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某某 省神火 集团 新庄 煤矿 初步设计

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第一章 矿井概况及井田地质特征第一节 矿井概况一、位置与交通顾桥井田位于安徽省淮南市凤台县城西北约20km处，地理坐标为东经11626151163700，北纬324347325230。井田内有凤（台）阜（阳）和凤（台）利（辛）公路纵贯；井田外东部经有凤（台）蒙（城）公路，南部通有袁（集）李（凤郢子）矿区公路和淮（南）阜（阳）铁路。潘谢矿区铁路自东向西穿过本井田。井田内的永幸河和西南外缘的西淝河均可通航民船，并可转接淮河水运。交通方便（见图1-1-1）。图1-1-1交通位置图二、地形与河流本井田位于淮河冲积平原，地形平坦，除西淝河与岗河沿岸一带地势低洼、雨季易成内涝以外，地面标高一般为2124m。总体地势为西北高、东南低。永幸河由西北至东南流经井田中部；而与永幸河流向相同的西淝河则流经井田西南缘外侧，在鲁台孜入淮，是地表水集中排放的主渠道。此外，井田内尚有纵横交错的人工沟渠。三、气候与气象井田所在地区属季风暖温带半湿润气候，季节性明显，冬冷夏热。该地区年均气温15.1，两极气温分别为41.2和-22.8；一般春、夏季多东南及东风，秋季多东南及东北风，冬季多东北及西北风，平均风速3.18m/s，最大风速20m/s；年均降雨量926.33mm，最大达1723.5mm；雪期一般在每年11月上旬至次年3月中旬，最大降雪厚度16cm；土壤的最大冻结深度为30cm。四、地震根据中国地震烈度区划图（1990）的使用规定，本井田地震基本烈度为6度。第二节 地 质 特 征一、地层顾桥井田属全隐蔽含煤区，钻探所及地层由老到新依次有奥陶系、石炭系、二叠系和新生界。二、构造本井田位于淮南复向斜中部，属陈桥背斜东翼与潘集背斜西部衔接带。煤系地层总体形态为一走向近南北、倾向东、倾角多为515的反“S”型单斜构造。其中发育有一系列宽缓褶曲和断层。根据褶曲和断层发育特点，可将本井田划分为北部宽缓褶曲挤压区、中部简单单斜区、中南部“X”型共轭剪切区和南部单斜构造区四部分。经综合精查地质勘探和高分辨率数字地震补充勘探，全井田共查出小陈庄背斜、胡桥子向斜、后老庄背斜和桂集向斜等次一级褶曲4个。发现断层67条，其中正断层37条，逆断层30条，大致可分为近东西向、北西向和北东向三个断层组。按落差大小来分，大于等于100m的13条，小于100m而大于等于50m的11条，小于50m而大 于等于20m的45条，小于20m而大于等于10m的63条，小于10m的35条。此外，尚有21个孤立断点未能组合成断层。主要断层特征见表1-2-1。三、煤系及煤层本井田的煤系地层为石炭、二叠系，其中二叠系的山西组与上、下石盒子组为主要含煤层段。井田内二叠系含煤层段总厚734m，含煤33层，煤层总厚度为30.08m，含煤系数为4.10%，自下而上依次分为7个含煤段。在中、下部厚约490m的一五含煤段中，集中分布9层可采煤层，平均总厚24.11m。其中13-1、11-2 、8、6-2和1煤层为主要可采煤层，平均总厚21.14m；17-2、13-1下、7-2和4-1为局部可采煤层，平均总厚2.97m。可采煤层主要特征详见表1-2-2。四、煤质本井田可采煤层煤质稳定，煤种单一，属中灰富灰、特低硫、低磷特低磷、富油高油、高熔难熔灰分、具较强粘结性的气煤和1/3焦煤。可作良好的配焦和动力、化工用煤。各主要可采煤层煤质特征见表1-2-3，煤的工业分析见表1-2-4。五、水文地质本井田水文地质条件属巨厚覆盖层下多煤层、多含水层、充水因素复杂的矿床，其富水性属简单中等，与地表水体无水力联系。63表1-2-1 主 要 断 层 特 征 名称性质走向倾 向倾 角(度)落差(m)延展长度(km)可靠性名称性质走向倾向倾角(度)落差(m)延展长度(km)可靠性F81正NEEN60653004.0可靠FD92-2正NWSW700201.5可靠F81-1正NEEN60652006.0可靠FD92-3正NWSW750220.5可靠性差F81-2逆NEES4550582707.0可靠FD92-6正NWSW65700452.0可靠F84逆NWS3065153006.0可靠F93正NESE750261.9可靠F81-1逆NWSW5060332.0可靠F94正NWWS75800403.0可靠F85逆NWS506512505.9可靠F94-1正NWNE500200.4较可靠F86-1逆NWSW556501404.0可靠F94-2正NWNE308400.5较可靠F85-3正NWNE257035402.0可靠F95正NESE700441.0可靠F86正NEEEWSSES5570257012.0可靠F95-2正NWSW550480.9可靠F86-1正NEES50550351.15可靠F97正NESE55650424.5可靠F87正EWS55750705.6可靠F99正NESE60750201.1可靠F87-1正NENW600251.5可靠F100正NWNE7580151406.0可靠F88正NWSW55600200.82可靠F101正NWNE750400.8可靠F90正NWNE55600443.1可靠性差F102正NWSW60650203.5可靠性差F90-1逆NWNE600270.83可靠性差F103正NENW6070501405.5可靠F92正NWSW65750763.0可靠FD103-1正NWSW700250.3较可靠FD92-1正NWWS650201.0可靠F101逆NWNE60750972.6可靠（一）主要充水因素本井田基岩被厚度介于224.10576.00m之间的西北厚、东南薄的新生界松散层所覆盖。按松散沉积物组合特征及其含、隔水性能不同，自上而下大致可分为4个含水组、4个隔水组和1个碎石层。其中第三隔水组除在局部古地形隆起处变薄或缺失外，绝大部分分布稳定，厚度一般为3055m，系其上、下含水层间的良好隔水层。第四含水组在七线以北与基岩直接接触，厚度多为3080m，系基岩含水组的主要补给水源。底部的碎石层若与含水层接触时，有可能起到一定的导水作用。二叠系砂岩以中、细粒为主，局部裂隙发育，一般为钙质充填，富水性弱，以储存量为主，且因间夹泥岩和煤层，含水组之间在自然状态下无密切的水力联系。但是，若被断层切割或受采动影响而致地下水水力均衡遭到破坏时，上、下含水层之间有可能互相沟通，从而导致局部砂岩裂隙水突溃现象的发生。石炭系太灰岩溶裂隙含水组主要由自上而下编号的13层灰岩与其间的泥岩、粉砂岩和薄煤层组成。其中第1、3、4、5和12层灰岩分布稳定,并以第3、4和12层灰岩厚度较大。该含水组上距1煤层较近，一般为1620m，且灰岩水压较高，如果直接开采1煤层，必将因太灰的水压超过1煤层底板隔水层抗压强度而引发突水事故。潘谢矿区资料表明：奥陶系灰岩中下部岩溶裂隙比较发育，虽分布不均，但富水性弱中等，系太灰的主要补给水源。本井田断层带多为泥岩和粉、细砂岩碎块充填，并呈胶结状，正常情况下可起到相对隔水作用。但是，若不同层位的含水层受断层切割而对口，且断层带又未被泥质和岩屑所充填，或受到采动影响，导致断层活化，破坏了地下水的水力均衡，断层带则很可能成为地下水突溃的主要途径。综上所述，本井田新生界第四含水层孔隙水、二叠系砂岩裂隙水和石炭系太灰岩溶裂隙水对井下开采均有较大影响。但是，只要在可采煤层浅部留设适当的防水煤柱，四含水一般不致于溃入矿坑而对煤层开采构成大的威胁。这样，二叠系砂岩裂隙水和石炭系太灰岩溶裂隙水便成为本矿井开采的主要充水因素。表1-2-2 可采煤层主要特征表煤层厚度（m）最小最大平均间距（m）顶 板 岩 性底 板 岩 性结 构可采性稳定性17-204.350.97泥岩和中砂岩泥 岩简 单局部可采不稳定10413-11.708.254.65泥岩，局部为细砂岩泥 岩较间接全区可采稳 定113-1下01.850.56泥 岩泥 岩简 单局部可采不稳定7411-20.897.233.10浅部为中、细砂岩，其它地段为泥岩泥 岩简单较简单全区可采稳 定80805.152.52古河流冲蚀处为石莫砂岩，其余为泥岩泥岩，局部为含炭泥岩简 单大部可采较稳定47-202.940.76泥岩，局部为砂岩泥岩，局部为砂岩较间接局部可采不稳定416-20.607.103.41泥岩，局部为砂岩泥 岩简 单基本全区可采稳 定404-105.200.68泥 岩泥 岩简 单局部可采不稳定8311.8511.897.46砂质泥岩，部分为砂岩砂质泥岩较复杂全区可采稳 定表1-2-3 可 采 煤 层 物 理 性 质煤层名称颜 色结构、构造光 泽煤岩成份煤岩类型其它17-2黑色局部灰黑色粉末状为主，少量块状、鳞片状暗淡光泽油脂光泽。暗煤为主，亮煤次之，夹少量镜煤条带。半暗型为主，少量半亮型。13-1黑 色上部块状为主，下部粉末状为主，局部少量鳞片，片状。弱玻璃光泽玻璃光泽暗煤、亮煤为主，夹镜煤条带。半暗型半亮型。局部内生裂隙发育13-1下黑 色块状为主，次为鳞片、片状粉末状暗淡光泽玻璃光泽暗煤为主，次为亮煤，夹少量镜煤条带。暗淡型半暗型，少量半亮型。11-2黑 色块状粉末状，少量鳞片、片状暗淡光泽油脂光泽。亮煤、暗煤为主，夹少量镜煤条带。半暗型半亮型。8黑 色粉末状为主，次为块状，、片状、鳞片状弱油脂光泽油脂光泽暗煤、亮煤为主，夹少量镜煤条带及丝炭。半暗型半亮型。7-2黑 色碎块、块状为主，次为粉末状弱玻璃光泽玻璃光泽暗煤为主，亮煤次之，夹少量镜煤条带。半暗型。6-2黑 色粉末状为主，次为块状，鳞片状，片状弱玻璃光泽玻璃光泽少量暗淡光泽暗煤、亮煤为主，夹少量镜煤条带及线炭。半亮型半暗型。部分地区下部煤质较上部好4-2黑 色块状为主，局部粉状和片状油脂光泽。暗煤、亮煤为主，夹少量镜煤条带和丝炭。半暗型半亮型。1黑 色粒状，粉末状为主，少量块状、鳞片状弱油脂光泽油脂光泽，少量玻璃光泽。暗煤、亮煤为主，夹少量镜煤条带及丝炭。半亮型半暗型。