瓦斯赋存状况及煤的自燃性毕业设计.doc

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）瓦斯赋存状况及煤的自燃性毕业设计目 录前言11 矿区概述及井田特征21.1 矿区概述21.1.1 交通位置21.1.2 地形地貌21.1.3 气象及地震情况31.1.4电源、水源及建筑材料来源31.2 地质特征31.2.1 地质构造31.2.2 煤层及媒质41.2.3 瓦斯赋存状况及煤的自燃性51.2.4 水文地质61.2.5 地质勘探程度72 井田境界及储量82.1 井田境界82.2 井田储量82.2.1 井田的工业储量82.2.2 井田的可采储量83 矿井设计生产能力及服务年限及一般工作制度103.1 矿井年产量及服务年限103.1.1 矿井年产量103.1.2 矿井服务年限103.1.3 矿井的增产期和减产期，产量增加的可能性103.2 矿井的一般工作制度114 井田开拓124.1 井筒形式、位置及数目的确定124.1.1 井筒形式124.1.2 井筒位置124.1.3 井筒数目134.1.4 井筒断面134.2 开采水平的设计154.2.1 水平高度的确定154.2.2 水平的大巷布置184.3 带区划分及开采顺序194.3.1 带区形式及尺寸的划分194.3.2 开采顺序194.4 井底车场形式的选择及硐室概况194.4.1 井底车场的形式194.4.2 井底车场硐室204.5 开拓系统综述224.5.1 系统概况224.5.2 移交生产时井巷的开凿位置、初期工程量235 带区巷道布置255.1 设计带区的地质概况255.1.1 带区在矿井中的位置及界限255.1.2 煤层与煤质255.1.3 本带区生产能力及服务年限255.2 带区综述265.2.1 带区形式265.2.2 带区形式选择265.3 带区划分265.4 带区车场及硐室265.4.2硐室265.4.2 带区硐室265.5 采准系统285.5.1 生产系统285.5.2 移交生产时井巷的开凿位置、初期工程量285.6 区段开采顺序285.7 带区巷道设计296 采煤方法316.1 采煤方法的选择316.1.1 选择的依据316.1.2 选择的要求316.1.3 采煤方法316.2 主采层的煤层赋存条件、煤层结构及围岩条件326.2.1 赋存条件326.2.2 围岩情况326.3 工作面长度的确定326.3.1 按通风能力校核工作面长度326.3.2 按采煤机能力校核工作面长度336.3.3 按刮板输送机能力校验工作面长度336.4 采煤机械的选择和回采工艺的确定346.4.1 采煤机械的选择346.4.2 回采工艺的确定356.5 循环方式的选择及循环图表的编制386.5.1 循环方式的选择386.5.2 循环图表的编制397 建井工期及开采计划417.1 建井工期及施工组织417.1.1 施工队伍的人力配备417.1.2 井巷施工的机械化程度及施工程序417.1.2 井巷施工的机械化程度及施工程序417.1.3 工程排队及施工组织排队437.2 开采计划447.2.1 开采顺序447.2.2 开采计划448 矿井通风458.1 概 述458.2 矿井通风方式及通风系统的选择458.2.1 通风方式的选择468.2.2 通风方法的选择478.3 总风量的计算及风流分配478.3.1 矿井总进风量478.3.2 回采工作面所需风量的计算488.3.3 掘进工作面所需风量498.3.4 硐室所需风量的Qd的计算508.3.5 其他巷道所需风量518.3.6 风量的分配518.4 矿井总风压及等积孔的计算518.4.1 计算的原则518.4.2 计算方法538.4.3 计算等积孔548.5 通风设备的选择548.5.1 矿井主要扇风机选型计算548.5.2 选 型558.5.3 选择电动机558.5.4 总耗电量558.6 灾害防治综述568.6.1 井底火灾及煤层自然发火的防治措施13568.6.2 预防煤尘爆炸措施578.6.3 预防瓦斯爆炸的措施578.6.4 避灾路线579 矿井运输与提升589.1 概 述589.2 带区运输设备的选择589.2.1 带区皮带运煤斜巷设备的选择589.2.2 工作面刮板输送机的选择599.2.3 转载机和皮带机选择599.3 主要巷道运输设备的选择609.4 提 升609.4.1 主井提升设备的选择609.4.2 副井提升设备的选择6110 矿井排水6210.1 矿井涌水6210.1.1 概述6210.1.2 矿山技术条件6310.2 