格（L，mm） 190016喷射厚度（mm）100净周长（m）14.8锚杆型式树脂锚杆巷道坡度（）3锚杆外露长度（mm）100每米锚杆数（根）15.03.回风大巷图3-9 回风大巷断面图表3-10 回风大巷断面特征表围岩类别 岩巷锚杆排列方式 矩形掘进断面（m2）17.35锚杆排列间距（mm） 800净断面 （m2）15.28锚深（mm） 2000掘进尺寸（宽高，mm）4300,2500锚杆规格（L，mm） 190016喷射厚度（mm）100净周长（m） 15锚杆型式树脂锚杆百米风阻（Pa）锚杆外露长度（mm）1004带区巷道布置4.1带区巷道布置4.1.1带区数目和位置首采带区选择在煤层的301带区，首采面选择在煤层的301带区东北部的3101工作面。这个带区的储量丰富，地质构造以及水文地质条件都比较简单，且煤层赋存比较稳定，这样也有利于矿井达产，且可以避免小窑的影响。4.1.2带区运煤、辅助运输、通风及排水系统1.运煤系统3101工作面：回采工作面分带运输进风斜巷运输大巷主井地面2.辅助运输系统3101工作面：地面材料及设备副井井底车场辅助运输大巷运料联络斜巷分带回风运料斜巷工作面（3101面）3.通风系统3101工作面：地面新鲜风副井井底车场辅助运输大巷进风联络斜巷分带运输进风斜巷回采工作面分带回风运料斜巷回风大巷风井地面4.排水系统301工作面：工作面分带回风运料斜巷辅助运输大巷井底水仓副井地面井下水处理站。4.1.3带区生产能力及采出率 1.带区生产能力 由于矿井设计年生产量为1.8Mt，采高为2.3m的综合机械化采煤方法，这样只布置一个工作面就可以满足矿井的产量要求。1）工作面的采煤机生产能力，按下式计算： 式（5-1）式中：工作面采煤机生产能力，Mt/a； 采煤机割煤高度，m； 煤层容重，t/m3； 工作面长度，m； 采煤机截深，m； 工作面昼夜进刀次数，取6； 工作面割煤回采率，取0.93； N正规循环率，取0.8；已知H1=2.3m，=1.3 tm3，L=250 m，a=1m，n=9，C0=0.93，N=0.8将各值代入公式（5-1），可得：A0=3302.31.3250190.930.810-6=1.65（Mt/a）工作面年产量A0=1.65（Mt/a）2）准备掘进和端头生产能力掘进出煤按照工作面产量的10%计算为16万吨综上，矿井设计井型为1.8Mt/a，而带区的生产能力为1.85Mt/a，肯定能满足矿井的产量要求。根据煤炭工业设计规范规定：对于带区采出率，厚煤层不应低于0.75，中厚煤层不应低于0.8，薄煤层不应低于0.85。而设计的首采带区采出率为80.3%，符合煤炭工业设计规范规定。最大控顶距1.2m,最小控顶距0.4m,支架间距1.684.1.4带区运输设备选择 分带运输巷采用胶带输送机DSJ10063275型。分带辅助巷采用防爆胶轮车进行人员及物料的运输，WC20R防爆人车、WC5T防爆胶轮车5采煤方法5.1采煤工艺方式5.1.1采煤方法选择本井田设计煤层为14#煤层，14#煤层平均厚度2.3m，属于中厚煤层，煤层倾角不大，属于近水平煤层。可以选用的的采煤方法有：倾斜分层长壁下行跨落采煤法；大采高一次采全厚单一长壁采煤法；一次采全厚综采放顶煤采煤方法。这三种方法每种都有自己的优缺点，下面进行分别叙述：1.倾斜分层下行跨落采煤法优点：这种方法可以解决缓斜厚煤层开采时的顶板支护以及采空区处理等问题，这样更方便于在这种煤层条件下实现安全生产，提高资源采出率以及获取更好的采煤工作面技术经济指标。缺点：使用这种方法时，铺设假顶的工作量比较大，巷道维护也比较困难，而且这样的话，生产的组织管理工作也很复杂，尤其是在开采易燃煤层时，自燃问题很严重，则需要采取特殊的措施来预防煤层自燃。2.