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煤矿 1.2 Mta 设计 CAD

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东坪煤矿1.2Mt/a新井设计摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为东坪煤矿1.2Mt/a新井设计。东坪煤矿位于山西省阳泉市管辖的盂县境内，交通便利。井田走向（南北）长约5.1km，倾向（东西）长约3.3km，总面积为14.3km2。主采煤层为15号煤，煤层倾角为214，平均厚度为6.45m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为12612万t，可采储量为8972万t。矿井设计生产能力为1.2Mt/a。矿井服务年限为53.40a，涌水量不大，矿井正常涌水量为90m3/d，最大涌水量为150m3/d。矿井瓦斯相对涌出量为1.30 m3/t，绝对涌出量为1.85m3/min，为低瓦斯矿井。井田开拓方式为斜井单水平上下山开拓。采用胶带输送机运煤，采用矿车进行辅助运输。矿井通风方式为中中央分列式。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。一般部分共包括10章：1、矿区概述与地质特征；2、井田境界和储量；3、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；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；10、设计矿井基本技术经济指标。专题部分题目是浅埋煤层保水开采综述，主要论述了神东矿区浅埋煤层保水开采理论研究和工程实践的现状，对浅埋煤层保水开采做了全面的陈述。翻译部分主要内容是关于长壁采煤法回采巷道三向交叉点方面的研究，英文题目为： Finite element analysis of three-way roadway junctions in longwall mining。关键词：斜井； 单水平； 带区； 中央分列式通风ABSTRACTThis design includes three parts: the general part, the special subject part and the translation part. The general part is a new design for Dongping mine. Dongping mine is located in Yangquan in Shanxi province. It is very convenient to get to the mine in terms of both highway and railway. The length of the coalfield is 5.1km,the width is about 3.3km，and the total area is 14.3km2.The fifteenth is the main coal seam, and its dip angle is 214 degree. The thickness of the mine is about 6.45m. The geologic structure of this coalfield is simple.The recoverable reserves of the coalfield are 126.12 million tons,and the minable reserves are 89.72 million tons. The designed productive capacity is 1.2 million tons percent year, and the service life of the mine is 54.3 years. The normal flow of the mine is 90m3 per day and the max flow of the mine is 400 m3 per day. The relative mine gas gush is 1.30 m3/t and the absolute gush is 1.85 m3/min, so it is a low gas mine. The mine is a single level in two inclined shafts to develop. Te central laneway uses Belt Conveyor to transit coal, and trolley wagons are used for accessorial transportation in the roadway.The ventilation mode of this mine is center unattached form.The “three-eight” working system is used in the Dongping mine. It produces for 330 days a year. 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.Underground transportation of the mine; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms of the designed mine.The topic of special subject parts is the Review of Water Resouces Preservation in Shallow Seam Mining. It makes a fully discussion of water resouces preservation in shallow seam mining in Shen-dong mining area.Translation part is aboat analysis of three-way roadway junctions in longwall mining. The English title is “Finite element analysis of three-way roadway junctions in longwall mining”.Keywords: Inclined shaft; Single level; Panel; Center unattached ventilationVIII目 录1 矿井概况与地质特征11.1 矿井概况11.1.1地理位置与交通11.1.2 地形地貌及水文情况11.1.3 气候条件11.1.4 其它条件21.2 井田地质特征21.2.1 地层21.2.2 地质构造21.2.3 水文地质31.3 煤层特征41.3.1 煤层41.3.2 煤质及用途41.3.3 煤层开采技术条件52 井田境界和储量72.1井田境界72.2矿井工业储量72.2.1 储量计算基础72.2.2 井田勘探程度82.2.3 矿井工业储量计算82.3 矿井设计储量92.3.1 永久煤柱损失量92.3.2 矿井设计储量102.4 矿井可采储量102.4.1 工业广场保护煤柱煤量102.4.2 主要井巷保护煤柱煤量112.4.3 矿井可采储量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 确定依据133.2.2 矿井设计生产能力133.2.3 矿井服务年限133.2.4 井型校核144 井田开拓154.1井田开拓的基本问题154.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标154.1.2工业场地的位置174.1.3开采水平的确定及带区、采区的划分174.1.4主要开拓巷道184.1.5开拓方案比较184.2矿井基本巷道254.2.1井筒254.2.2井底车场294.2.3大巷315 准备方式带区巷道布置345.1煤层地质特征345.1.1带区位置345.1.2 带区煤层特征345.1.3 煤层顶底板岩石构造情况345.1.4 水文地质345.1.5 地质构造345.2 带区巷道布置及生产系统345.2.1 带区准备方式的确定345.2.2 带区巷道布置355.2.3 带区生产系统355.2.4 带区内巷道掘进方法395.2.5 带区生产能力及采出率396 采煤方法416.1采煤工艺方式416.1.1 带区煤层特征及地质条件416.1.2 确定采煤工艺方式416.1.3 回采工作面参数426.1.4 采煤工作面破煤、装煤方式436.1.5 采煤工作面支护方式466.1.6端头支护及超前支护方式496.1.7各工艺过程注意事项506.1.8回采工作面正规循环作业516.2回采巷道布置536.2.1回采巷道布置方式536.2.2回采巷道支护参数537 井下运输567.1 概述567.1.1 井下运输原始数据567.1.2 井下运输系统567.2 煤炭运输方式和设备的选择587.2.1 煤炭运输方式的选择587.2.2 带区煤炭运输设备选型及验算587.2.3 运输大巷设备选择607.3 辅助运输方式和设备选择607.3.1 辅助运输方式选择607.3.2 辅助运输设备选择618 矿井提升648.1 矿井提升概述648.2 主副井提升648.2.1 主井提升648.2.2 副斜井提升设备选型658.2.3 井上下人员运送679 矿井通风与安全689.1 矿井概况、开拓方式及开采方法689.1.1 矿井地质概况689.1.2 开拓方式689.1.3 开采方法689.1.4 变电所、充电硐室、火药库689.1.5 工作制、人数689.2 矿井通风系统的确定689.2.1 矿井通风系统的基本要求689.2.2 矿井通风方式的选择699.2.3 矿井主要通风机工作方式的选择709.2.4 带区通风系统的要求709.2.5 工作面通风方式的选择719.3 矿井风量计算729.3.1 工作面所需风量的计算729.3.2 备用面需风量的计算739.3.3 掘进工作面需风量739.3.4 硐室需风量749.3.5 其它巷道所需风量749.3.6 矿井总风量计算749.3.7 风量分配759.4 矿井通风阻力计算769.4.1 容易和困难时期矿井最大阻力路线确定769.4.2 矿井通风阻力计算859.4.3 矿井通风总阻力计算869.4.4矿井总风阻和等积孔计算879.5选择矿井通风设备889.5.1选择主要通风机889.5.2电动机选型919.6安全灾害的预防措施 929.6.1预防瓦斯爆炸的措施929.6.2煤尘的防治措施939.6.3火灾的预防措施939.6.4水灾的预防措施939.6.5其他安全措施9410 设计矿井基本技术经济指标95致 谢 97 1 矿井概况与地质特征1.1 矿井概况1.1.1地理位置与交通东坪井田位于山西省阳泉市管辖的盂县县城东南3km处一带。井田地理坐标北纬3802133804 51，东经11326 2111326 37。 面积约为14.3km2。盂县一阳泉公路从矿区北界向东坪村穿过，井田距阳泉矿务局固庄煤矿铁路专用线盂县货站21km。盂县向西距省会太原110km，向东南距阳泉市40km，向东经孙家庄、牛村可直通河北省，皆为柏油马路，交通便利。矿井交通位置如图1-1所示。图1-1 矿井交通位置图1.1.2 地形地貌及水文情况井田位于太行山西侧，属低山丘陵地貌，其中南部为低山区，沟深坡陡，沟谷多呈“V”字形，向西、北、东三面渐次过渡为丘陵区，山间沟谷逐渐变开阔宽缓，井田总体地势南高北低，地形最高点位于井田南部南庄沟山，海拔1153.69m，最低点位于井田北部边界东坪村附近，海拔928.50m左右，最大相对高差225.19m。井田西临秀水河的中游召二河、南河，该水系自南向北由井田西部边界外穿过，经小南河村、贾家沟、南沟汇入温河，为温河上游支流，属滤沱河水系，清水流量0.211/s，雨季水量稍大，旱季水量甚微以至干涸。1.1.3 气候条件本区属温带大陆性气候，冬寒夏热，春季多风，秋季凉爽。年平均气温8.7，一月份最低，平均气温-6.7，极端最低气温-21.60(1964.2.12)；7月份最高，平均气温22.30，极端最高气温37. 4(1961.6.10)。年平均降雨量为585. 9mm，最大降雨量817. 6mm(1964年)，最小降雨量302. 0mm (1972年)，且雨量多集中在7，8，9三个月，年平均蒸发量1873.8mm，为年平均降水量的3倍。年主导风向为西风和东南风，冬季常见西风、西北风，夏季多为东南风，最大风速20. 7m/s，最大瞬时风速可达30m/s，平均风速为2.8m/s。冰冻期为每年11月初至翌年3月底，最大冻土深度88 cm，最大积雪深度17cm，年平均无霜期180天左右。1.1.4 其它条件地震烈度：根据山西省地震基本烈度区划图，本区属七级基本烈度区。1.2 井田地质特征1.2.1 地层本井田位于沁水煤田阳泉矿区西北部，井田内地层由老到新依次为奥陶系中统马家沟组、石炭系中统本溪组、上统太原组、二迭系下统山西组、下石盒子组及第四系。现自下而上分述如下：（1）中奥陶统马家沟组(O2m)埋藏于井田深部，为煤系地层之基盘，岩性为厚层状海相石灰岩，坚硬性脆，顶部常因铁质侵染而呈淡红色，厚度不详。（2）中石炭统本溪组(C2b )平行不整合于下伏奥陶系灰岩侵蚀面之上，为一套海陆交互相沉积建造，底部为褐红色山西式铁矿，多呈鸡窝状分布，铁矿层之上为浅灰色G层铝土泥岩及灰黑色砂质泥岩、泥岩、中细砂岩和石灰岩，夹有12层不稳定煤线，本组厚度50-60m，平均55m左右。（3）上石炭统太原组(C3t)连续沉积于下伏本溪组之上，为一套海陆交互相含煤建造，井田主要含煤地层。主要由灰黑色泥岩、砂质泥岩、灰色中细砂岩和3层石灰岩及5-6层煤层组成，底部以一层浅灰色细砂岩(K1)与本溪组分界，本组厚度100-120m，平均110m左右。（4）下二迭统山西组(P1s)与下伏太原组呈连续沉积，为一套陆相碎屑岩沉积含煤建造，系井田次要含煤地层，主要由灰、灰黑色泥岩、砂质泥岩和灰白色砂岩及3层薄煤层组成，底部以一层灰白色中细砂岩( K7)与太原组分界。本组厚度35m左右。（5）下二迭系下统下石盒子组(P1x)连续沉积于下伏山西组之上，全组厚度150m，根据岩性特征，自下而上可分为三段。第一段(P1xl )主要由深灰、灰绿色泥岩、砂质泥岩和灰、灰黄色砂岩组成，下部含12层薄煤线，底部以一层灰黄色中粗砂岩(K8)与山西组分界，本段旧称“绿色地层”，厚度60m左右。第二段(P1x2)主要由黄、黄绿色泥岩、砂质泥岩及浅灰色中粗粒砂岩组成，底部K9砂岩为一层淡黄色中粒砂岩，本段称“黄色地层”，厚度40m左右。第三段(P1x2)由灰白色砂岩及黄绿、褐红色泥岩、砂质泥岩组成，顶部多含一层灰、黄、紫等杂色铝质泥岩(俗称“桃花泥岩”)，为良好辅助标志，本段厚度52m左右。（6）第四系(Q)角度不整合于下伏不同地层之上，多分布于深坡和较大沟谷处，主要为中上更新统黄土层，各处厚度不等，一般0-20m左右。1.2.2 地质构造本区位于沁水煤田阳泉矿区西北部，属沁水块段盂县坳缘翘起带(据山西省区域地质志1982年所划分)，区域地层总体走向东西向，向南倾伏，为一单斜构造，在此基础上发育有次一级褶曲和断裂构造。井田主要由二个宽缓向斜及一较宽缓的背斜组成，褶曲轴向单一，均呈N20-25E向延伸。全井田共有主要断层1条，为一高角度的正断层，落差0-25m。1.2.3 水文地质井田位于娘子关泉城西北部，属该泉域的径流区。区域内河流主要为温河，由西向东南经娘子关流入河北省境内，属滤沱河水系。区域含水层主要有奥陶系石灰岩含水层，上石炭系太原组灰岩含水层和二迭系山西组、石盒子组砂岩含水层及第四系冲、洪积层含水层。其中奥灰含水层为区域主要含水层，埋藏浅处岩溶裂隙发育，含水丰富，区域水位标高500-600m左右。太原组灰岩局部岩溶裂隙亦较发育，含水性稍强，二叠系砂岩含水层含水性较强，地表偶见泉水出露，涌水量一般不大，第四系近代冲积层主要分布于较大沟谷处，含丰富潜水，为重要农用水源。本井田含水层自上而下简述如下：（1）含水层 奥陶系灰岩裂隙、岩溶含水层埋藏于井田深部，据119队钻孔揭露，该灰岩200m深度以下岩溶裂隙发育，含水性强，水位较低，奥灰水位标高约500-600m。 