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凉水井矿3.0 Mta新井设计含5张CAD图 凉水 3.0 Mta 设计 CAD

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凉水井矿3.0 Mt/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。一般部分为凉水井煤矿3.0Mt新井设计。凉水井煤矿位于陕西省神木县榆神矿区，旁边就有西包铁路，交通非常便利。井田走向长约10.7km，倾向长约8.2km，井田总面积为61.34km2。主采煤层为4煤、5煤，5煤，平均倾角为1，煤层平均厚分别为5.0m、2.41m、2.78m，整个井田之内没有断层，瓦斯含量低，井田地质条件较为简单。井田工业储量为3.9 t，矿井可采储量2.6t 。矿井服务年限为63.34 a，涌水量不大，矿井正常涌水量为327m3/h，最大涌水量为510m3/h。矿井瓦斯涌出量比较低，为低瓦斯矿井。井田为双斜井单水平开拓。大巷采用胶带运输机运煤，辅助运输采用无轨胶轮车设备。矿井通风方式为中央边界式通风。矿井年工作日为330d，工作制度地面为“三八制”，井下为“四六”制。一般部分共包括10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备方式-盘区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。专题部分题目是大采高综采工作面煤壁片帮控制技术，本文根据理论分析等研究方法，研究了大采高综采工作面煤壁片帮机理和塑性区的分布，并总结了煤壁片帮的危害，以及建立研究煤壁片帮机理的力学模型。对不同采高、不同支架工作阻力以及不同煤层强度等因素下煤壁的片帮情况、片帮规律进行研究分析，为以后的大采高综采工作面的煤壁片帮控制提供有利的依据以及经验。翻译部分主要内容为通过对加强采空区一侧巷道岩层的控制来支持综采技术的分析与应用英文题目为：Analysis and application in controlling surrounding rock of support reinforced roadway in gob-side entry with fully mechanized miningAbstractThis design includes three parts:the general part and the translation and suject.the general part of the design is the design of new mine 3.0Mt about the cool of Liangshuijing . the cool of Liangshuijing located in Shaanxi Province, Yushen diggings Shenmu Province area, next to the Westbao railway package, the traffic is very convenient. Tend toward bout 10.7km, the tendency about 8.2km, the total area of mine 63.57 Square kilometersm, the main coal seam of the coal Contains 4 Coal,5 Coal，5 Coal ，the average inclination is 1 , the average of these coal seam thickness of 5.0m, 2.41m, 2.78m, there is not the entire fault of mine, and the gas content is low, the Geological Conditions of Coalfield is simple.the industrial reserves of the Mine is 3.9t, and the recoverable reserves is 2.6 t. Length of service for mine is 63.34a, the water Chung is little, the normal wateris 327m3 / h, the largest water 510 m3/h. the gas emission of Mine is lower belong the low-gas coal mine.This mine is single level open up inclined. The transport of the coal use tape roadway transport, the use of auxiliary transport equipment trolley car tire. the ventilation of this Mine is ventilation of the centre district.Mine was working for the 330d, system as a four-six structure.The general part of this article total Contains 10 chapters: 1. Mine and mine geological features outlined; 2. Waida realm and reserves; 3. Mine system and design capacity, length of service; 4. Waida development; 5. To prepare the way - roadway layout panel ; 6. mining methods; 7. underground transport; 8. mine hoist; 9. mine ventilation and security technologies; 10. mine the basic technical and economic indicators.Special part is the subject of large mining height fully mechanized coal mining face coal wall spelling control technology, based on theoretical analysis and other research methods, study the large mining height fully mechanized coal mining face coal wall spalling mechanism and the distribution of plastic zone, and a summary of the coal wall spelling hazard, and the establishment of coal wall spelling mechanism mechanical model. On different mining height, different support working resistance and the different factors such as the strength of coal seam of coal wall spelling, for law to carry on the research analysis, after the full-mechanized mining face with large mining height coal wall spelling control provide a beneficial basis and experience.Translation part of main content through the strengthening of golf side roadway rock strata control in support of fully mechanized mining technology analysis and application.English title：Analysis and application in controlling surrounding rock of support reinforced roadway in gob-side entry with fully mechanized mining目 录1 井田概况及地质特征11.1矿区概述11.1.1 交通位置11.1.2 地形、地貌11.1.3 河流21.1.4 气象及地震21.1.5 水源、电源21.1.6 矿区规划21.1.7 矿区经济状况21.2 井田地质特征21.2.1 地质构造21.2.2 地层特征31.3 井田的水文地质特征41.3.1 地表水41.3.2 含(隔)水层划分(由上而下)41.3.3 地下水补、径、排条件51.3.4 矿井涌水量预测51.4 煤层特征61.4.1煤层61.4.2 煤的工艺性能81.4.3 煤质基本特征101.4.4 煤的工业用途101.4.5 瓦斯111.4.6 煤尘111.4.7 煤的自燃倾向112 井田境界和储量122.1 井田境界122.2 矿井工业储量122.3 矿井可采储量122.3.1 矿井设计储量122.3.2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153.2.1 矿井建设规模153.2.2 矿井服务年限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184.1.3 开采水平的确定及采带区划分184.1.4 主要开拓巷道184.1.5 方案比较184.2 矿井基本巷道224.2.1 井筒224.2.2 井底车场及硐室254.3 主要开拓巷道265 准备方式带区巷道布置305.1 煤层地质特征305.1.1 带区位置305.1.2 带区煤层特征305.1.3 煤层顶底板岩石构造情况305.1.4 水文地质305.1.5 地质构造305.1.6 地表情况305.2 带区巷道布置及生产系统305.2.1 带区准备方式的确定305.2.2 带区巷道布置315.2.3 带区生产系统315.2.4 带区内巷道掘进方法325.2.5 带区生产能力及采出率326 采煤方法346.1 采煤工艺方式346.1.1 带区煤层特征及地质条件346.1.2 确定采煤工艺方式346.1.3 回采工作面参数356.1.4 采煤工作面破煤、装煤方式356.1.5 采煤工作面支护方式376.1.6 端头支护及超前支护方式386.1.7 各工艺过程注意事项396.1.8 采煤工作面正规循环作业406.2 回采巷道布置426.2.1 回采巷道布置方式426.2.2 回采巷道参数427 井下运输447.1概述447.1.1矿井设计生产能力及工作制度447.1.2煤层及煤质447.1.3运输距离和货载量447.1.4矿井运输系统447.2设备选择457.2.1设备选型原则：457.2.2带区运输设备选型及能力验算457.3大巷运输设备选择477.3.1主运输大巷设备选择477.3.2辅助运输大巷设备选择477.3.3运输设备能力验算498 矿井提升508.1矿井提升概述508.2主副井提升508.2.1主井提升508.2.2副井提升设备选型519 矿井通风及安全529.1矿井概况、开拓方式及开采方法529.1.1矿井地质概况529.1.2开拓方式529.1.3开采方法529.1.4变电所、充电硐室、火药库529.1.5工作制度、人数529.2矿井通风系统的确定529.2.1 矿井通风系统的基本要求539.2.2 矿井通风方式的选择539.2.3 矿井主扇工作方式选择549.2.4 带区通风系统的要求549.2.5 工作面通风方式的选择559.2.6 回采工作面进回风巷道的布置559.3矿井风量计算569.3.1工作面所需风量的计算569.3.2备用面需风量的计算579.3.3掘进工作面需风量579.3.4硐室需风量589.3.5其它巷道所需风量589.3.6矿井总风量589.3.7风量分配589.4矿井阻力计算599.4.1矿井最大阻力路线599.4.2矿井通风阻力计算619.4.3矿井通风总阻力619.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔629.5选择矿井通风设备639.5.1选择主要通风机639.5.2电动机选型669.6安全灾害的预防措施679.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施679.6.2预防井下火灾的措施679.6.3防水措施6710 设计矿井基本技术经济指标69致 谢1091 井田概况及地质特征1.1矿区概述1.1.1交通位置凉水井井田地处陕西省榆林市以北、神木县以南，属于榆神矿区，行政区划隶属神木县西沟乡、麻家塔乡及瑶街镇管辖。210国道西（安）包（头）段从矿区西侧通过，榆神府二级公路（204省道）和西（安）包（头）铁路并行从井田南缘的矿井工业场地南侧通过。矿井北至神木县城16km、大柳塔镇76km、包头340km，东经神木到府谷90km，南距榆林市94km、西安市770km。