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煤矿 1.8 Mta 设计 CAD 版本

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孔庄煤矿1.8Mta新井设计含5张CAD图-版本2.zip,煤矿,1.8,Mta,设计,CAD,版本

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The effect of resin annulus on anchorage performance of fully encapsulated rockbolts PCHaganTheUniversityofNewSouthWales(UNSW),SydneyA diverse selection of rockbolt designs and resin anchors are available for use inundergroundmines.ResearchinrecentyearsattheUNSWMiningResearchCentreledtotheconstructionofarockboltpulltestingfacility.Thisfacilityhassubsequentlybeenupgraded,commissionedandinitialtestworkhasbeencompletedtoverifythepulltestprocess.Atestprogramhasbeencompletedwiththeobjectivetounderstandtheloadtransfermechanismandimprovethegeneralperformanceofrockbolts.Thispaperdescribestheresultsofthisresearch.INTRODUCTION Rockbolts are increasingly relied on as a keycomponent in the primary support mechanism ofmany underground mines. In the Australian coalminingindustry,forexample,over5millionrockboltsareinstalledeachyearatacostofover$A35million.PreviousresearchbyUNSW,StrataControlTechnology Pty Ltd (SCT) and Powercoal Ltd hasfoundthatover30%ofrockboltsarenotprovidingoptimumperformanceincoalminingenvironments(Galvinetal2001).Aresearchinitiativehasbeenlaunchedcombiningtheskills and experience of industry and researchexpertiseintheuniversitytodevelopanunderstanding of fully encapsulated rockbolts. Thebroadobjectivebeingtoimprovetheperformanceofrockboltsystemsandhenceimproveoverallsafetyinmines.Thisinitiativeresultedintheestablishmentofa test facility at UNSW that operates within acontrolledlaboratoryenvironment.As part of this initiative, the research aimed toquantifythesensitivitytochangesinvariousrockboltparameters on anchorage performance. This paperoutlinestheresultsfoundtodatewithregardtothethickness of the resin annulus on anchorageperformanceoffullyencapsulatedrockbolts.TEST FACILITY Design objectives Thedesirableattributesofarockbolttestfacilitywereseenas: thefacilityshouldbecapableofexaminingawiderangeofparametersassociatedwiththeinstallationofrockboltsandofreplicatingawiderangeofconditions; tests should be carried out under controlledconditions to better ensure the repeatability ofresults; thefacilityshouldbeavailableforusebyindustry(bothsuppliersofrockboltsystemsandindustryendusers) for such purposes as independentlyassessing the performance of new products orchangesinthemethodofinstallation.The design of the new test facility incorporates ahydraulicramsimilartothatusedinmostrockboltpullout tests. The ram can apply various loadconditionstoarockbolt.Abiaxialcellisusedtoholdthe test specimen containing a fully encapsulatedrockbolt.Thetestspecimenmayeitherbeasampleofrockreplicatingtheconditionsinaparticularmineor,amanmadematerial.Theadvantageofthelatterisitmitigatesmanyoftheproblemsthatcanariseduetothe variability in material properties between rocksamples.TheeffectofresinannulusthicknessonanchorageperformanceoffullyencapsulatedrockboltsPCHagan,UNSWMiningResearchCentre2Facility features ThetestfacilityattheUNSWMiningResearchCentreusesamodifiedworkshoplatheasthetestplatform.Themaincomponentsofthefacilityinclude: abiaxialcellwithaninternaldiameterof145mm,lengthof200mmandratedmaximumconfinement pressure of 30MPa mounted to thebedofthelathe; servocontrol hydraulic system used for precisecontrol of the loading rate of a 300kN capacityhollowcoreramduringapullouttest; computerised system to control the applied loadthrough the hydraulic system and monitor theactualloadanddisplacementoftherockbolt.TEST SAMPLE PREPARATION Test samples Acementitousgrout(CeltiteMG75S)wasselectedinplaceofcoredrocksamplesinthetestprogram.Thestrengthofgroutwasapproximately75MPa.In order to ensure uniform material properties, asingle batch of over 100 test samples was preparedandcastinplasticmoulds.Eachcorehadadiameterof145mmandlengthof200mm.Thesampleswerecuredforatleast28daysbeforetesting.A hole was drilled in each sample to a depth of175mmusingadrillrodmountedonthelathe.Achiselbitwasusedforthe26mmholeandfingerbitswere used for the larger holes. A constant rotationspeedandfeedratewasusedwithwaterflushingtoensureuniformroughnessoftheborehole.Rockbolt anchorage ACeltite24mmextrahighstrengthCXrockboltwasusedinthetestprogramwithabasicprofiledesignasshown in Figure 1. The rockbolt has an inner corediameter of 21.7mm, a diameter across the ribs of22.8mmandribspacingof10mm.Therockbolthasanultimatetensilestrengthof344kN.Figure 1. Profile of the rockbolt used in the test program. Resin cartridges were initially used for anchoring,however, problems with poor mixing between theresinandcatalystandwiththeplasticpackagingledto inconsistent results. The poor mixing wasexacerbatedbytheshortlengthofencapsulation.Amixandpourresinwassubsequentlyusedinthetestprogram.Aftermixing,theresinwasinjectedintothe hole into which the spinning rockbolt wasrammed. The rockbolt was supported in the chuckwhile the resin was allowed to set for 10min. Theresinwasthenlefttocureforafurther48hwiththerockboltandsamplestandingvertically.Itwasobservedthatwiththechangefromacartridgeresintoamixandpourresintherewasaneartwofold increase in the maximum pullout load toapproximately200250kN.EXPERIMENTAL PROGRAM Procedure Insummary,thetestprocedureinvolvedaloadbeingappliedbetweentherockboltandendsurfaceofthetestsample.Thistensileloadisintendedtosimulatethe induced load on a rockbolt when separationoccursbetweenpartingsinrockstrata.Duringeachtest,theoutersurfaceofthetestsamplewassubjectedtoaconfinementof10MPawithinthebiaxialcell.Beforeapullouttestbegan,avalvewasclosedtostoptheflowofhydraulicfluidtothecell.The level of confinement simulates insitu fieldconditions but it was also the minimum levelnecessary to support the sample in the cell duringdrilling and pullout test. A pressure transducermonitored any pressure change in the biaxial cellduringeachtest.The tensile load was applied by a hollow corehydraulic ram as shown in Figure2. A pressuretransducer measured the load on the rockbolt. AnLVDTmeasuredthedisplacementoftherockboltasitwasdrawnoutfromtheholebytheram.Thedataacquisitionsystemrecordedtheloadoftheramandinthebiaxialcellandaswellasthedisplacementatarateof20readings/s.Test parameters A combination of the load on the rockbolt and itsdisplacementwasusedtoassesstheperformanceofthe rockbolt anchorage system. Using this data, aload/displacement curve was drawn after each test.Based on this curve, the following could bedetermined.TheeffectofresinannulusthicknessonanchorageperformanceoffullyencapsulatedrockboltsPCHagan,UNSWMiningResearchCentre3 Maximumpulloutload(orMPL),thatisthepeakresistancesustainedbytheanchoragesystem. Stiffnessofthesystemwithintheelasticregion. DisplacementtoMPL. Stiffnessinthepostfailureregion. Residualstiffnessofthesystem. Change point from postfailure to residualresistance. Load resistance at a nominal displacement of50mm.Figure 2. Test set-up showing the arrangement of the bi-axial cell, hydraulic ram, pressure transducer and LVDT. Results The effect on anchorage performance of increasinghole diameter while maintaining rockbolt diameterwasinvestigatedandhasbeenreported(HaganandWeckert,2002).Holediametersof26,2830and32mmwith corresponding thickness of the chemical resinannulusof2,3,4and5mmwereexamined.Thetestateachresinannuluswasreplicateduptosixtimes.05010015020025030001020304050Displacement (mm)Load (kN)EC056EC053EC058EC054EC055Test SeriesFigure 3. Load/displacement curve for an anchorage system with a 3 mm annulus. Observations ReasonablerepeatabilitywasobservedforeachlevelofresinannulusasillustratedinFigure3.Thisfigureshows the load/displacement curve for the 3mmannulustest.A different behaviour was observed when the holewas opened out to 32mm when the resin annulusreached5mmasshowninFigure4.Figure4 illustrates that the results were againreasonably consistent. However, while initially thestiffnessoftheanchoragesystemwassimilartothatobserved at smaller resin annulus, above a load ofabout 40kN and in one instance 110kN, a changeoccurredthatresultedinamuchgreaterdisplacementbeforemaximumloadwasachieved.Thisdisplacement was of a similar magnitude to therockboltribspacing.05010015020025030001020304050Displacement (mm)Load (kN)EC068EC070EC067EC069Test SeriesFigure 4. Load/displacement curve for an anchorage system with a 5 mm annulus. TheresultsfromthetestprogramaresummarisedinTable1.There was little measurable change observed in thepressure of the biaxial cell during each test. Theexperimentalnoisetendedtomaskanychangesthatmighthaveotherwiseoccurred.Itmightbeexpectedthatsomechangewouldoccurduringapullouttestastheresindilatesandcontractswiththemovementoftherockboltribs.Unfortunatelythecurrentmonitoring arrangement tended to even out anytransientchangesinstressthatmightoccuralongthelengthofthetestsample.Alternatearrangementstomonitor any induced stress changes are beingconsideredinfutureexperiments.Analysis