薛湖煤矿1.80Mta新井设计含5张CAD图-采矿工程.zip
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薛湖煤矿1.80Mta新井设计含5张CAD图-采矿工程.zip,煤矿,1.80,Mta,设计,CAD,采矿工程
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目录1 矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征.31.1 矿区概述.31.2 井田地质特征.51.3 煤层特征.112 井田境界和储量井田境界和储量.172.1 井田境界.172.2 可采煤层.172.3 井田尺寸.172.4 矿井储量.183 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度、设计生产能力及服务年限.243.1 矿井工作制度.243.2 矿井设计生产能力及服务年限.244 井田开拓井田开拓.284.1 井田开拓的基本问题.284.2 矿井基本巷道.385 准备方式准备方式带区巷道布置带区巷道布置.515.1 煤层地质特征.515.2 带区巷道布置及生产系统.525.3 带区车场选型设计.566 采煤方法采煤方法.586.1 采煤工艺方式.586.2 回采巷道布置.677 井下运输井下运输.707.1 概述.707.2 带区运输设备选择.727.3 大巷运输设备选择.748 矿井提升矿井提升.788.1 矿井提升概述.788.2 主副井提升.789 矿井通风及安全矿井通风及安全.839.1 矿井通风系统选择.839.2 矿井风量计算.879.3 矿井阻力计算.939.4 选择矿井通风设备.1019.5 安全灾害的预防措施.10310 设计矿井基本技术经济指标设计矿井基本技术经济指标.106参参 考考 文文 献献.108致致 谢谢.1091 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置交通位置薛湖矿井位于河南省永城市北部，属永城市管辖。地理坐标为东径11617301162830，北纬 340530341000。井田中心南距永城市 23，西至商丘市 75km，东至江苏徐州市80km，至安徽淮北市 40km，分别与京九、陇海、津浦三条铁路干线有公路相连，北至陇海铁路砀山站 38km，永城矿区自用铁路与京九、陇海铁路相连。连、霍高速公路从本区北缘通过，砀山永城公路从井田东部通过，井田内乡间公路纵横成网，交通便利，如图 1.1。陇海铁路位于矿区北部，青（龙山）阜（阳）铁路从矿区南部通过，西部有京九铁路，由青阜线青町车站接轨的矿区铁路专用线已建成投入运营，并在陈四楼矿为薛湖矿井留有接轨位置。1.1.2 地形、地貌地形、地貌本区位于淮河冲积平原北部，地势平坦开阔，总体为西北高，南东低。最高海拔标高+40.2m，最低+32.3m，一般+36+38m。1.1.3 河流及水体河流及水体本区属淮河水系，地表水体不发育，主要河流为王引河，流经勘探区东北部边界附近，最大流量为 46.6m3/s，最高水位标高为+39.70m。其余均为季节性河流，雨季水位上涨，流量增大，旱季水量减少，甚至干涸无水。1.1.4 气象地震气象地震本区属半干旱半湿润季风型气候，年平均降水量 877.4mm，年最大降水量 1518.6mm，年最小降水量为 556.2mm，降水多集中于 7、8、9 三个月。多年平均蒸发量为 1811.12mm，蒸发量大于降水量。每年七、八月最热，一、二月最冷，最高气温为+ 41.5，最低气温为-23.4，年平均气温+14.4。夏季多东南风，冬季多北、西北风，多年平均风速 3.4m/s，最大风速 20m/s。冰冻期为每年 11 月初至翌年 3 月底，最大冻土深度为0.21m。永城市属郯城庐江地震带影响范围，地震烈度小于 6。据有关记载，公元 925 年以来，永城市东部安徽省境内肖县、宿县一带曾发生 38 次强烈地震。1668 年山东郯城曾发生 8.3 级地震，永城市受到地震影响。根据中国地震动参数区划图 （GB18306-2001） ，本区位于地震烈度度区。图 1.1 薛湖矿井交通位置图1.1.5 矿区经济概况矿区经济概况永夏矿区地处黄淮平原北部。矿区工业以煤炭、电力、冶金、建筑材料为主，农业以种植小麦、玉米、大豆等为主，经济作物主要有花生、棉花、芝麻等。矿井建设所需钢材、木材从外地采购，经铁路和公路直接运至工业场地，砖、瓦、沙、石及水泥均可就地供应。本区地处黄淮冲积平原的北部，土地肥沃，人口稠密，在矿区范围内分布有薛湖乡、聂四楼、候寺村、洪寨村、洪路口、洪后楼等 40 多个大大小小的村庄，征地和拆迁工作对矿井生产会有一定的影响。神火集团公司已建成的矿区中心居住区及机修、器材供应等辅助设施，可为矿井建设和生产提供生活服务及生产服务。1.1.6 水源及电源水源及电源区内第三、四系松散孔隙承压水含水层，砂层厚度大，分布稳定，富水性较好，水质符合饮用标准，可作为矿井供水水源。另外，井下排水经处理后也可作为矿井供水水源。永城市水利局对矿井生产、生活用水、取水已给予批复。本矿井供电电源双回路均来自距离矿井约 41km 已建成属神火集团管理的神火中心 220kV 变电站。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地质构造井田地质构造本区位于区域构造永城复背斜北部仰起端、次一级构造聂奶庙背斜的北翼，总体构造形态呈一走向北西西的单斜构造，由于受东西向构造和北北东向构造的控制和影响，而使其构造形态局部复杂化。本区地层产状在西部为近南北向北西西向，向西倾斜；中部走向北西至 87 勘探线转为近东西向，向北倾斜，倾角在浅部为 25左右，深部一般为 510，沿走向及倾向均有小型起伏；62 勘探线以东，受北北东向滦湖断层带影响，地层走向基本上为北 50东，并发育北北东向的背、向斜构造，其北端走向转为东西，向北倾斜。本区断裂构造较发育，主要发育北东向和近东西向两组断层，均为高角度正断层，中部发育北东向和近东西向断层；西部以近东西向为主。本区发育的主要褶曲有 5 个，即北西向的聂奶庙背斜、薛湖向斜，近南北向的侯寺向斜和北北东向的张营背斜、徐营背斜。本区局部发育岩浆岩，主要分布在井田东部 66 勘探线以东及西部 87勘探线以西，岩浆岩侵入范围各煤层中不同，二2煤岩浆岩侵入范围较大，可采煤层被吞蚀或部分吞蚀，残留部分也往往大部变质成不可采的天然焦。1.2.2 地层地层永夏煤田属华北地层区鲁西分区徐州小区，新生界松散沉积物覆盖全区，为一掩盖型煤田。依据钻孔揭露，本井田发育地层自下而上分别为：中奥陶统马家沟组(O2m)、中、上石炭统本溪组(Cb)、太原组(C3t)、下二迭统山西组(P1sh)与下石盒子组(P1x)、上二迭统上石盒子组(P2S)、石千峰组(P2sh)及新近系(N)、第四系(Q)。见图 1.21.奥陶系中统马家沟组（O2m）主要为浅灰、灰色隐晶质细晶质中厚厚层状石灰岩，上部含黄铁矿，岩溶裂隙较发育，本区仅有少数钻孔揭露，揭露最大厚度 38.86m。2.石炭系（C）（1）石炭系中统本溪组（C2b）本组上部由灰深灰色砂质泥岩及泥岩组成，偶夹二层薄层泥灰岩；下部为灰灰白色铝土质泥岩或铝土岩，含菱铁质鲕粒，具滑感；底部有紫花色铝土泥岩，含较多的铁质鲕粒和结核。本组地层厚 1623m，平均厚 19m，与下伏马家沟组呈平行不整合接触。（2）石炭系上统太原组（C3t）由薄中厚层状石灰岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩组成，含薄煤 34 层，据区内钻孔揭露,未见到可采煤厚点。全组共含石灰岩 911 层，单层一般厚 35m，厚者可达 14m。本组地层厚 135142m，平均 139m。与下伏本溪组呈整合接触。3.二叠系（P）（1）二叠系下统山西组（P1sh）该组为本区主要含煤地层，即二煤段。自二 1 1 煤底板砂岩至下石盒子组底鲕状铝土质泥岩（K4）底，由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、砂岩组成。含煤 34 层，分布于中下部，其中二2煤是本区主要可采煤层。本组地层厚 68109m，平均 92m，与下伏太原组呈整合接触。（2）二叠系下统下石盒子组(P1x)自 K4鲕状铝土质泥岩底至 K7中粒砂岩底，为本区主要含煤地层之一。由泥岩、铝土泥岩、砂岩、粉砂岩与煤层组成。本组地层平均厚 404m，与下伏山西组呈整合接触。据煤、岩层组合特征可分为三、四、五三个煤段。（3）二叠系上统上石盒子组（P2s）自 K7中粒砂岩底至“平顶山砂岩”底，主要由灰绿色、灰色、紫花色泥岩、砂质泥岩、砂岩、煤线组成，地层厚约 350m，与下伏下石盒子组呈整合接触。据煤、岩层组合特征分为六、七两个煤段。（4）二叠系上统石千峰组（P2sh）本区石千峰组地层揭露极少，地层厚度不详。区内仅发育石千峰组第一段地层，以灰灰白色，厚层状，中粗粒石英砂岩为主，夹有灰绿色细砂岩及粉砂岩。该段地层厚 107121m，平均 114m，与下伏上石盒子组地层呈整合接触。4.新生界（KZ）（1）新近系（N）新近系下部（N1）：属河湖相沉积，厚度 180250m，与下伏各地层呈角度不整合接触，可分为上下二段。下段（N1 1）：以土黄、棕黄、灰绿色粘土、亚粘土为主。底部普遍发育一层灰白色，俗称“钙质层”的亚粘土，含 14 层粉砂、细砂，厚度变化幅度为 030m，呈透镜体状。该段地层厚 35127m，平均 90m，埋藏深度 280300m。上段（N2 1）：由浅黄、棕黄色中细砂、界 系 统 组新生界(KZ) (N)下二统(P1)二叠系(P)古生界(PZ)(C) (C2)(C3)K4K2石系炭石上统中统K3二30.290.600.00岩 石 名 称 及 岩 性 简 述149.178.7845.20124.0874.92106.4330.0060.00叠为细中砂，黄色或黄褐色，质纯，松散，分选性好，并含有砾石。层间夹有杂色粘土，亚粘土及少量砂土，局部可见薄层钙质砂岩，灰白色，坚硬。上部为杂色粘土，亚粘土和粉细砂、中砂交替出现。粘性土和砂层在不同段均有分布，厚度变化较大。粘性土质较纯，粘塑性好、细腻、光滑半坚硬、由灰色、灰色砂岩，砂质泥岩，紫斑泥岩组成。上部主要为中、粗粒砂岩上部主要为深灰色、灰色泥岩、砂质泥岩，次为细粒砂岩。中部含煤由浅灰色白云质灰岩，夹灰深灰色石灰岩，豹皮状灰岩组成。井田较稳定。三5煤局部可采，三21、三6、三7煤为不可采煤层。三2煤与三4煤上段：为砂岩，砂质泥岩及泥岩组成。下段：夹一中厚层状铝质泥岩，中上镜鉴定名为生物碎削灰岩（肉眼能辨认者主要为海百合茎、珊瑚、腕足类等本组产丰富的动物化石，主要为蜓科，有孔虫、腕足类及少量珊瑚，另外内仅有部分钻孔穿见其顶部岩层，其中6605孔穿见45.20m.具紫红色斑块，底部含赤铁矿团块或条带(即山西式铁矿层位)。性较差，岩石致密。坚硬。未见动植物化石。灰绿色细粒砂岩。粉沙岩及砂质泥岩、紫斑泥岩显著减少。富含植物化石。铝质泥岩，局部夹砂岩或砂质泥岩，呈灰浅灰绿色,常见有紫红色斑块。鲕为褐色、黄褐色、灰绿色亚粘土及亚砂土交替出现层间偶见少量粉砂和中粒砂岩，间夹薄层细粒砂岩，砂岩中石英含量占90以上，硅质胶结，分选底部为薄层棕褐色或棕黄色砂或砂砾。顶部为耕植土，中上部为粉砂，多为黄色、黄褐色，松散，含泥质。部分 塑性交好，有锰染现象，含有钙质结合、直径23厘米上部多为黄色、灰褐色细中砂和少量粉砂。松散、含泥质，分选性较差。更统新全新统新上(Q1-3)30.0090.00150.00地 层 单 位地层厚度分层厚度综合柱状(1:500)最小最大平均煤层名称标志层名称(Q4)60.00第四(Q)系260.00110.0088.73348.73系三第上统上二叠统(P2)组峰千(P2sh)25.00K9上373.73497.81下石盒子组572.73山组西组原太马(O) (O2)统系奥 中陶下828.33837.11882.31679.16四3K51.0525.037.920.641.381.420.793.0422.639.50二22.233.850.50三1三22三3三5三6二12二110.640.352.00 22.008.78K10.854.981.9514.1010.596.20本层为K9标志层，井田内仅有一个钻孔穿见，且揭露不全。为浅灰色中粗紫斑泥岩十分发育，以紫红色为主。不含或偶含植物化石碎片。下部为灰本段主要特征是薄中厚层状石英砂岩明显增多，并且颗粒较粗。七层，自下而上编号为三1三7煤层，其中三1、三22、三4煤工业煤层，层位底部K4标志层，层位稳定，但厚度变化较大，以鲕状铝质泥岩为主，次为由泥岩，砂质泥岩，砂岩及煤层组成，含煤四层(二煤组)，其中二2煤层层位稳定，为区内主要可采煤层，二11煤层偶而可采。K3标志层(L11)该层灰岩厚度不大、但区内稳定，以含丰富的生物碎削为特砂岩多发育在L4、L5、L10灰岩的上、下部，以细粒砂岩为主，一般为长石砂岩，胶结物均为粘土质和钙质。本组地层普遍含黄铁矿结核，并含34层薄层菱铁矿，但层位不稳定。本组为K1标志层，为灰浅灰绿色铝质泥岩，局部夹一层灰岩、中下部(P2S)石盒 子组(P1X)(P1S)(C3t)组溪本(C2b)家沟组(O2m)(N2)(N1)统新中25地段含有砂砾。下部为黄褐色为主的杂色粘土、亚粘土和少量亚砂土、土质一般细腻，粘底部为褐黄色粉细纱、质纯松散，局部含泥质。砂质间夹有杂色粘土、亚粘土，含钙质结核。中部为粘土、亚粘土与细中砂交替出现。粘性土多为杂色，土质细腻、质教纯，有锰染现象，含钙质结核，直径13厘米。砂性土松散，分选性差。砂。粘性土质纯，细腻、光滑、坚硬、呈块状，断口具腊脂光泽，粘塑性强含钙质、铝质、有锰染现象，可见少量锰豆，其下部分地段，可见少量灰绿色粘土，含较多钙质结核和铝质，较坚硬有锰染现象。底部多为粉细纱层。地段厚薄变化较大。中下部多为褐色，灰绿色粘土和少量亚粘土，局部见少量碎石。次生碳盐灰绿色粘土、亚粘土和少量亚粘土，局部见少量碎石。次生碳酸盐在不同地含铝质、钙质和钙质结核，底部多为亚粘土，局部为砂层呈柱状，有溶蚀现象，溶洞被泥质半充填。井田北部粘性土，含石膏晶体与基岩接触处有小砾石，直径在0.30.7厘米、呈次棱角状或次园状与下伏地层呈不整合接触。本段相当于豫西之平顶山砂岩段。与下伏地层呈整合接触。四1K5标志层层位稳定，井田内呈东薄西厚。浅灰色，细中粒砂岩，局部为粉砂岩，以石英为主，次为长石。胶结物以硅质为主，次为粘土质、钙质，含菱铁矿。具斜层理，层面含炭质。含泥质包裹体。分选中等，磨圆度中等，呈次菱状，次圆状。与下伏地层呈整合接触。1.190.002.420.002.660.002.030.10间夹一层中细粒砂岩，厚度不稳定，可作为区分二者的辅助标志。本组中上部砂岩较为发育，层数较多，但均不稳定，一般为中细粒砂岩交错层理发育,碎硝成分以石英为主,长石.菱铁矿次之,重矿物主要有错石.磷灰石、电气石、榍石等。另外还有少量海绿石、鲕绿泥石等矿物。状铝质泥岩以含粗大鲕粒、球粒为特征，其成份为菱铁质、粘土矿物含量80以上，经X衍射鉴定粘土矿物主要是高岭石，次为石英，蒙脱石、水云本段含丰富的植物化石、主要有楔羊齿、栉羊齿、带羊齿及根座化石等。与下伏地层呈整合接触。本组以二2煤为界可分成上、下两段。部为23层含铝质泥岩，有时含薄层菱铁矿，中下部发育有厚层中粗粒长石、石英砂岩，以岩榍含量高为特征，成分复杂，胶结物为泥岩，松散、俗称“豆腐渣”沙岩（相当于豫西的香炭砂岩层位），亦可作为辅助标志层。下段：主要由灰色泥岩、黑色泥岩夹黑色砂质泥岩、炭质泥岩及薄煤层二3煤位于本段中部。该段下部为黑色泥岩。（二1、二2煤）组成。二1煤层层位较稳定。二2煤层不稳定、局部位炭质泥岩所代替。本段沙岩发育、中上部几乎全由一厚层中细粒条带装沙岩组成（与豫西大占砂岩层位相当）多为泥质胶结，成份以石英为主，含泥质包体，由 泥质条带组成的缓波状层理、脉状层理十分发育层面含炭质及白云母片，统称条带状砂岩。该砂岩区内稳定，容易辨认，可作为辅助标志层。此砂岩以下至K3灰岩为一厚层黑色泥岩，含黄铁矿晶粒和菱铁矿薄层，局部见有动物化石碎片。 本段含丰富的植物化石、主要有楔羊齿、栉羊齿、带羊齿、齿叶及科达等。与下伏地层呈整合接触。碎片），是区内良好的标志层之一。本组一般含石灰岩11层，自上而下编号为L1L11。其中厚度稳定的有三层（L2、L8、L11),较稳定的有四层（L3、L6、L7、L9）不稳定的有四层（L1、L4、L5、L10),且L4、L5常有分叉尖灭合并现象。L8灰岩，为本组上部的厚层灰岩，其厚度仅次于L2灰岩，且区内稳定，可作区内的辅助标志层。本组含煤（57层），均不可采，一般以灰岩作为顶板。有少量植物化石。与下伏地层为整合接触。L2灰岩为K2标志层。是本组下部的厚度灰岩，区内普遍发育，厚度稳定。以含较多的燧石结核和蜓科化石为其主要特征，是区内良好的标志层之一。本组化石仅在个别钻孔见有保存不完好的始史斯塔夫蜓、伏芝加尔小泽蜓有孔虫等。与下伏地层呈假整合接触。母等。