姚桥矿1.2Mta新井设计含5张CAD图-采矿工程.zip
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姚桥矿
1.2
Mta
设计
CAD
采矿工程
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姚桥矿1.2Mta新井设计含5张CAD图-采矿工程.zip,姚桥矿,1.2,Mta,设计,CAD,采矿工程
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摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为姚桥矿1.2Mt/a新井设计。姚桥煤矿位于江苏省徐州市西面，交通便利。井田东西长约5.42km，倾向（南北）长约3.38km，井田总面积为19.22 km2。主采煤层为7号煤，平均倾角为8，煤层平均总厚为4.8m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为126.02Mt，矿井可采储量92.63Mt。矿井服务年限为55.14，涌水量不大，矿井正常涌水量为480m3/h，最大涌水量为609m3/h。矿井瓦斯涌出量较低，为低瓦斯矿井。井田为双立井直接延伸开拓。大巷采用胶带运输机运煤，辅助运输采用矿车设备。矿井通风方式为中央并列式通风。矿井年工作日为330d，日提升时间16小时，工作制度为“三八”制。一般部分共包括10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备方式-带区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。专题部分：题目是深井高温热害的形成及防治。翻译部分题目是：现代测量技术在采矿中的应用ABSTRACTThe general part, special subject part and translated part are included in this design.The general part is a new design of Yaoqiao mine. Yaoqiao mine lines in West of Xuzhou in Jiangsu Province. The traffic of road and railway is very convenience to the mine. The run of the minefield is 5.42km ,the width is about 3.38 km，well farmland total area is 19.222.The Seventh is the main coal seam, and its dip angle is 8 degree. The thickness of the mine is about 4.8m in all. The proved reserves of the minefield are 126.02 million tons. The recoverable reserves are 92.63 million tons. The designed productive capacity is 1.2 million tons percent year, and the service life of the mine is 55.14 years. The normal flow of the mine is 480m3 percent hour and the max flow of the mine is 609 m3 percent hour. The mineral well gas gushes the deal lower, for low gas mineral well.The well farmland is a double level to expand.The working system “three-eight” is used in the Yaoqiao mine. It produced 330d/a.This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.development engineering of coalfield; 5.The layout of panels; 6. The method used in coal mining; 7. Transportation of the underground; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms.Special subject parts of topics is Coal mining under buildings of special methods.Translation for the content on some of the major coal mine gas processingEnglish topic is: The application of modern surveying technology in mining目 录一般部分ABSTRACT2一般部分31 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1矿区地理位置、范围11.1.2交通条件11.1.3地形、地貌11.1.4水文11、东部昭阳湖二级坝以北，井田所及部位长年积水，水位标高一般为11.1.5气象11.1.6地震21.1.7水源及电力21.2井田地质特征21.2.1以往勘探的情况21.2.2区域地质构造简况21.2.3井田地层31.2.4地层走向、倾向、倾角41.2.5火成岩对煤层的影响41.3煤层特征41.3.1含煤概况41.3.2煤质71.3.3煤层瓦斯71.3.4煤尘及煤的自燃性72 井田境界和储量82.1井田境界82.2矿井工业储量82.2.1储量计算范围和工业指标的确定82.2.2计算块段的划分92.2.3储量计算方法及参数的确定92.2.4工业储量计算92.2.5矿井可采储量102.2.6工业广场煤柱113 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限133.1矿井工作制度133.2矿井设计生产能力及服务年限133.2.1矿井生产能力的确定133.2.2矿井服务年限及校验133.2.3核算第一水平服务年限134 井田开拓144.1井田开拓的基本问题144.1.1井筒形式144.1.2通风方式和井筒数目：144.1.3开采水平的确定144.1.4延深方案144.1.5岩石大巷之间的联系144.1.6瓦斯，涌水量及初步开拓方案154.1.7开拓方案技术比较154.1.8开拓方案经济比较表164.2矿井基本巷道214.2.1井筒214.2.2井底车场254.3主要开拓巷道285 准备方式带区巷道布置305.1煤层地质特征305.1.1带区位置305.1.2带区煤层特征305.1.3煤层顶底板岩石构造情况305.1.4水文地质305.1.5地质构造305.1.6地表情况315.2 带区巷道布置及生产系统315.2.1带区准备方式的确定315.2.2带区巷道布置315.2.3带区生产系统325.2.4带区内巷道掘进方法335.2.5带区生产能力及采出率335.3带区车场选型设计346 采煤方法366.1采煤工艺方式366.1.1采区煤层特征及地质条件366.1.2确定采煤工艺方式366.1.3回采工作面参数376.1.4回采工作面破煤、装煤方式376.1.5回采工作面支护方式406.1.6端头支护及超前支护方式426.1.7各工艺过程注意事项436.1.9回采工作面正规循环作业446.2回采巷道布置476.2.1回采巷道布置方式476.2.2回采巷道参数477 井下运输507.1概述507.1.1井下运输设计的原始条件和数据507.1.2运输距离和货载量507.1.3矿井运输系统507.2带区运输设备选择517.2.1设备选型原则517.2.2带区设备的选型517.3大巷运输设备选择537.3.1运输大巷设备选择537.3.2辅助运输大巷设备选择548 矿井提升568.1概述568.1.1 井下运输设计的原始条件和数据568.1.2 矿井运输系统568.2主副井提升578.2.1主井提升578.2.2副井提升579 矿井通风及安全599.1矿井地质、开拓、开采概况599.1.1矿井地质概况599.1.2煤质条件599.1.3开采方法599.1.4变电所、充电硐室、火药库609.1.5工作制、人数609.2矿井通风系统的确定609.2.1矿井通风系统的基本要求609.2.2矿井通风方式的选择619.2.3矿井通风方法的选择629.2.4带区通风系统的要求639.2.5带区通风方式的确定639.3矿井风量计算649.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定649.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量649.3.3风量分配689.4矿井阻力计算699.4.1计算原则699.4.2矿井最大阻力路线699.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力：709.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔729.5选择矿井通风设备749.5.1选择主要通风机749.5.2电动机选型779.6安全灾害的预防措施789.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施789.6.2预防井下火灾的措施789.6.3防水措施7910 基本技术经济指标80深井高温热害的形成及防治82摘要821 概况831.1深井高温的危害831.1.1 深井高温热害问题的提出831.1.2 深井高温热害的危害831.2 国内外高温矿井降温理论的研究851.3国内外高温矿井降温技术的现状及发展趋势861.3.1 非人工制冷降温措施861.3.2 人工制冷降温措施872 深井高温的形成机制902.1 微气候四要素902.1.1空气温度902.1.2空气湿度902.1.3风速902.1.4热辐射902.2 引起矿内气温升高的因素分析912.2.1 地表大气状态的变化912.2.2 空气的自压缩升温912.2.3机电设备发热922.2.4 围岩向空气的散热量932.2.5 其它热源943 实例分析963.1实例一、新汶华丰煤矿热害分析及降温系统963.1.1 课题提出963.1.2 矿井通风降温技术方案的确定963.1.3通风降温方案的实施973.1.4 通风系统调整后运行分析983.1.5 经济效益分析983.2实例二、平煤五矿热害分析及降温系统983.2.1平煤五矿概况983.2.2 平煤五矿的热害现状983.2.3 平煤五矿热害热源分析993.2.4 矿井通风降温技术方案的确定1003.2.5 降温系统实施效果1013.2.6 降温后经济效益分析102英文原文103中文译文1104.2 个人数字处理技术的应用1125 结论113致 谢1141 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置、范围姚桥井田位于大屯矿区东部，在江苏省沛县和山东省微山县境内，南距沛县17Km，东临邵阳湖，距微山县10Km ,其地理坐标为东经1165443、北纬345251。1.1.2交通条件姚桥矿对外交通甚为便利，矿区内有徐培屯铁路专用线在沙塘车站和陇海线接轨、向东可以直达连云港；在徐州与津浦线相连，向北去兖州至石所；向南至南京和上海。矿井工业广场至沛屯集配站相距8Km ,沛屯集配站直各大城市距离见表1-1-1。沛屯集配站直各大城市距离表 表1-1-1铁路沛屯集配站至 单位Km沙塘徐州连云港上海浦口北京兖州石所63.382.4305733客运833货运422893243.4543.4公路可北达山东济宁，南通沛县、徐州，东到微山县、滕县，西至丰县。矿区东部的邵阳湖西侧有京杭大运河可通帆船和大型木船。交通位置见图1-1-1。1.1.3地形、地貌姚桥井田地貌属黄淮冲积平原，为第四系地层覆盖地区，矿井陆地部分地势平坦，略向东倾斜，陆地地面高程33.5437.47m，东部昭阳湖湖底高程为30.0033.00m，湖内常年积水。1.1.4水文井田内较大的地表水体有：1、东部昭阳湖二级坝以北，井田所及部位长年积水，水位标高一般为33.0034.00m，最高水位36.90m，湖水面积602km2，湖容量为3817Mm3，最低水位32.02m，湖水面积87km2，湖容量18 Mm3，每年1月份湖面冰封，57 月份湖水减少难以通航。2、京杭大运河位于湖陆交界处，本井田范围内与湖水贯通。3、杨屯河贯穿井田中部，水面宽4050m，全年可通航。4、沿河位于井田西端，大部分时间干枯。除上述地表水体外，尚有零星的鱼塘和纵横交错的排水沟渠分布。因此，矿区地表水系较为发育。1.1.5气象姚桥煤矿所在地气候属北温带鲁淮区气候，具有长江流域和黄河流域过渡性特点。冬季多在大陆性冷高压控制下，天气寒冷干燥；春季冷暖气团交错，天气多变，干旱少雨夏季处于副热带高压边缘，高温多雨；秋季阳光充足，天高气爽，四季分明。年平均降雨量789.2mm，平均降水日81.8d，雨季开始67月，极端降水1178mm/a（1971年）和492.4mm/a（1981年），最大日降水量393mm/d（1971年）。年平均气温13.8，七月最热（27），一月最冷（-1.1）霜期约170d。1.1.6地震姚桥煤矿位于大地构造体北断块区的南部，秦岭东西构造带东段，新华夏系第二隆起带的西侧，东距郯城庐江断裂带约150km，西距聊城断裂带约160km，附近有丰邳断裂、沛县断裂、微山断裂等次一级断裂构造。矿区具有发生五级左右地震的条件。较大地震条件不明显，造成破坏性影响的主要是来自邻区的大震。国家地震局1976年9月地震烈度区划资料本区属七度地震区。1.1.7水源及电力井田内可供作水源有第四系地下水、地表的河水河湖水，水质一般较好，水源可以就地解决。大屯矿区现有240MW自备电厂1座，目前发电工给矿井生产外，尚有富余并入徐州电网。1.2井田地质特征本井田陆地部分地势平坦，约向东北区倾斜，地面标高33.5437.47m。地表广泛分布第四系松散冲击物，平均厚度163 m 。井田湖区部分湖底标高35m左右。1.2.1以往勘探的情况本井田自1958-1985年以来经169、147、江苏、大屯地质队、上海水文地质队等单位进行地质勘探历时28年之久，井田范围由原来的17（km）2扩至19.22（km）2。提供了不少版本的地质报告，从而汇集了一份完整的资料。在全井范围内共有钻孔277个，平均4.885 个/（km）2。提供了全矿井主要断层的产状和延伸长度；查清了各煤层的赋存状态、煤层厚度、结构和变化规律；提供了低温核煤层顶底板岩石力学试验及预计矿井涌水量。使主要可采煤层7号层在-650米水平以上的高级储量比例达68%。陆地部分的地质资料可以满足设计需要。湖区部分基本控制了浅部深部的边界断层，查明湖区为一走向N25-40E、倾向NW的单斜构造，以及煤层层位、厚度与结构，其煤质特征与陆地部分相同；基本查明了火成岩侵入范围对煤层的破坏程度，第四系厚度及发育规律、水文地质特征等。1.2.2区域地质构造简况丰沛煤田地处秦岭东西构造带的北支新华夏系第二隆起带的西侧，东临炎庐大断裂。总的构造形态为一复式褶皱构造，受燕山运动影响，断裂发育，有岩浆岩局部侵入，构造较复杂。姚桥井田位于丰沛复向斜北缘，构造形态与含煤建造受区域地质构造的控制，石灰二迭含煤岩系沉积后，在印支运动时受南北向压扭应力，生成北东向之背向斜，后经燕山运动强烈构造的作用，生产不同方向的断裂构造，切割了原来的褶皱而呈现至今的构造形态。1.2.3井田地层该井田第四系冲积层广泛分布，为全掩盖式煤田，最老地层为寒武系凤山组（3 f），最新地层为第四系（Q）。现将地层由老至新分述如下：1、寒武系凤山组（3 f）：最大厚度60.78m，岩性主要为浅灰灰色泥晶灰岩、鲕粒灰岩、夹少量竹叶状灰岩。与上覆地层整合接触。2、奥陶系（O）：奥陶系地层最大厚度为569.30m，灰色、厚中厚层状，以白云岩、白云质灰岩为主,多具水平层理。与上覆地层假整合接触。3、石炭系（C）(1)、本溪组（C2b）：两极厚度26.64m41.46m，平均厚度37.40m左右，中下部由泥岩、砂质泥岩组成，夹薄层灰岩；上部以浅灰灰白色石灰岩为主，夹薄层灰绿色泥岩。与上覆地层整合接触。(2)、太原组（C3t）：本组地层两极厚度为146.29m182.63m，平均厚度160m左右，为一套海陆交互相含煤沉积地层。本组有灰岩1415层，全井田稳定。可采煤层17号和21号位于本组中下部。与上覆地层整合接触。4、二迭系（P）(1)、山西组（P11sh）：该组地层为井田内主要含煤地层，两极厚度64.16m130.83m，平均厚度105m左右，砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤组成，富含植物化石，含煤4层，其中7、8号煤层位于本组地层中下部，为井田内主要可采煤层。与上覆地层整合接触。(2)、下石盒子组（P21xs）：该组地层两极厚度200.57m297.13m，平均厚度242m左右，岩性主要由砂质泥岩、泥岩及砂岩组成，底部是一层厚而稳定的中、粗砂岩，平均厚度10m左右，下距山西组7号煤层60m左右。与上覆地层整合接触。(3)、上石盒子组（P12ss）：该组地层最大残厚为211.95m，岩性以砂质泥岩、泥岩为主；底部发育一厚层状中、粗粒砂岩。与上覆地层不整合接触。5、下白垩上侏罗统（K1+J3）井田内该地层最大残厚为448.76m，为一套干燥气候条件为主的内陆盆地沉积。与上覆地层不整合接触。6、第四系（Q）井田内该地层两极厚度为80.60m226.86m，平均厚度163m左右，自东向西，由南至北，该地层有逐渐增厚的趋势，岩性主要由粘土、砂质粘土、混粒土及各种粒级的砂组成。井田内断裂构造较发育，落差2m的断层共有378条，其中落差5m的断层共有138条，5m20m有88条，落差20m有50 条，大多数为高角度正断层，逆断层较少只有6条。 姚桥井田由于受区域构造的影响，断裂构造较发育，南、北、西边界皆为落差较大的断层，总体为一向北西倾斜的单斜构造，地层走向在陆上的西部为N15E左右，中部和东部为N3040E， 靠近北部袁堂断层附近为NE向。湖区次一级褶曲较发育，地层在走向和倾向上均有起伏变化。从采掘资料来看，以7勘探线为界，西翼浅部地层倾角为1216，中部及湖区地层倾角为58。1.2.4地层走向、倾向、倾角本井田基本为一倾斜向NE的单斜构造，地层走向NEE、倾向NNW。，井田深部倾角平缓为6-12。1.2.5火成岩对煤层的影响本井田中部有中基性长斑岩、煌斑岩、安山岩呈脉状侵入、致使11-13线之间7号、17号、21号煤层局部受到破坏而变薄，结构复杂；21号煤层底板被岩浆岩侵蚀，煤层变质为天然焦，但范围较小，破坏性不大。本井田东段南部有酸性花岗斑岩呈盘状、岩床状侵入，基岩在H21号孔附近，致使F14与F14-1之间、02线以西约3（Km）2的范围内各煤层都遭到严重破坏，但由于范围较小且较集中，对整个矿井影响不大。1.3煤层特征1.3.1含煤概况本井田含煤地层为下二迭统山西组、上石炭统太原群组，共有含煤17-20层，煤层总厚14.11米，可采者5层，即山西组的7、8号煤层，太原群的17-18、20号层，可采煤层总厚10米，可采系数3.9%。其中稳定的主要可采煤层为7号层，较稳定煤层有8、17、21号层，局部可采的不稳定煤层为18号层，可采煤层特征见表1-2-2。煤层发育情况及煤层顶底板岩石工程特征简述如下：1、山西组煤层7号煤层：为本井田稳定的主要可采煤层。陆地部分除F14与F14-1之间有花岗岩斑岩侵入，附近煤层遭受吞食或者严重破坏者外均为可采，厚度0.81-9.52米，平均厚度4.05米，煤层厚度沿走向变化不大，神不明显加厚。煤层局部有1-4层夹石，夹矸厚0.10-1.24米，以泥岩为主部分为砂质泥岩，煤层结构上属简单。湖区部分煤层厚度3.04-6.50米，一般厚5米左右，由浅至深煤层有加厚的趋势。煤层结构间单，发育稳定，I勘探线浅部和04线以东因火层岩影响使煤层遭受破坏。直接顶板以砂质泥岩为主，两极厚度1.2-19.0米，自然状态抗压强度741Kg/cm2；西部多为老顶中细砂岩，钙泥质胶结、致密，一般裂隙不发育，含水性若，稳定性较好抗压强度654-1632 Kg/cm2。底板以泥岩、砂质泥岩为主，厚度一般1-3米，抗压强度261-553 Kg/cm2，其底板抗压强度为1137 Kg/cm2。8号煤层：分布在湖区部分与陆地部分沿岸部分。煤厚0.2-5.69米，一般厚度2-4米，目前I勘探线以东尚未发现沉缺点。煤层结构单一，部分钻孔含夹矸层，夹矸厚度0.32-1.16米。在湖区部分分属较稳定煤层，是湖区部分主要可采煤层之一。直接顶板为粉砂岩、中-细砂岩，厚度不足1-31米，其自然状态抗压强度分别为700-1426 Kg/cm2和655-964 Kg/cm2；底板为砂质泥岩，抗压强度631 Kg/cm2。7、8号煤层间距变化大，最大可达31.76米、最小0.34米。7、8号煤层之间以砂岩为主，夹薄层条带状砂质泥岩，湖区东部以砂质泥岩为主。7、8号煤为黑色、块状、粉末状，煤岩成分为镜煤、亮煤、暗煤，属半亮型煤，呈油脂光泽，阶段状断口，条带形结构，内生裂隙发育，具黄铁矿薄膜及方解石细脉。2、太原群煤层17号煤层：煤厚0.39-1.91米，一般厚度1米左右。煤层结构简单，局部含夹矸1层，夹矸厚度0.05-0.59米之泥岩。井田西端有一煤层变薄带，并有沉缺点。湖区部分在02线有一沉缺带。从全井田范围看，本层属于较稳定层。顶板以泥岩为主，局部为砂质泥岩及细砂岩，厚度一般为3-6米，抗压强度164-181Kg/cm2，力学强度较低，稳定性差。底板为石灰石或砂质泥岩，厚度一般在1.6-3米，抗压强度497Kg/cm2。18号煤层：本煤层层位稳定，大部分见煤点厚度在0.7米以下，仅在陆地部分口湖边的浅部，形成零星的可采区，属于局部可采的不稳定层。顶板大多数是灰岩，次为泥岩、沙泥岩。底板为砂泥岩、泥岩。21号煤层：煤厚0.19-1.99米，一般厚度为1米左右，个别点不可采，含夹矸1-2层，属于较稳定煤层。顶板为L12灰岩，厚5米左右，抗压强度373-1653Kg/cm2，力学强度较高，稳定性良好。底板为泥岩及砂质泥岩，厚度一般为1-4米，抗压强度63Kg/cm2，力学强度低。17、21号煤层呈黑色、块-粉末状，煤岩成分为亮煤、暗煤，属于半亮型-半暗型煤，阶段状断口，条带形结构，内生裂隙发育，具黄铁矿星点或细脉。 1.3.2煤质山西组7、8号煤层，原煤灰分一般为14-15%，属低-中灰煤；原煤全硫含量一般小于1%，属于特低-低硫煤；原煤含磷量一般小于0.01%，属于特低-低磷煤，精煤回收率大多超过50%，属于良等；原煤干基弹筒发热量28052-28470KJ/Kg(6700-6800Kcal/kg)，煤质牌号以气煤为主，是较好的配焦和动力煤。太原群17、21号煤层，原煤灰分一般为12-18%，属低-中灰煤；原煤全硫含量17号一般大于1.5%，属于中-富硫煤；原煤含磷量一般小于0.01%，属于特低-低磷煤，精煤回收率大多超过50%，属于良等；原煤干基弹筒发热量28052-28470KJ/Kg(6700-6800Kcal/kg)，煤质牌号，17号维气煤，21号为肥煤，可作为动力煤和发电煤1.3.3煤层瓦斯姚桥井田深部勘探地质资料采样实测结果表明，各煤层瓦斯成分变化较大，但主要以氮气为主，沼气含量仅一个点大于2cm3/g,见表1-2-3。表1-2-3 煤层瓦斯成份及沼气含量表煤层煤层瓦斯成份（%）煤层可燃CH4（cm3/g）CH4O2N270-0.561.41-37.2834.35-97.420-0.00 880.3812.8686.940.00317微量-75.134.53-17.5119.14-82.49微量-3.97210.98-60.594.68-8.8334.73-89.380.02-1.601.3.4煤尘及煤的自燃性本井田各煤层精煤可燃基挥发分普遍较高，均在35%以上，火焰长度100800mm.从勘探的取样煤质中测得煤尘爆炸性指数41.7344.69%。火焰长度200700mm。各煤层均有煤尘爆炸危险。本井田各煤层之变质程度较低，其燃点也较低，各煤层还原样燃点和氧化样燃点之差T一般小于20，7号煤层仅少数点大于20，有可能自燃；17、21号煤层T虽小于20，但含硫量较高也有可能自燃。而且矿井自生产以来曾发生过几次自燃，故属于有自燃发火倾向的煤层。2 井田境界和储量2.1井田境界姚桥煤矿浅部主井地理坐标为东经：116 5443，北纬34 5251，深部主井地理坐标为东经：116 5429，北纬：34 5309。井田处于江苏省沛县杨屯镇与山东省微山县张楼乡境内，北以F19断层为界与上海大屯能源股份有限公司龙东煤矿接壤；南以F14断层为界与上海大屯能源股份有限公司徐庄煤矿相邻；西北以F19断层为界与徐州矿务集团三河尖煤矿毗邻，东为山东微山崔庄煤矿。