局部内生裂障发育，含黄铁矿表1-2-4 煤层煤质特征汇总表项目煤 数值层名称牌号水分Mf(%)灰分Ag(%)灰分Ag精煤(%)灰发份Vr(%)胶质层厚Y(m)粘结指数G容重(cm3)含硫量S(%)含磷量P(%)发热量Q（J/g）Tf(%)T2()最小最大平均(数)最小最大平均(数)最小最大平均(数)最小最大平均(数)最小最大平均(数)最小最大平均(数)最小最大平均(数)最小最大平均(数)最小最大平均(数)最小最大平均(数)最小最大平均(数)最小最大平均(数)17-2焦煤0.732.681.91(21)17.7632.6325.10(19)8.5413.9410.71(17)38.3342.8439.88(17)71710.8(10)718475.4(5)1.271.651.41(10)0.250.820.39(16)0.00120.01190.0036(6)530966265936(15)7.1311.869.61(6)11901500/31396(50)13-1气煤0.702.631.52(82)11.1832.3119.20(82)7.4014.079.81(80)37.9345.4841.75(79)816.511.7(68)44.29071.7(20)1.241.551.40(61)0.120.610.27(75)0.00070.09880.0308(43)587584356621(77)10.216.9913.48(24)12051500/121388(19)13-1下焦煤0.802.261.49(13)21.4235.9829.46(13)8.9314.2211.33(11)37.9644.5241.48(11)911.510.3(5)627468(2)1.251.561.44(9)0.170.720.325(11)0.00270.00330.0031(3)490363845665(12)10.012.3410.81(8)1500/31500(3)11-21/3焦煤1.022.651.76(77)15.4632.8021.38(76)5.5513.418.20(75)33.9639.8736.53(75)6.513.510.2(65)609378.7(13)1.331.601.39(43)0.282.060.62(66)0.00110.04460.0105(37)549667466293(62)7.5112.349.82(16)12851500/141303(6)81/3焦煤0.712.671.76(60)12.3430.3221.35(60)6.5313.089.15(56)33.1539.5336.71(56)6.521.511.4(46)358473.7(13)1.301.501.41(26)0.121.010.37(50)0.00070.01660.0095(23)544570706253(49)7.2511.309.45(15)12701500/51386(8)7-21/3焦煤0.562.361.59(27)16.6033.0024.48(26)6.9814.649.50(26)34.1838.3236.82(26)91310.8(16)538575.8(9)1.351.631.43(14)0.190.810.48(22)0.00150.00570.0028(11)519567325962(23)7.9810.309.45(5)1500/31500(3)6-2气煤、1/3焦煤0.603.351.61(64)12.7736.9920.81(63)5.8913.859.56(62)34.4640.4738.20(63)1016.512.5(50)24.99074.73(15)1.241.551.37(25)0.272.850.51(55)0.00110.01000.0036(30)497771186394(56)7.513.0211.20(15)13251500/51426(10)4-11/3焦煤0.952.401.74(14)18.9737.3927.57(13)7.1411.068.51(10)33.4737.3035.73(11)91210.3(3)328678(1)1.291.521.38(4)0.401.530.93(9)0.00190.00320.0025(4)488464285732(10)6.609.388.26(3)14801500/11490(2)1气煤、1/3焦煤0.652.121.41(67)8.2732.9715.69(66)4.3715.227.42(66)33.7542.2636.86(67)10.52014.1(63)27.89379.51.251.541.35(31)0.234.960.903(61)0.00140.07440.0109(32)552176096893(62)9.4312.6810.76(15)11501500/21307(22)（二）矿井涌水量预计预计方法为顾桥井田电子版精查地质报告汇编中采用的水文地质比拟法。经与新庄孜矿井实测涌水量比拟表明：矿井开采11-2煤层时的正常涌水量按850m3/h计取，最大涌水量增加1000m3/h。六、其它开采技术条件（一）主要可采煤层顶底板岩石力学特征本井田主要可采煤层顶板主要由泥岩、砂质泥岩和少量砂岩组成；底板均为泥岩和砂质泥岩。顶、底板泥岩、砂质泥岩的抗压强度较低，平均介于342513kg/cm2，砂岩的抗压强度较高，平均介于5711224kg/cm2。但总体来看，本井田主要可采煤层顶、底板岩石工程地质条件比较差，巷道支护和顶板管理比较困难。望有关部门加强井下工程地质研究工作，确保矿井建设与生产的安全。（二）瓦斯本井田共采集13-1、11-2、8、7-2、6-2和1煤层瓦斯样125个。其中主要可采煤层瓦斯测试成果见表1-2-5。根据本井田主要煤层瓦斯测试成果与潘谢矿区生产矿井瓦斯资料综合分析，本矿井应属高瓦斯矿井。随着矿井开采深度的增加，局部可能出现煤与瓦斯突出现象。（三）煤尘与自燃本井田可采煤层除6-2和11-2煤层不自燃不很易自燃以外，其余均为很易自燃煤层。主要可采煤层的煤尘均具有爆炸性。（四）地温根据淮南矿区九龙岗矿长观孔资料，本井田所在地的恒温带深度为自地表向下30m，恒温带温度为16.8。已有测温资料表明：本井田属于以地温异常区为主的高温区，平均地温梯度为3.08/100m。从纵向上看，垂深500m处平均地温在31以上，已达一级高温区；垂深700m处平均地温在37左右，已进入二级高温区；垂深在800m处平均地温高达40以上。预计-780m水平地温可达37.743.7，平均40.1。从横向上看，地温等值线的走向具有与煤层底板等高线走向基本一致的变化趋势。鉴于本井田地温较高，有关部门应引起高度重视，并采取积极的降温措施，以防各类热害发生。表1-2-5 主要可采煤层瓦斯测试成果表 煤层新地层厚度（m）基岩盖层厚度（m）瓦斯含量 (m3/t)瓦斯成份 （%）CH4CO2CH4CO2N213-111-286-21第三节 勘探程度与建议一、勘探程度评述顾桥井田从1966年至1980年间在原有勘探区内先后施工钻孔387个，井田范围扩大后，又增加了原属张集、丁集二井田的部分钻孔49个、顾桥煤层气测试井1个和井筒检查孔7个，全井田共有钻孔444个，钻探工程量346528.70m。其中地质孔407个，工程量326336.65m；水文孔37个，工程量20192.05m，抽水25次。此外，还施工了供水水源详勘孔56个，工程量5885.81m。上述钻孔绝大部分实施了测井工作。为配合原有勘探区的资源勘探工作，还进行了光电和模拟地震勘探，共施工测线长1661.08km，计22786个物理点。为了进一步查明地质构造及主要煤层的赋存状况，1995年又对原勘探区大部分区段进行了高分辨率数字地震补充勘探，完成测线总长781.5km，物理点计35470个，目前即将完成首采块段三维地震勘探工作。实践证明：在资源勘探过程中，采用地震先行、钻探验证、测井定厚的综合方法是合理的，地震和钻探工程在一水平和首采区进行加密控制是正确的，而后期又对生产水平和地质勘探程度偏低的深部及南部实施高分辨率数字地震勘探也是必要的。经过上述各阶段勘探工作，控制了本井田总体地质构造形态，查明了主要断层和褶曲的发育情况，查明了可采煤层层位、厚度、结构、可采范围和煤质特征，查明了水文地质条件及供水水源的水质类型，确定了主要供水含水层，并对其它开采技术条件作了详细了解，地质勘探研究程度是比较高的。因此，本井田2001年的精查地质报告汇编与其所依据的1980年的综合勘探精查地质报告、1988年的供水水文地质详勘报告、1995年的地震补充勘探报告和2001年以前施工的井筒检查孔资料，均可作为矿井设计的依据。二、建议（一）总体来看，本井田的钻孔密度并不太高。尽管中部和浅部钻孔较多，但是，深部和南部钻孔偏少，除构造以外，其它地质特征的勘查程度尚比较低。为确保矿井生产后期顺利接替，建议在适当时期追加一定量的钻探工程，进一步查明或验证深部及南部地质特征。（二）由于本井田先期施工的部分钻孔封闭质量较差，甚至有少量钻孔未予封闭，因而对井下开采十分不利，尤其是那些至太灰终止的钻孔，封闭不好或未予封闭，很可能成为矿井生产的隐患。为此，建议在矿井建设和生产过程中，采取积极的预防措施，避免可能由此而造成的危害。（三）本井田煤层下距石炭系太灰一般只有1620m，如果直接开采，势必会太灰水压过大而破坏1煤层的隔水底板，或沿落差较大且未被岩屑和泥质物充填的断层向矿坑突水，对矿井安全构成巨大威胁。显然在矿井开采初期，不能将1煤层作为首采对象，只有到矿井后期，才能考虑其开采问题。当然，在后期正式开采1煤层之前，还需对太灰补做专门的水文地质工作，以便在掌握可靠的水文地质资料的基础上，采取疏水降压等切实可行的措施，确保安全生产。（四）按照煤矿安全规程（2001）的规定，煤的自燃倾向性分为容易自燃、自燃和不易自燃三类，这一划分标准显然与此前分为很易自燃、易自燃、不易自燃和不自燃四级具有较大变化。为确保井下生产的安全，建议对本井田煤的自燃倾向性按新分类标准重新界定，以便根据新的分类结果，采取预防煤层自燃的综合措施。第二章 矿井储量、年产量及服务年限第一节 井田境界一、井田境界 毕业设计的井田境界：北起F87断层，南至F92断层，西起煤层露头，东至850m煤层底板等高线。走向长为5.3Km,倾向长为3.9 Km。参加储量计算的煤层为：11-2煤层。煤层计算面积约21Km2 ，煤层厚0.897.23m，平均厚3.1m，结构较简单。煤层平均容重为1.4t/ m3。 二、工业指标区内煤层储量计算采用的工业指标，参照现行规范，统一为：最低可采厚度0.70m，最高可采灰份40；第二节 井田储量一、矿井工业储量工业储量采用地质块段法，在煤层底板等高线上计算储量。本井田采用块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛使用的储量计算方法之一。块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个煤厚相近钻孔连成块段。根据此块段的面积，煤的容重，平均煤厚计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。计算公式：Q A M D10-4其中：Q-工业储量（万吨） A-计算面积（m2） M-计算采用厚度（m） D-煤层平均容重（吨/m3）矿井工业储量是勘探(精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表2-2-1的规定。经块段法计算本设计矿井工业储量汇总见表2-2-2。表2-2-1 矿井高级储量比例 地质开采条件储量级 井 型 别比例（）简单中等复杂大型中型小型大型中型小型中型小型井田内AB级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内AB级储量占本水平储量比例70604060503040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平储量的比例4030153020不作具体规定不要求表2-2-2 矿井工业储量汇总表 煤层名称工业储量（万吨）备注ABABCABCAB级储量占总储量的48.3411-2煤层1969.142367.714336.854633.938970.78二、矿井设计储量矿井设计储量等于矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量；计算公式如下：矿井设计储量工业储量永久煤柱损失永久煤柱为：井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱；永久煤柱的留设：本井田范围内无河流、断层及其他构筑物，因此只需要计算境界保护煤柱。井田境界保护煤柱的留设：井田境界处保护煤柱均留设25m。计算得总的损失煤量为159.71万吨。 