×××煤矿初步设计.doc

前言在当今科技经济发展的新形势下，煤炭开采技术的研究必须面向国内国外两个市场、面向经 济建设主战场，立足于煤炭开采技术的前沿，立足于中国煤炭发展战略所必要的技术储备， 立足于煤炭工业中长期发展战略所必须的关键技术的攻关，立足于煤炭工业工程实际问题的 解决，重点从事中长期研究开发和技术储备，跟踪产业科技前沿，开发有自主知识产权的以煤矿开采技术及配套装备为主导的核心技术，占领技术制高点。采煤方法和工艺的进步和完善始终是采矿学科发展的主题。采煤工艺的发展将带动煤炭开采 各环节的变革，现代采煤工艺的发展方向是高产、高效、高安全性和高可靠性，基本途径是 使采煤技术与现代高新技术相结合，研究开发强力、高效、安全、可靠、耐用、智能化的采 煤设备和生产监控系统，改进和完善采煤工艺。在发展现代采煤工艺的同时，继续发展多层次、多样化的采煤工艺，建立具有中国特色的采煤工艺理论。我国长壁采煤方法已趋成熟，放顶煤采煤的应用在不断扩展，应用水平和理论研究的深度和广度都在不断提高，急倾斜、不稳定、地质构造复杂等难采煤层采煤方法和工艺的研究有很大空间，主要方向是改善作业 条件，提高单产和机械化水平。开发煤矿高效集约化生产技术、建设生产高度集中、高可靠性的高产高效矿井开采技术。以提高工作面单产和生产集中化为核心，以提高效率和经济效益为目标，研究开发各种条件下 的高效能、高可靠性的采煤装备和工艺，简单、高效、可靠的生产系统和开采布置，生产过 程监控与科学管理等相互配套的成套开采技术，发展各种矿井煤层条件下的采煤机械化，进一步改进工艺和装备，提高应用水平和扩大应用范围，提高采煤机械化的程度和水平。第一章 资源概况1.1 井田概况1.1.1 位置与交通煤矿位于内蒙古自治区阿拉善左旗境内矿区立新井田1417勘探线。井口距乌巴公路1km为沙石路，距巴彦浩特镇45km，距乌海市103km，距宁夏银川市167km，均为柏油路面，交通十分便利。详见交通位置图1-1-1。1.1.2 地理及气候条件该井田位于贺兰山中部矿区立新井田1417勘探线，海拔标高在+1975m+2263m左右，地势为中部高，东西部略低。境内除确台沟一带有少量黄土覆盖外，其余皆为岩石裸露是切割剧烈的地带。区内无地表径流，确台沟位于井田北部，为矿区内最大的谷地，平日无水，雨季可汇集确台沟、哈沙图沟、炭窑沟形成洪流。本区终年干旱、雨量稀少，属于高山大陆性气候，气温变化大。全年最高温度为25，最低气温为-314。年最大降雨量296.7mm，年最大蒸发量为2618.7mm，为降雨量的九倍，雨量多集中在78月份。结冰期为半年，从10月份至翌年4月份，最大冻深1.5m，最大风速34m/s。依据中国地震动参数区划图GB-18306-2001,本区地震动峰值加速度(g)为0.20。比照中国地震烈度区划图（1990），地震烈度为8度。1.1.3 区域经济状况本区煤炭资源丰富，当地居民以产煤、放牧为主，劳动力较缺乏。建筑材料除木材、钢材需由外地调入外，水泥及砖、瓦、砂、石均可在矿区内就近解决。1.1.4 水源、电源矿井用水可利用该矿自备水井，水量和水质均可满足矿井生活用水需要，工业用水可利用井下排水解决。6kV双回路供电电源一回引自太西煤集团兴泰发电厂6kV侧，导线LGJ-120，距离1.4km；另一回引自古拉本35kV变电站6kV侧，导线LGJ-120，距离2.1km。双回电源一回工作，一回备用，当一回故障时，另一回可满足全负荷用电。1.2 地质特征1.2.1 地质特征煤矿位于矿区立新井田1417勘探线，地层走向为东北西南，倾向西北，倾角5563，构造较简单。1.2.2 煤系及煤层本区含煤地层为下侏罗统汝箕沟组，平均厚度227m，呈角度不整合于三迭统之上，其上连续沉积中侏罗统木葫芦沟组，厚320m，上侏罗统确台沟组厚800m。寒武系灰岩及前震旦纪花岗麻岩，在矿区西部逆于侏罗系之上，第四系冲积洪积层存在于沟谷间或呈阶地存在。下侏罗系含煤11层，即：一、二1上、二1 、二2、二3、二4、三、四、五、七1、七2。含煤地层总厚度197m，煤层总厚度26.42m，含煤系数0.13。在1417勘探线之间有二1、二3、二4等三层大部可采，二1上、二2局部可采。二1上在14线以南1300m范围内局部可采，二2层在16勘探线以南2500M的范围内局部可采。井田内煤层特征见下表1-2-1。煤层特征表表1-2-1煤层编号煤层厚度煤层结构顶、底板岩性煤层间距(m)稳定程度最小最大平均类型夹矸层数顶板底板二1上1.212.611.91简单23粉砂岩粉砂岩4107202422364.5687较稳定二12.928.505.71简单15粉砂岩粉砂岩较稳定二20.692.011.35复杂37粉砂岩细砂岩稳定二32.53.412.95简单1层局部略多粗砂岩粉砂岩不稳定二41.302.051.68简单2粗砂岩粉砂岩较稳定1.2.3 煤质情况本井田煤种属低灰、低硫、低磷、高发热量优质无烟煤，各层煤煤质特征见表1-2-2。