大采高一次采全厚单一长壁采煤法优点：这种方法减少了顶煤还有底煤的丢失量，这样也提高了煤炭资源的采出率，这种方法与分层开采相比较，可以简化巷道布置，同时也节省了铺网工序，提高了开采效益。缺点：使用这种方法，采高越大，支架重量也就越大，而且是成线性变化的。不仅增加了设备的投资和搬迁难度，同时也增加了工艺的难度。3.一次采全厚综采放顶煤采煤方法优点：这种方法有利于合理的集中来生产，且对煤层的各种地质条件都很好的适应性，有明显的经济效益。缺点：这种方法采出率比较低（比分层开采低10%左右），而且工作时工作面的粉尘大，容易自燃发火，瓦斯容易积聚，隐患很大。结合上面的叙述，以及所记载的矿井煤层赋存条件，本次设计采用倾斜长壁一次采全高后退式综合机械化采煤方法。采空区的顶板处理采用全部垮落法，此外因为煤层顶板比较坚硬，所以需要采用强制放顶的措施，来减少采空区的悬露面积，这种方法既经济又合理，所以这种方法是可行的。5.1.2工作面长度的确定影响工作面长度的因素有很多，例如煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等。由于该煤层的赋存条件好，地质条件也很简单，所以这个矿井可以设计为综合机械化程度比较高的现代化矿井。这种矿井要求工作面要有较大的生产能力，所以要选用较长的工作面。一般情况下，综采工作面的长度范围在150m250m，但是由于各种综采设备的改进以及管理水平的提高，同时为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，所以设计的工作面长度为250m。工作面延东西走向由带区东部向西部推进，一个工作面（301首采工作面）推进长度为2673m。5.1.3采煤机型号和进刀方式1.采煤机型号采煤机采用MG300-W型采煤机数据如下表表5-1 MG300-W型采煤机主要技术特征项目技术特征单位型号MG300-W采高2.03.8m适应媒质硬度F=13煤层倾角35截深800mm滚筒直径1.6、1.8、2.0m牵引方式无链牵引力500kN牵引速度08m/s链条规格销轮齿轨滚筒中心距8389mm机面高度1488mm卧底量286mm2.采煤机进刀方式采煤机进刀采用在工作面端头斜切进刀法，其进刀过程如下：a.采煤机开至头或尾部，准备进刀；b.升起前滚筒、降下后滚筒，采煤机斜切入刀，直至滚筒完全切入煤壁,运输机斜切段大约45m；c.对调前后滚筒上下位置，推移端部40m处运输机，采煤机将该45m范围三角煤壁割通；d.对调采煤机前后滚筒上下位置，将采煤机反向牵引，将三角段浮煤扫清，采煤机正常割煤。5.1.4输送机型号输送机采用SGZ764/264A型刮板输送机，主要技术特征见表5-2表5-2 SGZ764/264A型刮板输送机主要技术特征项目技术特征单位型号SGZ764/264A设计长度200m出厂长度150m运输能力700t/h链速1.12m/s电动机型号KBY550-132功率2132KW转速1475r/min电压1140V布置方式平行布置中部槽规格（长宽高）1500764222mm园环链规格（dt）2692-Cmm刮板链形式中双链刮板间距920mm与采煤机配套牵引方式无链牵引制造厂家张家口煤机厂5.1.5支架型号支架选用ZZ4000/18/38型液压支架，主要技术特征见表5-3表5-3 ZZ4000/18/38型液压支架主要技术特征见表项目技术特征单位标准型号ZZ4000/18/38形式支撑掩护式支架高度1.8-3.8m宽度1.42-1.59m中心距1.5m初撑力3141.6kN工作阻力4000kN支护强度0.7MPa对底板比压1.431.58MPa适应煤层倾角30供液泵压75MPa运输尺寸（长宽高）55.9581.421.8m重量15.9T设计单位上海分院制造厂家苏南煤机厂5.1.6控顶设计和支护强度校核 1.