姚桥井田的范围：以国土资源部2009年2月19日批准的采矿许可证中25个拐点坐标圈定的范围为准，井田面积走向长度5.70km，倾斜长度3.85 km，采矿登记面积为21.945 km2，开采深度为-150m-850m。由于本井田范围第四系冲积层较厚，无小煤矿及老窑。姚桥煤矿矿区范围拐点坐标见表2-1-1。表2-1-1 姚桥煤矿矿区范围拐点坐标点号XY点号XY点号XY5386108539498000338635003949800013864850394980004386200039498000238645003949800003386525039498000043865100394960700638655003949192089386325039488000053865950394836009038640903949000088386281039486500G386313539486305I38626873948294518386210039482940H386297039485813K38622453948238519386116039484500203859500394852702238582303948710087385954039480500213858270394865902338587003948925086386017039481250853860670394932002.2矿井工业储量2.2.1储量计算范围和工业指标的确定1储量计算边界本井田储量计算上限为-150m水平，下限为-850m水平，东至湖区部分以经线39498000与枣庄矿区崔庄矿井分界，西为人为边界，南自火成岩形成的无煤区以及两翼的煤层露头为界，北以F2袁之断层与F19上盘的断煤交线为界。2工业指标的确定（1）煤层最低可采厚度为4.0m；（2）煤层最高可采灰分不大于40 ；（3）煤层的最低发热量不低于14.54MJ/Kg 。2.2.2计算块段的划分储量计算块段划分原则（1）稳定或不稳定的7煤，高级储量的外围，以不超过基本线距的1/2的距离外推次一级储量；（2）工程质量低劣，打丢煤的钻孔不参与可采边界的圈定；（3）井田内可跨越已查明的落差不大于50m的地段，降为C级储量，其断层两侧各留3050m的煤柱，若断层密集，不能跨越断层划分高级储量；（4）见煤点的煤层厚度低于0.6m时,用插入法求出可采边界,对未见煤钻孔,用相邻的钻孔连线的中点为零点,再用插入法求出可采边界；（5）煤层夹矸的单层厚度不大于0.5m时，夹矸与煤层合并计算，煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，且夹矸厚度小于0.6m时，上下煤分层合并计算；（6）储量块段划分如图2-1所示。图2-1 储量块段划分2.2.3储量计算方法及参数的确定1储量计算方法本井田煤层的倾角较小，为缓倾斜煤层，采用等高线法直接在井田开拓平面图上井田大致面积，再根据煤层倾角折算倾斜面积，乘以容重、煤层厚度，计算出井田工业储量。2储量计算参数的确定（1）煤层厚度均采用煤层真厚度，按块段内或附近见煤点计算其算术平均值，作为该块段的煤层平均厚度，结果是：7煤4.8m.。（2）煤层容重采用1.38t/m3 。2.2.4工业储量计算根据煤炭工业设计规范，求得以下各储量类型的值：（1）矿井地质资源量矿井地质资源量可由以下等式计算： （2-1）式中：矿井地质资源量，Mt；煤层平均厚度，m；煤层底面面积，m3；煤容重，t/m3。将各参数代入（2-1）式中可得表2-2，所以地质储量为： =129.92（Mt）表2-2 煤层地质储量计算煤层块段倾角/()块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/Mt煤层总储量/Mt总储量/Mt7#175.944.81.3840.13129.92129.92271.594.81.3810.74372.534.81.3817.10493.824.81.3825.94565.344.81.3836.01（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。54.57（Mt）27.28（Mt）23.39（Mt）11.69（Mt）9.09（Mt）因此将各数代入式2-2得：126.02（Mt）2.2.5矿井可采储量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：（Mt）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：（Mt）2.2.6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120万吨/年，所以取工业广场的尺寸为360m400m的长方形。煤层的平均倾角为8度，工业广场的中心处在井田走向的中央，在靠近中心断层的地方，其中心处埋藏深度为-450m，该处表土层厚度为163m，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20m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-3 工业场地占地面积指标井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-4 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/m-45084.8615045746570由此根据上述以知条件，画出如图2-2所示的工业广场保护煤柱的尺寸：图2-2 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：998649.16m2 S7煤=998649.16/cos8=1008463.29m2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，7煤4.86 m； R -煤的容重, 1.38t/m3。则： Z工=1008463.294.861.3810-4 =676.35(万吨)3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度煤炭工业矿井设计规范第2、3条规定：矿井设计生产能力宜按年工作日330天计算，每天净提升时间宜为16h，结合本矿的设计能力及地质条件，本矿井的工作制度为：年工作日330天，每天三班作业，每班工作8h，两班采煤，一班检修，每天净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井生产能力的确定姚桥矿井田范围内7煤赋存稳定，储量丰富，煤层倾角小，地质条件简单，非常适合综合机械化采煤，故本设计定为1.2Mt/a的大型矿井。3.2.2矿井服务年限及校验服务年限计算公式见式3-1。T= （3-1）式中：T 矿井设计服务年限，a；Zk矿井可采储量，Mt；A 矿井设计生产能力，Mt/a；K 矿井储量备用系数，一般1.31.5，本设计取1.4；T=92.63/（1201.4）=55.14a3.2.3核算第一水平服务年限第一水平主要开采到7煤-470水平。第一水平可采储量为：57.62MtT 34.3a 煤炭工业矿井设计规范规定：年产1.2Mt/a的大型矿井，矿井服务年限应不小于50年，对倾角小于25的矿井，第一水平设计服务年限应不小于25年。本设计矿井服务年限为55.14a，第一水平服务年限为34.3a，均符合规定。4 井田开拓4.1井田开拓的基本问题4.1.1井筒形式该煤矿地处平原，故无开拓平峒的可能性，本矿第四纪表土层厚度为20-40m，煤层倾角不大，平均倾角为8，井筒开拓的形式有：双立井开拓、双斜井开拓、一斜一立井开拓等几种。双斜井开拓：主斜井用强力钢丝绳牵引的胶带输送机提升煤炭，副斜井用串车提升，姚桥矿煤层埋藏深度达1000m，副井串车提升矸石、运送人员、物料会出现多段提升，又由于煤层埋藏较深，故斜井开拓费用较大，技术上不可行，故双斜井开拓不可取。一斜一立井开拓：这种方式有两种：主斜副立式或副斜主立式。主斜副立式开拓：斜井用钢丝绳牵引的强力胶带输送机，副立井用罐笼来提升矸石、运送人员、物料；主立副斜井开拓：主井采用箕斗提升煤炭，副井采串车提升，用于运送人员、物料；但由于庞庄煤矿处于平原地带，煤层赋存较深，采用斜井运输，对于矿井的运行费用、设备的检修、巷道的维护都带来一定的困难，存在很多不利因素，故此方案对本矿不适用。最后井筒开拓形式只有双立井开拓。4.1.2通风方式和井筒数目：双立井：主井用箕斗提升，副井用罐笼来提升矸石，下放物料，升降人员并兼作进风井，在副井安装梯子间，作为一个安全出口，另设1个风井作为回风井和安全出口，通风方式为：中央并列式，总井筒数为3个。4.1.3开采水平的确定本矿井煤层倾角为612，平均8，主采煤层为7煤，由于垂高较大，可用三水平开采，三水平开采时，第一水平布置在470m，上山式及带区式开采，可采储量67.409Mt，服务年限30.0年，第二水平布置在-650m，上下山式及带区式开采。也可考虑用两水平开采，第一水平布置在400m，采用带区开采，可采储量57.62Mt，服务年限34.3年，第二水平布置在-650m，采用带区开采。4.1.4延深方案本井田煤层底板离奥陶系灰岩较远，延深不到奥陶系灰岩上，因此延深方案有3个：暗斜井延深、双立井延深、一主一斜延深。矿井开采以一个水平生产保证矿井产量。第一水平结束前,延深主、副井井筒至 500m第二水平,进行第二水平及中央采区的开拓和准备。第一水平开始减产,第二水平即投入生产,在两个水平生产过渡期间,以两个水平同时生产保证矿井产量。这种直接延伸的优点可以充分利用原来的设备、设施，投资少，提升系统单一，转运环节少，车场工程量少。故考虑采用双立井延伸、暗斜井延深深两种方案。4.1.5岩石大巷之间的联系本矿第一水平运输大巷布置在距煤层中，兼回风；轨道大巷布置在距离煤层底板30m的岩石中，轨道大巷用作运料、进风、行人用。4.1.6瓦斯，涌水量及初步开拓方案本矿地质条件较复杂，矿井涌水量较低，矿井实测的正常涌水量为480m3/h，最大涌水量为609 m3/h，瓦斯含量较低，矿井为低瓦斯矿井。2005年瓦斯鉴定结果：矿井瓦斯绝对涌出量0.0384m3/min，矿井瓦斯相对涌出量0.0054m3/t；矿井二氧化碳绝对涌出量22.949m3/min，矿井二氧化碳相对涌出量：3.244m3/t。煤层平均倾角为8，故首采区采用带区式采煤法。初步确定开拓方案有四种。方案：立井两水平开拓（两个水平）（图4-1）方案：立井两水平加暗斜井开拓（两个水平）（图4-2）方案：立井三水平（三个水平）（图4-3）方案：立井三水平加暗斜井开拓（三个水平）（图4-4）4.1.7开拓方案技术比较图4-1 立井双水平直接延深开拓图4-2 立井双水平暗斜井延深开拓图4-3 立井三水平直接延深开拓图4-4 立井三水平暗斜井延深开拓4.1.8开拓方案经济比较表表4-1 方案1粗略费用表数量 /10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段16.3219722358.15886.45基岩段51.7102187528.31副井开凿表土段16.3240792392.49946.43基岩段50.7109258553.94中央风井开凿表土段16.3217340354.26875.60基岩段50.7102828521.34井底车场岩巷98.641874412.88412.88一水平石门岩巷90.831851289.21289.21二水平石门岩巷222.431851708.37708.37小计/万元4118.94生产费用立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.257620.51.65531.52第二水平1.235010.681.64570.91排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元480876055.140.49274.11石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.257620.9080.42511.31二水平石门1.235011.1120.41868.69小计/万元23756.54合计/万元27875.47表4-2 方案2粗略费用表数量 /10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段16.3219722358.15702.52基岩段33.7102187344.37副井开凿表土段16.3240792392.49749.76基岩段32.7109258357.27暗斜井开凿基岩段238.73426561018.331018.33中央风井开凿表土段16.3217340354.26690.51基岩段32.7102828336.25井底车场岩巷98.641874412.88412.88一水平石门岩巷90.831851289.21289.21二水平石门岩巷36.2931851115.59115.59小计/万元3978.79生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元立井提升1.2576211.611063.04暗斜井提升1.235012.390.424217.16排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元480876055.140.49274.11石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.257620.9080.42511.31二水平石门1.235010.3630.4610.01小计/万元27675.64合计/万元31654.43表4-3 方案3粗略费用表数量 /10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段16.3219722358.151090.83基岩段71.7102187732.68副井开凿表土段16.3240792392.491164.95基岩段70.7109258772.45中央风井开凿表土段16.3217340354.261081.26基岩段70.7102828726.99井底车场岩巷98.641874412.88412.88一水平石门岩巷81.6131851259.94259.94二水平石门岩巷222.431851708.37708.37三水平石门岩巷380.2318511210.981210.98小计/万元5220.82生产费用立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.257620.481.65310.26第二水平1.211670.681.61523.64第三水平1.223340.881.63943.53排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元480876055.140.49274.11石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.257620.8160.42256.86二水平石门1.211672.2240.41245.80三水平石门1.223343.8020.44259.46小计/万元25044.21合计/万元30265.03表4-4 生产经营工程量数量 /10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段16.3219722358.151090.83基岩段71.7102187732.68副井开凿表土段16.3240792392.491164.95基岩段70.7109258772.45中央风井开凿表土段16.3217340354.261081.26基岩段70.7102828726.99暗斜井开凿基岩段466.8426561991.181991.18井底车场岩巷98.641874412.88412.88一水平石门岩巷81.6131851259.94259.94二水平石门岩巷222.431851708.37708.37三水平石门岩巷45.231851143.97143.97小计/万元6144.99生产费用立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.257621.161.612833.13第二水平1.211670.680.42399.95第三水平1.223342.030.422387.96排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元480876055.140.49274.11石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.257620.8160.42256.86二水平石门1.211672.224三水平石门1.223340.4520.4506.38小计/万元27258.44合计/万元33403.43表4-5 开拓方案粗略比较经济费用方案方案一方案二方案三方案四名称立井两水平直接延深立井两水平暗斜井延深立井三水平直接延深立井三水平暗斜井延深基建费用/万元4118.943978.795220.826144.99生产费用/万元23756.5427675.6425044.2127258.44合计/万元27875.4731654.4330265.0333403.43百分比 %100105.9108.6100方案一与方案二的区别在于第二水平采用立井延深还是暗斜井延深,两方案比较,方案二多开暗斜井1800m,采用立井提升的优点是提升能力大,矿井延深在条件允许时,增加的设备较少,但施工速度慢，施工条件差，维护费用高。采用斜井提升时，施工速度快，费用低，但需要与暗斜井配套的设备、人员，考虑到方案一运输能力大，故方案一较优。同样的情况，方案三要优于方案四。 故将方案一与方案三进行详细经济比较。表4-6 方案一详细费用表数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用主井开凿表土段16.3219722358.15702.52基岩段33.7102187344.37副井开凿表土段16.3240792392.49749.76基岩段32.7109258357.27中央风井表土段16.3217340354.26690.51基岩段32.7102828336.25井底车场岩巷98.641874412.88412.88一水平石门岩巷90.831851289.21289.21一水平大巷岩巷771318512455.712455.71后期基建费用主井开凿基岩段18102187183.94183.94副井开凿基岩段18109258196.66196.66中央风井表土段18217340391.21391.21井底车场岩巷98.641874412.88412.88二水平石门岩巷73.331851233.47233.47二水平大巷岩巷530318511688.101688.10生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.257620.51.65531.52第二水平1.235010.681.64570.91排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元480876055.140.49274.11石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.257620.9080.42511.31二水平石门1.235011.1120.41868.69总计/万元32163.39表4-7 方案三详细费用表数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用主井开凿表土段16.3219722358.15682.08基岩段31.7102187323.93副井开凿表土段16.3240792392.49727.91基岩段30.7109258335.42中央风井表土段16.3217340354.26669.95基岩段30.7102828315.68井底车场岩巷98.641874412.88412.88一水平石门岩巷90.831851289.21289.21一水平大巷岩巷771318512455.712455.71后期基建费用主井开凿基岩段40102187408.75408.75副井开凿基岩段40109258437.03437.03中央风井基岩段40102828411.31411.31井底车场岩巷137.9741874577.74577.74二水平石门岩巷222.431851708.37708.37二水平大巷岩巷382.4318511217.981217.98三水平大巷岩巷300.631851957.44957.44三水平石门岩巷380.2318511210.981210.98生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.257620.481.65310.26第二水平1.211670.681.61523.64第三水平1.223340.881.63943.53排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元480876055.140.49274.11石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.257620.9080.42511.31二水平石门1.211672.2240.41245.80二水平石门1.223343.8020.44259.46总计/万35853.93表4-8 开拓方案费用汇总表方案方案一方案三名称立井两水平直接延深立井三水平直接延深费用（万元）百分比（）费用（万元）百分比（）总费用/万元32163.3910035893.93104.2由上述比较可知方案一较优，故本矿井的开拓方案采用方案一。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒1主井本矿采用立井二水平开拓方案，本矿设计生产能力1.2Mt/a，一水平深-470m，二水平深-650m，井筒净直径5.0m，提升容器为一对9t箕斗，多绳提升机，井筒支护：基岩段砌碹厚350mm，表土冻结段混凝土厚500mm，立井断面图为圆形，断面如图4-5。 2副井副井井筒净直径为6.0m，井筒装备一对1t单层双车罐笼，井筒支护方式：金属梯子间悬臂罐道内，树脂锚杆固定。如图4-6。风井：副井兼作进风井，中央风井回风。3、风井由于采用中央并列式通风，风井位于工业广场中，并备有安全出口。圆形断面，井筒净直径5.0m，净断面19.63m，风井布置如图4-7，主要参数见表4-10。4风速验算由第九章的矿井通风与安全设计可知，矿井容易时期和困难时期总进风量分别：Q易125m3/sQ困125m3/s则困难和容易时期各井筒的风速验算情况如下：(1)副井风速验算：V易副Q易/S副125/35.23.6m/s12m/s表4-8 主井井筒特征井型1.2Mt提升容器一对16t箕斗井筒直径5.5m井深650m井筒支护基岩段砌碹厚350mm表土冻结段混凝土厚1000mm充填混凝土厚50mm净断面积23.76 m2基岩段毛断面积31.17 m2表土段毛断面积45.36 m2表4-9 副井井筒特征井型1.2Mt提升容器一对1t矿车单层双车罐笼井筒直径6.5m井深650m井筒支护混凝土井壁厚500mm净断面积33.18 m2基岩段毛断面积44.18 m2表土段毛断面积63.62 m2表4-10 风井井筒特征井型1.2Mt井筒支护基岩段砌碹厚400mm表土冻结段混凝土厚1100mm充填混凝土厚50mm井筒直径5.0m井深650m净断面积19.63 m2基岩段毛断面积22.90 m2表土段毛断面积29.22 m2V难副Q难/S副125/35.23.6m/s12m/s(2)主井风速验算：V易主Q易/S主125/15.97.9m/s12m/sV难主Q难/S主125/15.97.9m/s12m/s由上面验算可知，各井井筒风速均未超过允许风速，井筒断面符合要求。4.2.2井底车场1车场的型式和布置形式从矿车在井底井场内的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。在选择井底车场时，需满足下列要求：（1）场通过能力应比矿井生产能力有30%以上的富裕系数；（2）调车简单，管理方便，弯道及交叉点少；（3）操作安全，符合有关规程、规范要求；（4）工程量少，投资小，便于维护，生产成本低；（5）施工方便。根据煤炭工业设计规范4.2.1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，确定为卧式环形井底车场，副斜井、井底车场铺轨以矿车辅助运输，大巷辅助运输为电机车，井底车场布如图4-5。