排水设备的选择计算6310.2.1 水泵6310.3 水泵房的设计6410.4 水仓设计6511 技术经济指标6711.1 全矿人员编制6711.1.1 井下工人定员6711.1.2 井上工人定员6711.1.3 管理人员6711.1.4 全矿人员6811.2 劳动生产率6811.2.1 采煤工效6811.2.2 井下工效6811.2.3 生产工效6811.2.4 全员效率6811.3 成 本6811.3.1 工作面直接成本6811.4 全矿主要技术经济指标70致 谢72参考文献73Geology And Geologic Time74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。集中布置在我国已经应用许多年，它是一个矿井开采水平布置的核心问题，也就是水平大巷的布置方式。运输大巷有分煤层布置、分组集中布置或集中运输的布置方式。主要根据煤层的数目和间距来确定。采用分煤层或分组集中大巷时，各煤层大巷之间、各大巷与井底车场之间用主要石门联系；采用集中运输的巷式，各煤层间用带区石门联系。由于煤层倾角不同，煤层间的联系可能是斜井或溜井。 矿物资源工程就是一门针对矿物资源开发、开采、利用以及其原理、设计等诸多方面开设的一个专业，这门专业所学的知识包括了煤炭生产的各个环节。从井田的开拓到出煤，对于矿物资源的学生，应该有能力确定合理的井田开拓方式、准备方式、采煤方法、以及能够正确的选择矿井生产的设备。在毕业设计过程当中，涉及到了矿井生产的每个环节，所以我们应该认真对待掌握采矿的原理及方法，为我国的矿业做贡献。1 矿区概述及井田特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置大平南三矿位于沈阳市康平县境内，隶属于铁法煤业（集团）有限公司。三台子煤田处于北东走向的八虎山和调兵山两个背斜之间，大平煤矿位于该每天的西南侧，井田区域内交通便利，交通主要靠公路，203国道贯穿于煤田中部，北距康平县城12公里，南距法库县城17公里，调兵山31公里，与周边县、乡之间也均有县级公路相通，另有连接国铁的矿区铁路直通矿山。图1-1 大平南三矿交通位置图Fig.1-1 traffic & locality of The coal mine1.1.2 地形地貌三台子煤田处于北东走向的八虎山和调兵山两个背斜之间。在中生代晚侏罗纪中期。该煤田普遍下降形成了湖泊相和泥炭沼泽相沉积沙海组煤系。在白垩纪末，该区一直处于侵蚀基准面以上。直到第四纪还仍在接受剥蚀堆积，从而构成了现代的剥蚀堆积地貌类型，形成了井田内平缓的剥蚀堆积丘陵地形。在西北部三官营子一带，地形起伏教大，最大标高为118米，最低标高为79.4米，高差38.6米，一般标高8096米，仅在井田西南部出现了局部冲积较低洼平原，一般标高82米左右。1.1.3 气象及地震情况本地区就地理位置来看，气候多风少雨，春干冬寒，属大陆性气候，一般春、秋、冬三季多风。春、秋季多西南风，冬季多西北风，风力大至79级，瞬时达10级，小至23级。降雨期主要集中在春、秋两季，年降雨平均日数78天，年最大降雨量128.5mm（1959年），月最大降雨量307.9mm（1959年）日最大降雨量128.5mm（1959年），历史最高洪水位为+87米标高，冻土层最大厚度1.45米，在0.8米深地温8.3摄氏度。本区地震历年来未超过二级，烈度为VI度。1.1.4电源、水源及建筑材料来源该矿区的电力由位于调兵山市区的铁煤集团发电厂供给；生产所用的水主要取自井田旁边的三台子水库；建筑材料主要从康平县和调兵山市购得。1.2 地质特征1.2.1 地质构造（1） 区域地层三台子煤田位于松辽盆地南缘的东侧，属于中生代晚侏罗纪山间盆地，形态比较完整，每天东西唱8.5公里，南北宽8公里，面积68平方公里，周围为老地层而煤田内地势较平缓，除少数部分地区有白垩纪出露外，其他部分为第四纪所掩盖，基本上行属于全隐蔽型煤田。前震旦纪变质岩系构成煤田之基底，侏罗纪含煤地层直接不整合于老地层之上，侏罗纪之上为白垩纪，再其上为第四纪。（2） 井田地质构造大平南三矿井田位于三台子向斜的西南部，上居向斜的大部分，煤层走向大体呈北西方向，岩层倾斜平缓，一般在79度之间。井田内构造以断裂为主，由于受断裂构造影响，使得井田内褶曲构造反映不太明显，但尚能看出向斜的存在。褶曲：三台子煤田整体为一向斜构造。由于后期构造的影响，致使向斜的东西两翼不对称，向斜轴由于岩层倾角平缓和断裂的破坏而不突出，但是看出向斜州总的规律是由北向南逐渐加深，其轴向为N35W，向斜轴倾覆角为6度，轴部最深可达到830米。