永城陈四楼煤矿1.2Mta新井设计含5张CAD图.zip
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永城陈四楼煤矿1.2Mta新井设计含5张CAD图.zip,永城,陈四楼,煤矿,1.2,Mta,设计,CAD
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目录1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1矿区地理位置11.1.2自然地理概况11.1.3矿区开发历史及生产建设规划11.1.4矿井建设的外部条件11.2 井田地质特征31.2.1地层31.2.2地质构造31.2.3水文地质52 井田境界与储量82.1井田境界82.2 矿井工业储量82.2.1构造类型82.2.2 矿井工业储量的计算及等级圈定82. 3 矿井可采储量102.3.1各种煤柱损失计算102.3.2矿井可采储量计算113 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限123.1矿井工作制度123.2矿井设计生产能力及服务年限123.2.1矿井设计生产能力确定依据123.2.2矿井设计生产能力133.2.3矿井的服务年限133.3井型校核144 井田开拓144.1井田开拓的基本问题144.1.1井筒形式的确定154.1.2 开采水平的确定、采（带）区划分164.1.3方案比较174.2矿井基本巷道204.2.1井筒204.2.2井底车场及硐室214.2.3主要开拓巷道305 准备方式带区巷道布置305.1煤层地质特征305.1.1带区位置305.1.2带区煤层特征305.1.3煤层顶底板岩石构造情况315.1.4水文地质315.1.5地质构造315.1.6地表情况315.2 带区巷道布置及生产系统315.2.1带区准备方式的确定325.2.2带区巷道布置325.2.3带区生产系统335.2.4带区内巷道掘进方法345.2.5带区生产能力及采出率346 采煤方法356.1采煤工艺方式366.1.1带区煤层特征及地质条件366.1.2 采煤工艺方式选择366.1.3回采工作面参数366.1.4回采工作面采煤机、刮板输送机选型376.1.5采煤工作面支护方式396.1.6端头支护及超前支护方式416.1.7各工艺过程注意事项426.1.8采煤工作面正规循环作业436.2 2106首采工作面回采巷道布置456.2.1回采巷道布置方式456.2.2回采巷道参数457 井下运输507.1概述507.1.1矿井设计生产能力及工作制度517.1.2煤层及煤质517.1.3运输距离和货载量517.1.4矿井运输系统517.2带区运输设备选择527.2.1设备选型原则527.2.2带区设备的选型527.2.3带区运输能力验算547.3大巷运输设备选择548 矿井提升558.1矿井提升概述558.2主井提升568.2.1箕斗568.2.2提升机568.2.3钢丝绳技术特征568.2.4提升能力验算578.3副井提升589 矿井通风及安全599.1矿井地质、开拓、开采概况599.1.1矿井地质概况599.1.2开拓方式609.2矿井通风系统的确定609.2.1矿井通风系统的基本要求609.2.2矿井通风方式的选择609.2.3矿井通风方法的选择619.2.4带区通风系统的要求619.2.5带区通风方式的确定629.3矿井风量计算629.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定629.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量639.3.3风量分配669.4矿井阻力计算679.4.1计算原则679.4.2矿井最大阻力路线679.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力：689.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔689.5选择矿井通风设备729.5.1选择主要通风机729.5.2电动机选型759.6安全灾害的预防措施759.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施759.6.2预防井下火灾的措施769.6.3防水措施7610 设计矿井基本技术经济指标76参考文献78致谢791 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置永城矿区陈四楼井田位于河南省永城市境内，为城厢、陈集、顺和乡所辖。井田中心南距永城老县城8 km；地理坐标：东经1162220，北纬300035。矿区北靠陇海铁路，东临京沪铁路，青（龙山) 阜（阳）铁路从矿区东南约20 km处穿过，西有京九铁路商阜段。永城老县城距商丘车站95 km，至徐州车站97 km，宿州车站74 km，其间均有柏油公路相连。区内主要村镇之间亦有简易公路相通，交通运输堪称方便。详见矿区交通位置图1-1。1.1.2自然地理概况井田位于黄淮冲积平原东部，地势低洼平坦，自西北向东南微微倾斜，地面标高+32.49 m 至+36.50 m，一般在+32 m至+35 m之间，相对高差3 m左右。地表广为巨厚的新生界松散冲积物所覆盖。区内地表水系不甚发育，最大的河流沱河在井田南部2 km处流过。井田内用于灌溉的沟渠纵横交错。沱河属淮河水系，发源于商丘市东北之响河，向东南流入安徽省的新汴河，全长120 km，其流量受大气降水控制，年平均流量12 m3/s，有记载的最大流量384 m3/s（1963年）。本区属半湿润、半干旱的大陆性气候，冬春干早，夏秋多雨，四季分明。据永城县气象站资料：气温：19741984年观测，月平均最高气温26.89 （7月份），最低-0.32 ，年平均卫14.3 。日最高气温41 (1959年7月30日)，最低-19 (1957年2月21日)。降雨量：最大降雨量1022.5 mm（1977年），最小为630.4 mm，年平均813.6 mm；日最大降雨量207 mm(1957年7月I4日)，一次最大降雨量为443.4 mm ( 1965年7月5日18日)。蒸发量：历年最大蒸发量1985.7 mm（1978年），最小1603.2 mm，(1975年)，平均1745.4 mm。相对湿度平均68%73.16%。冬春季多西北风，夏季多东北风偶有东南风，最大风速183 m/s(1982年4月21日)。每年12月至翌年3月为降雪和冰冻期，最大冻土深度19 cm。据中国地震烈度表载，本区属六度地震区.河南省地震局受永城煤炭工业联合公司委托，提出“永城县地震基本烈度鉴定意见书” （84）豫震烈字第002号文)，该文在分析了地质构造及本区地震史之后，认为.“本区不可能发生六级左右地震，主要是受邻区强震影响，其地震基本烈度六度是最适宜的。”又提出“鉴于永城煤炭储量丰富，现已投入建井，将来发展远景可观，据此建议，对特别重要的工程和建筑物，可提高1度设防。”煤炭部基建司对陈四楼矿井方案设计审查意见明确：“建筑物地震烈度均按6度设防，但对六大要害系统按7度的构造措施设计。”1.1.3矿区开发历史及生产建设规划矿区现有生产矿井葛店煤矿、新庄煤矿、车集煤矿等8处。另外，矿区已经逐步形成了煤矿产业链，除部分大件煤矿机械外，基本可以满足煤矿建设需要。1.1.4矿井建设的外部条件矿井工业场地至矿区集配站的铁路专用线正线里程15.86 km。新、老两条永砀公路，分别自工业场地两侧经过，将矿井工业场地与铁路干线和土产材料产地连通，交通条件较好。矿井永久电源由永城220 kV变电站供给。地方集资兴建的永城110 kV变电站，可作为本矿井建井期的施工电源。为确保施工安全，另一回电源可取自新庄矿井。矿区热电站应尽快建设。经初步勘探证实，上第三系孔隙承压水，无论其水量和水质均可满足本矿井永久水源的要求。矿区北部的芒山生产白灰、石子、料石等土产材料。水泥、钢材木材等建材亦可通过公路运至本矿。矿井建设的外部条件比较优越、可靠。1.2 井田地质特征1.2.1地层永城煤田为华北型沉积，地层分区属华北区、鲁西分区、徐州小区的范畴。本井田无基岩出露，全都被新生界冲积层所覆盖，缺失上奥陶统至下石炭统、三迭系至第三系古新统两段。钻探揭露的基岩地层上至石千峰组（平顶山砂岩)，下至中奥陶统马家沟灰岩，厚度约1100 m。自下而上叙述如下:1、中奥陶统马家沟组(O2m)，由白云质灰岩、灰岩组成，井田内揭露厚度3045.20 m。2、石炭系(C23)，假整合于中奥陶统之上；中统本溪组（C2b)，由铝质泥岩及山西式铁矿组成，厚度222 m，平均8.78 m；上统太原组（C3t），由911层薄至中厚层状灰岩和泥岩、砂质泥岩及粉、砂岩组成，间夹不可采煤层35层，厚度93164 m，平均133 m；3、二迭系(P)，揭露厚度961.2 m，下统齐全，上统K6标志层以上多被剥蚀；下石盒子组（P1x），厚度48.63112.27 m，平均74.92 m，由泥岩、砂质泥岩、砂岩及三煤组组成，以K5砂岩标志层底界与上石盒子分界；山西组（P1S），厚度89.94131.78 m，平均106.43 m，由泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成。二2煤层赋存于中部，下以K3灰岩标志层顶界与石炭系分界，上以K4鲕状铝质泥岩底界与下石盒子组分界；上石盒子组（P2s），钻孔穿见厚度728.98 m，共分四段，每段底部都以一层稳定的砂岩标志层相分界（K5K9），其基岩组成也是以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及砂岩为主，不含具有工业价值的煤层。4、新生界（R2）井田内覆盖层中，仅有上第三系和第四系，缺失下第三系。厚度300430 m，平均348.73 m。由粘土、亚粘土、亚砂土及中、细、粉砂交互成层。上第三系为河湖相沉积，直接覆盖于古生界之上。详见井田地层划分表1-1。（后附矿井综合柱状图）1.2.2地质构造新华夏体系及东西向构造构成永城煤田的骨架，本煤田有永城背斜及北部的孔庄芒山背斜组成。陈四楼井田位于永城隐伏背斜之西冀，大致呈单斜构造，总体走向NNW，倾向SWW。受多期构造运动的影响，褶曲、断裂均较发育。表1-1 井田地层划分表地层系统厚度（m）最小-最大界系统组段符号标志层代号平均新生界第四系|第三系R2300-430348.73古生界二叠系上二叠统石千峰组P2Sh1K9残厚51上石盒子组四P2S4K8172三P2S3K7200二P2S2K6233P2S1K581.65-150.68124.08下二叠统下石盒子组P1xK448.53-112.2774.92山西组P1s 89.94-131.78 106.43石炭系上统太原组CatK3 K2123.09-201.86151.54中统本溪组CabK12.0-22.08.78奥陶系中统马家沟组Ozm揭穿40表1-2 断层特征及控制情况断层延展方向倾角（）长度（m）落差（m）可靠度编号性质F1正东西531900.5033AF2正东西70800.1410AF3a正东西59566.800-27AF3b正东西59950.5327BF4正东西58-682004.4617-107B地层倾角在露头处局部较大，向深部逐渐变小，一般为310，局部1015。1、褶曲井田内褶曲比较发育，近东西向的自南向北有八里庙向斜、吕庄向斜等。2、断裂井田内断裂构造均为正断层，据葛店煤矿井下及芒山地表所见，推定断层面倾角均为70。发现并已被控制的断层 4条，以NNE向断裂为主，近东西向断裂也较发育。断层情况详见表1-2。3、岩浆活动据侧定，井田内岩浆岩活动大致有两个期次：基性岩为华力西运动晚期产物；酸性岩为燕山运动早晚期产物。基性岩主要为辉绿岩，一般在三煤组中顺煤层侵入三4、三、三5煤层中，呈岩脉或岩席产出；酸性岩主要为闪长岩类及花岗岩类，呈岩墙及岩席产出。受岩浆岩侵入影响地段，使煤层结构复杂，或变为天然焦，降低了煤层的经济价值。1.2.3水文地质1、含水层及隔水层特征自上而下分为四个含水组：1）新生界孔隙含水组：区内松散地层沉积为冲积及湖积，其厚度受古地形影响而东薄西厚、南薄北厚。含水砂层一般为112层，平均厚86.34 m。浅部以大气降水垂直渗入为主，中部及深部以水平侧向渗透为主。属孔隙承压水，不易疏干，q=0.0047.0 /sm，K=0.623 m/d。含水砂层之间及其与基岩之间有厚度比较稳定的粘土层，形成天然的隔水屏障，局部地段与基岩处有透镜状砂层，即所谓“天窗”，对浅部开采会具有一定影响。2）二迭系砂岩裂隙，孔隙含水组：主要由上、下石盒子组及山西组砂岩裂隙孔隙承压水组成，其补给方式以水平侧向渗透补给为主，渗透能力差，富水性弱，迳流滞缓，静储量为主，易于疏干。q=0.1213 /sm，K=0.5683.91 m/d，水质类型为SO4-Na。3）石炭系灰岩岩溶裂隙含水组：主要含水岩层为石灰岩(11层)。灰岩以L2、L3、L4、L7、L8、L9、L10七层比较稳定，岩溶裂隙比较发育，但多被泥质或钙质充填。补给方式为远方侧向渗透。q=0.0006852.068 /sm，K=0.004927.473 m/d。水质类型SO4CaNa，矿化度2 g /l。4）奥陶系岩溶裂隙含水组：区域范围内，在安徽省闸河煤田东西两侧出露，本煤田仅在芒山有局部出露。岩溶发育，富水性强。补给方式以远方水平渗透为主。=0.00068515.7 /sm，0.0027.473 m/d。水质类型SO4CaNa，矿化度2.2064.43 g/l。2、井田水文地质条件本井田水文地质类型为中等简单，其主要依据是：1）直接充水含水层，三煤层和二煤层顶板砂岩含水性弱，单位涌水量一般小于0.01 /sm，为简单类型；2）上复新生界含水层与基岩界面之间有厚度大于30 m的粘土层阻隔，正常地段对煤系地层无充水作用；3）下伏太原组灰岩含水层与二2煤层之间有砂岩和泥岩组成的隔水层，厚度在50 m以上，正常地段二2煤层的开采不存在底板突水的威胁；4）井田内断层富水性及导水性弱，q0.001 /sm；5）主采煤层顶底板岩层稳定；6）矿床远离地表水体。