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大同 煤矿 2.40 Mta 设计 CAD

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国投大同塔山煤矿2.40Mt/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。一般部分为国投大同能源有限责任公司塔山煤矿2.40Mt/a新井设计。国投大同塔山煤矿位于山西省大同市管辖的南郊区境内，交通便利。井田走向（东西）长约3.51km，倾向（南北）长约3.45km，总面积为9.54km2。主采煤层为2、5煤，煤层平均倾角（除东部露头处急倾斜外）为2，平均总厚度为18.05m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为24572.0万t，可采储量为15981.74万t。矿井设计生产能力为2.40Mt/a。矿井服务年限为51.2a，涌水量不大，矿井正常涌水量为610m3/d，最大涌水量为1620m3/d。矿井瓦斯相对涌出量为2.56 m3/t，绝对涌出量为0.52m3/min，为低瓦斯矿井。井田开拓方式为立井单水平开拓。一矿一面，采煤方法为综合机械化倾斜分层放顶煤开采。全矿采用胶带运输机运煤，采用无轨胶轮车进行辅助运输。矿井通风方式为中央并列式通风。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八制” 。一般部分共包括10章：1、矿区概述与地质特征；2、井田境界和储量；3、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4、井田开拓；5、准备方式带区巷道布置；6、采煤方法； 7、井下运输；8、矿井提升；9、矿井通风与安全；10、设计矿井基本技术经济指标。专题部分题目为：提高煤炭资源采出率的技术与实践。翻译部分题目为：The developing trend of fully mechanized mining and caving technology and the rational supports。关键词：立井；单水平；带区；中央并列式通风；放顶煤ABSTRACTThis design includes three parts: the general part, the special subject part and the translation part. The general part is a new design of 2.40Mt/a for SDIC Datong Energy Co., Ltd. Tashan mine. Tashan mine is located in Nanjiao which comes within the jurisdiction of Datong in Shanxi province. It is very convenient to get to the mine in terms of both highway and railway. The length of the coalfield is 3.51km,the width is about 3.45km，and the total area is 9.54km2.The second and the fifth are the main coal seams, and its dip angle is 2 degree,except the eastern outcrops in steep. The thickness of the mine is about 18.05m in all. The geologic structure of this coalfield is simple.The recoverable reserves of the coalfield are 245.72 million tons,and the minable reserves are 159.82 million tons. The designed productive capacity is 2.40 million tons percent year, and the service life of the mine is 51.2 years. The inflow is little.The normal inflow of the mine is 610m3 per day and the max inflow of the mine is 1620 m3 per day. The relative mine gas gush is 2.56 m3/t and the absolute gush is 0.52 m3/min, so it is a low gas mine. The development of the mine is single level with vertical shaft. The number of the working faces is only one. Mining method is integrated mechanized slicing top coal caving.The central laneway uses Belt Conveyor to transit coal.And trackless tire vehicle is using for auxiliary transport.The ventilation mode of this mine is center juxtapose form.The “thirty-eight” working system is used in the Tashan mine. It produces for 330 days a year. This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.development engineering of coalfield; 5.The layout of panels; 6.The method used in coal mining; 7.Underground transportation of the mine; 8.The lifting of the mine; 9.The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms of the designed mine.The topic of special subject parts is “Technology and Practice of Improve the recovery rate of coal resources” .Translation part is “The developing trend of fully mechanized mining and caving technology and the rational supports”.Keywords: Shaft; Single level; Panel; Center juxtapose ventilation; coal caving目 录1 矿区概述及井田地质特征41.1矿区概述41.1.1 地理位置41.1.2 地形与地貌61.1.3 矿区水文情况61.1.4 气象与气候71.1.5 地震81.1.6 矿区经济概况81.1.7 矿区水、电、建材供应情况91.1.8 井田内小窑分布及开采情况91.1.9 迁村、土地征用情况91.2井田地质特征101.2.1 井田地形101.2.2 井田地层概况111.2.3 含煤地层131.2.4 井田地质构造171.2.5 地下含水层的分布及特征181.2.6 地下水的补给181.2.7 矿井涌水量191.2.8 隔水层特征191.2.9 井田水文地质类型191.3煤层特征201.3.1 可采煤层及各煤层顶底板岩石组成201.3.2煤的物理性质211.3.3煤的化学性质221.3.4煤的工艺性能221.3.5煤的风氧化231.3.6煤类确定及煤的用途231.3.7有益矿产231.3.8矿井其它开采技术条件242 井田境界和储量252.1井田境界252.1.1 井田境界的确定252.1.2 井田赋存特征252.2矿井工业储量272.2.1井田勘探工程272.2.2资源/储量类别划分及等级圈定282.2.3储量计算原则及依据282.2.4矿井地质储量计算282.2.5矿井工业储量计算302.3矿井可采储量312.3.1安全煤柱留设原则312.3.2矿井保护煤柱损失量312.3.3矿井可采储量计算323 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限343.1矿井工作制度343.2矿井设计生产能力及服务年限343.2.1 确定依据343.2.2矿井设计生产能力343.2.3矿井服务年限354 井田开拓364.1井田开拓的基本问题364.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标364.1.2工业广场的位置384.1.3开采水平的确定及井田直接划分为带区384.1.4主要开拓巷道384.1.5确定开拓方案394.2矿井基本巷道474.2.1确定井筒形式、数目、位置及坐标474.2.2井底车场504.2.3矿井基本巷道535 准备方式带区巷道布置585.1煤层地质特征585.1.1带区位置585.1.2带区煤层特征585.1.3煤层顶底板岩石构造情况585.1.4水文地质585.1.5地质构造585.1.6地表情况585.2带区巷道布置及生产系统595.2.1带区准备方式的确定595.2.2带区巷道布置595.2.3带区生产系统605.2.4带区内巷道掘进方法615.2.5带区生产能力及采出率615.3带区车场选型设计626 采煤方法646.1采煤工艺方式646.1.1带区煤层特征及地质条件646.1.2确定采煤工艺方式646.1.3回采工作面参数646.1.4回采工艺及设备656.1.5回采工作面支护方式676.1.6端头支护及超前支护方式696.1.7各工艺过程注意事项696.1.8回采工作面正规循环作业716.2回采巷道布置746.2.1回采巷道布置方式746.2.2回采巷道参数747 井下运输767.1概述767.1.1井下运输设计的原始条件和数据767.1.2运输距离和货载量767.1.3矿井运输系统767.2带区运输设备选择777.2.1设备选型原则777.2.2带区运输设备的选型777.3大巷运输设备选择777.3.1运输大巷设备选择777.3.2辅助运输大巷设备选择788 矿井提升798.1概述798.2主副井提升798.2.1主井提升798.2.2副井提升819 矿井通风及安全849.1矿井地质、开拓、开采概况849.1.1矿井地质概况849.1.2开拓方式849.1.3开采方法849.1.4变电所、火药库849.1.5工作制、人数849.2矿井通风系统的确定849.2.1矿井通风系统的基本要求849.2.2矿井通风方式的选择859.2.3矿井通风方法的选择859.2.4带区通风系统的要求869.2.5工作面通风方式的确定869.2.6回采工作面进回风巷道的布置879.3矿井风量计算879.3.1矿井风量计算方法概述879.3.2回采工作面风量计算889.3.3掘进工作面风量计算899.3.4硐室需要风量的计算909.3.5其他巷道所需风量909.3.6矿井总风量计算909.3.7风量分配919.4矿井通风阻力929.4.1矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线929.4.2矿井通风阻力计算949.4.3矿井通风总阻力949.4.4矿井总风阻及总等积孔959.5矿井通风设备选型969.5.1通风机选择的基本原则969.5.2通风机风压的确定969.5.3电动机选型989.5.4矿井主要通风设备的要求999.5.5对反风装置及风硐的要求999.6 通风设施、防止漏风和降低风阻的措施1009.6.1 通风设施1009.6.2防止漏风和降低风阻的措施1009.7特殊灾害的预防措施1019.7.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1019.7.2预防井下火灾的措施1019.7.3防水措施10210 设计矿井基本技术经济指标103参考文献104致 谢1061 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1 地理位置国投大同塔山煤矿位于大同煤田中东缘，大同市220方位，直距35km。大同市南郊区口泉乡上窝寨村西，行政区划隶属大同市南郊区口泉乡管辖，其地理坐标为：东经：11300 56 11303 35北纬：3956 30 3958 31该矿西北界外约0.3km为大同至王村铁路，西界外约0.2km为大同至王村铁路的支线直达官窑村，官窑村向东北约15km为平旺(火车)站，由平旺站可达大同(火车)站，大同站与京包线、大秦线、北同蒲线相连通往全国各地。井田西侧有南郊区新开发的台子山二级隧道公路，并与口泉公路和大运路相连，每日有班车通往各处，交通方便，见图1-1。图1-1 国投大同塔山煤矿交通位置图1.1.2 地形与地貌井田内为黄土丘陵地区，东部基岩出露较多。地势东北部高，西北部低，“V”字型冲沟发育，东部地形较为复杂，地表最高点位于东部的五顶山，标高为1689.09m，最低点位于井沟内，标高为1339.1m，最大相对高差349.99m，综观全井田地形险峻，地层倾角大，植被少。井田西部地层较平缓，一般倾角35，出露地层以砂岩多见，抗风化能力强，地形坡度一般2030，沟头较陡坡度约3060，土层覆盖平均厚5m，不存在崩塌、滑坡现象；东侧矿界附近地层处在向斜东翼，地层倾角由35急转翘起，地层近直立，主要地层为二叠系山西组和石炭系太原组及其5号煤层露头，附近地层以砂质泥岩、泥岩等软弱地层夹中硬砂岩，地表易风化，地形坡度一般3050，由于物理风化作用的影响，使岩石发生崩解，有规模极小的崩塌，未见滑坡现象。井田主沟谷坡降80100，支沟谷坡降200400，据调查井田内未发生过泥石流。井田侏罗系大同组煤层开采历史悠久，由煤层采空造成的地表裂缝和地面塌陷较为严重。据2005年山西省第三地质工程勘查院提交国投塔山煤矿矿山地质环境影响评价报告资料，井田有地裂缝11处，塌陷7处，塌陷、裂缝在无人居住区，未形成灾害，但对耕地有损害。1.1.3 矿区水文情况大同煤田位于山西省北部，介于口泉山脉与牛心山脉之间，四周为强烈上升的中高山地形，煤田内部地势变缓，为低山丘陵地貌。大同煤田为一北东南西向向斜构造，东南翼窄，地层倾角陡，构造较复杂，西北翼宽广，构造简单。区域内出露地层有太古界、寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、侏罗系、白垩系及第三系、第四系。大同煤田属海河流域，永定河水系，桑干河支系。区域内河流由北至南以次为十里河、口泉河、鹅毛口河、小峪河、大峪河，均属桑干河水系，国投塔山矿位于口泉河支系(图1-2)。井田内主要沟谷由北向南有井沟、珍珠窑沟、官窑沟，且常年无水，只在雨季才有短时水流迳和各小窑排水流迳。上述沟谷均与口泉沟相连，流入大同平原后汇入桑干河，据大同矿务局地质处1982年资料记载，该河五十年一遇大洪水量为400m3/s，百年一遇最大洪水量为800m3/s，根据近年的观测资料，河水流量一般为0.250.28m3/s，暴雨后最大流量1988年7月12日为 600m3/s(口泉水文站观测)。该河在过去为泉水补给，但都己干涸，现多为沿途各矿生活用水和工业废水、大气降水补给。区域内河流由北至南以次为十里河、口泉河、鹅毛口河、小峪河、大峪河，均属桑干河水系(图1-2)。口泉河发源于左云县尖口山一带。流域面积600km2，全长50km，河宽20150m，树枝状水系，一般流量0 m3/s0.2m3/s，最大洪峰流量691m3/s(1988年7月12日)。水流经挖金湾、四老沟、出口泉镇，最后流入大同平原后汇入桑干河。区域地下水以大气降水为主要补给来源，其次为河流的渗漏补给，由于侏罗系、石炭二叠系煤层均已开采，矿坑排水已成本区碎屑岩裂隙水的主要排泄方式，岩溶水由于矿坑排水和人工取水而使岩溶水的流场产生了变化，岩溶水仅有少部分排向了神头泉，大部分岩溶水则通过矿坑排水，人工取水排泄或由口泉沟、鹅毛口沟、小峪口、大峪口等沟口潜流排向了大同平原。南郊区塔山矿井位于口泉河官窑村段东侧，目前开采工作面标高在其之上，所以该河对本矿无影响。图1-2 桑干河流域地表水系略图1.1.4 气象与气候本区属于中温带，大陆性气候。冬季严寒，夏季炎热，气候干燥，风沙严重。现就大同气象台的气象资料分述如下：气温：历年年平均气温6.88.8。年极端最高气温37.2。年极端最低气温-26.5。季温和昼夜温差显著。降雨量：历年年降雨量280.8431.5mm，年平均降雨量394.6mm，其中69月份降雨量最多，约占全年降雨量的80%。蒸发量：历年年蒸发量1885.12386.3mm，其中57月份蒸发量最大，约占全年蒸发量的5060%。风：大同地区素以风沙多而著称，风向冬季多西北风，夏季多东南风，其频率在各月占1129%。历年大风天为331天，其中5月份风力最大，风速在1422m/s，其中，最大飓风天为1998年3月8日，风速达18.0m/s，风向为西北。湿度：历年年平均相对湿度为4652%。冻土：历年冻土月份为11月份至第二年4月份，最大冻土深度179cm。最大积雪深度：历年积雪时间为11月份至第二年3月份，最大年积雪深度为1996年3月23日，积雪深度为9cm。年霜冻期：历年年霜冻期为177218天，一般为每年的9月至翌年的4月。年结冰期：历年年结冰期为177209天，一般为每年的10月至翌年的4月。1.1.5 地震据山西通志地震志(1991年4月第一版)，将1949年以前大同及周围地区发生的5级以上地震列表1-1。表1-1 1949年前雁北地区5级以上地震表地震时间北纬东经参考地点震级震中烈度512年5月38.9112.8山西代县、原平间7.5101022年4月39.8113.1山西大同-应县间6.581038年1月9日38.4112.9山西定襄-忻县一带7.251.01305年5月3日39.8113.1山西怀仁、大同间6.591467年6月9日39.6112.3山西朔县、威远堡间5.571580年9月5日39.5112.3山西平鲁5.751582年3月40.1113.2山西大同561583年5月18日39.7114.0山西浑源、广灵之间5.571626年6月28日39.4114.2山西灵丘7.091673年10月18日40.5113.5山西天镇西6.571683年11月22日38.7112.7山西原平（崞县）7.091898年9月22日39.1113.0山西代县5.7571949年以后，直到1989年发生大同县-阳高县地震为止，除1952年10月8日22时24分在崞县(北纬39.0，东经112.7)发生过5.5级地震(震中烈度八度)之外，大同及周围地区地震以众多的小震形式出现，绝大多数为无感地震，没有造成什么破坏。1989年10月18日22时57分起，在大同县与阳高县之间发生了大同、阳高震群型地震。据大同日报1989年10月30日登载局长胡俊杰文称：“截至10月26日16时，共发生大小地震2739次”。地震震中在大同县册田乡和阳高县友宰乡之间(北纬39.9，东经113.8)震源深度为地下1315km，震中烈度为八度(大同日报1989.10.30)。此后，1996年3月26日2时02分43.7秒，大阳地震区又发生5.8级地震(为大阳地震晚期强余震508次，其中3级以上7次，最大一次余震为4.9级，大同日报1991年3月27日)。井田距离大同阳高地震带约60km，而且毗邻口泉活动断裂，历史上口泉断裂属发震断层，故井田属地震不稳定区。根据中国地震烈度区划图(三百万分之一)，本区地震基本烈度为七度区，地震动峰值加速度0.15g。1.1.6 矿区经济概况大同市南郊区位于大同盆地北部，是大同市的城市近郊区，东西长43公里，南北宽42公里，总面积1050平方公里，全区辖3镇、7乡、190行政村，总人口27万人，其中农业人口25.2万人，区内城乡交错，村矿相依，位置优越，交通便利。南郊区是全国最大的产煤县(区)之一。南郊区有丰富的矿产资源，其中煤、石墨、高龄土是优势矿种，储量丰富。经济快速发展，到十一五末，生产总值达到120.12亿元，位居全省县区前列。南郊区的支柱产业是煤炭，煤炭产业所创税收占到全区财政收人的近70%。2001年全区煤矿共有184座，在全省煤矿兼并重组整合中整合为17座，产能得到提升。目前全区煤炭洗选能力达到1000万t，发运能力达到2000万t。南郊区在稳定煤炭支柱产业的基础上，加快发展非煤产业，重点培植电力、冶金、煤化工、建材、机械加工五大优势主导产业，南郊区在稳定煤炭支柱产业的基础上，加快发展非煤产业，重点培植电力、冶金、煤化工、建材、机械加工五大优势主导产业。目前，全区初步形成了以煤电一体化、煤化工、水泥、金属冶炼、煤炭洗选、高岭土加工、活性炭、分子筛、医药制品等多个产业和产品为标志的后续产业体系。农业经济稳步发展。全区大力开拓特色农业、精品农业、设施农业、商品农业和加工农业五大独特领域，到十一五末建成现代农业示范园区13个，温室大棚6606栋，打造出北村西瓜、冯庄百花园、杨家窑蝴蝶兰等一批特色农业知名品牌。建成规模养殖园区46个，奶牛存栏达到2.2万头，奶产量达到7.9万t。农业龙头企业发展到15家，年实现销售收入26.04亿元。总之，近年来，南郊经济得到了迅速的发展，综合实力居全省十强县之列。一是以传统产业新型化为路径，以提高煤炭产业的科技含量、延长煤炭产业链为手段，做强接续产业。二是以新兴产业规模化为路径，以改造提升非煤产业为手段，壮大替代产业。三是以服务业现代化为路径，以完善“吃、住、行、游、购、娱”产业链条为手段，发展商贸旅游服务产业。