断裂：由于本井田岩层倾角平缓，褶曲现象不明显，煤岩层对比可靠，井田内钻孔共见25个短点，组成断层21条和6个独立短点。井田内无陷落柱和火成岩侵入。1.2.2 煤层及媒质（1） 煤层结构大平井田内共有3个可采煤层，煤层编号从上往下为1-2、1、2。表1-1 煤层分布表Tab.1-1 Distributing Table of the Seam煤 层1-212厚 度 (m)3.610.33.8间 距 (m)95发育情况全区全区全区（2） 顶底板岩性煤层直接顶板：主要由黑褐色油页岩组成。结构致密、细腻、无裂隙，厚度一般在1030米之间，平均20米左右，按其坚固程度属于软质岩石。煤层直接底板：由灰黑色泥岩和灰白色粉、细沙岩所组成。结构较细致、质软，其厚度变化西南厚约56米，东北厚约10米以上，一般510米左右，按其坚固程度属于软质岩石。（3） 媒质及物理性质该矿区煤质工业牌号为长焰煤，黑色、沥青光泽、条带状结构、块状构造、贝壳状断口或平坦状断口，摩氏硬度约为3，质脆，以亮煤为主，暗煤次之，在亮煤条带中常见两组垂直层面的内生裂隙，一组发育，一组次之，裂隙面平坦。在裂隙中常常有方解石及黄铁矿薄膜充填，煤层与底板一般为整合接触。煤的物理性质：容重1.35克每立方厘米，灰份（Ag）21.31%，水分11%，挥发份（Vr）41.89%，发热量22Mj/Kg,硫含量1.95%。图1-2 综合柱状图Fig.1-2 synthesis histogram1.2.3 瓦斯赋存状况及煤的自燃性本矿井瓦斯含量较低，属氮气沼气带矿井，仅在井田中部有一部分沼气带，可采边界附近有一部分氮气带。绝对瓦斯涌出量4.8立方米/min，属低瓦斯矿井。井田内煤的火焰长度在10260mm间，岩粉量为1050%，煤称爆炸性弱。370号孔煤尘实验结果为：火焰长度400mm，岩粉量55%，爆炸性强，故井田内有煤尘爆炸的可能。（煤尘爆炸指数为48.98%）一层煤的燃点在273304摄氏度之间，平均值为285摄氏度，氧化性和还原性的燃点差在3363摄氏度之间，平均47摄氏度。二层煤的燃点在273288摄氏度之间，平均279摄氏度，燃点差为35摄氏度，井田内煤的燃点比其他煤田煤的燃点均低，且燃点差值也高。故本区煤是易燃的，自然发火期一般为13个月，最短20天，不利于煤炭的长期存放。邻井康平三台子煤矿1974年11月建井，78年10月投产，81年、82年实测瓦斯资料如下：表1-2 瓦斯测量表Tab.1-2 Measure Table of Gas年度鉴定地点绝对量（立方米/分）相对量（立方米/吨、日）鉴定当日产量（吨）瓦斯等级CH4CO2CH4CO21981年7月总 排 风1.081.105.335.468149.9低 级1982年7月副井总排1.361.385.905.999629.0低 级1.2.4 水文地质（1） 含水层本井田内直接充水含水层主要由侏罗纪粗砂岩及沙砾岩微弱的裂隙孔隙承压含水层所组成，虽然粗砂岩疏软（类似豆腐渣）多裂隙，但单位涌水量均小于0.0043kg/s.m以下，而且断层富水性弱，并且煤层顶部有较厚的油页岩、泥岩和含水层间有良好搁水性能的泥岩、粉沙岩层，导水性差，破碎带厚度小，并为泥质物充填紧密，与地表水以及各含水层间无水力联系，可谓闭合断层，对矿床充水无甚影响，故将该井田划分为水文地质条件简单的二类一型矿床。井田内共划分三个含水层：侏罗纪直接充水承压含水层；白垩纪砂岩及沙砾岩承压含水层；第四纪砂岩及沙砾岩承压含水层。（2） 隔水层本井田内有两个隔水层：第四纪粘土及亚粘土隔水层；侏罗纪煤层顶底板泥页岩隔水层。第四纪粘土及亚粘土隔水层主要由花色或黄褐色粘土及亚粘土所组成，结构密实，具有可塑性。侏罗纪煤层顶底板泥页岩隔水层主要由黑色泥岩及黑褐色油页岩组成，结构细腻，直接赋存于煤层之上，厚约31米左右，为一良好的隔水层。（3） 矿井涌水量 矿井正常涌水量10.2立方米/时，最大涌水量52.6立方米/时。（4） 邻近生产矿井充水情况 邻井三台子煤矿从78年10月开始正式投产，在建井初期主井斜长77153米时见白垩纪紫红色砂岩及沙砾岩，破碎松散，涌水量45立方米/时，而向深部含水性逐渐减弱，到目前为止历年的平均排水量为0.069立方米/时，可见该矿井基本不含水，而泥粉细砂岩复合岩层在不含水的同时也起到了隔水的作用。综上，该邻近每矿属于极弱充水含水层矿井。1.2.5 地质勘探程度1970年1982年由东煤地质局101勘探队在南二带区内先后施工勘探钻孔39个，钻探工程量为26568.09m。