3、矿井预计涌水量井田南部和西部均以断层构成阻水边界，东部煤层露头与粘土隔水层相接，只有北界F1断层使二2煤与对盘太原组灰岩相接，可视为弱补给边界。表1-3各煤层特征表表1-4主采煤层煤质特征表通过采用“集水廊道”法计算，矿井预计正常涌水量894 m3/h（其中：K5砂岩328 m3/h，三煤组291 m3/h，二煤组275 m3/h）；最大涌水量1200 m3/h。煤层及夹歼厚度解释的准确性，审查中有较多见煤点测井资料降级。1980年前钻孔封孔质量不好，1980年后封孔质量有所改进，但也难作出评价。设计建议:（1）对于先期开采地段的地质遗留问题补充部分勘探工作 (见第二章第三节)，列为基本建设投资。（2）地震解释断层F3、F4，应在生产勘探中证实（3）对封孔质量问题，生产建设中应引起注意，及时采取有效措施，以预防因封孔质量不好而造成水害。2 井田境界与储量2.1井田境界“永城矿区总体设计”及井田精查地质勘探所确定的井田境界为：东起二2煤层露头线，西至F2断层；南到二2煤层露头线。井田南北走向长5.6km8.15km，东西宽1.5km4.59km，井田面积约26.13km2。陈四楼矿整个井田由以下8个拐点组成，它们的坐标如下表所示：表2-1 井田境界拐点坐标表点号纬度X坐标经度Y坐标点号纬度X坐标经度Y坐标13767000.0039441000.0053762298.0039445586.0023761500.0039441000.0063764730.0039444057.0033758845.0039443500.0073765000.0039443500.0043758940.003944500.0083767000.0039443500.002.2 矿井工业储量2.2.1构造类型煤层倾角一般为425，煤层赋存稳定，褶曲与断层均较发育，无岩浆活动，为中等构造地区，属于第二类。2.2.2 矿井工业储量的计算及等级圈定矿井工业储量是指在井田范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚。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。二2号煤层为可采煤层，煤层可采厚度3.005.10m，平均4.5m。用块段法计算地质储量。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可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，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。块段划分如图2-1所示。根据煤炭工业设计规范，求得以下各储量类型的值：（1）矿井地质资源量矿井地质资源量可由以下等式计算：（2-1）式中：矿井地质资源量，Mt；煤层平均厚度，m；煤层底面面积，m2；煤容重，t/m3。将各参数代入（2-1）式中可得表2-2，所以地质储量为：图2-1 块段划分示意图表2-2 煤层地质储量计算煤层块段倾角/()块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3总储量/Mt二216.74.204.51.40138.80212.52.204.51.4036.92.204.51.40406.804.51.40516.64.004.51.40602.364.51.402）矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，90%的是经济的基础储量，10%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。矿井工业储量可用下式计算：（2-2）式中 Zg矿井工业资源/储量；探明的资源量中经济的基础储量；控制的资源量中经济的基础储量；探明的资源量中边际经济的基础储量；控制的资源量中经济的基础储量；推断的资源量；可信度系数，取0.70.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定的矿井，取0.7。该式取0.8。因此将各数代入式2-2得：Zg=136.025（Mt）2. 3 矿井可采储量计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失：1）工业广场保护煤柱；2）井田边界煤柱损失；3）采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；4）建筑物、河流、铁路等压煤损失；5）其它各种损失。2.3.1各种煤柱损失计算(1)井田边界保护煤柱根据陈四楼矿的实际情况，井田边界保护煤柱取30 m 宽，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算。（2-3）式中：P井田边界保护煤柱损失，万t。H井田边界煤柱宽度，30m；L井田边界长度，19300m；m煤层厚度，二2煤层平均为4.5m，r煤层容重，二2 煤为1.40t/ m3；代入数据得：（2）断层保护煤柱(2410+580+1304) 4.5201.4=10.39Mt（3）工业广场保护煤柱工业广场的占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-4-1。表2-3 工业广场占地面积指标表井型/Mta-1占地面积指标/ha0.1Mt-12.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8矿井井型设计为1.2Mt/a，因此由表2-3-3可以确定本设计矿井的工业广场为0.144km2。建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程第14条和第17条规定工业广场属于级保护，需要留设15m宽的围护带。本设计选定工业广场长为400m，宽为350m，新生界松散层厚度90 m，结合本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角（表2-4-2）采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失。表2-4 岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m松散层厚度/m-560 16.454.59041757067根据垂直剖面法所作的工业广场保护煤柱的尺寸计算，如图2-1所示：保护煤柱的水平面积：;则工业广场压煤为：（4）永久保护煤柱总量为：2.3.2矿井可采储量计算可采储量的计算公式为：式中：Z矿井可采储量，万t；Zc矿井工业储量，万t；Q永久煤柱损失，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。图2-2工业广场保护煤柱所以本矿井的可采储量为：矿井储量汇总见表2-5表2-5 矿井储量汇总表煤层工业资源储量/Mt矿井资源储量/Mt永久煤柱损失/Mt设计可采储量/Mt二274.9537.4811.10136.0315.1296.7243 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度本矿井年工作日为330天，采用“三八”工作制，即二班采煤，一班检修，每班工作8小时。根据煤炭设计规范，矿井日净提升确定为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤质、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生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。陈四楼矿的实际情况：地质构造相对较简单，储量丰富，煤层赋存较稳定，为缓倾斜煤层，单水平上下山开拓，主采二2煤层，平均厚度为4.5m；瓦斯和水涌出量较小，采用综采放顶煤的开采方法。所以根据以上条件和陈四楼煤矿的最初设计，确定本矿井的年设计生产能力为120万t。3.2.3矿井的服务年限根据矿井实际的地层和煤层特征，本矿井主采二2层煤，平均厚度4.5m，平均倾角9，赋存较稳定，为两水平开拓。水平服务年限的计算公式：式中：T水平服务年限，a；Z可采储量，967.24万t；A矿井设计年生产能力，120万t；K矿井备用系数，取1.5。所以矿井的服务年限为：服务年限符合要求。参看表3-1。表3-1 我国各类井型的新建矿井和第一水平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）第一水平设计服务年限煤层倾角456及以上70353-560301.2-2.4502520150.45-0.9402015103.3井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：1）煤层开采能力井田内有二2煤层可采，总煤厚4.5 m，为厚煤层，赋存稳定，厚度稍有变化。煤层倾角平均9.73，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采放顶煤工作面。2）辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井两水平开拓。煤炭大巷采用胶带输送机运煤，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，运输能力大，自动化程度高，机动灵活；大巷辅助运输采用矿车运输，运输能力大，调度方便灵活。3）通风安全条件的校核本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量低，煤尘爆炸性低，矿井投产前后期均采用中央并列式通风。辅助运输大巷进风，煤炭运输大巷回风，工作面采用后退式U型通风，通过第九章的通风设计知可以满足通风需要。4）矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。煤炭工业矿井设计规范给出了井型和服务年限的对应要求，见表3-14 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。 1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置； 2）合理确定开采水平的数目和位置； 3）布置大巷及井底车场； 4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替； 5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造； 6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：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。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。合理开发国家资源，减少煤炭损失。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。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。根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：1）主采煤层为缓倾斜煤层（平均倾角9）；。2）本矿井为低瓦斯矿井。3）本矿井煤层埋藏较深，煤层可采线约在-320m，最深处达-820m，表土层厚度大，约在240m。4）矿井年设计生产能力为120万t/a，为大型矿井。4.1.1井筒形式的确定（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。具体比较见表4-1。本矿井煤层倾角小，平均9，为缓倾斜煤层；表土层厚约240 m，无流沙层；水文地质情况总体较简单，涌水量较大；井筒需要特殊施工冻结法建井，因此需采用立井开拓。表4-1 井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1运输环节和设备少、系统简单、费用低；2工业设施简单；3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用；4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期；5煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1井筒施工工艺、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；2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便；3主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要；4斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；2通风线路长、阻力大、管线长度大；3斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂；井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制；2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利；3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工；4井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平；2井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。