邢台显德汪矿1.5Mta新井设计含5张CAD图-采矿工程.zip
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显德汪矿1.5Mt/a新井设计摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分共包括10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4.井田开拓；5.准备方式-采区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风；10.矿井基本技术经济指标。一般部分为邢台显德汪矿1.5Mt/a新井设计。邢台显德汪矿位于河北省邢台市西南部，交通便利。井田走向（南北）长约5km，倾向（东西）长约4km，井田总面积为20km2。主采煤层为2号煤、9号煤，平均倾角为14，煤层平均总厚为7.0m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为148Mt，矿井可采储量105Mt。矿井服务年限为53.8a，矿井正常涌水量为140m3/h，最大涌水量为200m3/h。矿井瓦斯涌出量较低，为低瓦斯矿井。井田划分为一水平和一辅助水平，第一水平标高为-50m，双立井开拓，主井装备箕斗，副井装备罐笼。大巷采用机车牵引固定矿车运煤，。矿井通风方式为前期中央并列式，后期两翼对角式通风。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。专题部分题目为：煤矿瓦斯事故预防技术研究。翻译部分题目为：Effects of frequency and grouted length on the behavior of guided ultrasonic waves in rock bolts关键词： 新井设计； 井田开拓； 采煤方法；一次采全高ABSTRACTThis design consists of three parts: the general part, the special part and translated part.This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.development engineering of coalfield; 5.The layout of panels; 6. The method used in coal mining; 7. Transportation of the underground; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms.The general part is a new design of xiandewang mine. xiandewang mine lines in Northwest of xingtai in HeBei province. The traffic of road and railway is very convenience to the mine. The geological structure of this area is simple. The Length of the minefield is 5 km ,the width is about 4km，the area is 202.The 2 and 9 is the main coal seam, and its dip angle is 14 degree. The thickness of the mine is about 7.0m in all. The proved reserves of the minefield are 148million tons. The recoverable reserves are 105 million tons. The designed productive capacity is 15 million tons percent year, and the service life of the mine is 53.8 years. The normal flow of the mine is 140m3 percent hour and the max flow of the mine is 200m3 percent hour, and the gas of the mine is low gaseous mine.The field has been divided one mining levels. The first level should be located at the lever of -50m, which use raise and dip mining method of vertical shaft development . The main shaft skip install skip and the auxiliary shaft install cage. Roadway use belt conveyor to transport coal, the use of auxiliary transport Renovation of 1.5t Van tub transport. The two wings opposite angles ventilation system is used in the mine. The working system “three-eight” is used in the x mine. It produced 330d/a.Special section entitled: Analyse of mechanism about anchor and slip casting in roadway surrounded by cracked stone.Translated part of the title is: Effects of frequency and grouted length on the behavior of guided ultrasonic waves in rock boltsKeywords : New Well Design; Mine development; Mining method; Suspension roof support 目 录1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1交通地理位置11.1.2地形地貌和水文情况11.1.3矿区经济状况21.1.4矿区电力供应21.1.5矿区的气候条件21.1.6地震21.2井田地质条件特征21.2.1 地层和煤层21.2.2 区域地质构造31.2.3井田地质构造41.3井田水文地质特征61. 3.1地表水概况61. 3.2边界条件61. 3.3含水层特征71.4煤层、煤质与资源储量81.4.1煤层稳定性评价81.4.2主要可采煤层顶、底板特征111.4.3局部可采煤层顶底板特征111.4.4 煤质121.4.5矿井瓦斯121.4.6煤尘爆炸性和煤的自燃131.4.7地温与矿压132 井田境界和储量142.1井田境界142.1.1井田范围142.1.2开采界限142.1.3井田尺寸142.2 矿井工业储量152.2.1储量计算基础152.2.2井田地质勘探152.2.3工业储量计算162.3矿井可采储量182.3.1安全煤柱留设原则182.3.2矿井永久保护煤柱损失量182.3.3 矿井可采储量203 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限213.1矿井工作制度213.2矿井设计生产能力及服务年限213.2.1确定依据213.2.2矿井设计生产能力213.2.3矿井服务年限213.2.4井型校核224 井田开拓234.1井田开拓的基本问题234.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标234.1.2工业场地的位置244.1.3开采水平的确定及采采区划分244.1.4主要开拓巷道254.1.5矿井开拓延伸及深部开拓方案254.1.6开采顺序254.1.7方案比较254.2 矿井基本巷道334.2.1井筒334.2.2井底车场及硐室374.2.3主要开拓巷道384.2.4巷道支护435 准备方式采区巷道布置445.1煤层地质特征445.1.1采区位置445.1.2采区煤层特征445.1.3煤层顶底板岩石构造情况445.1.4水文地质445.1.5地质构造455.1.6地表情况455.2采区巷道布置及生产系统455.2.1采区位置及范围455.2.2采煤方法及工作面长度的确定455.2.3确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式455.2.4煤柱尺寸的确定455.2.5采区巷道的联络方式465.2.6采区接替顺序465.2.7采区生产系统465.2.8采区内巷道掘进方法475.2.9采区生产能力及采出率475.3采区车场设计选型485.3.1确定采区车场形式485.3.2采区主要硐室布置506 采煤方法526.1采煤工艺方式526.1.1采区煤层特征及地质条件526.1.2确定采煤工艺方式526.1.3回采工作面参数536.1.4回采工作面采煤机、刮板输送机选型536.1.5采煤工作面支护方式556.1.6端头支护及超前支护方式586.1.7各工艺过程注意事项596.1.8 采煤工作面正规循环作业606.2 21011首采工作面回采巷道布置636.2.1回采巷道布置方式636.2.2回采巷道参数637 井下运输697.1概述697.1.1井下运输设计的原始条件和数据697.1.2运输距离和货载量697.1.3矿井运输系统697.2采区运输设备选择707.2.1设备选型原则707.2.2采区设备的选型707.2.3采区运输能力验算727.3大巷运输设备选择738 矿井提升758.1矿井提升概述758.2主井提升758.2.1箕斗758.2.2提升机758.2.3钢丝绳技术特征768.2.4提升能力验算768.3副井提升779 矿井通风及安全789.1矿井通风系统选择789.1.1矿井概况789.1.2矿井通风系统的基本要求799.1.3 矿井通风方法选择799.1.4 矿井通风方式选择809.1.5 采区通风系统的基本要求829.1.6 工作面通风方式的选择829.1.7 回采工作面进回风巷道的布置839.2 采区及全矿所需风量839.2.1 采煤工作面实际需要风量839.2.2 备用面需风量的计算859.2.3 掘进工作面需风量859.2.4硐室需风量869.2.5其它巷道所需风量869.2.6矿井总风量869.2.7风量分配869.3矿井通风总阻力计算879.3.1矿井通风总阻力计算原则879.3.2确定矿井通风容易和困难时期889.3.3矿井最大阻力路线889.3.4矿井通风阻力计算929.3.5矿井通风总阻力949.3.6总等积孔959.4选择矿井通风设备959.4.1选择主要通风机959.5防止特殊灾害的安全措施999.5.1瓦斯管理措施999.5.2煤尘的防治999.5.3预防井下火灾的措施999.5.4防水措施9910 设计矿井基本技术经济指标101致 谢102IXI21 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1交通地理位置显德汪矿位于邢台市西南约35km，南部与邯郸地区武安市相接。东距京广铁路褡裢车站25km，有两条主要公路邢（邢台）渡（渡口）、邢（邢台）都（都党）及通向各村的简易公路，交通极为方便（如图1.1）。图1.1 显德汪矿交通位置图1.1.2地形地貌和水文情况显德汪井田位于太行山中段东麓山前丘陵地带，地势西高东低，海拨在194.10339.6m之间，地表起伏较大，基岩裸露面积较小，属山前冰碛台地地形。106井田内地表水系不发育，仅有中关小溪、栾卸小溪和紫牛湾小溪3条季节性小溪，均属北洺河支流，雨季时出现水流，旱季断流。1.1.3矿区经济状况邢台有丰富的矿藏资源、农副产品资源和水利资源。矿产资源主要有煤,铁、瓷土、石膏、菱镁矿、兰晶石、重晶石、石墨等40多种。农业主要盛主棉花、小麦、玉米等；雪花梨、串枝红杏、辣椒、红枣、核桃、板栗等在国内外市场享有盛名。邢台地下水资源丰富，水质良好。市内有比较丰富的旅游资源，已开放的有：临城崆山白云洞，邢台县野沟门水库和白云山旅游区、沙河秦王湖风景区等。1.1.4矿区电力供应矿井110 kV主电源引自邢台220 kV变电站，备用电源引自煤矿自建电站110 kV变电站，由110 kV线路送至距矿井110 kV变电站。1.1.5矿区的气候条件本区属北方气候特点，冬季寒冷干燥，夏季炎热多雨，春季有干旱及寒潮、霜冻等自然灾害，但四季分明，气候温和。降水量：多年平均降水量497.0mm，雨季多集中在7、8月份。蒸发量：多年平均蒸发量1719mm。气 温：年平均气温13。主导风向:全年风向以北、北东及南为主。本区属大陆性季风气候。1.1.6地震邢台位于北东向断裂活动带上，地震活动相对频繁，如1967年的隆尧地震，对建筑破坏严重，近期尚没有破坏性地震活动。1.2井田地质条件特征1.2.1 地层和煤层显德汪井田地表全为新生界地层所覆盖，所发育的地层自上而下依次为：第四系()、二叠系上统上石盒子组（）、下石盒子组（）、二叠系下统山西组（P1s）、石炭系上统太原组（C3t）、石炭系中统本溪组（C2b）、奥陶系中统峰峰组（）、马家沟组（），现简述如下：1）第四系（Q）下部为冰碛红色泥砾、冰水沉积的杂色粘土、细砂、亚粘土及砂砾石等，一般厚40m；中部为冰碛粘土砾石层、透镜状砂层及红色亚粘土组成，一般厚30m；上部为多种成因的黄土，具垂直节理和大孔隙，一般厚210m。2）二叠系（P）上二叠统上石盒子组（）：以灰绿色、紫斑色粉砂岩及砂质泥岩为主，夹有数层中细粒含砾砂岩和铝土质泥岩。平均厚度307.4m。下二叠统下石盒子组（）：以灰色、灰绿色、紫斑色粉砂岩和含铝土质的砂质泥岩为主，中部和下部夹有23层中细粒砂岩。平均41.1m。下二叠统山西组（）：由灰色、深灰色、黑灰色中细粒砂岩、粉砂岩和煤层组成。中下部含煤24层，平均83.8m。3）石炭系（C）上石炭统太原组（）：由深灰色、灰色粉砂岩、灰至灰白色中细砂岩、46层灰岩和69层煤组成。平均厚度135.5m。中石炭统本溪组（）：主要由深灰色泥岩、粉砂岩及灰岩组成，夹不稳定薄煤一层，平均厚度17.56m。4）奥陶系（）中统峰峰组（）：由厚层状致密灰岩、结晶灰岩、角砾状灰岩、白云质灰岩组成。按岩性特征分为三段，总平均厚度167m 。中统上马家沟组（）：黄、浅红色白云质角砾状灰岩、蜂窝状灰岩、灰色致密块状灰岩及泥质灰岩组成。按岩性分为三段，总厚度平均246m。中统下马家沟组（）：由角砾状灰岩及蜂窝状泥质、白云质灰岩组成，按岩性分为三段，厚度大于144m。5）煤层井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组，其次为石炭系中统本溪组，煤层与含煤地层对应关系如表1.1及附图显德汪矿综合水文地质柱状图。表1.1 煤层与含煤地层对应关系表煤层编号地层地层平均厚度（m）稳定性、可采性1#山西组下部45.10主要可采煤层2#3#太原组上部14.73层位稳定不可采4#太原组中部80.30不稳定局部可采5#不稳定不可采6#不稳定局部可采7#不稳定局部可采8#太原组下部32.62极不稳定局部可采9#主要可采煤层10#本溪组17.56不稳定局部可采1.2.2 区域地质构造邯邢煤田位于太行山东麓，华北盆地西缘。煤田西部为太行山隆起的中南段，整体走向呈北东向展布，由赞皇隆起和武安断陷组成。前者由太古代和少部分元古代变质岩系组成，后者主要由古生代地层组成。显德汪井田即位于武安断陷北部太行山隆起带东侧，为新生代华北盆地的西部边缘。由于西侧太行山隆起的上升和东侧华北盆地的沉降，使邯邢煤田形成走向NNE近SN，西边翘起，东边倾降，并具波状起伏的翘倾断块。