Littledifferencewasobservedinthecurvesforresinannulusthicknessesof2,3and4mmasindicatedinthesummarygraphinFigure5.Theperformanceoftheanchoragesystemsintheseinstancesexhibitedarelativelyhighaswellasconsistentlevelofstiffnessuptothepointofmaximumpulloutload(MPL);theTheeffectofresinannulusthicknessonanchorageperformanceoffullyencapsulatedrockboltsPCHagan,UNSWMiningResearchCentre4latterbeingthemaximumloadbearingcapacityoftheanchoragesystem.TABLE 1 Summary of test results Annulus thickness (mm) units 2 3 4 5 Limit of elastic behaviour - load kN 180 180 190 60 Limit of elastic behaviour - displacement mm 1.50 1.80 1.60 1.00 Stiffness within elastic region kN/mm 99.4 85.0 100 40.0 Maximum Pullout Load (MPL) kN 225 245 240 185 Displacement at MPL mm 4.80 5.10 4.80 13.5 Stiffness within post-failure region kN/mm -16.9 -23.0 -26.6 -16.3 Residual load at post-failure/residual inflection point kN 125 120 125 90 Displacement at post-failure/residual inflection point mm 11.5 12.5 12.0 23.8 Residual stiffness kN/mm -1.49 -1.42 -0.94 -1.27 Residual load at 50 mm displacement kN 60 70 90 45 This initial elastic behaviour reflected the materialproperties of the rockbolt component in the anchorsystem as well as the cohesiveness between therockbolt,resinandrock.AstheMPLislessthantheUTS of the rockbolt, the MPL is likely to indicatefailure of either the resin/rock or resin/rockboltinterfaceorboth.Beyond the MPL, the resistance to the externallyappliedloadfellawaywithfurtherdisplacementofthe rockbolt until a residual resistance level wasreachedfortheanchoragesystem.Itisinterestingtonote that this residual resistance still represented areasonablyhighvalueequivalenttoabout70%oftheMPL.Consequentlyevenafterfailureoftheresininterface,a fully encapsulated rockbolt can still provide anappreciable level of resistance against separation ofrockstrata.Itshouldbecautioned,however,thatthelevelofthisresidualresistancemightbedependentonthenatureofmaterialpropertiesofthesurroundingrockmassandfurthertestingwouldberequiredtoconfirmthis.Ineachcase,exceptforthe5mmannulus,thelimitofelasticbehaviourandtheMPLwerefairlyconsistentatapproximately180kNand240kNrespectively.Thelowest MPL and postfailure stiffness were bothassociated with the smallest annulus which mayindicatetheneedforaminimumamountofresintoensure good bonding and load transfer between arockboltandrock.The results indicated that a change in anchoragebehaviour occurred at 5mm. At this annulus it ispossiblethatthematerialpropertiesoftheresincomeintoplayandtheresinnolongerwassolelyamediumtofacilitatethetransferofloadbetweentherockboltandrock.05010015020025030001020304050Displacement (mm)Load (kN)2mm Annulus3mm Annulus4mm Annulus5mm Annulus2 mm annulus3 mm annulus4 mm annulus5 mm annulusFigure 5. Superimposed curves showing the average results for each annulus thickness. The impact of too large a resin annulus was areduction in the MPL. In this test program it wasfoundthatachangefrom4to5mmledtoanear25%reduction in the load bearing capacity of theanchoragesystem.Extrapolatingthisobservedbehaviourtoevenlargerholediametersandhenceagreater resin annulus, it is possible that at best theMPLfortheanchoragesystemwouldbemaintainedatthislowerlevelbutitismorelikelythatitwouldreduceevenfurther.Followuptestswillberequiredtoconfirmthistrend.Significantlyatthislargeresinthicknesstherewasacorresponding threefold increase in the amount ofdisplacement needed before the peak load wasachieved.In practical terms this would indicatethat forlargeresin annulus, a higher degree of relaxation in thebedding,i.e.agreateramountofseparationbetweenstrata, mustoccur beforethe same load isachievedcomparedwithasmallerannulussystem.Alternatively,theabilityoftheanchoragesystemtoresist separation reduces with large resin annulus.Hence the anchorage system with an unduly largeTheeffectofresinannulusthicknessonanchorageperformanceoffullyencapsulatedrockboltsPCHagan,UNSWMiningResearchCentre5resinannulusislesslikelytoactasaneffectiverocksupportmechanism. CONCLUSION The test program indicated that there was anoptimum range of resin annulus thickness withinwhichtherewaslittlechangeintheperformanceofafullyencapsulatedrockboltanchoragesystem.Either side of this optimum range there was areductionintheMPLaswellasotherpropertiesoftheanchoragesystem.Forexample,itwasfoundthatforthe case of a 21.7mm rockbolt used in the testprogram when resin annulus reached 5mm in a32mmdiameterhole,therewasareductionofnearly25%inMPLfromthatachievedwithintheoptimumannulus range. This can significantly degrade thecapabilityoftherockbolttobindtogetherrockstrata.It is yet to be demonstrated whether the optimumrangeofresinannulusandhenceallowabletoleranceof the hole diameter varies with the diameter of arockbolt.The test program also indicated that a fullyencapsulated rockbolt anchorage system can stillprovide a reasonable level of resistance to theseparation or relative displacement between strataevenwhenthemaximumloadbearingcapacityoftheanchoragesystemhasbeenexceeded.These findings are in general agreement withrecommendations by suppliers of rockbolt systems.Thefindingsimpresstheimportanceofmatchingthecorrectholesizeforagivenrockboltdiameter.ACKNOWLEDGEMENTS The author acknowledges the support of theAustralianCoalAssociationResearchProgram(ACARP)forfundingtheresearchproject.Theprojecthas also been supported by Celtite Pty Ltd whichprovidedadviceandsupplyoftestmaterialsand,byStrataControlTechnologyPtyLtd.Theauthorwishesto thank the contributions made by Steven WeckertandDanielPeeltotheproject.REFERENCES Galvin,JM,Offner,JC,Whitaker,A,Fabjanczyk,MandWatson,JO,2001.Establishinganchorageandfailure mechanisms of fully encapsulated roofsupportsystemsEndofgrantsummaryreport.ACARPProjectC7018.Hagan, PC and Weckert, S, 2002. Anchorage andfailuremechanismsoffullyencapsulatedrockbolts(Stage2)interimprogressreport.ACARPProjectC10022,April.OriginalversionofmanuscriptpublishedinProceedings of 10th International Conference on RockMechanics,September,2003,(SouthAfricanInstituteofMiningandMetallurgy:Johannesburg).孔庄煤矿1.8Mt/a新井设计目 录一般部分1 矿区概况及井田地质特征11.1 矿井概述11.1.1井田位置、范围、自然地理及交通11.1.2矿区工农业生产及矿区的原料供应和供电情况11.2 井田地质特征21.2.1井田内断层构造有如下规律：41.2.2岩浆岩倾入的情况41.2.3矿井水文地质41.3 煤层特征61.3.1含煤性61.3.2可采煤层61.3.3煤层围岩性质71.3.4煤的特征72 井田的境界和储量92.1井田境界92.2矿井工业储量92.2.1井田勘探情况92.2.2资源/储量类别划分92.2.3储量估算边界102.2.4工业储量估算方法及相关参数确定102.2.5地质总资源储量估算结果102.3矿井可采储量112.3.1安全煤柱留设原则112.3.2矿井永久保护煤柱损失112.3.3矿井可采储量123 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限153.1矿井工作制度153.2矿井设计生产能力及服务年限15 3.2.1确定依据153.2.2矿井设计生产能力153.2.3服务年限153.2.4服务年限校核164 井田开拓174.1井田开拓的基本问题174.1.1井筒形式、数目及位置的确定174.1.2工业场地位置的确定184.1.3开采水平的确定184.1.4主要开拓巷道194.1.5开拓方案比较194.2矿井基本巷道294.2.1井筒294.2.2井底车场及硐室294.2.3主要开拓巷道315 准备方式-带区巷道布置405.1煤层的地质特征405.1.1带区煤层405.1.2水文地质405.1.3煤层地质构造405.1.4地表情况405.2带区巷道布置及生产系统415.2.1准备方式的确定原则415.2.2采煤方法及工作面长度的确定415.2.3带区巷道布置415.2.4生产系统425.2.5巷道掘进435.2.6带区生产能力及采出率435.2.7带区车场选型设计446 采煤方法466.1采煤工艺方法466.1.1带区煤层特征及地质条件466.1.2采煤工艺方式466.1.3回采工作面参数476.1.4工作面设备选型476.1.5顶板控制496.1.6回采工艺安全注意事项526.1.7计算吨煤成本526.1.8正规循环作业546.2回采巷道布置556.2.1回采巷道布置方式556.2.2回采巷道参数557 井下运输577.1概述577.1.1矿井设计生产能力及工作制度577.1.2煤层及煤质577.1.3井下运输577.2带区运输设备的选择587.2.1矿井运输设备选型应遵循以下原则587.2.2设备选型及能力验算587.3大巷运输设备选择597.3.1大巷煤炭运输方式的选择597.3.2大巷辅助运输方式的选择607.3.3运输能力验算618 矿井提升628.1概述628.2主副井提升628.2.1主井提升系统628.2.2副井提升629 矿井通风及安全679.1矿井地质、开拓、开采概况679.1.1矿井地质概况679.1.2开拓方式679.1.3开采方法679.1.4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689.2.3矿井通风方法的选择689.2.4带区通风系统的要求699.2.5带区通风方式的确定699.3矿井风量计算709.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定709.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量709.3.3风量分配769.4矿井阻力计算779.4.1计算原则779.4.2矿井最大阻力路线779.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力779.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔819.5选择矿井通风设备829.5.1选择主要通风机829.5.2电动机选型859.6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869.6.3防水措施8610 设计矿井基本技术经济指标87参考文献89致谢901 矿区概况及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1井田位置、范围、自然地理及交通孔庄煤矿地处江苏省沛县和山东省境内，在沛县城北4km处，位于大屯矿区的最南端，是全掩盖区。南与沛县沛城矿、北与徐庄矿毗邻，东与山东枣庄矿务局接壤。井田范围：西起徐沛铁路，东至原刘仙庄断层位置，南以21号煤层露头为界，北到8号煤层-950m水平垂直投影。井田东西走向13.0km，南北宽约3.4km，面积约46.8km2。本区属黄淮冲击平原，为第四系全掩盖区。地势平坦，地形西高东低，地表广泛分布古黄河泛滥的砂质粘土。陆地部分标高为33.035.5m，井田东部位于微山湖及京杭大运河水体下，湖区地势平坦，标高一般32m左右。本区气候具长江流域与黄河流域的过度性质，属季风型大陆气候，冬季严寒干燥，夏季炎热多雨，年平均气温13.4，日最低气温-21.3（1967年1月4日），最高气温40.7（1966年7月18日）。年平均降雨量788.93mm，最高达1178.9mm（1971年），最低仅492.4mm（1981年）。春夏多东南风，秋冬多偏北风，全年以东南偏东风为主，平均风速3.3m/s，最大达20m/s，雷雨期在49月间。据国家地震局1976年9月地震裂度区划分资料，本区为7度（强）地震区。大屯矿区交通方便。自营徐（州）沛（屯）铁路专用线至沙塘站与陇海线接轨可达全国各地；区内公路四通八达，南经沛县至徐州市，北经鱼台至济宁市，东至山东藤州、枣庄市；井田东部有京杭运河，可供100吨级船舶航行，见图1.1。图1.1 交通位置图1.1.2矿区工农业生产及矿区的原料供应和供电情况（1）工、农业生产情况矿区工业主要以煤炭产业为主，区内煤矿较多，是徐州地区煤炭的主要产地，生产的煤炭除供应本地区使用外，还向南部地区供应；矿区农业以大豆、小麦、红薯、玉米、棉花为主，粮食基本可以自给。（2）矿井建设及生产时的原料供应、供电情况 矿区建设及生产时所使用的原料在本地区内皆可自给。如区内石灰岩和粘土可制成料石、水泥等供矿区建设和生产时使用。矿区内电力供电由公司电厂两路35KV线路供电。（3）工业及居民用水矿区供水分工业和生活用水两部分。工业用水主要由矿井排水净化后提供；生活用水则由五口水源井提供，水源井水质好，符合饮用水国家标准。1.2 井田地质特征孔庄井田位于大屯矿区最南端，属于山东地台“鲁西穹折”的丰沛背斜之北翼，靠近背斜轴部，构造形态为一倾向北西的单斜构造。