四是以农业产业化为路径，突出高科技农业、农产品加工业、特色农业、无公害农业四个重点项目，发展畜牧业、林草业、优质杂粮、蔬菜四大产业。目前，全区产业结构调整已初见成效，基本形成了电力、冶金、建材、煤化工、商贸五大重点转型产业和以十大产业集群为支柱的多元并举的经济格局。1.1.7 矿区水、电、建材供应情况本矿供水水源由大同市南郊区西万庄水源地提供。该水源地位于城区西南25km处的效城村西，七峰山脚下，紧靠大同盆地西边缘。现有水源井26眼，单井出水量60m3/h，日供水量23400 m3，水质符合国家生活饮用水标准。原设计主要用作农业灌溉，近年来由于农业灌溉采用了地面引洪来解决农用水问题，该水源供水能力尚有较大富裕，可满足矿井、选煤厂及电厂日用消防用水量。日可供水量7500m3。本矿井现有电源引自羊坊35/10kV变电站。该站为农用站，主变压器容量6300kVA，单回35kV电源架空引自西万庄220kV变电站。矿井改扩建后，在矿井主工业场地拟建一座35kV变电站，其1、2号电源分别引自坑口煤矸石发电厂的1、2号主变35kV出口，以双回路同铁塔架设，输电距离约为1.5km，考虑到今后的发展需要，导线型号选为LGJ-185；矿井的另一路电源取自上窝寨35kV变电站，待矿井35kV变电站建成投运后，将此电源引入35kV变电站的10kV系统。南郊区塔山矿井紧邻的大同矿区为国内大型煤炭工业基地，长期以来形成了可靠的材料供应来源，为矿井建设主要建筑材料供应提供了方便条件。1.1.8 井田内小窑分布及开采情况井田周边和井田内有各类小窑，但全部开采侏罗系大同组11、14号煤层，而且大部分已采空，仅有少量边角、煤柱和薄层煤仍被少数小窑开采，现已全部关闭。1.1.9 迁村、土地征用情况井田范围内有2个村庄，分别为老窑沟村和官窑村，共443户、1432人。这两个村占地多，压煤也多，属于开采沉陷区，设计考虑搬迁。其中官窑村农户目前已经搬迁约三分之二，剩余的三分之一部分(约53户、170人)近期会全部搬迁。1.2井田地质特征1.2.1 井田地形该矿井田属大同煤田范围，位于大同煤田中东部边缘。大同煤田北界为天山阴山纬向构造带最南缘的次级构造，即新华夏系第三隆起带上，东为口泉鹅毛口断裂及洪涛山山前断裂和汾渭裂陷盆地，以口泉山脉为界，西邻经向构造带的西石山脉，南以洪涛山背斜为界。在构造形态上大同煤田位于山西隆起北端为一开阔、向北东倾伏的向斜构造，东部靠近煤层露头一带地层倾角较大南东翼倾角较陡，边部煤层露头地段倾角一般大于60，局部直立倒转，北西翼倾角较小，中部、西部倾角较平缓，大多在10以下，由于受构造影响，向斜轴总体走向为北东3050。据资料表明，燕山运动是大同煤田形成的决定时期，沿东缘发生的口泉鹅毛口逆推断裂，使煤田以东太古界的上覆全部遭受剥蚀，因推覆、积压，使煤田西、北部平缓上升，遭受剥蚀，侏罗系巨厚沉积所覆盖，喜山运动再次沿口泉山脉东麓发生强烈断陷，形成大同断陷盆地，造就了大同煤田今日之景观。 南郊区塔山矿井所处位置在大同煤田中东边缘地段，属大同向斜中东翼，为一走向北东1030，倾向北西的单斜构造，东部煤层露头一带地层倾角较大，由3065，至直立、倒转，向西部逐渐转向平缓，倾角在3左右。见图1-3。图1-3 大同煤田构造形态示意图1.2.2 井田地层概况井田内西部多为黄土掩盖，东部地层出露较多，根据以往地质资料，井田内发育地层由老到新为：奥陶系下统亮甲山组、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组、侏罗系下统永定庄组、中统大同组、云岗组、第四系中、上更新统和全新统。现自下而上叙述如下：1.奥陶系下统亮甲山组(O1L)上部为灰黄色细晶白云岩、白云质灰岩、灰岩夹薄层泥岩。下部为结晶白云岩、竹叶状灰岩夹薄层页岩，底部厚层状灰岩中含较多泥质条带。与下伏地层为整合接触，层厚110m。含动物化石有：Dichograprus ostobrachlatus；Diceratocrphalus sp；Drepanura sp.2.石炭系(C)中统本溪组(C2b)上部为灰灰黑色粉砂岩与砂质泥岩互层，中上部为一层亮晶灰岩，全区稳定，含动物化石碎片，厚1.053.60m，平均2.59m。含化石有：Annularia pseudestellata；sphenopteris sp.中部为灰煤黑色砂质泥岩与粉砂岩互层。中下部为厚层状杂色铝土岩，底部为一层不稳定的褐色山西式铁矿，本组地层厚23.3026.15m，平均24.89m，与下伏地层平等不整合接触。上统太原组(C3t)岩性由灰深灰色粉砂岩、砂质泥岩、高岭质泥岩、中粒砂岩和煤组成，为井田主要含煤地层，共含煤7层，其中2、5、8、9号主要可采煤层，在井田东部靠近煤层露头一带地层倾角较大，边部煤层露头地段倾角一般大于60度，局部直立倒转。其下部为灰白色粗粒砂岩(K2)，厚1.102.32m，平均1.66m，本组厚73.5097.60m，平均87.48m，与下伏地层整合接触。含化石有：Sphenophyllum oblongifolium(Germ),Kau(f).3.二叠系(P)下统山西组(P1s)由灰、深灰色砂质泥岩、粉砂岩和浅灰色、灰白色中粗砂岩组成，中夹薄层泥岩及炭质泥岩，局部含极不稳定的山2、山4号薄煤层和火成岩，底部为灰白色细-粗粒砂岩(K3)，层厚0.855.50m，平均2.56m，本组厚61.3089.80m，平均79.21m，与下伏地层整合接触。含化石有：Sphenophyllum sp；Lobatanuluria cf,sinensis. 下统下石盒子组(P1x)由灰色、灰黄色、紫红色砂质泥岩、粉砂岩及中粗粒砂岩组成，底部为灰白色中粗粒石英、长石杂砂岩(K4)，层厚0.986.80m，平均3.71m。本组厚31.0076.50m，平均46.81m，与下伏地层整合接触。上统上石盒子组(P2s)由紫红色、黄褐色、灰绿色碎屑岩组成，以砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩互层为主。颜色自下而上由浅变深，砂岩交错层理发育。底部为褐色含砾粗砂岩(K5)，层厚1.703.80m，平均2.64m，本组地层厚37.0053.00m，平均44.96m，由南向北有变薄的趋势。与下伏地层整合接触。4.侏罗系(J)下统永定庄组(J1y)上部以紫红色、灰绿色粉砂岩、砂质泥岩为主，夹薄层细-粗粒砂岩，砂质泥岩中含植物化石。下部以厚层状灰白色砂砾岩、粗、中、细粒砂岩为主，夹薄层紫红色泥岩、砂质泥岩及粉砂岩，底部为灰白色砂砾岩、中粗粒长石、石英杂砂岩(K8)，层厚1.8011.50m，平均5.99m。本组地层厚137.0188.50m，平均154.84m，与下伏地层角度不整合接触。中统大同组(J2d)主要由灰白色-灰黑色陆相碎屑岩组成，为侏罗系主要含煤层段，岩性以灰白色细砂岩、砂质泥岩、中粗砂岩为主，砂岩多具斜层理，共含煤57层，其中底部11、14号煤层为主要可采煤层，底部为灰白色砂砾岩(K11)，层厚1.3010.50m，平均4.33m，本组地层厚37.0116.50m，平均75.47m，区内大部赋存其中下段地层，与下伏地层整合接触。中统云岗组(J2y)区内只赋存其底部地层，为灰白色长石、石英含砾粗砂岩，钙泥质胶结，为本组底部标志层K21，层厚025m，平均10.00m。与下伏地层不整合接触。5.第四系(Q)中上更新统(Q2+3)主要为浅黄色松散黄土，浅红色亚砂土、亚粘土组成，局部含砾石。本组厚010.20m，平均5.80m，与下伏地层不整合接触。全新统(Q4)为现代河流冲积、洪积物，由砂砾石、河卵石及砂土组成，分布在河流沟谷中，本组厚03.20m，平均1.33m。本井田内地层对比是以钻孔揭露的地层为依据，参照115队所提交的包括该矿井田在内的地质报告和多年来老一代地质工作对大同煤田所做的工作加以对比的，以上地层在该矿井田的赋存是可靠的，见表1-2，图1-4。1.2.3 含煤地层井田内含煤地层有侏罗系中统大同组和二叠系下统山西组、石炭系上统太原组上下两套煤系地层，对各含煤地层叙述如下：太原组岩性由灰白色碎屑岩、深灰色泥岩、炭质泥岩、泥灰岩、高岭质泥岩煤层等组成，具缓波状层理，泥灰岩中还常见明显的黄铁矿晶体，该组地层厚约87.48m，为一套以海陆交替相为主的含煤沉积，其岩相为滨海相、三角洲相、冲积相及泥炭沼泽相，自中石炭世起华北陆台下降，开始接受沉积，并伴随着小型振荡运动，到上石炭世展现了一个广阔的滨海冲积平原的古地理环境，由于距陆缘侵蚀区较近，地壳的沉降幅度与沉积物补偿大致平衡，保持了泥炭沼泽的聚煤环境，使本地区沉积煤层8层，其中可采和局部可采7层。煤层沿走向赋存稳定，主要可采煤层变化不大。山西组岩性由灰、深灰色砂质泥岩、粉砂岩和浅灰、灰白色中粗粒砂岩组成，中夹有薄层炭质泥岩，局部含有极不稳定的山2、山4号薄煤层，且局部有岩浆岩入侵破坏。该组厚61.3089.80m，平均79.21m，为一套陆相含煤沉积，以滨湖三角洲相、河漫湖沼相为主。表1-2 大同煤田区域地层简表界系统组厚度(m)新生界Kz第四系Q全新统 Q4015上更新统 Q3马兰组 Q3M025中更新统 Q2离石组 Q2l015下更新统 Q1泥河湾组 Q1n0107上第三系N上新统 N2静乐组 N2j035中新统 N1汉诺坝组 N1h0126中生界Mz白垩系K上统 K2助马堡组 K2z050下统 K1左云组 K1z0577侏罗系J中统 J2云岗组 J2y0260大同组 J2d0264下统 J1永定庄组 J1y0211古生界Pz二叠系P上统 P2石千峰组 P2sh0102上石盒子组 P2s0398下统 P1下石盒子组 P1x091山西组 P1s4583石炭系C上统 C3太原组 C3t0138中统 C2本溪组 C2b064奥陶系O中统 Q2上马家沟组 O2s060下马家沟组 O2x0185下统 Q1亮甲山组 O1l0167冶里组 O1y055寒武系上统 3凤山组 3f0109长山组 3ch026崮山组 3g095中统 2张夏组 2z0141徐庄组 2x0101下统 1毛庄组 1m057太古界 Ar上太古界 Ar3集宁群 Ar3jn图1-4 地质综合柱状图1.2.4 井田地质构造1.褶曲塔山煤矿所处位置在大同煤田中东边缘地段，属大同向斜中东翼，井田内为一走向北东N3045E，倾向北西的单斜构造，东部煤层露头一带地层倾角较大，由3080，向西部逐渐转向平缓，倾角在2左右。2.断层在井田内5号煤层中共揭露断层22条，断层落差在0.22.3m之间，延展长度30m左右，对矿井的开拓及开采影响不大。主要断层特征表见表1-3。3.岩浆岩本区岩浆活动主要为印支期侵入的煌斑岩，其入侵通道可能为断裂构造，在井田西南部1504和1406孔中可见。主要以小岩床的形式侵入煤系地层，从钻孔资料可以看出，只影响2号煤层，而2号煤层在1504孔和1406孔附近区域属不可采区。综上所述，井田内断裂构造虽然较多，较大断层稀少，均为小型断裂构造，西南局部有岩浆岩入侵，岩浆活动也较微弱，未发现陷落柱，井田地质构造复杂程度属简单类型。表1-3 主要断层特征表 名 称性 质产 状断 距/m控 制 情 况倾向/倾角/F1正NE500.5井下揭露F2正NW600.5井下揭露F3正NE600.2井下揭露F4逆E100.95井下揭露F5逆E120.8井下揭露F6逆NE131.7井下揭露F7正SW68-801.75井下揭露F8正SW691.3井下揭露F9正NE600.6井下揭露F10逆SW501.8井下揭露F11正SW600.8井下揭露F12正SW542.1井下揭露F13正602.3-3井下揭露EF1正S731.85井下揭露EF2正11601.7井下揭露EF3正245771.5井下揭露EF4正501.3-1.6井下揭露EF5正700.5-1.1井下揭露EF6正192601.4井下揭露EF7正0-10651.1-2井下揭露EF8正207644.1-5.1井下揭露EF9正104603.1井下揭露1.2.5 地下含水层的分布及特征1.寒武奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层该组地层显露于井田东缘，构成口泉山脉山脊，据区域性资料水位标高为+1120+1180m之间，单位涌水量0.208 l/s.m，渗透系数3.30m/d，本组地层赋存于煤层之下，但其水位在东部隆起带高出8号层底板100200m，对该矿开采具有一定的影响。2.石炭系中统本溪组含水层该组上、中部为砂岩、砂质泥岩，下部有12层铝土质泥岩，砂岩厚度7.815.57m，全区发育，本组是奥灰与煤系地层良好的隔水层，据邻区抽水单位涌水量0.0002 l/s.m，含水性弱。3.太原组砂岩裂隙含水层组太原组是本区主要含煤地层，砂岩裂隙含水。岩性为砂岩、砂质泥岩及煤组成，系砂岩裂隙承压水。岩石胶结致密，裂隙不发育，埋藏深，补给条件差，含水性弱。据邻区抽水资料，单位涌水量0.00080.001 l/s.m，渗透系数0.0060.008 m/d，为承压水。对该矿开采影响不大。该太原组含该矿主要可采煤层，在邻近煤矿开采过程中，已证实其含水较弱。4.基岩风化壳裂隙含水层组井田内受地形地貌的影响，风化壳厚度不均，接受地表与冲积层的补给，主要是大气降水补给，故本身含水较弱。5.冲积洪积层含水层分布于井田沟谷内，岩性由砂、砂砾、碎石及粘土组成，含水均受矿井开采影响，水位变深，水量变小，补给的主要方式为大气降水及季节性洪水和小窑短时排水，对开采影响不大。1.2.6 地下水的补给1.大气降水补给区内地形高差较大，植被稀少，这种条件有利于地表水的排泄，不利于大气降水的渗透，但本区地层倾角较大，大气降水补给渗透较快，而大同地区一直干旱少雨，大气降水通过黄土区、基岩区入渗补给地下水，补给模数按1.5万m3/km2a计算，大气降水的补给量约为10万m3/a，其中一部分为地表径流排走，一部分由矿井排出地表，一部分转为大同组采空区积水，因此补给量不大。2.管窑沟地表水补给区内地形高差较大，植被稀少，这种条件有利于地表水的排泄，不利于大气降水的渗透，但本区地层倾角较大，大气降水补给渗透较快，而大同地区一直干旱少雨，因此补给量不大。管窑沟为井田的主要沟谷之一，且常年无水，只有短时小窑排水补给冲积层和风化壳潜水。3.老窑积水本井田上部有侏罗系报废矿井采空区积水，受下部采动裂隙影响可能导入井下影响矿井安全生产。生产前应对上部侏罗系采空区积水情况作进一步的调查。4.断层的补给该井田开采多年未观测到断裂构造、破碎带有导水性。1.2.7 矿井涌水量1.2号煤层矿井涌水量据2010年16月资料，2号煤层矿井正常涌水量(Q1正常)为170 m3/d，最大涌水量(Q1最大)为380 m3/d。2.5号煤层矿井涌水量由充水因素分析知，矿井涌水量与产量呈正比关系，与开采面积关系不大，经精查补充勘探资料计算并参照相邻矿井实际涌水量资料，根据国投塔山矿补充勘探地质报告资料，采用产量水文地质比拟法预算开采5号煤层矿井涌水量。计算公式如下：Q=KpP (1-1)式中：Q预计矿井涌水量，m3/d；P设计矿井日产量，取7272 t/d；Kp吨煤富水系数，正常取0.06m3/t，最大取0.17m3/t则： Q2正常=72720.06440 m3/dQ2最大=72720.171240 m3/d矿井正常涌水量Q正常= Q1正常+ Q2正常=610 m3/d矿井最大涌水量Q最大= Q1最大+ Q2最大=1620m3/d即开采5号煤层矿井正常涌水量为610 m3/d，最大涌水量为1620m3/d。3.矿井涌水量评价本次矿井涌水量预测，所确定矿床的充水因素及水文地质条件基本正确，选择的计算方法及水文地质参数合理。因此，预测的矿井涌水量达到了国家标准地下水资源分类分级标准(GB15218-94)的C级，允许误差为3050%。由于采空区积水突水和奥灰突水具有不可预测性，因此矿井涌水量预测未考虑上述突水。由于石炭系地层含水层富水性弱，其对煤层开采影响不大。1.2.8 隔水层特征本区隔水层主要为石炭系中统本溪组地层，其次为煤系地层中泥质岩类，主要隔水层岩性以细粒为主，即粉砂岩、砂质泥岩、高岭质泥岩等。本溪组岩性上部为黑灰色粉、细、粗砂岩，中、下部夹一层石灰岩，底部为铝土岩，厚20.7535.51m，平均25.51m，该组地层在区域上普遍发育，连续性强，是煤系下伏良好的隔水层。本溪组之上太原组、山西组、石盒子组地层为海陆交互相、陆相沉积，泥质岩与砂岩交替沉积，泥岩多呈透镜体状，具隔水、半隔水作用。这些隔水层广泛分布在煤层的上下。山西组岩性以泥岩、粉砂岩、细砂岩为主，底界K3砂岩就是太原组煤系地层的良好隔水层，故该矿渗透涌水不会太大。1.2.9 井田水文地质类型该矿基岩风化壳及其相邻的下伏较浅地层，岩石裂隙发育，直接接受大气降水补给，含水性较好。但井田地形陡峭，沟谷发育，地表植被稀少，区域降水少，下覆地层岩石胶结致密、裂隙少，地下水径流条件差，含水层为弱含水层，煤系地层单位涌水量小于0.01L/s.m。井田无大的地表水体，地下水以大气降水补给为主，第四系和碎屑岩为弱的导水性岩层，因地形陡，降水渗入量有限，主要水害为采空区积水和奥灰岩溶水，水文地质类型属二型一类（中等）。1.3煤层特征1.3.1 可采煤层及各煤层顶底板岩石组成井田内赋存侏罗系煤层和石炭二叠系煤层，井田内主要可采煤层为石炭系太原组煤层，南郊区塔山矿井批准开采煤层为石炭系太原组。本组地层约73.597.6m，一般厚为87.48m，主要可采煤层分布稳定，在本井田内共含煤8层，煤层平均厚为29.70m，含煤系数34%，其中可采和局部可采煤层为2、3、5、6、7、8、9号七层，其它为薄而不稳定，仅零星赋存，工业价值不大。现将各主要可采煤层分述如下：1.2号煤层为太原组最上一层煤，上距山西组底部(K3)砂岩0-9.00m，平均8.28m，分布于井田全部区域，大部可采。煤层变异系数为0.06%，属稳定型，煤层厚度0.104.38m，平均3.00m，煤层结构复杂，含夹矸15层，现为该矿主采煤层，煤层顶板有伪顶、直接顶、老顶。伪顶区内零星分布，岩性为炭质泥岩、泥岩，厚0.10.3m；直接顶岩性为粉砂岩、砂质泥岩，厚一般在25m；老顶以砂砾岩、粗砂岩为主，局部为中细砂岩，厚218m。底板岩性为粉砂岩，高岭质泥岩，厚14m。2.5号煤层上距2号煤层1.556.67m，平均4.35m，全井田均有赋存，变异系数为0.16%，属稳定煤层，煤层厚度15.7222.77m，平均18.05m，西厚东薄，夹矸一般为12层，岩性多为高岭质泥岩或炭质泥岩，煤层顶板有伪顶、直接顶、老顶。伪顶区内零星分布，岩性为泥岩、砂质泥岩，厚0.20.5m；直接顶岩性为高岭质泥岩、炭质泥岩，厚35m；老顶岩性为中粗砂岩，厚615m。底板岩性为砂质泥岩、泥岩，厚0.83.20m。3.6号煤层上距5号煤层0.608.84m，平均3.35m，在井田中部赋存，仅在井田北部可采，煤层厚02.57m，平均1.11m，可采性指数0.71，为不稳定局部可采煤层，煤层结构简单，局部含夹矸一层，煤层顶板为直接顶。直接顶岩性为砂质泥岩和高岭质泥岩，厚1.23.5m。底板岩性为泥岩、细粒砂岩，厚1.53.65m。4.7号煤层上距6号煤层1.709.59m，平均4.66m，赋存于井田中部，煤层厚03.92m，平均1.72m，变异系数0.66%。为不稳定局部可采煤层，煤层结构较简单，含夹石1-3层，煤层顶板有直接顶、老顶。直接顶岩性为泥岩，厚0.82.7m；老顶岩性为细粒砂岩，厚2.33.74m。底板岩性为砂质泥岩、高岭质泥岩，厚1.13.15m。5.8号煤层上距7号煤层16.1828.29m，平均20.96m， 8号分布于全井田，为主要可采煤层，煤层厚度1.477.45m，平均3.91m，由南向北厚度变薄，煤层结构较简单，含夹矸12层，变异系数为0.43%，可采性指数1，属稳定型煤层，煤层顶板有直接顶、老顶。直接顶岩性为砂质泥岩、泥岩及粉砂岩，厚310m；老顶以中粗砂岩为主，局部为砂砾岩，分布稳定，厚3.510.8m。底板为粉砂岩或泥岩，厚0.533.45m。6.9号煤层上距8号煤层1.5013.50m，平均7.59m，部分地区中夹8下煤层，一般厚度较薄，9号煤厚为05.84m，平均1.80m，广泛赋存于全井田，厚度变化大，东部含夹矸，往西南变薄为零，西部边缘为高灰份煤，变异系数为0.77%，可采性指数0.84属较稳定型煤层，顶板为粉砂岩或粗砂岩，一般厚1.70m，底板为炭质泥岩或高岭质泥岩，厚度1.5m左右。煤层特征见表1-4。表1-4 各煤层特征表煤层号煤层厚度最小-最大平均层间距最小-最大平均可采性指数标准差变异系数厚度分级稳定性及可采性夹石层数顶板岩性底板岩性20.10-4.192.962.60-6.705.380.70-4.051.830.60-8.843.351.70-9.594.6616.18-28.2920.961.50-13.507.59990.740.25中厚稳定，大部可采1-5层砂岩或泥岩粉砂岩、高岭质泥岩31.30-2.782.11670.750.36中厚不稳定，局部可采1层高岭质泥岩高岭质泥岩515.72-22.7718.051003.660.20厚稳定，全区可采1-2层炭质泥岩、高岭质泥岩砂质泥岩、泥岩60-2.571.08薄不稳定，局部可采1层砂质泥岩、高岭质泥岩泥岩、细粒砂岩70-3.921.72薄不稳定，局部可采1-3层泥岩、细粒砂岩砂质泥岩、高岭质泥岩81.47-7.453.911000.860.22厚稳定，全区可采1-2层粉砂岩粉砂岩、泥岩90-5.841.58360.600.38薄较稳定，大部可采1-3层粉砂岩、粗粒砂岩炭质泥岩、高岭质泥岩1.3.2煤的物理性质据钻孔煤芯样鉴定测试和矿井开采煤层特征评述，各可采煤层煤的物理性质如下(见表1-5)：1.2号煤弱玻璃光泽，结构条带状，块状构造，半亮型煤为主，光亮型、半暗型为辅。断口参差状或阶梯状，有不规则裂隙。容重1.341.61t/m3，平均1.47 t/m3。显微煤岩有机组分平均，惰质组49.9%，镜质组42.9%，壳质组7.2%；无机组分粘土类含量平均20.8%，硫化铁含量0.9%，碳酸盐平均1.2%。镜煤反射率平均0.825%。2.3号煤弱玻璃沥青光泽，条带状均一状结构，参差状或阶梯状断口。亮煤和暗煤呈条带状交互分布，可见透镜状丝炭，宏观以半亮型煤为主，半暗型煤次之。容重1.551.63t/m3，平均1.59 t/m3。3.5号煤弱玻璃玻璃光泽，条带状结构，块状构造，参差、阶梯状断口。镜煤呈线理状分布较多，亮煤和暗煤呈条带状交互分布，可见透镜状丝炭，宏观以半亮型煤为主，半暗型煤次之。裂隙中充填方解石。