煤田边界断层多为走向NNE的正断层，煤田内发育有大量NNENE向正断层及少量NNW向正断层，组成一系列地堑、地垒和阶梯状单斜断块。自北向南有NNE向的晋县栾城断陷(地堑)、宁晋隆尧断隆(地垒)、巨鹿邯郸断陷(地堑)及南部的邢台断陷（与太行山隆起带中的武安断陷共同构成邢台武安断陷），呈雁行状斜列展布。煤田内褶皱构造主要分布在近东西向的隆尧南正断层以南至洺河一线。轴向NNE，与大断层走向平行展布的背、向斜为煤田内主要褶皱构造，延伸较长，形态清晰,EW向NW向褶皱规模小，断续出现。地层倾角比较平缓，一般为1020，局部可达30左右（图1.2）。图1.2 区域构造纲要略现将煤田内对显德汪井田有控制作用的区域性构造简述如下：1）隆尧南正断层：展布于隆尧南宫一带，横贯煤田中部，总体走向近EW，断层面向南倾斜，倾角55左右，落差9002900m。在煤田内延伸长度约44km，将邯邢煤田分为南北两个构造单元。其下盘（北侧）构成尧山山系，出露煤系基底奥陶系灰岩；其上盘（南侧）有煤系地层广泛赋存。2）太行山山前大断裂南段：由隆尧邢台之间的唐庄农场断层、晏家屯断层、邢台邯郸间的百泉断层、临洺关断层等组成，总体走向NNE，唐庄农场断层走向NE。断层面均向东或SE倾斜，落差5001800m。太行山山前大断裂是太行山隆起带与华北盆地的分界，在隆尧南断层以南构成太行山隆起带和华北盆地次一级构造单元邢台武安断陷与巨鹿邯郸断陷之间的分界。1.2.3井田地质构造显德汪井田位于太行山隆起带与山前大断层之间的过渡地带，即武安断陷的北部。为一不完整的、被NNE向断层切割的NNE向显德汪向斜与NWW向栾卸向斜相复合的构造。井田东部规模较大的NNE向向斜称为显德汪向斜。该向斜宽缓开阔，略显波状起伏，向斜形态较清晰完整。在第12勘探线以南，发育一轴向NWW向的向斜，称为栾卸向斜。显德汪向斜与栾卸向斜之间还有李石岗向斜及李石岗南背斜等次级褶皱构造。区内大中型断层大多分布在显德汪向斜东翼及栾卸向斜西南翼，井田南半部有火成岩岩床侵入，如图1.3显德汪井田构造纲要图。现将显德汪井田主要构造简述如下：图1.3 显德汪井田构造纲要图1) 褶皱显德汪井田为一褶皱型井田，挤压揉皱及层滑构造发育，残余构造应力大，造成煤层顶底板岩石破碎，巷道围岩压力大。井田内褶皱构造的特点是：向斜形态完整清晰、延伸较长，背斜较模糊。NNE与NWW两组褶皱横跨复合，地层倾角830，一般1015左右。主要褶皱特征如表1.3。表1.3 主要褶皱构造特征一览表名称延伸长度区 内 变 化两翼倾角显德汪向斜6km轴部出露最新基岩为上二叠统上石盒子二段，向斜轴10线以北NNE向在上关一带仰起，10线以南SN向，14与17线向东呈弧形弯曲。东翼倾角10至30,平均17，西翼倾角较缓，平均11。栾卸向斜3km轴部出露最新基岩为上二叠统石盒子组二段。向斜西端伸出井田边界向斜轴向SEE向，经栾卸村北延至井田中部，被F10、F5错断向东与显德汪向斜复合后，又被F9断层截断。西部EW向、中部及东部NWW向。北翼平均倾角14，南翼平均倾角17。李石岗向斜2km与显德汪向斜基本平行展布，规模较小。向斜轴近SN向。10线以北清晰显示，以南与其它构造复合较模糊。东翼倾角较缓平均11，西翼较陡，平均162)断层显德汪井田揭露的断层为井田的中北部的压扭性正断层，走向以NNE向为主。井田西北部小断层与层滑构造发育。3）岩浆岩本区自燕山运动以来，岩浆侵入活动频繁，使煤系地层受到不同程度的影响。岩浆活动对2#煤层以上影响不大，而对6#煤层以下均有不同程度的影响，尤其对9#煤层影响严重。据测算，9#煤层受岩浆岩吞蚀、部分吞蚀及直接接触影响的面积约3.5km2，占9#煤层总面积的18.6%。1.3井田水文地质特征1. 3.1地表水概况井田范围内没有常年性地表水，季节性的小溪流有中关小溪、栾卸小溪和紫牛湾小溪。虽然位于井田外围，但仍处于井田所属水文地质单元。对本矿井具有间接充水意义的河流有南沙河和马会河等。1. 3.2边界条件显德汪井田为新生界地层全覆盖型井田，地层基本形态受NNE向的显德汪向斜控制。井田北部、西北部和东部北段为煤层隐伏露头区，以外为奥陶系灰岩隐伏露头。1998年进行奥灰放水试验时，形成以中观孔为中心的NNE向椭圆形降落漏斗，由此分析：F1断层没有完全阻隔两盘含水段之间的水力联系，应为弱透水边界；西侧为奥灰含水层露头，雨季接受大气降水补给，平时接受地表水系的渗漏补给，为流量边界；南侧、北侧为自然进水边界，由于生产矿井较多，人为影响程度较大。1. 3.3含水层特征根据岩性、结构、富水特征及其对开采煤层的影响程度，参考区域含水岩组情况，矿区含水层（组）划分如下：1. 3.3.1新生界松散类孔隙潜水含水组全新统砂砾石含水组呈条带状分布于中关、栾卸小溪等沟谷之内，主要为冲洪积相卵砾石层。厚013.00m，平均4.00m。渗透系数13.0m/d，钻孔单位涌水量0.662L/sm，水位标高198.2m，为HCO3Ca型水，富水程度中等。中更新统砂砾石含水层全区大面积分布，主要由粒径180cm冰碛砾石组成，厚8.0081.64m，一般30m。渗透系数0.692m/d，钻孔单位涌水量0.125L/sm，水位标高280.04m，为HCO3Ca型水。富水程度中等。下更新统砂层含水层出露于显德汪、新村、柳泉、上关一带。厚10.0080.14m。渗透系数4.055.72 m/d，钻孔单位涌水量0.09380.609 L/sm，水位标高230.89242.77m。富水性中等，但极不均一。以上各含水层动态受季节影响明显，在17勘探线以北该组富水性较强，工作面回采时应多加注意。1. 3.3.2二叠系砂岩裂隙承压含水组下石盒子组砂岩含水层厚0.5042.79m，一般14.37m。矿井揭露时最大涌水量为60m3/h，后逐渐减小至少量淋水，钻孔单位涌水量0.004330.0231 L/sm，一般0.0137L/sm，其渗透系数为0.02620.311m/d，一般0.0974m/d，水位标高+198.75+216.87m，一般+213.58m。水化学类型为HCO3ClNa水，矿化度0.309g/L。井田东、北部富水性稍强。但总体呈弱富水性。山西组砂岩含水层厚023.29m，平均9.95m，不稳定。井下在一轨道三中、二中材料上山揭露该含水层时，最大涌水量40 m3/h；在三采区石门揭露该含水层时，涌水量为23 m3/h，一月后基本疏干。据钻孔抽水试验，单位涌水量0.0178 L/sm，渗透系数0.14m/d，水位标高+171.74+269.62m，一般+215.66m，水化学类型为HCO3ClNaCa型和HCO3SO4CaMg型水，矿化度0.427m/d。主要富水区集中于16线以北，属弱富水含水层。为开采1、2号煤时的主要直接充水水源。1. 3.3.3石炭系灰岩岩溶、裂隙承压含水组野青灰岩含水层厚0.73.76m，平均2.31m。钻孔抽水试验单位涌水量0.0005750.120 L/sm，平均0.0603 L/sm，渗透系数5.010.0154m/d，一般0.729m/d。为HCO3ClCa型水。17勘探线附近、井田的北及西北部富水性稍强。总体富水程度中等偏弱。伏青灰岩含水层厚0.393.40m，平均1.86m。钻孔抽水试验，单位涌水量为0.00274L/sm，渗透系数为0.0166m/d。富水区主要集中于17线附近及北、西北翼的浅部。富水性弱偏中等，为HCO3NaCa型水。大青灰岩含水层厚1.539.71m，平均4.67m。钻孔抽水试验，单位涌水量0.003570.123L/sm，平均0.0456L/sm，渗透系数0.00242.91m/d，平均1.04m/d。井下涌水点最大水量60m3/h，一般小于 30 m3/h；8号水源井涌水量49.860m3/h。富水区主要集中于17线附近及北、西北翼的浅部，富水性中等。水化学类型为HCO3Na和HCO3NaCa型，矿化度0.6461.064g/L，具H2S气味。本溪灰岩含水层厚度08.00m，平均4.13m，单位涌水量0.106L/sm，渗透系数3.38m/d，水位标高+215.34+265.16m，一般+247.59m（1975年）。总体富水性中等，7勘探线以北地区富水性稍强。1. 3.3.4奥陶系灰岩岩溶、裂隙承压含水组本区奥陶系灰岩含水层富水性极不均一，具有明显的分带性，在垂向上按岩性、结构及富水性可分为三组八段。其中二、四、五、七段为含水段，七段富水程度最强；一、三、六、八段，可视为隔水层。富水部位主要集中在-250m以浅的上马家沟灰岩二、三段和下马家沟灰岩二段。由平面分布情况来看，井田内统计的漏水钻孔多分布在西部，并且涌水量大于100m3/h以上的钻孔包括水7、放2、水9、放3、放1、奥观13等，均集中在井田的西部，应为强富水区。由于受显德汪向斜与栾卸向斜影响，两向斜轴部附近的含水层深埋，使水循环变缓，勘探期间的涌、漏水点分布少，应属富水性相对较弱区。第三组（峰峰组）灰岩含水层层厚89.00168.00m，裂隙发育。钻孔单位涌水量0.05880.392L/sm，渗透系数0.055331.64m/d，一般6.76m/d。地面1号、4号水井及井下3号、5号、7号、9号水井均取水于该层。九十年代地面1号、风井1号、7号水源井水位标高+109+130m，一般+110m左右。富水性强，目前水位+65m。第二段（上马家沟组）灰岩含水层厚202320m。钻孔单位涌水量0.02140.139L/sm；出水量在250m3/h左右。该层的第二、第三段（O22-2、O22-3）裂隙、溶隙、小溶洞较发育，富水性相对较强。第三段（下马家沟组）灰岩含水层厚度约75120m，岩溶裂隙发育，面裂隙率36%。钻孔单位涌水量0.33.0 L/sm，富水程度强。水化学类型为HCO3Ca型，矿化度0.250. 28g/L。井下9#煤供水孔最大涌水量120.03.6m3/h；放水孔最大放水量224.00m3/h（放2）；钻孔抽（注）水试验，单位涌水量0.0027710.090L/sm，一般大于0.6L/sm，渗透系数0.05316.05m/d。，1. 3.3.5燕山期闪长玢岩风化裂隙承压含水层该组/层出露于沙河南部紫牛湾小溪西南；侵入中奥陶统灰岩和煤系地层。厚056.9m，平均26.88m。节理裂隙较发育，强风化带深度一般为1020m。据钻孔抽水试验单位涌水量0.0605L/sm，渗透系数0.29m/d，影响半径71m，水位标高176.99 m（1975年1708孔）；井田南部富水程度稍强。水化学类型为HCO3NaCaMg型，矿化度0.818g/L。在局部构造破碎带内可形成钻孔涌水量达100.2m3/h的强富水区，但总体呈弱富水性。正常情况下该含水层组对矿井充水威胁不大。1.4煤层、煤质与资源储量1.4.1煤层稳定性评价煤层埋藏条件走向：东西走向。倾向：北偏西。倾角及其变化：922。煤层的露头深度：-211 m。风化带深度：-218 m。显德汪矿主要可采煤层为2#、9#煤层，1#、4#、6#、7#、8#、10#为局部可采煤层。现从上到下分述如下：1.4.1.1、1#煤层1#煤层位于山西组中部，为井田最上一层主要可采煤层。下距2#煤层3.0929.80m，平均19.71m。1#煤层最厚0.262.83m，平均1.42m，煤层厚度多集中在1.21.8m之间。煤层一般含矸12层，夹矸平均厚0.15m，煤层平均厚：上分层0.78m，下分层0.58m。1#煤层厚度变异系数（）分别为31.3%、22.9%、35.7%，可采指数（Km）分别为0.94、1.00、0.94，应属较稳定煤层。1.4.1.2、2#煤层2#煤层是井田内主要可采煤层之一，位于山西组底部，1#煤层之下3.5030.50m，平均17.90m。2#煤厚度37.29m，平均5.0m。煤层厚度多集中在4.06.0m之间。煤矿已采区煤层结构较好。1.4.1.3、3#煤层3#煤层位于太原组顶部，一座灰岩之下1.1720.34m，平均7.17m处。下距野青灰岩3.2712.14m，平均6.54m。3#煤层真厚度02.04m，平均0.56m。煤层厚度多集中在0.50.7m之间。区内仅个别点煤厚达到可采厚度，且零星分布，不能成片，绝大部分地区煤层不可采。3#煤层用煤层厚度变异系数、可采指数评价，属极不稳定煤层。1.4.1.4、4#煤层4#煤层位于太原组上部，野青灰岩之下02.16m，平均1.30m处，上距3#煤层5.0415.03m，平均10.26m，下距6#煤层平均29.84m。煤层真厚01.97m，平均0.74m。煤层厚度多集中在0.51.1m之间。煤层结构简单，一般不含夹矸。用煤层厚度变异系数、可采指数评价均，属极不稳定煤层。1.4.1.5、6#煤层6#煤层位于太原组中部，上距4#煤层19.6243.67m，平均29.84m。下距伏青灰岩021.30m，平均13.59m。6#煤层厚度02.84m，平均0.81m。煤层结构较复杂，含矸12层 ，单层夹矸厚0.30m左右。煤层厚度多集中在0.91.6m之间，煤厚变化较大，常有尖灭和相变为炭质泥岩的地方。用煤层厚度变异系数、可采指数评价均，属极不稳定煤层。1.4.1.6、7#煤层7#煤层位于太原组中部，伏青灰岩之下2.359.85m处，上距6#煤层平均21.90m，下距中青灰岩1.1414.77m，平均7.51m。7#煤层厚度01.96m，平均0.83m。煤层厚度多集中在0.40.9m之间，煤层结构简单，一般不含夹矸。井田北部、西部煤厚变化较大，大部分地区可采，且煤厚变化不大。井田东部及南部煤层较薄，不可采面积较大。用煤层厚度变异系数、可采指数评价均，属极不稳定煤层。1.4.1.7、8#煤层8#煤层位于太原组下部，大青灰岩之下02.17m，平均0.10m处，上距7#煤层17.5431.36m，平均24.85m，下距9#煤层平均12.43m。8#煤层真厚02.61m，平均0.82m。含矸03层，一般含一层夹矸，夹矸厚0.20.3m左右。煤层厚度多集中在0.71.3m之间，8#煤层煤厚变化较大，主要在井田中、西部地区出现一些南北向狭长可采条带，其余有一些局部可采处。西南部有火成岩侵入，且局部有吞蚀煤层现象。可采煤厚02.12m，平均0.65m，用煤层厚度变异系数、可采指数评价均，属极不稳定煤层。1.4.1.8、9#煤层9#煤层位于太原组底部，为本井田主要可采煤层之一。上距8#煤层1.2242.58m，平均12.43m，下距本溪灰岩7.3123.50m，平均15.93m。9#煤层真厚0.4514.71m，平均4.0m，全区可采。煤层厚度多集中在3.16.0m之间。煤厚变化值也大。且北部大于南部，西部大于东部。东南部煤层受火成岩和断层影响，煤厚多在5.0m以下。9#煤层结构复杂，含矸07层，煤层愈厚，夹矸层数愈多，夹矸总厚度在12勘探线以北大于0.5m， 12勘探线以南，夹矸总厚多小于0.5m，用煤层厚度变异系数、可采指数评价均，属较稳定煤层。1.4.1.9、10#煤层10#煤层位于本溪组顶部的灰岩之下或夹于其中，上距9#煤层10.5831.05m，平均18.48m，下距奥陶纪灰岩顶面1.3222.92m，平均15.42m。10#煤层真厚度01.94m，平均0.88m，煤层厚度多集中在0.51.3m之间，煤层结构简单，煤层沉积不稳定，有尖灭或变为炭质泥岩现象。用煤层厚度变异系数、可采指数评价均，属不稳定煤层。显德汪矿各煤层厚度、可采性、层间距及稳定性评价结果详见表1.4。表1.4 各煤层厚度稳定性评价结果表煤层统计点数煤层厚度（m）可采性指数Km变异系数稳定性备注最小最大平均1#870.262.831.460.9431.3较稳定全区1#340.802.831.561.0022.9稳定已采区1#530.262.601.370.9435.7较稳定未采区1#76402.501.670.9727.2较稳定已采区生产点2#8107.294.000.9726.6较稳定全区2#251.117.293.911.0026.5较稳定已采区2#5605.784.140.9223.6较稳定未采区2#5160.108.004.760.9225.8较稳定已采区生产点3#7702.040.560.0146.5极不稳定全区4#8601.970.740.3746.1极不稳定全区6#8902.840.810.5183.6极不稳定全区7#9201.960.830.3444.5极不稳定全区8#8902.610.820.5356.3极不稳定全区9#930.4514.713.000.9647.83较稳定全区10#8801.940.880.5259.5极不稳定全区1.4.2主要可采煤层顶、底板特征1.4.2.1、2#煤层直接顶板按岩性及稳定性分为二类：一类为粉砂岩或砂质泥岩组成的顶板，其中以粉砂岩为主。