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煤矿 1.5 Mta 初步设计 CAD 采矿工程

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丁集煤矿1.5Mt/a新井初步设计摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为丁集煤矿1.5 Mt/a新井设计。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。丁集矿井位于安徽省淮南市西北部，距淮南市洞山约50km，行政区划隶属淮南市潘集区和凤台县境内。井田形状近似长方形，东西长约9.0 km，南北宽约8.0 km，面积约47.22 km2。井田内主采煤层为一层，为11-2#煤。煤层倾角平均7，平均厚度3.5m。井田地质条件较为简单。矿井工业储量为215.58Mt，可采储量为122.05Mt。矿井设计生产能力为1.5Mt/a。矿井服务年限62.6 a。矿井涌水量不大，正常涌水量为480 m3/h，最大涌水量为600 m3/h。矿井相对瓦斯涌出量为5.98 m3/t，属低瓦斯矿井。矿井采用立井单水平开拓，采煤方法为倾斜长壁全部跨落一次采全高。全矿采用胶带运输机运煤，辅助运输采用矿车。矿井通风方式前期为中央并列式，后期根据需要在井田北翼增加一个区域风井。矿井年工作日为330 d，日净提升时间16h，工作制度为“三八制”。专题部分题目是煤矿开采冒落区注浆充填量预计研究。从冒落区注浆充填这种新的充填开采思路出发，通过研究冒落区顶板活动规律和冒落岩块碎胀系数变化规律，提出冒落区注浆量预计方法，为冒落区充填工程提供依据。翻译部分是一篇关于神经网络程序在采矿工业中应用的论文，英文题目为Practical Neural Network Applications in the Mining Industry。关键词：立井；单水平上下山开采；带区；倾斜长臂采煤；架线电机车运输；中央并列式通风ABSTRACTThis design includes three parts: the general part, special subject part and translation part.The general part is a new design of Dingji mine. 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 mining area; 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.Dingji mine locates at the northwest of Huainan City, 50km away from the Dongshan of Huainan City. The shape of minefield is like a rectangle which has a length of 9.0 km in the east and west direction while a width of 8.0 km in the south and north direction on average. The total area is Approximately 47.22 km2. The main coal seam in the mine is only one, which is the 11-2# coal seam. The average angle is 7 degree, while the thickness is about 3.5 m. The minefield geological condition is simple.The proved reserves of the minefield are 215.58million tons. The recoverable reserves are 122.05 million tons. The designed productive capacity is 1.5 million tons per year. The service life is 62.6 years. The normal flow of the mine is480 m3 per hour and the max flow of the mine is 600 m3 per hour. The Relative gas discharge quantity is 5.98 m3 per ton. Thus it is Low gaseous mine. The development of the mine is single level with a main inclined shaft and an auxiliary vertical shaft. the use of mines, coal mining way to the wall falls down is all over again by all. use adhesive tape zenko the coals to transport the tramcar. the ventilation the way for the central compound, late of the needs of double landownership in the north flank in a region of the wells.The working days in a year are 330. Everyday it takes 16 hours in lifting the coal. The working system in the mine is “three-eight”.The title of the special subject part is “The theoretical research on the prediction of grout amount in backfill of collapse zone in coal mining”. A prediction method of grout amount in collapse zone is put forward by studying the regularity of the virgin roof movement and rock crack-expansion in the collapse zone, which provides a basis for the backfill project in collapse zone.The translated academic paper is about neural network applications in the mining industry. Its title is “Practical Neural Network Applications in the Mining Industry”.Keywords: vettical ; The levels of the mining;belt area ;The long arm of the coal mining; overhead line electric locomotive transport; centralized juxtapose ventilation目 录1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11.1.2矿区气候条件11.1.3矿区开发情况11.1.4矿井水源、电源及其他情况21.2井田地质特征21.2.1煤系地层21.2.2构造51.2.3岩浆活动51.2.4水文地质51.3煤层特征71.3.1煤层71.3.2煤质82井田境界与储量102.1井田境界102.2矿井储量计算112.2.1储量计算基础112.2.2矿井地质储量计算112.2.3工业储量计算122.2.4安全煤柱留设132.2.5工业广场保护煤柱损失量132.2.6断层和井筒保护煤柱132.2.7矿井设计可采储量143矿井工作制度、设计生产能力及服务年限153.1矿井工作制度153.2矿井设计生产能力及服务年限154井田开拓174.1井田开拓的基本问题174.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标174.1.2工业场地的位置194.1.3开采水平确定194.1.4主要开拓巷道194.1.5井田开拓方案提出与比较204.2 矿井基本巷道254.2.1井筒254.2.2主要开拓巷道284.2.3井底车场及硐室325准备方式带区巷道布置345.1煤层地质特征345.1.1带区煤层特征345.1.2煤层顶底板岩石构造情况345.1.3水文地质345.1.4地质构造345.1.5地表情况355.2 带区巷道布置及生产系统355.2.1带区准备方式的确定355.2.2带区巷道布置355.2.3带区生产系统375.2.4带区巷道掘进375.2.5带区生产能力及采出率375.3带区车场选型设计386 采煤方法406.1 采煤工艺方式406.1.1采煤方法的选择406.1.2回采工作面长度的确定406.1.3工作面的推进方向和推进度406.1.4综采工作面的设备选型及配套416.1.5各工艺过程注意事项466.1.6工作面端头支护和超前支护486.1.7循环图表、劳动组织、主要技术经济指标496.1.8 综合机械化采煤过程中应注意事项536.2回采巷道布置546.2.1回采巷道布置方式546.2.2回采巷道参数547井下运输567.1概述567.1.1矿井设计生产能力及工作制度567.1.2煤层及煤质567.1.3运输距离和辅助运输设计567.1.4矿井运输系统567.2带区运输设备选择577.2.1设备选型原则577.2.2带区运输设备选型及能力验算577.3大巷运输设备选597.3.1主运输大巷设备选择597.3.2辅助运输大巷设备选择597.3.3运输设备能力验算618矿井提升628.1矿井提升概述628.2主副井提升628.2.1主井提升628.2.2副井提升设备选型639矿井通风及安全669.1矿井地质、开拓、开采概况669.1.1矿井地质概况669.1.2开拓方式669.1.3开采方法669.1.4变电所、充电硐室、火药库679.1.5工作制、人数679.2矿井通风系统的确定679.2.1矿井通风系统的基本要求679.2.2矿井通风方式的选择679.2.3矿井通风方法的选择689.2.4带区通风系统的要求689.2.5带区通风方式的确定699.3矿井风量计算699.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定699.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量709.3.3风量分配749.4矿井阻力计算759.4.1计算原则759.4.2矿井最大阻力路线759.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力：769.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔789.5选择矿井通风设备799.5.1选择主要通风机799.5.2电动机选型829.6安全灾害的预防措施829.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施829.6.2预防井下火灾的措施839.6.3防水措施8310设计矿井基本技术经济指标84参考文献85致 谢86IX1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置丁集矿井位于安徽省淮南市西北部，距淮南市洞山约50km，行政区划隶属淮南市潘集区和凤台县境内。其地理坐标为：东经：11633161164237北纬：324726325431凤台蒙城公路穿越井田中部, 且与凤台淮南等公路相接，沿凤蒙公路至凤台港与淮河水运相接，淮南阜阳铁路从井田南缘通过，矿井中心距凤台车站约10km，该车站东到蚌埠约110km，西至阜阳约100km，分别与京沪、京九铁路相接，矿区铁路专用线和矿区公路在矿井南部经过,交通极为便利。1.1.2矿区气候条件本区属过渡带气候，为季风温暖带半湿润气候，季节性明显，夏季炎热，冬季寒冷。据凤台县气象局观测资料：年平均气温15.1，极端最高气温41.4(1959年8月24日)，极端最低气温-22.8 (1966年1月31日)。年平均降雨量926.3mm，最大1723.5mm(1954年)，最小471.9mm(1966年)日最大降雨量320.44mm，小时最大降雨量75.3mm，降雨多集中在6、7、8三个月，约占全年的40%。年平均蒸发量1610.14mm(水面)，最大2008.1mm(1958 年)，最小1261.2mm(1980年)。蒸发量大于降雨量，潮湿系数近似0.5。相对湿度最大78%，最小10.14%，平均为74%。初雪一般在十一月上旬，终雪在次年三月中旬，雪期72127天，最长138天，最短26天，最长连续降雪6天，日最大降雪量16cm。冻结及解冻无定期，一般夜冻日解，冻结深度412cm，最大冻结深度30cm。春季多东南风，夏季多东南及东风，秋季多东风，东北风，冬季多东北风，西北风，风速一般为2.83.5m/s，平均3.3m/s，最大风速22m/s (1978年8月8日，南风)。1.1.3矿区开发情况淮南煤田是我国东部最大的矿区之一，淮南矿业集团现有生产矿(公司)井9对，设计总能力22.25Mt/a，核定能力31.50 Mt/a，2005年实际产量3095万吨。矿区分为老区和新区，老矿区分布在淮河以南，开发历史较久，先后建有大通、九龙岗、新庄孜、谢一、谢二、谢三、李一、李二、毕家岗、李咀孜、孔集等11对矿井，其中大通、九龙岗、谢三、毕家岗等四对井先后已报废或并入它矿，由于生产系统复杂，资源不足等原因，一部分矿井批准破产、重组，现有生产矿(公司)为：新庄孜矿、谢一矿、谢李公司(谢二井、李一井、李二井)，孔李公司(孔集井、李咀孜井)。潘谢矿区为新区，分布于淮河以北，七十年代开始建井，现有潘一、潘三、谢桥、张集、张北五对大型生产井和潘东公司(原潘二矿)。正在建设的还有顾桥、顾北、潘北等矿井。1.1.4矿井水源、电源及其他情况1.水源本井田地下水资源十分丰富。新生界含水层水质均符合饮用水标准，含水组砂层较厚，水量丰富，水质优良，可作为矿井饮用水等生活用水水源；另外，矿井井下排水量较大，正常涌水量为480m3/h，经深度净化处理后也可满足矿井生产用水的要求。2.电源供电电源可靠：矿井地面设110kV变电所1座；其2回供电电源1回接自芦集220kV区域变电所，另1回接自丁集220kV区域变电所。淮南矿业（集团）公司已与淮南供电部门签订了供电协议。因此矿井供电电源可靠。3.建筑材料矿井建设所需钢材、木材、水泥及其它土产材料，均可由当地供应。4. 村庄及土地占用情况本区地处冲积平原，土地比较肥沃，村庄较多，农副业生产比较发达。主要农作物有小麦、玉米及稻谷。从目前矿井开采情况来看，只要认真执行国家有关政策，合理规划和安排，采用先进的科学技术，在有关部门的协作配合下，占地和地面村庄对煤炭开采的影响问题将会得到妥善解决。1.2井田地质特征1.2.1煤系地层本区地处黄淮平原。淮南煤田位居广阔的平原之中，全部被第四系覆盖，唯有煤田南北两翼边缘的低山残丘，出露前震旦系变质岩，震旦、寒武、奥陶系等古老地层。丁集井田属全隐蔽含煤区，地层由下而上依次有奥陶系、石炭系、二叠系、第三系和第四系。(一)奥陶系中下统(O1+2)根据邻区资料，所见石灰岩由浅灰、浅紫红色灰岩、白云质灰岩组成，隐晶致密细晶结构，夹角砾状灰岩和紫红、灰绿色页岩，水平、缓波状层理，下部裂隙溶洞发育。