2、空重车线长度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1.5吨固定厢式矿车运输，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：L450024001540.5 (m)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130 m，长度均大于60.75 m，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80 m，可同时对两套电机车进行换装，硐室内一端布置2台40 m行程的10 t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般2车场副井空重车线的验算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1.5吨固定厢式矿车运输，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L列车450024001540500mm40.5m副井空重车线的长度应40.51.5=60.75m所选车场的副井空车线的长度L副井空车线109.1m60.75m，所选车场的副井重车线的长度L副井重车线81.47m60.75m，符合要求。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主井系统硐室（1）箕斗装载硐室：长12m，单侧装载，支护为钢筋混凝土砌碹。（2）清理撤煤硐室：利用清理斜巷，清理箕斗装载时撤煤，布置在副井井重车线一侧。5副井系统硐室（1）中央水泵房，在副井外侧，一端与井底车场相连，另一端与主变电所相连。（2）中央变电所（主变电所）：一端连接主水泵房，一侧与井底车场相连。（3）水仓：设主仓与副仓，以便一个水仓清理时，另一个水仓使用。（4）等候峒室：设在副井附近。6、其它硐室：医务室、电机车修理硐室、调度室、火药库等。图4-8 井底车场平面图1-主井；2-副井；3-中央变电所；4-中央水泵房；5-水仓6-运输大巷；7-辅助运输大巷；8-等候室；9-主、副井联络巷；10-进风联络巷；11-卸载站；12-煤仓4.3主要开拓巷道水平运输大巷是沟通采区与井底车场的交通运输干线，并进行通风、排水及布设管线。由于本设计采用上下山开采，其工作年限较长，为了保证生产使用，便于维护，一般将主要运输大巷布置在煤层底板不受采动影响的坚硬岩层或煤组下部煤质坚硬，围岩稳定，无自燃发火的薄及中厚煤层中，本设计将主要运输大巷和回风大巷布置在距煤层底板30m岩层中。大巷断面需满足运输、排水、通风、行人、管线敷设要求，其中运输和通风经常起决定性作用，煤矿常用的巷道断面形状有半圆拱形、圆弧拱形、三心圆拱形、梯形及矩形，底鼓严重时，亦有采用拱形直墙加砌底拱的封闭形断面，如图4-9，4-10 断面采取半圆拱形。表4-11 运输大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/m喷射厚度/mm树脂锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深规格岩石12.814.24.53.65100100菱形800200021001413.7围岩类别断面/m2掘进尺寸/m喷射厚度/mm树脂锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深规格岩石15.517.64.84.2100100菱形800200021001615.0表4-12 轨道大巷断面特征表5 准备方式带区巷道布置根据中央带区煤层地质情况，本设计采用带区准备方式。具体如下：5.1煤层地质特征 为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本设计选用中央带区3703分带为首采区，设计如下：5.1.1带区位置西三带区走向长平均1120 m，倾向长平均1950 m。带区内划分为7个倾斜分带，分带平均长1950 m。设计首采带区（一带区）位于井田东翼接近井底车场的部分，由井底车场至西轨道大巷300 m处左侧既是。5.1.2带区煤层特征煤层结构：煤层结构简单，只在材料道7号点附近，煤层下含一层夹矸，夹矸厚0.100.40米，岩性为炭质泥岩。带区内含煤地层自下而上为下二迭统山西组、上石炭统太原群组，共有含煤17-20层，煤层总厚14.11米，可采者5层，即山西组的7、8号煤层，太原群的17-18、20号层，可采煤层总厚10米，可采系数3.9%。其中稳定的主要可采煤层为7号层，较稳定煤层有8、17、21号层，局部可采的不稳定煤层为18号层二2煤层为一稳定较稳定、结构简单(偶含泥岩夹矸一层)的厚煤层。7煤全区稳定可采。该煤层倾角在612，平均10 ；无烟煤，容重为1.37t/ m3，硬度2.5左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于1 cm3/g；煤层具有自燃发火倾向，煤尘有强烈爆炸的危险。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况7煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般不会发生“底鼓”。 老顶：细砂岩，厚度为9.4110.07米，平均厚度为9.74米,灰白色,细粒结构，成份以石英、长石及暗色为主，分选磨园较好，钙质胶结，见棱铁质条带，裂隙被方解石充填。直接顶：砂质泥岩，厚为2.9715.64米,平均为9.31米，浅灰色，致密，块状，断口平坦，有砂质条带和棱铁质条纹，含植物化石。下部为泥岩，炭质泥岩。直接底：泥岩，厚0.1018.39米，平均厚度3.50米，灰黑色，块状，断口较平坦，含植物化石，见黄铁矿斑块和棱铁质结核。厚度较小时为炭质泥岩，厚度增大时见砂质泥岩、细砂岩。下为8号煤。5.1.4水文地质工作面水文地质条件简单，周围无老空区水，只有顶板砂岩裂隙水，预计正常涌水量为5m/h，最大涌水量为8m/h。5.1.5地质构造 带区内地质构造简单，煤层整体呈东高西低的单斜构造，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，局部变化较大，煤层倾角平均28，局部10，总体呈近水平。断层：工作面所揭露断层2条，均为北东向与北西向正断层，其中落差大于5.0米的断层2条，即f117H=2.1m f119H=8.0 m 对回采影响不大。5.1.6地表情况带区对应地面有零星坐落的几个村庄，村庄都不大，以农田、小水沟为主，没有大的建筑物，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全部搬迁措施，特殊地带运用条带开采的特殊采煤方法。井田无大的地表水系和水体。5.2 带区巷道布置及生产系统5.2.1带区准备方式的确定带区准备方式优点：1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快；2）运输系统简单，占用设备少，运输费用少；3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故使采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合机械化采煤非常有利。4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少。5）对某些地质条件的适应性较强。6）技术经济效果显著。国内实践表明，带区准备方式工作面单产高、巷道掘进率低、采出率高、劳动生产率高和吨煤成本低。本设计矿井胶带运输大巷布置在煤层中，辅助轨道大巷布置在煤层底板稳定岩层中，辅助运输采用1 t固定式矿车。带区准备方式存在的问题：1）长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助运输、行人比较困难；2）现有设备都是按走向长壁工作面的回采条件设计和制造的，不能完全适应倾斜长壁工作面生产的要求；3）大巷装车点多，特别是当工作面单产低，同采工作面个数较多时，这一问题更加突出；4）有时存在着污风下行的问题。上述问题采取措施后可以逐步得到克服。5.2.2带区巷道布置针对首采带区，其参数设计如下：1. 带区煤柱由后面第9章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助运输，一条回风兼运煤。为提高掘进速度，节省掘进费用，并结合煤层赋存情况，设计采用沿空掘巷施工，采空区一侧留设3 m保护煤柱。由于首采区两侧均无采空区，故不留设保护煤柱。2. 区段要素首采带区位于西三带区北侧；倾向长1730m，平均厚4.8 m，赋存稳定；根据规范规定：综采面长度一般不小于150 m。但结合本矿井的实际情况，故工作面长度取为155 m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为4.4 m，高为3.21m；回风斜巷宽4 .4m，高3.21m；分带宽B为：B =155+4.5+4.5=164（m）。3. 开采顺序首采带区为三带区，然后依次开采一采区、二采区、三带区；二水平三采区、四采区。由于一带区沿空掘巷，各分带之间跳采，首采工作面为7303工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下：730373057307730173047306处理边角煤7302其中培训和组建专责的边角煤采煤队，积极开展技术创新，提高边角煤采出率。4. 带区通风带区内各工作面采用一进一回U型通风系统。5. 带区运输带区内分带运输斜巷铺设B=1200 mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助运输采用连续牵引车运输，材料车从井底车场出来，经辅助运输大巷到回采工作面的辅助运输斜巷，再到工作面。5.2.3带区生产系统带区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系统等，具体设计如下：1. 运煤系统煤由工作面刮板运输机斜巷转载机、破碎机斜巷胶带输送机大巷胶带输送机2.辅助运输系统工作面设备材料经副井罐笼至井底车场，由矿车经大巷，转由连续牵引车运至工作面。运输路线如下：轨道大巷工作面轨道斜巷工作面3. 通风系统带区2102工作面风流路线为：副井 轨道大巷73012巷7301工作面73011巷胶带运输大主井 巷中央风井4. 排矸系统胶带运输大巷巷道沿煤层底板掘进，矿井投产后，基本不产生矸石；轨道大巷在煤层底板岩层中掘进，产生大量矸石，前期用于地面铺填，后期一方面用于采空区充填，一方面用连续牵引车排弃在井下废旧巷道中，矸石不出井，但在地面仍需设一定的排矸系统。5. 供电系统供电：地面变电站副井中央变电所轨道运输大巷辅助运输斜巷工作面6排水系统在工作面73011巷敷设一趟6寸管路，在73011巷低洼处建一水窝，水由工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排出。在水窝处备两台55 KW水泵，一台使用，一台备用。水流方向：工作面73011巷轨道大巷副井井底水仓地面5.2.4带区内巷道掘进方法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。每个掘进工作面配备两台FD-型255 KW局扇，通风方式为压入式。掘进面通风系统如图5.2。5.2.5带区生产能力及采出率1. 带区生产能力由于4.8 m综采一次采全高工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。1）工作面的采煤机生产能力，按下式计算： （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，tm3； 工作面长度，m； 采煤机截深，m； 工作面昼夜进刀次数，取5次； 工作面割煤回采率，取0.93。已知=4.8 m，=1.38 tm3，=155m，=0.865 m，=6，=0.93，将各值代入公式（5-1），可得：=3304.81.381550.86560.9310-6=1.36（Mt/a）2）准备掘进和端头一次采全高生产能力工作面共布置两条斜巷：运煤斜巷宽为4.5 m，高为3.2 m；回风斜巷宽4 .5m，高3.2 m；为提高带区回采率，采用端头放煤。计算方法如下： （5-3）式中： 准备掘进和端头一次采全高生产能力，Mt/a；运煤斜巷宽度，m；回风斜巷宽，m；煤层厚度，m；年推进长度，m；煤层容重，tm3；掘进面回采率，取0.93。已知=4.5 m，=4.5 m，=4.8m， =1712m，=1.38tm3，=0.93，将各值代入公式（5-3），可得： =（4.5+4.5）4.817121.380.9310-6 =0.0949（Mt/a）总上，矿井设计井型为1.2 Mt/a，带区生产能力1.36 Mt/a，能满足矿井的产量要求。2. 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。带区内实际采出煤量与带区内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% （5.3）带区内工业储量为：1.512 Mt 带区内实际采出煤量为：采区实际出煤量=LL1NMRC1K1 式5.1式中：L工作面长度，155m；L1带区平均走向长度，约1850m；N 分带数，7个；M 煤层厚度，4.8m；R 容重，1.38t/m3；C1 工作面采出率，0.93；K1 掘进出煤率，1.05。故：采区实际出煤量=158185074.81.380.931.05=1.323Mt采区实际采出煤量与采区工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：采区采出率=100% 式5.2则：采区采出率= 1.323/1.512100% =87.53%根据煤炭工业设计规范规定：采区采出率：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。设计首采采区采出率为87.53%，符合煤炭工业矿井设计规范规定。5.3带区车场选型设计带区煤层倾角小，平均8，为近水平煤层。轨道大巷位于煤层底板约23 m处，大巷采用由架线式机车牵引1 t固定式矿车运输，因此，轨道斜巷与大巷连接处需设立车场：连接处转角30，曲线半径15 m；设15斜巷，长约100 m，顶端设一部SDJ28A绞车，用于辅助提升；在距绞车15 m处转角30，曲线半径为15 m，开石门，连接到运输平巷，长75 m；下部延伸7 m，设SQ120075连续牵引车主绞车。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，不设带区煤仓。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。6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为7煤层，平均厚度4.8 m, ，煤层倾角612，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无大断层影响。煤质硬度为23，煤的容重为1.38t/m3。老顶：细砂岩，厚度为9.4110.07米，平均厚度为9.74米,灰白色,细粒结构，成份以石英、长石及暗色为主，分选磨园较好，钙质胶结，见棱铁质条带，裂隙被方解石充填。直接顶：砂质泥岩，厚为2.9715.64米,平均为9.31米，浅灰色，致密，块状，断口平坦，有砂质条带和棱铁质条纹，含植物化石。下部为泥岩，炭质泥岩。直接底：泥岩，厚0.1018.39米，平均厚度3.50米，灰黑色，块状，断口较平坦，含植物化石，见黄铁矿斑块和棱铁质结核。厚度较小时为炭质泥岩，厚度增大时见砂质泥岩、细砂岩。瓦斯含量较低，矿井为低瓦斯矿井。2005年瓦斯鉴定结果：矿井瓦斯绝对涌出量0.0384m3/min，矿井瓦斯相对涌出量0.0054m3/t；矿井二氧化碳绝对涌出量22.949m3/min，矿井二氧化碳相对涌出量：3.244m3/t。煤层具有自燃发火倾向，煤尘有强烈爆炸的危险。矿井涌水量较低，矿井实测的正常涌水量为480m3/h，最大涌水量为609 m3/h。工作面水文地质条件简单，周围无老空区水，只有顶板砂岩裂隙水，预计正常涌水量为5m/h，最大涌水量为8m/h。6.1.2确定采煤工艺方式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(1) 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2.03.5 m，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9397%以上。缺点：(2) 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(1) 优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，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；(2) 缺点：煤损多，工作面回采率低；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；自燃发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大 。3、一次采全高工艺(1) 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；万吨掘进率低；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。(2) 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，初步选择放顶煤开采工艺或一次采全高工艺，考虑到放顶煤工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚为4.8 m，赋存稳定，因此选择一次采全高较合理。6.1.3回采工作面参数1）工作面长度的确定工作面长度的确定主要考虑以下两个方面的因素：技术因素工作面长度与地质情况、刮板输送机长度、采煤机能力相适应。目前，国产刮板输送机的长度一般在200m左右，但随着矿井生产能力，综合技术水平提高，刮板输送机长度也有增长的趋势，而且大多厂家提供特殊长度定制的刮板输送机设备。经济因素有利于提高工作面单产和效率，合理的工作面长度应能为实现工作面高产高效提供有利条件。加大工作面长度，一方面可以提高产量，提高效率，降低成本；另一方面，工作面太长也造成不易管理，容易造成事故，不利于稳产。因此，取工作面长度为155m， 根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿走向布置，倾向推进；分带长平均为1850m；煤厚4.8m。区段运输平巷尺寸（宽高）为4500 mm3200 mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为4500 mm3200 mm，均采用留5 m煤柱沿空掘巷。工作面配套设备见表6-1。表6-1 工作面配套设备序号项目设备型号备注1采 煤 机SL500选用一次采全高成套设备2液压支架DBTSchitd 255550 243193刮板输送机SGZ1000/1400-W6.1.4回采工作面破煤、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刮板输送机。结合矿上实际使用情况，工作面选用德国艾克夫公司生产SL500无链液压双牵引采煤机，德国DBT生产的SGZC764/500型刮板输送机。采用双向割煤工艺方式，即采煤机往返一次为两个循环。采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机、乳化液泵站和喷雾及冷却泵站技术特征见表6-2、6-3、6-4、6-5、6-6和6-7。进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀。进刀方法：机组割透机头（机尾）煤壁后，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0.865 m后停机；将支架拉过并顺序移刮板输送机顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾）、移溜。机组进刀总长度控制在50 m左右，进刀方式如图6-1所示。图6-1 采煤机斜切进刀示意图1-采煤机；2-刮板输送机表6-2 SL500型采煤机技术特征项 目单 位数 目制造厂家德国 艾克夫公司采 高m2.75.2截 深m0.865滚筒直径m2.7滚筒中心距m12.125截割功率kW2750牵引速度m/min031.8牵引功率kW290机面高度m2.2卧底量m0.625生产能力t/h4000表6.3 刮板输送机技术特征表项 目单 位数 目备注型 号SGZ-1000/1400-W河北张家口煤矿机械有限公司生产能力t/h2000运输机长度m250电压等级V3300总装机功率kW1400链速m/s1.25卸载方式端卸、交叉侧卸牵引方式齿轨链型中双链中部槽尺寸17501000340表6.4 转载机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-SZZ900/315山西煤矿机械制造有限责任公司与带式输送机重叠长度m11.44出厂长度m45运输能力t/h2200链 速m/s1.8电动机型 号-KBY550-132功 率kW132转 速m/min1470电 压V1140圆环链规格（dt）mm34126-C中部槽规格（长宽高）m1.50.7642.22刮板间距mm516质 量t24.90表6-5 Wb1418破碎机技术特征项 目单 位技术 特征通过能力t/h3000整机重量t19总装机功率kW315电压等级V1140入料口尺寸mmmm1700900出料块度mm250450可截割煤硬度10 Mpa8表6-6 EHP-3K200乳化液泵站技术特征项 目单 位技术 特征流 量L/min309柱塞数量个3总装机功率kW200电压等级V1140质 量Kg1200有效容积L2500储液箱L2000表6-7 EHP-3K300喷雾及冷却泵技术特征项 目单 位技术 特征流 量L/min516压 力Mpa13.2总装机功率kW125电压等级V1140质 量Kg1500水箱容积L22006.1.5回采工作面支护方式1、支架选型及布置回采工作面的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，选用德国DBT公司生产的二柱式掩护支架DBTSchitd 255550 24319，每个支架由 一个带微处理器的PM4服务器和若干传感器组成。运输顺槽的主控制台装有一个主PM4服务器和一个windows操作界面的主计算机MCU，通过快速插头连接线组成整个工作面PM4电液控制系统。工作面机头、机尾分别布置端头架3架，中间架123架，共计129架。支架技术特征见表6-8。2、支架高度的确定(1) 最大高度： Hmax=hmax+S1 （6-1）式中：Hmax支架最大支护高度，m； hmax煤层最大采高，m； S1伪顶或浮煤冒落厚度，m。Hmax=5.2+0.3 =5.5 (m)(2) 最小高度 Hmin=hmin-S2-a-b （6-2）式中：Hmin支架最小支护高度，m； hmin煤层最小采高，m； S2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=4.50.20.050.05 =4.2 (m)3、支架支护强度的验算结合矿上实际情况，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P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48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不明显且顶板中等稳定，故可以取最大采高6倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算：P=6HRgS （6-3）式中：H工作面最大采高，4.8m； R上覆岩层密度，2.5103 kg/m3； P计算工作阻力，kN； S支架支护面积，8.85 m2。P65.22.51039.88.85 6764.94 (kN)根据支架说明书提供的支架工作阻力为8638KN，经演算，F不大于支架额定工作阻力的80%，所以该支架能够满足支护要求。根据综采生产管理手册规定，直接顶板中等稳定时，初撑力一般为工作阻力的50%80%，取75%，初撑力P0： P0=6764.9475% （6-4） =5073.71 (kN)由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力为5888kN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。