主要分布在井田西部，约占井田面积的二分之一。厚度一般2.04.0m，具水平层理，强度中等，节理及顺层滑动构造发育，岩层破碎且整体性较差，单向抗压强度67.8MPa。据生产实践，直接顶板初次跨落步距810m，稳定性差，管理困难，属不稳定型顶板（I类）。第二类为灰白色、中厚层状细粒、中粒砂岩构成的顶板，同时也是老顶，厚0.7319.27m，一般310m。具不规则波状层理及斜层理。硬度中等，节理发育稀疏。主要分布在井田东部，呈南北向展布。据采煤实践证明，该类顶板较易管理，属中等稳定型顶板（II类）。直接底板为粉砂岩或砂质泥岩，其中以砂质泥岩为主，一般厚1.43.7m。层理不发育，常与其下的薄煤层组成复合底板，节理及层滑面发育，质软破碎，遇水膨胀较严重，支撑力弱。工作面来压期间，支架或支柱有钻底现象。1.4.2.2、9#煤层直接顶板按岩性及稳定性分为二类：一类为以粉砂岩为主、砂质泥岩为辅或二者复合组成的顶板。厚0.512.2m，一般厚1.55m。主要分布12线以北地区，是9#煤层的主要顶板类型。属不稳定型顶板（I类）。第二类为闪长玢岩构成的顶板，厚3.9026.59m，平均17.8m，岩性致密坚硬，节理发育，属中等稳定稳定型顶板（II-III类）。主要分布在12线以南。底板为铝土质泥岩或含铝土的粉砂岩、泥岩，含大量黄铁矿结核，岩性松软，强度低，具滑感，遇水膨胀，有底鼓现象。单向抗压强度15MPa，支撑力小。1.4.3局部可采煤层顶底板特征1）4#煤层直接顶板为野青灰岩，均厚2.27m，中厚层状，致密坚硬，抗压强度174MPa。底板以粉砂岩为主，抗压强度15.7MPa，局部为砂质泥岩，抗压强度10.4MPa。2）6#煤层顶板为粉砂岩或中细粒砂岩，砂岩抗压强度126.7Mpa。底板为粉砂岩或砂质泥岩，砂质泥岩抗压强度19.1MPa。3）7#煤层顶板为粉砂岩、砂质泥岩。底板为粉砂岩。4）8#煤层顶板为大青灰岩，中厚层状，致密坚硬，平均厚度4.77m。底板为粉砂岩。5）10#煤层顶板为本溪灰岩，致密坚硬，平均厚度1.83m。底板为铝土质泥岩，遇水膨胀，有底鼓现象。1.4.4 煤质1.4.4.1、煤的物理性质及煤岩特征各煤层均为高变质煤，为黑色灰黑色，受构造破坏，裂隙十分发育，煤体结构多为碎裂结构和碎粒结构，硬度较小，机械强度低。燃烧时难燃、无烟，无火焰或火焰短，不熔不膨胀。视相对密度无岩浆岩区1.401.50，岩浆岩区1.60。煤岩成分由镜煤，亮煤、暗煤和丝炭组成。太原组各煤层以半亮型为主，山西组2#煤层则以半亮型和半暗型为主，含有较少量的暗淡型煤。1.4.4.2、煤类的确定及煤类分布2、9各主要可采煤层煤布着贫煤和无烟煤两大类，各煤层煤类以三号无烟煤为主，局部为贫煤。1#煤层以第10勘探线为界，2#煤层以第10勘探线以北150m为界，3#煤层以第7勘探线为界，北部为贫煤，南部为无烟煤。4#、5#、6#、7#、8#、9#、10#煤层全属无烟煤。1.4.4.3、煤的化学性质及有害元素1、化学性质6#、7#、8#、9#煤的水分为2.232.67%，其它煤层煤的水分为1.501.85%，风氧化的煤水分明显增高，达3.11%以上，最高达20.78%。各煤层灰分变化较大，3#、6下#、8#煤层属低灰煤；1#、2#、4#、5#、6#、7#、9#、10#煤层属中灰煤。各煤层经1.41.5比重液洗选后灰分大大降低，浮煤灰分一般在8%左右。各煤层中1#、2#煤层属特低硫煤；3#、4#、5#、6#、6下#和9#煤层属中高硫煤；7#、8#和10#煤层属高硫煤。经过浮选太原组各煤层硫分含量有较大幅度降低，脱硫率在40%以上。2、有害元素依据现行磷含量和砷含量分级标准，3#、4#、6下#煤层属特低磷分煤；2#、6#、8#、9#、10#煤层属低磷分煤；1#、7#煤层属中磷分煤。各煤层原煤砷均属一级含砷煤。1.4.5矿井瓦斯由浅部往深部可划分为二氧化碳氮气带、氮气沼气带、沼气带。1#煤层底板标高-100m以深为沼气带，以浅为氮气沼气带，2#煤层底板标高-120m以深为沼气带，以浅为氮气沼气带，9 #煤层在12线以北底板标高-150m以深为沼气带，以浅为氮气沼气带。12线以南受岩浆岩侵入的影响为瓦斯风化带。1.4.5.1矿井瓦斯与二氧化碳全矿井相对瓦斯涌出量5.087.26m3/t，矿井瓦斯主要来自西翼，其相对涌出量4.818.81m3/t，东翼相对涌出量2.194.86m3/t，1#煤相对涌出量1.454.09m3/t，2#煤相对涌出量4.929.95m3/t，9#煤相对涌出量1.02m3/t。全矿井二氧化碳相对涌出量2.086.51m3/t，西翼相对涌出量2.875.54m3/t，东翼相对涌出量1.421.91m3/t， 1#煤相对涌出量0.602.93m3/t，2#煤相对涌出量0.735.82m3/t，9#煤相对涌出量0.96m3/t。根据煤矿安全手册规定属低瓦斯矿井。虽然该矿井属低瓦斯矿井，但是存在瓦斯涌出异常区及煤与瓦斯动力区。局部工作面存在高瓦斯区，存在有瓦斯突出的可能性，尤其是对2号煤应加强瓦斯监测与通风管理。1.4.6煤尘爆炸性和煤的自燃1.4.6.1、煤尘爆炸根据煤炭科学研究总院重庆分院对1#、2#、9#煤层煤尘爆炸鉴定：1#、9#煤具有爆炸性，2#煤无爆炸性。1.4.6.2、煤的自燃倾向性根据煤炭科学研究总院重庆分院对1#、2#、9#煤的自燃倾向性进行鉴定， 1#、2#、9#煤层自燃倾向性为三类，属不易自燃。随开采深度的增加和延深新水平，1#、2#、9#煤层应取样作煤尘爆炸性和自燃倾向性鉴定。1.4.7地温与矿压1.4.7.1、地温显德汪矿煤系及上覆地层地温梯度为0.410.7hm，恒温带深度6080m，温度值1515.5。据显德王矿开采的1#、2#煤层地温资料显示，地温一般为20左右。1.4.7.2、矿压在煤层开采过程中，采煤工作面所受矿山压力的影响，主要是来自直接顶和老顶的静载荷和动载荷，反映到采煤工作面中的各种现象和特征是支护阻力的变化，顶板的下沉，煤壁的片帮及支柱的下缩等。当工作面推进距切眼810m时，直接顶初次跨落，跨落步距平均9m。跨落时，支架之间加权工作阻力为1354.2KN架，支护强度为0.27MPa；循环末阻力为1664.2KN架，支护强度0.33MPa，是跨落前的1.171.2倍，见表7-9。跨落时平均影响3个循环，影响范围平均2m。跨落期间煤壁片帮深度达0.8m，是跨落前的1.2倍，而且支架有明显钻底现象。当工作面推进距切眼22.627.2m时，老顶初次来压，来压步距平均25.2m。老顶初次来压时，支架之间加权工作阻力为1585KN架，支护强度为0.32MPa，是来压前1.26倍，循环未阻力为860.3KN/架，支护强度0.37MPa，是来压前的1.32倍。初次来压时，影响循环6个，影响范围平均3.6m。煤壁片帮深度达0.96m，是跨落前的1.29倍。2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围井田边界东以F1断层为界，与章村矿三、四井相邻；北部以K2及第3勘探线为界；西以煤层露头线为界；南部与邯郸矿务局郭二庄矿为邻。2.1.2开采界限井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组，其次为石炭系中统本溪组主要含煤地层厚约190.25m，含煤10余层，煤层总厚约16.11m。本区主要可采煤层为山西组下部二煤层、太原组下部九煤层。一号煤层属于薄煤层，只作为后期储备资源开采。矿井设计只针对二号、九号煤层。开采上限：二煤层以上无可采煤层。下部边界：九煤层以下无可采煤层。2.1.3井田尺寸井田的东西方向最大长度为4.19km，最小长度为0.90km，平均长度为3.14km。井田南北方向的最大长度为4.70km，最小长度为0.72 km，平均长度为4.50km。煤层的倾角最大为22，最小为9，平均为14。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，m2；H井田的平均水平宽度，m；L井田的平均走向长度，m。井田的水平面积为：S=3.144.50 =14.15 (km2)井田赋存状况示意图如图2.1。图2.1 井田赋存状况示意图2.2 矿井工业储量2.2.1储量计算基础本次储量计算是按照煤、泥炭地质勘查规范DZ/0215-2002要求的工业指标进行资源储量计算。1、最低可采厚度为0.60 m。2、最高可采灰分不大于40%。3、最低发热量不低于17.0 mJ/kg。4、最高硫分不大于3%。5、煤层容重：二号和九号煤层容重为1.4 t/m3。2.2.2井田地质勘探井田钻孔分布均匀，地质勘探类型为精查，整个井田为详细勘探区。井田内断层南部以及断层北部东大半部分属111b-1级储量，断层附近及露头附近属122b级储量，其它区域为111b-2级储量。高级储量占94.15%，符合煤炭工业设计规范要求。2号煤层平均可采厚度为4.0m，9号煤层平均可采厚度为3.0 m。2.2.3工业储量计算矿井主采煤层为2号和9号煤层，采用地质块段法来划分储量块。根据地质勘探情况，将矿体划分为6个块段，在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量即为各块段储量之和。块段划分如图2.2。各块储量计算见表2.1。表2.1（a） 井田2号煤层块段储量计算表块段标号倾角()平均厚度(m)容重(t/m3)面积(m2)储量(Mt)K111.24.01.44222302.2324.2841K212.24.01.42678282.4715.6112K312.94.01.41911822.0410.9856K415.14.01.41268112.577.5165K510.24.01.42920748.8616.7676K615.84.01.41684546.839.8293合计总面积15298477.58总储量84.99422号煤层工业储量：Zg2=K1+K2+K3 =84.9942 (Mt)表2.1（b） 井田9号煤层块段储量计算表块段标号倾角()平均厚度(m)容重(t/m3)面积(m2)储量(Mt)K111.23.01.44222302.2318.2131K212.23.01.42678282.4711.7084K312.93.01.41911822.048.2392K415.13.01.41268112.575.6374K510.23.01.42920748.8612.5757K615.83.01.41684546.837.3716合计总面积15298477.58总储量63.72369号煤层工业储量：Zg9=K1+K2+K3 =63.7236 (Mt)工业总储量：Zg= Zg2 + Zg9 =84.9942+63.7236=148.7178(Mt)图2.2 井田块段划分图2.2.4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 地质资源分类表地质资源储量探明的资源储量控制的资源储量推断的资源量经济的基础储量边际经济的基础储量经济的基础储量边际经济的基础储量推断的储量111b2M11121b2M2233360%30%10%则矿井工业资源储量为： Zg=Z60%+Z30%+Z10%0.8=0.98148.7178=145.7473Mt。2.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则1、工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大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。岩层移动角为75，表土层移动角为40；3、维护带宽度：风井场地20 m，其它15 m；4、断层煤柱宽度50 m，井田境界煤柱宽度为20 m；5、工业广场煤柱：根据煤炭工业设计规范第5-22条规定：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1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.82.3.2矿井永久保护煤柱损失量1、井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设20m宽，井田边界周长为：14854.12m，边界保护煤柱面积约为：297082.492 m2，2号和9号煤层总高度为7m，则井田边界保护煤柱损失量为3.7699Mt。2、断层保护煤柱断层煤柱留设50 m宽，断层煤柱面积为：99323.64 m2，且断层仅存在于2号煤层，煤厚为：4m，则断层保护煤柱损失量为：0.7003 Mt。3、工业广场保护煤柱矿井井型设计为1.5Mt/a，因此由表2.3可以确定本设计矿井的工业广场为1.8km2。但是考虑到近些年来建筑技术的提高，建筑物不断向空间发展，所以，工业广场的面积都有缩小的趋势,所以本设计取0.70的系数，则工业广场的面积约为1.2 km2。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300m，结合本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角（表2.3）采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失。表2.3 岩层移动角广场中心深度(m)煤层倾角()煤层厚度(m)冲积层厚度(m)()()()()-160105.0+4.01056747368图2.3 工业广场保护煤柱由此根据上述已知条件，画出如图2.3所示的工业广场保护煤柱的尺寸：由图可得出保护煤柱的尺寸为：S=(上底+下底)高/(2cos10) (2-2)=（861+822）715/(2cos10)=0.610954 (km2)则工业广场的保护煤柱量为：Zi=SMR (2-3)式中：Zi工业广场煤柱量，Mt；M煤层平均厚度，m；S工业广场压煤面，0.611 km2。Zi6109549.01.41=7.7530 (Mt)4、井筒保护煤柱主、副井井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内故井筒保护煤柱损失量为0。风井布置在工业广场中心，煤柱损失为0。表2.4 保护煤柱损失量煤 柱 类 型储量(Mt)井田边界保护煤柱3.7699断层保护煤柱0.7003工业广场保护煤柱7.7530井筒保护煤柱0合 计12.22322.3.3 矿井可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：Zk=(Zg-P)C （2-4）式中：Zk矿井可采储量，Mt；P保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，Mt；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。Zk =(145.7473-14.5747)0.8=104.935(Mt)矿井储量汇总表见表2.5。表2.5 矿井储量汇总表煤层工业储量（Mt）111b/（111b+122b）永久煤柱损失(Mt)设计开采损失（Mt）矿井设计储量（Mt）设计可采储量（Mt）111b-1111b-2122b2、9111.2855.6418.5592.15%12.2233.96181.76135.633 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范相关规定，确定矿井设计年工作日为330 d，工作制度采用“三八制”，每天三班作业，二班生产，一班准备，每班工作8 h。矿井每昼夜净提升时间为16 h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。