(m)(m)厚度(m)及)厚度(m)及最小最大平均)0.451.190.000.700.040.700.00图 1.2 地质综合柱状图亚砂土和灰黄、灰绿色亚粘土、粘土组成，含钙质和铝土质。砂层松散,单层厚度大,粒度粗,泥质含量少,砂层 510 层，厚度 60100m。该段地层厚110160m，平均 135m。埋藏深度 165300m。新近系上部（N2）：属河湖相沉积，厚度 4573m，平均厚 60m。主要由土黄、灰黄、棕黄、亚粘土、粘土夹砂层透镜体组成，富含大小不一的砾石与姜结石。本段地层以高可塑性粘土为主，砂层一般 24 层，厚度 625m，埋藏深度 100165m。（2）第四系（Q）更新统（Q13）：属冲洪积相沉积，厚度 4678m，平均厚 65m，与下伏新近系地层呈整合接触。以土黄、黄褐、浅黄色亚粘土为主，夹亚砂土及粉砂、细砂透镜体。含砂层 37 层，厚度 1235m，亚粘土中姜结石富集。埋藏深度 35100m。全新统（Q4）：属冲积相沉积，厚度一般为 2030m，平均厚25m。由灰黄、土黄色亚砂土夹灰黄、褐黄色亚粘土、粘土组成,含小砾石及姜结石,薄层粉、细砂层呈透镜体状,亚粘土中夹 12 层灰褐色含腐植质的“黑土”，含大量田螺、蜗牛化石。1.2.3 水文地质水文地质薛湖井田位于永城复背斜西翼北段，处在区域径流区带。F112正断层落差 90m，切割聂奶庙背斜轴部，使区外东部背斜轴部相对富水区的奥陶系地层与区内煤系地层对接，应为勘探区的供水边界；西部为太原组灰岩深埋区，灰岩顶面埋深在 1000m 以下，岩溶发育程度随深度减弱，地下水径流迟缓，但考虑到灰岩顶面 1000m 深度距离首采区较远，可视为无限边界；北部亦为太原组灰岩深埋区，灰岩顶面埋深在 1000m 以下，相对较封闭，可作为相对隔水边界。南部为聂奶庙背斜轴部的灰岩隐伏露头区，但新生界隔水层的覆盖，客观上削弱了上部灰岩含水层的富水程度，因此为无限边界。井田内无常年流水河流，王引河在勘探区东北边界穿过，1956 年实测最大流量 46.6m3/s，最高水位标高 39.70m，平时水量较小。位于勘探区中、西部的白河、韩沟两条暂时性水流，自北向南注入沱河，旱季经常干枯无水。地表水体距离煤层垂直距离一般大于 400500m，并且有巨厚新生界阻隔，因此地表水对煤层开采无影响。区内含水层自上而下划分为：新生界含水层（组） ；基岩风化带含水层；二叠系下石盒子组、山西组砂岩含水层；石炭系太原组上段灰岩含水层；石炭系太原组下段灰岩含水层；奥陶系灰岩含水层。共计六个含水层，描述如下：（1）新生界含水层（组）新生界松散岩类含水层西部厚，东部薄，厚度 110.67m445.10m，平均值 358.08m。主要砂层含水层埋藏深度分别为第四系全新统 035m 和新近系含水层 150300m。全新统含水层属潜水，孔隙水储存较为稳定，补给迅速。含水层埋藏深度一般 2535m，地下水位较浅，一般 34m，单位涌水量q1.582.55 l/sm，渗透系数 k6.3611.88m/d，富水性强。动态受季节影响变化明显，水位年变化幅度 2.222.67m，水质良好，直接受大气降水的补给，地下水循环交替条件好，动态变化幅度大。新近系含水层属深层承压水。由中细砂层、粉砂、亚砂土组成，含深层孔隙承压水，砂层厚度大，一般 60100m，赋存稳定，地下水径流方向自西北流向东南，水位标高 34.5735.57m，单位涌水量 0.1291.31 l/sm，渗透系数 1.702.07m/d，该含水层因第四系更新统和新近系上部隔水层的阻隔，正常情况下，浅层水和大气降水难于垂直下渗补给，据邻区资料，地下水动态变化不大，年变幅度较小，不易受污染，矿化度1.1291.390g/l，总硬度 98.32118.02，氯化物含量 203g/l，水化学类型为 HCO3ClSO4Na 型，PH 值 8.08.2。（2）基岩风化带含水层区内 117 个钻孔简易水文地质观测统计，漏水孔 18 个，占总数的15.4%。8016 孔山西组二2煤层顶板风化带抽水，单位涌水量 0.000388 l/sm，渗透系数 0.00182m/d，富水性较弱，水位标高 29.90m。（3）下石盒子组、山西组二2煤顶、底板砂岩裂隙承压含水组由中粒、细粒砂岩组成，厚度 915m，砂岩致密，裂隙不发育，单位涌水量为 0.000007580.00195 l/sm，渗透系数k0.00007430.0121m/d，属弱富水含水层。二2煤底板有一层中细粒砂岩，厚度一般 8m 左右，没有进行抽水试验，区域上该层也具有一定富水条件，其富水程度较弱。（4）太原组上段灰岩岩溶裂隙承压含水组由 56 层灰岩组成，厚度 17.5525.85m，平均 22.13m，太原组顶部L12（K3）灰岩呈薄层状，平均厚度 1.30m，全区揭露该层钻孔 97 个，其中漏水孔 1 个。L8灰岩厚度较大，赋存稳定，一般厚度 10m。灰岩致密完整，岩溶裂隙不发育，单位涌水量 0.000004660.000865 l/sm，渗透系数 k0.00004410.00580m/d，水位标高详查期间33.1036.38m、勘探期间-1.15-10.87m。抽水后水位恢复时间很长，难于达到抽前静止水位，显示该层富水性弱，渗透性能差，径流迟缓，地下水以静储量为主。考虑到岩溶裂隙发育的不均一性，靠近浅部和断层附近，含水层的富水性会有所增强。（5）太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水组由五层灰岩组成，厚度 14.98m，其中 L2灰岩沉积厚度大，赋存稳定，灰岩埋深一般在-500m 以下，裂隙被充填，岩溶裂隙不发育，渗透性能差，8705 孔抽水时 q0.000984L/sm，K0.000960m/d，属弱富水含水层。（6）奥陶系灰岩岩溶裂隙水含水层揭露最大厚度 38.86 m，富水程度不详，区域资料显示，该层单位涌水量为 0.008433.152 l/sm，但本区奥陶系埋藏较深 ,岩溶裂隙发育程度相对较低。1.2.4 地质勘探程度地质勘探程度本区勘查工作始于 1957 年，先后有安徽 325 队、省建委地勘公司三队、中南煤田地质局物探普查队、煤炭部煤田地球物理勘探队、河南省地质十一队、煤炭工业部一二九队等单位在本区进行过勘探工作。煤炭部一二九队于 1978 年至 1981 年在薛湖勘探区进行了详查地质勘探，并于 1981 年 11月提交了河南省永夏煤田薛湖勘探区详查地质报告 ，1982 年 4 月煤炭部第一勘探公司以82煤勘地字第 122 号文审查批准了该报告。累计施工钻孔 124 个，工程量 87772.51m，其中水文钻探 6 孔，工程量 3524.46m；完成测井 121 孔，82168 实测米；采取各种样品 480 个，钻孔稳定流抽水试验 10 次，完成二维模拟地震测线 30 条，139.71km，物理点 4957 个。井田勘探报告由河南省煤炭地质勘查研究院 2004 年 2 月提交，2004年 4 月国土资源部以国土资储备字【2004】061 号文审查备案。勘探采用地震（全区二维、首采区三维） 、瞬变电磁、钻探与数字测井及采样化验相结合的综合勘查方法，地质勘查类型为中等构造复杂程度、较稳定煤层稳定程度。完成地质钻孔 12 个，工程量 9559.2m，其中水文孔 2 个，工程量1747.39m，抽水 3 层次；测井 12 孔，9358.95m；二维地震测线 28 条，长121210m，物理点 3091 个；三维地震 4.35km2，物理点 3967 个；瞬变电磁测线 38 条，物理点 1008 个；1:10000 水文地质测绘 82km2。全区范围内共施工钻孔 136 个，工程量 97331.71m，平均每平方公里2.47 个钻孔。通过勘查，查明了井田地层层序和各时代地层岩性及物性特征；查明了井田构造形态，产状变化，二2煤层底板等高线已严密控制；井田内各可采煤层的层位、厚度、结构及其变化规律、稳定性和可采范围已经查明，煤层对比依据充分、结果可靠；主要可采煤层二2煤层的物理性质、煤岩特征、化学性质及其变化规律等已经查明，并确定了煤类及分布范围和岩浆岩侵入范围；查明了可采煤层顶、底板充水含水层与隔水层的性质及分布规律和井田地下水的补给、径流、排泄条件，对矿井充水因素进行了分析；对可采煤层瓦斯含量、赋存特征、分带情况及影响地质因素等已详细了解； 对煤层煤尘爆炸危险性及自燃发火倾向作了评述；查明了井田地温状况及地温梯度；资源储量估算结果基本可靠。本井田勘查程度已达到勘探阶段的要求，可以作为矿井设计和生产建设的依据。1.3 煤层特征1.3.1 煤层煤层本区煤层赋存于石炭二叠系含煤岩系，含煤岩系分四组七个煤段，含煤地层总厚度 993.0m，共含煤 13 层，煤层总厚度 7.27m，含煤系数0.73%。下二迭统山西组和下石盒子组含主要可采煤层二2煤。煤层特征见表 1.1。1.3.2煤层顶、底板煤层顶、底板二2煤直接顶板以砂质泥岩粉砂岩为主，细粒、中粒砂岩顶板次之，厚度一般 510m。老顶为细粒、中粒砂岩，厚度 2.3519.7m。直接底板主要为砂质泥岩、粉砂岩，厚度 0.7632.73m，一般 1.1812.71m，岩石致密，分布连续稳定。顶、底板抗压强度细粒砂岩以上的一般 46.8130.2 MPa，砂质泥岩、粉砂岩 15.8757.3 MPa、泥岩 12.446.27 MPa；顶底板抗拉强度细粒砂岩以上的一般 1.15.77 MPa、砂质泥岩、粉砂岩 0.504.8 MPa、泥岩0.572.1 MPa。可见砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩的强度指标较高，泥岩强度偏低。井田内大部分区段二2煤顶板岩石力学强度较高，完整性较好，属易于管理的顶、底板。在断层发育处，岩石原生结构遭到破坏，裂隙较发育，强度降低容易造成冒顶及片帮，需在采掘生产中加以注意。1.3.3煤质煤质1.煤的物理性质本区二2煤层为黑灰黑色，少量钢灰色，似金属光泽，均一状条带状结构，性脆，具贝壳状及参差状断口，层状构造，裂隙较发育，大都有松散易碎的碎裂煤及粉粒煤。二2煤层不同煤类 WY、PM、TR 的视密度分别为1.45t/m3、144 t/m3、1.66 t/m3； 亮型煤，该煤的顶部普遍发育一层 0.50.7m 左右的光亮型、质地坚硬的块状煤，中部和下部多为粉粒煤。显微煤岩特征：镜下鉴定，本区各煤层的有机组分均以镜质组为主，半镜质组、惰质组次之。表 1.1 煤层特征表煤层厚度（m）煤层结构顶底板特征煤组煤层最小-最大平均夹矸层数夹 矸厚度(m)顶板底板稳定性倾角（度）备注二煤组二20-4.772.2310.02-0.52砂质泥岩或砂岩砂质泥岩和粉砂岩较稳定5-15全区基本可采3.煤的化学性质（1）水分（Mad）可采煤层原煤平均分析基水分为：二2煤贫煤 0.511.77%,平均1.01%；无烟煤 0.564.02%，平均 1.54%。天然焦 0.433.23%，平均1.39%。（2）灰分（Ad）可采煤层原煤平均干燥基灰分为：二2煤贫煤 9.7929.21%，平均16.91%；无烟煤 9.2817.42%，平均 14.39%，属低中灰煤。天然焦15.7236.67%，平均 24.61%。原煤经 1.4 或 1.5 比重液洗选后，各煤层浮煤灰分可下降 10%左右，二2煤下降 79%。二2煤一般 5060%。（3）全硫（St.d）可采煤层全硫平均含量一般均小于 1.0%，多在 0.40.6%之间。二2煤贫煤 0.281.14%，平均 0.36%；无烟煤 0.280.67%，平均 0.49%，属特低硫煤。天然焦 0.322.28%，平均 1.02%。（4）挥发分（Vdaf）原煤挥发分其变化与煤中矿物质含量变化密切相关。二2煤无烟煤浮煤挥发分平均 8.51%，贫煤 11.63%。天然焦浮煤挥发分平均 8.5%。4.煤中的有害元素（1）磷：各煤层的磷含量在 0.01%以下，属特低磷煤层。（2）砷：砷的含量很低，一般为 24 mg/kg，为一级含砷煤。（3）氯：氯的含量很低，0.008%以下。（4）氟：二2煤一般为 3040 mg/kg。（5）铬：二2煤一般为 1320 mg/kg。（6）汞：汞的含量 0.20.4 mg/kg。（7）硒：硒的含量一般为 12 mg/kg，极个别点在 35 mg/kg。（8）铅：二2煤一般为 1015 mg/kg。5.煤的工艺性能（1）元素分析各煤层原煤干燥无灰基碳的含量 89.4393.52%，含量较稳定，氮的含量为 1.01.4%，氧、硫之和含量 23%。（2）发热量（Qnet.v.d）二2贫煤原煤发热量 27.5429.68MJ/Kg，平均 28.47 MJ/Kg；无烟煤原煤发热量 28.7629.43MJ/Kg，平均 29.10MJ/Kg。天然焦原煤发热量一般为18.1426.34MJ/Kg，平均 22.70MJ/Kg。（3）简易可选性二2煤煤层分别进行不同级别的简易筛分及浮沉试验，筛分结果二2煤具有一定的块煤率。原浮沉试验，采用中煤含量法，用 1.5 比重级，进行简易筛分及浮沉试验，二2煤可选性评价结果，属中等可选极难选煤（4）其它工艺性能热稳定性：二2煤贫煤、无烟煤其热稳定性属于中等较高热稳定性煤，达到固定床煤气发生炉用煤和化工用煤指标。灰成分、灰熔融性：各煤层煤灰中以 SiO2和 Al2O3为主，两者含量占 7080%，其次是 CaO，一般含量 47%；Fe2O3含量 57%；MgO 的含量在 2.0%左右， ；SO3的变化范围在 2.04.0%；KaO 和 Na2O 的含量在 0.51.0%左右。煤和天然焦的灰熔融性（ST）均大于 1350，属难熔灰分。可磨性：用哈特葛罗夫法测定，可磨性系数测定结果，二2煤属易磨煤。结渣性：二2煤结渣性试验，结渣性属中等弱结渣煤。6.煤类采用中国煤炭分类国家标准GB575186对二2煤进行分类，二2煤主要以贫煤为主，有少量无烟煤和天然焦。煤类分布：二2煤以薛湖红寨红前楼一线，北为贫煤，南为无烟煤，而位于东、西的大洪庄、后陆湾、徐营、张路口为天然焦。7.煤的工业利用途径本区二2煤以半亮型煤为主，碎块状居多，为低中灰、特低硫、特低磷、中高发热量、热稳定性良好、难熔灰分的贫煤贫煤可作气化、动力和民用煤；无烟煤除可作动力和民用外，块煤可作化工原料，经过一定加工，粉状煤可供高炉喷吹燃料，而少量的贫瘦煤经洗选后其精煤可作配焦用煤。8.煤层风化带深度根据煤的物理化学性质的改变，区内煤层的风化带深度为自基岩往下垂深约20m左右。1.3.4瓦斯瓦斯据本区二2煤层瓦斯成分分析，煤层底板-600m 以浅地带，沼气成分最高占 70%，一般小于 20%，个别点氮气达 60%，二氧化碳 20%，甲烷含量在 5ml/g 以下，属瓦斯风化带；-600m 以深地带沼气成分占 8095%之间，甲烷含量在 5 ml/g 以上。瓦斯风化带内瓦斯含量一般在 1.764.46ml/g 之间；进入沼气带，沼气含量则有所增加，煤层底板-600-800m 瓦斯含量 6.1517.59 ml/g；800m以深最高达 19 ml/g（714 孔，孔深 813.2m） 。瓦斯逸散初速度（P） 、煤的坚固性系数（f） ，钻孔储层压力测试（P）等的测定结果见表 1.2。1.3.5煤尘煤尘区内各煤层多数为粉粒状煤，开采时易产生大量的煤尘，钻孔煤样煤尘爆炸性试验，二2煤煤尘爆炸指数均大于 10%，可采煤层煤尘有爆炸性。煤尘爆炸性试验结果见表 1.3。1.3.5 煤的自燃煤的自燃本区煤样测试结果，还原样着火点与氧化样着火点（T0）均小于 25，各煤层均应属不易自燃煤层。着火点试验结果见表 1.4。表 1.2 各可采煤层 P、p、f 测定结果表等温吸附煤层孔号深度（m）瓦斯含量（ml/gr）pfPa 值b 值孔隙率（%）71-4813.2019.7110.390.240.9235.220.06563.9271-2772.706.6871-3805.307.3773-3785.8913.735.900.271.0135.120.0803.9573-4801.5017.5975-2701.6011.559.310.2335.880.068273-1695.709.4610.030.231.1630.390.0903.3870-1810.5011.868.350.2439.770.05913.3884-1964.6711.936.140.2271-1700.306.153.70.411.0935.400.05475-1562.406.664.60.320.777017754.800.037106556.054.467217672.217220774.758.427228861.877.817708599.378.297709683.889.207805480.991.768210844.208.988212933.8011.288705468.54二28708655.079.018711931.2912.101.3.6地温地温参考我国东部地区一些资料，估算恒温带的深度为 25m，恒温带温度16.5。地温梯度为 2.22.79/hm，低于 3/hm，故本区属地温正常区。井田内二2 煤底板埋深 3401037m，底板温度 2543，存在、级高温区。