区内各县、乡之间均有公路相通，并与省内“米”字型公路网相连，向省外辐射，与蒙西、晋北以及宁北地区形成四通八达的公路网。西（安）包（头）铁路神延段通过矿井南部，在本矿井附近设有锦界车站、凉水井车站，神（木）黄（骅）铁路神朔段在神木北站与 西包铁路接轨，矿井交通十分方便。榆林机场已开通榆林至西安、榆林至包头航线，航空运输快捷方便。图1.1 凉水井交通位置1.1.2地形、地貌井田位于陕北黄土高原北部，毛乌苏沙漠之南缘，属丘陵区。东部为黄土梁峁沟谷地貌,西部为波状沙丘地，地势开阔，井田南部、北部黄土冲沟发育，梁峁区及沙丘区植被覆盖良好，主要以沙柳、沙蒿、柠条、沙打旺等为主。地势总体呈西高东低、中部高南北低的特点，最高处位于西部东小阿包，标高1326.40m，最低处位于东南角碱房沟一带，标高1100.00m左右，最大高差226.40m，一般标高1275.00m左右。1.1.3河流井田所在位置属黄河一级支流窟野河流域。西部边界大致为窟野河与秃尾河之分水岭。井田北部的麻家塔沟流和南部的西沟沟流为窟野河一级支流，均为长年性流水，受区内东西向分水岭制约，两沟分别于神木县城北、南两地注入窟野河内，据长观资料，麻家塔沟流量一般为528.75L/S，西沟流量一般为256.80L/S。井田内其它沟流均属季节性，流量随季节变化明显。1.1.4气象及地震本井田属中温带半干旱大陆性气候，冬季寒冷，夏季炎热，昼夜温差悬殊。当年11月至次年3月为冰冻期，冻土最大深度146cm；最大积雪厚度12cm；元月初至5月初为季风期，多为西北风，多年平均风速2.5m/s，最大风速25m/s，年平均气温8.5，极端最高气温38.9，极端最低气温28.5，年平均降雨量436.7mm，且多集中于7、8、9三个月；年平均蒸发量1907.22122.7mm，是降雨量的45倍。本井田地壳活动相对微弱，基本烈度为度，据史料记载，自公元1448年和1621年府谷、榆林、横山发生过5级地震以后再未发生过4级以上地震。1996年5月3日，距本井田350km的包头发生的6.4级地震本井田也仅有震感而已。1.1.5水源、电源西北电网330kv供电线路已分别送至榆林和神木，榆林至神木、榆林至店塔镇的两条110kv电源线路已经建成使用。从榆林镇北台变电站出线的矿区110kv供电线已送至锦界，并已在锦界建成二座110/35kv变电站，矿井电源可锦界110/35kv变电站接取。矿井永久水源为锦界水厂，其上次水源取自瑶镇水库蓄水，瑶镇水库已于2004年建成，从水库通往锦界水厂的供水管网也已建成投运，故矿井水源可靠。1.1.6矿区规划为确保矿井安全生产，2007年5月国土资源部国土资矿划字2007019号文对凉水井井田边界范围进行了调整，将井田边界附近上述4个小煤矿全部划出本井田开采范围，调整后的井田范围缩小至东西长11km，南北宽8.4km，面积61.34km。普查地质储量 4.12亿吨。1.1.7矿区经济状况神木县位于榆林市以北，地处陕西最北端。区内煤矿资源十分丰富。自改革开放以来，经过几十年的飞速发展，目前神木县已从国家级贫困县发展成为陕西五强县之首，矿区农作物主要有小麦、谷子、玉米，经济作物一豆类为主，矿区工业主要以煤炭生产为主，其余有电力、纺织、建材等工业。1.2井田地质特征1.2.1地质构造凉水井井田位于榆神矿区东北部，井田内地层平缓，倾角不足1，构造总体趋势为倾向NWW的单斜构造，在此基础上发育一些极其宽缓的小型波状起伏，未见岩浆岩。小型波状起伏，未见岩浆岩。从5-3煤层底板等高线图上可以看到，在井田西部P120-L10-LK21号钻孔连线一带为南北向波峰，在LK7-L7号钻孔连线一带为南北向波谷，最大起伏44.68m。该波峰在上部各煤层底板等高线图上均有反映，具继承性，但在幅度及规模上变得越来越小；中部相对平坦；东部相对抬升，起伏10m左右，坡角小于1。1.2.2地层特征本井田基本被第四系覆盖，仅在北部、东部沟谷中有基岩出露。根据地质填图成果及钻孔揭露，本井田地层由老至新依次为：三迭系上统永坪组(T3y)，侏罗系中统延安组(J2y)、直罗组(J2z)，新近系上新统保德组(N2b)、第四系中更新统离石组(Q2L)、上更新统萨拉乌苏组(Q3S)、全新统风积沙(Q4eol) 及冲积层(Q4al)。现分述如下：1.2.2.1三迭系上统永坪组(T3y)该套地层是陕北侏罗纪煤田含煤地层的沉积基底，区内未出露，其岩性为一套巨厚层状浅灰绿色、灰绿色细-中粒长石、石英砂岩,含大量云母及绿泥石，成分以石英、长石为主，分选性及磨园度中等，泥质或泥钙质胶结，具交错层理和水平层理，局部含石英砾、灰绿色泥质包体、煤屑及黄铁矿结核，厚度不详。1.2.2.2侏罗系中统延安组(J2y) 为本井田的含煤地层，全区分田南部的四卜树沟、梁家湾沟，北部的石板台、山榆树圪崂、梁家沟，东部的碱房沟等沟谷中有出露，按含煤性、沉积旋迴自下而上分为五段。该套地层由于受沉积后期冲刷及剥蚀，第五段缺失，第四段仅井田西南缘残存，第三段井田西部保存完整，东部大范围内保存不全，第二段井田东部局部地段亦有剥蚀现象，第一段全井田分布。全组地层一般厚度77.97(L1)-180.10m(P120)，平均142.68m，总体趋势是井田中部LK6号钻孔一带及西部较厚，厚度大于150m，-勘探线东部变薄，厚度100m左右。与下伏三迭系上统永坪组呈平行不整合接触。1.2.2.3侏罗系中统直罗组(J2z)除井田西部边缘一带仅存9.50-12.25m的中-粗粒砂岩外，全区均被剥蚀，与下伏延安组呈平行不整合接触。岩性以巨厚层状黄灰、黄绿色、局部紫杂色中-粗粒长石砂岩，分选性中等，滚园度以次棱角状为主，钙质胶结，不显层理1.2.2.4新近系上新统保德组(N2b)出露于北部孟家石庙、黄家庙、山榆树屹崂、上榆树峁及碱房沟一带，地表最大出露厚度54.06m，据钻孔揭露，其厚度2.90-74.50m，平均厚度31.61m。岩性主要为浅红色、棕红色粘土及亚粘土，含不规则的钙质结核，呈层状分布。局部地段底部为10-30cm厚的砾石层，砾石成份多为石英砂岩、砾岩等，钙质胶结，坚硬致密。本组地层因含动物骨骼化石而称为“三趾马粘土”。与下伏侏罗系中统直罗组呈不整合接触。1.2.2.5第四系中更新统离石组(Q2L)区内广泛分布，主要出露于井田中、东部，地表最大出露厚度34.78m，据钻孔揭露，厚度0-60.00m，平均厚度26.43m。岩性以灰黄色、棕黄色亚粘土、亚沙土为主，其中夹多层古土壤层，含分散状钙质结核，砾径一般3-5cm，最大10cm，发育垂直裂隙。与下伏地层呈不整合接触1.2.2.6第四系上更新统萨拉乌苏组(Q3S)井田内局部分布，主要出露于响水河、凸扫沟、海子沟一带,。据填图资料，厚度一般8-10m，最大18m；据钻孔揭露，厚度0-18.60m，平均厚度8.56 m。岩性主要由灰黄色、灰绿色、灰褐色及灰黑色粉沙、细沙、中沙组成，夹亚沙土、亚粘土和泥炭层。局部底部含有豆状钙质结核。与下伏地层呈不整合接触。1.2.2.7第四系全新统风积层(Q4eol)及冲积层(Q4al)。冲积层：主要分布于沟谷中，岩性以灰黄色、灰褐色细沙、粉沙、亚沙土和亚粘土为主，含少量腐植土，底部多数含有砾石层，砾石直径3-4cm，分选性、滚园度均差，一般厚度1.5-5.0m左右。与下伏地层呈不整合接触。风积沙层：广泛分布于本井田西部，以固定沙丘、半固定沙丘形式覆盖于其它地层之上。岩性主要为浅黄色、褐黄色细沙、粉沙，质地均一，分选性好，磨园度较差，厚度0-30.76m，平均厚度6.69m。与下伏地层呈不整合接触。1.3井田的水文地质特征1.3.1地表水井田地处黄河一级支流窟野河流域。西部边界部位为窟野河与秃尾河分水岭，北部的麻家塔河流和南部西沟河流为窟野河支流，均为长年流水。井田中部东西向分水岭将地表水划分为南北流域。南部流域西沟河流量256.80L/s，较大的沟流为凸扫沟，流量43.28-156.96 L/s(5-11月)。北部麻家塔流量528.75 L/s。较大的沟流为王家石庙沟流，流量53.089 -186.46 L/s(5-11月)。其余支沟沟流均属季节性流水。北部沟谷中建有多处水库。其中孟家石庙水库库容较大，库容量109200m3。1.3.2含(隔)水层划分(由上而下)依据赋水特征将井田地下水划分为孔隙潜水含水层和基岩裂隙含水层两种含水类型。1.3.2.1孔隙潜水含水层(1)新生界松散层孔隙潜水含水层 主要分布于井田西部，岩性为粉沙-中沙，厚度0-30.76m,平均厚度6.69 m,透水性能好,不含水或含水微弱,与下伏地层组成单一含水层,水位埋深3.50m，泉流量一般在0.14-0.325L/s，属弱富水，水质类型属HCO3-Ca、Mg、Na型水，矿化度0.248g/L，在基岩掩盖区与基岩风化裂隙承压水组成复合含水层。(2)第四系全新统冲积孔隙潜水含水层主要分布于较大沟岸阶地及沟谷漫滩，岩性为细沙、中粗沙、亚沙土及沙砾石层组成，孔隙大，补给条件优越，富水性较好，厚度1.5-5.0 m，水位埋深0.2-9.0 m，泉流量一般0.08-9.375 L/s，属弱到中等富水，水质类型属HCO3-Ca、Mg、Na型水，矿化度0.265g/L。(3)第四系上更新统萨拉乌苏组孔隙潜水含水层区内分布极不均一，在中西部出露，东部黄土沟壑梁峁区缺失，厚度变化大，岩性为灰黄色、灰褐色、灰黑色中细沙，厚度3.00-18.60m，平均厚度8.56m。详查阶段在L4、L8二个钻孔松散层进行抽水试验，试抽前恢复水位资料显示，潜水位较低，富水性极弱，为一透水层。在西沟河流域阳塔村6号民井（不完整井）作了简易抽水试验，资料显示补给差，富水性弱；本次勘探在先采地段布设了6个水文地质调查孔，2个松散沙层抽水孔，据LK9、LK13、LK18三个水文孔松散沙层抽水资料和地震折射解释资料分析，松散沙层在先采地段大部分地区不含水，为一透水层，地下水潜水位低于松散沙层底界。在沟谷区底部或沟谷斜坡地带松散沙层潜水位较低，呈片状流排泄在汇流区组成湿地泉群，在北部麻家塔河流域王家石庙沟脑，泉量较大，流量32.22l/s，井田西南地段西沟河流域、松散沙层水与基岩风化裂隙承压水相沟通组成复合含水层，形成井田南、北边缘地带二块地下水富水性中等的水文地质单元。在中部LK13钻孔附近响水河沟脑地段，地下水潜水沿沟谷排泄，形成汇流湿地组成片状泉群，泉流量0.14-5.618L/s。先采地段北部LK20号钻孔松散沙层抽水资料显示，水位4.00m，松散沙层水柱高度3.80m，抽水连续12小时后，水泵不出水，用恢复水位资料计算涌水量0.0196L/s，富水性弱，水质类型属HCO3-Ca.M.Na型水，矿化度0.328L/s。综上所述，本井田松散沙层富水性的强弱受隔水层段起伏形态控制，在沙丘、滩地区，地下水潜水位低于松散沙层底界，富水性弱。而在地下水泾流区，沟谷斜坡地段，松散沙层潜水以片流形式沿沟谷两侧向低洼处汇集，形成一流量泉群，富水性中等。1.3.2.2.中更新统离石组黄土相对隔水层与新近系上统保德组粘土隔水层出露于东部梁区，郝家圪崂、黄家庙盆堰一带，离石黄土以亚粘土、亚砂土为主，呈互层状，局部含分散状钙质结核薄层，厚度1.50-60.00m，平均厚度26.43m，在沟谷阶地区底部，有一层分散状砂砾层，水位埋深6.20-9.00m，泉流量0.14-0.454L/s，富水性极弱，为一层相对隔水层，保德组粘土以粘土为主，结构致密、坚硬，厚度2.9-74.0m，平均厚度31.61m，是本区主要的隔水层。1.3.2.3.基岩裂隙含水层(1)侏罗系中统直罗组基岩裂隙含水层仅分布井田西部边缘一带，厚度9.5-12.25 m，岩性为灰黄绿、灰白色厚层状中、粗粒砂岩，局部夹粉、细砂岩，岩芯疏松碎裂，少数钙质胶结，砂岩硬度大，裂隙发育，具有较好渗透性和储水条件。据相临井田钻孔抽水试验资料：平均单位涌水量为0.0402L/sm,平均渗透系数0.142m/d,富水性弱，水质HCO3-Ca、Mg、Na型水，矿化度6mm灰渣平均结渣率在3.6-27.0%之间。鼓风强度为0.2m/s时，6mm灰渣平均结渣率在1.7-30.6%之间。鼓风强度为0.3m/s时, 6mm灰渣平均结渣率在2.5-32.4%之间,属难结渣-强结渣煤层。4-4煤层当鼓风强度为0.1m/s时，6mm灰渣平均结渣率为8.3%。鼓风强度为0.2m/s时，6ppm灰渣平均结渣率为5.8%。鼓风强度为0.3m/s时, 6mm灰渣平均结渣率为3.0%。属难结渣-中等结渣煤层。5-2煤层当鼓风强度为0.1m/s时，6mm灰渣平均结渣率在1.7-27.8%之间。鼓风强度为0.2m/s时，6mm灰渣平均结渣率在4.9-34.3%之间。鼓风强度为0.3m/s时, 6mm灰渣平均结渣率在4.2-29.4%之间,属难结渣-强结渣煤层。5-3煤层当鼓风强度为0.1m/s时，6mm灰渣平均结渣率在4.3-21.3%之间。鼓风强度为0.2m/s时，6mm灰渣平均结渣率在2.9-37.1%之间。鼓风强度为0.3m/s时, 6mm灰渣平均结渣率在3.3-31.3%之间,属难结渣-强结渣煤层。1.4.2.4煤的低温干馏及焦油产率各煤层原煤焦油产率(Tar，d)：变化在7.2-15.8%之间，其综合平均值在10.2-12.3%之间，属富-高油煤。1.4.2.5煤灰成分、灰熔融性及灰粘度（1）煤灰成分各煤层煤灰成分中硅铝酸盐矿物含量较高，主要为SiO2其值变化在23.05-92.84%之间，其综合平均值在42.77-75.09%之间。AI2O3其值变化在0.00-29.01%之间，其综合平均值在6.59-18.25%之间。其次为CaO，其值变化在1.34-30.80%之间，其综合平均值在5.70-19.23%之间。Fe2O3其值变化在1.52-31.2%之间，其综合平均值在5.86-12.00%之间。其余均为少量。（2）灰熔融性各煤层软化温度(ST)值变化在980-1500之间，其综合平均值在1148-1393之间。