兴隆庄煤矿1.2Mta新井设计含5张CAD图-采矿工程.zip
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兴隆
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兴隆庄煤矿煤矿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。一般部分为兴隆庄煤矿1.2Mt/a新井设计。兴隆庄煤矿位于山东省兖州市，交通便利。井田走向（东西）平均长约4.3km，倾向（南北）平均长约3.5km，井田总面积为13.55Km2。主采煤层为3号煤，平均倾角为4，煤层平均总厚为8.28m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为138.29Mt，矿井可采储量85.10Mt。矿井服务年限为54.5a，矿井正常涌水量为400m3/h，最大涌水量为650m3/h。矿井瓦斯涌出量低，为低瓦斯矿井。井田为立井单水平上下山开拓，划分为四个采区，两个采区；大巷布置在-320m水平，采区采用上、下山开采方式，采区采用集中巷布置；工作面布置为综合机械化放顶煤；大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用架线式电机车牵引矿车设备，主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升；矿井通风方式为两翼对角式通风；矿井年工作日为330d，日提时间为16h；工作制度为“三八”制。专题部分题目是提高煤炭采出率技术探索与实践为提升采出率并保护环境，文章介绍正常煤层赋存区的干净开采和“三下”煤层赋存区特殊开采时可供选择的几种采煤工艺。超长综放面煤层自燃火灾防治技术研究。在确定超长综放面煤层自燃危险区域的基础上，提出了有针对性、高效的综合防灭火技术体系，建立了超长综放面煤层自燃火灾快速应急防灭火系统，成功地对兴隆庄煤矿4324超长综放面煤层自燃火灾进行治理，为超长综放面的安全生产提供了重要的技术保障。翻译部分主要内容为高应力软岩下矿井巷道支护，英文题目为：Under high stress soft crag mine pit tunnel supports and protections。关键字：矿井设计；立井单水平；上下山开采；综合机械化采煤ABSTRACTThis design includes three parts: the general part,the projects section and translation part.The general part is a new design of Xinglongzhuang coal mine.Xinglongzhuang coal mine is located in YanZhouShi,ShanDong province,the transportation is convenient.The run of the minefield is 4.3 km,the width is about 3.5 km,the total area of mine field is about 13.55km2.The three is the main coal seam, and its dip angle is 4 degree. The thickness of the main coal seam is about 8.28m in all.The proved reserves of the minefield are 138.29 million tons. The recoverable reserves are 85.10 million tons.The designed productive capacity is 4.0 million tons percent year,and the service life of the mine is 55.4 years.The normal flow of the mine is 400m3 per hour and the max flow of the mine is 650 m3 per hour.Mine gas emission is low,for low gas mineral well.The mine field isshaft with single level developments,devided into fout mining districts, two strip districts.The main roadway arranges in - 370m level.The mining district uses rise and dip Type,the strip district uses main inclined drift.The working face adopts fully-mechanizedcoal mining technology with sublevel caving,The main roadway uses accordion conveyor to transport coal.The auxiliary transportion uses trolley locomotive hauling mine car equipment.The main shaft uses skip hoisting,the auxiliary uses cage hoisting.The Mine ventilation mode is two-wing diagonal type ventilation.The mine pit year working day is 330d, the work routine is “foursix”.The topic of the projects sectionisresearch on prevention and control of coal seam spontaneous combustion in the overlong fullymechanized longwall coal mining face.Base on the confirmation on the dangerous zone of seam spontaneous combustion in the overlong fullymechanized longwall coal mining face,the paper provided the related and high efficient comprehensive mine fireprevention and extinguishing technology system.A rapid emergency mine fire prevention and extinguishing system forseam spontaneous combustion fire disaster of the overlong fully mechanized longwall coal mining face wasestablished.Aseam spontaneous combustion fire disaster occurred in No. 4324 overlong fully mechanized longwall coal mining face wassuccessfully controlled,which would provide an important technical guarantee for the safety production of the overlongfully mechanized longwall coal mining face.The main content of the translation part is about the mine pit tunnel support and protectionunder high stress soft crag under.Keywords:The mine pit design; vertical shaftsingle level; updown a mountain mining;synthesis mechanization mining coal.目录1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1矿区地理位置11.1.2矿区气候条件11.1.3水文条件21.1.4自然地震21.2井田地质特征21.2.1井田地质特征21.2.2井田地质构造31.2.3水文地质51.3煤层特征51.3.1煤层埋藏条件51.3.2煤层的围岩性质61.3.3煤的特征71.3.4开采技术条件92 井田境界和储量102.1井田境界102.1.1井田界限102.1.2井田尺寸及概况102.2矿井工业储量112.2.1井田勘探类型112.2.2矿井工业储量的计算及储量等级112.3矿井可采储量132.3.1矿井永久保护煤柱损失量132.3.2矿井的可采储量163 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限173.1矿井工作制度173.2矿井设计能力及服务年限173.2.1确定依据173.2.2确定矿井设计生产能力173.2.3矿井服务年限183.2.4井型校核194 井田开拓204.1井田开拓的基本问题204.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标204.1.2工业场地的位置214.1.3采采区的划分224.1.4开采水平的确定224.1.5矿井开拓方案比较224.2 矿井基本巷道264.2.1井筒264.2.2开拓巷道304.2.3井底车场及硐室325 准备方式采区巷道布置345.1煤层地质特征345.1.1采区位置345.1.2采区煤层特征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采区巷道布置及生产系统345.2.1采区准备方式的确定345.2.2采区巷道布置355.2.3采区生产系统365.2.4采区内巷道掘进方法365.2.5采区生产能力及采出率365.3采区车场选型设计376 采煤方法396.1采煤工艺方式396.1.1采区煤层特征及地质条件396.1.2确定采煤工艺方式396.1.4回采工作面破煤、装煤方式406.1.5回采工作面支护方式406.1.6端头支护及超前支护方式466.1.7各工艺过程注意事项466.1.8回采工作面正规循环作业486.2回采巷道布置516.2.1回采巷道布置方式516.2.2回采巷道参数527 井下运输557.1概述557.1.1矿井设计生产能力及工作制度557.1.2煤层及煤质557.1.3矿井运输系统557.2采区运输设备选择567.2.1设备选型原则：567.2.2采区运输设备选型及能力验算567.3大巷运输设备选择607.3.1胶带运输大巷设备选择607.3.2辅助运输大巷设备选择607.3.3运输设备能力验算618 矿井提升638.1矿井提升概述638.2主副井提升638.2.1已知数据638.2.2主井提升设备选型638.2.3副井提升设备选型638.2.4井上下人员运送649 矿井通风及安全669.1矿井概况、开拓方式及开采方法669.1.1矿井地质概况669.1.2开拓方式669.1.3开采方法669.1.4变电所、充电硐室、火药库679.1.5工作制、人数679.2矿井通风系统的确定679.2.1矿井通风系统的基本要求679.2.2矿井通风方式的选择679.2.3矿井主要通风机工作方式选择689.2.4采区通风系统的要求689.2.5采区工作面通风方式的选择699.3矿井风量计算719.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定719.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量719.3.3风量分配769.4矿井通风阻力计算769.4.1计算原则759.4.2矿井最大阻力路线789.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力789.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔809.5选择矿井通风设备809.5.1选择主要通风机809.5.2电动机选型849.6安全灾害的预防措施859.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施859.6.2预防井下火灾的措施859.6.3防水措施8610 设计矿井基本技术经济指标87参考文献88致谢89VII1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置兴隆庄矿井位于山东省兖州市境内，井田横跨兖州、曲阜两市。津浦铁路干线纵贯井田东北部，兖济铁路从井田北侧向西延伸，兖石铁路自井田南侧向东延伸，西接京九线，东至石臼所新港，矿区铁路经大东章集配站与津浦铁路相接。公路四通八达，104国道沿井田东部通过，兖济公路沿井田西部通过，兖邹公路贯穿井田范围，区内地势平坦，交通十分方便。矿井北距兖州市8k m，东距程家庄2.1k m，东南距邹城市14k m。矿井交通位置图见图1-1。图1-1 矿井交通位置图1.1.2矿区气候条件本区为温带半湿润季风区，属大陆与海洋间过渡性气候，四季分明。据济宁、兖州、邹城气象站19592001年的观测资料，年平均气温14.1，气温最低月为元月，平均气温-2。最高气温为7月份，平均气温29，最高可达40以上。年平均降雨量712.7 mm，年最小降雨量347.90 mm，最大降雨量1179.3 mm。雨季多集中在78月，有时延至9月，其降雨量约占全年降雨量的65 %。年平均蒸发量1884.8 mm，最大蒸发量多在47月，约占全年蒸发量的45 %。