太原组赋存三层发育稳定的石灰岩，自下而上分别为四节石灰岩(K2)、钱石灰岩( K3)和猴石灰岩(K4)，单层厚度1.75-9.75m，局部岩溶裂隙较发育，含水性较强，据119队勘探资料，钻孔钻至K2灰岩层段时，有不同程度漏水现象，具有一定充水条件。经钻孔抽水试验，单位涌水量0.027-0.7101/s. m，渗透系数0. 216-6.299m/d。 山西组砂岩裂隙含水层山西组含有数层砂岩，尤以底界K7砂岩厚度最大，最厚可达19.50m，但据钻孔简易水文观测，钻至该层段时，冲洗液消耗量并无明显增大，砂岩裂隙发育程度较差，含水较弱。据钻孔抽水试验，单位涌水量0.0681/s. m.渗透系数0. 201m/d。 下石盒子组砂岩裂隙含水层下石盒子组含多层厚层砂岩，但由于大部处于侵蚀基准面以上，泄水条件好，含水性较弱。 第四系砂砾孔隙含水层井田内黄土广为覆盖，砂砾层较厚，据简易抽水试验，涌水量0. 5541/s.m，渗透系数6.8m/d，水量丰富，为当地村民重要的生活和农用水源。（2）构造对水文地质条件的影响井田内发育两个宽缓的向斜构造，向斜聚水条件较好。井田中部发育1条落差0 25m的正断层，正断层具导水性，应引起注意。综上所述，15号煤层为顶板进水为主的岩溶裂隙充水矿床，水文地质条件中等。（3）矿井水量预计地质报告称820m水平的正常涌水量为90 m3 /d，最大涌水量为135 m3 /d。考虑东坪矿实际生产情况，平时矿井涌水量不大，主要为顶板、井筒淋水，在雨后及其延后的半月内，矿井涌水量有所增加，本设计矿井涌水量数据定为：840m水平矿井正常涌水量90m3/d，最大涌水量150m3/d。1.3 煤层特征1.3.1 煤层本井田含煤地层为二叠系山西组和石炭系太原组，煤系地层平均总厚145m。共含煤十一层，全区可采之稳定煤层一层（15号煤层），平均可采总厚6.45m。大部可采之稳定煤层三层（4号、8号、9号煤层），其余为不可采煤层。现将可采煤层特征分述如下：（1）4号煤层：赋存于山西组上部，煤层厚度0.40-2.00 m，平均0.95 m，井田内局部可采，煤层结构简单，一般不含或含1层炭质泥岩夹矸，较稳定，为二型煤层，顶底板均为泥岩。（2）8号煤层：位于太原组上段，上距3号煤层27.60-39.36 m，平均31.89 m。煤层厚度0.35-1.76 m，平均1.33 m，属井田内大部发育、大部可采之稳定煤层，为一型，煤层结构简单，一般不含夹歼，煤层顶板底板为砂质泥岩、泥岩。（3）9号煤层：位于太原组上段，上距8号煤层0.26-12.33 m，平均6.41 m。煤层厚度0.72-3.85 m，平均2.54 m，为井田内大部发育、大部可采之稳定煤层，为一型。煤层结构简单，含0-1层炭质泥岩夹矸，煤层顶板为砂质泥岩、泥岩，底板为中细砂岩、砂质泥岩。（4）15号煤层：位于太原组下段，上距9号煤层71.61-82.83 m，平均78.51 m。煤层厚度5.128.37 m，平均6.45 m，为全井田发育全部可采之稳定煤层，为一型。煤层结构较复杂，多含1-3层泥岩夹矸，煤层顶板为石灰岩，局部发育0.50 m左右的泥岩伪顶，底板为砂质泥岩。各可采煤层情况统计见表1-1。表1-1 可采煤层特征一览表含煤地层地层厚度（m）煤层编号煤层厚度（m）煤层间距（m）夹矸层数顶底板岩性稳定性可采程度备注最小-最大平均最小-最大平均最小-最大平均顶板底板山西组（P1S）3540.420.9527.639.3631.890.2612.336.4171.6182.8378.510-1泥岩泥岩较稳定局部可采二型太原组（C3t）10012010080.351.761.330泥岩-沙质泥岩泥岩-沙质泥岩稳定大部可采一型90.723.852.540泥岩-沙质泥岩沙质泥岩-中细砂岩稳定大部可采一型155.499.376.820-3石灰岩沙质泥岩稳定全区可采一型1.3.2 煤质及用途（1）煤的物理性质和煤岩特性4号、8号、9号、15号煤层物理性质和煤岩特征基本相近，皆呈黑色、灰黑色，玻璃光泽，具节理，发育梯状、棱角状断口，有一定韧性，条带状、线理状结构，块状或层状构造。宏观煤岩类型，以光亮型煤为主，少量半亮型和暗淡型煤，煤岩组份以亮煤为主，夹有镜煤条带和少量暗煤。（2）煤的化学性质和工艺性能4号煤层：水分Mad，%：原煤0.65-0.67%，平均0. 66%；灰份Ad，%：11.11-10.24，平均10.68%；挥发份Vdaf，%：10.87-16.85，平均16.10；全硫St，d%：0.61-0.81，平均0.71；胶质层指数：Y值为8.0 mm。8号煤层：水分Mad，%：原煤1.24，洗煤0.94；灰份Ad，%：原煤24.91，洗煤6.54；挥发份Vdaf，%：原煤14.22，洗煤15.32；全硫St，d%：原煤0.56，洗煤0.44；胶质层指数：Y值为5mm，x为17.3mm；粘结指数GRt：5.44；发热量Qvet.v.ad，MJ/kg：32. 24。9号煤层：水分Mad，%：原煤1.18，洗煤0.78；灰份Ad，%：原煤18.96，洗煤9.28；挥发份Vdaf，%：原煤13.95，洗煤15.32；全硫St，d%：原煤0.65，洗煤0.43；胶质层指数：Y值为5mm，x为19.8mm；粘结指数GRt：6.3；发热量Qvet.v.ad，MJ/kg：33.45MJ/kg。15号煤层：水分Mad，%：原煤:0.81，洗煤0.53；灰份Ad，%：原煤15.98，洗煤7.15；挥发份Vdaf，% ：原煤14.28，洗煤13. 00；全硫St，d%：原煤2.19，洗煤1.90；胶质层指数：Y值为0 mm，X值为11.0 mm；粘结指数GR.t：洗煤9.0；发热量Qvet.v.ad，MJ/kg：原煤29. 89，洗煤33.56。（3）各煤层的煤类和利用情况井田内4号、8号、9号煤层为中灰、特低硫一高硫、高发热量的瘦煤，可作炼焦配煤之用；l5号煤层为中灰、中硫一富硫、高发热量的贫煤，可作为化工用煤及民用煤。（4）15号煤层的可选性2001年4月，山西省煤炭厅综合测试中心对该矿15号煤层采取大样进行了15号煤层的筛分浮沉试验，经0.1含量测定其试验结果如下: 精煤灰份8%时，0.1含量为33.50%，属难选等级； 洗煤灰份10%时，0.1含量为24.50%，属较难选等级； 洗煤灰份12%时，0.1含量为15.60%，属中等可选等级。1.3.3 煤层开采技术条件（1）煤层顶底板情况井田内可采煤层4、8、9号煤层顶、底板为砂质泥岩、泥岩及中细粒砂岩等泥质及砂质岩类，属软中等坚硬、易跨落类顶板，顶底界面较平整，裂隙不发育，仅局部凹凸不平，顶底板为e。15号煤层基本顶为K2石灰岩整体强度高，变形特征接近于弹性各向同性体，属坚硬岩石；其底板为砂质泥岩，有一定强度，底鼓现象不大，顶底板条件为e-e（2）瓦斯该矿4号煤层瓦斯绝对涌出量为0.40m3/min，相对涌出量为2.88m3/t；8号煤层瓦斯绝对涌出量为0.64 m3/min，相对涌出量为5.98 m3/t；9号媒层瓦斯绝对涌出量为0.44 m3/min，相对涌出量为2.93m3/t；15号煤层瓦斯绝对涌出量为1.85 m3/min ，相对涌出量为1.30 m3/t，属低瓦斯矿井。（3）煤尘爆炸及煤的自燃1991年12月山西省煤炭工业厅综合测试中心在该矿采取9、15号煤层煤尘爆炸性试验样，做了煤尘爆炸性测试，其测试资料汇集如下表1-1。表1-1 煤层爆炸性试验结果表煤层煤尘爆炸性指数（%）火焰长度（%）加岩粉量（%）有无爆炸性9号16.741555有15号15.841540有从表1-1可看出，该矿9、15号煤层煤尘具爆炸性危险。该井田煤层无自燃倾向性，邻区煤矿据调查曾发生过煤层着火燃烧现象，故应注意煤的自燃，做好防灭火准备。2 井田境界和储量2.1井田境界山西省地质矿产厅以1400000041705号采矿许可证批准(有效期限2000年12月-2004年12月)，批准开采4、8、9、15号煤层，现将15号煤层井田坐标及其范围叙述如下： 15号煤层整个井田境界有拐点18个，详细经纬坐标见表2-1。表2-1 矿区范围拐点坐标一览表点号纬距X经距Y点号纬距X经距YZ14219278.0019711532.00Z24219300.0019712332.00Z34219164.0019712638.00Z44219032.0019712572.00Z54219000.0019712402.00Z64218812.0019712438.00Z74218716.8019712752.00Z84219022.0019712912.40Z94218408.0019714103.00Z104218240.0019714088.00Z114218080.0019714442.00Z124217117.0019714469.00Z134217164.0019713906.00Z144216557.0019713593.00Z154215563.0019713147.00Z164215489.0019713233.00Z174215500.0019712621.00Z184214790.0019712425.00Z194214790.0019711500.00Z204214423.0019711500.00Z214214400.0019710670.0015号煤层井田走向长度5.1km，倾向长度3.3km，面积14.3km2。该矿东北接南湾煤矿井田，东接上、下乌沙及路家村煤矿井田，南邻寨沟、南庄、北娄煤矿井田，西与上、下南庄、小横沟、南关煤矿接壤。2.2矿井工业储量2.2.1 储量计算基础（1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；（2）根据煤炭资源地质勘探规范和煤炭工业技术政策规定：煤层最低可采厚度为0.70m，原煤灰分40%；（3）依据国务院过函（1998）5号文关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；（4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；（5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段算术平均法。工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供开采利用的列入平衡表内的储量。矿井的地质资源量=探明的资源量331+控制的资源量332+推断的资源量333；探明的资源量331=经济的基础储量111b+边际经济的基础储量2M11+次边际经济的资源量2S11；控制的资源量332=经济的基础储量122b+边际经济的基础储量2M22+次边际经济的资源量2S22；矿井工业储量=111b+122b+2M11+2M22+333k2.2.2 井田勘探程度本勘测区控制面积14.3km2，钻孔布置采取1000m1000m主格网，全区共施工24个钻孔，工程量15431.74m，平均每平方公里1.68个钻孔。井田内的地质构造形态、主要褶曲和断层以及煤层赋存条件已查清；井田水文地质条件已基本查明，所提供资料基本满足设计要求。2.2.3 矿井工业储量计算由地质勘探知，本矿井可采煤层共四层，分别为4号、8号、9号和15号煤层。但是4号煤层、8号煤层和9号煤层属于局部可采煤层，因此本设计主要是针对15号煤层进行设计。由于煤层产状、厚度、煤质比较稳定，倾角变化比较大，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容重，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，如图2-1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。图2-1东坪煤矿储量计算块段划分图A块段水平面积为3.90，倾角为16，15号煤平均厚度6.02m；B块段水平面积为7.39，倾角为6，15号煤平均厚度6.67m；C块段水平面积为3.01 km2，倾角为3，15号煤平均厚度6.45m；根据地质勘探报告，15号煤的容重为1.35 t/m3。矿井工业储量利用下式计算： （2-1）式中： 矿井工业储量，Mt； 各块段煤层平均厚度，m； 煤层容重，t/m3； 各块段水平面积，km2； 各块段煤层的倾角，；把各块段的数值带入式2-1得：MtMtMt则矿井工业储量：Mt其中111b+2M11大约占60%，122b+2M22大约占30%，333大约占10%。2.3 矿井设计储量矿井设计储量为矿井工业储量减去计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱损失量的储量。2.3.1 永久煤柱损失量（1）井田境界煤柱可按下列公式计算： （2-2）式中：边界煤柱损失量，t；边界长度，m；边界宽度，断层边界50 m，人为边界20 m。煤的容重，取平均容重1.35t/；煤层平均厚度，m；由于井田没有断层边界，井田的断层边界煤柱损失量为0；井田的人为边界煤柱损失量为：万t综上井田边界煤柱损失量为：=万t（2）断层煤柱井田内只有一条落差大于5m的断层，即F1，倾角80，落差025m，由于矿井涌水量小，瓦斯涌出量低，因此断层保护煤柱按30m留设，即断层两侧各留30m的保护煤柱。断层保护煤柱损失量为：万t（3）防水煤柱的留设由于煤层顶底板条件较好，致密性好，井田范围内又无较大水系，区内地表水体一般不与其下各含水层发生水力联系，并且各含水层之间均有一定厚度的隔水岩层。含水层水位各不相同，说明其无水力联系。因此，无需留设防水煤柱。井田保护煤柱损失量见表2-2。表2-2 保护煤柱损失量煤柱类型损失量（万t）井田边界保护煤柱262.98断层及防水保护煤柱148.90合 计411.88综合以上计算，井田保护煤柱损失量：2.3.2 矿井设计储量矿井设计储量按下式计算： （2-3）式中：矿井设计储量，Mt；矿井工业储量，Mt；断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱等永久煤柱损失量之和，Mt；矿井设计储量：Mt2.4 矿井可采储量矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地和主要井巷煤柱煤量后乘以采区采出率后得到的储量。2.4.1 工业广场保护煤柱煤量工业广场的占地面积，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，工业场地占地面积指标见表2-3。表2-3 工业广场占地面积指标表井型（Mt/a）占地面积指标（ha/0.1Mt）2.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8矿井井型设计为1.2Mt/a，因此由表2-3可以确定本设计矿井的工业广场为14.4公顷=m2。故设计工业广场的尺寸为m的矩形，面积为m2。工业广场位置处的煤层平均倾角为12.5，工业广场中心处在井田储量的中央。该处表土层厚度为10m，中心埋深100m，地面标高约为+960m。主井井口、副井井口、地面建筑物均在工业广场内。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15m宽的围护带。本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角见表2-4。表2-4 地质条件、冲积层及岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角/煤层厚度/m表土层层厚度/m/10012.56.451045726372工业广场压煤计算示意图如图2-2所示：工业广场压煤可以按下式计算： （2-4）式中：工业广场压煤量，t；工业广场压煤水平面积， m2；煤的容重，取平均容重1.38 t/m3；煤层平均厚度，m。根据以上条件和方法，可以计算出，工业广场的保护煤柱损失量为：Mt2.4.2 主要井巷保护煤柱煤量（1）井筒保护煤柱量由于主副井井身有一部分处于工业广场范围之外，风井处于井田倾向中央靠近边界处，因此均需另设额外的保护煤柱。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条规定井筒属于级保护，需要留20m宽的围护带。根据实际条件，风井工业场地取2020m的矩形。井筒保护煤柱与工广保护煤柱有大部分重合，额外增加的井筒保护煤柱总量总量为：（2）大巷保护煤柱量由于矿井设计开采结束时要对大巷煤柱进行回收，因此大巷保护煤柱不计入永久煤柱损失量。