(二)石炭系1、中统本溪组(C2)根据邻区资料，本溪组平均厚3.05m。主要为浅灰绿色铝铁质泥岩及泥岩，含较多黄铁矿。本溪组假整合于奥陶系之上。2、石炭系上统太原组(C3)太原组平均厚96.75m。由13层灰岩、生物碎屑灰岩、泥灰岩与泥岩、砂岩组成，含不稳定薄煤层7层，不可采。太原组整合于本溪组之上。(三)二叠系二叠系平均总厚1002.72m，分上、下统四个组，其中山西组、上、下石盒子组为含煤地层，平均厚742.72m，含煤29层，总厚27m，含煤系数为3.6%，可分7个含煤段。上部石千峰组为非含煤地层。底部以灰岩与太原组分界。二叠系整合于太原组之上。1、二叠系下统山西组(P1sh)第一含煤段：平均厚83.54m，含1、3二层可采煤层，含煤系数为5%。底部为灰黑色海相泥岩，1煤下以细砂岩为主，互层状，水平层理，缓波状层理发育，3煤上以细中砂岩为主。次为粗砂岩，局部含砾及泥质包体，时而冲刷煤层，上部为粉砂岩、砂质泥岩。2、二叠系下统下石盒子组(P1x)第二含煤段：平均厚130.40m，含煤9层(49煤组)，其中可采煤层5层， 4-1、4-2、5-1、72、8煤为主采煤层，含煤系数10.5%。底部为中粗砂岩，是与下伏山西组的分界，其上为泥岩和花斑状泥岩，全区稳定，是煤层对比的主要标志层，4煤与5煤之间粉细砂岩互层极为发育。5煤层顶底多薄层状砂泥岩互层。3、二叠系上统上石盒子组(P2S)地层平均厚527m，分五个含煤段：(1)第三含煤段：平均厚100m，含煤3层，编号为11煤组，其中11-2煤为主采煤层，含煤系数2.48%。底部砂岩是上、下石盒子组的分界；下部以砂岩、石英砂岩为主，夹砂质泥岩，少有花斑；中部以泥岩、砂质泥岩为主，常见含菱铁鲕粒及椭球状菱铁结核并有花斑状泥岩；中上部含煤三层，上部为砂质泥岩夹细中砂岩。(2)第四含煤段，平均厚115m，含煤4层，编号是1215煤，其中13-1煤是主要可采煤层，含煤系数3.7%。下部以中细砂岩、石英砂岩为主，其上为紫红色含鲕花斑状泥岩，分布稳定，为主要对比标志层，中部为煤组层位，由泥岩和煤层组成，中上部以泥岩类为主，夹砂岩，内有23层泥岩。(3)第五含煤段，平均厚75m，含煤45层，编号为16、17煤, 不可采，含煤系数1.5%。本段多呈青灰色、灰绿色，以泥岩、砂质泥岩为主，夹细砂、砂泥岩互层。底部以石英砂岩、细中砂岩与第四含煤段分界，其上有14层花斑泥岩。(4)第六含煤段：平均厚90m，含煤4层，编号为1821煤，均为不稳定薄煤层，含煤系数0.83%。岩性以青灰色砂质泥岩为主，下部以中厚层状细中砂岩为主，夹薄层状泥岩。1819煤间夹有13层薄层硅质海绵岩及硅质泥岩，煤层底部具鲕状铝质泥岩。(5)第七含煤段：平均厚90m，含煤4层，编号为2225煤层，均属不稳定不可采煤层，常尖灭或相变为炭质泥岩，含煤系数0.3%。下部以灰绿色砂岩或砂质泥岩组成，中部以砂岩为主，上部以深灰色砂质泥岩为主，夹薄层状砂岩。4、二叠系上统石千峰组(P2sh)地层平均厚度260m。为杂色非含煤地层，由泥岩、粉砂岩、中细砂岩、含砾石砂岩组成。底部为含砾中粗砂岩与上石盒子组分界。(四)三叠系(P)是一套红色碎屑岩，由棕红、紫红色砂岩、粉砂岩、泥岩组成。厚度不详。与下伏石千峰组呈整合接触。(五)第三系(R)1、下第三系(E)厚0180.75m。分布在井田西北部，由一套紫红色为主的杂色砂砾岩组成，砾石成分以石英砾岩和各级石英砂岩为主，胶结物为泥质和粉砂质。2、上第三系(N)中新统(N11)：厚0110.55m，以中细砂、含泥质的砂砾层、粘土砾石及薄层粘土、砂质图1-1 综合地质柱状图粘土组成，直接覆盖在煤系之上。中新统(N12)：厚32.2131m，以粘土和砂质粘土为主，全区分布稳定。上新统(N2)：厚105.50192.22m，以细中砂为主，含少量砾石。(六)第四系(Q)平均厚103.45133.60m，平均110m。下部以灰黄色松散中、细砂夹多层砂质粘土和粘土，含铁猛结核；上部由土黄夹青灰色薄层细粉砂和砂质粘土，富含砂礓和铁猛结核与蚌壳碎片。1.2.2构造本区位于淮南复向斜中北部，井田东段为潘集背斜西缘，井田西段为陈桥背斜东翼与潘集背斜西缘的衔接带。潘集背斜轴及地层走向近东西展布。井田北部为宽缓背斜，形态较为完整，两翼地层倾角1015；背斜南翼为井田主体部分，总体为一单斜构造。地层走向呈波状曲线变化，断层发育，以走向逆断层为主，井田东段有岩浆岩侵入影响煤层；井田西段位于陈桥背斜东翼与潘集背斜西部的衔接带，总体构造形态为走向南北，向东倾斜的单斜构造，地层倾斜平缓，倾角515，并有发育不均的次级宽缓褶曲和断层。 本井田地层走向变化和构造特征，取决于区域构造背景，受潘集、陈桥背斜的控制。潘集、陈桥背斜均为北西走向，然而它们呈错位排列，轴位错开约6km。潘集、陈桥背斜的排列形式，构成了背斜南翼地层走向呈北西南北北西的“S”形态。1.2.3岩浆活动岩浆岩呈岩盘状以露头形式出露于井田东部，分布在潘集背斜轴部及其两侧，消失于二十线，东西长2300m，南北宽12002000m。岩体上覆松散层，下伏煤系地层，在煤系中呈岩床和岩脉产出，侵入于4煤20煤层位，且由东向西侵入层位逐渐增高。钻孔所见岩体最大厚度为145.55m。岩性为细晶岩和正长斑岩，绝对年龄1.1亿年，属燕山期产物。煤层受其影响发生变质，局部为天然焦、无烟煤、贫煤，局部煤层被岩体全部吞蚀，亦有变薄者。岩体主要影响11-2和8煤层，对中下部煤层影响甚微。1.2.4水文地质本区含水层(组)由新生界松散层砂层孔隙水、二叠系砂岩裂隙水和石炭系太原组及奥陶系石灰岩岩溶裂隙水三部分组成。1、新生界松散层含隔水层(组)井田内松散层厚346.75m563.80m，其厚度变化随古地貌形态由东南向西北增厚。基本沿古地形向西北倾斜，局部地段稍有起伏，唯东南部13孔处出现一古丘。松散层自上而下可分为三个含水层(组)、一个隔水层(组)。2、下第三系砂砾岩含水组钻探揭露厚度0180.75m，底板埋深414.07737.85m，主要分布在井田的西北部。东部有7、9两孔见砂砾岩，厚度小、分布范围有限。砂砾岩以石英岩砾和各级石英砂岩砾为主，胶结物为泥质及粉砂质，砂砾岩裂隙不发育。据邻区单孔抽水成果，q=0.0196L/s.m，富水性弱，正常情况下对矿坑充水无影响。3、二叠系砂岩裂隙含水层(组)和隔水层(组)含水层岩性以中、细砂岩为主，局部为粗砂岩和石英砂岩，分布于可采煤层及泥岩之间，岩性厚度变化均较大，分布又不稳定。据简易水文地质观测，全泵量漏水均在砂岩内，区内三次抽水试验，水位标高9.8526.68m,q=0.0006760.0342 l/s.m，k=0.002260.207m/d，水温1726，矿化度为1.0912.145g/l，全硬度为3.395.22德国度，水质类型HCO3Cl-Na。综上所述，煤系的富水性取决于砂岩裂隙的发育程度、开启大小和延展长度，而裂隙发育的不均一性导致煤系富水性有很大差异。按钻孔单位涌水量，本区煤系富水性弱，从抽水QS曲线向“疏干”方向变化，停抽后，水位恢复缓慢，表明是以储存量为主的不均一裂隙含水层(组)。4、二叠系底部隔水层(组)二叠系底部1煤层距太原组灰岩距离为24.0237.47m, 平均30.11m,主要由泥岩、粉砂岩、砂泥岩互层组成，局部夹细砂岩，正常情况下，对太原组灰岩水能起一定隔水作用。5、太原组灰岩岩溶裂隙含水层太原组灰岩在本区埋藏较深，背斜轴部一般埋藏在-830m以下，远离第一水平的先期开采地段。据区域资料，地层总厚约100110m，含灰岩13层。除第3、4、12等三层灰岩较厚外，其余均为薄层灰岩。灰岩岩溶裂隙发育不均一，一般在背斜轴部岩溶发育，但多被方解石充填。简易水文未发现漏水和明显消耗。十九4孔抽水资料，水位标高22.11m，q=0.244L/s.m , k=1.81m/d, 水质类型Cl-K+Na，矿化度2.425g/L,水温31.5。富水性中等。6、奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层本区无钻孔揭露，综合邻区资料，钻探最大揭露厚度56.89m，岩性致密呈厚层状，岩溶裂隙不发育，水位标高20.5624.60m，q=0.003690.0348L/s.m , k=0.0340.11m/d，矿化度2.302.4g/L,全硬度4.39德国度,水温2329。水质类型Cl-K+Na。从区域性资料分析，奥陶系灰岩岩溶裂隙在中下部比较发育，因岩溶裂隙发育不均一，各处富水性有一定差异，潘谢矿区奥灰富水性表现为弱中等。7、岩浆岩含水层岩浆岩呈岩盘状以露头出露在井田东部，分布在潘集背斜轴部及浅部断层密集区。岩体上覆松散层下部含水层（组），下伏煤系地层。岩性为细晶岩，钻孔揭露最大厚度145.55m，上部风化裂隙发育，沿裂隙面有水锈色。据邻区抽水资料，水位标高19.95219.668m，q=0.004760.0412L/s.m , k=0.02740.0494m/d,矿化度1.8262.504g/L, 水质类型ClSO4Na+K型水,富水性弱。8、地下水的补给途径和含水层之间的水力联系本区地下水运动，因受含水层（组）埋藏条件不同，表现在地下水补给、迳流和排泄条件有明显差别。（1）新生界松散层含水层上部含水层上段因埋藏浅，浅层地下水运动既有层间水平流动，又有垂直方向交替比较明显。以大气降水和地表水补给为主，雨季时河流侧向补给，水位随季节变化。排泄方式主要是人工开采及蒸发，旱季亦可补给河流。下段地下水迳流方式为侧向层间迳流。补给来源主要是侧向和上段含水层（组）越流补给。排泄方式主要是人工开采和侧向迳流排泄。中部含水层（组）因上部无明显隔水层存在，天然状态下，上、中含水层（组）存在水力联系；地下水以缓慢的层间迳流为主，储存量受区域调节。下含水层（组）之上有厚层粘土隔水层存在，与中含水层（组）无水力联系，其本身以储存量为主，水平运动缓慢。下含直接覆盖基岩各含水层（组）之上，与基岩含水层有一定水力联系。（2）二叠系砂岩裂隙含水层煤系砂岩分布在煤层和泥质岩石之间，砂岩厚度小，分布不稳定，又有煤层和泥质岩石相隔，断层带一般含水性弱，导水性差，因此砂岩之间无水力联系。浅部与松散层下部含水层（组）有一定水力联系。开采浅部煤层时，下部含水层（组）地下水通过基岩风化带垂直渗入补给矿井。（3）太原组灰岩岩溶裂隙含水层（组）太原组第一层灰岩距1煤层底板平均间距30.11m ，天然状态下无水力联系，开采水平达-826m ，水头压力达8.3Mpa ，开采条件下远远超过1煤层下隔水层（组）岩石的抗压强度。特别是受断层的影响，1煤层与灰岩之间隔水层（组）厚度变小或与灰岩对口，有可能对煤系砂岩进行补给和造成灰岩突水。9、矿床水文地质类型本区在留设防水煤柱（一般80m）条件下，因灰岩水头压力大，可能以底板突水方式进入矿坑，水文地质条件中等。10、矿井充水因素分析本井田与潘集生产各矿的水文地质特征基本相同，矿井充水水源由三部分组成。（1）新生界砂层水本区新生界松散层下部含水层（组）直接覆盖在煤系之上，天然条件下，下含水通过煤系基岩风化带垂直渗透补给。补给量大小与风化带岩性和渗透性大小有密切关系。（2）煤系砂岩裂隙水是矿坑直接充水水源，区内砂岩裂隙发育极为不均，富水性差异较大，抽水试验成果和生产矿井出水点水量变化趋势，均表明煤系砂岩裂隙水弱，但在穿过坚硬砂岩层时，须提防储存水量突然溃出。11、矿井涌水量初步预计丁集矿井第一开采水平-826m，中前期不开采1、3煤层，不涉及灰岩水的问题。经过计算开采413-1煤层时，矿井正常涌水量448m3/h，最大涌水量586m3/h ，设计考虑井筒淋水和防火灌浆用水，矿井正常涌水量480m3/h，最大涌水量600m3/h。1.3煤层特征1.3.1煤层(一)含煤性二叠系除上部石千峰组为非含煤段，其它地层为含煤段，总厚718m，含煤段的可采煤层集中分布在煤系下段350m内，即可采煤层集中分布在二迭系下部，13-1煤至太原组一灰之间的层段中，含定名煤层29层，总厚约26.53m，含煤系数为3.7%。含其中可采煤层9层，平均可采总厚21.22m，占煤层总厚的77%。其它不可采煤层不稳定，常见尖灭或以炭质泥岩出现在层位上。共分七个含煤段，以第一、二、四段含煤最富。煤系中上部第5、6、7含煤段有煤层11层，总厚2.2m，内含局部可采煤层。然而，这些煤层大多质差、层薄、结构复杂，变化大，常尖灭或被炭质泥岩替代，为不稳定煤层，目前难以利用。(二)可采煤层表1-1 可采煤层特征表煤层煤层厚度(m)含夹矸层数煤层结构可采范围稳定性最小最大平均11-20.446.053.512较简单全区可采稳定11-2煤厚度0.446.05m，平均煤厚3.5m。一般厚34m，除14外，全区可采，煤层厚度变化小，变化规律明显（厚度突变点均为构造煤），煤层结构较简单，局部有12层夹矸，井田东部局部煤层被岩浆岩侵蚀，煤质变化很小，变异系数24.68%，属稳定煤层，先期地段稳定程度较其它地段好。顶板砂质泥岩，富含植物化石，底板为泥岩或砂质泥岩，煤层上下各有12层薄煤，分别为11-1、11-3煤，均不可采。煤层下部30m处有一层花斑状砂质泥岩，是对比11-2煤层依据之一，对比可靠。是本区主要可采煤层。下距8煤层平均82.98m。 1.3.2煤质本井田为中中低变质的气煤和1/3焦煤各煤层均属中灰分煤，各煤层为特低低硫、特低低磷、中中高热值，高熔难熔灰分，富油高油。是较为理想的炼焦配煤或动力用煤。原煤水分：各煤层原煤空气干燥基水分平均值为1.622.04%，3煤最小，4-1煤最大。灰分：各煤层原煤干燥基灰分平均值在16.5328.20%之间，7-2煤最高，3煤层最低，根据GB/T 15224.12004，各煤层均属中灰煤。硫分：各煤层原煤全硫平均值在0.310.93%之间，通过与各煤层干燥基高位发热量折算后的基准发热量干燥基全硫平均值在0.280.88%之间，其中13-1、11-2、3煤属特低硫煤，其余煤层均属低硫煤。磷：各煤层原煤磷平均含量在0.0040.028%之间，除13-1、3煤层属低磷分煤外，其余煤层均属特低磷煤。主要可采煤层煤质特征见表1-2。表1-2 主要可采煤层主要煤质指标一览表煤层项目11-2原煤水分Mad (%)最小-最大0.86-2.86平均-点数1.77(33)原煤灰分Ad(%)最小-最大14.53-37.34平均-点数22.21(33)浮煤灰分Ad(%)最小-最大2.84-11.75平均-点数8.53(32)浮煤挥发分Vdaf(%)最小-最大8.57-38.37平均-点数35.77(32)原煤发热量Qbd(MJ/Kg)最小-最大20.85-34.83平均-点数26.90(25)Qgrd(MJ/Kg)最小-最大20.77-34.43平均-点数26.54(21)结 论高热值煤原煤全硫(%)最小-最大0.16-0.68平均-点数0.41(27)折算后全硫 (%)最小-最大0.14-0.64平均-点数0.39(21)原煤磷(%)最小-最大0.003-0.026平均-点数0.010(9)焦油产率Tarad (%)最小-最大8.33-13.00平均-点数10.09(14)浮煤GRI最小-最大0-86.4平均-点数70.4(21)胶质层Y (m/m)最小-最大8.5-16.0平均-点数12.0(29)视密度丁集1.41顾桥1.40ST()最小-最大1400-1500平均-点数1464(11)2井田境界与储量2.1井田境界 丁集井田境界：东起十五线与潘三、潘四(潘北)煤矿相邻，西至11-2煤层露头线；北起F27、F81-1断层，南至F87断层及13-1煤层-1000m等高线地面投影线。东西走向长1215km，南北倾向宽411km。具体范围由20个拐点坐标圈定，面积100.53 km2，各拐点座标见表2-1。