控顶设计 工作面长250m，支架中心距1.5m，根据三机配套原则，则工作面需要安装150架支架，工作面的最大控顶距为1.2m，最小控顶距为0.4m，最小端面距为0.4m，最大端面距为0.7m。 2.支护强度校核1）支架支护强度校核 根据液压支架支护强度校核公式知，公式为式5-1。 g = kHr 式（5-1） 式中：g顶板对支架的压强(8倍于工作面的采高)，Pa； k采高的倍数(支架上方的岩石厚度,一般取6-8)； H工作面的采高,2.32m； r顶板岩石容重,最大取1.34t/m3； 代入数据得: g =72.321.349.5/1000=0.34MPa0.7 MPa 由上面的计算数据可以得到所选支架支护强度符合设计要求. 根据ZZ4000/18/38型支撑掩护式液压支架的特征表可知，工作阻力为4000kN。经过计算，可以得到工作面的阻力P不大于支架额定工作阻力的80%，符合要求。2）支架初撑力校核 对于老顶来压比较强烈的工作面，支架的初撑力应该适当的加大，约为额定工作阻力的75%为宜。则：P0=75%4000kN =3000 kN 式（5-2） 由所选液压支架的技术特征表可以知道，所选支架的初撑力为3141.6KN，条件符合控顶设计对支架初。 5.1.8工作面采空区处理方法采空区全部采用自然跨落法处理，若机头端头悬顶面积大于8m2而不垮落，必须要将锚索退出，如果在退出锚索之后，仍然不能使使采空区顶板跨落，则必须对采空区进行强制放顶，相应的措施应该按相关的规定来进行。5.2矿井工作制度 采用四六制，三个班采煤，一个班检修，每班6个小时。5.3回采巷道布置5.3.1回采巷道布置方式在运输斜巷内，为了适应矿井产量大的需要，需要设置转载机和胶带运输机，同时为了减少增减支架的麻烦，通常要做到工作面等长，所以对分带的两平巷都应该尽量做到直线而且要相互平行布置。本次所设计的矿井属于低瓦斯矿井，而且煤层倾角很小，平巷维护条件达到了单巷布置要求，所以采用单巷布置的方式。5.3.2分带巷道布置尺寸分带巷道单巷布置，采用留设20m分带保护煤柱的护巷方法。分带运输巷断面尺寸为3.04.0(高宽m)，分带轨道巷断面尺寸为3.03.5(高宽m)，工作面开切眼断面尺寸为2.57.5(高宽m)。表5-4 分带巷参数表巷道名称断面形式断面尺寸(高宽m)支护方式分带运输巷矩形3.04.0锚杆+锚索工作面开切眼矩形2.57.5锚杆+锚索分带巷道沿煤层底板并与带区运输巷道垂直布置，分带运输与分带回风平行，要按照5%至10%的坡度布置和掘进。1.分带回风巷为了满足本矿井通风以及运料的需要，分带回风平巷设计宽度为3.5m，高度为3.0m。其回风断面图与技术参数表分别见图5-3和表5-5。图5-3 分带回风巷断面图表5-5 分带回风巷技术参数围岩类别 煤巷锚杆排列方式 矩形掘进断面（m2） 11.4锚杆排列间距（mm） 800净断面 （m2） 10.5锚深（mm） 2000掘进尺寸（宽高，mm）3800,3300锚杆规格（L，mm） 190016喷射厚度（mm） 150净周长（m） 13锚杆型式树脂锚杆百米风阻（Pa）锚杆外露长度（mm） 1002.区段运输巷根据本矿井设计生产能力以及煤层的赋存条件，将分带运输巷宽度设计为4.0m，高度为3.0m。其运输断面图与技术参数表分别见图5-4和表5-6。图5-4 分带运输巷断面图表5-6 分带运输巷技术参数表围岩类别 煤巷锚杆排列方式 矩形掘进断面（m2） 12.9锚杆排列间距（mm） 800净断面 （m2） 12锚深（mm） 2000掘进尺寸（宽高，mm）4300,3300锚杆规格（L，mm） 190016喷射厚度（mm） 150净周长（m） 14锚杆型式树脂锚杆百米风阻（Pa）锚杆外露长度（mm） 1005.3.3分带巷道支护方式 分带运输巷、分带回风巷和工作面开切眼都采用锚栓加锚索支护。