其中4-2、4-3、5-2、5-3号煤层综合平均值在1148-1230之间，可属低熔灰分煤。4-4煤层综合平均值为1393，可属高熔灰分煤。（3）灰粘度煤灰粘度是指煤灰在高温熔融状态下的流动特性，与煤灰成分和灰熔融温度密切相关。对于液态排渣的锅炉和气化炉，一般要求灰渣的流动温度(FT)小于1250。FT愈低的煤灰，愈有利于排渣。正常排渣粘度一般为50-100Pa.s，最高不超过250Pa,s，由此可见，煤灰熔融性及灰粘度是评价动力用煤质量的重要指标。（4）各煤层煤灰特征指数在粉煤锅炉的燃烧过程中，炉内灰沉积分为结渣和沾污两种类型，结渣指软化或熔融的灰粒碰撞在水冷壁和主要受辐射热的受热面上生成的熔渣；沾污指灰在高温下凝结于对流受热面上，继续粘结灰颗粒形成的高温粘结灰沉积。各煤层的结渣指数在0.044-0.160之间，积灰指数在0.047-0.332之间。属熔渣倾向低等和中等沾污程度。1.4.2.6其它特征（1）煤中的碳酸盐CO24-2、4-3、4-4、5-2煤层中碳酸盐CO2含量变化在1.30-1.56%之间。5-3煤层中碳酸盐CO2为2.90%。（2）可磨性各煤层可磨性指数变化在43-73%之间，其综合平均值在57-64%之间。表明可磨性指数较小，属中等难磨-难磨煤层。（3）透光率经测试各煤层煤的透光率均在90-98%之间，属长焰煤类。1.4.3煤质基本特征本井田主要为长焰煤和不粘煤，镜质组最大反射率为0.556-0.609%，属煤化阶段。煤的水分(Mad)为3.55-9.15%，灰分(Ad)平均值小于10%，属低灰；全硫(St.d)平均值小于0.4%，属特低硫；发热量Qnet,d平均值为28.41-29.77MJ/Kg，属中高-高热值煤；抗碎强度高，化学反应性强，高热稳定性，煤中有害元素含量低，不具粘结性,较难磨,富油-高油。1.4.4煤的工业用途1.4.4.1动力煤料井田内煤层不经洗选可直接用作发电厂、各种工业锅炉的燃料，煤的抗碎强度高，热稳定性好，适合燃用块煤的炉型，由于其灰、硫、砷、氟含量低，燃烧后灰渣和有害气体较少，污染较轻，环境治理比较容易，煤中砷含量小于8ug/g，是食品工业的优质燃料。1.4.4.2气化用煤陕西省煤炭工业局委托中国动力工程学会进行技术鉴定，认为该煤具有低灰、低硫，夹矸少，发热量高，挥发分高，抗碎强度高，化学反应性强，热稳定性好等优点，适用于固定床煤气发生炉气化。虽然煤的灰熔融性较低，但煤灰成分中CaO含量偏高，能起降低灰粘度的作用。1.4.4.3液化用煤185队专门对榆神矿区金鸡滩矿和电站矿分别采取2-2和3-1煤液化试验资料，送往煤炭科学总院北京煤化学所液化室进行高压反应釜试验，试验报告指出：煤样的煤岩组分中镜质组含量较高，灰分低，加氢液化性能较好，是适于直接液化的原料用煤。1.4.4.4水煤浆用煤1984年，中国矿业大学北京研究生部对神木煤进行制备水煤浆的可行性初步研究，指出该区煤是代油的良好煤种，用于制备代油煤粉和水煤浆都是可行的。1.4.4.5制备超纯煤该区原煤的灰分低，经洗选后浮煤灰分降低到5%左右，浮煤回收率较高，且制备超纯煤的理想原料煤。通过科研单位以及大专院校的科学研究试验，榆神煤还可作高炉喷吹用粉煤，碳化用煤，炼焦配煤，块煤炼块焦新工艺用煤，碳素材料用煤，固体热载体干馏用煤。1.4.5瓦斯通过对本井田4-2、4-3、4-4、5-2、5-3煤层21个瓦斯样品进行测试分析可知(成果见表6-2-1)：自然瓦斯成份以N2为主，CO2次之，CH4少量至微弱。瓦斯含量中CH4含量极其微弱，瓦斯分带属CO2-N2带。据小煤矿调查资料，各煤矿均未发现过瓦斯爆炸事故，因此，本井田无瓦斯危害。但在大型煤矿建设中应加强对瓦斯的监测，防止引起不必要的损失。1.4.6煤尘本次勘探对各煤层煤尘爆炸性均作了测试，17个样品测试结果表明(成果见表6-2-2)：各煤层火焰长度均大于400mm，岩粉添加量大于50%，表明各煤层具有爆炸性危险，在煤层开采和掘进过程中应引起重视。1.4.7煤的自燃倾向根据还原样着火温度及T1-3判断：4-3煤层有部分点属很易燃-易自燃煤层，4-2、4-4、5-2、5-3煤层属不易自燃-不自燃煤层。根据资料介绍，神木煤在秦皇岛港口发生煤炭自燃着火多起，大柳塔煤矿变电所，活鸡兔井田李家畔乡办矿等地下煤层均发生过自燃，因此在生产、贮运等环节中应采取预防措施。2 井田境界和储量2.1井田境界2007年月国土资源部国土资矿划字2007019号文对凉水井井田边界范围进行了调整，将原井田内的小煤矿全部划出本井田。调整后的井田范围有27个坐标点围成。井田面积约为61.34平方公里。本次设计以国土资源部批复的井田边界为准。2.2矿井工业储量本矿井设计只对4号煤层进行开采设计，它的厚度为5.0。本次储量计算是在精查地质报告提供的1：10000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量是由煤层面积、容重及厚度相乘所得，其公式一般为：Zg=SMR (2.1)其中：Zg矿井的工业储量； S 井田水平面积，63.14平方公里； M煤层的厚度，5.0 m； R 煤的容重，1.4t/m3；则：Zg=63.1410000001.45.0 /10000/cos1=39244.47（万吨）2.3矿井可采储量2.3.1矿井设计储量矿井设计储量为工业储量减去设计计算的井田边界保护煤柱和工业广场保护煤柱的储量。2.3.1.1边界煤柱可按下列公式计算 Z=LbMR (2.2) 其中：Z边界煤柱损失量； L边界长度32.157 km b边界宽度；50m M煤层厚度；5.0 m R煤的容重，1.4t/m3则井田的边界煤柱为：32.15710-4505.01.4103=1125.67万吨2.3.1.2工业广场煤柱根据毕业设计制图标准规定：本设计的比例为1：10000，所以取工业广场的尺寸为600m500m的长方形。煤层的平均倾角为1度，工业广场的中心处在井田中央，倾向中央，其中心处埋藏深度为1150，该处表土层厚度为80。主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按1级保护留维护带，宽度为20m。本矿井的冲积层和基岩层移动角见表2.1。表2.1 岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/m115015.08045707070由此根据上述以知条件，画出如图2.1所示的工业广场保护煤柱的尺寸：图2.1 工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为：S=梯形面积=（上宽+下宽）高/（2cos1） =0.405km2 则：工业广场的煤柱量为： Zi=SMR (2.3)式中：Zi-工业广场煤柱量； S -工业广场压煤面积，0.405km2 M -煤层厚度，5.0 R -煤的容重, 1.4t/m3。则：Zi=283.5万吨2.3.1.3大巷煤柱 大巷两侧均留设60m煤柱大巷的长度为4731.10m和9344.62m所以大巷保护煤柱的总长度=4731.10+9344.62=14075.72m大巷保护煤柱=14075.72605.0 1.4/cos(1) =2364.96万吨2.3.1.4总煤柱量 边界煤柱: 1125.67万吨工业广场煤柱: 283.5万吨大巷煤柱：2364.96万吨 总煤柱量=1125.67+283.5+2364.96万吨 =3774.17万吨2.3.2设计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的煤量后乘以采区回采率的储量。采区回采率根据煤矿工业矿井设计规范（GB50215-2005）第2.1.4之规定，厚煤层采区回采率75%，薄煤层采区回采率85%，中厚煤层采区回采率80%。经计算，矿井设计储量为（39244.47-3774.17）0.75=26602.7万吨3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005）矿井设计年工作日330天，地面采用“三八”制，井下采用“四六”制，日净提升时间18小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井建设规模根据国家计委关于榆神矿区二期规划区的批复，以及为满足神木甲醇厂快速发展需要，凉水井矿井建设规模为3.0Mt/a。现根据凉水井井田煤炭资源储量、开采技术条件。矿井的外部建设条件，以及市场因素等方面，对矿井生产能力分析论证如下：3.2.1.1煤层开采技术条件优越本井田内煤层赋存稳定，倾角平缓，平均1度左右，煤层结构简单，水文地质条件及地质构造简单，瓦斯含量低，主采煤层均为厚煤层，其储量占全井田资源量的77.4%。各煤层顶、底板岩性稳定，适合机械化开采，适宜建设大型现代化矿井。3.2.1.2矿井建设外部条件具备矿井交通十分方便，水源、电源条件可靠。邻近的神东矿区大柳塔机电维修和设备租赁中心可为本矿井提供服务；生活福利及文化教育等设施可依托附近的神木县城和锦界开发区，矿井建设外部条件优越。3.2.1.3煤层埋藏浅，开拓系统简单本井田共有可采煤层六层，从上往下依次为等煤层，各煤层埋深浅，各煤层的间距小，因此，宜用斜井开拓，系统简单，建井工期短，投资省，效益好，是建设大型矿井的理想井田。3.2.1.4市场可靠本矿井为神木甲醇厂的配套供煤矿井，甲醇厂一期生产能力0.20Mt/a，耗煤约0.45Mt/a；后期生产能力1.20Mt/a，耗煤约2.40Mt/a。米脂聚氯乙烯厂一起工程0.10Mt，耗煤约0.50，二期规划0.20，耗煤约1.0Mt。故本矿井市场可靠。结合神木甲醇厂一期工程建设情况，根据业主意见，本设计认为为3Mt/a规模比较合适3.2.2矿井服务年限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，26602.7万吨； A -矿井的设计生产能力， 300万吨/年； K -矿井储量备用系数，取1.4.则：T= 26602.7/（3001.4） =63.34（年）既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：确定井型要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。表3.1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角45600及以上7035300-5006030120-2405025201545-90402015154 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。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。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，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：斜井井筒长辅助提升能力少，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。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。 本矿井煤层倾角小，平均1度，为近水平煤层；表土层薄；水文地质情况比较简单，涌水量小；井筒不需要特殊施工，因此可用双立井开拓或双斜井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为双斜井。井筒位置的确定井筒位置的确定原则：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；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；井田两翼储量基本平衡；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；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；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。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。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30公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为600m,宽为500m。4.1.3开采水平的确定及采带区划分井田主采煤层为4号煤层，其它煤层距离较远，前期暂不开采，后期根据需要可采用延伸井筒方式开采4号煤层以下煤层。设计中只针对4号煤层。4号煤层倾角平变化不大，为1，近水平煤层，为实现高产高效，故设计为带区式开采。可采储量为26602.7万吨，服务年限为63.34a。4.1.4主要开拓巷道4号煤层平均厚度为5.0m，赋存稳定，煤层厚度变化不大，煤质硬度较大。故矿井开拓大巷布置在煤层中，留大煤柱护巷，大巷间距60m。由于井田开拓较长，为满足回风需要，单独建设回风立井。一条运输大巷，一条回风大巷和一条辅助运输大巷共三条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，辅助运输大巷和主运输大巷距煤层底板一定距离掘进，回风大巷沿着顶板进行掘进。大巷基本保持与煤层同方向布置。