故，矿井设计储量工业储量永久煤柱损失 8970.78-159.71 8811.07万吨三、矿井设计可采储量矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区回采率的储量。矿井设计可采储量计算公式如下：矿井设计可采储量（矿井设计储量保护煤柱损失）采区回采率保护煤柱为：工业场地、风井场地、主要巷道及上、下山保护煤柱。1、工业场地保护煤柱的计算：按规范规定，年产90万t/a的中型矿井，工业场地占地面积指标为1.2公顷/10万吨。故可算得工业场地的总占地面积：S1.2910.8公顷108000 m2，工业广场占地面积为270400m2,平面形状为矩形。根据垂直剖面可计算工业广场的保护煤柱的留设：计算如下所示：表2-2-3 工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角（ ）煤厚（m）松散层厚（m）（ ）（ ）（ ）（ ）埋深（m）43.19045707070700其中：表土层移动角；煤柱上山移动角；走向方向移动角；煤柱下山移动角；用垂直剖面法留设工业广场保护煤柱如下图所示：图2-2-1 工业广场保护煤柱上图中，四边形ABCD的面积即工业场地煤柱的压煤面积，经计算可得，工业场地共压煤326.4万吨； 2、井下主要巷道设计煤柱损失计算井下主要压煤巷道为皮带大巷、轨道大巷和回风大巷，三条水平大巷之间设计间距为30m，巷道两侧各留40m保护煤柱，计算出井下主要巷道设计煤柱损失为322.03万吨。矿井储量汇总表如下表2-2-4所示表2-2-4 可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量（ABC）万吨矿井设计储量（万吨）矿井可采储量（万吨）永久性煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界构筑物其他工业场地井下巷道其他111-28970.780159.71008811.07326.4322.0306530.11合计11-28970.780159.71008811.07326.4322.0306530.11第三节 矿井年产量及服务年限一、矿井工作制度本矿井设计年工作日为300天。每天三班作业，其中二班生产、一班检修。每班工作8h，每天净提升时间14h。二、矿井设计生产能力矿井设计生产能力：90万t/a。矿井服务年限：T式中：T矿井设计服务年限，a；矿井可采储量，Mt；A矿井设计年产量，Mt/a；K储量备用系数，K1.4。即得：T 65.30 / 0.91.4 52a 50 a 符合矿井服务年限要求若设计生产能力为120万t/a。则矿井服务年限：TZK/AK 65.30 / 1.21.4 3960 a不符合矿井服务年限要求。所以此矿井设计生产能力为90万t/a，设计服务年限为52年。 第三章 井田开拓第一节 概述该井田可采煤层为11-2煤。11-2煤层瓦斯含量高，且有煤与瓦斯突出危险。井田地质条件简单，煤层倾角平均4，厚度平均3.1米。矿井正常涌水量为850m3/h，属1/3焦煤。走向长为5.3Km,倾向长为3.9 Km。第二节 井田开拓一、提出方案根据以上地质条件以及现有的生产开采技术。提出以下三种开拓方案。方案一：立井两水平开采；其剖面图如图所示：1主井 2副井图3-2-1 方案一剖面图方案二：立井单水平加暗斜井开采，其剖面图如下：1主井 2副井图3-2-2 方案二剖面图方案三：斜井两水平开采；其剖面图如图所示：1主井 2副井图3-2-3 方案三剖面图 1技术比较方案一与方案三区别在于井筒形式不同。两方案的生产系统度比较简单可靠，但由于采用斜井开拓时需要预留的斜井保护煤柱将要比立井多，同时斜井井筒长度长于立井，由此，将增加排水费用。而且也比立井难于支护，将增加后期维护费用。所以方案一优于方案三。余下的方案一与方案二均在技术上可行，且不易区别，故需要进行经济比较。2经济比较对于方案一与方案二进行经济比较，详见以下各表表3-2-1 基建工程量序号项目方案一方案二初期比较1主井井筒2副井井筒3井底车场4运输石门表3-2-2 基建费用表方案项目方案一方案三工程量（米）单价（元/米）费用（万元）工程量（米）单价（元/米）费用（万元）初期基建费用主井井筒副井井筒井底车场运输石门合计表3-2-3 生产经营费方案项目方案一方案三生产经营费万元主井提升排水维护合计表3-2-4 综合比较 方案项目方案一方案二费用（万元）百分率（）费用（万元）百分率（）基建工程费生产经营费总费用3综合比较从以上列表可以看出，方案一比方案三节省投资44.65万元。就经济方面来考虑，方案一将优于方案三。且在方案三中有斜井开拓，然而，在本设计矿井中，煤质属于三软煤，所以斜井比立井难以维护。因此，本设计矿井拟采用立井单水平加暗斜井开拓方案。第三节 井筒特征一、井筒断面尺寸1、主井主井主要用于提煤。井筒直径5.0米，采用1对9t提煤箕斗，井筒采用混凝土支护，井筒壁厚400mm。主井井筒断面布置如下：图3-3-1 主井井筒断面布置图2、副井 副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径5米，采用混凝土支护，井筒壁厚400mm，采用1吨矿车双层单车普通罐笼。井筒内还设有玻璃钢梯子间，并敷设有排水管、消防洒水管、压风管、动力电缆和信号电缆。井筒断面布置如下：图3-3-2 副井井筒断面布置图风速校核：验算式： VQ/MSVmax式中：V通过井筒的风速，m/s；Q通过井筒的风量，m3/s；S井筒的净断面积，m2；M井筒的有效断面系数，圆形井为0.8；Vmax安全规程规定的允许最大风速。计算得： V副 Q/MS116/0.819.6257.4 8m/sV风Q/MS110/0.819.6257 15m/s经验算，所选井筒直径能够满足规程规定，符合要求。3、风井风井主要用于回风或兼作矿井安全出口。配备有玻璃钢梯子间及管路、电缆等。采用混凝土砌碹壁，井筒直径5.0米，井壁厚度400mm。风井断面图如下：图3-3-3风井井筒断面图二、井壁的支护材料及井壁厚度为了防止井筒围岩风化及承受地压，保证井筒的形状，必需对井筒进行支护。根据井壁厚度经验数据选择井壁的支护材料为混凝土支护，以节约原材料、降低成本、保证安全生产、加快建井速度为依据，结合本矿井筒断面尺寸。设计本矿主井井壁厚度为400mm，副井井壁厚度为400mm，风井井壁厚度为400mm。三、井筒深度井筒深度除自井口至开采水平的井筒长度外，还需要加井窝的深度。井窝深度：箕斗井为清理井底撒煤，平台下再设4m井底水窝。故一般井筒需要开挖到井底车场水平以下30-40m。如井底装载硐室设于开采水平以上时，可以不设水窝，编制井筒特征表如下表3-3-1所示：表3-3-1 井筒特征表井筒名称主 井副 井风 井井口标高X（m）448974744897824490131Y（m）693473369347536934839Z（m）744719714用 途提煤、回风升降人员、下放物料、设备以及进风回风提升设备一对9吨箕斗双层单车罐笼井筒倾角（）909090断面形状圆形圆形圆形支护方式混凝土混凝土混凝土井壁厚度（mm）400400400提升方位角（）9090井筒深度714307145714断面积净（m2）19.62519.62519.625掘（m2）26.40726.40726.407第四节 井底车场一、井底车场形式的选择井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力3050。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车。根据本矿实际情况选用立井刀式环行井底车场。井底车场设计示意图如下:图3-4-1 井底车场示意图二、线路总平面布置1、井筒相互位置的确定本矿井所在地地形平坦，井筒位置不受地面限制，主井中心坐标为（4489747，6934733），副井中心坐标为（4489782，6934753），两井筒垂直于存车线方向的距离H为35m，平行于存车线方向的距离L为20m。如下图所示：1 主井中心线；2副井中心线；3副井储车线图3-4-1 井筒相互位置图两井筒中心点间的直线距离C为： C40.4m2、井底车场各存车线长度的确定井底车场线路包括存车线和行车线。存车线为存放空、重车辆的线路，它由主井重车线、主井空车线、副井重车线、副井空车线及材料车线组成。行车线为调度空、重车辆的线路，如连接主、副井空、重车线的绕道和调车线。副井马头门线路也用于行车线。除上述主要线路外，在井底车场内还有一些辅助线路，如通往各硐室的专用线路和硐室内铺设的线路。当运输大巷采用列车运行时，主、副井空重车线长度应符合设计规范规定：主井空、重车线长度应能够容纳1.52列车，副井进、出车线长度，应能够容纳11.5列车。材料车线应能够容纳10个以上材料车到一列车。井底车场线路由直线线路和连接部分所组成，连接部分包括曲线线路和道岔。直线线路就是指存车线和行车线以及调车线。本矿井运煤直接由胶带输送机运往煤仓，故无需计算主井空、重车线长度。1）、副井空、重车线长度LmnL1L2L3式中：L副井空、重车线长度，mm列车数目，列数，取1列； n每列矿车数，辆，取22辆；L1一个矿车长度，m，2000mm；L2电机车长度，m，4490；L3电机车制动距离，m，取15m；副井辅助运输采用1t固定矿车，型号为MG1.16A，外形尺寸20008801150mm，自重618kg。电机车选用XK86/140KBT,外形尺寸449010441600 mm。 LmnL1L2L3122200044901500063490m，取L65m；2）、材料车线长度L10L材式中：L材料车线长度，m；L材一辆材料车长度，m，2000mm；本矿井选用1t材料车，型号为MC16B，外形尺寸20008801150mm。 L10L材15200030000mm 取L30m3、马头门线路长度马头门线路指副井重车线的末端至材料车线进口变正常轨距的一段线路，线路布置图如下所示： 图3-4-2 马头门线路布置马头门线路Lm可有下式进行计算确定：L0a2bcdefeghiLsLn式中：L0马头门线长度，m；Ls马头门重车线长度，m；Ln马头门空车线长度，m；a从复式阻车器的前轮挡到对称道岔基本轨起点之间的距离，取2.0m；b基本轨起点至对称道岔连接系统末端之间的距离，其长度取决于对称道岔的型号。本对称道岔选型为DC618-4-12，b3.318m；c对称道岔连接系统的末端与单式阻车器轮挡面之间的距离。取两辆矿车长，4.0m；d单式阻车器轮挡面至摇臂中心线间距离。一般取2.03.0m，取2.0m；e、 e摇台的摇臂长度。600mm轨距摇臂长度;e2.3m，e2.8m；f罐笼长度，取4.0m；g出车方向摇台摇臂轴中心线至对称道岔连接系统的末端之间的距离，取3.0m；h缓和线长度，取2.0m；i基本轨起点到单开道岔平行线路连接系统终点的长度，从窄轨道岔线路连接手册中查得i6.0m;计算得：L034.736m 4、道岔及弯道的连接尺寸计算： 1）、线路概述井底车场线路包括存车线和行车线。存车线为存放空、重车辆的线路，它由主井重车线、主井空车线、副井重车线、副井空车线及材料车线组成。行车线为调度空、重车辆的线路，如连接主、副井空、重车线的绕道和调车线。副井马头门线路也用于行车线。除上述主要线路外，在井底车场内还有一些辅助线路，如通往各硐室的专用线路和硐室内铺设的线路。井底车场线路由直线线路和连接部分所组成，连接部分包括曲线线路和道岔。直线部分为存车线和行车线，以及其他辅助线路。