容重1.311.51t/m3，平均1.43 t/m3。显微煤岩有机组分平均，惰质组40.0%，镜质组50.6%，壳质组9.4%；无机组分粘土类含量平均12.8%，硫化铁含量0.4%，碳酸盐平均1.5%，石英平均0.6%。镜煤反射率平均0.796%。4.8号煤弱玻璃玻璃光泽，条带状结构，块状构造，参差、阶梯状断口。亮煤和暗煤呈条带状交互分布，可见透镜状丝炭，遇见硫铁矿颗粒或结核，宏观上以半亮型煤为主，半暗型煤次之。容重为1.411.51t/m3，平均为1.44 t/m3。显微煤岩有机组分比较平均，惰质组46.9%，镜质组45.1%，壳质组8.0%；无机组分粘土类含量平均12.9%，硫化铁含量1.5%，碳酸盐平均0.9%。镜煤反射率平均0.812%。5.9号煤沥青光泽，均一结构，块状构造，参差状断口。暗煤较多，亮煤呈条带状分布，可见透镜状丝炭，遇见硫铁矿颗粒或结核，宏观以半暗型煤为主，半型亮煤次之。容重1.381.54t/m3，平均1.43 t/m3。 表1-5 显微煤岩汇总表 最小最大平均(钻孔数)煤序号有机组分/%无机组分/%Rmax%镜质组惰质组壳质组粘土类硫化铁类炭酸盐类石英235.047.842.9(3)43.957.149.9(3)3.010.67.2(3)14.729.620.8(3)0.9(1)0.61.81.2(2)0.790-0.8770.825(3)545.456.950.6(4)32.544.540.0(4)7.810.59.4(4)10.617.312.8(4)0.20.50.4(2)1.02.21.5(3)0.3-0.90.6(2)0.783-0.8040.796(4)828.864.145.1(5)27.760.246.9(5)4.311.08.0(5)7.629.112.9(5)0.52.51.5(4)0.61.10.9(5)0.775-0.8480.812(5)1.3.3煤的化学性质水份(Mad)%：原煤各层变化较小，均在2%左右，浮煤各层比原煤有所减少，在1%左右。灰份(Ad)%：矿方所做化验与115队煤芯煤样化验资料表明，原煤各层均均高，2号煤达31.98%。属中高灰煤，其它煤层原煤灰分在2030%之间，属中灰煤，浮煤各层均明显下降，可能是混入夹矸。组成煤灰的成分主要为硅、铝氧化物，二者之各在90%左右，其它氧化物含量较低。挥发份(Vdaf)%：原煤挥发份Vdaf在32.9338.56%之间，随着煤层埋藏深度的加深稍有变小，说明煤层变质程度较低。硫份(St.d)%：除2号煤为低硫，5号煤层硫变化大，煤样测试为0.49%，该矿测试为1.00%，8、9号煤为2.04%。1.3.4煤的工艺性能发热量(MJ/kg)：据化验资料看，2、5号煤层低位应用基发热量分别为27.48 MJ/kg，15.6028.55 MJ/kg，2号煤层属特高热值煤，5号煤层为特低特高热值煤，平均为中热值煤，5号层发热量低之原因，从化验资料分析，采样过程中过多带入外来杂质所致。粘结性指数(CRI)：煤芯煤样测试2、5煤层分别为5281.6、4276。属中粘结强粘结煤。煤质特征表详见表1-6。表1-6 煤质特征表煤层编号工业分析全硫St.d (%)发热量Qgr.vd（MJ/kg）精煤回收率（%）Mad(%)Ad (%)Vdaf(%)21.750.9431.986.4138.5636.430.220.3232.1626.473、51.941.0323.636.2432.9334.370.490.2532.8329.208、926.749.5636.7438.182.040.8028.861.3.5煤的风氧化该矿井内各钻孔采样化验未发现有风氧化现象，在矿井的东部边缘，地层较陡，各煤层均有露头出现，根据以往调查，一般从煤层露头朝倾向方向挖掘6080m可穿越风氧化带揭露正常煤。故在井田东部沿煤层倾向推100m投影在地面圈出风、氧化带。露头处风化煤一般颜色较浅，光泽暗淡，结构破碎，多为碎块状或黑土状，因煤中有机质大量氧化逸散，风化煤已失去燃烧价值。1.3.6煤类确定及煤的用途依据中国煤炭分类国家标准(GB5751-961)方案划分煤类，各煤层均为气煤。该矿各开采煤层为中灰高灰、特低硫中高硫，中热值煤。其中以气煤为主，有少量1/3焦煤，是良好的动力用煤，也可供气化用煤。1.3.7有益矿产井田内有益矿产有煤层顶底板及夹矸的高岭质泥岩和煤中含有微量元素。高岭土是高岭石亚族粘土矿物达到可利用含量的粘土或粘土岩，亦可称为高岭石粘土岩。其主要成分为三氧化二铝、二氧化硅，三氧化二铁等。本区在石炭二叠系岩系中含有1020层高岭石粘土岩，与煤层共生。一般赋存在山4、2、5、8、9、10号煤层顶、底板及煤层之中。其中2号煤层夹矸、煤层底板及8号煤层的高岭石粘土岩具有开采利用价值。高岭岩是我国非金属矿产资源，主要用作陶瓷原料和耐火材料，其次用作造纸涂料、橡胶填料、搪瓷釉料和白水泥原料。目前大同长安高岭土有限责任公司正式成立，年煅烧高岭土设计在5万吨。该矿5号煤矸石取样送中科院山西煤炭化学研究所分析测试，样品为碳质高岭岩，发热量(Qgr,v,d)为11.48MJ/kg，灰分为57.77%，硫分0.26%。按耐火粘土一般质量要求(DZ/T0206-2002)评定，其主要化学质量分数Al2O2为 37.46%、Fe2O3为1.39%，矿石类型属硬质粘土级。煤中微量元素(见表1-7），镓元素在8.038.3ppm之间，各煤层平均低于30ppm。锗元素在0.010.1ppm，各煤层平均小于3ppm。铀含量343ppm，钍含量3156ppm，钒含量95140ppm。总体各元素达不到工业提取品位。表1-7 有害元素及微量元素汇总表煤层P d%Cl d%AsppmFppmGeppmGappmUppmThppmVppm20.002-0.0160.009(4)0.00-0.0150.008(2)0.5-1.00.75(2)101-118109(2)0.00-1.30.48(6)8.0-38.323.4(5)33(1)32(1)100(1)50.015-0.0380.025(6)0.00-0.0890.026(4)11(4)22.1-77.155.3(3)0.00-0.80.29(8)11.9-3322.9(6)1.3-78.731.75(3)39-5646(3)95-107101(2)80.003-0.050.021(4)0.004-0.0130.01(3)4-117(4)40-5246(3)0-10.12.4(8)5.3-45.820.4(6)8.5-2516.2(3)31-3734(2)135-140137(2)91.60(1)12.6(1)1.3.8矿井其它开采技术条件1.瓦斯塔山煤矿2004年委托山西省安全监督管理局做瓦斯鉴定，结果CH4相对涌出量为2.56 m3/t，CO2相对涌出量为7.49m3/t，CH4绝对涌出量为0.52m3/min，CO2绝对涌出量为1.52m3/min，属低瓦斯矿井。2.煤尘、煤的自燃根据2002年11月山西省煤炭工业厅综合测试中心的鉴定，5号煤层煤尘爆炸性指数为40.07%，属有煤尘爆炸危险性矿井。煤的自然发火期为3个月。3.地温、地压根据简易井温测量及矿井调查结果，本井田属地温正常区，无高温热害区，地压为正常区。2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1 井田境界的确定在煤田划分为井田时，要保证各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。煤田范围划分为井田的原则有：1.要充分利用自然条件划分，在可能的条件下，应尽量利用地形、地物、地质构造、水文地质以及煤层特征等自然条件，以减少煤柱损失，提高资源采出率，充分保护地面设施；2.要有与矿区开发强度相适应的井田范围，要保证井田范围与矿井生产能力相适应，有足够的储量和服务年限及合理的尺寸；3.照顾全局，处理好与临矿的关系；4.直线原则，井田的划分应尽量采用直线或折线，有利于矿井的设计和生产管理工作的开展。根据以上划分原则，以及考虑到矿区煤田内地质构造等原因，南郊区塔山矿井井田由原大同市南郊区塔山矿井、同煤集团塔山矿井东部共两部分组成。井田呈规则多边形，井田四周境界为：东部以煤层露头为界，西部及南部与同煤大唐塔山煤矿有限公司井田相邻，北部与同煤白洞矿井田相邻。井田境界拐点坐标见表2-1。2.1.2 井田赋存特征根据中华人民共和国采矿许可证(证号：1400000520068)，调整后南郊区塔山矿井田走向最小长度为1.12km，最大长度为4.69km，平均长度为3.51km；倾斜最小长度为2.31km，最大长度为4.26 km，平均长度为3.45km；井田水平东西长约2.74km，南北宽约3.77km，井田水平面积9.54km2(9541391.74m2 )。井田煤层倾角除去东部急倾斜部分，平均为2。井田赋存状况示意如图2-1所示。表2-1 南郊区塔山矿井井田境界拐点坐标一览表点号1954北京坐标1980西安坐标独立坐标纬距（X）经距（Y）纬距（X）经距（Y）纬距（X）经距（Y）14428329.9916672908.99384428283.51672837.794426499.545544754.89924428709.9901672906.99284428663.51672835.794426879.465544759.29134428841.9916673644.98954428795.51673573.794426999.013545499.28844428878.9873675819.99084428832.50675748.804426999.410547674.25454428608.9884675824.99154428562.50675753.804426729.410547674.71264427431.9819675408.98634427385.49675337.794425559.759547239.03874427266.9842675999.99454427220.49675928.804425384.873547827.09184427115.9847675969.99504427069.49675898.804425234.424547794.56194427225.9826675365.98714427179.49675294.794425354.545547192.587104427019.9833675300.98794426973.49675229.794425149.702547124.144114426529.4518677744.48964426482.95677673.304424618.234549558.645124426286.8449678503.08724426240.34678431.904424362.948550312.926134426084.7355678450.36804426038.23678379.184424161.788550256.825144426173.1539677972.00964426126.65677900.824424258.222549780.103154426296.0526677683.01054426249.55677611.824424385.941549493.261164426349.7522677615.03064426303.25677543.844424440.767549426.205174426871.1124674761.45044426824.62674690.254425009.949546582.266184426720.9826674625.99144426674.49674554.794424862.142546444.324194426850.9810674198.99274426804.49674127.794424999.281546019.640204426346.9823673966.99504426300.49673895.794424499.335545779.237图2-1 南郊区塔山矿井井田赋存状况示意图2.2矿井工业储量2.2.1井田勘探工程井田范围有1954年4月和1955年6月由原115队提交的白洞精查地质报告与白洞井田区补充修正资料，据查以上两份报告均未在该矿范围内施工钻孔，只做了一些普通的地质工作。1976年至1978年大同矿务局地质勘测队为了搞清白洞矿与四老沟矿东部煤层赋存情况和为大同矿务局后备开采下煤系作准备，在该矿井田内中西部补充施工钻孔3个，即白8、白19、白20号钻孔，工程量1406.17m。1985年6月1989年11月由原山西煤田地质勘探山西煤田地质勘探115队在包括该矿井田南部施工魏家沟井田(精查)勘探，井田内有钻孔6个，即1406、1504、1505、1506、1603、1701号钻孔，井田外距矿界较近处2个，即1408、1702号孔，总计工程量4142.03m，1989年11月提交了山西省大同煤田魏家沟井田勘探(精查)地质报告，1990年6月国家储量委员会以“储发1990101号文”下发决议书，报告以“全储决字1990241号决议书”批准。1992年该矿在建井前委托原115队开发公司在该矿东缘界内地层转向平缓地段补充钻孔2个，孔距为1400m，即001、002号孔，工程量1000.00m。2005年2月2006年4月，该矿按照原矿井地质报告审批意见和可行性研究报告评估意见及矿井设计意见，在井田北部首采区补充施工钻孔5个，即：T1、T2、T3、T2006-1、T2006-2号，工程量2455.35m。水文孔1个，孔号为水2006-1，工程量580.85m。另外，该矿在5号煤层巷道中2005年施工井下钻孔7个，主要目的是向上探至2号煤层，了解2号煤层厚度和5号煤层厚度，工程量200.33m。综上所述，共利用地面钻孔19个（包括界外2个），工程量为9584.40m，井下钻孔利用7个，工程量181.38m，按井田面积计算每平方公里达3.4个孔。所利用的19个钻孔均为半取芯孔，钻孔质量评定是按煤田勘探钻孔质量标准逐项进行现行验收，1986年以后施工的钻孔按(86)煤地字第67号文通知，以新标准进行验收评级，煤层质量评定，凡煤厚0.70m的煤层均按验收标准评级，打丢、打薄的主要可采煤层均采取了有效措施进行了补救。由于本井田白字头钻孔距今年代较远，评级标准与当前规范有一定差距，因此本次对勘探所揭露的煤层评定仍按原国家标准，即煤芯采取率大于75%，评定为甲级；60-70%之间为乙级；4059%之间为丙级；小于或等于39%为参考；0者为废品。对于钻探评定为丙级以下和测井评定为丙级，均采用电测成果。1986年67号文以后施工钻孔按新的验收标准评定，即煤芯采取率大于90%，评定为优；7090%以下的评定为合格；70%以下评定为不合格；0者评定为次品。本次编制报告，对所利用的19个钻孔(除001、002号孔)揭露的0.70m煤层进行了验收级别统计，共验收煤层93层，其中优质(甲级)30层，合格(乙级)54层，不合格(丙级)9层。煤层评级具体情况详见表2-2。从表中可以看出，勘探所利用的钻孔，钻探质量较高，在矿井多年的开采中也得到了证实，因此所利用的煤层成果质量，数据正确可靠。主要可采煤层稳定，采用10001000m孔线距对井田进行控制，已达到勘探阶段对控制程度的要求。表2-2 可采煤层质量评级表煤层号钻 探 级 别优(甲)合格(乙)率%优(甲)合格(乙)不合格(丙)小计269116943246100591732990810162289393831479合计3054993902.2.2资源/储量类别划分及等级圈定本次根据固体矿产资源/储量分类(GB/T17766-1999)和煤、泥炭地质勘查规范(DZ/T0215-2002)的规定，在分析研究井田内构造复杂程度和评价煤层稳定程度上划分资源/储量级别，该井田构造复杂程度为简单，主要可采煤层为稳定，根据规范中各级储量基本工程线距要求，稳定煤层采用见煤孔(点)10001000m的连线以内和在连线之外以本种基本线距1/2的距离划定为探明的经济基础储量，编码111b。20002000m的线距以内和在连线之外以本种基本线距1/2的距离划定为控制的经济基础储量，编码为122b。其余划定为推断的内蕴经济资源量，编码333。较稳定煤层采用见煤孔(点)500500m的连线以内和连线之外以本种基本线距1/2的距离划为探明的经济基础储量，编码111b。10001000m线距以内和连线之外以本种基本线距的1/2的距离划定为控制的经济基础储量，编码122b。其余划为推断的内蕴经济资源量，编码333。在推定的最低可采厚度边界线内推50m、风化带内推50m，圈定为推断的内蕴经济资源量，编码333。2.2.3储量计算原则及依据根据煤炭资源地质勘探规范和煤炭工业技术政策规定，结合矿井实际情况，根据中华人民共和国地质矿产行业标准(DZ/T0215-2002)煤、泥炭地质勘探规范附录E，表E.2煤炭资源/储量估算工业指标（即储量计算的原则）确定如下：1.最低可采厚度0.70m；2.最高可采灰分40%。3.最高硫分(St,d)：3%。本次设计开采5号煤层，煤层厚度11.526.77m，平均18.05m，原煤灰分在2030%之间，属中灰煤，5号煤层硫变化大，煤样测试为0.49%，该矿测试为1.00%，均符合工业指标要求。2.2.4矿井地质储量计算地质储量是指在井田范围内，地质勘探报告提供的查明煤炭资源的全部，包括探明的内蕴经济的资源量331、控制的内蕴经济的资源量332、推断的内蕴经济的资源量333。矿井所设计开采的煤层为5号煤层，全井田均有赋存，变异系数为0.20%，属稳定煤层，西厚东薄，夹矸一般为12层以上，煤层产状、厚度、煤质比较稳定，倾角变化比较大，东部煤层露头一带地层倾角较大，由3080，本次储量计算采用地质块段法计算地质储量，即以块段面积乘以块段平均煤厚和煤层容重，即得该块段的储量。本次储量计算是在精查地质报告提供的1：5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。根据地质勘探情况，将井田划分为A、B、C、D、E五个块段，在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量即为各块段储量之和。块段划分如图2-2。图2-2 5号煤层储量计算快段划分图A块段水平面积为520574.24m2，平均倾角为57，煤层平均厚度14.61m；B块段水平面积为532009.53m2，平均倾角为63，煤层平均厚度15.63m；C块段水平面积为3296618.10m2，平均倾角为2，煤层平均厚度18.28m；D块段水平面积为2741624.93m2，平均倾角为2，煤层平均厚度19.62m；E块段水平面积为2400564.94m2，平均倾角为2，煤层平均厚度18.05m。各块段地质储量计算公式如下： Zi =Si mi ri /cos (2-1)式中： Zi 各块段地质储量，t；Si 各块段的水平面积，m2；mi 各块段内煤层的厚度，m；ri 各块段内煤的容重，各快段煤容重平均均为1.43t/m3； 各块段内煤层的平均倾角。代入数据计算得：A块段地质储量：Za = 520574.24 14.61 1.43 / cos 57 = 24844458.1(t) B块段地质储量：Zb = 532009.53 15.63 1.43/ cos 63 = 22470617.2 (t)C块段地质储量：Zc = 3296618.10 18.28 1.43/ cos 2 = 73149276.3 (t)D块段地质储量：Zd = 2741624.93 19.62 1.43/ cos 2 = 65738079.9 (t)E块段地质储量：Ze = 2400564.94 18.05 1.43/ cos 2 = 61999950.6 (t)则煤层工业储量：Zz = Za+Zb +Zc+ Zd + Ze (2-2)= 24844458.1 + 22470617.2 + 73149276.3 + 65738079.9 + 61999950.6=248202382 (t) = 24820.2382 (万t) = 24820.2 (万t)2.2.5矿井工业储量计算根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的地质资源量中，70%是经济的基础储量，30%是边际经济的基础储量，见表2-3。表2-3 地质资源分类表地质资源储量探明的资源储量控制的资源储量推断的资源量经济的基础储量边际经济的基础储量经济的基础储量边际经济的基础储量推断的储量111b2M11121b2M2233370%30%70%30%60%30%10%矿井工业储量计算公式如下：Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k (2-3)式中： Zg 矿井工业储量；Z111b 探明的资源量中经济的基础储量；Z122b 控制的资源量中经济的基础储量；Z2M11 探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2M22 控制的资源量中边际经济的基础储量；Z333k 推断的资源量。代入数据计算得：Z111b=24820.2382 60% 70% = 10424.5万t；Z122b=24820.2382 30% 70% = 5212.3万t；Z2M11=24820.2382 60% 30% = 4467.6万t；Z2M22=24820.2382 30% 30% = 2233.8万t；Z333k=24820.238210%k%=2233.8万t(由于该矿地质构造简单、煤层赋存稳定，取可信度系数k=0.9)。则矿井工业储量：Zg= Z111b + Z122b + Z2M11 + Z2M22 + Z333k = 10424.5 + 5212.3 + 4467.6 + 2233.8 + 2233.8 = 24572.0万t。2.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则矿井安全煤柱留设必须有依据，一般留设原则如下：1.本矿井开采时，根据矿区地形地貌和井田地质地貌，煤柱损失只需考虑工业广场保护煤柱损失、井田边界煤柱损失。2.工业广场保护煤柱设计：工业场地占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-4。