（2）井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。对于缓倾斜煤层单水平开采的矿井，从井下运输及开采有利出发，井筒应位于井田中部，使上山部分斜长略大于下山部分斜长。3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒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，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井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连接，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，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。由于本井田倾角平缓，厚度变化小，且交通较方便。故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。（3）井筒数目为了满足井下煤炭的提升和人员、材料、矸石的辅助提升，需设置一主井及一副井。因为用主井回风存在主井漏风严重的问题，所以不安排主井进回风；井田面积较小，表土层厚度大，不宜用边界式通风，因此设置中央回风井，用于前后期回风。共计三个井筒。4.1.2开采水平的确定、采（带）区划分1.开采水平划分依据及原则开采水平的划分将影响矿井建设时期的技术经济指标，影响建井初期工程量，影响基建投资。所以，开采水平的划分要合理。其所遵循的原则如下：1）具有合理的阶段斜长合理的阶段斜长要便于煤炭的运输，便于辅助提升，方便行人。同时还要考虑要有合理的区段数目。2）要有利于采区的正常接替为保证矿井均衡生产，一个采区开始减产，另一个新的采区应投入生产，必须提前准备好一个新采区。所以，一个采区的服务年限应大于一个采区的开拓准备时间。由此可见，阶段斜长越长，采区储量多，采区的服务年限就越长，越有利于采区的接替。3）经济上有利的水平垂高我国多年的生产建设实际表明，开采水平垂高过小，将造成严重的采掘失调。合理的加大开采水平垂高，可以增加水平储量和服务年限，有利于集中生产，提高开采水平的生产能力，减少开采水平和同时生产的水平数目。故在运输、通风、排水、巷道维护等技术条件能够达到的情况下，可以适当加大水平垂高，减少水平数目。井田主采煤层为二2煤层，三组煤层由于赋存条件复杂，作为储备资源，后期根据需要可采用延伸井筒方式开采二2煤层以下煤层。二2煤层倾角较平缓，为315，一般9.73，为缓斜煤层，故设计为两水平开采。一水平标高-500 m，二水平标高-700 m。采区式和带区式开采相结合。二2煤层生产能力：可采储量为96.742 Mt，服务年限为53.7a。4.1.3方案比较1.提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井两水平直接延伸（岩石大巷) 主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在岩层当中。方案二：立井两水平直接延伸（煤层大巷)主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在煤层当中。方案三：立井两水平暗斜井延伸（岩石大巷）主、副井均为立井，两井布置于井田走向中央，倾斜方向偏上部，大巷布置在岩层当中。方案四：立井两水平暗斜井延伸（煤层大巷）主、副井均为立井，两井布置于井田走向中央，倾斜方向偏上部，大巷布置在煤层当中。2.技术比较以上所提四个方案中，数量和运输大巷、回风大巷长度以及采区和带区布置总体基本一致。主要区别在于井筒的形式、位置不同和大巷层位不同而引起部分基建、生产经营费用不同。方案一、三与方案二、四比较，区别在于方案一、三中大巷布置在岩层中而方案二、四中大巷布置在煤层中，这样方案一、三就增加了岩石巷道的掘进，使基建费用加大，增加了设备的配备，掘进速度慢，掘进出矸多需要地面堆放，对保护环境不利；但其优点也是显而易见的：减少了大巷保护煤柱，运输系统干扰降低，各种运输畅通，由于是厚煤层开采，通风安全性提高，通风条件优化，巷道维护条件好，维护费用低，对预防火灾及安全生产也是有利的。方案二、四中，岩石掘进量明显较少，而且设备少，环节简单，开拓准备时间短，但通风条件差对预防火灾不利，巷道维护困难且费用增加。另外由于本矿井煤炭有自燃发火倾向，需要加强火灾预防，故两方案中暂取岩层大巷。方案一、二与方案三、四比较，区别在于井筒的形式。方案一、二中主井为立井一水平开拓，这种形式适应性强，不受瓦斯和水文等自然条件的限制；使生产系统集中在工业场地，不需另外设井筒保护煤柱；在采深相同的情况下井筒短，相应的管缆敷设长度短，提升速度快，提升能力大；井筒断面大，能下放外形尺寸较大的材料和设备；井筒支护条件好，且易于维护；井筒通风断面大，通风阻力小，允许通过的风量大，有利于矿井通风。但井筒长度较大，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，成井速度较慢，开凿费用较高，基建投资大。方案三、四中主井为立井开在煤层浅部用暗斜井延伸至煤层深部，与立井直接开到煤层深部相比其掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快；但在相同采深的条件下井筒较长，维护费用高，相应的通风线路和管缆长，不利通风。另外井筒设在井田边界，这样使煤层深部的工作面的通风线路长度大大增加。而且方案三、四要多凿两条大巷。考虑到本井田瓦斯高、煤炭有自燃发火倾向、井下低温较高以及煤尘有爆炸危险，本矿井对通风要求很高，所以采用井筒布置到井田中央直接延伸到煤层深部的方式较好。方案粗略费用比较见表4-2。表4-2 各方案粗略估算费用表方案一，三方案二，四基建费岩石大巷289551574.810-4=2820.47煤层大巷289551299.910-4=2328.12维护费岩石大巷1.21791067.022010-4=2880.88煤层大巷1.21791067.023510-4=5041.38总 计费用/万元5701.35费用/万元7369.50百分数(%)100.00百分数(%)129.263.经济比较经过技术比较和粗略费用比较，现在针对方案一和方案三进行进一步的经济比较。两方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费和生产经营费的经济比较结果，计算汇总结果见表4-69。4-6建井工程量项目方案一方案三初期主井井筒/m280+280280+280副井井筒/m280+280280+280井底车场/m10001000开拓大巷/m4168241682后期主井/主暗斜井井筒/m200650副井/副暗斜井井筒/m200675井底车场/m10001000主石门/m8000开拓大巷/m46302463024-7方案一基建、生产费用计算 项目数量/10m基价/元费用/万元合计/万元初期基建费用/万元主井开凿表土段28267053747.751045.14基岩段28106211297.39副井开凿表土段28301152722.761565.99基岩段28124542843.23井底车场岩巷10033000330.00330.00大巷岩巷833.6157481312.751312.75小计4253.88后期基建费用/万元主井开凿岩巷20106211212.4212.4副井开凿岩巷20124542249.1249.1井底车场岩巷10033000330.0330.0主石门岩巷8015748125.9125.9大巷岩巷4632157481458.31458.3小计2375.3生产费用/万元立井提升系数 煤量/万t提升高度单价元/tkm费用/万元1.2一水平9672.40.5601.611687.39二水平3353.20.200石门运输系数煤量/万t运距/km单价/元/tkm费用/万元1.23353.20.80.2643.81排水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a单价/元/m3费用/万元894876053.70.2811775.35大巷运输系数煤量/万t平均运距/km单价/元/tkm费用/万元1.2967.2417.9100.3520787.92小计44894.47合计51523.654-8方案三基建、生产费用计算 项目数量/10m基价/元费用/万元合计/万元初期基建费用/万元主井开凿表土段28267053747.751045.14基岩段28106211297.39副井开凿表土段28301152722.761565.99基岩段28124542843.23井底车场岩巷10033000330.00330.00大巷岩巷833.6157481312.751312.75小计4253.88后期基建费用/万元主暗斜井井开凿岩巷6558811382.3382.3副暗斜井井开凿岩巷67.558811397.0397.0井底车场岩巷10033000330.0330.0大巷岩巷4632157481458.31458.3石门岩巷441574869.369.3小计2636.9生产费用/万元立井提升系数 煤量/万t提升高度单价元/tkm费用/万元1.2一水平9672.40.5601.610399.76二水平00排水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a单价/元/m3费用/万元894876053.70.2811775.35暗斜井运输系数煤量/万t平均运距/km单价/元/tkm费用/万元1.23353.20.650.421098.51石门运输系数煤量/万t运距/km单价/元/tkm费用/万元1.23353.20.220.2177.05大巷运输系数煤量/万t平均运距/km单价/元/tkm费用/万元1.2967.2417.9100.3520787.92小计44238.59合计51129.37表4-9 费用汇总 项目方案方案一方案三费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期基建费用4253.88100.004253.88100.00后期基建费用2375.3100.002636.9111.01生产费用44894.47101.4844238.59100.00总费用51523.65100.0051129.37100.77由对比结果可知，方案一与方案三的费用差别不是很大，综合经济、技术和安全三方面的考虑，选取最优方案为方案一，即立井两水平直接延伸（岩石大巷）开拓。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由上一节确定的开拓方案可知，本矿井的开拓方案为立井两水平开采，在井田中央开设主、副井井各一个。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井、风井均采用圆形断面。各个井筒的断面参数如图4-54-7。（1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径5.5 m，断面积33.18 m，井筒内装备一对12 t的双箕斗，井壁采用砌碹支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通迅信号电缆，人行台阶等设施。（2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.0m，断面积40.71m，井筒内装备一对1.5 t双层单车多绳罐笼，井壁采用砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。（3）风井风井备有安全出口。圆形断面，井筒净直径4.5 m，净断面28.27 m，采用预制管柱支护方式。（4）风速验算所选定的副井作为进风井，南、北风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第九章矿井通风与安全的风速验算可知，所选的井筒符合风速要求。4.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由主井箕斗提升机运至地面，人员从副井乘坐罐笼进入井下井底车场的候车区域，然后乘坐人车到达各工作区域；物料经副井罐笼运至井底车场，在井底车场换装，再由电机车牵引矿车运至各工作区域；矸石运至井底车场，换用矿车经副井罐笼运至地面。井底车场的平面布置示意图如图4-9所示。（1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较后确定，并符合下列规定：1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。2）当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。3）当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。4）采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井的开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，副井距主要运输大巷比较远，可利用主要辅助巷道作绕道回车线及调车线，从而能够完成井底车场设计，利用这一特点设计井底车场采用立式，与副井连接的井底车场铺设轨道，利用矿车进行辅助运输；大巷辅助运输采用架线电机车牵引矿车运输，在井底车场设调车线存车线，以满足井底矿车调度。运煤采用胶带输送机，在井底车场设置胶带运输斜巷将大巷和井底煤仓相连，保证煤的连续运输。