煤质特征表表1-2-2煤 层编 号原煤硫分Std（%）原煤发热量Qd（KJ/g）原煤灰分Ad（%）挥发分（精煤）Vdaf（%）二1上02634.2232.9633.8(6)12.085.268.98(10)6.324.965.57(9)二101433.2330.0432.23(11)14.336.119.51(23)10.185.066.69(23)二203235.2829.7732.7415.423.008.61(20)10.184.306.24(20)二302034.3631.8133.26(8)16.975.438.89(17)6.924.885.27(17)二402834.1725.7732.35(8)27.036.129.82(14)10.524.355.90(14)1.3开采技术条件1.3.1瓦 斯根据2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告：瓦斯相对涌出量36.72m3/t，瓦斯绝对涌出量7.65m3/min；二氧化碳相对涌出量3.65m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.76m3/min；故属高瓦斯矿井。1.3.2 煤尘：根据2004年矿井二1、二2煤层煤尘爆炸性鉴定报告，煤尘无爆炸性。1.3.3 煤的自然：根据2004年矿井二2煤层煤炭自燃倾向性鉴定报告，煤层自燃发火倾向性属不易自燃。1.4 水文地质本区气候干燥，雨量稀少，井田范围内无地表径流，降雨后部分渗入地下，部分汇集哈沙图沟，然后流出矿区外，地下水的补给来源主要为降水，水文地质条件简单。根据上部矿井现生产过程中的涌水资料，深部正常涌水量按30m3/h，最大涌水量按60m3/h考虑。1.5 存在的主要问题及建议1、 井田地质勘探程度较低，各煤层分布极不稳定。根据储量核实报告，共获得保有资源储量926万吨，其中控制的经济基础储量（122b）25万吨，只占0.027；推断的内蕴经济资源量（333）367万吨，占39.63；预测的资源储量（334）？534万吨，占57.66。这给矿井开采带来一定的风险，故须作进一步勘探工作。2、 储量核实报告中对矿井的正常涌水量和最大涌水量未作预测，建议在建设过程中进一步准确测定涌水量数据，以便选择合理的排水设备，保证矿井的安全生产。3、本矿井储量核实报告中瓦斯资料陈旧，对本矿井现开采无实际指导意义，建议矿方在技改过程中揭露煤层后即请有资质检测单位实测矿井的瓦斯涌出量，并出具瓦斯等级鉴定报告。4、矿区范围内有大量分散的旧井及采空区，建议矿方进一步调查采空区的分布及积水、有害气体存积和塌陷等情况，为保证矿井安全提供可靠依据。并对旧井筒封堵、填实。5、建设单位提供的各煤层底板等高线图及地形地质图坐标网格扭曲，不能准确给出开拓位置各点坐标，故矿方须在技改前重新提供基础资料图纸，如与本设计有较大出入，需对设计进行修改。6、以往施工的钻孔封孔质量较差，技改及生产过程中应注意钻孔导通上、下含水层，免造成突水事故。第二章 井田开拓2.1 井田境界及储量2.1.1 井田境界根据内蒙古自治区国土资源厅划定矿区范围批复，矿区范围由12个拐点圈定，开采标高由1800米至1650米标高。井田走向长3.05km，倾斜宽0.3km，井田面积0.539km2，拐点坐标见表2-1-1。井田境界拐点坐标（1980西安坐标系）表表2-1-1拐点编号XY拐点编号XY14324339.0035590055.0074326265.0035591855.0024324640.0035590430.0084326565.0035592130.0034324950.0035590670.0094326350.0035592290.0044325340.0035590930.00104325186.0035591064.0054325765.0035591395.00114324510.0035590385.0064325875.0035591350.00124324300.00 35590070.00由于批复井田范围未能涵盖批复开采标高内所有煤层；以及井田西部批复开采标高1800米上部至1900米尚有多个煤层可采，且无矿权设置，故矿方正在积极争取修改井田境界，以期达到在批复井田走向范围内井田境界能够涵盖1650米标高以上所有可采煤层。此次设计为避免煤炭资源的浪费和其它方式开采带来的重复投资暂以上述思路布置井田开拓系统。2.1.2资源/储量矿井保有储量1273万吨，采区回采率厚煤层按75%、中厚煤层按80%、薄煤层按85%计算，经计算矿井设计可采储量为884.8万吨。见表2-1-2。