4.1.5方案比较提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：两斜井单水平开采（井筒位于井田中央）主、副井筒均为斜井，布置于井田中央。大巷布置在煤层中，沿底板掘进，局部半煤岩，如图4.1图4.1 两斜井单水平开拓方案二：两斜井单水平开拓（井筒位于井田边界）主、副井筒均为斜井，布置于井田西边界。大巷布置在煤层中，沿底板掘进。局部半煤岩，如图4.1 图4.2 两斜井单水平开拓 方案三：主斜副立单水平开采（井筒位于井田中央）斜井提煤运输能力大，立井辅助运输能力大，为此提出主井采用斜井开拓，副井采用立井开拓。大巷布置在煤层中，沿底板掘进，局部半煤岩，如图4.3图4.3 主斜副立单水平开拓 方案四：两立井单水平开拓（井筒位于井田中央）主、副井筒均为立井，布置于井田中央，只设一个水平。由于辅助运输采用无轨胶轮车，爬坡能力强。大巷布置在煤层中，沿底板掘进，局部半煤岩，如图4.4图4.4 两立井单水平开拓方案比较以上所提四个方案大巷布置及水平数目都相同，区别在于井筒形式和井筒位置不同，以及部分基建、生产费用不同。方案一:斜井单水平开拓（井筒在中央）项 目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段36.00 49944.00 179.80 293.28 基岩段28.739542.00 113.49 副井开凿表土段100.260287.00 173.02 633.21 基岩段80.357308460.18 井底车场岩巷6041874251.24 251.24 小计1177.73 生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)4143.00 1.226602.70.3090.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)5806.04 327876063.340.32大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)85139.28 1.226602.77.620.35小计95088.32 合计费用(万元)96266.05 方案二:斜井单水平开拓（井筒在边界）项 目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段14.60 49944.00 72.92 198.27 基岩段31.739542.00 125.35 副井开凿表土段20.860287.00 125.40 657.79 基岩段92.957308532.39 井底车场岩巷6041874251.24 251.24 小计1107.30 生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元）/t.km)4089.37 1.226602.70.3050.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)5806.04 327876063.340.32大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)91843.16 1.226602.78.220.35小计101738.57 合计费用(万元)102845.87 方案三:主斜副立单水平开拓项 目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段36.00 49944.00 179.80 293.28 基岩段28.739542.00 113.49 副井开凿表土段8.2190709156.38 261.52 基岩段8.1129802105.14 井底车场岩巷12041874502.49 502.49 小计1057.29 生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)19999.02 1.226602.71.49160.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)5806.04 327876063.340.32大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)85139.28 1.226602.77.620.35小计110944.34 合计费用(万元)112001.63 方案四:双立井单水平开拓项 目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段9.20 157860145.23 224.97 基岩段89967279.74 副井开凿表土段8.3190709131.02 236.16 基岩段8.1129802105.14 井底车场岩巷12041874502.49 502.49 小计963.62 生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)6640.03 1.226602.70.131.6排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)5080.28 327876063.340.28大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)85139.28 1.226602.77.620.35小计96859.60 合计费用(万元)97823.22 最后对这这四个方案进行汇总得到如下表开拓方案汇总表方案方案一方案二方案三方案四名称斜井单水平井田在中央斜井单水平井筒在边界主斜副立主井单水平基建费用（万元）1177.731107.31057.29963.62生产费用(万元）95088.32101738.57110944.3496859.6合计（万元）96266.05102845.87112001.6397823.22百分比100%1.0683503691.1634592881.016175692综上通过技术与经济方案比较，方案1是最优方案。即该设计选用双斜井开拓，井筒均布置在井田中央，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、井筒装备及硐室都比立井简单，对生产干扰少；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。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒有前述确定的开拓方案可知主、副井都为斜井，并在井田两翼及最上部的边界内共设三个风井。4.2.1.1主井承担矿井提煤、进风兼作安全出口的任务。井筒断面为半圆拱形，斜长647m，倾角15度，净宽4m，净断面积11.5m2。表土层采用混凝土砌碹，支护厚度350mm，掘进断面为15.5 m2。基岩段采用锚喷支护，支护厚度为100m，掘进断面为13.0mm。为了方便撤煤清理，巷道底板铺设厚100mm混凝土。矿井按满足300万运输能力要求装备有1400mm宽的胶带输送机，设有通讯、照明电缆和消防洒水管路。由于井筒很短，故不设检修装置。但为方便行人，在巷道中间设行人台阶。井筒断面布置如图4.5、图4.6。图4.5 主斜井表土段断面图图4.6 主斜井基岩段断面图4.2.1.2副井担负矿井的设备、材料、人员的提升运输及进风，承担进风兼作安全出口。井筒断面为半圆拱形，净宽5m，斜长1805m，净断面积17.8m2，倾角5度。表土段采用混凝土砌碹，支护厚度400mm，掘进断面积24.2 m2，进入稳定基岩后采用锚杆喷射混凝土支护，喷射混凝土厚度为100mm，掘进断面为20.5 m2。为满足无轨胶轮车运输需要，井筒底板铺设300mm混凝土。井筒断面布置如图4.7、4.8。图4.7副斜井表土段断面图图4.8副斜井基岩段断面图4.2.1.3风井立井担负矿井回风任务，并兼做安全出口，回风立井井筒断面为圆形。井筒净直径5.5m，净断面面积为23.76 m2，表土层掘进断面积为33.18 m2，基岩段掘进断面积1.17 m2，三个边界风井井深分别为85、70、75 m，内设塑钢梯子间作为安全出口，井筒断面布置如图4.9。图4.9 风井井筒断面布置图4.2.1.4风速验算所选定的副井作为进风井，风井作为回风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第九章矿井通风与安全的风速验算可知，所选择的井筒符合风速要求。4.2.2井底车场及硐室本矿井采用斜井开拓方式，主运输机采用输送机运输，辅助运输采用无轨胶轮车自地面直达工作面运输，系统简单，环节少。井底车场有中央水泵房及水仓、中央变电所、消防材料库，各硐室均布置在大巷之间。中央水泵房及水仓容量按容纳8小时正常涌水量设计。井下硐室均采用混凝土砌碹支护。井底车场的形式和布置方式根据矿井开拓方式，井底车场可以简化，井底车场布置如图4.10。图4.10 井底车场平面布置图硐室井底车场硐室主要有：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、机头硐室联络巷等。井底煤仓主斜井井底煤仓为一垂直圆断面煤仓，坐落于主斜井底段，煤仓直径为10 m，有效装煤高度为30 m，经计算煤仓容量为2355 t。煤仓采用上装式布置，通过检修清理斜巷清理。水仓布置及清理水仓布置在井底车场空车线的北侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为327m3/h，最大涌水量为510 m3/h，所需水仓的容量为：Q0=3278=2616(m3)根据水仓的布置要求,水仓的容量为: Q=SL (4.1)式中: Q水仓容量，m3； S水仓有效断面积，15 m2; L水仓长度，192.8 m；则，Q=15192.8=2892 m3由上面计算得知：Q Q0，故设计的水仓容量满足要求。水仓采用水仓清理机清理。井底车场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，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。4.3主要开拓巷道主运输大巷和辅助运输大巷基本沿4号煤层底板布置,局部半煤岩及岩巷，巷道坡度随煤层而起伏,一般0-1，辅助运输大巷局部2，主运输大巷上仓段局部20。主运输大巷铺设混凝土底板，厚度100mm，辅助运输大巷铺设混凝土底板，厚度200mm。主、辅运输大巷均为锚梁网索喷支护矩形断面，掘进宽度为6m，高为3.6m与3.8m设计掘进断面为21.6m2和22.8m2。主运输大巷和辅助运输大巷断面特征如图4.11和4.12。总回风大巷基本沿煤层顶板掘进，布置在岩层中，回风大巷断面及支护特征均相同，为锚梁网索喷支护矩形断面，掘进宽度为6m，高为3.7m，设计掘进断面为和22.2m2，净断面为20.3 m2。回风大巷断面特征见图4-13。图4.11 主运输大巷断面图图4.12 辅助运输大巷断面图图4.13 回风大巷断面图5 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（一带区）位于井田东北部。带区走向平均长约2.8 km，倾向长平均约1.8 km，带区垂高44 m。5.1.2带区煤层特征本首采区所采为4-2煤层，其煤层特征见表5.1：表5.1 4-2煤层特征表煤层名称煤厚平均倾角结构稳定性容重普氏硬度牌号4-25 m1单一稳定1.4 t/m3f=3-4w.y.本首采带区煤层瓦斯含量较低，主要涌出气体为CH4，另有少量CO2，其绝对瓦斯涌出量为0.61 m3/min；瓦斯涌出量较小。煤尘无爆炸性和自燃倾向性。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况4-2煤层顶板岩性以粉砂岩、细粒砂岩为主，局部为中粒砂岩和泥岩，厚度0.5526.72m，偶见泥岩伪顶。煤层底板岩性以粉砂岩为主，局部为细粒砂岩和泥岩，厚度0.5124.03m，偶见泥岩、粉砂岩底板。5.1.4水文地质矿井正常涌水量327/h，最大涌水量为510/h。5.1.5地质构造凉水井井田位于榆神矿区东北部，井田内地层平缓，倾角不足1，构造总体趋势为倾向NWW的单斜构造，在此基础上发育一些极其宽缓的小型波状起伏，未见岩浆岩。小型波状起伏，未见岩浆岩。从4号煤煤层底板等高线图上可以看到，在井田西部P120-L10-LK21号钻孔连线一带为南北向波峰，在LK7-L7号钻孔连线一带为南北向波谷，最大起伏44.68m。该波峰在上部各煤层底板等高线图上均有反映，具继承性，但在幅度及规模上变得越来越小；中部相对平坦；东部相对抬升，起伏10m左右，坡角小于1。5.1.6地表情况该工作面位于凉水井井田东北部，地表为波状沙丘地，地势较为开阔，工作面中间高，两边低。植被以沙柳、沙蒿、柠条、沙打旺为主。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，不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘斜巷、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度可保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果显著，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面，都有显著提高和改善。