表2-1 丁集井田范围拐点座标表XYXYS13640480.00039464040.0003253181163657S23639370.00039458862.0003252411163337S33638190.00039458890.000325231163339S43637330.00039458630.0003251351163329S53636852.00039458300.0003251191163316S63636354.00039458300.000325131163316S73636030.00039459130.0003250521163348S83636360.00039463940.000325141163653S93634070.00039463885.0003249491163651S103634370.00039464420.0003249591163712S113631790.00039463825.0003248351163649S123632285.00039466110.0003248521163817S133629620.00039469650.0003247261164034S143633045.00039470685.0003249171164113S153638010.00039472195.0003251581164211S163638750.00039472400.0003252221164218S173640310.00039472900.0003253131164237S183641155.00039471000.0003253401164124S193642540.00039466000.0003254251163812S203642730.00039464090.0003254311163658开采深度：-1000m标高 矿区面积：100.534km2本井田共含煤29层，煤层总厚27m。其中可采煤层共有9层，分别为13-1、11-2、4-1、 8、5-1、4-2、3、7-2、1煤层，平均总厚为21.22m。13-1、11-2煤层为主要可采煤层，平均总厚6.05m。因11-2煤层全区可采，煤层厚度变化小，变化规律明显（厚度突变点均为构造煤），煤层结构较简单，故本设计矿井仅考虑11-2#煤。2.2矿井储量计算2.2.1储量计算基础本次储量计算是按照煤、泥炭地质勘查规范DZ/0215-2002要求的工业指标进行资源储量计算。1、最低可采厚度为0.60 m。2、最高可采灰分不大于40%。3、最低发热量不低于17.0 mJ/kg。4、最高硫分不大于3%。5、煤层容重：11-2#煤层容重为1.435 t/m3。井田内主采煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法进行含量计算。2.2.2矿井地质储量计算由地质勘探可知该井田共有一层煤为11-2#，故矿井主采煤层为11-2#煤层。矿区井田地质图如图2.1所示。图2-1 矿区井田地质图由于煤层产状、厚度、煤质比较稳定，本次储量计算采用地质块段法，即以块段面积乘以块段平均煤厚和煤层视密度，即得该块段的储量。根据地质勘探情况，将矿体划分为A、B、C三个块段，丁集煤矿储量计算块段划分如图2.2所示，在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量即为各块段储量之和。矿井地质储量按照下式计算： （2-1）式中：m各块段煤层平均厚度，m；S各块段的水平面积，km2；各块段内煤层的倾角；r各块段内煤的容重，均为1.4 t/m3。由式2-1及矿井块段划分图，得各块段地质储量计算见下表2-2：表2-2 各块段地质储量块段名称倾角()面积(km2)煤层厚度（m）储量核算（Mt）A98.723.3540.39B725.64.05144.07C512.93.5563.87则矿井地质储量：2.2.3工业储量计算矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般也就是列入平衡表内的储量。矿井工业储量：地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6：3：1 分配，经济基础储量、边际经济基础储量按90%、10% 分配,次边际经济基础储量不计。表2-3 矿井工业储量计算表 单位：万t煤层111b122b33133233311-24239.463920.711705.96649.2213803.2Zg=111b+122b+331+332+333k（2-2）本矿井工业资源/储量包括111b、122b、331、332和大部分333。为使确定的333的大部分更趋合理，本次对可信度系数k的取值按照首先考虑井田的构造复杂程度，然后再结合各可采煤层的稳定性的原则，经综合分析均取0.8Zg=4239.46+3920.71+1705.96+649.22+13803.20.8=21557.91万t=215.58Mt2.2.4安全煤柱留设（1）工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。（2）各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地煤柱。由于煤层为近水平煤层，故走向与上下山岩层移动角大致相等，取值：走向岩层移动角=75，上山移动角=70，下山移动角=75，表土层移动角=45。（3）围护带宽度是根据矿区建筑物的保护等级划定的。风井属级保护建筑物，故风井场地留设20 m宽的围护带；工业广场属级保护建（构）筑物，留设20 m宽围护带。（4）井田边界煤柱宽度为20 m。（5）工业广场占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业广场占地面积指标见表 24。表24 工业广场占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10 万t）240及以上1.01201801.245901.59301.82.2.5工业广场保护煤柱损失量矿井井型设计为1.5Mt/a，按煤矿设计工业规范，占地面积应为18hm2，本设计工业广场取18hm2，长、宽分别为520m和350m，工业广场布置在井田储量的中央位置。建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程第14条和第17条规定工业广场属于级保护，需要留设15m宽的围护带，表土层移动角45，基岩移动角=70，=-0.5（为煤层倾角），=70圈定保护煤柱。工业广场围护带宽度为20m，根据垂直剖面法所作的工业广场保护煤柱的尺寸计算，可以得出，工业广场保护煤柱压煤量为2691.08万t表25 岩层移动角广场中心煤层埋深/(m)煤层倾角/()煤层厚度/(m)冲积层厚度/(m)/()/()/()/()34056.03545707075工业广场保护煤柱作法示意见图 22。2.2.6断层和井筒保护煤柱我国井工开采时段保护煤柱留设经验汇总见表2-6。表2-6 断层保护煤柱留设方法断层落差H留设尺寸H50m50m30mH50m30mH30m不留设煤柱根据矿井的实际情况，结合上表，得到留设的保护煤柱为3410.26万t。2.2.7矿井设计可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：（2-3）式中：Zk 矿井可采储量，万t；Zg 矿井的工业储量，万t；P 保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，万t；C 采区采出率；根据煤炭工业矿井设计规范2.1.4条规定：矿井的采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85。本设计矿井11-2煤层厚度为3.5m，属于中厚煤层，且为首采煤层，因此采区采出率选择0.80。则代入数据得矿井设计可采储量：图22工业广场保护煤柱示意图3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范2.2.3条规定，矿井设计宜按年工作日330d计算，每天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修，每班工作8h。应当指出，随着生产的发展，将来可实行每天四班作业，其中三班生产一班检修，增加净提升时间，以充分发挥设备潜力，提高矿井经济效益。3.2矿井设计生产能力及服务年限1.矿井设计生产能力因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部无较大断层，比较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为150万吨/年。2.井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核。（1）矿井开采能力校核丁集煤矿11-2煤层均为中厚煤层，煤层平均倾角为7度，地质构造简单，赋存较稳定，但矿井瓦斯含量及涌水相对较大，工作面长度不一过大，考虑到矿井的储量可以布置两个综采工作面同采可以满足矿井的设计能力。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对9吨底卸式提升箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一律用带式输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。（3）通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性瓦斯含量相对较高，属于高瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用对角式通风，矿井达产初期对首采只需先建一个风井即可满足矿井的通风需求，后期再建一个区域风井，可以满足整个矿井通风的要求。本井田内存在若干小断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。（4）储量条件校核井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(AK)（3-1）其中：T -矿井的服务年限，年； Zk-矿井的可采储量，122.05Mt； A -矿井的设计生产努力， 150万吨/年； K -矿井储量备用系数，取1.3。则： T=12205100/（1501.3） =62.6（年）3.3井型校核按矿井的实际煤层开采能力，运输能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力的校核井田内11-2煤层为首采煤层，煤厚3.49m，为中厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变化。煤层倾角平均5-7，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个大采高工作面来满足井型要求。（2）运输能力的校核矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井两水平开拓。井下煤炭运输采用钢丝绳芯胶带输送机运输，工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，运输连续、能力大，自动化程度高，机动灵活；井下矸石、材料和设备采用轨道运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核矿井采用两翼对角式通风系统，抽出式通风方式，东西两翼各布置一个回风井，可以满足通风要求。（4）储量条件的校核根据煤炭工业矿井设计规范第2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表3-1。表3-1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计产能力（万t/a）矿井设计服务限（a）第一开采水平服务年限煤层倾角45600及以上7035300500603012024050252015459040201515930各省自定由上表可知：煤层倾角低于25，矿井设计生产能力为1.22.4Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于50a，第一开采水平设计服务年限不宜小于25a。本设计中，煤层倾角低于25，设计生产能力为1.5Mt/a，矿井服务年限为62.6a，符合煤炭工业矿井设计规范的规定。4井田开拓4.1井田开拓的基本问题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层从而建立矿井提升、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案进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究：1、确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2、合理确定开采水平的数目和位置；3、布置大巷及井底车场；4、确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5、进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6、合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1、贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量，尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2、合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3、合理开发国家资源，减少煤炭损失。4、必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5、要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6、根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标1、井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。各形式井筒的优缺点及适应条件见如下分析：（1）平硐优点：井下运输环节少，系统简单，费用低，地面工业广场设施简单，施工条件好，施工速度快，井巷工程量少，加快建井周期，少留工业广场保煤柱。缺点：受地形迹埋藏条件限制。适用条件：只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。（2）斜井优点：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；提升能力大，可做为安全出口。缺点：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。适用条件：煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊施工的缓倾斜、倾斜煤层。（3）立井优点：立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。缺点：立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。适用条件：不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制。本矿井煤层倾角小，平均7，为近水平煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小，地势高低起伏明显，表土层很薄；不具备平硐开拓条件，但可以采用立井开拓或斜井开拓或者是两种开拓方式组合。