2）、曲线线路曲线线路亦称弯道，在矿井轨道线路中，所采用的曲线都是圆曲线。在线路连接计算中，曲线半径R是一个主要的参数。600毫米轨距的电机车运行线路，其R不小于12米，一般取1520米。在本设计中，1吨系列矿车采用12米。在井底车场施工图中，曲线线路由下列参数确定：曲线半径R及曲线线路的转角，曲线的切线长度T和曲线的长度K。本设计中R12000mm，45，T4971，K9424mm；、R12000mm，53，T5983mm，K11099mm；R12000mm，90，T12000mm，K18848mm；图3-4-3 弯道线路连接3）、道岔矿井窄轨道岔是线路连接系统中的基本元件，其作用是使车辆由一条线路驶向另一条线路。根据所确定的车场形式、线路布置方式以及运行的车辆类型，选择钢轨型号为18kg/m，轨距600mm，弯道曲率半径12m，4号道岔。表3-4-1 道岔一览表 项 目名 称a（mm）b（mm）L（mm）V速度（m/s）DK618-4-12140153472332874001.53.5DX618-4-12131401534723328120631.53.5DC618-3-121805530”2077272348001.53.5、单开道岔平行线路的连接计算己知：道岔DK618-4-12，a3472，b3328，14015，R12000mm，S1300mm；求：L，c，n, D查表得：L13222mm，c2922mm，n6250mm，D13075mm。 图3-4-4 单开道岔平行线路的连接、单开道岔非平行线路连接计算己知：道岔DK618-4-12，a3472 mm，b3328 mm，14015，R12000mm，45；求：m，n，H, T查表得：m8861mm，n6719mm，H4751mm，T4125mm，Kp8050mm。图3-4-5 单开道岔非平行线路连接、渡线道岔连接计算已知：DX618-4-1213，a3472 mm，b3328 mm，14015， S1300mm。求：L0，L，D，C查表知：L05119mm，L12063mm，D10526mm，C481mm。图3-4-6 渡线道岔连接计算、对称道岔连接计算已知：DC618-3-12，a3496mm，b3404mm，14015，R12000mm，S1600mm。求：C，n，L，D 查表知：C864 mm，n3625mm，L8118mm，D6683mm。图3-4-7 对称道岔连接计算 5、井底车场线路总平面布置图3-4-8 井底车场设计计算图线路布置如上图所示，用投影进行车场闭合计算：-L轨道大巷4mm因此认为车场完全闭合。三、井底车场通过能力计算本车场运煤通过胶带输送机运送，不需要矿车，因此只需要计算辅助运输时矿车的运行图表和调度图表。1、区段划分根据区段划分的原则，井底车场区段划分如下：区段划分 ：1-2；：2-3；：3-4-5；：5-6-7；：7-8；：8-1；图3-4-9 区段划分2、调度图表的编制表3-4-1 1t吨列车运行时间表区段运行状况运行距离（m）运行速度（m/s）运行时间（s）1-2拉重列车68.131.5452-3推重列车33.751343-5推重列车80.131.5405-7拉空列车84.122427-8拉空列车53.71.5368-1拉空列车288.132144合 计607.96341图3-4-10 调度图表3、通过能力计算本设计矿井煤直接从带区通过胶带输送机运送到井底煤仓，车场的通过能力只与胶带输送机的技术特征有关，因此无需计算井底车场的通过能力。四、确定井底车场主要巷道断面1、巷道断面的设计巷道断面设计主要包括：巷道断面形状的选择、巷道支护方式及巷道断面尺寸确定等内容。2、巷道断面形状选择井底车场巷道服务年限长，要求将井底车场巷道布置在稳定的岩层中，因此，一般井底车场巷道采用拱形断面。3、巷道支护方式井底车场巷道一般多采用锚喷支护。4、巷道断面尺寸的确定巷道断面的尺寸要符合煤矿安全规程规定：巷道净断面，必须满足行人、运输、通风、设备安装、检修和施工的需要。因此，巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途；存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格、人行道宽度与各种安全间隙以及通过巷道的风量等。5、巷道断面特征:轨道大巷和皮带大巷均为半圆拱形，由于本矿井走向比较长，瓦斯绝对涌出量大，因此大巷断面面积应该适当加大。巷道净宽度4.76m,巷道拱高2.38m,巷道整个高度为3.962m。巷道掘进面积18.43m2,净断面积16.37m2, 净周长15.4m，支护采用锚喷支护，支护厚度100mm。五、井底车场硐室1、主井系统硐室1）、井底煤仓：井下煤仓上接卸载站硐室，下连箕斗装载硐室。通常为一条较宽的倾斜巷道，其中分成两个隔间，一个用以存煤，另一个为人行通道。近年来，也有些矿井采用了垂直式煤仓。容量按两小时输送机的运送量取值，500t。2）、箕斗装载硐室：其内安设箕斗装载设备，将煤仓之煤按定量装入箕斗。本硐室上接煤仓，并与立井井简直接相连，一般情况下位于井底车场水平之下。3）、主井清理撤煤硐室及斜巷：箕斗装裁时，部分煤炭撤落到井底。为了清理需设置清理撤煤硐室，其中安设提升绞车，并经清理斜巷将矿车或小箕斗送入井底。清出的煤炭提升至运输水平，然后由矿车运至翻笼卸入煤仓。4）、主井井底小水泵房：为了清理撤煤和防止箕斗装载设备被水淹没，必须及时排除井底积水。通常在清底设备之下或其附近，于井筒一侧开一小泵房，安设两台水泵，一台工作，一台备用。井底积水排入井底车场巷道的水沟中，再流入水仓。2、副井系统硐室1）、马头门：它是副井井简与车场巷道相连接的部分。材料、设备和人员都要通过它进出罐笼。在马头门附近为便于矿车进出罐笼，要安设推车机、阻车器等设备。2）、中央变电所：中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入，输出电缆线，配电均衡，安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所置于副井与井底车场连接的附近。变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也可采用不燃性锚喷支护。硐室必须设置易关闭的既防水又防火的密闭门，门内可设向外开的铁珊门，但不能妨碍门的关闭。从硐室出口防火门起5米内的巷道应砌碹或用其它不然性材料支护。变电所的地平，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出0.5米。硐室不应有滴水现象，电缆沟应设一定坡度，以便将积水随时排除室外。中央变电所应根据规定，设置灭火器材，如配备灭火设备和充足的沙箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。3）、中央水泵房：水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：管线敷设最短，不仅节约管线电缆，而且管道阻力和电压降最小。一旦井下发生水患，人员，设备便于撤出，或便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故，恢复生产。要求具有良好的通风条件。根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室，即使有特殊原因也要尽可能靠近副井。中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可是用锚喷支护，但不得有淋水。出口通道处需设置向外开启的能防水防火的密闭门。从硐室出口密闭门起5米内的巷道，应砌碹或采用其它不燃性材料支护。泵房硐室的地平应高出通道与车场连接处地板0.5米，设有流水坡，以防硐室积水。水泵工作的总能力应满足20小时内排出矿井24小时的正常涌水量。4）、井底水仓：井底水仓是按照矿井正常涌水量计算的，煤矿安全规程规定，当矿井正常涌水量在1000立方米/小时以下，主要水仓有效容积能容纳8小时的正常涌水量。同时主要水仓的有效容积不得小于四小时的矿井正常涌水量。矿井主要水仓必须含有内水仓和外水仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用，特殊情况应设多条水仓。据上述可知，本矿正常涌水量850立方米/小时，小于1000立方米/小时。故其容量：VQ8式中：V水仓容积，立方米Q矿井正常涌水量，立方米/小时计算得：V6800立方米本矿井水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水，水仓净断面应乘以1.2的系数。为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水仓方向设立反坡，其坡度常为12，在水仓最低点既清理斜巷底部附近应设积水窝，在清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。5）、等候室:在副井井筒附近应设置等候室，作为工人候跟休息的场所。等候室多和工具房相邻，以便于工人领取工具。六、其他硐室其他硐室主要有：调度室、电机车库及电机车修理间、防火门硐室、火药库等。各硐室的具体位置见井底车场平面布置图所示。第五节、开采顺序及带区、采煤工作面的配置一、开采顺序安全规程规定：突出矿井、高瓦斯矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区域的采煤工作面，不得采用前进式采煤方法。在井田范围内，带区的开采顺序为后退式，即从井田南北两翼向井田中央推进的方式。在带区内优先开采离井筒近的条带，矿井投产快，可以节约初期投资。然后再在带区内进行跳采，跳采方式巷道掘进工程量少。二、保证年产量的同采采区数和工作面数1、保证年产量的同采采区数和工作面数本矿采用综合机械化采煤，一个工作面的生产能力可达到90万吨左右。2、矿井达到产量时工作面个数（1）确定达到设计产量时工作面总线长：BAx/（MrLK3）式中：B采煤工作面总线长，m；A矿井设计年产量，t/a；取0.9mt/a；x回采出煤率，取0.9；M同采煤层总厚度，m；取3.1m；r煤层容重，t/m3；取1.4t/m3；K3工作面回采率，取95%；L年推进度，L300.n.I.；其中：300矿井年工作日，天；n日循环数，个；8个；I循环进度，m；0.6 m；正规循环系数，0.81L300.n.I.30080.60.91296m煤层厚度介于1.43.2的综合机械化采煤工作面年推进度不应小于1200m。 故： B Ax/（MrLK3） 0.91060.9/（3.11.412960.95） 152m（2）确定同采工作面个数NBn/l （取整数）式中：N同采工作面数，个；B工作面总线长，m；n同采煤层数；l回采工作面长度，m；计算得：N1521/1600.9 取整数为1故工作面个数为1个。3、矿井产量的验算根据所配置同采工作面的具体条件，验算投产初期矿井年产量，验算公式如下：式中：An矿井同采工作面产量总和，万t；mi第i号工作面采高，m；Li第i号工作面年推进度，m；Ii第i号工作面长，m；i第i号工作面煤的容重，t/m3；n同采工作面数，个；Ki回采工作面采出率；计算得：An13.116012961.40.982万吨An加上全矿井掘进煤之和为：829010%91万吨，小于1.15A，故符合规范要求。