本设计矿井运输和辅运大巷布置在煤层中，回风大巷布置在岩层中。辅助运输采用无轨胶轮车。带区准备方式存在的问题，如辅助运输、行人比较困难的问题在采用无轨胶轮车后可以很好的解决。故采用带区准备方式，以下就带区巷道布置及其生产系统进行说明。5.2.2带区巷道布置带区煤柱由后面通风设计确定工作面采用两进一回的布置方式，每个工作面共布置三条斜巷，一侧布置两条，均为进风巷，靠近工作面煤壁的一条巷道兼做运输、行人巷；另一条为辅助运输巷。工作面另一边为回风巷。一般主、副井部分大巷贯通形成通风回路之后就可以布置回采巷道，工作面产量大，瓦斯涌出量小，采用中央边界式通风就可满足工作面的风量要求。斜巷煤柱：工作面两边靠近工作面的两条斜巷之间留设20m煤柱，。区段要素首采带区位于大巷东北侧，走向长平均2800m，倾向长平均1800m。带区内划分8个分带，分带平均长2800m，宽240m,工作面长200m，3条斜巷均为5m宽，3m高，加上煤柱，分带宽为240m。开采顺序首采带区为一带区，然后依次采二、三、四、五、六带区。带区内分带煤柱留设较宽采用双翼开采方式，首采工作面为42101工作面，然后依次开采下一个工作面。在采空区上覆岩层移动稳定后，利用连采机采用房柱式采煤法回收煤柱。回收率按50%计算。带区通风带区内各工作面采用两进一回偏u型通风系统，即：工作面西侧（进风侧）布置两条进风巷，东侧（回风侧）布置一条巷道，两条进风巷，一条回风巷。带区运输带区内区段运输斜巷设B=1400mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，带区内辅助运输采用无轨胶轮车运输，材料车从副井进来，经辅助运输大巷到回采工作面的辅助运输斜巷，再到工作面。5.2.3带区生产系统运煤系统煤由工作面刮板运输机斜巷转载机、破碎机斜巷胶带输送机大巷胶带输送机井底煤仓主斜井胶带输送机地面。辅助运输系统地面副斜井辅助运输大巷工作面斜巷工作面通风系统带区42101工作面风流路线为： 主斜井 主运输大巷 工作面主运斜巷 工作面副斜井 辅助运输大巷 工作面辅运斜巷 工作面回风斜巷 回风大巷东回风立井排矸系统巷道沿煤层掘进，矿井投产后，基本不产生矸石，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、斜巷运输机机头硐室时产生的少量矸石，采用无轨胶轮车搬运排弃在井下废旧巷道中，矸石不出井，因此在地面不设排矸系统。供电系统供电：地面变电站副斜井中央变电所主运输大巷辅助运输斜巷工作面排水系统在工作面42101巷、42102巷各敷设一趟4寸管路，在421011巷、42102巷低洼处各建一水窝，水由工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排出。在水窝处备两台22KW水泵，一台使用，一台备用。水流方向：工作面 辅运斜巷 辅助运输大巷 副井井底水仓 地面5.2.4带区内巷道掘进方法带区内所有工作面斜巷均沿底板掘进，采用连续采煤机及其配套设备施工，后配备皮带和SGW-40T型溜子组成的机械化掘进，采用连续采煤机割煤，梭车、给料破碎机、加皮带、溜子运煤，双巷同时掘进，每隔100m掘联络巷贯通。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：可通过联络巷构成通风回路，在掘联络巷贯通前的独头段采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-型2*55KW局扇，通风方式为压入式。5.2.5带区生产能力及采出率5.2.5.1带区生产能力由于大采高工作面产量大，只布置一个大采高工作面即可满足矿井产量要（1）日产量计算： （5.1）式中:M 采高，5.0m； B 循环进尺，0.80m； 煤容重，1.4t/m3； C工作面采出率，取0.93； N每日循环数目，取9； L工作面长度，200m。 由上式计算得出Qr10837t。(2)矿井实际年产量计算：根据矿井年生产日为330天计算，则矿井实际年产量为Qr3303.57Mt。(3)带区实际生产能力:QB=K1K2Qi （5.2）式中: QB带区生产能力； K1带区掘进出煤量系数，取1.05； K2工作面之间出煤影响系数；取0.98； Qi单个工作面年产量，3.57Mt。 由上式计算得出采区实际生产能力QB3.67Mt。5.2.5.2带区采出率带区内留设的煤柱，利用连采机房柱式采煤法回收，回收率为50%。部分煤炭资源损失。因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。带区工业储量由下式计算： Q = SMR10-4 （5.3）式中：Q带区工业储量，Mt； S带区面积，m2； M煤层厚度，5 m； R煤的容重，1.4 t/m3。则：Q =49558041.4510-6 =34.69（Mt）采用下面公式计算带区采出率： （5.4）带区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占7%；工作面顶煤煤皮损失；带区内区段煤柱不可回收部分损失；带区内断层煤柱损失等。带区实际出煤量 Q =LL1NMRC1K1 （5.5）式中：L工作面倾斜长度，200 m； L1分带除煤柱后长度，2745.8 m； N分带数，8个； M煤层厚度，5 m； R容重，1.4 t/m3； C1工作面采出率，0.93；代入数据: 2002745.8851.40.9310-6=28.6 Mt则：带区采出率 = 28.6/34.69100%=82.4%根据煤炭工业设计规范规定：采（盘）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82.4%，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断层：该工作面地质构造简单，掘进过程中未发现断层；褶曲：基本为一轴向南北的背斜构造；水文地质：掘进过程中发现少量煤墙、底板渗水现象，预计顶板初次跨落时，出水量较大，应提前在两巷安装配套排水设施带区所采煤层为4-号煤层，平均厚度5米，煤层倾角01，为近水平煤层，结构单一，赋存稳定。带区内无大断层影响。煤质硬度为34，煤的容重为1.4tm3。煤层直接顶为粉砂岩，厚度411m；老顶为中砂岩，厚度25m；直接底为粉砂质泥岩，厚度1.2m；老底为细砂岩，厚度4.25m。带区瓦斯涌出量极小，煤无自燃倾向性，煤尘无爆炸性。正常用水量为327m3/h，最大用水量为510m3/h。6.1.2确定采煤工艺方式根据带区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：6.1.2.1分层综采工艺的特点（1）优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0-3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93-97%以上。（2）缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。6.1.2.2放顶煤工艺(1) 优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；(2) 缺点：煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大 。6.1.2.3一次采全高工艺（1）优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。（2）缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易片帮；采高固定，适应条件单一。比较上述3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步确定选择放顶煤或一次采全高的回采工艺较合理。结合矿井实际条件，瓦斯涌出量小，煤质硬度较大，顶煤放煤困难，且放顶煤回采率低，本煤层平均厚5m，采高5m，工作面回采率比放顶煤要高很多。故确定工作面采用一次采全高回采工艺。后退式自然跨落法采煤。6.1.3回采工作面参数根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进；工作面长度为200m，斜长平均2800m；煤厚5m，采高5m，顶部留煤皮。工作面布置三条斜巷：一侧布置两条，均为进风巷，靠近工作面煤壁的一条巷道布置皮带，作为运输，另一条做为行人巷；另一侧布置一条，为一条为回风巷。斜巷断面均为5m宽，3.0m高；斜巷间煤柱，工作面两边的两条斜巷之间留设20m煤柱。斜巷之间每隔100m掘联络巷贯通。工作面配套设备见表6.1。表 6.1工作面配套设备采煤机液压支架刮板输送机SL500DBTSchitd 255550 24319PF4-11326.1.4采煤工作面破煤、装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽。结合矿上实际使用情况，工作面选用德国艾克夫公司生产的SL500电牵引采煤机，德国DBT公司生产的PF4-1132型刮板输送机。双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。采煤机及刮板输送机技术特征见表6.2、6.3。进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀。进刀方法：机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.80米后停机；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50米左右。（进刀方式如图6.1）图6.1 采煤机斜切进刀示意图表 6.2采煤机技术特征项 目单 位数 目型 号SL500制造厂家德国 艾克夫公司采 高m2.75.2截深m0.8滚筒直径m2.7截割功率kW2750牵引方式电牵引牵引速度m/min031.8牵引功率kW290机面高度m2.2卧底量m0.625生产能力t/h4000表6.3 刮板输送机技术特征型 号SGZ1000/1200设计长度（m）200运输能力（t/h）2000链速(m/s）1.28电动机型号KBY680-160功率（kW）6002转速（r/min）1486电压（V）1140牵引形式销轨式减速器速比36:1布置方式平行布置中部槽规格（mm）15001000337圆环链规格（mm）238137刮板链形式中双链刮板间距（mm）1096紧链方式液压马达紧链卸载方式端卸6.1.5采煤工作面支护方式支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用德国DBT公司生产的二柱式掩护支架及其相配套的端头支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架6架，中间架114架，共计120架。支架技术特征见表6.4。表6.4 支架技术特征项目单位数目型 号DBTSchitd 255550 24319型 式二柱支撑掩护式支撑高度m2.55.5支架宽度m1.611.82中心距m1.75初撑力kN22944工作阻力kN8638支护强度MPa1.1泵站压力MPa31.535.7支架重量t27.5支护面积 m8.85支架最大长度m7.515制造厂家德国DBT公司支架支护强度的验算：结合矿上实际情况，工作面液压支架支护强度按工作面最大采高的八倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算：F8HRgS （6.1）式中：H工作面采高，5.0m； R上覆岩层密度，2.3103kgm3； F计算工作阻力，kN；则：F85.02.31039.88.85 7979.16kN根据支架说明书提供的支架工作阻力为8638KN大于8倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由EHP3K20053型乳化液泵提供，乳化液泵压力设计为31.5MPa 。顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。移架及推溜方式该液压支架采用先进的电液控制系统，可实现多种移架方式及推溜方式：支架可实现的四种移架方式：邻架自动顺序移架；成组顺序移架；煤机和支架联动移架；手动移架。工作面可实现的四种推溜方式：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，及为减轻工人劳动强度，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。拉架滞后底滚筒35架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架（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及时拉过超前架并打出护帮板；6.1.6端头支护及超前支护方式机头、机尾贴帮柱及切顶柱打法及要求机头打一排贴帮柱，从切顶线向外打10m，柱距1.0m，帮要背实；当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离小于1米时，打两根切顶柱，单体柱均匀布置;当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离大于1m时，打密集柱切顶，柱距200mm。