其中无岩芯钻进21539.95m，占81%；有16个孔为全孔无岩芯，占41%。综合质量评级，甲级孔28个，乙级孔9个，丙级孔2个，甲乙级孔率为95%。在勘探初期针对该区特点，首先，原则上对全井田采用先线后面，全面控制，点线配合，重点解剖，然后循序渐进，逐步提高勘探程度，储量级别等，通过四次勘探，补充并借鉴邻区地质资料，比拟本井田上述地质因素特征，视其地质构造复杂程度为中等，煤层较稳定且偏简单，勘探类型属于二类二型偏简单。勘探程度达到精查。2 井田境界及储量2.1 井田境界大平南三矿井田走向长3.4千米，倾向宽3.3千米，面积11.22平方千米。矿井深部以-750等高线为界，浅部以-300等高线为界，西北部以9号勘探线为界与北三矿相邻，其余周边均以无煤带为界。岩层倾斜平缓，一般在79度之间。2.2 井田储量2.2.1 井田的工业储量计算公式： （2-1）式中：Z 矿井的工业储量，t M 煤层的厚度之和，m S 井田面积，m r 煤的容重，r=1.35t/m井田的工业储量：Zc=3300*3400*（3.6+10.3+3.8）*1.35/ =26810（万吨）2.2.2 井田的可采储量1.永久煤柱损失量边界保护煤柱损失量：Pb=45064117.71.35=1076万吨根据规范的要求，工业广场占地面积为0.8-1.1公顷/10万吨，本矿井为大型矿井，取0.8公顷/10万吨，则S = 180.89 = 16公顷。工业广场长度400米，宽度400米，各加15米后成长430米，宽430米，则工业广场保护煤柱：Pg =(887+990)857/23.8+(864+981)849/210.3+(850+970)838/23.61.35/0.995=1880 万吨永久煤柱损失量：P = Pb + Pg = 1031 + 1558 = 2956 万吨2. 可采储量计算公式： （2-2）式中：Z矿井可采储量 Zc矿井工业储量 P保护工业广场、井筒、井田境界等留置的永久煤柱损失量。 C带区采出率。中厚煤层不低于0.8，厚煤层不低于0.75。可采储量：Z =（26810 2956） 0.85 = 20275.9万吨3 矿井设计生产能力及服务年限及一般工作制度3.1 矿井年产量及服务年限3.1.1 矿井年产量矿井设计生产能力180万吨，属于大型矿井考虑因素：矿区储量丰富，地质构造简单，煤层生产能力大，开采技术条件好，适宜建设大型矿井； 煤层赋存深，表土层厚，冲击层含水丰富，建设大型矿井可减少开凿井筒数目，节约建井工程量，降低吨煤投资。矿井的设计生产能力宜按工作日330天计算，每天净提升时间为16小时。根据设计，工作面长220米，滚筒采用800毫米，一个工作面生产，一天割6刀，煤的比重为1.35吨/立方米，工作面的采出率为95%。所以矿井的生产能力为：2200.863.81.3595%（1+5%） 330 = 180.1万吨满足矿井的设计生产能力每年180万吨。3.1.2 矿井服务年限根据煤炭设计规范的规定，在计算矿井服务年限时，储量备用系数宜采用1.31.5，本矿井采用1.4。由矿井的服务年限计算公式： 式中： Z矿井的可采储量； A矿井的年产量； K矿井储量备用系数，一般取1.4 矿井的服务年限 P = 20275.9（1801.4）=80 年3.1.3 矿井的增产期和减产期，产量增加的可能性 建井后产量出现增大，其可能性为：1) 因在设计中考虑90%的面正规循环率，投产后，由于技术管理水平的提高，可突破90%的面正规循环率，故产量会增大。2) 矿井的各个生产环节有一定的储备能力，矿井投产后，迅速突破设计能力，提高了年产量。3) 工作面的回采率提高，导致在相同的条件下，产量也会增加。4) 采取地质构造简单，储量可靠，因此投产后有可靠的储量及较好的开采条件。3.2 矿井的一般工作制度 本矿井的工作日按每年330天计算， 矿井每昼夜分为四班，三班出煤，一班检修，每班工作6小时，即“四六制”工作制。每昼夜提升时间为16小时。4 井田开拓4.1 井筒形式、位置及数目的确定4.1.1 井筒形式矿井开拓就井筒形式来说，一般有以下几种形式：平硐、立井、斜井和混合式。下面就几种形式进行技术分析，然后进行确定采用哪种开拓方式。平硐开拓的优点是井下出煤不需要提升转载即可由平硐直接外运，因而运输环节和运输设备少、系统简单、费用低。但一般就适用与煤层埋藏较浅，平硐适合在较高的山岭、丘陵或沟谷地区。