风向频率多为南及东南风，年平均风速2.73 m/s，极端最大风速24 m/s，最大风速的风向多为偏北风。结冰期由11月至翌年3月，最大冻土深度0.45 m，最大积雪厚度0.19 m。1.1.3水文条件区内为第四系冲积平原，地形平坦，由东北向西南逐渐降低，坡度极为平缓。地面标高变化于+52 m+44 m之间，井口附近地势较高，工业广场标高为+49.20 m。除特大洪水外，一般不受威胁。区内有泗河纵贯全区。泗河全长142Km，河宽1001000 m，流域面积2590Km2，最大流量3380 m3/s；流经本区3层煤隐伏露头的部分地段，向西南注入南阳湖，属一季节性河流，与第四系潜水有一定的水力联系。1.1.4自然地震兖州市的地震烈度为7度。1.2井田地质特征兴隆庄井田位于兖州煤田东北隅，属全隐蔽井田。北部以滋阳断层为界，南邻鲍店井田，东接东滩井田，西靠杨村井田，西北以兖州城安全煤柱接上组煤层露头为界。1.2.1井田地质特征兖州煤田为一轴向北东、向东倾伏的不对称向斜。兴隆庄煤矿位于兖州向斜的北翼，为一走向北东北西，倾向南东北东，倾角214的单斜构造。主要含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组，煤系和煤层沉积稳定，为华北型含煤岩系，无岩浆侵入，平均厚度310 m，全部为第四系冲积层所覆盖，井田地层综合柱状图见图1-2。第四系厚度在132.4235.29 m之间，平均厚度184.08 m，分上中下三组，以粘土、砂质粘土，含粘土的砂（砾），或砂（砾）等相间组成，不整合于侏罗系之上。侏罗系的上侏罗统，最大残厚330.46 m，仅保留于本区东南部的边缘地段，由紫红色细砂岩或中细粒砂岩，间夹细砂岩与泥岩互层所组成，底部偶见砾岩，与二叠系成不整合接触。二叠系之石盒子组最大残厚181.88 m，一般厚度60 m左右，以粘土岩为主，间夹细砂岩，其底部全区普遍发育着一层粗砂岩或含砾砂岩，孔隙度大，硅质接触式胶结，岩性稳定，整合于主要含煤地层山西组之上。二叠系山西组厚84.82152.91 m，一般厚为129.62 m，为本煤田的主要含煤地层，含有局部可采的2层煤和稳定可采的3层煤，其中3层煤是井田的主采煤层，煤层底部多为细砂岩、粉砂岩互层，有时相变为中砂岩，整合于石炭系之上。上石炭系的太原群厚148.53185.13 m，一般厚度173.42 m，以粉砂岩和泥质岩为主，间加中砂岩、粘土岩、薄层灰岩及煤层组成，共含煤23层。其中16层、17层煤是全井田可采的薄煤层，主要标志层为第三层灰岩和第十层灰岩，地层多为粉砂岩和深灰色泥岩为主，间夹以中砂岩、粘土岩和薄层灰岩，整合于本系的本溪群之上。中石炭系本溪群厚21.4936.00 m，一般厚度28.75 m，以灰岩为主，假整合于奥陶系之上。奥陶系马家沟统总厚725.20 m，以石灰岩为主，有裂隙和洞穴，与下伏寒武系呈整合接触。1.2.2井田地质构造井田位于兖州向斜的北翼。为一倾向南东至北东，倾角214，一般为48，走向北东至北北西的单斜构造，并发育着次一级小型的宽缓波状起伏。区内北东向逆断层不发育，而北西向的高角度正断层较发育，并具有断层走向的弯曲、分叉、合并、落差时大时小、呈”入”字型构造形态等特点。图1-2井田地层综合柱状图煤层有古河床冲刷切割。地质构造整体比较简单，但有的采区比较复杂，局部不能开采。主要断层特征见表1-1。表1-1主要断层特征断层名称性质走向倾向倾角落差（ m）滋阳断层正N40 60WNE推定802097500滋阳断层支一正N15 65WNE80115滋阳断层支二正N55WNE801017滋阳断层支三正N80 70WNE802200大苑庄断层正N50 55WNE801525官庄断层正N35 40WNE8010小施村断层正N30 40WNE808巨王林断层正N25 85WSW8022110巨王林断层支一正N15 25WSW8032大岗头断层正N20 80WNE8040牛王村断层正N5 20ESE803538孙家庄断层正N10E N25WSENE8080铺子断层正N3 25WSW80860铺子断层支一正N10EN20WNWSW80200铺子断层支二正N40E N40WNWSW80828刘家楼断层逆N65ENW5012三元村断层逆N60ENW50101.2.3水文地质矿井水文地质比较简单。主要含水层为上覆的第四系覆盖层，总厚度平均184.08 m，分上、中、下三组，除中组粘类的厚度占73 %左右，透水性弱，含水不丰富外，其上、下两组均为含水丰富的砂及砂砾岩层。上组含水层局部地段与地表径流和降雨进行垂直渗透补给，补给和排泄条件良好。下组含水层间夹有不稳定的粘土层，其上有中组为隔水层，故含水性虽强，但补给和排泄条件较差，其底部含水层为煤系含水层的主要补给水源。基岩主要含水层对矿井充水直接有关的为第3层煤顶部砂岩，第三层灰岩和第十层灰岩。当有断层构造时，其它含水层也可成为奥陶系灰岩水的通道，直接影响矿井安全开采。煤系底部的奥陶系灰岩，厚度在450750 m之间，虽然含水丰富，但因距主采煤层甚远，故近期内对矿井生产不产生影响。根据地质报告预测，开采前期矿井正常涌水量为400 m3/h，最大涌水量为500 m3/h；开采后期正常涌水量为550 m3/h，最大涌水量为650 m3/h。而投产20年来的实际资料，矿井正常涌水量为215.64 m3/h，最大涌水量为312.13 m3/h。1.3煤层特征1.3.1煤层埋藏条件井田含煤地层共含有26层煤，总厚度17.88 m。其中稳定可采的有3、16上、17三层煤，局部可采的2煤、6煤以及暂不可采的10下、 15上层煤，可采煤层总厚度13.14 m，约占煤层总厚的73.5 %。而第三层煤全区稳定，平均厚度为8.29 m，占可采煤层总厚的63 %，是矿井的主采煤层。表1-3可采煤层情况一览表厚度( m)最小-最大平均(点数)煤层间距( m)最小-最大平均夹石情况结构稳定性可采性层数岩性厚度（ m）2煤0-2.200.84（85）1细砂岩泥岩粘土岩0.200.200.15简单不稳定局部可采14.95-42.8529.75（76）3煤2.30-10.658.28（144）1-2炭质砂岩泥岩粘土岩0.100.150.15较简单稳定全区可采24.15-46.3436.19（103）6煤0-0.970.68(136)1偶见炭质泥岩0.10简单极不稳定局部可采43.30-60.2050.18（72）10下煤0-1.170.62（94)1炭质砂岩泥岩0.100.10简单极不稳定局部可采23.30-42.7033.94（81）15上煤0-1.100.61(100)1炭质砂岩炭质泥岩粘土岩0.150.100.10简单极不稳定局部可采30.10-50.7943.89（102）16煤0.6-2.351.09(120)1炭质砂岩泥岩粘土岩0.150.100.10简单稳定全区可采5.50-13.127.92（119）17煤0.50-1.291.00(117)1-2炭质砂岩泥岩粘土岩0.230.100.10较简单稳定全区可采1.3.2煤层的围岩性质3煤层厚度大且稳定，厚度为2.3010.6 m，平均8.28m，绝大部分区厚度在8 m以上，仅极个别点厚度在3 m左右。煤层结构简单，含12层夹石，夹石岩性为炭质细砂岩、泥岩和粘土岩，其厚度一般0.15 m，无分层现象。全井田范围内钻孔（含井筒）穿过煤层点共148个，其中：可采点143个，工程质量差不能用的1个；断缺断薄点3个；仅供参考点1个；有效点143个。可采性指数为1，煤厚变异系数为16.15 %。属全区可采的稳定煤层。3煤层厚度变化较小，大致呈现出西厚东薄的趋势。煤层直接顶板主要为粉砂岩、其次是泥岩等，一般厚度15 m；老顶以中、粗、细、粉砂岩互层组成，厚22 m左右，裂隙较发育，局部见伪项，一般为泥岩、粘土岩或炭质泥岩，厚0.20 m左右。直接底板为粘土岩，厚0.101.44 m，向下为中、细砂岩和粉砂岩互层，厚18 m左右。1.3.3煤的特征本区煤质稳定，各层煤的主要指标变化很小，均为中变质程度的气煤。山西组煤层（第2、3层煤）属低硫中灰中等可选至易选煤，是良好的炼焦配煤或动力用煤；太原群煤层（第616、17层煤）属中灰富硫至高硫的易选煤，不宜单独作炼焦配煤，为动力用煤。1.3.4开采技术条件1）、地温据钻孔测定：非煤系地层地温梯度较小，一般为每百米1.6；煤系地层地温梯度相应增高，一般为每百米2.7；综合平均梯度每百米2.44。通常-650 m以上层段的地温不超过31；-650-750 m层段的地温为3137。2）、瓦斯、煤尘及自然发火根据地质资料，本矿井第3、16、17层煤都属于氮气带，沼气和二氧化碳含量很底，均小于10 m3/t，属低瓦斯矿井。可采煤层均有煤尘爆炸危险，煤尘爆炸指数一般为37 %-42 %。各煤层都有自燃发火倾向，自燃发火期为36个月。2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田界限在煤田划分为井田时，要保证井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发，煤田划分为井田的原则：1）、井田范围内的储量、煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应。2）、保证井田有合理尺寸。3）、充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层、褶曲）等。4）、合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井的关系。2.1.2井田尺寸及概况该井田位于第四系冲积平原，井田范围内地面标高为变化于+52m+44m之间，目前井田范围为：北以滋阳断层为界；东以东滩矿为界；南以鲍店煤矿为界；西以铺子断层及杨村煤矿为界，西北以兖州城安全煤柱接上组煤层露头为界。井田范围是不规则状，井田走向长约4.3Km，倾斜宽约3.5Km，面积13.55Km2。矿井的主采煤层第三层煤全区稳定，平均厚度为8.28m，占可采煤层总厚的63%，产状平缓，一般在2-7.煤层成层平稳，地质构造简单，井田内有，三个断层，其中：断层落差为0-28m；断层落差为0-40m；断层落差为0-110m。井田赋存状况示意图如图2-1所示。图2-1井田赋存状况示意图2.2矿井工业储量2.2.1井田勘探类型兖州煤田于1957年发现，1958年8月提出综合普查报告，1964年11月提出矿区总体设计详查报告。1958年1964年华东煤田地质局123队在本井田内施工钻孔85个，工程量26940.59m；其中水文孔10个，工程量1934.62m，抽水10次。1965年1966年华东煤炭基本建设公司第二勘探队施工钻孔63个，工程量33548.71m；其中水文孔6个，工程量2146.92m，抽水6次。兴隆庄勘探区精查地质报告（最终）于1966年3月提交。以上整个勘探阶段在本井田范围内共施工钻孔148个，工程量60489.30m，其中水文孔16个，工程量4081.54m，抽水16次。资源勘探为矿井建设和生产提供了宝贵的地质资料，保证了矿井建设和生产的顺利进行。2.2.2矿井工业储量的计算及储量等级1）、矿井工业储量的计算井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据。用分组的方法来计算3#煤的工业储量。分组计算的原则为倾角相差不大。根据井田地质等高线图结合分组计算原则，把井田共划分为3个组。其划分如图2-2所示。图2-2 矿井储量块划分示意图煤炭工业储量计算公式一般为：Zg=SM/COS式(2-1)其中：Zg矿井的工业储量Mt；S井田水平面积，km2；M煤层的厚度，m；煤的容重， t/m3；煤层倾角， ()。根据公示2-1计算各区工业储量见表2-1所示。表2-1 煤层储量计算煤层面积（m2）倾角煤厚/m容重（t/m3）储量（106t）总储量（106t ）一区3#8.581.3548.75138.29二区3#9.211.3565.43三区3#8.701.3524.11因此井田总的工业储量为：式(2-2)井田储量等级的圈定根据煤矿工业矿井设计规范规定矿井工业储量111b+122b+2M11+2M22+333k且有下表：表2-2 全矿井矿产资源储量统计结果汇总表分类经济意义探明的控制的推断的按经济意义按资源储量分类类型数量类型数量类型数量数量百分比数量百分比储量经济的11123199.830208.145.123600.235.2111b29737.0121122400.4基础储量121b122b471.130208.145.1边际经济的2M112M212M22资源量次边际经济的2S117558.936764.254.936764.254.92S212S2229205.3内蕴经济的331332333合计37295.929676.466972.310066972.32.3矿井可采储量2.3.1矿井永久保护煤柱损失量1）、井田边界保护煤柱井田西北界以-170m为停采线，风氧化带留设20m的保护煤柱，东西两界以断层为界，留设40m的保护煤柱，南北两界系人为边界，各留20m的保护煤柱。按下列公示计算：式（2-3）式中：边界保护煤柱损失量，Mt；：边界长度，m；：边界宽度，m；：煤层容重，m3/t；：煤层厚度，m；：煤层平均倾角，；则边界保护煤柱损失为：式（2-4）2）、断层保护煤柱按下列公示计算：式（2-5）示中：断层保护煤柱损失量，万吨；：断层长度，m；：煤柱宽度，m（留40m）；：煤层容重，1.35t/m3；：煤层厚度，m；：煤层平均倾角，；所以断层保护煤柱损失量为：式（2-6）3）、工业广场保护煤柱根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积见表2-3。第5-22条规定：工业广场的面积为0.81.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为，所以取工业广场的尺寸为400m360m的长方形。