2、主副井筒位置的确定井筒位置的确定原则：（1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少。（2）有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村。（3）井田两翼储量基本平衡。（4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层。（5）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁。（6）工业广场宜少占耕地，少压煤。（7）距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井主副井筒布置位置如下：主井井筒中心位置：经距76756.4m，纬距43181.8 m。副井井筒中心位置：经距76798.1 m，纬距43250.1 m。3、风井井口位置的选择应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。中央风井井筒中心位置：经距76719.6m，纬距43157.4 m。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部稍微偏向东翼，原因是东翼煤层埋藏较浅，可使井筒的建设时间较短，投产更快。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积规定，选用1.2公顷/10万吨，确定地面工业场地的占地面积为18公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为500m，宽为360 m。4.1.3开采水平确定开采水平划分的依据：（1）是否有合理的阶段斜长；（2）阶段内是否有合理的分带数目；（3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；（4）要使水平高度在经济上合理。井田主采煤层为11-2#煤层，其它煤层由于过薄或不具备开采价值，暂不考虑对其进行开采。11-2#号煤层平缓，倾角平均为5，最大仅9，为近水平煤层。煤层露头标高为-600m，埋藏最深处仅-1000m，垂直高度为400m，按照设计规范要求，应采用单水平开拓。开采水平标高为-850m，大巷延展方向大体与井田延展方向一致。2、阶段内再划分井田范围内不存在较大的断层和褶皱，属简单结构煤层。由于本矿井设计为高产高效矿井，故应力求巷道布置和生产系统简单。考虑到目前高产高效矿井近水平煤层的准备方式主要有盘区式和带区式，需要分析二者的优缺点进行阶段内再划分方案的选择。由于本井田大致呈现为东西向延展较长，南北方向较短，且煤层倾角较小，平均为5，最大9，适宜沿井田主要延展方向做大巷，在大巷两翼布置分带工作面，这也是近水平煤层简单、高效的准备方式。故可将井田划分为若干个带区和一个双翼开采采区。4.1.4主要开拓巷道表 41 煤岩巷的技术比较项目煤层巷道岩层巷道特征沿煤层掘进，随煤层等高线变化。在距煤层一定距离的岩层中，掘进中基本保证取直。优 缺 点掘进容易，施工速度快，便于机械化掘进，掘进中可以探明煤层变化和地质构造。生产期间，大巷维护困难，影响生产，两侧至少留设3040m的保护煤柱，煤层有起伏变化时，大巷随之弯曲，不利于运输，采区发火时，不易封闭。可保持一定方向，弯曲少，有利运输，巷道维护条件好，不留设护巷煤柱，安全条件好，便于布置采区煤仓。工程量大，机掘有困难，机械化程度低、速度慢、费用较高。适 用 条 件服务年限小的片盘斜井，煤层群中相距较远的单个煤层或中厚煤层，煤层底板岩层有含水溶洞时，不易开掘岩石巷道时。在距离煤层不太远的地方，又适合于开掘和维护巷道的煤层，煤层有瓦斯煤层突出和自然发火的巷道，大巷要呈直线布置。开拓巷道主要可分为煤巷和岩巷，其技术比较见表 41。1、运输大巷的布置由于运输大巷沿井田主要延展方向布置，需要为全井田服务，由于煤层厚度为3.5m，布置煤层大巷时不易于维护，故宜采用岩石大巷。为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，将运输大巷布置在距煤层底板大约20 m处的细砂岩中。岩层大巷优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度，且便于设置煤仓。2、井底车场的布置由于井底车场要为整个矿井服务，服务年限较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置在煤层底板岩层中，为坚硬的细砂岩，维护费用较低。而且井底车场布置于该位置有利于井田东翼大巷排水。4.1.5井田开拓方案提出与比较方案提出根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井单水平开拓主、副、风井井筒均为立井，布置在井田中部，采用一水平开拓，水平标高为-850m。通风方式采用中央并列式，岩石大巷。如图 41所示。图 41立井单水平开拓方案二：综合开拓方式（井筒位于井田中央）主井采用斜井，副井采用立井。主副井口均位于井田延展方向的中央位置。采用一水平开拓，开采水平标高为-750m。如图 42所示。图 42综合开拓方式（井筒位于井田中央）方案三：立井单水平上下山开拓（后期加设区域风井）主、副、风井井筒均为立井，布置在井田中部，采用一水平开拓，水平标高为-850m。矿井前期通风方式采用中央并列式，后期在井田北翼开掘区域风井，岩石大巷。如图 43所示。图 43立井单水平上下山开拓（后期加设区域风井）方案四：立井单水平上下山开拓（后期加设区域风井）主、副、风井井筒均为立井，布置在井田中部，采用一水平开拓，水平标高为-750m。矿井前期通风方式采用中央并列式，后期在井田北翼开掘区域风井，岩石大巷。如图 44所示。图 44立井单水平上下山开拓（后期加设区域风井）以上所提四个方案，井田数目，轨道大巷、运输大巷长度以及水平和带区布置中提一致。1.粗略经济比较四个方案的经济比较见表 42、表 43、表 44、表 45。表 42方案一项目数量(m)基价(元)费用(万元)费用小计基建费用(万元)主立井表土段42314588.9617.111085.57基岩段4709967.2468.46副立井表土段42317690.2746.531306.97基岩段45012454.2560.44井底车场岩巷10004638.3463.83463.83费用合计(万元)2856.57生产费用(万元)立井提升系数煤 量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)5351.651.2122050.870.42排水涌水(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)7370.17480876062.60.28大巷运输系数煤 量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)10252.201.21220520.35费用合计(万元)22,974.02费用总计(万元)25,830.59表 43方案二项目数量(m)基价(元)费用(万元)费用小计基建费用(万元)主斜井表土段4234397.4186.01784.70基岩段17123497.0598.69副立井表土段4235058.1213.96906.87基岩段16924095.2692.91井底车场岩巷10004638.3463.83463.83费用合计(万元)2,155.40生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)20387.231.2122050.871.6排水涌水(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)8423.06480876062.60.32大巷运输系数煤 量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)10252.21.21220520.35费用合计(万元)39,062.49费用总计(万元)41,217.89表 44方案三项目数量(m)基价(元)费用(万元)费用小计基建费用(万元)主立井表土段42314588.9617.111085.57基岩段4709967.2468.46副立井表土段42317690.2746.531306.97基岩段45012454.2560.44井底车场岩巷10004638.3463.83463.83费用合计(万元)2856.57生产费用(万元)立井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)5351.651.2122050.870.42排水涌水(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)7370.17480876062.60.28大巷运输系数煤 量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)10252.201.21220520.35费用合计(万元)22,974.02 费用总计(万元)25,830.59 表 45方案四项目数量(m)基价(元)费用(万元)费用小计基建费用(万元)主立井表土段42314588.9617.11985.90基岩段3709967.2368.79副立井表土段42317690.2746.531182.43基岩段35012454.2435.90井底车场岩巷10004638.3463.83463.83费用合计(万元)2632.16生产费用(万元)立井提升系数煤 量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)4736.521.2122050.770.42排水涌水(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)7370.17480876062.60.28大巷运输系数煤量 (万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)10252.201.21220520.35费用合计(万元)22,358.89费用总计(万元)24,991.05通过初步比较可以确定，方案二的前期费用过于大，而且煤层地质条件也不太适合斜井开拓。方案一、方案三、方案四在经济上相比，差距很小，不足10%。但是方案一后期通风线路过长且通风系统复杂，故将方案一排除。以下需要对方案三、四进行详细技术经济比较。2. 详细技术经济比较方案三与方案四的详细经济比较见表表 46和表 47，其最终汇总见表 48。由经济比较可以看出，方案四较之方案三而言，其总费用仅多出不到1%，即从经济角度考虑，两方案差别不大，可以任选其一。但是，从技术角度来讲，方案三前期巷道布置较方案四简单，工作面运转更加灵便。所以，综合经济、技术和安全等多方面因素考虑分析，确定本矿井开拓方案采用方案三，即主、副、风井井筒均为立井，布置在井田中部，采用一水平上下山开拓，水平标高为-850m。矿井前期通风方式采用中央并列式，后期在井田北翼开掘区域风井，岩石大巷。表 46方案三项目数量(m)基价(元)费用(万元)费用小计初期基建费用(万元)主立井表土段42314588.9617.111085.57基岩段4709967.2468.46副立井表土段42317690.2746.531306.97基岩段45012454.2560.44井底车场岩巷10004638.3463.83463.83基建费用合计(万元)15,128.39后期基建费用 (万元)石门开凿岩巷48002707.41299.551299.55大巷开凿岩巷362012707.49801.069801.06风井开凿基岩段6009138.5548.311171.21生产费用(万元)主井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基(元/t.km)5351.651.2122050.870.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)8423.06480876062.60.32大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(万/t.km)23990.151.2122054.680.35大巷维护系数数量服务年限基价(元/a.m)3136.111.21192862.6358生产费用合计(万元)40,200.97费用总计(万元)55,329.36表 47 方案四项目数量(m)基价(元)费用(万元)费用小计初期基建费用(万元)主斜井表土段42314588.9617.11985.90基岩段3709967.2368.79副立井表土段42317690.2746.531182.43基岩段35012454.2435.90井底车场岩巷10004638.3463.83463.83基建费用合计(万元)15,194.94后期基建费用(万元)石门开凿岩巷74972707.42029.742029.74大巷开凿岩巷350852707.49498.919498.91风井开凿基岩段4509138.5411.231034.13生产费用(万元)主井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)4736.521.2122050.770.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)8423.05480876062.60.32大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)23990.151.2122054.680.35大巷维护系数大巷长度服务年限基 价(元/a.m)3136.121.21192862.635生产费用合计(万元)40,285.84费用总计(万元)55,480.78表 48两方案详细比较汇总方案 方案三 方案四 项目费用（万元）百分比费用（万元）百分比初期基建费用（万元）2856.37108%2632.16100%后期基建费用（万元）12271.82100%12562.78102%生产费用（万元）40200.97100%40285.84101%总费用（万元）55329.36100%55480.78101%4.2 矿井基本巷道4.2.1井筒由前章确定的开拓方案可知主井为斜井、副井为立井，在井田中央设置中央风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种。圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点。因此，副立井及风井均采用圆形断面。而主斜井则采用半圆拱形断面。（1）主井位于矿井中央工业场地，担负全矿井1.5Mt/a的煤炭运输兼进风，并作为安全出口。井筒内装备两对16t箕斗，采用混泥土支护，井筒断面为圆形，直径6.5m，净断面积33.18 m2，支护厚度450 mm，掘进断面35.6 m2；两侧钢丝绳罐道；每天提升16小时。井筒断面布置如图4-5和主要参数见表4-9 。1:50图4-5 主立井断面 表 49 主立井特征表井 型1.5 Mt/a提升容器两套16 t箕斗带平衡锤井 筒 直 径6.5 m井 深850 m净 断 面 积33.18 m2井筒支护混凝土井壁厚450 mm充填混凝土50 mm基岩段毛段面积44.18 m2表土段毛段面积44.18 m2（2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.7 m，断面积44.18 m2，井深870m。井筒内装备一对双层两车（3.0 t）罐笼。井壁采用砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道。