矿井通风 毕业论文.doc

摘 要黄岩汇井田属山西省沁水煤田平昔矿区李家沟精查勘探区的一部分，位于沁水煤田东部边缘 15号煤层，井田面积16.0km2。井田保有资源/储量124.831Mt，煤层平均厚度6.00m，倾角一般710，结构较简单，顶底板岩性一般，地质及水文地质条件构造中等，属不易自燃煤层，矿井属高瓦斯矿井。综观全井田开采技术条件比较优越，适合于综合机械化开采和建设大中型矿井。黄岩汇煤矿位于昔阳县县城西南约3.0km处，距207国道3.0km，距阳(泉)涉(县)铁路昔阳煤炭集运站4.6km，距阳泉市约38km。隶属于昔阳县煤炭工业管理局，属国有煤矿。目前采用“一矿两井”的生产模式，生产能力150kt/a。Foreword Huangyan Department of Coal Mine is Ping Xi Qinshui mine Lijiagou precise survey as part of the exploration area is located in the eastern edge of bettween approved 8,9,15 seam mining, Ida area 16.0km2. Ida retain resources / reserves 124.831Mt, including No. 8 coal seam 5.000Mt, 9 coal seam 8.791Mt, 15 coal seams 111.04Mt. Main mining coal seam 15, the average coal seam thickness 6.00m, angle normal 7 10 , the structure is relatively simple, general roof and floor lithology, geological structure and hydrogeological conditions of the middle, is not easy to spontaneous combustion coal, mine is a high-gas coal mine. Reading through the mine field more favorable mining conditions, suitable for medium and large mechanized mining and mine construction. Department of Coal Mine is located in Huangyan County, southwest of Xiyang about 3.0km Department, from the 207 national highway 3.0km, away from the sun (spring) involved (County) Railway Cargo Station Xiyang coal 4.6km, from Yangquan City, about 38km. Under Xiyang County Bureau of Coal Industry, is a state-owned coal mines. Now adopted a two-shaft mine mode of production, production capacity 150kt / a. 前言49目 录摘 要Foreword前言III第一章 井田概况 1第二章 井田开拓 2第一节、 资源/储量 2第二节 矿井设计生产能力及服务年限 4第三节 井田开拓5第四节 井 筒 7第五节 井底车场及硐室 10第三章 大巷运输及设备 13第一节 运输方式的选择 13第四章 采区布置及装备 15第一节 采煤方法 15第二节 采区布置18第三节 巷道掘进 20第五章 通风与安全 21第一节 概 况 21第二节 矿井通风 23结 论 27致 谢 28参 考 文 献 29外文原文 30中文翻译 39专题论文 46矿井通风 46第一章 井田概况一、交通位置黄岩汇井田位于沁水煤田东部边缘，地理座标：东径11338201134156，北纬373346373629，行政区划隶属昔阳县乐平镇管辖。二、地形地貌及水系本区地表水系为松溪河的上游水系，洪水河支流从西向东流经矿区南部外围。巴洲河流经矿区北西部外围。最终汇入松溪河，两条河流一般皆为溪流，受季节性影响甚大，雨季山洪汇集，干旱时流量甚少或近于干涸。三、矿区经济概况昔阳县煤炭资源丰富、勘探程度高，煤质好，开采技术条件优越。