唐口煤矿1.5Mta新井设计【含5张CAD图纸+文档全套资料】
收藏
资源目录
压缩包内文档预览：(预览前20页/共111页)
编号：129941463
类型：共享资源
大小：5.28MB
格式：ZIP
上传时间：2021-05-26
上传人：好资料QQ****51605
认证信息
个人认证
孙**（实名认证）
江苏
IP属地：江苏
45
积分
- 关 键 词：
-
煤矿
1.5
Mta
设计
CAD
图纸
文档
全套
资料
- 资源描述：
-
喜欢这套资料就充值下载吧。。。资源目录里展示的都可在线预览哦。。。下载后都有，，请放心下载，，文件全都包含在内，图纸为CAD格式可编辑，【有疑问咨询QQ:414951605 或 1304139763】
- 内容简介：
-
唐口煤矿1.5 Mt/a新井设计摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为唐口煤矿1.5 Mt/a新井设计。唐口煤矿位于山东省济宁市西侧，距济宁市10 km，交通便利。井田走向（南北）长度约9.45 km，倾斜（东西）宽度约5.45 km，总面积为51.88 km。主采煤层为3煤，煤层平均倾角为5，平均厚度为3.1 m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为23673.3万t，可采储量为14499.1万t。矿井设计生产能力为1.5 Mt/a，服务年限为69 a。矿井涌水量不大，正常涌水量为200 m/h，最大涌水量为496 m/h。矿井瓦斯相对涌出量为1.789 m/t，绝对涌出量为2.04 m/min，为低瓦斯矿井。井田开拓方式为立井单水平开拓。采用胶带输送机运煤，采用矿车进行辅助运输。矿井通风方式为中央并列式通风。矿井年工作日为330 d，工作制度为“四六”制，日净提升时间为16 h。一般部分共包括10章：1、矿区概况与地质特征；2、井田境界和储量；3、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4、井田开拓；5、准备方式带区巷道布置；6、采煤方法；7、井下运输；8、矿井提升；9、矿井通风与安全；10、设计矿井基本技术经济指标。专题部分题目是煤巷锚杆支护技术的研究及应用，主要是研究了煤巷锚杆支护技术，对综采工作面煤巷锚杆支护技术做了全面的陈述。翻译部分主要内容是关于伽马射线传感仪在煤矿残顶煤厚度测量中的应用，英文题目为：Remnant Roof Coal Thickness Measurement with Passive Gamma Ray Instruments in Coal Mines关键词：立井； 单水平； 带区； 中央并列式通风VIABSTRACTThis design can be divided into three sections: general design, monographic study and translation of an academic paper.The general design is about a 1.50 Mt/a new underground mine design of Tangkou coal mine.Tangkou coal mine lies in the west of Jining City, Shandong province.from Jining City 10 km, the transportation is convenient.Its about 9.45 km on the strike and 5.45 km on the dip, with the 51.88 km2 total horizontal area.The minable coal seam is 3 with an average thickness of 3.1 m and an average dip of 5. Field geological conditions si simple.The proved reserves of this coal mine are 236.73 Mt and the minable reserves are 144.99 Mt, The design of mine production capacity is 1.5 Mt/a ,with a mine life of 69 a. The normal mine inflow is 200 m/h and the maximum mine inflow is 496 m/h. The mine gas emission absolute is 1.789 m/t rate is 2.04 m/min which belongs to low gas mine. The mine is a single level to develop. Te central laneway uses Belt Conveyor to transit coal, and trolley wagons are used for accessorial transportation in the roadway.The ventilation mode of this mine is center juxtapose form. The “four-six” working system is used in the Tangkou mine. It produces for 330 days a year, Day for 16 h time net ascension.This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.development engineering of coalfield; 5.The layout of panels; 6. The method used in coal mining; 7. Underground transportation of the mine; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms of the designed mine.The topic of special subject parts is the Bolt support technology research and application in mine roadway,main to research coal bolting technology,It makes a fully comprehensive statement of Bolt Support Technology in mechanized mining face.Translation part is aboat gamma radiation sensing instruments application of thickness measuring residual top-coal in a coal mine.The English title is“Remnant Roof Coal Thickness Measurement withPassive Gamma Ray Instruments in Coal Mines”.Keywords: Shaft; Single level; Panel; Center juxtapose ventilation目 录1 概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1矿井位置、范围及交通11.1.2 自然地理21.1.3矿区水文情况31.2井田地质特征31.2.1煤系地层31.2.2井田构造61.2.3岩浆岩61.2.4构造变动情况61.2.5井田的水文地质特征61.3煤层特征71.3.1煤层特征71.3.2煤质81.3.3煤的化学特征91.3.4煤的工业用途101.3.5其它有益矿产102 井田境界和储量122.1井田境界122.2矿井工业资源储量122.2.1钻探122.2.2报告审批情况122.2.3资源储量核实工作132.3矿井可采储量132.3.1矿井工业储量132.3.2矿井设计可采储量162.3.3工业广场煤柱162.3.4后期风井保护煤柱173 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限183.1矿井工作制度183.2矿井设计生产能力及服务年限184 井田开拓204.1井田开拓的基本问题204.1.1井筒形式的确定204.1.2工业场地的位置224.1.3开采水平的确定及带区的划分234.1.4主要开拓巷道234.1.5开拓方案比较244.2矿井基本巷道354.2.1井筒354.2.2井底车场394.2.3主要开拓巷道415 准备方式带区准备方式455.1煤层地质特征455.1.1带区位置455.1.2带区煤层特征455.1.3煤层顶底板岩石构造情455.1.4水文地质455.1.5地质构造455.1.6地表情况465.2带区巷道布置及生产系统465.2.1带区准备方式的确定465.2.2带区巷道布置465.2.3带区生产系统475.2.4带区内巷道掘进方法505.2.5带区生产能力及采出率505.3带区车场选型设计515.3.1确定带区车场形式515.3.2带区主要硐室布置526 采煤方法536.1采煤工艺方式536.1.1带区煤层特征及地质条件536.1.2确定采煤工艺方式536.1.3回采工作面参数546.1.4采煤工作面破煤、装煤方式546.1.5采煤工作面支护方式576.1.6端头支护及超前支护方式586.1.7各工艺过程注意事项606.1.8回采工作面正规循环作业616.2回采巷道布置636.2.1回采巷道布置方式636.2.2回采巷道支护参数637 井下运输667.1概述667.1.1井下运输原始数据667.1.2井下运输系统667.2煤炭运输方式和设备的选择687.2.1煤炭运输方式的选择687.2.2带区煤炭运输设备选型及验算687.2.3运输大巷设备选择707.3辅助运输方式和设备选择717.3.1辅助运输方式选择717.3.2辅助运输设备选择728 矿井提升748.1矿井提升概述748.2主副井提升748.2.1主井提升748.2.2副井提升779 矿井通风及安全799.1矿井概况、开拓方式及开采方法799.1.1矿井地质概况799.1.2开拓方式799.1.3开采方法799.1.4变电所、充电硐室、火药库799.1.5工作制、人数799.2矿井通风系统的确定799.2.1矿井通风系统的基本要求809.2.2矿井通风方式的选择799.2.3矿井通风方法的选择799.2.4带区通风系统的要求819.2.5回采工作面进回风巷道的布置829.2.6工作面通风方式的确定829.3矿井风量计算829.3.1矿井风量计算方法概述839.3.2回采工作面风量计算839.3.3备用工作面需风量的计算859.3.4掘进工作面风量计算859.3.5硐室需要风量的计算869.3.6其他巷道所需风量869.3.7矿井总风量计算869.3.8风量分配879.4矿井通风阻力计算889.4.1容易和困难时期矿井最大阻力路线确定889.4.2矿井通风阻力计算929.4.3矿井通风总阻力计算939.4.4矿井总阻力和等积孔计算939.5选择矿井通风设备949.5.1选择主要通风机949.5.2电动机选型989.5.3矿井主要通风设备的要求989.5.4对反风装置及风硐的要求989.6特殊灾害的预防措施989.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施989.6.2预防井下火灾的措施989.6.3防水措施9810 矿井基本技术经济指标101参考文献102致 谢1031 概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿井位置、范围及交通唐口煤矿位于山东省西南部济宁市西部，其地理座标为东经11626361163207，北纬352142352908。东与淄矿集团公司的岱庄煤矿相邻，北与济宁矿业集团运河煤矿为邻，西南与里能矿业集团新河煤矿毗邻。现具体范围以中华人民共和国国土资源部2004年10月所批复采矿许可证（证号：1000000420041）的5个拐点坐标所圈定范围为准（表1.1），面积51.881 km，开采深度由-600 m至-900 m标高。表1.1 2004年10月采矿许可证矿区范围拐点坐标一览点号纬距X经距Y139511337.23913871823.3359239511337.23913866316.1575339520844.40073866316.1575439520844.40073871268.0737539519786.51763871823.3359矿井的南界兖（州）新（乡）铁路，向西109 km在菏泽站与京九铁路相接，再向西190 km在新乡站与京广铁路相接。济宁站向东30 km在兖州站与京沪铁路接轨，再向东经临沂可至石臼港。区内公路四通八达，北京至珠海的105国道、连云港至菏泽的327国道均经过本区，交通十分方便（图1.1）。104图1.1 交通位置示意图1.1.2自然地理1）地形地貌区内地形平坦，地面标高+35+38 m，平均标高为+36 m。为鲁西南冲积平原北部边缘部分，地势东北部略高，东南部略低，地形坡度万分之二左右。2）河流水系区内主要地面水系为京杭运河，由此向南注入南阳湖，历年最高洪水位+36.67 m（1964年9月5日），最大流量为626 m/s。矿区中心距南阳湖约12 km。南阳湖最高湖水位标高为36.86 m（1957年7月15日）。3）气象本矿区气候温和，属温带季风海洋大陆性气候。据济宁气象站1959年1月至2004年12月的观测资料：气温：历年平均气温13.5，月平均最高气温34.3（1957年7月），日最高气温41.6（1960年6月21日），月平均最低气温-9.8（1963年1月），日最低气温-19.4（1964年2月18日），多年来最低平均气温月为1月，平均最高气温月为7月。雨量：年平均降雨量688.86 mm，年最大降雨量为1186 mm（1964年），年最小降雨量为156.8 mm（2001年），日最大降雨量177.1 mm（1965年7月9日），降雨多集中于每年的7、8月份。一般春季雨量少，时有春旱。年平均蒸发量1814.1 mm，年最大蒸发量2228.2 mm（1960年），年最低蒸发量1493.0 mm（1984年）。风向、积雪厚度及冻土深度：春夏两季多东及东南风，冬季多西北风，最大风力8级，平均风速为2.3 m/s。历年最大积雪厚度0.15 m，最大冻土深度0.31 m。4）自然地震根据国家地震局、建设部震发办1992160号文“关于发布中国地震烈度区图（1990）和中国地震烈度区图（1990）使用规定的通知”，济宁市任城区地震烈度为7度。1.1.3矿区水文情况1）供水水源供水水源主要有：（1）第四系砂层水，包括第四系上、中段砂砾层含水层，其富水性强，水质较好，为目前工农业生产和生活用水水源。（2）矿井东邻岱庄煤矿北部奥灰级富水区和西部嘉祥断层以西奥灰隐伏区，奥灰埋藏浅，富水性较强，只要补作少量水源勘探工作即可作为矿井的永久供水水源，从而可以避免取用第四系水引起工农业用水矛盾。2）矿井供水现状目前矿井供水水源来自第四系砂层水，水源井于2000年7月份施工，现有水源井2个，位于主井东300 m处，孔深为140 m，静止水位12 m，井管直径360 mm，内径300 mm，安装规格为200QJ80-66/6水泵，出水量80 m/h，扬程66 m，转速2850 r/min，电机功率22 kw，供水管路规格170 mm，供水时间始于2001年5月份。现在最大取水量1090 m/d。1.2井田地质特征1.2.1煤系地层本区含煤地层为山西组和太原组。1）山西组（P1）厚约87 m，为本区主要含煤地层。以中、细粒砂岩为主，其次为粉砂岩、泥岩和煤层。共含煤4层（1、2、3（3上）、3下），其中3上、3下煤层有时合并，称3煤层，它是本区主采煤层，又是最上一层可采煤层。本组底界以太原组海相泥岩（或一灰）之顶为界；顶界因与石盒子组连续沉积，无明显界线而不易划分。本组的中、细粒砂岩按其所处位置，分为S1、S2、S3三套砂岩（或称砂体。）S3砂体为3（3上）煤层以上至山西组顶界之间所沉积的一套中、细粒砂岩，灰至灰白色，石英为主，长石次之，含有燧石、石英岩、泥岩岩屑，次圆次棱角状，分选中等。该砂岩有时为3（3上）煤层的直接顶板。3上与3下煤层之间的砂岩称S2砂体，石英为主，长石次之，含有菱铁矿及云母，含泥质、粉砂质包裹体。镜下鉴定石英约占60%，无色透明，表面干净，无裂纹，波状消光不明显；长石主要为正长石和酸性斜长石；岩屑主要为硅质岩屑；孔隙式胶结，胶结物以杂基为主。另见有海绿石及少量重矿物。该砂岩的宏观特征为夹大量泥岩和粉砂岩包体，俗称“花砂岩”。对3下煤层有冲刷现象。3下煤层以下至山西组底界之间的砂岩为S1砂体，浅灰色，主要矿物成分为石英、长石，少量黑云母、白云母、黄铁矿。镜下鉴定石英约占70%，长石约占20%，岩屑为硅质岩。另见有海绿石、磷灰石及锆石等。脉状及透镜状层理比较发育，底栖动物通道和浑浊状层理普遍发育。本组属陆相为主的海陆过渡相地层。2）太原组（C2P1t）厚157.35188.37 m，平均168 m。地层厚度稳定，主要由细碎屑岩层组成，为泥岩、粉砂岩，其次为砂岩、石灰岩和煤层。本组地层粒度韵律清楚，层序结构明显，为典型的海陆交互相沉积，岩、煤层易于对比。现分段叙述如下：（1）上段（三灰段）：本段自太原组顶界至五灰厚约60 m。以灰黑色泥岩及粉砂岩为主，夹灰岩和煤层，偶含薄层砂岩。顶部海相泥岩呈灰黑色，含菱铁矿结核，产个体小、壳薄、数量较少的腕足类、瓣鳃类及海百合茎化石，全区稳定，是太原组顶部辅助标志层。含灰岩三层（一、二、三灰），一、二灰不稳定，经常相变为泥岩。三灰全区稳定，平均厚5.20 m，灰至深灰色，厚层状，产丰富的海百合茎及蜒科化石，是本区主要标志层。本段含煤七层（4、5、6、7、8上、8中、8下煤层），但均较薄，只有6煤层为局部可采煤层，其余煤层均不可采。