并且迎山有力。工作面采用FLZ3820110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。1.辅助进风巷的超前支护从煤壁线向外20m超前支护，为二排支设，离工作面煤柱侧米打20m一排单体柱，柱距1m；另一侧距煤柱1米打20m一排单体柱，柱距1m。2. 胶带运输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。3.机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,木垛距离不超过3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。4.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）。超前支护管理1.超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。2.超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.7m安全出口和运送物料通道。3.当机组行至工作面两头距巷道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。4.在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m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各工艺过程注意事项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。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350550mm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。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。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。对工作面端头架支护的管理工作面机头采用4台端头支架，机尾采用2台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护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。3.当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。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。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5m/min左右。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。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。6.1.8采煤工作面正规循环作业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。工作面为一次采全高，设计采高为5.0m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10米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“四六”制作业（一个班检修，三个班生产），均执行现场交接班制，每班有效工时为六个小时。循环方式为每个生产班进3个循环，日进9个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备表见表6.5。表6.5 劳动组织配备表班 次定 员生产一班生产二班生产三班检修班采煤机司机22228移架推溜工22228工溜 司机11114转载机司机11114泵站 司机11114皮带 司机3331221端头维护工333413清 煤 工2226看 电缆 工1113班 长333312验 收 员1113电 工11158库 工33合 计2121213497 循环作业图表技术经济指标1.循环产量按下列公式计算：Q1 L1SM1PC （6.2）Q2 L2SM2PC （6.3）Q Q1 + Q2 （6.4）式中： Q1割5.0m采高段一刀煤产量，t； Q2割过渡段一刀煤产量，t； Q循环产量，t； L1工作面5.0m采高段倾斜长度，m； L2工作面过渡段倾斜长度，m； S循环进度，0.8m； M1工作面中段采高，5.0m； M2工作面过渡段采高，取平均值4.35m； P煤的容重，1.4tm3 ； C工作面可采范围内回采率，93；则：Q1=（20020) 0.855.01.40.93 =996.03t Q2= 200.854.351.40.93 =96.28t循环产量：Q= Q1 + Q2 = 996.03 + 96.28 = 1092.31t日产量 = Q日循环数=1092.319 =9830.79t2.吨煤成本根据矿上实际数据取为32元/吨，工作面主要技术经济指标见表6.6。表6.6 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m2002采 高m5.03煤的容重t/m31.44循环进度m0.85循环产量t6日循环数个97日产量t9830.798回采工效吨/工80.99坑木消耗m3/万t610回采率%93.711吨煤成本元/吨326.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式布置方式工作面瓦斯涌出量为0.61 m3/t，生产能力为300万t/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，确定采用偏u型通风方式。工作面回采巷道布置方式为两进一回，每个工作面共布置三条斜巷，一侧布置两条，均为进风巷，靠近工作面煤壁的一条巷道布置皮带，另一条做为运输、行人巷；另一侧布置一条为回风巷。采用连续采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。煤柱尺寸工作面的两条斜巷之间留设20m煤柱。6.2.2回采巷道参数断面斜巷、联络巷断面均为5m宽，3.5m高。采用胶带输送机运煤，无轨胶轮车辅助运输，故42101皮带斜巷布置1400mm宽的皮带运煤，辅助运输斜巷临近工作面铺轨布置设备列车外，不布置设备，只在42101进风斜巷和42101回风斜巷布置排水管路，在42101斜巷布置动力电缆。支护各斜巷断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为5.0m，高为3.5m，设计掘进断面为和49.38m2，净断面为17.5m21.顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.4米，杆尾螺纹为M22，规格型号20#M222400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335（先放），另一支规格为Z2360（后放），钻孔直径为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5050mm、5.51.1m。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250mm。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3m，间距2.0m，距帮1.65m。2.巷帮支护锚杆形式和规格：顺槽煤柱侧为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度。网片规格：顺槽煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮, 规格型号：5050mm、3.01.1m；工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆加挂铁丝塑料编织网护帮，不采用金属网。锚杆布置：锚杆排距1m，每帮每排4根锚杆，间距800mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板450mm，起锚高度800mm。帮支护最大滞后顶支护为3m，严禁空顶支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。7 井下运输7.1概述7.1.1矿井设计生产能力及工作制度矿井煤层埋藏浅，储量丰富，煤质优，厚度大，煤层生产能力大，井型为300万t/a。矿井工作制度为“四六”制，三班生产，一班检修，每天净提升时间为18小时，矿井设计年工作日330天。7.1.2煤层及煤质4-2煤层区内见煤点50个(含4个实测点)，其中可采48点，可采概率0.96。煤层厚度5.0m，标准差0.48，变异系数0.16。含夹矸0-3层，夹矸厚度0.06-0.75m，一般0.20m左右，岩性多为泥岩和粉砂岩。7.1.3运输距离和货载量斜巷平均运距为1400m, 最大运距2800m；大巷平均运距为2157m，最大运距4957m。故从井底车场到工作面最大运距为4957m。带区内布置一个工作面、两个连采面（掘进面）保产，设计大采高工作面日产量9830.79t,连采面日产量1360.3t，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，其运量见表7.1。表7.1 辅助运输量人员（人/班）正常生产材料、设备（t/班）工作面安装、搬家材料设备（t/d）支架（架/d）安装设备（t/d）一带区525210412（安）21（搬）110（安）220（搬）7.1.4矿井运输系统运输方式运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件简单，为近水平煤层，且运输距离较远，故采用胶带运输机运煤。辅助运输：如今，辅助运输的落后已成为提高矿井全员效率的最大障碍之一。辅助运输机械化不仅可以节省大量人员，而且可以提高工时利用率，增加采掘工作面的产量和进度，大大减小设备搬家停产时间，提高设备效率。矿井无轨辅助运输方式应运而生。无轨辅运车辆在高产高效矿井中主要完成材料，设备和人员的运输任务。运输系统1.运煤系统：大采高工作面皮带斜巷主运输大巷主斜井井底煤仓主斜井地面连采机工作面连采面皮带斜巷主运输大巷主斜井井底煤仓主斜井地面2.运料系统：地面副斜井辅助运输大巷辅助运输斜巷大采高工作面地面副斜井辅助运输大巷连采面辅助运输斜巷连采机工作面3.人员运送系统：地面副斜井辅助运输大巷各个工作地点4.运矸系统：矿井巷道均沿煤层底板掘进，矿井投产后，基本不产生矸石，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、斜巷运输机机头硐室时产生的少量矸石，采用无轨胶轮车搬运排弃在井下废旧巷道中，矸石不出井，因此不专门设排矸系统。7.2设备选择7.2.1设备选型原则：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；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；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；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；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：刮板运输机型号为SGZ1000/1200，转载机型号为PF4-1132；破碎机型号为Wb1418；顺槽皮带型号为SST。各设备技术特征见表7.2、标7.3、表7.4、表7.5。表7.2 刮板输送机技术特征型 号SGZ1000/1200设计长度（m）200运输能力（t/h）2000链速(m/s）1.28电动机型号KBY680-160功率（kW）6002转速（r/min）1486电压（V）1140牵引形式销轨式减速器速比36:1布置方式平行布置中部槽规格（mm）15001000337圆环链规格（mm）238137刮板链形式中双链刮板间距（mm）1096紧链方式液压马达紧链卸载方式端卸表7.3 转载机技术特征项 目单 位技术 特征型 号PF4-1332生产能力t/h2500运输机长度m27.5总装机功率kW315电压等级V1140链速m/s1.54中部槽尺寸长1500宽mm1332高mm284工作面与运输顺槽中的运输设备采用转载机连接，为使煤块有合理的块度，在转载机上安装破碎机，其型号及技术特征见表7.4。表7.4 破碎机技术特征项 目单 位技术 特征型 号Wb1418通过能力t/h3000整机重量t19总装机功率kW315电压等级V1140中部槽尺寸长mm3000宽1700高mm2000表7.5 斜巷皮带技术特征项 目单 位技术 特征型 号SST生产能力t/h2500皮带宽度mm1400电压等级V1140带 速m/s3.5运输能力验算设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为2000t/h，工作面刮板运输机生产能力为2500t/h，转载机的生产能力为2500t/h，破碎机通过能力为3000t/h，顺槽皮带通过能力为2500t/h，盘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。