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。2、开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模；3、国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4、投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力显德汪井田储量丰富，煤层赋存相对稳定，顶底板条件一般，断层褶曲一般，倾角相对小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。确定显德汪矿井设计生产能力为1.5 Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为：T=Zk/(AK) （3-1）式中：T矿井服务年限，a；Zk矿井可采储量，Mt；A设计生产能力，Mt；K矿井储量备用系数，取1.3。则矿井服务年限为：T=104.935/(1.51.3)=53.8(a)符合煤炭工业矿井设计规范要求。第一水平矿井保护煤柱损失见表3.1。第一水平工业储量为102.5578 Mt，所以第一水平服务年限T1为：T1=(103.04-6.98)0.8/(1.31.8)=32.8 (a)符合煤炭工业矿井设计规范要求。表3.1 保护煤柱损失量煤 柱 类 型储量（Mt）井田边界保护煤柱2.0944断层保护煤柱0.7003工业广场保护煤柱4.3072井筒保护煤柱0.0000合 计7.10193.2.4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2煤平均厚度4.0 m，为厚煤层，赋存相对稳定，厚度变化不大。对于第一开采水平来说，可以布置一个大采高工作面保产。井田内9煤平均厚度3.0 m，为较厚煤层，赋存稳定，厚度变化相对不大。开采能力也较大。2、辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，主立井采用箕斗运煤，副立井采用罐笼辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经平巷胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主立井提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用架线电机车运输，运输能力大，调度方便灵活。3、通风安全条件的校核矿井煤尘具有爆炸危险性，瓦斯涌出量小，属低瓦斯矿井。矿井采用中央并列式通风，可以满足通风需要。4、矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范要求。4 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。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，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标1、井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。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；主提升胶带输送机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、辅助提升能力小，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。本矿井煤层倾角变化较大，工业广场附近平均10，为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小；地势平坦，且表土层有流沙层，地质构造和煤层产状均特别复杂，为了兼顾深部和浅部不同产状的煤层只能采用立井开拓。2、主副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。(1) 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。(2) 井田两翼储量基本平衡。(3) 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。(4) 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。(5) 工业广场宜少占耕地，少压煤。(6) 距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井主副井筒布置位置如下：主井井筒中心位置：经距39482179.5 m，纬距3852413.4 m。副井井筒中心位置：经距39482201.2 m，纬距3852341.9 m。3、风井井口位置的选择应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。南北部风井均布置在井田边界中，减少了煤柱损失。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积规定，0.61.1公顷/10万吨，确定地面工业场地的占地面积为1.2 km2，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为400 m，宽为300 m。4.1.3开采水平的确定及采采区划分本矿井有2号和9号两个主采煤层，且开采完2号煤再采9号煤。9号煤距2号煤129m，不宜进行联合布置，故在两个煤层中各设两个开采水平。2号煤层露头标高为120 m，煤层埋藏最深处达-280 m，垂直高度达400 m，根据煤炭工业矿井设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350 m，初定本井田划分两个水平，阶段垂高在200300 m之间变化，具体通过方案比较来确定。2号煤层相对平缓，但是倾角变化不均，倾角为922，平均为14，为缓倾斜煤层。水平由于煤层褶皱比较大，大巷布置困难，因此选择采用采区和带区混合开采准备方式。9号煤层和2号煤层的分布情况类似，故也采用采区和带区混合开采方式。4.1.4主要开拓巷道1、运输大巷的布置由于运输大巷要向南北两方向的开采服务，且煤层的顶底板均为泥岩，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，将水平大巷布置在距煤层底板大约30 m处的细砂岩中。岩层大巷其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓。2、井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置选择在距煤层底板30m的岩层中。煤层底板为坚硬的细砂岩。维护费用较低。4.1.5矿井开拓延伸及深部开拓方案本矿井开拓延伸可考虑以下二种方案：双立井延伸；双暗斜井延伸。双立井延伸：采用双立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延伸时，原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。暗斜井延伸：采用两个暗斜井延伸时，暗斜井立井内铺设胶带输送机，系统较简单且运输能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂，对地质构造和煤层产状的适应能力低。4.1.6开采顺序本井田开采顺序为先开采2号煤层，再开采9号煤层；先开采西部采区，再开采南部采区，再开采北部采区，再开采东部采区，最后开采南部带区。采区内回采顺序：采用后退式，即由采区边界向采区上山推进。4.1.7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：立井到2号煤层-50m，岩石大巷；设一水平和一辅助水平开采。主、副井井筒均为立井到2号煤层。煤层采用一水平和一辅助水平开采。采用中央并列式通风，如图4.1。方案二：立井到2号煤层，岩石大巷；煤层采用两水平开采，采用主副井直接延伸。主、副井井筒均为立井到2号煤层。大巷布置在煤层底板岩层中。煤层采用两水平开采，2号煤层第一水平为-50m，第二水平为-300m，采用主副井直接延伸。采用中央并列式通风，如图4.1。方案三：立井到2号煤层，岩石大巷；煤层采用两水平开采，采用暗斜井延伸。主、副井井筒均为立井开拓到2号煤层。大巷布置在煤层底板岩层中。煤层采用两水平开采，2号煤层第一水平为-50m，第二水平为-300m，采用暗斜井延伸。采用中央并列式通风，如图4.1。方案四：立井到2号煤层，岩石大巷；煤层采用两水平开采，采用立井延伸。主、副井井筒均为立井开拓到2号煤层，大巷布置在煤层底板的岩层中。煤层采用两水平开采，2号煤层第一水平为-50，第二水平为-300m，采用暗立井延伸。采用中央并列式通风，如图4.1。所提四个方案井筒延伸形式、和水平数目以及由此及起的部分基建、生产费用不同。2）粗略比较（1）技术比较以上所提四个方案中，井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度以及一、二水平采区和采区布置总体一致。区别在于南侧的开拓方式不同而引起部分基建、生产经营费用不同，四种开拓方案如图所示。四种方案的主、副井井筒形式均相同，都是采用立井井筒。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。方案一、二中，区别在于一方案中岩石斜巷，其优点也是显而易见的，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。方案二中，后期采用主副井直接延伸，后期基建费用加大，开拓准备时间较长，增加了设备的配备，巷道维护费及煤炭提运费用均会增加。方案三、四中，相对于方案一区别在于延伸方向的不同。方案三中采用暗立井与二水平连接，这样就导致岩石掘进量高，开拓费用增加，开拓准备时间长，煤炭提运费用相应增加，但其优点突出：维修费用低，可以定向取直，有利于辅助运输工具的使用，安全性高，保护煤柱少。对于用水量较大的矿井，立井排水费用明显降低。方案四与方案三相似，区别在于设立暗斜井。（2）经济比较用Excel报表软件编制出方案一、方案二、方案三、方案四的粗略估算费用计算表，分别见表4.1、表4.2、表4.3、表4.4。通过粗略比较经济结果可知，对于方案一和方案二而言，方案一在经济上优势明显，因此选择方案一。同样的道理，在方案三和方案四中选择方案四。各方案费用汇总表见表4.5。图4.1方案一：立井单水平（设辅助水平）图4.1方案二：立井两水平（主副井直接延伸）图4.1方案三：立井两水平（暗立井延深）图4.1方案四：立井两水平（暗斜井延深）表4.1 方案一：立井单水平（设辅助水平）项 目数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用(万元)主井开凿表土段12.00188265.00150.611064.46基岩段17.0091385.00913.85副井开凿表土段12.00230019.00184.021440.94基岩段17.00125692.001256.92石门/大巷岩 巷1305.1041874.005464.975464.97井底车场岩 巷240.0041874.001004.981004.98小 计10571.39生产费用（万元）立井提升系 数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.2010567.300.781.6015825.59排 水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/年基价/元费用/万元140.008760.0053.80.402954.48石门/大巷运输系 数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元第一水平1.2010567.306.530.4033099.30小 计58751.82合计69323.21表4.2 方案二：立井两水平（主副井直接延伸）项 目数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用(万元)主井开凿表土段12.00 188265.00 150.61 2034.18 基岩段42.00 91385.00 913.85 副井开凿表土段12.00 230019.00 184.02 2410.65 基岩段42.00 125692.00 1256.92 一水平石门/大巷岩 巷1305.10 41874.00 5464.97 5464.97 二水平石门/大巷岩 巷205.06 41874.00 1596.04 1596.04 井底车场岩 巷240.00 41874.00 1004.98 1004.98 小 计12510.82 生产费用（万元）立井提升系 数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元1.20 10567.30 0.78 1.60 15825.59 延伸提升1.20 4610.00 1.70 0.42 3948.54 排 水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/年基价/元费用/万元140.00 8760.00 53.8 0.40 2954.48 石门/大巷运输系 数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元第一水平1.20 10567.30 6.53 0.40 33099.30 第二水平1.20 4610.00 1.03 0.40 2268.76 小 计58096.67 合计70607.49 表4.3 方案三：立井两水平（暗立井延深）项 目数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用(万元)主井开凿表土段12.00 188265.00 150.61 1283.79 基岩段42.00 91385.00 1133.17 副井开凿表土段12.00 230019.00 184.02 1742.60 基岩段42.00 125692.00 1558.58 一水平石门/大巷岩 巷1305.10 41874.00 5464.97 5464.97 二水平石门/大巷岩 巷276.06 41874.00 1155.97 1155.97 井底车场岩 巷360.00 41874.00 1507.46 1507.46 小 计12691.76 生产费用（万元）立井提升系 数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.20 10567.30 0.78 1.60 15825.59 第二水平1.20 1635.81 0.30 1.60 942.22 暗立井1.20 2974.19 0.24 1.60 1370.51 排 水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/年基价/元费用/万元140.00 8760.00 53.8 0.40 2954.48 石门/大巷运输系 数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元第一水平1.20 10567.30 6.53 0.40 33099.30 第二水平1.20 1635.81 1.38 0.40 1083.79 小 计57895.89 合计70587.64 表4.4 方案四：立井两水平（暗斜井延深）项 目数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用(万元)主井开凿表土段12.00 