（2）中段（八灰段）：本段从五灰顶至15上煤层，厚约28 m。以泥岩、粉砂岩和细砂岩为主，夹薄层灰岩和煤层。在10煤层和12煤层附近常有细砂岩出现，并冲刷煤层及其他细碎屑岩石。含薄层灰岩五层（五、六、七、八、九灰），其中六灰和七灰常相变为泥岩或被砂岩代替，五灰和九灰相对较稳定。八灰在全区稳定，平均厚度2.87 m，灰色、厚层状，动物化石丰富，主要为腕足类、棘皮类、有孔虫及介形虫等，是本区主要标志层之一。本段含煤10层（9、10上、10中、10下、11、12上、12中、12下、14、15上煤层），其中15上和10下煤层为局部可采煤层，其余均不可采。（3）下段（十灰段）：底部以十三灰底板与本溪组分界，厚约60 m。以灰黑色泥岩和粉砂岩为主，其次为细砂岩，夹薄层灰岩和煤层。含灰岩五层（十上、十下、十一、十二、十三灰），十一灰经常相变为泥岩，十上灰虽薄，只有几十厘米，但较稳定。十下灰平均厚度5.02 m，全区稳定，深灰色，厚层状，有黄铁矿呈星点状分布，产丰富的动物化石，主要为有孔虫、腕足类、瓣鳃类及海百合等动物化石，是全区最主要的标志层之一。共含煤6层（15下、16、17、18上、18中、18下煤层），为太原组主要含煤段。其中16和17煤层属稳定煤层，全区可采，其余煤层均不可采。图1.2 地质综合柱状图1.2.2井田构造1）井田构造概况济宁煤田位于华北地台鲁西台背斜的西南部。就东西向构造带而言，它位于昆仑秦岭纬向构造带的东延北支部分，并处于和新华夏系第二沉降带的复合端。鲁西南区域主要褶皱方向为北东向北东东向。自北而南主要有宁阳背斜、汶泗向斜、滋阳背斜、兖州济宁向斜、凫山背斜、鱼台滕北向斜等。2）断层济宁正断层：位于本区中部偏东，经白庄、汪营、凤凰台一线，区内延展长度8.2 km。走向北东，倾向南东，倾角6270，落差1216 m。 1.2.3岩浆岩本区在上侏罗统蒙阴组下亚组的中上部，普遍发育一层岩浆岩，呈岩床状分布。厚3.60125.20 m，平均厚70.26 m，北薄南厚。岩性主要为灰绿色、致密坚硬，显晶质。辉长结构，块状构造。裂隙较发育，充填方解石脉。镜下鉴定为橄榄苏长辉长岩。矿物成分主要有斜长石、辉石、角闪石、橄榄石和黑云母，并有少量磁铁矿、锆石、磷灰石等。岩石因次生蚀变，橄榄石呈蛇纹石化，辉石、角闪石发生绿泥石化。据同位素绝对年龄值测定，距今1.064亿年，属燕山期，地质时代相当于中生代末期的晚白垩世。岩浆岩底界距最上一层可采煤层3（3上）的最小距离为463.99 m，对本区煤层、煤质均无影响。1.2.4构造变动情况褶曲构造变动情况精查报告对矿井褶曲构造划分为十里铺背斜、南张向斜、火头湾背斜和漕井桥向斜。建井期间矿井北部大部分做了三维地震勘探，对主要煤层底板形态做了严密控制，由于是分区、分阶段做的三维地震勘探，三维地震勘探区内控制了幅度5 m以上的褶曲，在构造图上对褶曲划分比较细致，本次报告根据精查和各期三维地震报告，对全矿井褶曲统一为：十里铺背斜，南张向斜、火头湾背斜、大王村向斜、南田背斜、漕井桥向斜。1.2.5井田的水文地质特征区域水文地质概况区域内地表水系发育，南四湖大部分在区内，泗河、白马河自东北向西南流入南阳湖。第四系属冲积、洪积地层，全区第四系厚度变化较大，从0350 m，大范围内东北薄、西南厚。第四系按其富水性、沉积物特征的不同可分为上、中、下三组。第四系特征：一是厚度大，含水层和隔水层大多相间沉积；二是第四系沉积所处的冲积、洪积扇部位不同而富水性有差异。济宁煤田处于泗河冲积、洪积扇前沿，第四系总厚度加厚，但砂层粒度较细，含水层变少而隔水层增多，第四系下组砂砾层富水性中等，砂砾层下有较稳定的厚层粘土及石膏粘土，隔离了砂砾层与基岩接触，使之与基岩含水层水力联系不密切。兖州煤田处于泗河冲积扇轴部，粒度较粗，含水层相对增多，第四系下组砂砾层为强富水层并与基岩大面积接触，有条件补给基岩地下水，使第四系下组水与基岩水有较好的水力联系。唐口煤矿位于区域水文地质单元的西北部，奥灰属I级富水区。矿井涌水量：预测矿区在生产时，正常涌水量200 m/h，最大涌水量496 m/h。1.3煤层特征1.3.1煤层特征1）概况唐口煤矿含煤地层为山西组和太原组，两组地层平均总厚255 m左右。可采煤层有3（3上）、3下、6、10下、15上、16、17共七层，平均总厚12.00 m，含煤系数为4.7%。主要可采煤层3（3上）、3下、16、17，平均总厚9.76 m，占可采煤层总厚的81.3%；其中以3（3上）煤层最厚，最大厚度3.4 m，全区平均3.1 m，占可采煤层总厚的34.8%。又是最上一层可采煤层，是先期开采的主要对象。2）煤层在含煤地层中的分布及组合特征山西组含煤4层，即1、2、3（3上）、3下煤层；太原组含煤23层，即4、5、6、7、8上、8中、8下、9、10上、10中、10下、11、12上、12中、12下、14、15上、15下、16、17、18上、18中、18下煤层。其中3（3上）、16、17煤层全区可采，3下、6、10下、15上四层为局部可采煤层。按煤层在含煤地层中的位置，可采煤层可分成上、下两个可采煤组，上组煤包括3（3上）、3下和6煤层，下组煤包括10下、15上、16和17煤层。表1.2 主要可采煤层特征表煤层层厚主要曲线上的形态特征与层位特征3中厚视电阻率1000 m，中部最高，两侧稍低，有浅的低凹或平台，密度值极小，在1.31.4 g/cm。自然伽玛呈相对低值，30API，常有3个以上楔形上凸。距山西组底界一般27 m，视电阻率曲线上该段底部常呈斜坡，由中阻逐渐下降，最低处为一灰上部海相泥岩。3上中厚各种曲线上，异常均较突出，界面均较清楚，幅值与3煤层相似。自然伽玛曲线上，常有2个楔形上凸，有时形成为夹矸。下距山西组底界距离较大，其间常有较厚的中高阻、较大密度的砂岩异常。与3下煤层距离在046.74 m。3下薄中厚密度曲线与声速曲线上异常明显，在视电阻率曲线与自然伽玛曲线上，有时与顶、底板无大差异。与3上煤层接近时，顶板以低阻、较小密度岩层为主;与3上煤层远离时，顶板多为中高阻、较大密度岩层，底板至山西组底界特征同3煤层。6薄视电阻率曲线与密度曲线上均呈锥形。自然伽玛曲线上与底板差异不明显，常缓慢地由低变高。与三灰间距稳定，其间电阻率曲线常由锯齿状的中阻下降至平坦的的低阻。10下薄视电阻率曲线与密度曲线上，常显示有两个分层构成，其中幅值相对较低者，有时变为炭质泥岩。异常中间的低谷，有时形成为夹矸。下距六灰、11煤层一般仅410 m ，其间多为低阻砂岩。15上薄视电阻率曲线上，常与九灰组合成较宽的高异常，界面处有时有低凹或不显著的台阶。密度曲线上仅有煤层的锥形异常。上距八灰、14煤层一般约7 m，其间以锯齿状的中低幅值粉砂岩为主，有时也有中高阻砂岩。16薄中厚视电阻率曲线上，与十上灰、十下灰连成一体，幅值高（煤层相对较低），底部常有一个略为分离的较低的小异常，相当于16下煤层层位。在密度曲线上灰岩呈低值，煤层异常十分明显，且常有2处低谷，上部低谷相当于炭质砂岩或炭质粉砂岩夹矸层位，下部低谷能与电阻率曲线对应，相当于16上与16下煤层之间的泥岩夹矸，有时底部的小分层在各种曲线上幅值低微，仅为炭质泥岩。17薄中厚各种曲线上的异常均较突出，当有十一灰顶板时，在视电阻率与自然伽玛曲线上常连为一体，界面有时有浅的低凹或台阶。密度曲线上有时出现针锥状低谷，一般为炭质粉砂岩夹矸。上距16煤层约8 m，其间多为中低阻、锯齿状的粉砂岩或细砂岩。1.3.2煤质1）物理性质及煤岩特征（1）煤的主要物理性质本区各层可采煤层均为黑色、黑褐色条痕，其它物理性质见表1.3表1.3 主要煤层物性特征表项 目煤 层光 泽坚固性系 数真密度视密度断 口裂 隙3（3上）玻璃、沥青、油脂0.921.451.38阶梯状、参差状、贝壳状较发育3下玻璃、沥青、油脂1.351.511.41阶梯状参差状较发育6玻璃、沥青、油脂1.281.431.35阶梯状平坦状发 育10下沥 青-1.451.39阶梯状贝壳状发 育15上玻璃、沥青0.811.441.36阶梯状贝壳状发 育16玻璃、沥青0.731.401.35阶梯状贝壳状发 育17玻璃、沥青、油脂0.851.441.31阶梯状参差状发 育（2）宏观煤岩特征各煤层以亮煤、暗煤为主，夹少量镜煤及丝炭条带，为条带状结构，层状构造，半亮半暗型煤。1.3.3煤的化学特征1）煤的化学成分（1）灰分原煤灰分平均值各煤层均为低中灰，各煤层一般以低中灰为主，6、16、17煤层有低灰出现。从平面分布上看，3（3上）全为低中灰、16、17煤层均以低中灰为主。16煤层在矿井南半部的中区及矿井北部边界处为低灰，另在矿井北部零星分布中灰；17煤层在矿井北部零星分布低灰，中部零星分布中灰。（2）硫分山西组煤层硫分均小于1%，为低硫煤，且以硫化物为主，次为有机硫。太原组煤层硫分变化于中高硫高硫之间，其中6煤层平均为中高硫，10下、15上、16、17煤层为高硫，各煤层均以有机硫为主，次为硫化物硫。本区太原组煤层有机硫含量相对较高，主要是沉积植物受海水影响，即半咸水、咸水环境下的植物在吸收水份的同时，也吸收硫分，因而有机硫含量相对较高。（3）磷分3（3上）、6、10下煤层原煤平均为低磷，属特低-低磷煤，其余煤层均为特低磷。各煤层经-1.4比重液洗选平均磷分均降低为特低磷，脱磷系数见表1.4。表1.4 各煤层脱磷系数表煤 层3（3上）3下610下15上1617脱磷系数0.470.380.280.330.420.400.464.氯、砷、铜、铅、锌氯在各煤层中的最高含量为0.08%，作为炼焦或锅炉燃烧用煤不会腐蚀锅炉及炉壁。 砷在各煤层中的最高含量为26 PPM，其平均值均小于5 PPM，不超过酿造和食品工业小于8 PPM的要求。各煤层中铜、铅、锌的最高含量分别为543、1017、1130 PPM，均符合工业用煤要求。2）煤的工艺性能煤的结焦性山西组煤层的粘结指数为6285，胶质层厚度为1018 mm。奥亚膨胀度为3640，自由膨胀序数为25.9，罗加指数为5884。太原组煤层上述指标均比山西组煤层高。从上述各煤层的粘结性指标和成焦率，葛金干馏的半焦产率、焦渣特征（见表1.5）都显示出各煤层具有良好的结焦性能。表1.5煤 层项 目3（3上）3下610下15上1617成焦率（%）73.9773.1970.0872.8069.0070.0669.38半焦（%）74.6573.7870.1671.0070.5970.5370.38焦渣特征37576737677671.3.4煤的工业用途本区各煤层经过洗选加工后均可用作炼焦配煤、动力燃料、气化、液化等工业用煤，现评述如下：1）炼焦用煤本区各煤层精煤为特低灰、特低磷、粘结性能好，成焦率较高。山西组煤层为气煤，低硫煤，焦炭强度M40=4550%，M10=1827%。但太原组煤层为气煤、气肥煤。中高硫至高硫煤。因此，山西组和太原组煤层精煤可用作炼焦配煤，但太原组煤层因硫分较高经过洗选后仍要控制配煤比，或应用“缚硫焦”工艺，则能使各煤层硫分均符合炼焦配煤的要求。2）动力燃料用煤各煤层的挥发分、发热量、灰分、硫分等指标均符合火力发电厂固态除渣煤粉锅炉用煤要求，但太原组煤层的灰熔融性（ST）1350，结渣性较强，灰粘度较大，必须和灰熔融性高的煤掺混或和低发热量煤掺混（使Qnet，V，ar12.54 MJ/kg），才能使之符合煤粉锅炉用煤要求。3）气化、液化用煤各煤层对CO2反应性试验温度在900950时二氧化碳分解率均小于60%。山西组煤层为中等结渣、中等粘结性煤；太原组煤层为强结渣、强粘结性煤，且灰熔融性较低，灰粘度较大。因此，不宜于固定层和沸腾煤层气发生炉用煤。粉煤悬浮床气化炉对煤质要求不严，特别是太原组高硫、低熔点、强粘结气煤、气肥煤，均可适用于K-T炉气化用煤的要求。各煤层焦油产率均大于7%，但胶质层厚度Y值9 mm，热稳定性为粘结（济宁三井田资料），因此不符合干馏法炼油的要求。但16、17煤层碳氢比16，有机物质Vdaf35%，灰分5%，精煤可考虑用氢化法提炼焦油。各煤层大都符合液化用煤工业要求，特别是太原组煤层具有较高的有机硫，有利于液化反应，从煤岩组分看，气煤、气肥煤多含有最易液化的树皮类稳定组分，可大大提高液化效果。1.3.5其它有益矿产1）微量元素各煤层中锗、镓、铀、钍含量见表1.6。其最大值均达不到工业品位要求。表1.6煤 层锗（P.P.M）镓（P.P.M）铀（P.P.M）钍（P.P.M）3（3上）031（43）4107（43）4159（34）3197（33）3下183（10）61610（10）01810（10）0217（10）61138（26）4117（26）0147（23）195（23）10下3（1）10（1）15上3148（10）486（11）2227（10）2105（10）16073（13）095（14）084（11）063（10）171125（13）385（14）0104（12）093（11）2）铝土岩在二叠系上统上石盒子组底部含铝土岩一层，称B层铝土岩，常相变为铝质泥岩，根据15个钻孔资料统计，其厚度为0.704.30 m，平均厚2.14 m，多呈灰青灰色，致密有滑腻感。该层铝土岩AL2O3含量最高为41.27%，平均为36.68%，铝硅比平均值1，不能列为铝土矿，工业利用价值不大。邻近岱庄矿井采取B层铝土岩样13个，AL2O3最高含量为42.90%，平均为33.02%，铝硅比平均值1，与本区结果一致。T5-8孔的铝土岩进行了耐火度，差热分析试验，耐火度为16501700，以高岭石为主，含少量水云母和炭质。3）夹矸本区除6、15上煤层无夹矸外，其余煤层均含夹矸。发热量都大于6.74 MJ/kg，因此，各煤层夹矸可用作沸腾锅炉的燃料，也可制造砖、瓦、水泥制品，与煤掺合，制造煤球或蜂窝煤。这样不仅解决矸石堆放问题，而且还变废为宝。2 井田境界和储量2.1井田境界矿井的南界兖（州）新（乡）铁路，向西109 km在菏泽站与京九铁路相接，再向西190 km在新乡站与京广铁路相接。济宁站向东30 km在兖州站与京沪铁路接轨，再向东经临沂可至石臼港。唐口煤业公司是淄矿集团在济北矿区建设的第四对现代化大型矿井，位于山东省济宁市西部约10 km，矿井北以T5-9与A24-16钻孔连线与运河煤矿分界；东以济宁断层与岱庄煤矿分界；东南至济宁市保安煤柱；西与新河煤矿分界。走向长度为8.459.50 km，平均走向长度为9.45 km，倾斜宽度为4.965.50 km，平均为5.45 km，平均倾角为5，水平面积为51.881 km。井田赋存状况示意图见图2.1。图2.1 井田赋存状况示意图2.2矿井工业资源储量2.2.1钻探济宁煤田发现于1957年底，唐口区位于该煤田西区北部，从1966年起进行钻探工作，至1983年一直处于找煤阶段，19841986年进行普查工作，直接进入精查，1991年提交精查地质报告。全区各阶段共施工钻孔84个，工程量86224.17 m。2.2.2报告审批情况1991年山东煤田地质局第三勘探队和物探测量队提出了山东省济宁煤田唐口区勘探（精查）地质报告，精查报告采用综合勘探方法，普、精查各勘探阶段在本矿井内施工钻孔84个，矿井外临界钻孔20个（由于矿井范围变化，一些钻孔在矿界外）。二维数字地震总有效物理点22238个，测线总长401.77 km，获得实际时间剖面355.08 km；三维数字地震有效物理点4087个，面积5.4 km。同时完成了相应测量、测井、水文地质调查及煤质、煤层、工程地质采样测试等工作，获得能利用储量A+B+C级73824万t，暂不能利用储量C+D级12986万t。全国矿产储量委员会以“全储决字1992338号”文批准该报告，批文指出：“山东省济宁煤田唐口区勘探（精查）地质报告运用高分辨率地震技术与钻探、数字测井相结合的综合勘探方法是成功的，工作程度已达到煤炭资源勘探规范的要求，经济效益显著，是一部具有特色的勘探地质报告，可做为矿井建设设计的依据。”2.2.3资源储量核实工作本矿井煤层以气煤为主，兼有气肥煤，属炼焦配煤，煤层倾角一般为8以下，根据煤、泥炭地质勘查规范（DZ/T0215-2002）规定，煤层最低可采厚度为0.70 m，原煤最高灰分不大于40%；原煤硫分不大于3%。2002年5月淄博矿业集团有限责任公司提交了山东省济宁煤田济（宁）北矿区唐口煤矿矿产资源储量核实报告，2002年8月由北京中矿联咨询中心组织评审，国土资源部以“国储资认储字2002245号”文批准。2004年11月淄博矿业集团有限责任公司唐口煤矿委托山东中煤物探测量总公司提交了山东省淄博矿业集团有限任公司唐口煤矿资源储量检测报告（2003年度）。本次资源储量年度检测报告资源储量检测结果：1）至2003年底矿井保有资源储量（-600-900 m）为23632.9万t；2）至2003年底矿井累计查明资源储量（-600-900 m）为23661.4万t。2005年3月山东省国土资源厅以“鲁资储核字20054号”文批准了该报告。2.3矿井可采储量2.3.1矿井工业储量矿井工业储量是指在井田范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚。本矿井煤层以气煤为主，兼有气肥煤，属炼焦配煤，煤层倾角一般为8以下，根据煤、泥炭地质勘查规范（DZ/T0215-2002）规定，煤层最低可采厚度为0.70 m，原煤最高灰分不大于40%；原煤硫分不大于3%。本矿井设计对3煤层进行开采设计，它们的厚度为3.1 m，基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。本次储量计算是在精查地质报告提供的1:10000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。3煤层和6煤层采用块段法计算工业储量，6煤层的厚度为0.4 m。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。块段划分如图2.2所示。图2.2 块段划分示意图根据煤炭工业设计规范，求得以下各储量类型的值：1）矿井地质资源量矿井地质资源量可由以下等式计算：（2.1）式中：Zz矿井地质资源量，Mt；m煤层平均厚度，m；F煤层底面面积，m；煤的容重，t/m。将各参数代入式（2.1）中可得表2.1。