胶东煤矿矿井通风系统设计(李春亭)

1、.：.；胶东煤矿矿井通风系统设计1矿井概略及井田地质条件1.1自然地理概略1.1.1交通位置胶东矿井位于胶莱谷地或胶潍平原以东，倾斜的山前冲洪积平原之中。胶东矿位于山东省平度市西部约50km。新潍高速公路和潍莱高速公路、309国道由矿区西北及西南侧经过，工业广场至宋庄车站10km，距田庄车站10km，运煤公用铁路在潍坊车站与铁路接轨，储煤场与309国道有公路相连，矿区与平度市有公共汽车往返，交通方便1-1。图1-1 胶东煤矿地理位置1.1.2 自然地理地形胶东矿井位于胶东半岛，半岛上丘陵起伏，海拔多在500米以下，主要由花岗岩组成，最顶峰 HYPERLINK baike.baidu/view/

2、2384.htm t _blank 崂山海拔1130米。矿井所在地地势相对平坦，无明显起伏。1.1.3矿井气候，水文及地震条件据多年气候资料，矿区内多年平均气温14左右，最高气温40.7，普通出如今七月份，最低气温普通出如今12月或翌年1月份。多年平均降水量为500mm左右，降水主要集中在每年的7、8、9三个月，普通占全年降水总量的60%左右。冻结期从11月至翌年2月，最大冻结深度为0.44m，年风向多为西北风，历年最大风速为16.7m井田内共发育有一条季节性河流，河流流向自南向北。上游建筑水库蓄水影响，河床平常干枯无水或存有少量污水，仅在继续降雨期间或上游水库放水时出现短暂水流。根据2001

3、年公布的划分，本地域地震根本烈度为四级，历史上最大震级为四级，100年内未发生过四级以上地震。1.2井田开发概略1.2.1井田范围、走向长、倾斜长、上下标高 胶东井田，东西长约5km，南北宽约2.6km，呈不规那么菱形，井田面积13km2。胶东井田位于倾斜的山前冲洪积平原之中。地形西高东低，标高+70+130m，西部山区山脉走向北北东，最高点标高+400m左右。东部为广袤平原，最低标高约+701.2.2矿井的开发历史胶东矿井自1977年2月开场建立至1983年12月建成投产，设计与核实消费才干为240万t，效力年限60年。目前主采3#煤层。1.2.3相邻井田矿区的情况根据山东省政府一致安排部署

4、，从2021年11月起，一切小煤矿一概停产整顿，整合资源，兼并重组。截止2021年底这些小煤矿依然没有消费。据调查了解，小煤矿的开采深度普通在110230m不等，井田外围的小煤矿虽有较大的断层与矿井隔开，但对矿井的平安消费仍有一定影响。井田内的小矿，其开采煤层、深度、范围等均无法掌握和控制，虽有上级政府同意的开采煤层及范围，但能否为保证矿井的平安消费，胶东矿应与地方小煤矿签署平安消费及开采边境维护协议书，双方都应按保安规程规定留有足够的防水保安保柱。每季小煤矿向大矿报送采掘工程平面图及相关资料，由煤炭局、胶东矿和地方政府主管部门成立结合检查组，对各小矿井下采掘工程进展检查和丈量，加强技术监视，

5、使开采范围严厉控制在边境维护煤柱之内，到达矿井平安消费之目的。1.3地质构造 胶东井田位于新华夏系第二沉降带与新华夏系第三隆起带的过渡地带，受我国东部中新生代多次构造运动的影响，井田内断层、褶皱和陷落柱均不发育。受井田中部发育的一组北东向延伸断裂带控制，构成了南部相对抬起、北部相对下降、平面形状为一长轴走向近南北的菱形构造格局。1.3.1断层及褶皱 胶东井田内断层主要发育在西南部，有一处比较发育的断层，断层走向倾斜，延伸600700m左右胶东井田内褶皱主要发育在东北部，南部地域构造相对简单，褶皱不发育。井田北部褶皱呈向背斜相间陈列，褶皱轴向NNEE。1.3.2陷落柱目前井田内已揭露陷落柱2个，

6、位于井田南部，呈北东方向分布。陷落柱皆呈椭圆形，长轴在35m57.5m之间。短轴在11m42m之间，单个面积不大。陷落柱内岩性呈紫红色、灰绿色砂岩，岩石破碎、呈锯齿状、棱角明显，2个陷落柱均含水微弱，采煤揭露时，煤层顶底板均无下沉景象。1.4地层1.4.1地层年代及地层特征井田内全为第四系掩盖，地层发育为奥陶系中统，石炭系，二叠系，第四系。(详见煤系地层综合柱状图1-1)现将钻探及井巷揭露地层由老到新表达如下： 一、奥陶系中统O2 一下马家沟组O2x：地层厚度160m二上马家沟组O2s：地层厚度250m，岩性以灰色、深灰色厚层状质纯灰岩和花斑状灰岩为主，夹白云质灰岩，含燧石条带和结核。 三峰峰

7、组O2f：地层厚度140m 二、石炭系C 一本溪组C2b：该地层主要分布于井田西部，厚度为42.160.9m,井田平均厚度50m，以浅灰色、灰色细碎屑堆积岩为主，夹13层薄层灰岩。二太原组C3t：地层厚度61.2286.75m，井田平均厚度70 m，以浅灰色、灰色碎屑堆积岩为主，颗粒较本溪组稍粗，含36层灰岩，其中3层稳定，含煤1 三、二叠系P 分为下统山西组和下石盒子组和石千峰组，与下伏地层呈整合接触。 一山西组P1s：地层厚41.9088.30m，井田内平均厚度60m，岩性以灰色、深灰色碎屑岩为主，颗粒较粗，含煤1 二下石盒子组P1x：厚度57.9397.74m，平均70m，岩性以灰绿色带