矿井储量计算表表2-1-2层别煤层厚度（m）容量保有储量（万吨）煤柱损失回采率（%）可采储量（万吨）井田边界采区井筒、大巷二1上1.911.3883.666.93.164.278558.93二15.711.38654.79559.512.7680472.67二32.951.39313.1625.54.96.6485234二41.681.39159.6443.1283.7885118.63合计1273884.82.1.3安全煤柱留设根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程及煤矿安全规程经计算各类保护煤柱留设如下：1、井田边界留设20m保护煤柱。2、井筒及工业场地保护煤柱留设计算按表土段45、基岩段按移动角65计算确定，基本维护带宽度按15m。3、大巷石门之间留设20m的保护煤柱，外侧留设20m保护煤柱。4、工作面条带间留设15m保护煤柱。5、采空区外围留设30m宽保护煤柱。6、煤层露头留设50m宽保护煤柱。2.2第二节 矿井设计生产能力及服务年限2.2.1矿井工作制度矿井设计年工作日330d，每日四班作业，其中三班生产，一班准备，每日净提升时间16h。2.2.2矿井设计生产能力经过分析矿井的煤层赋存条件、可采储量、技术装备等因素，本次优化初步设计仍保持原初步设计确定的矿井生产能力0.30Mt/a。2.2.3矿井服务年限矿井服务年限：TZ/KA式 中：T矿井服务年限，年；Z矿井可采储量，万吨；A矿井设计生产能力，万吨/年；K储量备用系数，取K1.4。按矿井设计生产能力0.30Mt/a计算，列式计算如下：TZ（AK）=884.8(301.4)= 21(a)2.3 井田开拓2.3.1井口与工业场地位置选择原初步设计根据对井田地面地形、外部条件、资源状况、矿井规模、投资等影响因素分析，确定主、副井口与工业场地位置选择在井田西北侧距离井田境界约600m800m处。该处较为平坦，便于布置工业广场，场地平整工程量小，井口在乌巴公路边，修路工程量极小。2.3.2井田开拓方案由于本井田内原有井筒均为岩石巷道，倾角适宜，利于提升及行人；且使用年限较短、维护状况较好，为减小矿井投资、缩短建设工期、充分利用现有设施，故设计确定利用原有井筒。矿井开拓方式为斜井开拓，分别设主斜井、副斜井、南风井（原哈沙图主井）、北风井(原炭窑沟主井），均为矿井已有井筒。同时简化开拓系统、便于安全管理，关闭废止原哈沙图风井等井田内其它井筒。全井田划分为三个采区，分别为南采区、中采区、北采区。矿井采用分区式通风，南风井服务于南采区和中采区，北风井服务于北采区。前期开采南采区，之后为中采区，最后为北采区。故北风井临时封闭，待准备北采区时再行开启。在主、副井底，沿煤层倾向分别掘1650m水平主运输石门和辅助运输石门；沿煤层走向掘1650m水平主运输大巷。沿煤层倾向掘1780m辅运石门，井田南部沿煤层走向掘1850m水平辅助运输大巷，并通过1780-1850材料、行人上山与1780m辅运石门连通。开采南采区时1850m水平辅助运输大巷作为辅助运输大巷，开采中采区时作为回风大巷；井田北部沿煤层走向掘1780m水平辅助运输大巷，开采北采区时作为辅助运输大巷。前期开采南采区1850m1900m区段时，为缩短投产工期，井田南部沿煤层走向掘1780m集中运输大巷，并与中采区煤仓连接。开拓方式平、剖面图分别见图2-3-1、图2-3-2。2.3.3水平划分依据煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005），急倾斜煤层阶段垂高宜为100250m，并根据煤层赋存条件、开采技术与装备水平，确定矿井设一个开采水平，水平标高为+1650m。2.3.4采区划分根据煤层赋存情况，全井田按煤层走向划分为三个采区，分别为南采区、中采区、北采区。2.3.5首采区选择南采区1850m1900m区段回采工作面及各系统已形成，有利于快速投产，故将南采区作为首采区。六、开采顺序采区接替顺序为南采区中采区北采区。采区内采用由上而下的开采顺序，即先采最上区段，依次下行；同一区段内先采上部煤层，后采下部煤层。2.4 井 筒2.4.1主斜井井口坐标为x：4325942，y：35590187，z：1975.448，井筒方位角1253920，倾角25，斜长836m，井筒净断面13.67m2，表土段混凝土砌碹支护，厚度为350mm；基岩段锚喷支护，喷浆厚度为100mm。井筒内铺设双轨，使用箕斗提升煤炭。设计井筒内布置有消防洒水管路、排水管路、压风管路，并布置有电缆、通讯线路等。主斜井兼作进风和安全出口，井筒内砌筑台阶和扶手。2.4.2副斜井井口坐标为x：4325767，y：35590374，z：2004.363，井筒方位角1253920，倾角25，斜长838m，井筒净断面6.1m2，表土段混凝土砌碹支护，厚度为350mm；基岩段锚喷支护，喷浆厚度为100mm。