斜井与立井相比，井筒掘进技术和施工设备比较简单，速度快、地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单因而投资较少，建井期较短，斜井适用与煤层埋藏较浅，倾角较大的倾斜煤层。且按照皮带斜井设计时，倾角不超过17度的话，此时斜井的长度是非常大的。立井开拓的适用性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯水文等自然条件的限制，立井井筒短，通风阻力小，对深井更为有利。根据规定：煤层埋藏较深、表土层较厚、水文地质条件复杂及主要可采煤层赋存比较稳定。储量比较丰富的应采用立井开拓。根据本区的地质条件：煤层埋藏深，地表附近的冲积层比较薄。这一关键条件，矿井开拓采用立井形式。4.1.2 井筒位置1）井筒沿井田走向的位置A 井筒设在井田储量的中央，可使沿井田走向的井下运输工作量最小。B 井筒设在井田中央时，两翼产量分配，风量分配比较均衡，通风网络较短，通风阻力较小。C 井筒设在井田中央时，两翼分担产量比较均衡，各水平两翼开采结束时间比较接近。2）井筒沿井田倾向的位置从保护井筒和工业广场煤柱的损失看，愈靠近浅部，煤柱的损失愈小。愈靠近深部，煤柱损失愈大。因此，井筒沿倾向应位于井田中上部。3）便于布置地面工业广场的井筒位置A 要有足够的场地，便于布置矿井地面生产系统及其工业建筑物和构筑物。B 要有较好的工程地质和水文地质条件，尽可能避开滑坡、崩岩、溶洞、流沙层、采空区等不良地段。这样既便于施工，也可以防止自然灾害的侵袭。C 要便于矿井供电、给水和运输，并使附近有便于建筑居民区，排矸设施等地点D 要避免工业广场和井筒受水患，井筒位置应高于当地最高洪水水位。E 充分利用地形，使地面生产系统，工业场地总平面布置及地面运输合理。并尽可能是平整工业场地的工程量最少。综合考虑井筒应选在井田走向中央的位置，位于倾向中上部。图4-1 井筒位置剖面图Fig.4-1 Section plane of shaft position4.1.3 井筒数目该设计采用三个井筒的井田开拓方式：主井、副井、风井。2005年度矿井瓦斯鉴定等级为低瓦斯矿井。瓦斯绝对涌出量4.8 m3/min。因此适用于采取中央并列式的通风方式，所以风井同主井、副井一起设置在工业广场内。这样确定的井筒数目可以满足矿井提煤、运料、通风的要求，保证矿井生产高产、高效、安全，有助于本矿的正常有序发展。4.1.4 井筒断面表4-1 井筒断面特征表Tab.4-1 Shaft crosssection mark sheet井筒名称井筒用途井筒长度（m）断面尺寸直径（m）净断面积（m2）主井提升煤炭7875.524副井辅助提升，通风7478.050.26风井回风兼安全出口6788.050.26图 4-2 主井断面图Fig.4-2 Main shaft crosssection fig表4-2 主井断面特征表Tab.4-2 Main shaft crosssection mark sheet净断面()掘进断面()砌壁厚()15.9037.39240图 4-3 副井断面图Fig.4-2 Auxiliary shaft crosssection fig表 4-3 副井断面特征表Tab.4-3 Auxiliary shaft crosssection mark sheet净断面()掘进断面()砌壁厚()50.2635.1450图 4-4 风井断面图Fig.4-4 Air shaft crosssection fig表 4-4 风井断面特征表Tab.4-4 Air shaft crosssection mark sheet净断面（）掘进断面（）井筒直径（）50.2666.4792004.2 开采水平的设计4.2.1 水平高度的确定确定原则保证正常接替与均衡生产，保证阶段内有合理的区段数目，保证开采水平有合理的服务年限及足够的储量，保证经济上有利的水平高度。在矿井设计中，确定合理的水平垂高或阶段垂高，是井田划分中的重要问题。水平高度确定的合理与否，不仅影响矿井的基本建设投资，同时还要影响生产技术的合理性以及生产费用的大小，而且水平高度一经确定，将要在较长的时间内影响矿井的生产成本与效果。本矿年产量180万吨，井田走向长度3400m，倾斜长度3300m，煤层可采总厚度17.7m，煤层倾角79，平均8。根据井田条件和设计规范有关规定，本井田可划分12个水平；阶段内采用盘区式准备。故有两个方案可供选择，方案一是单水平划分，第二阶段采用下山开采。方案二是划分两个水平，第二阶段用上山开采。