地层走向NE5090E，陆地部分地层走向一般在60左右，湖下区部分的地层走向变化大，主要原因是受井田的大断层的影响，地层走向NE5090E，倾向北西，地层倾角1115，在断层附近的产状稍有变化。本区受地域构造运动影响，构造以断裂为主，断层较发育，且多为张扭性正断层为主，褶曲不发育。构造受先期北东向应力影响，断层多为以北东为主。后期背斜形成后又受张应力影响，即“先扭后张”，由于背斜轴部断裂发育，岩浆多从背斜轴部断裂带涌出，形成时期为燕山期。北东向断层产生早于北西向断层，被北西向断层切割。根据勘探及井下开拓资料，断层大致都平行展布，倾向一致，断层面倾角都较大。北东向大断层呈现北西升南东降的阶梯状块段。次一级的北西向断层切割北东向断层。井田内大构造几乎切割第四系以下的所有岩层。本区为全掩盖式煤田，属华北型石炭二迭系含煤地层，区内揭露的最老地层中奥陶统（O2）。见图1.2地质综合柱状图，现将地层由老至新叙述如下：（1）中奥陶统（O2）区内揭露最厚为48.30m。岩性为浅灰色、灰褐色厚层状石灰岩、白云质灰岩，隐晶质，质较纯，质密坚硬，裂隙发育且被方解石及泥质充填，偶见有黄铁矿结核，与上覆地层假整合接触。（2）中石炭统本溪组（C2b）两极厚度为23.87m46.91m，平均厚度为33.92m。该组底部主要由紫红色含铁制泥岩及铝土质泥岩组成。含铁制泥岩发育较厚，铝土质泥岩发育厚度不一。上部以灰白色、棕褐色灰岩为主，间夹灰色、灰绿色泥岩及铝土质泥岩，灰岩较纯，致密坚硬，裂隙发育，多间有方解石脉，有时见有黄铁矿斑点。灰岩内见有蜓科动物化石 。本统含灰岩系数为52%，不含煤。与上覆地层呈整合接触。（3）上石炭统太原组（C3t）两极厚度为137.97m161.96m，平均厚度为154.67m。由灰黑色、灰色砂质泥岩、砂岩、1617层灰岩及20层煤层组成，为一套海陆交互相含煤沉积。其特点是岩相旋回十分清楚，灰岩、煤层多而且薄，标志层明显，层间距稳定，易于对比。开采煤层17、21号煤层位于本组的中下部。在灰岩中富含蜓科、腕足类、珊瑚、海百合茎等动物化石。灰岩总厚度平均在34.82m，含灰岩系数22.65%；煤层总厚度平均8.6m，含煤系数5.6%。与上覆地层呈整合接触。图1.2 综合柱状图（4）下二迭统山西组（P11Sh）改组为区内主要含煤地层。两极厚度92.67 136.13 m，平均厚度109.29m。由灰色、深灰色砂质泥岩、泥岩、砂岩组成，含煤34层富含植物化石。与上覆地层呈整合接触。（5）下二迭统下石盒子组（P21xs）改组地层在全区发育，两极厚度187.21m293.00m，平均厚度223.5m。在西部的浅部较薄，深部较厚，由西至东有变厚的总体趋势。岩性主要为杂色、灰绿色泥岩及灰白、灰绿色砂岩组成。下部含13层不稳定的煤线。根据岩性、岩相特征及测井曲线对比，由下而上可分为两个区段： 下段（柴煤组段）：由底部分界砂岩向上至柴煤，厚度一般在75.5m左右。岩性主要为杂色、灰绿色、灰色泥岩及灰白、灰绿色砂岩组成。本段底部有一层厚而稳定的砂岩（称为分界砂岩），两极厚度3.0m23.0m平均9.35m，该层砂岩一般呈灰白色、灰绿色，中、粗结构，底部常含石英小砾石及泥包体。分界砂岩下距7号煤层54.8m90.5m，平均约73.00m。砂岩上下一般均有杂色鲕状泥岩，其底板为本组与山西组底层分界。上部的“柴煤组”厚度在40m左右，含大量植物化石和植物炭化体。上段（砂岩、泥岩段）：厚度比较稳定，两极厚度120.0m160.0m，平均148.0m左右。岩性主要为泥岩、砂岩互层。泥岩为杂色，砂岩为灰绿、灰白色，多为细粒结构。本段鲕状结构较常见，含有较多的植物化石。与上覆地层呈整合接触。（6）上二迭统上石盒子组（P12SS）本组揭露最大残厚为321.56m。引其顶部与侏罗白垩系的底界砾岩或第四系呈不整合接触，故厚度变化较大，具西薄东的总体趋势。据测井曲线对比和分段取芯的岩性特征，该组分为两段：下段（奎山砂岩段）：两极厚度36.0m 58.0m，平均55.0m。岩性为紫红、灰绿紫色，中粗粒石英砂岩，间夹杂色泥岩、砂质泥岩。上段（泥岩段）厚度西部150m，东部240m，平均厚度220m，厚度变化大。岩性主要为杂色、紫红色、灰绿色泥岩、砂质泥岩组成，间夹灰绿色细砂岩。具部见有少量植物化石。与上覆地层呈整合接触。（7）第四系（Q） 两极厚度90.33m196.00m，平均141.61m。由西向东逐渐变薄，中部基底存在一东西向隆起带。1.2.1井田内断层构造有如下规律：（1）主断层：从井田的西部至东部，断层展布方向由东北逐渐转为北北东后再转为北东向，在平面呈S型。（2）断层以高度角正断层为主，断层倾向主要有南东及西两组，在剖面上呈地垒或地堑状出现。（3）断层发育的密度：根据勘探揭露资料，大断层由西向东逐渐增多，即湖下扩区段比陆地区段构造复杂，这将会影响湖下采区的布置。1.2.2岩浆岩倾入的情况西翼：岩浆岩一般呈岩床沿层侵入。由于岩浆岩的侵入使煤层遭到强烈焦化，灰分也相应增加，煤质变坏。煤层分叉变薄，后生结构复杂增加了开拓的难度。根据钻孔资料，8号勘探线以西不可采。故本矿井实际井田西边界为8号勘探线。东翼：从东翼揭露的断层看，基本上起阻隔作用（中国矿业大学在我区用磁法探测岩浆岩的分布也证明断层能阻隔岩浆岩的侵入），似与西翼有不同之处。背斜隆起后该部遭受剥蚀，接受第四系沉积形成不整合的接触面，造成原以为岩浆岩的通道是断层，而实际上后期断层是阻隔岩浆岩侵入的主要地质因素。1.2.3矿井水文地质孔庄矿井田为一倾向NW缓倾斜单斜构造，地层走向NE60,倾角1115,井田深部边界以北为徐庄断层，南部与西部被石楼沛城断层、徐庄断层所切割，东部边界为刘仙庄断层。这些断层均在数百米以上，导水性弱，井田西部北部被透水性较弱的侏罗夏白垩统、石盒子组地层所环绕。上覆较厚的第四系地层，第四系地部含水砂砾层发育。井田浅部边界以南有较大面积的奥陶系灰岩隐伏出露，各基岩含水层通过第四系底部砂砾层及断层的导水部位相互渗透，形成一个独立的封闭、半封闭的水文地质块段。主要含水层的水文地质特征（1）第四系两极厚度90.30196.0m，平均厚度141.6m，自东向西逐渐增厚，岩性结构复杂，主要由粘土、砂质粘土、混粒土和不同粒级的砂层组成，含水砂层变化大，加厚、变薄至尖灭现象屡见，多呈透镜体分布，根据岩性组合特征及全矿区资料，第四系划分为6各含水组、5个隔水组。第四系含水砂层中对矿井开采影响较大的是第含水层，层厚014.25m，平均7.14m，该层直接覆盖于基岩之上，由杂色砂砾石组成，俗称低砾石层，砾径24mm，大者达5cm，分选性差，磨园度好，间隙多被泥质充填，富含空隙承压水，富水性不均，湖下与陆地相接处基底隆起，该层末沉积，平均埋深129.68m。（2）下白垩上侏罗统该组地层厚约250300m，西部k24孔揭露最大残厚318.20m（伪厚），东部钻孔揭露最大残厚209.58m，上部岩性以泥岩、细粉砂岩为主，夹薄层砾岩，棕红色，钻工施工没有漏水现象；下部为厚层的紫红色砾岩，成份以石灰岩为主，砾径16cm，分选差，磨园好，砂质、铁质充填，致密坚硬，该层溶洞裂隙发育，富水性强，钻孔施工严重漏浆，厚度一般在40左右，湖下扩区勘探时曾有2孔因此报废。（3）上石盒子组底部奎山砂岩 平均厚度50m，紫红色，中粗粒结构，夹薄层泥岩，三水平补充勘探中有2孔漏浆，湖下报告及原精查报告中对此层砾岩认为裂隙不发育。此层距山西组顶界约200m。（4）下石盒子组底部分界砾岩盖层发育厚度10m左右，较稳定，底部含砾，全井田共有9个孔在此层位漏水。从漏水资料分析，漏水深度多在垂深300m以上，属于风化构造裂隙带。该含水层在有构造影响的情况下，将为矿井直接冲水水源。（5）山西组7号煤层以上平均厚度70m，上部主要为泥岩、砂质泥岩，下部主要为灰白色中细砂岩，分选磨园好，泥质、钙质胶结，致密坚硬，该段砂岩厚度为1.9755.29m，平均23m左右，裂隙不发育，全井田所施工钻孔均无漏水现象，为空隙裂隙承压水。据K5孔抽水资料：静止水位标高22.06m，Q=0.06L/S.m，K=0.02m/d，总硬度31德国度，矿化度为2.181g/L，为SO24(K+Na+)型水。山西组7煤以下至海相泥岩，平均厚度35m左右，主要由砂岩、砂质泥岩及煤组成，含水砾岩陆地部分平均厚度30.5m，湖下部分平均厚15.63m，据6018号孔抽水资料：静止水标高34.51m，q、k值几乎为零，含水性极弱。（6）太原组平均厚度为150m，由泥岩、砂质泥岩、灰岩及煤层组成。本组共含16层灰岩，其中分布稳定，对矿井开采有威胁的是L4、L8-9及L12,分数如下：L4，平均厚9.7m，致密坚硬，含燧石结核，钻孔施工普遍漏水，漏水深度一般在400以浅，溶洞裂隙发育，最大溶洞直径1.2m，全井田及东部微山井田共做过四次抽水试验。L8-9：l8平均厚度1.72m，l9平均厚2.65m，两层相距1.9m，l9距17号煤层2.4m，是开采17煤层的直接充水含水层，据k57号孔抽水资料：静止水位标高23.45m，q=0.064L/Sm，K=4.51m/d，矿化度为2.363g/L，总硬度31德国度，Ph=7.6, SO24-Ca2+-(K+Na+)型。L12：平均厚度4.96m，浅灰、浅黑色，是21号煤层的直接顶板，岩性致密坚硬，裂隙多为方解石充填，全井田仅湖5号孔漏浆。静止水位标高24.03m，q=0.00816升/秒m，K=0.25m/日，矿化度为4.417克/升，水质为SO24- (K+Na+)-Ca2+型。（7）本溪组平均厚度33.9m，由泥岩、棕色灰岩组成，全矿井所有施工钻孔均无漏水现象，区域资料表明该组灰岩含水性弱，可视为相对隔水层。（8）奥陶统该层井田东部有6个孔。西部有9个孔探至此层位，揭示最大厚度为48.3m，上距21号煤层50.43m，主要由灰岩、白云质岩组成，致密坚硬，裂隙发育并被方解石和泥质充填，钻孔无严重漏水现象。区域资料表明，奥陶系是强含水层，其各组地层溶洞裂隙发育，程度不均，富水性差异大。1.3 煤层特征1.3.1含煤性本区含煤底层由太原组、山西组、下石盒子组，平均地层总厚度264.67m，含煤20余层，煤层平均总厚度17.8m，含煤系数6.7%；开采煤层2层（7煤和8煤），含可采煤系数4.1%。太原组：底层平均厚度109.2m，含煤20层，煤层总厚度8.6m，含煤系数5.6%；可采煤层两层（17、21），可采煤层平均总厚度2.4m，含可采煤系数1.6% 。山西组：地层平均总厚度109.298m。含煤4层（7、7下、8、8下），煤层平均总厚度13.55m，含煤系数8.7%；可采煤层1层（8煤），可采煤层总厚度8.9m，含可采煤系数7.7% 。下石盒子组：该组为一套陆相含煤建造，无可采煤层，仅下部含有1 3层薄煤层，俗称柴煤段，未见有可采点，无经济价值。1.3.2可采煤层（1）7号煤层7号煤层在本区共有119个控制其中受岩浆岩侵人的点有15个，受岩浆岩影响的共有3个，缺失点有3个，煤层风氧化点有1个，受断层影响而煤厚不全的点有3个，共计有25个点。参与煤层稳定性评价的有94个点。可采性指数为1，煤厚变异系数21%，7号煤层为全区可采的稳定性煤层。7号煤层上距下盒子组底界54.890.5m，平均约37.0m。下距太原组顶界平均37.0m。煤层发育普遍，煤层厚度2.0516.80m，平均约8.0m。厚度变化不大，7号煤层结构简单，仅有18个点见12层夹矸，夹矸厚度0.051.47m。夹矸岩性多为泥岩，少数为碳质泥质泥岩。夹矸主要发育在浅部。煤层的直接顶板为泥岩，砂质泥岩，局部为细砂岩，上距下石盒子组底界为54.890.5m，平均73.0m。煤层底板多为砂质泥岩，泥岩，局部为细砂岩，个别点为碳质泥岩。下距太原组顶界为15.8664.0m，平均37.0m。 （2）8号煤层8号煤层位于山西组底部，较发育，上距7号煤层4.1740.18m，平均为20.28m。层间距由东往西逐渐增大，煤厚3.85.3m，平均5.00m，8号煤层为全区较稳定的中厚煤层。8号煤层结构简单，本设计主要针对8号煤层。 （3）17号煤层17号煤层位于太原组中部，上距8号煤层约110m，在整个井田内有分布，煤层的原始沉积厚度稳定，煤厚在0.191.28m，平均0.81m。由于岩浆岩的侵入破坏，煤大部分被焦化，甚至吞蚀，失去了工业价值。可采地段仅在7勘探线以东的中、浅部，煤层两极厚度在0.341.28m。平均为0.8m。煤层结构单一，仅有少量钻孔见有一层夹矸，夹矸厚度0.10.64m。夹矸岩性为泥岩，煤层顶板多为泥岩，底板为无名灰岩，个别点为泥岩。由于岩浆的侵入破坏，17号煤层为一局部可采的不稳定煤层。 （4）21号煤层21号煤层是太原组最下一层局部可采煤层，上距17号煤层为38.3864.32m，平均为51.68m。沉淀层位稳定，在全井田分布，但受岩浆侵入破坏严重，使大部分地段的煤层分叉变薄和强烈焦化而失去工业价值，为不可采煤层。1.3.3煤层围岩性质8号煤层：直接顶板尾砂质泥岩或泥岩为主，厚度为0.5116.11m，平均厚度4.25m。厚度变化大，沿走向、倾向上都很不稳定。一般抗压强度38229114Pa。属于中等稳定性顶板。老顶为灰白色中细粒砂岩，厚度为1.8718.76m。 成分以石英、长石为主及少量暗色矿物，可选性磨圆度较好，泥质、钙质胶结，坚硬，节理较发育。此层厚度变化大，无明显规律，局部地段为8号煤层直接顶板，含有砂岩裂隙水，对采掘有一定的影响。底板由泥岩、砂质泥岩组成，两极厚度0.2910.16m，一般厚度1.852.65m左右。泥岩、砂质泥岩一般抗压强度为43128722Pa。底板砂岩多为细粒结构，厚度023.66m，平均5.88m。1.3.4煤的特征（1） 煤质 灰分8号煤灰分平均为14.86%，属于低灰中灰煤，受岩浆岩侵入的影响，灰分有所提高，变化一般在15.3040.55%，平均为25.53%，属于高灰分煤。煤的牌号8号煤层以气煤为主（QM），局部为1/3焦煤（1/3JM），煤的灰分产率可参见表1.1。 表1.1 煤质主要特征表灰分（）硫分（）磷分（）挥发分（%）发热量（MJ/kg）容重（t/m3）牌 号8煤14.860.530.01435.28321.38QM.1/3JM（2）工业用途：8号煤层可作为炼焦配煤和良好的动力用煤。（3）煤的含瓦斯性区内各煤层的瓦斯含量与瓦斯成分的变化都较大，经分析认为与地质构造有密切的关系，有穿过断层的煤层，瓦斯含量明显低于其他地点。另外埋藏深度的加深瓦斯含量则相应增加。根据采样试验结果表明，井田内各煤层瓦斯含量较低，属低瓦斯区。（4）煤尘影响煤尘爆炸的主要因素是煤中的挥发分产率，煤的挥发分愈高，煤尘爆炸的危险性愈大。本矿井煤的可燃基挥发分产率Vdaf均在35以上，又据矿井资料分析，煤尘的爆炸性指数均在38以上，煤尘有爆炸性危险。（5）煤的自然发火倾向 本区共有34点做过煤的燃点测定，按煤炭资料勘探规范中煤层自燃倾向等级分类标准：各煤层均为不易自燃不自燃。根据矿井资料可知，-600水平以下的8号煤层的自燃发火期为16个月，自燃难易程度为不自燃煤。2 井田境界和储量2.1井田境界根据煤炭部生产矿井储量管理规程（1983）确定孔庄煤矿境界为西起徐沛铁路（由于西翼受岩浆侵入严重，故实际井田西边界为8号勘探线），东至原刘仙庄断层位置，南以8号煤层露头为界，北到8号煤层-950m水平垂直投影。所以，矿井走向北偏东40左右，长度最短为3.4km，最大为5.8km，倾斜方向沿北偏西方向，最大长度约为3.9km。面积约为17.00km2（有Auto CAD软件查询得到）。图2.1 井田平面示意图2.2矿井工业储量2.2.1 井田勘探情况本井田参加计算的煤层为7煤和8煤，设计主要针对8煤。 计算范围：西起8号勘探线，东至原刘仙庄断层位置，南以21号煤层露头为界，北到8号煤层-950m水平垂直投影。本矿区井田范围内8号煤层以气煤为主（QM），局部为1/3焦煤（1/3JM），地层倾角为1115，平均12。最低可采厚度为3.8m，最高可采厚度为5.3m，平均5.0m。最高可采灰分不大于40%。2.2.2资源/储量类别划分（1）划分各级储量的条件依据煤、泥炭地质勘查规范，资源/储量类别的划分，取决于对地质构造、煤层、煤质及水文地质等地质因素的控制程度。本矿井构造属简单。（2）各级资源/储量圈定原则根据煤、泥炭地质勘查规范规定，圈定各类资源储量，须符合以下原则： 圈定各级储量的钻孔见煤点综合质量必须符合煤田勘探钻孔质量乙级孔以上规定；否则，不能参加资源量估算； 111b类一般不与333类直接接触，高级储量不与不可采区直接接触（有工程点或巷道控制除外）； 8号煤层在划分各类资源量时，一般按实际工程点影响范围圈定，并采用相应控制程度的煤层底板等高线、勘探线相结合的方法。2.2.3储量估算边界8号煤层资源/储量估算边界：西起8号勘探线，东至原刘仙庄断层位置，南以21号煤层露头为界，北到8号煤层-950m水平垂直投影。对于其他可采煤层，考虑到地质构造、煤层结构、基建投入与效益回收问题，初步设计中只作储量估算，本设计只针对8号煤层设计。2.2.4工业储量估算方法及相关参数确定本次储量估计在1:5000等高距为50m的煤层底板等高线图上估算。（1）地质资源储量计算公式： （2.1） 公式中：S块段平面积，17084946.3m2； M平均煤厚，13.0m； R煤层视密度，取1.40t/m3； Zz矿井工业储量，t； 煤层倾角，12。矿井工业资源储量计算公式： （2.2）公式中：Zg矿井工业资源储量，万t； Z111b探明资源量中经济的基础储量，万t； Z122b控制资源量中经济的基础储量，万t； Z2M11探明资源量中边际经济的基础储量，万t； Z2M22控制资源量中边际经济的基础储量，万t； Z333推断的资源量，万t； k可信度系数，取0.70.9，地质构造简单，煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂，煤层赋存不稳定取0.7。（2） 估算参数的确定 煤厚 井田范围内7煤平均厚度为8.0m，8煤平均厚度为5.0m，总的平均厚度为13.0m。 煤层倾角 在地板等高线上，经三角函数作图，倾角范围为1115，平均为12。 井田面积 由Auto CAD直接圈定。 视密度 采用资料提供的8号煤层视密度数据，视密度为1.381.45t/m3，本次估算取1.40t/m3。2.2.5地质总资源储量估算结果根据式2.1计算，可知本矿井地质资源量Zz=31912.5181万t。根据矿井钻孔布置及勘探程度，在矿井地质资源中，取50%为探明资源量，20%是控制资源量，30%是推断资源量。 Z111b=31912.518150%=15956.25万tZ122b=31912.518120%=6382.50万t 本矿井地质条件简单，煤层赋存较稳定，故取k=0.8，则：根据式2.2，可知： Z333k=31912.518130%0.8=7659.00万t则矿井工业资源储量Zg： 2.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则（1）工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大村庄留设保护煤柱，对零星分布村庄不留设保护煤柱； （2）各类保护煤柱按照垂直断面法或垂线法确定，利用岩层移动角确定工业场地、村庄保护煤柱；（3）围护带宽度：立井井筒和工业场地保护煤柱的围护带宽度按20m计算，风井场地20m，村庄10m，其他15m；（4）根据煤、泥炭地质勘查规范和生产矿井储量管理规定，结合矿井实际情况，本次储量估算断层留设保护煤柱如下：落差20m时，不留保护煤柱；20m落差30m时，留30m煤柱；落差30m时，留设50m保护煤柱。所以，孔庄煤矿中央大断层留设30m保护煤柱。（5）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2.1。表2.1 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t240及以上1.0120-1801.245-901.59-30矿井永久保护煤柱损失量（1）井田边界保护煤柱西起8号勘探线，留20m宽保护煤柱；东至原刘仙庄断层位置，留设50m井田断层边界保护煤柱；北到8号煤层-950m水平垂直投影，不留设保护煤柱；南以21号煤层露头为界，所以要留15m风氧化带保护煤柱。则边界保护煤柱总损失量为： （2)非边界断层保护煤柱 孔庄煤矿井田中央大断层落差在2030m之间，留设30m保护煤柱，保护煤柱损失量为：（3）防水煤柱 因为本矿井松散层底部含水层不发育，对矿坑冲水影响较小，加之留15m风氧化带，故防水煤柱不留设。（4）大巷及井筒保护煤柱主井、副井、风井均布置在工业场地范围内，故井筒煤柱无需留设，井下主要大巷留设煤柱按总地质资源量的5%计算。 （5）工业场地保护煤柱本矿井设计生产能力为1.8Mt/a，工业场地面积由表2.1确定为21.6公顷，考虑到今后改扩建的可能性，取工业场地尺寸为500m500m的正方形。工业场地所在位置煤层倾角为12，其中心处煤层埋藏深度为642m，该处表土层厚度为123m，主井、副井、风井、地表建筑物均布置在工业场地内，工业场地留设围护带宽度为20m。