确定同采工作面为1个，工作面长为160m。第六节、井巷工程和建井工期巷道掘进进度指标见表3-6-1，根据上述有关的设计和计算结果，编制施工进度表确定建井工期见表3-6-2，并计算统计达到设计产量时的井巷工程量见表3-6-3。表3-6-1 巷道掘进进度指标表井巷道工程名称围岩类别掘进进度指标（m/月）立井井筒岩石50硐室工程岩石600m3井底车场岩石150顺槽及横贯煤400开切眼煤400注：倾角大于8的上下山的掘进速度，其修正系数上山应为0.9，下山应为0.8； 有煤和瓦斯突出危险的煤层巷道掘进速度应采用0.8修正系数。 表3-6-2 井巷工程施工进度表表3-6-3 矿井达到设计产量时井巷工程量表序号巷道名称支护材料断面形状巷道断面m2巷道长度(m)工程量（m3）备注净掘净掘一开拓巷道1主 井混凝土圆形19.62526.40774414601196472副 井混凝土圆形19.62526.40771914110189873风 井混凝土圆形19.62526.407714280253770924井底车场锚 喷半圆拱18.4320.3470012901142385石 门锚 喷半圆拱24.826.38150372039576轨道大巷锚 喷半圆拱16.3718.43360058932663487运输大巷锚 喷半圆拱16.3718.43360058932663488回风大巷锚 喷半圆拱16.3718.43360058932663489回风石门锚 喷半圆拱24.826.386014881583小计176.015207.61913887251641295165二回采巷道1轨道斜巷工字钢梯形13.9314.41150020895216152皮带斜巷工字钢梯形13.9314.41150020895216153开切眼液压支架矩形1515.86160240025384小 计42.8644.6831604419045768合计218.875252.29917047295831340933由施工进度表可知，四个施工队同时施工，施工过程中如无重大地质问题影响施工的正常进行，理论计算经过57.8个月可满产。第四章 采煤方法第一节 采煤方法的选择为了对各煤层选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征。并参考实习矿井或矿区实际使用经验。1开采条件本井田位于陈桥背斜东翼与潘集背斜西部的衔接带，总体构造形态为走向南北、向东倾斜的“S”型单斜构造。地层倾角平缓，平均4左右, 为近水平煤层，断层较少，构造简单；煤层瓦斯相对涌出量12.85 m3/t。为高瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险。综上所述，本井田煤层赋存稳定、块段完整、开采面积大、适合综采储量多，故应优先考虑采用综合机械化开采。2.采煤机械化发展现状近年来，随着世界煤炭技术的不断发展，我国综合机械化采煤技术提高很快，生产技术和管理经验日趋成熟，综合机械化程度已由1990年的35.5%提高到1998年的49.3%。我国潞安、晋城矿务局及兖州矿业（集团）的南屯、兴隆庄、鲍店、东滩、济宁二号井、济宁三号井等6对矿井综采机械化程度均达到100%。淮南矿业集团自80年代初以来，已有近20年的综合机械化开采经验。2000年综合机械化开采程度已达45.3%。2001年底投产的张集矿井及正在生产的谢桥矿井综合机械化程度已达100%。综合以上分析，根据本井田的煤层开采条件，并结合当前煤炭生产技术的发展和淮南矿业集团的综采实践经验，本矿井选择以综采为主的采煤工艺。3.采煤方法（1）国内采煤方法发展现状本矿井可采煤层属缓倾斜煤层，目前我国缓倾斜煤层主要采用走向长壁和倾斜长壁采煤法开采，工作面产量分别占总产量的88%和12%。其中走向长壁采煤法开采技术业已成熟，并被广泛采用。新集矿区以及邻近的淮南矿区均以走向长壁采煤法开采为主。倾斜长壁采煤法多在大同、兖州、鸡西等24个矿区、100多对矿井采用，并取得了较好的经济效果，积累了丰富的开采经验，现正在条件适宜的地区推广使用。本矿井邻近的张集矿井初期移交的两个13-1煤层工作面（煤层倾角78）均采用倾斜长壁布置，2002年最高日单产分别达到10.1kt和11.3kt。（2）采煤方法选择本井田走向长5.3km，倾斜宽3.9km，面积21 Km2，煤层倾角较缓，宜采用倾斜长壁式开采；若开采下山时考虑本矿井属于高瓦斯矿井，宜采用走向长壁开采。综上分析，本设计矿井采用走向长壁与倾斜长壁相结合的综合机械化采煤方法。全部冒落法管理顶板。第二节 带区巷道布置及生产系统一、带区斜长的确定本矿井沿走向划分为18个多分带组成的3个带区，每个带区走向长度1000m，倾斜长度1500m，每个带区内再划分为6个条带工作面，工作面长160m。矿井投产区为井田中央靠近工业广场的1号条带工作面。二、煤柱尺寸该带区开采的11-2号煤层为厚度3.1m的中厚煤层，综采工作面布置，沿空掘巷，留设带区保护煤柱宽度为10m。三、巷道布置由于倾斜长壁采煤法取消了采区上（下）山，采区车场。巷道布置简单，在主井和副井开凿至开采水平标高后，布置井底车场，沿煤层走向开掘大巷，而后在水平大巷两侧沿煤层走向划分为若干条带，在每个条带中布置四到六个工作面，在工作面两侧掘进工作面运输和回风斜巷。回采工作面沿俯斜方向推进。本设计带区属俯斜开采，煤层赋存比较稳定，瓦斯涌出量大，矿井服务年限比较长，因此沿走向在煤层底板中布置三条大巷，一条皮带大巷，一条轨道大巷和一条回风大巷，大巷掘进到带区开采长度后，开始掘进工作面斜巷，一条轨道斜巷，一条皮带斜巷，然后掘进开切眼。四、带区斜巷的布置设计采用倾斜长壁采煤法，综放工艺，因此只需在煤层中每个分条带两侧布置一条轨道斜巷和一条皮带斜巷，皮带斜巷布置胶带输送机，负责工作面煤炭的运输，并作进风巷之用，轨道斜巷布置一条600mm轨道，负责辅助运输、行人，并作回风顺槽之用。斜巷的断面形式为梯形，支护形式为工字钢支护。五、带区联络巷道及下部车场带区轨道斜巷和水平轨道大巷联系采用下部车场联系，皮带斜巷和水平皮带大巷用带区煤仓联系。带区下部车场是带区掘进出煤、出矸、进料等的转运站，车场形式多为绕道式。绕道位于大巷的顶板或者底板，根据本矿井煤层倾角较小，应该采用底板绕道。示意图如下图4-1-1：图4-1-1 带区下部车场六、带区硐室带区硐室包括带区煤仓、绞车房和变电所。煤仓的形式为圆形断面，直径4.0m，高20m，容量350t。一个带区的相邻两个工作面共用一个煤仓，或者每个工作面单独布置带区煤仓。为了大巷安全，煤仓与大巷连接处必须加强支护，在煤仓下部收口处四周敷设数根钢梁，灌入混凝土与大巷支护连为一体。煤仓壁采用砌碹支护。绞车房应选择在围岩稳定，无淋水，矿压小和容易维护的地点；应避开较大的地质构造、含水层，并不受开采影响，绞车房与相邻的巷道要有足够的保护煤柱或研柱，支护用不可燃材料，断面为半圆拱形，锚喷支护厚度300mm，长度6.0m。另外，在满足施工机械安装和提升运输要求前提下，绞车房应尽量靠近变坡点，以减少工程量。带区变电所是采区供电的枢纽。由于低压输电的电压降较大，故合理的确定采区变电所位置及尺寸是保证采区正常生产，减少工程费用的重要措施。采区变电所应设在岩层稳定，无淋水，矿压小及通风良好的地点，并位于采区电负荷中心。工作面采用移动变电站。带区变电所采用不可燃材料支护，且采用锚喷支护形式。地板采用100号水泥混凝土铺底，高出临近巷道200300毫米，具有3的坡度。以防矿井水流进室内。硐室内一般不设电缆沟，电缆沿墙敷设，电缆穿过密闭门处需要套管保护。硐室与通道连接处，必须装设向外开的防火栅栏两用门。七、带区生产系统1、运煤系统：采煤工作面皮带斜巷带区煤仓皮带大巷井底煤仓主井地面2、运料，排矸系统：副井井底车场轨道大巷带区下部车场轨道斜巷工作面排矸与之相反。3、供电系统：地面中央变电所带区变电所工作面移动变电站用电负荷4、通风系统：新鲜风流：地面副井井底车场轨道大巷皮带斜巷工作面污风风流：工作面轨道斜巷回风大巷风井地面5、洒水系统副井井底车场轨道大巷轨道斜巷加压泵站工作面第三节 回采工艺设计一、概述（1）国内采煤工艺发展现状缓倾斜厚煤层一次采全高综采技术已在神东、淮南、邢台、开滦、晋城、铁法、西山、徐州、枣庄等矿区推广使用，并取得了较好的经济效益和丰富的开采经验。据统计，缓倾斜厚煤层一次采全高综采产量已占国有重点煤矿产量的15%左右，并有逐步提高的趋势。如神东大柳塔煤矿在工作面长238m、采高4.0m条件下，采用全套进口综采设备（包括德国WS1.7型高强度掩护式液压支架、PM4电液控制系统、美国6LS-5型电牵引采煤机、功率1500kW等），2000年度综采面单产达到8030kt，煤炭日产达到36.8kt；神东补连塔煤矿采用美国JOY8670-2.4/5.0型两柱掩护式液压支架，在采高4.54.8m的条件下，综采面日产达到2527kt；本矿井邻近的张集煤矿在工作面长220m、采高3.9m（13-1煤层顶板14类、底板a类）的条件下，采用国产ZZ6000-20/42型液压支架、MG400/920-WD型采煤机、2002年2个综采面出煤达到507.0kt，工作的最高日产达到11.3kt；邢台东庞煤矿在采高4.4m、煤层倾角1518、2类顶板条件下，采用国产大采高综采设备，1997年度综采面单产达到2230kt。针对大采高工作面片帮冒顶问题，各矿在学习国外先进技术基础上也探索出一套成功经验： 精选支架根据美国及国内神东矿区实践经验，在中等稳定及偏下类顶板开采条件下，采用高强度二柱掩护式支架，可有效地阻止顶板岩层向采空区移动的纵向推力，改善工作面围岩的受力条件，工作面片帮冒顶事故随之减少。如美国10个厚煤层矿井中考虑煤质问题有6个矿井留有顶煤（均采用二柱掩护式支架），均不存在顶煤留不住或工作面冒顶问题。 提高液压支架初撑力开滦钱家营、西山官地等煤矿通过配备初撑力保证阀，提高液压支架初撑力，有效地减少了工作面顶板下沉量，进而减少了片帮、冒顶次数。 及时支护端面顶板和煤壁邢台东庞矿在大采高综采工作面实行追机作业，即在采煤机割煤后，紧跟着擦顶带压移架，移架到位后，立即将支架的伸缩式（或折叠式）前探梁及护帮板伸出，及时支护住新裸露的顶板及煤壁。 加固煤壁开滦范各庄矿工作面局部采用木锚杆加固煤壁，效果较好。 加快工作面推进速度大采高工作面加快推进速度，缩短端面顶板及煤壁悬露时间，减少煤体及端面顶板的累计变形量，亦可提高煤壁的稳定性。如本矿井邻近的张集矿井大采高（3.9m）工作面片帮冒顶较少，与工作面推进速度较快（平均186m/月）有很大关系。 合理选择工作面采高根据工作面顶板和煤层条件，合理选择工作面采高，可有效地控制工作面片帮冒顶程度。根据邢台东庞矿在2702工作面的2类顶板条件下，进行一次采全高综采试验观测结果，煤壁片帮深度随着实际采高的增大而呈非线性增加；当采高超过5m后，其片帮深度急剧增加。综合近年来神东大柳塔、补连塔、邢台东庞、淮南张集等矿的开采经验，在顶板中等稳定、煤质较硬的条件下，采高可达到5m；对于顶板稳定性较差、煤质较软的煤层，采高不宜超过4.5m。综上分析，目前国内4.5m以下缓倾斜厚煤层综采成套设备已实现国产化，回采工艺已日趋成熟，工作面单产已达到较高水平，5m大采高工作面也取得了成功经验。国内外采煤技术的发展为本矿井采煤工艺的选择提供了依据。（2）回采工艺的选择根据本井田煤层赋存条件和国内外采煤技术装备发展水平，设计确定11-2煤层（平均厚度为3.10m）采用一次采全高回采工艺。二、综采工作面回采工艺设计1、国内外采煤工作面设备发展水平（1）液压支架目前，国外液压支架的主要发展趋势是高阻力、高可靠性、宽中心距和电液控制的二柱掩护式支架。