（2）空重车线长度煤炭工业设计规范规定，辅助运输采用固定式矿车列车时，应有下列要求：大型矿井主、副井空、重车线有效长度应各容纳1.01.5列列车；副井空车线一侧应并列布置一条材料车线，大型矿井材料车线有效长度应容纳15辆材料车或1.0列材料车。由于采用胶带输送机运煤，可不设主井的空、重车线。表4-14 每列车的列车数大型矿井的副井空重车线的长度应为1.01.5列车长。辅助运输采用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车运输，其尺寸为240010501200。电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车，其尺寸为450010601550。每列车15节车厢。一列车的长度：L450024001540.5 (m)副井空重车线的长度L1：L140.51.5=60.75m所选车场的副井空车线的长度L副井空车线66.44m60.75m，所选车场的副井重车线的长度L副井重车线81.47m60.75m，符合要求。（3）、井底车场调车方式井底车场的调车方式有以下四种： 顶推调车电机车牵引重列车驶入车场重车线，电机车摘钩绕到列车尾部，将列车顶入主、副井重车线；专用设备调车设置专用调车机车，调车绞车或钢丝绳推车机等专用调车设备，当由电机车牵引的重列车驶入调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车调车作业由专用设备完成；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来的重列车顶入主井重车线，新牵引进的重列车存放在调车线； 甩车调车电机车牵引重列车行至分车道岔前1020m进行减速，并在行进中电机车与重列车摘钩，电机车加速驶过分车道岔后，将道岔搬回原位，重列车借助惯性驶向重车线。综合考虑以上四中调车方式，根据本矿井的实际情况，本着快速、简便的原则，设计采用第二种调车方式，即顶推调车。4、硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、主变电所、主排水泵房、清理撒煤硐室、水仓、调度室、等候室、工具室等。井底煤仓：井底煤仓的有效容量可按下式计算： （4-2-2）式中：井底煤仓有效容积，t；矿井设计日产量，t； 0.150.25系数。大型矿井取小值，中型矿井取大值。本矿井可取0.15，矿井设计的日产量为5454t，则需要井底煤仓的有效容量为：=0.153637=818.1（t）可取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7m，有效装煤高度为16m。煤仓通过一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。主变电所和主排水泵房：主变电所和主排水泵房坐落于副井井底，互相相邻，通过通道与车场巷道相连，井底水经管子道从副井井筒排出。主排水泵房为吸入式，由水泵硐室，吸水口，配水巷道和硐室通道组成，矿井正常涌水量为525.44m3/h，排水高度为347m，由此可确定主排水泵房断面高度为4700mm，断面宽度为5000mm。主变电所由变压器室，配电室及通道组成，其宽度取为5000mm，高度为3500mm。水仓布置：水仓是矿井涌水的贮水巷道，还起着澄清污水的沉淀作用。水仓布置在井底车场副井的西侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为894m3/h，最大涌水量为1200m3/h，所需水仓的容量为：Q0=12008=9600（m3）根据水仓的布置要求,水仓的容量为: (4-1)式中: 水仓容量，m3；水仓有效断面积，10 m2;水仓长度，1045.61 m。则：由上面计算得知：，故设计水仓容量满足要求。水仓采用水仓清理机清理。另外，靠近主井处的轨道大巷中设置清理撒煤硐室，用来清理主井井底泼洒出的煤炭；副井井筒和轨道大巷中间设置等候室和工具室；东、西翼大巷调车线前各设一个调度室；另外还设有机车修理硐室等巷道硐室具体布置见图，井底车场平面布置图。水仓采用水仓清理机清理。井底车场车场巷道及硐室除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。4.2.3主要开拓巷道本设计方案中，结合本矿实际条件，一、二水平运输大巷均布置在7号煤底板岩石中。(1) 胶带运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，并铺设有轨道，用架线式电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修，同时也作回风大巷使用，断面需要满足一定的要求。不设专用人行道。B1=b+d1+d2+d3+c（4-2）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，主要运输巷道一般取500 mm，采区巷道一般取300500 mm；d1胶带输送机宽度，d11400+120 mm；d2架线电机车的宽度，d21060 mm；d3架线电机车与皮带机间距，d3310 mm；c矿车与巷壁距离，取810 mm。B1500+1520+1060+310+8104200 mm运输大巷的断面和特征表如图4-9，回风石门选用的断面与运输大巷相同。(2) 轨道大巷此巷为一条双轨道大巷，并作进风巷使用，设人行道。 B2=a+b+d1+d2+c （4-3）式中：B2轨道大巷宽度，mm；a人行道宽度，取1200 mm；b车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取580 mm，采区巷道一般取300500mm；d1、d2架线电机车的宽度，d1d21060 mm；c架线电机车的间距，300 m。B2=1200+580+1060+1060+3004200 mm轨道大巷的断面和特征表如图4-10，回风石门选用的断面与运输大巷相同。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及规程第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。5 准备方式带区巷道布置根据中央带区煤层地质情况，本设计采用带区准备方式。具体如下：5.1煤层地质特征5.1.1带区位置考虑到缩短建井工期，尽快使矿井投产，本矿井设计首采带区（东一带区）位于井田东翼，距离工业广场近，大巷掘进的同时就可以同时进行带区的巷道布置。5.1.2带区煤层特征带区内含煤地层自下而上为石炭系上统太原组、二迭系下统山西组，下石盒子组及二迭系上统上石盒子组。共含煤1720层。煤层总厚15.85 m。其中有经济价值的为下二迭统的山西组及下石盒子组。该两含煤地层总厚度平均186 m，煤层总厚12.42 m，含煤系数58%。其中山西组的二2煤层为主要可采煤层，下石盒子组中局部可采的煤层有三1 、三、三4共三层。二2煤层为一稳定较稳定、结构简单(偶含泥岩夹矸一层)的厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在315，平均9.73 ；无烟煤，容重为1.4 t/ m3，硬度2.5左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于1 cm3/g；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况二2煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般不会发生“底鼓”。具体见表5-1。表5-1 煤层顶底板岩石构造顶板顶底板名称岩石名称厚度（m）岩石特征老顶中粒砂岩4.454.564.5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0.925.13.01深灰色，含植物化石碎片，局部夹薄层中粒砂岩。伪顶泥岩0.30.60.4灰色，含植物化石碎片及菱铁矿结核。底板直接底砂质泥岩0.42.01.2灰色，薄层状，层理发育，层面含碳质。老底中细砂岩7.5717.69.03浅灰色，碎屑成分以石英为主，次为长石，泥质胶结，条带状结构，斜层里发育。5.1.4水文地质井田南部和西部均以断层构成阻水边界，东部煤层露头与粘土隔水层相接，只有北界F1断层使二2煤与对盘太原组灰岩相接，可视为弱补给边界。采用“集水廊道”法计算，矿井预计正常涌水量894 m3/h（其中：K5砂岩328 m3/h，三煤组291 m3/h，二煤组275 m3/h）；最大涌水量1200 m3/h。5.1.5地质构造带区内地质构造简单，煤层整体呈东高西低的单斜构造，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，局部变化较大，煤层倾角平均28，局部10，总体呈近水平。经初步勘探无断层，具体有待开采过程中确认，煤层赋存情况较好。5.1.6地表情况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，特殊地带运用条带开采的特殊采煤方法。沱河及其支流长河经过井田中部，无大的地表水系和水体。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优点：1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快；2）运输系统简单，占用设备少，运输费用少；3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故使采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合机械化采煤非常有利。4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少。5）对某些地质条件的适应性较强。6）技术经济效果显著。国内实践表明，带区准备方式工作面单产高、巷道掘进率低、采出率高、劳动生产率高和吨煤成本低。本设计矿井胶带运输大巷和辅助轨道大巷均布置在煤层底板稳定岩层中，辅助运输采用1 t固定式矿车。带区准备方式存在的问题：1）长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助运输、行人比较困难；2）现有设备都是按走向长壁工作面的回采条件设计和制造的，不能完全适应倾斜长壁工作面生产的要求；3）大巷装车点多，特别是当工作面单产低，同采工作面个数较多时，这一问题更加突出；4）有时存在着污风下行的问题。上述问题采取措施后可以逐步得到克服。5.2.2带区巷道布置针对首采带区，其参数设计如下：1. 带区煤柱由后面第9章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，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。为提高掘进速度，节省掘进费用，并结合煤层赋存情况，设计采用沿空掘巷施工，采空区一侧留设3 m保护煤柱。由于首采区两侧均无采空区，故不留设保护煤柱。2. 区段要素首采带区位于东一带区中央，倾向长1967 m，平均厚4.5m，赋存稳定；工作面长度取为190 m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为5 m，高为3 m；回风斜巷宽5 m，高3 m；分带宽B为：B =190+5+5=200（m）。3. 开采顺序首采带区为东三带区，然后依次开采东一带区、东五带区、西二带区、西四带区、东一采区。由于东三带区沿空掘巷，各分带之间跳采，首采工作面为2106工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下：21062104210721052108210121092102211021032111处理边角煤2101其中培训和组建专责的边角煤采煤队，积极开展技术创新，提高边角煤采出率。4. 带区通风带区内各工作面采用一进一回U型通风系统。5. 带区运输带区内分带运输斜巷铺设B=1000 mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助运输采用连续牵引车运输，材料车从井底车场出来，经辅助运输大巷到回采工作面的辅助运输斜巷，再到工作面。井田巷道布置图见图5-1。图5-1 井田巷道布置图5.2.3带区生产系统带区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系统等，具体设计如下：1. 运煤系统煤由工作面刮板运输机斜巷转载机、破碎机斜巷胶带输送机大巷胶带输送机2.辅助运输系统工作面设备材料经副井罐笼至井底车场，由矿车经大巷，转由连续牵引车运至工作面。运输路线如下：辅助运输大巷工作面轨道斜巷工作面3. 通风系统带区2106工作面风流路线为：副井轨道大巷21062巷2106工作面21061巷胶带运输大巷主井通风系统风流路线如图5-2。5.2.4带区内巷道掘进方法带区内所有工作面斜巷均沿底板掘进，主要采用部分断面掘进机掘进，锚杆及时支护相配合；部分巷道采用炮掘巷道快速掘进技术，主要通过实现炮掘工艺中掘、支、运三大工序的爆破深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间的优化配置，从而最大限度提高单进水平和劳动效率，改善安全环境和工程质量，降低巷道成本的实用技术。主要包括：中深孔爆破、锚杆成套支护等。铲车完成材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作。锚杆钻机配合锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-型255 KW局扇，通风方式为压入式。