本矿井地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2.2。根据图2.2，保护煤柱压煤量：表2.2 岩层移动角广场中心距煤层/m煤层倾角/煤层厚度/m冲积层厚度/m/642135123457463.467表2.3 保护煤柱损失量煤柱类型储量/万t井田边界保护煤柱1054.17断层保护煤柱495.30大巷保护煤柱1499.89工业场地保护煤柱2538.84合计55矿井可采储量 矿井设计储量按下式计算： （2.3） 式中： ZS矿井设计储量，万t； Zg矿井工业储量，万t； P1断层、防水、井田边界、地面建筑物等永久煤柱量，万t。则矿井设计储量为： 矿井设计可采储量按下式计算： （2.4）式中：Zk矿井设计可采储量，万t； Zs矿井设计储量，万t； P2工业场地、井下主要巷道、井筒等保护煤柱煤量，万t； C采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85；地方小煤矿不小于0.7，本矿井取0.75。 则矿井设计可采储量为：图2.2 工业场地保护煤柱留设图3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范GB502152005相关规定，确定矿井设计年工作日为330d，工作制度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作6h。矿井每昼夜净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术设备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。论证矿井设计生产能力应符合以下规定：新建矿井设计生产能力，应进行第一开采水平或不小于20a陪产；新建和扩建矿井配产，均应符合合理开采程序，厚、薄煤层及不同煤质煤层合理搭配开采，不应采厚丢薄；同时生产的采区数及采区内同时生产的工作面个数，应体现生产集中原则，并应保证采区及工作面合理接替。3.2.2 矿井设计生产能力煤田煤层赋存稳定，顶底板条件良好，地质构造简单，倾角小，厚度变化较小，开采条件简单，根据目前经济技术条件确定孔庄煤矿矿井设计生产能力为1.8Mt/a。3.2.3服务年限矿井设计服务年限须与井型适应，计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数取1.31.5。根据煤炭工业矿井规范的要求，新建矿井及其第一开采水平设计服务年限，应符合表3.1规定。表3.1 新建矿井设计服务年限矿井设计生产能力/Mt/a矿井设计服务年限/a第一开采水平设计服务年限/a煤层倾角456.0及以上70353.05.060301.22.4502520150.450.940201515 矿井设计可采储量Zk、设计生产能力A和矿井服务年限T三者之间的关系： （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/a； K储量备用系数，取1.4。 矿井服务年限为：T=18307.18/(1801.4)=72.65a 服务年限大于50a，故符合煤炭工业设计规范的要求。 井田第一水平服务年限校核： 根据第四章开拓内容，可知本井田第一水平标高为-600m，第一水平可采储量为6235.22万t，首采水平服务年限T1=6235.22/(1801.4)=26.6a。第一水平服务年限大于25a，符合煤炭工业矿井设计规范。3.2.4服务年限校核按矿井实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力 井田内8煤平均厚度为5.0m，为厚煤层，赋存较稳定，厚度变化小。根据现代化矿井“一矿一面”的发展模式，布置一个综采工作面即可。（2）辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，主井采用箕斗，副井采用罐笼辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经斜巷胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主立井提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放和提升。大巷辅助运输采用架线电机车牵引矿车运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核矿井煤尘无爆炸危险性，瓦斯涌出量小，属低瓦斯矿井。矿井采用中央并列式通风，经后面通风设计校核，可以满足通风要求。 （4）矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范要求。4 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力等生产系统。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：（1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地位置；（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，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其他有用矿物的综合开采。 本井田开拓方式选择，主要考虑到以下几个因素：（1）本井田南部有煤层露头，煤层可采标高从-350m到-950m，表土层标高33m到35.5m，煤层倾角1115，平均12。（2）本井田瓦斯及涌水量比较小，对开拓方式的选择影响不大；（3）本井田地表地势比较平坦，无大的地表水体，地面标高33m左右。4.1.1井筒形式、数目及位置的确定 （1）井筒形式的确定 井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。 平硐开拓受地形及埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。 斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备与工序较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面建筑物、井筒设备、井底车场及硐室都较简单，井筒延深施工方便，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，可满足特大型矿井提升的需求；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；通风线路长、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，要求较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。 本矿井煤层倾角较小，平均12左右，为缓倾斜煤层；表土层90.30196.0m，平均141.6m，含水砂层014.25m，平均7.12m；水文地质条件简单，涌水量小；煤层垂高600m。 （2）井筒数目的确定 为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。综合本矿井地质条件，采用中央并列式通风方式，在工业场地内设置一风井。副井进风，风井回风，同时作为矿井一安全出口。共计3个井筒。 （3）井筒位置的确定 井筒位置的确定原则： 有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门的工程量尽量少； 有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村； 井田两翼的储量基本相等； 井筒不宜穿过厚表土层、含水层，断层破坏带，煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层； 工业场地应充分利用地形，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、滑坡和洪水的威胁； 工业场地宜少占耕地，少占煤； 水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。 本矿井走向长度较大，地势基本平坦，主副井大致布置在储量中央靠近煤层浅部位置，风井布置在工业场地边角处。4.1.2工业场地位置的确定工业场地的位置选择在主副井井口附近，即井田储量中央。工业场地的形状和面积：根据表2.3工业场地占地面积标准，确定地面工业场地的占地面积为21.6公顷，取500m500m的正方形，边长垂直于井田走向。4.1.3开采水平的确定根据煤炭工业设计规范规定，为使每个开采水平有足够的储量保证服务年限，可按公式（4.1）计算必须的阶段垂高：H=ATKsin/(SMC) （4.1）式中 H阶段垂高，m； T水平服务年限，a； A矿井年产量，t； K储量备用系数，可取1.4； 阶段内煤层平均倾角，； S井田走向长度，m； M阶段内煤层累计厚度，m； 煤的容重，t/m3，可取1.31.45，本矿井取1.40； C采区回收率，可取0.70.85； 本井田主要针对8号煤层，煤层倾角在12左右，为缓倾斜煤层，煤层有露头，煤层埋藏深度-350-950m。根据公式4.1计算得第一阶段垂高为243m，取250m。根据2005年发布的煤炭工业矿井设计规范，在大中型矿井中，缓（倾）斜、中斜煤层阶段垂高宜为200350m，本矿井瓦斯含量低，煤层倾角较小，取250m，符合规定。本井田设计两个开采水平。水平标高为-600m，-800m，采用带区开采。4.1.4主要开拓巷道8号煤层平均厚度5.0m，赋存稳定，底板起伏不大，为近水平缓倾斜煤层，煤层厚度变化不大，媒质硬度较小，将开拓大巷布置在岩层中，虽增加了岩石巷道的掘进，使基建费用加大，但岩层大巷却减少了大巷保护煤柱，降低了运输系统的干扰，使各种运输畅通，由于是厚煤层开采，通风条件优化，通风安全性高，可以适当减少煤巷的维护，提高煤炭采出率。矿井瓦斯涌出量小，布置一条主要运输大巷，一条辅助运输大巷，大巷间距2530m，辅运大巷进风，主运输大巷回风，大巷沿煤层走向布置，坡度可随煤层而起伏，部分为斜巷，一般25。4.1.5开拓方案比较 （1）提出方案 井田以中央大断层为界分为东西两翼，工业场地大致位于井田中央。综合分析，提出以下四种在技术上可行的方案，如图4.1，分述如下： 方案1：立井两水平开拓（立井直接延伸） 井田分为两个开采水平，-600m和-800m。 后期井筒直接延伸至-800m水平，采用中央并列式通风，开采第二水平，通风困难时，可以在井田边界开掘新的回风井，采用中央分列式通风。 方案2：立井单水平加暗斜井开拓 井田分为两个开采水平，-600m和-800m。后期井筒采用暗斜井延伸至-800m水平，采用中央并列式通风，开采第二水平，通风困难时，可采用中央分列式通风，在井田边界开掘新的回风井。方案3：立井两水平开拓（设-800m中间辅助水平）井田分为两个开采水平，-600m和-950m，在两个开采水平之间设辅助水平，标高-800m。-600m水平采用上下带区开采，-800m水平用于解决-600m水平以下带区的进风、排水和排矸问题，二水平开拓采用暗斜井直接延深至-950m。方案4：立井两水平加暗斜井开拓井田分为三个开采水平，-600m和-800m和-950m。-800m水平直接延深主副立井，考虑地质条件以及涌水量问题，-950m水平开拓采用暗斜井延深。 图4.1 方案比较图2）技术比较两方案比较，方案1多开立井井筒（2200 m）、阶段石门（1000 m）和立井井底车场（1000 m），方案2则多开暗斜井井筒（12，21200 m）和暗斜井上下部车场（300 m+500 m）。 对两方案的基建费和生产费用粗略进行估算，需要说明的是，方案1、方案2通风方式、大巷布置及首采区一致，主要区别在于第二水平是立井开拓还是暗斜井开拓，因此关于运输大巷部分（包括基建费、运输费及维护费）不再比较。结果如表4.1、表4.2所示。采用立井提升，提升能力大，矿井延深在条件允许时，增加设备较少，但施工条件差，施工速度慢，开拓维护费用高，并相应的增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用；采用斜井提升，增加了暗斜井的上部车场和硐室的工程量，需要与暗斜井配套的设备、人员，并相应增加了斜井的提升和排水费用，但是生产与施工的相互干扰小，施工速度快，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，当采用胶带输送机时，还可简化转载系统，有利于深部开采。粗略估算后认为，方案1、2费用相差不大，考虑到地质条件限制，并且方案2减少了运煤环节与运输距离，胶带运输可适应倾角不大的暗斜井，故优先选择方案2。方案3和方案4，方案3设-600 m，-950 m两水平，中间设辅助水平，标高-800 m；方案四设-600 m，-800 m两水平，暗斜井延深-950 m水平。对两方案中基建费和生产费用粗略进行估算，两方案通风方式一致，故风井开凿费用不再加以比较，结果如表4.3，表4.4所示。根据估算结果，方案3、方案4的估算费用相差不大，应用辅助水平能加大水平垂高，增加首采水平的服务年限，但同时也增加了井下的运输环节，使生产系统趋于复杂化，因此在当前技术经济条件下，优先选择方案4。经以上技术分析比较，根据表4.5，在方案1、方案2中选择方案2：立井单水平加暗斜井开拓，在方案3、方案4中选择方案2：立井单水平加暗斜井开拓。下面再对方案2、方案4作进一步详细比较。3）经济比较方案2、4的基建工程量见表4.6，方案2、方案4的基建、生产费用计算分别见表4.7，表4.8。4）结论方案2、方案4的基建、生产费用计算汇总见表4.9。由对比结果可知，方案4的费用高于方案2，综合技术、经济、安全等方面的考虑，选取最优方案为：立井单水平加暗斜井开拓。数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用/万元主井开凿表土段12.3178805219.93700.86基岩段7266796480.93副井开凿表土段12.3251326309.13967.10基岩段7291385657.97井底车场岩巷20049654993.08993.08一水平石门岩巷204335586.7186.71二水平石门岩巷12231851388.58388.58小计3136.33生产费用/万元立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.26235.220.6331.67578.04第二水平1.23548.940.8331.65676.03排水涌水量/m时间/h服务年限/a基价/元费用/万元180876072.650.43511.68石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元第一水平1.26235.220.1040.4311.26第二水平1.23548.941.250.42129.36小计19206.37合计22342.7表4.1 方案1：立井两水平开拓粗略估算费用表表4.2 方案2：立井单水平加暗斜井开拓粗略估算费用表数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用/万元主井开凿表土段12.3178805219.931043.37基岩段5166796340.66斜井段12040232482.78副井开凿表土段12.3251326309.131267.11基岩段5191385475.20斜井段12040232482.78井底车场岩巷18049654893.77893.77一水平石门岩巷204335590.1890.18小计3301.13生产费用/万元立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元1.29784.160.6331.69909.40暗斜井提升1.23548.941.20.422146.40排水涌水量/m时间/h服务年限/a基价/元费用/万元180876072.650.44582.18石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元1.29784.160.1040.4488.43小计17126.41合计20427.55表4.3 方案3：立井两水平开拓（-800m中间辅助水平）粗略估算费用表数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用/万元主井开凿表土段12.3178805219.931143.11基岩段8466796561.09斜井段9040232362.09副井开凿表土段12.3251326309.131458.96基岩段8491385767.63斜井段9540232382.20井底车场岩巷20049654993.08993.08一水平石门岩巷20.84335590.1890.18辅助水平石门岩巷12531851398.14398.14运输大巷岩巷1858258034794.19744794.20小计8877.67生产费用/万元立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.27273.650.6331.68840.10暗斜井提升1.22510.512.10.424278.96排水涌水量/m时间/h服务年限/a基价/元费用/万元180876072.650.44582.18大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元1.29784.161.480.356081.83大巷维护系数大巷长度/m单价/元/am费用/万元1.21858026.859.75石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元第一水平1.29784.160.1040.4488.43小计24331.25合计33208.92表4.4 方案4：立井两水平加暗斜井开拓粗略估算费用表数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用/万元主井开凿表土段12.3178805219.931143.11基岩段8466796561.09斜井段9040232362.09副井开凿表土段12.3251326309.131438.85基岩段8491385767.63斜井段9040232362.09井底车场岩巷280496541390.311390.31一水平石门岩巷20.84335590.1890.18二水平石门岩巷12531851398.14398.14运输大巷岩巷2194258035661.17825661.1782小计10121.77续表4.4 方案4：立井两水平加暗斜井开拓粗略估算费用表数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元生产费用/万元立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.24826.330.6331.65865.73第二水平1.22447.320.8331.63914.15暗斜井提升1.2 2510.510.90.421138.77排水涌水量/m时间/h服务年限/a基价/元费用/万元180876072.650.44582.18大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元1.29784.161.580.356492.77大巷维护系数大巷长度/m单价/元/am费用/万元1.22194026.870.56石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元第一水平1.24826.330.1040.4240.93第二水平1.22447.321.250.41223.66小计23528.75合计33650.52表4.5 开拓方案概算费用汇总方案方案1方案2方案3方案4名称立井两水平开拓立井单水平加暗斜井开拓立井两水平开拓（-800 m辅助水平）立井两水平加暗斜井开拓基建费用/万元3136.33 3301.13 8877.6710121.77 生产费用/万元19206.3717126.41 24331.25 23528.75合计/万元22342.720427.55 33208.92 33650.52 百分比/%100.9 100.0 100.0 