锚杆间的排距为800mm、1000mm，锚栓20 mm，杆长2000 mm，要呈矩形布置；锚索间的排距为800mm，锚索30 mm，杆长5000 mm，也要呈矩形布置。1.分带运输巷、分带回风巷的超前支护 在开采的过程中，要对两个顺槽巷进行超前加强支护，超前支护的长度要在采动超前压力影响范围之内，所以确定两条巷道要超前工作面煤壁20m范围内进行超前支护。 超前支护本处要支设两排，形式为DW35-200/100X单体柱加金属顶梁，其柱距为1750mm、3000mm，顶梁要与巷帮垂直。皮带巷超前支护也要支设两排，两排都支设20m，且都支设在距离转载机溜槽边缘两侧0.5m处；而运料巷的超前支护，支在巷道中心线两侧各1.0m处，两排均支设20m。表5-7 DW35-200/100X单体柱参数表 参数额定工作阻力额定工作液压 初撑力最大高度最小高度工作行程 重量 单位 kN MPa kN mm mm mm kg DW35 200 37.6108.5-144 3500 19901510762.端头支护及安全出口顶板管理 端头支护要采用头、尾特殊液压支架和端头单体支柱共同来维护顶板，本工作面端头支护只采用端头液压支架支护。表5-8 DTZT18300/1.7/3.5 型端头支架参数使用地点为301带区首采工作面两端支架型号 DTZT18300/1.7/3.5支架工作阻力 18300KN 支架高度 1.7-3.5m 支护强度 0.45Mpa 底板比压 2.5左右Mpa推溜力801KN拉架力445KN6矿井通风及安全技术6.1矿井通风系统选择6.1.1通风方式的选择以下是各种通风方式的适用条件。1.抽出式：这种通风方式是现在通风方式的一种主要形式，适应范围也比较广，尤其是对于高瓦斯矿井，更有利于管理瓦斯，也适用于矿井走向比较长，开采面积比较大的矿井。2.压入式：这种通风方式适用于矿井地面地形复杂，高差起伏较大，不能在高山上设置扇风机，且总回风巷道无法连通或者维护困难的时使用压入式通风。根据以上的分析来看，再结合本矿井的各种实际情况，本矿井是低瓦斯矿井，通风巷道也比较长，走向也较长等实际情况，所以确定采用抽出式通风。6.1.2通风系统 通风系统的选择：下列是各种通风系统适用条件：1.中央并列式：这种通风系统适用于煤层的倾角比较大，走向也不长（一般情况小于4公里左右），投产初期还没有设置边界的安全出口，而且自然发火不严重的矿井。2.中央分列式：这种通风系统适用于煤层倾角比较小，走向长度也不大的矿井。3.对角式：这种通风系统通常适用于煤层走向较长（一般要超过4公里），井田面积比较大，产量也比较大的矿井。4.混合式：混合式是前面几种通风系统的综合。终上所述，因为本矿井煤层走向较长，而且采用带区开采，井田面积也比较大，根据井田开拓方式和地表情况，应采用两翼对角式抽出式通风。而带区和回采工作面的通风方式为U型通风。6.2带区及全矿所需风量6.2.1掘进通风及硐室通风根据矿井开拓情况和带区巷道布置，为使矿井达产，需要配备一个回采工作面和两个掘进工作面，掘进工作面应该采用KDF-6.3型局部扇风机独立通风，此扇风机的电机功率为28kW。此外，爆破材料的发放硐室应该采用独立通风。1.矿井风量计算1）矿井风量计算原则矿井的总风量是指井下各工作地点的有效风量和各条风路上漏风量的总和。矿井总风量的分配要根据实际需要由里往外细致分配，并且分配给各用风点的风量，必须符合煤矿安全规程中有关规定，如表6-1。表6-1 井巷中的允许风流速度井 巷 名 称允许风速/(m/s)最低最高无提升设备的风井和风硐15专为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷8架线电机车巷道1.08运输机巷，带区进、回风巷0.256采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中的岩巷0.154其他通风人行巷道0.15根据煤矿安全规程2：“矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值”。