表2-4 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1.0120-1801.245-901.59-301.83.断层煤柱标准：垂直落差大，次生断层多，距断层100m范围无法开采的留设煤柱100m；断层断距50m的留50m，断距3050m的留30m，断距1030m的留20m，断距小于10m不留煤柱。该矿井经多年开采，在井田内5煤层中共揭露断层22条，断层落差在0.22.3m之间，延展长度30m左右，对矿井的开拓及开采影响不大，不需留设煤柱。4.防水煤柱的留设：由于煤层顶底板状态较好，致密性较好，井田范围内又无较大水系，区内地表水体一般不与其下各含水层发生水力联系，并且各含水层之间均有一定厚度的隔水岩层。含水层水位各不相同，说明其无水力联系。因此，无需留设防水煤柱。5.井田边界煤柱：在本井田全部按20m留设。2.3.2矿井保护煤柱损失量矿井保护煤柱损失量包括断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和地面建（构）筑物煤柱等永久性保护煤柱损失量以及工业场地、井筒、井下主要巷道保护煤柱损失量。具体计算如下。1.井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设20m宽，边界保护煤柱水平面积为252570.208m2，煤的容重为1.43 t/m3，煤厚18.05m，煤层倾角2，cos2=0.99939。则计算井田边界保护煤柱损失量为：6523189.67t，即652.32万t。2.工业广场保护煤柱根据井田及周围地形特点，井田内煤层赋存条件，矿井供水、供电等外部建设条件工业场地内矿井、选煤厂、资源综合利用电厂等地面工业设施的工艺布置要求以及井田开拓巷道布置等因素综合分析，设计确定矿井新建主井工业场地选择在井田中心偏上附近。根据大同矿区经验，矿井表土及基岩风化段移动角取=45，岩层移动角 = = 75。工业广场留围护带宽度20m，取24公顷，工业场地占地范围为800m300m。根据钻孔数据，工业广场中心附近处，埋深平均为429m，表土层平均厚度7m，基岩平均厚度422m。工业场地地下煤层平均倾角为2，煤层平均厚度18.05m。工业广场保护煤柱计算如图2-3。由图知，所要计算煤柱的水平面积(SABCD)为642971.23m2，计算得工业广场保护煤柱压煤量为：16606169.2t，即1660.62万t。图2-3工业广场保护煤柱计算示意图3.主要井筒、巷道保护煤柱主井、副井井筒均设计在工业广场内，即主要井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，故井筒保护煤柱损失量为0。矿井大巷长度平均为2452.40m，布置三条大巷，大巷两侧各留30m的保护煤柱，两大巷之间的平距为40m，经计算大巷保护煤柱为 9500808.36 t即950.08万t。各类保护煤柱损失量如表2-5示。表2-5 保护煤柱损失量煤 柱 类 型储 量（万t）井田边界保护煤柱652.32断层保护煤柱0防水煤柱0工业广场保护煤柱1660.62大巷保护煤柱950.08井筒保护煤柱0合 计3299.432.3.3矿井可采储量计算矿井设计资源/储量按式(2-4)计算：Zs=Zg-P1 (2-4)式中：Zs 矿井设计资源/储量，万t；Zg 矿井工业资源/储量，万t；P1 设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和地面建（构）筑物煤柱等永久性保护煤柱损失量之和，计算得652.32万t。则：Zs=Zg-P1=24572.0652.32 = 23919.68万t矿井设计可采储量按式(2-4)计算：矿井设计可采储量等于矿井设计资源/储量减去工业场地、井筒、井下主要巷道保护煤柱后，乘以采区回采率的储量。矿井的可采储量其计算公式为：Zk = (ZsP2) C (2-5)式中：Zk矿井设计可采储量，万t；Zs矿井设计资源/储量，万t；P2工业场地、井筒、井下主要巷道保护煤柱损失之和，可按矿井设计资源/储量的2%估算，万t；C采区采出率，厚煤层不小于75%，5号煤层属厚煤层，采区采出率取75%。则：Zk = (ZsP2) C = ( 23919.682610.7 )75% = 15981.74万t矿井可采储量见表2-6。表2-6 矿井可采储量计算表 单位：万t煤层矿井工业储量永久煤柱损失矿井设计资源/储量工业场地及井巷保护煤柱设计可采储量断层保护煤柱及防水煤柱井田边界保护煤柱合计工业场地主要井巷合 计5号245720652.3652.323919.681660.62950.082610.715981.743 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相关规定，确定矿井设计年工作日为330天，工作制度采用“三八制”，每天三班作业，两班生产，一班准备，生产班工作8小时。矿井每昼夜净提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1 确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。1.资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；2.开采条件：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矿井设计生产能力矿井设计生产能力主要根据矿井储量及合理的服务年限、地质及开采技术条件、经济效益等因素综合确定。根据本矿井上述特点以及大同南郊区政府的整体发展规划，本次设计在分析了矿井资源条件及矿井内外部条件的基础上，经分析比较，设计认为生产能力确定为2.4Mt/a。本次设计通过分析认为是合理的，其理由如下：1.煤炭资源丰富、煤质优良为矿井改扩建奠定了良好的资源条件矿井井田面积约9.54km2，储量丰富，矿井可采储量达159.81Mt (15981.74万t)，考虑 1.3的储量备用系数后，按2.40Mt/a的生产能力，其服务年限为51.2a，满足煤炭工业矿井设计规范中关于新建矿井设计服务年限的规定。2.简单的煤层地质条件为建设高产高效矿井提供了可能井田内水文地质条件简单，瓦斯含量小；主要可采煤层赋存稳定，除靠近煤层露头处煤层倾角大以外，倾角平缓，煤层厚、生产能力大，煤层顶底板条件好，适合于布置大功率高产综合机械化工作面，为建设大型矿井提供了有利条件。3.便利的交通条件为煤炭运输创造了优越条件南郊区塔山矿井所处的大同煤田是全国铁路运输条件最好的矿区之一，京包、北同蒲铁路交汇于大同市，我国第一条专为运输煤炭的重载单元列车铁路大秦线东至秦皇岛码头，西接北同蒲的韩家岭车站，设计年运量1亿吨。井田东侧有大运高速公路(大同运城)、大运公路(大同运城)和鸦(儿崖)西(房子)煤炭专用二级公路，可通往大同市、太原市、河北省、内蒙古等地；交通十分方便。煤炭可经公路网出省或装火车外运，完全能够满足矿井产量外运要求。4.煤质优良，市场前景广阔，用户落实，市场可靠南郊区塔山矿井各主要可采煤层均为中灰中高灰、特低硫中高硫、中热值特高热值的气煤，是国内少有的多用途烟煤，不仅适用于火力发电、工业锅炉、造气等，洗后低灰精煤也适用于炼焦配煤、高炉喷吹、制水煤浆等，用途广泛，市场前景广阔。根据南郊区政府的发展规划，与矿井选煤厂相邻拟建2135MW综合利用电厂，燃料取自本矿选煤厂。据业主提供的资料，目前已有天津国投津能发电有限公司、广西钦州燃煤电厂等用户拟将南郊区塔山矿井作为主要煤源供应基地，其中广西钦州燃煤电厂还将本矿井煤作为锅炉设计煤种，南郊区塔山矿井多余的洗煤产品可供周边地区的电厂发电、工业锅炉、造气等。综上分析，设计确定矿井生产能力为2.40Mt/a是可行的。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。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) (3-1)式中：T矿井服务年限，a；Zk矿井设计可采储量，万t；A矿井设计生产能力，万t；K矿井储量备用系数，取1.3；代入数据得矿井服务年限为：T = 15981.74 / ( 2401.3 ) = 51.2a矿井设计服务年限符合煤炭工业矿井设计规范要求的大于120万吨小于240万吨的矿井设计服务年限不得小于50年的规定，见表3-1。表3-1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计服务年限（a）第一开采水平服务年限(a)煤层倾角45600及以上7035300500603012024050252020459040201515930各省自定4 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是为整个矿井和各个水平开采进行的总体性的井巷布置、工程实施和开采部署。井巷布置和工程实施包括设计和开掘由地表通达采区、盘区或带区的各种井巷。开采部署是对井田内各开采煤层的开采方法和顺序做出总体性的安排。井田的开拓解决的是矿井全局性的生产建设问题，是矿井开采的战略部署。合理的开拓方式需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓具体有下列几个问题需要确定：1.确定井筒的形式、数目、和配合，合理选择井筒及工业广场位置。2.井田内的再划分，划分阶段、开采水平、采区、盘区或带区，合理确定开采水平的高度、数目和位置。3.布置大巷及井底车场。4.确定矿井开采程序，做好开采水平的接替。5.进行矿井开拓延深、深部开拓和技术改造。6.合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1.贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2.合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3.合理开发国家资源，减少煤炭损失。4.必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5.要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6.根据需要，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，即平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂，具体优缺点如下：平硐开拓受地形埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长，提升深度有限，辅助提升能力小；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。根据该矿井的地质条件，煤层埋藏较深，埋深平均为429m，除东部边界露头处为急倾斜煤层（倾角一般在5865）外，其余大部分倾角都在2左右，属于近水平煤层。矿井水文地质条件简单，涌水量小。井上地形险峻，地层起伏较大。井筒不需要特殊施工，平硐开拓的地形条件不太合适，因而适宜立井开拓或斜井开拓。2.井筒位置的确定确定井筒位置的一般原则：a.利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；b.利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；c.井田两翼储量基本平衡；d.井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；e.业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；f.业广场宜少占耕地，少压煤；g.水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。井筒沿井田走向方向的有利位置本井田形状较规则，储量分布均匀，井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田走向的井下运输工作量最小，运输费用最小，通风网路较短，通风阻力小。井筒沿井田倾斜方向的有利位置本井田中部无较大的断层。为了使井筒有利于井田内煤炭的开采，井筒布置在接近+1025m煤层底板等高线处。有利于矿井初期开采的井筒位置设计应减少初期工程量，使矿井尽快达产，尽快获得经济效益，所以井筒布置在第一水平的位置最优。尽量不压煤或少压煤合理布置井筒确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。将井筒建设在工业场地内，工业场地保护煤柱可以包含井筒保护煤柱，并且保证井筒在井田走向的中央，倾向的储量中央靠上部。地质及水文条件对井筒布置的影响要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量不穿过或少穿过流沙层、较大的含水层、较厚冲积层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。综合以上七方面的因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置经纬坐标如下：主井井筒中心位置：经度19674095.2，纬度4427104.4；副井井筒中心位置：经度19674132.6，纬度4427073.9；风井井筒中心位置：经度19674049.9，纬度4427299.9。4.1.2工业广场的位置工业场地的选择主要考虑：尽量位于储量中心，使井下有合理的布局避免单翼开采，节省运输及通风费用；占地尽量要少，减少压煤，且交通方便；工业场地的标高要高于矿区历年最高洪水位； 主副井筒布置在地质条件较好的区域，确保井筒及井底车场的围岩稳定。综合考虑矿井的前期及后期生产，在保证总体工程量小的前提条件下，尽量减少初期投资。根据以上原则，结合本矿实际情况，工业广场布置在钻孔白20附近。此处井上地形相对较缓，高差不大，并且地质资料详细，位于储量中心偏上，整个矿井的运输费用最省，无村庄干预，地面标高高于历年的最高洪水位，围岩稳定。因此此处是最佳位置。根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标要求，本设计工业广场取24公顷，是长、宽分别为800m、300m的矩形。工业场地的位置及形状如图4-1所示。4.1.3开采水平的确定及井田直接划分为带区开采水平划分的依据：1.是否有合理的阶段斜长；2.阶段内是否有合理的分带、区段数目；3.要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；4.要使水平高度在经济上合理。井田主采煤层为5号煤层，5号煤层倾角平缓，平均为2，为近水平煤层，故设计成单水平开采。开采水平标高为+1025m。分带区开采。带区开采划分两个带区，分别为北一带区和南二带区。5号煤层生产能力：可采储量为15981.74万t，服务年限为51.2a。4.1.4主要开拓巷道5号煤层平均厚度为18.05m，赋存稳定，底板起伏不大，为近水平煤层，煤层厚度变化不大，煤质较硬。运输大巷布置在煤层中，以便工作面胶带顺槽与运输大巷的联系巷道坡度随煤层而起伏，一般15，回风大巷局部7。辅助运输采用无轨胶轮车，巷道应尽量取直，辅运大巷应布置在煤层中，也便于工作面车场的布置。轨道大巷有0.3%0.5%的坡度，以满足流水。大巷两侧留40m煤柱护巷，大巷平距40m。图4-1 工业广场布置示意图4.1.5确定开拓方案1.方案提出煤矿井上地形起伏较大，但井田范围内没有适宜平硐开拓的地形条件。本矿第四纪表土层厚度平均为7.13m，煤层倾角小，平均倾角为2，井筒开拓的形式有：双立井开拓、双斜井开拓、一斜井一立井开拓等几种。如下：本矿井设计采用立井单水平开拓，主斜副立单水平开拓和双斜井单水平开拓，考虑煤田的地质情况简单，巷道大部分开拓到煤层中。在技术上可行的开拓方案有下列四种。方案一：采用立井单水平开拓(煤巷掘进)，如图4-2；主、副井井筒均为立井，布置于井田中部，设一个水平。轨道大巷采用胶带输送机运输。轨道大巷、回风大巷和运输大巷均布置在煤层中，沿5号煤层底板掘进。采用中央并列抽出式通风方式，主井进风，副井回风。方案二：采用主斜副立单水平开拓，如图4-3；主井为副井，布置于井田西部，副井为立井，布置于井田中部，设一个水平。轨道大巷采用胶带输送机运输。轨道大巷、回风大巷和运输大巷均布置在煤层中，沿5号煤层底板掘进。主斜井进风，副立井回风。方案三：采用双斜井单水平开拓(井筒位于井田边界)，如图4-4；主、副井均为斜井，布置于井田西部，设一个水平。轨道大巷采用胶带输送机运输。轨道大巷、回风大巷和运输大巷均布置在煤层中，沿5号煤层底板掘进。主斜井进风，副斜井回风。方案四：采用立井单水平开拓(岩巷掘进)，如图4-5；主、副井井筒均为立井，布置于井田中部，设一个水平。轨道大巷采用胶带输送机运输。轨道大巷、回风大巷和运输大巷均布置在岩层中。采用中央并列抽出式通风方式，主井进风，副井回风。图4-2 方案一：立井单水平开拓（煤巷掘进）图4-3 方案二：主斜副立单水平开拓图4-4 方案三：双斜井单水平开拓（井筒位于井田边界）图4-5 方案四：双斜井单水平开拓（岩巷掘进）2.技术比较以上所提四个方案水平数目相同，区别在于井筒形式、井筒位置及大巷布置的不同。方案一、四的主、副井井筒形式相同，均为立井单水平开拓。区别是大巷布置的不同。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。方案一大巷布置在煤层中，掘进施工容易，掘进速度快，能进一步探明煤层赋存情况。方案二大巷布置在岩层中，能适应地质构造的变化，巷道维护条件好费用低，可少留煤柱。但岩巷掘进工程量大、设备多，掘进速度慢，掘进出矸需地面堆放，对保护环境不利。随着综合机械化采煤技术的发展、生产集中化程度的提高、巷道支护技术的改进与少掘岩巷的要求。结合本矿井维护不困难、近水平煤层赋存稳定、煤质较硬、顶底板条件好的情况，再结合粗略估算费用结果(见表4-1)，在方案一、二中选择方案一，即立井单水平开拓（煤巷掘进）。方案二、三主、副井井筒形式不同。方案二采用主斜副立单水平开拓。可充分发挥主斜井运输能力大、副立井辅助提升快、系统简单、通风效果好等优点，是大型矿井比较合理的开拓方案。方案三采用双斜井单水平开拓。采用胶带输送机运输，为了防止原煤沿胶带打滑，主斜井与水平面的角度16，副井倾角为22。斜井开掘的井筒数目较多，井筒长度长，提升深度有限，动力消耗多，提升费用高，管线长度大，通风线路长、阻力大。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果(见表4-1)，在方案二、三中选择方案二，即主斜副立单水平开拓。3.经济比较第一、二方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、生产经营费基建费、和经济比较结果，分别计算汇总于下列表中：见表4-2、表4-3、表4-4、表4-5和表4-6。4.基价定额指标：井巷工程执行原国家煤炭工业局煤规字2000第48号文颁发的煤炭建设井巷工程概算定额(99统一基价)，煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额(99统一基价)。土建工程执行原国家煤炭工业局煤规字2000第183号文颁发的煤炭建设地面建筑工程概算指标(99统一基价)。煤炭建设施工准备工程执行煤炭建设施工准备工程概算指标(99统一基价)。工程建设其他费用执行原国家煤炭工业局煤规字2000第48号文颁发的关于发布煤炭建设各类定额、指标、取费标准及造价编制与管理办法的通知。表4-1 各方案粗略估算费用表(单位：万元)项目方案一：立井单水平开拓（煤巷掘井）方案四：立井单水平开拓（岩巷掘井）基建费用/万元主井开凿4273000010-41281.0主井开凿4323000010-41296.0副井开凿4433000010-41329.0副井开凿4483000010-41344.0井底车场1000900010-4900.0井底车场1000900010-4900.0小计3510.0小计3540.0生产费用/万元立井提升1.213698.630.4270.855966.30立井提升1.213698.630.4320.856036.16立井排水61036551.20.152510-4173.85立井排水61036551.20.152510-4173.85小计6140.15小计6210.01合计费用/万元9650.15费用/万元9750.01百分率100%百分率101.03%方案二：主斜副立单水平开拓方案三：双斜井单水平开拓基建费用/万元主井开凿1358.231050010-41426.1主井开凿1335.32105010-41402.1副井开凿4273000010-41281.0副井开凿1000.15105010-41050.2井底车场800900010-4720.0井底车场80090010-4720.0小计3427.1小计3172.3生产费用/万元斜井提升1.213698.631.358230.4810716.99斜井提升1.213698.631.335320.4810536.22排水61036551.21.52510-41738.5排水61036551.21.9310-42200.1小计10890.84小计10756.23合计费用/万元14660.65费用/万元13928.53百分率105.26%百分率100%表4-2 建井工程量 (单位：m)项目方案一立井单水平开拓方案二主斜副立单水平开拓主井井筒/m427+201358.23+20副井井筒/m443+5427+5井底车场/m1000800运输大巷/m2452.4032452.403合计9252.29967.43表4-3 生产经营工程量项目方案一 立井单水平开拓项目方案二主斜副立单水平开拓运输提升/万t.km工程量运输提升/万t.km工程量顺槽运输1.2574.41.3237=33664.44顺槽运输1.2574.41.3237=33664.44大巷运输1.2574.40.33581=18703.61大巷运输1.2574.40.33581=18703.611.2574.40.33577=17779.971.2574.40.33577=17779.97立井提升1.213698.630.5211.6=13703.01斜井提升1.213698.631.6080.6=42292.60大巷维护1.222452.403426810-4=1892.9大巷维护1.222452.403426810-4=1892.9排水61036551.21.52510-4=1738.5排水61036551.21.9310-4=2200.1合计85917.78合计114553.53表4-4 基建费用表(单位：万元)方案方案一立井单水平开拓方案二主斜副立单水平开拓工程量单价费用工程量单价费用（m）（元/m）（万元）（m）（元/m）（万元）主井井筒447300001341.01378.23105001447.1副井井筒448300001344.0432300001296.