7.3大巷运输设备选择7.3.1主运输大巷设备选择因采用连续采煤机掘进，长璧回采工作面采用大采高综采设备回采，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。设计长壁回采工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为2200t/h，带区皆不设缓冲煤仓，长壁长壁回采工作面顺槽带式运输机来煤和连续采煤机来煤同时直接装载到大巷带式输送机上。大巷带式输送机承担全矿年产300万t煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。装备一台B=1400mm,V=4m/s的钢绳芯带式输送机，输送能力2500t/h,采用CST可控启动装置，配YB630-4型电动机，大巷带式输送机见表7.6。表7.6 大巷带式输送机主要技术参数项 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P1：P2：P31 ：1 ：1胶带安全系数6.74驱动滚筒布置及个数头部双滚筒、尾部单滚筒驱动滚筒直径mm1000驱动控制方式CST加鼠笼电动机电机台数及功率kW3800（防暴）减速器型号及速比CST630KS i=19.25 3台拉紧中部自动绞车拉紧7.3.2辅助运输大巷设备选择设计矿井大巷和顺槽巷道均采用连续采煤机双巷掘进、锚杆支护，回采面为大功率采煤机进行大采高开采，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度大为加快，需要一种更方便、更灵活机动和快捷的运输方式与之相配套，胶轮车运输是在全世界广泛使用和长期证明与连续采煤机掘进、回采面快速推进相配套的有效辅助运输方式，该方式除了设备一次投资高和设备维护量较大外，系统敷设与维护工作量极少，且很少受到中间环节的干扰，运输非常灵活，这就是为有效利用工时、实现快速采掘创造了有利的条件。故辅助运输采用无轨胶轮车,井底车场中设人员乘车站、材料设备换装站。井下运输车辆特征及用量见表7.7。表7.7 井下运输车辆特征及用量序号设备名称型号数量用途备注1支架搬运车912E2搬运支架艾姆科2多功能运输车MYNE TRUCK6运送材料设备道米诺3矸石运输车MP-1502运送矸石伽利克430座人车913BUS2运送人员艾姆科5小型人车MYNE TAXI42指挥抢险道米诺6装卸车MYNE LOADER2装卸货物道米诺表7.8 井下运输车辆性能参数912EMYNE TRUCKMP-150913BUSMYNE TAXI4MYNE OADER柴油机参数型号Cat3306MWMD916-6MWMD932-8Cat3304PCMWMD916-4MWMD916-4功率11248112754873.5转速180025002300230025002500胶轮车结构参数启动方式液压蓄能液压蓄能液压蓄能液压或手动液压蓄能液压蓄能传动方式齿轮变速箱齿轮变速箱齿轮变速箱液力变矩器齿轮变速箱液力变矩器齿轮变速箱液力变矩器轮胎个数444444制动装置四轮盘闸液压操作弹簧制动四轮盘闸液压操作弹簧制动四轮盘闸液压操作轮装盘式弹簧液压四轮盘闸液压操作弹簧制动四轮盘闸液压操作弹簧制动自重kg2500080001920012500710011245外形尺寸mm950021301900878221001700905022001700876320021880572421801700771523201750胶轮车性能参数最大速度m/s4.178.893.334.178.895重载最大爬坡能力14.51516141515最大载荷t255020.630人0.93.0选装件铲板铲斗叉车铲板铲斗铲板铲斗集装箱人车30座铲板叉车生产厂家美国艾姆科澳大利亚道米诺英国伽利克英国艾姆科澳大利亚道米诺澳大利亚道米诺7.3.3运输设备能力验算主运输设备设计长壁回采工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为2200t/h，带区皆不设缓冲煤仓，长壁长壁回采工作面顺槽带式运输机来煤和连续采煤机来煤同时直接装载到大巷带式输送机上。大巷胶带运输机运输能力为2500t/h，能满足要求。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52人，所选的MT-16型14座人员运送车四辆，TY2/4FB型轻便货车4人座轻便货车4辆。一次运送能力72人，可以满足人员运送要求。正常生产期间材料、设备运量为每班52t，根据运距5650m，平均行车速度10km/h，装卸载调车等车时间0.5h/次，牵引车每班可运行5次，所选15t牵引车2辆，每班运输能力为75t，大于每班运量，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300万t/a ，服务年限63.34年。煤层的埋藏浅，厚度大，储量丰富。矿井属低瓦斯矿井，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性。矿井工作制度为“四六”制，三班采煤，一班检修，每天净提升时间为18小时，矿井设计年工作日330天。矿井开拓方式为斜井单水平开拓，水平标高1275m。主斜井倾角15，净断面15.5m2，净宽4m，斜长647m；副斜井倾角5，净断面17.8 m2，净宽5m，斜长1805m。主斜井采用胶带输送机提升，副斜井采用无轨胶轮车运输。井下主运输采用胶带输送机运输，辅助运输采用无轨胶轮车。8.2主副井提升8.2.1主井提升设备选型矿井设计生产能力为300万t/a，属特大型矿井，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647m，装备一台B=1400mm，V=4m/s,=16的钢绳芯带式输送机，输送能力1600t/h，采用CST可控启动装置2套，实现头部双滚筒驱动，配YJS500-4型电动机2台，采用尾部重载车式拉紧方式。主斜井带式输送机选型计算主要技术参数见表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mm1400运量t/h1600带强N/mmST2500 阻燃带速m/s4轴功率kW1207功率分配P1：P21 ：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mm1280驱动控制方式CST加鼠笼电动机电机台数及功率kW2800（防暴）减速器型号及速比CST750KV i=24.57 2台拉紧尾部重载车式拉紧运输能力验算矿井设计日产量为9830.79t，设计净提升时间为18h,平均每小时提升量为546.16t，小于主斜井胶带输送机提升能力。设计长壁大采高回采工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为2200t/h，主斜井输送机运输能力为1600t/h,两者之差为600t/h，在主斜井井底设置一垂直圆断面井底煤仓，坐落于主斜井底段，煤仓直径为10m，有效装煤高度为30m，容量为2355t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主斜井输送机可以满足瞬时最大出煤的运输任务。8.2.2副井提升设备选型由于副井采用斜坡道布置，角度不大于5，无轨胶轮车可以直接从地面开到井底车场，各种存车、维修、加油等硐室都可以布置在地面，副井提升比较简单。9 矿井通风及安全9.1矿井概况、开拓方式及开采方法9.1.1矿井地质概况凉水井井田位于榆神矿区东北部，井田内地层平缓，倾角不足1，构造总体趋势为倾向NWW的单斜构造，在此基础上发育一些极其宽缓的小型波状起伏，未见岩浆岩。小型波状起伏，未见岩浆岩。从4号煤煤层底板等高线图上可以看到，在井田西部P120-L10-LK21号钻孔连线一带为南北向波峰，在LK7-L7号钻孔连线一带为南北向波谷，最大起伏44.68m。该波峰在上部各煤层底板等高线图上均有反映，具继承性，但在幅度及规模上变得越来越小；中部相对平坦；东部相对抬升，起伏10m左右，坡角小于19.1.2开拓方式井田开拓采用斜井单水平带区式开拓，水平标高+1275m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分六个带区，西区北翼为一带区、南翼为二带区；西区南翼为六带区、北翼为五带区；中间部分分别为三带区和四带区。矿井服务年限为63.34a。9.1.3开采方法带区内布置一个大采高工作面保产，工作面长度200m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置三条顺槽，留大煤柱护巷，工作面回采后采用连采机房柱式回收煤柱。工作面一侧两巷之间护巷煤柱为20m。大采高工作面生产能力为11718t/d，每日推进度为7.2m，采煤机选用德国SL500采煤机，截深0.8m，日进9刀。大采高工作面装备的部分机电设备见表9.1。表9.1 大采高工作面部分机电设备一览表地点机电设备名称容量1工作面SL500采煤机2750 kw2工作面PF4-1132刮板输送机1400 kw3皮带斜巷PF4-1132转载机315 kw4皮带斜巷SST运输机1400 mm5工作面二柱掩护式支架8638 kN为了保证生产正常接替，前期东区安排两个独立通风的煤层平巷掘进头，后期东区安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个西区煤层大巷掘进头。9.1.4变电所、火药库井下大巷采用无轨胶轮车辅助运输，仅井底车场采用电机车运输，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工作制度、人数各工作面均采用四六工作制。井下同时作业的最多人数为400人，综采面同时工作最多人数97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：矿井至少要有两个通地面的安全出口；进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；北方矿井，冬季井口需装供暖设备；总回风巷不得作为主要行人道；工业广场不得受扇风机的噪音干扰；装有皮带机的井筒不得兼作回风井；装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；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：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。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、中央边界式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9.2。表9.2 通风方式比较通风方式中央并列式中央边界式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；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，有时初期投资稍大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道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，水平标高为+1275m。煤层为近水平煤层，矿井年产量300万t，为大型矿井，井田走向长度大于8km，煤层倾角小，为近水平煤层，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性，瓦斯涌出量小，矿井风量很大。根据以上分析，确定技术可行的方案为：中央边界式通风。9.2.3矿井主扇工作方式选择煤矿主扇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：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；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。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。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。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。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。综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。而矿井瓦斯涌出量大，需风量也大，且周围小煤窑较少，采用抽出式通风比较安全，漏风小。因此，确定该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.能够有效地控制带区内风流方向、风量大小和风质；2.