188265.00 150.61 1680.64 基岩段17.00 91385.00 913.85 斜井段107.99 57061.00 616.18 副井开凿表土段12.00 230019.00 184.02 2057.11 基岩段17.00 125692.00 1256.92 斜井段107.99 57061.00 616.18 一水平石门/大巷岩 巷1305.10 41874.00 5464.97 5464.97 二水平石门/大巷岩 巷156.06 41874.00 653.48 653.48 井底车场岩 巷360.00 41874.00 1507.46 1507.46 小 计11363.67 生产费用（万元）立井提升系 数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.20 10567.30 0.78 1.60 15825.59 第二水平1.20 1635.81 0.30 1.60 942.22 暗斜井提升1.20 2974.19 1.08 1.60 6166.48 排 水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/年基价/元费用/万元140.00 8760.00 53.8 0.40 2943.36 石门/大巷运输系 数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元第一水平1.20 10567.30 6.53 0.40 33099.30 第二水平1.20 1635.81 0.78 0.40 612.68 小 计59589.62 合计70953.30 表4.5 方案汇总方案方案一方案二方案三方案四名称立井单水平（设辅助水平）立井两水平（主副井直接延伸）立井两水平（暗立井延深）立井两水平（暗斜井延深基建费用/万元10571.39 12510.82 12691.76 11363.67 生产费用/万元58751.82 58096.67 57895.89 59589.62 合计/万元69323.21 70607.49 70587.64 70953.30 百分比100.00 101.85 100.00 100.52 3）详细比较（1）技术比较方案二和方案三其共同点在于两方案初期工程量相同，区别在于方案二直接延伸，但方案三立井延伸的工程量比方案二大，大巷掘进量也较大，故需做详细经济比较。（2）经济比较用Excel报表软件编制出方案二和方案四的初期基建费用、后期基建费用和生产经营费用表，见表4.6、表4.7。表4.6 方案二：立井两水平（主副井直接延伸）项 目数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用(万元)主井开凿表土段8.00 188265.00 150.61 790.31 基岩段70.00 91385.00 639.70 副井开凿表土段8.00 230019.00 184.02 1063.86 基岩段70.00 125692.00 879.84 一水平石门/大巷岩 巷1305.10 41874.00 5464.97 5464.97 井底车场岩 巷120.00 41874.00 502.49 502.49 小 计7821.63 后期基建费用(万元)主井开凿基岩段30.00 91385.00 274.16 274.16 副井开凿基岩段30.00 125692.00 377.08 377.08 二水平石门/大巷岩 巷381.15 41874.00 1596.04 1596.04 井底车场岩 巷120.00 41874.00 502.49 502.49 小 计2749.76 生产费用（万元）立井提升系 数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.20 10567.30 0.78 1.60 15825.59 第二水平1.20 4610.00 0.30 1.60 2655.36 排 水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/年基价/元费用/万元140.00 8760.00 60.23 0.40 2954.48 石门/大巷运输系 数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元第一水平1.20 10567.30 6.53 0.40 33099.30 第二水平1.20 4610.00 1.91 0.40 4217.09 石门/大巷维护系 数大巷长度/m服务年限/年基价/元费用/万元第一水平1.20 1305.10 41.93 26.80 176.00 第二水平1.20 381.15 18.29 26.80 22.42 小 计58950.24 合计69521.63 表4.7 方案四：立井两水平（暗斜井延深）项 目数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用(万元)主井开凿表土段8.00 188265.00 150.61 790.31 基岩段70.00 91385.00 639.70 副井开凿表土段8.00 230019.00 184.02 1063.86 基岩段70.00 125692.00 879.84 一水平石门/大巷岩 巷1305.10 41874.00 5464.97 5464.97 井底车场岩 巷120.00 41874.00 502.49 502.49 小 计7821.63 后期基建费用(万元)主井开凿基岩段54.00 91385.00 493.48 493.48 副井开凿基岩段54.00 125692.00 678.74 678.74 二水平石门/大巷岩 巷276.06 41874.00 1155.97 1155.97 井底车场岩 巷240.00 41874.00 1004.98 1004.98 小 计4870.13 生产费用（万元）立井提升系 数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.20 10567.30 0.78 1.60 15825.59 第二水平1.20 1635.81 0.30 1.60 942.22 排 水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/年基价/元费用/万元140.00 8760.00 60.23 0.40 2954.48 石门/大巷运输系 数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元第一水平1.20 10567.30 6.53 0.40 33099.30 第二水平1.20 1635.81 1.38 0.40 1083.79 石门/大巷维护系 数大巷长度/m服务年限/年基价/元费用/万元第一水平1.20 1305.10 41.93 26.80 176.00 第二水平1.20 276.06 6.49 26.80 5.76 小 计58091.59 合计70783.34 方案二和方案四的费用汇总表见表4.8。由表4.8可知，由对比结果可知，方案一和方案四的总费用近似相同，但若采用暗立井延伸，矿井后期开拓将变得复杂，开拓准备时间较长，不利于矿井的持续投产。而且材料、设备下运及煤炭提运费用相应增加。综合以上技术经济比较，确定矿井开拓方式为：立井一水平和一辅助水平开采。采用暗斜井延伸，生产与施工的相互干扰小；暗斜井的位置，方向，倾角，提升方式的选择均可不受原有井筒的限制，可按有利于下部开采水平进行布置；原有井筒的提升能力不降低，设备可以继续使用，暗斜井可按需要选用合适的设备，当采用胶带输送机时，还可简化转载系统，有利于深部水平开采表4.8 方案汇总方案方案二方案四名称立井两水平（主副井直接延伸）立井两水平（暗立井延深）项目费用/万元百分比/%费用/万元百分比/%初期基建费用7821.63100.007821.63100.00后期基建费用2749.76100.004870.13177.11生产费用58950.24100.0058091.5998.54总费用69521.63100.0070783.34101.814.2 矿井基本巷道4.2 矿井基本巷道4.2.1井筒由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，在井田边界设置风井。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、副立井及南、北风井均采用圆形断面。（1）主立井主井井筒净直径7.6m，井口绝对标高为+120.0m，井底水平标高为-50.0m，井筒总深度为170m。井筒内布置一对16t多绳箕斗，用于煤炭提升。井筒装备采用方管罐道和罐道梁，用牛腿托架固定在井壁上。主井井筒断面如图4.2，主要参数见表4.9。（2）副立井副井井筒净直径7.5m，井口绝对标高为+120.0m，井底水平标高为-50.0m，井筒总深度为170.0m。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。供提升矸石及上下人员、设备、材料之用。本井筒为矿井的进风井，并兼作矿井的一个安全出口。井筒装备采用方钢管罐道，设有玻璃钢梯子间。井筒内还敷设排水管4趟，压风管、洒水管各一趟，动力电缆架和通讯信号电缆架各2趟。井筒装备采用方管罐道和罐道梁，用牛腿托架固定在井壁上。副井井筒断面如图4.3，主要参数见表4.10。（3）风井风井井筒净直径7.5m，井口绝对标高为+120.0m，井底水平标高为-50.0m，井筒总深度为170.0m。风井井筒断面如图4.4，主要参数见表4.11。图4.2 主井井筒断面图表4.9 主井井筒断面主要参数井型1.5Mt表土段毛断面积50.24 m2井筒直径7.6m提升容器一对16t箕斗井深905.0m井筒支护钢筋混凝土井壁净断面积45.34m2冻结段井壁厚1100 mm基岩段毛断面积75.39m2基岩段200mm图4.3 副井井筒断面图表4.10 副井井筒断面主要参数井型1.5Mt表土段毛断面积48.99 m2井筒直径7.5m提升容器一对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井深925.0m井筒支护钢筋混凝土井壁净断面积44.16m2冻结段井壁厚1100 mm基岩段毛断面积73.86m2基岩段200mm图4.4 风井井筒断面图表4.11 风井井筒断面主要参数井型1.5 Mt井筒支护钢筋混凝土井壁井筒直径7.5 m井深863 m（西），898 m(东)冻结段井壁厚1100 mm净断面积44.16 m2基岩段毛断面积73.86 m2基岩段200 mm表土段毛断面积48.99 m24.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由胶带机运输至井底煤仓，再由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在车场由蓄电池电机车牵引至工作面。（1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井只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、供电和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，经技术经济比较确定，并符合下列规定：大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。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，井下矸石、大巷材料及设备辅助运输采用蓄电池电机车牵引固定式矿车，工作面斜巷采用无极绳绞车牵引。井底车场布如图4.5。图4.5 井底车场平面图1-主井 2-副井 3-轨道大巷 4-胶带机大巷 5-井底煤仓 6-中央变电所 7-水仓 8-爆破材料库 9-等候硐室 10-胶带机机头硐室 11-医疗室 12-水泵房（2）运输牵引方式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MG1.9-9B型1.5吨固定厢式矿车运输，其尺寸为240010501150。电机车选用XK8-9/120-1A防爆特殊型蓄电池电机车，其尺寸为450010601600，设计每列车由15辆1.5t矿车组成。（3）调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。（4）硐室主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷及清理井底撒煤硐室等组成，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。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为4545 t，所以需要煤仓容量为681 t，设置一个直径为6 m，高20 m的圆筒煤仓，总容量约700 t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。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。水仓的主仓和副仓之间距离为20m。矿井正常涌水量为267m3/h，最大涌水量为387m3/h，所需水仓的容量为：Q0=3878=3096(m3)根据水仓的布置要求，水仓的容量为: （4-1）式中:Q水仓容量，m3；S水仓有效断面积，8.15m2；L水仓长度，410m；则 Q=8.15410=3341.5m3由上面计算得知：QQ0，故设计的水仓容量满足要求。其它硐室医疗硐室、机修硐室、井下材料库、火药库、换矸硐室、乘人车场等。4.2.3主要开拓巷道（1）轨道大巷此巷为一条半圆拱双轨运输大巷，并作进风巷使用，设人行道。 （4-1）式中：B1轨道大巷宽度，mm；a人行道宽度，取1300mm；b车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取950mm，采区巷道一般取300500mm；d1、d2蓄电池电机车的宽度，d1d21050mm；c电机车的间距，250 m。B1=1300+950+1050+1050+2504600mm轨道大巷的断面和特征表如图4.6。（2）胶带机大巷此巷内有钢丝绳芯胶带机运输煤炭，设有1200mm宽胶带输送机，一侧设有1200mm宽专用人行道。 （4-2）式中：B2运输大巷宽度，mm；a人行道宽度，取1200mm；b输送机边缘至巷道壁的最小距离，取1570mm;d胶带机宽度，d11200+430 mm；B212001200430+15704400 mm胶带机运输大巷的断面和特征表如图4.7。 （3）回风大巷为满足通风需要，回风大巷内不设轨道和胶带运输机，回风大巷的断面和特征表如图4.8。图4.6 轨道大巷断面和特征表图4.7 胶带机运输大巷断面和特征表图4.8 回风大巷断面和特征表4.2.4巷道支护根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷和辅助运输大巷都布置在岩层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用架线式电机车牵引1.5吨固定厢式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运输大巷）均采取锚喷，采用锚喷支护，能够提高巷道围岩强度，防止围岩强度恶化，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前苏联经验表明，由锚杆和喷射混凝土组成的巷道，可使每米巷道的刚才消耗量降低40100 kg，劳动力消耗比拱形支架减少60%，缩小巷道断面，从而加快巷道掘进速度。