107.7 表4.6 方案2、方案4的建井工程量期间项目方案2方案4 初期工程量主井井筒/m633+20633+20副井井筒/m633+5633+5井底车场/m10001000主石门/m200200运输大巷/m60026002后期工程量主井井筒/m0（立井）200（立井）1200（暗斜井）900（暗斜井）副井井筒/m0（立井）200（立井）1200（暗斜井）900（暗斜井）井底车场/m800800主石门/m0770运输大巷/m7860278602+25002表4.7 方案2基建、生产费用计算表数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用/万元主井开凿表土段12.3178805219.93560.59基岩段5166796340.66副井开凿表土段12.3251326309.13784.33基岩段5191385475.20井底车场岩巷10049654496.54496.54一水平石门岩巷20.84335590.1890.18运输大巷岩巷12025803309.64309.64小计2241.28后期基建费用/万元主井开凿斜井段12040232482.78482.78副井开凿斜井段12040232482.78482.78井底车场岩巷8049654397.23397.23运输大巷岩巷1572258034056.234056.23小计5660.42生产费用/万元立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元1.29784.160.6331.69909.40暗斜井提升1.23548.941.20.422146.40排水涌水量/m时间/h服务年限/a基价/元费用/万元180876072.650.44582.18大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元1.29784.161.660.356821.52大巷维护系数大巷长度/m单价/元/am费用/万元1.21692026.854.41石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元1.29784.160.1040.4488.43小计24002.34合计32869.62表4.8 方案4基建、生产费用计算表数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用/万元主井开凿表土段12.3178805219.93 647.42基岩段6466796427.49副井开凿表土段12.3251326309.13 893.99基岩段6491385584.86 井底车场岩巷10049654496.54 496.54 一水平石门岩巷20.84335590.18 90.18 运输大巷岩巷12025803309.636309.64小计2437.77后期基建费用/万元主井开凿基岩段2066796100.19 462.28 斜井段12040232362.09 副井开凿基岩段2091385137.08 499.17 斜井段12040232362.09 井底车场岩巷18049654893.77 893.77 二水平石门岩巷12531851398.14 398.14 运输大巷岩巷2074258035351.545351.54小计7604.90 生产费用/万元立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.26235.22 0.4831.69200.33 暗斜井提升1.23548.942.10.425290.55 排水涌水量/m时间/h服务年限/a基价/元费用/万元180876072.650.44582.18 大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元1.29784.16 1.580.356583.57 大巷维护系数大巷长度/m单价/元/am费用/万元1.221940 26.870.56 石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元第一水平1.26235.220.1040.4245.72 第二水平1.24998.63291.250.42999.18 小计25891.82 合计35338.19 表4.9 开拓方案详细费用汇总表方案方案2方案4名称立井两水平加暗斜井开拓立井两水平加-800 m辅助水平开拓项目费用/万元百分比/%费用/万元百分比/%初期基建费用2241.28100.0 2437.77100.0 后期基建费用5660.42100.0 7604.90 134.4 生产费用24002.34 100.0 25891.82102.1 总费用32869.62 10035934.49 107.5 4.2矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有三个井筒：主立井，副立井，中央回风立井。（1）主立井主井位于矿井工业场地中央位置，担负全矿井1.8Mt/a的煤炭运输。井筒内装备一对12t箕斗，采用多绳摩擦轮提升机提升。断面直径为6.5m，净断面面积为33.18m，表土层掘进断面积为72.38m，基岩段掘进断面积64.90m，井深653m，表土段采用钢筋混凝土支护，基岩段采用混凝土支护，井筒断面布置如图4.2，井筒断面特征见表4.10。（2）副立井副井位于矿井工业场地中央位置，担负全矿的材料和设备提升。副井内采用一对3t双层单车罐笼带平衡锤，断面直径7.7m，净断面面积为46.56m，表土层掘进断面积为86.59 m，基岩段掘进断面积60.82m，井深638m，表土段钢筋混凝土支护，基岩段采用混凝土支护，井筒断面布置如图4.3，井筒断面特征见表4.11。（3）中央回风立井中央回风井位于矿井工业场地内，井筒净直径为5.0m，净断面面积19.63m，表土层掘进断面积27.52m，基岩段掘进断面积27.34m，井深633m，担负矿井前期开采部分回风风量，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，井筒断面布置见图4.4，井筒断面特征见表4.12。根据后面通风设计部分风速验算，可知各井筒风速均符合煤炭工业矿井设计规范和煤矿安全规程的规定。4.2.2井底车场及硐室井底车场是位于开采水平，井筒附近的一组巷道与硐室的总称，是连接井筒提升与大巷运输的枢纽，担负着煤、矸、物料、人员的转运任务，并为矿井的排水、通风、动力供应、通讯和调度服务，对保证矿井正常生产和安全生产起着重要的作用。井底车场由线路、布置线路的巷道和完成特定功能的硐室组成。（1）井底车场按井筒形式不同，分立井、斜井和立井斜井井底车场。按运输大巷的运输方式不同，又分为大巷采用轨道矿车运煤和胶带运输机运煤的井底车场；根据矿车不同，又分为固定矿车运煤和底卸式矿车运煤的井底车场。按列车在井底车场内的调运方式不同，可分为环形车场和折返式车场两类。根据煤炭工业矿井设计规范要求，井底车场布置形式应根据大巷运输方式、通过井底车场货载运量、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围岩条件等因素，经技术、经济比较确定。并应符合下列规定：大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形式车场；井下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；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，则宜采用环形式车场；采用综合开拓方式的新建矿井或改扩建矿井，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。本矿井为立井开拓，运输大巷采用胶带输送机运煤，并采用运煤和辅助运输两套大巷运输系统，因此井底车场布置应使胶带输送机大巷和井底煤仓、主井装载系统连接，轨道大巷与副井提升系统连接。综合考虑，井底车场选用立式（刀式）井底车场。（2）空、重车线长度由于采用胶带输送机运煤，故不需设主井的空、重车线。根据煤炭工业矿井设计规范，辅助运输采用固定式矿车时，大中型矿井主、副井空、重车线有效长度应各容纳1.01.5倍列车长度。副井空、重车线长度可按下式计算：L=mnLk+NLj+Lf （4.1）式中：L副井空、重车线有效长度，m；m列车数目，取1.3列；n每列车的的列车数，按列车组成计算确定，单位：辆；Lk每辆矿车带缓冲器的长度，m；N机车数，台；Lj每台机车的长度，m；Lf附加长度，一般取10 m。上式中，n的数值可由表4.13确定：表4.13 每列车的列车数机车粘重固定式矿车/t底卸式矿车/t1.01.53.03.05.0单机7 t架线3050141612158 t蓄电池202512161410 t架线341719151714 t架线29342630双机10 t架线20302032本矿井设计选用单机10 t架线机车，采用1.0t固定箱式矿车，型号为MG1.1-6，由上表可知每列矿车数可为34辆。则副井空、重车线长度为：L=1.3342.4+110.29+10=126.37m可取副井空、重车线长度为130 m。（3）调车方式井底车场内辅助运输采用固定式矿车，有以下四种调车方式可供选择：顶推调车电机车牵引重列车驶入车场调车线，电机车摘钩，经错车线、道岔回到列车尾部，将列车顶入重车线，然后，电机车经过道岔与绕道回车线，进入空车线，牵引列车驶出井底车场。此种调车方式，矿车在车场内环形运行，电机车作业长，影响车场通过能力。甩车调车电机车牵引重列车行至自动分离道岔前减速但不停车，并在行进中与重列车摘钩，电机车加速驶过自动分离道岔后，改道岔自动复位，重列车借助惯性驶向重车线。这种调车方式不需停车，缩短了调车时间，提高了车场的通过能力。专用设备调车电机车牵引重列车驶进调车线，电机车摘钩，驶向空车线，牵引空列车驶出井底车场。重列车停车后，由专用调车机车或设在调车线上的调度绞车或推车机等专用调车设备来完成调车。需要配备专用调车设施，占用了调度空间。顶推拉调车在调车线上始终存放一列重车，在下一列重车驶入调车线的同时，将原存重列车顶入重车线，新牵引进来的重列车则待下一列重车顶推入场。这种调车方式简化了调车作业，但电机车既要顶推上一列车，又要牵引本次列车，如顶推距离过长，不利于机车维护。综合考虑各调车方式的优缺点，最好选定第二种调车方式：甩车调车。（4）硐室井底车场硐室分主井系统硐室、副井系统硐室和其他硐室。主井系统硐室有井底煤仓、箕斗装载硐室、清理井底撒煤硐室及排水泵房硐室等，大巷采用胶带输送机运煤，煤流可直接卸入井底车场煤仓，无需卸载。井底煤仓的有效容量可按下式计算： Qmc=(0.150.25)Amc （4.2）式中：Qmc井底煤仓有效容积，t； Amc矿井设计日产量，t；矿井设计日产量5454t，则需要井底煤仓的有效容量为： Qmc=0.155454=818.2 t设计主井井底煤仓为一圆形立仓，漏斗采用双曲线型，坐落于主井井底旁，直径为10m，有效装煤高度为15 m。煤仓通过两个装载胶带输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为双侧式。副井系统硐室有井下中央变电硐室、中央水泵房、水仓、清理硐室及等候室等。煤矿安全规程规定新建、改扩建矿井或生产矿井的新水平，正常涌水量在1000m/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常涌水量。矿井正常涌水量为180m/h，所需内水仓的容量Q0=1808=1440m，取水仓断面8m，则矿井内水仓长度L180 m。水仓采用水仓清理机清理。辅运大巷采用架线式电机车运输，需设变流室，靠近中央变电硐室布置，其他硐室还包括井下调度室、井下爆破材料库、消防材料库、人车站、工具库等。井底车场车场巷道及硐室除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。井底车场平面布置如图4.5，表4.14所示。4.2.3主要开拓巷道主要开拓巷道有两条，主要运输大巷和辅助运输大巷，两条大巷均沿煤层走向平行布置，每隔一定距离用联络巷贯通。大巷坡度随煤层而起伏，并以有利于运输和排水为原则，为便于胶带输送机大巷泄水，主要运输大巷略高于轨道大巷，错距35 m。前期为-600 m岩层大巷，距煤层底板30 m，局部为斜巷；后期为-800 m岩层大巷，距煤层底板30 m，局部为斜巷。此外，在主要运输大巷上部还开掘一条运煤集中平巷，通过联络巷与带区煤仓与运输大巷相连。（1）选择巷道断面形状巷道断面形状按其轮廓线构成可分为折线形和曲线形两类，前者如矩形、梯形、不规则形，后者如半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等。选择巷道断面形状时，需要考虑以下因素：作用在巷道上的地压大小和方向；巷道的用途与服务年限；矿区富有的支架材料和支护方式；掘进方法和掘进设备。综合各因素分析，选择锚喷支护的半圆拱形断面。（2）确定巷道断面尺寸巷道净宽度的确定双轨（包括输送机和轨道合一）巷道净宽度：B=a1+b+c1 （4.3）单轨（包括单输送机）巷道净宽度：B=a1+c1 （4.4）式中：B巷道净宽度，mm；b=A1/2+A2/2+b1a1，c1分别为非人行侧和人行侧轨道（输送机）中线到巷道的距离，mm；b轨道（或轨道与输送机）中线之间的距离，mm。按以上公式所计算的巷道净宽度B值，应根据只进不舍的原则以100 mm进级。其中：a1=a+A1/2 （4.5）c1=c+A2/2 （4.6）b=A1/2+A2/2+b1 （4.7）式中：a，c分别为非行人侧和行人侧的宽度，煤矿安全规程规定：综合机械化采煤矿井巷道a500 mm，c1000 mm；A1，A2分别为胶带输送机，运输设备最大宽度，各取1800mm，1380 mm；b1输送机，运输设备最突出部分最小间距，b1 200 mm。主要运输大巷为单输送机巷，其宽度值按式4.4计算：B a1+c1=a+A1/2+ c+A1/2 =500+1800+1000 =3300mm辅助运输大巷为双轨大巷，其宽度值按式4.3计算：B a1+b+c1=a+b1+2A2+c =500+200+21380+1000 =4460mm考虑一定的富裕，另外为满足通风需要，胶带输送机大巷的净宽度取4200 mm，轨道大巷净宽度取4600 mm。巷道净高度的确定：拱形巷道净高度按下式计算：H=h0+h3-hb （4.8）式中：H拱形巷道的净高度，mm；h0拱形巷道的拱高，h0=B/2，mm；h3拱形巷道的墙高，mm；hb巷道道碴高度，mm。其中拱形巷道断面壁高按人行高度要求计算： （4.9） 式中：R圆拱形半径，R=B/2，mm；j巷道有效净宽不小于1800 mm处到墙水平距离，取200 mm。由以上可得拱形巷道的净高可用下式计算： （4.10）根据上式可知，运输大巷净高度不小于2928 mm，轨道大巷净高度不小于3005 mm，为满足通风及运输的需要，运输大巷和轨道大巷净高度分别取3600 mm，3800 mm。巷道的净断面面积对于半圆拱巷道，其净断面面积计算公式为：S=B(0.39B+h2) （4.11）式中：h2碴面起巷道壁高，mm。据此，可确定胶带大巷，轨道大巷净断面面积分别为：12.4m，14.3 m。运输大巷和轨道大巷断面特征如图4.6，表4.15和图4.7，表4.16所示。图4.2 主井断面布置图表4.10 主井井筒特征表井型/Mt/a1.8提升容器一套12 t双箕斗一套12t单箕斗带平衡锤井筒直径/m6.5井深/m653净断面积/m33.18井筒支护基岩段砌碹厚500 mm基岩段毛断面积/m64.90表土冻结段混凝土厚1500 mm表土段毛断面积/m72.38充填混凝土厚50 mm图4.3 副井断面布置图表4.11 副井井筒特征表井型/Mt/a1.8提升容器一对3t矿车双层单车罐笼带平衡锤井筒直径/m7.7井深/m638净断面积/m46.56井筒支护基岩段砌碹厚500 mm基岩段毛断面积/m60.82表土冻结段混凝土厚1350 mm表土段毛断面积/m86.59充填混凝土厚50 mm 图4.4 风井断面布置图表4.12 风井井筒特征表井型/Mt/a井筒直径/m井深/m净断面积/m基岩段毛段面积/m表土段毛段面积/m1.85.063319.6327.3427.52 图4.5 井底车场平面布置图表4.14 井底车场各巷道硐室一览表序号名称序号名称1主井7医疗室2副井8内水仓3井底煤仓9外水仓4主运输石门10中央水泵房5副井井底清理斜巷11中央变电所6主井井底清理硐室图4.6 胶带运输大巷断面表4.15 胶带运输大巷特征表断面/m掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净掘宽高型式排列方式间排距外露长度锚深规格12.414.644003700100树脂矩形800100230024002013.8图4.7 轨道大巷断面特征表4.16 轨道大巷特征表断面/m掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净掘宽高型式排列方式间排距外露长度锚深规格14.316.648003900100树脂矩形800100230024002014.85 准备方式-带区巷道布置5.1煤层的地质特征5.1.1带区煤层 本矿井为实现早日投产，回收效益，首采西二带区8201工作面，西二带区可采煤层性质如表5.1所示，顶底板岩性组成见表5.2。表5.1 西二带区可采煤层性质附属煤层煤厚/m煤层结构容重/t/m倾角/变异系数/%可采系数/%稳定性最小最大平 均夹矸层数结构类型1262简单1.40123995稳定表5.2 带区可采煤层顶底板岩性顶板顶底板名称岩石名称厚 度/m岩石特征老 顶中粒砂岩4.454.564.50浅灰色，主要成分为石英，斜层理发育，泥质胶结，层面含碳质。直接顶砂质泥岩0.925.103.01深灰色，含植物化石碎片，局部夹薄层中粒砂岩。伪 顶泥 岩0.300.600.40灰色，含植物化石碎片及菱铁矿结核。底板直接底砂质泥岩0.402.001.20灰色，薄层状，层理发育，面含碳质。老 底中细砂岩7.5717.609.03浅灰色，碎屑成分以石英主，次为长石，泥质胶结，条带状结构，斜层里发育。此外，本带区可采煤层煤层以气煤为主（QM），局部为1/3焦煤（1/3JM）。煤灰分平均为14.86%，属于低灰中灰煤，受岩浆岩侵入的影响，灰分有所提高，变化一般在15.3040.55%，平均为25.53%，属于高灰分煤；硬度较小，松软易碎；煤层瓦斯含量低，个别地点突出值较高；经煤尘爆炸试验鉴定，煤尘无爆炸危险；按煤炭资料勘探规范中煤层自燃倾向等级分类标准：各煤层均为不易自燃不自燃煤，一般无自然发火倾向。5.1.2水文地质井田内无大的自然水体。矿井正常涌水量180m/h，最大涌水量400m/h。5.1.3煤层地质构造西二带区除北部以第一水平大巷为界外，西到8号勘探线，东以工业场地保护煤柱线为界，南部以井田煤层露头为界，区内地质构造简单，无较大褶曲，无较大断层，整体较为宽缓，煤层赋存稳定，平均倾角12，为缓倾斜煤层。5.1.4地表情况本矿地处淮北平原中部。矿区内地势平坦，地表自然平均标高+33m左右，有自西北向东南倾斜趋势。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。本区属淮河流域。无大型自然水体。矿区内农用灌沟纵横。带区对应地面有零星坐落的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全部搬迁措施。地表下潜水丰富，一般居民生活用水及部分工业用水皆取于此。5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1准备方式的确定原则准备巷道的布置方式称为准备方式，确定合理的准备方式应遵循以下几项原则：（1）有利于矿井合理集中生产，使有合理的生产能力和增产能力；（2）安全生产条件好，符合煤矿安全规程的有关规定；（3）保障具备完善的生产系统，有利于充分发挥机电设备的效能，并为采用新技术、发展综合机械化和自动化创造有利条件；（4）要技术先进、经济合理，尽量简化巷道系统，减少巷道的掘进和维护工作量，减少设备占用率和生产成本费用，便于采（盘）区和工作面的正常接替；（5）煤炭损失少，有利于提高采出率。本首带区煤层平均倾角12，区内构造简单，无断层，无较大褶曲，煤层赋存较为稳定，倾斜长度1250 m左右。若采用采区准备方式，上山准备时间长，投产期较长；而带区准备方式不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘条带斜巷、开切眼和必要的硐室车场，巷道系统简单，运输环节少，运输设备、数量和辅助人员少，耗费费用低，工作面长度可保持等长，对综合机械化非常有利，技术经济效果显著。