煤层的平均倾角为4度，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中下部，其中心处埋藏深度为-320m，该处表土层厚度为186m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留维护带，宽度为20m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-3 工业场地占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-4 岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/m-32048.2818645757275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2-3 工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为：由CAD量的梯形的面积是：S3煤=/=则：工业广场的煤柱量为：Z工=SMR式（2-7）式中： Z工-工业广场煤柱量，Mt； S -工业广场压煤面积，m2；M -煤层厚度，煤8.28m；R -煤的容重， 1.35t/m3。则：Z3煤=Z工=4）、大巷、上山等永久保护煤柱大巷、上山均间隔30m，向两边外扩30m留为保护煤柱，按下列公示计算：式（2-8）示中：大巷上下山保护煤柱损失量，Mt；：大巷上下山长度，m；：边界宽度，90m；：煤层容重，1.35t/；：煤层厚度，8.28m； ： 煤层平均倾角，。则大巷上下山保护煤柱损失为：则煤柱损失汇总如表2-5所示。表2-5保护煤柱损失保护煤柱名称数量/Mt合计/Mt边界煤柱1.68524.815断层煤柱4.65工厂煤柱5.97上下山、大巷煤柱12.512.3.2矿井的可采储量矿井的可采储量按下式计算：Zk=(Zg-P)式（2-7）式中：Zk-矿井的可采储量，Mt；Zg-矿井的工业储量，Mt；P-保护工业场地、井筒、井田境界、断层、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量；C -采区采出率，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，本矿取0.75。则：Zk=（138.29-24.815）0.75 =85.10 Mt矿井储量汇总见表2-6所示。表2-6矿井储量汇总表项目工业储量/Mt可采储量/Mt矿井138.2985.103矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照煤炭工业设计规范规定：矿井设计生产能力按年工作日330d计算，每天净提升时间为16 h。矿井采用”三八”制工作制度，三班生产一班检修，每班工作六个小时。3.2矿井设计能力及服务年限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。矿区规模可依据以下条件确定：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（包括煤中煤质、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确定矿井设计生产能力对矿井设计生产能力提出了0.8Mt/a、1.2Mt/a和1.5Mt/a三个方案。经分析比较论证，确定设计生产能力为1.2Mt/a。其理由如下：1）、井田内煤层生产能力大，储量大，其可采储量为85.10Mt。主要集中在3#煤层，全井田可采。故井田有建设1.2Mt/a的条件；2）、井田内地质构造及水文地质条件简单。属于低瓦斯矿井，但煤层具有自然倾向性。故井田有建设1.2Mt/a的条件；3）、具有良好的外运条件。津浦铁路干线纵贯井田东北部，兖济铁路从井田北侧向西延伸，兖石铁路自井田南侧向东延伸，西接京九线，东至石臼所新港，矿区铁路经大东章集配站与津浦铁路相接。公路四通八达，104国道沿井田东部通过，兖济公路沿井田西部通过，兖邹公路贯穿井田范围，区内地势平坦，交通十分方便。因此，铁、公路均具有良好的运输保障。故具有建设大型矿井的外运条件；4）、井田内煤质好，煤炭用户落实。由于兴隆庄矿区地处华东严重缺煤地区，因此市场有保障；5）、矿井有较合理的服务年限。井型确定为0.8Mt/a是，服务年限为81.8a，与规定的50a比较，服务年限偏长，不能充分利用已勘探的资源，积压了储量；井型确定为1.5Mt/a时，服务年限为43.6a ，不满足规范设计下限50a的要求，服务年限过短，开发强度过大；而井型确定为1.2Mt/a时，服务年限为54.5，因此比较合适；6）、近十年以来，我国煤矿已有很多大型矿井投产。因此生产管理经验方面比较成熟。经上述分析论证，矿井总体设计确定井型为1.2Mt/a是较合理的。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应，我国各类井型的矿井和第一水平的设计服务年限如表3-1所示。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/万ta-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限/a煤层倾角煤层倾角煤层倾角45600及以上7035300500603012024050252015459040201515930各省自定矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为：T=Zk/(AK)式（3-1）式中：Zk矿井可采储量，Mt；A设计生产能力，Mt/a；K矿井储量备用系数，取1.3；T矿井服务年限，a。则矿井服务年限为：T 85.10/（1.21.3）54.5a ；矿井服务年限符合煤炭工业矿井设计规范要求。3.2.4井型校核1）、校核煤层开采能力是否满足设计生产能力井田内3号煤平均厚度8.28m，赋存稳定，厚度变化不大。每个区段内布置一个采煤工作面。由公式： 式(3-2)式中：330年工作日，取330 d；n日进刀数，2；L工作面的长度，150m；工作面的割煤高度，3m；工作面的放煤高度，5.83m；B采煤机的截深，0.8m；煤的容重，1.35t/m3；工作面的割煤回出率，97；工作面的放煤回出率，78；Q工作面的年生产能力，Mt/a；k掘进出煤系数，取1.1。第一采区采煤工作面年生产能力：故可以满足年产1.2Mt的设计要求。2）、校核各种辅助生产环节的能力本矿井是根据矿井生产能力考虑一定的富裕系数来确定各种辅助环节能力的，矿设计能力为1.2Mt/a，由于各方面条件都较好日后有望在此基础上扩产，因此在设备选型上都有很大富裕，所以辅助生产能力是满足设计能力的。4 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入媒体，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。但在解决集体问题时，必须从自然地质条件、技术条件和经济条件等各个方面的因素综合考虑。平硐开拓的优点：井下煤炭运输不需转载即可由平硐直接外运，因而运输环节和设备少、系统简单、费用低；平硐地面工业设施较简单，不需结构复杂的井架、绞车房和硐口车场；无需在平硐内设水泵房、水仓等硐室，减少许多井巷工程，省去排水设备，排水费用大大减少，对预防井下水灾较为有利；平硐施工条件较好，掘进速度快，可加快矿井建设；不留或少留工业场地煤柱，煤柱损失少。平硐开拓的不足之处是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，上山部分的储量大致能满足同类井型水平服务年限要求时，都应采用平硐开拓。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。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。本矿井煤层倾角小，平均4，为近水平煤层；表土层厚，煤层埋藏深；水文地质情况比较简单；井筒不需要特殊施工，可采用斜井开拓或立井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为双立井。2）、井筒位置的确定井筒位置的确定原则：（1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；（2）有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；（3）井田两翼储量基本平衡；（4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；（5）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；（6）工业广场宜少占耕地，少压煤；（7）距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。方案一井筒位置，方案二井筒位置，方案三井筒位置。4.1.2工业场地的位置由开拓方式知工业场地在井田范围内。4.1.3采区的划分4-1 采区划分示意图4.1.4 开采水平的确定本矿井主采煤层为3号煤层，其它煤层属薄且不稳定煤层，近期暂不开采可作为后备储量。3号煤层属近水平煤层，平均倾角为，煤层露头线为-150m，煤层埋藏最深处达-600m，垂直高度达450m。根据煤炭工业设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350m，针对于本矿井的实际条件，决定煤层的阶段垂高为300m左右。由于本矿井瓦斯，涌水及煤层倾角比较小，所以可以考虑上下山的开采方案，考虑到井田范围不大，所以本矿井也可采用两水平的开采方式。采用两个水平划分时，由于煤层是近水平煤层，所以立井开拓第一水平，二水平采用暗斜井延深。4.1.5矿井开拓方案比较1）、提出方案根据以上分析，现提出以下三种在技术上可行的开拓方案，如图4-2，分述如下：方案一：立井单水平上下山（岩石大巷) 主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在岩层当中。方案二：立井两水平立井延深（岩层大巷)主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在岩层当中，通过立井延深到第二水平。方案三：立井两水平暗斜井延深（岩石大巷）主、副井均为立井，布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在岩层当中。2）、技术比较以上所提三个方案中，井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度以及一、二水平采区和采区布置总体一致。区别在于二水平的开拓方式不同而引起部分基建、生产经营费用不同。图4-2 开拓方案示意图方案二、三中，区别在于方案二中主副井的直接延深，这样会使得施工与生产之间干扰大，施工组织比较复杂；要在一段时间内停止井筒的提升，影响矿井生产；延深后矿井提升能力相对降低；优点是可以充分利用原设备、设施，投资少，提升系统单一，转运环节少，车场工程量相对减少。方案三中利用暗斜井延深，生产与施工的相互干扰少；暗斜井的位置、方向、倾角、提升方式的选择均可不受原有井筒的限制，可按有利于下部水平开采进行布置；原有井筒的提升能力不降低，设备可以继续使用；主要问题是增加了暗斜井的上部车场和硐室的工程量；增加了暗斜井的提运设备和转运环节。因煤层为近水平煤层，立井延深石门较长，故两方案中暂取方案三。详见表4-2。表4-2 各方案粗略估算费用表表4-2 各方案粗略估算费用表方案二方案三基建费岩巷44669.51574.80.0001=2941.45岩巷44669.561299.90.0001=2427.98维护费岩巷1.24669.567.02200.0001=3004.36岩巷1.24669.567.02350.0001=5257.63总费用/万元5945.817685.61百分数(%)100.00129.263）、经济比较方案一、三有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别汇总于表4-3表4-7中。在上述经济比较中需要说明以下几点：两方案大巷布置数目及位置相同；主、副井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别；主、辅运输大巷断面大小不同，大巷维护费用按平均维护费用估算；方案中相同部分未做比较分析，仅对不同之处进行了计算对比。