虽然昔阳县的煤炭开采历史较长，但大部分煤矿的开采规模较小，煤炭资源尚未得到大规模的开发。目前昔阳县全县共有60多座煤矿在进行生产，全县煤炭总产量约为2.40Mt/a。四、矿井生产建设概况及邻近矿井开采情况1矿井生产建设概况黄岩汇煤矿具有较长的开采历史，始建于1956年，1958年建成投产，即现在的一号井。1978年对一号井进行技术改造工程建设，设计生产能力150kt/a，多年来一号井的实际生产能力一直维持在150kt/a左右，主要开采本井田东部范围内的15号煤层。由于一号井的工业场地、主斜井、回风斜井均布置于井田最东部区域，经多年生产井田范围内东部区域及部分中部区域现已采空，随着井下开采范围进一步西移，井下运输、通风线路的加长，一号井生产中存在着井下运输距离长，生产转载环节多，矿井通风困难等诸多问题，再加主斜井、回风斜井断面较小，严重制约了矿井提升、通风等能力的提高，制约了矿井的进一步发展。鉴于黄岩汇煤矿主要可采煤层15号煤层赋存稳定、储量丰富、开采技术条件较好，适宜建设井型较大的矿井，经有关管理部门批准并经山西省煤炭规划设计院设计，本矿井已在井田中部重新选择了工业场地，进行了二号井的建设工程。根据矿方的统一安排，本矿井的一号井生产系统现已进入报废生产阶段，目前井下正在进行大巷煤柱的回收回采工作。第二章 井田开拓第一节、 资源/储量井田资源/储量(一) 井田保有地质资源/储量计算1资源/储量估算范围根据晋采证煤字1990第37号文，本井田内批准开采的煤层为15号煤层，估算范围以井田边界并结合实际开采情况确定。2资源/储量计算方法本井15号煤层为缓倾斜煤层，倾角一般小于10，煤层赋存较为稳定，从而采用水平地质块段法进行资源/储量计算，即Q=DLS公式计算，式中：Q块段煤炭资源/储量，t；D煤的容重15号煤为1.40t/m3。L块段煤层平均厚度，m；S块段煤层水平投影面积，m2。3资源/储量计算结果经计算，井田内共探明A+B+C+D级煤炭储量136.665Mt，其中采空区储量11.834Mt。截止到2002年底，井田内保有A+B+C+D级煤炭资源/储量124.831Mt，其中号煤层5.00Mt；号煤层8.791Mt；15号煤层111.040Mt。详见表2-1-2。表2-1-2 井田保有资源/储量计算汇总表 单位：10kt煤层资源/储量类别(10kt)A+BA+B+C+D(%)煤 种ABCDA+BA+B+C+D152107.95743.03926.612483.17850.912483.162.9WY合计2107.95743.03926.612483.17850.912483.162.9WY (二) 设计资源/储量计算矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量永久煤柱损失井田内需要留设永久煤柱的有：村庄、铁路、井田境界、断层，井田中部的河流保护煤柱并入开拓巷道及工业场地的开采保护煤柱范围内，在储量计算表中不再出现。地面建(构)筑物的保护煤柱围护带宽度按其保护等级留设；松散层及基岩厚度参照邻近钻孔的资料确定，松散层的移动角取45，基岩移动角走向取73，上山取73，下山取73-0.6。永久煤柱留设参数如下：断层两侧各留设20.0m煤柱，井田境界20.0m煤柱，大巷两侧各留设40.0m煤柱。因本区陷落柱的导水导气等性能地质报告中交待不清，根据阳泉地区的普遍地质特征，本次设计陷落柱暂不考虑留设保安煤柱，建议矿方在实际生产中加强生产地质工作，如需留设煤柱时，矿方应根据实际情况自行留设。经计算，矿井设计资源/储量为106.063Mt，见表2-1-3。表2-1-3 矿井设计资源/储量计算表 单位：10kt煤层编号工业储量永久煤柱损失设计储量井田境界铁路村庄断层小计1512483.0176.5750.9669.4279.91876.710606.3合计12483.0176.5750.9669.4279.91876.710606.3备注：鉴于本井田地质构造比较简单，为了反映全井田的概貌，设计将D级储量也计入工业储量中参与设计储量计算。(三) 矿井设计可采资源/储量计算矿井留设的开采保护煤柱有：矿井工业场地、井筒及开拓大巷保护煤柱，大巷间煤柱及大巷两侧煤柱均按40m宽留设。矿井工业场地及井筒保护煤柱是在其边线外留出保护等级围护带宽度，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度。矿井设计可采资源/储量按下式计算：ZK=(Zs-P)C式中：ZK矿井设计可采资源/储量，kt；Zs矿井设计资源/储量，kt；P开采煤柱损失，kt；C采区回采率，采区回采率取85；15号煤层为厚煤层，采区回采率取75。