1996年美国采用二柱支架的工作面达66个，占96%，至年底仅剩一个四柱支架工作面。澳、英、德等国近年来也大力发展二柱支架，新购置支架大多为二柱式。其主要原因是两柱支架结构简单。高强度二柱掩护式支架可有效地遏止顶板岩层向采空区移动的纵向推力，改善工作面围岩的受力条件，减少工作面的片帮冒顶。国内神东大柳塔、补连塔、邢台东庞、义马耿村等矿的大采高工作面均采用二柱掩护式支架，工作面单产达到较高的水平。美国及国内神东矿区井下工作面多为中等稳定顶板，邢台东庞为中等稳定偏下类顶板，多年的生产实践表明，在大采高、中等稳定及偏下类顶板条件下，高工作阻力的二柱掩护式支架是发展方向。近年来液压支架有向重型发展的趋势，支架工作阻力逐年增加，美国长壁工作面支架工作阻力大部分在70008000kN，最大的二柱掩护式支架工作阻力达到9800kN，而美国煤层埋深都在500m以内，平均306m。国内神东大柳塔矿在采高4.0m的工作面，液压支架工作阻力达到6715kN，在回采期间仍存在顶板沿煤壁切落100200mm的台阶下沉现象，说明支架的工作阻力并不富裕。神东大柳塔矿在采高4.54.8m的工作面，液压支架工作阻力达到8670kN，在回采期间未发生过顶板台阶下沉和支架严重下降问题。国外液压支架普遍采用电液控制和高压大流量供液系统，移架速度达68s/架，1996年美国已全部采用电液控制。国内神东大柳塔矿国产大采高液压支架采用了大流量片阀，移架速度只能达到1215s/架。可见，电液控制系统优势明显。国外液压支架广泛采用高强度材料，支架寿命和可靠性大大提高。部分公司支架寿命达14年以上。国内神东大柳塔矿采用德国高强度掩护式支架，该套设备大修前共回采了6个综采面，采出煤量14.48Mt，其可靠的性能、卓越的过煤能力为大柳塔矿高产高效的实现提供了保证。（2）采煤机滚筒采煤机的主要发展趋势是大功率、电牵引、多电机、大截深和自动控制等。1996年美国长壁面采煤机的平均功率已达933kW，最大1492kW，采煤机割煤速度普遍在89m/min以上，最高达到13m/min，空载牵引速度最大达45.9m/min，截深加大到1.01.2m。大部分采煤机装有遥控、监测、故障诊断系统。近年来已有部分长壁面采用智能采煤机，可根据预先设定的顶煤厚度自动调整滚筒高度，自动调整牵引速度和测定采煤机位置。国内神东大柳塔矿采用美国6LS-5型电牵引采煤机，功率1500kW，牵引速度015m/min。国产电牵引采煤机经过多年的研制和实践已经成熟，装机总功率已达1200kW，牵引速度达到12.8m/min，截深达到0.8m，采高达到4.5m，基本上能满足3.0Mt/a大采高综采面采煤需要。（3）工作面刮板机工作面刮板机是向重型化、大功率、大运量、高强度和高寿命方向发展。1998年，美国长壁面刮板机功率平均1195kW，最大2238kW，溜槽宽最大1.332m，运量最大40005000t/h。近年来安装的工作面刮板机还采用了CST保护驱动控制装置，可实现重载软启动和载荷分配。国产工作面刮板机功率达到1400kW，溜槽宽达到1.2m，运量达到2500t/h，长度达到300m。2、设备选型原则（1）本矿井采煤工作面装备力求达到国内领先、国际先进水平。（2）设备选型在技术先进、生产可靠的同时，兼顾设备间的相互配套，保证运输系统流畅，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采设备优势。（3）根据对全国高产高效工作面装备的调研和分析，工作面要实现高产高效，其主要设备应有足够的富裕系数，以减少设备故障率，提高开机率，实现工作面高产稳产。（4）根据开采煤层（11-2）的开采技术条件以及国内采、支、运设备生产现状，11-2煤层综采工作面全部采用国产设备，但关键部件考虑进口，且生产能力留有足够的富裕系数，以满足工作面安全高效的要求。3、液压支架选型按照我国现行“缓倾斜煤层工作面顶板分类方案”及“缓倾斜煤层工作面底板分类方案”，根据11-2煤层钻孔资料统计分析，其直接顶多为砂质粘土岩和炭质页岩，属23类，老顶为级；直接底为粘土岩和砂质泥岩，基本属b类。根据不同类（级）的顶底板所适应的架型，本矿井11-2煤层一次采全高工作面可选择二柱掩护式或者四柱支撑掩护式支架，设计结合国内外大采高液压支架的实践经验和发展趋势，推荐采用国产高强度支撑掩护式支架。（a）围岩条件对支架结构的要求由表1-2-2可知，11-2煤层顶板属中等稳定偏下类顶板；底板抗压强度较低，且该煤层煤质较软。因此，要求支架必须能够实现快速移架、追机作业、及时支护，邻架之间要有完善的封顶能力；底座对底板的比压要小，分布要合理；同时要有较强的控制煤壁片帮的能力。（b）支架高度的确定11-2煤层厚度为2.373.61m，平均3.1m。结合煤层及顶、底板条件，本设计推荐支架高度为2.24.2m。（c）支护强度估算P7mr9.810-3cos式中：P支护强度，Mpa；m采高，取3.1m；r岩石容重，取2.6t/m3 ；计算结果如下：P7mr9.810-3cos 73.12.69.810-3cos40.552MPa按支架有效支护面积8m2计算，支架工作阻力为4400KN。（d）液压支架选型根据上述计算分析，并结合高产高效工作面对支架支撑能力的要求，11-2煤层液压支架采用支撑掩护式支架。型号为BC480-22/42型，其参数表如下：表4-3-1 液压支架参数型 号支撑高度中心距工作阻力/初撑力适应倾角BC480-22/422.24.2m1.5m4800/3940kN6.8经验算所选的钢丝绳满足要求。图5-2-1 多绳提升系统图3、多绳摩擦提升机的选择提升机的选择是在确定主导轮直径D和钢丝绳最大静张力、最大静张力差后，查提升机特征表后确定。（1）、主导轮直径 根据规程规定，摩擦式提升机的主导轮直径D与钢丝绳直径d之比应符合下列要求：有导向轮：D90433870mm（2）、钢丝绳最大静张力，对于等尾绳及轻尾绳提升系统Ff： 箕斗提升时：FfQQmnp（HKHt）nqHHg 2225046.63(31754)46.6313.39.8429kN钢丝绳作用在主导轮的最大静张力差Fe箕斗提升时：FeQHtg，N Fe114509.8112.21kN式中：提升钢丝绳与平衡尾绳总单位质量之差。根据上面计算的D、Ff和Fe选择提升机为：JKD28006型号 主导轮直径：4.0m 钢丝绳最大静张力：429kN 导向轮直径：3.0m 钢丝绳最大静张力差：112.21kN4、电动机容量选择KW式中：N提升机电动机估算功率，KW； Q一次实际提升量，11450kg；K矿井提升阻力系数K，取1.15；减速器的传动效率，一级传动，取0.92;P动负荷影响系数，P1.2-1.4，取1.2；V提升速度,根据选用提升机情况,最大提升速度V11.75m/s；g重力加速度,取9.8m/s2。选择电动机参数表如下：表5-2-1 电动机型号型 号功率KW电压V电流A转速YR2000-12/1730200060002334955、矿井提升能力校核：由于年产量为0.9Mt/aA11.17 Mt 0.9Mt式中：A矿井实际年生产能力,万t;C提升不均衡系数，取1.2；af提升富裕系数，取1.2；t日提升小时数，取14h；n年工作日数，取300d;Tj一次提升循环时间，103.9s；Q一次提升实际提升量，16t；从提升能力校核结果可以看出，选用9t标准箕斗能够满足矿井进行0.9Mt/a生产能力的要求。二、副井提升容器的确定煤矿安全规程规定：专为升降人员和物料的罐笼（包括有乘人间的箕斗）应符合下列要求：（1）、乘人层顶部应设置可以打开的铁盖或铁门，两侧装设扶手。（2）、罐笼必须满铺钢板，如果需要设孔时，必须设置牢固可靠的门；两侧用钢板挡严，并不得有孔。（3）、提升矿车的罐笼内必须装有阻车器。（4）、立井中升降人员或升降人员和物料的提升装置的滚筒上缠绕的钢丝绳层数为1层；专为升降物料的为2层。1、设计依据：（1）、一次提升人员24人；（2）、最大班下井人数122人；（3）、井深714m；（4）、提升方式：1吨标准罐笼提升参照矿山固定机械设备手册，副井提升采用1对双层单车罐笼，自重5000kg。2、用提升人员进行验算：式中：nr 每罐提升人数，24人；n0 最大作业班下井工人数，取122人；a 提升加速度，取0.70.75m/s2； H 提升高度，HHsHx 71420734m；Hs矿井开采水平垂直深度，取714m；Hx卸载水平至井口水平距离，取20m；U 容器在爬行时所需的附加时间，取10s；上、下人员休止时间；m/s单层罐笼每次升降5人及以下时，其休止时间为20s，超过5人，每增加1人增加1s；双层罐笼升降人员，如两层中的人员可同时进出罐笼时，休止时间比单层罐笼增加2s信号练习时间，当人员由一个水平出罐时，休止时间比单层增加一倍，另加6s换置罐笼时间。一次提升循环时间：Tj H/Vj Vj/a 734/13.513.5/0.71041124.7s122 n03、以最大班净作业时间5小时验算（1）提矸石每班作业时间一车矸石重量为： QrgV1.60.91.1m31.6 t 每日矸石提升量：Q0(900000/300)15%450 故，提矸石每班占用时间为： t矸 Q0 T j/(23600q0) 450124.7 /(236001.62) 2.43h（2）升降其他人员的时间t人 1.5 T jn 0 /(60 n r) 1.5124.7122/(6024) 15.8分60分0.2t人0.215.83.16分0.053 h（3）下坑木、支架按日需量的50%计算，取0.3小时（4）下炸药24次，保健车24次，运送设备510次，其他510次，最多共为28次，则： t28124.7/36000.97h故，总计时间：T 2.430.0530.30.973.75h 5 h故，副井提升容器设计符合要求。矿井副立井提升任务主要有：提升人员、材料、设备以及矸石等。表5-2-2 罐笼主要技术特征表名 称型 号罐道形式允许乘人数罐笼自身质量罐笼底板有效面积1t双层单车罐笼GDG-12/754刚性罐道245000kg2.34、提升钢丝绳计算选型副井提升采用多绳提升绞车、提升钢丝绳的端荷重采用罐笼提升时：Qd Q22(GG0)g,N式中：Q2 罐笼的质量，取5000kg；G 矿车中货载质量，1600kg；G0 矿车的质量，（MG1.16A）592kgg 重力加速度，取9.8m/s2Qd Q22(GG0)g50002(1600592)9.891963.2N、钢丝绳最大悬垂长度Hc HH Ht HK，m式中：HH 尾绳环的高度，mHH Hg 1.5s 14.5ms 提升钢丝绳的中心距，m；取3mHg 过卷高度，m，见规程第397条表6规定，取10mHt 提升高度，mHt Hz Hs Hx 071415729mHz 装载水平至井下运输水平的高度，取0mHx 卸载水平至井口的高度，取15mHs 井筒深度，取714mHK提升容器在卸载位置时，容器底部至主导轮轴的高度,HK Hr Hg h Hzx 6.682.4410625.12mHr 容器全高，取6.68mh 导向轮中心距楼板层面高度，h 0.75RR 导向轮半径，取1.5mHzx主导轮中心至导向轮中心的高度，取6m钢丝绳最大悬垂长度Hc HH Ht HK 14.572925.12768.62m、确定钢丝绳每米质量P：式中：钢丝绳公称抗拉强度，取1700N/mm2r0 钢丝绳密度，9550kg/m3n 钢丝绳数目g 重力加速度，m/s2ma 提升钢丝绳的安全系数，规程规定当钢丝绳悬重长度Hc不小于1200m时，按下列公式计算：ma 9.20.0005Hc 8.82G 矿车中载货质量G0 矿车的质量算得：P3.65kg/m则罐笼提升所选用的钢丝绳绳619股（1612）绳纤维芯直径（mm）钢丝总断面积（mm2）参考质量kg/100m钢丝绳破断拉力总和钢丝绳钢丝342.2433.13409.3736000、验算钢丝绳的安全系数5、多绳摩擦式提升机的选择提升机的选择是在确定主导轮直径D和钢丝绳最大静张力Ff后，查提升机特征表后确定。