表4-3 建井工程量项目方案一方案三初期主井井筒/m320320副井井筒/m320+20320+20井底车场/m1000.001000.00开拓大巷/m4669.560244669.56024后期主暗斜井/m0.001278副暗斜井/m0.001278井底车场/m0.00300+500石门/m0.00440.00开拓大巷/m2767.489942767.48994表4-4 生产经营工程量项目方案一方案三运输提升/ 万tkm工程量工程量大巷及石门运输西四大巷及石门运输1.21150.970.188=1.21150.970.988=259.66 1364.59 西二大巷及石门运输1.21237.551.077=1.21237.551.527=1599.41 2267.69 下山及暗斜井运输东一采区1.21150.970.52941.21150.97(0.5294+0.975)731.19 2077.82 东三采区1.21237.550.76171.21237.55(0.7617+0.975)=1131.17 2579.10 东五采区1.21439.791.0591.21439.790.9751829.69 1684.55 上下山维护/万a1.21058.8117.2710-41.21058.817.6710-42.19 0.97 排水/万3525.442436567.0210-48942436564.1610-430848.33 50246.52 由对比结果可知，方案一比方案三的总费用少17%；综合以上技术经济比较，确定矿井开拓方式为：立井单水平上下山(岩石大巷)，选用方案一；表4-5基建费用表方案项目方案一方案三工程量单价费用工程量单价费用()(元/)(万元)()(元/)(万元)初期主井井筒3204827.60 154.483204827.60 154.48副井井筒3505708.90 310.613505708.90 210.61井底车场1000.00 1830.90 183.09 1000.00 1830.90 183.09 轨道大巷18678.24 1830.90 3419.80 18678.24 1830.90 3419.80 运输大巷18678.24 1299.90 2427.98 18678.24 1299.90 2427.98 小计6495.966495.96后期主暗斜井井筒0.00 2085.50 0.00 12784029.60 729.60副暗斜井井筒0.00 22560.00 0.00 12785708.90 514.98井底车场0.00 1830.90 0.00 800.00 1830.90 146.47 主石门0.00 1830.90 0.00 440.00 1830.90 80.56 轨道大巷11069.96 1830.90 2026.80 11069.96 1299.90 1438.98 运输大巷11069.96 1299.90 1438.98 11069.96 1299.90 1438.98 小计3465.78 4054.71 总计9924.7410550.67表4-6 生产经营费项目方案一方案三工程量单价费用工程量单价费用万tkm(万元/万tkm)(万元)万tkm(万元/万tkm)(万元)下山及集中巷运输北一采区731.191.30950.542077.821.302701.17东三采区1131.11.301470.522579.11.303352.83西四采区1829.691.302378.591684.551.302189.92小计4799.668243.93大巷及石门运输西二采区1599.410.30479.822267.690.30680.31小计479.82680.31运费合计5279.488924.24上下山维护2.1920.0043.890.9720.0019.49排水/万330848.330.6018509.030848.30.6018509.0小计18552.818528.4合计23718.8327862.10表4-7费用汇总表项目方案方案一方案三费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费6495.96100.006495.96100.00基建工程费3465.78100.004054.71116.99生产经营费23718.83100.0027862.10117.47总费用33680.57100.0037412.77117.414.2 矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有两个井筒，分别为主井、副井。（1）主井位于井田中央工业场地之中，担负矿井1.2Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备多绳16 t侧卸式箕斗两套带平衡锤；井筒采用混凝土支护，直径6.5 m，净断面积33.18 m2，支护厚度450 mm，掘进断面35.6 m2；两侧钢丝绳罐道；每天提升16小时。井筒断面布置如图4-2。表4-8主井井筒特征表井型1.2 Mt/a提升容器一对12t箕斗井筒直径5.0m井深591m净断面积19.63 m井筒支护混凝土井壁厚400mm表土段井壁厚1150mm基岩段毛断面积26.42 m表土段毛断面积40.71 m图4-2 主井（2）副井位于井田中央工业场地之中，与主井东西相距约60 m，担负全矿的材料、人员、设矸石的提升。装备一对多绳1 t矿车双层四车窄罐笼和一个1 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤；安装行人梯子，并有足够的安全间隙；分别有一躺输水、排水管路和两躺主干动力电缆。井筒混凝土支护，直径7.2 m，净断面积40.71 m2，支护厚度500 mm（表土段壁厚1400 mm）。井筒断面布置如图4-3。图4-3 副井表4-9 副井井筒特征表井型1.2 Mt/a提升容器一个1t矿车双层四川人窄罐笼一个1t矿车双层四川人宽罐笼井筒直径6.5m井深586m净断面积33.18 m井筒支护混凝土井壁厚450mm表土段井壁厚1400mm基岩段毛断面积43.01 m表土段毛断面积67.93 m（3）风井风井采用立井型式，圆形断面，净直径为6.0m，净断面积为m2，风井布置在工业广场内，不需要留单独的保护煤柱。井筒采用混凝土支护，井壁厚度400mm。风井井筒断面如图4-8所示，主要参数见表4-10。表4-10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/a6.0m470m28.27 m37.39 m54.10 m图4-4风井井筒断面图4.2.2开拓巷道布置一条运输大巷，一条轨道大巷均布置在煤层底板中，大巷水平间距50 m，共两条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于井田中央，沿走向布置，坡度控制在3以内。运输大巷和轨道大巷断面特征如图4-5和图4-6。两条大巷均选用拱形巷道，锚喷支护。运输大巷断面如图4-5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4-6所示，巷道特征见表4-14，每米材料消耗量见表4-15。图4-5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岩石14.316.64800390010014.8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150交错20002000616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药卷数量粉刷面积/ m2巷道墙角岩17.60.04152.315.355.431图4-6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14.316.64800390010014.8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150交错20002000616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17.60.04152.315.355.4314.2.3井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由运输大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（带）区；少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。1）、井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范4.2.1要求：井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较后确定，并符合下列规定：（1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。（2）当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。（3）当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。（4）采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采用刀式井底车场。该车场利用主要运输巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小。井底车场布置如图4-7。2）、空重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1t固定箱式矿车，型号为MG1.1-6A，外形尺寸（长宽高）：20008801150（mm），故取调车线长度为70 m。3）、调车方式驶来的矸石列车由机车牵引到达B点，机车返到A点顶推列车进入副井重车线；机车摘钩，经道岔CD，通过调车线，到E，拉走空车。调车线停放一备用机车，用于材料和设备的运输。4）、硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、消防材料库及工具室、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机头硐室，联络巷、箕斗装载硐室等。主井井底煤仓为垂直圆断面煤仓，坐落于主井胶带大巷侧下段，煤仓直径为7.0 m，有效装煤高度为21 m，经计算煤仓容量为2000t；胶带输送机运输能力为2000t/h，工作面生产能力为546 t/h，两小时为1092 t。据设计经验和规范，可知容量符合要求；煤仓采用上装式布置，通过检修清理斜巷清理。水仓布置在井底车场副井的西侧，水仓开口在调车线的中部，矿井最大涌水量为312.13m3/h常涌水量为215.64m3/h需水仓的容量为：Q0=312.138=2497.04（m3）根据水仓的布置要求，水仓的容量为：式中(4-1)式中：水仓容量，m3；水仓有效断面积，10 m2；水仓长度，1045.61 m。则：=101045.61=10450.61（m3）由上面计算得知：，故设计水仓容量满足要求。图4-7 井底车场图1.主井2.风井3.副井4.井底煤仓5.上仓斜巷6.回风石门7.变电所8.水仓5准备方式采区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1采区位置设计首采区（北一采区）位于井田东翼，大巷上翼，靠近工业广场。5.1.2采区煤层特征井田内3号煤平均厚度8.28m，赋存稳定，厚度变化不大，各层煤的主要指标变化很小，均为中变质程度的气煤；属低硫中灰中等可选至易选煤，是良好的炼焦配煤或动力用煤；比重及硬度较大，普氏硬度为23，平均容重为1.35t/ m，块质随变质程度而增；3号煤层倾角平均4，属于近水平煤层。根据地质资料3号煤都属于氮气带，沼气和二氧化碳含量很底，均小于10m3/t，属低瓦斯矿井；发火倾向性鉴定为II类自燃煤层，有自燃发火倾向，自燃发火期为36个月；有煤尘爆炸危险，煤尘爆炸指数一般为37%42%。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况3煤层直接顶板主要为粉砂岩、其次是泥岩等，一般厚度15m；老顶以中、粗、细、粉砂岩互层组成，厚22m左右，裂隙较发育，局部见伪项，一般为泥岩、粘土岩或炭质泥岩，厚0.20m左右。直接底板为粘土岩，厚0.101.44m，向下为中、细砂岩和粉砂岩互层，厚18m左右。岩石的完整性、稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发生底鼓。5.1.4水文地质根据含水层岩性特征、空隙性质及地下水埋藏条件，矿井主要含水层组可划分为三种类型：孔隙潜水承压含水层组、裂隙承压含水层组、岩溶裂隙承压含水层组。首采区为深部开采，故第四系水对工作面构不成威胁。有生产影响的含水层为3煤顶板砂岩含水层，属孔隙裂隙承压含水层，补给条件差，以静储量为主易于疏干，一般情况下不会发生导水威胁。煤系底部的奥陶系灰岩，厚度在450750m之间，虽然含水丰富， 但因距主采煤层甚远，故近期内对矿井生产不产生影响。根据地质报告预测，开采前期矿井正常涌水量为400m3/h，最大涌水量为500m3/h；开采后期正常涌水量为550m3/h，最大涌水量为650m3/h。5.1.5地质构造兖州煤田为一轴向北东、向东倾伏的不对称向斜。兴隆庄煤矿位于兖州向斜的北翼，为一走向北东北西，倾向南东北东，倾角214的单斜构造。主要含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组，煤系和煤层沉积稳定，为华北型含煤岩系，无岩浆侵入，平均厚度310m，全部为第四系冲积层所覆盖。首采采区内无断层等复杂地质构造，地质条件简单。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区准备方式的确定采区准备方式的优点：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；工作面长度可以保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果明显。采区准备方式存在的辅助运输和行人困难的问题，本设计矿井大巷布置在岩层中，辅助运输采用矿车。因此确定选用采区准备方式，以下对采区巷道布置及生产系统进行说明。5.2.2采区巷道布置首采区设计基本原则为：采区上山全部布置在煤层底板岩层中，各个区段进风行人平巷、区段回风运料平巷及切眼布置在煤层中。1）首采区轨道上山首采区轨道上山总工程量为1248m。巷道在施工时以锚网索喷支护为主，施工时支护使用的锚索规格为21.87300mm，间排距为12001600mm；巷道支护使用的锚杆规格为202200mm，锚杆间排距为800800mm；锚网采用1012mm的钢筋焊接，钢带使用梯形钢带；巷道围岩状况较差时采用架设29U型棚进行巷道的支护，采用水泥背板配合金属菱形网腰背，后再进行喷浆封闭加固。巷道喷浆厚度均为100mm。巷道规格为净宽净高48003700mm，巷道净断面为15.29 m2 。2）首采区运输上山首采区运输上山从首采区煤仓联巷内拨门，总工程量为1183m。首采区运输上山中部与各个工作面区段运输平巷相连，担负整个采区的出煤运输任务。巷道在施工时以锚网索喷支护为主，施工时支护使用的锚索规格为21.87300mm，间排距为12001600mm；巷道支护使用的锚杆规格为202200mm，锚杆间排距为800800mm；锚网采用1012mm的钢筋焊接，钢带使用梯形钢带；巷道围岩状况较差时采用架设29U型棚进行巷道的支护，采用水泥背板配合金属菱形网腰背，后再进行喷浆封闭加固。巷道喷浆厚度均为100mm。巷道规格为净宽净高44003700mm，巷道净断面为14.20 m2 。