井底车场10009000900.08009000720.0运输大巷7357.280005885.87357.280005885.8合计9470.89348.9表4-5 生产经营费(单位:万元)项目方案一立井单水平开拓方案二主斜副立单水平开拓工程量万t/km单价元/tkm费用万元工程量万t/km单价元/tkm费用万元运输提升顺槽运输33664.440.0882962.4733664.440.0882962.47大巷运输东区18703.610.0880.911497.7918703.610.0880.911497.79大巷运输西区17779.970.0881.041627.2217779.970.0881.041627.22提升13703.010.223014.6642292.600.229304.37合计9102.1415391.85大巷维护费1892.92037858.01892.92037858.0排水费1738.50.125217.32200.10.1251.04286.01合 计47177.4453535.86表4-6 费用汇总表项目方案一 立井单水平开拓方案二 主斜副立单水平开拓费用（万元）百分率（%）费用（万元）百分率（%）基建工程费9470.8101.30%9348.9100%生产经营费47177.44100%53535.86113.48%总费用56648.24100%62884.76111.01%综合以上经济比较结果，由表4-6知，两种方案详细经济总费用方案二比方案一高11.01%，超过10%。综合考虑技术经济因素，可知方案一投入少，见效快，经济效益好。因此本设计采用方案一立井单水平东开拓作为最终的开拓方案。4.2矿井基本巷道4.2.1确定井筒形式、数目、位置及坐标1.主井本矿采用立井单水平开拓方案。本矿设计生产能力2.4Mt/a，开采水平标高深+1025m，井筒净直径5.5m，提升容器为一对16t箕斗，多绳提升机，井筒支护：基岩段砌碹厚350mm，表土冻结段混凝土厚800mm，立井断面图为圆形，断面如图4-6，特征如表4-7。2.副井副井井筒净直径为7.0m，井筒装备一对3t双层单车罐笼，井筒支护方式为金属梯子间悬臂罐道内，树脂锚杆固定。如图4-7，表4-8。3.风井风井位于井田中央偏上，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径5.5m，净断面19.63m，风井布置如图4-8，表4-9。4.风速验算：经第九章的矿井通风与安全设计可知，副井风速验算符合要求。图4-6 主井井筒断面图表4-7 主井井筒特征井型2.4Mt提升容器 一对16t箕斗井筒直径5.5m井深490m井筒支护 基岩段砌碹厚350mm 表土冻结段混凝土厚800mm 充填混凝土厚50mm净断面积23.76 m2基岩段毛断面积26.88 m2表土段毛断面积31.17 m2图4-7 副井井筒断面图表4-8 副井井筒特征井型1.2Mt提升容器 一对3t双层单车罐笼井筒直径7.0m井深450m井筒支护 基岩段砌碹厚400mm 表土冻结段混凝土厚1000mm 充填混凝土厚50mm净断面积38.48 m2基岩段毛断面积44.18 m2表土段毛断面积50.27m2图4-8 风井井筒断面图 表4-9 风井井筒特征井型1.2Mt井筒支护 基岩段砌碹厚350mm 表土冻结段混凝土厚800mm 充填混凝土厚50mm井筒直径5.5m井深430m净断面积23.76 m2基岩段毛断面积26.88 m2表土段毛断面积31.17 m24.2.2井底车场1.井底车场设计原则根据煤炭工业矿井设计规范(2005年版)4.2.1要求：井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。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。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。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。此外，还要留有一定的富裕通过能力，一般要求大于矿井设计能力的30%；设计车场时要考虑矿井增产的可能；尽可能的提高机械化水平，简化调车作业，提高通过能力；考虑主、副井之间施工的短路贯通；注意车场处的围岩及岩层含水性，破碎情况，避开破碎和强含水层；井底车场要布置紧凑，注意减少工程量等。2.井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井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、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，以及煤炭工业矿井设计规范(2005年版)4.2.1之规定，确定井底车场为大巷采用无轨胶轮车辅助运输的立井井底车场，大巷主运输为胶带输送机。井底车场布置如图4-9。图4-9 井底车场布置3.调车方式：调车方式采用顶推调车，井底车场内设2台蓄电池机车(轨道)，车场内的材料设备、集装箱平板车等由蓄电池机车牵引，电机车牵引重列车驶入车场调车线，电机车摘钩。经错车线回到列车尾部，将列车顶入重车线，空车返回井底车场存车线。副井空重车线和材料车线有效长度的确定：本矿井辅助运输的选择如下：矸石运输选用MG1.1-6B 型1t固定矿车；运送材料选用MC1-6A 型1t材料车；运送一般设备选用MP1.5-6A型1.5t平板车和MP3-6型3t平板车；运送液压支架选用MPC18-6型18t平板车。各类矿车规格与数量详见表表4-10。表4-10 井下各类矿车特征及配备数量一览表 名 称 型号名义载重(t)最大载重(t) 轨距(mm)轴距(mm) 长宽高(mm)1t固定矿车MG1.1-6B1600 550200088011501t材料车MC1-6A1 2.0600 550200088011501.5t平板车MP1.5-6A1.5 2.9600 750240010504153t平板车MP3-63 6003410152048018t平板车MPC18-618 20600110025001500340表4-11 MG1.1-6B型1.0 t固定箱式矿车项 目单位技术特征容 积m31.1名义载重量t1.0牵引高度mm320轨 距mm600轴 距mm550外型尺寸mm20008801150质 量kg592本矿设计井底车场副井空、重车线长度按1倍列车长度考虑，材料车线按10辆材料车的程度确定。副井进出车线长度取45m，调车线长度取50m。材料车线长度取20m。车场轨道铺设：为适应后期电机车运输，车场运输巷道铺设30kg/m轨型，道岔采用630系列，平曲线半径按20m考虑。井底水仓及清理撒煤巷道采用15kg/m轨型。各硐室布置：主井系统硐室主要有井底煤仓、箕斗胶带输送机装载硐室、输送机机头硐室、清理撒煤硐室。副井主要硐室有主变电所、主排水泵房及管子道、主水仓等；大巷附近设有消防材料库。主要硐室如下：井底煤仓井底煤仓净直径8m，有效高度20m，有效容量1130t，采用混凝土支护，厚度400mm。主排水泵房主排水泵房按矿井正常涌水量610m3/d考虑，布置有3台离心式泵，其中一台工作，一台备用，一台检修。泵房设计长度30m，净断面30.2m2，采用混凝土支护，厚度400mm。主变电所主变电所与主排水泵房联合布置，主变电所设计长度30m，净断面30.2m2，采用混凝土支护，厚度400mm。主水仓煤矿安全规程第二百八十条规定：正常涌水量在1000 m3/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常用水量。水仓净断面确定为7.1m2，水仓计算长度为130m，根据平面布置，考虑入口和斜坡段，并考虑一定富裕量，实际长度取250m。水仓采用混凝土支护，厚度为350mm。4.2.3矿井基本巷道1.确定巷道断面净尺寸的有关规定主要运输大巷和主要风道的净高，自轨面起不得低于1.9m。架线电机车的架线高度，自轨面起不得低于下列规定：a.在井底车场内，从井底到乘人车场为2.2m；b.在行人的巷道、车场内以及人行道同运输道交叉的地方为2.0m，在不行人的巷道内为1.8m。c.机车架线与巷道顶或棚梁的间距不得小于0.2m，悬吊绝缘子距电机车架线的距离，每侧不得超过0.25m。d.采区(盘区)内的上下山和平巷的净高不得低于1.8m。e.运输巷道两侧(包括管线、电缆)和运输设备最突出部分之间的距离：运输巷道的一侧，从道碴面起1.6m的高度内，必须留有宽0.7m以上的人处道。同时，巷道高度在1.6m至1.8m之间不得架设管线和电缆，巷道另一侧的宽度为采用混凝土、金属或木支架时，不得小于0.25m,采用锚喷支护及砖、石或混凝土砌碹时，不得小于0.2m，巷道铺设输送机时，其最突出的部分与支架或砌墙之间的距离，不得小于0.4m。人车停车地点，在人行一侧从道碴面起1.6m的高度内，必须留有宽1.0m以上的人处道，同时巷道高度在1.6m至1.8m之间不得架设管线和电缆。在现有生产矿井使用的巷道中，如果人行道的宽度不符合上述规定时，可在巷道一侧增设躲避硐，两个躲避硐之间的距离不得超过25m。躲避硐宽度不得小于1.2m，深度不得小于0.7m，高度不得小于1.8m。在双轨巷道中(包括弯道)，轨道中线之间的距离必须使两列对开列车最突出的部分之间的距离不得低于0.7m。设置在巷道内的移动变电站或平板车上的综机设备最突出的部分，同碹墙或支架之间的距离不应小于0.25m，同输送机的距离应满足设备检修的需要，并不得小于0.7m。巷道内，电缆如果同压风钢管、供水钢管在同一侧敷设时，必须在管子上方，并保持0.3m以上的距离，电缆同胶皮风筒等易燃品应分别挂在巷道两侧，否则，相互之间应保持0.3m以上的距离。高低压电力电缆设在同一侧时，高低压电缆相互的间距应大于0.1m，两条高压或两条低压电缆的间距不得小于0.05m。水平运输大巷是沟通带区与井底车场的交通运输干线，并进行通风、排水及布设管线。为了保证生产使用，便于维护，一般将主要运输大巷布置在煤层底板不受采动影响的坚硬岩层或煤组下部煤质坚硬，围岩稳定，无自燃发火的薄及中厚煤层中，本设计将主要运输大巷和辅助运输大巷，回风大巷均布置在煤层中。大巷断面需满足运输、排水、通风、行人、管线敷设要求，其中运输和通风经常起决定性作用，煤矿常用的巷道断面形状有半圆拱形、圆弧拱形、三心圆拱形、梯形及矩形，底鼓严重时，亦有采用拱形直墙加砌底拱的封闭形断面，本设计大巷断面均采取半圆拱形。2.主运输大巷此巷内采用钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，断面需要满足一定的要求，不设专用人行道。巷道坡度随煤层而起伏，一般15，主运输大巷铺设混凝土底板，厚度200mm，运输大巷宽度可由下式计算：B1=b+d+c (4-1)式中：B1运输大巷宽度，mm；b输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道取830 mm；d胶带输送机宽度，d1200+270=1470 mm；c行人维修宽度，取2000 mm。B1=830+1470+2000=4300mm运输大巷的断面如图4-10，特征如表4-12、4-13。图4-10 胶带输送机大巷断面表4-12 断面特征表围岩类别断面/m3掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆(mm)净周长百米风阻净掘高宽型式外路长度排列方式间排距锚深规格煤13.2814.2538504500100树脂锚杆100矩形80020002000*1613.85表4-13 每米工程量及材料消耗表围岩类别掘进工程量锚杆数量（根）材料消耗量粉刷面积/m2巷道墙角喷射材料铺底锚杆质量注眼树脂/卷托板铺底m3铁/kg 木/个煤14.250.0214.800.990.4349.1148.8427.109.43.辅助运输大巷辅助运输大巷铺设混凝土底板，厚度250mm。辅助运输大巷采用无轨胶轮车运输，并作进风巷使用，设人行道。B2=a+b1+b2+2d (4-2)式中：B2辅助运输大巷宽度，mm；a人行道宽度，取1200 mm；b1无轨胶轮车车辆边缘至巷道壁的最小距离，本断面取500 mm；b2两辆无轨胶轮车间距，取500 mm；d无轨胶轮车宽度，2300 m。B2 = 1200+500+500+22300 = 6800(mm)辅助运输大巷的断面如图4-11，特征如表4-14、4-15。图4-11 辅助运输大巷断面表4-14 断面特征表围岩类别断面/m3掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆(mm)净周长百米风阻净掘高宽型式外路长度排列方式间排距锚深规格煤26.3227.6447507000100树脂锚杆100矩形80020002000*1619.88表4-15 每米工程量及材料消耗表围岩类别掘进工程量锚杆数量/根材料消耗量粉刷面积/m2巷道墙角喷射材料/m3铺底/m3锚杆质量/kg注眼树脂/卷托板铺底/m3铁/kg 木/个煤27.640.0216.81.1255.7455.4432.5910.44.回风大巷回风大巷沿煤层底板布置，断面如图4-12，特征如表4-16、4-17。图4-12 回风大巷断面表4-16 断面特征表围岩类别断面/m3掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆(mm)净周长百米风阻净掘高宽型式外路长度排列方式间排距锚深规格煤23.5230.3153006600100树脂锚杆100矩形80020002000*1618.40表4-17 每米工程量及材料消耗表围岩类别掘进工程量锚杆数量/根材料消耗量粉刷面积/m2巷道墙角喷射材料/m3铺底/m3锚杆质量/kg注眼树脂/卷托板铺底/m3铁/kg 木/个煤30.310.0216.81.1255.7455.4432.5910.45 准备方式带区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1带区位置以大巷为界，将井田分为两个带区，即北一带区、南二带区，设计首采工作面(属北一带区)位于井田西部，大巷北部，靠近井田边界。5.1.2带区煤层特征带区所采煤层为5号煤层，其煤层特征：弱玻璃玻璃光泽，条带状结构，块状构造，参差、阶梯状断口。宏观以半亮型煤为主，半暗型煤次之。裂隙中充填方解石。变异系数为0.16%，属稳定煤层，煤层平均厚度18.05m。煤层倾角15，平均2。煤层结构简单，容重1.311.51t/m3，平均1.43 t/m3。带区平均CH4相对涌出量为2.56 m3/t，CH4绝对涌出量为0.52m3/min，属低瓦斯矿井，但需防止瓦斯涌局部积聚。5号煤层煤尘爆炸性指数为40.07%，属有煤尘爆炸危险性矿井。煤的自然发火期为3个月。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况伪顶：区内零星分布，岩性为泥岩、砂质泥岩，厚0.20.5m。直接顶：岩性为高岭质泥岩、炭质泥岩，厚35m。老顶：岩性为中粗砂岩，厚615m。底板岩性为砂质泥岩、泥岩，厚0.83.20m。底板：底板岩性为砂质泥岩、泥岩，厚0.88.84m。5.1.4水文地质井田无大的地表水体，地下水以大气降水补给为主，第四系和碎屑岩为弱的导水性岩层，因地形陡，降水渗入量有限，主要水害为采空区积水和奥灰岩溶水，水文地质类型属二型一类(中等)。带区内水文地质条件较简单，基岩风化壳及其相邻的下伏较浅地层岩石裂隙发育，直接接受大气降水补给，含水性较好。但井田地形陡峭，沟谷发育，地表植被稀少，区域降水少，下覆地层岩石胶结致密、裂隙少，地下水径流条件差，含水层为弱含水层，煤系地层单位涌水量小于0.01L/s.m。开采5号煤层矿井正常涌水量为610 m3/d，最大涌水量为1620m3/d。5.1.5地质构造带区内地质构造简单，总体构造形态呈一走向北东N3045E，倾向北西的单斜构造，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，但变化不大，煤层倾角平均2。东部煤层露头一带地层倾角较大，由3080，向西部逐渐转向平缓，倾角2左右。各带区内内断裂构造虽然较多，但无较大断层，均为小型断裂，西南局部有岩浆岩入侵，岩浆活动也较微弱，未发现陷落柱，井田地质构造复杂程度属简单类型。5.1.6地表情况北一带区、南二带区地表以农田、山地为主，南二带区范围内有2个村庄，分别为老窑沟村和官窑村，这两个村占地多，压煤也多，属于开采沉陷区，设计考虑搬迁。没有大的建筑物或大的地表水系及水体。5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1带区准备方式的确定带区准备方式不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘带区平巷、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。本矿井煤层属近水平煤层，煤层倾角平均2，采用带区准备方式经济效益十分明显。本设计矿井大巷布置在煤层中，辅助运输采用无轨胶轮车。带区准备方式存在的问题，如带区布置受煤层倾角较大，采取一定的技术措施后可应用于1217，本设计采用带区准备方式，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1.带区煤柱由后面第9章通风设计确定工作面采用主、副井进风，中央风井回风的布置方式，每个工作面共布置两条平巷，一侧布置一条，一条为进风巷；另一侧为回风巷。由于工作面产量大，瓦斯涌出量较小但容易积聚，采用中央并列式通风合理。轨道大巷、运输大巷和回风大巷均布置在煤层中。掘分带斜巷采用连续采煤机掘进，掘进速度快。工作面两带区依次跳跃开采，相邻两工作面各留5.0m煤柱。2.分带要素首采工作面属带区北一带区，位于大巷北侧，井田边界。首采工作面连续推进长度1343m，工作面长度160m，分带斜巷均为5m宽，3.5m高，工作面两斜巷侧边留5m煤柱，分带宽为180m。3.开采顺序分带斜巷采用单巷布置，沿空掘巷，两带区内工作面的接替顺序为南北带区顺序接替。工作面布置如表5-1，接替顺序如表5-2。表5-1 采区工作面布置情况南二带区北一带区52025101520451035206510552085107521051095212511152145113521651155218511752205119522251215123表5-2采区工作面接替顺序工作面接替顺序5101152022510335204451055520665107752088510995210105111115212125113135214145115155216165117175218185119195220205121215222225123234.带区运输带区内运输斜巷铺设B=1200mm的胶带输送机，运输煤炭到带区煤仓，再由运输大巷胶带输送机运输到主煤仓。带区内辅助运输采用无轨胶轮车，材料车从井底车场经材料换装站、辅助运输大巷、带区车场到分斜巷，再到工作面。5.2.3带区生产系统1.运煤系统煤由工作面刮板运输机分带运输斜巷转载机、破碎机分带运输斜巷胶带输送机带区煤仓运输大巷胶带输送机主煤仓主井箕斗提升机地面2.辅助运输系统工作面设备材料经副井罐笼运至井底车场，由轨道至材料换装硐室，无轨胶轮车经辅助运输巷道运至分带斜巷，至工作面。运输路线如下：地面副井井底车场辅助运输大巷运料斜巷分带回风斜巷工作面3.通风系统带区内各工作面采用一进一回U型通风系统，带区5101工作面风流路线为：主、副井 井底车场运输大巷、辅运大巷进风行人斜巷分带运输斜巷工作面分带回风斜巷回风斜巷回风大巷中央风井地面4.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、平巷运输机机头硐室时产生的少量矸石，采用无轨胶轮车将矸石运到废弃巷道中，因此在地面不设排矸系统。5.供电系统地面变电站副井中央变电所运输大巷、辅运大巷带区变电所运输大巷、辅运大巷进风行人斜巷、运料斜巷两分带斜巷工作面6.排水系统在工作面水自流入辅运大巷、运输大巷水沟，经水沟水排入井底车场水仓，然后经管道排入地面。水流方向：工作面分带斜巷辅运大巷、运输大巷井底水仓地面如工作面内涌出的积水或分带斜巷内的积水不能自流到中部车场时，应安设局部小水泵进行抽排。5.2.4带区内巷道掘进方法带区内上分层工作面斜巷均沿平行于煤层层面的斜面掘进，采用以AM-50型悬臂式掘进机为主的机械化作业线掘进煤巷，配套设备有SZZ-764/160型桥式转载机，SSJ1200/M型可伸缩胶带输送机和SLF-6型湿式除尘器；YT-23型风动凿岩机、锚杆机；临时支柱为木点柱。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；风动凿岩机来完成锚杆的打眼和安装工作。