表6-8 支架主要技术特征项目单位数目型 号DBTSchitd 255550 24319型 式二柱支撑掩护式支撑高度m2.555.5支架宽度m1.611.82中心距m1.75初撑力kN22944工作阻力kN8638支护强度MPa1.1泵站压力MPa31.535.7支架重量t27.5支护面积 m28.85顶梁长度m3.945制造厂家德国DBT公司4、顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。5、移架及推移刮板输送机方式液压支架移架方式及刮板输送机推移方式有多种：(1) 支架可实现的四种移架方式：邻架自动顺序移架；成组顺序移架；采煤机和支架联动移架；手动移架。(2) 工作面可实现的四种推移刮板输送机方式：双向邻架推移；双向成组推移；采煤机割煤后自动拉架并推移；手动推移。主采煤层顶底板较稳定，条件较好，为了提高移架速度，采用成组顺序式移架，每3架支架分为一组，组内联动，整体移架，组间顺序前移；推移刮板输送机采用双向成组推移，每组设置为12架。拉架滞后底滚筒23架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架（滞后上滚筒23架），以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要要及时拉过超前架并打出护帮板；6.1.6端头支护及超前支护方式1、机头、机尾贴帮柱及切顶柱打法及要求机头打一排贴帮柱，从切顶线向外打10 m，柱距1.0 m，帮要背实；当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离小于1 m时，打两根切顶柱，单体柱均匀布置；当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离大于1 m时，打密集柱切顶，柱距200 mm，并且迎山有力。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。(1) 区段轨道平巷的超前支护从煤壁线向外40 m超前支护，为两排支设，离工作面煤柱侧100 mm打40 m一排单体柱，柱距1 m；另一侧距煤柱100 mm打40 m一排单体柱，柱距1 m。(2) 区段运输平巷的超前支护从煤壁线向外40 m超前支护，为一排支设，距转载机外侧500 mm左右（人行道侧），柱距1 m。(3) 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3 m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。3、超前支护管理(1) 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。(2) 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。(3) 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。(4) 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50 m回收，备品备件码必须放在工作面70 m以外。6.1.7各工艺过程注意事项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0.6 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。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2台端头支架，机尾采用2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40 m段是压力集中区，特制订以下管理措施。(1) 端头支架必须达到初撑力。(2) 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。(3) 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(1) 在各转载点落煤处加设缓冲装置。(2) 在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在4 m/min左右。(3) 破碎机锤头高度保持在150200 mm之间。(4) 机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。(5) 停机时及时停水，若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。(6) 在区段运输平巷皮带机头处加设除铁器。(7) 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。6.1.9回采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。工作面采用一次采全高开采工艺，设计采高为4.8 m，工作面沿底板推进，表6-9 劳动组织配备表序号项 目班 次定 员备 注生产一班生产二班检 修 班1采 煤 机 司 机2226工作面采用“三八制”2移架推输送机工444123刮板输送机司机11134转 载 机 司 机11245泵 站 司 机11246皮带输送机司机11357端 头 维 护 工22268电 工11359安 全 员111310班 长222611验 收 员111312运 料 工003313其 他 人 员111314合 计18182864机头、机尾各10 m随巷道顶底板平缓过渡。循环进尺0.865 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8 h。循环方式为生产班每班进3个循环，日进5个循环。24小时正规循环作业图表，见工作面层面图。劳动组织配备表见表6-9。2、技术经济指标循环产量按下列公式计算： Q1=L1SM1C （6-5） Q2=L2SM2C （6-6） Q=Q1+Q2 （6-7）式中：Q1割4.8m采高段一刀煤产量，t； Q2割过渡段一刀煤产量，t； Q循环产量，t； L1工作面4.8m采高段倾斜长度，m； L2工作面过渡段倾斜长度，m； S循环进尺，0.865 m； M1工作面中段采高，4.8 m； M2工作面过渡段采高，取平均值4.4 m； 煤的容重，1.38t/m3； C工作面可采范围内回采率，取95。Q1=(155-20)0.8654.81.380.95=734.84(t)Q2=200.8654.41.380.95=100.90 (t)循环产量：Q=Q1+Q2 =835.74(t)日产量：日产量=Q日循环数 =835.745 =4178.71(t)3、工作面成本(1) 工作面工人效率=工作面日产量/在册人数 =4178.71/64 =65.29 t/工(2) 工作面吨煤成本工作面吨煤成本C由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。a、设备折旧费C1设备折旧费C1=(固定资产原值总和-设备残值)/(使用年限)各种设备的年折旧费见表6-10：b、工资C2工资费包括基本工资费、附加工资、奖金。人均工资每工200元，工效为57.02 t/工，工资费C2为：C2=200/57.02 =3.51 (元/t)表6-10 设备年折旧费用表设备名称型号数目折旧费（元/t）液压支架DBTSchitd 255550 243191230.524采煤机SL50010.884刮板输送机SGZ1000/1400-W10.578刮板转载机SZZ900/31510.546破碎机Wb141810.614可伸缩皮带机SST10.161乳化液泵EHP-3K20030.134采煤机喷雾泵EHP-3K30020.132隔爆移动变电站KSGZY-630/610.163单体液压支柱FLZ3820/110Q2460.104合计93.65c、材料费C3材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、坑袋费用以及其它材料费用，综采面材料费C3一般为5.0元/t。d、电费C4电费单价为0.45元/Kwh。电力费=单价（动力用电消耗+照明用电消耗）=0.45(4.23+1.50)=2.58元/t工作面吨煤成本C=设备折旧费C1+工人工资C2+材料费C3+电力消耗费C4=93.65+3.51+5.00+2.58=104.74 (元/t)工作面主要技术经济指标见表6-11。表6-11 工作面主要技术经济指标序号项 目单位数量备注1工作面长度m155工作面采用“三八制”2采煤厚度m4.83煤层倾角()84采 高m4.2/4.85煤层容重t/m31.386循环进度m0.8657日循环个数个58吨煤成本元104.749月产量万t12.5410日产量t4178.7111日出勤人数个6412直接工效t/工65.2913回采率%956.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式1、布置方式工作面瓦斯绝对涌出量0.0384m3/min，瓦斯相对涌出量0.0054m3/t，涌水量较小，煤层埋藏稳定，工作面采用综合机械化一次采全高的采煤工艺，生产能力大。因此，本设计中采用单巷布置，分带之间留5m的小煤柱作沿空掘巷。采用连采机掘进，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。生产能力为1.2 Mt/a，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，分带轨道斜巷布置带式输送机，运煤兼进风，区段运输斜巷布置轨道，辅助运输兼回风。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、煤柱尺寸分带斜巷采用留5 m小煤柱沿空掘巷，带区两侧边界各留10 m的边界保护煤柱。6.2.2回采巷道参数1、巷道参数斜巷断面均为4.4 m宽，3.1 m高。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，皮带斜巷布置1200 mm宽的皮带运煤，运输斜巷布置排水管路和动力电缆。2、支护各斜巷断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为4.4m，高为3.1m，设计掘进断面为和19.35m2，净断面为17.5m2。 (1) 顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.4米，杆尾螺纹为M22，规格型号20#M222400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335（先放），另一支规格为Z2360（后放），钻孔直径为28 mm，锚固长度为1300 mm。钢筋托梁规格：采用16 mm的钢筋焊接而成，宽度为100 mm，长度4.8 m，规格型号为1648001006。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508 mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5050 mm、5.51.1 m。锚杆布置：锚杆排距1 m，每排7根锚杆，间距800 mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250 mm。锚索：单根钢绞线，15.24mm，长度7.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335（先放），两支规格为Z2360（后放）。锚索矩形布置，每排2根，排距3 m，间距2.0 m，距帮1.65 m。 (2) 巷帮支护锚杆形式和规格：平巷煤柱侧为18 mm圆钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M20，规格型号为18M202000；工作面一侧煤帮为18mm玻璃钢锚杆，长度2 m，杆尾螺纹为M16，规格型号为18M162000。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度690 mm。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1201206 mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为20030050 mm的柱帽，中心孔直径为30 mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10。网片规格：平巷煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮, 规格型号：5050 mm、3.01.1 m；工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆加挂铁丝塑料编织网护帮，不采用金属网。锚杆布置：锚杆排距1 m，每帮每排4根锚杆，间距800 mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板300mm。起锚高度800 mm，起锚锚杆与水平线成15。帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。区段运输斜巷和区段回风斜巷支护断面图如图6-2和6-3。图6-2 区段运输斜巷断面图图6-3 区段轨道斜巷断面图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井下运输设计的原始条件和数据见表7-1。表7-1 井下运输设计的原始条件和数据序 号项 目单 位数 量备 注1设计生产能力Mta-11.2瓦斯涌出量为相对值2工 作 制 度“三八”制3日净提升时间h164年 工 作 日d3305煤层平均厚度m4.86煤层平均倾角（）87煤 的 容 重t/m31.388瓦斯涌出量m3/(td)0.00549矿井瓦斯等级低10煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险性7.1.2运输距离和货载量斜巷平均运距为1850m, 最大运距2138m；大巷平均运距为400 m，最大运距680 m。故从井底车场到工作面最大运距为2818m。带区内布置一个工作面、两个掘进面保产，设计综采一次采全高工作面日产量4178.71 t,掘进工作面日产量176.1 t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输量，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；人员运输考虑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。 7.1.3矿井运输系统1、运输方式(1) 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，故采用带式输送机运煤。(2) 辅助运输：轨道大巷采用架线式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型，其性能参数见表7-6和表7-7。工作面所需材料采用1.5 t固定车箱式矿车运输，由多级绞车串接牵引；煤层轨道平巷内铺设轨道，亦采用1.5 t固定车箱式矿车运输。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：煤由工作面刮板运输机巷转载机、破碎机顺槽胶带输送机大巷胶带输送机井底煤仓主井箕斗地面。(2)运料系统：地面副井470m井底车场轨道大巷 带区下部车场 运料集中巷轨道斜巷工作面(3)运矸系统：巷道沿煤层掘进，矿井投产后，基本不产生矸石，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、顺槽运输机机头硐室时产生的少量矸石，采用矿车经副井运到地面。(4)人员运输系统地面副井井底车场辅助运输大巷煤层集中巷轨道运输斜巷工作面(回来路线相反)。井下运输系统如图7-1所示。图7-1 矿井运输图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经济合理等。7.2.2带区设备的选型1、设备选型结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征刮板运输机型号为PF4-1132；转载机型号为PF4-1132；破碎机型号为Wb1418；区段运输斜巷运输皮带型号为SST。设备技术特征见表7-3。表7-3 SST型皮带技术特征项 目单 位技术特征生产能力t/h2500皮带宽度mm1400电压等级V1140带 速m/s3.52、运输能力验算采煤机最大瞬时出煤能力为1063.2 t/h，工作面刮板运输机生产能力为2500 t/h，转载机的生产能力为2500 t/h，破碎机通过能力为3000 t/h，平巷皮带通过能力为2500 t/h，采区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。3、辅助设备近年来一些现代化矿井相继采用了单轨吊、齿轮机车、卡轨车等多种辅运方式，机械化程度有所提高，目前国外大量使用的卡轨车以绳牵引的占大多数，只适合固定段的运输，运输距离不能带长，一般不超过2 km，不能进入多条分支巷道，只适合坡度较大的斜巷运输。单轨吊需增加大量U 型钢拱形支架或梯形钢支架，钢材消耗量大；锚喷巷道吊挂，锚杆需承受不小于150 kN的拉拔力。本设计选用我国首创的连续牵引车，该系统配置有无极绳绞车、张紧装置、梭车、尾轮、压绳轮、托绳轮和人车等。其中，无极绳绞车有37 kW、55 kW和75 kW三种。梭车有带紧急制动闸和不带紧急闸两种形式。系统直接利用现有轨道系统。可实现不经转载的直达运输。在6以下坡道采用37 kW无极绳绞车；在10以下坡道采用55 kW无极绳绞车；在12以下坡道采用75 kW无极绳绞车。可实现液压支架整体运输要求，配备专用人车后在工作面巷道实现人员运输。本矿井的工作面巷道均沿煤层掘进，煤层倾角多在10以下，煤厚在79 m之间，在掘进过程中可以保证巷道坡度最大12。设计选用SQ-1200-75连续牵引车，具体参数见下表7-4：其优点如下：1）绞车操作机构简单，操作简单；主机体积小，便于工作面巷道安装。2）多功能张紧器不但解决了两股钢丝绳的分绳问题，而且抬高了滚筒低绳、压低了滚筒上绳，增大了钢丝绳的围包角。张紧采用动、定滑轮组合方式，利用移动式滑轮来吸收储存余绳、缓冲冲击力，使用效果很好。3）采用不同方式固定尾轮，能够适应采煤掘进生产期间的尾轮频繁移动。4）双地滚式托绳轮使分开的两钢丝绳大大减少了磨损和运行阻力。5）副绳压绳轮仅压副绳一道绳，解决了钢丝绳低洼出副绳上的问题。表7-4 无极绳绞车特征表型号JWB110BJ牵引力 KN80/50牵引速度 m/s1.0/1.7钢丝绳规格 mm619W（6+6+6+1） 24运输距离 m2500卷筒直径 mm1200最大适应倾角 10电动机型号YBK2-315L1-6功率 KW110转速 r/min 980电压 V380/660或660/1140外形尺寸（长宽高） mm298017501550重量（包括电机） kg96007.3大巷运输设备选择7.3.1运输大巷设备选择掘进面采用综合机械化设备掘进，回采工作面采用大采高一次采全高综合机械化设备，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，其运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。回采工作面采煤机和掘进面掘进机同时生产的最大瞬时出煤能力为1169.5 t/h，采区设缓冲煤仓，回采工作面运输平巷带式输送机和掘进面带式输送机同时直接和采取运输上山带式输送机搭接，煤经采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1.8 Mt煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。运输大巷装备一台宽1000 mm，速度2.5 m/s的可伸缩带式输送机，输送能力1200 t/h，采用YBKST200型电动机。大巷带式输送机的技术特征见表7-5。表7-5 大巷带式输送机技术特征序 号项 目单 位技 术 特 征备 注1型 号SSJ1200/2200淮南煤矿机械厂制造2输 送 量t/h12003输 送 长 度m10004链 速m/s2.55传 动 滚 筒 直 径mm8306托 辊 直 径mm1387输 送 带 类 型阻燃输送带8输 送 带 宽 度mm12009储 带 长 度m10010机 尾 搭 接 长 度m1211机 尾 搭 接 处 轨 距mm157212机头外形尺寸(宽高)mm3200240013机尾外形尺寸(宽高)mm200082114电 动 机 功 率kW220015质 量t1607.3.2辅助运输大巷设备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小矿车运输。小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型，其性能参数见表7-6和表7-7。表7-6 1.5吨固定厢式矿车项 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质 量kg718表7-7 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28 矿井提升8.1概述本矿井设计井型为120万t/a ，服务年限55.14年，其中一水平服务年限为34.3年。井田面积走向长度5.42km，倾斜长度3.38 km，采矿登记面积为19.22 km2，开采深度为-150m-850m。由于本井田范围第四系冲积层较厚，无小煤矿及老窑。本井田设计开采7#煤，不需要分别运出。本设计矿井井型为1.2Mt/a。出矸量为20.8104t/a。7#煤的容重为1.38t/m3，矸石容重为2.5t/m3。主井采用一对12t箕斗提煤，副井采用罐笼提升。井下运输大巷采用三吨底卸式矿车运输，辅助运输采用架线式电机车牵引小矿车，架线电机车式选用ZK10-6/250型电机车，小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，材料车选用MC1.5-6A型1.5吨固定车厢式矿车。矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性危险。矿井设计服务年限为55.14a。最大班下井人数为38人。本矿井主井采用箕斗提升，主要用于提煤，副井采用罐笼提升，主要用于升降材料、矸石和人员兼作进风和排水之用。矿井工作制度为“三八”制，两班采煤，一班检修，每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。矿井开拓方式为立井二水平上山开拓，一水平标高-470m，一水平标高-650m，立井开拓。8.1.1 井下运输设计的原始条件和数据矿井生产能力： 1.2Mt/a；矿井工作制度： 三八制；煤层倾角： 平均8；煤的散集程度： 1.38t/m3 ；矿井瓦斯等级： 低瓦斯； 煤尘爆炸指数： 具有自燃发火倾向，煤尘有强烈爆炸的危险。8.1.2 矿井运输系统1运煤系统综采工作面（刮板输送机）分带运输巷（皮带输送机）带区煤仓运输大巷（皮带运输机）井底煤仓主井（箕斗）地面。2运料系统地面副井（罐笼）井底车场（1.5t固定厢式矿车）轨道大巷（1.5t固定厢式矿车）运料斜巷（绞车）带区轨道集中巷（1.5t固定厢式矿车）分带回风巷工作面。3运矸系统综采工作面（掘进头）分带回风巷（1.5t固定厢式矿车）带区轨道集中巷（1.5t固定厢式矿车）运料斜巷（绞车）轨道大巷（1.5t固定厢式矿车）井底车场副井（罐笼）地面。4行人系统地面副井（罐笼）井底车场（载人车）轨道大巷（载人车）进风行人斜巷分带轨道巷工作面。8.2主副井提升8.2.1主井提升主井提升机选取是根据箕斗和井筒要求来完成的，现选用型号为JKM-44（I）C，其主要技术特征经查煤炭工业设备手册可知，见表8-2。由于本设计年生产能力为150万吨，考虑为以后矿井生产能力留有足够的余地，选用有效容积为13.2m3的JDS12/1104Y型多绳异侧装卸式箕斗，其主要技术规格参数见表8-1。表8-1 JDS12/1104Y型箕斗参数型号名义载煤量/t有效容积/m3提升钢丝绳最大提升高度m最大终端载荷kN箕斗自重t直径/mm绳间距/mmDS12/1104Y1213.22532.5250110044012.4表8-2 JKM-44（I）C型主井提升机参数型号JKM-44（I）C主导轮直径（m）2.8导向轮直径（m）2.5最大提升速度（m/s）14.75绳间距(mm)250最大静张力（KN）529最大张力差（KN）150导向轮变为重力(KN)34机器重量（t）71.43绳根数（根）68.2.2副井提升1、副井提升选型依据(1) 普通罐笼进出材料车、平板车休止时间为40-60s。