副斜井承担全矿井运送人员、提矸、运输材料及设备任务，同时兼作进风和安全出口，敷设消防洒水管路、信号、通信电缆。井筒内砌筑台阶和扶手。2.4.3南风井南风井位于技改井南采区北部，为主斜井，倾角25，井口坐标为x：4325064，y：35590163，z：2061.8，井筒方位1352727，斜长501m，井筒净断面积7.8m2，表土段混凝土砌碹支护，厚度为350mm；基岩段锚喷支护，喷浆厚度为100mm。南风井承担中采区及南采区回风任务，同时兼作安全出口。井筒内砌筑台阶和扶手。井 筒 特 征 表表2-4-1 井筒名称井口坐标井口标高(m)施工方位(度)井筒倾角(度)井筒深度及斜长(m)井筒宽度(m)井筒断面(m2)支护材料井筒装备纬距X(m)经距Y(m)深度斜长净宽掘进宽净掘主斜井2594290187197512539253258364.85.013.6715.2锚喷双钩箕斗副斜井25767903742004.412539253548382.42.546.16.6锚喷单钩串车副斜井25767903742004.412539253548382.42.546.16.6锚喷单钩串车南风井25064901632061.8135272725211.8501.23.03.28.08.8锚喷北风井26730917482013.5143144825163.5386.93.03.28.08.8锚喷2.4.4北风井北风井位于技改井北采区北翼，为原炭窑沟矿主斜井，倾角25，井口坐标为x：4326730、y：35591748、z：2013.415，井筒方位1431448，斜长551m，井筒净断面积7.8m2，表土段混凝土砌碹支护，厚度为350mm；基岩段锚喷支护，喷浆厚度为100mm。北风井承担北采区回风任务，同时兼作安全出口，井筒内砌筑台阶和扶手。2.5 井底车场及硐室2.5.1井底车场型式的选择本设计在1650水平设井底车场，根据矿井的开拓布置采用环型井底车场，并利用石门作为调车线。2.5.2井底车场的硐室布置井底车场附近布置中央水泵房、中央变电所、水仓，消防材料库、调度室等硐室。1、水仓布置及容量计算，水仓的清理方式（1）水仓容量的计算Q=8Q2式中：Q：水仓容量，m3Q2：矿井正常涌水量，为61m38：8小时Q=488m3（2）水仓断面F净取5.93m2，掘进断面F掘=8.07m2，水仓用料石三心拱,拱壁支护厚度均为250mm。（3）水仓长度计算：L=Q/F净式中：L：水仓长度；Q：水仓容量，为488m3；F净：水仓净断面，为5.93m3。L=83m考虑到本井田内小窑分布广，开采范围深，不可避免的有大量积水，所以，井底水仓的设计长度为130米。（4）水仓清理：水仓清理采用人工清理，矿车装运，由调度绞车提升到井底车场。2、井底煤仓的形式、容量、清理撤煤方式根据本设计井底车场布置特点，井底煤仓采用斜煤仓，煤仓容量为：Qmc=（0.150.25）Amc=0.251000=250吨式 中： Qmc井底煤仓有效容量；m3 Amc矿井设计日产量；t0.150.25系数，大型矿取小值，小型矿取大值。煤仓形状为园形，直径3m，断面7.7m2，倾角60，斜长46m。据调查斜井箕斗的撤煤量一般为2左右，本设计利用斜井下部一段井筒作为煤泥沉淀池，用人工装入箕斗进行定期清理。3、中央变电所及中央水泵房中央变电所及中央水泵房布置于主井井底南侧，中央水泵房、变电所采用联合布置方式。中央水泵房、变电所净宽4m，净高3.6m，净断面积12.7m2，半圆拱断面，混凝土砌碹支护；中央水泵房、变电所通道及管子道净宽3m，净高2.9m，净断面积7.7m2，半圆拱断面，锚喷支护。管子道与主井连通，排水管路沿主井敷设。4、井下消防材料库井下消防材料库位于主井井底南侧，巷道净宽3m，净高2.9m，净断面积7.7m2，半圆拱断面，锚喷支护。5、爆破材料库本矿井由于产量较小，井下爆炸材料消耗量较少，故井下不设爆炸材料库及爆炸材料发放硐室。爆炸材料在运输过程中严加管制。2.5.3井底车场主要巷道和硐室的支护形式及支护材料根据6号钻孔、21号钻孔及勘探线剖面图等资料的分析，主要巷道和硐室主要布置在粗砂岩、细砂岩以及粉砂岩中。因此本设计对井底车场的主要巷道采用锚喷支护。考虑到围岩情况、硐室的用途、断面大小等因素，对煤仓及装载硐室采用混凝土砌碹支护；对中央水泵房、变电所、水仓、交岔点为料石砌碹。井底车场支护要根据施工中的具体情况再加以调整，坚硬岩层的巷道要采用锚喷支护，软岩巷道要采用砌碹支护。第三章 大巷运输及设备3.1 运输方式的选择3.1.1大巷运输方式1、煤炭运输方式根据本矿井的开拓部署，设计确定本矿井的主运输方式采用胶带输送机运输和刮板输送机运输两种运输方式，即运输距离较长时采用胶带输送机运输，运输距离较短时采用刮板输送机运输。