采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-型255KW局扇，通风方式为压入式。5.2.5带区生产能力及采出率1.带区生产能力由于采用倾斜分层放顶煤采煤法，工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。综放工作面的生产能力，按下式计算：A0=LV0MC0 (5-1)式中： A0工作面生产能力，万t/a；L工作面长度，160m；M上分层煤层厚度，9m；V0工作面年推进长度，V0=33060.600=1188(m/a)；煤层容重，1.43t/m3；C0工作面回采率，采煤机割煤取0.95，放顶煤取0.8。则：A0=16011881.43(0.953+0.86)=207.94(万t/a)煤巷掘进工作面生产能力，按下式计算：A1=LV1HC1 (5-2)式中： A1掘进工作面生产能力，万t/a；L掘进工作面长度，取分带斜巷掘进宽度5.2m；H采高，取顺槽掘进高3.6m；V1掘进面年推进长度，V1=33030=9900(m/a)； 煤层容重，t/m3；C1掘进面回采率，取C10.93。则：A1=5.299003.61.430.93=24.65(万t/a)带区内布置两个煤巷掘进面，故煤巷掘进面的总生产能力为49.30万t/a。带区生产能力A=A0+2A1 =207.94 + 224.65=257.24万t/a矿井设计井型为2.40Mt/a，带区生产能力2.57Mt/a，满足矿井的产量要求。2.带区采出率带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率 = 带区实际采出煤量/带区工业储量100% (5-3)带区开采损失主要有：工艺损失，约占7%12%；工作面上下端头损失，约占4%；初初采损失，约使采出率降低0.5%0.8%；末采损失，约使采出率降低1%1.5%；分带煤柱损失，本矿采用沿空掘巷留小煤柱方式，煤柱损失可降至3%以下；带区内较小断层上下盘所留顶低煤等。带区内工业储量为：248712.45181.43/cos 2=3202880.35（t）= 640.58(万t )带区内实际采出煤量估算为：527.76万t则：带区采出率= 527.76 /640.58100% =82.39 %根据煤炭工业设计规范规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采盘区采出率为80.7%，符合煤炭工业设计规范规定。5.3带区车场选型设计带区煤层倾角平均2，为近水平煤层。带区布置可简化车场形式，可简化车场设形式，带区车场布置如图5-1所示。带区运输斜巷通过带区煤仓和主运输大巷连接，运输斜巷与运输大巷均为胶带输送机运煤，带区运输斜巷胶带输送机将煤运到带区煤仓，运输大巷胶带输送机再将煤运至主煤仓，采用无轨胶轮车辅助运输。图5-1 带区车场布置图1.带区煤仓运输斜巷布置胶带输送机，用于工作面出煤，为避免维修工作影响作业，通过条带煤仓与大巷转接，此外还担任通风排水等。首采面采用带区布置，斜巷与大巷高差913m，煤仓形式宜选择垂直圆形煤仓，其收口处采用双曲线形式。 根据采矿工程设计手册，圆形断面煤仓直径宜取2.55.5m，高度可为2040 m，煤仓容量应符合下表规定：表5-3 带区煤仓容量生产能力/Mt/a0.30下0.300.450.450.600.601.001.00以上容量/t50100100200200300300500大于500根据综采技术手册，煤仓容量可按照下式计算： Q=Q0+LHBC0 (5-4)式中：Q煤仓容量，t； Q0防仓漏风留煤量，取10 t； L割煤机0.5 h运行距离，40 m； H分层煤厚，9.0 m； B进刀深度，0.6 m； 煤的容重，1.43t/m； C0工作面采出率，采煤机割煤取0.95，放顶煤取0.8。则：Q=10+400.61.43(30.95+60.8)t = 272.548t根据采矿工程设计手册的规定，取带区煤仓容量为500t，由Q=3.14R2h1.43，取断面高度h=12 m，则得煤仓的净断面半径R=3.1 m2.带区变电所井底中央变电所至带区的供电系统电路压降较大，为保证带区正常生产，需布置带区变电所。带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，并使变电所位于带区用电负荷中心，即西区大巷中段，位于主运输大巷和辅运大巷之间。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。6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1带区煤层特征及地质条件带区所采煤层为5号煤层，平均厚度18.05m，煤层倾角平均2，为近水平煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无大断层影响。煤质硬度为f = 23，煤的容重为1.43 t/m3。煤层伪顶零星分布，岩性为泥岩、砂质泥岩，厚0.20.5m。直接顶为高岭质泥岩、炭质泥岩，厚35m。基本顶为中粗砂岩，厚615m。底板岩性为砂质泥岩、泥岩，厚0.83.20m。底板为砂质泥岩、泥岩，厚0.88.84m。带区CH4相对涌出量为2.56 m3/t，CH4绝对涌出量为0.52m3/min，煤层煤尘爆炸性指数为40.07%，煤的自然发火期为3个月。煤层有自燃发火倾向性，煤尘有爆炸危险性。带区正常涌水量为610 m3/d，最大涌水量为1620m3/d。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和放顶煤回采工艺，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2.03.5 m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93%97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2.放顶煤工艺优点：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；缺点：煤损多，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率较高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。比较上述两种回采工艺的特点，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回采工艺较合理。结合矿井实际条件，厚度比较大，故确定工作面采用放顶煤回采工艺。根据煤层厚度、煤层赋存条件、和采放比要求，确定采用分层放顶煤采煤法。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。用平行于煤层层面的斜面将煤层分为上下两个厚9m的分层，然后依次放顶煤开采，首采上分层工作面宽160m，长1343 m；分层煤厚9 m，工作面割煤高度为3.0 m，放煤高度6.0 m，工作面采放比为1：2。工作面沿分层斜面布置两条斜巷断面均为5.0 m宽，3.5 m高。采用沿空掘巷小煤柱护巷，留设5.0 m宽小煤柱。6.1.4回采工艺及设备1.落煤方式割煤方式：双向往返割煤。进刀方式：端部斜切进刀割三角煤进刀过程：a.斜切进刀：采煤机割煤至机头(机尾)后调换煤机滚筒的上下位置使前滚筒在上，后滚筒在下，调换上(下)关系后反向运行，利用输送机的弯曲段牵引煤机切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。b.推移输送机机头(机尾)：将输送机机头(机尾)推近煤壁。c.回刀：再次调换两个滚筒的上下位置，向机头(机尾)方向割三角煤直至输送机机头(机尾)。d.下行(上行)割煤：完成进刀、割完三角煤后，再一次调整煤机滚筒的上下位置关系，从工作面一端向另一端割煤，直至另一端头。以机头处进刀为例，其进刀过程如图6-1。放煤方式放煤顺序自下而上，多轮顺序放煤，根据煤的粒度和流量大小，用插板调节放煤口大小，见矸封口及时关闭插板。根据经验公式确定放煤步距d=(0.150.21)h (6-1)式中：d估算放煤步距，m；h放顶煤厚度，m。则h = d/(0.150.21)，分别取d1 = 0.6m，d2 = 1.2m；h1 = d1/(0.150.21) = 0.6/(0.150.21) = 42.8mh2 = d2/(0.150.21) = 1.2/(0.150.21) = 85.6 m由上式可得，最适宜煤层厚度为：H1=h1+a+M (6-2)式中：H1最适宜煤层厚度，m；a放煤口高度，取0.5 m；M采煤机割煤高度，取3 m。则一刀一放最适宜煤层厚度为：H1 = (2.84)+0.5+3=(6.37.5) m两刀一放最适宜煤层厚度为：H2 = (5.68) +0.5+3=(9.111.5) m由于煤层平均厚度为9.0m，就近原则故选用两刀一放的放煤方式。采用两刀一放，低位双轮顺序放煤法，利用采场压力，反复支撑、摆动尾梁松动顶煤。每个放煤口打开两次将煤放完，每次均匀放出顶煤的1/2。第二次打开放煤口放煤见到顶板矸石时，要立即关闭插板停止放煤。2.装运煤机组滚筒旋转割煤的同时，利用螺旋叶片自动把煤装入刮板输送机，余煤由铲煤板随推移前输送机铲入输送机；放顶煤时落煤自装，余煤由铲煤板随推移后输送机铲入输送机。分带运输斜巷后段铺设一部转载机和一部破碎机，前段铺设一部可伸缩胶带输送机运煤。图6-1 端部斜切进刀割三角煤进刀3.设备选型工作面选用MXA-300/3.2型采煤机，前后刮板输送机均选用SGZ764/500型刮板输送机，平巷内选用SZZ830/200型转载机、LPS-1500型破碎机、SSJ1200/5200型胶带输送机。采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机特征见表6-1、表6-2、表6-3、表6-4，胶带输送机技术特征见第七章表7-2。表6-1 MXA-300/3.2型采煤机技术特征项目名称单 位参 数采高范围m1.73.2适应工作面倾角 40适应煤质硬度f 4机面高度mm1400牵引速度m/min08.35牵引方式销轮齿轨无链卧底量mm250滚筒直径m1.6截深mm656降尘方式内、外喷雾 装机功率kW300最大不可拆卸件尺寸mm36051182211/2.07机器重量t39.2表6-2 SGZ764/500型刮板输送机技术特征项 目单 位参 数生产能力t/h900设计长度m250电机功率kW2250链 速m/s0.93表6-3 SZZ830/200型转载机技术特征项 目单 位参 数输送能力t/h1500出厂长度m50.4电机功率kW200链 速m/s1.44中部槽尺寸mm1500830260表6-4 LPS-1500型破碎机技术特征项 目单 位参 数通过能力t/h1500最大输入块度mm1000500电机功率kW160最大输出块度mm300整机总重t216.1.5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，工作面中部支架选用ZFS6200/18/35型低位放顶煤液压支架，工作面端头支架选用ZT7500/18/36型液压支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架3架，中间架100架，端头架3架，共计106架，支架技术特征见表6-5、表6-6。表6-5 基本液压支架技术特征项 目单 位参 数型 号ZFS6200/18/35支撑高度m1.83.5支架宽度m1.411.58中心距m1.50初撑力kN5232工作阻力kN6200支护强度MPa0.80.86支架重量t21.695底板比压MPa1.9操作方式/型式本邻架控制/支撑掩护式表6-6 端头液压支架技术特征项 目单 位参 数型 号ZT7500/18/36支撑高度m1.843.59支架宽度m1.491.66中心距m1.5初撑力kN53806030工作阻力kN7500支护强度MPa0.55底板比压MPa0.720.8组合形式偏置型式支撑掩护式2.支架高度的确定最大高度：Hmax=Mmax+S1 (6-3)式中：Hmax支架最大支护高度，m；Mmax煤层最大采高，m；S1伪顶或浮煤冒落厚度，一般取0.2m。Hmax= 3.2 + 0.2= 3.4 m最小高度Hmin=Mmin-S2-a-b (6-4)式中：Hmin支架最小支护高度，m；Mmin煤层最小采高，m；S2顶板最大下沉量，取0.2 m；a支架移架所需最小下降量，取0.05 m;b浮煤厚度，取0.050m。Hmin = 2.50.20.050.05 =2.2 m3.支架支护强度的验算支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力P应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度p按工作面最大采高的48倍进行计算。为了保证安全计算中采用较大倍数8，则上覆岩层所需的支护强度按下式计算。p=8gMcos10-3 (6-5)式中：M工作面最大采高，3.4 m； 顶板岩石体积质量，平均2.4 t/m3； 煤层倾角， =2。p= 89.83.42.410-3=0.639MPa经计算，p不大于支架支护强度的80%，所以该支架能够满足支护要求。4.支架初撑力的验算根据规定，直接顶板中等稳定时，初撑力一般为工作阻力的70%80%，取70%，初撑力P0：P0 = 620080% = 4960（kN）由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力为5232 kN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。5.移架方式追机顺序移架，移架步距0.6 m。煤机上滚筒割煤后必须及时伸出支架的伸缩前梁支护顶板，确保端面距不大于340 mm；移架滞后煤机滚筒35 m。6.推移刮板输送机滞后采煤机1015 m推移刮板输送机，工作面顺序逐架推移刮板输送机，推移步距为60050 mm，确保工作面运输机成一直线；当采煤机到工作面运输机头后，先向上返刀直至煤机后滚筒完全进入煤壁、完成进刀后再将机头处运输机移至煤壁。机尾输送机推移方式与机头处相同。6.1.6端头支护及超前支护方式1.端头支护 工作面上、下端头各使用三架端头支架：型号ZT7500/18/36，支架初撑力53806030 kN，工作阻力72307500 kN。2.超前支护超前支护的范围及方法两巷自工作面煤壁向外030 m范围内必须超前支护，采用DZ35-20/110Q型单体液压支柱配合HDJA-1200型金属铰接顶梁架设。棚间距1200mm。分带运输斜巷每棚三根单体支柱，分带回分斜巷每棚两根单体支柱。斜巷两帮单体支柱距煤壁均为400 mm，分带运输斜巷内中部单体支柱距实体煤侧2750 mm。另外要根据两巷压力及巷道支护情况，可扩大超前管理范围，如巷道断面或腰帮质量不符合安全生产要求时可以采取套棚、撕帮的形式超前支护。超前支护管理a.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。要上好保险绳并将单体支柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。b.超前支护处满足高不低于1.8 m，宽不低于0.8 m的安全出口和运送物料通道。c.当机组行至工作面两头距巷道15 m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。d.在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆、液管必须挂在巷帮不低于2.0 m处，班长、安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50 m回收，备品备件必须码放在工作面70 m以外。6.1.7各工艺过程注意事项1.割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐(长度超过1 m，最突出部分不超过150 mm；长度在1 m以下，最突出部分不超过200 mm)。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50 mm。机头、机尾各10 m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。2.移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100 mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的1/3)，支架不挤不咬，架间空隙不大于200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350550 mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架、咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。3.推移刮板输送机要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜、凹溜和局部起伏过大等现象。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移刮板输送机。4.清煤质量标准工作面没有超过100 mm的碳块。清煤工必须滞后推移刮板输送机10个架，距采煤机大于50 m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。5.对工作面端头支架支护的管理工作面两端头各布置3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20 m段是压力集中区，特制订以下管理措施。端头支架必须达到初撑力。端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。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。6.采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。7.提高块率、保证煤质的措施在各转载点落煤处加设缓冲装置。在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在1.5m/min左右。破碎机锤头高度保持在150200 mm之间。机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶。停机时及时停水,若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。在顺槽皮带机头处加设除铁器。各级运输机司机严格把关,禁止杂物(板皮 、木料)进入运煤系统。8.顶板维护及矿压观测措施工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50 m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。6.1.8回采工作面正规循环作业1.综放工作面生产组织劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织移架、推移输送机、放煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面采用倾斜分层放顶煤采煤法，割煤高度3.0 m放煤高度6.0 m，循环进度为0.6 m，两刀一放两轮顺序放顶煤，循环放煤步距1.2 m，每日三循环。采用“三八”制作业，两班半割煤、放煤、半班检修，均执行现场交接班制，生产班有效工时为8 h。组织方式为分段追机作业。正规循环作业图表，见采煤方法图，劳动组织配备表见表6-7。2.技术经济指标循环产量按下列公式计算：Q LSMPC (6-6)式中：Q循环产量，t； L工作面长度，160m；S循环进尺，1.2 m；M上分层煤厚，9.0 m；P煤的容重，1.43t/m3 ；C工作面可采范围内回采率，采煤机割煤取0.95，放顶煤取0.8 则循环产量：Q=1601.21.43(3.00.95+60.8)=2100.38t日产量 ：Q日循环数=2100.383= 6301.14t3.工作面成本工作面工人效率=工作面日产量/在册人数=6301.14 /92=68.49(t/工)工作面吨煤成本工作面吨煤成本C由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。a.设备折旧费C1机电设备基本折旧费吨煤成本= (6-10)其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6301.14吨/天计算。设备折旧费C1=(固定资产原值总和设备残值)/(使用年限)各种设备的年折旧费见表6-8。b.工资费C2工资费包括基本工资费、附加工资、奖金。每吨工资200元，工效为68.49 t/工，工资费C2为：C2=200/68.49=2.92(元/t)c.材料费C3材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用以及其它材料费用，综放面材料费C3一般为10.0元/t。