正常地温区基本上在 94 勘探线以东二2煤层底板-550m 水平以浅，占井田面积的 15.57%；级高温区主要分布在 94 线以东二2煤层底板-550-850m 水平之间，占井田面积 41.22%。基本上先期开采地段和首采区均在级高温区内。734、7288 两孔之间存在地温偏低现象；级高温区主要分布在二2煤层底板-850m 水平以深的范围，占井田面积 43.20%表 1.3 煤尘爆炸性试验结果表爆 炸 指 数孔号层 位煤 类火焰长度（mm）加岩粉量（）结 论73-4二 2PM520有73-1二 2PM530有71-3二 2PM1240有70-1二 2WY320有表 1.4 着火点试验成果表着火点试验煤层钻孔煤类原煤样（）还原样（）氧化样（）T0（） 结 论734PM36437235220不自燃731PM40841240111不自燃713PM39639938613不自燃7215PM38639238210不自燃7422PM3953973943不自燃7718PM3963993945不自燃二28711PM3893923857不自燃701WY4044103955不自燃2 井田境界和储量2.1 井田境界井田范围东起 66 勘探线，西部和北部基本以二2煤底板-1050m 水平的铅直面为边界，南部分别以煤层露头线和万庙断层 (F122)为界2.2 可采煤层本区煤层赋存于石炭二叠系含煤岩系，含煤岩系分四组七个煤段，含煤地层总厚度 993.0m，共含煤 13 层，煤层总厚度 7.27m，含煤系数0.73%。下二迭统山西组和下石盒子组含可采煤层二2煤层及局部可采煤层三3煤层和三 22 煤层。其中主采煤层为二2煤，三3煤和三 22 煤由于较薄作为储备资源开采。矿井设计只针对二2煤层。开采上限：三煤以上无可采煤层。下部边界: 二2煤以下无可采煤层。2.3 井田尺寸井田的平均走向长度为 11.49km。井田的倾斜方向的最大长度 7.07km，最小长度 4.62km，平均 5.85km。煤层的倾角最大 15，最小为 5，平均为 10。井田的平均水平宽度5.76km。井田的水平面积按下式计算： S=HL （2.1）式中 S井田的水平面积，; H井田的平均水平宽度，m； L井田的平均走向长度，m；则井田的水平面积为 S=11.495.76=66.18（k）井田赋存状况示意图如图 2.1 所示。-250-250-300-350-850-800-300-350-400-400-450-500-550-600-650-700-650377400037750003776000377700037790003780000378100037820001 10000薛湖煤矿开拓平面图采矿工程系中国矿业大学矿业工程学院3774000377500037760003777000377800037790003780000378100037820003943800039439000394400003944100039442000394430003944400039445000394460003944700039448000394370003943800039439000394400003944100039442000394430003944400039445000394460003944700039448000-800-700-650-600-550-500-450-1050-1000-950-900-850-800-750-1000-950-900-850-800-750-800-750-700-1000-950-900-850-600-550-500-450-400-350-300NF图 2.1 井田赋存状况示意图2.4 矿井储量2.4.1 储量计算基础储量计算基础（1） 根据薛湖煤矿井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算。（2） 储量计算厚度：夹矸厚度不大于 0.05m，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹矸厚度不超过每分层厚度的 50%时，以各煤分层厚度作为储量计算厚度。（3）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。（4）煤层体积质量：二2煤层体积质量为 1.51t/m3。2.4.2 安全煤柱留设原则安全煤柱留设原则（1）工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。（2）各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定，用岩层移动角确定工业场地，村庄煤柱。（3）断层煤柱宽度 40m，井田境界煤柱宽度 50m。（4）维护带宽度：风井场地 20m，村庄 10m，其它 15m。（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书中第十五条，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(Mt/a)占地面积指标（ha/0.1Mt）2.4 及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.82.4.3 矿井地质储量矿井地质储量矿井主采煤层为二2煤层，采用地质块段法。根据地质勘探情况，将矿体划分为、四个块段，在各块段范围内，用算术平均法球的每个块段的储量，煤层地质总储量即为各块段储量之和，块段划分如图 2.2 所示。-250-250-300-350-850-800-300-350-400-400-450-500-550-600-650-700-650377400037750003776000377700037790003780000378100037820001 10000薛湖煤矿开拓平面图采矿工程系中国矿业大学矿业工程学院3774000377500037760003777000377800037790003780000378100037820003943800039439000394400003944100039442000394430003944400039445000394460003944700039448000394370003943800039439000394400003944100039442000394430003944400039445000394460003944700039448000-800-700-650-600-550-500-450-1050-1000-950-900-850-800-750-1000-950-900-850-800-750-800-750-700-1000-950-900-850-600-550-500-450-400-350-300NF图 2.2 地质块段划分由图计算各块段面积分别为：块段：S= 13722851，平均角度 9。 块段：S= 6170913，平均角度 12。 块段：S= 16266557，平均角度 10块段：S= 23025808，平均角度 7。煤的平均容重为：R平均=1.51t/ m3。煤的平均厚度为：H煤厚=2.23m。按下式计算：Z= SR平均H煤厚/cos（） （2.2）式中 Z各块段储量，Mt； S各块段面积，； R平均煤的平均容重，t/ m3 H煤厚煤的平均厚度，m； 各块段煤层平均倾角，。通过计算各块地质资源储量分别为： 块段：Z=46.78Mt； 块段：Z=21.24Mt；块段：Z=55.62Mt；块段：Z=78.12Mt；则二2煤层总的地质储量为：Z= Z+Z+Z+Z=46.78+21.24+55.62+78.12=201.76Mt。2.4.4 矿井工业资源储量矿井工业资源储量矿井工业资源储量按下式 2.3 计算: Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k （2.3）式中 Zg矿井工业资源储量，Mt； Z111b探明的资源量重经济的基础储量，Mt； Z122b控制的资源量中经济的基础储量，Mt； Z2M11探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt； Z2M22控制的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z333推断的资源量，Mt；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.根据本矿实际条件，地质构造中等，煤层赋存较稳定，故取 0.8。根据勘探地质报告，本矿井地质资源分类如下表 2.2 所示：表 2.2 地质资源分类表探明的资源储量控制的资源储量推断的资源量经济的基础储量边际经济的基础储量经济的基础储量边际经济的基础储量推断的储量111b2M11121b2M22333 地质资源储量60%30%10%则矿井工业资源储量为： Zg=Z60%+Z30%+Z10%0.8=0.98201.76=197.72Mt。2.4.5 矿井设计储量矿井设计储量矿井设计储量按下式 2.4 计算： Zs=（Zg-P1） （2.4）式中 Zs矿井设计资源储量，Mt； P1断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑物、地面构筑物煤柱等永久煤柱损失量之和，Mt；按照煤矿安全规程规定，由本矿井实际情况取井田境界煤柱为50m，断层保护煤柱为 40m，则保护煤柱量如下表 2.3 所示：表 2.3 保护煤柱压煤量名称面积（）比重（t/ m3）煤厚（m）压煤量（Mt）井田境界煤柱14445285.04断层 F122煤柱3157601.10断层 F115煤柱450174 1.51 2.231.57则矿井设计资源量为：Zs=（Zg-P1）=197.72-5.04-1.10-1.57=190.01Mt。2.4.6 矿井设计可采储量矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下式 2.5 计算： Zk=(Zs-P2)C (2.5)式中 Zk矿井设计可采储量，Mt； P2工业场地和主要煤柱损失之和，Mt； C采区采出率，厚煤层不小于 75%，中厚煤层不小于 80%，薄煤层不小于 85%。本矿二2煤厚 2.23m，属于中厚煤层，故取0.8。（1）工业场地煤柱井筒及工业广场煤柱按岩层移动角留取。根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程有关规定和永城地区其他矿井的经验数据，各参数选取如下：表土层移动角：40上山移动角： 70 下山移动角： 70-0.7 走向移动角： 76 保护煤柱根据上述参数，采用垂线法计算。所做的工业广场保护煤柱如图 2.3 所示：经块段法得： S=2508857 并且已知： R平均=1.51 t/ m3 H煤厚=2.23m =12由公式 2.1 可得保护煤柱压煤量为： Z=25088571.512.23/cos(12)=8.64Mt（2）主要井巷煤柱主要井巷煤柱是指大巷保护煤柱，大巷中心距离为 60m，大巷两侧的保护煤柱宽度各位 60m，井田走向长度为 11.49km。布置两条大巷，则大巷保护煤柱压煤量为 360114902.231.51/cos(12)=7.38Mt由上得 P2=8.64+7.38=16.02Mt。则由公式 2.5 计算可得矿井设计可采储量为： Zk=(Zs-P2)C=（190.01-16.02）0.8=139.20Mt矿井储量汇总见表 2.4：表 2.4 矿井储量汇总表煤层地质资源储量矿井工业储量永久煤柱损失量矿井设计储量设计开采损失矿井设计可采储量二2201.76Mt197.72Mt7.71Mt190.01Mt16.02Mt139.20Mt合计201.76Mt197.72Mt7.71Mt190.01Mt16.02Mt139.20Mt-800-700-400-500-600-800-700-600-500-400-300-200+38图 2.3 工业广场保护煤柱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、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、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。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的太大。（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（包括每种、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，反之缩小规模。3.2.2 矿井设计生产能力矿井设计生产能力矿井设计生产能力确定主要从以下几方面进行分析论述。1 从设计生产能力和服务年限关系比较 1.50Mt/a、1.80Mt/a 和 2.40Mt/a三个生产能力方案，其服务年限分别为 71.38a、59.48a 和 44.61a。生产能力1.80Mt/a 比较适中。2 主要开采煤层为二2煤层为矿井开采对象，煤层厚度平均 2.23m，一般倾角 515，顶底板条件好，易于管理，是较理想的高产煤层。3 从市场需求分析，矿井地处缺煤的华东地区，煤炭需求紧张，宜加大矿井设计生产能力。4 从经济效益分析，由于井田内表土层厚、井筒深，建设费用高，所以应尽可能提高矿井生产能力，减少吨煤投资，提高经济效益。生产能力1.80Mt/a，井巷工程和投资与生产能力 1.5Mt/a 相差不大，吨煤投资低。而生产能力 2.4Mt/a 需要二个综采工作面同时生产保产，二个工作面宜分布在二个带区内，需增加一个带区，增加工程量大，投资高。综合比较，生产能力 1.50Mt/a，矿井服务年限偏长，矿井投资与生产能力 1.80Mt/a 相差不大，工作面没有达到最大能力，限制了工作面单产，相应吨煤投资高，经济效益差；生产能力 2.40Mt/a，矿井服务年限偏短，按矿区目前生产水平，矿井保产需要二个工作面，需投产东、西翼二个带区，井巷工程量大，投资高；生产能力 1.80Mt/a，服务年限适中，矿井保产、达产容易，有较长的稳产年限，收支比大，可获得较好经济效益，因此矿井设计生产能力推荐 1.80Mt/a。1.50Mt/a、1.80Mt/a 和 2.40Mt/a 三个生产能力方案比较见表 3.1。3.2.3 矿井服务年限矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井设计可采储量 Zk，设计生产能力 A 和矿井服务年限 T 三者之间的关系为： T=Zk/AK (3.1)式中 T矿井服务年限，a； Zk矿井可采储量，Mt； A设计生产能力，Mt； K储量备用系数，取 1.3。则矿井服务年限为：T =139.20/（1.81.3）=59.48a符合现煤炭工业矿井设计规范要求。3.2.4 井型校核井型校核按煤矿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。井田内二2煤层平均 2.23m，为中厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据井田形状分为两翼开采，前期首采区在一翼，布置一个综采工作面，保证达产。（2）辅助生产环节的能力校核。（3）通风安全条件的校核。矿井煤尘有爆炸危险性，瓦斯涌出量大，属煤尘爆炸性高瓦斯矿井，须采取除尘和预抽瓦斯措施。（4）矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证足够的服务年限，满足煤炭工业设计规范要求，见表 3.2。表 3.1 矿井设计生产能力方案比较表比较项目1.50Mt/a1.80Mt/a2.40Mt/a服务年限全矿井71.38a59.48a44.61a同时生产工作面个数开采二2煤一综一综二综同时生产带区开采二2煤112井筒1470m/6435 万元1470m/6435 万元1470m/6435 万元井底车场2477m/1570 万元2477m/1570 万元2477m/1570 万元主要运输大巷3500m/7733 万元3500m/7733 万元3500m/7733 万元采区6000m/7583 万元6000m/7583 万元9000m/11375 万元井巷工程量合计23321 万元23321 万元27128万元井巷吨煤投资（元/吨）155 129 113 表 3.2 我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限第一开采水平服务年限/a矿井设计生产能力/Mt/a6.0 及以上矿井设计服务年限/a煤层倾角25煤层倾角2545煤层倾角456.0 及以上70353.05.060301.22.4502520150.450.90402015154 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入媒体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。