副井井筒断面如图 46，主要参数见表 410。1:50图 46 副立井断面表 410 副立井特征表井 型1.5 Mt/a提升容器一对1 t矿车双层四车窄罐笼一个1 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤井 筒 直 径7.2 m井 深870 m井 断 面 积40.17 m2井筒支护混凝土井壁厚500 mm表土段井壁厚10001400 mm基岩段毛断面积66.47 m2表土段毛断面积78.54 m2（3）风井中央风井位于矿井中央上边界保护煤柱内，两翼风井分别位于井田两翼，备有安全出口。三个风井均采用圆形断面，井筒净直径5.0 m，净断面19.63 m2，采用预制管柱支护方式，井壁厚度达400mm，风井布置如图 47，主要参数见表 411。图 47风井断面表 411中央风井特征表井型1.5 Mt净断面积19.63 m2井筒直径5.0 m基岩段毛断面积27.34 m2井深850 m表土段毛断面积27.52 m24.2.2主要开拓巷道(1) 运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带机运输煤炭，并铺设有轨道，靠绞车牵引矿车，以便于胶带的维修，断面需要满足一定的要求。运输大巷单独通风，且不设专用人行道。运输大巷宽度计算公式如下：( 43)式中B1运输大巷宽度，mm；b输送机边缘至巷道壁的最小距离；d1胶带机宽度，d11400+120 mm；d2架线电机车的宽度，d21050 mm；d3架线电机车与皮带机间距，d3310 mm；c矿车与巷壁距离，取810 mm。关于b的取值有：主要运输巷道一般取500 mm，采区巷道一般取300500 mm。B150015201060310+8104200 mm运输大巷的断面和特征表如图 48。(2) 辅助运输大巷此巷为一条双轨大巷，并兼作进风大巷使用，设有人行道。( 44)式中B2辅助运输大巷净宽度，mm；a非人行道宽度，取580mm；A1架线电机车的宽度，取为1060 mm；c人行道宽度，取1200 mm；t双轨运输巷道中两辆对开列车最突出部分之间的距离，取为300mm；B2=580+21060+1200+3004200 mm辅助运输大巷的断面和特征表如图 49。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按照运输设备的外形尺寸以及煤矿安全规程第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。图 48 运输大巷断面图 49辅助运输大巷断面4.2.3井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由运输大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（带）区；少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。（1）井底车场的形式和布置方式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、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范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，经技术经济比较后确定，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。根据矿井开拓方式采用综合开拓，主、副井井底位置相距较远，故主、副井井底车场应分别布置。主斜井采用胶带机直接运输，故主井井底车场系统较为简单，是胶带机头硐室、排水和修理硐室等。根据副立井和大巷的相对位置关系，确定副井井底车场为斜式环形井底车场。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 49。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L450024001540500mm40.5m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L175 m60.75m，所选车场的副井重车线的长度L276m60.75m，符合要求。3、调车方式矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经轨道大巷和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方向相同。4、硐室主井系统硐室主井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按下式计算：Qmc(0.150.25)Amc( 41)式中Qmc井底煤仓有效容量，t；Amc矿井设计日产量，t；0.150.25煤仓系数，中型矿井取大值，大型矿井取小值。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%25%来计算，一般大型矿井取小值。因本矿井日产量为4545 t，取煤仓容量系数为0.15，则需要煤仓容量为：0.154545682t。设置一个直径为7 m，高20 m的圆筒煤仓，总容量约770 t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条装载输送机巷与斜井胶带连接。副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成。按煤矿矿井井底车场硐室设计规范规定，主排水泵用室与主变电所应联合布置，并宜靠近敷设排水管路的井筒。硐室与井简垂直距离不宜小于20 m。关于水仓的设计如下：按煤矿安全规程第二百八十条之规定，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。新建、改扩建矿井或生产矿井的新水平，正常涌水量在1000 m3/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常涌水量。取水仓的主仓和副仓之间距离为20 m。由于本矿井正常涌水量为480 m3/h，最大涌水量为600 m3/h，所需水仓的容量为：Q0=6008=4800 m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为： ( 42)式中Q水仓容量，m3；S水仓有效断面积，m2；L水仓长度，m。设计水仓断面积为10m2，水仓长度为500m，则水仓容量为：Q=10500=5000m3由上面计算得知，QQ0，故设计的水仓容量满足要求。其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、乘人车场等。图 410 副井井底车场布置图5准备方式带区巷道布置根据东五带区煤层地质情况，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，本设计选用东五带区11501分带为首采分带区，设计如下：5.1.1带区煤层特征11-2煤厚度0.446.05m，平均煤厚3.5m。一般厚34m，煤层厚度变化小，煤层平均倾角7，变化规律明显（厚度突变点均为构造煤），煤层结构较简单，局部有12层夹矸，井田东部局部煤层被岩浆岩侵蚀，煤质变化很小，变异系数24.68%，属稳定煤层，先期地段稳定程度较其它地段好。顶板砂质泥岩，富含植物化石，底板为泥岩或砂质泥岩，煤层上下各有12层薄煤，分别为11-1、11-3煤，均不可采。煤层下部30m处有一层花斑状砂质泥岩，是对比11-2煤层依据之一，对比可靠，11-2煤层为不自燃易自燃煤层，是本区主要可采煤层。5.1.2煤层顶底板岩石构造情况可采煤层顶底板一般为泥岩、砂质泥岩为主，厚度小，抗压强度19.6058.70MPa，单向抗拉强度1.042.21MPa，易坍塌冒落。粉砂岩平均抗压强度72.34MPa，单向抗拉强度0.634.60MPa，砂泥岩互层抗压强度48.9082.50MPa，11-2煤顶板砂岩抗压强度37131.1MPa，单向抗拉强度1.24.93MPa。岩性较为致密坚硬，强度较高，不易坍落。顶底板工程力学性质均属不稳定稳定类型。矿床工程地质条件为中等类型。可采煤层顶、底板岩性、厚度统计见表5.1。表5-1 可采煤层顶、底板岩性、厚度统计表岩性煤层炭质泥岩泥岩砂质泥岩粉砂岩11-2顶板0.31-0.500.27-4.791.21-6.370.93-4.72底板0.15-0.950.27-7.540.95-6.494.555.1.3水文地质本区含水层(组)由新生界松散层砂层孔隙水、二叠系砂岩裂隙水和石炭系太原组及奥陶系石灰岩岩溶裂隙水三部分组成。地表河流有架河，在本区内由西北流向东南，注入淮河，河床宽3040m，两岸地势低洼，雨季淮河水位上涨易造成内涝。经过计算开采煤层时，矿井正常涌水量448m3/h，最大涌水量586m3/h ，设计考虑井筒淋水和防火灌浆用水，矿井正常涌水量480m3/h，最大涌水量600m3/h，对生产影响不大。5.1.4地质构造 带区内地质构造简单，煤层起伏不大，煤层倾角为59，平均7。且区域内没有较大的断层和陷落柱等，故属于地质条件简单的区域。 5.1.5地表情况丁集矿井地处淮河中游，属淮河冲击平原，区内地形平坦，地面标高一般在+21+23m，西北高，南北低。淮河水位标高一般为+15m，历史最高水位为+25.63m（1954年7月29日）1991年为+24.03m，两岸筑有大堤，最大堤距30003500m，右堤顶高+26.61m，左堤顶高+27.11m。此外区内遍布人工开挖的渠道，用以灌溉、防洪、排涝。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，考虑到通风的难易程度和节省掘进费用，并结合煤层赋存情况，设计采用沿空掘巷，采空区一侧留设20 m保护煤柱。（2）区段要素首采带区位于东五带区；倾向长1665 m，平均厚3.5 m，赋存稳定；根据理论计算和实践统计得知，综采工作面长度在150250 m之间，吨煤生产成本最低，故工作面长度取为220 m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为5m，高为3.5 m；回风斜巷宽5 m，高3.5 m；分带宽B为：B =220+5+5=230（m）。（3）开采顺序首采带区为东五带区，然后依次开采东七、西四带区、西六带区、东一带区、东三带区、西二带区、北一采区、北三采区。由于采用沿空掘巷方式，各分带之间跳采，首采工作面为11501工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下：11501115071150211506115031150511504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=1000 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。井田巷道布置图见图5-1。图5-1 井田巷道布置图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分带运输斜巷带区运煤平巷带区煤仓胶带运输大巷。（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：材料与设备轨道大巷材料车场绞车房回风巷带区轨道集中巷分带轨道斜巷工作面。（3）通风系统新鲜风流轨道大巷带区材料车场带区轨道集中巷分带轨道斜巷工作面，污风分带回风斜巷工作面回风斜巷带区运输集中巷胶带运输大巷。（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5.2.4带区巷道掘进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3.5 m综采工作面产量大，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6； 工作面割煤回采率，取0.95。 已知=3.5 m，=1.4tm3，=220 m，=0.8 m，=6，=0.95，将各值代入公式（5-1），可得：=3303.51.42200.860.9510-6=1.622（Mt/a）工作面年产量=1.622（Mt/a）2）带区生产能力为： ( 52)式中 AB带区生产能力； k1带区掘进出煤系数；k2工作面间出煤影响系数；A0工作面生产能力。带区掘进出煤系数取为k11.1，由于同采的工作面个数为1，故k2=1。 则可得到带区生产能力为：AB =1.111.73=1.78Mt/a矿井设计井型1.5 Mt/a，带区生产能力1.78Mt/a，因此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% 其中：带区内工业储量为：3670.9万t 带区内实际采出煤量为：2863.2 万t则：带区采出率=2863.2/3670.9100%=81%根据煤炭工业设计规范关于带区采出率的规定：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为0.80，大于0.75，故符合规定。5.3带区车场选型设计带区煤层倾角小，平均7，为近水平煤层。轨道大巷位于煤层底板约20 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由于工作面斜巷与大巷都采用胶带运输，故运煤斜巷直接与胶带运输大巷相连，井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所。1-轨道大巷 2-胶带运输大巷 3-材料斜巷 4-绞车房 5-带区轨道斜巷 6-绞车房回风巷图5-2 带区下部车场6 采煤方法6.1 采煤工艺方式6.1.1采煤方法的选择本采区可采煤层的特征如表6-1所示。表6-1 可采煤层特征表特征名称数量单位煤层名称11-2煤层厚度3.5m稳定性较稳定硬度中硬f=2.5倾角7煤层牌号气煤 焦煤伪顶岩性深灰色泥岩厚度0.12m直接顶岩性砂岩、粉砂岩厚度6.2m老顶岩性砂岩厚度10.2m根据可采煤层特征表，11-2煤层的倾角为7的缓倾斜煤层，在采区范围内，煤层结构单一，赋存稳定。经详细讨论，确定主采煤层选用综采开采工艺，选用综采开采工艺的优越性为：有利于合理集中生产；对煤层及地质条件具有较强的适应性；具有显著的经济效益，可使吨煤成本降低1030元综合考虑分层综采采煤法与其它采煤法的优缺点，决定选用倾斜长壁全部跨落一次采全高。6.1.2回采工作面长度的确定影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等。该采区的煤层特征如表6-1所示，其煤层赋存条件好，地质条件简单，所以该矿井设计为综合机械化程度比较好的现代化矿井。要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。一般综采工作面的长度范围为150250m，但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以及各区段长度之间的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，设计工作面的长度为220m。6.1.3工作面的推进方向和推进度由于后退式的工作面和巷道的维护条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式。