（1）按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不得少于4m3。则按井下同时工作的最多人数计算，矿井的总风量为： 式（6-1） 式中：井下同时工作的最多人数，人； 每人每分钟供风标准，m3/min； 矿井通风系数；（2）按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算 式（6-2）式中：矿井总风量，m3s； 采煤工作面实际需要的风量总和，m3s； 掘进工作面实际需要风量的总和，m3s； 硐室实际需要风量的总和，m3s； 其它用风地点所需风量的总和，m3s； 矿井通风系数，取1.20；2.采煤工作面需要的风量计算1）按瓦斯涌出量计算 式（6-3） 式中：回采工作面的需风量，m3/min； 回采工作面CH4绝对涌出量，m3/min； 回采面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取Kd1.4； ； ；2）按回采工作面进风流温度计算采掘工作面气温不得超过26 式（6-4） 式中：采煤工作面所需风量，m3s；回采工作面适宜风速，取1.6m/s； 回采工作面平均有效断面，为30m2；工作面长度系数，取1.2；则： 3）按工作人数计算 式（6-5）式中：采煤工作面内同时工作的最多人数，为30人则： 4）按风速验算根据煤矿安全规程2规定：“回采工作面中的最低风速是0.25m/s,最高风速是4m/s”的要求进行验算。工作面中的最大风量为7200m3/min， ，最高风速为1.92m/s，这些条件都符合煤矿安全规程中关于综采工作面最大风速的规定。取上述计算最大值， 3.掘进工作面实际需要风量计算1）按CH4涌出量计算 式（6-6） 式中：掘进工作面的需风量，m3/min；综掘工作面CH4绝对涌出量，m3/min；掘进面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取Kd2；2）按局扇的实际吸入风量计算 式（6-7） 式中：掘进工作面同时运转的局扇额定风量的和，取400 m3/min； 为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2；则： 3）按人数计算 式（6-8） 式中：掘进工作面内同时工作的最多人数，20人；则： 4）按风速验算按照煤矿安全规程的有关规定，要使煤巷掘进工作面的风量满足：600.25SdiQhi604Shi600.2510.5Qhi60412157.5m3/minQhi2880 m3/min式中：掘进工作面巷道过风断面，m2； 式（6-9） 应该取上述计算结果的最大值， 5）硐室实际需要风量计算消防材料库为150 m3/min；中央变电所取150 m3/min；6）其它用风地点风量其它用风地点风量取采煤、掘进及硐室风量的4，则 式（6-10） 取170m3/min 式（6-11） 通过上面的计算，可以得到矿井的总风量为88.2m3/s；6.2.2风量分配1.分配的原则1）对于掘进工作面的风量，一般应该依据巷道断面大小，送风距离，煤岩巷三个因素来选取局部通风机，根据通风机不同的性能来供风；2）井下火药库、充电室等应该单独来供风；3）分配的风量，要使各巷道的瓦斯和有害气体的浓度保持在合理范围，此浓度应根据煤矿安全规程要求不得超过规定限度。2.