3）区段煤柱本矿井设计采用双巷掘进方式，两条巷道之间留设15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，采用绞车辅助运输，考虑到长距离掘进通风问题，每隔150的联络巷要进行密闭，保证掘进头的全风压系统。主副井和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。4）区段要素首采采区位于井田北翼边界，走向长度平均1320m，上山长度1238m，下山长度980m。采区划分为13个区段。工作面长150m，两条回采巷道共9m宽，加上煤柱，每个区段宽180m。5）采区通风采区内各工作面采用U型后退式通风，风流系统简单，漏风小。一采区生产时，新鲜风流从副井经轨道石门、轨道大巷，通过轨道上山经进风行人平巷进入工作面，污风经回风运输平巷进入运输上山，运输大巷，再经风井排出地面。(6)采区运输采区内各区段的运输平巷铺设mm的胶带输送机，运输煤炭到运输上山再到大巷胶带运输机，辅助运输大巷采用矿车、上山采用绞车。采区巷道布置如图5-1所示。5.2.3采区生产系统1）、运煤系统(1)运煤系统煤工作面运输平巷运输上山采区煤仓运输大巷运输石门井底煤仓主井地面2）、辅助运输系统地面副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部材料车场轨道上山采区上部车场进风行人平巷工作面3）、通风系统3101工作面的风流路线为：地面副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部进风行人联络巷道轨道上山采区中部车场进风行人平巷工作面回风运输平巷运输上山回风运输大巷风井地面4）、排矸系统掘进面矸石轨道平巷轨道上山采区下部车场轨道大巷轨道石门井底车场副井地面5）、供电系统供电：地面变电站副井中央变电所轨道石门轨道大巷轨道上山采区变电所进风行人平巷工作面6）、排水系统在工作面辅助运输平巷设置一趟4寸的管路，在辅助运输平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，然后通过副斜井排至地面，在临时水仓处设置两台22kW水泵，一台使用，一台备用。在井底水仓设置两台150D30*9型水泵，一台使用一台备用。水流方向：工作面辅助运输平巷轨道上山轨道大巷井底水仓副井地面5.2.4采区内巷道掘进方法采区内所有工作面平巷均沿底板掘进，采用S150J型掘进机进行截割装载，配套SJ-80皮带运输机或40T刮板运输机运煤，矿车运料。掘进通风：采用局部通风机通风，由于巷道太长，为保证安全，一般在一半距离的时候使风机串联通风。每个掘进工作面配备两台JBT-62-2（28Kw）局部通风机，通风方式为压入式。支护：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。5.2.5采区生产能力及采出率1）、采区生产能力由于放顶煤工作面产量大，只布置一个放顶煤工作面即可满足矿井产量要求。（1）放顶煤工作面的生产能力，按下式计算：A0=LV0MC0式（5-1）式中： A0工作面生产能力，Mt/a；L工作面长度，m；M煤层厚度，m；V0工作面年推进长度，V。=33040.6=792（m/a）；煤层容重，1.35tm3；C0工作面回采率，取c0.93。则：A0=1508.287921.350.93=1.31702（Mt/a）（2）掘进面生产能力，在本矿中大约占采煤工作面生产能力的1/10，按下式计算：A1= A0 /10式（5-2）则：A1 = 444.86 / 10 =0.01317Mt/a所以，采区生产能力A盘=A0+A1 =1.31702+0.01317=1.4487Mt/a矿井设计井型为1.2Mt/a，采区生产能力1.4487Mt/a，能满足矿井的产量要求。2）、采区采出率采区内实际采出煤量与采区内工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：采区采出率 = 采区实际采出煤量/采区工业储量100% 式（5-3）采区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占5%；放顶煤无法全部放出损失；工作面顶煤煤皮损失；采区内条带煤柱不可回收损失；采区内断层煤柱损失等。采区内工业储量为：164514758.281.35/cos4= 28895946.15t采区内实际采出煤量为：2001614758.281.350.93/cos4= 26138095.98t则：采区采出率 = 26138095.98/28895946.15100% =90.46%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。设计首采采区采出率为90.46%，符合煤炭工业设计规范规定。5.3采区车场选型设计采区煤层倾角小，平均4。采区布置，轨道大巷直接和轨道上山连接，解决了车场问题，为底绕方式。煤层底板坡度小，起伏不大，矿车完全可以轻松适应，故设小型采区绞车房。井底中央变电所至采区的供电系统电路压降较大，为保证采区正常生产，需布置采区变电所。采区变电所应设在通风良好，围岩稳定，地压小，易维护，无淋水，易于搬迁变压器等电器设备的地方，并使变电所位于采区用电负荷中心，即采区材料车场。采用锚网喷支护，底板用100号混凝土铺底并高出邻近巷道底板200300mm。具有0.3%的坡度。图5-2采区下部车场1. 轨道大巷2. 运输大巷3. 运输上山4. 轨道上山6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为3号煤层，平均厚度8.28m，煤层平均倾角4，为近水平煤层，结构单一，赋存稳定，硬度中硬，普氏硬度为23，为低硫中灰中等可选至易选煤，平均容重为1.35t/m3。正常涌水量为400m3/h，最大涌水量为500m3/h。矿井属低瓦斯矿井，发火倾向性鉴定为类自燃煤层，有自燃发火倾向，自燃发火期为36个月；有煤尘爆炸危险，煤尘爆炸指数一般为37%42%。3煤层直接顶板主要为粉砂岩、其次是泥岩等，一般厚度15m；老顶以中、粗、细、粉砂岩互层组成，厚22m左右，裂隙较发育，局部见伪项，一般为泥岩、粘土岩或炭质泥岩，厚0.20m左右。直接底板为粘土岩，厚0.101.44m，向下为中、细砂岩和粉砂岩互层，厚18m左右。岩石的完整性、稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发生底鼓。采区内无断层影响。采煤方法本矿的煤层赋存条件简单稳定，地质特征简单，参照附近矿井的实际经验，并遵循以下原则：（1）煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；（2）安全劳动条件好；（3）尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效；（4）材料消耗少，生产成本低；（5）便于生产管理。6.1.2确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1）、分层综采工艺的特点优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.03.5m，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9397%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2）、放顶煤工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产效率高，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；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。比较上述2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较合理。结合矿井实际条件，煤质硬度不大，顶煤放煤可行，本煤层平均厚8.28m，采高3.0m。故确定工作面采用一次放顶煤回采工艺，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，回采工作面沿走向布置，倾向推进；工作面长度为150m，采区长平均1475m；煤厚8.28m，采高3m，放顶煤。工作面布置两条斜巷：东侧布置一条，为进风巷；西侧布置一条，为回风巷，兼做运输、行人巷。条带进风斜巷断面为4.6m宽，3.0m高；条带回风斜巷断面为4.7m宽，3.0m高；斜巷沿空掘进，留5米小煤柱。工作面配套设备见表6-1。表6-1 工作面配套设备采煤机MG400/920-WD液压支架ZFS6200/18/35排头支架ZTF6500/19/32前刮板输送机SGZ-900/1050后刮板输送机SGZ-900/7506.1.4回采工作面破煤、装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽。结合矿上实际使用情况，工作面选用由鸡西煤机厂生产的MG300-W电牵引采煤机，刮板输送机采用SGZ-900/1050（前）、SGZ-900/750（后）。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6-3、6-4。1）、进刀方式：采煤机中部斜切进刀单向割煤跑空刀和采煤机端部斜切进刀双向割煤方式的各自优缺点比较见表6-2。表6-2进刀方式比较表优点缺点中部斜切进刀、单向割煤1.采放互不干扰，有利于实现采放平行，能有效均匀运输煤量；2.跑空刀清浮煤，“三平两直”；3.控制程序编制和操作简单，便于及时维修，有利于提高生产效率；4.与两头作业互不干扰、互不等待。1.跑空刀增加了循环作业时间；2.支架无法及时拉超前，不利于顶板维护；3.跑空刀清浮煤有可能加重煤壁片帮程度。4.如果发生端面冒顶，本工艺无法正常执行。端部斜切进刀、双向割煤1.循环作业时间相对较短；2.能及时、有效维护顶板；1.与两头作业相互影响；2.控制程序编制、操作较复杂；结合矿井实际分析可知采用端部斜切割三角煤进刀为好。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0.8m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）、移前溜，放煤，移后溜。机组进刀总长度控制在40m左右。（进刀方式如图6-1）图6-1 采煤机斜切进刀示意图采煤机：选用MG400/920-WD型电牵引采煤机，其主要技术参数为：表6-3采煤机技术特征型号MG400/920-WD采高范围/m2.2-3.5适应工作面倾角/ ()25适应煤层硬度4机面高度/mm1593牵引力/kN300-500牵引速度/mmin-1015 牵引方式电牵引卧底量/mm250滚筒直径/m1.8截深/mm800电动机功率/Kw920电压/V3300装运煤：采煤机组割装煤和前部运输机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出，插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部运输机平行运煤，集中到桥式转载机和胶带输送机上运出。2）、工作面主运输设备：前部运输机：选用SGZ-900/1050型刮板运输机，其主要技术参数为：表6-4前部运输机技术特征型号SGZ-900/1050设计长度(m)250出厂长度(m)250运输能力(t/h)2000链速(m/s)1.35功率(kw)2525电压(V)3300布置方式平行布置中部槽规格1503900320刮板链型式中双链制造厂家张家口厂后部运输机：选用SGZ-900/750型刮板运输机，其主要技术参数为：表6-5后部运输机技术特征型号SGZ-900/750设计长度(m)250出厂长度(m)250运输能力(t/h)1800链速(m/s)1.31功率(kw)2375电压(V)3300减速器速比1:27.635布置方式平行布置中部槽规格1500900320刮板链型式中双链刮板链间距(mm)920制造厂家张家口厂6.1.5回采工作面支护方式1）、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3架，中间架126架，端头架3架，共计132架。选用 ZFS6200/18/35型正四连杆低位放顶煤液压支架，其主要技术参数为：表6-6液压支架技术特征支架型号ZFS6200/18/35高度(m)1.83.5中心距(m)1.5工作阻力(kN)62006250初撑力(kN)50635274支护强度(MPa)0.800.86对底板比压(MPa)1.9长宽(m)7.251.51.8重量(t)24.5适应倾角（）20制造厂家煤科总院排头支架：工作面上下两头各配置三组排头支架，选用型号为ZTF6500/19/32，其主要技术参数为：表6-12排头支架技术特征支架型号ZTF6500/19/32高度(m)1.93.2中心距(m)1.5工作阻力(kN)6577初撑力(kN)6157支护强度(MPa)0.80对底板比压(MPa)2.05长宽(m)7.251.51.8重量(t)24.5适应倾角（）20制造厂家郑州煤机厂2）、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：PKH式（6-1）式中： P：顶板对支架的压强（8倍于工作面的采高）； K：采高的倍数（支架上方顶板的岩石厚度），一般取68，这里取8； H：工作面采高，3.0m；：顶煤与顶板岩石容重，最大取2.65t/m3；P83.02.6563.6t/m20.62MPa0.80MPa即支架能够满足支护强度的要求。支架底板比压验算：采区底板比压值P122MPa，支架底座箱对底板比压P22Mpa（前端），即P1P2。故本面选用上述液压支架能够满足顶底板管理的需要。3）、乳化液泵站（1）泵站及管路选型乳化液泵站采用双回路供液，供液采用32高压胶管，回液采用51高压胶管，耐压在45MPa以上。（2）泵站设置位置泵站安设在轨道顺槽距离采煤面80m100m的位置。所有设备布置在专用平板车上，随工作面推进而前进。