具体比较如下：1）方案技术比较方案1：布置方式是立井单水平上、下山布置；其优点是充分利用了原有开采水平的井巷和设施，节省了开拓工程量和基建投资，可以延长水平服务年限，同时下山开采时，没有折反运输，总的运输工作量少。但是下山掘进的装载，运输，排水等工序比较复杂，因而掘进速度慢，效率较低成本较高，如图4-5。方案2：布置方式是立井两水平开采；上山开采煤向下运输，运输能力大，输送机的铺设长度较长，倾角较大时还可用自溜运输，运输费用比较底，而且上山开采时，井下涌水可直接流入井底水仓，排水系统比较简单。但是上山开采需要延伸立井，在第二水平掘井底车场而且需要相当长的石门才能见到煤，增加了掘进费用，如图4-6。图4-5 单水平上下山开拓Fig.4-5 Single level图4-6 两水平开拓Fig.4-6 Two levels总的来说，两个方案再在技术术上均可行，各有优缺点，需要通过经济比较，才能确定其优劣。1） 经济比较因两个方案划分的盘区基本相同，所以盘区上山的经济比较可以忽略不计，具体比较如下：表4-5 方案一，单水平上下山开采Tab.4-5 Plan A,Sigle level项目工程量单价费用运输提升，万吨857.9，万吨，0.669，元/吨573.9，万元排水，万m159.5，万m，0.1525，元/m24.3，万元合计598.2表4-6 方案二：延伸井筒，两水平开采Tab.4-6 Plan B,Two levels项目工程量，m单价，元/m费用，万元主井110300060副井110300060风井110300060井底车场40090036主石门170055093.8回风石门160055089.2运输大巷80054643.68回风大巷80054643.68小计486.36 项目工程量单价费用运输提升，万吨837.9，万吨，0.669，元/吨560.56万元排水，万m169.5，万m，0.1525，元/m25.8，万元合计1084.56 综合比较：从前述技术经济比较结果看，方案二比方案一在费用方面要多一点，由于本地区涌水量比较小，并且煤层倾角也比较小，故下山开采的条件已完全具备；因此，本设计选用了方案一。4.2.2 水平的大巷布置大巷的主要任务使担负煤矸、物料和人员的运输，以及通风、排水、敷设管线。对大巷的基本要求是便于运输，利于掘进和维护，能满足矿井通风安全的需要。根据矿井生产能力和地质条件的不同，大巷可选用不同的运输方式和设备，而不同的运输设备对大巷提出了不同的要求。合理的大巷布置可以节约基建投资，加快矿井建设，有利于井下运输和巷道维护，为合理布置带区和井下生产创造良好的条件。根据本矿生产能力、服务年限、煤层赋存情况及井田范围，决定布置两条大巷：运输大巷和回风大巷。运输大巷主要运送工作面所采出的煤炭，运送材料、设备、矸石等并作为新风的入风通道；回风大巷主要用来回风。大巷的服务年限很长，维护方式采用砌碹或锚喷。1） 运输大巷的布置 运输大巷采用集中布置，这样布置总的开拓工程量、占用的轨道管线均较少。将这条大巷布置在最下层煤底板的岩层中，维护较易，维护的大巷长度短，总的开拓巷道维护工作量较少、维护费用小、生产比较集中，有利于提高井下运输效率。 为了便于布置带区，这条大巷的延伸方向均与煤层走向一致。因为采用胶带运输，所以要求运输大巷直。2） 回风大巷的布置 将回风大巷也布置在煤层底板的岩层中，与运输大巷水平相距50m，竖直相距40m。为便于回风大巷的掘进与维护，让全井田回风大巷的标高都一致。4.3 带区划分及开采顺序4.3.1 带区形式及尺寸的划分根据带区设计要求及原则综合考虑地质构造即在充分利用断层、褶曲轴作为带区边界且使带区符合设计规范规定和机械化程度。并且位达到早投产，把靠近工业广场的东南带区作为首产带区。将其划分为五个带区：南一带区走向长1180m，倾斜长2050m；南二带区走向长1190m，倾斜长1880m；南三带区走向长990m，倾斜长1220m；北一带区走向长1350m，倾斜长1430m；北二带区走向长2190m，倾斜长1430m。所有带区均采用倾斜长壁采煤法。4.3.2 开采顺序开采顺序是指矿井采掘工作应有计划有步骤地按照一定顺序进行，做到采掘并举，掘进先行。因此，要研究采煤和掘进安排特点，了解有关政策与规程规范的规定。合理的开采顺序应满足以下要求：1) 保证开采水平、带区、采煤工作面的生产正常接替，以保持矿井持续稳产、高产。2) 符合煤炭采动影响关系，最大限度的开采出煤炭资源。3) 合理集中生产，充分发挥设备能力，提高劳动生产率，简化巷道布置。4) 尽量降低掘进率，减少井巷工程量及基建投资。综合上述因素，将本矿的开采顺序划分如下： 沿煤层方向首先开采距工业广场最近的带区，由近及远隔带开采。