2.4.3 矿井可采储量矿井的可采储量按下式计算： （2-5）式中：矿井可采储量，Mt； 矿井设计储量，Mt；工业广场及主要井巷煤柱煤量，Mt；采区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80；薄煤层不低于0.85。设计开采的15号煤层属厚煤层，采区回采率取为0.75。 Mt Mt表土层移动角；基岩上山移动角；基岩下山移动角；基岩走向移动角图2-2工业广场压煤计算示意图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，矿井设计生产能力宜按年工作日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。3.2 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1 确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；（2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤种煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2 矿井设计生产能力本矿井井田范围内煤层赋存简单，地质条件较好，首采煤层平均厚度6.45m，煤层平均倾角214，局部倾角最大的地方为19，属近水平及缓倾斜煤层。全国煤炭市场需求量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，确定本矿井设计生产能力为1.2Mt/a。3.2.3 矿井服务年限矿井可采储量、设计生产能力和矿井服务年限三者之间的关系为： （3-1）式中： 矿井服务年限，a； 矿井可采储量，89.72Mt； 设计生产能力，1.2 Mt/a； 矿井储量备用系数，取1.4。矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。煤炭工业矿井设计规范第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.31.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.4。把数据代入公式3-1得矿井服务年限：本矿井设计只有一个水平，因此，第一水平服务年限也是53.40。3.2.4 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15号煤层为首采煤层，煤厚6.45m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化较小。煤层倾角平均214，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综放工作面来满足生产能力要求。（2）运输能力的校核本矿井设计为大型矿井，开拓方式斜井单水平开拓，主井采用胶带输送机提煤，副井采用矿车辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经分带斜巷或区段平巷里的胶带输送机运到带区或采区煤仓，由大巷内的胶带输送机运至井底煤仓，再经主井胶带输送机提升至地面，运输连续，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用双钩串车、下放物料，能满足大型设备的运输。井下辅助运输采用矿车运输，运输能力能满足矿井要求，技术成熟，系统稳定性高。（3）通风安全条件的校核矿井瓦斯涌出量小，属于低瓦斯矿井，矿井煤尘爆炸危险性弱，煤层无自燃倾向性，所以不需要采取特殊防范措施。考虑到本井田走向长度较大，且煤层埋深较浅，因此矿井采用中央分列式通风，在井田走向中央靠近边界处分别设两个风井，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生产能力矿井设计服务年限第一开采水平服务年限煤层倾角45600及以上7040300500603512024050302520459040252015930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1.22.4 Mt/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30a。本设计中，煤层倾角低于25，设计生产能力为1.2Mt/a，矿井服务年限为53.40a，第一水平服务年限为53.40a，符合规范的规定。4 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是为整个矿井和各个水平开采进行的总体性的井巷布置、工程实施和开采部署。井巷布置和工程实施包括设计和开掘由地表通达采区、盘区或带区的各种井巷。开采部署是对井田内各开采煤层的开采方法和顺序做出总体性的安排。井田的开拓解决的是矿井全局性的生产建设问题，是矿井开采的战略部署。合理的开拓方式需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓具体有下列几个问题需要确定：（1）确定井筒的形式、数目、和配合，合理选择井筒及工业广场位置。（2）井田内的再划分，划分阶段、开采水平、采区、盘区或带区，合理确定开采水平的高度、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、深部开拓和技术改造。（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。 平硐开拓受地形及埋藏条件限制，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。 斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；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；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长，提升深度有限，辅助提升能力小；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。 立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，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，立井井筒比斜井容易施工；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。主要缺点是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。根据该矿井的地质条件，煤层埋藏较浅，最浅的地方只有80m，最深的地方只也达到220m；煤层倾角较小，大部分倾角都在14以下，属于缓倾斜煤层。矿井水文地质条件简单，涌水量较小。井上地形较为平坦，无太大起伏，因而不适宜平硐开拓。由于煤层埋藏较浅，如果用双立井开拓不仅施工复杂，而且基建投资大、基建期亦增长，经济上不合理。除此之外可以考虑采用主斜副立开拓方式，这种方式既有利于发挥胶带输送机连续运输的优势，又很好的解决了斜井提升能力小的问题。因此本设计可以采用双斜井开拓或主斜副立开拓，具体采用哪种，需要进行技术经济比较。（2）井筒位置的确定 井筒位置的确定原则：a.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；b.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；c.井田两翼储量基本平衡；d.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；e.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；f.工业广场宜少占耕地，少压煤；g.距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。 井筒沿井田走向方向的有利位置本井田形状不规则，储量分布比较均匀，井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田走向的井下运输工作量最小，运输费用最小，通风网路较短，通风阻力小。 井筒沿井田倾斜方向的有利位置本井田中部有一条长度较大的正断层（F1断层），落差025m，倾角为45，把井田分为南翼和北翼两大部分。为了使井筒不受断层影响，又有利于井田内煤炭的开采，井筒布置在断层南侧，井田倾向中央。 有利于矿井初期开采的井筒位置设计应减少初期工程量，使矿井尽快达产，尽快获得经济效益，所以井筒布置在第一水平的位置最优。 尽量不压煤或少压煤合理布置井筒确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。将井筒建设在工业场地内，工业场地保护煤柱可以包含井筒保护煤柱，因为本井田中央有一条大断层，断层要留保护煤柱，为了不给开采带来麻烦，应使工业场地尽量靠近断层，并且保证井筒在井田走向的中央，倾向的储量中央。 地质及水文条件对井筒布置的影响要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量不穿过或少穿过流沙层、较大的含水层、较厚冲积层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。本矿井水文地质条件简单，涌水量也较小，设计时将井底车场布置于15号煤层下部的岩层中。 井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。综合以上七方面的因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置经纬坐标如下：主斜井井口中心位置：经度19711990，纬度4217110；副斜井井口中心位置：经度19712100，纬度4216850。4.1.2工业场地的位置为减少压煤，工业场地的位置选择在主、副井口附近。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为14.4公顷。设计工业广场的尺寸为m的矩形，面积为m2。工业场地的位置及形状如图4-1所示。图4-1工业广场布置示意图4.1.3开采水平的确定及带区、采区的划分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、区段数目；（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。本井田主采煤层为15号煤层，其他煤层不采，设计只针对15号煤层，煤层倾角只有在两个向斜两翼达到14，局部达到19，而其余部分煤层倾角都在11以下，井田内F1断层北侧倾角较小，大部分在5左右，为近水平煤层。井田内煤层标高落差为+880m+740m，仅为140m。规范规定，缓倾斜煤层阶段垂高宜为200350m。如果上山开采，一个水平服务一个阶段，因此水平垂高也为200350m；如果采用上下山开采，一个水平服务两个阶段，水平垂高为400700m。因此，本设计只适合采用单水平上下山开拓。由于F1断层南侧大部分煤层倾角达到14，而北侧煤层倾角很小，在5左右。结合实际生产中采区布置与带区布置各自的优缺点及适用条件，在本设计中，把井田内F1断层南侧划分为两个双翼采区，北侧划分为两个带区。4.1.4主要开拓巷道由于瓦斯涌出量很小，煤层无自燃倾向性，因此本设计在各水平只布置两条大巷。一条运输大巷，与主井连接，负责运煤回风；一条轨道大巷，与副井相连，负责行人、进风和辅助运输。由于煤层无煤与瓦斯突出危险、无冲击地压，煤层顶底板围岩较稳定且涌水量很小，亦无自燃倾向性，所以大巷既可以布置在煤层底板中，也可以布置在煤层中，至于怎么布置是最优的，需要进行技术经济比较。4.1.5开拓方案比较（1）提出方案根据以上分析及矿井的实际情况，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分别如图4-24-5所示。方案一：主副井都采用斜井，在井田靠近中部位置沿走向布置两条840m水平的大巷，在掘进见煤后沿煤层布置，倾角最大处为5.08，同时掘首采面的运输和辅助运输斜斜巷。由于首采面的运煤系统简单稳定，因此不需要布置煤仓，距离井底车场较远的分带两个分带共用一个煤仓。如图4-2所示。方案二：主副井都采用斜井，在井田靠近中部位置布置两条840m水平的岩层大巷，同时掘首采面的运输和辅助运输斜巷。在首采面运输斜巷与运输大巷的接头处布置首采面的溜煤眼。如图4-3所示。方案三：主井采用斜井，副井采用立井形式，在井田靠近中部的位置布置两条840m水平的大巷，在掘进见煤后沿煤层布置，倾角最大处为5.08，同时掘首采面的运输和辅助运输斜巷。由于首采面的运煤系统简单稳定，因此不需要布置煤仓，距离井底车场较远的分带两个分带共用一个煤仓。如图4-4所示。方案四：主井采用斜井，副井采用立井形式，在井田靠近中部的位置布置两条840m水平的岩层大巷，同时掘首采面的运输和辅助运输斜巷。在首采面运输斜巷与运输大巷的接头处布置首采面的溜煤眼。如图4-5所示。由于井田煤层埋藏较浅，开凿风井比较方便；为了简化通风系统，降低通风阻力，这四种方案均采用中央分列式通风。前期在井田北翼开凿一个回风立井，与运输大巷连接，后期在井田南翼开凿一个回风立井与运输大巷连接，副井进风，风井回风。138 图4-2 方案一斜井开拓方式（煤巷） 图4-3 方案二斜井开拓方式（岩巷） 图4-4 方案三主斜井副立井开拓方式（煤巷） 图4-5 方案四主斜井副立井开拓方式（岩巷）（2）技术比较一二方案之间以及三四方案之间的不同主要是大巷布置在岩层还是煤层中；一二和三四方案的主要不同是副井的形式不同，一二方案是斜井、三四方案是立井。提出方案一，主要考虑开拓工程量省，出煤快，系统简单；第二种方案考虑矿井服务周期长，巷道的维护费用比较低，维护容易；第三四方案提出副井采用立井，主要是考虑立井提升能力大，利于辅助运输、排水也方便。这四种方案在技术上都是可行的，并且有对比性。（3）粗略经济比较四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此，把相近的一二方案和三四方案先分开分别进行粗略的经济比较，选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。在比较过程中，由于风井布置以及准备方式在这四个方案中基本是相同的，因此，没有列入比较范围。各方案的粗略估算费用表见表4-14-4。表4-1 方案一斜井开拓（煤巷）费用计算表项目数量基价（元）费用（万元）小计（万元）基建费用（万元）主斜井开凿表土段38439716.71165.68基岩段4263497148.97副斜井开凿表土段32505816.19162.79基岩段3584095146.60井底车场岩巷8005965477.20477.20大巷开凿煤巷550020091104.952106.95岩巷200050101002.00小计（万元）2912.62生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升长度（km）基价（万元）2098.161.289720.4640.42排水涌水量（）时间（h）服务年限（a）基价（万元）56.133.75876053.40.32大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（万元）7065.451.289721.8750.35小计（万元）9219.74总计费用（万元）12132.36表4-2 方案二斜井开拓（岩巷）费用计算表项目数量基价（元）费用（万元）小计（万元）基建费用（万元）主斜井开凿表土段38439716.71165.68基岩段4263497148.97副斜井开凿表土段32505816.19162.79基岩段3584095146.60井底车场岩巷8005965477.20477.20大巷开凿岩巷650050103256.503256.50小计（万元）4062.17生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升长度（km）基价（万元）2098.161.289720.4640.42排水涌水量（）时间（h）服务年限（a）基价（万元）56.133.75876053.40.32大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（万元）6123.391.289721.6250.35小计（万元）8277.68总计费用（万元）12339.85表4-3 方案三主斜井副立井开拓（煤巷）费用计算表项目数量基价（元）费用（万元）小计（万元）基建费用（万元）主斜井开凿表土段38439716.71165.68基岩段4263497148.97副立井开凿表土段101769017.69154.68基岩段11012454136.99井底车场岩巷10005965596.50596.50大巷开凿煤巷550020091104.952106.95岩巷200050101002.00小计（万元）3023.81生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升长度（km）基价（万元）2098.161.289720.4640.42排水涌水量（）时间（h）服务年限（a）基价（万元）49.123.75876053.40.