2、辅助运输方式井下辅助运输线路主要在石门内，因巷道坡度较小、运量较小，故采用蓄电池电机车牵引矿车的运输方式。3.1.2运输系统1、煤炭运输系统工作面煤炭由搪瓷溜槽顺槽刮板输送机主运输上山溜槽采区煤仓集中运输大巷1650水平主运输石门井底煤仓装载硐室装箕斗主斜井地面。2、辅助运输系统物料及设备在地面装载点装车，从地面副斜井副斜井各车场各辅助水平辅运大巷矿车采区上、中部车场辅运上山工作面辅运回风顺槽工作面。3.1.3主要运输巷道断面、坡度及轨型的确定：各主要运输巷道断面见巷道断面图，主要运输大巷及石门坡度为34。各主要运输巷道轨型及道床铺设情况见表3-1-1。轨型及道床铺设表表3-1-1铺设地点轨型（kg/m）道 床主 井22钢筋混凝土轨枕碎石道渣付 井22钢筋混凝土轨枕碎石道渣井底车场、石门22木轨枕碎石道渣回风运料巷22木轨枕碎石道渣工作面顺槽153.2 运输设备选型3.2.1主运输设备选型根据本矿井的开拓部署，设计确定本矿井的主运输方式采用胶带输送机运输和刮板输送机运输两种运输方式，即运输距离较长时采用胶带输送机运输，运输距离较短时采用刮板输送机运输。区段集中运输大巷、石门选择的胶带输送机为SSD800/240型，Q=400t/h，B=800mm，V=2.0m/s，N=240kW，电压660/1140V；选择的刮板输送机为SGB-620/40S型，Q=150t/h，B=800mm, V=0.85m/s，N=40kW，电压380/660V。3.2.2辅助运输设备选型井下辅助运输线路主要在石门内，因巷道坡度较小、运量较小，故采用蓄电池电机车牵引矿车的运输方式。并根据矿井年运量、平均运距、巷道坡度等因素选定CTY5/6P型蓄电池电机车3台, 其中1台备用。3.2.3 1780-1850材料、行人上山提升设备选型暗斜井提升采用单钩串车提升，矸石、材料、设备等提升任务。材料下放采用1t材料车及1t固定矿车，设备下放采用平板车，提升矸石采用1t固定矿车。最大不可拆卸件重2.0吨。3.2.3.1 设计依据1、暗斜井上口标高：1850.00m；下口标高：1780.00m；井筒斜长：140.656m。2、井筒倾角：=30。3、矿井工作制度：330d/a，16h/d，四班制，三班生产。4、矸石率：20%，矸石比重：rG =1.59t/m3。5、最重件：2.0t（不可拆卸最大部件）。6、最大班提升量：矸石：60.61t/班；坑木：3次/班；材料、设备：3次/班；雷管、炸药：1次/班；其 它：3次/班。3.2.3.2选型计算1、提升时的静拉力：(1) 提矸时静拉力F矸= 2（1600+610）（sin30+ 0.015cos30）=2267.46kg(2) 提最大件时静拉力F最大件=（2000900）0.513= 1487.70kg2、钢丝绳单位长度重量P=2267.46/(1.118500)/6.5-1410.673=0.75kg/m选用619-15.50-185型钢丝绳，d = 15.50mm，PK = 0.90kg/m，Qs =16550.00kg。3、验算钢丝绳m矸= 16550/（2267.46+0.90141.000.673）=7.046.5所选钢丝绳满足要求。4、选择提升机滚筒直径：D= 8015.50= 1240.00mm按两层缠绕时的滚筒宽度：B= (141+30+71.2)/（23.141.208）(15.5+3)= 481.33mm 最大静拉力：F矸= 2（1600+610）（sin30+ 0.015cos30）=2267.46kg选用JTB1.2/30型提升机，D=1.20m，B=1.00m，V=2.50m/s，i=26，缠绕二层。6、选择电动机N= 1.15(2267.462.50)/1020.9=71.01kW选用YBRT335L2-6型电机，功率75kW，电压660V，转速980rpm，3.2.3.3 选型结果提升绞车：JTB1.2/30型提升机，D=1.20m，B=1.00m，V=2.50m/s，i=26。电动机：YBRT335L2-6型电机，功率75kW，电压660V，转速980rpm。钢丝绳：619-15.50-185型钢丝绳，d = 15.50mm PK = 0.90kg/m，Qs = 16550.00kg。3.2.4 1850-1900暗斜井提升设备选型暗斜井提升采用单钩串车提升，矸石、材料、设备等提升任务。材料下放采用1t材料车及1t固定矿车，设备下放采用平板车，提升矸石采用1t固定矿车。最大不可拆卸件重2.0吨。3.2.4.1 设计依据1、暗斜井上口标高：1900.00m；下口标高：1850.00m；井筒斜长：118.31m。2、井筒倾角：=30；3、矿井工作制度：330d/a，16h/d，四班制，三班生产。4、矸石率：20%，矸石比重：rG =1.59t/m3。