综采工作面的走向长度一般不宜小于1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离之间的关系，结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数，可得出综采工作面的推进度为：V0=0.86330=1584m/年6.1.4综采工作面的设备选型及配套（1）工作面配套设备的选择工作面的关键参数见表6-2。表6-2 工作面关键参数表工作面长度（m）煤厚（m）煤层结构所需支架类型倾角（）2203.5简单、无夹矸支撑掩护式7根据工作面的关键参数，查综采综掘高档普采设备类型配套图集选用编号为ZC186ZZ38的配套设备。三机标准型号见表6-3。ZZ4000/18/38型液压支架主要技术特征见表6-4。MGTY400/930-3.3D型采煤机主要技术特征见表6-5。SGZ764/264A型刮板输送机主要技术特征见表6-6。SZB-764/132型转载机主要技术特征见表6-7。PCM110型破碎机主要技术特征见表6-8。SSJ1000/2160型带式输送机主要技术特征见表6-9。表6-3 三机标准型号液压支架采煤机刮板输送机ZZ4000/18/38MGTY400/930-3.3DSGZ764/264A表6-4 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表6-5 MGTY400/930-3.3D型采煤机主要技术特征参数单位数量制造厂家兖矿集团与太原矿山机械厂联合采高范围 m2.23.5截深m0.8供电电压kV3.3总功率kW930牵引功率kW255机面高度 mm1593适应煤层倾角 25适应煤层硬度 f4最大牵引力kN750牵引速度m/min07.712.8最大卧底量mm250过煤高度mm778滚筒直径mm2000变频器280kVA 400v 0-80Hz牵引变压器170Kva AC3300V/400V/50Hz降尘方法内外喷雾机重t53表6-6 SGZ764/264A型刮板输送机主要技术特征见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表6-7 转载机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-SZB-764/132张家口工业路60号煤矿机械厂与带式输送机重叠长度m11.44出厂长度m29.7运输能力t/h700链 速m/s1.34电动机型 号-KBY550-132功 率kW132转 速m/min1470电 压V1140圆环链规格（dt）mm2686-C刮板链型式-双边链中部槽规格（长宽高）m1.50.7642.22刮板间距mm516质 量t24.90表6-8 破碎机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-PCM110张家口工业路60号煤机厂结构特点-轮 式进料口宽度mm700出料口度mm700过煤能力t/h1000破碎能力t/h1000电动机型 号-KBY-550/110功 率kW110电 压V1140外部尺寸（长宽高）mm456020251808质 量t14.692表6-9 伸缩带式输送机项 目单 位数 目备 注型 号-SSJ1000/2160安徽淮南蔡家岗煤矿机械厂输送长度m1200运输能力t/h1000传动滚筒直径mm630托辊直径mm108带 速m/s2.5电动机型 号-YSB-160功 率kW1602电 压V660输送带类 型-阻燃输送带宽 度mm1000机头外部尺寸（宽高）mm26461705储带长度m100质 量t120（2）液压支架的校核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6-1。g = kHr（6-1）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,3.5 m；r顶板岩石容重,最大取2.65t/m3； 代入数据得: g =73.52.659.5/1000=0.62MPa0.7 MPa由计算数据可知所选支架支护强度符合要求.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。经演算，工作面阻力P不大于支架额定工作阻力的80%，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。2）支架初撑力校核对于老顶来压强烈的工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作阻力的75%为宜。则：P0=75%4000kN =3000 kN （6-2）由液压支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为3141.6KN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。3）支架的结构参数校核支架的结构参数，主要是支架的最大、最小高度，一般确定支架高度的公式为：Hmin=MminS2a（6-3） S2=dMmaxR2 （6-4）Hmax=MmaxS1 （6-5） S1=dMminR1 （6-6）式中：Mmin Mmax与煤层相应的最小、最大采高；Hmin Hmax支架的最小、最大高度，m；S2支架在最小采高时，后柱处的顶板下沉量，m；S1支架在最大采高时，前柱处的顶板下沉量，m；d顶板级别系数，取0.025；R2支架后柱或掩护式支架的顶梁尾端到煤壁距离，3.55m；R1前柱到煤壁的距离，2.15m；a支架的卸载高度，0.05m。将相关数据带入以上各式可得：S1=0.0252.652.15=0.142(m)S2=0.0253.683.55=0.327(m)Hmin=2.650.3270.05=2.273(m)Hmax=3.680.142=3.538(m)由上述可知，Hmin、Hmax在所选定支架高度的范围之内，可见支架的高度符合控顶设计的要求。（3）采煤机的工作方式采煤机主要技术参数特征见表6-5所示。1）工作方式由于采区内煤层赋存稳定，倾角较缓，所以采用采煤机双向割煤，追机作业，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，在工作面端头斜切进刀，上行、下行均割煤，往返一次进两刀，采煤机过后，先移架后推刮板输送机。两工序分别滞后采煤机后滚筒510m和1015m。2）进刀方式采煤机采用割三角煤，工作面端头进刀方式，其进刀过程如图6-1所示。图6-1 端部斜切进刀进刀过程如下：当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留设有一段下部煤（见6-1.a）；调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直（见6-1.b）；再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处（见6-1.d）；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，反程正常割煤，见图6-1。优点：a.采煤机切入煤壁的阻力小；b.操作简单，容易实现。缺点：a.工作面两端控顶距离长，控顶面积大，不利于顶板管理；b.采煤机往返次数多、距离长，故辅助时间比较长。该采煤机适用条件为：a.顶煤较为稳定；b.回风及运输顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，能保证采煤机往返斜切时，其前滚筒能割透顺槽内侧煤壁。6.1.5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1m，最突出部分不超过150mm；长度在1m以下，最突出部分不超过200mm）。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50mm。机头、机尾各10m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50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100mm。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23），支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在300mm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）推溜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0.8m，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15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。（4）清煤质量标准工作面没有超过100mm的碳块。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50m，清煤人员必须面向机尾注意溜子、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3台端头支架，机尾采用3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20m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溜子机头推移困难，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。（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8m2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，保持在合适的速度。3)破碎机锤头高度保持在150200mm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)在顺槽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顺槽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；顺槽巷道超前工作面50m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。（9）支护设计工作面支护设计采用ZZ4000/18/38支撑掩护式液压支架。移架方式采用依次顺序艺架，又称单架连续式。支架沿采煤机的牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条线。该方式操作简单，易于保证质量，并能够适应不稳定顶板，应用广泛。移架操作方式采用邻架自动依次顺序移架，支护方式用及时支护。6.1.6工作面端头支护和超前支护综采工作面和普采工作面端头支护方式基本相同，主要有以下几种：（1）单体支柱加长梁组成迈步抬棚，与普采面的端头支护方式相同。该方式使用性强，有利于排头液压支架的稳定，但支设麻烦，费工、费时。（2）自移式液压支架。移动速度快，但对平巷条件使用性差；（3）用工作面液压支护端头，适用煤层能够变化较小的综采面通常在机头（尾）处滞后与工作面中间支架一个截深。表6-10 PDZ型端头支架主要技术特征见表型号PDZ工作阻力（kN）9000初撑力（kN）7070最小支撑高度（mm）1.6最大支撑高度（mm）3.8支护强度（MPa）0.75中心距（mm）1.5底板比压（MPa）0.64支护面积（m2）9.28（4）工作面采用DZ3820110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。辅助进风巷的超前支护：从煤壁线向外30m超前支护，为三排支设，离工作面煤柱侧0.25m打20m一排单体柱，柱距0.7m；中间一排距第一排2.5m，打20m一排单体柱，柱距0.7m；另一侧距煤柱0.9m打20m一排单体柱，柱距0.7m。胶带运输平巷的超前支护：从煤壁线向外20m超前支护，为一排支设，距转载机外侧500mm左右（人行道侧），柱距1m。机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,木垛距离不超过3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为1m的戴帽点柱（用单体柱）。（5）超前支护管理超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.7m安全出口和运送物料通道。当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收,备品备件码放必须距工作面70m以外。6.1.7循环图表、劳动组织、主要技术经济指标（1）组织循环作业并编制循环图表1）循环作业工作面实行“三八”作业制，即二班生产，一班检修。采煤机双向割煤，追机作业，上行、下行均割煤，往返一次割两刀，由所选采煤机的技术特征可知，采煤机的截深为0.8m，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺0.8m。（循环图表见工作面布置图）2）循环产量的确定工作面原煤产量的公式为：V0=NXD（6-7）A0=LV0MRC（6-8）式中：V0工作面进度，m/a；N每年工作面生产天数，取330天；X每天循环进刀数；6刀；D截深，0.8m；A0年产量，万t/年；L工作面长度，220m；M煤层厚度，3.5m；R煤的容重，1.4t/m3；C回采工作面回采率，取0.95。则： V0=33060.8=1584（m/a） A0=22015843.51.40.95=162.22（万吨/年）考虑到在开掘时在煤层中掘进巷道，掘进煤量约占工作面产量的10%，所以本矿井原煤产量为：A= A0（1+10%）（6-9）式中： A矿井总产煤量，万t/年；A0工作面出煤量，万t/年；10%掘进出煤率 则：A=162.22（1+10%）=178.442（万吨/年）由此可以得出，工作面每天进6刀完全可以保证年产量达到设计要求。3）劳动组织作业方式为了使采煤与检修的均衡，同时能够满足工作面生产能力的要求，工作面采用二班采煤，一班检修“三、八”工作制。工序安排综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护和滞后支护。a.及时支护方式采煤机割煤后，先移架后推溜的方式。b.滞后支护采煤机割煤后，先推溜后移架的方式。由于本设计中煤层顶板是沙泥岩，属于中等稳定顶板，为防止冒顶事故发生，必须采用先移架后推溜的及时支护方式。4）综采工艺采煤工艺流程工作面作业规程如下：割煤 移架 推溜 割煤。工作面采高由于工作面的煤厚有所变化,所以为了使采出率提高应随煤厚的变话随时增高或降低液压支架的高度。3）割煤方式割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀方式不小于30m，截深0.8m。割煤时采煤机速度要求适宜，且必须保证底板平整，煤壁齐直。工作面采高控制在3.50.1m。移架：采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒5-10m追机作业，并及时伸缩前梁，打出护帮板，需要时可于采煤机机身处移架或拉超前支护，移架步距为0.8m。推溜：在移架后顺序推移前部输送机，滞后采煤机10-15m左右，其弯曲段长度不得小于30m，推移步距为0.8m，推前部输送机时必须顺序进行，眼睛相向操作，推移后溜子必须保证平直。4）劳动组织工作面的劳动组织采用追机作业方式。劳动组织表见表6-11。