所以地质储量为：Mt表2.1 煤层地质储量计算表煤层块段倾角（）块段面积（km）煤厚（m）容重（t/m）储量（Mt）煤层总储量（Mt）总储量（Mt）3A3 7.251 3.1 1.3 29.263 209.678 236.733 B5 6.300 3.1 1.3 25.485 C2 4.362 3.1 1.3 17.591 D6 3.571 3.1 1.3 14.469 E4 11.549 3.1 1.3 46.656 F5 5.912 3.1 1.3 23.918 G6 3.043 3.1 1.3 12.330 H4 9.893 3.1 1.3 39.965 6A3 7.251 0.4 1.3 3.776 27.055 B5 6.300 0.4 1.3 3.288 C2 4.362 0.4 1.3 2.270 D6 3.571 0.4 1.3 1.867 E4 11.549 0.4 1.3 6.020 F5 5.912 0.4 1.3 3.086 G6 3.043 0.4 1.3 1.591 H4 9.893 0.4 1.3 5.157 2）矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。矿井工业储量可用下式计算：（2.2）式中：矿井工业资源/储量；探明的资源量中经济的基础储量；控制的资源量中经济的基础储量；探明的资源量中边际经济的基础储量；控制的资源量中边际经济的基础储量；推断的资源量；可信度系数，取0.70.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，k值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，k取0.7。该式取0.8。MtMtMtMtMt因此将各数代入式2.2得：Mt2.3.2矿井设计可采储量因为6号煤层厚度为0.4 m，不可采，所以计算矿井可采储量时不计算。矿井设计资源储量按式（2.3）计算：（2.3）式中：矿井设计资源/储量（3号煤）断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和。按矿井工业储量的10%算。则：Mt矿井设计可采储量（2.4）式中：矿井设计可采储量；矿井设计资源/储量工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算；C采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。此处取0.8。则：Mt2.3.3工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积见表2.2。本矿井设计生产能力为150万t/a，所以取工业广场的尺寸为400 m450 m的长方形。煤层的平均倾角为5，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-800 m，该处表土层厚度为212 m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按I级保护留维护带，宽度为20 m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2.3。表2.2 工业场地占地面积指标井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2.3 岩层移动角广场中心深度（m）煤层倾角（）煤层厚度（m）表土层厚度（m）-80053.121250757060由此根据上述以知条件，画出如图2.3所示的工业广场保护煤柱的尺寸。工业广场保护煤柱为一梯形，面积为：km2图2.3 工业广场保护煤柱2.3.4后期风井保护煤柱后期风井占地面积为100100 m，其保护煤柱如图2.4。工业广场保护煤柱为一梯形，面积为：km2图2.4 后期风井保护煤柱3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范中规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明，确定本矿井设计生产能力按年工作日330 d计算，“四六”制作业（三班生产，一班检修），每日三班出煤，净提升时间为16 h。3.2矿井设计生产能力及服务年限1）矿井设计生产能力本矿井井田范围内煤层赋存简单，地质条件较好，主采煤层平均厚度3.1 m，煤层平均倾角36，局部倾角最大的地方为8，属近缓倾斜煤层。全国煤炭市场需求量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，确定本矿井设计生产能力为1.5 Mt/a。2）井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核。（1）矿井开采能力校核井田内3煤层为首采煤层，煤厚3.1 m，为中厚煤层，赋存稳定，厚度变化小。煤层倾角平均为5，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采工作面来满足生产能力要求。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两套16 t底卸式提升箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一律用带式输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。（3）通风安全条件的校核本矿井瓦斯涌出量小，属于低瓦斯矿井，矿井煤尘爆炸危险性不大。矿井通风采用对角式通风，矿井达产初期对首采只需先建一个风井即可满足矿井的通风需求，后期再建三个风井，可以满足整个矿井通风的要求。本井田内存在断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。（4）储量条件校核井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：（3.1）式中：T矿井的服务年限，年；Zk矿井的设计可采储量， Mt；A矿井的设计生产能力，150万t/a；K矿井储量备用系数，取1.4。则：a既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。3）第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，矿井是单水平开采，水平在-840 m，水平服务年限即为全矿井服务年限，为69 a。即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。表3.1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角45600及以上7035300-5006030120-2405025201545-90402015154 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；合理确定开采水平的数目和位置；布置大巷及井底车场；确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。合理开发国家资源，减少煤炭损失。必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：1）本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-640 m，最深处到-885 m，表土层厚度为212 m；2）本井田瓦斯及涌水比较小，对开拓方式的选择影响不大；3）本矿地表地势平坦，且多为农田，无大的地表水系和水体，地面平均标高为+36 m。4.1.1井筒形式的确定1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。具体见表4.1本矿井煤层倾角小，平均5，为近水平煤层；表土层厚约212 m；水文地质情况中等简单，涌水量不大；井筒需要特殊施工冻结法建井，因此需采用立井开拓。表4.1 筒形式比较表井筒形式优点缺点适用条件平硐1运输环节和设备少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5煤炭损失少。受地形影响特别大。有足够储量的山岭地带。斜井与立井相比：1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2通风线路长、阻力大、管线长度大。3斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。2）井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：（1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。（2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈靠近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。（3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。（4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。（5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。（6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。由于本井田倾角平缓，厚度变化小，。故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。（7）井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间相互联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。综合以上七方面的因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置经纬坐标如下：主井井筒中心位置：经度：39453534，纬度：3920956。副井井筒中心位置：经度：39453672，纬度：3921001。中央风井井筒中心位置：经度：39453402，纬度：3921147。3）井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。因为低瓦斯矿井，井田面积较小，表土层厚度大，不宜用边界式通风，所以不再另设风井，可用主井回风。共计两个井筒。本井田煤层埋藏深，具有地温高，地压大。根据上述特点，对初期工业场地内的井筒数目提出了如下方案：工业场地内布置主井、副井，井田中部西边界处各布置一个回风井。其中主井井筒主要承担矿井煤炭提升及兼进部分风；副井井筒主要担负矸石、人员、设备及材料等辅助提升和进风，井筒内装备梯子间，作为矿井的安全出口，井筒内布置有压风管、洒水管、动力电缆和通讯电缆。4.1.2工业场地的位置根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积见表4.2。本矿井设计生产能力为150万t/a，确定地面工业产地的占地面积为0.18 km，所以取工业广场的尺寸为400 m450 m的长方形，长边平行于井田走向。煤层的平均倾角为5，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-820 m，该处表土层厚度为212 m，主井、副井、风井，地表建筑物均布置在工业广场内。表4.2 工业场地占地面积指标井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8图4.1工业广场布置示意图4.1.3开采水平的确定及带区的划分 开采水平划分的依据：1）是否有合理的阶段斜长；2）阶段内是否有合理的分带数目；3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；4）要使水平高度在经济上合理。 本井田主采煤层为3煤层，其它煤层不采，设计只针对3煤层。在3煤层中，煤层倾角只有在靠近济宁断层边界南部和东部才达到5以上，局部达到8，而其余部分煤层倾角都在5以下。井田内煤层标高为-885640 m，为245 m，小于250 m，符合规范规定，可以单水平开拓。同时，设计要求巷道系统力求简单，并且尽量减少巷道掘进费用，因此，本设计采用单水平开拓。4.1.4主要开拓巷道1）大巷的布置由于瓦斯涌出量很小，煤层不易自燃，因此本设计在一水平只布置两条大巷。一条运输大巷，与主井连接，负责运煤回风；一条轨道大巷，与副井相连，负责行人、进风和辅助运输。由于运输大巷要为整个水平的开采服务，且煤层的顶底板均为泥岩或者砂岩，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，布置岩层大巷时，巷道布置在3煤层的底板岩层中，距离煤层底板30 m。岩层大巷其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓。布置煤层大巷时，巷道沿煤层掘进，掘进速度快，掘进费用低，所掘进的煤层倾角都很小，在1以下，局部穿层，因此倾角对巷道的布置没有大的影响，同时3煤层主要为亮煤，次为暗煤，煤质中硬，维护不太困难，可以布置煤巷。2）井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置选择在距煤层底板30 m的岩层中。煤层底板为坚硬的细粒砂岩。维护费用较低。4.1.5开拓方案比较1）提出方案根据以上分析及矿井的实际情况，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分别如图4.24.7所示。方案一：主、副、风井都采用立井，单水平开拓，带区式准备，在井田靠近中部位置布置一条岩层大巷和一条煤层大巷，其中轨道大巷在煤层底板岩层中掘进，运输大巷沿煤层顶板掘进，同时掘首采面的运输和辅助顺槽。开拓平面示意图如图4.2所示，剖面图如图4.4所示。方案二：主、副、风井都采用立井，单水平开拓，带区式准备，在井田靠近中部位置布置两条岩层大巷，运输大巷在煤层顶板岩层中掘进，轨道大巷在煤层底板岩层中掘进。同时掘首采面的运输和辅助运输斜巷。开拓平面示意图如图4.2所示，剖面图如图4.5所示。方案三：主、副、风井都采用立井，单水平开拓，带区式和盘区式准备，在井田靠近中部的位置沿走向布置两条岩层大巷，在井田中部偏北布置一条盘区岩石上（下）山和一条盘区煤层上（下）山，同时掘首采面的区段运输平巷和区段轨道平巷。开拓平面示意图如图4.3所示，剖面图如图4.6所示。方案四：主、副、风井都采用立井，单水平开拓，带区式和盘区式准备，在井田靠近中部的位置沿走向布置两条岩层大巷，在井田中部偏北布置两条盘区岩石上（下）山，同时掘首采面的区段运输平巷和区段轨道平巷。开拓平面示意图如图4.3所示，剖面图如图4.7所示。由于本矿井为低瓦斯矿井，且在井田中部布置风井矿井通风线路较短，经济上合理，当采用中央并列式通风，后期开采断层以东的三角煤时通风比较困难；而采用中央边界式通风时，前期通风以及形成生产系统都比较困难。因此，这四种方案矿井前期均采用中央并列式通风，后期开采井田断层以东的三角煤时，由于采用在中央并列式通风时通风线路较长，故考虑在井田东翼边界处布置一个回风井，以满足通风要求。前两种方案中均是把井田分为八个带区和两个盘区进行开采，后两种方案中均是把井田分为4个盘区，2个带区进行开采，方案一和方案二首采带区在大巷的正西部，可以布置7个分带，方案三和方案四首采盘区在大巷的北部上侧，可以布置20个区段，储量约占井田总储量的四分之一。图4.2 方案一和方案二的矿井开拓平面示意图图4.3 方案三和方案四的矿井开拓平面示意图图4.4 方案一：立井至-850 m，单水平开拓，煤层运输大巷，岩层轨道大巷图4.5 方案二： 立井至-850 m，单水平开拓，双岩层大巷图4.6 方案三：立井至-850 m，点水平开拓，煤层盘区运输上（下）山，岩层盘区轨道上下山图4.7 方案四：立井至-850 m，单水平开拓，双岩层盘区上（下）山2）技术比较二方案之间以及三、四方案之间的不同主要是大巷或者盘区运输上（下）山布置在岩层还是煤层中；一、二和三、四方案的主要不同是主要开拓巷道布置的位置不同，四个方案均采用立井单水平开拓。提出方案一主要是考虑到大巷开拓工程量省，出煤快，系统简单；第二种方案主要考虑到矿井服务周期长，巷道的维护费用比较低，维护容易；第三、四方案提出采用沿倾向布置盘区上（下）山，主要是考虑到开采过程中部容易出现孤岛工作面，且接替方便。这四种方案在技术上都是可行的，并且有对比性。3）粗略经济比较四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此，把相近的一、二方案和三、四方案先分开分别进行粗略的经济比较，选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。在比较过程中，由于风井的布置以及盘区或者带区的准备方式在这四个方案中基本是相同的，因此，没有列入比较范围。各方案的粗略估算费用表见表4.34.6。