（3）泵站使用规定保证泵站压力不小于30MPa，乳化液采用自动配比装置，乳化液浓度3%5%，泵站工每班用糖量仪检查乳化液配比情况。4）、顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。5）、移架及推溜方式移架方式：移架采用电液控制系统，由电液阀自动控制。按回采工艺要求，选择一定数量的支架作为支架组，按时间间隔在采煤机通过后自动依次逐架前移，使工作面实现梯度移架。正常移架一般滞后煤机后滚筒35架进行，顶板破碎时紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架。移架步距0.6m。并且可随采煤机割煤行走位置的变化来控制全工作面各支架依次动作，实现自动过程的程序控制。自动程序控制有如下功能：随采煤机的切割，提前3架自动收回采煤机行进前方的支架护帮板；随采煤机的切割，自动完成降架、拉架、升架、伸护帮板、推溜等动作，拉架后才能放煤，并至少拖后5组支架。推拉溜方式：推移前部运输机：可在工作面任一支架上操作，实现从机头至机尾或从机尾至机头的推移顺序动作（成组数量可调定）。推溜一般在移架后依次进行，滞后移架1520m，推移弯曲段不小于20m，推移步距0.6m。拉后部运输机：拉后部运输机单向顺序进行，且滞后放煤口1520m进行，步距0.6m。放煤方式：综放面的顶煤厚5.83m，根据放煤经验，顶煤随移架会有部分自动放出，因此采用单轮顺序放煤法，采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式放煤，设计采用一刀一放双轮顺序跟机放煤方式，一采一放，采放平行作业，放煤步距0.8m。放煤工必须严格执行综采放顶煤工技术操作规程及工程质量标准。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；放煤口数量确定：按后部运输机能力确定放煤口数目。单口放煤量Qf1.50.85.831.3578%7.37t式（6-2）其中：1.5单组支架宽度；0.6放煤步距；3.68顶煤厚度；78%顶煤回采率。单口纯放煤时间：根据以往其它相似矿井的情况，单口纯放煤周期为50s，连续放煤周期60s/架，为便于顶煤充分放出，提高回采率，取tf60s。每分钟放煤量：Q7.3760/607.37t同时放煤口数目的确定：考虑1.25不均衡系数，同时为满足后部运输机（2000t/h）能力要求。同时放煤口数目最大值：Nf2000/（7.37601.25）3.6(个)式（6-3）由于移架后后部漏煤，取Nf3（个）放煤循环时间：t=60/60126/342min式（6-4）采煤机割煤速度的确定：根据采放平行作业的要求，割煤循环时间和放煤循环时间应相等，放煤工序循环时间为84 min。双向割煤时，采煤机割煤速度为V3.0m/min，由下式：T190/V63.3min式（6-5）割煤周期T63.3min同时考虑推溜和回头时间大约20min，整个循环周期大致为83.3min，和放煤周期基本相符，综放面采用一采一放双轮顺序跟机放煤方式是可行的。6.1.6端头支护及超前支护方式（1）端头采用端头液压支架支护顶板，刮板机头以及转载机等设备放于端头支架空间内。（2）工作面采用单体液压支柱加一字顶梁进行超前支护，上下出口超前支护距离：上顺槽实体煤段不得低于30m，沿空送巷段不得低于60m，下顺槽不得低于30m。（3）支护材料及支护密度：轨道巷、运输巷均采用1.2m 一字顶梁配合单体支柱加强支护，一梁两柱或三柱，柱距0.6m或0.4m。轨道巷实体煤区域采用三路一字梁支护，距下帮600100mm支设一路，距下帮2.0m支设一路，距上帮600100mm支设一路；轨道巷沿空区域采用四路一字梁支护，距下帮600100mm支设一路，距下帮1.7m、2.2m各支设一路，距上帮600100mm支设一路，中间两路一梁3柱加强支护，轨道巷所有单体支柱必须穿铁鞋，以减少单体支柱钻底量。运输巷沿转载机两侧250100mm挂两路一字顶梁配合单体支柱加强支护，一梁两柱，柱距0.6m，端头采用ZT9800/16/32型端头液压支架支护。（4）超前支护管理支柱纵横成线，偏差小于l00mm。支柱应支到实底，并做到迎山有力。超前单体液压支柱初撑力不小于5OkN，端头支柱初撑力不小于90KN。铰接顶梁之间要用圆柱销联好，并保持平直。同一排中单体支柱与摩擦支柱不得混合使用。所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向老空。两巷的支撑高度不得低于2.3m，单体支柱活柱行程不得小于200mm，不得大于700 mm。6.1.7各工艺过程注意事项1）、工艺流程以放煤工序为中心，设计采用一采一放、割放煤工序相向平行作业方式，割放煤步距0.8m，工艺流程为：割煤移架推前溜放煤拉后溜2）、综放面质量要求表6-10综放面工序质量要求一览表工序名称质量特性技术要求割煤割煤方式双向割煤，端头斜切进刀，进刀段长度不小于35m，截深0.6m采高均匀采高3.0m煤壁齐直成一条直线顶底板平1、无台阶2、无伞檐3、顶煤垮落300mm4、严格沿底板开采，不丢底煤移架支架直成一条直线，偏差50mm支架正支架与顶底板垂直，歪斜度5顶梁平最大仰俯角6相邻支架高低差不超过主顶梁侧护板的2/3间距匀支架中心距1.50.1m支架不挤、不咬，架间空隙200mm接顶紧初撑力24MPa步距够0.6m推拉前后部运输机输送机直刮板输送机直，偏差50mm弯曲段25m输送机平上下弯曲角度3刮板输送机与转载机搭接合理，底链不拉回头煤链轮中心与转载机刮板面高度为700900mm推拉运输机顺序单向顺序推移放煤放煤步距0.6m放煤方式双轮顺序放煤3）、对工作面端头架支护的管理工作面机头采用3组端头支架，机尾采用3组端头支架，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。4）、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。5）、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3m/min左右。（3）机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。（4）停机时及时停水，若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。（5）在条带斜巷胶带机头处加设除铁器。（6）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。6）、顶板维护及矿压观测措施工作面及条带斜巷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；条带斜巷巷道超前工作面30m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、移前后溜、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。工作面为放顶煤工作面，设计采高为3.0m，放煤厚度为5.83m，工作面沿底板推进。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，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。循环方式为生产班进2个循环，日进4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6-11。表6-11劳动组织配备表序号工种生产一班生产二班检修班合计1工长22372安全质量验收员11133采煤机司机22374液压支架工444125综采放煤工2246清理工1127端头维护工443118三机工557179泵站工111310电工114611修理工111112油脂工222213支柱管理工111114防尘工121415运料工225516核算员111117材料员111118队干部559919合计272732862）、技术经济指标循环产量按下列公式计算：Q1 L1SM1PC1式（6-6）Q2 L1SM2PC2式（6-7）Q Q1 + Q2式（6-8）式中： Q1割3.0m一刀煤产量，t；Q2放顶煤一刀煤产量，t；Q循环产量，t；L1工作面3.0m采高段倾斜长度，150m；S循环进度，0.6m；M1工作面采高，3.0m；M2工作面放煤高度，取平均值5.83m；P煤的容重，1.35tm3；C1工作面割煤回采率，97；C2工作面放煤回采率，78；则：Q1=1500.63.01.350.97 =353.57t Q2=1500.65.831.350.78=552.51t循环产量：Q= Q1 + Q2 = 906.08t日产量 = Q日循环数=906.084 = 3624.32t吨煤成本计算吨煤成本是最终反应工作面技术经济效果的一项综合指标，它包括直接应用于工作面的材料费、工资费、固定资产折旧费和电费四项，下面按四项费用分析计算吨煤生产成本。a.材料费（C3）材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用以及其他材料费用，综采面材料费（C3）一般为7元/吨（见采煤工作面分册），本面取10元。b.工资费（C2）工作面日产量为：3624.32t吨煤用工=86/3624.32=0.016（工/吨）工作面工人平均日工资按300元/天计算，则吨煤工资成本为：吨煤工资成本=日工资吨煤用工式（6-9）=3000.016=4.8（元/吨）c.工作面设备折旧费（C1）机电设备基本折旧费吨煤成本=式（6-10）式中：实际计算中取值分别为：设备残余值按原始价格的5%计算；清理费按原始价格的3%计算；服务年限取10年；产量按前面计算的3726.72吨/天计算。各种设备的年折旧费见表6-12。表6-12机电设备折旧表设备年折旧费用表设备名称型号数目折旧费（元/t）液压支架ZFS6200/18/351000.846采煤机MG400/900-WD10.214前刮板输送机SGZ-900/105010.06后刮板输送机SGZ-900/75010.06转载机SSZ-1000/37510.019破碎机PCM20010.01可伸缩皮带机SSJ1200/320010.124乳化液泵GRB-315/31.520.022采煤机喷雾泵KPB-315/1620.004隔爆移动变电站KSGZY-630/610.11单体液压支柱FLZ3820/110Q500.01合计1.479d.电费（C4）吨煤动力用电消耗吨煤动力用电消耗=电机容量总和开动台数循环开动小时负荷系数/循环产量由公式6-66-8可知循环产量=1359.12t其中电机总容量取8000KW，循环开动小时数取1.5小时代入得：吨煤动力用电消耗=800011.50.9/1530.26 =7.06（KWh）吨煤照明用电消耗吨煤照明用电消耗=照明用电总功率循环照明小时数/循环产量式中：照明用电总功率包括工作面及上下斜巷照明用电，取800kW，代入得：吨煤照明用电消耗=8001.5/1530.26 =0.78（KWh）吨煤电费总消耗吨煤电力费=单价（吨煤动力用电消耗吨煤照明用电消耗）式中：单价取0.50元/KWh则：吨煤电力费=0.50（7.060.78） =3.92（元/吨）则：工作面吨煤成本=设备折旧费+工资费+材料消耗费+电费= C1+C2+C3+C4=1.4794.8103.92 =22.019（元/吨）工作面主要技术经济指标见表6-13。表6-13 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m1502采高m33煤的容重t/m31.354循环进度m0.65循环产量t1359.126日循环数个47日产量t5436.478回采工效吨/工102.09坑木消耗m3/万t610回采率%0.9011吨煤成本元/吨22.0196.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式布置方式：工作面回采巷道采用双巷掘进，布置方式为一进一回，一条辅助运输平巷，一条煤炭运输平巷。新鲜风流从下一区段运输平巷进入工作面，污风从煤炭辅助运输平巷排出工作面。采用综掘机掘进，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。两条平巷之间留15宽的煤柱，煤柱中每隔95m掘联络巷。采用掘进机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。6.2.2回采巷道参数1. 断面根据我矿现有支护实际情况，综放工作面两个顺槽和切眼采用矩形断面。综放工作面两个顺槽：净宽为4 m，净高为3.0m，切眼断面：净宽为5.0m，净高为3.0m。2.支护方式：（一）临时支护：1、锚架段：锚架段巷道临时支护采用65#槽钢，其长度不小于2.4m，其数量不少于4条，使用时将槽钢以迎头第一架棚顶为支点，使前端通过金属网与顶板接触，后部用木楔或小杆夹实，临时维护好顶板。待支架架设完毕后继续下一个循环，并将挑杆进行超前临时支护。锚架段在正常使用临时支护的同时，迎头5m范围内支架必须使用防倒装置，棚顶两路，设置在距棚口0.5m处；棚腿一路，设置在棚口下1.0m处，支拉杆随循环架棚而不断前移，施工中严格控制空顶距，最小空顶距为0.3m，最大空顶距不超过1.1m。2、锚网段：该巷道施工临时支护采用2寸钢管，其长度不小于3.0m，使用数量均不少于3条;使用时配合3寸钢管制作而成的吊环（或焊接专用吊环），拧紧固定于锚杆上，后部采用扁铁焊制的专门吊环固定，使前端有效支护顶板，两吊环拧入锚杆尾部丝头后，露出锚杆丝的长度不小于2mm，施工中严格控制空顶距，最大空顶距1.1m，最小空顶距0.3m。（二）永久支护：采用锚网、锚索联合支护方式。巷道顶部采用六条T型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆、金属网、锚索配合梯形钢带进行联合支护；帮部采用T型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆、金属网进行联合支护。