掘进面通风系统如图5.2。5.2.5带区生产能力及采出率（1）带区生产能力本矿井设计生产能力为1.2Mt/a，采用大采高一次采全高工艺，由于大采高产量大，因此，布置一个采面完全可以满足矿井的产量。以首采工作面为例计算：工作面生产能力计算工作面长度190m，煤层厚度4.5m，采煤机截深0.8m，工作面工作制度采用“三八”工作制，即两班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.8m，往返一次割两刀，即两个循环，每班3个循环，每日共进行6个循环。设计割煤高度4.5m，每年生产330天。工作面生产能力按下式计算： （5-1）式中：A0工作面采煤机生产能力，Mt/a；H采煤机割煤高度，4.5m；煤层容重，1.4t/m3；L工作面长度，190m；a采煤机截深，0.8m；n工作面昼夜进刀次数，取6次；C工作面回采率，厚煤层取0.93。把数据带入式5-1得：带区生产能力计算带区生产能力按下式计算： （5-2）式中：A带区生产能力，Mt/a；K1工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，因此取1；K2带区内掘进出煤系数，取1.1；A0工作面日生产能力，1.76Mt/a。把数据带入公式5-2得：矿井设计井型为1.2 Mt/a，首采带区生产能力为1.94 Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。（2）带区采出率带区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤，工艺损失，端头损失，保护煤柱损失等，因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。带区实际采出煤量与带区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%东一带区工业储量为：24.54Mt东一带区实际采出煤量为22.19Mt：则：带区采出率=8.33/9.2100%=90.43%根据煤炭工业设计规范规定：带区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为0.90，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小，平均5，为近水平煤层。轨道大巷位于煤层底板约23 m处，大巷采用由架线式机车牵引1 t固定式矿车运输，因此，轨道斜巷与大巷连接处需设立车场：连接处转角30，曲线半径15 m；设15斜巷，长约100 m，顶端设一部SDJ28A绞车，用于辅助提升；在距绞车15 m处转角30，曲线半径为15 m，开石门，连接到运输平巷，长75 m；下部延伸7 m，设SQ120075连续牵引车主绞车。由于工作面斜巷与大巷都采用胶带运输，故运煤斜巷直接与胶带运输大巷相连，不设带区煤仓。井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所。1-轨道大巷 2-胶带运输大巷 3-材料斜巷 4-绞车房 5-带区轨道斜巷 6-绞车房回风巷图5-3 带区下部车场6 采煤方法本设计针对首采带区东一带区煤层赋存情况，采取带区准备方式，采用综采放顶煤一次采全高的采煤方法，具体设计情况如下：6.1采煤工艺方式6.1.1带区煤层特征及地质条件首采带区属二2煤层，为一稳定较稳定、结构简单(偶含泥岩夹矸一层)的厚煤层。全区稳定可采。带区内煤层倾角在38之间，局部10，平均5；无烟煤，容重为1.4 t/ m3，硬度2.5左右；瓦斯含量普遍较低，一般小于1 cm3/g；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。煤层顶底板情况见表5-1。6.1.2采煤工艺方式选择根据带区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：（1）分层综采工艺优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.03.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到9397%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。（2）放顶煤工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，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，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸石界线难以区别，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。（3）一次采全高工艺优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易偏帮，支架易倾斜、滑倒；采高固定，适应条件单一。比较上述3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步选择放顶煤开采工艺或一次采全高工艺，又因为本矿井煤质较硬，放煤比较困难，且放顶煤工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚为4.5 m，赋存稳定，因此选择一次采全高较合理。6.1.3回采工作面参数影响工作面长度的因素有设备、煤层地质条件、瓦斯涌出量及生产技术管理的难度等。设备是影响工作面长度的主要因素之一。我国生产的工作面刮板输送机大都按150220m的铺设长度设计的。另外，煤层地质条件是影响工作面长度的又一重要因素，地质构造、煤层厚度、倾角、顶板条件都会影响工作面长度的选择。从高产高效、一井一面、集中生产的综采发展趋势要求出发，增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，运输巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术先进、性能优良、可靠性高，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综采优势。根据前面开拓、准备的巷道布置，采用带区式布置工作面，回采工作面沿走向布置，沿倾斜推进；工作面长度平均为190m，分带长平均为1800m；煤厚4.5m。分带运输斜巷尺寸（宽高）为5000mm3000mm，分带运输斜巷尺寸（宽高）为5000mm3000mm。工作面配套设备见表6-1-1：表6-1-1 工作面配套设备序号项目设备型号备注1采煤机MXA-300/4.5W选用一次采全高成套设备2液压支架ZZ5600/23/473刮板输送机SGZ-830/5006.1.4回采工作面采煤机、刮板输送机选型按照厚煤层1.2Mt产量的要求，工作制度为330d/a，按每天两班生产一班检修计算，则采煤工作面生产能力约为3636.36t/d，工作面采煤机开机率按60%，采煤机功率按美国开机硬煤估算功率经验值0.5kWh/t，则：工作面小时生产能力为：Q=3636.36/(1660%)=378.79t/h （6-1）采煤机功率为：N=378.790.5=189.39kW （6-2）工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入刮板输送机。结合矿上实际使用情况，工作面选用西安煤矿机械厂生产的MXA-300/4.5W无链液压双牵引采煤机，详细技术特征见表6-1-2：表6-1-2 采煤机技术特征项目单位数目型号MXA-300/4.5W制造厂家西安煤矿机械厂采高m2.25.0截深m0.8滚筒直径m2.0滚筒中心距m10.326截割功率kW300牵引方式电牵引牵引速度m/min08.50牵引功率kW290机面高度m1.905卧底量m0.185控顶距m2.342工作面刮板输送机选型需满足三个方面的要求，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；运输机长度与工作面长度相一致。采煤机生产能力为:Q=60vMB （6-3）式中：Q采煤机小时割煤量，t/hv采煤机牵引速度，取4 m/minM煤层厚度，取4.5mB截深，取0.8m煤的体积质量，1.4t/m3有效截割系数，取0.9Q=6044.50.81.40.9=1088.64t根据环节生产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1100t/h。采用张家口煤矿机械厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。采用双向割煤工艺方式，即采煤机往返一次为两个循环。刮板输送机参数见表6-1-3:表6-1-3 刮板输送机技术特征项目单位数目型号SGZ-830/500制造厂家张家口煤矿机械厂主机质量t550生产能力t/h1100运输机长度m200电压等级V1140总装机功率kW1400链速m/s1.21中部槽尺寸mm17561332353进刀方式：采用不留三角煤端部斜切进刀。进刀方法：（1）采煤机割煤至端头后，前滚筒降下割底煤，后滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；（2）采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到一个截深后停机；（3）将支架拉过并顺序移刮板输送机至端头后调换前后滚筒位置向端头割煤；（4）割完三角煤后，再次调换前后滚筒位置，向直线端割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾）、移溜。机组进刀总长度控制在50 m左右，进刀方式如图6-1-1所示。图6-1-1 采煤机斜切进刀示意图6.1.5采煤工作面支护方式（1）支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用北京煤机厂生产的支撑掩护支架及其相配套的端头支架。非留巷巷道端头支护方式采用端头支架和单体柱联合支护，留巷巷道的端头支护采用单体柱支护，从工作面机头到机尾分别布置端头架3架，中间架130架，共计133架，采用支架技术特征见表6-1-4。表6-1-4 液压支架技术特征项目单位数目型号ZZ5600/23/47型式支撑掩护式支撑高度m2.35.2支架宽度m1.411.59中心距m1.5初撑力kN5000工作阻力kN5600支护强度MPa0.98泵站压力MPa31.5支架重量t19.5供液泵压 MPa31.5支架最大长度m6.1制造厂家北京煤机厂表6-1-5 乳化液泵站技术特征项目单位技术特征型号RB125/31.5流量L/min125柱塞数量个3电动机功率kW75电压等级V1140质量kg1440泵总成尺寸mmmmmm2088810875储液箱L1000表6-1-6 喷雾及冷却泵技术特征项目单位技术特征型号WPZ320/6.3流量L/min320压力Mpa6.3电动机功率kW45转速r/min1470质量kg1800外形尺寸mmmmmm2500890958（2）支架高度的确定及支护强度的验算最大高度： （6-4）式中：支架最大支护高度，m；煤层最大采高，m；伪顶或浮煤冒落厚度，m。=5.0+0.2=5.2m最小高度： （6-5）式中：支架最小支护高度，m；煤层最小采高，m；顶板最大下沉量，取200 mm；a支架移架所需最小下降量，取50 mm。b浮煤厚度，取50 mm。 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F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，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。本矿井顶板周期来压情况未知，为保险起见故可以取最大采高8倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算：P=(48)9.8Mcos10-3 （6-6）式中：M工作面最大采高，取5.0 m；顶板岩石体积质量，取2.7t/m3；煤层倾角，=5；则：P=(48)9.85.02.7cos510-3=0.527MPP=0.527MP0.9880%=0.784MP经演算，P不大于支架额定支护强度的80%，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由RB125/31.5乳化液泵提供，乳化液泵压力设计为31.5MPa。（3）顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。（4）移架及推移刮板输送机方式液压支架移架方式及刮板输送机推移方式有多种：支架可实现的四种移架方式：邻架自动顺序移架；成组顺序移架；采煤机和支架联动移架；手动移架。工作面可实现的四种推移刮板输送机方式：双向邻架推移；双向成组推移；采煤机割煤后自动拉架并推移；手动推移。主采煤层顶底板较稳定，条件较好，为了提高移架速度，采用成组顺序式移架，每3架支架分为一组，组内联动，整体移架，组间顺序前移；推移刮板输送机采用双向成组推移，每组设置为12架。拉架滞后底滚筒35架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架（滞后上滚筒35架），以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架并打出护帮板。6.1.6端头支护及超前支护方式（1）端头支架支护及要求端头是工作面与斜巷的交接处，跨度大，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于维护。