表4.3 方案一 立井开拓（一煤一岩，沿走向布置）费用计算表项 目数 量基价（元）费用（万元）小计（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段2129463.6 200.63 743.83 基岩段7147607.8 543.20 副井开凿表土段21212321.1 261.21 899.99 基岩段6999138.5 638.78 井底车场岩 巷10002398.8 239.88 239.88 大巷开凿煤 巷71621311.7 939.44 939.44 小 计（万元）2823.13 生产费用（万元）主井提升系 数 煤量（万t）提升长度（km）基 价6649.87 1.2 14499 0.91 0.42 排 水涌水量时间（h）服务年限（a）基 价9593.67 496876069 0.32 大巷运输系 数 煤量（万t）平均运距（km）基 价14432.40 1.2 14499 2.37 0.35 巷道维护系 数 数 量服务年限（a）基 价2075.55 1.2 71626935总 计小 计（万元）32751.49 费 用（万元）35574.62 百 分 率（）100.3%表4.4 方案二 立井开拓（双岩巷，沿走向布置）费用计算表项 目数 量基价（元）费用（万元）小计（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段2129463.6 200.63 743.83 基岩段7147607.8 543.20 副井开凿表土段21212321.1 261.21 899.99 基岩段6999138.5 638.78 井底车场岩巷10002398.8 239.88 239.88 大巷开凿岩巷71622398.8 1718.02 1718.02 小 计（万元）3601.71 生产费用（万元）主井提升系 数 煤量（万t）提升长度（km）基 价6649.87 1.2 14499 0.91 0.42 排 水涌水量时间（h）服务年限（a）基 价9593.67 496876069 0.32 大巷运输系 数 煤量（万t）平均运距（km）基 价14432.40 1.2 14499 2.37 0.35 巷道维护系 数 数 量服务年限（a）基 价1186.03 1.2 71626920总 计小 计（万元）31861.97 费 用（万元）35463.68 百 分 率（）100%表4.5 方案三 立井开拓（一煤一岩，沿倾向布置）费用计算表项 目数 量基价（元）费用（万元）小计（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段2129463.6 200.63 728.61 基岩段6947607.8 527.98 副井开凿表土段21212321.1 261.21 881.71 基岩段6799138.5 620.50 井底车场岩巷10002398.8 239.88 239.88 上（下）山开凿煤巷5467.181311.7 717.13 717.13 小 计（万元）2567.33 生产费用（万元）主井提升系 数 煤量（万t）提升长度（km）基 价6649.87 1.2 14499.1 0.91 0.42 排 水涌水量时间（h）服务年限（a）基 价9593.67 496876069.00 0.32 大巷运输系 数 煤量（万t）平均运距（km）基 价13397.17 1.2 14499.1 2.20 0.35 巷道维护系 数 数 量服务年限（a）基 价1584.39 1.2 5467.186935总 计小 计（万元）31225.10 费 用（万元）33792.43 百 分 率（）100.25%表4.6 方案四 立井开拓（双岩巷，沿倾向布置）费用计算表项 目数 量基价（元）费用（万元）小计（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段2129463.6 200.63 728.61 基岩段6947607.8 527.98 副井开凿表土段21212321.1 261.21 881.71 基岩段6799138.5 620.50 井底车场岩巷10002398.8 239.88 239.88 上（下）山开凿岩巷5467.182398.81311.47 1311.47 小计（万元）3161.67 生产费用（万元）主井提升系 数 煤量（万t）提升长度（km）基价6649.87 1.2 14499.1 0.91 0.42 排水涌水量时间（h）服务年限（a）基价9593.67 496876069.00 0.32 大巷运输系 数 煤量（万t）平均运距（km）基价13397.17 1.2 14499.1 2.20 0.35 巷道维护系 数 数 量服务年限（a）基价905.37 1.2 5467.186920总计小 计（万元）30546.07 费 用（万元）33707.74 百 分 率（）100%通过粗略比较知，方案一和方案二仅差0.3%，明显小于10%，由于方案一的运输大巷在煤层中掘进，可以早出煤，产生效益，所以选择方案一；方案三和方案四相比，选择方案三，理由和方案一相同。对于方案一和方案三，两方案还需要通过详细的经济比较。4）详细经济比较第一、第三方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于下列表格中。表4.7 方案一和方案三的建井工程量项 目 方案一方案三初 期主井井筒（m）714+212 694+212 副井井筒（m）699+212679+212 井底车场（m）10001000大 巷煤层大巷143244274岩层大巷143244274盘区上（下）山煤层上（下）山029614岩层上（下）山029614后 期盘区上（下）山（巷道）（m）28712769运输大巷（m）32072166（盘区上（下）山）（m）18051939石 门（m）11741379表4.8 方案一 基建费用计算表项 目数 量基价（元）费用（万元）小计（万元）前期基建费用（万元）主井开凿表土段2129463.6 200.63 743.83 基岩段7147607.8 543.20 副井开凿表土段21212321.1 261.21 899.99 基岩段6999138.5 638.78 井底车场岩 巷10002398.8 239.88 239.88 大巷开凿煤 巷143241311.71878.88 1878.88 岩 巷143242398.8 3436.04 3436.04 小计（万元）7198.61 后期基建费用（万元）盘区下山（巷道）（m）煤巷28711311.7376.59 376.59 运输大巷（m）煤巷32071311.7420.66 420.66 盘区上（下）山（m）煤巷18051311.7236.76 236.76 石 门（m）岩巷11742398.8281.62 281.62 小计（万元）1315.63 总计费用（万元）8514.25 表4.9 方案三 基建费用计算表项 目数 量基价（元）费用（万元）小计（万元）前期基建费用（万元）主井开凿表土段2129463.6200.63728.61基岩段6947607.8527.98副井开凿表土段21212321.1261.21881.71基岩段6799138.5620.50井底车场岩 巷10002398.8239.88239.88大巷开凿岩 巷143242398.83436.045314.92煤 巷143241311.71878.88盘区上下山开凿岩 巷296142398.87103.8110988.27煤 巷296141311.73884.47小计（万元）18153.40后期基建费用（万元）盘区下山（巷道）（m）煤 巷27691311.7363.21363.21运输大巷（m）煤 巷21661311.7284.11284.11盘区上（下）山（m）煤 巷19391311.7254.34254.34石 门（m）岩 巷13792398.8330.79330.79小计（万元）1232.46总 计费 用（万元）19385.85表4.10 方案一 生产经营费用表项目及各经济指标费 用（万元）生产经营费用（万元）东一带区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）1282.611.201995.971.530.35西二带区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）1063.441.202366.361.070.35东三带区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）3571.821.202261.793.760.35西四带区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）1112.651.202303.631.150.35东五带区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）335.391.20858.660.930.35西六带区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）3740.211.202381.083.740.35东七盘区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）4402.321.202121.804.940.35西八盘区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）2788.491.201756.423.780.35东九带区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）1800.051.201221.043.510.35东十一带区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）3248.761.201565.824.940.35主井提升系 数煤量（万t）提升长度（km）基价（元/tkm）6649.821.2144990.910.42排水涌水量时间（h）服务年限（a）基价（元/hm）9593.674968760690.32大巷（煤层）维护系 数数量（m）服务年限（a）基价（元/am）4151.101.2143246935大巷（岩层）维护系 数数量（m）服务年限（a）基价（元/am）2372.051.2143246920合计46112.40表4.11 方案三 生产经营费用表项目及各经济指标费用（万元）生产经营费用（万元）东一盘区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）5642.371.205042.882.220.42西二盘区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）5930.311.205300.222.220.42东三带区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）167.441.20379.681.050.35西四盘区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）4750.491.203993.892.360.42东五盘区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）6489.151.203809.263.380.42东七带区系 数煤量（万t）运输距离（km）基价（元/tkm）2003.771.201201.733.970.35主井提升系 数煤量（万t）提升长度（km）基价（元/tkm）6649.821.2144990.910.42排水涌水量时间（h）服务年限（a）基价（元/hm）9593.674968760690.32大巷（煤层）维护系 数数量（m）服务年限（a）基价（元/am）1238.611.242746935大巷（岩层）维护系 数数量（m）服务年限（a）基价（元/am）707.771.242746920盘区上（下）山（煤层）维护系 数数量（m）服务年限（a）基价（元/am）1563.621.2296142220.00盘区上（下）山（岩层）维护系 数数量（m）服务年限（a）基价（元/am）2736.331.2296142235.00合计47473.35表4.12 费用汇总表方 案方案一方案三项 目费用（万元）百分比（）费用（万元）百分比（）初期基建费用7198.6110014424.34200后期基建费用1315.631071232.46100生产经营费用46112.410047473.35103总 费 用54626.6410063130.15116在上述经济比较中需说明以下几点：（1）两方案中，各盘区（带区）的划分与布置类似，故盘区（带区）服务年内各区段（条带）的总开掘长度大致相同，两方案平巷开掘费及维护费未进行经济比较。 （2）四种方案中涉及风井的基建费用均一致，故并未计算在内。（3）计算生产经营费用时，由于两方案对井田断层东南侧的后期开拓中所掘进的煤层大巷布置类似，故这些巷道的维护费未计入比较。（4）综合比较及结果：两种方案经济比较总费用差距为16，明显大于10，所以认为方案一较方案三更优。综上所述：综合经济、技术和安全三方面的考虑，方案一是最优方案，即该设计宜选用立井单水平开拓沿煤层走向布置一条岩层大巷（轨道大巷）及一条煤层大巷（运输大巷）作为最终的开拓方案。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒根据矿井开拓布置，提升和通风等的要求，前期在工业广场内开掘主副及中央风井，后期开采东九带区和东十一带区时，再布置一个风井。一般来说，立井井筒的断面有圆形和矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用低以及便于施工等优点，因此主副井筒及风井均采用圆形断面。由前章确定的开拓方案可知主、副井都为立井，在井田中央设置一个风井，后期在井田南部和北部边界煤层底板标高-800 m处分别设一个风井。1）主立井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5 m，净断面积33.18 m，井筒内装备一对16 t的双箕斗，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通讯信号电缆，人行台阶等设施。主井断面如图4.8所示。主要参数见表4.13。图4.8 主井井筒断面图表4.13 主井井筒特征井 型1.5 Mt/a提升容器两套16 t箕斗带平衡锤井筒直径6.5 m井 深910 m净断面积33.18 m井筒支护混凝土井壁厚450 mm充填混凝土厚50 mm基岩段毛断面积44.18 m表土段毛断面积44.18 m2）副立井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径7.2 m，净断面积40.71 m，井筒内装备一对1 t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1 t矿车双层四车宽罐笼，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井井筒断面如图4.9所示，主要参数见表4.14图4.9 副井井筒断面图表4.14 副井井筒特征井 型1.5 Mt/a提升容器一对1 t矿车双层四车窄罐笼一个1 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤井筒直径7.2 m井 深883 m净断面积40.71 m井筒支护混凝土井壁厚500 mm表土段井壁厚1000 mm基岩段毛断面积66.47 m表土段毛断面积78.54 m3）前期中央回风立井中央风井位于矿井中央工业广场保护煤柱内，担负全矿前期的回风，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径4.5 m，净断面15.90 m，表土层掘进断面积为37.39 m，基岩段掘进断面积21.24 m，井深870 m，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，采用预制管柱支护方式，井壁厚度达450 mm，风井布置如图4.10，主要参数见表4.15图4.10 中央风井井筒断面图表4.15 中央风井井筒特征井 型1.5 Mt/a井筒直径4.5 m井 深870 m净断面积15.90 m基岩段毛段面积21.24 m 表土段毛段面积37.39 m4）后期井田南翼边界回风立井该风井担负着矿井后期的回风。井筒净直径6 m，净断面28.27 m，表土段采用冻结法施工，井壁厚度400 mm，考虑到矿井发生火灾时确保人员的安全撤出，在风井井筒内安装了梯字间，同时作为防火灌浆管路的检修间；为了控制风速采用了封闭式梯字间，见图4.11和表4.16。图4.11 后期回风立井井筒断面图表4.16 后期回风立井井筒特征表1井 型1.5 Mt/a2井筒直径6.0 m3井 深870 m4净断面积28.27 m5基岩段毛断面积36.32 m6表土段毛断面积50.26 m根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合煤炭工业设计规范和煤矿安全规程的规定。4.2.2井底车场矿井为立井开拓，煤炭由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由绞车运到盘区或带区。1）井底车场的形式和布置方式根据矿井开拓方式，立井、副井和大巷的相对位置关系，确定采用卧式环形井底车场；与副井连接的井底车场铺设轨道，利用矿车进行辅助运输；大巷辅助运输采用架线电机车牵引矿车运输，在井底车场设调车线存车线，以满足井底矿车调度。大巷运煤采用胶带输送机，在井底车场设置胶带运输平巷将大巷和井底煤仓相连，保证煤的连续运输。图4.12 井底车场平面布置示意图1-主井；2-副井；3-风井；4-井底煤仓；5-中央变电所；6-联络巷；7-卸载站；8-候车室；9-运输大巷起坡段；10-中央水泵站；11-水仓；12-运输大巷；13-轨道大巷；14-回风煤门2）空重车线长度大型矿井的副井空重车线的长度应为1.01.5列车长。辅助运输采用MG1.1-6A型1.0 t固定厢式矿车运输，其尺寸为20008801150。电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车，其尺寸为450010601550。每列车15节车厢。一列车的长度L450020001534500 mm34.5 m副井空重车线的长度应 34.51.5=51.75 m所选车场的副井空车线的长度L1260 m 51.75 m，所选车场的副井重车线的长度L2240 m 51.75 m，符合要求。