经计算，矿井设计可采资源/储量为75.365Mt，详见表2-1-4。表2-1-4 矿井设计可采资源/储量计算表 单位：10kt煤层编号设计储量开采煤柱损失开采损失设计可采资源/储量工业场地大巷小计1510606.3721.0276.8997.82072.07536.5合计10606.3721.0276.8997.82072.07536.5第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日为300d，每天三班作业(其中两班生产，一班准备)，每日净提升时间14h。二、矿井设计生产能力的确定根据昔阳县煤炭工业局关于黄岩汇煤矿改扩建的设计委托要求和已有井筒、既有场地的可利用情况，结合矿井煤层赋存条件、开采技术条件、工作面装备水平、煤炭外运条件和市场需求等因素，综合确定矿井改扩建后的设计生产能力为900kt/a，即在现生产能力150kt/a的基础上净增750kt/a，矿井提升、运输和通风等主要生产环节适当预留了一定的余量。其理由如下：1本矿井内煤炭储量丰富，全矿井设计可采储量达75.365Mt，按井型900kt/a考虑，矿井的服务年限达59.81a，完全符合煤炭工业矿井设计规范之规定。2矿井煤层赋存条件和开采技术条件良好，外运渠道畅通，具备建设900kt/a井型的条件。3从矿井主提升角度分析，设计拟新开凿一条净宽4.0m、倾角25、斜长466.14m的斜井井筒(落底于15号煤层)，井筒内装备一条带宽1000mm的大倾角带式输送机，最大提升能力可达1.80Mt/a，能够满足矿井900kt/a井型的煤炭提升要求；从矿井辅助提升角度分析，现混合提升斜井改为矿井改扩建后的副井使用，勿需进行任何改造即可满足设计要求。4从利用现有矿井工业场地的角度分析，现工业场地占地4.02ha，尚可沿巴洲河南岸向西和向河边适当扩展。经地面布置，扩展后的工业场地能够满足矿井900kt/a井型的占地要求。5黄岩汇煤矿改扩建拟以“一矿一井一面”地方高产高效矿井模式建井，拟在井下装备一个普通综采放顶煤工作面。根据15号煤层的赋存条件、开采技术条件和生产经验，普通综采放顶煤工作面单产能力一般在0.801.40Mt/a。若按普通综采放顶煤工作面单产能力考虑，矿井井型宜确定为900kt/a。6矿井主采15号煤层，该煤层是优质的动力及化工用无烟煤。矿井生产的煤炭依托矿井生产多年形成的营销网络及昔阳县煤炭运销公司的销售网络，客户稳定，需求量大，将矿井建成目前昔阳县最大的矿井，不仅能产生较好的经济效益，而且能带动昔阳县经济的发展，其社会效益也将是十分显著的。7考虑到矿井的煤炭运输主要依托昔西县级公路外运，因此矿井改扩建后的井型也不宜太大。8考虑在目前市场经济条件下，矿井产量随煤炭市场供求关系影响上下波动较大的特点，矿井提升、运输和通风等主要生产环节拟适当预留一定的余地，以适应市场经济的需要。综上所述，设计推荐矿井井型900kt/a，提升、运输和通风等主要生产环节适当预留一定余量的井型方案。三、矿井及水平设计服务年限矿井及水平设计服务年限均按下式计算：T=Z/AK式中：T设计服务年限,a；Z设计可采资源/储量，Mt；A设计生产能力，Mt/a；K资源/储量备用系数。考虑到各煤层均为高级资源/储量，故资源/储量备用系数取1.4。则矿井设计服务年限Tkj=75.365/(0.901.4)=59.81(a)矿井15煤层设计服务年限：T15=68.544/(0.901.4)=54.40(a)矿井以+695m一个水平开发全井田，则+695m水平设计服务年限与矿井设计服务年限相同。矿井及水平设计服务年限满足煤炭工业矿井设计规范中生产矿井改扩建的要求。第三节 井田开拓一、井田开拓现状本矿井(二号井)原设计生产能力300kt/a，现实际生产能力150kt/a，开采15号煤层。矿井现采用一对斜井开拓，两个井筒均位于矿井工业场地内。混合提升斜井倾角25，净宽4.00m，净断面9.18m2，三心拱断面，落底于15号煤层中，落底点标高+694.772m，井筒斜长425.0m，井筒内铺设轨型30kg/m、轨距600mm的双轨和行人台阶扶手，采用双钩串车提升担负矿井所有提升任务，兼做进风井的安全出口；回风斜井倾角295212，净宽4.20m，净断面11.18m2，三心拱形断面，落底于15号煤层底板下14.1m的岩层中，落底点标高+675.914m，斜长398.0m，井筒一侧设有行人台阶和扶手，担负矿井回风任务，兼做矿井安全出口。两个井筒通过井底联络斜巷沟通。