1、确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2、合理确定开采水平的数目和位置；3、布置大巷及井底车场；4、确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5、进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6、合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1 贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2 合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3 合理开发国家资源，减少煤炭损失。4 必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5 要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6 根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1 确定井筒形式、数目、位置及坐标确定井筒形式、数目、位置及坐标1、井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本矿井煤层倾角小，平均 10，为缓倾斜煤层；表土层较厚，无流沙层；水文地质情况比较简单，矿井涌水量较大；井筒需要特殊施工，因此只能采用立井开拓，经后面比较确定井筒形式为立井两水平（位于井田中央） 。2、井筒位置的确定井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。由于井田西部边界距侯月铁路很近，故为便于地面运输及工业广场布置，主井井筒位置布置方案也可以选择在井田西部边界附近。经后面方案比较确定主、副井筒位置在井田中央。4.1.2 工业场地的位置工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中央。工业场地的形状和面积：根据表 2.1 工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为 21.6ha，形状为矩形，长边垂直于井田走向， 长为540m,宽为 400m。4.1.3 开采水平的确定及采盘区划分开采水平的确定及采盘区划分井田主采煤层为二2号煤层，其它煤层均不可采。设计中针对二2号煤层。二2号煤层倾角平缓，为 515，平均 10，为缓倾斜煤层，故设计为立井两水平开采。一水平标高-550m，主要开采方式为带区式开采，二水平标高-850m，主要开采方式为带区式开采。二2号煤层生产能力：可采储量为 139.20Mt，服务年限为 59.48a。4.1.4 主要开拓巷道主要开拓巷道二2号煤层平均厚度为 2.23m，赋存稳定，底板起伏不是很大，为缓倾斜煤层，煤层厚度变化不大，煤质硬度中等。矿井轨道大巷、运输大巷布置均布置在岩石中，大巷间距 60m。由于矿井瓦斯涌出量大，为满足回风需要，在岩石中再布置一条回风大巷。轨道大巷，运输大巷和回风大巷，共三条岩石大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，轨道大巷、运输大巷沿底板掘进，回风大巷沿煤层顶板掘进。大巷位于井田中央，沿等高线方向布置，局部半煤岩及岩巷，运输大巷巷道坡度随煤层而起伏,一般5-12，轨道大巷巷道水平掘进坡度为千分之三到千分之五，便于排水，主运输大巷上仓段局部 10。4.1.5 方案比较方案比较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：立井两水平开拓（井筒位于中部边界）主、副井井筒均为立井，布置于井田中部边界，设两个水平。轨道大巷采用电机车运输。轨道大巷和运输大巷均布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，回风大巷布置在岩石中沿顶板掘进。如图 4.1。方案二：立井单水平暗斜井延伸（井筒位于中部边界）主、副井井筒一水平均为立井，二水平为暗斜井延伸，轨道大巷采用电机车运输，轨道大巷和运输大巷均布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，回风大巷布置在煤层中沿顶板掘进。如图 4.2。方案三：立井两水平开拓（井筒位于井田中央）主、副井井筒均为立井开拓，布置于井田中央，轨道大巷和运输大巷布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，回风大巷布置在煤层中沿顶板掘进。如图 4.3。方案四：立井单水平暗斜井延伸（井筒位于井田中央）主、副井井筒一水平均为立井开拓，二水平为暗斜井延伸，布置于井田中央，轨道大巷采用电机车运输，轨道大巷和运输大巷布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，回风大巷布置在煤层中沿顶板掘进。如图 4.4。2 技术比较以上所提四个方案大巷布置及水平数目均相同，区别在于井筒形式和井筒位置不同，及部分基建、生产费用不同。方案一、二的主、副井井筒形式不同。方案一主、副井两水平均为立井，立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利方案二主、副井一水平为立井，二水平为斜井，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表 4.1） ，在方案一、二中选择方案一：立井两水平开拓（井筒位于中部边界） 。方案三、四主、副井井筒形式也不同。方案三主、副井两水平均为立井，立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利方案四主、副井一水平为立井，二水平为斜井，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表 4.1） ，在方案三、四中选择方案三：立井两水平（井筒位于井田中央） 。 -350-900-850-800-750-700-650-600-550-500-450-400-350-950-1000-1050-1100-1100-1050-1000-950-400-450-500-550-600-650-700-750-800-850-900图 4.1 立井两水平水平开拓（井筒位于中部边界）-350-900-850-800-750-700-650-600-550-500-450-400-350-950-1000-1050-1100-1100-1050-1000-950-400-450-500-550-600-650-700-750-800-850-900图 4.2 立井单水平暗斜井延伸（井筒位于中部边界）-350-900-850-800-750-700-650-600-550-500-450-400-350-950-1000-1050-1100-1100-1050-1000-950-400-450-500-550-600-650-700-750-800-850-900图 4.3 立井两水平开拓（井筒位于井田中央）-350-900-850-800-750-700-650-600-550-500-450-400-350-950-1000-1050-1100-1100-1050-1000-950-400-450-500-550-600-650-700-750-800-850-900图 4.4 立井单水平暗斜井延伸（井筒位于井田中央）3 经济比较第一、三方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、生产经营费基建费、和经济比较结果，分别计算汇总于下列表中：见表 4.2、表 4.3、表4.4、表 4.5 和表 4.6。表 4.1 各方案粗略估算费用表(单位：万元)各方案粗略估算费用表项目 方案方案一方案二立井开凿230030000/10000=1800主暗斜井开凿252810500/10000=2654.4石门开凿27358000/10000=2202.46副暗斜井开凿252811500/10000=2907.2井底车场10009000/10000=900上下斜井车场（300+500）9000/10000=720石门4008000/10000=320基建费/万元小计4902.46小计6601.6立井提升1.253900.8858.5=48655.53暗斜井提升1.253902.5284.8=78485.30石门运输1.253902.7533.81=48655.53立井提升1.253900.58510.2=38594.56立井排水13782436523.031.525/10000=42395.24排水13782436523.03(0.63+1.27)/10000=52820.30生产费/万元小计139739.3小计169900.16总计费用/万元144608.46费用/万元176501.76百分率100%百分率122%续表 各方案粗略估算费用表(单位：万元)各方案粗略估算费用表项目 方案方案三方案四立井开凿230030000/10000=1800主暗斜井开凿252810500/10000=2654.4石门开凿1837.88000/10000=1470.24副暗斜井开凿252811500/10000=2907.2井底车场10009000/10000=900上下斜井车场（300+500）9000/10000=720石门4008000/10000=320基建费/万元小计4170.24小计6601.6立井提升1.253900.8858.5=48655.53暗斜井提升1.253902.5284.8=78485.30石门运输1.253901.83783.81=45289.05立井提升1.253900.58510.2=38594.56立井排水13782436523.031.525/10000=42395.24排水13782436523.03(0.63+1.27)/10000=52820.30生产费/万元小计136339.82小计169900.16费用/万元140510.06费用/万元176501.76总计百分率100%百分率125%表 4.2 建井工程量 (单位：m)建井工程量项目 方案 方案一方案三主井井筒/m585+20585+20副井井筒/m585+5585+5井底车场/m10001000主石门/m0622前期运输大巷/m1924419244主井井筒/m300300副井井筒/m300300井底车场/m10001000主石门/m25101535后期运输大巷/m86878687表 4.3 生产经营工程量生产经营工程量项目方案一方案三运输提升/万tkm工程量工程量立井提升1.285300.585=9058.861.285300.585=9058.861.253900.885=5724.181.253900.885=5724.14石门运输01.285300.3350.622=2132.871.253900.3352.510=5438.1.253900.3351.535=332661排水13782436536.45/10000=4399913782436536.45/10000=4399913782436523.03/10000=27800.1513782436523.03/10000=27800.15表 4.4 生产经营费(单位:万元)生产经营费方案一方案三项目 方案工程量/km单价/元/m费用/万元工程量/m单价/元/m费用/万元一水平9058.8613.2119576.959058.8613.2119577立井提升二水平5724.188.548655.535724.188.548655.53一水平03.9202132.873.928360.85石门运输二水平5438.613.8120721.10433263.8112672.06一水平439990.83936915.161439990.83936915.16排水二水平27800.151.52542395.22927800.151.52542395.23合计268263.98268575.8表 4.5 基建费用表(单位：万元)基建费用表方案一方案三项目方案工程量/m单价/元/m费用/万元工程量/m单价/元/m费用/万元主井井筒/m605300001815605300001815副井井筒/m590300001770590300001770井底车场/m1000900090010009000900主石门/m006228000497.6运输大巷/m19244800015395.219244800015395.2初期小计19880.220377.8主井井筒/m3003000090030030000900副井井筒/m3003000090030030000900井底车场/m1000900090010009000900后期主石门251080002008153580001228/m运输大巷/m868780006949.6868780006949.6小计11657.610877.6表 4.6 费用汇总表费用汇总表方案一方案三项目 方案费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费19880.2100%20377.8102.90%基建工程费11657.610710877.6100生产经营费268264100268575.8100.04总费用299801.8100299831.2100.0003在上述经济比较中需要说明以下几点：1.两方案大巷布置数目及位置相同，辅助运输大巷、运输大巷和回风大巷均布置在底板岩石中；2.井筒大巷的辅助运输费用均按占运输费用的 20%进行估算；3.主、副井及风井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别；4 大巷维护费用由于各方案均相同，故未列入。由对比结果可知，方案一和方案三的总费用近似相同，但设计矿井井筒的位置若位于中部边界则由于二水平石门较长，不利于二水平的开拓，同时初期投产煤量不足，若位于井田中央则处于储量的中央，既减少了二水平石门长度，有利于二水平的开拓，又满足初期投产的煤量。综合以上技术经济比较，确定矿井开拓方式为：立井两水平开拓（井筒位于井田中央） 。4.2 矿井基本巷道4.2.1 井筒井筒矿井共有五个井筒，分别为主立井、副立井、中央风井、东回风立井、西回风立井。1）主立井位于矿井工业场地，担负全矿井 1.8Mt/a 的煤炭运输。井筒内装备两对20 t 箕斗。井筒断面为圆形，净断面面积为 24.63 m2,表土层段掘进毛断面面积为 43.5944.77m2,基岩掘进断面面积为 33.69m2,井筒断面布置如图4.5。2） 副立井位于矿井工业场地，担负全矿的材料和设备提升。井筒内设有两趟排水管路，并敷设动力电缆。井筒断面形状为圆形，净断面面积为 40.71m2,表土层掘进断面面积为 67.9370.88m2,基岩掘进毛断面面积为 54.10m2,井筒断面布置如图 4.6。3）中央风立进风立井位于矿井工业场地，担负矿井初期回风，和第二水平回风任务，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，井筒净直径 5.0m，井筒断面形状为圆形，净断面面积为 19.63m2,表土层掘进断面面积为 31.17m2,基岩掘进毛断面面积为 31.17m2,井筒断面布置如图 4.7。4） 东回风立井位于矿井工业场地，担负矿井东区的全部回风，井筒净直径为 5.0m，净断面面积为 19.63m2，表土层掘进毛断面积为 31.17m2，基岩段掘进毛断断面积 31.17m2，井深 585m，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，井筒断面布置如图 4.8。5）西回风立井位于矿井工业场地，担负矿井西区的全部回风，井筒净直径为 5.0m，净断面面积为 19.63m2，表土层掘进断面积为 31.17m2，基岩段掘进断面积31.17m2，井深 585m，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，井筒断面布置同东回风立井，如图 4.9。