8、紫斑的泥岩与粉砂岩为主。 四、第四系Q第四系直接覆盖在基岩面上，地层厚度68m至147m，平均80m。多覆盖在地标最上层，岩性为浅灰色亚砂土井田地层层序表 表1-1界系统组新生界第四系80古生界二叠系下统下石盒子组(P1x)70山西组(P1s)60石炭系上统太原组(C3t)70中统本溪组(C2b)50奥陶系中统峰峰组(O2f140上马家沟组O2s250下马家沟组(O2x)160 1.4.2含煤地层井田煤系地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。地层总厚度98.83186.04m，平均142.44m，含煤2层，煤层总厚度为8.5m，主要可采煤层为3号和5号煤层。1.5可采煤层及煤质条件3号煤层

9、：煤层厚度2.63.4m，平均厚度3.6m，煤层平均倾角为12，构造简单，不含夹矸，直接顶普通为砂质泥岩和粉砂岩，底板为黑色泥岩，属全井田稳定可采的厚煤层，煤岩类型以半亮型和半暗淡型为主，底部为半亮型煤。 5号煤层：煤层厚度4.26.7m，平均厚度4.9m，煤层平均倾角为12，上距3号煤层底板约40m，构造简单，普通不含夹层，顶板为灰岩，底板为粉砂岩，属全井田稳定可采的中厚煤层，煤岩以光亮型和半光亮型为主。表1-2表1-2 可采煤层及煤质条件煤层称号煤层厚度/m层间距/m倾角/夹石情况顶底板岩石稳定性硬度容量最小最大平均顶板底板3煤3.23.93.61001014无砂质泥岩黑色泥岩稳定0.40

10、.81.35煤4.25.74.91013无灰岩粉砂岩稳定0.40.71.31.6煤质对井田内所含煤层煤质的技术目的情况灰分、挥发分、全硫、发热量统计如下表1-3：表1-3 井田内所含煤层煤质的技术目的情况 工程煤层 灰分Ad(%)挥发分Vr(%)硫分S%发热量Q MJ/kg3煤15.0236.750.4225.365煤13.2938.271.7326.03 主采煤层3煤原煤平均灰分15.02%，为低中灰煤， 5煤平均13.29%，是可采煤层里灰分最低的煤层，亦为低中灰煤。本井田一切煤层挥发分普遍较高，3煤平均为36.75%，5煤平均为38.27%。原煤中3煤硫分最低，平均0.42%，为特低硫煤

11、；5#煤平均为1.73%，为中硫煤。3煤平均发热量均为25.36MJ/kg，5煤平均发热量为26.03MJ/kg，均为高热值煤。1.7水文地质井田内主要含水层为顶板砂岩裂隙承压含水层、野青灰岩岩溶裂隙承压含水层、第四系底部砂砾层含水层，以静储量为主，矿井年最大涌水量466m3/h，平均324m3/h。一程度以浅正常涌水量为154 m3/h，最大涌水量为192 m3/h，受水害影响较小，对消费不构成要挟，水文地质条件综合评判为简单类型，二程度以深正常涌水量为150 m3/h，最大涌水量为204 1.8其它开采技术条件根据钻孔煤样和周围矿井实践调查分析，本矿相对瓦斯涌出量平均为13 m3/t，其中

12、3号煤层相对瓦斯涌出量平均为14 m3/t，5号煤层相对瓦斯涌出量平均为12m3/t，属于高瓦斯矿井。本矿井3号煤层有煤尘爆炸危险，5号煤层有自燃倾向性，发火期为612个月。根据钻孔测温资料显示，地温梯度平均1.561.81/100m，地温随着深度的添加而增高。表1-4表1-4 其它开采技术条件煤层相对瓦斯涌出量m3/t瓦斯等级煤尘爆炸危险性煤层自燃倾向性自然发火期3煤14高有无5煤12高无有612个月2 井田开辟开采2.1 矿井的储量2. 1.1矿井地质资源量勘探地质报告提供的查明煤炭资源的全部。包括探明的内蕴经济的资源量331，控制的内蕴经济的资源量332，推断的内蕴经济的资源量333。井

13、田走向长约5000m，倾斜长约2600m。井田内共2层可采煤层，倾角均为12左右。故矿井地质资源储量为：Zz=50002600(4.9+3.6) 1.3=14365.00万t2.1.2 矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的根底储量，30%的是边沿经济的根底储量，那么矿井工业储量由2-1式计算。Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k 2-1式中 Zg矿井工业储量； Z111b探明的资源量中经济的根底储量； Z122b控制的资源量中经济的根底储量； Z2

14、M11探明的资源量中边沿经济的根底储量； Z2M22控制的资源量中边沿经济的根底储量； Z333k推断的资源量。计算如下：Z111b=14365.0060%70%=6033.30万tZ122b=14365.0030%70%=3016.65万tZ2M11=14365.0060%30%=2585.70万tZ2M22=14365.0030%30%=1292.85万t由于地质条件简单，k取值0.85.Z333k=14365.0010%0.85=1221.01万tZg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k=6033.30+3016.65+2585.70+1292.85+1221.0

15、1=14149.51万t2.1.3 矿井设计储量要计算矿井设计储量，首先要确定各种永久煤住损失。这些永久煤柱包括断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱，地面建构筑物煤柱等。断层维护煤柱本井田并没有大的断层，只在井田西南部，有一处比较发育的断层，断层走向倾斜，延伸700m左右，断层每侧留着维护煤柱30m。断层维护煤柱=断层长度煤柱宽度煤层厚度煤的平均密度对本矿井：3#煤层：700603.61.3=19.66万t5#煤层：700604.91.3=26.75万t故断层总维护煤柱损失煤量为46.41万t井田境界维护煤柱 设计矿井边境每侧留有20m宽度的维护煤柱，由地板等高线看出，本井田边境周长约为16800