、主导轮直径根据规程规定，摩擦式提升机的主导轮直径与钢丝绳直径d之比应符合以下要求：无导向轮时：D/d80有导向轮时：D/d90罐笼提升时，有导向轮，D90d 90343060mm选择主导轮直径3.25米。钢丝绳最大静张力Ff，对于等重尾绳及轻尾提升系统Ff罐笼提升时：Ff Q2 2（G G0） nP(HK Ht) nqHHg,N50002(1600592) 24.09(25.12729)24.0914.9 9.8153.18kN钢丝绳作用在主导轮的最大静张力差F罐笼提升时：Fe2GHt1g，N 计算得：Fe31.37kN根据上面计算的D、Ff和Fe选择提升机为：JKD28006型号 主导轮直径：3.25m 钢丝绳最大静张力：153.18kN 导向轮直径：3.0m 钢丝绳最大静张力差：31.37kN6、电动机容量选择（同主井提升）KW第三节 矿井排水一、概述排水系统应根据第一水平情况设计，对其他水平只作适当说明，矿井一般采用集中排水系统，在矿井深度较大，一段水泵扬程不能满足要求才考虑分段排水。本矿井正常涌水量850m3/h，最大涌水量1000 m3/h，排水深度714m。矿井排水系统简图如下：图5-3-1 矿井排水简图二、排水设备选型计算1、水泵型号及台数1）正常涌水量时所选水泵必须的排水能力：Qmin1.2 Q正1.28501020 m3/h式中：Qmin水泵最小排水量； Q正矿井正常涌水量；2）最大涌水量时所选水泵必须的排水能力：Qmax1.2Q最大1.210001200 m3/h式中：Qmax水泵最大排水量；Q最大矿井最大涌水量；3）水泵扬程估算HK(HpHx)1.1（7145）791 m式中：Hp 排水高度，取井筒深度，714 m；Hx 吸水高度，取5 m；K管路的阻力损失系数，K1.14）水泵型号及台数的确定根据水泵扬程、矿水的PH值和矿井正常涌水量，初步选择DS450-10010型单吸多级分段式离心水泵，其技术参数如下：流量600m3/h，扬程840m，吸程5000mm，吐出口径250mm ，转速2980rpm；效率71%；电动机JKZ-2000，容量2000kW。水泵台数，按设计规范规定：必须有工作、备用和检修的水泵。工作水泵的能力，应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量（包括充填水及其他用水）。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%。工作和备用水泵的总能力，应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量。检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%。水文地质条件复杂的矿井，可在主泵房内预留安装一定数量水泵的位置。水泵台数的确定：正常涌水量工作水泵的台数：N1 Qmin/ Qn1020/6001.7 取整数为2台；式中：Qn 所选水泵额定流量，600m3/h；备用水泵台数：N270%N 0.721.4 取整数为2台；最大涌水量水泵工作台数： N3Q最大/ Qn1200/6002 取整数为2台；满足 N3N1N2 即：2224检修水泵台数： N425%N10.2520.5 取整数为1台；故，水泵总台数 NN1N2N42215 台2、管路的确定1）、管路趟数的确定安全规程规定主排水管至少敷设两趟，一趟工作，一趟备用。见排水系统图。2）、管径计算 排水管直径：p式中：U排水管流速，取2.0m/s；Qn水泵排水量，600m3/h；计算得：p326mm；吸水管直径：xp0.025351mm选用排水管参数：热轨无缝钢管外径351mm，壁厚12mm,内径327mm,理论重量100.32kg/m。选用吸水管参数：热轨无缝钢管外径377mm,壁厚12mm,内径353mm，理论重量108.02kg/m。3）、管壁厚度的验算（井深大于400m要验算），mm 式中：排水管壁厚度，mm；P水管内部工作压力，kg/cm2，P0.11Hp；Hp排水高度，取714m；dp排水管外径，取377mm；C附加厚度，取1mm；K钢材的许用应力，kg/mm2，取K9 kg/mm2计算得：16mm所以，管道壁厚不能满足要求。根据管道壁厚进行改造：选用排水管参数：热轨无缝钢管外径351mm，壁厚16mm,内径319mm,理论重量100.32kg/m。选用吸水管参数：热轨无缝钢管外径377mm,壁厚16mm,内径345mm，理论重量108.02kg/m。3、管道特性曲线，确定工况点1）、最大吸水高度的计算HxHs允-Hwx -4.75m式中：Hs允产品样本上给出的允许吸上真空度，5m；vx吸水管中流速，m/s；Vx，m/s；dx所选标准吸水管实际内径，0.345m；Hwx吸水管中阻力损失, m；Hwx，m；式中：x吸水管沿程阻力系数，查矿山固定机械手册得：x0.0258；Lx吸水管长，一般取Lx10m；吸水管上各局部装置得阻力系数之和，取11.95；计算得：Vx1.78m/sHwx2mHs允2.84m2）、求管道特性方程，绘制管道特性曲线HHg1.7(Hwx HwP1)式中：Hg HP HX7145719mHwP：排水管阻力损失，m；Hwp，m；式中：p排水管沿程阻力系数；0.0263；Vp排水管中流速，m；Vp；dp所选标准排水管内径，0.319m；p排水管上各管件的局部阻力系数之和；20.06lp排水管长度，m；784lpl1l2l3l4，ml1泵房内最远一台泵算起泵房内排水管长，一般为2030m；取30m；l2斜巷中的排水管长，一般取1520m；取20m；l3地面上排水管长，一般取1520m；取20m；l4井筒内管长，取井筒深度，714m；计算得：Hwp18.63mHHg1.7(Hwx HwP1)71936.77755.77m管道阻力系数：R则管道特性曲线方程为：H719Q2绘制管道特性曲线：Q（m3/h）0100200300400500600700800H(m)7197207237287357447557687833）、确定水泵级数及工况点水泵级数： 取整为8式中：HK所选水泵一级额定扬程，取100m。4、校验计算1）、检验排水时间及排水管中流速正常涌水时： 符合要求；最大涌水时： 符合要求；排水管内实际流速：在1.52.2m/s之间，符合要求。2）、检验水泵经济性、稳定性 经济性：m0.9n式中：n水泵额定工况点的效率 稳定性：Hg0.9naH0式中：H0水泵流量为零时一级扬程。由管道特性曲线可以看出水泵的效率和扬程满足要求。3）、验算电动机功率 N（1.11.15）式中：n传动效率直联时为1。1.11.15富裕系数；当Q300m3/h，取1.15；Q300m3/h，取1.1。kw2000kw 选型符合要求。第六章 矿井通风与安全技术措施第一节 矿井通风系统的选择一、选择原则 结合第三章和第四章所确定的井田开拓、采区巷道布置、回采工艺，选择矿井通风系统。要求要符合安全可靠、技术先进合理、经济、投产快等原则。 所设计的矿井服务年限超过2025年，则分前期和后期设计，后期只考虑通风方案，不做详细设计。矿井通风系统要符合下列要求。1、每一个生产矿井，必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口。各个出口之的距离不得小平 30m。如果采用中央式通风系统时，还要在井田境界附近设置安全出口。井下每一个水平到上水平和每个采区至少都要有两个便于行人的安全出口，并同通到地面的安全出口相连通。保证有一个井筒进新鲜空气，另一个井筒排出污浊的空气。 2、进风井口，必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方。进风井冬季结冰，对工人身体健康、提升和其它设施有危害时，必须装设暖风设备，保持进风井口以下的空气温度在2以上。进风井与出风井的设备地点必须地层稳定且有利于防洪。总回风道不得作为主要行人道，矿井的回风流和主扇的噪音不得造成公害。3、箕斗提升或装有皮带运输机的井筒不应兼作风井。如果兼作风井使用时，必须遵守下列规定：（1）、箕斗提升兼作回风井时，井上下装、卸井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风率不超过15，并应有可靠的降尘设施，但装有皮带运输机的井筒不得兼作回风井；（2）、箕斗提升并或装有皮带运输机的井筒兼作进风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s；装有皮带运输机的井筒中的风速不得超过4m/s，并都应有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。皮带运输机的井筒中还应装有专用的消防管路。 4、所有矿井都必须采用机械通风，主要扇风机（供全矿、一翼或一个分区使用）必须安装在地面。同一井口不宜选用几台主扇并联运转，主扇要有符合要求的防爆门，反风设备和专用的供电线路。5、每一个矿井必须有完整的独立的独立通风系统，不宜把两个可以独立通的矿井合并一个通风系统，若有两个出风井，则自采区流到各个出风井的风流需保持独立。 6、回采工作面的掘进工作面都应采用独立通风。7、井下火药库必须有单独的进风风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风道或主要回风道，井下充电硐室必须有单独的风流通风，回风风流可以引入采区回风道中。二、选择矿井主扇的工作方法1、抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停止运转时，井下的风流压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。2、采用压入式通风时，须使矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作较困难，漏风较大。根据以上两点，结合矿井实际情况，选择抽出式通风。三、选择矿井通风方式1、中央并列式的适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度不大（井田走向长度小于4km），而且瓦斯、自燃发火都不严重的矿井，采用中央并列式是较合理的。2、中央分列式的适用条件煤层倾角较小、埋藏较浅、走向长度不大，而且瓦斯、自然发火都比较严重的矿井，采用中央分列式是较合理的。它与中央并列式相比，安全性要好，通风阻力较小，内部漏风小，这对于瓦斯、自然发火的管理工作是较有利的，且工业广场没有主扇噪音的影响。3、两翼对角式的适用条件煤层走向长度超过4km，井型较大，煤层上部距地面较浅，瓦斯和自然发人严重的矿井，采用两翼对角式比较适宜。4、分区对角式的适用条件煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风巷，在此条件下开掘第一水平时，只能用这种小风井分区通风的布置方式。