按悬吊理论计算锚杆参数：1、锚杆长度计算：L = KH + L1 + L2式中：L 锚杆长度，m；H 冒落拱高度，m；K 安全系数，一般取K=2；L1 锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；L2 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；沿煤3底板及穿层段:H = = = 0.87 (m)式中：B 巷道开掘宽度，取4m；f 岩石坚固性系数，煤层取2.3；则L=20.87+0.5+0.1=2.34(m)2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a：A =式中：A 锚杆株排距，m；Q 锚杆设计锚固力，150KN/根；H 冒落拱高度，取0.87m；R 被悬吊煤层的重力密度，取13.23KN/m3；K 安全系数，一般取K=2；A = =2.553(m)通过以上计算，选用以下型号锚杆：a.顶锚杆:采用锚杆杆体长2450mm，22mmT型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆。b.帮锚杆:采用锚杆杆体长1800mm，20mmT型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆。综放工作面胶带、轨道顺槽和切眼锚杆排距均为800mm。 3.支护工艺一、支护材料及支护参数：1、锚网支护参数：（1）锚杆： a.顶锚杆:采用22mmT型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆,锚杆杆体长2450mm,孔深2400mm。 b.帮锚杆:采用20mmT型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆,锚杆杆体长1800mm,孔深1700mm。（2）锚固剂：使用树脂锚固剂，顶锚每孔装CKA2350（在孔底）及K2370各一卷；帮锚每孔装K2360一卷。（3）托盘：巷帮采用规格为1501505mm铁托盘，巷道顶部不用托盘。（4）钢带：顶部采用4000mm长梯形钢带配合锚杆来加强支护。（5）锚杆间排距：胶带、轨道顺槽和切眼锚杆排距均为800mm，从顶板往下依次为300mm、1100mm、1900mm、2700mm；底脚锚杆距离底板最大间距不得超过1.0m。（6）锚固力:顶部锚杆其锚固力不小于150kN，帮部锚杆其锚固力不小于100kN。（7）锚杆角度:顶部靠帮第一条锚杆与垂直线成15，其它锚杆均与巷道顶帮轮廓线垂直布置，误差不超过5。（8）锚索：根据工作面两顺槽施工期巷道顶板状况决定，工作面两顺槽锚索均按照1.4m的间距每排布置两棵，顶板压力增大以及特殊施工地点时要加密锚索支护,执行每排两条锚索；正常锚索长度为7.5m，锚索规格为18mm，沿顶板掘进段及穿层段最低锚索长度不得小于5.0m，但必须要根据顶煤厚度及时修改，以确保锚索深入稳定岩层1.0m以上；锚索布置要与钢带连成一体，门口锚索布置见门口施工大样图，并严格执行锚索安装说明及注意事项。（9）锚杆盘必须紧贴岩面，螺母要拧紧，锚杆外露丝露出螺母1550mm，且必须打开销子。顶锚杆预紧力不小于150N.m，帮锚杆预紧力不小于100N.m。2、铺网：该规程除切眼面侧外，其他巷道顶帮均铺设金属网，金属网采用10#铁丝编制而成，其规格为：顶网采用5000mm1000mm的菱形网，帮网采用2700mm1000mm的经纬网，网孔50mm50mm，要求网与网搭接100mm以上，每200mm联一扣，每扣拧23圈，联网丝采用12#铁丝。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赋存稳定，储量丰富，煤质优，厚度大，煤层生产能力大，井型为1.2Mt/a。矿井工作制度为”三八”制，两班生产，一班检修，每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。7.1.2煤层及煤质采区所采煤层为3号煤层，其煤层特征：3煤层属低硫中灰中等可选至易选的优质煤。煤层平均厚度8.28米，煤层倾角4，赋存稳定，煤的容重1.35tm3。采区内3号煤层平均瓦斯涌出量为3.42 m3/t，瓦斯涌出量较小；发火倾向性鉴定为类自燃煤层，有自燃发火倾向，自燃发火期为3-6个月；有煤尘爆炸危险，煤尘爆炸指数一般为37%-42%。7.1.3矿井运输系统1）、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，且运输距离较远，故采用胶带运输机运煤。辅助运输：回采工作面为大功率采煤机进行放顶煤开采，巷道掘进采用掘进机掘进、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度快，需要一种方便、灵活机动和快捷的运输方式与之相配套，电机车运输是很有发展潜力的一种运输方式和掘进机、回采工作面快速推进相配套的有效辅助运输方式。人员乘罐笼下井，在井底车场换乘人车，由此送达各个工作地点。材料及一般设备材料平板车装运（砂石等散料用集装箱盛放）下井，然后换成电机车运输至各需要地点，大件设备和支架用特制平板车下井，在井底车场用起吊设备换装到支架运输平板车上，由牵引车送到工作面和使用地点，再用小绞车协助安装到位；采煤机和掘进机等用特制的平板车下井，在井底车场换装站换装到采煤机、掘进机的特殊运输车上，由牵引车牵引运至工作地点，其中采煤机直接由专用平板车送到采面就位。爆破材料和油品等轻型货物由专用材料车下井后，采用矿车运送。2）、运输系统（1）运煤系统：综采工作面工作面刮板输送机转载机、破碎机运输平巷胶带输送机运输上山胶带输送机运输大巷胶带输送机石门胶带输送机井底煤仓装载硐室主井箕斗地面掘进工作面掘进面运输平巷胶带输送机运输上山胶带输送机运输大巷胶带输送机石门胶带输送机井底煤仓装载硐室主井箕斗地面（2）运料系统：地面副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部车场轨道上山采区上部车场回风运料平巷综采工作面地面副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部车场轨道上山采区中部车场下一工作面回风运料平巷掘进工作面（3）人员运送系统：地面副井井底车场轨道石门轨道大巷采区车场各个工作地点（4）运矸系统：大巷掘进或是上山掘进中的矸石一般由矿车直接拉到副井井底车场，再由副井罐笼提至地面。7.2采区运输设备选择7.2.1设备选型原则：（1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；（2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；（3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出运现输送机轨道输送机轨道的情况；（4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；（5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2采区运输设备选型及能力验算(1)运煤设备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，采区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转载机SZZ900/315破碎机PCM200上山提升绞车2JK-4x2.1 上山胶带输送机DSJ160/350/3400各设备技术特征见表7-2、表7-3、表7-4、表7-5、表7-6。表7-2转载机技术特征表项目单位数目备注型号-SZZ900/315山西煤矿机械制造有限责任公司与带式输送机重叠长度m11.44出厂长度m45运输能力t/h2200链速m/s1.8电动机型号-KBY550-132功率kW132转速m/min1470电压V1140圆环链规格(dt)mm34126-C中部槽规格(长宽高)m1.50.7642.22刮板间距mm516质量t24.90表7-3破碎机技术特征表项目单位数目备注型号-PCM200张家口煤矿机械有限责任公司结构特点-轮式进料口宽度mm1000x800最大排出粒度mm300过煤能力t/h1000破碎能力t/h2200电动机型号-功率kW200转速Rpm1475外部尺寸(长宽高)mm456020251808质量t14.692表7-4平巷胶带输送机技术特征表项目单位数目备注标准型号DSJ120/200/2315徐州天能机电有限责任公司原型号SSJ1200/630输送量t/h2000输送长度m1500拖辊直径mm108带宽mm1200输送带配置强度1600S储带长度m100机尾搭接长度m15搭接处mm1586机头外型尺寸(长宽高)mm721036952150质量t108表7-5运输上山胶带输送机技术特征表项目单位数目备注标准型号DSJ140/300/3400徐州天能机电有限责任公司输送量t/h3000输送长度m3000拖辊直径mm133带宽mm1400输送带配置强度1800S储带长度m100机尾搭接长度m15搭接处mm1786机头外型尺寸(长宽高)mm12186128792842质量t277.8(2)运输能力验算设计综采长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为662.88 t/h，工作面刮板运输机生产能力为2000 t/h，转载机的生产能力为2200 t/h，破碎机通过能力为2200 t/h，平巷及上山胶带通过能力为3000 t/h，采区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。(3)辅助设备上山采用绞车牵引矿车进行辅助运输，上山斜长1300m，所以选用2JK-4x2.1型提升绞车，其特征参数见表7-7。工作面长150m，工作面安装绞车选用JM-28绞车，其特征参数见表7-8。表7-6上山绞车特征表项目单位数目备注型号2JK-4x2.1锦州大可矿山机械制造有限公司卷筒数量个2直径mm5000宽度mm2300钢丝绳最大静拉力kN218/245最大静拉力差kN160最大直径mm50提升高度一层m411二层m896三层m1393电动机功率kW440转速rpm600电压V660钢绳速度m/s0-12.6外形尺寸(长x宽x高)m17.5x12.25x5.45质量kg110670表7-7工作面安装绞车特征表项目单位数目备注型号JM-28淮南凯盛重工有限公司牵引力kN275/105平均绳速m/s0.167/0.367电动机功率kW45电压V380/660滚筒尺寸直径mm510宽度mm515钢丝绳直径mm30/24容绳量m160/295减速比148.35/69.597.3大巷运输设备选择7.3.1胶带运输大巷设备选择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。运输大巷选用DSJ160/350/3400带式输送机，其主要参数见表7-9。表7-8大巷带式输送机主要技术参数表项目单位数目备注标准型号DSJ160/350/3400徐州天能机电有限责任公司原型号SSJ1600/1200输送量t/h3500输送长度m2500拖辊直径mm133带宽mm1600输送带配置强度1800S储带长度m100机尾搭接长度m15搭接处mm1986机头外型尺寸(长宽高)mm12130118933026质量t3797.3.2辅助运输大巷设备选择由于本矿瓦斯涌出量6.37 m3/t，因此设计矿井采用XK8-6/140-KBT蓄电池电机车牵引平板车和固定车厢式矿车运输设备、人员、材料和矸石。井下运输车辆特征及用量见表7-10、7-11、7-12。表7-9电机车特征表项目单位数目备注型号-XK8-6/140-KBT 永冠矿山设备制造有限公司粘重t8轨距mm600供电V144最大牵引力KN12.96小时制h11最高速度m/min130调速方式-斩波制动方式制动方式-电阻机械最小弯道半径7外形尺寸(长宽高)mm445610541500受电器高度距轨面mm18002200固定轴距mm1100数量辆3表7-11固定矿车特征表项目单位数目备注型号-MGC1.1-6A淮南矿山运输机械厂容积m 31.1名义载重t1轨距mm600牵引高度mm320缓冲器-单列弹簧式最大牵引力kN60外形尺寸(长宽高)mm20008801150车轮直径mm300质量kg583数量辆50表7-12平板车技术特征表项目单位数目备注型号-MLC1-6淮南矿山运输机械厂最大载重t2名义载重t1轨距mm600牵引高度mm320缓冲器-单列弹簧式最大牵引力kN60外形尺寸(长宽高)mm20008801150轴距mm550质量kg511数量辆507.3.3运输设备能力验算(1)主运输设备设计综采工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为1800 t/h，平巷胶带机直接搭接上山胶带机，平巷胶带机运输能力均为2000 t/h，上山胶带机运输能力均为2500 t/h，采区设缓冲煤仓，大巷采用DSJ160/350/3400带式输送机，运输能力为3500t/h。符合要求。(2)辅助运输设备矿井采掘面等各工作地点人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，确定最大班需运送人员为30人，所选的PRC-12人车可以满足人员运送要求。运输平巷平均运距为1300 m, 最大运距2560 m；大巷平均运距为1200 m，最大运距1720 m。故从井底车场到工作面最大运距为4280 m。根据工作面最大运距4280 m，大巷平均运距为1200 m，最大运距1720m；大巷平均行车速度3/s，平巷行车速度1/s，装卸载调车等车时间取30 min，牵引车每班可运行约5次，所选1 t电机牵引车20辆，每班运输能力为60 t，大于每班需求运量，可以满足材料、设备的运输要求。8矿井提升8.1矿井提升概述矿井设计井型为1.2.0Mt/a ，服务年限54.5年。煤层的赋存稳定，厚度大，储量丰富。井属低瓦斯矿井，发火倾向性鉴定为类自燃煤层，有自燃发火倾向，自燃发火期为36个月；有煤尘爆炸危险，煤尘爆炸指数一般为37%42%。