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（万元）7065.451.289721.8750.35小计（万元）9212.72总计费用（万元）12236.54表4-4 方案四主斜井副立井开拓（岩巷）费用计算表项目数量基价（元）费用（万元）小计（万元）基建费用（万元）主斜井开凿表土段38439716.71165.68基岩段4263497148.97副立井开凿表土段101769017.69154.68基岩段11012454136.99井底车场岩巷10005965596.50596.50大巷开凿岩巷650050103256.503256.50小计（万元）4173.36生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升长度（km）基价（万元）2098.161.289720.4640.42排水涌水量（）时间（h）服务年限（a）基价（万元）49.123.75876053.40.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（万元）6123.391.289721.6250.35小计（万元）8270.66总计费用（万元）12444.03通过粗略比较知，方案一和方案二中，方案一比较经济，选择方案一；而方案三和方案四中，方案三比较经济，选择方案三。对方案一和方案三要进行比较详细的经济比较，才能确定最终的开拓方案。两方案的详细计算分别见表4-5、4-6。表4-5 方案一斜井开拓（煤巷）详细费用计算表项目数量（m）基价（元）费用（万元）小计（万元）初期建井费用（万元）主斜井开凿表土段38439716.71165.68基岩段4263497148.97副斜井开凿表土段32505816.19162.79基岩段3584095146.60井底车场岩巷8005965477.20477.20大巷开凿煤巷550020091104.952106.95岩巷200050101002.00小计（万元）2912.62生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升长度（km）基价（万元）2098.161.289720.4640.42排水涌水量（）时间（h）服务年限（a）基价（万元）56.133.75876053.40.32大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（万元）7065.451.289721.8750.35大巷维护系数煤巷长度m维护时间单价（元）1233.541.2550053.435系数岩巷长度m维护时间单价（元）256.321.2200053.420小计（万元）10709.60总计费用（万元）13622.22表4-6 方案三主斜井副立井开拓（煤巷）详细费用计算表项目数量（m）基价（元）费用（万元）小计（万元）初期建井费用（万元）主斜井开凿表土段38439716.71165.68基岩段4263497148.97副立井开凿表土段101769017.69154.68基岩段11012454136.99井底车场岩巷10005965596.50596.50大巷开凿煤巷550020091104.952106.95岩巷200050101002.00小计（万元）3023.81生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升长度（km）基价（万元）2098.161.289720.4640.42排水涌水量（）时间（h）服务年限（a）基价（万元）49.123.75876053.40.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（万元）7065.451.289721.8750.35大巷维护系数煤巷长度m维护时间单价（元）1233.541.2550053.435系数岩巷长度m维护时间单价（元）256.321.2200053.420小计（万元）10702.58总计费用（万元）13726.40两方案对比汇总见表4-7。表4-7 方案一、方案三经济比较表方案方案一方案三名称斜井开拓（煤巷）主斜井副立开拓（煤巷）项目费用（万元）百分比（%）费用（万元）百分比（%）初期基建费用2912.62100.003023.81103.82后期基建费用00.0000.00生产经营费用10709.60100.0710702.58100.00总费用13622.22100.0013726.40100.76由表4-7知，两种方案经济比较总费用基本相同，但是方案一的前期基建费用低，只是生产经营费用的排水费用比方案三高，考虑到前期开拓费用的投入，本设计采用方案一斜井单水平开拓（煤巷）作为最终的开拓方案。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒（1）主斜井断面为半圆拱形，净断面面积为15.5，倾角15。表土段掘进断面为21.7，掘进长度为38。基岩段掘进断面为18.4，掘进长度为426。井筒断面布置如图4-6、4-7。图4-6 主斜井表土段断面图图4-7 主斜井基岩段断面图（2）副斜井断面为半圆拱形，净断面面积为17.8，倾角18。表土段掘进断面为23.9，掘进长度为32m。基岩段掘进断面为20.1，掘进长度为358m。井筒断面布置如图4-8、4-9。4-8 副斜井表土段断面图图4-9 副斜井基岩段断面图（3）风井南北翼风井均采用立井形式，圆形断面，净直径为6.0m，净断面积为m2，风井布置在井田南北两翼，需要留设单独的保护煤柱。井筒采用混凝土支护，井壁厚度400mm。风井井筒断面如图4-8，主要参数见表4-10和表4-11。表4-10 北翼风井井筒特征表井型井筒直径井深净断面积基岩段毛断面积表土段毛断面积1.2 Mt/a6.0m120m28.27 m37.39 m54.10 m表4-11 南翼风井井筒特征表井型井筒直径井深净断面积基岩段毛断面积表土段毛断面积1.2 Mt/a6.0m80m28.27 m37.39 m54.10 m图4-8 风井井筒断面图根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合煤炭工业矿井设计规范和煤矿安全规程的规定。4.2.2井底车场图4-9 井底车场平面布置图矿井为斜井开拓，煤炭由主斜井胶带输送机运至地面，人员从副斜井乘坐架空乘人车器进入井下井底车场的候车区域，然后乘坐人车到达各工作区域；物料经副斜井运至井底车场，在井底车场换装，再由电机车牵引矿车运至各工作区域；矸石运至井底车场，用矿车经副斜井提升至地面。井底车场的平面布置示意图如图4-9所示。（1）井底车场的形式和布置方式根据矿井的开拓方式，主斜井、副斜井和大巷的相对位置关系，确定采用折返式井底车场；副斜井、井底车场铺设轨道，利用矿车进行辅助运输；大巷采用胶套轮电机车牵引矿车进行辅助运输。（2）空、重车线长度对于采用固定厢式矿车进行辅助运输的大中型矿井，空、重车线的长度应为1.01.5倍列车长度。辅助运输采用MG1.1-6A型1.0吨固定厢式矿车，其尺寸为20008801150。电机车选用XKJ-10蓄电池式胶套轮电机车，其尺寸为738010601650。每列车14节车厢。一列车的长度L7.382.01435.38m。空、重车线的长度应不小于35.38m。副井提升矸石，运输材料，为使其长度留有调整的余地，并考虑出矸工作不均匀、不连续，故空、重车线一般不小于1.5列矿车长度。这就要求井底车场空、重车线的长度应不小于53.07m。所选车场的空车线的长度L副空70.00m35.38m，所选车场的重车线的长度L副重96.00m53.07m，符合要求。（3）调车方式运输大巷的煤直接由胶带输送机运至井底煤仓。矸石列车在副井重车线与机车分离以后，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。材料的运行路线与空车相同。（4）硐室井底硐室主要有：井底煤仓、主变电所、主排水泵房、消防材料库、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、急救室、机头硐室、联络巷等。 井底煤仓主井井底煤仓为一垂直圆形直仓，坐落于井底车场运输大巷与主斜井井底段之间，煤仓直径为6m，有效的装煤高度为25m，经计算煤仓容量为960t，工作面的最大出煤能力为666t/h，主井运输能力为1600 t/h，两者之差为996 t/h，完全满足运量要求，设置井底煤仓更多的是为了提高矿井运煤系统的稳定性和可靠性 水仓布置及清理水仓布置在井底车场空重车线的一侧，矿井正常涌水量为90m3/d，最大涌水量为150 m3/d，所需水仓的容量为：m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为： (4-1)式中： 水仓容量，m3； 水仓有效断面，3.28； 水仓长度，120m。则： m3由以上计算可知：，因此，设计的水仓容量满足要求。井底车场巷道及硐室，除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，其余的都采用锚喷支护，遇到围岩破碎的地方加金属网支护。 其他各个主要硐室见图4-9井底车场平面布置图。4.2.3大巷运输大巷和辅助运输大巷大部分布置在煤层中沿顶板掘进，小部分布置在煤层底板中，运输大巷在靠近井底煤仓段抬高，辅助运输大巷坡度最大处为5.07，采用胶套轮电机车牵引矿车进行辅助运输。两条大巷均选用拱形巷道，锚喷支护。运输大巷断面如图4-10所示，巷道特征见表4-11，每米材料消耗量见表4-12；辅助运输大巷断面如图4-11所示，巷道特征见表4-13，每米材料消耗量见表4-14。图4-10 运输大巷断面图表4-11 运输大巷巷道特征表围岩类别断面设计/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm净周长/mm净设计掘进宽度/mm高度/mm岩19.821.653004900150锚杆形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm顶帮顶帮顶帮树脂50交错240020002018表4-12 运输大巷每米工程量及材料消耗量围岩类别计算掘进工程量/m3材料消耗量水沟长度/m锚杆数量喷射材料/m3金属网/m2药卷数量金属网/片巷道墙角岩17.60.0216.821.60.3611.257.51.81图4-11 辅助运输大巷断面图表4-13 辅助运输大巷巷道特征表围岩类别断面设计/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm净周长/mm净设计掘进宽度/mm高度/mm岩15.517.64800420010015.0锚杆形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm顶帮顶帮顶帮树脂100交错210021001616表4-14 辅助运输大巷每米工程量及材料消耗量围岩类别计算掘进工程量/m3材料消耗量水沟长度/m锚杆数量喷射材料/ m3金属网/ m2药卷数量粉刷面积/ m2巷道墙角岩17.60.0216.81.128.355.410.415 准备方式带区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1带区位置设计首采带区（西二带区）位于井田北翼，大巷的西侧。5.1.2 带区煤层特征带区首采煤层为15号煤，其煤层特征为：黑色、灰黑色，容重1.35t/m3，硬度1.7，有一定韧性，玻璃光泽，具节理，发育梯状、棱角状断口，条带状、线理状结构，块状或层状构造。宏观煤岩类型，以光亮型煤为主，少量半亮型和暗淡型煤，煤岩组份以亮煤为主，夹有镜煤条带和少量暗煤。煤层保存完整，为全井田发育全部可采之稳定煤层，为一型。煤层厚度一般6.356.76m，平均厚度6.45m。西北部煤层较厚，一般厚度为6.7m，向东南有变薄趋势，一般厚度保持在6.4m左右。煤层结构较复杂，多含1-3层泥岩夹矸，煤层顶板为石灰岩，局部发育0.50 m左右的泥岩伪顶，底板为砂质泥岩。煤层结构特征见表5-1。表5-1 煤层特征表煤层颜色煤岩类型比重水分(%)灰分(%)挥发性(%)含硫量(%)发热量MJ/mg粘结性15黑色、灰黑色光亮1.350.8115.9814.282.1929.899.0带区平均瓦斯相对涌出量为1.30m3/t，涌出量较小。煤尘爆炸指数为15.84%，爆炸性较弱，无自燃倾向性。5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况老顶：泥岩，平均厚度11m，灰黑色，富含植物化石及菱铁矿结核；直接顶：石灰岩（K2），平均厚度9.75m，深灰色裂隙发育，充填方解石脉，含丰富的蜒化石，中夹三层较稳定的砂质泥岩而将石灰岩分为四节，俗称“四节灰岩”；直接底：砂质泥岩，平均厚度8.m，灰黑色，富含植物化石及菱铁矿结核；5.1.4 水文地质15号煤顶板为“四节”石灰岩，含水性较弱；对工作面回采影响不大。奥灰水位较低，标高约500-600m。带区内发育一个宽缓的向斜构造，向斜聚水条件较好。故本区水文地质条件属于中等类型。840m水平矿井正常涌水量90m3/d，最大涌水量150m3/d。5.1.5 地质构造带区内煤层底板总体为一宽缓的向斜，煤层倾角1 9，局部15。带区内无断层，无陷落柱，无特殊地质构造，煤层赋存情况简单。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的优点：巷道布置系统简单，巷道掘进工程量少，运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度较长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果明显。带区准备方式存在辅助运输和行人困难的问题，本设计辅助运输大巷布置为双轨大巷，用胶套轮蓄电机车牵引矿车进行辅助运输；工作面运料斜巷布置单轨，利用分段小绞车解决辅助运输问题。因此确定选用带区准备方式。以下对带区巷道布置及生产系统进行详细说明。5.2.2 带区巷道布置（1）区段煤柱本矿井设计采用单巷布置完全沿空掘巷方式，分带之间不留保护煤柱，掘进时煤炭的运输采用刮板输送机和胶带输送机，采用矿车辅助运输。长距离掘进时安设局部通风机进行压入式通风。主副井和北翼风井以及部分大巷形成通风回路之后，就可以开凿回采巷道，形成生产系统容易，投产快。（2）区段要素首采带区位于井田北翼，大巷的西侧，井田北翼划分为两个带区，首采带区为西二带区，走向长度1800m，倾向长度平均1200m。西二带区划分为10个分带。工作面长170m，两条回采巷道共10m宽，每个分带宽180m。（3）开采顺序首采带区为西二带区，然后依次采东一带区，西四采区，东三采区。首采区各分带均采用沿空掘巷，因此各分带之间采用跳采，首采工作面为15201工作面，然后隔一个分带开采下一分带15203，再采15205，依此类推。在采空区上覆岩层移动稳定后，再开采被隔过的分带。