上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头液压支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为转载机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。因此本设计端头支护采用ZT7500/18/36型中置式端头支架。其技术特征见表6-1-7。表6-1-7 端头支架主要技术特征见表项目单位规格型号ZT7500/18/36工作阻力kN72307500初撑力kN53806030最小支撑高度m1.8最大支撑高度m3.6支护强度MPa0.430.55中心距m1.5底板比压MPa0.720.8重量t21.35（2）超前支护工作面采用FLZ3820/110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。分带轨道斜巷的超前支护从煤壁线向外30 m超前支护，柱距800mm。分带运输斜巷的超前支护从煤壁线向外30 m超前支护，柱距800mm。机尾上隅角通风需要在机尾打木垛留通风通道，木垛紧靠支架，木垛距离不超过3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为800mm的戴帽点柱（用单体柱）。（3）超前支护管理超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。超前支护处满足高不低于1.8 m，宽不低于0.8 m的安全出口和运送物料通道。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。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50m回收，备品备件码放必须放在工作面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，如无特殊需要，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2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在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。刮板输送机的机头、机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.8 m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移刮板输送机困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。（4）清煤质量标准工作面没有超过100 mm的碳块。清煤工必须滞后移刮板输送机10架支架，距采煤机大于50 m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。（5）对工作面端头架支护的管理工作面机头采用单体柱支护，机尾采用3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护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。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。（6）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8 m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。（7）提高块率、保证煤质的措施在各转载点落煤处加设缓冲装置。在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在4m/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。在分带运输斜巷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区段巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面40 m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。6.1.8采煤工作面正规循环作业（1）劳动组织形式劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、推移刮板输送机、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为一次采全高，设计采高为4.5 m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10 m随巷道顶底板平缓过渡。循环进尺0.8 m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作业（两班生产，一班检修），均执行现场交接班制，每班有效工时为8h。循环方式为生产班每班进3个循环，检修班进一个循环，日进6个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备表见表6-1-8。表6-1-8 劳动组织配备表序号项目班次定员生产一班生产二班检修班1班长33392采煤机司机22263移架工22264刮板输送机司机11135转载机司机11136泵站司机11137皮带输送机司机33398端头维护工334109验收员111310清煤工221511电工115712看电缆工111313库工-3314机动人员333915合计24243379（2）技术经济指标循环产量按下列公式计算： （6-7） （6-8） （6-9）式中：割4.5 m采高段一刀煤产量，t；割过渡段一刀煤产量，t；Q循环产量，t；L1工作面4.5 m采高段倾斜长度，m；L2工作面过渡段倾斜长度，m；S循环进尺，0.8m；M1工作面中段采高，4.5 m；M2工作面过渡段采高，取平均值4.0 m；煤的容重，1.4 t/m3；C工作面可采范围内回采率，93。则：Q1=(190-20)0.84.51.40.93=796.824 tQ2= 200.84.01.40.93=83.328 t循环产量：Q=Q1+Q2=796.824+83.328=880.152 t日产量=Q日循环数=880.1526=5280.912 t吨煤成本根据矿上实际数据取为220元/t，工作面主要技术经济指标见表6-1-9。表6-1-9 工作面主要技术经济指标序号项目单位数量1工作面走向长度m1902工作面倾斜长度m14003工作面倾角34采高m4.55煤的容重t/m31.46循环进尺m0.807循环产量t880.28日循环数个69日产量t5280.910坑木消耗m3/万t111乳化液消耗kg/万t50012回采工效t/工65.6613回采率%9314吨煤成本元/t22015月推进度m1446.2 2106首采工作面回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式（1）布置方式工作面相对瓦斯涌出量1 m3/t，生产能力为1.2Mt/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，采用沿空掘巷施工，靠近采空区斜巷留3 m保护煤柱。采用连续采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。（2）煤柱尺寸分带斜巷采用沿空留巷方式，掘进时单巷掘进，分带之间无需留设煤柱，带区两侧之间留设15m的带区边界保护煤柱。6.2.2回采巷道参数1）分带斜巷巷道参数分带运输、轨道斜巷断面尺寸均为5.0m3.0m，矩形断面。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，胶带机巷布置1100 mm宽的胶带运煤，轨道斜巷布置排水管路，运输斜巷布置动力电缆。2）分带轨道斜巷支护方式（1）顶板锚杆规格和数量：规格22-M24-2800 mm，共7根，间排距750800 mm。钢带：M5型钢带，长4.8 m。网：8#铁丝网，规格为52001000 mm，网的搭接部分应全部压在钢带下方，并用12铁丝按150 mm间隔有效连接。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成30。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2750mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于120 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（2）顶板锚索梁规格和数量：规格21.8-6300 mm，布置成“2-0-2”形式，排距1600 mm，紧跟迎头施工，如图6-2-1所示。钢带：16#槽钢，长2.4m，两孔，孔中心距2.0m。锚索角度：垂直岩面施工。螺母及垫圈：OVM锚具。托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格14010015mm。药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端），另三支为Z2360。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2875mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深6000mm。预紧及锚固力：预紧力80100kN，锚固力不低于200kN。（3）帮部锚杆规格和数量：规格22-M24-2500mm，共5根，间排距650800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。钢带：M4型钢带，长2.8m。网：8#铁丝网支护，规格为32001000mm，网的搭接部分应全部压在钢带下方，并用12铁丝按150mm间隔有效连接。锚杆角度：靠近巷帮的帮部锚杆安设角度为与水平线成30。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于80 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（4）个别地段根据需要可增设预警点柱。（5）巷道帮顶肩角处锚杆适当垂直煤岩面，也可带一定角度。帮顶锚杆扭矩不低于300Nm，机具扭矩不足时采用滞后二次加扭。（6）严格控制锚杆排距，确保锚杆排距不得超过850mm。3）分带运输斜巷支护方式（1）顶板锚杆规格和数量：规格22-M24-2800mm，共7根，间排距750800mm。钢带：M5型钢带，长4.8m。网：6mm钢筋网与钢塑网双层网联合支护，钢筋网规格为26001000mm（两块），钢塑网的规格为54001000mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成30。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2750mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于120 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（2）顶板锚索梁规格和数量：规格21.8-6300mm，迎头布置成“3-0-3”形式，排距800mm，如图4-1所示；在迎头后根据矿压观测，及时补充施工锚索，使每3排锚杆布置锚索数量达到14套，即呈“5-4-5”布置，具体见支护参数图6-2-2所示。20#槽钢，长1.8m、2.8m和3.4m三种。1.8m布置2孔，孔中心距1.4m；2.8m布置3孔，孔中心距1.2m，3.4m布置4孔，孔中心距1.0m。锚索角度：垂直岩面施工。图6-2-1 分带轨道斜巷巷道断面支护参数图螺母及垫圈：OVM锚具。托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格14010015mm。药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端），另三支为Z2360。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2875mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深6000mm。预紧及锚固力：预紧力80100kN，锚固力不低于200kN。（3）高帮（非回采侧帮）锚杆规格和数量：规格22-M24-2500mm，共5根，间排距650800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。钢带：M4型钢带，长2.6m。网：6mm钢筋网与钢塑网双层网联合支护，钢筋网规格为26001000mm，钢塑网的规格为28001000mm。锚杆角度：垂直帮部施工。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于80 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。（4）高帮（非回采侧帮）锚索梁规格和数量：规格21.8- 5300mm，距离底板0.8m、1.5m高度各布置一套沿巷道走向锚索梁，排距800mm，锚索梁在迎头后根据矿压观测，及时补充施工，最终形成如图6-3所示；20#槽钢，长2.4m，孔中心距2.0m。