16、m，由此可算出井田境界维护煤柱损失的煤量。井田境界维护煤柱=边境长度煤柱宽度煤层厚度煤的平均密度3#煤层：16800203.61.3=157.25万t 5#煤层：16800204.91.3=214.03万t故井田境界维护煤柱损失煤量为371.28万t 本矿井受水害影响很小，故不设防水煤柱；由于地面建构筑物根本分布在工业广场上，故只需计算工业广场损失煤柱即可，不在单独计算。由矿井设计储量计算式32计算：Zs=(Zg-P1) 3-2 式中 Zs矿井设计储量； Zg矿井工业储量； P1断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建构筑物煤柱等永久煤柱损失量之和。计算如下：Zs=14149.51-46.41

17、+371.28=31.31万t2.1.4矿井设计可采储量要计算矿井设计可采储量，需先确定工业场地和主要井巷煤柱损失量。工业场地的面积确定如下：设计矿井消费才干大约为120万t，根据规定，每10万t煤所占的工业场地面积为1公顷左右，故设计矿井的工业场地面积为12公顷，故设计工业场地尺寸为300m400m。地面建筑物和主要井筒的维护煤柱是从受维护的边境起，按基岩挪动角、和及表土层挪动角所做的维护平面与煤层的交线来确定。平安煤柱的留设与计算普通用垂直剖面法求的。垂直剖面法留设井筒和工业场地维护煤柱：在煤层底板等高线图上，过要维护的工业场地建筑物群的最外角点，分别作平行于煤层走向和倾向的各两条直线，交

18、a、b、c和d，构成矩形。在矩形a、b、c和d周围加20m宽的围护带，构成底表维护范围a、b、c、d，地表维护范围的边境为mn和qk。过a、d线段和b、c线段中点，作沿煤层倾向的剖面。将煤层底板等高线、上覆岩层和要维护的工业场地边境投影到平行于煤层走向的垂直面内，构成所谓的投影面。在和面上，过m、n和q、k四点，按松散层挪动角=45画出直线与基岩相较于m1、n1和q1、k1；在剖面上，过m1和n1两点，按下上挪动角=64.6和上山挪动角=75画直线与煤层交于m2和n2；在剖面上，过q1和k1点按走向挪动角=75画直线，与煤层相交于n2线同表格哦啊的q2和k2，与m2同标高的q3和k3。将m2和

19、n2及q2、 k2 、q3和k3投影到煤层底板灯线图上，得A、B、C、D4点，衔接A、B、C和D即得平面图上的维护煤柱边境。工业场地煤柱损失量=梯形面积煤层平均厚度煤层平均密度梯形面积=0.5368+448586=23.9万m2工业场地煤柱损失量=23.91044.9+3.61.3=264.10万t由矿井设计可采储量计算公式2-3计算：Zk=(Zs-p2)C (2-3)式中 Zk矿井设计可采储量； p2工业场地和主要井巷煤柱损失量之和； C采区才出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。计算如下：Zk=31.31-264.1075%=10100.41万t2.2矿井设计

20、消费才干和效力年限2.2.1确定矿井消费才干的主要要素 影响矿井消费才干的要素主要有储量条件、影响开采工艺的地质条件、采煤工艺与矿井技术配备程度和矿山经济及社会要素。参照新建矿井设计效力年限表21要求，并根据矿井效力年限计算公式2-4计算：T= ZkAK式中： T矿井设计效力年限，a； Zk矿井可采储量，t； A矿井设计消费才干，万t/a； K储量备用系数，取1.3。参照大型矿井效力年限的下限大于50a要求，T取51a，储量备用系数取1.3，那么矿井设计消费才干A为：A= ZkTK=10100.4151根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，按煤炭工业矿井设计规范规定，将矿井设计消费才干A确定为1

21、50万t/a，在计算矿井效力年限：T= ZkAK=10100.41在计算矿井效力年限时，思索矿井投产后，能够由于地质损失增大，采出率降低和矿井增产的缘由，使矿井效力年限缩短，设置个备用储量Zb，备用量为：Zb=Zk1.30.4=3107.82在备用储量中，估计约有50%为采出率过低和受未预知地质破坏影响所损失的储量。矿井开辟设计时认定的实践采出的储量约为：10100.41-3107.8250%=8546.50万t表2-1 新建矿井设计效力年限矿井设计消费才干mt/a矿井设计效力年限a第一开采程度设计效力年限a煤层倾角456.0及以上70353.05.060301.22.4502520150.4

22、50.9402015152.2.2各种参数的校核(1)对矿井设计的消费才干进展校核本矿井采区同采个数为2个，同采任务面2个，每个任务面长185.7m，区段斜长1300m，采煤机年割煤平均进度990m，煤平均厚度4.25m,3#煤厚3.6m,平均密度1.3t/m3。A=185.73.61.39902=172.1万t150万t符合设计要求。2校核各种辅助消费环节才干由于采用最新的提升和运输设备，并根据设计消费才干设计大巷和井底车场，所以这些辅助消费环节都能满足矿井消费才干的需求。2.3井田的开辟开方式2.3.1开辟方案及技术比较 2.3.1.1井筒布置由于井田地形平坦，不存在平硐开辟条件，表土层较