3）调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。 4）硐室（1）主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%25%来计算，由采矿工程设计手册中查得150万t矿井选取系数为0.20，因为本矿井日产量为4545 t，所以需要煤仓容量为909 t，设置一个直径为7 m，高25 m的圆筒煤仓，总容量约1250.11 t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。（2）副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。水仓的主仓和副仓之间距离50 m。矿井正常涌水量为200 m/h，最大涌水量为496 m/h，所需水仓的容量为： Q0=4968=3968 m根据水仓的布置要求，水仓的容量为：（4.1）式中：Q水仓容量，m；S水仓有效断面积，8.15 m；L水仓长度，690 m。则Q=8.15690=5623.5 m由上面计算得知：Q Q0，故设计的水仓容量满足要求。（3）其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。井底车场巷道及硐室，除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，其余的都采用锚喷支护，遇到围岩破碎的地方加金属网支护。4.2.3主要开拓巷道运输大巷沿煤层底板掘进，辅助运输大巷布置在煤层底板30 m岩层中。运输大巷随着煤层底板起伏，与水平夹角一般控制在03。而辅助运输大巷轨道巷布置在岩层中，故与水平夹角可控制在01。1） 运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，并铺设有轨道，采用直流架线式电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修，同时也作回风大巷使用，断面需要满足一定的要求，不设专用人行道。运输大巷宽度可由下式计算：（4.2）式中：B1运输大巷宽度，mm；b输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道取800 mm，采区巷道一般取300500 mm；d1胶带输送机宽度，d11400+120=1520 mm；d2直流架线式电机车的宽度，d21060 mm；d3直流架线式电机车与皮带机间距，d3310 mm；c矿车与巷壁距离，取910 mm。运输大巷的断面和特征表如图4.13，运输石门选用的断面与运输大巷相同。运输大巷断面特征表围岩类别断 面 （m）掘进尺寸（mm）喷射厚度（mm）锚 杆（mm）净周长（m）煤净掘宽高形式外露长度排列形式排间距长度直径14.716.748004000100树脂50三花100022002014.6运输大巷每米工程量及材料消耗量表围岩类别掘进工程量（m）锚杆数量（根）材 料 消 耗 量水沟长度（m）粉刷面积（m）巷道墙脚喷射材料（m）铺底（m）金属网（m）药卷数量（个）煤17.50.04151.081.612.449.41.010.3图4.13 运输大巷断面设计2）辅助运输大巷辅助运输大巷为一条双轨巷道，并作进风巷使用，设人行道。（4.3）式中：B2轨道大巷宽度，mm；a人行道宽度，取1300 mm；b车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取580 mm，采区巷道一般取300500 mm，本断面取610 mm；d1、d2直流架线式电机车的宽度，d1d21060 mm；c直流架线式电机车的间距，630 m。轨道大巷的断面和特征表如图4.14，回风石门选用的断面与运输大巷相同。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及煤矿安全规程（2006年版）第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。轨道大巷断面特征表围岩类别断 面（m）掘进尺寸（mm）喷射厚度（mm）锚 杆（mm）净周长（m）岩石净掘宽高形式外露长度排列形式排间距长度直径15.017.048604030100树脂50三花80022002014.8轨道大巷每米工程量及材料消耗量表围岩类别掘进工程量（m）锚杆数量（根）材 料 消 耗 量水沟长度（m）粉刷面积（m）巷道墙脚喷射材料（m）铺底（m）金属网（m）药卷数量（个）岩石17.80.04151.091.612.449.41.010.4图4.14 轨道大巷断面设计5 准备方式带区准备方式5.1煤层地质特征5.1.1带区位置设计首采带区（西二带区）位于井田西翼，大巷的西侧。5.1.2带区煤层特征3#煤层以亮煤、暗煤为主，夹少量镜煤及丝炭条带，为条带状结构，层状构造，半亮半暗型煤。煤层平均厚度为3.1 m，倾角36，平均倾角为5，煤的硬度为23，煤的密度为1.3 t/m，其煤层特征见表5.1。表5.1 煤层特征表煤层颜色煤岩类型比重水分（%）灰分（%）挥发性（%）含硫量（%）发热量（MJ/mg）工业牌号3黑色亮、暗1.31.693.2710.121.936400.220.82331QM45该盘区平均瓦斯相对涌出量为1.789 m/t，涌出量较小。煤尘有爆炸危险性，无自然发火倾向。5.1.3煤层顶底板岩石构造情老顶：细砂岩，厚6.412.2 m，平均厚度9.3 m，为灰色长石石英砂岩，分选中等，次圆状，空隙式粘土质胶结，完整块状，较坚硬。直接顶：泥岩，厚06.7 m，平均厚度3.4 m，灰黑色，平坦状断口，含大量的植物茎叶化石，性脆易碎。直接底：泥岩，厚3.656.30 m，平均厚度5.00 m，为深灰灰黑色，水平层理，含较多植物根部化石及星点状黄铁矿，断口平坦。老底：粉砂岩，厚4.057.10 m，平均厚度5.30 m，为深灰灰黑色，水平层理，含较多植物根部化石，平坦状参差状断口。5.1.4水文地质本首采带区水文地质条件属简单型，该带区上部为井田边界留设宽度为20 m的边界煤柱，预计不会对首采带区开采造成突水威胁。除此之外，太原组灰岩岩溶裂隙水是带区内涌水的主要来源，但是隔水层比较厚（平均10 m），灰岩水主要通过采空区顶板冒落后的上部裂隙与采面导通。由于砂岩裂隙发育不均，一般富水性弱，只在局部相对较强，以静储量为主，补给源不足，在开采时可能表现为少量突水、淋水、滴水。地质报告提供首采带区内正常涌水量为200 m/h，最大涌水量496 m/h，涌水量不大。5.1.5地质构造 首采带区为背斜，煤层底板的起伏波动很小，煤层倾角36。盘区内无断层，无陷落柱，地质构造简单。5.1.6地表情况首采带区地表为农田、小水沟，无大的地表水系和水体。5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1带区准备方式的确定带区准备方式的优点：巷道布置简单，巷道掘进工程量少，运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度较长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果明显。带区准备方式存在的辅助运输和行人困难的问题，本设计辅助运输大巷布置为双轨大巷，用电机车牵引矿车进行辅助运输；工作面运料斜巷布置单轨，利用长距离绞车解决辅助运输问题，因此确定选用带区准备方式，带区还设有带区运料集中巷，是生产系统更加独立、集中。以下对带区巷道布置及生产系统进行详细说明。5.2.2带区巷道布置1）带区煤柱由于本矿煤层埋藏较深，瓦斯涌出量不大，煤层埋藏稳定，所以本矿井设计采用单巷布置与掘进方式中的沿空掘巷，两个分带间只留5 m宽的挡矸、阻水和隔离采空区有害气体的隔离煤柱。2） 带区要素首采带区位于井田西翼，大行的西侧，井田西翼划分为三个带区和一个盘区，首采带区为西二带区，走向长度为1820 m，倾向长度为2637 m，西二带区划分为7个分带，工作面长度245 m，两条回采巷道共10 m宽，加上煤柱，每个分带宽260 m。3） 开采顺序首采带区为西二带区，然后依次采西四带区、西六带区、东五带区、东一带区、西八盘区、东十一带区、东九带区、东七盘区，东三带区。首采区个分带之间留的煤柱较窄；因此，各分带之间采用跳采，首采工作面为3201工作面，然后依次为3205工作面、3202工作面、3206工作面、3203工作面、3207工作面，3204工作面。分带煤柱不回收。4） 带区通风带区内各工作面采用U型后退式通风，风流系统简单，漏风少。西翼带区生产时，新鲜风流从副井经轨道大巷，通过材料车场进入轨道集中巷，再通过分带运料斜巷进入工作面，污风经分带运输斜巷、回风行人斜巷进入运输大巷，在经中央风井排出地面；东翼带区和盘区生产时，后期由于风阻过大，在井田南部和北部井田边界在建立三个风井。5） 带区运输带区内各分带的运输斜巷铺设B=1200 mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，辅助运输采用固定箱式矿车运输，材料车从副井罐笼进入井底车场，经辅助运输大巷运到回采工作面的辅助运输斜巷，然后运至工作面。带区巷道布置如图5.1所示。5.2.3带区生产系统1）运煤系统3201工作面 3201工作面运输斜巷 煤仓 运输大巷 井底煤仓 主井 地面2）辅助运输系统地面 副井罐笼 井底车场 轨道大巷 材料车场 轨道集中巷 分带运料斜巷 工作面3）通风系统3201工作面的风流线路为：副井 井底车场 轨道大巷 材料车场 轨道集中巷 3201分带运料斜巷 3201工作面 3201分带运输斜巷 回风行人斜巷 运输大巷 中央风井工作面通风系统路线图如图5.2所示。4）排矸系统除轨道大巷及个别绕道以外的所有巷道均沿煤层掘进，矿井投产后，开掘轨道大巷，在局部掘进穿越岩层和斜巷运输机机头硐室时产生少了矸石，采用1 t固定箱式矿车运输，通过轨道大巷运至井底车场，由副井罐笼提升至地面。5）工作面供电系统地面变电站 副井 中央变电所 轨道大巷 分带运料斜巷 工作面6）排水系统在工作面运料斜巷设置一趟4寸的管路，在运料斜巷的低洼处建一临时小水仓，水由工作面排至临时水仓，再通过排水管排至井底水仓，然后通过副井排至地面，在临时水仓处设置两台125D-603型水泵，一台使用，一台备用。在井底中央水泵房设置两台D450-609型水泵，一台使用，一台备用。水路：工作面 分带运料斜巷 轨道大巷 井底水仓 副井 地面中国矿业大学2011届本科生毕业设计第50页图5.1 带区巷道布置图图5.3 掘进面通风系统线路图图 图5.2 工作面通风系统线路图第67页5.2.4带区内巷道掘进方法带区内所有工作面斜巷均沿煤层顶板掘进，采用综掘机，并配备胶带输送机和SGZ880/800型刮板输送机进行掘进。利用轨道和矿车完成材料设备的运送，人工清理浮煤。利用锚杆机进行巷道顶锚杆和锚索的大眼、安装工作；选用手持式风动凿机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进头采用局部通风机通风，每个掘进工作面配备两台FD-1No7.1-30型局部通风机，通风方式为压入式。掘进面通风系统如图5.3所示。5.2.5带区生产能力及采出率1）带区生产能力本矿井设计生产能力为1.5 Mt/a，采用综合机械化采煤工艺，由于综采工作面产量大，因此，布置一个采面完全可以满足矿井的产量。一首采工作面为例进行计算：（1）工作面生产能力计算工作面长度245 m，煤层厚度3.1 m，采煤机截深0.8 m，每日进行6个循环。设计割煤高度3.1 m，每年生产330 d。工作面生产能力按下式计算：（5.1）式中：A0工作面采煤机生产能力，Mt/a；采煤机割煤高度，3.1 m；煤层容重，1.3 t/m；工作面长度，245 m；采煤机截深，0.8 m；工作面昼夜进刀次数，6次；工作面回采率，中厚煤层取0.95。把数据带入式5.1得：（2）带区生产能力计算带区生产能力按下式计算：（5.2）式中：A带区生产能力，Mt/a；K1工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，取1；K2带区内掘进出煤系数，取1.1；A0工作面生产能力，1.48 Mt/a。把数据带入公式5.2得：Mt/a矿井设计井型1.50 Mt/a，带区生产能力为1.628 Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。2）带区采出率带区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤，工艺损失，保护煤柱损失等，因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按式5.3计算：（5.3）带区内工业储量为：19.44 Mt/a；带区内实际采出煤量为：17.39 Mt/a；把数据带入式5.3得：带区采出率：根据煤炭工业设计规范规定：采（带）去采出率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为89.5%，符合煤炭工业设计规范规定。5.3带区车场选型设计5.3.1确定带区车场形式分带斜巷和运输大巷均采用胶带输送机运煤，分带斜巷中的胶带输送机将煤运至煤仓，运输大巷中的胶带输送机再将煤仓中的煤运至井底煤仓。由于带区辅助运输采用矿车运输，故带区设有材料车场。带区材料车场如图5.4所示。材料车由轨道大巷通过水平绕道进入材料车场斜巷。车场上部设有绞车，可以将材料车牵引至材料车场上部存车线，存车线长44 m，大于一列车的长度。材料车经过材料车场可以进入工作面或者带区运料集中巷。绞车房与运输大巷相连，并设有调节风窗，满足绞车房通风的要求。图5.4 带区材料车场示意图1-运输大巷；2-轨道大巷；3-轨道集中巷；4-绕道；5-材料车场；6-绞车房；7-绞车房回风道；8-回风行人斜巷由于分带斜巷倾角很小，都在5左右，所以矿车在分带运料斜巷中时，安设无极绳绞车即可满足运输要求。5.3.2带区主要硐室布置1）煤仓根据煤矿设计指南规定，煤仓容量可以按照工作面半小时的最大产量来确定。煤仓采用垂直煤仓，断面为圆形。用混凝土砌碹支护，壁厚300 mm，其容量为：（5.4）式中：煤仓容量，t；防空仓漏风留煤量，取10 t；割煤机半小时运行距离，120 m；（按采煤机最大割煤速度4 m/min计算）采煤机割煤高度，3.1 m；进刀深度，0.8 m；煤的容重，1.3 t/m；工作面综采回采率，中厚煤层取0.95；割一刀煤所用时间。t煤仓的断面半径：m。所以煤仓断面直径取4 m，煤仓高度6 m，容量98 t。2）带区变电所由于井底中央变电所至首采区距离近，供电系统电路压降不大，因此前期不布置带区变电所。6 采煤方法 6.1采煤工艺方式6.1.1带区煤层特征及地质条件 带区首采煤层为3#煤层，煤层平均厚度为3.1 m，煤层倾角36，平均为5，为近水平煤层，煤层结构简单，无夹矸层。煤的硬度为23，煤的密度为1.3 t/m。煤层老顶为细砂岩，厚6.412.2 m，平均厚度9.3 m，为灰色长石石英砂岩，分选中等，次圆状，空隙式粘土质胶结，完整块状，较坚硬；直接顶为泥岩，厚06.7 m，平均厚度3.4 m，灰黑色，平坦状断口，含大量的植物茎叶化石，性脆易碎；煤层老底为粉砂岩，厚4.057.10 m，平均厚度5.30 m，为深灰灰黑色，水平层理，含较多植物根部化石，平坦状参差状断口。直接底为泥岩，厚3.656.30 m，平均厚度5.0 m，为深灰灰黑色，水平层理，含较多植物根部化石及星点状黄铁矿，断口平坦； 该带区平均瓦斯相对涌出量为1.789 m/t，涌出量较小。煤尘有爆炸危险性，无自然发火倾向。带区正常涌水量为200 m/h，最大涌水量496 m/h。6.1.2确定采煤工艺方式采煤方法的选择、应根据煤层赋存情况、开采技术条件、地面保护要求、设备供应状况以及设计生产能力、效率、成本和煤的回收率等因素，经综合技术经济比较后确定。需遵循以下原则：1）生产安全：合理布置巷道，建立妥善的通风、运输、行人以及防火、防尘、防瓦斯、防水和处理各种灾害事故的系统和措施。正确确定和安排采煤工艺过程，切实防止帽顶、片帮、支架倾倒、机械或电气事故以及避免其他可能危及人身安全和正常生产的各种事故发生；2）技术先进：采用了先进的采煤技术和装备，工作面机械化程度高、易于实现自动化，人工劳动强度低，有利于单产和效率提高；3）经济上合理：采煤工作面单产高、劳动效率高、材料消耗少、煤炭质量好、成本低；4）采出率高：提高采出率对于延长矿井实际服务年限，降低吨煤基建投资和掘金率具有重要意义；5）因地制宜：煤层赋存条件是多种多样的，采煤方法也是多种多样的，因装备不同而不同，应装备发展而发展，同一种采煤方法的机械化水平也有不同的层次，每一种采煤方法又有自身的适用条件范围，机械化水平高的采煤方法所受的限制相对较大，必须充分考虑选择的采煤方法适应煤层地质条件，装备能充分发挥作用。根据以上的原则，结合本矿自身的地质条件，采用综合机械化采煤法，全部垮落发管理顶板。6.1.3回采工作面参数工作面选择后退式回采，有利于回采巷道维护和通风。工作面推进长度为2636 m，煤层平均厚度为3.1 m，由于煤层顶板状况较好，因此设计采高为3.1 m1）工作面长度的确定综合机械化采煤工作面长度一般为150220 m，由于本矿井的地质条件简单，煤层倾角很小，且每个工作面长度尽可能保持一致，综合以上几个因素最终确定工作面长度为245 m。以首采带区为例，带区走向长度为1820 m，布置7个工作面，每两个工作面间留5 m的护巷煤柱。2）工作面分带斜巷参数根据连续采煤机及其配套设备的尺寸，以及辅助运输的尺寸，确定分带运料斜巷断面为宽5 m，高3 m，断面面积为15 m；分带运输斜巷为宽5 m，高3 m，断面面积为15 m。均属于矩形断面。具体的支护方式，以及断面参数等，在后面的章节详细介绍。3）工作面两巷间煤柱采用单巷掘进，巷道间均留设5 m宽的护巷煤柱。工作面配套设备见表6.1。