过+695m水平井底车场、沿15号煤层走向、向正南方向布置有运输和回风两条相互平行的大巷，以一个短壁对拉炮采放顶煤工作面和两个煤巷普掘工作面保证矿井产量和正常生产接替。黄岩汇煤矿经过多年的开采，井田东部15号煤层已由一号井开采殆尽，采空区范围约占井田面积的四分之一。本次矿井改扩建设计范围为井田中部和西部的未采区域，矿井改扩建工程完成后，一号井将彻底关闭。二、井田内地质构造、煤层及水文等条件对开采的影响1本井田地质构造属中等偏简单类，以宽缓的褶曲为主，伴有少量断层和陷落柱，断层落差在4.025m之间，陷落柱面积在750m21000m2左右，对矿井开拓和开采都有一定的影响。在开采断层附近的煤层时，为了避免断层切割回采工作面，造成工作面搬家次数增多，宜平行断层走向布置回采面；在开采有陷落柱存在的煤层时，宜将陷落柱放在相邻两回采面之间。2本井田15号煤层平均厚度6.00m，煤层倾角717左右，一般710，煤层结构较简单，顶底板岩性良好，煤层不易自燃，煤尘无爆炸危险性，属高瓦斯矿井，煤层条件和开采技术条件比较优越，适宜于综采放顶煤开采。3井田15号煤层水文地质条件中等偏简单。开采15号煤层时，矿井水主要来自K2、K3石灰岩含水层，受隐伏断裂和陷落柱的构造影响，含水性、导水性可能会增强，但对矿井的开拓开采影响不会很大，但也不可掉以轻心，在今后的采掘作业中，应做到“有疑必探，先探后采”，防患于未然。本井田奥陶系石灰岩岩溶水位标高在+480m以下，而15号煤层底板标高均在+500m以上，且有本溪组地层相隔，其对煤层开采不会有影响。4井田中部和西部的15号煤层未采区域，受既有井筒及开拓大巷、煤层产状的制约，井下大的开拓格局只宜“L”布置，可调性不大。四、矿井改扩建井田开拓方式(一) 先期开采煤层井田内未采区域的15号煤层赋存稳定、厚度大，全区可采，是矿井的主采煤层，也是本次设计的重点对象。(二) 井田开拓方式在矿井工业场地处及四周0.5km的范围内，主采煤层15号层的埋藏深度为140200m，表土层厚度1530m，井筒所穿越岩层的水文地质条件简单。设计从表土层厚度、井筒垂深、煤层产状以及井筒水文地质条件等方面分析，井田适宜于斜井开拓方式。结合矿井井型、煤层赋存条件、井下开拓布置和回采面装备水平，以及已有井筒和场地的可利用情况等因素，设计考虑了新开凿主斜井开拓方案和利用现回风斜井做主井开拓方案两个开拓方案进行技术经济比较，分述如下：1 方案一：新开凿主斜井开拓方案(详见图2-3-1、2-3-2)初期在矿井工业场地内，布置主斜井、副斜井和回风斜井三个井筒。主斜井为新开凿井筒，位于现混合提升斜井南侧136.68m处的山脚下，井筒净宽4.0m，倾角25，井筒内装备一条带宽1.0m的大倾角带式输送机和一条胶带检修轨道，担负矿井煤炭提升任务，兼做进风井和安全出口；副斜井利用现有的混合提升斜井井筒，井筒断面布置和装备均不变，担负矿井矸石、材料设备和人员等所有辅助提升任务，兼做进风井和安全出口；回风斜井仍使用现有的回风斜井井筒，井筒内无装备，为矿井专用回风井筒，兼做矿井安全出口。全井田以上述三个井筒开拓开采。鉴于井田未采区域南北长4.05.0km，东西宽2.02.5km，同一煤层相对高差230m，在井田北部南岭沟向斜轴部附近15号煤层倾角近20，结合主、副斜井井筒落底点位置，设计以+695m一个开采水平(副斜井落底点标高)、两组相互垂直的开拓大巷开发井田内未采区域的15号煤层。主斜井落底于15号煤层底板下5.0m的岩层中，斜长466.14m；副斜井落底点标高维持现状不变；回风斜井落底于15号煤层(井筒多余长度采用矸石充填密实)。主斜井井筒落底后，在距井筒落底点16.5m处的主斜井井筒内，设置上抬式井底煤仓，主井井底撒煤利用西集中轨道下山巷道本水平清理；改造利用既有的副斜井+695m水平井底车场，为满足液压支架整体运输，车场高低道段适当加宽。过井底煤仓上口，分别向正西和正南方向各布置一组煤层大巷至井田西部和南部边界煤柱线，每组大巷设胶带、轨道和回风三条巷道，均相互平行，南翼轨道大巷和回风大巷利用并延长已有巷道，间距30m，其余大巷均为新规划巷道，间距40m。15号煤层顶、底板岩层均无膨胀现象，岩性良好，设计借鉴矿井既有大巷的布置层位，将胶带和轨道大巷沿15号煤层底板布置，回风大巷沿15号煤层顶板布置。南胶带大巷和西集中胶带下山均通过坡度为16的上仓段斜巷与井底煤仓上口相连；南轨道大巷与副斜井+695m水平井底车场直接相连，西集中轨道下山通过南轨道大巷与副斜井+695m水平井底车场沟通；西集中回风下山和南回风大巷与回风斜井井筒直接相接。井下大巷主运输均采用胶带输送机运输方式。