(2) 最大班工人下井时间，一般不超过40min。(3) 最大班作业时间，一般不超过7h。(4) 要考虑能运送井下最大和最重部件。(5) 双层罐笼升降人员，如两层中的人员可同时进出时，休止时间比单层罐增加2s信号时间。当人员由一个水平进出罐笼时，休止时间比单层罐笼增加一倍，另加6s换置罐笼时间。2、设备选型根据以上选型原则决定选用一对1.5吨矿车双层单车罐笼，其主要技术特征见表8-3。表8-3 JKM2.84（）A多绳摩擦式提升机技术特征表型号JKM2.84（）A主导轮直径（m）2.8钢丝绳根数6钢丝绳最大静张力（KN）摩擦系数0.23350.25420最大钢丝绳直径：有导向轮时29.5无导向轮时导向轮直径（m）2.5钢丝绳公称刚拉强度（N/mm）1700有导向轮时1000无导向轮时1850有导向轮时1100无导向轮时钢丝绳间距（mm）200最大提升速度（m/s）带减速无10生产厂家表8-4 GDG1.5/6/2/2k罐笼技术特征表项目单位技术特征型号GDG1.5/6/2/2k装载矿车型号MG1.7-6A车数个2乘人数个44罐笼装载量t6.84罐笼质量t7.85最大终端载荷kN290提升首绳数量个6/4直径mm33/39.5尾绳数个3/29 矿井通风及安全9.1矿井地质、开拓、开采概况9.1.1矿井地质概况井田面积走向长度5.42km，倾斜长度3.38 km，采矿登记面积为19.22 km2。由于本地区冲积层普遍较厚，井筒施工均需采用特殊凿井法，投资较高。所以在保证安全及通风要求的前提下，应尽量减少风井数目，以降低投资，缩短工期，并使矿井通风系统简单，便于调节。本井田的含有大量奥陶系水，所以在设计中所有的井筒和巷道都应该避开该层。井田开拓采用立井两水平采带区式结合开拓，一水平标高-470 m，二水平-650 m。为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分七个带区。9.1.2煤质条件瓦斯：姚桥井田深部勘探地质资料采样实测结果表明，各煤层瓦斯成分变化较大，但主要以氮气为主，沼气含量仅一个点大于2cm3/g,因此该矿按当地瓦斯矿井设计。7号煤层瓦斯成分以二氧化碳为主，相对瓦斯涌出量=0.0054 m3/t，=3.244m3/t；绝对瓦斯涌出量=0.0284m3/min，=22.949m3/min，矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。煤尘爆炸性：从勘探的取样煤质中测得煤尘爆炸性指数41.7344.69%。火焰长度200700mm。各煤层均有煤尘爆炸危险。煤质自燃性： 本井田各煤层之变质程度较低，其燃点也较低，各煤层还原样燃点和氧化样燃点之差T一般小于20，7号煤层仅少数点大于20，有可能自燃；17、21号煤层T虽小于20，但含硫量较高也有可能自燃。而且矿井自生产以来曾发生过几次自燃，故属于有自燃发火倾向的煤层。地温梯度：矿井地温梯度为最大为2.81/100m，最小为1.97/100m，平均为2.35/100m，属地温正常区，地温梯度由井田的浅部至深部逐渐减少。在矿井深部地温很高，存在二级高温区，对正常生产影响很大。9.1.3开采方法带区内布置一个工作面保产，工作面长度155 m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置两条斜巷。一次采全高工作面生产能力为4178.71 t/d，每日推进度为4.325 m，采煤机选用SL300采煤机，截深0.865 m，采高为4.8 m，日进5刀。一次采全高支架型号为DBTSchitd 255550 24319。 一次采全高工作面装备的部分机电设备见表9.1。表9-1 一次采全高工作面机电设备表序 号地 点机电设备名称型 号容 量1工作面采煤机SL3002375 kW2工作面前后刮板输送机SGZ1000/1400-W4132 kW3工作面液压支架DBTSchitd 255550 243194800 kN4工作面端头支架DBTSchitd 255550 243196500 kN5运输斜巷刮板转载机SGZ1000/1400-W132 kW6运输斜巷破碎机WB1418110 kW7运输斜巷带式输送机SST21608运输斜巷乳化液泵站EHP-3K200125 kW9运输斜巷喷雾泵站EHP-3K200125 kW10运输斜巷配电器KYX-111运输斜巷移动变电站KBSGZY-T-630/64000 kW为了保证生产正常接替，前期准备7303工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头；后期准备7305工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头和一个胶带运输煤层大巷掘进头。9.1.4变电所、充电硐室、火药库井下大巷采用矿车辅助运输，工作面斜巷连续牵引车运输。井底车场设变电所、充电硐室。带区内不设变电所。遇岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.1.5工作制、人数各工作面均采用三八工作制。井下同时作业的最多人数为500人，综采面同时工作最多人数58人。9.2矿井通风系统的确定矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿井主通风机的工作方法）；通风网路。9.2.1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每个矿井至少有二个通向地面的安全出口，井下每个水平到上一水平和每个采区至少有二个出口，并和通向地面的出口相连通。2进风井口要避免污凤尘土、炼焦气体、矸石、燃烧气体等侵入，出风井的设置地点必须在稳定的地质层且便于防洪的位置3箕斗井一般不作为进风井或回风井，皮带斜井部的兼作回风井，如果斜井的风速不超过4m/s，有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度符合卫生标准，皮带斜巷可兼作进风井。4所有矿井都要采用机械通风，主通风机必须安装在地面。5不宜把两个可以独立通风的矿井合并为一个通风系统，若有几个出风井，则自采区流动到各个出风井的风流需要保证独立；各工作面的回风进入采区回风道之前，各工作面的回风在进入回风水平之前都不能任意贯通；下水平的回风风流和上水平的进风风流必须严格隔开。在条件允许时，要尽量使进风井风量早分开。6次用多台主通风机通风时，为了保证联合运转的稳定性，主进风道的断面不宜过小，尽可能减少公共风路、风阻。7要充分注意降低通风费用，尽可能少用通风构筑物，同时重视降低基建费用。8要符合采区通风和掘进通风的若干要求，要满足防止瓦斯、火、煤尘和水对矿井通风系统的特殊要求。9.2.2矿井通风方式的选择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、矿井沼气等级。2经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-2。表9-2 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对角式优点初期投资较少，出煤较多工业场地布置集中广场保护煤柱少通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；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，后期维护费用大建井期限略长，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4 km），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通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件：地表表土层厚约163m，一水平标高为-470 m，二水平-650 m；煤层为缓斜煤层，分七个带区，其中一水平布置西一带区、西三带区、西五带区、西七带区、东六带区；二水平布置东二带区、东四带区；煤层具有自然发火危险，煤尘具有爆炸性。根据以上分析，且矿井年产量1.2 Mt，属大型矿井，确定技术可行的两个方案为：中央并列式通风或两翼对角式通风。下面进行经济比较：通过经济比较及矿井地质条件可知，对角式通风方式不宜选用：两者初期投资基本相同；后期投资增大；后期开采中，需要维护两条回风上山；增加了风井工业广场占地及建设资金。因此，本设计选用中央并列式通风方式。表9-3 各方案经济比较项 目中央并列式两翼对角式工程量（m）单 价（元/ m）费 用(万元)工程量（m）单 价（元/ m）费 用(万元)风井井筒(前期)4604029.6185.364604029.6185.36风井井筒(后期)00020024029.6161.19回风大巷(前期)1321.371262.2166.781321.371262.2166.78回风大巷(后期)5104.431262.2644.285104.431262.2644.28前期投资(万元)352.14352.14合 计996.421157.619.2.3矿井通风方法的选择通风方法，即矿井主通风机的工作方法。其可分为自然通风和机械通风。矿井通风方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：1抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，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压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，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，同时使通过主扇的一部分风流短路，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，则压入式主扇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。从以上比较看出，抽出式通风具有明显的优点，同时矿井地面地势平坦，不存在小窑塌陷区，表土层比较厚，故矿井采用抽出式通风。9.2.4带区通风系统的要求带区通风总要求：1）矿井通风网络结构合理；集中进、回风线路要短，通风总阻力要小，多阶段同时作业时，主要人行运输巷道和工作点上的污风不串联。2）内外部漏风小。3）通风构筑物和风流调节设施及辅助通风机要少。4）充分利用一切可用的通风井巷，使专用通风井巷工程量最小。5）通风动力消耗少，通风费用低。带区通风系统基本要求：1）每个矿井和阶段水平之间都必须有两个安全出口。2）进风井巷与采掘工作面的进风流的粉尘浓度不得大于0.5 mg/m3。3）新设计的箕斗井和混合井禁止作进风井，已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使进风流的含尘量达到上述要求。4）主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和有毒气体的污染，井口排风不得造成公害。5）矿井有效风量率应在60%以上。6）采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿风流通风，电耙司机应位于风流的上风侧，有污风串联时，应禁止人员作业。7）井下破碎硐室和炸药库，必须设有独立的回风道。8）主要通风机一般应设反风装置，要求10 min内实现反风，反风量大于40%。9.2.5带区通风方式的确定带区通风系统是矿井通风系统的中心，其结构决定着矿井矿井通风系统的最重要的参数和指标（如漏风量，稳定性程度等），因而搞好带区通风是保证矿井安全生产的基础。矿井相对瓦斯涌出量为0.0054m3/t m3/t，小于10 m3/t，属于低瓦斯矿井，采区采用两条上山就可满足通风、生产的需要，采区上山采用一进一回的通风方式。一进一回的通风方式一般可以采用两种方式：分带轨道斜巷进风，运煤斜巷回风；运煤斜巷进风，分带轨道斜巷回风。轨道斜巷进风与运煤斜巷进风的比较：轨道斜巷进风：这种通风方式新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响。带区下部的绞车房易于通风，运煤斜巷进风：由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。运输机设备所散发的热量，使进风流的温度升高。此外，运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。结合以上信息，本设计选用轨道斜巷进风，运输斜巷回风。故工作面宜采用“U”形通风方式。9.3矿井风量计算9.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定1通风容易时期和通风困难时期的定义矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。本设计只针对开采一水平时期：（1）容易时期的采煤方案开采第一水平2101工作面，布置一次采全高工作面；准备面2103；平巷掘进头两个；岩石掘进头一个。（2）困难时期的采煤方案第一水平后期开采三带区两工作面时为通风困难时期：三带区西翼一面布置一放顶工作面；采空区另一侧布置准备面；大巷北段设回收边角煤煤巷掘进头两个。通风容易时期和通风困难时期的通风系统立体示意图见图9-1、图9-2。9.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量1各用风地点需风量计算公式或经验数值部分：在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算： （9-1）式中：采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min ； 掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min ； 硐室实际需要风量的总和，m3/min ； 矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m3/min ； 矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取=1.21.25。图9-1 容易时期矿井通风立体图图9-2 困难时期矿井通风立体图1） 采煤实际需要风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算：各个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。（1）按瓦斯涌出量计算： （9-2）式中：按瓦斯涌出量计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，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条件下，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取=1.21.6；炮采工作面可取=1.42。总进风量按二氧化碳涌出量的计算可参照瓦斯涌出量的计算方法。已知=5 m3/min，=1.5，可得：=10051.5 =750 m3/min（2）按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表（9-1）的要求：长壁工作面实际需要风量（），按下式计算： （9-3）式中：按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面风速，m/s；第i个采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2 。其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。已知=1.6 m/s，=22 m2，可得：=601.622 =2112 m3/min 表9-4 采煤工作面空气与风速对应表采煤工作面空气温度，。C采煤工作面风速，m/s150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5（3）按人数计算实际需要风量（）；=4 （9-4）式中：按人数计算实际需要风量，m3/min；4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知=64，可得：=464 =256 m3/min取三者中最大值2112 m3/min。（4）按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算0.2560 （9-5）式中：按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min；第i个采煤工作面的平均面积，m2 。按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量（）；240 （9-6）已知=22 m2，=2112 m3/min，可得：330 m3/min5280 m3/min由风速验算可知，=2112 m3/min符合风速要求。2）备用面需风量的计算按下式计算：=0.5 （9-7）式中：备用工作面所需风量，2112 m3/min。所以：备用工作面所需风量为：=0.52112=1056 m3/min。3）掘进工作面风量计算各掘进工作面所需风量计算如下：1.按沼气涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1的要求计算。即： （9-8）式中：第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；该掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.52；已知=5 m3/min，=1.6，可得：=10051.6 =800 m3/min2.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。 （9-9）式中： 按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min； 4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min； 第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。可得=240 m3/min由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=800 m3/min4）硐室需要风量的计算硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。因为本矿只有火药库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验值取得：大型爆破材料库为100150 m3/min，中小型爆破材料库60100 m3/min，采区绞车房及变电所为6080 m3/min，充电硐室按经验给100200 m3/min。 结合本矿实际，取火药库实际风量为130 m3/min，绞车房实际风量为70 m3/min，变电所实际风量为70 m3/min，充电硐室为150 m3/min。5）其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算： （9-10）式中：按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min； 该巷道瓦斯绝对涌出量，m3/min； 该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.21.3； 已知=5 m3/min，=1.2，可得； =13351.2 =798 m3/min6）矿井总风量1.综上，考虑到矿井通风系数，取=1.3，结合公式（9-1），通风容易、困难时期矿井总风量计算如下：容易时期：=2112+1056+8003+（130+70+70+150）1.2 =7185.6 m3/min困难时期：=2112+1056+8002+（1302+702+702+150）+7981.2 =7507.2 m3/min2.根据矿井人数计算，按下式计算： （9-11）式中：根据矿井人数计算需风量，m3/min；井下同时工作的做多人数；风量备用系数；已知=500人，=1.5，可得：=45001.5 =3000 m3/min两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为7185.6 m3/min，通风困难时期为7507.2 m3/min。9.3.3风量分配配风的原则和方法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，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）一次采全高工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%：放=21121.2=2534.4 m3/min2）准备工作面：备=10561.2=1267.2 m3/min3）煤巷掘进工作面：掘进=8001.2=960 m3/min4）岩石大巷掘进面：Q掘=8001.2=960 m3/min5）机车检修、充电硐室：Q充=1501.2=180 m3/min6）火药库：Q火=1301.2=156 m3/min7）其它巷道：Q其它=7981.2=957.6m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。井巷风速验算结果见表9-5。表9-5 井巷风速验算表容易时期困难时期最高允许风速井巷名称风速/ms-1井巷名称风速/ms-1ms-1副井2.94 副井3.07 8井底车场4.68 井底车场4.90 8轨道大巷南段5.91 轨道大巷南段5.37 8轨道大巷北段1.25轨道大巷北段3.86 8进风斜巷3.52 进风斜巷3.52 6工作面1.92工作面1.924回风斜巷2.94 回风斜巷2.94 6风井南翼回风大巷3.30 风井南翼回风大巷5.38 8备采面进风斜巷1.76 备采面进风斜巷1.76 6备采面0.96备采面0.964备采面回风斜巷1.47 备采面回风斜巷1.47 6风井北翼回风大巷5.24 风井北翼回风大巷4.40 8回风立井7.54 回风立井7.87 159.4矿井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，在选择矿井主扇之前，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，可分摩檫阻力和局部阻力。摩檫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。9.4.1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。9.4.2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。通风容易时期的最大阻力路线：1234568181920通风困难时期的最大阻力路线：122122232425262732181920表9-6 井巷特征参数井巷名称支护形式长度（m）断面（m2）周长（m）阻力系数104/Ns2/ m4副井井筒混凝土47040.7122.61342井底车场锚喷20012.817.7965轨道运输大巷锚喷5571.3612.817.7965带区下部车场锚喷15012.817.7965带区进风石门锚喷75.8612.817.7965带区轨道平巷锚喷1355.6121498回风大巷锚喷5400.612.817.79150带区进风斜巷锚喷986.5121475带区回风斜巷锚喷986.514.415.450液压支架工作面一次采全高支架1802220330回风石门锚喷5015.6019.4745回风立井混凝土56415.914.1332.59.