（4）带区通风带区内各工作面采用U型后退式通风，风流系统简单，漏风小。北翼带区生产时，新鲜风流从副井经轨道大巷，通过分带运料斜巷进入工作面，污风经分带运输斜巷、分带回风行人斜巷进入运输大巷，再经北翼风井排出地面；南翼采区生产时，通风方式与北翼带区相似，污风从南翼风井排至地面。（5）带区运输带区内各分带的运输斜巷铺设mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，辅助运输采用固定箱式矿车运输，材料车从副斜井进入井底车场，经辅助运输大巷运到回采工作面的辅助运输斜巷，然后运至工作面。带区巷道布置如图5-1所示。5.2.3 带区生产系统（1）运煤系统工作面15201工作面运输斜巷运输大巷井底煤仓主斜井地面（2）辅助运输系统地面副斜井井底车场轨道大巷分带运料斜巷工作面（3）通风系统15201工作面的风流路线为：副井井底车场轨道大巷15201工作面运料斜巷工作面15201工作面运输斜巷运输大巷北翼风井工作面通风系统路线图如图5-2所示（4）排矸系统除少部分大巷、井底车场及个别绕道以外的所有巷道均沿煤层掘进，矿井投产后，开掘大巷、井底车场、局部掘进穿越岩层时产生少量矸石，采用1t固定箱式矿车运输，通过轨道大巷运至井底车场，由副斜井提升至地面。（5）工作面供电系统供电：地面变电站副斜井中央变电所轨道大巷分带运料斜巷工作面（6）排水系统在工作面运料斜巷设置一趟4寸的管路，在运料斜巷的低洼处建一临时小水仓，水由工作面排至临时水仓，再通过排水管排至井底水仓，然后通过副井排至地面，在临时水仓处设置两台22水泵，一台使用，一台备用。在井底水仓设置两台150D309型水泵，一台使用一台备用。水路：工作面分带运料斜巷轨道大巷井底水仓副斜井地面5-1 带区巷道布置图图5-2 工作面通风系统路线图图5-3 掘进面通风系统示意图5.2.4 带区内巷道掘进方法带区内所有工作面斜巷均沿煤层底板掘进，采用综掘机，并配备胶带输送机和SGD-420/22型刮板输送机进行掘进。运输斜巷和运料斜巷巷同时掘进。利用轨道和矿车完成材料设备的运送，人工清理浮煤。利用锚杆机进行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。掘进头采用局部通风机通风。每个掘进工作面配备两台FD-1No7.1/30型局部通风机，通风方式为压入式。掘进面通风系统如图5-3所示。5.2.5 带区生产能力及采出率（1）带区生产能力本矿井设计生产能力为1.2Mt/a ，采用综合机械化放顶煤采煤工艺，由于综放工作面产量大，因此，布置一个采面完全可以满足矿井的产量。下面以首采工作面为例进行计算： 工作面生产能力计算工作面长度170m，煤层厚度6.45m，采煤机截深和循环放煤步距均为0.8m，每日进行4个循环。设计割煤高度2.5m，放煤高度3.95m，每年生产330天。工作面生产能力按下式计算： （5-1）式中：工作面生产能力，Mt/a；开采高度，6.45m；煤层容重，1.35t/m3；工作面长度，170m；采煤机截深和循环放煤步距，0.8m；n工作面一昼夜循环次数，取4次；C工作面回采率，综放工作面采出率80%885%之间，此处取82%。把数据带入式5-1得： Mt/a 带区生产能力计算带区生产能力按下式计算： （5-2）式中：带区生产能力，Mt/a；工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，取1；带区内掘进出煤系数，取1.1；工作面生产能力，1.28 Mt/a。把数据带入公式5-2得： Mt/a矿井设计井型为1.2 Mt/a，带区生产能力为1.41 Mt/a，完全能够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、末采损失，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。按式5-3计算： （5-3）带区内工业储量为：22.80Mt；带区内实际采出煤量为：17.82 Mt；把数据代入公式5-3得：根据煤炭工业矿井设计规范规定：采（带）区采出率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为78.16%，符合煤炭工业设计规范规定。6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1 带区煤层特征及地质条件带区首采煤层为15号煤，煤层平均厚度6.45m。，煤层倾角2 14，为近水平及缓倾斜煤层。煤层保存完整，为全井田发育全部可采之稳定煤层，为一型。西北部煤层较厚，一般厚度为6.7m，向东南有变薄趋势，一般厚度保持在6.4m左右。结构较复杂，多含1-3层泥岩夹矸。煤的硬度为1.7，容重为1.35t/m3。煤层顶底板情况为：老顶：泥岩，平均厚度11m，灰黑色，富含植物化石及菱铁矿结核；直接顶：石灰岩（K2），平均厚度9.75m，深灰色裂隙发育，充填方解石脉，含丰富的蜒化石，中夹三层较稳定的砂质泥岩而将石灰岩分为四节，俗称“四节灰岩”；直接底：砂质泥岩，平均厚度8.m，灰黑色，富含植物化石及菱铁矿结核；带区平均瓦斯相对涌出量为1.30m3/t，涌出量较小。煤尘爆炸指数为15.84%，爆炸性较弱，无自燃倾向性。带区正常涌水量为90 m3/d，最大涌水量150 m3/d。6.1.2 确定采煤工艺方式采煤方法的选择，应根据煤层赋存情况、开采技术条件、地面保护要求、设备供应状况以及设计生产能力、效率、成本和煤的回收率等因素，经综合技术经济比较后确定。需遵循以下原则：(1)生产安全：合理布置巷道，建立妥善的通风、运输、行人以及防火、防尘、防瓦斯、防水和处理各种灾害事故的系统和措施。正确确定和安排采煤工艺过程，切实防止冒顶、片帮、支架倾倒、机械或电器事故以及避免其他可能危及人身安全和正常生产的各种事故发生；(2)技术先进：采用了先进的采煤技术和装备，工作面机械化程度高、易于实现自动化，工人劳动强度低，有利于单产和效率提高；(3)经济上合理：采煤工作面单产高、劳动效率高、材料消耗少、煤炭质量好、成本低；(4)采出率高：提高采出率对于延长矿井实际服务年限，降低吨煤基建投资和掘进率具有重要意义；(5)因地制宜：煤层赋存条件是多种多样的，采煤方法也是多种多样的，因装备不同而不同，因装备发展而发展，同一种采煤方法的机械化水平也有不同的层次，每一种采煤方法又有自身的适用条件范围，机械化水平高的采煤方法所受的限制相对较大，必须充分考虑选择的采煤方法适应煤层地质条件，装备能充分发挥作用。结合以上原则，根据带区地质条件与煤层特征，提出三种采煤工艺：分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺。下面进行比较：（1）分层综采工艺 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2.03.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93%-97%以上。但巷道掘进较多，万吨掘进率高；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）放顶煤工艺放顶煤工艺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。但是放顶煤工艺煤损多，工作面回采率低； 煤尘大，放煤时煤矸界线难以区别，使得煤炭含矸率增高，影响煤质。（3）一次采全高工艺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；材料消耗少。对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完，煤炭损失较大；控顶较困难，煤壁容易片帮；采高固定，适应条件单一。比较上述三种采煤工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效， 初步确定选择放顶煤或一次采全高的回采工艺较合理。本煤层平均厚6.45m，开采技术条件好，若采用一次采全高工艺，工作面回采率比放顶煤要高很多，但一次采6.45m 厚的大采高设备选型困难，技术方面在国内外尚属研究实验阶段，并不如放顶煤成熟，同时由于本矿设计井型为1.2Mt/a，大采高一次采6.45m 厚的设备配设的井型为12Mt/a，故考虑到设备的有效利用和管理，以及矿井的经济效益，确定工作面采用综合机械化放顶煤回采工艺，后退式自然垮落法管理顶板。6.1.3 回采工作面参数工作面选择后退式回采，有利于回采巷道维护和通风。首采工作面推进长度为1290m，煤层平均厚度为6.45m，设计采煤高度为2.5m，平均放煤高度为3.95m，采放比1:1.58，放顶煤的步距为0.8m，即为一个采煤机的截深。（1）工作面长度的确定综放开采，当煤层厚度较大，放煤时间较长时，工作面长度以150180m为宜，每个工作面长度尽可能保持一致，考虑到矿井生产能力和煤厚等几个因素最终确定工作面长度为170m。以首采带区为例，带区走向长度1800m，布置10个工作面，分带间不留保护煤柱。（2）工作面斜巷参数根据掘进机及其配套设备的尺寸，以及辅助运输设备的尺寸，确定分带运料斜巷断面为矩形断面，宽5.0m，高3.0m，断面面积为15m2；分带运输斜巷断面为矩形断面，宽5m，高3.0m，断面面积为15m2。具体的支护方式，以及断面参数等，在后面的章节详细介绍。（3）工作面两巷间煤柱采用单巷布置完全沿空掘巷，巷道间不留设护巷煤柱。（4）放煤步距和放煤方式：合理的放煤步距与顶煤厚度、采煤机截深、破碎煤体的特性等多因素有关。对于综放工作面而言，放煤步距应与移架步距或采煤机截深成倍数关系，一般有一刀一放，两刀一放或三刀一放三种组合。一般情况下，顶煤厚度大时，放煤步距应大一些，反之，应取小值。本设计煤质为软及中硬，顶煤厚度不大，因此采用一刀一放，放煤步距为0.8m。单轮顺序顺序放煤，多轮顺序放煤及单轮间隔放煤是我国常用的放煤方式。单轮顺序放煤操作简单，容易掌握，放煤速度也较快；多轮顺序放煤适用于厚度较大（8m10m）的煤层；单轮间隔放煤便于增加出煤点和多口放煤，可提高工作面产量和加快出煤速度。现场对比分析认为：单轮间隔放煤的顶煤回收率较单轮顺序放煤高4%6%；从工作组织来看，在后部输送机运输能力满足的条件下单轮间隔放煤可同时安排两个甚至更多的放煤口同时作业，提高了设备的开机率，从而达到高产高效的目的。结合本矿具体条件和以上分析确定采用单轮间隔放煤方式。工作面配套设备见表6-1。表6-1 工作面配套设备表设备名称采煤机液压支架刮板输送机型号MXA-300/3.5DZZPF4800/17/33FSGZ-764/4006.1.4 采煤工作面破煤、装煤方式（1）采煤工作面破煤、装煤方式工作面的破煤和装煤均由采煤机螺旋滚筒完成，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板装入溜槽。（2）工作面设备选型 采煤机的选型a采煤机应具有的最小生产能力： （6-1）式中：采煤机应具有的最小生产能力，t/h ；采煤机产量占总产量之比，；设计的工作面年产量，t；f 能力富裕系数，取1.4；D年生产天数，d；T每日采煤机生产时间，h；K采煤机开机率，取0.6。所以：Qh=12000001.41/2.58/(330160.6)=205.5230 t/hb采煤机的平均牵引速度 （6-2）式中：采煤机的平均牵引速度，m/min；B采煤机截深，m；H采高，m；煤的容重，1.35 t/m3；C工作面采出率，中厚煤层取95%。故 =230/(600.82.51.350.95)=1.49 m/min。c采煤机所需装机功率根据综采技术手册（上），当平均采高为2.5m时，电动机功率为300kW，本矿煤质较软且采煤机平均牵引速度较慢，因此选择采煤机的功率为300 kW。根据以上计算的指标值，选择MXA-300/3.5D型采煤机。主要技术特征见表6-2。d校核滚筒直径滚筒直径一般按最大采高的0.6倍来选择。滚筒直径应符合标准系列。根据最大采高为2.7m，滚筒直径为应为1.62m，故选标准滚筒直径1.8m 。适用最大采高H=2D-0.2=3.4m，采煤机采高满足要求。 刮板输送机选型a刮板输送机的生产能力1.前部刮板输送机的生产能力 （6-3）式中：刮板输送机的生产能力，t/h；采煤机应具有的最小生产能力，t/h；采煤机割煤速度不均衡系数，取=1.2；考虑运输方向及倾角对刮板输送机能力的影响系数，水平运输时取1；采煤机与刮板输送机相同方向运动时的修正系数，即 （6-4）式中 ：采煤机的平均牵引速度，m/s；工作面刮板输送机链速，m/s。所以： t/h2.后部刮板输送机的生产能力 （6）式中：后部刮板输送机机应具有的最小生产能力，t/h ；后部刮板输送机能力富裕系数，取1.2；放顶煤产量占总产量之比，设计的工作面年产量，t；f 放顶煤生产能力富裕系数，取1.4；D年生产天数，d；T每日生产时间，h；K放煤生产率，取0.6。所以：b刮板输送机的装机功率1.前部刮板输送机的装机功率因采煤机电动机功率为300W，故刮板输送机的装机功率应大于等于300kW。2.后部刮板输送机的装机功率由于后部刮板输送机应具有的最小生产能力与前部刮板机相差不多，所以功率选择也可以相近。c刮板输送机设计长度工作面的长度为170m，故刮板输送机的设计长度应大于170m。综上所述，前后部都可选择SGZ-764/400型刮板输送机，其设计长度为200m，出厂长度为150m；功率为400 kW；输送量为900t/h，为采煤机生产能力的3.2倍，放顶煤生产能力的2.8倍；可以满足生产的需要。其主要技术特征见表6-3。表6-2 采煤机技术特征表项 目单 位数 目型 号MXA-300/3.5D制造厂家西安煤机厂采 高m23.5截 深m0.806滚筒直径m1.8截割功率kW300牵引方式液压传动无链牵引牵引速度m/min08.35牵引力kN400机面高度mm1636卧底量mm163电 压V1140表6-3 刮板输送机技术特征表项 目单 位数 目型 号SGZ-764/400制造厂家河北张家口煤矿机械有限公司生产能力t/h900运输机设计长度m200运输机出厂长度m150电压等级V 1140功 率kW 2200链 速m/s1.1中部槽尺寸mm1500764222（3）工作面割煤方式双向割煤与单向割煤的优缺点比较见表6-4。表6-4 双向割煤与单向割煤的优缺点比较割煤方式优点缺点双向割煤一次采全高，割煤量大，没有采煤机跑空刀的现象割煤速度慢，并且在割煤过程中产生大块煤比较多，经常堵塞，造成刮板输送机过载现象，造成割煤速度下降单向割煤割煤速度快，大块煤可以减少,刮板输送机过载现象基本可以消除采煤机跑空刀，煤机司机、支架工的劳动强度加大，支架很难拉齐，出现漏顶时，不能拉超前支架，不能有效地控制漏顶设计矿井为大型矿井，需要工作面生产能力大；而且选用刮板输送机富余能力较大，能够很好的消除过载现象；且采煤工艺为综放，容易出现漏顶，双向割煤能有效控制顶板。综上所述工作面选用双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。经过比较并综合各方面的因素，确定采用端部斜切进刀双向割煤，采煤机采高范围23.5m，截深为0.806m，设计采高2.5m，设计截深为0.8m。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0.8m后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（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30m左右，进刀方式如图6-1所示。图6-1 割三角煤端头斜切进刀方式示意图6.1.5 采煤工作面支护方式（1）支架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ZZPF4800/17/33F 型二柱式掩护支架及其相配套的端头支架。工作面机头、机尾分别布置端头架3 架，中间架107 架，共计113架。支架技术特征见表6-5。表6-5 支架主要技术特征项目单位数目型号ZZPF4800/17/33F型式二柱支撑掩护式放煤形式双输送机、插板、低位放顶煤支撑高度m1.73.3中心距m1.5初撑力kN3958工作阻力kN4800支护强度MPa0.65泵站压力MPa31.5支架重量t15.98制造厂家北京煤机厂（2）支架选型及护强度验算 确定液压支架的支护强度 （6-5） 式中：q液压支架的支护强度，MPa；K1作用于支架上的顶板岩石厚度系数，取K1=8；H采高，m； 岩石的平均容重，=2.5103kg/m3。