这样可以尽早投入生产，收回成本。 沿煤层垂直方向的开采顺序采用下行式开采，即先采1-2#，再采1#，最后采2#，这样可以减少上下煤层开采时的采动影响，对安全生产有利。 首采带区为南一带区。4.4 井底车场形式的选择及硐室概况4.4.1 井底车场的形式本矿采用立井开拓，年产量180万吨。运输大巷为机轨合以巷采用胶带运煤，辅助运输用矿车运输。主井的提升设备采用箕斗，副井的提升设备采用罐笼。根据本矿运输特点，决定采用立井刀式环行井底车场。这种车场在直线段上顶推重车比较安全，采用甩车调车，可提高车场通过能力。由于本矿采用胶带运输机代替矿车运输，煤炭经输送机直接进入煤仓，井底车场只担负辅助运输任务，故车场形式和线路结构可简化。图4-7 井底车场平面图Fig.4-7 Ichnography Shaft station4.4.2 井底车场硐室井底车场硐室为主井煤仓、中央变电所、中央水泵房、，具体位置见井底车场平面图。1） 主井煤仓及装载硐室根据规范规定，矿井的煤仓容量为：式中：Qmc 井底煤仓容量；Amc 矿井日产量。0.150.25系数，大型矿井取小值，小型矿井取大值，本设计取0.15。则井底煤仓容量为： Qmc=0.155455=818 吨图4-8 竖直煤仓Fig.4-8 Upright coal bunker2）中央变电所和中央水泵房中央变电所和中央水泵房联合布置，便于使中央变电所向中央水泵房供电。3）火药库根据设计指南火药库距井筒，井底车场，主要运输巷道及影响全矿井或大部分带区通风的风门的直线距离不得小于60m，距硐室的距离不小于100m，结合井底车场实际位置，采用容量2400公斤壁槽的标准火药库，火药库独立回风，回风通过回风钻孔直接回风。2345789101215161-主要巷道 2-库房巷道 3-炸药壁槽 4-雷管壁槽5-电器壁槽 6-回风钻孔 7-防炮工具室 8-发放室9-防火门 10-木栏门 11-回风道 12-调节风门13-铁皮风门 14-进风栏墙 15-回风栏墙 16盐粉棚6图4-8 火药库图Fig.4-8 Detonator storage4.5 开拓系统综述4.5.1 系统概况本井田采用立井开拓，单水平上下山开采，对于井田内的煤层采用大巷联合的布置，在最底层煤的底板下50m处分别布置运输大巷连接各个带区。1）开拓系统中的井巷系统由副井下到-640m水平，通过井底车场、主石门进入运输大巷，由带区运料斜巷进入带区运煤平巷，再通过分带运煤斜巷到达工作面开切眼。带区回风平巷通过回风斜巷连接到运输大巷，再到达主井，形成矿井的开拓线路，这便是矿井初期的井巷系统。2）通风系统新鲜风流由副井井底车场主石门运输大巷带区运料斜巷带区运输平巷分带运煤斜巷工作面（污风）分带运料斜巷带区回风平巷回风斜巷回风大巷风井。3）运输系统其中包括煤炭、矸石、材料、设备以及人员的运送系统，分别描述如下：A 运煤系统：工作面出煤分带运输斜巷带区煤仓皮带运输机沿运输大巷井底煤仓由主井提升到地面。B 运料系统：井下所需材料及设备副井井底车场运输大巷带区运料斜巷带区运输平巷分带回风斜巷工作面。C 运矸系统：掘进工作面出矸石分带运输斜巷带区运输平巷进风行人斜巷运输大巷井底车场副井提升地面矸石山。D 行人系统：井下工作人员由副井井底车场运输大巷带区运料斜巷分带运煤斜巷工作面。4）防火灌浆系统本井田的煤层，发火期短，且根据“所有厚煤层都应该按自燃发火期危险煤层处理方法”的原则去加以实施：(1) 灌浆能把采空区周围的隔离煤柱的裂隙填满塞严，减少漏风供养，阻止碎煤氧化 自燃。(2) 灌浆能把废弃在采空区的易燃碎煤、浮煤包裹起来，隔绝外部空气，延缓氧化自然的速度。(3) 灌浆回水在采空区过滤时，能带走大量的热量，沉积下来的泥浆还能够继续起冷却的作用。整个灌浆系统的管路敷设如下：地面灌浆站搅拌池灌浆泵沿风井管子道主管、分管回风巷道工作面采空区。4.5.2 移交生产时井巷的开凿位置、初期工程量1）初期开拓工程量：初期移交工程量是指移交时掘进的各类巷道硐室，井筒等为生产服务的设施总的掘进体积。矿井移交生产时的标准：1）井上、下各生产系统基本完成，并能进行正常的安全的生产。2）“三个煤量”达到规定标准。3）回采工作面长度一般不少于设计回采工作面长度的50%。4）工业广场内的行政、公共设施全部建成。5）居住区及其设施基本完成。5 带区巷道布置5.1 设计带区的地质概况5.1.1 带区在矿井中的位置及界限带区边界：此带区位于井田东南部，东南以东南井田边界为界，西南以西南井田边界为界，西北以南一带区边界为界，东北以北一带区边界为界。