井 筒 特 征井 型井 筒 直 径井 深净 断 面 积基岩段毛断面积表土段毛断面积1.8Mt/a5.6m24.6333.6943.5944.77提 升 容 器井 筒 支 护一对20t底卸式箕斗落地式多绳摩擦提升机混凝土砌碹厚400mm表土段井筒壁厚850900mm充填混凝土厚75mm图 4.5 主井断面布置图充填混凝土厚50mm表土段井筒壁厚10001100mm混凝土砌碹厚500mm双层四车带平衡锤罐笼两套1.5t固定车厢式井 筒 支 护提 升 容 器67.9370.8854.1040.717.2m1.8Mt/a表土段毛断面积基岩段毛断面积净 断 面 积井 深井 筒 直 径井 型井 筒 特 征图 4.6 副井断面布31.1731.1719.635.0m1.8Mt/a表土段毛断面积基岩段毛断面积净 断 面 积井 深井 筒 直 径井 型井 筒 特 征图 4.7 中央风井断面布置图31.1731.1719.635.0m1.8Mt/a表土段毛断面积基岩段毛断面积净 断 面 积井 深井 筒 直 径井 型井 筒 特 征图 4.8 东风井断面布置图31.1731.1719.635.0m1.8Mt/a表土段毛断面积基岩段毛断面积净 断 面 积井 深井 筒 直 径井 型井 筒 特 征图 4.9 西风井断面布置图根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合煤炭工业设计规范和煤矿安全规程的规定规定。4.2.24.2.2 井底车场及硐室井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区或带区。1） 井底车场的形式和布置方式根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，副井、井底车场铺轨以矿车辅助运输，大巷辅助运输为电机车，井底车场布如图 4.10。2） 空重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按 1.5 倍列车长度考虑，一列矿车为20 个车厢，采用 1.5t 固定箱式矿车，型号为 MG1.7-9B,外形尺寸（长宽高）240011501150（mm） ，故取调车线长度为 100 m。3） 调车方式井底车场内设 2 台架线式机车（轨道） ，车场内的材料设备、集装箱平板车由架线机车牵引，重车顶入卸载站，机车返回井底车场存车线。大巷来的机车直接倒入卸载站然后运走。两翼大巷驶入井底车场的电机人车在存车场存放，该处同时作为上、下井人员换乘点。4） 硐室a.主井系统硐室立井系统硐室由东西两面上仓皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。为了保证矿井正常生产，充分发挥胶带运输机和箕斗提升的潜力，井底设置一个直径 10 m，高 25 m 的圆筒煤仓，总容量约 4000 t。一个煤仓底下设给煤硐室装载胶带机巷和装载硐室定量仓。这种装载系统灵活可靠，能够确保大型矿井稳定高产的需要。b.副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度室及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。水仓布置在井底车场最低处。c.其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、卸载硐室、换矸硐室、乘人车场等。4.2.34.2.3 主要开拓巷道主要开拓巷道辅助运输大巷岩层布置，巷道坡度为 35。辅助运输大巷为锚梁网索喷支护半圆拱断面，掘进宽度为 4.8 m，高为 4.2m 设计掘进断面为17.6m2。辅助运输大巷断面特征如图 4.11。胶带运输大巷和回风大巷基本沿煤层顶板掘进，布置在岩石中，运输大巷掘进宽度 4.44m 高为 3.77m，设计掘进断面为 14.6，回风大巷掘进宽度5.24m 高为 4.12m，设计掘进断面为 18.6，巷道断面特征见图 4.12 和 4.13。103429121116710585矸石重车空车材料车1 1主主井井；2 2副副井井；3 3中中央央变变电电所所；4 4中中央央水水泵泵房房；5 5水水仓仓；6 6运运输输大大巷巷；7 7轨轨道道大大巷巷；8 8等等候候室室；9 9主主副副井井联联络络巷巷；1 10 0进进风风联联络络巷巷；1 11 1卸卸载载站站；1 12 2煤煤仓仓图 4.10 井底车场图10017.60.021.1210.415.517.6 4800 420010080020001516.8辅助运输大巷断面图（半圆拱，锚喷，B4200）1：50图 4.11 运输辅助大巷断面图1：50（半圆拱，锚喷，B4200）主运输大巷断面图15.113.622008001203770444014.612.8 1002200 20 14.60.021.20.639.41.015.16.9730.2图 4.12 主运输大巷断面图（半圆拱，锚喷，B5000）1：5044.411.222.21.010.91.30.0218.62200 2010017.318.6 5240 412012070015.915.1 回风大巷断面图图 4.13 回风大巷断面图5 准备方式带区巷道布置5.1 煤层地质特征5.1.1 带区位置带区位置设计首采带区（南二带区）位于井田中部偏西，大巷南部。5.1.2 带区煤层特征带区煤层特征带区所采煤层为二2煤层，其煤层特征：黑色，亮煤为主，具有金属玻璃光泽，煤层平均厚度 2.23m，煤层倾角 712，平均 10。煤层结构简单，煤的容重 1.51tm3。带区平均瓦斯涌出量为 4.46m3/t，瓦斯涌出量较大。煤尘无自燃倾向性但有爆炸性。5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况煤层顶底板岩石构造情况老顶：中粒砂岩，厚度 78m。灰色，含铝土质，具鲕粒及暗斑，局部夹镜煤条带。直接顶：粉砂岩，厚度 56m，灰色，成份以石英为主，具水平层理。直接底：粉砂质泥岩，厚度 0.45m，灰黑色至深灰色，块状，富含植物根部化石老底：粉砂岩，厚度 1314m，灰色，成份以石英为主，具水平层理。5.1.4 水文地质水文地质带区内水文地质条件较简单，涌水来源主要为二 2 煤层上覆砂岩、粉砂岩等弱含水层裂隙水，和底板砂岩和石灰岩等强含水层，预计正常涌水量为 57.45m3/h，最大涌水量为 68.94m3/h5.1.5 地质构造地质构造带区内地质构造简单，总体构造形态呈一走向北西西的单斜构造，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，但变化不大，煤层角度 712倾角平均 10。井田中央沿东西走向贯穿整个井田有一相对倾角较大的褶曲。各带区均未布置于断层中。井底车场附近没有较大断层。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的确定带区准备方式优点，不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘带区平巷、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度可保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果显著，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面，都有显著提高和改善。本设计矿井大巷布置在煤层中，辅助运输采用轨道，电机车牵引。带区准备方式存在的问题，如带区布置受煤层倾角较大，采取一定的技术措施后可应用于 1217,故采用带区准备方式，以下就带区巷道布置及其生产系统进行说明。5.2.2 带区巷道布置带区巷道布置1. 带区煤柱由后面第 9 章通风设计确定工作面采用副井进风，风井回风的布置方式，每个工作面共布置两条平巷，一侧布置一条，一条为进风巷；另一侧为回风巷。一般主、副井部分大巷贯通形成通风回路之后就可以布置回采巷道，但工作面产量大，瓦斯涌出量较大，前期采用中央并列式通风，中期采用两翼对角式通风，后期采用中央并列式通风，轨道大巷、运输大巷和回风大巷均布置在岩石中。掘分带斜巷采用连续采煤机掘进掘进速度快。工作面跳跃开采，相邻两工作面各留 5m 煤柱。2.区段要素首采带区南二带区位于大巷南侧，走向长平均 4180m，倾向长平均1400m。带区内划分八个区段，区段平均长 1400m，宽 220m,工作面长200m，分带斜巷均为 5m 宽，3.5m 高，工作面两斜巷两边各留 5m 小煤柱，区段宽为 220m。3. 开采顺序首采带区为南二带区，然后依次采四采区，东一带区，东三带区，西十采区，西六带区，西八带区，北五采区，北九带区，北七采区，北十一采区。首采工作面为 2201 工作面，然后跳跃开采下一个分带。带区内各工作面采用一进一两回 U 型通风系统，工即：工作面西侧布置两条巷道，一条轨道平巷，一条回风平巷。5. 带区运输带区内区段运输斜巷铺设 B=1000mm 的胶带输送机，运输煤炭到带区煤仓，然后经运输大巷皮带运输机运输到主煤仓。带区内辅助运输采用轨道，电机车牵引，材料车从井底车场出来，经轨道大巷到运料斜巷，然后到分带回风斜巷，再到工作面。带区巷道布置如图 5.1。F-750-650-600-550-500-450-400-300-350-300-250-250南二带区四采区北五采区 2 2 2 主井副井1 5000带区巷道布置平面图采矿工程系中国矿业大学矿业工程学院394450003944400039443000394420003944100039440000377600037770003779000394450003944400039443000394420003944550039444500394435003944250039441500394405003944250039443500394445003944550037765003777500377850037780003779500带区巷道布置平面图3944150039441000377900037785003778000377750037770003776500377600037795003779000图 5.1 带区布置图5.2.3 带区生产系统带区生产系统1. 运煤系统煤由工作面刮板运输机分带运输斜巷转载机、破碎机分带运输斜巷胶带输送机分带煤仓运输大巷胶带输送机运输石门主煤仓主井箕斗提升机地面。2. 辅助运输系统工作面设备材料经副井罐笼运至井底车场，由轨道经辅助运输巷道运至运料斜巷，经无极绳绞车提至工作面。运输路线如下：地面副井-550m 井底车场轨道大巷运料斜巷分带回风斜巷工作面3. 通风系统带区 2201 工作面风流路线为：副井 井底车场轨道石门轨道大巷进风行人斜巷分带运输斜巷工作面分带回风斜巷回风大巷回风石门中央风井通风系统风流路线如图 5.2。-600-550-500图 5.2 通风系统4. 排矸系统巷道沿煤层掘进，矿井投产后，基本不产生矸石，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、平巷运输机机头硐室时产生的少量矸石，采用矿车将矸石运到废弃巷道中，因此在地面不设排矸系统。5. 供电系统供电：地面变电站副井中央变电所运输大巷轨道大巷工作面6排水系统在工作面水自流入运输大巷水沟，经水沟水排入井底车场水仓，然后经管道排入地面。水流方向：工作面分带回风斜巷运输大巷 副井井底水仓 地面5.2.4 带区内巷道掘进方法带区内巷道掘进方法带区内所有工作面斜巷均沿底板掘进，采用连续采煤机及其配套设备施工，后配备皮带和 SGW-730/320SW 型溜子组成的机械化掘进，采用连续采煤机割煤，梭车、给料破碎机、加皮带、溜子运煤。铲车完成材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：可通过联络巷构成通风回路，在掘联络巷贯通前的独头段采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台 FD-型 255KW 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带区生产能力及采出率1. 带区生产能力由于采用一次采全高，工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。1）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，V。=33090.800=2376（m/a） ；煤层容重，tm3；C0工作面回采率，取 c0.97。则：A0=2002.2023761.510.97=153.1（万 t/a）2）煤巷掘进面生产能力，按下式计算：A1=LV1HC1 （5.2）式中： A1掘进面生产能力，万 t/a；L掘进面长度，取区段斜巷宽掘进宽度 5.3m；H采高，取顺槽掘进高 3.65m；V1掘进面年推进长度，V1=33030=9900（m/a） ；煤层容重，tm3；C1掘进面回采率，取 c0.97。则：A1=5.399002.231.510.97=17.13（万 t/a）带区内布置两个每巷掘进面，故煤巷掘进面的总生产能力为 56.10 万t/a。3）带区生产能力A盘=A0+2A1 =153.1 + 217.13=187.3 万 t/a矿井设计井型为 1.80Mt/a，带区生产能力 1.87Mt/a，能满足矿井的产量要求。2.带区采出率带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率 = 带区实际采出煤量/带区工业储量100% （5.3）带区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占 3%；工作面顶煤煤皮损失；带区内区段煤柱不可回收部分损失；带区内断层煤柱损失等。带区内工业储量为：343.30 万 t带区内实际采出煤量为：425.25 万 t则：带区采出率 =343.30 /425.25100% =80.7 %根据煤炭工业设计规范规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于 0.8，薄煤层不低于 0.85。设计首采盘区采出率为80.7%，符合煤炭工业设计规范规定。5.3 带区车场选型设计带区煤层倾角小，平均 10，为缓倾斜煤层。带区布置，带区运输平巷直接和主运输大巷连接，不设带区车场，采用电机车牵引矿车辅助运输，带区回风平巷与运输大巷均为胶带输送机运煤，带区回风平巷胶带输送机与大巷胶带输送机通过带区煤仓联系起来，带区回风斜巷胶带输送机将煤运到带区车场，大巷胶带输送机再将煤运至主煤仓。井底中央变电所至带区的供电系统电路压降较大，为保证带区正常生产，需布置带区变电所。带区变电所应设在通风良好，围岩稳定，地压小，易维护，无淋水，易于搬迁变压器等电器设备的地方，并使变电所位于带区用电负荷中心，即东区大巷中段，位于主运输大巷和回风大巷 1 之间。采用锚网喷支护，底板用 100 号混凝土铺底并高出邻近巷道底板200300mm。具有 0.3%的坡度。6 采煤方法6.1 采煤工艺方式6.1.1 带区煤层特征及地质条件带区煤层特征及地质条件带区所采煤层为二2煤层，平均厚度 2.23 米，煤层倾角 712，平均10，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。带区内断层影响不大。煤的普氏系数为 23，属中硬煤层。煤的容重为 1.51tm3。煤层直接顶为粉砂岩，厚度 56m；老顶为中粒砂岩，厚度 78m；直接底为粉砂质泥岩，厚度 0.45m；老底为粉砂砂岩，厚度 1314m。带区瓦斯涌出量为 4.46m3/t，煤无自燃倾向性，煤尘有爆炸性。正常涌水量为 57.45m3/h，最大涌水量为 68.94m3/h6.1.2 确定采煤工艺方式确定采煤工艺方式根据带区地质条件及煤层特征，煤层中厚，不适应于放顶煤和分层综采，故采用一次采全高的回采工艺，一次采全高工艺优缺点优点：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；采高固定，适应条件单一。由于煤层中厚，可以一次采完，且控顶比较容易，相对与每层厚度大的煤层，此矿井煤层厚度最适合，故采用一次采全高，后退式自然垮落法采煤。6.1.3 回采工作面参数回采工作面参数根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿走向布置，倾向推进；工作面长度为 200m；煤厚 2.23m，采高 2.20m，顶部留煤皮。工作面布置两条斜巷：一条巷道布置皮带，作为分带运输斜巷；另一条作为分带回风运料斜巷。分带斜巷断面均为 5m 宽，3.5m 高；采用跳跃开采，相邻两工作面留设 5m 煤柱。 表 6.1 工作面配套设备采煤机液压支架刮板输送机MG160/380-WD ZY400-18/38SGZ-730/320SW6.1.4 回采工作面破煤、装煤方式回采工作面破煤、装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽。1.进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀。进刀方法：机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到 0.600 米后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾） 、移溜。机组进刀总长度控制在 50m 左右。 （进刀方式如图 6.1）(a)(b)(c)(d)AAAAAAAA12211212A-AA-AA-AA-A图6.1 采煤机斜切进刀示意图表 6.2 采煤机技术特征项 目单 位数 目型 号MG160/380-WD 制造厂家无锡盛达机械制造有限公司采 高m1.43.2截深m0.800滚筒直径mm1400牵引力KN360 牵引方式无链电牵引牵引速度m/min07.5装机功率kW160 2+222+18.5机面高度mm1140卧底量mm170表 6.3 刮板输送机技术特征项 目单 位数 目型 号SGZ-730/320SW制造厂家唐山市德源机械制造有限公司生产能力t/h700运输机长度m210电压等级V660/1140总装机功率kW1602链速m/s0.93中部槽尺寸mm15007302706.1.5 回采工作面支护方式回采工作面支护方式1.支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用郑州四维机电设备制造有限公司生产的二柱式掩护端头支架以及林州重机（集团）有限公司生产的支撑掩护式支架。从工作面机头和机尾分别布置端头架 3 架，中间架 129架，共计 135 架。支架技术特征见表 6.4 和表 6.5。表 6.4 端头支架技术特征项目单位数目型 号ZYS00016，35 二柱掩护式液压支架型 式二柱支撑掩护式支撑高度m1.63.5支架宽度m1.421.59中心距m1.50初撑力kN3464工作阻力kN5000支护强度MPa0.710.79底板比压MPa0.982.15推移步距mm800制造厂家郑州四维机电设备制造有限公司表 6.5 工作面支架技术特征项目单位数目型 号ZZ4000/18/38 支撑掩护式液压支架型 式支撑掩护式支撑高度m1.83.8支架宽度m1.421.59中心距m1.50推溜力kN165拉架力kN306工作阻力kN5000支护强度MPa0.707支护面积m28.50底板比压MPa1.566推移步距mm800制造厂家林州重机（集团）有限公司2 支架支护强度的验算：结合矿上实际情况，工作面液压支架支护强度按工作面最大采高的八倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算：F8HRgS（6.1）式中：H工作面采高，最高为 3.20m； R上覆岩层密度，2.3103kgm3； F计算工作阻力，kN；则：F83.202.31039.88.50 4904kN根据支架说明书提供的支架工作阻力为 5000KN 大于 8 倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由WRB20031.5 型乳化液泵提供，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.移架及推溜方式该液压支架采用先进的电液控制系统，可实现多种移架方式及推溜方式：（1）支架可实现的四种移架方式：邻架自动顺序移架；成组顺序移架；煤机和支架联动移架；手动移架。（2）工作面可实现的四种推溜方式：双向邻架推溜；双向成组推溜；采煤机割煤后自动拉架并推溜；手动推溜。根据本煤层地质条件，底板平整，起伏不大，及为减轻工人劳动强度，拉架采用邻架自动顺序移架，每次移一架；推溜采用双向成组推溜，每组设置为 12 架。拉架滞后底滚筒 35 架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架（滞后上滚筒 35 架） ，以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架并打出护帮板；6.1.6 端头支护及超前支护方式端头支护及超前支护方式1.机头、机尾贴帮柱及切顶柱打法及要求机头打一排贴帮柱，从切顶线向外打 10m，柱距 1.0m，帮要背实；当机头支架侧护板距煤壁距离小于 1 米时，打两根切顶柱，单体柱均匀布置;当机头支架侧护板距煤壁距离大于 1m 时，打密集柱切顶，柱距 200mm。并且迎山有力。2.工作面采用 FLZ3820110Q 型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。1) 工作面运输平巷的超前支护从煤壁线向外 20m 超前支护，为二排支设，离工作面煤柱侧米打20m 一排单体柱，柱距 1m；另一侧距煤柱 1 米打 20m 一排单体柱，柱距1m。2) 工作面回风平巷的超前支护从煤壁线向外 20m 超前支护，为一排支设，距转载机外侧 500mm 左右（人行道侧） ，柱距 1m。3) 机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,木垛距离不超过 3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。3.超前支护管理1) 超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用 10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。2) 超前支护处满足高不低于 1.8m,宽不低于 0.7m 安全出口和运送物料通道。3) 当机组行至工作面两头距巷道 15m 以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。4)在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m 处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面 50m 回收,备品备件码放必须距工作面 70m 以外.6.1.7 各工艺过程注意事项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 1m，最突出部分不超过 150mm；长度在 1m 以下，最突出部分不超过 200mm） 。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50mm。机头、机尾各 10m 要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。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50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的 23） ，支架不挤不咬，架间空隙不大于 200mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在 350550mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。3.推溜要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为 0.800m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于 15m 进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。4.清煤质量标准工作面没有超过 100mm 的碳块。清煤工必须滞后移溜 10 个架，距采煤机大于 50m，清煤人员必须面向机尾注意溜子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。5.对工作面端头架支护的管理工作面机头采用 4 台端头支架，机尾采用 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 20m 段是压力集中区，特制订以下管理措施。1) 端头支架必须达到初撑力。2) 端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面溜子机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。3) 当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。6.采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于 8m2 而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。7.提高块率、保证煤质的措施1) 在各转载点落煤处加设缓冲装置。2) 在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在 5m/min 左右。3) 破碎机锤头高度保持在 150200mm 之间。4) 机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶。5) 停机时及时停水,若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。6) 在顺槽皮带机头处加设除铁器。7) 各级运输机司机严格把关,禁止杂物(板皮 、木料)进入运煤系统。8.顶板维护及矿压观测措施工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面 50m 加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。6.1.8 回采工作面正规循环作业回采工作面正规循环作业1.劳动组织形式劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移溜、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为一次采全高，设计采高为 2.20m，工作面沿底板推进，机头、机尾各 10 米随巷道顶底板平缓过渡。循环进度 0.800m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“四六”制作业（一个班检修，三个班生产） ，均执行现场交接班制，每班有效工时为六个小时。循环方式为生产班进 3 个循环，日进 9 个循环。24 小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备表见表 6.5。表 6.5 劳动组织配备表电 工11158库 工33合 计21212134972.技术经济指标循环产量按下列公式计算：Q1 L1SM1PC （6.2）Q2 L2SM2PC （6.3）Q Q1 + Q2（6.4）式中： Q1割 2.20m 采高段一刀煤产量，t；Q2割过渡段一刀煤产量，t；Q循环产量，t； L1工作面 2.20m 采高段倾斜长度，m；L2工作面过渡段倾斜长度，m； S循环进度，0.865m； M1工作面中段采高，2.20m；M2工作面过渡段采高，取平均值 2.0m；P煤的容重，1.51tm3 ；C工作面可采范围内回采率，97；则：Q1=（20020) 0.8002.201.510.97 =464t Q2= 200.8002.01.510.97 =50.67t循环产量：Q= Q1 + Q2 = 464 + 50.67 = 514.68t日产量 = Q日循环数=514.689 = 4632.18t吨煤成本根据矿上实际数据取为 32 元/吨，工作面主要技术经济指标见表 6.6。表 6.6 工作面主要技术经济指标序 号项 目单 位数 量1工作面长度m2002采 高m2.203煤的容重t/m31.514循环进度m0.8005循环产量t514.686日循环数个97日产量t4632.188回采工效吨/工35.889坑木消耗m3/万 t610回采率%94.8511吨煤成本元/t326.2 回采巷道布置6.2.1 回采巷道布置方式回采巷道布置方式1.布置方式工作面瓦斯涌出量为 4.46 m3/t，生产能力为 1.8Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用 U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，每个工作面共布置两条分带斜巷，一侧布置一条，一条巷道布置皮带，为分带运输斜巷，另一条做为分带回风斜巷。采用连续采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。6.2.2 回采巷道参数回采巷道参数1. 断面平巷、联络巷断面均为 5m 宽，3.5m 高。采用胶胶带输送机运煤，电机车牵引矿车辅助运输，故 2201 工作面分带运输斜巷布置 1000mm 宽的皮带运煤，分带运输斜巷铺轨布置设备列车，并布置排水管路和动力电缆。2. 支护各巷道断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为 5.3m，高为 3.65m，设计掘进断面为 19.38m2，净断面为 17.5m21) 顶板支护锚杆形式和规格：杆体为 20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度 2.4米，杆尾螺纹为 M22，规格型号 20#M222400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为 K2335（先放） ，另一支规格为 Z2360（后放） ，钻孔直径为 28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用 16mm 的钢筋焊接而成，宽度为 100mm，长度4.8m，规格型号为 1648001006。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为 1501508mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成 30 度角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5050mm、5.51.1m。锚杆布置：锚杆排距 1m，每排 7 根锚杆，间距 800mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮 250mm。锚索：单根钢绞线，15.24mm，长度 7.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为 K2335（先放） ，两支规格为 Z2360（后放） 。锚索矩形布置，每排 2 根，排距 3m，间距 2.0m，距帮 1.65m。2) 巷帮支护锚杆形式和规格：顺槽煤柱侧为 18mm 圆钢锚杆，长度 2m，杆尾螺纹为 M20,规格型号为 18M202000；工作面一侧煤帮为 18mm 玻璃钢锚杆，长度 2m，杆尾螺纹为 M16,规格型号为 18M162000。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为 Z2360，锚固长度 690mm。托盘：采用拱形高强度托盘,规格为 1201206mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为 20030050mm 的柱帽，中心孔直径为 30mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成 10 度。网片规格：顺槽煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮, 规格型号： 5050mm、3.01.1m；工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆加挂铁丝塑料编织网护帮，不采用金属网。锚杆布置：锚杆排距 1m，每帮每排 4 根锚杆，间距 800mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板 450mm，起锚高度 800mm。帮支护最大滞后顶支护为 3m，严禁空帮支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。