所以 q=82.52.510310-5 =0.5 MPa 支架高度的确定支架的最大和最小结构高度 （6-6） （6-7）式中：，支架的最大最小高度，m；，最大最小采高，m；S1伪顶冒落的最大厚度，S1=0.20.3 m；因此 m m 工作面的移架速度 （6-8）式中：Vy工作面的移架速度，m/min；不均衡系数，取Kc=1.2；采煤机的平均牵引速度，m/min。所以 m/min根据以上计算数据，并符合“三机”配套的原则，选取ZZPF4800/17/33F型液压支架。液压支架的主要技术特征见表6-5。 支架工作阻力验算支架的支护面积 （6-9）式中：一架支架的支护面积，m2；支架顶梁长度，m；端面距，m；支架中心距，m。所以 m2支架支撑顶板的有效工作阻力 （6-10）式中：支架支撑顶板的有效工作阻力，kN；q液压支架的支护强度，MPa。所以 kN 所需每架支架立柱的总工作阻力应为 （6-11）式中：支架立柱的总工作阻力，kN；支架的支撑效率，支撑掩护式支架取85%。所以 kN 支架初撑力校核 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70%80%，取70%。P0 =70%4800 =3360 kN由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力为3958kN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。= =综上计算可知，所选液压支架满足生产和支护的要求。（3）顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。（4）移架及推溜方式该液压支架采用先进的电液控制系统，可自动完成降架、拉架、升架、伸护帮板、推输送机等动作。支架可实现四种移架方式：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。工作面可以实现四种推溜方式：双向邻架推溜、双向成组推溜、采煤机割煤后自动拉架并推溜、手动推溜。根据本煤层地质条件，底板平整，起伏不大，拉架采用邻架自动顺序移架，每次移一架；推溜采用双向成组推溜，每组设置为12 架，最大水平弯曲12，垂直弯曲不超过3，推移弯曲段不小于25m，推移步距0.8m，严禁从两头向中间推溜，以免造成溜子中间鼓起搭桥。拉架滞后底滚筒35 架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机移架（滞后上滚筒35 架），以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要，应及时拉过超前架并打出护帮板。 o o6.1.6端头支护及超前支护方式（1）端头支护综放工作面和综采工作面端头支护方式基本上相同，主要有以下三种： 单体支柱加长梁组成迈步抬棚，与普采面的该方式端头支护相同。该方式适应性强，有利于排头液压支架的稳定，但支设麻烦，费工费时。 自移式端头支架，移动速度快，但对于平巷条件实用性差。 用工作面液压支架进行端头支护，管理麻烦，通常在机头（尾）处要滞后与工作面中间支架一个截深。端头是工作面与斜巷的交接处，空间大，支承压力在此集中，变形量大，难于维护。上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头液压支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为转载机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。根据支架选型要求，本设计选用ZTF6500-19/32 型端头支架，其技术特征见表6-6。表6-6 端头支架主要技术特征见表项目单位规格型号ZTF6500-19/32工作阻力kN6500初撑力kN6157最小支撑高度m1.9最大支撑高度m3.2支护强度MPa0.75中心距m1.5对底板比压MPa2.05（2）超前支护 工作面采用DZ35型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。单体液压支柱技术特征见表6-7。表6-7 DZ35型单体液压支柱技术特征表参数额定工作阻力额定工作液压初撑力最大高度最小高度底座面积支柱总重有油无油单位kNMPakNmmmmcm2kgDZ3520025.5118157350027001139893工作面运料斜巷的超前支护从煤壁线向外40 m超前支护，为三排支设，在离工作面实体煤一侧0.2 m和2.2m处各打一排单体柱，柱距1 m；距另一侧0.2 m处打一排单体柱，柱距1 m。工作面运输斜巷的超前支护从煤壁线向外40 m超前支护，为三排支设，在离工作面实体煤一侧0.2 m和2.2m处各打一排单体柱，柱距1 m；距另一侧0.2 m处打一排单体柱，柱距1 m。（3）超前支护管理超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。超前支护处满足高不低于1.8m，宽不低于0.7m安全出口和运送物料通道。当机组运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300550 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0.8m，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40 m段是压力集中区，特制订以下管理措施。 端头支架必须达到初撑力。 端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。 当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后用梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。（6）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8 m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。（7）提高块率、保证煤质的措施 在各转载点落煤处加设缓冲装置。 在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在1.5 mmin-1左右。 破碎机锤头高度保持在150200 mm之间。 机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。 停机时及时停水，若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。 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。6.1.8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、移溜、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为综放，设计采高为2.5m，放3.95m的顶煤，工作面沿底板推进，机头、机尾各10m随巷道顶底板平缓过渡。循环进度0.8m。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（一个班检修，两个班生产），均执行现场交接班制，每班有效工时为八个小时。 循环方式为生产班进2个循环，日进4个循环。 24h正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备表见表6-9。表6-9 劳动组织配备表职务班次合计生产一班生产二班检修班班长2226采煤机司机2226刮板输送机司机2226转载机司机1113泵站司机1113胶带输送机司机3328端头维护工3328支架工44311清煤工2204放煤工3306电工1146其他人员33511合计27272478（2）技术经济指标循环产量按式6-12、6-13、6-14计算： （6-12） （6-13） （6-14）式中： 工作面中段一刀煤产量，t； 工作面过渡段一刀煤产量，t； 循环产量，t； 工作面中段长度，150m； 工作面过渡段倾斜长度，20m； 循环进尺，0.8m； 工作面中段采高，2.5m； 工作面过渡段采高，取平均值2.5m； 工作面放顶煤高度，取平均值3.95m； 工作面可采范围内综采回采率，95； 工作面可采范围内顶煤回收率，74； 煤的容重，1.35t/m3；所以： tt循环产量：t所以：t吨煤成本：根据矿上实际数据取为28元/t。工作面主要技术经济指标见表6-10。表6-10 工作面主要技术经济指标序 号项 目单 位数 量1工作面长度m1702采 高m2.53放煤高度m3.954煤的容重t/m31.355循环进尺m0.86循环产量t1059.937日循环数个48日产量t4239.729回采工效t/工54.3510坑木消耗m3/万t4.2411乳化液消耗Kg/万t50012截齿消耗个/万t813回采率%8214吨煤成本元/t286.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式工作面回采巷道采用单巷布置完全沿空掘巷，一条运料斜巷，一条运输斜巷，全部沿底掘进。新鲜风流从运料斜巷进入工作面，污风从运输斜巷排出工作面。采用综掘机掘进，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。6.2.2回采巷道支护参数（1）回采巷道断面参数确定工作面运料斜巷断面均为宽5.0m，高3.0m，断面面积为15.0m2；工作面运输斜巷宽5.0m，高3.0m，断面面积为15.0m2。（2）回采巷道支护两斜巷支护特征相同，为锚网支护。 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2.4m，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28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用16mm的钢筋焊接而成，宽度为100mm，长度4.8m，规格型号为1648001006。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508mm。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，规格型号运输斜巷和运料斜巷均采用5050mm、5.21.1m。锚杆布置：锚杆排距1m，每排7根锚杆，间距800mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮100mm。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2m，间距2m。 巷帮支护锚杆形式和规格：斜巷煤柱侧为18mm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2m，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690mm。托盘：采用拱形高强度托盘,规格为1201206mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为20030050mm的柱帽，中心孔直径为30mm。锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10角，其余的与巷帮垂直。网片规格：斜巷两侧挂铁丝编织金属网护帮, 规格型号：5050mm、3.71.1m。锚杆布置：锚杆排距1m，每帮每排5根锚杆，间距700mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板200mm。帮支护最大滞后顶支护为3m，严禁空帮支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。工作面运输斜巷、工作面运料斜巷的巷道断面支护图如图6-2、6-3所示。图6-2 工作面运输斜巷断面图图6-3 工作面运料斜巷断面图7 井下运输7.1 概述井下运输分为主要运输和辅助运输。主要运输就是指对煤的运输；辅助运输是指运输矸石、材料、设备和人员。井下运输设计是对井下主要运输和辅助运输作统筹安排，运输方式与设备的选型，应根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、瓦斯情况、采煤方法等因素综合确定。7.1.1 井下运输原始数据矿井设计生产能力为1.2 Mt/a，工作制度为“三八”制，两班生产，一班检修，每天净提升时间为16h，矿井设计年工作日330d。分带运输巷到煤炭运输大巷平均运距为1500m，最大运距1850m；从运输大巷到井底煤仓平均运距为900m，最大运距1900m；主斜井提升长度为464m。带区内布置一个回采工作面、两个掘进工作面，设计回采工作面日产量4240 t,掘进工作面日产量424 t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。矿井为低瓦斯矿井，煤尘爆炸性弱，煤层无自然发火倾向性。7.1.2 井下运输系统（1）煤炭运输系统 带区回采工作面运输系统：工作面分带运输斜巷带区煤仓运输大巷井底煤仓主井地面掘进工作面煤炭运输系统：掘进工作面运输大巷井底煤仓主井地面（2）辅助运输系统 工作面辅助运输系统：副井井底车场辅助运输大巷各分带运料斜巷工作面 掘进工作面辅助运输系统：副井井底车场辅助运输大巷掘进工作面井下运输系统如图7-1所示图7-1 井下运输系统图7.2 煤炭运输方式和设备的选择7.2.1 煤炭运输方式的选择大中型矿井的井下主要运输要积极采用连续化运输，发展带式输送机等连续运输设备。辅助运输要采用高效能、适应性强、单机服务范围广的设备，减少运输环节，逐步发展集装箱运输，逐步实现矿井辅助运输的机械化和连续化。选择矿井运输方式和设备应符合以下原则：（1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下环节运输能力的配合，以及局部运输与总体运输的统一。（2）必须做到井上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理地选择不均匀系数和设备能力备用系数；为缓和井上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续，要采取一些缓冲设施，设置煤仓或储车线等。（3）运输系统尽量简化，注意尽量减少运输转载的次数。（4）必须使设备的运输、安装和检修方便运行安全可靠，工作条件舒适并考虑运输设备对通风供电要求是否合理，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。本矿设计生产能力1.2 Mt/a，属于大型矿井，高产高效，一矿一面，集中生产。为保证煤炭运输的连续性，选用带式输送机运煤。7.2.2 带区煤炭运输设备选型及验算（1）设备选型结合前面采煤工艺设计中工作面所选设备的技术特征，以及本矿的实际情况，带区工作面运输设备配套选型见表7-1。表7-1 工作面运输设备配套选型表名称型号前部刮板输送机SGZ-764/400后部刮板输送机SGZ-764/400转载机PF4-1332 破碎机PEW1000650 分带运输巷胶带输送机DX钢绳芯带式输送机各设备的技术特征见表7-2至7-5.