毛则渠矿1.0Mta新井设计

1摘 要山西乡宁焦煤集团毛则渠煤炭有限公司崖坪煤矿主采 2#煤层，2#煤层位于山西组下部，煤层平均厚度 5.6m，局部有夹矸，厚度约为 6090mm。煤层层位赋存稳定，煤层沿东北走向，西北倾向，倾角 50-80，坚固系数 1.72.4。煤层顶板为泥岩、粉砂岩，局部有伪顶，厚度 1m2m，老顶为细粒砂岩，厚度在 34m，底板为泥岩、砂质泥岩。地质综合柱状图见附图。矿井设计生产能力 1.0Mt/a，全矿井服务年限 22.9a，其中 2 号煤层服务年限为 11.4a。井田共布置三个井筒，采用斜井开拓方式，主斜井为主要提升井，副斜井为辅助提升井，回风立井为回风井。根据井田开拓布置，矿井通风方式为中央边界式，矿井通风方法为机械抽出式。根据井田开拓部署，矿井首采区为东盘区，布置东（西）运输巷和东（西）回风巷两条大巷。东（西）运输巷与+730m 水平井底车场联络巷贯通，垂直东（西）回风巷布置采区运输下山和采区回风下山或布置回采工作面回风顺槽和运输顺槽，东（西）运输巷、采区运输下山和顺槽沿煤层底板布置，东（西）回风巷和回风下山沿煤层顶板布置。根据煤层赋存情况，设计确定采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法。2目 录前 言-1第一章 井田概况及地质特征-2第一节 矿区概述-2第二节 井田地质特征-4第三节 煤层的埋藏特征-7第二章 井田境界与储量-10第一节 井田境界-10第二节 地质储量的计算-10第三节 可采储量的计算-11第三章 矿井工作制度及生产能力-13第一节 矿井工作制度-13第二节 矿井生产能力及服务年限-13第四章 井田开拓方式-14第一节 井田开拓-14第二节 水平划分-16第三节 采区布置-16第五章 矿井基本巷道-18第一节 井筒-18第二节 井底车场-18第六章 采煤方法-19第一节 盘区地质条件与采煤方法的选择-19第二节 采区巷道布置和要素-28第三节 回采工艺与劳动组织-30第七章 井下运输与提升-33第一节 运输系统和运输方式-33第二节 运输设备-34第三节 矿井提升-34第八章 矿井通风与安全-40第一节 概况-40第二节 风量的计算-40第三节 矿井通风系统和风量分配-443第四节 矿井负压、等积孔和扇风机-45第五节 安全生产技术措施-46第九章 主要技术经济指标-50参考文献-531前 言本设计为崖坪煤矿东盘区设计，设计生产能力1.0Mt/a，服务年限为 17.9a。井田批准开采 2 号、3 号、7号、10 号、12 号煤层，现只开采 2 号煤层。采区平均东西长 2.1km，南北宽 1.2km，面积 2.54k。总的工业储量为19051kt，可采储量 14288kt。采区煤层储量丰富，开采厚度平均 5.6m，煤质较好，发育稳定，单层夹矸薄（0.20.3m） ，构造比较简单，煤层产状平缓，倾角一般在0 5左右。煤层顶底板岩层多为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩等。由于采区内地面村庄较少，对井下开采影响不大，故不考虑村庄压煤对回采率及采煤方法的影响。为了尽量提高资源利用率，以及受煤层地质条件等其它因素影响，考虑以上诸多因素，经多方案比较后，决定本采区内采用后退式长壁式综合机械化采煤法放顶煤开采，工作面全部为综合机械化采煤。满足设计要求时采区内同时布置一个综放工作面和两个综掘工作面。2第一章 井田概况及地质特征第一节 矿区概述一、地理位置及交通条件山西乡宁焦煤集团毛则渠煤炭有限公司崖坪煤矿位于乡宁县城西南方向，直线距离 26km 的西坡镇崖坪村境内，行政区划录属乡宁县西坡镇管辖。其地理坐标为：北纬：35048/50/-35049/39/，东经：110 042/04/-110045/24/。该矿向南 26km 有沥青公路直通河津市。侯（马）-禹（门口）高速公路经由河津，向东 80km 至侯马，向西 12km 至禹门口。侯（马）-西（安）铁路从矿区南缘经过，距矿20km 的青涧车站，至西安 310km，距侯马车站 80km，可与全国主要干线相接。交通比较方便。见交通位置图。二、当地经济概况乡宁县经济过去以农业为主，主要农作物为小麦、玉米、豆类等，改革开放以来，煤炭采掘业发展迅猛，煤矿及煤炭加工企业星罗棋布，该区所在西坡镇主要工业为煤矿开采，煤炭工业带动了当地的经济发展。现在成为乡宁县的支柱产业。三、电源条件该矿现供电电源一路引自乡宁西坡 110kv 变电站 35kv母线，供电距离 2.481km，另一路引自乡宁岭上 35kv 变电站，供电距离 4.415km。3四、矿区水文简况井田没有常年流水河流，平时只有少量泉水汇集成溪流，干旱时节断流，雨季暴雨形成山洪，迅急排出区外，最终排入黄河，所以井田属黄河流域。