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力：井下多数风流属于完全紊流状态，故 （9-12）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： （9-13）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 （9-14）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 （9-15） 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： ，Pa （9-16） ，Pa （9-17）式中：1.2容易时期的局部阻力系数；1.15 困难时期的局部阻力系数。图9-3 容易时期通风网络图图9-4 困难时期通风网络图矿井通风总阻力：容易时期：=1.2656.71 =788.05 Pa困难时期：=1.154037.74 =4643.40 Pa9.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算公式： （9-18）矿井通风等积孔计算公式： （9-19）表9-7 容易时期矿井摩擦阻力网络编号R10-4Ns2/m8Q / m3/minhfr/Pa1265.447185.6093.8623274.184538.40156.873441.834454.4023.054528.584538.4016.3556571.882702.40116.0167111.572702.4022.6378237.242707.4048.31818346.102707.4070.47181911.547191.6016.58192064.437191.6092.57合 计656.71表9-8 困难时期矿井摩擦阻力网络编号R10-4Ns2/m8Q/m3/minhfr/Pa1265.447507.20102.452211345.694843.20876.81212282.713576.0029.38222341.833492.0014.172324644.093492.00218.172425212.673492.0072.042526111.573492.0037.79262786.393498.0029.362732293.773498.0099.8532183723.864855.202438.40181911.547519.2018.12192064.437519.20101.19合 计4037.74式中： 矿井风阻，Ns2/m8；矿井总阻力，Pa；矿井总风量，m3/s；矿井等积孔，m2。结合以上公式，把已知值代入，可得：容易时期：总风阻为：=788.05/（7185.60/60）2 = 0.05 Ns2/m8总等积孔：=1.1896/=5.08 m2困难时期：总风阻为：=4643.40/（7507.20/60）2=0.30 Ns2/m8总等积孔：= 1.1896/=2.18 m2通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表9-10：表9-9 矿井等积孔容易时期困难时期等积孔(m2)5.082.18表9-10 矿井通风难易程度与等积孔的关系表通风阻力等级通风难易程度等积孔大阻力矿中阻力矿小阻力矿困难中等容易1 m212 m22 m2由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2 m2，总风阻均小于0.35 NS2/m8，属于通风容易矿井。9.5选择矿井通风设备9.5.1选择主要通风机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：（1）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。（2）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5年。（3）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%。（4）考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。（5）正常情况下，主要通风机不采用联合运转。根据前面计算，用扇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。1.自然风压由煤矿设计规范可知：矿井进、出风井井口的标高差在150 m以下，井深均小于400 m时可不计算自然风压，且矿井通风总阻力较大，自然风压相对要小的多；本矿井进、回风井在同一工业场地中布置，标高相差不足2 m。故设计中不计算自然风压，即：=0。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： （9-20）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，=0；表示风峒的通风阻力，通常为2050，取50 Pa。故：= 788.05-0+50 = 838.05 Pa2）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： （9-20）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，=0；表示风峒的通风阻力，通常为2050，取50 Pa。故： = 4643.40050 = 4693.40 Pa3.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： （9-21）式中：实际风量，m3/s；1.05抽出式矿井通风外部漏风系数；风井总风量，m3/s。容易时期：=1.057185.60/60=125.75 m3/s困难时期：=1.057507.20/60=131.38 m3/s4. 主要通风机工况点工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。主要通风机工表9-11 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风量/m3s-1风压/Pa矿井一水平125.75838.05131.384693.40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： （9-22）= 838.05/125.752= 0.05 NS2/m8困难时期： （9-23）= 4693.40/131.382 = 0.27 NS2/m8 图9-5 通风机特性曲线风机风压与风量的关系：容易时期： 困难时期：通风容易和困难时期风阻见表9-12。表9-12 通风容易和困难时期风阻容易时期困难时期 (NS2/m8)0.050.27根据以上数据，在扇风机个体特性图表上选定风机，该矿井东区前后期风机型号均为2K60-NO.28型的对旋式轴流风机。根据2K60-NO.28的对旋式轴流风机的性能曲线，可以确定主要通风机实际工况点，见表9-13。表9-13 主要通风机工况点型号时期叶片安装角/（）转速 (rmin)风压 (Pa)风量 (m3/s)效率/%输入功率kW2K60-NO.28容易2560011851380.60240困难4060047001320.806709.5.2电动机选型根据矿井通风容易时期和困难时期主要通风机的输入功率和计算电动机的输出功率。由/=240/670=0.360.6，故通风容易时期和困难时期需要选用不同的电动机。电动机的输出功率： （9-24）式中： 电动机的输出功率，kW；通风机的输入功率，kW；电动机容量备用系数，取1.15；电动机效率，取0.90；容易时期：=2401.15/0.90 =306.67（kW）困难时期：=6701.15/0.90 =856.11（kW）根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速，选择型号为Y630-10/1180和Y1000-10/430的异步电动机，其详细参数见表9-14。表9-14 电动机参数时期型号功率（kw）电压（V）电流（A）转速（rpm）效率（%）容易Y630-10/118063060007660092/92.8困难Y1000-10/4301000600011860092/94.39.6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。（1）接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；（2）接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；（3）接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；（4）打开隔离煤柱放水时；（5）接近有出水可能的钻孔时；（6）接近有水或稀泥的灌泥区时；（7）底板原始导水裂隙有透水危险时；（8）接近其它可能出水地区时。10 基本技术经济指标表10-1 基本技术经济指标序号基本指标单位数量或内容备注1煤层牌号气煤、肥煤2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m4.8平均4煤层倾角8平均（1）工业储量Mt126.02（2）可采储量Mt92.63（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班2（1）矿井年生产能力（2）矿井日生产能力Mt/at/d1.24178.71矿井服务年限a55.14矿井第一水平服务年限a34.3（1）井田走向长度m5420（2）井田倾斜长度m3380（1）瓦斯等级低（2）瓦斯相对涌出量m3/dt0.0054通风方式中央并列式（1）矿井正常涌水量m3/h480（2）矿井最大涌水量m3/h609开拓方式（井筒形式、水平数）立井二水平直接延伸第一水平标高m-470最终水平标高m-650生产的工作面数目个1备用的工作面数目个1采煤工作面年进度m1427.25移交时井巷工程量m1560达产时井巷工程量m2400开拓掘进队数个2大巷运输方式皮带矿车类型台2电机车类型单一倾斜长设计煤层采煤方法单一倾斜长壁法工作面长度m155工作面推进度m196工作面效率t/工65.29工作面成本6.328深井高温热害的形成及防治摘要 在深部采矿工程中，矿井高温热害及其治理被国内外采矿界视为两大科技难题之一，矿井降温研究工作对推动采矿业发展具有极其重要的意义。本文阐述了矿井热害对煤矿安全生产的危害，理论分析影响矿井热害产生的各主要因素及其作用机理，分析了新汶华丰煤矿和平煤五矿工作面的需冷情况，考虑矿井自然条件，在华丰煤矿利用加大通风量的办法为工作面制冷。在平煤五矿，利用北山低温淋水排放制冷系统凝，设计矿井降温系统降温系统：采用机械制冷降温为主，采面上部冷水喷淋降温为辅，回风巷安装抽放管抽放采面上隅角热量，以及隔热疏排热水的综合治理降温措施，空冷器采用串联布置方式，每三台为一组，体积小，安装运输方便。采用加大通风量和综合治理降温措施，改善了工作面风流的温度和湿度，采面温度平均降低4和4.8，基本达到了降温设计的要求，取得了较好的降温效果和经济效益。关键词 高温; 热害; 矿井降温1 概况1.1深井高温的危害1.1.1 深井高温热害问题的提出 在我国的华东及华北地区，随着煤炭开采量增大，一些老的矿井开采深度不断增加。而且随着东部地区煤炭储量的减少，被迫开采的煤层深度也有增加的趋势。随之而来，越来越多的矿井出现了不同程度的热害问题。在全国，煤矿平均开采深度也正以每年15米的速度增加，按我国平均地温梯度3.5/hm计算，矿井围岩温度每年增加0.5，千米深井岩温在35以上。开采深度的增加和机械化程度 的提高，使我国高温矿井的数目越来越多，热害问题日趋严重。如新汶矿务局的孙村矿采深576-776米，原岩温度25-35，掘进面气温34.5，回采面气温32.5;平煤集团八矿采深673米，岩温31-33，掘进面33。据不完全统计，我国目前已有130多对矿井采掘工作面风流温度超过30，许多矿井的开采深度超过800米，其中新汶孙村矿延深水平的深度达1300米。在我国预测的总储量中，有73.2%的储量埋深超过1000m。随着采矿工业的发展，开采深度的增加，我国高温矿井数目还会不断增加，高温热害问题会更加突出。地壳表层的温度受地面温度的影响呈周期性的变化，但这种影响随着深度的增加而逐渐减弱。到一定深度，这种影响基本消失，从而地温保持恒定。地温常年保持恒定的带称为恒温带。在恒温带以上，地温受太阳辐射热的影响而具有周期性的变化规律，故称为变温带。在恒温带以下，地温的变化受大地热流场的影响，随着深度的增加而不断增温，故称为增温带。恒温带则是变温带与增温带的分界面。由于恒温带的深度大都只有十余米或数十米，而矿井生产的深度大都为数百米，甚至超千米，远远深于恒温带的深度。随着开采深度的增加，地温也逐渐的升高，当地温超过其一温度时，就将引起矿井高温热害问题。因此可以说，高温热害是矿井生产向深部发展过程中不可避免的问题。随着矿井采深的增加 和采掘机械化程度的不断提高，深井高温热害已经成为制约煤矿安全开采的重大问题之一，专家认为未来矿山的极限开采深度将取决于矿井降温技术和装备的发展水平。因此，调节和改善矿井气候条件已经成为我国煤矿安全生产中的一个重要课题。1.1.2 深井高温热害的危害（1）高温热害严重影响矿工身体健康人是一架热机，它所摄入食物经过生化作用产生的能量 ，一部分作为人体的活动机械能，另一部分转化为热能，即新陈代谢，使体温保持在36左右，维持正常的生理功能 ，人体通过辐射、对流和汗液蒸发向环境大气散热。只要人体皮肤温度高于环境大气温度，辐射散热即可进行，而对流和蒸发散热则取决 于环境空气的干球温度、湿球温度和风速，在高温高湿环境中，汗液蒸发冷却是最主要的散热方式。当环境气温太高时，相对湿度大于60%，散发到空气中的热量小于新陈代谢产生热量时，就出现体温升高，实际上身体处于吸热状态。随着热不平衡和程度和维持时间的增加，人体将出现下属三个阶段的结果：a、心率加快，流向皮肤的血液增加，出汗量也增加，由于皮肤温度的增高及出汗蒸发的作用，可以恢复身体的热平衡，不会出现太大的不舒适感。b、调节器官处于极度紧张状态，则出现明显不舒服感，工作效率降低。c、热不平衡继续下去，身体获得热量导致体温过高，即蓄热状态，出现头疼、恶心、中暑、昏迷，直到死亡。（2）高温高湿影响矿井安全生产 采掘工作面环境条件极差，大部分职工裸体工作，仍汗流浃背。严重的高温高热环境使职工 出现注意力不集中、心跳加快、头晕等现象，甚至严重的出现使职工中暑而晕倒人的现象，极易细皮嫩肉安全事故。并且高温热害细皮嫩肉的事故与一般局部区域的安全事故相比，具有引发的事故较广，涉及人员较多的特点，加些严重影响矿井生产。据日本调查统计，3040气温的工作面，比低于30时的事故率高3.6倍;南非多年的调查统计，当矿内作业点的空气湿球温度达到28.9时（相当于干球温度30），开始出现中暑死亡事故。表1-1为南非金矿井下温度与事故率的关系。 表1-1 井下温度与事故率的关系作业地点气温27293132工伤频次（次/千人）0150300450（3）高温引发机电设备故障率增加矿井高温、高湿对机电设备的正常运转产生较大的负面影响 ，致使机电设备故障频发。井下任何机电设备、电缆均是通过与环境的对流来散发本身所产生的热量，其工作环境温度、湿度超过规定的限值或长期处在限值附近时，必将导致设备散热困难。以致发生设备故障。一般情况下，按常规方法难以查明发生事故的原因。机电设备的环境温度要求：我国矿用一般型机电设备的工作环境温度为40;矿用隔爆型机电设备的工作环境温度为45。但这并不等于说，只有到了上述限值才会发生设备故障，如果机电设备长期处在上述限值附近，则机电设备故障率将大增。日本通产省的调查统计表明：机电设备在相对湿度90%以上气温为3034的地点工作时，其事故率比低于30的作业地点高3.6倍。如平顶山煤业集团公司五矿1997年6月，西三采区一采面回风顺槽（气温35，相对湿度96%）电缆由于环境高温高湿致使其绝缘降低并漏电，击毙两人。图1-1 工作效率与采掘工作面温度的关系（4）矿井高温热害降低劳动生产率在矿井高温高湿环境条件下，造成矿工的劳动生产率下降。据有关资料统计，在风速2m/s，气温30时，劳动生产率降低为72%，32时降低为62%。采掘工作面的气温每超过规定指标（规定26）1，劳动生产率降低6-8。图1-1是工作效率与采掘工作面温度的关系图，由图1-1可以看出：当采掘工作面风速小于2m/s，湿球温度超过30以后，矿工的劳动工作效率下降较快。1.2 国内外高温矿井降温理论的研究 世界上矿井热害最严重的是南非金矿、德国煤矿和苏联煤矿。矿井开采最深的是南非金矿，开采深度已超过3000米，最深达3862米，原岩温度36-58，最高的普列登斯汀矿达63。德国煤矿是世界煤矿业开采最深的，1993年平均采深为930米，最深的依本比伦矿采深已达1530米，矿井岩温平均43，最高达60。前苏联和煤矿平均采深为650米，许多矿井采深已达1200-1400米，彼德罗夫煤矿采深1200米，岩温45-50。比利时有5对高温矿井平均采深1400米，平均原岩温度51法国东北部的矿井平均采深1000-1300米，岩温45-55。英国近10多年来，有11对矿井采深超过1000米，原岩温度超过40。波兰煤矿平均采深575米，原岩温度30-43.5。在亚洲，以日本、中国和印度的矿井高温比较突出。日本的赤平煤矿采深350-693米，原岩温度35-52。印度 的两个矿井平均采深2500-3000米，原岩温度57-66。矿井降温的基础理论涉及到工程热力学、流体力学、地热学、地质学及水文地质学、劳动卫生学及环境工程学等多种学科。这些学科的相互渗透便形成了矿井降温的基本理论。据文献记载，国外研究矿井高温问题最早是1740年在法国Belfort附近的矿山进行的地温测定。十八世纪末，英国开始系统地进行井巷围岩温度的观测，从而得出地温随着深度的增加而升高。南非早在1919年就开始了矿井风流热力学规律的研究。上世纪二十年代，矿内热环境问题的最初理论开始形成。1923年德的Heise Drekopt假定巷道壁面温度为稳定周期变化条件下，解析了围岩内部稳定的周期变化，提出了调热圈等概念，这是研究矿内热环境问题的最初理论。三、四十年代，矿井风流预测计算理论开始发展。1934-1941年间，南非的Biccard Jappe发表了深井风温预测等四篇论文，提出了风温计算的基本想法，这是近代风温预测计算的雏形。五十年代，矿井风温计算理论进一步发展。1951年英国的Van Heerden、日本的平松，1952年德国的Koning、日本的天野等人结合平巷围岩与风流热交换，在理想化条件下得出围调热圈温度场 的理论解，与传热领域中1939年英国Carslaw等人用拉普拉斯变换得出的理论解是一致的。1953年苏联epaH提出较精确的不稳定换热系数和调热圈温度场的计算方法同，1955年平松良雄又提出围岩与风流组成体系的传热方程式随时间变化的风流温度的近似计算法。六十年代，逐步应用计算机技术进行风温预测计算。1961年苏联的BopoaeB、1966年德国的Npttrot等人用数值计算法描述调热圈温度场。矿内热环境测试技术也进入了实用阶段，如1964年德国的Mucke用园板状试块测定稳态导热的岩石导热系数;1967年Sherrat在现场对一段巷道强制加热，实测围岩中的温度分布，从实测值与理论计算值对比中求出热常数。同年南非的Starfield等人较充分地论述了潮湿、有质交换条件下的热交换规律。七十年代，一些有关矿内热环境工程的系统专著逐渐问世，形成了完整的学科体系，如1974年平松良雄的通风学，1977年epaH等的矿井热环境调节指南。1971年德国的J.Vo等相继提出一整套采掘工作面风温计算的方法;1975年美国的J.Mcguaid系统地提出了控制矿内热环境的各种技术对策;1977年保加利亚的Shcherban等对掘进工作面的风温计算作了详尽的论述。八十年代，许多国家如美国、苏联、德国、南非、日本、捷克、匈牙利、波兰和保加利亚等国，都争相进行矿内热环境工程的研究工作，从各国发表的文献看，侧重于对关键系数的研究，如风流与围岩间的不稳定交换系数、湿热比、当量热导率及湿度系数进行了观测、统计，并提出了计算图表。在风湿预测上，1980年日本的内野健一用差分法求得不同巷道形状、岩性条件下的调热圈温度场，并提出 了考虑入风流温度变化 、有水影响条件下的风温计算方法;1983年南非的Starfield等又提出更为精确的不稳定传热系数 的计算公式;1985年日本的天野勋三等提出较为完整的矿内热环境工程设计的程序数学模型。我国五十年代初开始矿内热环境的初步形容工作，进行了地温考察和气象参数的观测，抚顺煤得分院对矿内风流的热力状态进行了观测分析。七十年代对许多高温矿井有计划地进行了系统的观测，用数理统计的方法，提出了风温预测的数学模型。1976提杨德源提出 了矿内风流热力计算方法。八十年代，我国的矿山地热研究工作得到了进一步的发展。1981年矿山地热概论一书问世。有关高校的矿山通风与安全等相关专业加强了热环境工程的课程和研究内容，科研单位也以此作为研究课题。到八十年代末，国内外对矿井风温的预测精度均达到了1.5的高水平。1.3国内外高温矿井降温技术的现状及发展趋势 目前，国内外矿井降温措施很多，但归纳起来有两个方面：其一，非人工制冷降温措施;其二，人工制冷降温措施。1.3.1 非人工制冷降温措施（1）改善通风 矿井降温可以措助增加风量来实现。随着流过巷道风量的增加，从岩体放出的氧化热和其他热源放出的热量分散到更大体积的空气里，从而使风流的温度降低。 虽然风速的增加会使巷道的放热加强，致使空气的总吸热量增加，但在其他条件相同的情况下风流的温升却会有所降低。同时，巷道围岩冷却带的形成速度也加快了，增加风量除了能降低风流的温升外，还能为进一步降低围岩的放热强度创造条件。当然，增加风量时应当注意风速不应超过安全规程的最高允许风速（煤矿安全规程明确规定工作面不能超过4m/s）（2）减少各种热源放热 a.减少氧化放热 在矿井热平衡中，氧化放热和局部放热起了很大的作用。最大限度减少巷道中的煤尘含量，实行坑木代用，缩短从工作面到地面的运煤时间以及采用专门的材料涂沫巷壁可以降低其氧化放热。当煤岩的运输量很大时，由被运故物释放热而引起的风流焓增可能占总焓增的10%，再考虑到电机车本身的放热，该焓增可达15-17%。因此，把运输设备移到回风水平，这是减少煤的氧化和在井下运输煤时冷却放热的重要措施。如果根据矿井的开拓条件不允许，应设法加快煤炭的运输，减少待运量，采用绝热矿车和利用绝热席覆盖矿物炭面等方法。 b.排除机械放热 通常，固定设备（如主排水泵、绞车等）是布置在用新风流通风的专用房间中。一般流经这些房间而被加热的空气均进入流向工作面的主风流，这样就使井下空气加热。如果这些回风排至总回风流中，便可大大减少由机械放热引起的风流加热，大多数情况下这在技术上是可行的。 c.巷壁绝热 计算分析表明，巷道绝热在新掘出的巷道中有一定效果，在较老的通风干线中巷壁绝热是不合理的，因为经过短时间通风后放热量将变得很小。 巷壁绝热可以在深矿井及中探矿井中热害严重的区段作为辅助手段与其他降温措施配合使用。同时应看到进行巷壁绝热的费用，特别是必须扩大巷道断面时，会大大提高吨成本。因此巷壁绝热只是在技术、经济上合理的基础上采用的。 d.防止放湿 风流的焓增高，会导致其冷却效果的减弱，防止风流受湿主要是干燥空气部分受热，使风湿增高，这时，岩体的放热取决于它与风流的温差。防止巷道滴水和利用与风流隔绝的排水沟是防止 井下空气受湿的最普通方法。 e.防止压风管道 的加热 从压风机送到敷设于井筒中的管道的压风通常温度达70-80，也能使风流升温。因此，冷却压风机排出的压风，使其降到井筒风流的平均温度，或把压风管道布置在回风井筒和回风水平的巷道中，便能减少这种温升。1.3.2 人工制冷降温措施 非人工制冷降温仅能用于热害不太严重的矿井或作为人工制冷降温的辅助措施。在矿井深部开采或地处热带及氧化入热较严重的浅部开采的矿井，采用人工制冷降温是必不可少的。 矿井空调虽然已有80余年的历史，仅在近30年才开始迅速发展，并得到较为广泛的应用。1920年在巴西的莫劳约理赫金矿建立了世界上第一个矿井空调系统，在地面建立了集中制冷站。英国是世界上最早在井下实施空调技术的国家，1923年英国的彭德尔顿煤矿第一个在采区安设制冷机，冷却采面风流。德国最早于1924年在拉德博德煤矿的地面安设一台冷冻机，井下最早是1953年在洛伯尔格矿安装大型风流冷却设备。巴西莫罗维罗矿和南非的鲁滨逊深井于三十年代采用集中冷却井筒入风流和方法降温，六十年代南非便开始了大型矿井集中式空调降温。七十年代苏联、日本等国矿井开始应用制冷降温。 我国1964-1975年在淮南九龙岗设计了第一个矿井局部制冷降温系统，1981-1985年，在新汶矿务局孙村煤矿建立了我国第一个井下集中降温系统，制冷站制冷能力为2326Kw，选用重庆通用机器厂生产的-JBF-500型离心式制冷机（制冷量为581Kw）。1986年，“平顶山八矿矿井降温技术研究”被列为国家第七个五年计划的科技攻关项目，该矿建立 了我国第二个井下集中降温系统，制冷站制冷能力4652Kw，采用-JBF-1000型离心式制冷机（制冷量为1163Kw）。(1)冷水机组制冷降温 该矿井降温技术主要有：井下集中式、地面集中式、井下地面联合集中式、分散式。德国实践表明：负荷小于2MW的矿井，以采用分散式最优;负荷大于2MW的矿井，采用集中式;集中式的3种形式中，井上、下联合集中系统费用最低，地面集中式系统次之，井集中式系统最高。