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16h，矿井设计年工作日330d。矿井开拓方式为立井单水平开拓，水平标高-320m。主井采用两套16 t箕斗提升，副井采用罐笼提升。井下主要运输采用胶带输送机运输，大巷辅助运输采用架线式电机车，条带斜巷采用胶带输送机运输。8.2主副井提升8.2.1已知数据（1）设计生产能力1.2Mt/a。（2）提升工作制度为：年工作日330d，每天工作16h。（3）单水平提升，一水平井深为320m。（4）两套箕斗提升设备。（5）采用多绳摩擦式提升机。8.2.2主井提升设备选型矿井设计生产能力为1.2Mt/a，属中大型矿井，根据大型矿井的要求可知一般采用大容量的箕斗提升；主井箕斗：JDS16/1704Y型多绳异侧装卸式箕斗，其主要技术规格参数见表8-1。表8-1 JDS16/1704Y型箕斗参数型号名义载煤量/t有效容积/m3提升钢丝绳最大提升高度m最大终端载荷kN箕斗自重t直径/mm绳间距/mmJDS16/1704Y1617.63140300110060016.9主井提升机：JKMD-44型提升机，其主要技术规格参数见表8-2。表8-2 JKMD-44型主井提升机参数型号主导轮直径（m）导向轮直径最大提升速度（m/s）导向轮变位质量量（t）JKMD-444.02.5146.52钢丝绳机器重量（t）最大静张力（kN）最大张力差（kN）根数（根）间距（mm）68018043501158.2.3副井提升设备选型（1）选型依据普通罐笼进出材料车、平板车休止时间为40-60s；最大班工人下井时间，一般不超过40min；最大班作业时间，一般不超过7h；要考虑能运送井下最大和最重部件；双层罐笼升降人员，如两层中的人员可同时进出时，休止时间比单层罐增加2s信号时间。当人员由一个水平进出罐笼时，休止时间比单层罐笼增加一倍，另加6s换置罐笼时间。（2）设备选型根据以上选型原则决定选用一对1.5吨矿车双层双车罐笼，其主要技术特征见表8-3。表8-3 GDG1.5/6/2/4k罐笼技术特征表项目单位技术特征型号GDG1.5/6/2/4k装载矿车型号MG1.7-6A车数个4乘人数个84罐笼装载量t13.68罐笼质量t11.91最大终端载荷kN560提升首绳数量个6/4直径mm32/39.5尾绳数个3/2副井提升机：JKMD-3.54型，其主要技术特征见表8-4。表8-4JKMD-3.54型主井提升机参数型号主导轮直径（m）导向轮直径(m)最大提升速（m/s）导向轮变位质（t）JKMD-3.543.52.5136.32钢丝绳机器重量（t）最大静张力（kN）最大张力（kN）根数（根）间距（mm）52514043001068.2.4井上下人员运送人员由副井坐罐笼下到井底车场，再坐人车到各工作地点。条带斜巷上下班工人可以由绳牵引卡轨车来运输。条带斜巷中使用的卡轨车型号为：F-1A，其主要技术特征见表8-5。表8-5 F1-A型绳牵引卡轨车参数项目单位技术特征电动机型号DBM-170S电动机功率kW170电动机转速r/min1470绞车形式液压绞车制动方式制动车使用蝶型弹簧制动油缸滚筒直径mm1000钢丝绳直径mm21.5轨型、轨距mm18号槽钢、600形式外卡曲率半径7/15最大牵引力kN马达并90，马达串45最大速度m/s03.0最大爬坡能力25 最大运距m10003000 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矿井地质概况兴隆庄矿区内为第四系冲积平原，地形平坦，由东北向西南逐渐降低，坡度极为平缓。地面标高变化于+52m+44m之间，井口附近地势较高，工业广场标高为+49.20m。除特大洪水外，一般不受威胁。主要可采煤层为3号煤层。井田地质条件较为简单。井田工业储量为138.29Mt，矿井可采储量85.10Mt。矿井服务年限为54.5a，涌水量不大，矿井正常涌水量为550m3/h，最大涌水量为650m3/h。煤层相对瓦斯涌出量为3.42m3/t，属低瓦斯矿井；发火倾向性鉴定为类自燃煤层，有自燃发火倾向，自燃发火期为3-6个月；有煤尘爆炸危险，煤尘爆炸指数一般为37%-42%。设计中只针对3号煤层，3号煤层赋存稳定，平均倾角4。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井单水平上下山开拓，采采区混合布置，水平标高-320m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分四个采区，二个采区，首采区为西四采区，整个3煤服务年限为54.5a。9.1.3开采方法采区内布置一个放顶煤工作面保产，工作面长度150m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置二条条带斜巷，留小煤柱沿空掘巷，工作面回采后跳采备用工作面。放顶煤工作面装备的部分机电设备见表9-1。表9-1 工作面部分机电设备一览表序号设备名称规格型号数量备注1采煤机MGTY400/920-WD电牵引12支架ZFT6500/19/32ZFS6200/18/356833前刮板输送机SGZ-900/105014后刮板输送机SGZ-900/75015转载机SZZ900/31516破碎机PCM20017胶带输送机SSJ1000/216018乳化液泵GRB-315/31.529清水泵KPB-315/16HPB-315/10229.1.4变电所、充电硐室、火药库井下大巷采用矿车辅助运输，工作面平巷连续牵引车运输。井底车场设变电所、充电硐室。采区内设变电所。岩巷掘进所需炸药由井底车场炸药库提供，各硐室均需独立通风。9.1.5工作制、人数各工作面均采用”三八”工作制。井下同时作业的最多人数为400人，综采面同时工作最多人数40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地面的安全出口；（2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；（3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；（4）总回风巷不得作为主要行人道；（5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.2.2、矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-2。表9-2通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多工业场地布置集中广场保护煤柱少通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4 km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件：地表表土层厚约140 m，水平标高为-320m；煤层为近水平煤层，分四个采区，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性。根据以上分析，且矿井年产量1.2 Mt，属大型矿井，本设计选用中央并列式通风方式。9.2.3矿井主要通风机工作方式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上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式主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，使过渡期限拉的过长。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。而矿井瓦斯涌出量大，需风量也大，且周围没有小煤窑，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采区通风系统的要求1）、采区通风总要求：（1）能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；（2）漏风少；（3）风流的稳定性高；（4）有利于排放瓦斯，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。2）、采区通风的基本要求：（1）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）工作面回风流中瓦斯浓度不得超过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采区工作面通风方式的选择采区通风系统是矿井通风系统的中心，其结构决定着矿井通风系统的最重要的参数和指标(如漏风量，稳定性程度等)，因而搞好采区通风是保证矿井安全生产的基础。矿井相对瓦斯涌出量为6.37 m3/t，小于10 m3/t，属于低瓦斯矿井，采区采用两条上山就可满足通风、生产的需要，采区上山采用一进一回的通风方式。一进一回的通风方式一般可以采用两种方式：轨道上山进风，运输上山回风；运输上山进风，轨道上山回风。轨道上山进风与运输上山进风的比较：轨道上山进风：这种通风方式新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响。采区上部的绞车房易于通风；运输上山进风：由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。运输机设备所散发的热量，使进风流的温度升高。此外，运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。结合以上信息，本设计采区选用轨道上山进风，运输上山回风。9.2.6工作面通风方式的确定(1)上行通风和下行通风选择，他们的优缺点比较见表9-3。表9-3 回采工作面上、下行通风适应条件及优缺点通风系统适应条件及优缺点上行通风煤层倾角大于120的回采工作面，都应采用上行通风1瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快地降低工作面瓦斯浓度；2风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面进风流中煤尘浓度；同时，煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面，增加了工作面的瓦斯浓度；3运输设备运转时所产生的热量随进风流散发到回采工作面，使工作面气温上升下行通风1在没有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出威胁的、倾角小于12o的煤层中，可考虑采用下行通风2工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，还可以减少煤尘含量，降低水砂充填工作面的空气湿度，有利于提高工作面的产量。3运输设备处于回风流中，不太安全。煤矿安全规程规定，煤层倾角大于12o工作面都要采用上行通风。如果采用下行通风时，必须报矿总工程师批准，并遵守系列规定：a、回采工作面风速不得低于1m/s。b、机电设备设在回风道时，回采工作面回风道中瓦斯浓度不得超过1%，并应装有瓦斯自动报警断电装置。c、应有能够控制逆转风流、防止火灾气体涌入金风流的安全措施。在煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的、倾角大于12o的煤层中，严禁回采工作面采用下行通风。由于煤层的倾角为15o左右，并且为了减少采用下行通风带来的不必要的浪费，所以选用上行通风。(2)按进、回风巷数目分类，见表9-4。表9-4 回采工作面通风方式比较表通风方式适应条件及优缺点U型通风方式后退式一进一回，在我国使用比较普遍，其优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理，但上隅角瓦斯容易超限，工作面进、回风巷要提前掘进。此种通风方是对了解煤层赋存状况，掌握甲烷、火的发生、发展规律，较为有利。由于巷道均维护在煤体重，因而巷道的漏风率减少，适用于低瓦斯矿井前进式一进一回，可缓和采，掘紧张关系，采空区瓦斯不涌向工作面，而涌向回风顺曹。其缺点是：采空区漏风不易管理，且需沿空护巷。这种通风系统适用于推进距离，低瓦斯，自燃倾向性弱的煤层Y型通风方式两进一回，在回采工作面的上、下端各设一条进风巷道，另外在采空区一侧设回风道。优点为：可以很好的解决工作面上隅角瓦斯超限问题，改善了工作环境，提高回收率。E型通风方式两进一回，下两天为进风巷，上面为回风巷。优点：使下回风平巷和下部工作面回风速度降低，抑制煤尘飞扬，降低采空区温度。但是容易引起工作面上隅角瓦斯超限。W型通风方式两进一回，或一进两回。优点：相邻工作面公用一个进或回风巷，减少了巷道的开掘和维护，漏风少，利于防火，在近水平煤层的综采工作面中应用较广。Z型通风方式一进一回，前期掘进巷道工程量小，风流比较稳定，采空区漏风介于U型后退和U型前进式之间，但需要沿空护巷和控制经过踩空区的漏风，其难度较大由于采区没有两个临近工作面同时开采的条件，所以不使用W型通风方式；Y型和E型有巷道在采空区，这样给巷道的维护带来困难，此矿为低瓦斯矿井所以不必要使用这样方式来防止上隅角瓦斯超限，所以可以不使用这两种通风方式，同样也不使用U型前进式通风方式。E型巷道要开采三条通风巷道，这样开采是合理的，但是和U型后退式相比需要多开采一条巷道，所以在该矿井的通风设计中选用U型后退式。即工作面采用U型后退式上行通风方式。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，上下条带斜巷的风量乘以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通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。本设计采用中央并列式通风，风机选型只针对首采区北一采区进行。(1)容易
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