井田主要含水层为：奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层、太原组石灰岩岩溶裂隙含水层、下石盒子组砂岩裂隙含水层、上石盒子组砂岩裂隙含水层及第四系松散层孔隙含水层。煤系地层含水层单位涌水量小于 0.011/s.m，富水性弱。作为井田范围内的主要含水层的奥陶系含水性弱，渗透性差，岩溶不发育，地下水的补给源主要是季节性大气降水。2 号煤层直接充水含水层以裂隙水为主，目前生产2 号煤层的矿井正常涌水量 7 m3/h，最大涌水量 15 m3/h。同时奥灰岩水位标高低于区内 12 号煤层的最低标高约40m，属非带压开采，因此奥灰岩溶水对井田范围内的煤层开采无影响。五、矿区地形与气象井田地处晋西黄土高原的南端，东北高，西南低，最高点为井田北部的姚户岭梁顶，标高 1156.6m；最低点在该矿坑口西南，标高 850m，高差 306.6m，属强烈侵蚀的低中山地貌，多为黄土进一步切割形成的梁，山坡坡度在25-400间，多呈“V”字型山谷。大部分黄土覆盖，只在较陡的沟底有零星基岩出露。本区地形复杂，沟谷纵横，大气降水大多顺山坡汇入4各沟谷中，然后沿沟谷向东南方向排泄出矿区外。区内没有河流，平时只有少量泉水汇集成溪流，干旱季节时有断流，雨季排水主要向西南方向注入汾河，最终注入黄河。本井田地处吕梁山南部山岳地带，昼夜温差大，为四季分明的温带干旱半干旱季风型大陆性气候。据乡宁县气象站观测，年最低日平均气温 15.5，年最高日平均气温39.8，年平均气温 26。最大年降水量为 700mm，最大蒸发量 2346.4mm，降水量主要集中在 7、8、9 三个月。蒸发量是降水量的 3.4 倍。结冰期为 10 月下旬至次年 3 月中旬，最大冻深度 61mm，无霜期 150 天。第二节 井田地质特征一、地层井田位于河东煤田南端边缘地带，黄土广泛分布，基岩露头零星分布于沟谷中，出露有二叠系下统山西组、下石盒子组，上统上石盒子组及第四系等。二、含煤底层本井田主要含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组及二叠系下统山西组。三、岩浆岩本井田范围内地表无岩浆岩分布。四、构造本井田内地质构造简单，无较大褶皱及断层。同时也为发现陷落柱及岩浆岩分布。5五、煤层和煤质1、本井田主要含煤地层包括石灰系中统本溪组、上统太原组及二叠系下统山西组，平均总厚度约 119.46m，其含煤 10 层，煤层总厚 14.11m，含煤系数 11.817%。本区稳定可采煤层二层，较稳定局部可采煤层二层，可采煤层平均总厚为 10.29m，可采系数 8.61%。 2、煤质（1）煤的物理性质及煤岩特征本区煤层多具玻璃光泽或强玻璃光泽-金刚光泽，内生裂隙发育，脆度大，易破碎，硬度一般为 2-3 度。多呈参差状断口，次为阶梯状，亦见平坦状及贝壳状断口。（2）煤的化学性质根据核查地质报告，主要开采的 2 号煤层煤质特征如下：2 号煤层工业分析水份：原煤 0.75-0.90%，平均 0.79%。灰份：原煤 15.31-25.61%，平均 19.93%。挥发份：原煤 18.64-20.45%，平均 19.36%。有害成分硫份：原煤 0.31-1.06%，平均 0.49%。工艺性能a. 发热量：原煤 34.36-35.58MJ/kg。b. 胶质层厚度：9.1-12.6mm，平均 11.1mm。6c. 罗加指数：47.40-90.41%，平均 62.47%。d. 体积曲线：呈微波状和平缓下降。焦渣特征粘结性多为 4-5.（3）可选性据核查地质报告资料，用分选比重0.1 含量法，对2 号煤层按五个、三个假定灰分要求分别进行可选性评价，分选比重为 1.500.1，可选性分别达“易选”和“中等可选” ，分选比重为 1.850.1，可选性分别达“极易选” ，详见表 1-2-1.2 号煤层可选性评价表 1-2-1假定精煤灰分 理论分选比重 精煤理论产率 0.1 含量 可选性等级8.0 1.437 56.9 48.9 极难选9.0 1.498 65.7 40.3 极难选10.0 1.42 71.0 34.65 难选11.0 1.50 77.5 11.95 易选12.0 1.815 79.4 8.8 极易选六、井田水文地质概况本井田按其所处区域构造位置，应属龙门山南麓水文地质单元。1、主要含水层有：第四系松散含水层，上石盒子组中砂岩裂隙含水层，下石盒子组砂岩和山西组砂岩裂隙水，太原组石灰岩岩溶裂隙水，太原组底砂岩裂隙水，奥陶系石灰岩岩溶水。72、主要隔水岩层山西组中各含水层之间的泥岩、粘土岩等，使各含水层形成独立的层间含水结构，水力联系薄弱。本溪组及太原组泥岩隔水层：赋存于石灰系中统本溪组底部的铝土质、铁质泥岩厚度一般为 15m,属厚度稳定，连续性好的隔水岩层，对下部奥陶系灰岩含水层和其上覆含水层有良好的阻隔作用，除此之外，石灰系上统和二叠系各含水层之间也分布着大量泥岩、粉砂质泥岩，它们对各含水层也有一定的阻隔作用，从而阻隔了各含水层之间水力联系。