表7-2 工作面刮板输送机技术特征表项 目单 位数 目型 号SGZ-764/400制造厂家河北张家口煤矿机械有限公司生产能力t/h900运输机设计长度m200运输机出厂长度m150电压等级V1140总装机功率kW2200链速m/s1.1中部槽尺寸mm1500764222表7-3 转载机技术特征表项 目单 位数 目型 号PF4-1332生产能力t/h 2050运输机长度m27.5运输机宽度m2.9电压等级V 1140装机功率kW 315链速m/s 1.54中部槽尺寸mm15001188284表7-4 破碎机技术特征表项目单位技术特征型号PEW1000650结构特点鄂式制造厂家河北张家口煤矿机械有限公司过煤能力t/h 2100破碎能力t/h600整机重量t19总装机功率kW 315电压等级V 1140入料口尺寸 mm 1000900 出料块度 mm 250450 可截割煤硬度 10 MPa 8 外形尺寸 mm 327022601430 表7-5 分带运输斜巷胶带输送机技术特征表项目单位技术特征型号DX钢绳芯带式输送机生产能力t/h 2200胶带宽度mm1400电压等级V 1140带速m/s 3.15（2）运输能力验算采煤工作面最大出煤能力为276t/h，前部刮板输送机生产能力为900t/h，放顶煤最大出煤能力为390t/h，后部刮板输送机生产能力为900t/h，转载机的生产能力为2050 t/h，破碎机通过能力为2100 t/h，分带运输斜巷胶带输送机运输能力为2200 t/h；带区运输系统中的各设备的生产和通过能力，均大于工作面的最大瞬时出煤能力，且各环节后一级设备运输能力均大于前一级运输设备的运输能力，因此，所选设备可以满足要求。7.2.3 运输大巷设备选择为了使井下运输系统具有较高的连续性和可靠性，保证矿井的生产能力，建设高产高效矿井，运输大巷也选用胶带输送机运输。运输大巷选用DX型钢绳芯带式输送机，其主要参数见表7-6。表7-6 运输大巷带式输送机主要技术参数表项 目单位数量带 宽mm1400运 量t/h2500带 强N/mmST2500 阻燃带 速m/s4轴功率kW1207功率分配胶带安全系数6.74驱动滚筒布置个数头部双滚筒，尾部单滚筒驱动滚筒直径mm1000驱动控制方式CST鼠笼电动机电动机台数及功率kW （防爆）减速器型号及速比CST630KS i=19.25拉 紧中部自动绞车拉紧7.3 辅助运输方式和设备选择7.3.1 辅助运输方式选择井下辅助运输系统应根据井下开拓部署、煤的运输方式、辅助运输物料和人员的运距、运量等因素综合比较确定，并应符合下列规定：（1）减少辅助运输环节及转载次数；（2）减少辅助运输人员，提高运输效率；（3）当大巷、采区上、下山沿煤层布置，且倾角适宜时，从井底车场至大巷，采区上、下山至回采工作面顺槽宜实行直达运输；（4）当矿井用平硐开拓或副井为斜井，采区上、下山沿煤层布置且倾角适宜时，宜从地面至井底车场、大巷、采区上、下山至回采工作面顺槽实行直达运输系统；（5）开采近水平煤层的大型矿井，煤的运输采用带式输送机，条件适宜时，辅助运输可优先选用无轨运输系统。根据上述原则，结合本矿实际情况，本矿设计生产能力为1.2Mt/a，因而用无轨胶轮车辅助运输就不太经济。井田起伏不大，仅有部分地区倾角达到19，大部分地区比较平坦，因此辅助运输采用传统矿车运输，运输成本低，而且运输流畅。轨道大巷采用胶套轮蓄电机车牵引矿车运输，斜巷采用绞车牵引矿车进行辅助运输，由于斜巷起伏不定，因此要在其中加设导向轮。7.3.2 辅助运输设备选择辅助运输采用MG1.1-6A型1.0t固定厢式矿车、MP1-6A型平板车、MC1-6A型材料车、PRC-12型平巷人车和XRC15-6-6型斜巷人车运输。轨道大巷电机车选用XKJ-10型胶套轮蓄电池电机车，每列车14节车厢。所用各种矿车具体参数见表7-7 7-12。表7-7 MG1.1-6A型1.0吨固定厢式矿车具体参数项 目单位技术特征型 号MG1.1-6A容 积m31.1名义载重t1.0牵引高度mm320轨 距mm600轴 距mm550外型尺寸mm20008801150质 量kg592表7-8 XKJ-10型胶套轮蓄电机车基本参数及尺寸项 目单位技术特征型 号XKJ-10动力蓄电池传动方法机电无级变速构造形式8轮（胶套）、双驾驶室、3段铰接功率kW42牵引速度m/s2最大牵引力kN20最大爬坡角度5.7轴距mm850水平曲率半径m6垂直曲率半径m9重量t10外形尺寸mm738010601650紧迫制动方式抱轨台 数台2表7-9 MP1-6A型平板车具体参数项 目单位技术特征型 号MP1-6A名义载重t1.0最大载重t2.0牵引高度t320轨 距mm600轴 距mm550外型尺寸mm20008801150质 量kg464表7-10 MC1-6A型材料车具体参数项 目单位技术特征型 号MC1-6A名义载重t1.0最大载重t2.0牵引高度mm320轨 距mm600轴 距mm550外型尺寸mm20008801150质 量kg464表7-11 PRC-12型平巷人车具体参数项 目单位技术特征型 号MC1-6A乘坐人数（每节车）人12巷道坡度1.5牵引高度mm320轨 距mm600轴 距mm1500外型尺寸mm428010201525质 量kg1448最大牵引力kN30最大行车速度m/s3表7-12 XRC15-6-6型斜巷人车具体参数项 目单位技术特征型 号XRC15-6-6列车组成首车1，尾车4乘坐人数（每节车）人15乘坐人数（列车满载）人6075巷道坡度630轨 距mm600轴 距mm3200外型尺寸mm497012001474质量（头车）kg1756质量（挂车）kg1903最大牵引力kN60最大行车速度m/s48 矿井提升8.1 矿井提升概述本矿井设计井型为1.2，服务年限为53.4。全井田可采煤层一层，煤层厚度大，地质条件简单，矿井属于低瓦斯矿井，煤尘爆炸性危险弱，煤层无自然发火倾向。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，矿井设计年工作日为330天。矿井开拓方式为斜井单水平开拓，水平标高为+840，主斜井倾角为15，净断面15.5，净宽5，斜长464；副斜井倾角18，净断面17.8，净宽5，斜长390。主斜井采用胶带输送机提升，副斜井采用绞车提升。井下主运输采用胶带输送机运输，辅助运输采用胶套轮蓄电机车牵引矿车运输。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1.2，属大型矿井，全部煤炭由主斜井带式输送机，提运至地面，主斜井井筒斜长464，装备一台，的钢绳芯带式输送机，其主要技术参数见表8-1。表8-1 主斜井带式输送机主要技术参数项 目单 位参 数带宽1400运量2000带强ST2500 阻燃带速4轴功率1207功率分配1 ：1胶带安全系数7.97驱动滚筒布置及个数头部双滚筒驱动滚筒直径1280驱动控制方式CST加鼠笼电动机电机台数及功率2800（防爆）减速器型号及速比CST750 i=24.57 2台拉紧尾部重载车式拉紧（2）运输能力验算矿井设计日产量为4240，设计净提升时间为16，平均每小时提升量为265，小于主斜井胶带输送机提升能力。设计综放工作面采煤机和放顶煤的同时最大瞬时出煤能力为666，主斜井输送机运输能力为1600，两者之差为994，完全能够满足要求。为了使运煤系统更加稳定可靠，在主斜井井底设置一圆形直筒式井底煤仓，位于主斜井底段上方，煤仓直径为6m，有效装煤高度为25m，容量为960t。经过井底煤仓的缓冲，提高了矿井运煤系统的稳定性。8.2.2 副斜井提升设备选型（1）概述工作制度：330；井筒倾角：18；井筒斜长：390m；提升方式：双钩串车；车场形式：井上下都采用平车场；轨道中心距：1900mm；轨距：600mm；车辆：5平板车（质量1.1，装载3集装箱、材料架、油罐等），特制平板车（用于运送掩护式液压支架以及一些不能拆卸的大件设备）。（2）设备形式和规格钢丝绳提升液压支架等重型设备，重载侧选用40NAT6V37S+FC14700ZZ/SS1046 680GB/T 8918-1996型三角股钢丝绳一根；提升物料以及下放支架，配重侧选用30NAT6T7+FC1670ZZ/SS627 351GB/T 16269-1996型面接触钢丝绳一根。其技术参数见表8-2。表8-2 钢丝绳技术参数项 目技 术 参 数型 号40NAT6V37S+FC14700ZZ/SS1046 680GB/T 8918-199630NAT6T7+FC1670ZZ/SS627 351GB/T 16269-1996数量11直径4030单位质量6.83.51抗拉强度16701470破断拉力1046627提升机选用型双滚筒矿井提升机，其技术参数见表8-3。表8-3 提升机技术参数项 目技 术 参 数型 号滚筒直径m3.5滚筒宽度m1.7滚筒个数2缠绕层数2最大静张力kN170最大静张力差kM115减速器传动比28传动效率0.92变位质量看kg26500最大速度m/s3.85天轮选用型天轮2个，天轮直径为3，变位质量781。电动机选用型电动机，过载系数为1.89，转动惯量为58。慢速提升设备由于矿井采用大型设备，且许多设备具有不可拆、质量重、尺寸大的特点，故增设一套慢速提升设备。选用特制型慢速提升机一台，36NAT6T7+FC1570ZZ/SS849505GB型面接触钢丝绳一根，选用型电动机。所选设备技术参数见表8-4、8-5。表8-4 慢速提升钢丝绳技术参数项 目技 术 参 数型 号36NAT6T7+FC1570ZZ/SS849505GB数量1直径36单位质量5.05抗拉强度1570破断拉力849表8-5 慢速提升机技术参数项 目技 术 参 数型 号滚筒直径1.45滚筒宽度1.5慢速提升牵引力322减速比262.76提升速度0.2920.33快速提升牵引力30.31减速比33.04提升速度2.322.618.2.3 井上下人员运送主斜井井筒内设置一套架空乘人器，其驱动部分设在井口，在井底机尾设拉紧装置。乘人器吊座间距为12，运行速度为1，运送人员能力为300。其主要技术参数见表8-6。表8-6 架空乘人器技术参数序号项 目规格和参数1乘人器绞车型号2绳轮直径12503钢丝绳型号、直径 4最大圆周力等速运转1800启动21605最大静张力比1.866最大静张力和60007电动机型 号功率45转速9808减速器型 号速 比169开式齿轮模 数12齿 数 传动比410总传动比64 9 矿井通风与安全9.1 矿井概况、开拓方式及开采方法9.1.1 矿井地质概况东坪煤矿位于山西省阳泉市管辖的盂县县城东南3km处一带。井田属低山丘陵地貌，其中南部为低山区，沟深坡陡，沟谷多呈“V”字形，向西、北、东三面渐次过渡为丘陵区，总体地势南高北低。地形最高点位于井田南部南庄沟山，海拔1153.69m，最低点位于井田北部边界东坪村附近，海拔928.50m左右，最大相对高差225.19m。井田面积为14.3km2，井田内煤层赋存稳定，包含煤层4层（4号、8号、9号和15号煤层），其中主要可采煤层为15号煤层，平均可采厚度为6.45m。井田可采储量为89.72 Mt，矿井设计年产量为1.2Mt，为大型矿井，服务年限为53.4a。本设计主要针对15号煤层。15号煤层为全井田发育全区可采之稳定煤层。井田主要由两个宽缓的向斜和一个较宽缓的背斜组成。倾角在整个井田内有一定的变化，向斜和背斜的两翼倾角较大，平均514；轴部倾角较小，平均25。矿井绝对瓦斯涌出量为1.85m3/min，相对涌瓦斯出量为1.30m3/t，煤尘爆炸性危险性弱，煤层无自然发火倾向。9.1.2 开拓方式井田采用斜井单水平上下山开拓，水平标高为+840m，井田划分为两个带区和两个采区，分别为：西二带区、西四带区、东一采区和东三采区。首采西二带区位于井田北翼，大巷的西侧。9.1.3 开采方法煤层平均厚度为6.45m采用放顶煤开采，采高2.5m，平均放煤高度3.95m，采放比1:1.58。为了合理的利用设备、方便煤层的开采以及达到矿井的设计产量，井下布置一个综放工作面，工作面长度为170m。采用单巷布置完全沿空掘巷。回采工作面生产能力为4240t/d，每日推进度为3.2m，采煤机选用选择MXA-300/3.5D型采煤机，设计截深0.8m，日进4刀，液压支架选择ZZPF4800/17/33F型双输送机低位放顶煤液压支架。为了保证生产正常接替，前期准备15201工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头；后期准备15207工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头和两个南翼岩层大巷掘进头。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，采用胶带输送机主要运输。井底车场设中央变电所、充电硐室，带区内不再设置变电所，火药由井底车场火药库提供。以上各硐室均需独立通风。9.1.5 工作制、人数各工作面均采用三八工作制，即两班采煤一班检修。井下同时作业人数最多为400人，综采工作面最大同时工作人数为82人，综掘面最大同时工作人数为55人。9.2 矿井通风系统的确定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往地面的安全出口；（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、冲击层厚度、瓦斯等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般而言，新建矿井的通风方式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优缺点适用条件列表比较，见表9-1。表9-1 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区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结合本矿的实际条件：若采用中央并列式，因为矿井采用带区布置，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道。缺点是就后期生产的通风系统而言，通风阻力不断增大，通风难度增大。在本矿井的条件下，由于煤层埋藏较浅，开凿风井比较方便，开拓巷道又为煤巷，如果采用中央分列式沟通风路也比较快。中央分列式有利于矿井后期通风从而简化了整个矿井的通风系统，还可以减少工业广场的噪声污染。因此中央中央分列式对于中央并列式有一定优势。由于本矿井采用带区采区混合布置，若用两翼对角式通风，肯定能够满足矿井通风要求，但要达成通风系统比较困难，需要开掘很长的开拓巷道才能构成风路，使达产期延长，不太经济；若采用分区对角式，由于井筒数目多基建费用多，并且增加了风井的保护煤柱，损失了很多可采资源，没有优势。综合以上分析，结合本矿实际条件， 同时考虑到矿井通风系统选择的原则，本矿井采用中央分列式通风，前期副井进风，北翼风井回风；后期副井进风，南翼风井回风。9.2.3 矿井主要通风机工作方式的选择煤矿主要通风机的工作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）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式小。（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生产，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。综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低瓦斯矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。而矿井生产能力大，且周围小煤窑较少，采用抽出式通风比较安全，漏风小。因此，根据矿井的条件，确定该矿井采用抽出式通风。9.2.4 带区通风系统的要求（1）带区通风总要求：能够有效地控制带区内风流方向、风量大小和风质；漏风少；风流的稳定性高；有利于排放瓦斯，防止煤尘自燃和防尘；有较好的气候条件；安全经济技术合理。（2）带区通风的基本要求：每个带区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；煤层倾角大于12时，不宜采用下行风；回采工作面的风速不得低于1 m/s；工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1；必须保证通风设施（风门、风桥、风筒等）规格符合质量要求；要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；机电硐室必须在进风流中；采空区必须要及时封闭；要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。