7 井下运输7.1 概述7.1.1 矿井设计生产能力及工作制度矿井设计生产能力及工作制度矿井煤层埋藏深，储量丰富，煤质优，厚度中厚，煤层生产能力大，井型为 1.8Mt/a。矿井工作制度为“四六”制，三班生产，一班检修，每天净提升时间为16h，矿井设计年工作日 330d。7.1.2 煤层及煤质煤层及煤质带区所采煤层为二2煤层，以亮煤为主，夹镜煤及暗煤条带，属光亮半亮型煤，煤层平均厚度 2.23 米，煤层倾角 712。该煤的顶部普遍发育一层0.50.7m左右的光亮型、质地坚硬的块状煤，中部和下部多为粉粒煤。煤的普氏系数为 23，属于中硬煤，煤的容重1.51tm3。带区内二2煤层平均瓦斯涌出量为 4.46m3/t，瓦斯涌出量较大。煤尘无自燃倾向性但有爆炸性。7.1.3 运输距离和货载量运输距离和货载量斜巷平均运距为 1700m, 最大运距 1850m；大巷平均运距为 1950m，最大运距 3100m。故从井底车场到工作面最大运距为 4950m。带区内布置一个工作面、两个掘进面保产，设计工作面日产量4632.18t。煤巷掘进面日产量 1010t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输量，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输考虑以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，其运量见表 7.1。表 7.1 辅助运输量工作面安装、搬家人员（人/班）正常生产材料、设备（t/班）材料设备（t/d）支架（架/d）安装设备（t/d）南二带区525210412（安）21（搬）110（安）220（搬）7.1.4 矿井运输系统矿井运输系统1.运输方式运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件简单，为缓倾斜煤层，且运输距离较远，故采用胶带运输机运煤。辅助运输：回采工作面为大功率采煤机进行开采，巷道掘进采用连续采煤机多巷掘进、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对减少，又由于矿井比较深，故只能采用轨道辅助运输。人员乘罐笼下井，在井底车场换乘站换乘电机车牵引的人车，由其送达各个工作地点。材料及一般设备材料矿车装运下井，在井底车场重新连接由电机车牵引至工作面供料点，然后由带区内的材料铲运车转运到各使用点；大件设备和支架用特制平板车下井，在井底车场用起吊设备换装到支架运输平板车上，由牵引车送到工作面和使用地点，再用支架铲运车协助安装到位；采煤机、连采机和梭车等用特制的平板车下井，由牵引车牵引运至工作地点，其中采煤机直接由专用平板车送到采面就位。爆破材料和油品等轻型货物由专用材料车下井后，由电机车统一运送。2.运输系统1) 运煤系统：工作面分带运输斜巷分带煤仓运输大巷运输石门主煤仓主井地面掘进工作面掘进面斜巷运输大巷带区煤仓主煤仓主井地面掘进工作面掘进面斜巷运料斜巷联络巷运输大巷井底煤仓主井地面2) 运料系统：地面副井井底车场换装站轨道大巷运料斜巷分带回风斜巷工作面3) 人员运送系统：地面副井井底车场换乘站轨道大巷各个工作地点4) 运矸系统：矿井巷道大多数沿煤层底板掘进，仅运输辅助大巷在岩石中掘进，矿井投产后，基本不产生矸石，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、顺槽运输机机头硐室时产生的少量矸石，采用矿车搬运排弃在井下废旧巷道中，矸石不出井，因此不专门设排矸系统。7.2 带区运输设备选择7.2.1 设备选型原则：设备选型原则：1必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择 生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出运现输送机轨道输送机轨道的情况；4必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2 带区运输设备选型及能力验算带区运输设备选型及能力验算1 运输设备选型结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征，带区运输设备配套选型如下：刮板运输机型号为SGZ-730/320SW，转载机型号为 SZD-630/75；破碎机型号为 Wb1418；顺槽皮带型号为SST。各设备技术特征见表 7.2、表 7.3、表 7.4、表 7.5。表 7.2 刮板输送机技术特征项 目单 位数 目型 号SGZ-730/320SW制造厂家唐山市德源机械制造有限公司生产能力t/h700运输机长度m210电压等级V660/1140总装机功率kW1602链速m/s0.93中部槽尺寸mm1500730270表 7.3 转载机技术特征项 目单 位技术 特征型 号SZZ-730/160生产能力t/h900运输机长度m50总装机功率kW160电压等级V1140链速m/s1.3中部槽尺寸内宽mm680工作面与运输顺槽中的运输设备采用转载机连接，为使煤块有合理的块度，在转载机上安装破碎机，其型号及技术特征见表 7.4。表 7.4 破碎机技术特征项 目单 位技术 特征型 号PE-400600通过能力t/h6001800整机重量t6.5总装机功率kW30电压等级V1140长mm600宽mm340中部槽尺寸高mm400表 7.5 顺槽皮带技术特征项 目单 位技术 特征型 号SSJ1000/2110生产能力t/h900皮带宽度mm1000电压等级V1140带 速m/s2.5最大输送长度m1000储带长度m100主电机功率kW11022.运输能力验算设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为 400t/h，工作面刮板运输机生产能力为 700t/h，转载机的生产能力为 900t/h，破碎机通过能力为900t/h，顺槽皮带通过能力为 900t/h，盘区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。7.3 大巷运输设备选择7.3.1 主运输大巷设备选择主运输大巷设备选择因采用连续采煤机掘进，回采工作面采用综采设备回采，为保证采煤设备的生产能力，并根据矿井布置实际情况，大巷带式输送机的运输能力应大于采区采煤设备的生产能力。设计长壁回采工作面采煤机和连续采煤机的同时最大出煤能力为440t/h，带区设缓冲煤仓，长壁回采工作面平巷带式运输机来煤进入带区煤仓，连续采煤机来煤一部分进入带区煤仓，一部分直接装载到大巷带式输送机上。大巷带式输送机承担全矿年产 1.8M t 煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。装备一台 B=1200mm,V=2.5m/s 的钢绳芯带式输送机，输送能力 1000t/h,采用 CST 可控启动装置，配 YB400M1-4 型电动机，大巷带式输送机见表 7.6。表 7.6 大巷带式输送机主要技术参数项 目单 位数 量带宽mm1200运量t/h1000带强N/mmST1250 阻燃带速m/s2.5轴功率kW405功率分配P1：P2：P31 ：1 ：1胶带安全系数7.1驱动滚筒布置及个数头部双滚筒驱动滚筒直径mm1020驱动控制方式CST 加鼠笼电动机电机台数及功率kW3250（防暴）减速器型号及速比H3SH12 i=19.25 3 台拉紧中部自动绞车拉紧7.3.2 辅助运输大巷设备选择辅助运输大巷设备选择辅助运输设备是在矿井内运送材料、设备和人员的设备。辅助运输的落后已成为大型矿井主要瓶颈之一。辅助运输机械化不仅可以节省大量人员，而且可以提高工时效率，增加采掘工作面的产量和进度，大大减小设备搬家停产时间，提高设备效率。所以矿井辅助运输方式对矿井的发展起到置关重要的作用。根据矿区的实际情况，选择电机车作为辅助运输7.3.17.3.1 选择电机车选择电机车1）选择电机车的优点a.电机车牵引力大。电机特性能使机车获得较大的牵引力。b.维护费用少：所需辅助人员少，维护简单，动力消耗不大。c.可改善劳动条件：电机车不受气候影响，电力拖动，不产生废气，避免空气污染，大大改善了劳动条件，保证了工人的安全。2）选择电机车的缺点基建投资大，架线式电机车需要较大断面，会产生不良影响的泄露电流，蓄电电池电机车组成成本较高。3）电机车适用条件机车运输能行驶的坡度有限制，运输轨道坡度一般为 3，局部坡度不能超过 30。4）发展方向a.电机车高度自动化b.使用新式电机车，如德国采用交流工频架线式电机车。c.改进矿车结构，使用大容积的矿车，国外有矿车的容积已达 30 m3。7.3.27.3.2 设备选择设备选择根据矿井地质条件（低瓦斯）及生产矿井的实际情况等各方面因素综合考虑，设计在轨道大巷内采用架线式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用 MG1.7-6A 型 1.5 吨固定厢式矿车，架线电机车式选用 ZK10-6/550 型轨道大巷采用直流架线式电机车技术特征见表 7.7。表 7.7 直流架线式电机车项 目单位技术特征型 号ZK10-6/550粘着质量T10轨 距mm600最小曲率半径m7受电器高度mm18002200固定轴距mm1100主动轮直径mm680连接器距轨面高度mm270外型尺寸mm450010601550制动方式电阻机械小时制牵引力N15092小时制km/h11速度最 大km/h25型 号ZQ24额定电压V550小时制功率kw24牵引电动机台 数台2表 7.8 1.5 吨固定厢式矿车项 目单位技术特征型 号MG1.7-6A容 积m31.7装载量t1.5最大装载量t2.7轨 距mm600轴 距mm750外型尺寸mm240010501200质 量kg7187.3.3 运输设备能力验算运输设备能力验算1.主运输设备设计长壁回采工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为400t/h，带区设缓冲煤仓，长壁回采工作面运输斜巷带式运输机来煤和连续采煤机来煤同时直接装载缓冲煤仓，然后再装载到大巷带式输送机上。大巷胶带运输机运输能力为 1000t/h，能满足要求。2.辅助运输设备矿井采掘面等各工作地点人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，确定最大班需运送人员为 52 人，所选的MT-16 型 14 座人员运送车四辆，TY2/4FB 型轻便货车 4 人座轻便货车 4 辆。一次运送能力 72 人，可以满足人员运送要求。正常生产期间材料、设备运量为每班 52t，根据运距 4950m，平均行车速度 10km/h，装卸载调车等车时间 0.5h/次，牵引车每班可运行 5 次，所选15t 牵引车 2 辆，每班运输能力为 75t，大于每班运量，可以满足材料、设备的运输要求。8 矿井提升8.1 矿井提升概述矿井设计井型为 1.8Mt/a ，服务年限 59.48 年，煤层的埋藏深，厚度中厚，储量丰富。矿井属高瓦斯矿井，煤层无自然发火危险，煤尘有爆炸性。矿井工作制度为“四六”制，三班采煤，一班检修，每天净提升时间为16h，矿井设计年工作日 330d。矿井开拓方式为立井两水平开拓，一水平标高-550m，二水平标-850m。主井净断面 33.18m2，深 900m；副井净断面 46.56m2，深 885m。主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。井下主运输采用胶带输送机运输，辅助运输采用轨道运输。8.2 主副井提升矿井提升设备是沿井筒提升煤炭、矸石、升降人员和设备，下放材料的大型机械设备，它是矿山井下生产系统和地面工业广场相连接的枢纽，是矿山运输的咽喉。8.2.18.2.1 主井提升主井提升由于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、安装等带来很大的不便。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。单绳摩擦式提升机解决了提升机卷筒宽度过大的问题，而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。1）提升参数计算a.提升高度HHSHZHX （8-1）式中： H提升高度，m； HS矿井深度，585 m；HZ装载高度，20 m；HX卸载高度，20 m。H585+20+20625mb.经济提升速度 Vm0.4H 0.5 （8-2）式中： Vm经济提升速度，m/s。Vm0.46250.510 m/sc.一次提升循环估算时间TXVm/a H/ Vm30 （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；30装卸载时间。TX10 /0.8+625/ 10+30105sd.小时提升次数Ns3600/TX （8-4）式中： Ns小时提升次数。Ns3600/10534 次e.小时提升量AsAnccr/（BnTv） （8-5）式中： As小时提升量，t；An设计年产量，1.8Mt/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。As180100001.31.3/（33016）576 tf.一次合理提升量QAs /（2Ns） （8-6）式中： Q一次合理提升量，t；2两套提升设备。Q576/（234）8.47t2）设备选择主井井筒净直径 7.8 m，提升高度 625 m，井塔高度 41.3 m，装备两套同型号的提升机，可同时使用，提升能力 1440 t/h。主井提升配有定重、定容、定时联合控制的自动定量装载和卸载系统，从而实现了主井提升系统全自动化运行。a.提升机井筒装备 3.5 m 绳塔式摩擦轮提升机两套，由德国 SIEMAG 公司提供，主要电控设备由瑞典 ABB 公司提供（主变压器，励磁变压器及高压开关柜），每台电机功率 2600 kW，12 脉动交-交变频供电，全数字计算控制体统，提升机主要特征见表表 8.1。表 8.1 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 m/s产地主井塔式摩擦轮3.56217.42600交-交10.1德国b.原煤提升容器装备两套 20 t 异卸载多绳双箕斗，在井筒内并列布置。c.装载系统设有一个井底煤仓，容量为 4000 t。各煤仓下装有两台 KS-18/15 型防爆往复式定量仓结构。两套测重装置随同提升机、电控设备同时引进。煤炭通过给煤机及装载胶带输送机（2 台）至装载设备定量仓，经称重后，由气动操作闸门和分配溜槽翻板交替，向两个箕斗内装煤。d.装卸台箕斗卸载采用先进的外动力，底卸式扇形闸门结构，具有改善井塔内套架的受力，缩短提升循环时间，安全可靠等优点。在主井井塔内卸载位置对应 4 个箕斗分别安装有 4 套扇形闸开闭装置和连接煤仓与箕斗闸门的活动舌板，闸门的开闭及活动舌板的动作均采用气动控制，箕斗扇形闸门的每一个开闭气缸均采用双路井排气系统，以尽可能提高闸门开闭气缸的动作速度，减少卸载休止时间，同时也为矿井不停产检修提供方便。井塔内箕斗受煤仓容量 80 t，设有煤位及煤流讯号装置，受煤仓下安装有两台电动给煤机。e.提升钢丝绳主钢丝绳由德国 SIEMAG 公司配套供货，选用三角股镀锌钢丝绳六根，左右捻各三根。每根长度 670 m，单位重量 5.02 kg/m，钢丝直径为 35 mm，抗拉强度为 1670 N/mm2，每根主绳破断力总和 845 kN。尾绳选用 849-15526-I-镀锌扁钢丝绳三根，每根长度 670 m，单位重量 10.13 kg/m，抗拉强度 1375 N/mm2。主井提升钢丝绳参数见表 8.2.表 8.2 主井提升钢丝绳参数主绳尾绳型号三角股镀锌849-15526-I直径(mm)3515526单位重量(kg/m)5.0210.13抗拉强度(N/mm2)16701375每根绳总破断力(kN)845根数638.2.28.2.2 副井提升副井提升副井井筒直径 7.8 m，提升高度 493 m，装备两套落地式摩擦轮提升机，能满足大型设备，材料，矸石及人员的提升。1）提升机选用德国 SIEMAG 公司两套 44 绳落地式摩擦轮提升机，每台电机功率为 1250 kW，47.75 rpm，交流低速同步电动机，6 脉动交-交变频供电，全数字计算机控制系统，提升机主要特征见表 8.3。2）提升容器副井装备两套 1.5 t，双层宽罐笼带平衡锤。宽罐可乘 120 人，设有轨道，可升降有轨平板车和矿车，可升降总重不超过 23 t 的大件设备。表 8.3 主提升机特征使用井筒提升机形式型号最大张力/KN功率/kW电力形式最大提速m/s产地副井落地摩擦轮441721250交-交10德国3）提升钢丝绳主钢丝绳由德国 SIEMAG 公司配套供货，选用三角股镀锌钢丝绳，尾绳选用国产钢丝绳。