本井田的正常涌水量为 13m3/h，最大涌水量为 27 m3/h。第三节 煤层的埋藏特征一、煤层的赋存特征山西乡宁焦煤集团毛则渠煤炭有限公司崖坪煤矿主采2#煤层，2#煤层位于山西组下部，煤层平均厚度 5.6m，局部有夹矸，厚度约为 6090mm。煤层层位赋存稳定，煤层沿东北走向，西北倾向，倾角 50-80，坚固系数 1.72.4。煤层顶板为泥岩、粉砂岩，局部有伪顶，厚度 1m2m，老顶为细粒砂岩，厚度在 34m，底板为泥岩、砂质泥岩。地质综合柱状图见附图。该矿属于低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性，煤层具有自燃性，自燃等及为 II 级。8二、含煤层及煤类、工业用途山西组含煤 4 层（1 上号、1 号、2 号、3 号） ，除 2号煤层为主要可采煤层、3 号为局部可采煤层外，其余均为不可采煤层。含煤地层平均总厚度 48.32m，煤层平均厚度 8.72m，含煤系数 18.05%。可采煤层平均总厚度7.92m，可采系数 14.5%。其中 2 号煤层稳定可采，平均厚度 6.93m；3 号煤层属较稳定局部可采煤层，平均厚度0.99m。太原组含煤 5 层（5 号、6 号、7 号、8 号、10 号） ，其中 10 号煤层属全区稳定可采煤层，7 号为局部可采煤层，其余均为不可采煤层。平均煤层总厚度 3.69m，含煤地层平均总厚 60.16m，含煤系数 6.13%。其中 10 号煤层为可采煤层，平均厚度 1.66m，可采系数 2.76%。本溪组含煤 1 层（12 号） ，该煤层为局部可采煤层，平均煤层厚度 1.70m，含煤地层平均总厚 10.98m，含煤系数 15.48%。1 号2 号煤层间距平均 3.85m，2 号3 号煤层间距平均 2.24m，10 号12 号煤层间距平均 26.57m 左右，间距稳定，极易对比。2 号煤层属中灰、特低硫、特高热值、强粘结性瘦煤；3 号煤层：高灰、中硫、特高热值、强粘结性瘦煤；7 号煤层：中灰、高硫、特高热值、强粘结性瘦煤；10 号煤层：中灰、高硫、特高热值、强粘结性瘦煤；12 号煤层：高灰、中高硫、特高热值、中等粘结性瘦煤。92 号、3 号煤层可作为炼焦用煤，7 号、10 号、12 号煤层可作为动力用煤或民用煤。三、煤层顶、底板特征2 号煤层顶板为泥岩、粉砂岩，局部有伪顶，厚度1m2m，老顶为细粒砂岩，厚度在 34m，底板为泥岩、砂质泥岩。3 号煤层顶板大部分为泥岩或粉砂岩，个别为细砂岩，底板为粉砂岩、砂岩或泥岩。7 号煤层顶板大部分为 K4灰岩，局部为泥岩或粉砂岩，底板为泥岩或粉砂岩。10 号煤层顶板大部分为 K2灰岩，常有 0.20.3m 的泥岩、粉砂岩伪顶。底板大部分为泥岩或粉砂岩，个别为细砂岩。12 号煤层顶板为粉砂岩或泥岩，底板为铝质泥岩。10第二章 井田境界与储量第一节 井田境界崖坪煤矿根据山西省国土资源厅换发的采矿许可证 ，井田境界由九个坐标点圈定：(1) X=3965100.00 Y=19473000.00(2) X=3965350.00 Y=19473000.00(3) X=3965250.00 Y=19474100.00(4) X=3966500.00 Y=19474100.00(5) X=3966500.00 Y=19478000.00(6) X=3965400.00 Y=19478000.00(7) X=3965350.00 Y=19476460.00(8) X=3965000.00 Y=19476460.00(9) X=3965050.00 Y=19474650.00井田走向长度 4km，倾斜宽度 1.5km，井田面积5.434km2，批准开采 2 号、3 号、7 号、10 号、12 号煤层。本次只设计开采 2 号煤层。详见四邻关系图附图。第二节 地质储量的计算根据山西省地质矿产勘查开发局二一三地质队提交的地质报告及批准的井田面积，经核算，2 号煤层平均厚度6.93m，容重为 1.35t/m3，采区回采率 75%，保有地质资源量 4545 万吨。资源/储量估算结果汇总表见表 2-1-1.11资源/储量估算结果汇总表 表 2-1-1资源/储量（万吨） 备注煤层号煤类 111b 122b 333 蹬空区采空区现保有累计查明2瘦煤 4207 275 269 4545 48143瘦煤 579 35 614 6147瘦煤 29 29 29高硫煤10瘦煤 1056 58 1114 1114高硫煤12瘦煤 659 41 736 736合计 6600 438 269 7038 7307第三节 可采储量的计算该井田内没有主干公路、河流与主要保护设施，对工业广场、井田边界、断层区、村庄、井筒和大巷均留设了保安煤柱。