9.2.5 工作面通风方式的选择工作面通风有上行风和下行风之分，但是本矿井采用带区式准备方式，工作面倾角比较小，上行风和下行风的区别不是很大。只是进风和回风巷道的选择对工作面的通风有一定的影响。下面是选择不同的进风回风巷道进行比较：（1）选择运输斜巷作为进风巷，运料斜巷作为回风巷。风流方向和运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，使风流中的煤尘浓度增大；煤炭在运输过程中所涌出的瓦斯，使进风流中的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全条件；输送机所散发的热量，使进风流温度升高，从而增大工作面的温度。（2）选择运料斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷。选择辅助运输斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷，虽然避免了上一种方式的缺点，但是，胶带输送机处于回风流中，容易引起瓦斯的爆炸。另外设备列车也处于乏风风流中，不利于矿井的安全生产。结合本矿井的条件，本设计矿井的瓦斯涌出量很小，煤尘爆炸危险性弱，所以，哪条巷进风的优势都不明显。综合考虑巷道布置和生产系统，最终选择运料斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷。工作面通风系统形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”形，各种形式的优缺点及使用条件如下（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式）：“U”形通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护工作量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。“Y”形通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量，这种通风方式适用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。“W”形通风：当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的主要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷中回撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放炮烟、煤尘速度快。“Z”形通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上隅角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现瓦斯超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了巷道的维护和掘进费用。“H”形通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力，确定采用“U”形后退式通风方式。9.3 矿井风量计算矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，逆风将各地点计算值乘以系数1.2就是各用风地点的实际风量。采煤工作面只配计算的风量，两斜巷的风量乘以系数1.2顺风流而下，遇到分风地点则加上其他风路的风量，一起分配给未分风的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。9.3.1 工作面所需风量的计算每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯(或二氧化碳)涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。（1）按瓦斯涌出量计算根据矿井安全规程规定，回采工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1。矿井瓦斯绝对涌出量为1.85m3/min，二氧化碳绝对涌出量未知。以瓦斯涌出量计算工作面风量。即： （9-1）式中：第i个回采工作面实际需风量，m3/min； 第i个工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，1.85 m3/min；工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。则： m3/min（2）按工作面气温与风速的关系计算采煤工作面应有良好的劳动气候条件，温度和风速应符合下列要求，见表9-2。表9-2 工作面适宜气候条件工作面温度（）151518182020232326工作面风速（m/s）0.30.50.50.80.81.01.01.51.51.8工作面所需风量按下式计算： （9-2）式中：第i个回采工作面风速，进风流温度2023，取=1.5m/s；第i个回采工作面有效通风断面面积，取19.15m2；则： m3/min（3）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。 （9-3）式中：4 每人每分钟供给的最低风量，m3/min；第i个工作面同时工作的最多人数，取82人；则： m3/min由以上三个方法计算所得的工作面实际最大需风量为=1723.5 m3/min，取=1750 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。 （9-4） （9-5）其中：第i个工作面有效通风断面面积，取19.15m2；则： 由风速验算可知，=1750 m3/min符合风速要求。9.3.2 备用面需风量的计算本矿不设备用面，因此无需计算。9.3.3 掘进工作面需风量（1）按瓦斯、二氧化碳涌出量计算 （9-6）式中： 掘进工作面所需风量，m3/min；掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。掘进面最大日产量为：424t瓦斯绝对涌出量为：m3/min则工作面需风量为： m3/min（2）按工作面最多人数计算 （9-7）式中：4 每人每分钟供给的最低风量，m3/min；煤巷掘进工作面同时工作的最多人数，取55人。则：m3/min（3）按局部通风机的实际吸风量计算 （9-8）式中：局部通风机实际吸风量，m3/min； 安设局部通风机的巷道断面，m2； 掘进工作面同时工作的局部通风机台数。局部通风机为FBD-No8.2/74型，吸风量560330m3/min，取=560m3/min；安设局部通风机的断面为15m2，取=15m2；一个掘进工作面同时工作的局部通风机台数为1台。则：m3/min以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：m3/min，取m3/min。（4）按风速进行验算 （9-9） （9-10）式中：第i个煤巷掘进工作面的断面面积，取15m2。则：m3/min符合风速要求，因此，取掘进面所需风量m3/min。同时掘进的工作面有两个，因此，掘进面总需风量为m3/min。9.3.4 硐室需风量根据资料记载硐室通风标准的经验数据，各种硐室需要的风量见表9-3。表9-3 硐室需风量表硐室名需风量（m3/min）检修硐室120充电硐室150绞车房150火药库150其他硐室200合计770其他硐室包括：排水泵房、变电所等硐室，各硐室都在井底车场附近，计算时把它们并入井底车场计算，由于距离很小，因此计算风阻时影响很小。各分带不设置独立通风的硐室。9.3.5 其它巷道所需风量各个其它需要独立通风巷道的需风量，可根据通风的作用（如巷道内木支架防腐、冲淡巷道内的瓦斯等），算出各巷道所需风量之和。根据经验可按矿井总需风量的10%计算。9.3.6 矿井总风量计算（1）按采煤，掘进，硐室及其它地点实际需要风量的总和计算 （9-11）式中：矿井的总进风量，m3/min；采煤工作面和备用面所需风量，1750m3/min；掘进面所需风量，1600m3/min；硐室所需风量，770m3/min；其它地点所需风量之和按矿井总需风量的10%计算；矿井通风系数，取1.2；m3/min（2）按井下同时工作的最多人数计算 （9-12）式中：井下同时工作的最多人数，400人；矿井通风系数，取1.2；则：m3/min两种方法选取最大值，则矿井总回风量为5438.4m3/min，此为北翼风井的总回风量。井田南翼为采区式准备方式，需要增加车场及各硐室需风量共330 m3/min，根据公式9-11计算得南翼风井的总回风量为5878.4 m3/min。9.3.7 风量分配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系数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，分带斜巷的风量乘以系数。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。风量分配见表9-4及表9-5。表9-4 北翼风量分配表用风地点分配风量m3/min采煤工作面进风顺槽2100掘进工作面1920井底车场及各硐室需风量合计924其它巷道494.4表9-5 南翼风量分配表用风地点分配风量m3/min采煤工作面进风顺槽2100掘进工作面1920井底车场及各硐室需风量合计924采区车场及各硐室需风量合计440其它巷道494.4经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。北翼风井和南翼风井的通风容易和困难时期矿井总需风量一样。井巷风速验算结果见表9-5及表9-6。表9-5 北翼井巷风速验算表井巷风速限速m/s有效断面m2实际风速m/s备注最低风速最高风速北翼风井1528.273.2符合副斜井617.85.09符合采煤工作面0.25419.151.52符合运输大巷819.84.58符合辅助运输大巷815.55.85符合分带运输斜巷8152.33符合分带运料斜巷8152.33符合表9-5 南翼井巷风速验算表井巷风速限速m/s有效断面m2实际风速m/s备注最低风速最高风速南翼风井1528.273.47符合副斜井817.85.50符合采煤工作面0.25419.151.52符合运输大巷819.84.95符合轨道大巷815.56.32符合运输上山619.83.38符合轨道上山615.54.32符合分带运输斜巷8152.33符合分带运料斜巷8152.33符合9.4 矿井通风阻力计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主要通风机之前，必须进行矿井通风阻力计算。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，通风阻力可分为摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力是主要通风阻力，一般占总通风阻力的90%左右，是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。选择的主要通风机，工作风压要满足最大的通风阻力，因此先确定矿井通风容易、困难时期的最大阻力路线。9.4.1 容易和困难时期矿井最大阻力路线确定（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期时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时期称通风困难时期。 北翼通风容易时期的采煤方案开采井田北翼西二带区15号煤层的开始时期，15201工作面开采到结束的时候，布置两个煤巷掘进头。 北翼通风困难时期的采煤方案开采西二带区15号煤层的中间时期，此时，15203工作面刚开始形成，西二带区内还布置两个煤巷掘进头。 南翼通风容易时期的采煤方案开采井田南翼西四采区15号煤层的开始时期，15401工作面开采到结束的时候，布置两个煤巷掘进头。 南翼通风困难时期的采煤方案开采西四采区15号煤层的结束时期，此时，15413工作面刚开始形成，西四采区内还布置两个煤巷掘进头。（2）通风容易时期路线： 北翼通风容易时期路线副井1井底车场3轨道大巷415201工作面运料斜巷615201工作面815201工作面运输斜巷7运输大巷5北翼风井12通风容易时期网络图及立体图，分别如图9-1、9-2所示。图9-1北翼通风容易时期网络图图9-2 北翼通风容易时期立体图 南翼通风容易时期路线副井1井底车场3轨道大巷4西四采区下部车场5西四采区轨道上山615401工作面运料平巷715401工作面815401工作面运输平巷9西四采区运输上山12西四采区回风行人斜巷13运输大巷14南翼风井15通风容易时期网络图及立体图，分别如图9-3、9-4所示。图9-3 南翼通风容易时期网络图图9-4 南翼通风容易时期立体图（3）通风困难时期路线： 北翼通风困难时期路线副井1井底车场3轨道大巷415203工作面运料斜巷615203工作面815203工作面运输斜巷7回风行人斜巷9运输大巷5北翼风井13通风容易时期网络图及立体图，分别如图9-5、9-6所示。图9-5 北翼通风困难时期网络图图9-6 北翼通风困难时期立体图 南翼通风困难时期副井1井底车场3轨道大巷4西四采区下部车场5西四采区轨道上山615413工作面运料平巷715413工作面815413工作面运输平巷9西四采区运输上山12西四采区回风行人斜巷13运输大巷14南翼风井15通风容易时期网络图及立体图，分别如图9-3、9-4所示。图9-7 南翼通风困难时期网络图图9-8 南翼通风困难时期立体图9.4.2 矿井通风阻力计算沿着上述两翼风路的容易和困难时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算各段风路井巷的磨擦阻力： （9-13）式中： 第i个巷道的摩檫阻力，Pa；分别是巷的长度m、周长m、净断面积m2；分配给井巷的风量，m3/s；各巷道的摩擦阻力系数，Ns2/m4。通风容易和困难时期摩擦阻力计算分别见表9-6、9-7、9-8、9-9。表9-6 北翼通风容易时期摩擦阻力计算表巷道名称支护方式LmUmSQvm/s副斜井混凝土35039016.117.890.64320.145.09井底车场锚喷702301515.575.2436.714.85轨道大巷锚喷702201515.590.6450.965.8515201工作面运料斜巷锚网15012016153510.452.3315201工作面支掩式支架32017020.319.1529.1713.381.5215201工作面运输斜巷锚网150601615355.232.33运输大巷锚喷70143017.419.890.64184.344.58北翼风井混凝土31.412018.828.2790.642.583.21合计623.79表9-7 南翼通风容易时期摩擦阻力计算表巷道名称支护方式LmUmSQvm/s副斜井混凝土35039016.117.897.975.50井底车场锚喷702301515.582.5744.215.33轨道大巷锚喷709301515.597.97251.696.32西四采区轨道上山锚喷703451515.56743.674.3215401工作面运料斜巷锚网150501615354.362.3315401工作面支掩式支架32016520.319.1529.1712.991.5215401工作面运输斜巷锚网1501001615358.712.33西四采区运输上山锚喷7017517.419.86712.333.38运输大巷锚喷7041017.419.897.9761.754.95南翼风井混凝土31.48018.828.2797.972.013.47合计815.72表9-8 北翼通风困难时期摩擦阻力计算表巷道名称支护方式LmUmSQvm/s副斜井混凝土35039016.117.890.64320.14 5.09 井底车场锚喷702301515.575.2436.71 4.85 轨道大巷锚喷708401515.5 90.64194.59 5.85 15205工作面运料斜巷锚网1501860161535162.03 2.33 15