大巷辅助运输，初期采用调度绞车牵引600mm轨距、1.0t系列矿车运输，后期可改用无极绳绞车牵引1.0t系列矿车运输方式。矿井采用中央并列式通风系统，主斜井和副斜井进风，回风斜井回风。矿井通风方式采用机械抽出式。井田15号煤层开拓大巷呈“L”型布置，依此开拓大巷布置方式将井田内15号煤层未采区域划分为二个采区开采。一采区位于井田西半部，采用双翼布置，走向长壁开采；回采工作面连续推进长度22002500m；二采区位于井田东南部，大部采用单翼布置，倾斜长壁回采，回采工作面连续推进长度7001300m。采区接替顺序为一采区二采区。井下开拓格局只宜采用“L”型布置，不宜采用“”字型布置，其原因如下：1现有的井筒落底于15号煤层未采区域的东部边缘，现有的开拓大巷自井筒落底点向正南布置，若采用向正南和正北方向“”字型布置开拓大巷至井田南北边界煤柱线，对于井田南部开拓布局是合理的，对于井田中部和北部则不合理，一是开采时回采巷道无效进尺多；二是断层走向大部分为南北向，断层切割回采工作面，造成回采工作面搬家次数增多；三是井田北部南岭沟向斜轴部附近煤层倾角达19左右，倾斜长壁开采不合理。2若采用向正西方向“”字型布置开拓大巷至井田西部边界煤柱线，对于井筒落底点以西部分的开拓布局是合理的，对于井田东南角和铁路以南部分则不合理，一是开拓巷道无法开采井田东南角的煤层；二是开拓巷道开采铁路以南区域的煤层，铁路煤柱切割回采工作面，造成回采工作面搬家次数增多，回采巷道无效进尺多。综合1、2的分析结果，井田内15号煤层未采区域不宜采用“”字型布置，只宜采用“L”型布置。五、采区划分及开采顺序根据推荐的井田开拓方案，全井田15号煤层未采区域以+695m一个水平开采，依据井底煤仓和开拓大巷的布置，结合综采工作面的年推进度和15号煤层未采区域内永久保安煤柱的留设情况，设计将+695m水平划分为两个采区开采。矿井先期开采位于主斜井井底附近的一采区。采区接替顺序为：一采区二采区。+695m水平采区接续详见表2-3-2。第四节 井 筒一、井筒数目及用途根据推荐的井田开拓方案，矿井移交生产及达产时，共布置主斜井、副斜井和回风斜井三个井筒，均位于矿井工业场地内。各井筒用途分述如下：主斜井(新开凿井筒)：担负矿井煤炭提升任务，兼做进风井和安全出口。下井管线、电缆原则上均沿该井筒敷设。副斜井(利用现混合提升斜井)：担负矿井人员升降、矸石提升、材料设备下放等所有辅助提升任务，是矿井的主要进风井筒，兼做安全出口。回风斜井(利用现回风斜井)：担负矿井回风任务。二、井筒布置及装备井筒特征详见表2-4-1。井筒断面布置详见图2-4-1、2-4-2、2-4-3、2-3-4。(三) 井壁结构矿井改扩建新增加一个主斜井井筒，其余井筒均利用已有。本矿井为生产矿井改扩建，根据既有井筒开凿时的围岩岩性资料和水文地质资料预计，主斜井施工时所穿岩层岩性良好，无流砂层、破碎岩层和强富水性含水层等不良地层，为此，设计确定主斜井表土段及基岩段均采用普通凿井法施工。表土段采用现浇C20混凝土砌碹支护；基岩段原则上采用锚喷支护，个别地段围岩破碎时，可采用锚网喷支护。副斜井利用现混合提升斜井，荒料石砌碹支护。回风斜井利用现回风斜井，荒料石砌碹支护。各井筒井壁结构详见图2-4-1、2-4-2、2-4-3、2-3-4。表2-4-1 井 筒 特 征 表序号井筒特征井 筒 名 称 主斜井副斜井回风斜井1井口座标(m)纬距(X)4165385.0004165518.4694165477.307经距(Y)19735315.00019735285.55419735192.8302井口标高 (m)+877.000+874.385(轨面)+874.1313方位角 (度)5000003103282544464井筒倾角 (度)2500002500002952125落底水平标高(m)+680.000+694.772(轨面)+695.0006井筒斜长(m)466.14241.78359.6807井筒净径或净宽(m)4.004.004.208井筒支护支护形式表土段C20混凝土砌碹荒料石砌碹荒料石砌碹基 岩锚喷荒料石砌碹荒料石砌碹支护厚度(m)表土段400415415基 岩1004154159断面积(m2)断面形状半圆拱三芯拱三芯拱净11.889.4811.18掘进表土段18.80基 岩13.2310井筒装备装备一台带宽1.0m的大倾角带式输送机和一条轨型30kg/m、轨距600mm的胶带检修轨道。井筒设中间行人台阶，扶手与胶带机架固定在一起。下井管线电缆原则上均沿该井筒敷设。井筒内铺设轨型30kg/m、轨距600mm的双轨和行人台阶扶手， 井筒一侧设有行人台阶和扶手11备 注新开凿井筒利用现混合提升斜井利用现回风斜井第五节 井底车场及硐室一、井底车场型式依据井田开拓部署，在副斜井井底设置+695m水平井底车场，车场采用平车场型式。