井田边界煤柱留 20m；断层两侧围护带 30m；大巷煤柱两侧各 40m；井筒围护带宽 10m；村庄煤柱围护带 15m；12工业广场及井筒煤柱依据表土层塌陷角 =45 基岩塌陷角 =72 进行留设。矿井设计可采储量汇总表 单位：kt 表 2-1-2永久煤柱损失工业场地和主要井巷煤柱煤层工业储量断层煤柱村庄煤柱矿界煤柱河流煤柱合计设计资源储量 工业场地主要井巷合计开采损失设计可采储量合计2 44270 1030 1752 8857 35413 1501 2461 3962 6290 2516113第三章 矿井工作制度及生产能力第一节 矿井工作制度年工作日 330d，工作制度采用“四六”制，每天三班生产，一班检修与准备，每班工作时间 6h，日净提升时间16h。第二节 矿井生产能力及服务年限根据井田内煤层储量及开采技术条件，确定矿井设计生产能力为 1.0Mt/a。则矿井服务年限 KZTA式中： T矿井服务年限（a）ZK矿井可采储量（K t）A矿井设计生产能力（K t/a）K储量备用系数取 1.425167.9()0.4Ta矿井服务年限为 17.9a。14第四章 井田开拓方式第一节 井田开拓一、矿井设计生产能力矿井设计生产能力 1.0Mt/a，全矿井服务年限 22.9a，其中 2 号煤层服务年限为 11.4a。二、井田开拓方式井田共布置三个井筒，采用斜井开拓方式，主斜井为主要提升井，副斜井为辅助提升井，回风立井为回风井。三、井筒主斜井净宽 4.73m，倾角 30，斜长 410m，铺设胶带输送机和轨道，担负提煤、进风任务，井筒内布置水沟和行人台阶，为矿井的一个安全出口。副斜井净宽 3.85m，倾角 22，斜长 430m，担负提升物料，人员升降、进风等任务，井筒内布置水沟和行人台阶，为矿井的一个安全出口。回风立井直径 3.0m，净断面 7.07，垂深 170m，井筒内装备梯子间，为矿井的另一个安全出口。15井筒特征表 4-2-1井筒名称 主斜井 副斜井 回风立井纬距 X 3965965.500 3965993.442 3965627.594井口坐标经距 Y 19475438.500 19475482.381 19474182.381井口坐标（m） 894.894 890.891 849.5井筒倾角(度) 30 22 90井筒垂深或斜长（m） 410 430 170井筒净径或净宽（m） 4.73 3.85 3.5净断面积（m 2） 15.41 11.58 9.62材料 料石砌碹 料石砌碹 混凝土砌碹支护方式 厚度（mm）450 400 300井筒装备 胶带输送机 1 吨矿车四、矿井通风1、通风方式根据井田开拓布置，矿井通风方式为中央边界式，矿井通风方法为机械抽出式。2、通风系统矿井具有完善的独立通风系统，新鲜风流经主斜井和副斜井、井底车场、东运输巷、采区运输下山、运输顺槽到达回采工作面，然后经回风顺槽、采区回风下山、东回风巷、西回风巷、回风立井排至地面。局部通风采用局部通风机，主风机工作方法为机械抽出式。16第二节 水平划分一、开采水平设计采用一个水平开采井田的 2 号煤层，水平标高为+730m。二、开采水平的布置矿井实行双巷制，东西方向布置开拓大巷，即运输大巷和回风大巷，大巷均沿 2 号煤层布置。在煤仓上口向东西方向布置运输大巷，回风大巷与之平行布置，在井田东部置采区上下山，全井田共划分为三个采区，详见井田开拓平面图。三、采区划分全井田共划分三个盘区，投产采区为东盘区，即三采区。煤层开采顺序采取由远及近的原则，即从井田边界向井底附近推进。首采东盘区，根据煤层赋存条件，设计确定采用走向长壁采煤法。第三节 采区布置一、采区布置根据井田开拓部署，矿井首采区为东盘区，布置东（西）运输巷和东（西）回风巷两条大巷。东（西）运输巷与+730m 水平井底车场联络巷贯通，垂直东（西）回风巷布置采区运输下山和采区回风下山或布置回采工作面回风顺槽和运输顺槽，东（西）运输巷、采区运输下山和顺槽沿煤层底板布置，东（西）回风巷和回风下山沿煤层顶17板布置。二、采煤方法根据煤层赋存情况，设计确定采用走向长壁采煤方法。三、井巷掘进及风动工具矿井达产时，为保证工作面的正常衔接，2 号煤层配有 1 个回采工作面和 2 个综掘工作面，矿井采掘比为1：1。井下有两台 GJ-型台车式锚杆机为风动工具。四、避难硐室备有压缩氧自救器和压气呼吸器。为了保证矿难时井下工人可以暂时躲避，在距离工作面间隔不大于 500m 的距离处设立避难硐室，避难硐室为一段进深 6m 的巷道，净宽3.2m，净高 3.1m，半圆拱断面，采用工字钢与锚索联合支护，净断面为 8.82,。避难硐室配18第五章 矿井基本巷道第一节 井筒一、主斜井：净宽 4.73m，倾角 30o，斜长 410m，半圆拱形断面、料石砌碹，装备胶带输送机并设检修道，担负全矿井煤炭提升、进风、敷设管线等任务，作为矿井安全出口。