5、最重件：2.0t（不可拆卸最大部件）。6、最大班提升量：矸石：60.61t/班；坑木：3次/班；材料、设备：3次/班；雷管、炸药：1次/班；其 它：3次/班。3.2.4.2选型计算1、提升时的静拉力：(1) 提矸时静拉力F矸= 2（1600+610）（sin25+ 0.015cos25）=1927.12kg(2) 提最大件时静拉力F最大件=（2000900）0.436= 1264.40kg2、钢丝绳单位长度重量P=1927.12/(1.117000)/6.5-1200.604=0.67kg/m选用619-15.50-185型钢丝绳，d = 15.50mm，PK = 0.90kg/m，Qs = 15200.00kg。3、验算钢丝绳m矸= 15200/（1927.12+0.90120.000.604）=7.636.5所选钢丝绳满足要求。4、选择提升机滚筒直径：D= 8015.50= 1240.00mm按两层缠绕时的滚筒宽度：B= (120+30+71.2)/（23.141.208）(15.5+3)= 430.12mm 最大静拉力：F矸= 2（1600+610）（sin25+ 0.015cos25）=1927.12kg选用JTB1.2/30型提升机，D=1.20m，B=1.00m，V=2.50m/s，i=26，缠绕二层。6、选择电动机N= 1.15(1927.122.50)/1020.9=60.35kW选用YBRT335L2-6型电机，功率75kW，电压660V，转速980rpm，3.2.4.3 选型结果提升绞车：JTB1.2/30型提升机，D=1.20m，B=1.00m，V=2.50m/s，i=26。电动机：YBRT335L2-6型电机，功率75kW，电压660V，转速980rpm。钢丝绳：619-15.50-185型钢丝绳，d = 15.50mm PK = 0.90kg/m，Qs = 16550.00kg。3.2.5 矿 车根据矿井辅助运输量及对矿车的不同用途要求，选择矿井移交生产时所需矿车的型号及规格详见表3-2-1。矿井移交生产时所需矿车一览表表3-2-1 设 备型 号名义载重量最大载重量数量(辆)外形尺寸(m)材料车MC-1.61t2t1020008801150厢式矿车MG1.1-6A1t2t2020008801150平板车MP1-6A1t2t102000880410平板车MP3-6A3t5.5t534101520480斜井人车XRB15-6/6 15人/辆3420312001538第四章 采区布置及装备4.1 采煤方法4.1.1 采煤方法的选择由于本矿井规模较小，煤层倾角较大，煤层赋存不稳定，不适合采煤机及其他采煤设备的布置运行，因此本矿井工作面采用钻爆法采煤方法，该采煤方法投资少，见效快，技术成熟，适合本矿井的实际情况。由于本矿井煤层倾角大，在急倾斜煤层钻爆法采煤方法中，采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法为目前比较成熟、安全、产量较大的一种采煤方法，适合本矿井的开采条件。4.1.2 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型南采区布置二个钻爆法采煤工作面，初期投产采煤工作面布置在南采区南翼二1上和二1煤层中，为二1上01工作面和二101工作面。回采工艺过程主要包括护架安装、下放、采煤和护架回收等项，具体过程为：1、护架安装：首先从采区边界（开切眼以外3.5m）处，采用梯形棚支护，及时地进行卧地沟与护架安装工作。安装护架时，应将三根钢丝绳的接头位置错开，防止各钢丝绳在同一位置处被拉开。每根钢丝绳长30m左右，两端必须做好封头，防止钢丝绳松捻和使其能承受一部分拉力。钢丝绳接头处的搭接长度应不少于2m，并用5副钢丝绳卡夹紧梁。钢梁垂直于煤层走向放在钢丝绳上，钢梁的一端应尽量紧靠煤层顶侧棚腿。在钢梁上铺设笆片的宽度，应比钢梁的长度稍短。考虑到笆片有向煤层底板方向下滑的趋势，一般规定笆片和顶板钢梁端对齐，而和底板钢梁端之间留有0.3m左右的空隙，以避免在掩护支架下放过程中，由于笆片超出钢梁端面而被撕去。护架安装一定距离后，即可由采区边界开始回收棚子。回棚用回柱绞车进行，为了安全，应先在将要回棚的内侧，装设1.4m1.4m规格的木垛一个。回棚后，如顶煤和顶板不能自行垮落时，应爆破强制放落，使护架上有2m3m厚的煤矸垫层，以利于护架下放和保护掩护支架。2、护架下放：护架下放过程可以分为初次下放、正常下放和结束下放三个阶段。初次下放是护架安装长度超过15m，回棚放顶使护架上形成煤矸垫层后，由架尾开始逐步进行护架的下放调架，直至架尾下放到回收护架的水平位置（距区段运输顺槽3m5m），形成30的伪倾斜工作面为止。正常下放即护架工作面的正常回采阶段。