车场巷道利用现有巷道并进行断面刷大，车场内设高、低道线路和进、出车线。二、空重车线长度的确定因矿井主运输采用胶带运输，掘进煤在采区处理，故+695m水平井底车场主要担负材料、设备、矸石及人员的周转及运输任务，运输量不大。井下辅助运输初期采用调度绞车牵引600mm轨距、1.0t系列矿车，后期采用无极绳绞车牵引1.0t系列矿车，故井底车场线路坡度和长度以能满足副斜井提升要求设计，高道线路坡度取11，低道线路坡度取9；高、低道线路按副斜井提升2.5钩串车长度考虑(每钩串车提4辆1.0t固定箱式矿车，长度8.0m)，低道矸石及空车线路长度为20.0m，高道重材料车线长度约21.2m；进、出车线线路为弯道，线路坡度为3下坡，长度按不小于10辆矿车考虑，结合车场与轨道大巷的连接线路布置，取32.0m。车场轨道线路能够满足矿井辅助运输的要求。车场内高、低道线路段为矿车自溜，进、出车线段为调度绞车牵引矿车方式运行。副斜井+695m水平井底车场轨道线路布置详见图2-5-1。三、井底车场硐室名称及位置根据生产需要，在距主斜井井筒落底点16.5m处的井筒内，布置有上抬式井底煤仓及装卸载硐室；在主斜井井底与西集中轨道下山之间的主井井底+680m水平联络巷中，设置有主井井底撒煤沉淀池、中央变电所、主排水泵、管子道、井底水仓等硐室；在副斜井+695m水平井底车场内设有斜井人车场、等候室、把钩房、躲避硐室等硐室。此外，在距副斜井+695m水平井底车场弯道137m处的南轨道大巷的东侧，设有井下爆破材料库；井下消防材料库利用南轨道大巷尽头处的一段巷道，沿巷道一侧布置。1井底煤仓形式、容量及主井井底清理撒煤方式井底煤仓型式选用净径7.5m的园形直立式普通煤仓，煤仓高度25m，有效容量730t，400mm厚C20混凝土砌碹支护。在主斜井井底与西集中轨道下山之间的主井井底+680m水平联络巷中设置有主井井底撒煤沉淀池，井底撒煤利用西集中轨道下山巷道本水平人工清理。2井底水仓布置及容量、水仓清理方式根据采区巷道布置及主排水泵房位置，设计将井底水仓布置在主井井底+680m水平联络巷西侧，水仓入口设在西集中轨道下山北侧、距主井井底+680m水平联络巷与西集中轨道下山交岔点34m处。主、副水仓平行布置，水仓净断面7.43m2，长度230m，有效容积1450m3。井底水仓内铺设轨型15kg/m、轨距600mm的单轨，现浇混凝土整体道床。水仓采用人工清理方式。3井下爆破材料库的形式、容量及通风系统井下爆破材料库的形式采用壁槽式，其容量最大可存放炸药1152kg，雷管12000发，通风采用独立通风，其回风道直接与南回风大巷相连。4井底车场主要巷道和硐室支护方式副斜井井底+695m水平井底车场巷道利用现有车场巷道并进行断面刷大。现有车场巷道位于15号煤层中，位于该车场内的把钩房、躲避硐室布置在煤层中，斜井人车场布置在半煤岩中，其余车场硐室均布置在15号煤层底板或顶板岩层中。依据井底车场巷道和硐室所处的围岩特征，副斜井井底+695m水平井底车场巷道车场巷道断面刷大采用荒料石砌碹支护。其余布置在煤层或半煤岩层中的硐室均采用锚网喷支护，布置在岩层中的倾斜巷道硐室均采用锚喷支护，布置在岩层中的水平巷道硐室均采用混凝土砌碹支护。副斜井井底+695m水平井底车场平面布置详见图2-5-1。井底车场巷道和硐室的支护形式、支护材料、工程量详见表2-5-1。表2-5-1 +695m水平井底车场巷道及硐室工程量表序号巷道名称半煤 岩比倾角(度)支护形式巷道长度断面积(m2)掘进体积(m3)备注净掘进井巷硐室计1副斜井+695水平井底车场巷道(刷大，S原掘=9.45m2)煤荒料石砌碹5314.5215.0720.1321进体积中已扣除原巷道体积2井下爆破材料库及回风道岩混凝土砌碹132013203井下中央变电所及通路岩混凝土砌碹8008004主排水泵房及通路岩混凝土砌碹8008005管子道岩30锚 喷368.038.843183186井底煤仓及装卸载硐室岩混凝土砌碹160016007井底水仓岩混凝土砌碹2307.4310.1231423148斜井人车存车场煤锚网喷2522529把钩房及躲避硐室煤锚网喷353510等候室及通路岩锚 喷50050011沉淀池岩混凝土砌碹252512井下消防材料库煤锚网喷利用南轨道大巷尽头处一段巷道的一侧合 计319308657278813第三章 大巷运输及设备第一节 运输方式的选择一、运输方式的选择(一) 井下煤炭运输方式的选择根据矿井设计规模、主斜井井筒提升方式、井田开拓布置及目前国内井下煤炭运输技术装备发展情况，确定井下煤炭运输采用胶带输送机运输方式。