二、副斜井：净宽 3.85m，倾角 22o，斜长 430m。三心拱形断面、料石砌碹，装备一台 JK35/31.5X 绞车，担负全矿井材料设备提升、进风、敷设管线等任务，作为矿井安全出口。三、回风立井：直径 =3.5m，倾角 90o，垂深170m。混凝土砌碹。担负全矿井回风任务，井筒设行人梯子间作为矿井安全出口。第二节 井底车场结合大巷运输方式与井筒提升方式，在副斜井井底设平车场 ，主要满足材料装车与矿车卸载、调车任务。井底硐室有中央变电所、主水泵房、水仓、井底煤仓、井底消防材料库等。后附井底车场图。19第六章 采煤方法第一节 盘区地质条件与采煤方法的选择一、盘区地质条件本设计的盘区为该矿井的东盘区，即三盘区。该盘区位于矿井东部，盘区上方区域有部分山体滑坡，最高处为盘区地表中部的疙瘩，地表全为荒山，地面最高标高1062.0m，最低标高 1026.6。盘区地表多为黄土覆盖，无村庄、高压线、河流、建筑物、铁路和国家文物保护区，采面采动对地面影响不大。二、采煤方法的选择合理的采煤方法是建设高产高效矿井的关键。影响采煤方法的因素有很多，概括起来主要有地质构造、煤层埋深、煤层赋存状况、煤层厚度及硬度、煤层结构、顶底板条件、煤质条件及矿井生产能力等。该矿地质报告提供的 2 号煤层厚度为 6.93m，煤层稳定厚度大，全井田可采，含 1-2 层夹矸，结构简单，煤层顶板为黑色泥岩，底板为泥岩砂质泥岩，属稳定型煤层。该矿井煤层瓦斯含量低，属低瓦斯矿井，属自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性；地质构造和水文地质条件简单，从煤层赋存及开采技术条件分析，较适宜采用机械化开采，结合目前国内外厚煤层开采的成熟经验，本次设计推荐适20合本矿井 2 号煤层开采的采煤方法为综采放顶煤采煤法。综采放顶煤采煤法的优点：（1） 、2 号煤层厚度适中，顶板冒放性较好，煤层节理裂隙较发育，有利于放顶煤。（2） 、放顶煤开采与分层开采相比，回采巷道简单，工程量少。（3） 、每个工作面比普通分层开采多 1-2 个出煤点，有利于提高工作面劳动效率。（4） 、搬家次数少，工作面安装撤出费用省，采掘衔接容易，配备掘进队伍少。（5） 、工作面部分产量基本上是依靠地压破煤，自重放煤，吨煤电耗低，生产成本低。（6） 、开采技术先进、工艺成熟。综采放顶煤工艺经过多年的应用，技术上已经成熟，其工艺简单，操作方便。随着国家要求提高资源回收率的政策扶植，同类开采条件的矿井普遍采用综采放顶煤工艺，该技术经过多年的生产实践已经证明是适合厚煤层开采的首选工艺。三、采煤工艺与机械配备1、采煤工艺采面工作面采用采煤机割煤，放顶煤支架放煤，可弯曲刮板输送机运煤。采煤机双向割煤，割一刀放一次顶煤，循环回采工序依次为割煤、移架、推前溜、放煤、拉后溜。割煤与放煤平行作业。采煤机采用端头斜切进刀方式，放煤方法为单轮间隔放煤法。具体工艺流程如下：21（1） 、采煤机割煤：采煤机首先端头斜切进刀，至要求截深后，下方前滚筒，同时抬起后滚筒回割三角煤，然后前后滚筒复原开始割煤。前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。（2） 、运煤：回采工作面装备可弯曲刮板输送机运煤，在工作面端头配备转载机将工作面运出的煤转载至顺槽可伸缩胶带运输机上。（3） 、移架：在采煤机割煤后 3-5 架开始移架，为了保证工作面暴露顶板及时支护，工作面采用及时支护方式。（4） 、移溜：在轻型放顶煤支架及时移架后，退移工作面前部刮板输送机，放顶煤后，滞后支架 10-15m 拉移后部刮板输送机。（5） 、放顶煤：工作面运转正常后，即可进行放顶煤作业，放顶煤前，要先调整后部位置，使刮板输送机处于有利于放煤的工作状态，排头、排尾架不放顶煤，放煤方式为单轮间隔放煤。放顶煤时，当矸石量占放出物 1/3 时，即停止放煤，遇大块煤放不出时，反复伸缩插板，小幅度上下摆动尾梁，使底煤破碎后顺利放出。各放煤口及转载点设喷雾洒水装置。2、主要机械设备选型采煤工作面主要设备配备有悬移支架、采煤机、可弯曲刮板输送机、转载机、乳化液泵站、喷雾泵站、顺槽胶带机等组成。22采煤机：2 号煤层以一个长壁综采工作面，两个综掘工作面来保证年产 1.0mt/a 的生产能力，长壁综采工作面日产量应在 3030t 左右，设计按采高 2-3.5m、滚筒截深0.6m，采煤机总装机功率 700kw。经计算该采煤机能够满足要求。根据目前国内情况，以及矿方确定综采工作面选用MGTY300/700-1.1D 型采煤机，其主要技术参数见表 6-1-1。经验算该采煤机能够满足要求在选择配套刮板输送机、转载机、顺槽可伸缩带式输送机设备时，考虑了生产矿井实际情况和计算的生产能力两方面的因素，并遵循运煤系统的能力要大于采面 20%为宜的原则。