漏风少；3.风流的稳定性高；4.有利于排放沼气，防止煤尘自燃和防尘；5.有较好的气候条件；6.安全经济合理技术。带区通风的基本要求：1.每个带区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；2.工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；3.煤层倾角大于12时，不能采用下行风；4.回采工作面的风速不得低于1m/s；5.工作面回风流中沼气浓度不得超过1；6.必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；7.要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；8.机电硐室必须在进度风流中；9.采空区必须要及时封闭；10.要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。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，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；下行风运输设备在回风巷运转安全性差；下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。通过对上行风和下行风的比较，确定工作面通风为上行通风方式。9.2.6回采工作面进回风巷道的布置采场通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前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”型通风：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”型通风：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”型通风：当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的只要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放炮烟、煤尘速度快。“Z”型通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。“H”型通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力确定定采用“U”型后退式通风方式。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，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下顺槽的风量乘以1.2。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。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,应按沼气(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。按沼气涌出量计算：根据矿井安全规程规定，回采工作面回风巷风流中瓦斯和二氧化碳的浓度不得超过1。本矿瓦斯绝对涌出量为0.61 m3/min，以瓦斯涌出量计算工作面风量。即：Qai=100QgaiKai （9.1）式中： Qai第个回采工作面实际需风量，m3/min； Qgai该采煤工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，m3/min； Kai该采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai1.5；工作面需风量：Qa大=100qgaiKai=1000.611.5=91.5（m3/min）取为：Qa大=91.5（m3/min）按工作面气温与风速的关系计算：采煤工作面应有良好的劳动气候条件，起温度和风速应符合下列要求，见表9.3。表9.3劳动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按下式计算：Qwi60vwiSwi （9.2）式中： vwi第i个回采工作面风速，进风流温度18-20，取Vai=0.9 m/s； Swi第i个回采工作面有效通风断面，取14.1 m2；对于综采工作面，使用下述近似式计算：使用支撑式支护时，Swi =3.75（M-0.3）使用掩护式支护时，Swi =3（M-0.3）所以S=3*（5-0.3）=14.1 m2故工作面风量：Qwi=601.514.1=1269（m3/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。Qa大=4Nai （9.3）式中： 4 每人每分钟供给4 m3的规定风量，m3/min； Nai第i个工作面同时工作的最多人数，取40人。故大采高工作面风量：Qa大=440=160（m3/min）由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为： Qa大=1269（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。每个回采面：Qmin0.2560Sai（m3/min） （9.4）Qmax460Sai（m3/min） （9.5）式中： Sai第i个工作面的平均断面积m2对于大采高工作面：Sa大 =14.1m2 211.5m3/minQa大3384m3/min由风速验算可知，Qa大 =1269m3/min符合风速要求。9.3.2备用面需风量的计算按下式计算：Q备=0.5Q大（m3/min） （9.6）式中：Q备备用工作面所需风量，m3/min。所以：备用工作面所需风量为：Q备=0.51269=634.5（m3/min） 9.3.3掘进工作面需风量矿井生产前期，为保证生产正常接替，在正常生产期间，东区安排两套独立通风的连采机煤层平巷掘进头，后期东区仍为两个独立通风的煤层平巷掘进头，但在东区增加一个煤层大巷掘进头。通风方式：由于采用连续采煤机掘巷，必须为双巷或三巷掘进。利用联络巷贯通，可自行形成风路，在无联络巷贯通时的独头段采用压入式局部通风机通风。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：Qai =100QgaiKai （9.7）式中： Qai 第个掘进工作面实际需风量，m3/min； Qgai该掘进工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，m3/min； Kai 该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai1.5；则工作面需风量：Qa掘=100qaiKai=1000.611.5=91.5（m3/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。Qai=4Nai （9.8）式中： 4 每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min； Nai第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。故连采机掘进工作面风量：Qa掘=460=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：Qa掘=240（m3/min）9.3.4硐室需风量按经验值给风量：机车检修、充电硐室：Q充=100（m3/min）火药库：Q火=100（m3/min）矿井煤层为近水平煤层，辅助运输方式为无轨胶轮车，盘区内各工作面设备材料均可由无轨运输设备运到各使用地点，故只在井底车场处布置各硐室，带区内不布置硐室。9.3.5其它巷道所需风量各个其它巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值，这里按矿井总需风量的10%计算。9.3.6矿井总风量矿井的总进风量，应按采煤，掘进，硐室及其它地点实际需要风量的总和计QmQwtQhtQrt110%km （9.10）式中：Qm 矿井的总进风量，m3/min； Qwt采煤工作面和备用面所需风量，m3/min； Qht 掘进面所需风量，m3/min； Qrt 硐室所需风量，m3/min； 110%其它地点所需风量之和按矿井总需风量的10%计算； Km 矿井通风（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）系数， 可取1.15-1.25，取1.2。Qm=(1950+240+200)110%1.23200 m3/min通风困难时期Qm=(1950+240*2+200)110%1.23500 m3/min9.3.7风量分配通风容易时期和困难时期的确定在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及带区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。其通风容易时期在东区正常回采期间，困难时期在东区接替时期。在通风容易时期：东区有一个回采工作面、一个备采工作面、两个连采机掘进工作面。在通风困难时期：东区多增加一个大巷掘进工作面。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，上下顺槽的风量乘以1.2。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。1.大采高工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，工作面风量为：Q进=13001.2=1560 m3/min2.准备工作面：Q备=6501.2=780 m3/min3.掘进工作面：Q掘=2401.2=2884.机车检修、充电硐室：Q充=1001.2=120m3/min5.火药库：Q火=1001.2=120m3/min6.其它巷道：Q其它=2401.2=288m3/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9.4。表9.4 井巷风速验算表井巷名称数值（m/s）副井井筒3.28硐室0.09带区轨道斜巷0.76带区运输斜巷0.76工作面1.52带区回风斜巷1.52回风大巷2.87风井2.469.4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。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.4.1矿井最大阻力路线在矿井通风风路，由于其风量大，风路长，且工作面及上下顺槽的通风阻力系数大，故通风阻力将最大。根据矿井通风网络图9-1和图9-2得出各时期最大通风阻力路线为：通风容易时期：副井井口145，678910111213地面；图9.1通风容易时期通风困难时期副井井口145，678910111213地面；图9.2通风困难时期9.4.2矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力：hfr =aLUQ2/S3 （9.12）式中： hfr巷道摩檫阻力； L、U、S分别是巷的长度、周长、净断面积； Q分配给井巷的风量； 各巷道的摩擦阻力系数。通风容易及困难时期风网图，（如图9.1，图9.2）计算结果见表9.6、表9.7。表9.5 通风容易时期井巷名称支护形式aNS2/m4LmUmSm2RfNS2/m8Q m3/shfrPa副井井筒混凝土0.020180518.6517.80.011953.3339.14辅助运输大巷锚喷0.007020019.622.80.023153.36.58带区轨道斜巷锚网0.015028701717.50.13651013.65工作面液压支架0.034020016.1414.10.03912013.8带区运输斜巷锚网0.014728701717.50.13381015.66带区回风斜巷锚喷0.007528701717.50.13382053.53回风大巷锚喷0.007010016.315.20.032453.39.23风井混凝土0.00317517.2823.760.002953.30.85合计452.03表9.6 通风困难时期井巷名称支护形式a NS2/m4 L m U m S m2Rfr NS2/m8 Q m3/s hfr Pa副井井筒混凝土0.020180518.6517.80.119458.3405.75辅助运输大巷锚喷0.0070168019.622.80.019458.366.1带区轨道斜巷锚网0.015028701717.50.136610.815.93工作面液压支架0.034020016.1414.10.039121.718.44带区运输斜巷锚网0.014728701717.50.133810.815.61带区回风斜巷锚喷0.007528701717.50.133821.763.02回风大巷锚喷0.0070178016.315.20.057858.3196.57风井混凝土0.00317517.2823.760.002958.31.02合计782.43矿井通风阻力和见表9.8。表9.8 风路总阻力