带区尺寸：本带区走向长度最大1360米，最小1100米，平均1180米，倾斜长度最大为2060米，最小为2040米，平均2050米。5.1.2 煤层与煤质北1带区可采煤层3层，即1-2层、1层和2层，煤层为缓倾斜煤层，倾角7-9，煤层均稳定且较浅，无夹石，火山岩侵入。煤层瓦斯含量较低，绝对瓦斯涌出量为4.8 m/min，属低瓦斯矿井，自然发火期13个月，有煤尘爆炸危险，爆炸指数为48.98%，煤层含水较少。煤质较硬，低灰，低硫，高发热量。煤容重1.35g/m。 煤层顶底板赋存较稳定，皆为细中砂岩，其顶板易垮落。表 5-1 带区煤层柱状表Tab.5-1 Histogram for seam 性质编号厚 度（米）可采储量（万吨）层 间 距（米）煤层特征1-2#3.69269赋存稳定，无断层1#10.32650赋存稳定，无断层52#3.8978赋存稳定，无断层合计17.745545.1.3 本带区生产能力及服务年限南1带区可采储量为4554万吨，设计生产能力180万吨/年，服务年限为18年。设计采用一个综采工作面达产。采煤工作面采用“四六”工作制，三采一准的作业形式，每班进2刀，每天进6刀。带区服务年限：4554/（1801.4）=18年，符合规范中关于带区生产能力服务年限的规定。5.2 带区综述5.2.1 带区形式本区三层煤均属于近水平煤层，且煤层及顶底板岩层赋存均较稳定，煤厚分别为3.6m，10.3m，3.8m，具备倾斜长壁采煤法开采条件，又因为倾斜长壁开采较走向长壁开采简化了巷道布置系统，减少了10%20%的巷道掘进量，减少了运输环节，经济效益较好，因此本区采用带区式准备方式，倾斜长壁采煤方法。5.2.2 带区形式选择本区三层煤巷道采用联合布置，在离2煤层底板约10米处布置回风大巷，约40米处布置运输大巷。运输大巷铺设皮带和轨道，负责这三层煤的煤炭外运、材料运输、运矸及进风。回风打巷负责回风。煤层与大巷间用斜巷联系。用带区煤仓和带区运料斜巷把煤层中的带区运煤平巷和运输大巷联系起来，作为带区煤炭的主要运输渠道、进料通道和进风通道。用回风斜巷把带区运料平巷和回风石门联系起来，负责回风。5.3 带区划分规范规定：综采工作面的长度不小于160米，年推进度不小于1200米。 鉴于上述规定，为了使一个工作面就达到设计产量，考虑到地质条件以及全矿的生产能力、管理水平等因素，工作面定为220米，日进6刀，该区一共划分为5个条带。5.4 带区车场及硐室5.4.1带区车场每个带区只有一个综采工作面，运输量不大，所以只设材料绕道车场，采用矿车运输。运料斜巷在大巷入口处取平，由大巷进入车场绕道存车线，然后由绞车通过带区运料斜巷进入带区运煤平巷。斜巷倾角15，斜长145米，这种布置方式使用方便，运行可靠。5.4.2硐室5.4.2 带区硐室1)带区变电所带区变电所是带区供电枢纽，应设在岩层稳定，无淋水，矿压小且通风良好的地方。本带区变电所设在带区轨道上山与带区回风上山之间，如图图5-1 带区变电所Fig.5-1 Power center in quarry2)带区煤仓表5-2 煤仓容量与带区生产能力的关系Tab.5-2 Relation ship on capability between coal bunker and quarry produce带区生产能力（万吨年）303045456060100以上带区煤仓容量（吨）30100100150150200250以上3)绞车房主要是根据绞车的型号及规格、基础尺寸、绞车房的服务年限和所处的围岩性质等进行设计。其位置选择在围岩稳定、无淋水、地压小和易维护的地点，在满足施工、机械安装和提升运输要求的前提下，应尽量靠近上山变坡点，以减少巷道工程量。另外，它与临近的巷道间应有足够的煤柱或岩柱，一般情况下不小于10米，以利于绞车房的维护。5.5 采准系统5.5.1 生产系统其中包括煤炭、矸石、材料、设备以及人员的运送系统，分别描述如下：A 运煤系统：工作面出煤分带运输斜巷带区煤仓皮带运输机沿运输大巷井底煤仓由主井提升到地面。B 运矸系统：掘进工作面出矸石分带运输斜巷带区运输平巷进风行人斜巷运输大巷井底车场副井提升地面矸石山。C 运料系统：井下所需材料及设备副井井底车场运输大巷带区运料斜巷带区运输平巷分带回风斜巷工作面。D 行人系统：井下工作人员由副井井底车场运输大巷带区运料斜巷分带运煤斜巷工作面。E通风系统：新鲜风流由副井井底车场运输大巷带区运料斜巷带区运输平巷分带运煤斜巷工作面（污风）分带运料斜巷带区回风平巷回风斜巷回风大巷风井。F