综合各因素考虑，本首带区采用带区准备方式，个别地方采用采区开采，如东一采区。5.2.2采煤方法及工作面长度的确定首采带区煤层平均厚度5.0m，平均倾角12，属缓倾斜厚煤层，采用综采一次采全高采煤法。煤炭工业矿井设计规范规定：综采面长度不小于150m。结合本矿实际情况，设计井型1.8Mt/a，带区工作面长度为200m即可满足产量要求，工作面胶带巷宽度取4.8m，轨道巷宽度取3.7m，加上10m保护煤柱宽度，则首采面宽度B=200+4.8+3.7+10=218.5m，取B=220 m，倾斜长863.1m。西二带区位于矿区西南部，东部以工业场地保护煤柱为界，南部以井田边界露头风氧化带保护煤柱为界，西部以8号勘探线保护煤柱为界，北部以第一水平运输大巷保护煤柱为界，共分8个工作面，带区面积约1.79 km，设计可采储量1287.11万t左右。5.2.3 带区巷道布置（1）带区斜巷工作面风巷布置轨道，用于工作面进风、运料等。矩形断面，锚梁网索支护，断面规格为：净宽净高=4100mm3200mm，局部采用工字钢梯形棚支护。工作面机巷布置胶带输送机，采用工作面回风、出煤、排水等。矩形断面，锚梁网支护，净宽净高=4600mm3200mm，局部采用工字钢梯形棚支护；移动变电站硐室锚梁网支护，断面规格：净宽净高=3600mm2500mm，局部架棚支护。 （2）带区煤柱工作面采用中央并列式通风方式，根据煤矿安全规程规定，新建矿井至少需留设3个安全出口，故在工业场地边缘地带新掘中央风井，副井进风，中央风井回风。胶带运输大巷和轨道大巷均布置在岩层中，间距2530m，两侧各留设30m煤柱，每个工作面布置两条斜巷，轨道斜巷和运输斜巷。为缩短资金回收期，在掘出井底车场，大巷和风井贯通后，首采8201工作面，并随采随掘进两侧大巷。由于8煤顶板比较完整，开采过程中，采用条带连续开采，减少掘出新巷道的维护时间。斜巷掘进采用双巷掘进，有利于通风，斜巷间留设10m小煤柱。 （3）开采顺序首采区为西二带区，后依次为西四带区、西六带区、东五带区、东三采区、东一采区，此为一水平开采范围，再后依次为西八带区、西十带区，此为二水平开采范围。首采区内巷道掘进采用单巷掘进和双巷掘进，双巷掘进留设510m小煤柱，首采8201工作面，后依次顺序开采其他工作面。 （4）带区通风每个工作面掘进两条斜巷，轨道斜巷和运输斜巷，采用一进一回U型通风方式，上隅角处悬挂瓦斯监测设备，对积聚瓦斯采用定期抽放。 （5）带区运输带区内分带运输斜巷铺设宽度B=1000mm的胶带输送机，运输煤炭经带区煤仓到运输大巷，再经胶带大巷集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面：带区内分带轨道运输斜巷采用无极绳绞车运输，材料车从井底车场经轨道运输大巷到回采工作面的运输斜巷，再到工作面。井田巷道布置如图5.1所示。图5.1 井田巷道布置图5.2.4 生产系统（1）运煤运输斜巷中铺设胶带输送机，采煤工作面的运煤路线为：8201工作面刮板输送机运输斜巷转载机、破碎机斜巷胶带输送机条带煤仓西翼运输大巷胶带输送机主运输石门井底煤仓主井箕斗地面； （2）通风新风副井-600m井底车场西翼轨道进风大巷轨道斜巷8201工作面乏风运输回风斜巷西翼胶带运输大巷主回风石门中央风井地面； （3）运送材料和设备地面副井-600m井底车场西翼轨道进风大巷轨道斜巷8201工作面； （4）掘进排矸胶带运输大巷和轨道进风大巷均为岩巷，前期在西翼掘出井底车场，大巷与中央风井连通后，即可沿煤层掘出8201工作面轨道斜巷和运输斜巷，之后随采随掘大巷，因此初期矸石量相对不多，提运地面后可用于铺路，充填塌陷区等，后期矸石量增多，可用于井下矸石直接充填采空区和废旧巷道； （5）供电系统地面变电站副井井下中央变电所两翼轨道运输大巷轨道运输斜巷8201工作面； （6）排水系统 采用上山采（带）区开采煤层时，工作面的水会自动流入井底煤仓，部分不能流入的则需要进行抽排；采用下带区或下山采区开采煤层时，涌水则须先抽排至阶段的上部水平，然后再排至地面。本井田用水量不大，因此下带区（下山采区）开采时，可在各条带（区段）下部设临时排水硐室或者水仓，随采掘向下进展，在相应条带（区段）安装排水设备，将涌水排至大巷后，流入井底水仓，在排至地面。5.2.5巷道掘进（1）掘进方法与设备带区内轨道斜巷和运输斜巷均沿煤层底板掘进，传统煤巷掘进施工工序多、劳动强度大、效率低，因此采用以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；永久支架配有HPY21-15/7-K型滑片式空气压缩机；YT-23型风动凿岩机、锚杆钻机；临时支柱为木点柱。 （2）施工工艺截割落煤：自上而下横向切割，可利用煤的自重落煤，效率高，机械能耗少，而且便于装载、速度快；运煤系统：掘进机落煤经桥式转载机转载至可伸缩胶带输送机上，再经煤层胶带输送机进入煤仓；煤巷支护：临时支护为单体液压支柱或木点柱，随掘进机的前进紧跟工作面架设；永久支护用锚杆，巷道顶板采用金属管缝式锚杆，两帮煤壁采用木锚杆。采用风动气腿式凿岩机打锚杆眼，人工安装。 （3）掘进通风双巷掘进，采用U型通风，掘进工作面采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-II型255KW局扇，通风方式为压入式。5.2.6带区生产能力及采出率（1）带区生产能力本着“一矿一面”的设计原则，本井田设置一个工作面即可满足年产量的要求。综采工作面的生产能力，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，m；M煤层厚度，m；V0工作面年推进长度，V0=33060.6=1188 m/a；煤层容重，t/m；C0工作面采出率，取C0 =0.93。则：A0=20011885.01.400.93=154.7万t/a掘进面生产能力按照采煤面生产能力10%计算，则带区生产能力：A带 =k1A0 （5.2） =1.1154.7 =183.7万t/a矿井设计井型为180万t/a，带区生产能力183.7万t/a，故能满足矿井的产量要求。（2）带区采出率带区内采出的煤量与带区内工业储量之比的百分数称为带区采出率。带区采出率=（带区工业储量-开采损失）/带区工业储量100% （5.3）带区内开采损失包括留设的各种煤柱损失及工作面采煤过程中的落煤损失。带区内可能留设的煤柱有带区边界煤柱、断层煤柱、工作面难采三角煤柱、大巷煤柱等。带区工业储量：3542117.50874.21.40/Cos9o/10000=2274.42万t带区可采储量：2778967.94724.21.40/Cos9o/10000=1784.39万t则带区采出率：1784.39/2274.42100%=78.45% 煤炭工业矿井设计规范对带区采出率的规定是：厚煤层不低于75%，中厚煤层不低于80%，薄煤层不低于85%，以上带区采出率是保守估算，且大于75%，因此符合规范规定。5.2.7带区车场选型设计 本带区煤层赋存稳定，平均倾角12，煤层底板坡度较小，使用带区布置，可简化车场设形式，带区车场布置如图5.2所示。图5.2 带区车场布置 （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2530m，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，120 m； H煤层厚度，5.0 m； B进刀深度，0.6 m； 煤的容重，1.40 t/m； C0工作面采出率，取0.93。则Q=10+1205.00.61.400.93=515.55 t而Q=3.14R2h1.40取断面高度13 m，则煤仓的断面半径：R=3.00 m煤仓断面直径取6.00 m，煤仓高度取13 m，煤仓容量为554.74 t，满足采矿工程设计手册规定。（2）绞车房进风斜巷铺设轨道，使用无极绳绞车牵引1.0t矿车运输材料和设备，设小型绞车房。（3）带区变电所由于首采区距离井底车场较近，中央变电所至带区的供电系统电路压降较少，因此前期无需布置带区变电所，当工作面设备总容量大幅增加使电压降增大时，可在斜巷附近设置带区变电所或在中切眼附近设置移动变电站，为采掘机械及其他高压设备进行供电。6 采煤方法6.1采煤工艺方法6.1.1带区煤层特征及地质条件8号煤层平均厚度5.0 m，倾角1115，平均12，属近水平缓倾斜煤层。煤层赋存稳定，普氏硬度f3，煤层以气煤为主（QM），局部为1/3焦煤（1/3JM）。煤质属于低灰中灰煤，受岩浆岩侵入的影响，灰分有所提高，平均容重1.40t/m。矿井属低瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险，各煤层均为不易自燃不自燃。根据矿井资料可知，-600水平以下的8号煤层的自燃发火期为16个月，自燃难易程度为不自燃煤。矿井正常涌水量180m/h，最大涌水量400m/h。煤层伪顶基本不发育，直接顶灰黑色，含植物根化石，黄铁矿薄膜，下部砂岩较多，比较稳定。煤层直接底基本不发育，老底为灰到深灰色，局部含砂质，整层含植物化石及碳化体。比较稳定。6.1.2采煤工艺方式针对本矿井煤层赋存特征及地质条件，有以下可供选择的采煤方法：倾斜分层长壁采煤法；长壁放顶煤采煤法；倾斜长壁综合机械化一次采全高采煤法。现将各采煤工艺优缺点分列如下： （1）倾斜分层长壁采煤法优点：分层综采工艺、巷道布置及技术管理等方面经验渐趋成熟，设备类型齐全性能好，操作方便，管理简单；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；工作面采出率较高。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，费用高；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。随着工作面单产提高和推进速度加快，回采巷道支护和维护技术得到完善，分层开采的优势已逐渐淡化，缺点日趋明显；另外，随着厚煤层放顶煤及大采高开采技术的发展，在一定程度上取代了分层开采，应用比重呈较大幅度下降。（2）长壁放顶煤采煤法与分层开采相比，放顶煤开采在技术和经济上的优越性及欠缺如下：优点：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；巷道掘进率低，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；吨煤成本低；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，除放煤损失不可避免外，工作面初末端采损失、端头损失、巷道顶煤损失、护巷煤柱损失等均是长期没有解决的问题，故工作面采出率低；工作面的过渡支架与端头支架的研制仍是薄弱环节，端头缺少合适支架与放煤手段，更影响煤炭采出率的提高；煤尘大，放煤时煤矸界线难以区别，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。由于放顶煤开采是利用矿山压力破煤，因而对煤层的的可放性及其赋存条件具有一定的要求，一般认为一次采出的煤层厚度以510 m为佳，除外，放顶煤开采对煤层结构及顶板条件等都有特殊要求。（3）倾斜长壁综合机械化一次采全高采煤法倾斜长壁采煤法沿走向布置，沿倾向推进，主要用于倾角12o的煤层，其巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低，投产快；运输系统简单，占用设备少，运输费用低；工作面容易保持等长，有利用综合机械化采煤；通风线路简单，通风构筑物少；对某些地质条件适应性强。但其也存在如下缺点：在矿车辅助运输条件下，长距离倾斜巷道使掘进、辅运和行人比较困难；在不增加工程量的条件下煤仓和材料车场的数目多，大巷装载点多；工作面斜巷中存在下行风问题。实践表明，倾斜长壁采煤法在工作面单产、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，已在不断提高和改善，一些缺点在当前技术经济条件下已逐步淡化。比较上述三种采煤工艺优缺点，结合本矿井煤层状况和地质特征，经技术综合对比后决定采用倾向长壁后退式综合机械化一次采全高采煤法。6.1.3回采工作面参数 （1）确定工作面长度工作面长度为采煤工作面长度、条带斜巷宽度与留设煤柱宽度之和，影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等，综采工作面长度一般不宜小于160m，根据第五章准备方式部分内容，可知确定工作面长度为220m时，即可满足年产量的要求。（2）工作面推进方向和推进度工作面采用倾斜长壁采煤法，工作面沿走向布置，沿倾斜方向推进，首采面倾斜长度863.1m，工作面顶板较稳定，瓦斯含量低，煤质松软，煤层条件无特殊要求，因此采用后退式开采。采煤机截深0.6m，采用“四六制”，“三采一准”的作业方式，日进6刀，年工作日330d。6.1.4工作面设备选型 （1）工作面破煤及装煤方式主采带区煤层平均厚度5.0m，采用单一厚煤层一次采全高倾斜长壁后退式全部跨落法综合机械化采煤工艺。双滚筒采煤机双向穿梭割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。割煤与移架、推移刮板输送机顺序进行，采煤与推移输送机的间隔为2030m。利用机组滚筒叶片和运输机铲煤板将煤自行装入刮板输送机。为提高煤炭采出率，选取端部斜切进刀不留三角煤的进刀方式，采煤机端头斜切进刀，割三角煤采煤，斜切进刀过程如图6.1所示：当采煤机割至工作面端头时，其后方一定距离以外的输送机以移近煤壁，前后滚筒间尚留有一段底煤；调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直；再调换两个滚筒上下位置，重新返回割三角煤至输送机机头处，机身处留有一段底煤；再次调换滚筒上下位置，采煤机上行，将机身下的底煤割掉，煤壁割直后，上行正常割煤。图6.1 采煤机进刀方式示意图（2）设备选型采煤机主采煤层厚度3.85.3m，平均厚度5.0m。采煤机开机率按50%计算，采煤机功率按估算功率经验值为0.50.7 kWh/t，工作面小时生产能力： Qr=18010000/（330180.5）=606.06t/h则采煤机功率：N=606.06(0.50.7) =303.03424.24KW；据此选用MG650/1400-GWD型采煤机。工作面可弯曲刮板输送机其选型需要满足三个方面要求，即运输能力与采煤机生产能力相适应；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；刮板输送机长度与工作面长度相一致。采煤机生产能力为：Q=60vMB （6.1）式中：Q采煤机小时割煤量，t/h；v采煤机牵引速度，取4 m/min；M煤层厚度，取5.0 m；B截深，取0.6 m；煤的容重，1.40t/m；有效截割系数，取0.85。则综采工作面采煤机生产能力：Q=6045.00.61.400.85=856.8t/h根据环节能力配套并考虑一定的富裕系数，工作面可弯曲刮板输送机的额定运量应达到900t/h。选定工作面可弯曲刮板输送机型号为SGZ-1000/1400。液压支架支架支护强度：P=(68)9.8MCos10-3 （6.2）式中：M煤层厚度，取5.0m；顶板岩石容重，取2.3 t/m；煤层倾角，取12。P =（68）9.85.02.3Cos1210-3=0.660.88MPa支架结构高度： 支架的最大高度为：Hmax=Mmax+ S1 （6.3）式中：Mmax煤层最大采高，取5.3m；S1伪顶或浮煤冒落厚度，一般取0.2 m。则Hmax=5.5 m；支架的最小高度应比最小采高低0.250.35 m，支架的最小高度为：Hmin=Mmin- 0.25 （6.4）式中：Mmin煤层最小采高，取3.8 m；则Hmin=Mmin- 0.25=3.55 m。根据支架支护强度的计算，结合高产高效工作面的特点，液压支架选取掩护式支架，型号为ZY13000/30/65掩护式强力液压支架。工作面刮板输送机、斜巷中的转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机等设备的能力都要大于采煤机的生产能力，且要考虑生产不均衡系数，由工作面向外逐渐加大。工作面主要机械设备配置及参数如表6.1、表6.2所示。6.1.5顶板控制（1）支架支护强度验算由前面计算可知，工作面需要合理的支护强度为0.660.88 MPa，本工作面所选ZY13000/30/65掩护式强力液压支架支护强度为1.121.15MPa，满足支护强度要求，支架选型合理。（2）顶板支护方式工作面顶板为级2a类，正常回采时确定采用全部跨落法控制顶板，采空区顶板随支架前移自行跨落充填。最大控顶距为4.8m，最小控顶距为4.2m。工作面采用及时支护形式，即采煤机割过后及时移架打出护帮板，而后移刮板输送机。移架在采煤机割过后36架进行，超过此距离或发生片帮冒顶时必须停止割煤。表6.1 综采机械设备配置使用地点设备名称规格型号容量/功率数量单位工作面液压支架ZY13000/30/65掩护式强力液压支架131架端头支架ZTH6870/25/565架采煤机MG650/1400-GWD14801台刮板输送机SGZ-764/2642132 kW1台轨道斜巷乳化液泵站WRD-200/31.52160 kW2套喷雾泵站XPB250/5.5230 kW1套移动变电站KBSGZY-1250/61250 kVA2台绞车JD-25kW25 kW2台带式输送机JD-80kW80 kW1台运输斜巷转载机SZZ-764/160160 kW1台破碎机PCM110110 kW1台带式输送机SSJ1200/M3160 kW1台绞车JD-25kW25 kW2台表6.2 综采机械设备技术特征表 MG650/1400GWD型采煤机技术特征项目技术参数项目技术参数采高/m2.75.3功率/kW1480滚筒截深/mm800，1000电压/V3300适应煤层倾角/015牵引力/KN927550滚筒中心距/mm10326灭尘方式内外喷雾滚筒直径/m2.5，2.75牵引速度/m/min010.3517.18主机外形尺寸/mm1500024952080总重量/t90拖电缆方式自动拖缆最大不可拆卸尺寸/mm28301982970配套运输机槽宽/mm900 SGZ-764/320型刮板输送机技术特征运输能力/t/h900设计长度/m200链速/m/s0.95出厂长度/m150功率/kW2160电压/V1140刮板链形式圆环链刮板间距/mm920牵引方式有链总重量/t169.75 ZY13000/30/65型液压支架技术特征型式掩护式高度/m3.06.5中心距/m1.5宽度/m1.431.6初撑力/kN3092工作阻力/kN13000支护强度/MPa1.12-1.15适应煤层倾角/25供液泵压/MPa31.5总重量/t19.76底板比压MPa1.8-2.9推移最大步距mm900 ZTZ6870/25/56型端头锚固系列液压支架技术特征中心距/m1.5工作阻力/kN6870初撑力/kN86808770支护强度/MPa0.68移动步距/mm900支撑高度/m2.5-5.6底板比压/MPa平均1.46重量/t29续表6.2 综采机械设备技术特征表 SZZ-764/160型刮板转载机技术特征输送能力/t/h1100出厂长度/m37.8速度/m/s1.28有效重叠长度/m12.4爬坡角度/12功率/kW160电压/V1140刮板链型式中双链刮板间距/mm920总重量/t32.6 PCM110型破碎机技术特征过煤能力/t/h1100功率/kW110破碎能力/t/h1000电压/V1140结构特点锤式总重量/t14.524 SSJ1200/ M型带式输送机技术特征输送量/t/h1200输送长度/m1500 带速/m/s2.5传动滚筒直径/mm800输送带类型尼龙整芯阻燃带托辊直径/mm133输送带宽度/mm1200储带长度/mm100功率/kW3160机尾搭接长度/m12电压/V1140总重量/t223如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压及时移架，并打出护帮板。顶板特别破碎时，可以紧跟采煤机前滚筒带压移架；当煤壁片帮，端面距超标时，必须超前支护，即在割煤前超前移架。（3）回柱放顶工作面正常时期各工序平行作业顺序为：割煤移架移输送机；煤壁片帮、端面距超标时各工序平行作业顺序为：移架割煤移输送机。移架在采煤机割过后36架进行，移输送机滞后采煤机1012架。（4）过断层时的顶板控制工作面过断层时应加强支架、采煤机、转载机、运输机、破碎机检修，严禁“带病”运转；断层面上下两盘以不留顶煤、破矸为原则，将断层面附近平整过渡，防止支架脱开；采用带压移架超前支护。