采煤机技术特征表 表 6-1-1型号采高（m）电机功率（kw）滚筒直径（mm/2）截深（mm）牵引速度（m/min）机面高度（mm）重量（t）MGTY300/700-1.1D2-3.5 700 1800/2000 0.60-7/7-12.8 1548 47 B、工作面可弯曲刮板输送机工作面刮板输送机选型要满足以下三个方面要求：一是运输能力与采煤机生产能力相适应，采煤机生产能力为：Q=60VMBR=602.03.10.61.350.9=271（t/h）式中：Q：采煤机小时割煤量，t/hV：采煤机牵引速度，取 2.0m/min23M：割煤厚度，取 0.6mB：截深，取 0.6mR：煤的容重，1.35t/m 3:有效割煤系数，取 0.9二是外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。三是运输机长度与工作面长度相一致。考虑上述因素，选用 SGZ-764/630 型可弯曲刮板输送机，其主要参数如表6-1-2。24刮板输送机技术特征表 表6-1-2铺设长度（m）输送能力（t/h）刮板链速（m/s）中部槽（长宽高） （mm）电机功率（KW）电压等级（V）型号SGZ-764/630 250 1000 1.1 1500724300 2200 1140C、顺槽转载机顺槽转载机的转载能力要与工作面能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸带式输送机相匹配，为此选用 SZZ/800/315 型转载机，其主要技术参数见表 6-1-3.转载机技术特征表 表 6-1-3型号 出厂长度 （m） 输送能力 （t/h） 电机功率 （KW）电压等级（V）牵引速度（m/min）机面高度（mm）SZZ/800/315 50 2000 315 1140 0-7/7-12.8 1548D、顺槽可伸缩带式输送机顺槽胶带机要与工作面推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。工作面生产能力为 Q=271t/h，取输送机带速 2.5m/s，则：B=Q/(KVRC)=271/（4002.51.01）=0.27m式中：B：胶带宽度，m；K：货载截面系数，=25时，K=40025R：货载集散容重，取 1.0t/m3C：输送机倾角系数，=0-10时，C=1根据计算选用可伸缩带式输送机主要技术参数见表 6-1-4。转载机技术特征表 表6-1-4型号 输送能力（t/h） 输送长度（m） 带速（m/s） 电压等级（V） 电机功率 （KW）DSJ100/100/290 1000 1000 2.5 660 290E、液压支架根据地质报告，2 号煤层顶板为黑色泥岩粉砂岩，顶板较稳定，底板为砂质泥岩，未发生底鼓现象，结合定货情况设计选用 ZFS6100/21/33 液压支架。（1）工作面顶板压力估算：P=（6 倍采高岩石容重+顶煤厚度顶煤容重）基本顶失稳动载荷系数工作面采高 3.1m，顶板岩石平均容重取 2.61t/m3。基本顶失稳的动载荷系数，取 1.3则工作面顶板压力为：P=（63.11.771.35）1.3=50.95（t/m 3）=0.51pa（2）每架支架所需工作阻力 q=PS式中：P：工作面顶板压力，t/m 326S:每架支架支护面积，（3）ZFS6100/21/33 型液压支架每架工作阻力6100kN，支护强度 0.85Mpa，大于倍采高时顶板压力，故能够满足支护要求，支架选型合理。液压支架主要技术参数见表 6-1-5。液压支架技术特征表 表6-1-5型号 工作阻力 （kN） 初撑力（kN） 支护高度 （m）支架中心距（mm）支护强度（Mpa）重量（t）ZFS6100/21/33 6100 5235 2.1/3.3 1500 0.85-0.90 22.6F、过渡支架过渡支架选用 ZFSG6800/22/33，其技术参数见表 6-1-6。过渡支架技术特征表 表6-1-6型号工作阻力（kN）初撑力（kN）支护高度（m）支架中心距（mm）支护强度（Mpa）重量（t）ZFSG6800/22/33 6800 5218 2.2/3.3 1500 0.87-0.94 26.1G、端头支架端头支架选用 ZFSD5600（3500+2100）/22/35，其技术参数见表 6-1-7。端头支架技术特征表 表6-1-527型号 工作阻力 （kN） 初撑力（kN） 支护高度 （m）支架中心距（mm）支护强度（Mpa）重量（t）ZFSD5600（3500+2100）/21/335600 4794 2.2/3.5 1500 0.69 35.013、工作面巷道布置本设计中综采工作面巷道采用单巷布置，即一条运输顺槽和一条回风顺槽。4、工作面顶板管理方法根据确定的采煤方法，回采工作面采用全部垮落法管理顶板。