表6-7 劳动组织配备表工种班次定员生产一班生产二班检修班班队长3339采煤机司机2226刮板输送机司机2226转载机司机1113泵站司机1113胶带输送机司机3328端头维护工4449清煤工2226支架工4449放煤工3306电工1157运料工2248验收员1113通信员1113合计30303292表6-8 设备年折旧费用表设备名称型 号数目折旧费（元/t）基本支架ZFS6200/18/351070.736端头支架ZT7500/18/3660.206采煤机MXA-300/3.210.06刮板输送机SGZ764/50020.017转载机SZZ830/20010.05破碎机LPS-150010.153可伸缩带式输送机SSJ-1200/520020.006乳化液泵EHP-3K20040.11采煤机喷雾泵EHP-3K30020.002隔爆移动变电站KSGBY-1250/6/11410.005单体液压支柱DZ-28/DZ-351250.736合计2.081d.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 其中循环产量为2100.38t，电机总容量取6000KW，循环开动小时数取6小时，代入得： 吨煤动力用电消耗=6000160.9/2100.38=15.43(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400kW，代入得： 吨煤照明用电消耗=4006/2100.38=1.14(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(15.431.14)=8.285(元/吨)由上可得：工作面吨煤成本C=设备折旧费C1工人工资C2材料费C3电力消耗费C4 =2.0812.9210.08.285=23.286(元/t)工作面主要技术经济指标见表6-9。表6-9 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m1602分层煤厚m9.03煤层倾角24割煤高度m3.05放煤高度m6.06煤层容重t/m31.437采放比1:28循环进度m1.29日循环个数个310吨煤成本元23.28611月产量t189034.212日产量t6301.1413月推进度m10814日出勤人数个9215直接工效t/工68.4917回采率%8518工作制度三八制6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式工作面生产能力为2.40 Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，分带运输斜巷布置胶带输送机，运煤兼进风，分带回风斜巷辅助运输兼回风。采用双滚筒采煤机割煤，采用综掘机掘进分带斜巷，实现机械化掘进。6.2.2回采巷道参数1.巷道参数分带巷道断面均为5.0 m宽，3.5 m高。采用胶带输送机运煤，无轨胶轮车辅助运输，分带运输斜巷布置1200 mm宽的皮带运煤，分带运输斜巷布置排水管路和动力电缆。2.支护各分带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5.2 m，高为3.6 m，设计掘进断面积为18.72 m2，净断面为17.5 m2。分带运输斜巷和分带回风斜巷支护断面图如图6-2和图6-3。顶板支护a.锚杆形式和规格：杆体为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-M22-2400。b.锚索形式和规格：采用22 mm的钢筋焊接而成，规格型号为22-6800。c.锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，钻孔直径为28 mm，锚固长度为1300 mm。d.托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508 mm。e.锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5050 mm、5.51.1 m。f.锚杆布置：锚杆排距1.0 m，每排7根锚杆，间距800 mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250 mm。g.锚索：单根钢绞线，22 mm，长度为6.8.m，加长锚固。锚索矩形布置，每排2根，排距3 m，间距2.0 m，距帮1.65 m。巷帮支护a.锚杆形式和规格：平巷两侧均采用20 mm圆钢锚杆，长度2.4 m，杆尾螺纹为M22，规格型号为20-M22-2400。b.锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度690 mm。c.托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1201206 mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为20030050 mm的柱帽，中心孔直径为30 mmd.锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10。e.网片规格：平巷煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮, 规格型号：5050 mm、3.01.1 m；工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆加挂塑料编织网护帮，不采用金属网。f.锚杆布置：锚杆排距1.0 m，每帮每排4根锚杆，间距800 mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板100 mm。起锚高度200 mm，起锚锚杆与水平线成10。帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空班支护。出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。图6-2 分带运输斜巷断面图图6-3 区段轨道平巷断面图7 井下运输7.1概述7.1.1井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据见表7-1。表7-1 井下运输设计的原始条件和数据序 号项 目单 位参 数1设计生产能力Mta-12.402工 作 制 度三八制3日净提升时间h184年工作日d3305分层煤厚m9.06煤层平均倾角27煤的容重t/m31.438相对瓦斯涌出量m3/t2.569矿井瓦斯等级低10煤尘爆炸性有爆炸危险性7.1.2运输距离和货载量首采工作面分带运输斜巷运距1343 m，大巷运距1037m，故从工作面到井底车场的最大运距为2380m。首采区内布置一个采煤工作面、两个掘进工作面即可保产，综采放顶煤工作面日产量6301.14 t，掘进面日产量803.09t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。7.1.3矿井运输系统1.运输方式a.运煤：由于矿井井型较大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为近水平煤层，且运输距离相对较远，故采用带式输送机运煤。b.辅助运输：辅运大巷采用无轨胶轮车运输。井底车场选用小矿车选用MG1.1-6A型1 t固定箱式矿车，电机车选用XK5-6/132-KBT型蓄电池式电机车，其性能参数见表7-3和表7-4。工作面所需材料采用无轨胶轮车运输。2.运输系统井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统。a.运煤系统工作面分带运输斜巷带区煤仓运输大巷井底煤仓主井地面。b.运料系统地面副井材料换装站辅运大巷辅助运输斜巷分带回风斜巷工作面。c.人员运送系统地面副井井底车场换乘站辅助运输大巷辅助运输斜巷各工作地点。d.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、平巷运输机机头硐室时产生的少量矸石，采用无轨胶轮车将矸石运到废弃巷道中，因此在地面不设排矸系统。7.2带区运输设备选择7.2.1设备选型原则1.必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2.必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3.必须注意尽量减少运输转载的次数；4.必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5.必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否经济合理等。7.2.2带区运输设备的选型1.设备选型 工作面选用MXA-300/3.2型采煤机，前后刮板输送机均选用SGZ764/500型刮板输送机，平巷内选用SZZ830/200型转载机、LPS-1500型破碎机、SSJ1200/5200型胶带输送机。胶带输送机下运倾角最大为16，本设计选用山东济宁旭光机械制造厂生产的深槽系列胶带输送机，其性能参数见表7-2。表7-2 深槽系列胶带输送机技术特征项 目单 位参 数带 宽mm1200生产能力t/h1800输送距离m1001500电机功率kW4200带 速m/s2.52.运输能力验算综放工作面最大瞬时出煤能力为652t/h，工作面刮板运输机生产能力为900 t/h，转载机的生产能力为1500 t/h，破碎机通过能力为1500 t/h，分带斜巷巷胶带输送机通过能力为1800 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。7.3大巷运输设备选择7.3.1运输大巷设备选择掘进面采用综合机械化设备掘进，回采工作面采用综采放顶煤设备，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，运输大巷采用带式输送机运煤，其运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。回采工作面采煤机和掘进面掘进机同时生产的最大瞬时出煤能力为717.42 t/h，带区设带区煤仓，综放工作面煤从分带运输斜巷带式输送机经带区煤仓直接装载到大巷带式输送机，掘进面煤从带式输送机经带区煤仓直接装载到大巷带式输送机，大巷带式输送机承担全矿年产2.40Mt煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。运输大巷装备SSJ1200/5200型可伸缩带式输送机，其技术特征见表7-3。7.3.2辅助运输大巷设备选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在运输大巷内采用无轨胶轮车运输。表7-3 SSJ1200/5200型胶带输送机技术特征序 号项 目单 位技 术 特 征1运输能力t/h18002运 距m20003带 速m/s3.154胶带种类阻燃输送带5输送带宽度mm12006电动机功率kW52008 矿井提升8.1概述本设计矿井井型为2.4Mt/a，服务年限51.2a。煤层的埋藏深度平均为429m，倾斜长度平均3.45 km，走向长度平均3.51km。矿井工作制度为“三八制”，提升设备年工作日为330 d，日工作小时数为16 h。设计为立井单水平+1025m开拓。主井采用两套16 t箕斗带平衡锤提煤，副井采用罐笼提升。井下运输大巷采用钢丝绳强力皮带运输，辅助运输采用无轨胶轮车辅助运输。矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性危险。本矿井主井采用箕斗提升，主要用于提煤，副井采用罐笼提升，主要用于升降材料、矸石和人员兼作进风和排水之用，中央风井主要回风。8.2主副井提升8.2.1主井提升1.设备选型选用名义载重为16t、有效容积为10m3的JDS-16/1104Y型箕斗，地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKM-44()，提升能力为410t/h。所选设备主要技术规格参数见表8-18-3。表8-1 箕斗技术参数项 目单 位数 目备 注型 号JDS-16/1104Y淮南煤矿机械厂名义载重t16有效容积m310最大终端载荷kN440提升钢丝绳数量条4绳间距mm300箕斗自重t11表8-2 多绳摩擦式提升机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号JKM-44()中信重型机械公司主导轮直径m4.00导向轮直径m3.00纲丝绳最大静张力kN 600最大静张力差kN 180有导向轮直径mm39.5数 量条4间 距mm300最大提升速度m/s14.0总重量t82.3表8-3 钢丝绳技术特征表项 目单 位数 目型 号绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳mm35钢丝中 心2.6第一层2.5第二层大2.6小1.9钢丝绳总断面积mm2501.52参考重力N /100m4664钢丝绳公称抗拉强度Nmm-21550钢丝破断拉力总和（不小于）N702000安全系数8.32.运输能力验算提升高度H=HS+HZ+HX (8-1)式中：H提升高度，m； HS矿井深度，450 m；HZ装载高度，HZ =1825 m，取20m；HX卸载高度，HX =1525 m，取20 m。H= 450 + 20 + 20= 490(m)经济提升速度Vj=（0.30.5）H0.5 (8-2)Vj = 6.6411.07(m/s)，平均 Vj = 8.85(m/s)估算一次提升循环时间TXTX=Vj/a+H/Vj+u+ (8-3)式中：TX一次提升循环估算时间，s；a提升加速度，一般取0.8 m/s2；u箕斗低速爬行时间，取10 s； 箕斗装卸载休止时间，一般取10 s。TX = 8.85/0.8+490/8.85+10+10=86.4(s)计算小时提升次数ns=3600/TX (8-4)式中：ns小时提升次数。ns = 3600/86.4=41(次)小时提升量As=CafAn/(brts) (8-5)式中：As小时提升量，t；C提升不均衡系数，箕斗提升C = 1.15； af提升富裕系数，取1.2；An矿井设计年产量，2.40 Mt/a；br提升设备每年工作日数，取330 d；ts提升设备每天工作小时数，取18 h。As=1.151.22.4106/(33018)=557.58(t)一次合理提升量Q=As/ns (8-6)式中：Q一次合理提升量，t；Q=As/Ns=557.58/41=14(t)表8-4 主井提升参数提升高度/m提升速度m/s一次提升时间/s每小时提升次数每小时提升量/t一次合理提升量/t49010.886.441557.5814提升参数见表8-4，所选箕斗提升容量为16 t，所以能够满足矿井生产的需要。8.2.2副井提升 1.副井提升选型依据：普通罐笼进出材料车、平板车休止时间为40s,双层罐笼沉罐时休止时间按88s计算；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6h；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，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，结合本矿实际情况，巷道多为煤层巷道，出矸量不多，井下为综合机械化放顶煤开采，辅助运输运量也不大，井下最多人数200人，最终决定选用一对1t双层四车加宽罐笼，地面设多绳摩擦提升机，所选设备主要技术特征见表8-58-7。表8-5 罐笼技术参数表项 目单 位数 目备注型 号GDG1/6/2/4K大可矿山机械有限公司钢丝绳罐道GDS1/6/2/4K装载矿车型 号MGC1.1-6B车 数辆4乘坐人数人76罐笼装载量kN8.74罐笼质量t9.28最大终端载荷kN 378尾绳数根2提升首绳数 量根4直 径mm32表8-6 多绳摩擦提升机技术特征表项 目单 位数 目备注型 号JKM-3.254()中信重型机械公司主导轮直径m3.25导向轮直径m3.00纲丝绳最大静张力kN450最大静张力差kN140有导向轮直径m32.5数 量条4间 距mm300最大提升速度m/s12总重量t65表8-7 钢丝绳技术特征表项 目单 位数 目型 号绳619股（1+9+9）绳纤维芯直径钢丝绳mm30.5钢 丝2.8钢丝绳总断面积mm2374.95参考重力N/100m3580钢丝绳公称抗拉强度/Nmm-21400钢丝破断拉力总和（不小于）N538500安全系数14表8-8 井上固定天轮的基本参数项 目单 位数 目型 号TSG2500/17名义直径mm2500绳槽半径mm17钢丝绳直径mm2931钢丝破断拉力总和N661500两轴承中心距mm800轴承中心高mm200变位重力N5500总 重N151203.操车与进出车方式井上井下对应两股轨道，设有电动式推车和气动摇杆、阻车器等操车设备。提升机升降人员物料方式为井底提灌换层，井口沉罐换层。9 矿井通风及安全9.1矿井地质、开拓、开采概况9.1.1矿井地质概况国投大同塔山煤矿位于大同煤田中东缘。井田内为黄土丘陵地区，东部基岩出露较多。地势东北部高，西北部低，“V”字型冲沟发育，东部地形较为复杂，地表最高点位于东部的五顶山，标高为1689.09m，最低点位于井沟内，标高为1339.1m，最大相对高差349.99m，综观全井田地形险峻，地层倾角大，植被少。井田西部地层较平缓，一般倾角35，出露地层以砂岩多见，抗风化能力强，地形坡度一般2030，沟头较陡坡度约3060，土层覆盖平均厚5m，不存在崩塌、滑坡现象；东侧矿界附近地层处在向斜东翼，地层倾角由35急转翘起，地层近直立，主要地层为二叠系山西组和石炭系太原组及其5号煤层露头，附近地层以砂质泥岩、泥岩等软弱地层夹中硬砂岩，地表易风化，地形坡度一般3050，由于物理风化作用的影响，使岩石发生崩解，有规模极小的崩塌，未见滑坡现象。井田主沟谷坡降80100，支沟谷坡降200400，据调查井田内未发生过泥石流。井田水平东西长约2.74km，南北宽约3.77km，井田水平面积9.54km2 (9541391.74m2 )。在井田范围内，5号煤层赋存稳定，为主采煤层，煤层倾角除去东部急倾斜部分，平均为2。矿井相对瓦斯涌出量为平均2.56 m3/t ，绝对瓦斯涌出量为0.52 m3/min。煤尘具有爆炸危险性，煤层有自燃发火倾向性。矿井地温平均为18C，属于正常地温范围。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井单水平开拓，煤巷掘进，水平标高+1025 m。9.1.3开采方法矿井布置一个综放工作面，工作面长度160 m。综放工作面日生产能力为6301.14t，每日推进度为3.6m。为了保证工作面的正常接替，在一个综放工作面生产的同时布置两个独立通风的掘进工作面。9.1.4变电所、火药库井下大巷、工作面分带斜巷采用无轨胶轮车辅助运输。井底车场设变电所。带区内设带区变电所。岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.1.5工作制、人数各工作面均采用三八工作制。井下同时作业的最多人数为200人，综放面同时工作最多人数40人。9.2矿井通风系统的确定矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿井主通风机的工作方法）；通风网路。9.2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：1.矿井至少要有两个通地面的安全出口；2.进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；3.北方矿井，冬季井口需装供暖设备；4.总回风巷不得作为主要行人道；5.工业广场不得受扇风机的噪音干扰；6.装有皮带机的井筒不得兼作回风井；7.装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；8.可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；9.通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；10.通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.2.2矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：1.自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。2.经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，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9-1。通过对表中几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件。本设计选用中央并列式通风方式。表9-1 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，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，工业广场没有主要通风机的噪音影响；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通风阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4 km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道9.2.3矿井通风方法的选择通风方法，即矿井主通风机的工作方法。矿井通风方法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为小。6.在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增加一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。