此时护架工作面保持2530的伪倾斜布置沿走向推进，直到工作面收作线架头开始下放前为止。正常回采阶段，除在护架下进行采煤外，同时要在区段回风平巷与工作面下端，不断地接长和拆除掩护支架。3、采煤：护架工作面采煤包括打眼、炸药、放炮、运煤和调整护架等项工作。用电钻打眼。为利于护架的均匀下放，一般工作面全长一次放炮。放炮后，从工作面下端开始逐段向上人工装煤，并用刮板输送机下运。随着出煤，护架在自重和上部煤矸重力作用推动下逐渐沉降，此时应设专人注意调架，对地沟两帮未崩掉的煤应及时处理，崩落过多造成护架悬空的地方需加打点柱支撑，使护架的倾角均匀一致，并与顶底板法线有5左右的迎山角。出煤调架完成后，工作面即沿走向推进了一定距离（一般为0.80.9m），最后拆除工作面的溜槽，即可进行下一循环采煤工作。4、护架回收：随着工作面向前推进，应及时在工作面下端拆除已放平的护架。首先将地沟两帮的煤炭采出，并在钢梁两端打上点柱，然后卸掉螺丝与夹板，将钢丝绳经过溜眼拉到区段运输顺槽。撒除点柱回收的钢梁，也放到区段运输顺槽。一并经采区辅运巷运到区段回风顺槽安装地点复用。为了安全，有时在回收钢梁的外侧支设临时戴帽点柱。结束下放即架头开始下放，至整个护架下放到水平状态为止。结束下放初期，工作面仍保持2530的伪倾角，随着护架下放，伪倾斜工作面的长度不断地缩短，当工作面长度缩短到15m20m时，再按扇形下放到水平位置。在护架结束下放过程中，为防止架头窜矸子和护架在斜面上下滑，造成钢梁重叠，架头必须保持有2m3m的平架子，并要求工作面的伪倾角不超过30。在护架整个下放过程中，为防止护架沿斜面下滑，工作面上端必须保持不小于8m的平架长度，其中压实碴的长度不少于5m。5、工作面机械配备见表4-1-1。回采工作面机械配置表表4-1-1设备名称设备型号功率（kW）数量刮板输送机SGB-620/40S406煤电钻MSZ-12A1.28发爆器MFB-504小水泵BWQ15-202.28回柱绞车JH2-1418.54平板型掩护支架200乳化液泵站RB125/254单体液压支柱DZ18-25/100Q220铰接顶梁JDJA-1000220设备列车LSZ-458阻化剂喷射泵WJ-242.22调度绞车JD-11.411.444.1.3工作面支架及顶板管理工作面采用伪斜柔性掩护式支架见图4-1-1。回采工作面顶板管理方式为全部陷落法。采煤工作面顶板管理安全措施如下：1、采煤工作面必须经常保持两个以上畅通安全出口，工作面安全出口与巷道衔接处20m范围内，必须加强支护，支护装备为单体液压支柱和铰接顶梁。安全出口设专人维护。2、采煤工作面必须按照作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。支架必须架设牢固，初撑力符合煤矿安全规程规定，支架的选型满足支护强度及开采高度要求。3、工作面顶底板条件较差，过煤柱或冒顶区以及托伪顶开采时，必须根据具体情况，制定安全措施，报矿主管领导审批。4、严格执行敲帮问顶制度，片帮、冒顶要及时处理。5、采煤工作面初采及收尾时，必须制定相关的安全措施。4.1.4采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面产量根据煤层赋存情况，南采区南翼二1上煤层厚度平均为1.91m，二1煤层厚度平均为5.71m，工作面长度均为60m，根据矿井的工作制度，每日三班生产、一班检修，每班1个循环进尺，每个循环进尺为0.6m，则每日推进度为1.8m，则矿井回采工作面年进度为594m，月进度为54m。工作面产量按下式计算：A=LL1hrCK式中：L工作面年进度（m）；L1回采工作面长度（m）；h工作面采高（m）；r煤的容重（m）；C工作面回采率，中厚煤层取0.95，厚煤层取0.93；A工作面年产量，t；K正规循环率，取96%。则二1上煤层工作面单产为A=594601.911.350.950.96=83811t/a二1煤层工作面单产为A=594605.711.350.930.96=245280t/a矿井配备2个回采工作面，可保证矿井30万吨/年的产量。4.1.5生产时主要材料消耗炸药消耗：2500kg/10kt雷管消耗：5800发/10kt坑木消耗：15m3/10kt4.2 采区布置4.2.1移交生产和达到设计能力时采区数目、位置根据矿井的开拓布置，矿井移交及达产时的采区数目为一个，即南采区，位于井田南部。4.2.2开采顺序采区内区段下行，同一区段内各煤层开采顺序是由上而下，工作面的开采顺序为后退式回采。4.2.3采区巷道布置采区各区段布置了回风石门、集中运输石门，服务于区段内各煤层。4.2.4工作面巷道布置根据所选的采煤方法，工作面顺槽采用两巷布置的方式，分别为运输顺槽和回风顺槽。4.3 巷道掘进4.3.1巷道断面和支护形式巷道断面和支护形式详见附图C1914-122。