副井提升钢丝绳参数见表 8.4。表 8.4 副井提升钢丝绳参数主绳尾绳型号三角股镀锌8419-17828直径(mm)4217828单位重量(kg/m)7.515.05抗拉强度(N/mm2)16701372每根绳总破断力(kN)1289根数42大件10.31矸石物料11.63安全系数人员14.924）操车与进出车方式井上井下对应两股道，设有电动式推车和气动摇杆、阻车器等操车设备。两台提升机升降人员物料方式为井底提灌换层，井口沉罐换层。9 矿井通风及安全9.1 矿井通风系统选择9.1.19.1.1 矿井概况矿井概况薛湖矿井位于河南省永城市北部，属永城市管辖。地理坐标为东径11617301162830，北纬 340530341000。井田中心南距永城市 23，西至商丘市 75km，东至江苏徐州市80km，至安徽淮北市 40km，分别与京九、陇海、津浦三条铁路干线有公路相连，北至陇海铁路砀山站 38km，永城矿区自用铁路与京九、陇海铁路相连。连、霍高速公路从本区北缘通过，砀山永城公路从井田东部通过，井田内乡间公路纵横成网，交通便利。本区位于淮河冲积平原北部，地势平坦开阔，总体为西北高，南东低。最高海拔标高+40.2m，最低+32.3m，一般+36+38m。整体来看，本矿煤层地质条件较简单，适合机械化采煤，矿井采用走向长壁与倾向长臂相结合一次采全高开采。本矿设计生产能力为 1.8Mt/a，服务年限 59.48 a。全区可采煤层一层，即二2煤层，煤层平均厚度 2.23 m，倾角为 712，平均 10，属于近缓倾斜煤层。采用立井两水平开拓方式。煤层硬度系数 f23，以亮煤为主，夹镜煤及暗煤条带，属光亮半亮型煤。本矿井为高瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为 4.46 m3/t，绝对瓦斯涌出量为 11.23 m3/min。煤尘爆炸性指数在 10%以上，均属于有煤尘爆炸危险性煤层。区内二2煤为不易自燃煤层。矿井设计生产能力按年工作日 330 d 计算，每天净提升时间宜为 16h。矿井工作制度，实行“四六制”。井下同时作业的最多人数为 150 人，综采面同时工作最多人数 40 人。9.1.29.1.2 矿井通风系统的基本要求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。9.1.39.1.3 矿井通风方式的确定矿井通风方式的确定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。通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。通风路线短，阻力小。缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。建井期限略长，有时初期投资稍大。建井期限略长，有时初期投资稍大。井筒数目多基建费用多。适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重。煤层走向较大（超过 4km） ，井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井。煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道。结合本矿的实际条件：若采用中央分列，初期工程量大，回风线路与中央并列式差不多，同时基建费用比较高，此方式并不适合；采用两翼对角后，能够满足矿井通风要求，但需要开掘很长的开拓巷道才能构成风路，使达产期延长，非常不经济；若采用中央并列式，因为矿井采用采区布置，这样可以尽早沟通风路，少掘开拓巷道。井田地处平原，且埋藏较深，所以不适合用分区对角式。本矿属于高瓦斯矿井，考虑到井田范围广，设计生产能力大，为了尽快出煤，减少初期投资，节省风井保护煤柱，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：初期开采工业广场保护煤柱周围带区和采区时采用中央并列式通风，中央风井建在工业广场内；后期开采两翼的带区再开掘东西两个回风井。即本矿通风方式为：初期中央并列式，中期两翼对角式，后期中央并列式。各风井的具体位置见开拓平面图。9.1.49.1.4 主要通风机工作方式选择主要通风机工作方式选择煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。4）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。5）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。综上所述，一般地说，在地面塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。而矿井生产能力大，且周围小煤窑较少，采用抽出式通风比较安全，漏风小。因此，确定该矿井采用抽出式通风。9.1.59.1.5 带区通风系统的要求带区通风系统的要求1）带区通风总要求a.能够有效地控制带区内风流方向、风量大小和风质；b.漏风少；c.风流的稳定性高；d.有利于排放瓦斯，防止煤尘自燃和防尘；e.有较好的气候条件，有利于控制和处理事故；f.安全经济合理技术。2）带区通风的基本要求：a.每一生产水平和每一采区都必须布置单独的回风道，实行分区通风。b.回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。c.煤层倾角大于 12的回采工作面，采用下行通风时，须报总工程师批准，并须遵守下列规定：（1）回采工作面风速，不得低于 1m/s。（2）机电设备设在回风道时，回采工作面回风道风流中的甲烷不得超过 1%，并应装有甲烷自动检测报警断电装置。d.掘进工作面和回采工作面的进风和回风，都不得经过采空区和冒落区。e.井下机电硐室必须设在进风风流中。f.采空区必须及时封闭。g.倾斜运输巷道，不应设置风门。h.改变一个采区的通风系统时，应报矿总工程师批准。9.1.69.1.6 工作面通风方式的选择工作面通风方式的选择工作面通风有上行风和下行风之分，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：1）上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；2）上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；3）上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；4）上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；5）下行风运输设备在回风巷运转安全性差；6）下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；7）下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。本矿井大部分采用带区式布置，通过对上行风和下行风的比较和矿井的实际情况，确定工作面通风为上行通风方式。9.1.79.1.7 回采工作面进回风巷道的布置回采工作面进回风巷道的布置采场通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风系统形式主要有“U”、 “W”、 “Y”、 “Z”、 “H”形，各种形式的优缺点及使用条件如下（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式）：“U”型通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护工作量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。“Y”型通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量，这种通风方式适用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。“W”型通风：当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的只要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放炮烟、煤尘速度快。“Z”型通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。“H”型通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力确定定采用“U”型后退式通风方式。9.2 矿井风量计算9.2.1 工作面需风量计算工作面需风量计算每个采煤工作面实际需要风量,应按沼气(或二氧化碳)涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。矿井瓦斯相对涌出量为 4.46 m3/t， 1.按瓦斯涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按采煤工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过 1的要求计算。即：Qai=100qgaiKai （9.1）式中： Qai第个回采工作面实际需风量，m3/min；Qgai该采煤工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，m3/min；Kai该采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取 Kai1.5；工作面日产量：3626.33t；则：瓦斯绝对涌出量：qgai=3626.335/（6024）=11.23（m3/min）工作面需风量：Qa 大=100qgaiKai=10011.231.5=1684.5（m3/min）2.按工作面气温与风速的关系计算：采煤工作面应有良好的劳动气候条件，起温度和风速应符合下列要求，见表 9.2。表 9.2 采煤工作面劳动气候条件工作面温度()151518182020232326工作面风速(m/s)0.30.50.50.80.81.01.01.51.51.8按下式计算： Qai大=60VaiSai （9.2）式中： Vai回采工作面风速，取 Vai=1.5m/s；Sai第 i 个回采工作面平均断面积，取 17.5m2；故工作面风量：Qa 大=601.517.5=1575（m3/min）3.按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 Qa 大=4Nai （9.3）式中： 4每人每分钟供给 4 m3的规定风量，m3/min；Nai第 i 个工作面同时工作的最多人数，取 50 人。故工作面风量：Qa 大=450=200（m3/min）由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：Qa 大=1684.5（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。每个回采面： Qmin0.2560Sai（m3/min） （9.4） Qmax460Sai（m3/min） （9.5）式中： Sai第 i 个工作面的平均断面积 m2对于工作面：Sa 大 =20m2 300m3/minQa 大4800m3/min由风速验算可知，Qa 大 =1684.5m3/min 符合风速要求。9.2.2 备用面需风量的计算备用面需风量的计算按下式计算： Q备=0.5Q 大（m3/min） 。 （9.6）式中：Q备备用工作面所需风量，m3/min。所以：备用工作面所需风量为：Q备=0.51684.5=842.25（m3/min） 。9.2.3 掘进工作面需风量掘进工作面需风量矿井生产前期，为保证生产正常接替，以及各个采取和带区的接替，在正常生产期间，除了为保证接替，开掘下一个工作面的回采巷道，另外还要开掘开拓巷道，保证各个采区或带区的接替。通风方式：由于采用连续采煤机掘巷，必须为双巷或三巷掘进。利用联络巷贯通，可自行形成风路，在无联络巷贯通时的独头段采用压入式局部通风机通风。各掘进工作面所需风量计算如下：1.煤巷掘进工作面 1）按瓦斯涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过 1的要求计算。即： Qai =100qgaiKai （9.7）式中： Qai第个掘进工作面实际需风量，m3/min；Qgai该掘进工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，m3/min；Kai该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取 Kai1.5；单个煤巷掘进工作面日产量：1133.4 t；则 瓦斯绝对涌出量：qgai=1133.44.46/（6024）=3.51（m3/min）工作面需风量：Qa 掘=100qaiKai=1003.511.5=526.5（m3/min） 2）按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 Qai=4Nai （9.8）式中： 4每人每分钟供给 4m3的规定风量，m3/min；Nai第 i 个工作面同时工作的最多人数，取 50 人。故连采机掘进工作面风量：Qa 掘=450=200（m3/min）由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：Qa 掘=526.5（m3/min）2. 岩巷掘进工作面1）岩巷掘进工作面需要风量按下式计算： Qh 岩60vhSh 岩Kt （9.9）式中： Qh 岩岩巷掘进工作面需要风量，m3/min；Sh 岩岩巷掘进巷道断面，取 15.6m2。Qh 岩600.2515.61.15269.1m3/min2）按炸药量验算 Qh 岩25Ah （9.10）式中： 25使用 1kg 炸药的供风量，m3/min；Ah岩巷掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，以本矿大巷断面为标准，炸药消耗量为 96 kg/100m2，所以一次爆破用量为 9615.6/10015 kg。Qh 岩2515375m3/min所以岩巷掘进面所需风量为 375 m3/min。由上面可知 岩巷需风量为 375 m3/min 煤巷需风量为 526.5 m3/min9.2.4 硐室需风量硐室需风量根据薛湖矿区硐室通风标准的经验数据，各种硐室需要的风量如下：表 9.3 硐室需风量表序号硐室名称需风量1机电硐室1802充电硐室2003中央变电所1804火药库214合计7749.2.5 其它巷道所需风量其它巷道所需风量其它巷道所需风量由下式计算： Qd600.25S4 （9.11）式中： S其它巷道平均断面面积，取 S=15 m2；Qd =600.25154=900（m3/min）取为：900 m3/min9.2.6 矿井总风量矿井总风量1.根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量按下式计算：由下式计算： Q=KQ采+Q备+Q掘Q硐Q其它 （9.12）式中： Q矿井总风量，m3/min；K风量备用系数，取 K=1.2；Q采大采高工作面所需风量，m3/min；Q备备采面所需风量，m3/min；Q掘掘进面所需风量，m3/min；Q硐硐室所需风量，m3/min；Q其它其它巷道所需风量，m3/min；则： Q=1.2(1684.5+842.25+526.52+3753+774+900)=7654.5（m3/min）2.根据矿井人数计算，按下式计算： Q=4NK （9.13）式中：N井下同时工作的做多人数，取 N=400 人；K风量备用系数，取 K=1.2；则：Q = 4NK = 44001.2 = 2400（m3/min）两种方法取最大值，则矿井总风量通风总风量为 7654.5m3/min。由于矿井通风容易时期与通风困难时期的工作面和掘进面的个数均相同，故通风容易时期与通风困难时期的风量相同，均为 7654.5m3/min。9.2.7 风量分配风量分配1.通风容易时期和困难时期的确定在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。其通
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