5 准备方式采区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1采区位置设计首采采区位于井田西翼。5.1.2采区煤层特征采区所采煤层为2号煤层，煤层结构简单，赋存稳定，其煤层特征：各煤层均为高变质煤，为黑色灰黑色，受构造破坏，裂隙十分发育，煤体结构多为碎裂结构和碎粒结构，硬度较小，机械强度低。燃烧时难燃、无烟，无火焰或火焰短，不熔不膨胀。视相对密度无岩浆岩区1.401.50，岩浆岩区1.60。煤岩成分由镜煤，亮煤、暗煤和丝炭组成。太原组各煤层以半亮型为主，山西组2#煤层则以半亮型和半暗型为主，含有较少量的暗淡型煤。直接顶板按岩性及稳定性分为二类：一类为粉砂岩或砂质泥岩组成的顶板，其中以粉砂岩为主。主要分布在井田西部，约占井田面积的二分之一。厚度一般2.04.0m，具水平层理，强度中等，节理及顺层滑动构造发育，岩层破碎且整体性较差，单向抗压强度67.8MPa。据生产实践，直接顶板初次跨落步距810m，稳定性差，管理困难，属不稳定型顶板（I类）。第二类为灰白色、中厚层状细粒、中粒砂岩构成的顶板，同时也是老顶，厚0.7319.27m，一般310m。具不规则波状层理及斜层理。硬度中等，节理发育稀疏。主要分布在井田东部，呈南北向展布。据采煤实践证明，该类顶板较易管理，属中等稳定型顶板（II类）。直接底板为粉砂岩或砂质泥岩，其中以砂质泥岩为主，一般厚1.43.7m。层理不发育，常与其下的薄煤层组成复合底板，节理及层滑面发育，质软破碎，遇水膨胀较严重，支撑力弱。工作面来压期间，支架或支柱有钻底现象。为不易自燃煤层。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况直接顶板按岩性及稳定性分为二类：一类为粉砂岩或砂质泥岩组成的顶板，其中以粉砂岩为主。主要分布在井田西部，约占井田面积的二分之一。厚度一般2.04.0m，具水平层理，强度中等，节理及顺层滑动构造发育，岩层破碎且整体性较差，单向抗压强度67.8MPa。据生产实践，直接顶板初次跨落步距810m，稳定性差，管理困难，属不稳定型顶板（I类）。第二类为灰白色、中厚层状细粒、中粒砂岩构成的顶板，同时也是老顶，厚0.7319.27m，一般310m。具不规则波状层理及斜层理。硬度中等，节理发育稀疏。主要分布在井田东部，呈南北向展布。据采煤实践证明，该类顶板较易管理，属中等稳定型顶板（II类）。直接底板为粉砂岩或砂质泥岩，其中以砂质泥岩为主，一般厚1.43.7m。层理不发育，常与其下的薄煤层组成复合底板，节理及层滑面发育，质软破碎，遇水膨胀较严重，支撑力弱。工作面来压期间，支架或支柱有钻底现象。5.1.4水文地质地质报告提供采区内正常涌水量为140m3/h，最大涌水量为200m3/h，涌水量较小。5.1.5地质构造该采区构造简单，无大的构造，煤层走向起伏不明显，倾角14左右，无明显的变缓、变陡趋势。5.1.6地表情况本采区地表以农田、小水沟为主，没有大的建筑物或大的地表水系及水体。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区位置及范围首采采区2101采区位于井田西翼，西边和南边以井田边界保护煤柱为界，东以工业广场保护煤柱和人为划定的边界为界，北以大巷保护煤柱为界。该采区南北走向平均长约3110 m，东西倾向平均长约1290 m。5.2.2采煤方法及工作面长度的确定首采采区煤层平均厚度为4.0 m，倾角14，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采一次采全高采煤法。首采区段宽210 m，长1850 m。根据规范规定：综采面长度一般不小于150 m。但结合本矿井的实际情况，采区工作面的长度为165 m即可以满足产量的要求，确定采区工作面的长度平均为210 m。因此采区一共划分为4个区段。5.2.3确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式1、尺寸区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，由此确定区段运输平巷尺寸（宽高）为4600 mm3800 mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为5000 mm4100 mm，均采用留5 m小煤柱沿空掘巷。2、支护方式采用锚网支护，锚索补强，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。3、掘进通风采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。为了防止回风短路，在两区段巷道设置风门，具体位置见采区巷道布置图。5.2.4煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、区段之间保护煤柱。井田一水平内布置三个采区，采区两边各留设20m采区边界煤柱。水平运输大巷和轨道大巷布置在岩层中，水平间距30 m，外侧各留设30 m保护煤柱。采区轨道上山和运输上山布置在岩层中，水平间距30 m，外侧各留设30 m保护煤柱。采区内地质构造情况简单，无大断层、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造。各区段巷道采用留小煤柱沿空掘巷的方法，在沿空掘进区段回风小平巷时，留5.0 m宽的小煤柱，以利于巷道回风和支护。5.2.5采区巷道的联络方式由于矿井采用中央并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，轨道大巷承担进风和辅助运输，运输大巷承担回风和运煤，通过采区下部车场和运输上山和轨道上山相连接。在采区内部，各个区段共用一个采区煤仓，具体布置见采区巷道布置图。5.2.6采区接替顺序采区呈两翼布置，因此可以在开采区段一翼的同时准备另一翼。采区内工作面的布置如图5.1，接替顺序见表5.1。图5.1 工作面接替顺序表5.1 工作面接替顺序工 作 面21012102210321042105210621072108接替顺序123456785.2.7采区生产系统采区内的开采采用后退式开采（面向运输轨道上山），通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有风流系统简单，漏风小的优点。1、运煤系统工作面区段运输平巷采区运输上山采区煤仓运输大巷井底煤仓主井地面。2、运料系统地面副立井井底车场轨道大巷采区下部车场采区轨道上山采区上部车场区段轨道平巷工作面。3、通风系统地面副井轨道大巷采区下部车场采区轨道上山采区中部车场区段运输平巷工作面区段轨道平巷采区运输上山采区下部车场运输大巷回风石门中央风井。4、排矸系统与运料系统路线相反。5、供电系统地面变电站副井中央变电所运输大巷采区运输上山区段运输平巷工作面。6、排水系统工作面区段运输平巷采区轨道上山轨道大巷井底车场副井地面。5.2.8采区内巷道掘进方法采区内所有工作面平巷均沿底板掘进，采用综合机械化掘进，选用EL90型掘进机、ES650型转载机、SSJ650/222（SJ44型）可伸缩带式输送机、STD800/40型（SD40P型）带式输送机、JD114调度绞车、JBT522局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。巷道的拐弯半径必须与所选机型能达到的拐弯半径相吻合，因为可伸缩带式输送机的最小铺设长度为80 m，所以，在初始掘进的80 m巷道中，机后的物料运输不能采用可伸缩带式输送机只能采用矿车。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：用局部通风机。用压入式通风方式。5.2.9采区生产能力及采出率（1）采区生产能力本矿井设计生产能力为1.5Mt/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230m，煤层厚度4.0m，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4.0m，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，4.0m；煤层容重，1.4t/m3；L工作面长度，210m；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： 采区生产能力计算采区生产能力按下式计算： （5-2）式中：A采区生产能力，Mt/a；K1工作面不均衡系数，采区内同采的只有一个工作面，因此取1；K2采区内掘进出煤系数，取1.1；A0工作面日生产能力，1.73Mt/a。把数据带入公式5-2得：矿井设计井型为1.5 Mt/a，首采采区生产能力为1.90 Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。（2）采区采出率采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，因此采区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。采区实际采出煤量与采区工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：采区采出率=采区实际采出煤量/采区工业储量100%西一采区工业储量为：24.28Mt西一采区实际采出煤量为21.93Mt：则：采区采出率=21.93/24.28100%=90.43%根据煤炭工业设计规范规定：采区采出率：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采区车场设计选型5.3.1确定采区车场形式采区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三类。因为煤层倾角比较小，采用甩车场绕道比较长，今因绞车房位置选择受到限制，故采用顺向平车场，具体如图5-2。采区中部车场基本形式有：甩车场、吊桥式车场和甩车道吊桥式车场三类。当上山倾角小于和等于20时，应采用甩车场，具体如图5.2。这种车场提甩车时间短，操作劳动强度小，矿车能自溜，提升能力大；甩车道处易磨钢丝绳。如图5.3。图5.2 采区上部车场1-绞车房；2-绕道；3-轨道上山；4-运输上山；5-区段回风平巷图5.3 采区中部车场1-风门；2-绕道；3-运输上山；4-轨道上山；5-区段运输平巷；6-下区段回风平巷采区下部车场通常设有装车站、绕道、辅助提升车场和煤仓等。根据装车站位置不同，下部车场可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式三种形式。当上山倾角小于12，上山通常提前下扎，并在大巷底板变平，底板围岩条件较好，可以设置大巷装车底板绕道式下部车场。如图5.4。图5.4 采区下部车场1-采区煤仓；2-运输大巷；3-轨道大巷；4-绕道；5-人行道；6-轨道上山；7-运输上山5.3.2采区主要硐室布置（1）采区煤仓根据采矿工程设计手册关于采区煤仓容量的计算，煤仓容量为输送机0.5 h的运量。本带区分带运输斜巷和胶带机运输大巷有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土砌碹支护，壁厚300mm，其容量为： （5-3）式中：Q煤仓容量，t；Q0防空仓漏风留煤量，取10 t；L割煤机半小时运行距离，120 m；M煤层厚度，4.0 m；B进刀深度，0.8 m；煤的容重，1.4 t/m3；C0工作面的采出率，0.93。Q=10+1204.00.81.40.93=509.97t煤仓的断面半径：所以采区煤仓断面直径取5 m，煤仓高度20 m，容量538.00 t。（2）绞车房绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.02.5 m，本矿取2.5 m；二是通风巷道，宽度一般为1.22.5 m，本矿取2.0 m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为34.5 m，本矿取4 m。（3）采区变电所井底中央变电所至首采采区的供电系统电路压降不大，故首采采区不布置带区变电所。6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采区煤层特征及地质条件根据矿井地质勘探资料，本采区内煤层为黑色，半亮型，以块状煤为主，多由镜煤与暗煤相间。煤层底板标高为120-360 m，主采煤层为2煤和9煤，2煤平均厚度为4 m，9煤平均厚度为3m。煤层倾角为922，平均为14。采区内煤层赋存稳定，煤层结构简单。本采区可采煤层的特征见表6.。表6.1 可采煤层特征表特征名称数量单位煤层名称29煤层厚度43m稳定性稳定稳定硬度f=2.03.0f=2.03.0平均倾角1414煤层牌号QMQM直接顶岩性砂泥岩泥岩厚度m老顶岩性中细砂岩中细砂岩厚度2.32.2m直接底岩性砂泥岩砂泥岩厚度16.215.3老底岩性中砂岩中细砂岩厚度4.55.2采区相对瓦斯涌出量为3.042m3/t ，绝对瓦斯涌出量为10.56m3/min，该采区属于低瓦斯采区，但煤层有自燃发火倾向，煤尘具有爆炸性。矿井正常涌水量为140m3/h，最大涌水量为200m3/h。6.1.2确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1、分层综采工艺的特点(1) 优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.03.5 m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到9397%以上。(2) 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(1) 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；(2) 缺点：煤损多，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自燃发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大 。3、一次采全高工艺(1) 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；万吨掘进率低；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。(2) 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。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，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4.0 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，回采工作面沿倾向布置，走向推进；工作面长度平均为为230 m，区段长平均为3110 m；煤厚4.0 m。区段运输平巷尺寸（宽高）为4600 mm3800 mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为5000 mm4100 mm，均采用留5 m煤柱沿空掘巷。工作面配套设备见表6.2。