4.3.2掘进工作面组数、掘进机械配备矿井初期配备3套普掘完成井筒、峒室、车场等工程施工，正常生产期间保持3个普掘队。普掘主要设备配置见下表4-3-1。普掘队设备配置表表4-3-1 设备名称设备型号功率（kW）数量局部扇风机FBD5.0/25.5116岩石电钻EZ2-2.02.012探水钻MYZ-150152调度绞车JD-11.411.46煤电钻MSZ-12A1.29发爆器MFB-506小水泵BWQ15-2026刮板输送机SGB-620/40S406锚杆打眼机MGJ-3混凝土搅拌机安-5.52混凝土喷射机ZP-24.3.3巷道掘进及进度指标根据施工的实际情况，参照矿井建设工期定额及煤炭工业矿井设计规范的有关规定，井巷平均成巷进度指标确定如下：（1）煤巷：月进210 m；（2）半煤岩巷：月进150 m；（3）岩巷：月进120 m（包括峒室）；（4）井筒及煤仓：月进90 m。4.3.4矿井生产时采掘比例关系根据掘进队组掘进速度、工作面接替关系，达产时配备3个普掘队。采掘比为2：3。4.3.5矿井移交生产时井巷工程量至矿井投产，井巷工程总计10650m，体积92344m3。其中新增井巷工程805m，体积6692m3。第五章 矿井通风5.1 概 况5.1.1瓦 斯根据2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告：瓦斯相对涌出量36.72m3/t，瓦斯绝对涌出量7.65m3/min；二氧化碳相对涌出量3.65m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.76m3/min；故属高瓦斯矿井。矿井在开采过程中未发现煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出。5.1.2煤 尘根据2004年矿井二1、二2煤层煤尘爆炸性鉴定报告，煤尘无爆炸性。5.13煤的自燃根据2004年矿井二2煤层煤炭自燃倾向性鉴定报告，煤层自燃发火倾向性属不易自燃。5.1.4地 温根据地质报告资料，本区属地温正常区。5.2 矿井通风5.2.1通风方式和通风系统根据已确定的开拓方式，矿井通风系统为分区式，通风方式为机械抽出式。副斜井为主要进风井，主斜井为辅助进风井，南风井和北风井为回风井。5.2.2风井数目、位置及服务范围本矿井主副斜井服务于全井田。分区设回风井回风，前期南风井位于井田西南部，服务于南采区和中采区；后期北风井位于井田东北部，服务于北采区。5.2.3掘进通风和硐室通风掘进工作面通风设备采用YBT11型局部通风机，电机功率11kW。通风方式采用压入式。井下中央变电所、水泵房等硐室均布置于进风风流中，采用串并联通风。5.2.4矿井风量、风压及等积孔计算（一）矿井风量计算根据煤矿安全规程第一百零三条规定，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并取其中的最大值。1、按井下同时工作的最多人数计算式中：Q矿井总供风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数；K矿井通风系数，取1.25；4每人每分钟供风标准，m3/min/人。2、按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算式中：Q采采煤工作面实际需风量总和，m3/min；Q掘掘进工作面实际需风量总和，m3/min；Q硐独立通风硐室实际需风量总和，m3/min：Q它除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min。（1）回采工作面需风量计算 按CH4（或CO2）涌出量计算Q采= 100q采Kc式中：Q采采煤工作面需风量，m3/min；q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量， m3/min；由于矿井采用瓦斯抽采措施，瓦斯相对涌出量大于10m3/t的区域均须提前进行抽采至瓦斯相对涌出量小于10m3/t，故瓦斯相对涌出量按10m3/t计算，经计算得二1上和二1煤采煤工作面的绝对瓦斯涌出量分别为5.548m3/min和1.856m3/minKc采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，取1.5。则二1上煤回采工作面需风量为Q采= 100q采Kc= 1001.8561.5=278.4m3/min二1煤回采工作面需风量为Q采= 100q采Kc= 1005.5481.5 =832.2m3/min 按工作面同时工作的最多人数计算式中：nc采煤工作面同时工作的最多人数；4每人每分钟供风标准，m3/min。 按工作面温度与风速