其理由如下：1井下煤炭采用胶带输送机运输，不但可实现自回采工作面至井底煤仓一条龙连续运输，而且运输能力大、增产潜力大、连续运输性强、效率高、易于实现集中自动化管理、维修工作量小、主辅运输互不干扰，对矿井简化生产环节、实现高产高效生产和现代化管理都十分有利。2井下巷道均沿煤层布置，就本矿井设计规模和目前国内井下煤炭运输技术装备而言，只有选择胶带输送机运输。综上所述，井下煤炭运输选用胶带输送机运输方式。(二) 井下辅助运输方式的选择井下巷道均沿煤层布置，巷道坡度09。根据矿井巷道布置情况，结合目前国内井下辅助运输技术装备发展现状和本矿井井下辅助运输量、运距以及矿井改扩建初期投资情况，设计推荐井下辅助运输方式为：初期采用调度绞车牵引1.0t系列矿车运输，后期为了适应井下长距离的辅助运输和巷道起伏不平的特点，可考虑改用无极绳绞车牵引1.0t系列矿车运输方式。二、矿井投产及达产时井下运输系统1运煤系统综采放顶煤工作面(可弯曲刮板输送机)胶带顺槽(可伸缩胶带输送机)西集中胶带下山(强力带式输送机)井底煤仓(给煤机)主斜井(大倾角带式输送机)地面生产系统。2掘进排矸系统西集中下山掘进头矸石(调度绞车牵引矿车)西集中轨道下山(调度绞车牵引矿车)南轨道大巷(调度绞车牵引矿车)+695m水平井底车场(调度绞车牵引矿车)副斜井(提升机牵引矿车)地面排矸系统。3井下材料、设备和人员等辅助运输系统地面材料、设备车副斜井(提升机)+695m水平井底车场(调度绞车)南轨道大巷(调度绞车)西集中轨道下山(调度绞车)顺槽联络巷(调度绞车)轨道顺槽(无极绳连续牵引车)、胶带顺槽(调度绞车)回采工作面。地面下井人员副斜井(斜井人车)+695m水平井底车场(步行)南轨道大巷(步行)西集中轨道下山(步行)顺槽联络巷(步行)轨道顺槽(无极绳连续牵引车或步行)、胶带顺槽(步行)回采工作面。三、初期主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号矿井初期主要开拓巷道为西集中轨道下山、西集中胶带下山、西集中回风下山。西集中轨道下山沿15号煤层底板布置，巷道坡度8左右。巷道断面按通过液压支架设计，同时考虑了综合管线布置和矿井通风要求。巷道内铺设双轨，轨距600mm，轨型30kg/m，钢筋混凝土轨枕，石渣道床。巷道采用半圆拱断面，岩巷段采用锚喷支护，煤层段采用锚网喷支护。净宽4.50m，净高3.75m，净断面13.80m2。西集中胶带下山沿15号煤层底板布置，巷道坡度8左右，上仓段坡度16。巷道断面按铺设一台带宽1.0m的强力带式输送机和一条轨距600mm、轨型15kg/m的胶带检修轨设计。巷道采用半圆拱断面，岩巷段采用锚喷支护，煤层段采用锚网喷支护。净宽4.00m，净高3.40m，净断面11.88m2。西集中回风下山沿15号煤层顶板布置，坡度8左右。巷道断面按矿井通风要求设计，巷道采用半圆拱断面，锚网喷支护，净宽4.50m，净高3.75m，净断面14.70m2。第四章 采区布置及装备第一节 采煤方法一、采煤方法选择1基本条件黄岩汇煤矿批准开采15号煤层，煤层为全区稳定可采煤层。为提高煤炭资源回收率，杜绝煤炭资源浪费现象，本次设计考虑在回采15号煤层之前，建议矿方根据15号煤层回采工作面布置的位置，设计依15号煤层的赋存条件来考虑其采煤方法。井田内15号煤层为全区稳定可采之厚煤层，厚度4.358.30m，平均6.00m，煤层倾角大部为710之间，局部地段达18左右；煤层结构较简单，一般含13层夹矸，夹矸厚度变化较大，一般0.20.3m，煤层顶板多为砂质泥岩或粉砂岩，厚35m，底板多为泥岩或炭质泥岩，属易管理顶底板；15号煤层硬度一般为f=11.5，属小中等硬度煤层。据邻近煤矿对顶板矿压测定，采用长壁全部垮落法管理顶板，回采工作面周期来压步距为20m左右，属易中等冒落顶板。15号煤层煤尘无爆炸危险性，属不易自燃煤层。2采煤方法的选择及其依据根据井田开拓布置及15号煤层的基本条件，设计共提出综采放顶煤采煤法和综采一次采全高两种采煤方法进行比较，经比较设计推荐长壁普通综采放顶煤采煤法，其理由如下：(1) 回采工作面生产能力大。由于采用的是采放结合的生产工艺，比普通综采多1个出煤点，故容易实现高产高效生产。(2) 综采设备投资省。一次采全高采用大采高综采支架，相对综采放顶煤支架吨位重，以本矿井首采面采高计算，选用一次采全高支架重量为18.0t，而放顶煤支架仅15.66t，按目前市场最低价11000元/t估算，仅支架投资就比综采放顶煤支架高283.14万元，而且采煤机价格也相对较高。