表6.1 工作面配套设备表设备名称采煤机液压支架刮板输送机型号MG2400-WZZ5600/17/35SGZ-880/8006.1.4采煤工作面破煤、装煤方式1）采煤工作面破煤、装煤方式工作面的破煤和装煤均由采煤机螺旋滚筒完成，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板装入溜槽。2）工作面设备选型（1）采煤机的选型 采煤机应具有的最小生产能力：（6.1）式中：采煤机应具有的最小生产能力，t/h;设计的工作面年产量，t；能力富裕系数，取1.4；年生产天数，330 d；每日采煤机生产时间，18 h；采煤机开机率，取0.6。所以： 采煤机的平均牵引速度：（6.2）式中：采煤机的平均牵引速度，m/min；采煤机截深，m；采高，m；煤的容重，1.3 t/m3；工作面采出率，中厚煤层取0.95。所以： 采煤机所需装机功率根据综采技术手册（上），当采高为2.03.5 m时，双滚筒采煤机的装机功率为300450 kW，因为本矿井煤厚平均为3.1 m，所以选择采煤机的装机功率为2400 kW。根据以上计算的指标值，选择MG2400-W型采煤机。主要技术特征见表6.2。 校核滚筒直径滚筒直径一般按最大采高的0.6倍来选择。滚筒直径应符合标准系列。根据最大采高为3.3 m，滚筒直径应为1.98 m，故选标准滚筒直径2 m。适用最大采高H=2D-0.2=3.8 m，采煤机采高满足要求。（2）刮板输送机选型 刮板输送机的生产能力（6.3）式中：刮板输送机的生产能力，t/h；采煤机应具有的最小生产能力，t/h；采煤机割煤速度不均衡系数，取1.2；考虑运输方向及倾角对刮板输送机能力的影响系数；采煤机与刮板输送机相同方向运动时的修正系数。所以（6.4）式中：采煤机的平均牵引速度，m/min；工作面刮板输送机链速，m/min。所以： 刮板输送机的装机功率因采煤机电动机功率为2400 kW，故刮板输送机的装机功率应大于等于2400 kW。 刮板输送机设计长度工作面长度为245 m，刮板输送机的功率应大于等于2400 kW，故刮板输送机的设计长度应大于245 m。综上所述，可选择SGZ-880/800型刮板输送机，其设计长度为250 m，出厂长度为245 m，功率为2400 kW；输送量为1500 t/h，为工作面的2.5倍，可以满足生产的需要。其主要技术特征见表6.3。表6.2 采煤机技术特征表项 目单 位数 目型 号MG2400-W制造厂家鸡西煤机厂采 高m2.53.6截 深m0.8滚筒直径m2.0截割功率kW2400牵引方式摆线轮-销轨牵引速度m/min015.0牵 引 力kN420机面高度mm1480卧 底 量mm299电 压V1140表6.3 刮板输送机技术特征表项 目单 位数 目型 号SGZ-880/800制造厂家河北张家口煤矿机械有限公司生产能力t/h1500运输机长度m245电压等级V1140功 率kW2400链 速m/s1.2中部槽尺寸mm15038003443）工作面割煤方式双向割煤与单向割煤的优缺点比较见表6.4。表6.4 双向割煤与单向割煤的优缺点比较割煤方式优 点缺 点双向割煤一次采全厚，割煤量大，没有采煤机跑空刀的现象割煤速度快，并且在割煤过程中产生大块煤比较多，经常堵塞，造成刮板输送机过载现象，造成割煤速度下降单向割煤割煤速度快，大块煤可以减少，刮板输送机过载现象基本可以消除采煤机跑空刀，煤机司机、支架工得劳动强度加大，支架很难拉齐，出现漏顶时，不能超前支架，不能有效地控制漏顶设计矿井为大型矿井，需要工作面生产能力大，而且选用刮板输送机比较先进，能够很好的消除过载现象。因此，工作面选用双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。经过比较并综合各方面的因素，确定采用端部斜切进刀双向割煤，采煤机采高范围2.53.6 m，截深为0.8 m，设计采高3.1 m，设计截深为0.8 m。进刀方法：机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.8m 后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾）、移溜。机组进刀总长度控制在35 m左右，进刀方式如图6.1所示。图6.1 割三角煤端部斜切进刀方式示意图6.1.5采煤工作面支护方式1）支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用ZZ5000/17/35型支撑掩护式液压支架及其相配套的端头支架。工作面机头、机尾分别布置端头架3架，中间架156架，共计162架，采用支架技术特征见表6.5。表6.5 液压支架主要技术特征项 目单 位数 目型 号ZZ5600/17/35型 式支撑掩护式支撑高度m1.73.5支架宽度m1.411.59中 心 距m1.5初 撑 力kN45284624工作阻力kN53905488支护强度MPa0.91泵站压力MPa31.5支架重量t13.7供液泵压MPa31.5制造厂家北京煤机厂2）支架高度的确定及支护强度的验算（1）支架高度的确定最大高度：（6.5）式中：支架最大支护高度，m；煤层最大采高，m；伪顶或浮煤冒落厚度，S1=0.20.3 m。m最小高度：（6.6）式中：支架最小支护高度，m；hmin煤层最小采高，m；顶板最大下沉量，取200 mm；a支架移架所需最小下降量，取50 mm；b浮煤厚度，取50 mm。m支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力F应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度P按工作面最大采高的48倍进行计算，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。本矿井顶板周期来压情况未知，为保险起见故可以取最大采高8倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算：（6.7）式中：M工作面最大采高，取3.3 m；顶板岩石体积质量，取2.4 t/m；煤层倾角，=5。则：经演算，P不大于支架额定支护强度的80%，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由RB125/31.5乳化液泵提供，乳化液泵压力设计为31.5 MPa。3）顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。4）移架及推移刮板输送机方式根据本煤层地质条件，底板平整，起伏不大，移架采用本架操作，追机一次顺序移架，每次仅限移动一架。如果煤壁片帮严重，在采煤机前滚筒前方拉超前及时支护暴露的顶板。6.1.6端头支护及超前支护方式1）端头支架支护及要求端头是工作面与斜巷的交接处，跨度大，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于维护。上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头液压支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为转载机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。因此本设计端头支护采用ZTZ7500/18/36型中置式端头支架。其技术特征见表6.6。表6.6 端头支架主要技术特征见表项 目单 位规 格型 号ZTZ7500/18/36工作阻力kN72307500初 撑 力kN53806030最小支撑高度m1.8最大支撑高度m3.6支护强度MPa0.430.55中 心 距m1.5底板比压MPa0.720.8重 量t21.532）超前支护工作面采用DZ35-20/110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。单体液压支柱技术特征见表6.7。表6.7 DZ35-20/110Q型单体液压支柱技术特征表参 数额定工作阻力额定工作液压初 撑 力最大高度最小高度底座面积支柱总重有 油无 油单 位kNMPakNmmmmcmkgDZ3520020.65185.22350027002196963（1）分带轨道斜巷的超前支护从煤壁线向外30 m超前支护，柱距800 mm。（2）分带运输斜巷的超前支护从煤壁线向外30 m超前支护，柱距800 mm。（3）机尾上隅角通风需要在机尾打木垛留通风通道，木垛紧靠支架，木垛距离不超过3 m，木垛必须用 柱帽、木楔背紧。（4）当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为800 mm的戴帽点柱（用单体柱）。3）超前支护管理（1）超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。（2）超前支护处满足高不低于1.8 m，宽不低于0.8 m的安全出口和运送物料通道。（3）当机组行至工作面两头距巷道15 m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。（4）在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0 m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50 m回收，备品备件码放必须放在工作面70 m以外。6.1.7各工艺过程注意事项1）割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1 m，最突出部分不超过150 mm；长度在1 m以下，最突出部分不超过200 mm），无马棚、顶底板平直，如无特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50 mm。机头、机尾各10 m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。2）移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100 mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350550 mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。3）推移刮板输送机要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头、机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.8 m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移刮板输送机困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。4）清煤质量标准工作面没有超过100 mm的碳块。清煤工必须滞后移刮板输送机10架支架，距采煤机大于50 m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。5）对工作面端头架支护的管理工作面机头采用单体柱支护，机尾采用3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20 m段是压力集中区，特制订以下管理措施。（1）端头支架必须达到初撑力。（2）端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。（3）当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。6）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8 m而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。7）提高块率、保证煤质的措施（1）在各转载点落煤处加设缓冲装置。（2）在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在4 m/min左右。（3）破碎机锤头高度保持在150200 mm之间。（4）机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。（5）停机时及时停水，若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。（6）在分带运输斜巷皮带机头处加设除铁器。（7）各级运输机司机严格把关，禁止杂物（板皮、木料）进入运煤系统。（8）顶板维护及矿压观测措施工作面及分带斜巷必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；分带斜巷超前工作面30 m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。6.1.8回采工作面正规循环作业1）劳动组织形式劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、推移刮板输送机、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为一次采全高，设计采高为3.1 m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10 m随巷道顶底板平缓过渡。循环进尺0.8 m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“四六”制作业（三班生产，一班检修），均执行现场交接班制，每班有效工时为6 h。循环方式为生产班每班进2个循环，日进6个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备表见表6.8。表6.8 劳动组织配备表序 号项 目班 次定 员生产一班生产二班生产三班检 修 班1班 长3332112采煤机司机222-63移架 工222-64刮板输送机司机111-35转载机司机111-36泵站司机111-37皮带输送机司机333-98端头维护工3334139验收员1111410清煤工2221711电 工1115812看电缆工1111413库 工1111414机动人员33331215合 计252525311062）技术经济指标循环产量按下列公式计算：（6.8）（6.9）（6.10）式中：Q1割3.1 m采高段一刀煤产量，t；Q2割过渡段一刀煤产量，t；Q循环产量，t；L1工作面3.1 m采高段倾斜长度，m；L2工作面过渡段倾斜长度，m；S循环进尺，0.8 m；M1工作面中段采高，3.1 m；M2工作面过渡段采高，取平均值3.1 m；煤的容重，1.3 t/m；C工作面可采范围内回采率，95。则：循环产量：吨煤成本根据矿上实际数据取为110元/t，工作面主要技术经济指标见表6.9。表6.9 工作面主要技术经济指标序 号项 目单 位数 量1工作面走向长度m2452工作面倾斜长度m26363工作面倾角54采 高m3.15煤的容重t/m1.36循环进尺m0.807循环产量t750.48日循环数个69日 产 量t4502.310坑木消耗m/万t111乳化液消耗kg/万t50012回采工效t/工4313回 采 率%9514吨煤成本元/t11015月推进度m1446.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式1）布置方式 工作面相对瓦斯涌出量1.789 m/t，绝对瓦斯涌出量2.04 m/min，生产能力为1.5 Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，分带运输斜巷布置带式输送机，运煤兼回风，分带运料斜巷布置轨道，辅助运输兼进风。采用连续采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。2）煤柱尺寸分带斜巷采用留5 m小煤柱沿空掘巷，带区两侧边界各留10 m的带区边界保护煤柱。6.2.2回采巷道支护参数 1）回采巷道断面参数确定分带运料斜巷断面均为宽5 m，高3 m，断面面积为15 m；分带运输斜巷宽5 m，高3 m，断面面积为15 m。2）回采巷道支护两斜巷支护特征相同，为锚网支护。（1）顶板支护锚杆形式和规格：杆体为直径20 mm左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.4 m，杆尾螺纹为M22，规格型号20M222400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335（先放），另一支规格为Z2360（后放），钻孔直径为28 mm，锚固长度为1300 mm。钢筋托梁规格：采用16 mm的钢筋焊接而成，宽度为100 mm，长度4.8 m，规格型号为1648001006。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508 mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号运输斜巷采用5050 mm、5.21.1 m，辅助运输斜巷采用5050 mm、5.21.1 m。锚杆布置：锚杆排距1 m，每排7根锚杆，分带运输斜巷里间距0.8 m，分带运料斜巷间距0.8 m，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮100 mm。锚索：单根钢绞线，15.24 mm，长度7.3 m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335（先放），两支规格为Z2360（后放）。锚索矩形布置，每排2根，排距2 m，间距3 m。