锚索角度：垂直岩面施工。螺母及垫圈：OVM锚具。托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格14010015mm。药卷：采用三支树脂药卷，规格为Z2360。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2275mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深5000mm。预紧及锚固力：预紧力80100kN，锚固力不低于200kN。（5）低帮（回采侧帮）锚杆规格和数量：规格22-M24-2500mm，共5根，间排距650800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。钢带：M4型钢带，长2.6m。网：8#铁丝网，规格为28001000mm。锚杆角度：垂直帮部施工。螺母及垫圈：80120N m扭矩螺母及配套塑料垫圈。托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格1501438mm。药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于6080kN，锚固力不低于80 kN，锚杆预紧力矩不小于300Nm。图6-2-2 分带运输斜巷巷道断面支护参数图7 井下运输7.1概述根据陈四楼矿井的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助运输采用架线式电机车牵引1t固定车厢式矿车运输设备和材料；工作面辅助运输采用连续牵引机高效工作；大巷和工作面煤炭采用胶带运输机连续不间断运输。针对中央带区具体设计如下。7.1.1矿井设计生产能力及工作制度矿井煤层埋藏厚，表土层极厚，但其多为无烟煤，煤质优，厚度大，煤层生产能力大，井型为1.2 Mt/a。矿井工作制度为“三八”制，两班生产，一班检修；每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。7.1.2煤层及煤质带区所采煤层为二2煤层。二2煤层为一稳定较稳定、结构简单(偶含泥岩夹矸一层)的厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在38，平均5；无烟煤，容重为1.4 t/ m3，硬度2.5左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于1 m3/ t；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。7.1.3运输距离和货载量分带斜巷平均运距1300 m，大巷运距2123 m，故从工作面到井底车场的最大运距为3323 m。首采带区内布置一个工作面、一个掘进面即可保产，设计大采高工作面日产量5187.168t/d，掘进面日产量518.7t/d，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，其运量见表7-1-1。表7-1-1 带区辅助运输量序号项目单位数量备注1运送人员人/班均取平均值2材料、设备正常生产t/班52工作面安装、搬家t/d1043工作面支架安装架/d12搬迁214工作面设备安装t/d110搬家2207.1.4矿井运输系统1）运输方式运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜近水平煤层，且运输距离较远，故分带斜巷、大巷采用带式输送机运煤，分带工作面采用连续刮板输送机运煤。辅助运输：轨道大巷采用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄电池电机车牵引矿车运输。矿车选用MG1.9-9B型1.5吨固定箱式矿车，工作面辅助运输采用无极绳绞车牵引1.5t固定箱式矿车、5t材料车、1.5t平板车运输材料及设备。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。（1）运煤系统分带采煤工作面分带运输斜巷分带煤仓运输大巷井底煤仓主井地面掘进工作面分带运输斜巷分带煤仓运输大巷井底煤仓主井地面（2）行人、运料系统地面副井井底车场轨道大巷带区行人运料斜巷带区轨道集中平巷分带轨道斜巷工作面（3）排矸系统矿井投产后，产生的矸石大部分为瓦斯抽排巷掘进出矸，矸石由矿车经轨回联巷运至轨道大巷后，再由电机车牵引至井底车场，并由副井提出地面。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，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，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2带区设备的选型（1）采煤工作面选用西安煤矿机械厂生产的MXA-300/4.5W无链液压双牵引采煤机，张家口煤矿机械厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。（2）带区运煤设备根据带区运输设备配套原则选择分带运输斜巷配套设备如下：转载机SZB-830/180，破碎机PCM132，输送机选用SSJ1200/3200M带式输送机带式输送机。技术特征见表7-2-1，表7-2-2，表7-2-3。表7-2-1转载机技术特征项目单位技术特征型号SZB-830/180生产能力t/h1200出厂长度m37.7总装机功率kW290电压等级V1140链速m/s1.45有效搭接长度m12.4爬坡长度m7.4爬坡角度10中部槽尺寸长mm1500宽mm830高mm222表7-2-2破碎机技术项目单位技术特征型号PCM132通过能力t/h1200破碎能力t/h1200整机重量t14.8电动机功率kW132结构特点锤式外形尺寸mmmmmm456020951742最大出料块度mm300生产厂张家口煤机厂表7-2-3 SSJ1200/3200M带式输送机主要技术特征表项目单位技术特征型号SSJ生产能力t/h1200运距m1500皮带宽度mm1200电压等级V1140功率kW3200带速m/s3.15（3）带区辅助运输设备本带区的煤层倾角较小，因此提升时采用JW1600/80无极绳绞车牵引1.5t固定式矿车、5t材料车、5t平板车运输。各设备技术特征如下：表7-2-4 JW1600/80无极绳绞车主要技术特征表项目单位技术特征型号JW1600/80载荷钢丝绳最大静张力kN60两钢丝绳最大张力差kN50绳速m/s0.751滚筒直径mm1600钢丝绳直径mm28电动机机型号YB280M6功率kW55/75电压V380/660外形尺寸mm348517201672表7-2-5 井下运输车辆主要技术特征表名称型号载重量/t外型尺寸长宽高轨距/mm轴距/mm自重/kg数量/辆矿车MG1.7-9B1.52400105011509007509741000材料车MLC5-95210011501300900600790200平板车MPC5521001150480900600780507.2.3带区运输能力验算（1）运煤能力验算对矿井年产量（AB=120万t/a），按各环节通过能力进行验算，AB应由必要的运输设备运输能力来保证，即： （7-1）式中：An各运输环节运输能力，t/h；K产量不均衡系数，取1.2；T日工作时间，取16小时；运输设备正常工作系数，取0.8；则：通过验算，各运输环节的运输设备均满足要求。（2）带区辅助运输能力验算带区车场设计一次提升的矿车为8个。根据矿车连接器强度进行验算： （7-2） （7-3）式中:W矿车与轨道间的摩擦系数；F矿车运行阻力，N；g重力加速度，m/s2；K车轮与轨道间的滚动摩擦因数，K=0.50.6；u车轮轴承的摩擦因数；d车轮的轴径，mm；D车轮直径，mm；Z一次能提升的最大矿车数，个。因为811，故一次提升8个矿车满足要求。7.3大巷运输设备选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用XK8-9/120-1A型蓄电池电机车牵引矿车进行辅助运输，在运输大巷内采用DX-1200/42000型带式输送机运输煤炭，其主要技术特征如下：表7-3-1 XK8-9/120-1A型电机车主要技术特征表项目单位技术特征型号XK8-9/120-1A粘着质量t8轨距mm900最小曲率半径m7连接器距轨面高mmmm320；430固定轴距mm1100主动轮直径mm680机械传动装置传动比6.92外型尺寸mm450013601550制动方式机械牵引力小时制kN11.172长时制kN2.94速度小时制km/h6.8长时制km/h12.4最大km/h25牵引电动机型号ZQ11B额定电压V120小时制功率kw11长时制功率kw4.3台数台2小时制电流A112长时制电流A44表7-3-2 DX-1200/42000带式输送机主要技术特征表项目单位技术特征型号DX-1200/4200输送能力t/h1400带速m/s3.15带宽mm1200适应倾角4电动机功率kW4200型号YBKYS-2000转速r/min1478电压V660/11408 矿井提升8.1矿井提升概述矿井设计井型为1.2 Mt/a ，服务年限53.7年。矿井工作制度为“三八”制，两班生产，一班检修；每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。矿井煤层埋藏厚，表土层极厚，但其多为无烟煤，煤质优，厚度大，煤层生产能力大。井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于1 m3/ t；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。主井井筒内布置一对16t多绳箕斗，用于煤炭提升，并兼进部分风，副井井筒内布置一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼；一个带平衡锤的加宽双层四车罐笼提升。8.2主井提升8.2.1箕斗矿井设计生产能力为1.2Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主井双箕斗提升至地面，装备16t侧卸式箕斗。具体参数见表8-2-1。表8-2-1 箕斗技术参数项目单位数目备注型号-JDG16/1504Y淮南煤机厂名义载重t16有效容积m317.6最大终端载荷kN600尾绳悬挂装置最大允许载荷kN300最大提升高度m1000箕斗自重t17.88.2.2提升机井筒装备地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKM-2.5/6（），由洛阳矿山机械厂生产提供，提升机主要特征见表8-2-2。表8-2-2 多绳摩擦式提升机技术特征表项目单位数目备注型号JKM-2.5/6（）洛阳矿山机械厂主导轮直径m3.5导向轮直径m3纲丝绳最大静张力kN800最大静张力差kN230有导向轮直径m35数量条4间距mm250最大提升速度m/s148.2.3钢丝绳技术特征多绳摩擦提升机所用钢丝绳技术特征见表8-2-3：表8-2-3 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8.38.2.4提升能力验算矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、运输造成很大不便。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降。而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少。单绳摩擦式提升机没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机。提升参数计算如下：（1）提升高度：H=HS+HZ+HX （8-1）式中：H提升高度，m；HS矿井深度，700 m；HZ装载高度，30 m；HX卸载高度，20 m。H=700+30+20=750（m）（2）经济提升速度：Vm=0.4H0.5 （8-2）式中：Vm经济提升速度，m/s。Vm=12.4（m/s）（3）一次提升循环估算时间：TX=Vm/a+H/Vm+t （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/s2；t装卸载时间，取30 s。TX=12.4/0.8+750/12.4+30=106.0（s）（4）小时提升次数：Ns=3600/TX （8-4）式中：Ns小时提升次数。Ns=3600/106.0=34（次）（5）小时提升量：As=Anccr/（BnTv） （8-5）式中：As小时提升量，t；An设计年产量，1.2 Mt/a；c提升不均衡系数，1.3；cr提升备用系数，1.3；Bn年工作日，330 d；Tv日提升时间，16 h。As=1.21000001.31.3/（33016）=384.09（t）（6）一次合理提升量：Q=As/（234） （8-6）式中：Q一次合理提升量，t；2两套提升设备。Q=384.09/（234）=5.6（t）表8-2-4提升参数提升高度/m提升速度/ms-1一次提升时间/s每小时提升次数每小时提升量/t一次合理提升量/t75012.4123.134384.095.6提升参数见表8-2-4，所选箕斗提升容量为16t，所以能够满足矿井生产的需要。