23、厚且有流沙层，斜井施工困难，所以，确定采用立井开辟主井配备箕斗，并按流沙层较薄、井下消费费用较低的原那么，确定井筒位于井田走向中部流沙层较薄处。为防止采用箕斗井回风时封锁井塔等困难和减少穿越流沙层开凿风井的数目，决议采用中央分列式通风方式，回风井布置在井田上部边境的走向中部。这样，井田需求开凿主立井、副立井和回风井三个井筒。2.3.1.2阶段划分和开采程度设置根据井田条件和的有关规定，本矿井可划分为23个阶段，设置13个开采程度。阶段内采用采区式预备方式，每个阶段沿走向划分为4个走向1250m的采区，采区划分为假设干区段。在井田每翼布置一个消费采区，为减少初期工程量，缩短建井时间，采区间采用前

24、进式开采顺序。因井田内瓦斯量较大，假设采用上下山开采，下山部分在技术上困难较多，故决议阶段内采用上山开采，由于井田斜长较大，倾角为12左右，因此排除了单程度上下山开采的开辟方案。这样，阶段划分和开采程度设置构成两个方案，一是井田划分为两个阶段，设置两个开采程度；二是井田划分为三个阶段，设置三个开采程度。2.3.1.3阶段和开采程度参数1程度垂高两阶段、两程度：1300sin12=270.3m三阶段、三程度：1000sin12=207.9m 800sin12=166.3m2开采程度实践出煤量两阶段、两程度方案：第一、第二阶段8546.50/2=4273.25万t三阶段、三程度方案：第一阶段854

25、6.50/26001000=3287.11万t第二、第三阶段8546.50/2600800=2629.69万t3开采程度效力年限两阶段、两程度方案：第一、第二程度51.8/2=26.4a三阶段、三程度方案：第一程度51.8/26001000=19.92a第二、第三程度51.8/2600800=15.94a4采区效力年限开采程度内每翼一个采区消费，矿井由两个采区同采保证产量，思索1a的产量递增和递减期。两阶段、两程度方案中的采区效力年限：26.4/2+1=13.2+1a三阶段、三程度方案中的采区效力年限：一程度采区19.92/2+1=9.96+1a二、三程度采区15.94/2+1=7.97+1a

26、5区段数目及区段斜长两阶段、两程度方案：每个+阶段划分为7个区段，区段斜长为：1300/7=185.7m三阶段、三程度方案：一程度划分为5个区段，区段斜长为：1000/5=200m； 二、三程度划分为4个区段，区段斜长为：800/4=200m。6区段采出煤量两阶段、两程度方案：每个程度划分为4个采区，每个采区7个区段，每个区段出煤量：4328.7547=154.60万t三阶段、三程度方案：一程度4个采区，每个采区5个区段，每个区段出煤量：3329.8045=166.49万t； 二、三程度4个采区，每个采区4个区段，每个区段出煤量：2663.8444=166.49万t井田内所划定阶段的主要参数如

27、表2-2所列。表2-2 阶段主要参数阶段划分数目阶段斜长/m程度垂高/m程度实践出煤/万t效力年限/a区段数目/个区段斜长/m区段采出煤量/万t程度采区2130027034328.7526.413.32+17185.7154.6031000207.93329.8019.929.96+15200166.49800166.32663.8415.947.97+14200166.49800166.32663.8415.947.97+14200166.49阐明在采出煤量计算中，把备用储量的一半归为地地质损失，另一半归为矿井由于增产开采的储量；吧增产储量合并计入开采程度实践采出的煤量中；采区效力年限按设计

28、平均效力年限加上一年的产量递增、递减期计算。2.3.1.4大巷布置思索到各煤层间距较小，宜采用集中大巷布置。为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，大巷布置在m2煤层底板下方垂直间隔 为30m的厚层砂岩层内。上阶段的运输大巷留作下阶段的回风大巷。1运输大巷运输大巷是一条掘金在岩层中的巷道，巷道断面外形此阿勇半圆拱形，采用锚网+放射混凝土支护，同时才顶板上加锚索加固。巷道断面外形如图2-1及特征如表2-3。图2-1 运输大巷断面图表2-3 运输大巷特征表掘进断面净断面水沟S掘水沟S净净周长锚杆兼具锚杆深锚杆排距喷层厚度172.2m215.1 m20.36 m20.20 m214.8 m800 m m1

29、600 m m800 m m100 m m2回风大巷巷道断面外形如图2-2及特征如表2-4。图2-2 回风大巷断面图表2-4 回风大巷特征表围岩类别断面m2掘进尺m2锚杆净周长m净掘宽高方式外漏长度陈列方式排间距锚深规格中硬15.117.24.73.9钢筋沙浆50矩形800160019001614.82.3.1.5上山布置采区采用集中岩石上山结合预备，井田一翼的中央采区上山布置在距m2煤层底板30m以下的砂岩层中，并在采后加以维护，留作下阶段的总回风通道及平安出口，其他采区上山位于距m2煤层底板约20m的砂岩层中，并在采区采后报废。2.3.1.6开辟延深方案思索两种井筒延深方案，一是主副立井直

30、接延深，二是暗斜井延深。根据前述各项决议，在技术上可行的开辟方案有方案1立井两程度直接延深；方案2立井两程度加暗斜井延深；方案3立井三程度直接延深；方案4立井三程度加暗斜井延深。方案1和方案2的消费系统都比较简单可靠，对两方案的基建费用和消费费粗略伏击如表2-5，粗略估算后以为：方案1和方案2的费用相差不大。思索到方案1的提升、排水任务的环节少，人员上下方便，在方案2中未计入暗斜井上、下部车场的石门运输费用，以及方案1在通风方面由于方案2，所以决议选用方案1。方案3和方案4的区别也仅在于第三程度是用立井直接延深还是用暗斜井延深。粗略计算结果如表2-6，方案4的费用略高一些，在思索方案3的提升、