表6-11 工作面劳动组织表检修班生产一班生产二班在册班长2226采煤机司机 2226刮板机司机2226转载机司机1113胶带机司机1113支架工2226泵站工2114端头维护工84416运料工2226送饭工2114技术员1113电工2114看电缆工1113其他1113合计292222735）工作面吨煤成本回采工作面吨煤成本是最终反应工作面技术经济效果的一项综合指标，它包括直接应用于工作面的材料费、工资费、固定资产折旧费和电费四项，下面按四项费用分析计算吨煤生产成本。材料费（C3）材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用以及其他材料费用，综采面材料费（C3）一般为5元/吨（见采煤工作面分册）。工资费（C2）吨煤用工=73/(0.863.51.4220)=0.014（工/吨）工作面工人平均日工资按120元/天计算，则吨煤工资成本为：吨煤工资成本=日工资吨煤用工 （6-10） =1200.014=1.7（元/工）工作面设备折旧费（C1）机电设备基本折旧费吨煤成本= （6-11）式中，实际计算中取值分别为：a设备残余值按原始价格的5%计算；b清理费按原始价格的3%计算；c服务年限取10年；d产量按前面计算的4545.4吨/天计算。各种设备的年折旧费见表6-12。表6-12 机电设备折旧表设备名称型号数目折旧费（元）液压支架ZZ4000/18/381460.736采 煤 机MGTY400/930-3.3D10.206刮板机SGZ764/264A10.06顺槽转载机SZZ764/16010.017破 碎 机PEM1000100010.05顺槽皮带机SSJ1000/213210.153乳化液泵站XRB2B80/3510.006隔爆移动变点站KSGZY500/610.11采煤机喷雾泵站XPB250/5510.002单体液压支柱DZ3820110Q600.005合 计1.309d.电费（C4）吨煤动力用电消耗吨煤动力用电消耗=电机容量总和开动台数循环开动小时负荷系数/循环产量 （6-12）循环产量=LMRdK（6-13）式中：L工作面长度，220m；M煤层厚度，3.5m；R煤层容重，1.4t/m3；d循环进尺，0.8m；K工作面回采率，取0.95。每个工作面的循环产量=2203.51.40.80.95 =819.28（吨）其中电机总容量取1500kW，循环开动小时数取3小时代入得： 吨煤动力用电消耗=150031.40.9/819.28 =7.791（kWh）吨煤照明用电消耗吨煤照明用电消耗=照明用电总功率循环照明小时数/循环产量式中，照明用电总功率包括工作面及上下顺槽照明用电，取350KW，代入得： 吨煤照明用电消耗=3503/819.28 =1.347（kWh）吨煤电费总消耗吨煤电力费=单价（吨煤动力用电消耗吨煤照明用电消耗） （6-14）式中，单价取1.0元/kWh则： 吨煤电力费=1.0（7.7911.347） =9.138（元/吨）则： 工作面吨煤成本（C）=设备折旧费（C1）工资费（C2）材料消耗费（C3）电费（C4） （6-15） =1.3091.759.138 =17. 147（元/吨）6）工作面效率工作面效率= （6-16） =4545.4/73 =62.27（吨/工）7）主要技术经济指标主要技术经济指标见表6-13。6-13 主要经济指标序 号名 称单 位指 标备 注1煤层厚度m3.5平均2煤层容重t/m31.4平均3工作面走向长度m220平均4工作面倾向长度m1757.6平均5煤层倾角7平均6采煤机采高m3.57工作面回采率%86.58循环进尺m0.89日循环进刀数刀610日进度m4.811工业储量万t2155.812日产量t4545.413日出勤人数人7314回采工效t/工62.2715工作制度“三、八”制6.1.8 综合机械化采煤过程中应注意事项（1）综合机械化采煤工作面，必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、有无自燃发火倾向和矿山压力等因素，编制设计，报告矿务局总工程师批准；（2）运送、安装和拆卸液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和管理顶板的措施，并指定专人负责；（3）综合机械化采煤的工作面的煤壁、刮板输送机和支架都应保持直线。支架间的煤、矸石应清理干净。当煤层倾角大于15时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前放炮松动1.5m厚的老顶；（4）采煤机采煤时，必须及时移架。采煤和移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况，在作业规程中明确规定。（5）严格掌握采高，严禁采高超过支架允许的最大高度，当煤层变薄时，采高不得不小于支架允许的最小采高；（6）综合机械化采煤工作面的两端，应使用端头支架，否则，必须增设其他形式的支护。（7）由于工作面的下口装载机机尾安有破碎机，必须加保护栅栏，防止人员进入；（8）综合机械化采煤工作面放炮时，必须有保护液压支架和其它设备的安全措施；（9）乳化液的配制、水质化验、配比等，必须符合有关规定要求，否则不得使用。6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式工作面相对瓦斯涌出量为5.98m3/t，生产能力为1.5 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。工作面回采巷道采用单巷布置，布置方式为一进一回，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；两斜巷设计均为矩形断面，采用沿空掘巷施工，靠近采空区斜巷留5 m保护煤柱。工作面巷道倾角平均28，总体呈近水平。利于辅助运输和施工；巷道断面尺寸可以满足设备顺利通过，并有相当的富裕系数，符合煤矿安全规程；经过风速检验，满足要求。6.2.2回采巷道参数（1） 断面采用胶带输送机运煤，无极绳绞车斜巷运料、运设备；故11501巷布置1000 mm宽的皮带运煤，布置动力电缆；11502辅助运输巷铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管路。 （2） 斜巷支护（见采煤方法图）各斜巷断面形状及支护特征均相同：为锚网索组合钢带支护，矩形断面。运煤斜巷宽4.6 m，高为3.2 m，掘进断面16.56 m2；回风斜巷宽4.1 m，高为3.2 m，掘进断面13.12 m2。两巷和开切眼埋深在300-400 m之间，地压显现比较突出，传统的支护方式已经不能起到省而有效的作用。因此，本设计采用锚杆支护的现代高效支护方式。1) 顶板支护W钢带组合锚杆支护，并进行锚索补强。锚杆直径22 mm，长度2.4 m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），树脂加长锚固，破断力230 kN，锚杆间排距800 mm；WX220/3.0型钢带宽为220 mm，长4250 mm（轨道巷长3750 mm），厚3 mm；采用菱形金属网护顶；单根钢绞线锚索，长6.3 m，首采面安设在巷道顶脊线处，间距1.6 m。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度角，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、5.51.1m。2）巷帮支护锚杆直径22 mm，长度2.4 m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），树脂加长锚固，破断力230 kN，锚杆间排距800 mm；锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成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，帮锚杆必须跟顶支护。7井下运输7.1概述根据丁集煤矿井的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助运输采用架线式电机车牵引1t固定车厢式矿车运输设备和材料；工作面辅助运输采用无极绳绞车高效工作；大巷和工作面煤炭采用胶带运输机连续不间断运输。针对中央带区具体设计如下。7.1.1矿井设计生产能力及工作制度矿井煤层埋藏厚，表土层极厚，但其多为无烟煤，煤质优，厚度大，煤层生产能力大，井型为1.5 Mt/a。矿井工作制度为“三八”制，两班生产，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。7.1.2煤层及煤质带区所采煤层为11-2煤层。11-2煤层为一稳定较稳定、结构简单的厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在59，平均7.31；无烟煤，容重为1.4 t/ m3，硬度2.5左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于5.98m3/ t；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。7.1.3运输距离和辅助运输设计斜巷平均运距为1665 m, 最大运距2085 m；大巷平均运距为815 m，最大运距1635m。故从井底车场到工作面最大运距为3700 m。带区内布置一个工作面、两个掘进面保产，设计综采综采工作面日产量4545.4 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。7.1.4矿井运输系统矿井井下运输方式多样，根据矿井具体情况选用。运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、运矸系统等。（1）运输方式1）运煤：本井型属于大型矿井，需要一定的井下运输能力；矿车运输效率低，运输环节多而且安全系数低，性价比较低，其优势难以实现；胶带运输能实现连续运输，巷道布置简单；综合以上所述，设计采用胶带运输机运煤。2）辅助运输回采工作面为大功率采煤机进行综采综采开采，工作面斜巷主要采用锚杆组合钢带支护，其辅助运输量主要体现在工作面安装和搬家过程中，以及有关消耗类材料的定期运输。结合其他矿井的成功经验，设计采用连续牵引车运输支架等大件设备，实现工作面运输连续高效。巷道掘进采用部分断面掘进机掘进、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对较少；由于连续牵引车具有储绳梭车等特殊系统配置，同样可以采用连续牵引车实现变距离运输。人员乘罐笼下井，在井底车场换乘站换乘电机车牵引的人车，由其送达带区车场；远工作面换乘无极绳牵引的人车。爆破材料和油品等轻型货物按照煤矿安全规程，采用专用设备包运，单独运至目的地。（2）运输系统1) 运煤系统：综采工作面皮带斜巷轨道大巷主井井底煤仓主井地面掘进工作面掘进面皮带斜巷轨道大巷主井井底煤仓主井地面2) 运料系统：地面副井井底车场胶带运输大巷带区运料集中巷工作面地面副井井底车场胶带运输大巷掘进面辅助运输斜巷掘进工作面3) 人员运送系统：地面副井井底车场胶带运输大巷带区车场各个工作地点4) 运矸系统：矿井辅助大巷布置在煤层底板岩层之中，其延伸掘进均有矸石产生，部分仍需运出井下。其运输系统如下：大巷掘进工作面胶带运输大巷井底车场副井地面7.2带区运输设备选择7.2.1设备选型原则（1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；（2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；（3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出运现输送机轨道输送机轨道的情况；（4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；（5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2带区运输设备选型及能力验算（1）运煤设备1）运输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，带区运输设备配套选型如下：前后刮板输送机型号为SGB-764/264，转载机型号为SZB-764/132；破碎机型号为PCM110；斜巷可伸缩胶带输送机型号为SSJ/2160。各设备技术特征见表6-6、表6-7、表6-8、表6-9。2）运输能力验算设计综采长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为540 t/h，工作面刮板运输机生产能力为700 t/h，转载机的生产能力为700 t/h，破碎机通过能力为1000 t/h，斜巷皮带通过能力为1000 t/h，带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。（2）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7-1：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7-1 连续牵引车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-SQ-1200-75兖矿集团常州科技所最大牵引质量t22最大运行坡度12牵引力kN60绳 速m/s1.0/1.7双速储绳长度m1000电动机型号-YB250M-4功率kW75转速r/min14807.3大巷运输设备选7.3.1主运输大巷设备选择因采用一次采全高综采回采工作面，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，大巷带式输送机的运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。设计综采工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为600 t/h，斜巷胶带机直接搭接大巷胶带，两者运输能力均为1000 t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，采用CST可控启动装置。大巷带式输送机同斜巷胶带输送机相同，这样有利于维修和管理。7.3.2辅助运输大巷设备选择由于以上设备代价高，对地质条件要求严格，因此设计矿井采用架线式电机车牵引平板车和固定车厢式矿车运输设备、人员、材料和矸石。井下运输车辆特征及用量如下：表7-2 电机车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-ZK7-6/550常州工矿电机车厂粘 重t7轨 距mm600供 电V550小时制牵引力N15092小时制h11最高速度/in25电动机型号-ZQ-25功率kW24数量台2调速方式-电 阻制动方式-电阻机械最小弯道半径7外形尺寸（长宽高）mm445610541500受电器高度距轨面mm18002200固定轴距mm1100数 量辆3表7-3 固定矿车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-MG1.1-6A淮南矿山运输机械厂容 积m 31.1名义载重t1轨 距mm600牵引高度mm320缓冲器-单列弹簧式最大牵引力kN60外形尺寸（长宽高）mm20008801150车轮直径mm300质 量kg592数 量辆50表7-4 平板车技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-MPC15-6淮南矿山运输机械厂最大载重t17名义载重t15轨 距mm600牵引高度mm238缓冲器-单列弹簧式最大牵引力kN300外形尺寸（长宽高）mm25001500340轴距mm1100质 量kg1030数 量辆30表7-5 人车技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-PRC-12吉林市矿山机械厂乘坐人数个12最大行车速度m/s3轨 距mm600牵引高度mm238坡度1.5最大牵引力kN30外形尺寸（长宽高）m m428010201525轴距m m1500质 量kg1448数 量辆107.3.3运输设备能力验算（1）主运输设备设计综采工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为600 t/h，斜巷胶带机直接搭接大巷胶带，两者运输能力均为1000 t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，两者均采用SSJ1000/2160型号可伸缩胶带输送机，其采用CST可控启动装置，配YSB-160型电动机，大巷带式输送机同斜巷胶带输送机相同，这样有利于维修和管理。