表6.2 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1.5Mt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4545.45t/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=4545.45/(1660%)=473.48t/h （6-1）采煤机功率为：N=473.480.5=236.74KW （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6.3：表6.3 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m2.24.5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4mB截深，取0.8m煤的体积质量，1.4t/m3有效截割系数，取0.9Q=60440.81.40.9=967.68t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1000t/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6.4:表6.4 刮板输送机技术特征项 目单 位数 目型 号MXA-300/4.5W制造厂家张家口煤矿机械厂主机质量t550生产能力t/h1000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 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140架，共计143架，采用支架技术特征见表6.5。表6.5(a) 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m2.34.7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6.5(b) 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6.5(c) 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。=4.5+0.2=4.7m最小高度： （6-5）式中：支架最小支护高度，m；hmin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4.5 m；顶板岩石体积质量，取2.7t/m3；煤层倾角，=5；则：P=(48)9.84.52.7cos510-3=0.474MPP=0.474MP0.9880%=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，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6.6。表6.6 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，为两排支设，离工作面煤柱侧1m打30 m一排单体柱，柱距1 m；另一侧距煤柱1m打20 m一排单体柱，柱距800m。分带运输斜巷的超前支护从煤壁线向外30 m超前支护，为一排支设，距转载机外侧500 mm左右（人行道侧），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3 m，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1 m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2台端头支架，机尾采用2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4.0 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6.7。表6.7 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：Q1割4.0 m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4.0 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，4.0 m；M2工作面过渡段采高，取平均值3.5 m；煤的容重，1.4 t/m3；C工作面可采范围内回采率，93。则：Q1=(210-20)0.84.01.40.93=791.616 tQ2= 200.83.51.40.93=72.912 t循环产量：Q=Q1+Q2=791.616+72.912=864.528 t日产量=Q日循环数=864.5286=5187.168 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6.8。表6.8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m2102工作面倾斜长度m14003工作面倾角44采 高m4.05煤的容重t/m31.46循环进尺m0.807循环产量t864.5288日循环数个69日产量t5187.16810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/t2206.2 21011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3.04 m3/t，生产能力为1.5 Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为两进一回，区段运输斜巷布置带式输送机，运煤兼进风，区段轨道斜巷布置轨道，辅助运输兼进风，采空区留巷段用作回风段。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）煤柱尺寸区段斜巷采用沿空留巷方式，掘进时双巷掘进，区段之间无需留设煤柱，采区两侧之间留设20m的采区边界保护煤柱。6.2.2回采巷道参数1）区段斜巷巷道参数区段运输、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）区段轨道斜巷支护方式（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。图6.2 区段轨道斜巷巷道断面支护参数图3）区段运输斜巷支护方式（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。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6.3区段运输斜巷巷道断面支护参数图7 井下运输7.1概述7.1.1井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据见表7.1：表7.1 井下运输设计的原始条件和数据序 号项 目单 位数 量备 注1设计生产能力Mt/a1.5瓦斯涌出量为相对值2工 作 制 度“三八”制3日净提升时间h164年 工 作 日d3305煤层平均厚度m4.06煤层平均倾角147煤 的 容 重t/m31.48瓦 斯 涌 出 量m3/t3.049矿井瓦斯等级低10煤 尘 爆 炸 性有煤尘爆炸危险性7.1.2运输距离和货载量区段斜巷平均运距1400 m，大巷运距1100 m，故从工作面到井底车场的最大运距为2500 m。首采采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7.2。表7.2 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220 7.1.3矿井运输系统1）运输方式运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜近水平煤层，且运输距离较远，故区段斜巷、大巷采用带式输送机运煤，区段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小矿车运输。小矿车选用MG1.9-9B型1.5吨固定厢式矿车，工作面辅助运输采用无极绳绞车牵引1.5t固定厢式矿车、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）运煤系统区段采煤工作面区段运输斜巷区段煤仓运输大巷井底煤仓主井地面掘进工作面区段运输斜巷区段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采区行人运料斜巷采区轨道集中平巷区段轨道斜巷工作面（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采区运输设备选择7.2.1设备选型原则1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出现输送机轨道输送机轨道的情况；4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2采区设备的选型（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）采区运煤设备根据采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7.3，表7.4，表7.5。表7.3 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7.4 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7.5 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）采区辅助运输设备本采区的煤层倾角较小，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7.6 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电动机型号YB280M6功率kW55/75电压V380/660外形尺寸mm348517201672表7.7 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采区运输能力验算（1）运煤能力验算对矿井年产量（AB=150万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）采区辅助运输能力验算采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7.8 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7.9 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矿井提升概述本矿井设计井型为1.5Mt/a，服务年限为53.8a。本矿井采用立井两水平开拓方式，一水平标高为-50m，矿井工作制度为“三八”制，两班采煤一班检修，每天净提升时间为16h，矿井设计年工作日为330天。主井井筒内布置2套16t多绳箕斗，用于煤炭提升，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1.5Mt/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8.1。表8.1 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。表8.2 多绳摩擦式提升机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号JKM-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8.3：表8.3 钢丝绳技术特征表项 目单 位数 目型 号绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳mm35钢丝中 心2.6第一层2.5第二层大2.6小1.9钢丝绳总断面积mm2501.52参考重力N /100m4664钢丝绳公称抗拉强度Nmm-21550钢丝破断拉力总和（不小于）N702000安全系数8.38.2.4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。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，912 m；HZ装载高度，30 m；HX卸载高度，20 m。H=912+30+20=962（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+962/12.4+30=123.1（s）（4）小时提升次数：Ns=3600/TX （8-4）式中：Ns小时提升次数。Ns=3600/123.1=30（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，1.5 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=1.51000001.31.3/（33016）=480.11（t）（6）一次合理提升量：Q=As/（230） （8-6）式中：Q一次合理提升量，t；2两套提升设备。Q=480.11/（230）=8.0（t）表8.4 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/t96212.4123.130480.118.0提升参数见表8.4，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8.5 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8.6 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8.7 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矿井通风系统选择矿井通风系统包括通风方式（即进风井和回风井的布置方式）、通风方法（即矿井通风机的工作方法）以及由若干通风井巷和交汇点构成的通风网络。9.1.1矿井概况显德汪煤矿位于河北省邢台市，交通十分便利。井田走向（东西）长平均约4km，倾向（南北）长平均约5km，井田水平面积为20km2。主采煤层为2号煤、9号煤，平均倾角14，煤层平均总厚为7.0m。井田地质条件简单。本设计矿井井型为1.5 Mt/a，服务年限53.8a，第一水平服务年限32.8a。2号煤层平均厚度4m，煤层平均倾角14，煤的容重为1.4t/m3，9号煤层平均厚度3.6m，煤层平均倾角14，煤的容重为1.34/m3，矸石容重为2.5t/m3。采区相对瓦斯涌出量为3.042m3/t ，绝对瓦斯涌出量为10.56m3/min，该采区属于低瓦斯采区，但煤层有自燃发火倾向，煤尘具有爆炸性。矿井工作制度为“三八制”，提升设备年工作日为330 d，日工作小时数为16h。设计为立井一水平和一辅助水平（-50m和-280m）开拓。首采区内布置一个综采工作面保产，工作面长度210m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置两条平巷。综采工作面生产能力为5187.2t/d，采煤机选用MXA-300/4.5W型采煤机，截深0.8m，每日进6刀，每日推进度为4.8m，采高为2.24.5m。9.1.2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。9.1.3 矿井通风方法选择按通风方法获得的动力来源可将矿井通风系统分为自然通风和机械通风。利用自然因素产生的通风动力使空气在井下巷道流动的通风方法叫做自然通风。利用通风机运转产生的通风动力，致使空气在井下巷道流动的通风方法叫做机械通风，其可分为抽出式、压入式、混合式。