31、排水等环节都比如案4更优，即消费系统更为可靠一些。所以决议采用方案3。留下方案1和方案3相比，方案3的总费用、基建费用和消费费用都要比如案1低，两方案需求经过详细经济比较才干确定其优劣。表2-5方案1和方案2粗略估算费用方案方案1方案2基建费/万元立井开辟石门开辟井底车场2270300010-4=162.0127080010-4=101.6100090010-4=90.0主暗斜井开辟副暗斜井开辟上、下斜井车场1300105010-4=.51300115010-4=149.580090010-4=72.0小计353.6小计358消费费/万元立井提升石门运输立井排水1.243290.50.85=2

32、2081.243290.80.381=15834902436534.130.152510-4=2234暗斜井提升主立井提升排水立、斜井1.243290.870.48=21691.243290.2751.02=14574902436534.130.1910-4=3783小计6025小计6409总计费用/万元6378.6费用/万元6767表2-6方案3和方案4粗略估算费用方案方案1方案2基建费/万元立井开辟石门开辟井底车场2147300010-4=88.292280010-4=73.8100090010-4=90.0主暗斜井开辟副暗斜井开辟上、下斜井车场942105010-4=98.9788115

33、010-4=90.680090010-4=72.0小计252.0小计261.5消费费/万元立井提升石门运输立井排水1.226640.50.85=91.226640.60.381=7314902436519.610.152510-4=1284暗斜井提升主立井提升排水立、斜井1.226640.870.48=13351.226640.370.92=10884902436519.610.19310-4=1625小计3374小计4048总计费用/万元3626.0费用/万元4309.52.3.2开辟方案选择虽然方案1的消费费用比如案3高，但其基建投资费用那么明显低于方案3.由于基建费的计算误差普通比消费运

34、营费的计算误差小得多，所以可以以为方案1相对较优。从建井工区来看，虽然方案1初期需多掘主、副井筒，运煤及轨道上山，但是可以少掘主石门。因此方案1的建井工期与方案3的建井工期大致一样。从开采程度延续来看，方案3需延深两次，方案1仅需延深一次立井，对消费的影响少于方案3。综上所述，可以为：方案1和方案3在技术和经济方面均不相上下，但方案1的基建投资较少，开辟延深对消费的影响略小一些。所以决议采用方案1，即矿井采用立井两程度开辟；第一程度位于-240m，第二程度位于-510m，两程度均采用上山阶段；阶段内走向没1250m划分为一个采区，阶段内划分为4个采区。2.3.3主副井设计立井井筒断面外形有圆形

35、和矩形，我国煤矿普通采用圆形端面。由于圆形端面井筒有利于采用混凝土、料石和锚杆放射混凝土等永久支护。同时，圆形端面井筒具有接受地压性能良好、通风阻力小、效力年限长、维护费用少以及便于施工等特点。本矿井井筒选用圆形断面。从中选取，图2-2为主井的布置方式，井筒内布置一对箕斗，采用的是钢丝绳罐道，主井井筒特征见表2-7；图2-3为副井的布置方式，井筒内布置有一对罐笼及梯子间和管路间，采用槽钢组合罐道梁，副井井筒特征见表2-8；图2-4为风井的布置方式，井筒内布置有梯子间和管路建，球扁钢组合罐道，风井井筒特征见表2-9。1主井图2-2 主井的布置方式表2-7 主井井筒特征井型120万t提升容器1对1

36、2t箕斗井筒直径6m井筒周长18.85m净断面积28.26 m2井筒支护基岩段砌碹400mm基岩段毛断面积31.65 m2表土冻结段厚850mm表土段毛断面积36.83m2充填混凝土厚50mm2副井图2-3 副井的布置方式表2-8 副井井筒特征井型120万t提升容器1对双层单车，3吨罐笼井筒直径7m井筒周长21.99m净断面积38.47 m2井筒支护基岩段砌碹400mm基岩段毛断面积42.98 m2表土冻结段厚1000mm表土段毛断面积50.24m2充填混凝土厚100mm(3)风井图2-4 风井的布置方式表2-9 风井井筒特征井型井筒直径净断面积基岩段毛断面积井筒周长表土段毛断面积120万t5

37、.5m23.75m226.86 m217.28m28.86 m22.3.4井底车场的方式1 确定井底车场方式井底车场是位于开采程度，井筒附近的一组巷道与硐室的总称，是衔接井筒提升与大巷运输的枢纽，担负着煤、矸、物料、人员的转运义务，并为矿井的排水、通风、动力供应、通讯和调度效力，对保证矿井正常消费和平安消费起着重要作用。按照矿车在井底车场内的运转方式，井底车场可分为环行式和折返式两大类。折返式井底车场的特点是空、重列车在车场内同一巷道的两股线路上折返运转，可不另设绕道，利用主要运输巷道作为主井空重车线和调车线，从而简化了线路构造，减少了巷道开辟工程量，交叉点及弯道少，电机车在直线段顶推重车比较

38、平安。故采用立井折返式井底车场如图2-5。图2-5 立井折返式井底车场2 验算主、副井空重车线长度1 井底车场线路布置的要求井底车场的线路主要由主井空、重车线，副井进、出车线和回车线组成，由于经过各个井底车场的煤种数量不同，其各线路的数目和长度亦相应不同。井底车场线路布置时，应充分思索各硐室布置的合理性；井底车场的线路工程量小；为保证运转平安，应尽量防止在曲线巷道顶车，机械推车需布置在直线段上；尽量减少道岔和交岔点；线路布置要有利于通风。2存车线长度确实定确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题，假设存车线长度缺乏，将会使井下运输和井筒提升彼此牵制，影响矿井消费才干；反之，假设存车线过长，会使