8.3副井提升选择宽罐笼型号为GDG1.5/9/2/4K，窄罐笼型号为GDG1.5/9/2/4，采用落地式多绳摩擦提升机型号为JKM-2.254（II）A，罐笼、提升机和钢丝绳等具体参数如下：表8-2-5罐笼技术特征表罐笼型号GDG1.5/9/2/4KGDG1.5/9/2/4乘人面积/m215.211.6乘人数8464罐笼总载重/t14.6814.68罐体自重/t11.8810.93最大终端载荷/kN570570罐笼长和宽AB/mm5290167452901274钢罐道C/mm51005100组合钢罐道宽度/mm180180编制单位南京院表8-2-6主提升机特征使用井筒提升机形式型号最大张力/t功率/kW电力形式最大提速/ ms-1产地副井落地摩擦轮441721250交-交10德国表8-2-7副井提升钢丝绳参数主绳尾绳型号三角股镀锌8419-17828直径/mm4217828单位重量/kgm-17.515.05抗拉强度/Nmm-216701372每根绳总破断力/kN1289-根数42安全系数大件10.31-矸石物料11.63-人员14.92-9 矿井通风及安全9.1矿井地质、开拓、开采概况9.1.1矿井地质概况井田位于黄淮冲积平原东部，地势低洼平坦，自西北向东南微微倾斜，地面标高+32.49+36.50 m，一般为+32 m至+35 m之间，相对高差3 m左右。地表广为巨厚的新生界松散冲积物所覆盖。陈四搂井田总体走向NNW，倾向SWW。东至二2 露头线；西至“环状断裂”；北达F38断层和岩浆侵入所造成的天然焦边界；南靠城郊煤田边界。井田南北走向最大5.64 km，最小1.03 km，平均5.00 km；东西宽最大3.96 km，最小1.16 km，平均3.80 km；井田面积约19.00 km。井田内煤层赋存稳定，主要可采煤层为二2号煤层。井田可采储量96.72Mt，矿井设计年产1.2 Mt，为大型矿井，服务年限为53.7 a。在井田范围内，二2煤层赋存稳定，平均倾角9.73，矿井相对瓦斯涌出量为平均1 m3/t，煤层自然发火危险性和煤尘无爆炸性均较弱。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井两水平采带区式结合开拓，一水平标高-500 m，二水平-700 m。为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分两个带区，五个采区。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9-2。表9-2 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多工业场地布置集中广场保护煤柱少通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4 km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道结合本矿的实际条件：井田地处平原，埋藏深度大，且南北走向较长，所以不适合用采用中央分列式和分区对角式。若采用中央并列式，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道，但随着带区逐步向两翼，通风阻力不断增大，后期通风困难，中央并列式通风很难满足高瓦斯矿井的通风需要，通风线路较长且较复杂，相对而言两翼对角式通风线路简单，风阻较小，适于本矿井的地质条件。本矿考虑到井田范围广，设计生产能力大，为了后期的安全生产，在本设计第四章开拓方案比较中已经考虑了全矿的通风方式，也作了详细的经济比较，按照开拓设计方案，确定本矿通风方式为：两翼对角式通风。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，当一旦主扇因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；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，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，主要人行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10 min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 m3/t，小于10 m3/t，属于低瓦斯矿井，采区采用两条上山就可满足通风、生产的需要，采区上山采用一进一回的通风方式。一进一回的通风方式一般可以采用两种方式：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1通风容易时期和通风困难时期的定义矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。本设计只针对开采一水平时期：（1）容易时期的采煤方案开采第一水平2102工作面，布置综采一次采全高工作面；准备面2104；平巷掘进头两个；岩石掘进头一个。（2）困难时期的采煤方案第二水平后期开采西二带区二工作面时为通风困难时期：西二带区东翼一面布置综采一次采全高工作面；采空区另一侧布置准备面。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、图9-2。9.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量1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、掘进和硐室地点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=1.21.25。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%。（1）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=5 m3/min，=1.5，可得：=10051.5 =750 m3/min（2）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（9-1）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9-4 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（3）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。（4）按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算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=22 m2，=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：1.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=5 m3/min，=1.6，可得：=10051.6 =800 m3/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。 （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：=800 m3/min4）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/min6）矿井总风量1.综上，考虑到矿井通风系数，取=1.3，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+8003+（130+70+70+150）1.2 =7185.6 m3/min困难时期：=2112+1056+8002+（1302+702+702+150）+7981.2 =7507.2 m3/min2.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7185.6 m3/min，通风困难时期为7507.2 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15%：放=21121.15=2428.8 m3/min2）准备工作面：备=10561. 15=1214.4 m3/min3）煤巷掘进工作面：掘进=8001. 15=920 m3/min4）岩石大巷掘进面：Q掘=8001. 15=920 m3/min5）机车检修、充电硐室：Q充=1501. 15=172.5 m3/min6）火药库：Q火=1301. 15=149.5 m3/min7）其它巷道：Q其它=7981.15=917.7m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。井巷风速验算结果见表9-5。表9-5 井巷风速验算表容易时期困难时期最高允许风速井巷名称风速/ms-1井巷名称风速/ms-1ms-1副井2.94 副井3.07 8井底车场4.68 井底车场4.90 8轨道大巷南段5.91 轨道大巷南段5.37 8轨道大巷北段1.25轨道大巷北段3.86 8进风斜巷3.52 进风斜巷3.52 6工作面1.92工作面1.924回风斜巷2.94 回风斜巷2.94 6风井南翼回风大巷3.30 风井南翼回风大巷5.38 8备采面进风斜巷1.76 备采面进风斜巷1.76 6备采面0.96备采面0.964备采面回风斜巷1.47 备采面回风斜巷1.47 6风井北翼回风大巷5.24 风井北翼回风大巷4.40 8回风立井7.54 回风立井7.87 159.4矿井阻力计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主扇之前，必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩檫阻力和局部阻力。摩檫阻力一般占通风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。9.4.1计算原则1.矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa；2.矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算。3.矿井通风网路中有较多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；4.设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350 mm水柱；5.应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此应首先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.4.2矿井最大阻力路线在通风网络图中选出最大的通风阻力路线，根据上述计算原则，算出此路线的阻力。通风容易时期的最大阻力路线：地面副井井底车场一水平轨道石门一水平轨道大巷进风行人斜巷集中轨道平巷分带轨道斜巷采煤工作面分带运输斜巷轨道大巷主井地面通风困难时期的最大阻力路线：地面副井井底车场二水平轨道石门二水平轨道大巷进风行人斜巷集中轨道平巷分带轨道斜巷采煤工作面分带运输斜巷回风大巷二水平轨道大巷西二采区轨道上山西翼风井地面表9-6 井巷特征参数井巷名称支护形式长度（m）断面（m2）周长（m）阻力系数104/Ns2/ m4副井井筒混凝土57140.7122.61342井底车场锚喷20012.817.7965轨道运输大巷锚喷5571.3612.817.7965带区下部车场锚喷15012.817.7965带区进风石门锚喷75.8612.817.7965带区轨道平巷锚喷1355.6121498回风大巷锚喷5400.612.817.79150带区进风斜巷锚喷986.5121475带区回风斜巷锚喷986.514.415.450液压支架工作面放顶煤支架1802220330回风石门锚喷5015.6019.4745回风立井混凝土56415.914.1332.59.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力：井下多数风流属于完全紊流状态，故 （9-12）式中：摩擦阻力，Pa；实验比例系数，常数；矿井空气密度，kg/m3巷道周界，m；巷道长度，m；空气流动速度，m/s；巷道断面面积，m2令，Ns2/ m4或kg/m3若通过井巷的风量为 (m3/s),则=/,代入上式，得： （9-13）对于已定型的井巷，、和等各项都为已知数，值只和成正比。故把上式中的项用符号来表示，即，Ns2/m8 （9-14）此称为井巷的摩擦风阻，它反映了井巷的特征。它只受和、的影响，对于已定型的井巷，只受的影响。故， Pa （9-15）上式就是在完全紊流状态下的摩擦阻力定律。当摩擦风阻一定时，摩擦阻力和风量的平方成正比。按照上述计算方法，沿着选定的两条最大阻力风路，将各区段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数(一般不细算局部阻力)，即可算出通风容易和通风困难两个时期的井巷通风总阻力分别为：，Pa （9-16），Pa （9-17）式中：1.2容易时期的局部阻力系数；1.15 困难时期的局部阻力系数。矿井通风总阻力：容易时期：=1.2656.71 =788.05 Pa困难时期：=1.154037.74 =4643.40 Pa9.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算公式： （9-18）矿井通风等积孔计算公式： （9-19）式中：矿井风阻，Ns2/m8；矿井总阻力，Pa；矿井总风量，m3/s；矿井等积孔，m2。图9-3 容易时期通风网络图图9-4 困难时期通风网络图结合以上公式，把已知值代入，可得：容易时期：总风阻为：=788.05/（7185.60/60）2= 0.
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