综采工作面主要技术经济指标表序号 项目 单位 数量 备注1 采高 M 3.12 推进长度 M 8203 煤层倾角 44 工作面长度 m 1805 煤的容重 t/m3 1.356 工业储量 万 t7 采出率 % 758 截深 m 0.69 循环产量 t 163210 作业制度 四六制2811 日循环数 个 612 日产量 t 489013 回采工效 t/工第二节 采区巷道布置和要素一、采区布置方式方案崖坪煤矿东盘区位于井田井底车场以东的位置，东西长在 2000-2100m 左右，南北宽在 1200-1500m 之间。方案一由于本盘区内仅采区东部边界处有一村庄，该村庄相对压煤量比较少，考虑该村庄部分搬迁费用过大，故对该村庄边界留有 40m 安全煤柱。沿 2 号煤层布置的东回风大巷和东运输两条开拓大巷，大巷之间留设安全煤柱 40m 沿2 号煤层在距井底车场 900m 处垂直东回、东运输大巷南北方向平行布置采区巷道，即南上山运输和回风、北下山运输和回风。北下山回风、运输和南上山回风、运输巷道之间留设 40m 的安全煤柱。垂直于南回风巷和南运输巷东西方向布置一个 405 综放工作面，回采工作面推进方向为由东向西。本方案布置详图见附图一方案二：29开拓巷道布置东运输大巷和东回风大巷，两条开拓巷道均延伸至井田东部安全煤柱处，垂直于东运输大巷和东回风大巷直接布置回采工作面，工作面推进方向由北向南或由南向北。本方案布置详图见附图。二、综放工作面由一条运输顺槽和一条回风顺槽及工作面组成，采区巷道全部采用梯形断面，矿用工字钢支护。该采区同时布置一个回采工作面和两个综掘工作面，即可满足设计产量和使工作面能够正常衔接。三、方案的比较与选择方案一的优点是：（1）开拓布局合理，能最大限度的提高煤炭回收率。（2）绝大部分工作面可布置 850900m 的回采工作面，工作面寿命长，大大减小工作面的搬迁次数，适宜高产高效工作面的大推进度。（3）对新批复的矿井资源进行长远的合理开发利用。方案一的主要缺点：采区巷道系统增加一个运输环节。方案二的主要优点：（1）巷道掘进工程量少，巷道工程投资少，移交达产工作面投产早，见效快。（2）生产系统简单，占用设备少。方案二的主要缺点：30（1）工作面推进长度短，工作面寿命短，工作面搬迁次数频繁。（2）不能为北下山开拓布置采区做出整体规划，造成后期布置采区难度大。四.、通过对上述方案的比较，方案一的优点突出，能为全矿井后期服务做出长期规划，明显优于方案二。本设计推荐方案一，根据本采区内煤层赋存情况、开采条件、选定的设备性能及矿井设计生产能力等因素，确定回采工作面长度为 180m，回采工作面日循环 3 次，月推进度108m第三节 回采工艺与劳动组织一、投产工作面概况该设计投产工作面为 405 工作面，本工作面采用长壁后退式低位放顶煤一次采全高的综合机械化开采方法，全部跨落法管理顶板。工作面运输、回风顺槽均为 900m，工作面长度 180m，两顺槽均采用工字钢支护。二、回采工艺1、采煤工艺割煤装煤移架推前部溜放顶煤拉后溜转载机推移缩皮带机尾走电器列车两巷搬迁绞车2、采高 3.1m，房顶 2.5m，低位放顶一次采全高，循环31进度 0.6m。3、采煤机进刀顺序描述初采初放：当工作面推至 1520m 或顶板已全部跨落且压力大于 20Mpa 时方可放煤、放煤循环步距 0.6m，即采煤机割一刀放一次顶煤，采用采放平行交替作业的方式。割煤采用斜切进刀方式，采煤机在机头（尾）处插到，滚筒必须割够 20 架，两滚筒全部切入媒体后，方可推进机头( 尾 )，然后调换前后滚筒上下关系向机尾（头）割煤，接着顺利移架、顶溜、清理浮煤。机组上下运行时，按运行方向前滚筒始终割上刀煤，后滚筒割下刀煤。三、支护控制本工作面采用液压支架支护，中间架为 ZFS6100/21/33型，共 113 架，端头架组为 ZFSD5600(3500+2100)/22/35型，共 1 架，过度架（即机尾架）为 ZFSG6800/22/33 型，共 6 架，采面共 120 架。四、劳动组织劳动组织见劳动组织附表32劳动组织表工种 一班 二班 三班 检修班 合计综采队长 1副队长 1 1 1 3采煤司机 2 2 2 1 7支架工 4 4 4 12清煤工 4 4 4 12超前工 4 4 4 12转载机司机 1 1 1 3煤溜司机电工 2 2 2 6泵工 1 1 1 4电工 1 1 1 1 4验收员 1 1 1 1 4液检工 1 1 1 1 4采煤机修理工 2 2 2 2 8支架检修工 1 1 1 2 4三机修理工 4 5总计 25 25 25 13 8933第七章 井下运输与提升第一节 运输系统和运输方式一、运输系统1、煤运输顺槽南上山运输大巷东运输大巷井底煤仓主斜井地面储煤场。2、料副井井底车场东回风大巷南回风大巷405 回风顺槽工作面附：运输系统示意图二、煤炭运输根据井田开拓方式及煤层赋存条件，大巷运输方式采用胶带输送机，带式输送机还具备以下优点：1、运输巷道允许稍有起伏不平的状况，适应多开煤巷少开拓的情况。