（2）辅助运输设备矿井采掘面等各工作地点人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，确定最大班需运送人员为30人，所选的PRC-12人车可以满足人员运送要求。工作面最大运距2085 m；大巷平均运距为815 m，最大运距1635 m。正常生产期间材料、设备运量为每班60 t；根据工作面最大运距2085 m，大巷平均运距为815 m，最大运距1635 m；大巷平均行车速度3 m/s，斜巷行车速度1 m/s，装卸载调车等车时间取30 min，牵引车每班可运行约5次，所选15 t电机牵引车2辆，每班运输能力为75 t，大于每班需求运量，可以满足材料、设备的运输要求。8矿井提升8.1矿井提升概述矿井设计井型为1.5 Mt/a ，服务年限62.6年。矿井工作制度为“三八”制，二班生产，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。矿井煤层埋藏厚，表土层极厚，但其多为无烟煤，煤质优，厚度大，煤层生产能力大。井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于5.98 m3/ t；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。矿井开拓方式为立井单水平上下山开拓：水平标高-850 m，其中设立井2个，主立井直径6.5 m，净断面积33.18 m2，支护厚度450 mm，掘进断面35.6 m2，井深870m；副立井直径7.2 m，净断面积40.71 m2，支护厚度500 mm（表土段壁厚10001400 m），井深850m。主井采用两个16 t侧卸式箕斗提升煤炭：副井设计采用装备一对多绳1 t矿车双层四车窄罐笼和一个1 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤提升设备、人员、材料和矸石。8.2主副井提升8.2.1主井提升（1）设备选型矿井设计生产能力为1.5 Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主井双箕斗提升至地面，装备16 t侧卸式箕斗，地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKM-2.5/6（），提升能力为600 t/h。具体参数见表8-1。表8-1 箕斗技术参数项 目单 位数 目备 注型 号-JDG16/1504Y淮南煤矿机械厂名义载重t16有效容积317.6最大终端载荷kN600尾绳悬挂装置最大允许载荷kN300最大提升高度1000箕斗自重t17.8表8-2 多绳摩擦式提升机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号JKM-2.5/6（）洛阳矿山机械厂主导轮直径3.5导向轮直径3纲丝绳最大静张力kN800最大静张力差kN230有导向轮直径35数 量条4间 距250最大提升速度/s14外形尺寸(长宽高)69.53表8-3 钢丝绳技术特征表项 目单 位数 目型 号绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳mm35钢丝中 心2.6第一层2.5第二层大2.6小1.9钢丝绳总断面积/mm2501.52参考重力N /100m4664钢丝绳公称抗拉强度/Nmm-21550钢丝破断拉力总和（不小于）/N702000安全系数8.3（2）运输能力验算矿井设计日产量为4545.4 t，设计净提升时间为16 h,平均每小时提升量为300 t，小于主井箕斗提升能力。设计综采回采工作面和两个掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为320 t/h，主井提升能力为600 t/h,两者之差为280t/h，在主井井底设置一垂直圆断面井底煤仓，煤仓直径为7.0 m，有效装煤高度为21 m，容量为1200 t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主井提升可以满足瞬时最大出煤的运输任务。8.2.2副井提升设备选型根据矿井掘出矸石量为56 t/h，同时下井的最多人数为70。选择罐笼型号为GDG1/6/4K，落地式多绳摩擦提升机型号为JKM-2.254（）A，钢丝绳等具体参数如下：表8-4 罐笼技术参数表项 目单 位数 目备 注型 号GDG1/6/2/4K武汉科技院钢丝绳罐道GDS1/6/2/4K装载矿车型 号NG1.1-6A车 数辆4乘坐人数人76罐笼装载量kN8.74罐笼质量t9.28最大终端载荷kN378尾绳数根2提升首绳数 量根4直 径39.5表8-5 多绳摩擦提升机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号JKM-2.8/6（）洛阳矿山机械厂主导轮直径2.8导向轮直径2.5纲丝绳最大静张力kN529最大静张力差kN150有导向轮直径28数 量条4间 距250最大提升速度/s14.75外形尺寸(长宽高)7.98.52.7表8-6 钢丝绳技术特征表项 目单 位数 目型 号绳619股（1+6+12）绳纤维芯直径钢丝绳mm28钢 丝1.8钢丝绳总断面积/mm2289.95参考重力/100m2740钢丝绳公称抗拉强度/Nmm-21400钢丝破断拉力总和（不小于）/N405500安全系数14表8-7 井上固定天轮的基本参数项 目单 位数 目型 号TSG2500/16名义直径mm2500绳槽半径mm16钢丝绳直径mm2729钢丝破断拉力总和N661500两轴承中心距mm800轴承中心高mm200变位重力N5500总 重N151209矿井通风及安全9.1矿井地质、开拓、开采概况9.1.1矿井地质概况丁集矿井位于安徽省淮南市西北部，地处黄淮平原，淮南煤田位居广阔的平原之中，全部被第四系覆盖，唯有煤田南北两翼边缘的低山残丘矿区内地势平坦，地表自然标高+20m+23m左右。丁集井田境界：东起十五线与潘三、潘四(潘北)煤矿相邻，西至11-2煤层露头线；北起F27、F81-1断层，南至F87断层及13-1煤层-1000m等高线地面投影线。东西走向长1215km，南北倾向宽411km。具体范围由20个拐点坐标圈定，面积100.53 km2。在井田范围内，11-2煤层赋存稳定，平均倾角7.13，矿井相对瓦斯涌出量为平均5.98 m3/t，煤层自然发火危险性和煤尘无爆炸性均较弱。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井单水平采带区式结合开拓，水平标高-850 m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分二个采区，七个带区。9.1.3开采方法带区内布置一个综采工作面保产，工作面长度220 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。综采工作面生产能力为4545.4 t/d，每日推进度为4.8m，采煤机选用MGTY400/930-3.3D采煤机，截深0.8 m，采高为2.03.7 m，日进6刀。综采支架型号为ZZ4000/18/38。综采工作面装备的部分机电设备见表9-1。 表9-1 综采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MGTY400/930-3.3D930 kW2工作面刮板输送机SGZ764/264A2132kW3工作面液压支架ZZ4000/18/384000 kN4工作面端头支架PDZ9000 kN5运输斜巷刮板转载机SZB-764/132132 kW6运输斜巷破碎机PCM110110 kW7运输斜巷伸缩带式输送机SSJ1000/21602160kW8运输斜巷乳化液泵站RB160/40125 kW9运输斜巷喷雾泵站WPZ320/6.350 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11501工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头；后期准备11507工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头和一个北翼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）矿井至少要有两个通地面的安全出口；（2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；（3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；（4）总回风巷不得作为主要行人道；（5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化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。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423 m，水平标高为-850 m；煤层为近水平煤层，分七个带区和二个采区，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性。根据以上分析，且矿井年产量1.5 Mt，属大型矿井，本设计选用中央并列式通风方式。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9.2.3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5.98 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11-2煤层时期：（1）容易时期的采煤方案开采西二带区11501工作面，布置综采一次采全高工作面；准备面11507；平巷掘进头两个；岩石掘进头一个。（2）困难时期的采煤方案11-2煤开采后期下山开采北一采区和北三采区工作面时为通风困难时期：设回收边角煤煤巷掘进头两个，使用北翼区域风井回风。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，一般可取抽出式矿取1.151.2，压入式矿取1.251.3。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%。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 =5.98 m3/min， =1.5，可得：=1005.981.5 =897 m3/min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 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=58，可得：=458 =232 m3/min取三者中最大值2112 m3/min。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：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=5.98 m3/min，=1.6，可得：=1005.981.6=956.8m3/min按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。（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：=956.8 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=7 m3/min，=1.2，可得；=13371.2 =1117 .2m3/min6）矿井总风量综上，考虑到矿井通风系数，取=1.2，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+956.83+（130+70+70+150）1.15 =7427.16 m3/min困难时期：=2112+1056+956.82+（1302+702+702+150）+1117.21.2 =8266.56 m3/min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7427.16 m3/min，通风困难时期为8266.56 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）综采工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%：综=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=956.81.2=1148.16m3/min4）岩石大巷掘进面：Q掘=956.81.2=1148.16m3/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=1117.21.2=1340.64m3/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3.078井底车场4.68井底车场4.908轨道大巷5.91轨道大巷5.378带区下部车场1.25带区下部车场3.868进风斜巷3.52进风斜巷3.526工作面1.92工作面1.924回风斜巷2.94回风斜巷2.946带区上部车场3.30带区上部车场5.388备采面进风斜巷1.76备采面进风斜巷1.766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1.476东翼回风大巷5.24北翼回风大巷4.408主风井7.54区域风井7.87159.4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：地面副井井底车场轨道大巷东五带区斜巷下部车场东五带区斜巷东五带区斜巷上部车场东五带区轨道集中巷11501分带轨道平巷11501分带工作面11501分带轨道平巷东五带区运输集中巷东五带区回风斜巷运输回风大巷回风石门风井地面通风困难时期的最大阻力路线：地面副井井底车场轨道大巷北一采区斜巷下部车场北一采区斜巷北一采区斜巷上部车场北一采区轨道集中巷11101采区轨道斜巷11101采区工作面11101采区运输斜巷北一采区运输集中巷北一采区回风斜巷运输回风大巷回风石门北翼区域风井地面9.4.3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