39、列车在车场内的调车时间添加，反而降低了车场经过才干，并添加车场工程量。根据我国煤矿多年的实际阅历，各类存车线可以选用以下长度：中小型矿井的主井空、重车线长度各为1.01.5 列车长；副井空、重车线长度， 中小型矿井按0.51.0 列车长；资料车线长度，中小型矿井应能包容510 个资料车；调车线长度通常为1.0 列车和电机车长度之和。3 存车线长度的计算 副井进出车线长度:L=mnLk+NLj+LfL副井进出车线有效长度mm列车数1.5 列n每列车的矿车数25 辆Lk每辆矿车代缓冲器的长度为2.0mN机车数 2 台Lj每台机车的长度4.5mLf附加长度普通取10m那么L=1.5252+24.5+

40、10=94m 井底车场调车线路长度.L=2.025+2 4.5+10=69m 资料车线有效长度L= ncLC + nSLSL-资料车线有效长度m.nc-资料车数Lc-每辆资料车带缓冲器的长度mns-设备车辆数Ls-每辆设备车缓冲器的长度mL=262+24.5=61m2.4矿井任务制度2.4.1矿井年任务日数确实定按照规定：“矿井设计消费才干按年任务日330 d 计算，采用“三八制造业，每天2.5班作业 。所以，本矿井设计年任务日数为330 d。2.4.2矿井任务制度确实定矿井任务制度设计采用“三八任务制，即两班半采煤，半班预备，每班净任务时间为8 h。2.4.3 矿井每昼夜净提升小时数确实定按

41、照规定：矿井每昼夜净提升时间16 h。这样充分思索了矿井的富有系数，防止矿井因提升才干缺乏而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为16 h。3 采煤方法和采区巷道布置3.1采煤方法3.1.1采煤方法的选择采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。它的选择应结合详细地质条件和技术条件，综合思索高产、高效、资料耗费少、本钱底、便于管理等要素。设计时应尽量采用行之有效的先进技术，提高机械化程度。本井田煤层储量丰富，地质条件简单，矿井涌水量低，煤层倾角约12。由于地质条件良好，故采用单一走向长臂采煤法。采用全部跨落法处置采空区。可采煤层2 层，均为厚煤层，平均厚分别为4.9m和3.6m。直接

42、顶为中等稳定的砂页岩，老顶为砂岩，煤层地质构造简单，结合任务面的实践情况，兼顾高产高效的目的，将采煤工艺确定为综合机械化回采工艺。3.1.2 回采任务面参数3.1.2.1确定回采任务面长度及任务面推进度参照的规定和矿井的实践消费阅历进展，综采任务面长度普通为150-250m，如条件允答应达150-300m。根据矿井的实践情况以及前面的公式计算，确定本矿井的任务面长度为185.7 m。 影响综采任务面延续推进度的主要经济要素是搬家费何巷道掘进费。在我国当前设备条件下，任务面延续推进方向长度以小于1000m1200m为宜，高产高效狂进推进度可取10003000m 。本矿井每个任务面推进度为600m

43、/a。3.1.2.2确定方向沿煤层走向开采顺序合理的开采顺序要可以保证开采程度，采区，采煤任务面的正常接替，以保证稳产高产，符合煤层采动影响关系，合理集中消费，尽量降低掘进率等。矿井采用双翼开采，有利于矿井的平衡消费和合理配采，有利于矿井通风，运输等消费系统的管理。对于采区，采用采区前进式开采，采区内采用后退式开采，以减少初期工程量和基建投资。沿煤层垂直方向开采顺序在垂直方向上，即煤层之间，采用下行式开采。3.1.3采煤任务面的设备选型及配套1采煤机械用于长壁任务面的采煤机械有采煤机和刨煤机，刨煤机构造简单，投资少，平安性好，但对地质条件顺应范围窄，只适宜开采薄煤层，且消费率低。而采煤机运用地

44、质条件广，得到广泛采用。根据本矿井实践情况，选用采煤机。普通小于0.8m的煤层中，宜选用爬底板采煤机；在0.81.3m的煤层中可采用骑溜式或爬底板式采煤机。在大于1.3m的煤层中，采用骑溜式采煤机。综合任务面由于效率较高，普通都采用大功率的双滚筒采煤机。采煤机的牵引方式有锚链式，顺应于倾角0-35的回采任务面；无链齿销式，运用于倾角0-55的回采任务面。根据回采任务面的倾角大小，采煤机的牵引方式选为无链电牵引。采煤机装机功率根据任务面煤质硬度，采高及消费率等要求，思索同类型采煤机的运用条件，采用类比法确定。见表3-1：表3-1采高与采煤机功率采高m采煤机功率kw单滚筒双滚筒0.6-0.9-50

45、-1000.9-1.350-100100-2001.3-2.0100-150200-4002.0-4.5150-200400-100注注：必要时可选用更大功率根据以上综述，采煤机型号选择为MG300/720-GWD，其主要技术特征见表3-2：表3-2采煤机主要技术特征型号采高/m煤质硬度牵引方式截深/mm牵引速度/m/min电机功率/kwMG300/720-GWD2.4-4.93无链电牵引630.800-7/14.67202刮板保送机刮板机的保送才干必需与采煤机的消费才干相匹配，选用型号为：SGB764/264，其主要技术特征如表3-3：表3-3刮板保送机主要技术特征型号运输才干t/h出厂长度

46、m刮板链速m/s刮板链强度kN电机转速r/min电机功率kwSGB764/2647002001.12610147521323液压支架液压支架分为掩护式，支撑式，支撑掩护式三种。根据老顶和直接顶的分类确定液压支架的强度，从而为液压支架的选型和优化设计提供科学根据。选择液压支架必需有合理的任务阻力和支撑力。液压支架的阻力是支架设计中最根本参数，支架一切强度都由此决议。它在一定程度上显示了支架的任务才干和特征。目前支架阻力主要是采用现场观测，人后根据观测数据进展估算或这算。选择液压支架还必需确定合理的支架构造高度。适宜的构造高度是支架正常任务的关键。在实践运用中，通常选用的支架最大构造高度比最大采高