2、不需要设调度车场，系统简单，用人少。3、煤炭、辅助运输互不干扰，可提高辅助运输的效率及速度。4、安全性能好，据有关资料介绍，事故概率是矿车的 6.4%。三、辅助运输根据煤层赋存条件，为简化运输系统，辅助运输采用调度绞车牵引 1 吨矿车运输。调度绞车对巷道的坡度、弯度适应性强；巷道设置简单，投资少，使用方便，管理简单。34辅助运输选用 JD-1.6 型绞车。第二节 运输设备通过选型计算，集中运输巷采用 STJ-1000/290 和SJ-800/255 落地皮带机运输原煤，集中回风巷辅助运输采用 JD-1.6 型调度绞车运输。第三节 矿井提升一、主斜井提升设备本矿井设计生产能力 1.0Mt/a，主斜井倾角 30，井筒斜长 410m，经计算设计选用 DX3型深槽强力胶带机一台，其胶带宽度为 0.8m，带强 3000kg/cm，总功率 355KW，带速 2.5m/s，输送能力 400t/h，由井底煤仓下的一台 GMW-3型往复式给煤机上料，给煤机能力为 300t/a，胶带机拉紧形式为尾部车载重垂式拉。减速器：SSXP550-31.5-NE，速比 31.5；偶合器：YOTC650L。为保证胶带机正常运行，设计安装有防断裂、防跑偏、防撕裂等 11 项保护装置。（一） 、原始参数小时能力：Q=342.9t/h；原煤粒度：0-300mm；原煤容重：=1.0t/m 3；水平长度：L O=370.7m；35提升高度：H=214m；倾角：=30 0；斜长：L=428m；带宽：B=800mm；速度：V=2.5m/s。（二） 、初定参数初步选定输送能力为 DX3型深槽强力胶带输送机GX=3000kg/cm，经计算查表得：q0=41.5kg/m；q=38.1kg/m；q=59.52kg/m；q=6.25kg/m；=0.045；0.035；=0.3；=210 0。（三）圆周力及轴功率计算1、上分子运行阻力:F1=（q+q o+q）L n=2320.7（kg）2、下分子运行阻力：F2=（q o+q） Ln=619.5（kg）3、物料提升阻力：F3=qH=8153.4(kg)4、清扫器附加阻力：36F1=（70 100）B+20B=93.0（kg）导料槽附加阻力：F2=（1.6B 2+7）L=24.1（kg）进料处物料加速阻力：F3=0.0142QV=12.20（kg）绕过滚筒时的附加阻力：F4=4S1=260（kg） （暂计入 260kg）胶带正常运行总圆周力：P=F1+F2+F3+F1+F2+F3+F4=11485.9（kg）传动滚筒轴功率：N0=PV/102=281.5(kw)（四）张力计算据传动滚筒运行工作环境，摩擦系数 =0.30， 包角 =210。则： K1=3.0，K 2=1.5，先确定 S2=930kg则 S1=S2P=20785.9kgS4=S3=1430.8kg（五）校核采用自动拉紧，按不打滑条件，S 1/S2=2.241200kg 通过S1=20785.97.5M 人员 =26.89所选钢丝绳满足要求。2、提升系统（提升系统图见附图）（1）天轮选择：Dt80d=8036=2880mm选用 TSG-3000/20 型固定天轮，变位重量 781kg。（2）提升机与井筒的相对位置39井口与天轮中心的水平距离：L=64m井架高度 6m，牵引角减小趋于安全。（3）按允许的偏角来求提升机滚筒中心与天轮中心间的钢丝绳弦长提升机滚筒中心至天轮中心水平距离 Ls经计算取 Ls=50m则，实际弦长 Lx=50.06m钢丝绳的实际偏角（内偏角=外偏角）：=125 48钢丝绳偏角满足规程规定。钢丝绳仰角经计算 =112143、电动机选择电动机选用直流电动机 Z560-2A，电动机技术参数如下：额定电压 660V，额定电功率 640KW，额定转速520r/min。副斜井提升系统和绞车房相对位置图见附图。40第八章 矿井通风与安全第一节 概况一、瓦斯根据山西省煤炭工业厅晋煤安发【2010】1135 号文件“关于临汾市 2010 年度年产 30 万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复” 。该矿 2010 年度瓦斯鉴定结果，瓦斯相对涌出量 2.90m3/t；绝对涌出量4.9m3/min；二氧化碳相对涌出量 2.02 m3/t，绝对涌出量3.43 m3/min，属低瓦斯矿井。二、煤尘2010 年 4 月 28 日由临汾市煤炭中心化验室提交的检验报告，本矿 2 号煤层煤尘爆炸指标为：火焰长度90mm，扑灭火焰岩粉用量为 45%，为煤尘有爆炸性危险。三、煤层自燃倾向性2010 年 4 月 28 日由临汾市煤炭中心化验室提交的检验报告，该矿 2 号煤层的吸氧量 0.7cm3/g，自燃倾向性等级