分配的方法风量分配需要将矿井总风量合理的分配到井下各用风地点：综采工作面： 57m3/s； 2.28m/s综掘工作面： 8m3/s； 1.25m/s回风顺槽： 57m3/s； 4.38m/s运输顺槽： 57m3/s； 4.11m/s硐室实际需要风量： 5m3/s； 其它： 4m3/s； 6.2.3通风阻力的计算通风阻力的计算包括摩檫阻力和局部阻力两个部分，摩檫阻力是风流与井巷周壁摩檫以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力。而局部阻力是风流经井巷的一些局部地点，如井巷突然扩大或缩小、井巷转弯等，由于风流的速度或方向发生了改变，导致风流本身发生剧烈冲击，形成了非常紊乱的涡流，这样就损失了能量。造成这种冲击与涡流的阻力也就是局部阻力，由于这种阻力所产生的风压损失就叫做局部阻力损失。井下产生局部阻力的地点虽然多，但是一般只占矿井通风总阻力的10%。根据通风容易和困难时期通风阻力最大的风路，分别来计算出各区段井巷的摩擦阻力。 式（6-12） 式中：摩擦阻力，Pa；摩擦阻力系数，N.s2/m4；井巷长度，m；井巷净断面周长，m；通过井巷的风量，m3/s；井巷净断面积，m2；井巷摩擦风阻，；将以上计算出来的各数值填入下表6-2（其中表中的所列数值又是当空气为1.2kg/m3时数值）。表6-2 通风容易时期通风阻力计算表项目支护形式摩阻系数周长P (m)长度L (m)断面S (m2)S3Q(m3/s)Q2H(Pa)V (m/s)副井锚喷0.0008512.0059117.205088.4545.752093.252.482.66轨道大巷锚喷+锚索0.000915.60262314.402985.9846.92203.7427.183.26运输顺槽锚杆+锚索0.001615.16263013.862662.5057.003249.0077.854.11回采工作面液压支架0.003522.0015025.0015625.0057.003249.002.402.28轨道顺槽锚杆+锚索0.001614.80263013.002197.0057.003249.0092.104.38运输大巷锚喷+锚索0.000913.00241510.501157.6278.006084.00148.507.42回风立井砌碹0.003115.7025019.607529.5378.006084.009.833.98合计360.34总计增10%的局部阻力后396.37表6-3 井巷困难时期通风总阻力计算表支护形式摩阻系数周长P (m)长度L (m)断面S (m2)S3Q(m3/s)Q2h(Pa)V (m/s)副井锚喷0.0008512.0059117.205088.4545.752093.252.482.66轨道大巷锚喷+锚索0.000915.60641714.402985.9846.92203.7466.493.26运输顺槽锚杆+锚索0.001615.16170713.862662.5057.003249.0050.534.11回采工作面液压支架0.003522.0015025.0015625.0057.003249.002.402.28轨道顺槽锚杆+锚索0.001614.80165013.002197.0057.003249.0057.584.38运输大巷锚喷+锚索0.000913.00641710.501157.6278.006084.00394.597.42回风立井砌碹0.003115.7025019.607529.5378.006084.009.833.98合计584.10总计增10%的局部阻力后642.516.2.4矿井总通风阻力的计算通过上述面所说的两条风路，将各区段的摩擦阻力相加起来并且要考虑适当的局部阻力系数（通常情况不细算局部阻力）。