47、大200mm左右。最小构造高度比最小采高小250-350mm。同时他们又随着地质条件和消费条件的变化而变化。选择是需综合思索各项要素，进展全面分析。除了以上要求外，液压支架的选型还必需和消费才干配套。综上所述，最后液压支架型号选为ZYY4410/23/42，其主要技术特征如表3-4：表3-4液压支架主要技术特征支架型号支架类型支撑高度m适用条件任务阻力(N)支护强度(MPa)推移规划mm煤层厚度m煤层倾角/顶板老顶直接顶ZYY4410/23/42支撑掩护式2.3-4.83-4.812-244100.647003.1.4综采工艺方式的选择本矿井采用及时支护，即在采煤机割煤后先移支架，再移保送机，

48、工艺工程为采煤一移架一推溜，为防止冒顶，必需采用及时支护。3.1.5采煤机的任务方式和进刀方式本矿井采煤机进刀式采用端部斜切刀的割三角煤，如图3-1所示。割三角煤方法进刀过程如下：1当采煤机割至任务面端头时，其后的保送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；2互换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起并沿保送机弯曲段返向割入煤壁，直至保送机直线段为止，然后保送机移直；3再互换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起并沿保送机弯曲段返向割入煤壁，直至保送机直线段为止，然后保送机移直；4将三角割掉，煤壁割直后，再次互换上下滚筒，返程正常割煤。图3-1任务面端部割三角煤斜切进刀3.1.6采煤机滚筒螺旋选择双

49、滚筒采煤机采煤通常采用相背旋转即右滚筒右旋，左滚筒左旋，此时右滚筒采用右螺旋，左滚筒采用左螺旋。当采煤机正常任务时，其前端的滚筒沿顶班割煤，后端滚筒沿底板割煤如图3-2。图3-2 割煤机正常割煤转向3.1.7综采任务面巷道布置及端头支架综采任务面上下两端顶板暴露面积大，机械设备多，又是平安出口，这里的支护对平安消费有重要意义。目前，我国综采任务面有运用专门的端头支架，也有用单体液压支架抬棚，或单体液压支柱加抬棚和十字顶梁进展支护。本设计根据其他矿井阅历采用任务面液压支架支护端头，任务面支架经过安设在机头部和机尾部的移架梁来实现移架，机头、机尾的支架，滞后任务面支架一个截深。3.1.8综采任务面

50、组织循环作业及循环图表的编制作业制度采用“三班采煤，一班检修的四六任务制，综采任务面劳动组织采用追机作业方式。循环图表见表3-5，任务面劳动组织表见表3-6，任务面主要经济目的表见表3-7。表3-5循环图表表3-6任务面劳动组织表序号 人数工种一班二班三班四班小计1班长111142司机555153电工111364支架检修员225三机检修员226采煤机检修员227上下出口维护员11138移架推保送机工33399支护工6661810质检员1111411杂工2221712合计2020201272表3-7任务面主要经济目的表序号工程单位数量1任务面长度M185.72采高M4.93煤的容重T/m1.34

51、循环进尺M1.35循环产量T474.076日循环数个97日产量T33348月产量T1000009坑木耗费m/万发210火药耗费Kg/万吨2511雷管耗费发/万吨16012油脂耗费Kg/万吨2013任务面回采率%9514定员人723.1.9综采任务面巷道布置方式本矿井综采任务面巷道布置方式采用两大巷道布置方式。如图3-3所示：1 一回风巷道；2运输巷道图3-3综采任务面巷道布置方式综合机械化采煤，采用双巷布置，区段运输平巷的一侧需求布置装载机和胶带保送机；另一侧布置泵站和挪动变电站等电器设备。同时，随着开采技术的开展，综采高产高效任务面大量涌现，综采消费程度不断提高。综采设备多，产量大，需求风量

52、大，所以以综采任务面普遍采用两大巷布置方式。31.10矿车，电机车的选型电机车选择包括电机车型号，电机车牵引列车的组成和电机车台数确定等。本矿车可采用架线电机车。电机车选用粘着质量为10t的电机车双机牵引。本矿选用MD3.6-6底卸式矿车如图3-8所示，尺寸为345012001400，本矿车选用型号为2K7-6/250直流架线式电机车，技术特征见表3-12：表3-8电机车技术性能特征型号粘着质量t轻轨mm供电电压v最小曲线半径m车轮直径mm联轴器高度mm外形尺寸长宽高制动方式2K7-6/250106002507680320450010601550机、电图3-4底卸式矿车3.2采区巷道布置3.2

53、.1采区巷道布置的根本特征布置采区巷道是为了把回采任务面同矿井主要开辟巷道，如采区石门、主要石门、主要运输大巷等联络起来，构成运煤、排矸、运料、运设备、行人、通风、动力供应等消费系统，以保证延续不断正常回采。为了布置巷道，应先确定采区走向长度，区段斜长和数目以及采区各种煤柱尺寸，然后确定采区上下山，区段平巷，区段集中巷和他们之间的联络巷道的方式、位置和布置方式。确定采区走向长度采用两翼布置，单面开采。普通情况下，综合机械化开采，采区单面布置时，采区走向长度不小于800m；采用双面布置时，走向长度不小于2000m。根据矿井实践条件，将采区走向长度定为1250m。煤柱尺寸确实定为了使采区内各种煤层