（5）端头顶板控制端头支护有以下几种形式：单体支柱加铰接顶梁支护；长钢梁单体支柱组成的迈步抬棚，即四对八梁；端头支架支护；十字铰接顶梁。工作面正常回采期间，两端头使用ZTZ型端头支架支护，工作面初次放顶、周期来压及出现悬顶期间，两端头用单体支柱加铰接顶梁组成迈步抬棚加强支护。（6）工作面超前支护两巷超前工作面30m加强支护。使用悬浮单体或单体加铰接顶梁进行超前支护。人行道宽度不小于0.7m，净高度不低于1.8m。风巷与机巷超前工作面均不小于30m。6.1.6回采工艺安全注意事项（1）当工作面压力增大，有冒顶预兆时，要先将人撤至安全地点，同时向调度汇报，待压力稳定后再继续工作，当发生灾害时，必须迅速按该种灾害的避灾路线，由跟班人员、队长组织撤离，同时向调度汇报；（2）在生产中，遇到顶板条件恶化，冒顶、漏矸、片帮严重时必须及时处理，处理时必须派有经验的老工人专门观察顶板，严格执行敲帮问顶的制度，严禁空顶作业，每班开工前，班长要亲自检查工作面煤壁、顶板以及上下出口的支护情况，发现问题及时处理；（3）人员在煤壁侧工作时，必须做好临时支护，并有专人看护顶板，防止掉矸伤人，进入煤帮侧前必须采用手镐或长钎执行敲帮问顶制度；采用伸缩梁和护帮板或超前移架护顶护帮，采高较大或煤帮较破碎时，采用半圆木、大塘柴、大笆等材料配合伸缩梁和护帮板护帮，并关闭临近三架支架的进液截止阀，防止误动作伤人；（4）综合机械化采煤工作面的两端，应使用端头支架，否则，必须增设其他形式的支护。工作面两巷在用支柱完好、不漏液、不自动卸载，无外观缺损，无空载，所有使用的单体必须及时拴齐、拴牢防倒绳，并保证防倒有效。6.1.7计算吨煤成本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固定资产折旧费、工资费、材料费和电费四项，下面按四项费用分析计算吨煤生产成本。 （1）固定资产折旧费（C1） 机电设备基本折旧费吨煤成本= （6.5）式中：设备残值及清理费分别按原始价格的5%、3%计算；服务年限取10a；日产量按后面章节计算的5455t/d计算。各种设备的年折旧费见表6.3。表6.3 机电设备折旧表设备名称型号数目折旧费/元液压支架ZY13000/30/651310.70采 煤 机MG650/1400-GWD10.206刮板输送机SGZ-1000/140010.06转载机SZZ-764/16010.017破 碎 机PCM11010.05胶带输送机SSJ1200/M10.153乳化液泵站WRD-200/31.520.006移动变电站KBSGZY-1250/620.11采煤机喷雾泵站XPB250/5.510.002单体液压支柱DZ28/1001920.015合 计1.319（2）工资费（C2）循环产量按照式6.6计算：Q LMdC （6.6）式中：Q循环产量，t；L工作面长度，200 m；M煤层厚度，5.0m；煤层容重，1.40t/m；d循环进尺，0.6m；C工作面采出率，取0.93。工作面的循环产量Q2005.01.400.60.93=781.2t工作面日产量为：5455t/d；吨煤用工=121/5455=0.022 工/t；工作面工人平均日工资按150元/d计算，则吨煤工资成本为： 吨煤工资成本=日工资吨煤用工 （6.7） =1500.022=3.33元/t（3）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，综采面材料费一般为7元/t。（4）电费（C4）吨煤动力用电消耗吨煤动力用电消耗=电机总容量开动台数循环开动小时负荷系数/循环产量 （6.8）电机容量取1850 kWh，工作面循环产量781.2t，开动台数取1，负荷系数取0.9，循环平均开动3小时，则：吨煤动力用电消耗=1850130.9/636.99 =7.842 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 （6.9）式中，照明用电总功率包括工作面及斜巷照明用电，取350 kW，则：吨煤照明用电消耗=3503/781.2=1.344kWh吨煤电费总消耗吨煤电费总消耗=单价（吨煤动力用电消耗+吨煤照明用电消耗） （6.10）电费单价取0.5元/ kWh，则：吨煤电费总消耗=0.5(7.842+1.648) =4.745元/t（5）工作面吨煤成本工作面吨煤成本=固定资产折旧费（C1）+工资费（C2）+材料费（C3）+电费（C4） （6.11） =1.319+3.3+7+4.745 =16.364元/t6.1.8正规循环作业（1）循环作业方式考虑到煤矿工作条件的特点，为减轻工人体力劳动，提高效率，综采工作面采用“四六制”，“三采一准”的作业方式。（2）工序安排工作面正常回采期间采用及时支护形式，各工序平行作业顺序为：割煤移架移输送机；煤壁片帮、端面距超标时超前支护顶板，各工序平行作业顺序为：移架割煤移输送机。移架在采煤机割过后36架进行，移输送机滞后采煤机1012架进行，工作面两端头利用回柱绞车牵引端头支架前移放顶。（3）劳动组织劳动组织形式为追机作业，即采煤机司机、挂梁支柱工、推移输送机工等跟随采煤机作业。工作面人员配备见表6.4。（4）经济指标工作面主要技术经济指标如表6.5所示。工作面正规循环作业图表如图6.2所示。表6.4 综采工作面人员配备工种生产一班生产二班生产三班检修班定员班长22228支架工888630采煤机司机333413刮板机司机11125转载机司机11125胶带机司机22228超前支护工666422操作台工11114电工11114泵站工11114送饭工11114巷道清理工11114工具员22228合计30303031121表6.5 工作面主要技术经济指标项目单位数量项目单位数量走向长度m220倾斜长度m844平均厚度m5.0煤层容重m1.40地质储量万t161.66可采储量万t155.40采煤方法倾斜长壁顶板管理全部垮落法循环进度m0.6循环产量t781.2日循环数个6可采期月12.3月产量t144658.2采煤工效t/工31.59回采率%0.96图6.2 工作面正规循环作业图表6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式工作面最大瓦斯涌出量为1.732 m3/t，生产能力为1.8 Mt/a。根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道采用单巷布置，布置方式为一进一回，每个工作面共布置两条斜巷：一侧布置一条：一条进风兼辅助运输，一条回风兼运煤；两斜巷设计均为矩形断面，采用双巷掘进，中间留设10m小煤柱。工作面巷道倾角平均12，缓倾斜煤层。利于辅助运输和施工；巷道断面尺寸可以满足设备顺利通过，并有相当的富裕系数，符合煤矿安全规程；经过风速检验，满足要求。6.2.2回采巷道参数（1） 断面采用胶带输送机运煤，无极绳绞车斜巷运料、运设备；故8201巷布置1000mm宽的皮带运煤，布置动力电缆；8201辅助运输巷铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管路。 （2） 斜巷支护（见采煤方法图）各斜巷断面形状及支护特征均相同：为锚网索组合钢带支护，矩形断面。运煤斜巷宽4.6m，高为3.2m，掘进断面16.56m2；回风斜巷宽4.1m，高为3.2m，掘进断面13.12m2。两巷埋深在400-600m之间，地压显现比较突出，传统的支护方式已经不能起到省而有效的作用。因此，本设计采用锚杆支护的现代高效支护方式。（1) 顶板支护W钢带组合锚杆支护，并进行锚索补强。锚杆直径22 mm，长度2.4 m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），树脂加长锚固，破断力230 kN，锚杆间排距800 mm；WX220/3.0型钢带宽为220 mm，长4250 mm（轨道巷长3750 mm），厚3 mm；采用菱形金属网护顶；单根钢绞线锚索，长6.3 m，首采面安设在巷道顶脊线处，间距1.6 m。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508 mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30度角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5050 mm、5.51.1m。（2）巷帮支护锚杆直径22 mm，长度2.4 m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），树脂加长锚固，破断力230 kN，锚杆间排距800 mm；锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成15。帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟顶支护。7 井下运输7.1概述7.1.1矿井设计生产能力及工作制度矿井设计生产能力1.8Mt/a，设计可采储量18307.18万t，考虑到储量备用系数，设计服务年限72.65a。为减轻井下工人负担，矿井设计采用“四六制”，“三采一准”作业方式。每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。7.1.2煤层及煤质矿井主采8号煤层，首采区煤层倾角1115，平均12，平均厚度5.0 m，容重1.40 t/m，矿井矸石的容重为2.6t/ m3。根据矿井精查、详查及补充勘探结果，本矿井属低瓦斯矿井；根据煤尘爆炸试验，8号煤层各煤类均无煤尘爆炸危险。按煤炭资料勘探规范中煤层自燃倾向等级分类标准：各煤层均为不易自燃不自燃。根据矿井资料可知，-600水平以下的8号煤层的自燃发火期为16个月，自燃难易程度为不自燃煤。7.1.3井下运输（1）运输距离和货载量从回采工作面到井底车场，斜巷最大运输距离1300m，平均运距1100m；轨道大巷最大运距2500m，平均运距1000m。矿井设计生产能力1.8 Mt/a，设计日产量5455t。运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输系统中，运送人员应尽量缩短运送时间，提高效率，并保证有充分的安全性能；运送设备和材料时，应使系统安装简单，装卸工作机械化，按照计划和工作面装备计划进行运输，并尽可能进行无转载运输。首采带区工作面辅助运输量如表7.1所示。表7.1 带区辅助运输量人员/人/班正常生产安装、搬迁材料设备/t/班材料设备/t/d工作面支架/架/d工作面设备/t/d30314016015（安装）25（搬迁）150（安装）250（搬迁） （2）运输方式本矿井为大型矿井，主要运输采用胶带输送机运煤，属连续运输设备，其运输能力大，阻力小，运行平稳，且可适应煤层倾角和运输长度的要求。辅助运输铺设轨道，采用架线电机车牵引矿车运输，运输能力大，调度方便灵活，且可适用一些大型机械的特殊运输。其中，人员乘坐罐笼下井，到达井底车场换乘人车至工作地点；材料与设备经罐笼或平板车装运下井，在井底换装站经矿车转运至各地点；掘进出矸则由轨道矿车运至井底，经副井提升至地面。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，由牵引车牵引至工作地点，其中采煤机直接由专用平板车送到采面就位。（3）运输系统运煤运输斜巷中铺设胶带输送机，采煤工作面的运煤路线为：8201工作面刮板输送机运输斜巷转载机、破碎机运输斜巷胶带输送机条带煤仓西翼运输大巷胶带输送机主运输石门井底煤仓主井箕斗地面；运送材料和设备地面副井-600 m井底车场西翼轨道进风大巷轨道斜巷8201工作面；掘进排矸胶带运输大巷和轨道大巷均为岩石大巷，前期在西翼掘出井底车场，大巷和中央风井连通后，即可沿煤层掘出8201工作面轨道斜巷和运输斜巷，之后随采随掘大巷，初期矸石量不多，直接经副井排出地面；后期矸石可充填采空区或者排入废弃巷道等。运送人员地面副井井底车场换乘站轨道进风大巷各个工作地点。7.2 带区运输设备的选择7.2.1 矿井运输设备选型应遵循以下原则：（1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下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行和不连续性，要采取一些缓冲措施如设置煤仓或者储车线等；（3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出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 设备选型及能力验算（1）运煤设备带区运输设备选型如表7.2所示：表7.2 带区运输设备设备名称规格型号运输能力/t/h功率/kW数量单位刮板输送机SGZ-764/32090021601台转载机SZB-830/18011002901台 破碎机PCM11011001101台 胶带输送机SSJ1200/M120031601台运煤系统中，工作面刮板输送机、斜巷中的转载机和破碎机、可伸缩胶带输送机等设备能力要大于最大采煤机生产能力，且考虑生产不均衡系数，由工作面向外直接加大。工作面生产能力455t/h，由上表可知，运输能力能满足生产工作面要求。（2） 辅助设备轨道斜巷辅助运输采用无极绳绞车，利用钢丝绳循环往复运输，牵引固定在钢丝绳上的车辆或其他设备前进，主要由绞车、张紧装置、梭车、尾轮、轮组构成，配套部分有电器、钢丝绳、通讯等，其维护量小，结构简单，运输线路内不经转载可直接达到运输地点，为连续运输，广泛应用于综采工作面巷道的两个顺槽以及采区运输斜巷起伏角度不大于20的巷道中。本矿井煤层倾角平均12，选用绞车型号为JEB37BJ，轨距为600mm，其他参数如表7.3所示：表7.3 JEB37BJ型无极绳绞车参数牵引力/kW巷道最大坡度/钢丝绳电动机最大运距/m直径/mm速度/m/s功率/kW额定电压/v50202000220.6376607.3 大巷运输设备选择7.3.1 大巷煤炭运输方式的选择（1）选择原则 大型矿井条件适宜，技术经济合理时，大巷煤炭运输应选用带式输送机；大巷钢丝绳牵引带式输送机可兼作行人，但必须符合煤矿安全规程第三百七十五条规定；大巷运煤系统采用巷道运输时，应根据运量、运距和环境要求，选择机车和矿车。 （2）运输方式的选择大巷煤炭运输常用的设备使用条件和优缺点看表7.4。目前，大中型矿井集中化程度普遍提高，高产高效矿井相继产生，大巷运输的瞬时强度和连续运量有较大差别，此外，考虑到运输效率及自动化程度的改善与提高，结合表7.4，确定大巷煤炭运输采用SSJ1200/M(A)钢绳芯胶带输送机，胶带宽度B=1200mm，运输能力为1200t/h，符合运输能力要求，其特征参数参看表7.5。表7.4 大巷煤炭常用设备运输方式运输机械适用条件优缺点输送机普通胶带运距较短的中小型矿井连续，运量大；单台运距不能过长钢绳芯胶带大中型狂进长距离运煤长距离、运量大、连续；不能运行大坡度轨道架线式在35坡度上运行，无瓦斯爆炸危险多品种多环节运输，能力大，不能运行于大坡度蓄电池式在35坡度上运行，有瓦斯爆炸或煤与瓦斯突出危险多品种多环节运输，能力大，不能运行于大坡度 表7.5 SSJ1200/M(A)型带式输送机技术特征表输送量/t/h1200输送长度/m1500带速/m/s2.5传动滚筒直径/mm800输送带类型尼龙整芯阻燃带托辊直径/mm133输送带宽度/mm1200储带长度/mm1007.3.2大巷辅助运输方式选择（1）一般要求辅助运输系统设计，应减少辅助运输环节及多次倒运，提高运输效率；运输设备的选择应能满足辅助运输人员、物料、运距等的要求，应适应巷道倾角变化；运输车辆的选择，应根据运输方式，运输的材料和设备的类型确定，应配备运输各种材料、设备的专用容器、集装箱及人车。（2）运输方式的选择设计矿井大巷与条带斜巷均用综掘机掘进，回采工作面为大功率采煤机开采，采掘面用人用料相对较少，而采掘推进速度加快，需要一种方便、灵活机动和快捷的运输方式与之相配套，电机车是与之相配套的有效运输方式，它的运输能力大，适应能力强，为不同地质条件，有效利用工时，为实现快速采掘提供有利条件。故辅助运输采用架线式电机车牵引平板车或矿车等运输，井底车场设置人员换乘车站。本矿井设计选用单机架线机车，型号ZK10-6/250；1.0t固定车厢式矿车，型号MG1.1-6；3t平板车型号MPC2-6；人车型号PRC12-6/6。井下辅助运输各车辆基本参数及尺寸分别见表7.6，表7.7，表7.8，表7.9，表7.10。表7.6 ZK10-6/250型电机车技术特征表型号粘着质量/t轨距/mm最大速度/km/h数量/辆电动机ZK10-6/25010600252型号电压/v功率/kWZQ-2125021表7.7 MG1.1-6固定式矿车基本参数及尺寸型号装载量/t轨距/mm数量/辆外形尺寸/mmMGC1.1-61.060034长L宽B高H20008801150表7.8 MLC2-6材料车基本参数及尺寸型号装载量/t轨距/mm数量/辆外形尺寸/mmMLC2-6260015长L宽B高H20008801150表7.9 MPC2-6平板车基本参数及尺寸型号装载量/t轨距/mm数量/辆外形尺寸/mmMPC3-6260040长L宽B高H2000880410表7.10 PRC12-6/6人车基本参数及尺寸型号乘坐人数轨距/mm最大速度/m/s数量/辆外形尺寸/mmPRC12-6/612600310长L宽B高H4460102415207.3.3运输能力验算（1）主要运输设备回采工作面到大巷各运输设备运输能力如表7.11所示。由表7.11可知，从工作面到大巷位置，各主要运输设备的运输能力均远大于工作面的生产能力，故选型符合运输设备生产能力配套的规定。表7.11 主要运输设备运输能力一览表设备名称规格型号运输能力/t/h刮板输送机SGZ-764/320900转载机SZB-830/1801200破碎机PCM1101100斜巷胶带输送机SSJ1200/M1200大巷胶带输送机SSJ1200/M1200（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，兼顾其它固定工作地点的人员运输，确定最大班需运送人员为31人，所选人车可以满足人员运送要求。正常生产期间材料设备运量为每班40t，斜巷最大运距为1400m，大巷最大运距为150m，平均行车速度斜巷取1.0m/s，大巷取3m/s，装卸载、调车及等车时间每次取30min，则牵引电机车每班可运行6次，所选10t牵引电机车每班运输能力为60t，大于每班运量，可以满足材料设备的运输要求。8 矿井提升8.1 概述 矿井设计生产能力1.8Mt/a，服务年限为72.65a，煤的容重为1.40t/m3，矸石容重为2.5t/m3。矿井工作制度为“四六制”，“三采一准”的作业方式。提升设备年工作日为330d，日工作小时数为16h。最大下班人数为51人。 各开拓方案进行详细技术经济比较之后，矿井设计采用立井单水平加暗斜井开拓，立井水平标高-600m，暗斜井延深水平-800m，主立井直径6.5m，深度653m，净断面积33.18m，采用一对12t箕斗提升，副立井直径7.7m，深度638m，净断面积46.56m，采用一对3t双层单车罐笼提升。 井下煤炭运输采用胶带输送机运输，辅助运输采用10t架线式电机车牵引1.0t固定厢式矿车。 矿井属于低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量为1.732m3/t，煤尘具有爆炸性危险，-600水平以下的8号煤层的自燃发火期为16个月，自燃难易程度为不自燃煤。 由于本矿为大型矿井，故采用多绳、塔式布置。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。8.2 主副井提升8.2.1 主井提升系统 （1）提升容器选型 根据矿井设计生产能力并考虑为以后矿井生产能力留有足够的余地，选用有效容积为17.6m3的JDS16/1504型箕斗，其主要技术特征见表8-1。表 8-1 箕斗技术特征项目单位技术特征型号JDG16/1504名义载煤量t16有效容积m317.6箕斗自重t17.8最大终端载荷KN600最大提升高度m1000罐笼尺寸mm52901674提升钢丝绳数量根4直径mm31-40绳间距mm300尾绳悬挂装置最大允许载荷KN300 （2）提升钢丝绳选型 提升钢丝绳采用圆形股钢丝绳187，参考重力44.76N/m，钢丝直径为34mm，抗拉强度为1.7kN/mm2，钢丝绳破断力总和813.5KN。尾绳为等重尾绳与提升钢丝绳采用相同型号。 （3）提升机选型 采用洛阳矿山机械厂生产的JKM-4/4型提升机，其主要技术特征见表8-2。