我国淮南煤田谢桥矿，所进行的矿井降温方案的经济技术比较也表明，地面集中式系统的总费用 也是最小的（没有考虑井上下联合集中方案）。经济方面地面集中式和井上下联合集中式具有其优越性;在技术上3种集中式系统 各有千秋：井下集中式系统的致命弱点是冷凝热排放困难;地面集中式和井上下联合集中式系统 必须使用高低压转换设备，此设备在冷冻水转换过程中会产生3-4的温度跃升。井下系统 的半信半疑热排放问题和地面系统高低压转换的温度跃升问题，各国研究机构都在进行不懈努力。井下系统的半信半疑热排放，经历了井下回风流排热、井下回风流加喷淋水到利用地面制冷机组的冷冻水排热的过程。地面系统的高低压转换器，则经历了储水池、降压阀、高低压换器到高低压转换器，其转变的过程 实际上是尽可能地消除高低压转换器温度跃升的过程，国外研制的一种新型水能回收高低压转换器，其温度跃升可从一般的4-6降低到0.2。图1-2 冰冷却系统图（2）空气压缩式制冷降温 1973年煤科院抚顺分院研制了YP-100型矿用环缝式压力引射器、涡流管制冷器：1993年平顶山矿务局和原中国航空工来总公司609研究所联合研制了KKL101型矿用无氟空气制冷机;1989年南非一金矿建成了压缩空气制冷系统 。由于空气 压缩制冷徨的制冷系数、单位质量制冷工质的制冷能力均小于蒸汽压缩制冷系统，在产生相同制冷量的情况下，空气压缩式制冷系统需要较庞大的装置，并且单位制冷量的投资和年运行费用均高于蒸汽压缩式系统。因此，全矿井采用空气压缩式制冷系统降温的太是屈指可数的。而压力引射器、涡流管制冷器等装置，实际上仅是一种空气膨胀装置，它必须与地面空气压缩机联合使用。(3)冰冷却空调降温 冰冷却系统的主要原理是利用冰的溶解热，通过浊的溶解把水冷却到0，然后把冷却水送到各个工作面，系统由冰的制备、冰的输送和冰的溶解三个部分组成。图1-2为冷却系统简图。 a.冰的制备冰冷却系统深井降温技术的主要特点是制冰设备安装在地面。制冰速度由井下所需制冷量确定。例如，制冷量为5MW(R)的制冷设备若用冰冷却系统 代替，相应 的制冰厂生产能力为日产1000t冰，制出的冰经破碎后输送到井下的溶冰室中溶解。b.冰的输送图1-3为输冰系统简图，制冰机制的冰，通过旋转阀粉碎成块后，进入 空气动力管道输送到井下溶冰室冰床上。实验表明，通过空气动力管道连续向井下输送冰不产生高压：冰通过沿竖敷高的管道后，不需要任何动力，可以沿水平管道输送相当远的距离（井下水平管道应是连续的）;井下管道不产生高压，因而可以采用塑料管道不仅可以避免上述弊端，而且可以避免管道的腐蚀。图1-3 输冰系统简图c.冰的溶解溶冰闲置设置在井下。其结构可分为三部分，如图1-4所示，冰块堆放在溶冰室的冰床上，工作面回水从上部喷淋下来，经过冰层后，流入下部冷水池，冷水池内的水（温度接近0）送往工作面作为冷却用水。而回水的一部分可以作为井下辅助用水，另一部分作为循环水重新返回溶冰室。 向井下空调系统输送同样的冷量时，冰的质量流量约为水的1/4-1/5。因此需要排往地面的水量与水冷系统比较可以大大减少，相应的排水管路、设备以及水泵的负荷都可减少。冰冷却系统，在井下没有制冷设备，其他机电设备也很少，因此与水冷系统比较，具有工艺简单、操作与维修简便的优点。 南非某研究机构的研究表明，矿井开采深度越深，冰冷却降温系统的经济效益越明显。冰冷却降温系统将成为很有前途的深井降温技术之一。图1-4 溶冰装置结构图2 深井高温的形成机制本章着重诗集影响矿内气候条件的一些热源地表大气、空气自压缩、围岩散热、机电设备放热等，并介绍它们各自的计算方法。2.1 微气候四要素 环境能否保障人的各种生理过程正常进行，取决于该环境能容纳人体热量的能力，即该环境对人体的冷却能力。评价环境对人体冷却能力的参数是空气的温度、湿度、流速（风速）及周围物体表面温度（热辐射）。该参数合称微气候的四要素。2.1.1空气温度 在微抽个四要素中，气温通常是指空气 的干球温度。它是评价微气候的主要参数，对人体热调节起主要作用。当气温较低时，辐射和对流传导散热是人体主要散热方式;当气温逐渐升高后，人体汗腺活动越来越显著，汗液蒸发散热就逐渐成国主要散热方式。在一定范围内发汗速度与环境气温成正比。据上海第一医学院研究，当气温在32以上时，人体出汗开始显著增加，当气温在33以上时，出汗几乎成为人体唯一散热方式。在高温环境中若滞留时间过长，发汗速度 会急剧下降，这是由于汗腺疲劳所致。2.1.2空气湿度 空气相对湿度对人体热平衡和温热感有着重要作用，特别是在气温高的条件下作用就更为明显。高温时，人体主要依靠汗液蒸发散热保持热平衡，如果环境气温很高，而相对湿度却较低，此时由于淖液蒸发较快，体热易散发，如果相对湿度很大，即使气温不太高，也将妨碍汗液蒸发，使人体散热受到阻碍。体热由于不易散发而积蓄于体内，于是对散热中枢刺激增强，结果便分泌汗液速度增加，大量发汗，并以成滴的汗珠流淌。这种情况下汗液不能直到蒸发散热的作用，因为汗液只有在皮肤表面蒸发，吸收汽化潜热才能携带走较多的热量。在高温高湿的矿井环境中从事重体力蔻，虽大量出汗，但汗液有效蒸发率却很低，使散热量少能等于或大于蓄热量，从而导致人体热平衡破坏。蒸发散热效率的高低是由皮肤与周围环境之间水蒸汽压力差（称为生理饱和差）及风速所决定的。由于皮肤温度相对稳定，大势已去以生理饱和差主要取决于周围环境水蒸汽分压力。不同风速下生理饱和差记为（56.22-Pa）mbar与蒸发散热量关系如图2-1所示。2.1.3风速 风速显著地影响人体对流散热。空气温度低于人体温度时，网速越大，汗液越易蒸发，人体散热热量越大。空气温度高于体温时，人体反而从空气中得到对流热。风速与空气温度、相对湿度共同影响人体散热，应综合考虑三者之间的影响。2.1.4热辐射 当周围物体周围表面温度高于人体表面温度时，则向人体散发热量，称为正辐射，反之称为负辐射。空气温度并不影响人体辐射散热，影响人体辐射散热的是周围物体表面温度。 2.2 引起矿内气温升高的因素分析 地面空气进入矿井后，沿井巷流动过程中不为和矿内各种热源进行热、湿交换，使其状态参数（压力、温度、湿度）发生变化。2.2.1 地表大气状态的变化 井下风流是自地表流入的，地表大气温度与湿度的日变化与季节变化必然要影响井风流状态。 地表大气温度在一昼夜内的波动称之为气温的日变化，它是由地球每天接受太阳辐射热和散发的热量变化造成的。地球吸收太阳的辐射热。使靠近地表大气的温度升高，下午2-3点钟气温达到全天的最高值;夜晚，地面将吸收的太阳辐射热向大气散发，黎明前是地表散热热的最后阶段，一般凌晨4-5点钟气温最低。地表气温的日变化是以24小时为周期的周期性波动，但不全是谐波，因为全日最低温度与最高温度间的间隔小时数，不一定等于下一个最高温度与最低温度间的间隔小时数。 气温的季节性变体也是周期性的，我国最热的时间一般在7-8月，最冷的时间一般在元月，所以也不是谐波，但在实际计算中，将它们的周期性变化挖的看作是正弦曲线或是余弦曲线。 空气的相对湿度取决于空气的干球温度和含湿量，如果空气的含湿量保持不变，则空气的相对湿度就和它的干球温度成反比，干球温度高时相对湿度低，干球温度低时相对湿度高。就地表大气而言，其含湿理一昼夜内的变化基本不大，而其干球温度却是正午高、夜晚低，因而大气的相对温度是踵低、夜晚高。 矿井进风参数对矿内气温有直接影响，尤其是浅井，影响更为显著。地面空气温度在一年之中，随着季节交替而发生周期性变化，一日内的气温也随着时间发生周期性变化，这种变化近似为余弦曲线。地面气温的周期性变化，使矿内气温也发生相应的周期性变化。矿内日气温的变化随着距进风口距离的增加而迅速地衰减，在到达矿内某一点以后，就基本上不再变化。矿井年气温的变化虽也随着距进风口的增加而衰减，与矿内日气温的变化相比 ，衰减速率要缓慢，所以采区巷道内气温仍有季节性变化。但是和地表年气温季节性变化相比，其变化较小且有相位滞后。2.2.2 空气的自压缩升温 流体的自压缩并不是一个热源，它是在地球重力场中制止下落的一个普遍现象，即将其位能经摩擦转换为焓，所以其温升并不是由外界输入热能的结果。 当可压缩的液体沿着井巷向下流动时，其压力与温度有所上升，这样的过程称为“自压缩”过程;在自压缩过程中，如果同外界不发生换热、换湿，而且流体的流速也没有发生变化时，此过程称为“绝热自压缩”过程。根据连续的伯努利能量守恒方程式，可得任一流体从高处向下流动时的焓增为： i-i=g（z-z） （2-1）式中： i，i 分别为风流在终点和始点的焓值，j/kg; z，z分别为风流在始点与终点状态的标高，m; g重力加速度，m/s。（1）对于理想气体（干空气），在任意压力下： d=cdt （2-2） i-i= c（t-t） （2-3）式中： c空气的定压比热容，j/(kgk); t,t分别表示风流在始点及终点时的干球温度，。 从而可以得到： t-t= g（z-z）/ c （2-4） z-z=1000m t-t=9.811000/1005=9.76K/1000m（2）对于湿空气含湿量 d=0.015kg/kg千米焓增 i=9.811.015=9.96KJ/Kg 比热 c=1032J/(KgK)风流的干球温升 t=9.96/1.032=9.65 K/1000m 煤矿井巷里，完全干燥的空气是不存在的，在进行计算时应计及含湿量的影响。 综上，风流在绝热压缩状态下，每垂直向下流动1000米，其温升为9.76k，这是一个相当大的数值。好在实际上并不存在绝热压缩过程，井巷里总是存在水分，因而风流自压缩的部分焓增要消耗在蒸发水分上，用以增大风流的含湿量，所以风流实际的年平均温升没有理论计算值那么大。此外，由于井巷的吸热和散热作用也抵消了一部分风流自压缩温升。2.2.3机电设备发热 大量机电设备在井下使用时，电动机拖动机械设备运转所消耗的能量除变成物料位能、破碎能，压缩能之外，克服摩擦阻力做功所消耗的能量会转换为热能释放给风流，从而使风流温度升高。机电设备放热中，采掘机械放热是最主要的放热的热源，占总机电设备放热理的90%以上。采掘机械从馈电线路上接受的电能几乎全部转化为内热能并传给风流。为了简化计算，我们先假设采掘机械的放热量全部传给风流，从而可以得到下列计算式： Q=mi （2-5）式中： Q风流所获得的热量，w; m风流的质量流量，kg/s; i风流的焓值，j/kg。 当全部热量用以使风流温升时： i= c/t （2-6）式中： t风流的温升，; c空气的定压比热容，j/(kgk)。 如回采工作面的采煤机械装机容量为1500kw，日平均出力为700kw，如果全转化为热能，则可使平均供风量为20m/s的回采工作面的风温约上升28。这是相当高的温升，但井下空气湿度高，很大一部分热量被水分的蒸发吸收。据观测表明，回采工作面有部分热量（约占总量的30%）随着被采下的煤炭支出采区。但回采机械的放热仍是使采面气候条件恶化的主要原因之一。2.2.4 围岩向空气的散热量 围岩是向风流释放主要的热源，其散热量在各种热源散热量中所占的份额最多。围岩与井巷风流热交换是个复杂的不稳定换热过程，其主要热交换方式为导热与对流换热。采掘过程中，当岩体新暴露出来时，新露出的围岩以很快的速率向空气传递热量，随着岩壁逐渐被风流冷却，岩壁向空气传递的热量逐渐减少，最后岩壁温度趋近于空气温度。 回采工作面围岩与风流热交换是一个相当复杂的热、湿交换过程，这不仅是由于围岩物性为非均质各向异性，而且体现在温度场边界随采面前进而移动。由传热学基本原理，围岩散热量可用下式表示： q=（t-t） （2-7）式中 折算对流换热系数，=+173.3; 对流换热系数，W/m; 对流质交换系数，kg/smp; 水的汽化潜热，kj/kg; t壁面温度，; t空气温度，。也可用下式表示： q=k（t- t） （2-8）式中： q围岩散热强度，即热流通量，w/ m; k围岩不稳定换热系数，W/m; t同不高原始岩温，; t空气温度，。 这里介绍的是从理论上计算围岩向一段巷道传递热量的问题。为使理论计算成为可能，一般要进行下列假设：（1） 井巷的围岩是均质且各向同性;（2） 在分析开始时，岩石温度是均一的，且等于该处岩石的原始岩温;（3） 巷道的横断面积是圆形的，且热流流向均为径向;（4） 在整条巷道壁面，换热投机倒把是一样的，在其周长上，热交换的条件也是一样的;（5） 在所分析的巷道里，空气的温度是恒定不变的。2.2.5 其它热源（1）运输中煤炭及矸石的放热 运输中的煤炭及矸石的放热，裨上是围岩散热的另一种表现形式，其中以在连续式输送机上的煤岩浆的放热量最大，以进风道运输时，对进风流的加热就具有特别重要的作用。据测定，在高产工作面的长距离运输巷道里，这种放热量可达230kw或更高一些。实际上，运输中煤炭 的放热量大于风流的得热量，后者约为前者60-80%。对煤炭或矸石的放热量可以用下式进行计算： Q=mct （2-9） t=0.00 （2-10）式中： Q运输中煤炭或（和）矸石的放热量，kw; m煤炭或（和）矸石的运输量，kg/s; c煤炭或（和）矸石的比热容kj/kgk（对煤炭来说c1.25kj/kgk）; t运输道始、终点煤炭或（和）砖石折温差，即煤炭或（和）矸石被冷却的温度，; L运输的距离，m; t运输中煤炭的平均温度，; t运输巷道里风流的平均湿球温度，。 实测表明，在风流的热量增量中，用以提高风流干球温升的约占总热量的10-20%，余下的用以蒸发水分。因而风流的干球温升可用下式进行计算： t=Q/m c （2-11）式中： t风流的干球温升，; m风流的质量流量，kg/s; c空气的定压比热容，kj/kgk。 根据上述运输中煤炭放热量的分配情况，可用下式计算风流的干球温升与湿增： t=0.70.15Q/m c （2-12） d=0.70.85Q/m （2-13） 式中 d空气的含湿增量，kg/kg; 水的汽化潜热，kj/kg。 (2)氧化放热 矿内有些矿物、坑木、充填材料、油垢、面料等都能氧化放热，使矿内气温升高，其中以煤的氧化放热量最为显著。因此，矿井巷道中氧化放热量的大小主要取决于巷道岩石特性。一般情况下，一个回采工作面的煤炭的氧化放热量很少超过30kw。（3）热水放热 矿井地层中如果有高温地下水流动、热水涌出或排水沟等，都会成为井下较大热源，使风流气温升高。热水与矿内风流不仅有热交换，而且还存在碰上质交换，热质交换过程中使空气的热能增加，气温升高。（4）人员放热 人体向周围环境散发的热量与湿量人体的热平衡，在相同活动强度条件下，人体散发的显热随周围环境温度的升高而减少，潜热则随着周围环境温度的升高而增加，并且人体散热与散湿是同时发生的。 一般人员的能量代谢产热量为：休息时 90-115w轻体力劳动时 200w中等体力劳动时 275w繁重体力劳动时 470w 可以根据一个工作地点人员的总数来计算其放热量，但其放热量很少，一般不会对气候条件造成显著影响，可以忽略不计。3 实例分析3.1实例一、新汶华丰煤矿热害分析及降温系统华丰煤矿通风系统为中央分列式，有6个进风井1个回风井，回风井即排气坑风井。排气坑风井安装G4-73-11NO28D型主要通风机两台，配套电机功率800kw。2005年7月份矿井总回风量9400m/min，负压2403Pa，矿井计划需风量9102 m/min.-750m以下延深水平局部采掘地点风流温度高达29。3.1.1 课题提出 2005年7月，华丰矿根据2006年的生产接续情况，对矿井通风困难程度和高温热富而无骄易丢了预测，提出对深部矿井通风降温技术研究的课题。 1、矿井通风能力紧张，矿井风量不足 2004年，矿井新投产工作面多，矿井需要风量为11500-12000 m/min，排气坑主要通风机最大提风量为10088 m/min，能风能力不能满足矿井通风的需要。 2、局部地点风流温度超标 华丰矿开采深度已经达到-1200m，地温高，-1100m水平围岩温度为34，局部用风地点风流温度高达29，超过煤矿安全规程规定。 3、回风过于集中，通风阻力大 矿井只有一个回风井，全矿井风量自-210m水平汇入排气坑风井排出地面，最大通风路线9707m。因矿井地压大，多采用U型棚支护，造成巷道有效通风断面小，阻力高，回风段通风阻力占全矿井的63%。 4、通风网路复杂，调整困难 矿井东翼有3个进风井，西翼有2个进风井，中部有一个进风井，多翼进风井几乎贯穿整个矿井的开采深中，从网络结构上看，-750m以上水平是由多个角联网络构成，造成矿井2条水平大巷内多处地段风流不稳定。 5、矿井通风降温技术研究实施方案 （1）进行矿井通风系统阻力测定。 （2）分析矿井通风系统现状，明确矿井通风降温技术研究重点和解决的主要问题。 （3）通过对方案的网路解算和技术、经济比较，确定通风降温工程实施方案。 （4）采用计算机模拟矿井通风降温工程实施效果。 3.1.2 矿井通风降温技术方案的确定 经多次研究方案，认为采取提高矿井总回风量，采掘工作面按照降温需求配风，能够满足生产需要。随后确定了若干技术方案，进行阻力测定，由山东科技大学进行网路解算，根据微机解算结果确定了最优方案。3.1.2.1可行的技术方案 以矿井需要风量12000 m/min为前提，共提出了6种系统优化改造方案。（1）更换排气坑风井主要通风机配套电动机 现主要通风机配套电动机功率800kw，额定转速为600r/min。新方案更换配套电动机，将通风机转速提高到730r/min，电动机功率1250kw。（2）更换排气坑主要通风机 考虑新风机运行工况点的合理性，选择了两类风机。（1）将主要通风机更换为BDK-6-NO32A轴流式主要通风机，叶片安装角30;（2）将主要通风机更换为BDK-6-NO32B轴流式通风机，叶片安装角35。（3）补掘回风斜井，不更换主要通风机 自-210m-地面再施工一个回风斜井与排气坑风井并联，新施工的风井断面12m，长度约900m，新风井计算通风阻力系数值为0.0205kg/m。（4）补掘回风斜井，更换主要通风机配套电动机 自-210m-地面再施工一个回风斜井与排气坑风井并联，同进更换排气坑主要通风机配套电动机。（5）补掘回风斜井，同时更换主通风机 自-210m-地面再施工一个回风斜井与排气坑风井并联，同进更换排气坑主要通风机。考虑新风机运行工况点的合理性，选择了两类风机。（1）将主要通风机更换为BDK-6-NO32A轴流式主要通风机，叶片安装角30;（2）将主要通风机更换为BDK-6-NO32B轴流式通风机，叶片安装角35。（6）将管子井改为回风井，新安装两套主要通风机，与原风井系统并联运行。3.1.2.2方案的比较 华丰矿通风系统改造方案，首先要满足两个前提条件：（1）保证矿井风量;（2）施工周期短，满足生产接续的要求。从经济、施工工期方面对两个方案进行比较，根据网路解算结果进行了比较分析，认为方案五、六较为可行。 方案五： （1）购买购机及配套设备，资金为400万元; （2）补掘回风斜井900m，资金为270万元; （3）施工工期约24个月。 方案六：（1） 购买风机及配套设备，资金为247.2万元;（2） 补掘风井通道约100m，资金为270万元;（3） 工期3个月。 从以上2个方案在技术、经济、施工工期3个方面进行比较，方案六工程量小、工期短、投资少，能缓解华丰矿风量紧张的局面，缺点是2个风井主要通风机运行负压高，给矿井日常通风管理带来不利，需要在井下继续进行巷道降阻工作，以降低矿井负压。3.1.3通风降温方案的实施 1、矿建工程施工。在-210m水平新掘回风联络通道38米，断面14m。对-210m至地面管子井落底进行巷修，长度1000m，平均落底深度0.4m，对管子井沿途12处区段老巷密闭重新建组合墙，中间充填水泥砂浆，充填厚度1.0m，减少了漏风。为降低系统通风阻力，对-210m北石门及原前一回风道扩修复棚350m，通风断面由4.6m扩大至9 m。 2、通风设备。选用BDK65-8-NO24对旋式风机2台，配套电机功率2502kw。2006年8月6日，设备安装调试、试运转工作全部结束。 3、地面土建工程。地面新建风机房、配电室、扩散塔、风道、防爆立井，延长了井通道，对管子井排水楼进行了堵漏处理，对风机房进行了降噪音处理。 4、通风设施构筑。围绕矿井通风系统优化改造，井下共构筑了风门7组。 5、系统调整。地面土建工程、设备安装调试和通风设施施工全部工作完成，矿上提前制定了通风系统调整方案，于2006年8月9日进行通风系统调整。3.1.4 通风系统调整后运行分析 从测试结果分析，系统优化调整效果与设计方案基本吻合，井下提风和降温效果明显。排气坑风机排风8204m/min，负压3208pa。改造后矿井总风量11918m/min，管子井风机运行叶片色度为0度。系统改造后管子井、排气坑购机工况点合理，运行稳定，两回风系统运行正常，井下各地点风量充足，延深水平风流温度下降，效果明显。3.1.5 经济效益分析 （1）矿井总风量增加2518 m/min，提高了矿井通风能力，保证了1600综采工作面的正常投产。 （2）用风地点峋增加后，-1100m水平采掘工作面和-1100水平大巷、三段皮带井风流温度下降，降温效果明显，-1100m水平大巷风流温度较改造前下降了4，矿井无温度超标地点。（3）能实现就地控制、集中控制和远方控制方式的选择，并通过以太网接口接入了华丰矿千兆工业以太网，在调度室能控制风机运行，实现风机房无人值守。 3.2实例二、平煤五矿热害分析及降温系统3.2.1平煤五矿概况 平煤五矿位于河南平顶山矿区西部，井田面积约为31.5km，年产120万吨。平顶山煤田处于秦岭纬向构造带的东延部分，淮阳山字型构造的西翼反射弧顶部，由此影响在煤田中形成一系列复式褶皱和张扭性、压扭性断裂，伴有少量张扭生断裂构造，其中李口向斜是其主体构造。五矿井田处于李口向斜的西南翼，总体是一缓斜的单斜构造。 五矿水文地质条件复杂，矿井主要充不源主要有：大气降水、地表水、地下水。本区属大陆性半干旱气候，夏季炎热，冬季寒冷，四季分明，据平顶山气象近60年的资料显示：气温最高为42.6，最低为-18.8，历年平均气温14.9。年最大蒸发量2823.6mm，最小蒸发量1490.5mm，月最大蒸发量408mm，最小为40.7mm。平均绝对湿度13.5mm，平均相对湿度67%。冬季多北风和西北风，最大风速24m/s，平均2.8m/s。3.2.2 平煤五矿的热害现状 五矿目前生产水平为二水平，布置有三个生产采区，分别为己三及下延采区、己二扩大采区、庚一采区。其中庚一采区为新开发肛，己二扩大采区即将结束，己三及下延采区目前是主力生产采区，也是五矿热害最为严重的地区。 表3-1 己三采区工作面热害状况调查表工作面名称己-23061己 -23071己-23153己三皮带下山己三回风下山己三下车场己三辅助轨道下山观测日期19959.319959.319959.419959.319959.319959.319959.319959.319959.4空气温度323335303030313033.4空气相对温度9810098风量914816155/1508926999132涌水温度383842涌水流量8-1010-1530-40备注己三采区最大采深718米，煤底标高-450米，地温42.6，最小采深570米，煤底标高-304米，地温36.8，元月中旬采区气温27-34 在开采己三采区以来，地温对矿井生产的影响日显突出。己三采区主要开采煤层是己煤层、己煤层，地温梯度平均3.6/100m，平顶山矿务局科研所曾于1995年在己三采区的7个采掘工作面做了系统地观测和调查，结果如表3-？所示。由表可知，己三采区工作面气温均匀 超过30，最高达35，空气相对湿度为98%左右，大大超过了煤矿安全规程的规定。3.2.3 平煤五矿热害热源分析 为查清平煤五矿己三采区热害状况，对井下风力热力参数和工作围岩参数进行了长期的观测，经整理分析后认为，造成气温偏高的主要原因是：(1)地面气候的影响，实测表明，夏季采掘工作面气温一般比冬季高2-，说明地面大气温度的季节性变化影响到工作面风温的变化。 （2）采深大，岩温高引起的温升，岩温有原来的37上升到42（-450mm），比相同深度的外围地区高2-3,围岩放热是主要原因，约占总放量的65%。（3）风流自压缩引起的温升，平均温升约0.5/100m。（4）通风距离长，加上采掘速度的加快和供风量不足，新鲜风流沿途不断被加热升温，大部分围岩散热不能被带走，使风流温升率加大。（5）热水涌出或淋水的加热加湿，己三采区多处有40-44的热水涌出，流经进风巷，使进风流焓值增大，风温升高，相对湿度达到95-100%。另外防尘河水也是主要的湿源，大大降低空气的质量。（6）机电设备放热，随着机械化程度的提高，采掘工作面的综采机、综掘机及大部分机电设备安设在进风流中，除提升物料和克服摩擦阻力消耗部分能量外，其余均转变为热能散发到风流中，对风流加温。（7）氧化散热等，分层开采跳采的采空区的氧化热使下分层或相邻采面岩温升高，热流流向将开采的采面使其风温升高。实测资料表明，采空区的地温比正常高1-1.5，呈现局部异常。因此 ，造成五矿己三采区热害的原因除季节性周期性变化影响和矿井通风系统影响外，其主要热源为：围岩散热、压缩热、涌水散热、氧化热和机电设备散热等。其统计分析计算结果见表3-2 表3-2 五矿己三采区热源分析结果生产水平围岩热压缩热热水热氧化热+机电散热其它热源-450m51%14%19%10%6%-650m72%16%4%6%2%从表中可以看出，五矿井热源以岩热和压缩热为主，是典型的深热型高温矿井。导致高温热害的原因主要是围岩对进风流的长时间、高强度的加热;其次是热水涌入采掘工作面和进风巷道直接加热、加湿进风流;以及煤岩在开采、运输过程中对进风流的加热和机电设备散热等。3.2.4 矿井通风降温技术方案的确定 矿井热害治理措施一般可分为两大类：一是对原有通风系统进行调整，二是利用空调系统对高温地点的进风流进行强制降温。