（2）巷帮支护锚杆形式和规格：斜巷煤柱侧为18 mm圆钢锚杆，长度2 m，杆尾螺纹为M20，规格型号为18M202000；工作面一侧煤帮为18 mm玻璃钢锚杆，长度2 m，杆尾螺纹为M16，规格型号为18M162000。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度690 mm。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1201206 mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为20030050 mm的柱帽，中心孔直径为30 mm。锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10，其余的与巷道垂直。网片规格：斜巷两侧挂铁丝编织金属网护帮，规格型号：5050 mm、3.71.1 m。锚杆布置：锚杆排距1 m，每帮每排4根锚杆，间距700 mm。分带运输斜巷靠近顶板的巷帮锚杆距顶板200 mm。分带运料斜巷靠近顶板的巷帮锚杆距顶板200 mm。帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。分带运输斜巷、分带运料斜巷的巷道断面支护图如图6.2、6.3所示。图6.2 分带运输斜巷断面图图6.3 分带运料斜巷断面图7 井下运输7.1概述井下运输分为主要运输和辅助运输。主要运输就是指对煤的运输；辅助运输是指运输矸石、材料、设备和人员。井下运输设计是对井下主要运输和辅助运输作统筹安排，运输方式与设备的选型，应根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、瓦斯情况、采煤方法等因素综合确定。7.1.1井下运输原始数据矿井设计生产能力为1.5 Mt/a，工作制度为“四六”制，三班生产，一班检修，每天净提升时间为16 h，矿井设计年工作日330 d。分带运输斜巷到大巷平均运距为1318 m，最大运距为2636 m；从运输大巷到井底煤仓平均运距为1431 m，最大运距2078 m；主井提升高度为883 m。带区内布置一个回采工作面、两个掘进工作面，设计回采工作面日产量4502 t，掘进工作面日产量450.2 t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。7.1.2井下运输系统1）煤炭运输系统（1）带区工作面运输系统：工作面 分区运输斜巷 煤仓 运输大巷 井底煤仓 主井 地面（2）掘进工作面煤炭运输系统：掘进工作面 联络巷（煤仓） 运输大巷 井底煤仓 主立井 地面2）辅助运输系统（1）工作面辅助运输系统：副井 井底车场 轨道大巷 带区材料车场 带区运料集中巷 各分带运料斜巷 工作面（2）掘进工作面辅助运输系统：副井 井底车场 轨道大巷 带区材料车场 带区运料集中巷 掘进工作面各运输系统如图7.1所示。中国矿业大学2011届本科生毕业设计第68页图7.1 井下运输系统图第91页7.2煤炭运输方式和设备的选择7.2.1煤炭运输方式的选择大中型矿井的井下运输要积极采用连续化运输，发展带式输送机等连续运输设备。辅助运输要采用高效能、适应性强、单机服务范围广的设备，减少运输环节，逐步发展集装箱运输，逐步实现矿井辅助运输的机械化和连续化。选择矿井运输方式和设备应符合以下原则：1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下环节运输能力的配合，以及局部运输与总体运输的统一；2）必须做到井上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理地选择不均匀系数和设备能力备用系数；为缓和井上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续，要采区一些缓冲设施，设置煤仓或储车线等；3）运输系统尽量简化，注意尽量减少运输转载的次数；4）必须使设备的运输、安装和检修方便运行安全可靠，工作条件舒适并考虑运输设备对通风供电要求是否合理，电压等级是否相符合等；5）必须在决定主要运输的同时统一考虑辅助运输是否合理经济。本矿设计生产能力1.5 Mt/a，属于大型矿井，高产高效，集中生产。为保证煤流的连续性，选用带式输送机运煤。7.2.2带区煤炭运输设备选型及验算1）设备选型结合前面采煤工艺设计中工作面所选设备的技术特征，以及矿上的实际情况，带区工作面运输设备配套选型见表7.1。表7.1 工作面运输设备配套选型表名 称型 号刮板输送机SGZ-880/800转 载 机SZZ800/315破 碎 机PCM160分带运输斜巷胶带输送机DX钢绳芯带式输送机各设备的技术特征见表7.2至7.7。表7.2 工作面刮板输送机技术特征项 目单 位技术特征型 号SGZ-880/800生产能力t/h1500运输机长度m245总装机功率kW2400电压等级V1140链 速m/s1.2长 度m27.5宽 度m2.9中部槽尺寸长mm1503宽mm800高mm344表7.3 转载机技术特征项 目单 位数 目型 号SZZ-800/315制造厂家河北张家口煤矿机械有限公司生产能力t/h1800运输机长度m50电压等级V1140功 率kW315链 速m/s1.5表7.4 破碎机技术特征项 目单 位技术特征型 号PCM160通过能力t/h2000破碎主轴转速rad/min370总装机功率kW160最大块度mm600780出料粒度mm300电压等级V1140表7.5 分带运输斜巷胶带输送机技术特征表项 目单 位技术特征型 号DX钢绳芯带式输送机生产能力t/h2100胶带宽度t1200电压等级V1140带 速m/s2.5表7.6 乳化液泵站技术特征项 目单 位技术特征型 号EHP-3K200流 量L/min309柱塞数量个3总装机功率kW200电压等级V1140质 量Kg1200有效容积L2500储 液 箱L2000表7.7 喷雾及冷却泵技术特征项 目单 位技术特征型 号PHP-3K200流 量L/min516压 力MPa13.2总装机功率kW125电压等级V1140质 量Kg1500水箱容积L22002）运输能力验算采煤工作面最大出煤能力为790 t/h，工作面刮板输送机生产能力为1500 t/h，转载机的生产能力为1800 t/h，破碎机通过能力为2000 t/h，分带运输斜巷胶带输送机运输能力为2100 t/h；带区运输系统中的各设备的生产和通过能力，均大于工作面的最大瞬时出煤能力，且各环节后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，因此，所选设备可以满足要求。7.2.3运输大巷设备选择为了保证矿井的生产能力，并且使井下运输系统有较高的连续性和较高的可靠性，建设高产高效矿井，运输大巷也选用胶带输送机运输。运输大巷选用DX型钢绳芯带式输送机，其主要参数见表7.8。表7.8 大巷带式输送机主要技术参数表项 目单 位数 量带 宽mm1200运 量t/h2665带 强N/mmST2500 阻燃带 速m/s3.15轴 功 率kw1207功率分配P1：P2：P3胶带安全系数6.74驱动滚筒布置个数头部双滚筒，尾部单滚筒驱动滚筒直径mm1000驱动控制方式CST鼠笼电动机电动机台数及功率kw（防爆）减速器型号及速比CST630KS i=19.25 3台拉 紧中部自动绞车拉紧7.3辅助运输方式和设备选择7.3.1辅助运输方式选择井下辅助运输系统应根据井下开拓部署、煤的运输方式、辅助运输物料和人员的运距、运量等因素综合比较确定，并应符合下列规定：1）减少辅助运输环节及转载次数；2）减少辅助运输人员，提高运输效率；3）当大巷、采区上、下山沿煤层布置，且倾角适宜时，从井底车场至大巷，采区上、下上至回采工作面顺槽宜实行直达运输；4）当矿井用平硐开拓或副井为斜井，采区上、下山沿煤层布置且倾角适宜时，宜从地面至井底车场、大巷、采区上、下山至回采工作面顺槽实行直达运输系统；5）开采近水平煤层的大型矿井，煤的运输采用带式输送机，条件适宜时，辅助运输可优先选用无轨运输系统。根据以上原则，结合本矿井实际情况，本矿采用立井开拓，因而无轨胶轮车辅助运输就不太实际。设计矿井大巷和分带斜巷均采用综掘机双巷掘进、锚杆支护，回采面为大功率采煤机进行大采高开采，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度大为加快，需要一种更方便、更灵活机动和快捷的辅助运输方式。架线式电机车牵引矿车运输是全世界广泛采用和长期证明与回采面快速推进相配套的有效辅助运输方式。该方式设备一次投资较少和设备维护量较小。系统很少受中间环节的干扰，运输非常灵活，这就为有效的利用工时、实现快速采掘创造了有利的条件。因此，本设计轨道大巷辅助运输方式采用架线式电机车，井底车场中设置人员乘车站、材料设备换装站；斜巷中用无极绳绞车牵引矿车进行辅助运输。因此本设计中每个带区（盘区）都设有材料车场，方便调车。7.3.2辅助运输设备选择根据矿井地质条件（低瓦斯）及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用架线式电机车牵引矿车运输；矿车选用MG1.1-6A型1.0 t固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/250-4型直流架线式电机车，每列车15节车厢。辅助运输采用MPC15-6型平板车、MC1-6A型材料车和PRC-12型平巷人车。所有各种矿车具体参数见表7.97.14。表7.9 1.0吨固定厢式矿车具体参数项 目单 位技术特征型 号MG1.1-6A容 积m1.1名义载重t1.0牵引高度mm320轨 距mm600轴 距mm550外型尺寸mm20008801150质 量kg592表7.10 ZK10-6/250-4型直流架线式电机车基本参数及尺寸项 目单 位技术特征型 号ZK10-6/550粘着质量t10轨 距mm600受电器高度mm18002200固定轴距mm1100主动轮直径mm680联接器距轨面高度mm230外型尺寸mm450010601550制动方式电阻机械小时制牵引力N15092速 度小时制km/h11最 大km/h25牵 引电 动 机型 号ZQ24额定电压V550小时制功率kw24台 数台2表7.11 MP1-6型平板车具体参数项 目单 位技术特征型 号MPC15-6名义载重t15最大载重t17牵引高度mm238轨 距mm600轴 距mm1100外型尺寸mm25001500340质 量kg1030表7.12 MC1-6A型材料车具体参数项 目单 位技术特征型 号MC1-6A名义载重t1.0最大载重t2.0牵引高度mm320轨 距mm600轴 距mm550外型尺寸mm20008801150质 量kg464表7.13 PRC-12型平巷人车具体参数项 目单 位技术特征型 号PRC-12乘坐人数（每节车）人12巷道坡度度1.5牵引高度mm320轨 距mm600轴 距mm1500外型尺寸mm428010201525质 量kg1448最大牵引力kN30最大行车速度m/s3表7.14 XRC15-6-6型斜巷人车参数项 目单 位技术特征型 号XRC15-6-6列车组成首车1，尾车4乘坐人数（每节车）人15乘坐人数（列车满载）人6075巷道坡度度630轨 距mm600轴 距mm3200外型尺寸mm497012001474质量（头车）kg1756质量（挂车）kg1903最大牵引力kN60最大行车速度m/s48 矿井提升 8.1矿井提升概述 本矿井设计井型为1.5 Mt/a，服务年限为69 a。主采3#煤层，煤层厚度较大，地质条件简单，矿井属于低瓦斯矿井，煤层爆炸危险性小，煤层有自燃发火倾向性，自燃发火期为612个月。矿井工作制度为“四六”制，三班采煤一班检修，每天净提升时间为16 h，矿井设计年工作日为330 d。矿井开拓方式为立井单水平开拓，水平标高为-840 m，主井直径为6.5 m，净断面33.18 m，副井直径为7.2 m，净断面40.71 m。主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。井下主运输采用胶带输送机运输，辅助运输采用架线式电机车牵引矿车运输，带区分带斜巷运输采用无极绳牵引矿车运输。8.2主副井提升8.2.1主井提升1）设备选型（1）箕斗矿井设计生产能力为1.5 Mt/a，属大型矿井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井长度883 m，主井内装备两套型号为JDG16/1504Y带平衡锤的16 t箕斗提煤，地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKM-2.5/6（），提升能力为600 t/h。主井内装备的箕斗、提升机以及钢丝绳的具体参数见表8.1、表8.2、表8.3。主井箕斗的技术特征见表8.1。表8.1 JDG16/1504Y箕斗技术特征项 目单 位参 数型 号名义载重JDG16/1504Yt16有效容积m17.6最大终端载荷kN600尾绳悬挂装置最大允许载荷kN300最大提升高度m1000箕斗自重t17.8生产厂家淮南煤矿机械厂表8.2 JKM-2.5/6（）多绳摩擦式提升机技术特征表项 目单 位参 数型 号JKM-2.5/6（）主导轮直径m3.5导向轮直径m3纲丝绳最大静张力kN800最大静张力差kN230有导向轮直径m35数 量条4间 距mm250最大提升速度m/s14外形尺寸（长宽高）m69.53生产厂家洛 阳 矿 山 机 械 厂表8.3主井提升钢丝绳技术特征表项 目单 位参 数型 号绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳mm35钢丝中 心2.6第一层2.5第二层大2.6小1.9钢丝绳总断面积mm501.52参考重力N /100m4664钢丝绳公称抗拉强度Nmm-1550钢丝破断拉力总和（不小于）N702000安全系数8.3（2）装载系统设有一个井底煤仓，总容量为1250 t。煤仓下装有两台KS-18/15型防爆往复式定量仓结构。两套测重装置随同提升机、电控设备同时引进。煤炭通过给煤机及装载胶带输送机至装载设备定量仓，经称重后，由气动操作闸门和分配溜槽翻板交替，向箕斗内装煤。（3）装卸台箕斗卸载采用先进的外动力，底卸式扇形闸门结构，具有改善井塔内套架的受力，缩短提升循环时间，安全可靠等优点。在主井井塔内卸载位置对应2个箕斗分别安装有2套扇形闸开闭装置和连接煤仓与箕斗闸门的活动舌板，闸门的开闭及活动舌板的动作均采用气动控制，箕斗扇形闸门的每一个开闭气缸均采用双路井排气系统，以尽可能提高闸门开闭气缸的动作速度，减少卸载休止时间，同时也为矿井不停产检修提供方便。井塔内箕斗受煤仓容量160 t，设有煤位及煤流讯号装置，受煤仓下安装有两台电动给煤机。2）提升能力验算由于矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、运输。安装等带来很大的不便。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降。而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少。单绳摩擦式提升机解决了提升机卷筒宽度过大的问题，而没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机。提升参数计算：提升高度（8.1）式中：H提升高度，m；HS矿井深度，883 m；HZ装载高度，30 m；HX卸载高度，20 m。经济提升速度（8.2）式中：Vm经济提升速度，m/s。一次提升循环估算时间（8.3）式中：TX一次提升循环估算时间，s；a初估加速度，取0.8 m/s；30装卸载时间，s。小时提升次数（8.4）式中：Ns小时提升次数。Ns3600/12229 次小时提升量（8.5）式中：小时提升量，t；设计年产量，150 万t/a；c提升不均衡系数，1.3；提升备用系数，1.3；年工作日，330 d；日提升时间，16 h。一次合理提升量（8.6）式中：Q一次合理提升量，t；2两套提升设备。t具体提升参数见表8.4，所选主井箕斗提升容量为16 t，所以能够满足矿井生产的需要。表8.4 提升参数提升高度（m）提升速度（m/s）一次提升时间（s）每小时提升次数每小时提升量（t）一次合理提升量（t）93312.2212229480.118.38.2.2副井提升 1）罐笼副井担负矿井的辅助运输，井下生产所需设备、材料及工作人员的运送。副井深度为895 m，井筒内装备一对1 t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1 t矿车双层四车宽罐笼。1 t矿车双层四车窄罐笼选用的型号为GDG1/6/2/4，其技术特征见表8.5。1 t矿车双层四车宽罐笼选用的型号为GDG1/6/2/4K，其技术特征见表8.6。2）提升机副井提升机选择与主井相同型号，即JKM-2.5/6（）多绳摩擦式提升机，其技术特征见表8.2。3）提升钢丝绳副井提升钢丝绳选择与主井相同型号，即绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯，技术特征见表8.3。表8.5 GDG1/6/2/4罐笼技术参数表项 目单 位参 数型 号GDG1/6/2/4装载矿车型 号MG1.1-6A车 数辆4乘坐人数人46罐笼装载量kN8.74罐笼质量t8.05最大终端载荷kN559表8.6 GDG1/6/2/4K罐笼技术参数表项 目单 位参 数型 号GDG1/6/2/4K装载矿车型 号MG1.1-6A车 数辆4乘坐人数人76罐笼装载量kN8.74罐笼质量t9.34最大终端载荷kN5479 矿井通风及安全9.1矿井概况、开拓方式及开采方法9.1.1矿井地质概况本矿地处山东省西南部济宁市西部。矿区内地势平坦，地表自燃标高+35+38 m，平均标高为+36 m。为鲁西南冲积平原北部边缘部分，地势东北部略高，东南部略低，地形坡度万分之二左右。济宁正断层：位于本区中部偏东，经白庄、汪营、凤凰台一线，区内延展长度8.2 km。走向北东，倾向南东，倾角6270，落差1216 m。