54、巷道坚持良好的形状时应留设一定尺寸的煤柱。如留设开采程度运输大巷，上下山，总回风巷，以及采区边境隔离煤柱及大断层两侧煤柱等。目前煤柱尺寸主要根据实践阅历来确定，煤柱留设详细情况如下表3-9所示：表3-9采区煤柱留设情况巷道类别薄及中厚煤层巷道一侧/m备注程度大巷25煤层倾角较大时，煤柱尺寸可小些主要回风巷20左右采区上下山20左右采区边境4较大断层10-15到30-50视详细情况而定目前巷道支护技术有很大的开展和提高，在技术经济合理时，应尽量多做煤巷，少做岩巷，尽量一巷多用或复用。回采任务面采用一面两巷布置，进风顺槽与轨道上山相连，回风顺槽与运输上山相连，进回风顺槽在区段边境构成回采任务面，进

55、回风顺槽均沿煤层底板布置，采用巷用共用采区上山的巷道结合布置方式，在井田范围内，采用采区前进式开采，采区内采用后退式开采。3.2.2采区上山的布置矿井虽然属低瓦斯矿井，但根据煤矿如今开展的趋势，为人的平安思索，即运输上山、轨道上山和一条公用的回风上山，便可满足采区消费要求。采区上山沿走向布置取决于采区方式。双面采区，上山布置在采区的中央，以实现两翼平衡消费。采区上山层位的选择，根据煤层厚度，煤层和围岩的稳定情况，采区储量及效力年限，岩石施工，力量，配备技术等技术要素，并经过掘进费，维护费及各种消费运营费的计算比较，煤柱损失等目的对比，最终确定其合理位置。通常将运输上山放在低于轨道上山4-6米处

56、，以利用溜煤，也有利于布置井底车场。岩石上下山在底板中的详细位置，应使其处于根本上能避开采动影响，且较为稳定的岩层中，同时上山距煤层底板还必需坚持一定的法线间隔 。法线间隔 的大小取决于围岩的方式，普通去10-20米为宜。本设计中轨道上山间隔 底板法线间隔 为10米。运输上山14米，上山之间程度间隔 为25米。关机如图3-5所示。巷道断面外形如图3-5：3.2.3区段平巷的布置方式区段平巷布置在煤层中，采用双巷布置，留有维护煤柱，由于煤比较厚，可采用沿煤巷掘进。由于当前只开采第四煤层，矿井瓦斯涌出量不高，为减少掘进费用，故不设集中巷，尺寸如图3-6所示：3.2.4综采采区巷道的布置综采对采区巷

57、道布置的要求：保证回采任务面的延续推进长度由于综采任务面产量高，矿井安排的消费任务面少，要求提高的任务面消费的可靠性和延续性，以保证矿井产量的继续稳定。因此，在采区任务面布置上应尽量加大任务面延续推进长度，力求防止频繁搬家。回采巷道应具有较好的任务条件由于任务面巷道中的附属设备比较多，体积大，巷道中还要铺设带式保送机，因此要求巷道宽巷道断面，普通保送机巷道不小于12，回风巷普通不小于10同时，在回采中应坚持巷道的稳定性，以坚持一定的巷道断面和减少维修工程量。有利于开采预备和采掘平衡由于任务面推进速度快，需求及时预备出新的任务面，为此，除提高掘进速度外，还需求在巷道布置及开采程序等方面给任务面预

58、备发明有利条件，以保证任务面正常接替。坚持任务面长度根本稳定在消费过程中任务面支架的添加或减少，在安装，装配及运输上都遭到限制，因此要求任务面坚持稳定。为此，需求坚持任务面运输巷与任务面回风巷平行，可以采取巷道中挂中线平行掘进来处理。3.2.5采区车场的布置上部车场中部车场下部车场采区车场的巷道断面外形如图3-7所示：3.2.6采区运输及通风系统1运输系统在运输上山和运输巷均铺设有刮板运输机。其运煤道路为：任务面采出的煤经刮板保送机沿区段运输平巷运出，经转载机转载至胶带保送机运至煤仓，然后在运输大巷装车，由电机车牵引至井底车场，经过主井提升至地面。2运料排矸系统物料经下部车场，经轨道上山道上部

59、车场，然后经回风巷运至任务面。掘进巷道时所出的矸石，利用矿车从各平巷运出，经运输上山运至下部车场。3通风系统采煤任务面所需新颖风流从采区运输石门进入，经下部车场、轨道上山、中部车场，分成两翼经区段运输平巷到达任务面。从任务面出来的污风，经回风巷进入采区回风石门，再到总回风巷。掘进任务面所需的新颖风流，从轨道上山经中部车场分两翼送至区段回风巷。在平巷内经过部分通风机送往掘进任务面。污风经过联络巷进入区段的运输巷，再经运输上山回入采区回风石门。4供电系统高压电缆经井底中央变电站，经大巷、采区运输石门、下部车场、运输上山至采区变电所。经降压后的低电压，由低压电缆分别引向回采和掘进任务面附近的配电点以

60、及上山保送机、绞车房等用电地点。3.2.7采区硐室采区硐室主要包括采区煤仓、采区绞车房及采区变电所等。采区煤仓采区煤仓容量与采区消费才干关系参考表如下。根据采区消费才干，将煤仓容量选为550 t，煤仓方式采用垂直圆形断面。煤仓直径4m，高度20m。采区煤仓设在巩固稳定的岩层中，采用砌碹支护。砌碹厚300mm。为防止堵仓，煤仓下采用双曲线形。煤仓上口设置铁蓖子，防止杂物和大块煤及矸石进入煤仓。煤仓内预埋钢丝绳，处置堵仓事故。表3-10煤仓容量与采区消费才干关系采区消费才干/万ta-130以下3045456060100100以上采区煤仓容量/t50100100200200300250500大于50