5、混合式的适用条件井型大、走向长，为了缩短基建时间，在初期采用中央式通风系统，随着生产的发展，当开采到两翼边界附近时，再建立对角式通风系统。根据以上各通风方式的要求，参考实习矿井的通风方式，结合设计矿井的实际情况，选择中央分列式通风。第二节 风量计算及风量分配一、风量计算矿井总风量按下式计算：Qkj （QcjQjjQdj Qgj）Kkj式中：Qkj矿井总供风量，m3/min；Qcj回采工作面所需风量之和，m3/min；Qjj掘进工作面所需风量之和，m3/min；Qdj独立通风的硐室所需风量之和，m3/min；Qgj其它用风地点所需风量之和，m3/min；Kkj矿井内部漏风系数，取1.20。1、采煤工作面实际需要风量采煤工作面实际需要风量应按矿井各个回采工作面实际需要风量的综合计算，即：Q采nQ综采nQ机采nQ炮采nQ其他Q备 m3/min式中：Q综采综采工作面所需要风量，m3/min；Q机采机采工作面所需要风量，m3/min；Q炮采炮采工作面所需要风量，m3/min；Q其他其他开采方法工作面所需要风量，m3/min；Q备备用工作面所需要风量，m3/min；n各种采煤工作面的个数，个。根据瓦斯涌出量和开采方法不同分别计算：本设计矿井1个综采工作面生产，工作面日产3000t煤，矿井瓦斯相对涌出量为12.85m3/t，因此在工作面预采之前先进行瓦斯抽放，抽放率为50。综采工作面所需风量：Q综采100Q综瓦式中：Q综采综采工作面所需风量，m3/min；Q综瓦综采工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；Q综瓦（q瓦T综采K瓦）/（2460）式中：T综采综采工作面平均日产量，t/d；K瓦瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；100按回采工作面的沼气浓度不超过1/100计算；代入数据得：Q综瓦32m3/minQ综采100323200m3/min2、掘进工作面实际需要风量掘进工作面需要风量，应按各个需要独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和计算，即：Q掘（n Q煤掘n Q岩掘）K掘备，m3/min式中：Q煤掘每个煤巷掘进工作面所需要的风量，取200 m3/min；Q岩掘每个岩巷掘进工作面所需要的风量，取200 m3/min；n需要独立通风的煤巷、岩巷数，取2；K掘备掘进工作面备用系数，取1.2。代入数据得：Q掘960 m3/min3、硐室实际需要风量各独立通风硐室实际需要风量的总和计算：Q硐Q火Q充Q机Q采硐Q其它式中：Q火为火药库实际需要风量，计算的10.5 m3/min； Q充充电硐室实际需要风量，应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不得小于100 m3/min，按经验值规定100200 m3/min，取150 m3/min；Q机大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算，取200 m3/min；Q采硐采区绞车房或变电硐室实际需要风量，按经验供给6080 m3/min，取70 m3/minQ其它其它峒室所需风量，根据具体情况供风，取200 m3/min；带入数据得：Q硐630 m3/min4、矿井除采煤、掘进和硐室以外，其他巷道需风量，按经验值取Qgj300 m3/min。由以上计算可得矿井总风量为：Qkj （QcjQjjQdj Qgj）Kkj （3200960630300）1.3 6617m3/min110m3/s根据以上计算，矿井总进风量为110m3/s。二、风速验算各条井巷的供风量确定后，再按规程101条规定的风速进行校验，规程规定的风速限定值见表6-2-1所示：井巷名称净断面（m2）风量（m3/s）风速（m/s）最低允许风速（m/s）最高允许风速（m/s）副 井19.6251105.618井底车场18.431105.978皮带大巷16.37352.140.256轨道大巷16.37704.288皮带斜巷13.93543.880.256轨道斜巷13.93543.880.256工作面15.0543.60.254回风石门24.81104.448回风大巷16.371106.728风 井19.6251105.6115表6-2-1 风速验算表第三节 全矿通风阻力计算一、计算原则1、在进行矿井通风阻力计算时，不要计算每一条巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路进行计算。但必须是选择矿井达到产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。如果矿井服务年限较长，则只计算头1525a的通风容易和困难两个时期的井巷通风总阻力。2、通过主扇的风量Q扇必大于通过出风井的矿井总风量Q矿，为了计算矿井的阻力，必须先算出Q扇 ：对于抽出式通风： Q扇（1.051.10）Q矿 ，m3/min计算得：Q扇1.05110116m3/s式中：1.05 1.10为矿井外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1.05，有提升任务时取1.10。3、为了经济、合理、安全地使用主扇，应控制h阻难不太大，对大型矿井不超过4400Pa，有自然倾向的矿井不超过3400Pa。二、计算方法选出矿井生产时通风困难和容易时期的通风线路，按公式计算出各巷道的风压：haLUQ2/S3 Pa式中：L、U、S分别为各井巷的长度、周长、净断面积（m，m，m2）；a摩擦阻力系数；Q各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面所计算的各井巷和硐室所需要的实际风量再乘以K矿后所求得的风量值，m3/min。计算过程见表6-3-1和6-3-2。其总和为总摩擦阻力h摩 ，即是：h摩h1-2h2-3hn-(n1)式中: h1-2,h2-3为各段井巷之摩擦阻力，Pa；考虑到局部阻力系数，得矿井通风阻力为：（1）、通风容易时期的总阻力h阻为：h阻kh摩易1.21566.791880.15Pa式中：k局部阻力系数取1.2；（2）、通风困难时期的总阻力h阻难为;h阻难kh摩难1.152419.032781.88Pa式中：k局部阻力系数取1.15；102时期巷道名称支护形式(kg/m3)L(m)U(m)净断面R(k)风 量h摩PaV(m/s)S(m2)S3(m6)QQ2容易时期副 井混凝土0.0031471915.719.6257558.381101210056.745.61井底车场锚 喷0.00570016.7418.436260.0211012100210.325.97皮带大巷锚 喷0.008530015.416.374386.7835122510.972.14轨道大巷锚 喷0.00530015.416.374386.7870490025.84.28皮带斜巷工字钢0.0209150015.3613.932703.05542916519.473.88轨道斜巷工字钢0.013150015.3613.932703.05542916323.063.88工作面液压支架0.03216016.1115.03375.0054291671.273.6回风石门锚 喷0.00723019.4224.815252.99110121006.654.44回风大巷锚 喷0.0072200018.4616.374386.7811012100286.166.72风 井混凝土0.0031471415.719.6257558.381101210056.355.61合计H阻易1566.79Pa表6-3-1 矿井最小通风阻力计算表6-3 矿井最大通风阻力计算时期巷道名称支护形式(kg/m3)L(m)U(m)净断面R(k)风 量h摩PaV(m/s)S(m2)S3(m6)QQ2困难时期副 井混凝土0.0031471915.719.6257558.381101210056.745.61井底车场锚 喷0.00570016.7418.436260.0211012100210.325.97皮带大巷锚 喷0.0085200015.416.374386.7835122573.132.14轨道大巷锚 喷0.005200015.416.374386.78704900172.024.28皮带斜巷工字钢0.0209150015.3613.932703.05542916519.473.88轨道斜巷工字钢0.013150015.3613.932703.05542916323.063.88工作面液压支架0.03216016.1115.03375.0054291671.273.6回风石门锚 喷0.00723019.4224.815252.99110121006.654.44回风大巷锚 喷0.0072650018.4616.374386.7811012100930.026.72风 井混凝土0.0031471415.719.6257558.381101210056.355.61合计H阻易2419.03Pa三、计算矿井总风阻及总等积孔矿井总风阻：R矿易h阻易/Q2扇R矿难h阻难/Q2扇式中：R矿易、R矿难容易时期和困难时期的全矿总风阻；带入数据得：R矿易0.16m2R矿难0.23m2矿井总等积孔：A矿易1.19Q扇/ m2A矿难1.19Q扇/ m2式中：A矿易、A矿难容易时期、困难时期全矿通风等积孔，m2带入数据得：A矿易3.00m2A矿难 2.47m2可以得出矿井通风难易程度为容易。第四节 扇风机选型一、选择主扇由于轴流式风机具有耗能低，噪音低，便于调节，故障少等优点，结合顾桥矿井实际情况，设计采用轴流式风机。1、确定主扇的风压对于抽出式通风，分别求出困难和容易时期的扇风机静压:容易时期：h扇静易h阻易-h自助(Pa)式中：h自助通风容易时期帮助主扇风压工作的矿井自然风压，取h自助0Pa；带入数据得：h扇静易1880.15Pa困难时期:h扇静难h阻难-h自反(Pa)式中：h自反通风困难时期反对主扇风压工作的矿井自然风压，取h自反60Pa ；带入数据得：h扇静难2721.88Pa2、选择主扇：根据Q扇、h扇易、h扇难，在扇风机个体特性曲线图表上选择合适的主扇：依据：Q扇116m3/s；h扇静易1880.15Pa；h扇静难2721.88Pa；选用扇风机型号：70B2-21-N024轴流式扇风机；扇风机技术参数如下：n600rpm，Qf116m3/s，叶片角度40，N轴710.8kW。；3、绘制所选扇风机的特性曲线及工况点（1）容易时期阻力系数：R0.16 故通风网络特性曲线方程：HRQ20.16Q2通风网络特性曲线方程计算表Q（m3/s）060708090100110116120H（Pa）0576784102412961600193621532304（2）困难时期阻力系数：R0.23故通风网络特性曲线方程：HRQ2 0.23Q2 通风网络特性曲线方程计算表Q（m3/s）060708090100110116120H（Pa）08281127147218632300278330953312绘制出所选扇风机的特性曲线及工作工况点。二、选择电动机：根据通风容易和通风困难两个时期主扇的输入功率，计算电动机的输出功率，根据计算结果选用电动机型号：JR1510-4型；电动机技术参数如下：电压6000，功率850K