(3) 易管理。由于综采放顶煤采用采放结合工艺，其机采高度为22.5m，支架重心低，支架稳定性好，不易出现倒架、支架歪斜等现象，因而较易管理。(4) 维修、运输较为方便。由于支架重量相对较轻，利于设备的提升和运输，可节省维修费，设备运输费和设备投资。(5) 可提高块炭率。采用放顶煤开采工艺，一般可增加块炭1014.2%，从而大幅度提高了煤炭的平均销售价格和矿井的经济效益，如按900kt/a井型、块炭率增加10%计，平均吨煤块煤比末煤售价高70元计算，每年可增加销售收入630万元。(6) 节省电能消耗量。由于占综采放顶煤工作面一半的顶煤基本是利用矿压破煤，依靠自重放煤，一般吨煤可节省电能1.3kWh左右，按矿井生产能力900kt/a计算，每年节省电费64万元。(7) 本矿15号煤层煤尘无爆炸性危险，且不易自燃，给综采放顶煤开采创造了有利条件。(8) 可放性好。由于15号煤层属小中等硬度煤层，顶板又多为砂质泥岩或粉砂岩，属易冒落顶板，故顶煤的可放性较好，比较容易控制放顶煤的矸石率。(9) 虽然综采放顶煤回采率较一次采全高综采低，但通过过渡支架放顶煤、加尾煤回收装置、初放和终放采取措施、提高放煤工放煤技术、减小顺槽煤柱等工艺及措施，完全可以提高其回采率。(10) 副斜井利用现混合提升斜井井筒，净高仅2.80m，若15号煤层采用大采高综采工艺一次采全高开采，大采高液压支架运输高度就达2.02.5m，加上轨面高度、运输重型平板车高度和安全间隙，井筒无法满足液压支架整体下放的要求，必须刷大副斜井井筒断面，这将给矿井正常生产造成很大影响，而且也相应增加了改扩建投资；若液压支架改由新开凿的主斜井胶带检修轨下井，势必增加主斜井的断面，也相应增加了改扩建的投资。综上所述，设计推荐综采放顶煤采煤法。二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型1回采工作面长度依据一采区煤层赋存状况和开采技术条件，结合综采放顶煤工作面紧邻顺槽两端的过渡支架放煤量较少、造成一部分顶煤损失的特点，设计考虑工作面长度应以不低于150m长为宜。参照煤炭工业矿井设计规范的有关规定和国内同类型矿井生产经验，并考虑到该矿首次采用综采放顶煤采煤法开采，工作面过长管理上会存在一定问题，因此，设计将综采放顶煤工作面长度确定为150m。根据工作面长度和15号煤层厚度，结合矿井开采技术条件，确定矿井以一个综采放顶煤工作面保证矿井设计规模。2工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型针对15号煤层的赋存条件及开采技术条件并结合目前国内综采放顶煤工作面设备配备情况，选用性能良好、安全可靠，并能适合于矿井具体条件的较先进设备，根据这一基本原则，对工作面采、装、运设备进行选型。工作面采煤设备：选用AM500型液压牵引双滚筒采煤机，采高1.42.9m，截深0.6m，电机功率375kW。工作面运煤设备：前部采煤运输设备和后部放煤运输设备均选用与采煤机配套的SGB-764/264型可弯曲刮板输送机，铺设长度150m，运输能力600t/h，链速1.12 m/s，电机功率2132kW。根据工作面运煤设备的运输能力，回采工作面胶带顺槽运煤设备选用SSJ1000/2110型可伸缩胶带输送机，铺设长度1000m，运输能力900t/h，电功功率2112kW。破碎机选用PEM10001000型颚式破碎机，过煤能力1200t/h，破碎能力500t/h，电机功率55kW。转载机选用SZD-764/132型刮板转载机，出厂长度29.4m，输送能力700t/h，电机功率132kW。工作面采、装、运设备选型结果详见表4-1-1。表4-1-1 综采放顶煤工作面采、装、运设备配备表设备名称设备型号功率(kW)单位总数量其中备用双滚筒采煤机AM500 375台1可弯曲刮板输送机SGB-764/2641322台2破碎机PEM1000100055台1刮板转载机SZD-764/132132台1可伸缩胶带输送机SSJ1000/21101122台2乳化液泵站WRB-200/31.5132台1两泵一箱喷雾泵站WPZ-320/6.345台1两泵一箱三、工作面顶板管理方式及液压支架选型1工作面顶板管理方式根据确定的综采放顶煤采煤方法，工作面顶板采用全部垮落法管理。2工作面液压支架选型根据矿方提供的资料及邻近煤矿实测的矿压数据，设计采用“老顶周期来压步距法”计算液压支架工作阻力。PH=(-3.6+5.8M+1.4L2+3.6Lm)F式中：PH预计液压支架设计工作阻力，t/架；M煤层机采高度，取2.6m；L2实测老顶周期来压步距，取20m；Lm控顶