表8-2 主井提升机技术特征项目单位技术特征型号JKM-4/4主导轮直径mm4导向轮直径mm3最大提升速度m/s14钢丝绳最大静拉力KN600最大静拉力差KN180绳间距mm300减速器规格ZHG-100速比10.5电动机转速r/min590功率kw2500传动方式单电机导向轮变位重力KN20.1旋转部分变位重力（除电机与导向轮）KN175.8外形尺寸（长宽高）m7.5123.5 （4）提升能力验算 提升高度 H=HS+HZ+HX （8.1） 式中：H提升高度，m； HS矿井深度，633 m； HZ装载高度，20 m； HX卸载高度，15 m。 则H=518 m。 经济提升速度 Vm=0.4H0.5 （8.2） 式中：Vm经济提升速度，m/s。 则Vm=10.3 m/s。 一次提升估算循环时间 TX=Vm/a+H/Vm+t1+t2 （8.3） 式中：TX一次提升循环估算时间，s； a初估加速度，取0.8 m/s； t1箕斗低速爬行时间，一般取10s； t2箕斗装卸载休止时间，一般取10s。 则TX=97.6 s。 小时提升次数 Ns3600/TX （8.4） 式中：Ns小时提升次数。 则Ns=36 次。 小时提升量矿井设计生产能力1.8 Mt/a，小时提升量根据下式计算： AS=Anccr/BnTv （8.5） 式中：AS小时提升量，t； An设计年产量，1.8 Mt/a； c提升不均衡系数，1.15； cr提升富裕系数，1.2； Bn年工作日，330 d； Tv日提升时间，16 h。 则小时提升量： AS=1.21061.31.3/(33016) =470.45 t 一次合理提升量 一次合理提升量根据下式计算： Q=As/Ns （8.6） 式中：Q一次合理提升量，t； 则Q=13.1t，所选箕斗名义载煤量为16 t，故可以满足矿井正常生产需求。 （5）装载设备 主井配套采用 ZLGY-16 液动计量装载设备。 （6）安全验算 根据我国煤矿安全规程对提升钢丝绳的安全系数要求升降物料时安全系数规定为：ma7.2-0.0005Hc (8-9) 式中:： Hc钢丝绳悬垂长度，m 故本矿井安全系数最低允许值为6.9885，设计钢丝绳提升是安全系数为8.093823符合规程要求。 多绳摩擦提升的主要矛盾是防滑，当钢丝绳与衬垫间的比压超过一定数值时，由于存在蠕动的缘故，衬垫将很快磨损，摩擦因数降低，致使钢丝绳滑动，产生安全隐患，因此必须控制衬垫比压，以保证摩擦因数的稳定。 本矿井采用聚胶酯衬垫，比压允许值为200N/cm2，设计主井提升钢丝绳与衬垫比压为188.1253 N/cm2符合要求。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5h； 要考虑能运送井下最大尺寸为液压支架和最重部件； 单层罐笼升降人员，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）提升容器选型 根据以上选型原则及辅助运输设备决定选用型号为GDG1.5/6/2/4k的一对1.5吨矿车双层四车罐笼，其主要技术特征见表8-3。表8-3 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MGC1.7-6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罐笼尺寸mm52901674提升首绳数量个6/4直径mm33/39.5尾绳数个3/2 （3）钢丝绳选型 提升钢丝绳采用圆形股钢丝绳67，参考重力38.57N/m，钢丝直径为32mm，抗拉强度为1.7kN/mm2，钢丝绳破断力总和686.5kN。尾绳为等重尾绳与提升钢丝绳采用相同型号。 （4）提升机选型 采用洛阳矿山机械厂生产的JKM-3.25/4型提升机，其主要技术特征见表8-4表8-4 主井提升机技术特征项目单位技术特征型号JKM-4/4主导轮直径mm3.25导向轮直径mm3最大提升速度m/s14钢丝绳最大静拉力KN450最大静拉力差KN140绳间距mm300减速器规格ZG-90速比10.5电动机转速r/min590功率kw1800传动方式单电机导向轮变位重力KN30.6旋转部分变位重力（除电机与导向轮）KN136外形尺寸（长宽高）m7.68.53（5）安全验算根据我国煤矿安全规程对提升钢丝绳的安全系数要求升降人员时安全系数规定为： ma9.2-0.0005Hc (8-10) 式中： Hc钢丝绳悬垂长度，m 故本矿井安全系数最低允许值为9.006，设计钢丝绳提升是安全系数为11.7006608符合规程要求。本矿井采用聚胶酯衬垫，比压允许值为200N/cm2，设计副井提升钢丝绳与衬垫比压为117.2046 N/cm2符合要求。9 矿井通风及安全9.1矿井地质、开拓、开采概况9.1.1矿井地质概况孔庄煤矿地处江苏省沛县和山东省境内，在沛县城北4km处，位于大屯矿区的最南端，是全掩盖区。南与沛县沛城矿、北与徐庄矿毗邻，东与山东枣庄矿务局接壤。井田范围：西起徐沛铁路，东至原刘仙庄断层位置，南以21号煤层露头为界，北到7号煤层-950m水平垂直投影。井田东西走向13.0km，南北宽约3.4km，面积约46.8km2。煤厚3.85.3m，平均5.0m，赋存比较均匀；倾角1115，平均倾角为12。本矿井设计生产能力1.8Mt/a，矿井最大绝对瓦斯涌出量4.373m3/min，最大相对瓦斯涌出量1.732m3/t，根据煤矿安全规程规定，矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。据煤尘爆炸测试结果，矿井煤尘无爆炸危险性。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井单水平加暗斜井采带区结合开拓，一水平标高-600m，二水平-800m，为进行高产高效矿井设计开采，并结合本矿井实际情况，在井田内划分两个采区，六个带区。9.1.3开采方法 带区内布置一个综采工作面保产，工作面长度220 m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置两条斜巷。综采工作面生产能力为5455t/d，每日推进度为3.6m，采煤机选用MG650/1400-GWD采煤机，截深0.6 m，采高为3.55.3m，日进6刀。综采支架型号为ZY13000/30/65。为了保证生产正常接替，前期准备8201工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头；后期准备8202工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头和一个北翼胶带运输煤层大巷掘进头。9.1.4变电所、充电硐室、火药库井下大巷采用矿车辅助运输，工作面斜巷无极绳牵引车运输。井底车场设变电所、充电硐室。带区内不设变电所。遇岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.1.5工作制、人数各工作面均采用四六工作制。井下同时作业的最多人数为500人，综采面同时工作最多人数58人。9.2矿井通风系统的确定矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿井主通风机的工作方法）；通风网路。9.2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：（1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；（2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；（3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；（4）总回风巷不得作为主要行人道；（5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.2.2矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-1。表9-1 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多，工业场地布置集中，广场保护煤柱少通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4 km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道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141 m，地表水平标高为+33m左右；煤层为缓倾斜煤层，分六个带区和两个采区，-600m以下煤层自然发火约为16个月，煤尘无爆炸性。根据以上分析，且矿井年产量1.8 Mt，属大型矿井，本设计选用中央并列式通风方式，主井、副井进风，中央回风井回风。9.2.3矿井通风方法的选择通风方法，即矿井主通风机的工作方法。其可分为自然通风和机械通风。矿井机械通风方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：（1）抽出式主扇使井下风流处于负压状态，一旦主扇因故停上运转时，井下风流的压力提高，使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式小。（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。从以上比较看出，抽出式通风具有明显的优点，同时矿井地面地势平坦，不存在小窑塌陷区，表土层比较厚，故矿井采用抽出式通风。9.2.4带区通风系统的要求带区通风总要求：（1）矿井通风网络结构合理；集中进、回风线路要短，通风总阻力要小，多阶段同时作业时，主要行人运输巷道和工作点上的污风不串联；（2）内外部漏风小；（3）通风构筑物和风流调节设施及辅助通风机要少；（4）充分利用一切可用的通风井巷，使专用通风井巷工程量最小；（5）通风动力消耗少，通风费用低。带区通风系统基本要求：（1）每个矿井和阶段水平之间都必须有两个安全出口；（2）进风井巷与采掘工作面的进风流的粉尘浓度不得大于0.5 mg/m3；（3）新设计的箕斗井和混合井禁止作进风井，已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使进风流的含尘量达到上述要求；（4）主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和有毒气体的污染，井口排风不得造成公害；（5）矿井有效风量率应在60%以上；（6）采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿风流通风，电耙司机应位于风流的上风侧，有污风串联时，应禁止人员作业；（7）井下破碎硐室和炸药库，必须设有独立的回风道；（8）主要通风机一般应设反风装置，要求10min内实现反风，反风量大于40%。9.2.5带区通风方式的确定带区通风系统是矿井通风系统的中心，其结构决定着矿井通风系统的最重要的参数和指标（如漏风量，稳定性程度等），因而搞好带区通风是保证矿井安全生产的基础。矿井相对瓦斯涌出量为1.732 m3/t，小于10 m3/t，属于低瓦斯矿井。带区一进一回的通风方式一般可以采用两种方式：分带轨道斜巷进风，运煤斜巷回风；运煤斜巷进风，分带轨道斜巷回风。轨道斜巷进风与运煤斜巷进风的比较：轨道斜巷进风：这种通风方式新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响。带区下部的绞车房易于通风。运煤斜巷进风：由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。运输机设备所散发的热量，使进风流的温度升高。此外，运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。结合以上信息，本设计选用轨道斜巷进风，运输斜巷回风。故工作面宜采用“U”形通风方式。9.3矿井风量计算9.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定通风容易时期和通风困难时期的定义矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。本设计只针对开采8煤层时期：（1）容易时期的采煤方案开采西二带区8201工作面，布置综采一次采全高工作面；准备面8202；斜巷掘进头两个；岩石掘进头一个。（2）困难时期的采煤方案 8煤开采第二水平下山开采西十带区工作面时为通风困难时期：设回收边角煤煤巷掘进头两个。通风容易时期和通风困难时期的通风系统立体示意图见图9.1和图9.2。9.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量各用风地点需风量计算公式或经验数值部分：在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算： （9.1）式中：采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min ； 掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min ； 硐室实际需要风量的总和，m3/min ； 矿井除了采煤、掘进和硐室外的其它井巷需要通风量之和，m3/min； 矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式矿取1.151.2，压入式矿取1.251.3。 （1）采煤实际需要风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算：各个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。 按瓦斯涌出量计算： （9.2）式中：按瓦斯涌出量计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，它是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取=1.21.6；炮采工作面可取=1.42。总进风量按二氧化碳涌出量的计算可参照瓦斯涌出量的计算方法。 已知=1.732 m3/min，=1.5，可得：=1001.7321.5 =259.8 m3/min图9-1 容易时期矿井通风立体图图9-2 困难时期矿井通风立体图按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表9.2的要求：长壁工作面实际需要风量（），按下式计算： （9.3）式中：按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面风速，m/s；第i个采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2 。其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。已知=1.6 m/s，=22 m2，可得：=601.622 =2112 m3/min 表9-2 采煤工作面空气与风速对应表采煤工作面空气温度，C采煤工作面风速，m/s150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5 按人数计算实际需要风量（）；=4 （9.4） 式中：按人数计算实际需要风量，m3/min； 4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min； 第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。 已知=58，可得：=458=232 m3/min取三者中最大值2112 m3/min。按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算0.2560 （9.5）式中：按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min；第i个采煤工作面的平均面积，m2 。按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量（）；240 （9.6）已知=22m2，=2112 m3/min，可得：330 m3/min5280 m3/min由风速验算可知，=2112 m3/min符合风速要求。（2）备用面需风量的计算按下式计算： =0.5 （9.7）式中：备用工作面所需风量，2112 m3/min。所以：备用工作面所需风量为：=0.52112=1056 m3/min。（3）掘进工作面风量计算各掘进工作面所需风量计算如下：按沼气涌出量计算： 根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1的要求计算。即： （9.8） 式中：第i个掘进工作面实际需风量，m3/min； 该掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min； 该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.52； 已知=1.732 m3/min，=1.6，可得：=1001.7321.6=277.12 m3/min按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （9.9） 式中： 按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min； 4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min； 第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。 可得=240 m3/min 由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=277.12 m3/min（4）硐室需要风量的计算硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。因为本矿只有火药库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验值取得：大型爆破材料库为100150 m3/min，中小型爆破材料库60100 m3/min，采区绞车房及变电所为6080 m3/min，充电硐室按经验给100200 m3/min。 结合本矿实际，取火药库实际风量为130 m3/min，绞车房实际风量为70 m3/min，变电所实际风量为70 m3/min，充电硐室为150 m3/min。（5）其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算： （9.10）式中：按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min； 该巷道瓦斯绝对涌出量，m3/min； 该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.21.3； 已知=5 m3/min，=1.2，可得； =13351.2=798 m3/min（6）矿井总风量综上，考虑到矿井通风系数，取=1.2，结合公式（9.1），通风容易、困难时期矿井总风量计算如下： 容易时期：=2112+1056+277.123+（130+70+70+150）1.15 =5082.2 m3/min 困难时期：=2112+1056+277.122+（1302+702+702+150）+7981.2 =5627.2 m3/min根据矿井人数计算，按下式计算： （9.11）式中：根据矿井人数计算需风量，m3/min； 井下同时工作的做多人数； 风量备用系数；已知=500人，=1.5，可得：=45001.5=3000 m3/min两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为5303.2 m3/min，通风困难时期为5627.2 m3/min。9.3.3风量分配配风的原则和方法：根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。（1）综采工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%：综=21121.2=2534.4 m3/min（2）准备工作面：备=10561.2=1267.2 m3/min（3）煤巷掘进工作