就可以算出通风容易hme和困难hmd两个时期的井巷通风总阻力，它们分别为：式中：1.15，1.20是考虑到风路上有局部阻力的系数；等积孔的计算: =4.55m2 =3.45m2表6-4 等积孔表等积孔（m2）矿井通风阻力等级矿井通风难易程度评价1大阻力矿难12中阻力矿中2小阻力矿易矿井通风阻力等级分类 :根据表6-4可知，矿井通风是比较容易的。煤矿工业设计规范2规定：“矿井的通风等积孔在最大负压时，一般不应该小于1 m2。而本矿井在通风困难时期的等积孔为3.5m2，因此符合规范要求。从矿井通风阻力的等级分类可以知道，本矿井是小阻力矿井。6.3防止特殊灾害的安全措施6.3.1预防瓦斯爆炸的措施 1.本矿井为低瓦斯矿井，需要不停地向工作面输送新鲜的风流；2.每个掘进工作面都应该用局部通风机；3.应该要多加强通风管理；4.还要经常的进行瓦斯浓度测定，每时每刻都要提高警惕；6.3.2防尘措施1.要保证井下面洒水灭尘的水源足够，并且要采用湿式凿岩的方法；2.所有采掘工作面及进回风巷道都一定要敷设洒水管路，各个转载点都要使用喷雾洒水的装置，通过这种方法来减少粉尘浓度；3.按时在运输巷道和回风巷道内撒布岩粉，并且撒布岩粉的长度不能小于300m；6.3.3预防井下火灾的措施1.在井底车场巷道内以及变电所都要装有防火铁门；2.在井下的电器设备都要选用隔爆型，硐室要选用耐火的材料来砌碹；3.在井下要安设有防火的水管，并要多备点水龙头；4.对井下的采空区和废弃的巷道要及时的封闭，还要对采空区进行灌浆处理；5.通风设备具有反风功能；6.3.4预防井下水灾措施1.在变电所及水泵房出入口都要设有密闭门；2.要不断的强化超前钻孔来探测水源的探测作用； 3.对井下的采空区以及废弃巷道等要及时的封闭，及时对采空区进行灌浆处理；6.3.5矿压显现控制措施1.大巷采用锚喷支护，顺槽采用锚杆支护；2.配置顶板检测报警仪，矿压遥测仪等设备，为掌握矿压显现规律提供有效的手段；6.3.6矿井安全出口矿井共布置有主、副立井，其中副井为矿井安全出口。6.3.7自救器及安全仪表的配备自救器配备：为了保证矿工的生命安全，预防突发性灾害事故的发生，所有井下人员配备了 ZY-45型隔绝式压缩氧自救器，以实现自我救护。6.3.8矿山救护矿山救护在发生矿山灾害时必不可少，所以井下要有处理灾害的矿山救护队，并要给他们配备相应的技术装备和设施。总而言之，矿井的生产始终要严格的遵守煤矿安全规程和工作面作业规程等有关的安全规定，并且要严格执行，同时还要加强对职工的安全意识和自救能力的培训，才能够达到安全生产的良好效果。7矿井提升、运输和排水系统7.1主副井提升选型7.1.1主井提升方式及设备矿井主井为竖井，井筒直径6.5m，采用多绳摩檫式双箕斗提升，箕斗容量为12t，在主井下面应该设有一个主煤仓，主煤仓容量为500t，系统提升能力为1.8Mt/a。多绳磨擦提升机型号：JDS6/75X4（同侧装卸载）名义载煤量：6t有效容积： 6.6m3提升钢丝绳：4根提升钢丝绳，直径为25mm，绳间距300mm7.1.2副井提升方式及设备副井的提升设备为罐笼，副井的井筒直径为6m，罐笼安装为双层罐笼，用于人员和材料的提升运输。罐笼型号：2JK3/11.5E，1t单层双车非标准罐笼，双钩提升，滚筒直径3m，配用JRQ151210型电动机。7.2带区运输设备选择7.2.1设备选型原则1.必须要考虑到矿井开拓系统的状况，并且要和运输系统统一规划，要使上下运输环节能力配套； 2.必须要尽量减少运输和转载的次数；3.必须使设备的运输、安装和检修尽量方便，并应该多考虑到输送设备对通风、供电等的要求是否合理；4.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带区运输设备选型及能力验算1.运煤设备1）运输设备选型综合矿上的实际情况，还有前面采煤工艺设计中在工作面所选用的设备，则带区运输设备配套选型如下：转载机型号为SZB-764/132；破碎机型号为PCM110；斜巷可伸缩胶带