在井田范围内，3#煤层赋存稳定，为主采煤层，煤层平均厚度为3.1 m，煤层倾角36，平均为5，为近水平煤层，煤层结构简单，无夹矸层。煤的硬度为23，煤的密度为1.3 t/m。矿井相对瓦斯涌出量为平均1.789 m/t，绝对瓦斯涌出量为2.04 m/min。煤尘有爆炸危险性，无自然发火倾向。矿井正常涌水量为200 m/h，最大涌水量496 m/h。9.1.2开拓方式井田采用立井单水平开拓，水平标高为-840 m。井田划分为八个带区和两个盘区，首采带区位于井田的西翼，大巷的西侧。9.1.3开采方法矿井布置一个综采工作面，工作面长度245 m，单巷掘进，留5 m宽的护巷煤柱。综采工作面日生产能力为4502 t/d，每日推进度为4.8 m。采煤机选用MG2400-W型采煤机，设计截深0.8 m，日进6刀。为了保证工作面的正常接替，在一个综采面生产的同时布置两个独立通风的掘进面。9.1.4变电所、充电硐室、火药库井下大巷采用矿车辅助运输，工作面分带斜巷无极绳绞车运输。井底车场设变电所、充电硐室。带区内设带区变电所。岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.1.5工作制、人数各工作面均采用“四六”工作制，即三班采煤，一班准备。井下同时作业的最多人数为260人，综采面同时工作最多人数为83人。综掘同时工作最多人数为50人。9.2矿井通风系统的确定矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿井主通风机的工作方法）；通风网络。9.2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：1）矿井至少要有三个通达地面的安全出口；2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；4）总回风巷不得作为主要行人道；5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；8）可以独立通风的矿井，采（带）区尽可能独立通风；9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.2.2矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级；2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9.1。通过对表中几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件。本设计选用中央并列式通风方式。表9.1 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，工业场地布置集中，广场保护煤柱少通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短通风阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4 km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道9.2.3矿井通风方法的选择通风方法，即矿井主通风机的工作方法。矿井通风方法分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增加一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。从以上比较看出，抽出式通风具有明显的优点，同时矿井地面地势平坦，不存在小窑塌陷区，表土层比较厚，故矿井采用抽出式通风。9.2.4带区通风系统的要求1）带区通风总要求（1）能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；（2）漏风少；（3）风流的稳定性高；（4）有利于排放瓦斯，防止煤尘自燃和防尘；（5）有较好的气候条件；（6）安全经济合理技术。2）带区通风的基本要求（1）每个带区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；（2）工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；（3）煤层倾角大于12时，不能采用下行风；（4）回采工作面的风速不得低于1 m/s；（5）工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1；（6）必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；（7）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；（8）机电硐室必须在进风流中；（9）采空区必须要及时封闭；（10）要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。9.2.5回采工作面进回风巷道的布置工作面通风有上行风和下行风之分，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：1）上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，瓦斯和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；2）上行风途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；3）上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；4）上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；5）下行风运输设备在回风巷运转安全性差；6）下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；7）下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。结合矿井的条件，设计矿井的瓦斯涌出量很小，煤尘有爆炸危险性，所以，那条巷进风的优势都不明显。综合考虑巷道布置和生产系统，最终选择运料斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷。9.2.6工作面通风方式的确定工作面的通风方式视瓦斯涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作面进、回风巷的数量和位置，可分为U型、Y型、W型、Z型等通风方式，其中U型应用最为广泛。“U”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽在煤体中维护，风流系统简单，漏风量小。但风流线路长，变化大，工作面隅角易积聚瓦斯。这种通风方式如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求即可采用。“Y”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽同时进风，可以稀释回风流中的瓦斯，防止工作面隅角积聚瓦斯，改善了回风巷的气象条件。但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。“Z”型通风系统，工作面采用前进式或沿倾斜方向回采。回风巷在煤体前方维护，须预先掘进，上、下顺槽同时进风，在相同风速下，风量可增大一倍；但进风巷在采空区内维护，密封不好，漏风量大。“W”型通风系统，工作面采用后退式回采。进、回风巷均在煤体中维护，工作面通过风量大，有利于工作面降温和排除瓦斯。“H”形通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风平巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力，确定采用“U”形后退式通风方式。9.3矿井风量计算 矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，逆风将各地点计算值乘以系数1.2就是各用风地点的实际风量。采煤工作面只配计算的风量，两斜巷的风量乘以系数1.2顺风流而下，遇到分风地点则加上其他风路的风量，一起分配给未分风的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。9.3.1矿井风量计算方法概述矿井总进风量按下列要求分别计算并取其中最大值。1）按井下同时工作的最多人数计算：（9.1）式中：Q矿井总供风量，m/min；N井下同时工作的最多人数，人；K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式和中央并列式通风时，可取1.201.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.151.20；采用对角式或区域式通风时，可取1.101.15。上述备用系数在矿井产量T0.9 Mt/a时取小值；T0.90 Mt/a时取大值。则按井下同时工作的最多人数计算，矿井总进风量为：2）按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算：（9.2）式中：采煤工作面实际需要风量的总和，m/min；掘进工作面实际需要风量的总和，m/min；硐室实际需要风量的总和，m/min；备用工作面实际需要的风量总和，m/min，本设计未设置备用工作面，故该项为零。矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m/min；矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式矿取1.151.2，压入式矿取1.251.3。9.3.2回采工作面风量计算煤矿安全规程（2006年版）规定：采区回风道、采掘工作面回风道风流中瓦斯和二氧化碳浓度不得超过1；采掘工作面的温度不得超过26。回采工作面需风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，然后取其中的最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。1）按瓦斯涌出量计算：（9.3）式中：采煤工作需要风量，m/min ；采煤工作面绝对瓦斯涌出量，为2.04 m/min；采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常，机采工作面可取1.21.6；炮采工作面可取1.42.0；水采工作面可取2.03.0。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行五昼夜的观测，得出五个比值，取其最大值。则：2）按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表9.1的要求。长壁工作面实际需要风量（Qa），按下式计算：（9.4）式中：按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m/min；采煤工作面风速，取2 m/s；采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，经计算为15.18 m。其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。表9.1 采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面空气温度（C）采煤工作面风速Va（ms-1）1248 m/min通风困难时期矿井总风量为：m/min1248 m/min与第一种方法计算的风量相比，第二种方法风量大。两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为3748.08 m/min，通风困难时期为4451.88 m/min。9.3.8风量分配1）分配原则矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足煤矿安全规程（2006年版）的各项要求。2）分配的方法首先按照采区布置图，对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护巷道和保证行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合煤矿安全规程（2006年版）对风速的要求。（1）回采工作面风量分配考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的15%，因此工作面进风斜巷的风量取工作面风量的1.15倍，即： m/min（2）其它用风地点风量分配掘进工作面：m/min中央变电所：m/min主排水泵房：m/min采区绞车房：m/min采区变电所：m/min火 药 库：m/min其它巷道：m/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。矿井通风困难时期比通风容易时期总需风量多两个掘进工作面的需风量，即多612 m/min，计算可得总回风量为4451.88 m/min。井巷风速验算结果见表9.2和9.3。表9.2通风容易时期井巷风速验算表井 巷风速限速（m/s）有效断面（m）实际风速（m/s）备 注最低风速最高风速中央回风立井1515.93.93符 合副 井840.711.54符 合采煤工作面0.25415.182.3符 合轨道大巷816.913.69符 合运输大巷816.583.77符 合分带运输斜巷8152.33符 合分带运料斜巷8152.33符 合表9.3通风困难时期井巷风速验算表井 巷风速限速（m/s）有效断面（m）实际风速（m/s）备 注最低风速最高风速中央回风立井1515.94.67符 合副 井840.711.82符 合采煤工作面0.25415.182.3符 合轨道大巷816.914.39符 合运输大巷816.584.48符 合分带运输斜巷8152.33符 合分带运料斜巷8152.33符 合9.4矿井通风阻力计算 矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主要通风机之前， 必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力一般占通风阻力的90%左右，是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.4.1容易和困难时期矿井最大阻力路线确定1）通风容易时期和通风困难时期的定义矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。由于设计矿井为单水平开采，通风容易时期和困难时期只考虑设计矿井前27年的通风情况。（1）容易时期的采煤方案西二带区首采工作面3201工作面开采到结尾的时候，布置两个煤巷掘进头。（2）困难时期的采煤方案东一带区的最后一个工作面（3104工作面）开采到结尾的时候，同时在西六带区布置一个备采工作面和两个煤巷掘进头。2）通风容易时期路线：副井 井底车场 辅助运输大巷 带区材料车场 带区运料集中巷 分带运料斜巷 3201工作面 分带运输斜巷 回风行人斜巷 运输大巷 回风煤门 中央回风立井 地面通风容易时期网络图及立体图，分别如图9.1、9.3所示。3）通风困难时期路线：副井 井底车场 辅助运输大巷 带区材料车场 带区运料集中巷 分带运料斜巷 3104工作面 分带运输斜巷 回风行人斜巷 运输大巷 回风煤门 中央回风立井 地面通风容易时期网络图及立体图，分别如图9.2、9.4所示。 图9.1 通风容易时期网络图 图9.2 通风困难时期网络图中国矿业大学2011届本科生毕业设计第93页图9.3 通风容易时期立体图1-主井；2-副井；3-中央风井；4-运输大巷；5-辅助运输大巷；6-材料车场；7-绞车房；8-带区运料集中巷；9-分带运料斜巷；10-3201工作面；11-分带运输斜巷；12-回风行人斜巷；图9.4 通风困难时期立体图1-主井；2-副井；3-中央风井；4-运输大巷；5-辅助运输大巷；6-材料车场；7-绞车房；8-带区运料集中巷；9-分带运料斜巷；10-工作面；11-分带运输斜巷；12-回风行人斜巷；13-回风煤门；9.4.2矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的摩擦阻力：（9.11）式中：第i个巷道的摩擦阻力，Pa；分别是巷道的长度m、周长m、净断面积m；分配
- 温馨提示:
1: 本站所有资源如无特殊说明，都需要本地电脑安装OFFICE2007和PDF阅读器。图纸软件为CAD,CAXA,PROE,UG,SolidWorks等.压缩文件请下载最新的WinRAR软件解压。
2: 本站的文档不包含任何第三方提供的附件图纸等，如果需要附件，请联系上传者。文件的所有权益归上传用户所有。
3.本站RAR压缩包中若带图纸，网页内容里面会有图纸预览，若没有图纸预览就没有图纸。
4. 未经权益所有人同意不得将文件中的内容挪作商业或盈利用途。
5. 人人文库网仅提供信息存储空间，仅对用户上传内容的表现方式做保护处理，对用户上传分享的文档内容本身不做任何修改或编辑，并不能对任何下载内容负责。
6. 下载文件中如有侵权或不适当内容，请与我们联系，我们立即纠正。
7. 本站不保证下载资源的准确性、安全性和完整性, 同时也不承担用户因使用这些下载资源对自己和他人造成任何形式的伤害或损失。
人人文库网所有资源均是用户自行上传分享，仅供网友学习交流，未经上传用户书面授权，请勿作他用。
川公网安备: 51019002004831号