从以上比较看出，抽出式通风具有明显的优点，同时矿井地面地势平坦，不存在小窑塌陷区，表土层比较厚，故矿井采用抽出式通风。9.2.4带区通风系统的要求1.带区通风总要求能够有效地控制带区内风流方向、风量大小和风质；漏风少；风流的稳定性高；有利于排放瓦斯，防止煤尘自燃和防尘；有较好的气候条件；安全经济合理技术。2.带区通风的基本要求综放面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；煤层倾角大于12时，不能采用下行风；回采工作面的风速不得低于1 m/s；工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1%；必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通。9.2.5工作面通风方式的确定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：1.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，瓦斯和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；2.上行风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；3.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；4.上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；5.下行风运输设备在回风巷运转安全性差；6.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；7.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。本矿井采用带区式布置，工作面近水平，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工作面的通风方式视瓦斯涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作面进、回风巷的数量和位置，可分为U型、Y型、W型、Z型等通风方式，其中U型应用最为广泛。“U”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽在煤体中维护，风流系统简单，漏风量小。但风流线路长，变化大，工作面隅角易积聚瓦斯。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”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽同时进风，可以稀释回风流中的瓦斯，防止工作面隅角积聚瓦斯，改善了回风巷的气象条件。但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。“Z”型通风系统，工作面采用前进式或沿倾斜方向回采。回风巷在煤体前方维护，须预先掘进，上、下顺槽同时进风，在相同风速下，风量可增大一倍；但进风巷在采空区内维护，密封不好，漏风量大。“W”型通风系统，工作面采用后退式回采。进、回风巷均在煤体中维护，工作面通过风量大，有利于工作面降温和排除瓦斯。根据以上的对比并结合本矿井的实际，工作面采用“U”型通风方式，并采用“一进一回”的方式，即，工作面两侧分别布置一条斜巷。其中分带运输斜巷进风，分带回风斜巷回风。9.3矿井风量计算9.3.1矿井风量计算方法概述矿井总进风量按下列要求分别计算并取其中最大值。1.按井下同时工作的最多人数计算Q = 4NK (9-1)式中：Q矿井总供风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数，200人；K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式和中央并列式通风时，可取1.201.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.151.20；采用对角式或区域式通风时，可取1.101.15。上述备用系数在矿井产量T0.9Mt/a时取小值；T0.90 Mt/a时取大值。则按井下同时工作的最多人数计算，矿井总进风量为：Q = 42001.20 = 960 m3/min2.按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算：Q=(Qa +Qb+Qc+Qd+Qe)Kt (9-2)式中：Qa采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min ；Qb掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min ；Qc硐室实际需要风量的总和，m3/min ；Qd备用工作面实际需要的风量总和，m3/min，本设计未设置备用工作面故该项为零。Qe矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m3/min ；Kt 矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式矿取1.151.2，压入式矿取1.251.3。9.3.2回采工作面风量计算煤矿安全规程规定：采（带）区回风道、采掘工作面回风道风流中瓦斯和二氧化碳浓度不得超过1%；采掘工作面的温度不得超过26。回采工作面需风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，然后取其中的最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。1.按瓦斯涌出量计算：Qa=100QCH4KCH4 (9-3)式中：Qa采煤工作需要风量，m3/min ；QCH4采煤工作面绝对瓦斯涌出量，为0.52 m3/min；KCH4采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常，机采工作面可取1.21.6；炮采工作面可取1.42.0；水采工作面可取2.03.0。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行五昼夜的观测，得出五个比值，取其最大值。则：Qa = 1000.521.6=83.2m3/min2.按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表9-2的要求。长壁工作面实际需要风量(Qa)，按下式计算：Qa =60VaSa (9-4)式中：Qa 按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；Va 采煤工作面风速，取0.8 m/s；Sa 采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，经计算为14.7 m2 。其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。Qa = 600.814.7 = 705.6m3/min3.按人数计算实际需要风量（Qa）；Qa =4N (9-5)式中：Qa 按人数计算实际需要风量，m3/min；N第i个采煤工作面同时工作的最多人数，40人。得：Qa = 440=160m3/min取三者中最大值705.6 m3/min。表9-2 采煤工作面空气与风速对应表采煤工作面空气温度/采煤工作面风速Va/ms-1150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.54.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Qa 0.2560Sa (9-6)式中：Qa 按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min；Sa 采煤工作面的平均断面积，取14.7 m2 。则：Qa0.256014.7 = 220.5 m3/min，满足最低风速要求。按最高风速验算，各个采煤工作面的最高风量(Qa)；Qa460Sa (9-7)则：Qa46014.7 = 3528 m3/min，满足最高风速要求。由风速验算可知，Qa = 705.6 m3/min符合风速要求。9.3.3掘进工作面风量计算各掘进工作面所需风量计算如下：1.按瓦斯涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1的要求计算。即：Qbi= 100 qbiKbi (9-8)式中：Qbi第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；qbi该掘进工作面瓦斯绝对涌出量，为0.52 m3/min；Kbi该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，Kbi1.52；Qbi = 1000.522 = 104m3/min2.按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qbi = 4Ni (9-9)式中：Qbi按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min；Ni第i个工作面同时工作的最多人数，取40人可得：Qbi =160 m3/min由以上两种方法计算得掘进工作面所需风量最大值为：Qbi = 160 m3/min9.3.4硐室需要风量的计算本矿井需独立通风的硐室所需风量根据煤矿安全规程相关规定取值如下：中央变电所：Q中 = 80 m3/min主排水泵房：Q排 = 160 m3/min火 药 库：Q火 = 100 m3/min带区变电所：Q变 = 80 m3/min其它硐室： Q其 = 80 m3/min 则，各硐室所需风量总和为： Q硐 = 80+160+80+100+80 = 500(m3/min)9.3.5其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算：Qdi=133qdi Kdi (9-10)式中：Qdi按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min；qdi该巷道瓦斯绝对涌出量，取0.52 m3/min；Kdi该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，Kdi1.21.3；Qdi = 1330.521.3 = 89.9 m3/min9.3.6矿井总风量计算1.通风容易时期和困难时期的确定所谓的通风容易时期和通风困难时期是指在一个风机的服务年限内，矿井阻力较小的时期(通常在达产初期)和较大的时期(通常在生产后期)。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。其通风困难时期是北一带区首采工作面5101工作面正常回采期间，此时有一个回采工作面，两个煤巷掘进工作面；通风容易时期是北一带区5113工作面(位于北一带区中部)正常回采期间，此时有一个回采工作面，两个煤巷掘进工作面。2.通风容易时期和困难时期总风量计算由式9-1可知，通风容易时期矿井总风量为：Q1 = Qmin = 1.15(705.6+1202+320) = 1455.44(m3/min)=24.257(m3/s)通风困难时期矿井总风量为：Q2 = Qmax = 1.15(705.6+1202+500+89.99) = 1765.93(m3/min)=29.432(m3/s)根据矿井人数计算，按下式计算：Q=4NK (9-11)式中：Q根据矿井人数计算需风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数，取200人；K风量备用系数，取1.5。可得：N=42001.5=1200 m3/min两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为1455.44 m3/min，通风困难时期为1765.93m3/min。9.3.7风量分配1.分配原则矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足煤矿安全规程的各项要求。2.分配的方法首先按照带区布置图，对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各带区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护巷道和保证行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合煤矿安全规程对风速的要求。回采工作面风量分配考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的15%，因此工作面进风平巷的风量取工作面风量的1.15倍，即：Q进 = 1.15705.6 = 811.44(m3/min)其它用风地点风量分配掘进工作面： Q掘 = 1201.15= 138(m3/min)中央变电所： Q中 = 801.15 = 92(m3/min)主排水泵房： Q排 = 1601.15 = 184(m3/min)带区变电所： Q变 = 801.15 = 92(m3/min)火 药 库： Q火 = 1001.15 = 115(m3/min)其它硐室： Q其 = 801.15 = (m3/min)其它巷道： Q其他 =2101.15 =(m3/min)经以上分配过程，矿井风量分配总和为：Q总 = 811.44+138+92+184+92+115+92+241.5= 1765.93(m3/min)矿井风量正好分配完毕。井巷风速验算结果见表9-3。表9-3 井巷风速验算表井巷风速限速m/s有效断面m2实际风速m/s备注最低风速最高风速中央风井1523.763.2符合副井838.482.73符合采煤工作面0.25414.701.52符合运输大巷818.854.58符合辅助运输大巷826.325.85符合运输斜巷817.52.8符合运料斜巷817.52.8符合9.4矿井通风阻力矿井通风阻力是选择主要通风机的重要因素，计算出通风阻力的大小，就能确定所需通风压力的大小，并以此作为选择通风设备的依据。所以，在选择矿井主要通风机之前，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，矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然风压。摩檫阻力一般占通风阻力的90%左右，是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力引起的风压损失是摩擦阻力损失。摩擦阻力按下式计算h摩=LUQ2/S3 = RQ2 (9-12)其中：摩擦阻力系数，kgs2/m8；L井巷长度，m；U井巷净断面周长，m；Q通过井巷的风量，m3/s；S井巷净断面积，m2。9.4.1矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线选择的主要通风机工作风压要满足最大的阻力，首先确定容易、困难时期的最大阻力路线。本设计矿井采用中央并列式通风。1.通风容易时期地面主、副井井底车场辅运大巷、运输大巷5113分带运输斜巷5113工作面5113分带回风斜巷回风联络巷回风大巷中央风井2.通风困难时期地面主、副井井底车场辅运大巷、运输大巷5101分带运输斜巷5101工作面5101分带回风斜巷回风大巷中央风井对应于通风容易时期的通风系统立体图如图9-1，对应于通风困难时期的通风系统立体图如图9-2。通风容易时期和通风困难时期的通风系统网络图如图9-3。图9-3 通风容易时期与困难时期的通风系统网络图图9-1 通风容易时期的通风系统立体图图9-2 通风困难时期的通风系统立体图9.4.2矿井通风阻力计算根据已经确定的通风容易时期和通风困难时期，按这两个时期的通风阻力最大的风路分别计算出各段井巷的通风阻力，然后累加得出两个时期的总阻力。据此，所选用的风机既能满足困难时期又能满足容易时期的要求，则其它时期就无须再计算。通风容易与通风困难时期的矿井通风阻力计算分别见表9-4、表9-5。表9-4 通风容易时期矿井通风阻力计算表巷道名称支护方式104LUSQhfrv/Ns2m-4/m/m/m-2/m3s-1/Pa/ms-1副井混凝土35045021.9838.4824.25726.8692.73 井底车场料石碹8045013.815.524.25758.9994.29 运输大巷锚网索喷7012513.2818.8520.5575.4414.58 辅助运输大巷锚网索喷7045819.8826.3224.25711.182分带运输斜巷锚网索15014681717.518.4119.7162.8 工作面液压支架32016015.814.713.524.6551.52 分带回风斜巷锚网索15014681717.518.4119.7162.8 回风大巷锚网索喷7812018.423.5224.2575.8545.51 风井混凝土35043017.2823.7624.25785.7403.2 合 计/Pa 438.172表9-5 通风困难时期矿井通风阻力计算表巷道名称支护方式104LUSQhfrv/Ns2m-4/m/m/m-2/m3s-1/Pa/ms-1副井混凝土35045021.9838.4829.43226.8692.73 井底车场料石碹8045013.815.529.43258.9994.29 运输大巷锚网索喷70103713.2818.8520.55745.1354.58 辅助运输大巷锚网索喷70110019.8826.3229.43226.857分带运输斜巷锚网索15013431717.518.4109.5222.8 工作面液压支架32016015.814.713.524.6551.52 分带回风斜巷锚网索15013431717.518.4109.5222.8 回风大巷锚网索喷78130018.423.5229.43263.4145.51 风井混凝土35043017.2823.7629.43285.7403.2 合 计/Pa 530.7139.4.3矿井通风总阻力通风容易时期通风总阻力：Hfrmin = 1.2hfrmin (9-13)通风困难时期通风总阻力：Hfrmax = 1.2hfrmax (9-14)式中：1.2为考虑风路上有局部阻力的系数；hfrmin、hfrmax分别是矿井通风容易时期和通风困难时期的矿井总阻力。则有：Hfrmin = 1.2438.172 = 525.806（Pa）Hfrmax = 1.2530.713= 636.856（Pa）矿井容易时期和困难时期的总风阻见表9-6。表9-6 矿井通风总阻力项目容易时期困难时期阻力/Pa525.806636.8569.4.4矿井总风阻及总等积孔矿井通风总风阻计算公式：R = hr/Qf2 (9-15)矿井通风等积孔计算公式：A = 1.1917/R0.5 (9-16)式中：R 矿井风阻，Ns2/m8；hr矿井总阻力，Pa；Qf矿井总风量，m3/s；A 矿井等积孔，m2。带入上面数据即可求出：容易时期总风阻为：R = Hfrmin/Qfmin2 = 438.172/24.2572=0.745(Ns2/m8)容易时期总等积孔：Armin = 1.1917/R0.5 = 1.1917/0.7450.5=1.38(m)困难时期总风阻为：R = Hfrman/Qfmax2 =636.856/29.4322= 0.735(Ns2/m8)困难时期总等积孔：Armax = 1.1917/R0.5=1.1917/0.7350.5 = 1.39(m)由以上计算并对照表9-7可以看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均在1m22m2，属于通风中等阻力矿井，计算结果汇总表见表9-8。表9-7 矿井通风难易程度与等积孔对照表通风阻力等级通风难易程度等积孔A大阻力矿困难2 m2表9-8 矿井风阻和等积孔项目风量/m3s-1总风阻/ Ns2m-8等积孔/m2难易程度容易时期24.2570.7451.38中等困难时期29.4320.7351.39中等9.5矿井通风设备选型9.5.1通风机选择的基本原则所用的通风机除应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外，还应符合下列要求：1.选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化要求，并适当照顾下一水平通风机的需要。当阻力变化较大时，可考虑分期选择电动机，但初装电动机的使用年限不宜小于10 a；2.留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计风量和风压时，叶片安装角度一般比最大允许使用值小5，离心式通风机的转数一般不大于允许值的90%；3.通风机的服务年限内，其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内；4.虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门调节。9.5.2通风机风压的确定1.自然风压矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压，它对矿井风机的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。通风机的压力与自然风压有很大关系。矿井自然风压的大小，最要取决于矿井风井