其中抽出式和压入式两种通风方法是现今煤矿运用得最普遍的两种通风方法。故现对这两种方法的优缺点及结合本设计矿井的实际条件进行综合比较，选用较优的通风方法。（1）抽出式抽出式通风的优点是：井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少，比较安全；漏风量小，通风管理较简单；与压入式比，不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难。缺点是：当地面有小窑塌陷区井和采区沟通时，抽出式不会将小窑积存的有害气体抽到井下使矿井有效风量减少。（2）压入式压入式通风的优点是：节省风井场地，施工方便，主要通风机台数少，管理方便；开采浅部煤层时采区准备较容易，工程量少，工期短，出煤快；能用一部分回风把小煤窑塌陷区的有害气体压到地面。缺点是：进风线路漏风大，管理困难；风阻大、风量调节困难；由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定的困难；通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止运转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌量增加。另外，由于采空区是通过塌陷向外漏风，自然征兆不易被发现。正因为抽出式有着独自的优点，井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少，比较安全；漏风量小，通风管理较简单；与压入式相比，不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难。本矿井地质构造较简单，为低瓦斯矿井，自然发火危险性较大，走向较长，开采面积较大，为了便于管理，通风安全，减少漏风，因此选用抽出式通风方式。9.1.4 矿井通风方式选择按进风井和回风井的相互位置关系一般可将矿井通风方式分为以下五种：即中央并列式、中央分列式、两翼对角式、分区对角式和混合式通风，各适用条件及优缺点见表9.1。选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。结合本矿的实际条件：若采用中央并列式，工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱小，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道。但随着采区逐步向两翼，通风阻力不断增大，且井田走向最大长度为6.28km，后期通风困难。由于本矿采用采区布置，中央分列式对于中央并列式并无优势，同时由于走向长度过大的原因，此方式并不适合。采用两翼对角式，能够满足矿井通风要求，但要占用很大的保护煤柱，煤柱损失大，且在地表要占用大量耕地。井田地处平原，且埋藏较深，所以不适合用分区对角式。表9.1 通风方式比较分类通风系统图 示使用条件及优缺点中央并列式进、回风井均布置在井田中央的同一个工业场地内。适用于煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重的矿井。优点：初期投资较少，出煤较多。缺点：风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。中央分列式进风井在井田中央，回风井在井田上部边界的中部。适用于煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重的矿井。优点：通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口且工业广场没有主要通风机的噪音响。缺点：风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。两翼对角式进风井位于井田的中央，回风井设在井田两翼的上部边界，成对角布置。适用于煤层走向较大（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。优点：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。缺点：建井期限略长有时初期投资稍大。分区对角式进风井位于井田中央，回风井设在各采区。适用于煤层距地浅或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道的矿井。优点：通风路线短，阻力小。缺点：井筒数目多、基建费用多。本矿虽属于低瓦斯矿井，但煤层煤尘具有爆炸性，有自然发火危险，且矿井走向长度较长，井田面积大，产量大，为实现前期尽快采煤和保证安全起见及解决后期通风困难问题，根据以上分析，确定技术可行的方案为：前期为中央并列式通风，后期为对角式通风。风井具体位置见开拓平面图。（1）采区通风总要求：能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；漏风少；风流的稳定性高；有利于排放沼气，防止煤尘自燃和防尘；有较好的气候条件；安全经济合理技术。（2）采区通风的基本要求：回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；回采工作面的风速不得低于1 m/s；工作面回风流中沼气浓度不得超过1；必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；机电硐室必须在进度风流中；采空区必须要及时封闭；要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。9.1.5 采区通风系统的基本要求（1）采区通风总要求：能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；漏风少；风流的稳定性高；有利于排放沼气，防止煤尘自燃和防尘；有较好的气候条件；安全经济合理技术。（2）采区通风的基本要求：每个采区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；煤层倾角大于12时，不能采用下行风；回采工作面的风速不得低于1 m/s；工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1%；必须保证通风设施(风门、风桥、风筒）规格质量要求；要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；机电硐室必须在进度风流中；采空区必须要及时封闭；要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。9.1.6 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。本矿井采用采区式布置，工作面缓倾斜，通过对上行风和下行风的比较，确定工作面通风为上行通风方式。9.1.7 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）：（1）“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。（2）“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。（3）“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。（4）“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。（5）“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。“U”型通风系统布置方便，通风简单，工作面可采用后退式回采。上、下顺槽在煤体中维护，漏风量小，风流流动为上行方向，上、下顺槽布置于煤体中，漏风量小；瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快降低工作面瓦斯浓度。开掘井巷费用低，同时结合煤层的储存形式，本设计在回采工作面应用“U”型通风系统。9.2 采区及全矿所需风量9.2.1 采煤工作面实际需要风量每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯(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。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i个回采工作面实际需风量，m3/min；qgai该采煤工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；Kai第i个回采工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，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的条件下，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值。通风机采工作面可取Kai=1.21.6，结合本矿实际，取Kai1.5。大采高工作面日产量为5187.2 t，则瓦斯绝对涌出量qgai：qgai=5749.630.77/(6024)=3.07 (m3/min)工作面需风量Qa大：Qa大=100qgaiKai =1003.071.5=460.5 (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，温度和风速应符合下列要求，见表9.2。表9.2采煤工作面空气温度与风速对应表工作面温度()1515181820202323262628工作面风速(m/s)0.30.50.50.80.81.01.01.51.52.02.02.5按下式计算：Qa大=60VaiSai （9-2）式中：Vai回采工作面风速，因工作面温度为2426C，取Vai=1.6 m/s；Sai第i个回采工作面平均断面积，对于大采高工作面Sai=21.04 m2故工作面风量Qa大：Qa大=601.621.04 =2146 (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每人每分钟供给的规定风量，m3/min；Nai第i个工作面同时工作的最多人数，取55人。故大采高工作面风量Qa大：Qa大=455 =220 (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=2146 (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0.25 m/s，最高风速为4 m/s的要求进行验算。每个回采面：Qmin0.2560Sai （9-4）Qmax460Sai （9-5）式中：Sai第i个工作面的平均断面积，m2。对于大采高工作面：Sa大=21.04m2315.6 (m3/min)Qa大5049.6 (m3/min)由风速验算可知，Qa大 =2146 m3/min符合风速要求。9.2.2 备用面需风量的计算无备用工作面。9.2.3 掘进工作面需风量每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。各掘进工作面所需风量计算如下：1、按瓦斯涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1的要求计算。即：Qai=100QgaiKai （9-6）式中：Qai第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；Qgai该掘进工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；Kai第i个回采工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取Kai1.5。掘进工作面日产量为543.16 t；则瓦斯绝对涌出量：Qgai=530.090.77/(6024)=0.28 (m3/min)工作面需风量：Qa掘=100qaiKai =1000.281.5 =42 (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 （9-7）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70人。故连采机掘进工作面风量：Qa掘=470 =280 (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=280 (m3/min)9.2.4硐室需风量1、井下火药库煤矿安全规程规定，大型爆破材料库风量不得小于100 m3/min，中小型不得小于60 m3/min，本设计中取100 m3/min。2、绞车房井下绞车房一般单独供风，从一些设计单位及部分生产矿井分配情况来统计，绞车房的一般供风量为6080 m3/min，取80 m3/min为佳。因此，本设计中取80 m3/min。3、机电硐室按煤炭安全规程要求，一般为80 m3/min。综上硐室总风量为100+80+80=260 m3/min。9.2.5其它巷道所需风量其它巷道所需风量由下式计算：Qd600.25S4 （9-8）式中：S其它巷道平均断面面积，取S=12.8 m2；Qd=600.2512.84 =768 (m3/min)9.2.6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： （9-9）式中：Q矿井总风量，m3/min；K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K=1.21.25，因矿井通风距离长，取K=1.25；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；Q=1.25(2146+0+2802+260+768)=4608 (m3/min)9.2.7风量分配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，上下平巷的风量乘以1.2。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。1、大采高工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，工作面进风侧平巷风量为： Q进=2575 m3/min2、煤巷掘进面： Q煤掘=336 m3/min3、大巷掘进面： Q掘=336 m3/min4、机电硐室： Q机电=96 m3/min5、绞车房： Q绞车=96 m3/min6、火药库： Q火=120 m3/min7、其它巷道： Q其它=922 m3/min表9.3风量分配表用风地点分配风量m3/min采煤工作面2575掘进工作面煤巷336岩巷336火药库120绞车房96机电硐室96其它巷道922具体风量分配见表9.3，经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。通风容易和困难时期矿井总需风量一样。井巷风速验算结果见表9.4。9.3矿井通风总阻力计算9.3.1矿井通风总阻力计算原则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(包括扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算；3、矿井通风网路中有很多的并联系统，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
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