根据五矿实际情况和近几年矿井热害治理的实践经验，对己己-23200综采工作面的降温提出以下几种方案并进行比较。方案一 通风降温 五矿北山进风井贯通以后，进风量明显增加，但降温幅度不大，仅能降温1.0度左右，不能从根本上解决问题。并且在目前情况下，五矿采掘工作面的风量已经较大，再加大风量将引起花痴风速超限等不安全因素。方案二 下行通风 采煤工作面风流方向与运煤广泛有逆行。将上行风改为下行风，有利于改善环境，但实际只能降温1.0左右，不能满足要求，并且还会造成机巷机电设备故障率大增，给治理瓦斯、通风、防火等埋下隐患。方案三 利用原制冷系统降温 1996年安装并投入运行的制冷系统，制冷量1000kw。当时主要考虑服务-340m-450m水平的降温，降温设备性能和稳定性较差，1997年下马。如果利用原制冷系统恢复运行，服务-450m以下水平，受供冷距离和制冷能力的限制，不能满足生产需要。在原有基础上扩大制冷量又受制于排热和系统压力。工作时冷损达46%，不经济。方案四 新建北山风井地面集中制冷站降温 新建制冷站设在五矿北山风井地面工业广场内。北山风井深度1000m，通过安装在北山风井井筒内的保冷管道向安装在-650m水平的高低压换热器送冷，高低压换热器热交换后再向空冷器送冷，空冷器热交换后再向工作面送冷，达到降温目的。该方案特点：制冷量在，制冷机维护方便，降温范围广，但初期投资较大，施工周期长，系统复杂，并且需在井下安装高低压换热设备，其换热形式、水路循环与水力平衡、耐压、换热效率、控制技术等不确定因素较多，需要作进一步的研究。方案五 综合制冷降温 该方式是新建-650m制冷站，冷凝热可以利用北山风井中淋水，该淋水的水温比较低，一般为14-22，水量为110-120m/h，这是一种难得的天然冷源。以机械制冷降温为主，采面上部采用冷水喷淋降温为辅，并结合回风巷安装抽放采面上隅角热量，以及单独排放热水的综合治理降温措施。 对上面五个方案进行技术经济比较可以看出，最经济有效、切实可行的降温方案是综合制冷降温。降温方式总投资温度降幅服务范围备注通风降温1-1.5己三采区受条件限制原有制冷系统降温180万元1.5-2一个采掘工作面冷损大，系统压力大地面集中降温700万元3-52个综采面，4个掘进面投资大，系统复杂，不易管理综合制冷降温190万元3-5一个采煤工作面系统简单可行，易管理 表3-3 降温方案技术经济比较3.2.5 降温系统实施效果 通过以上降温方案的实施，降温系统运转正常，在7、8、9月份多次测试，测量工作面降温情况，前后对比如表3-4。 表3-5 工作面降温前后对比表测试地点降温前降温后（喷淋未开）降温后（喷淋开）干球温度湿球温度干球温度湿球温度干球温度湿球温度采面进风口32.832.628.828.428.828.4采面中间33.833.630.630.430.630.4机尾下34.234.030.830.630.830.6采面回风口34.834.632.031.630.029.83.2.6 降温后经济效益分析（1）机械制冷降温，采面进口处到中间位置，降温效果明显，降温幅度达到4。（2）采面中间至上山出口采用冷水喷淋辅助降温效果明显，喷淋未开时，采面上出口降温幅度为2.8，喷淋开时采面上出口降温幅度为4.8。（3）采用综合降温后，改善了采面空气中的含湿量，含湿量下降6g/kg（DA）左右。（4）回风巷安装抽放管采面上隅角热量，以及隔热输排热水减少了工作面的热负荷，取得了较好的效果。（5）采用综合降温系统带来的经济效益可观，每月可实现净利润16.21万元。（6）实施矿井降温后减少了工人的高温疾病支出、劳保支出，延长了工人的工作服务年限，这些也是一笔可观的经济收入。英文原文The application of modern surveying technology in miningAbstract ：With the unceasing appearance and widespread application of new surveying technology, the present age mining survey has meet huge change. However, lots of problems occurred while using the new techniques since the number of mine is large in China and condition of the mine district in complex, it in some sense influenced the mine exploitation and management of China. Summarized the present situation of new technical application in mining survey, including the advanced instrumentation equipment,the”3S”technology,the information and the network technology and the information fusion technology and so on, and analyzed the problems which exists in the current mining survey, it also provided new ways to present age mining survey from the sustainable development angle.Keywords：modern surveying technology, mining survey, information fusion, sustainable development Introduction： As the important material elements for the development of society and economy, mineral resources have made outstanding to the economic development and social progress, and bring many problems as well. Especially in developing countries, the mine enterprise management is extensive, the technical equipment is backward and the labor productivity is low, major and extraordinarily serious accidents happen sometimes, resource and environment safety state deteriorated in mining district. Science and technology advancement is the key to resolve this phenomenon. At present, with the continuous appearance of modern surveying and mapping technology, particularly the widespread application of “3S” technology, the present age mining survey has changed essentially. The rapid development of information and network offers the wide space for the application of these new technologies. This article summarized the present situation of new technical application in mining survey, discussed the problem that exists in it and provides new ways to present age mining survey. 1 The application of modern surveying instrument Nowadays, the development of mine surveying instrument and its application mainly displays in the following aspects: the wide use of geodimeter and electronic tacheometer (e.g. total station) . As the most widely used surveying instrument at present, total station is a kind of photoelectric measuring instrument, which is integrated with the advantage of range finder and electronic theodolite. Intelligentized total station is the maximum selling surveying instrument at the present time, and is the future development trend as well. It incorporates the latest scientific achievements of optics, electrics, magnetics and mechanics, and can measure distance and angle at the same time. Total station has been used widely in mining survey because of its obvious advantages just as follows: simultaneously have the function of theodolite and range finder; provides digital form surveying production; simple operation; with electronic book. Besides of many common surveying instruments, a certain of special instrument must be used in mining survey because of the particularity of mine surveying environment, such as explosion-proof instrument (geodimeter, electronic theodolite, total station etc.), spatially in connection survey and underground mining survey.The appearance of new surveying instrument which fit to mine surveying (e.g. automatic observation gyro theodolite, single degree of freedom gyroscope) makes mining survey steps into a new period, that makes mining survey work toward to efficient, intellinent and automatic development direction. 2 The application of spatial information technology in mining survey With the development of the modern surveying technology, remote Sensing (RS), Global Positioning System (GPS) and Geographic Information System (GIS) which is abbreviated as “3S” technology, plays an important role in resource and environment information acquisition, management and analysis evaluation in industrial and mining area. The RS technology application in mining survey has last very long period and have accumulated rich experiences. The main usage is to recognize ground feature and environment status of mining area, select suited remote sensing data source and process data fusion, false color composite, geometric correction and so on to establish interpretation key and recognition model of remote sensing target. Compared with traditional mapping method, remote sensing technique shows its excellent efficiency, low cost and high precision, it has been proved to be a good method. The key theoretics and technologies of space remote sensing used in mining survey are in researching. By using remote sensing data, we can obtain real-time, dynamic and compositive information of mining district, monitor its environment and provide decision support of mining area environmental protection. At the same time, remote sensing data can also used for prospecting, the geological condition research of mining area and the coal seam roof and floor research and so on. RS technology provides a very important guarantee to the successful accomplishment of modern mining survey tasks. The main use of GPS technology in mine surveying is to substitute the traditional ground surveying and mapping. For example, to establish, monitor and repair surveying control network of mining area, to monitor buildings and mining subsidence, to monitor the stability of open-pit slope etc. With the continuous increase of GPS receivers cost performance, the ground surface application of GPS in mining area has become a very important support technique during mine surveying. Coordinate with other conventional science and technology methods, GPS and RS technology used in the mining area geologic survey, the geological mapping and in the prospecting exploration shows better effect and high benefit.The mining area application of GIS already became an important development direction in mining survey. By establishing the mining area resources and environment information system based on the GIS technology, we may process the mining area ground, the underground space and the resource & environment informations input, storage, processing, display and output. Mining map drawing, mines development and design, the rational utilization of resources and the analysis appraisal of ecological environment, the regional planning and the sustainable development decision-making and so on.3 The application of information fusion technology in mining survey 3.1 The integration of “3S” technologyAt present, the appearance of Inertial Surveying System (ISS) technique provide us a new means of geodetic surveying, engineering surveying and mine surveying. As a navigation positioning technique, ISS has many advantages such as all-weather, autonomous, fast, multifunctional and flexible etc. This make it preliminary used in mining survey. The integration of GPS and ISS could be a perspective development technology to mine surveying.3.2 The fusion of GPS and INSAR technologyDuring mining survey, most common works are involved with monitoring the earth surface deformation, especially in monitoring the mining subsidence and coast. It plays a very important roles in mine safety production. For monitoring mining subsidence, Interferometric synthetic aperture radar (InSAR) and GPS technology are very strong complementary. Firstly, GPS belongs to point positioning, and the length of base line is usually tens to hundreds of kilometers. Such lower point density cannot meet the demand for high spatial resolution monitoring of the surface deformation. InSAR data can apply continuous information off the entire region surface. The spatial resolution can reach to 20 m. Secondly, InSAR (spatially differential InSAR) is sensitive to elevation information of the earth surface owing to the radar incidence angle effect, while GPS is unsubstantial in elevation precision. Thirdly, GPS has high temporal resolution (highest can be up to 1 Hz), while InSAR data has a lower temporal resolution (more than 20 days generally, highest only can be 1 day) because of the loner revisiting period.3.3The integration of TPS total station and GPS As a new instrument which integrate the GPS total station and GPS, Smart Stationa super total station theodolite is practicable. This instrument doesnt need ground control points, long traverse and resection operation. We can use the total station theodolite to survey and layout only by setting up the Smart Station and use the GPS to locate the occupied station accurately. It can abtain the position information with centimeter level accuracy within very short time while the baseline is short than 50 km.3.4 The fusion of GIS and computer networkIn order to instruct the mine safety production efficiently, many countries are developing mine geographic information system (MGIS) and suing the advanced radio frequency identification device (RFID), computer network technology and Field Bus communication technology in this system, which solved the problem of underground operators accurate positioning and the miner work attendance check. The fusion of GIS and computer network technique provide a well guarantee to mine safety production.4 New ideas to modern mi
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