设计说明书版

学 矿业专业年 采矿工程2008 学生朱先任务下达日期201218毕业设计日期：2012182012612毕业设计题目 花园煤矿1.5Mt/a新井设毕业设计专题题毕业设计主要内容和要求经过一个学期的毕业设计，认真完成了所有的毕业设计内容，主要包括三个部分一般部分专题部分和翻译部分一般部分题目为花园煤矿1.5Mt/a新井设计,并完成了矿井开拓平剖面图带区巷道布置平剖面图工作面层面图。专题部分题目是煤巷锚杆支护技术的研究及应用。翻译部分主要内容关于水力压裂消突数值模拟及可控压裂技术研究英文题目为meic ofHydraulicFacturingechniqueinPeventingOuturstandthentol院长签字 指导教师签字⑦总体评价及建议成绩；⑧存在问题；⑨是否同意答辩等成绩 评阅教师签字 摘一般部分为花园煤矿1.5Mt/a新井设计。花园煤矿位于山东省济宁市管辖的金乡县境 主采煤层为15＃煤，煤层倾角为2~17，平均总厚度为7.5m。地质条件较为简单。14775t12496.7t1.5Mt/a1.732m3/t6.866m3/min，为低瓦斯矿井。矿井通风方式为并列式通风。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。一般部分共包括10章1矿区概述与地质特征2、境界和储量3、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4、开拓；5、准备方式—带区巷道布置；6、采煤方法；7井下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。NumericysisofHydraulicFracturingTechniqueinPreventingOutburstandtheControl：立井；单水平；带区 并列式通 一般部矿区概述及地质特 矿区概 地 含水 煤 煤 2境界和储 2.1境 2.1.1境 2.2工业储 2.3.1煤柱损失 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 4开 4.1开拓的基本问 井 容易和时期矿井最路线确 电选 安全的预防措 预防瓦斯的措 10设计矿井基本技术经济指 参考文 专题部煤巷锚杆支护技术的研究及应 1引 国内外煤巷锚杆支护研究现 煤巷锚杆支护技 试验点和地质力学评 煤巷锚杆支护技术的应 结 参考文 翻译部英文原 中文译 致 矿区概述及地质特矿区概矿区地理位金乡煤田花园位于山东省济宁市金乡县，范围以东径116º14′15″至116º22′0035º02′0035º04′4553.7km2F2断层为界，F22FD11断层为界。东西长约6.7km4.5km30km2福河通往南阳湖与京杭大运河相连。花园距济宁市48km，各村镇间均有简易公路，1-1。矿区气候条

1-1交通位置位 ，属温带季风区，气温变化显著，四季分明，夏季炎热，冬季寒冷2.6m/s8月19591060mm(1964年)，（19638月194mm（196579日6、7、8、矿区的水文情本区地处多次迁移泛滥的黄泛平原，沉积了较厚的松散地层，地势平坦。本区西北部羊山镇、嘉祥县一带露有寒武系、奥陶系残丘，大气降水为其补给来源，因出露面积有限（约30km2）无植被覆盖，地面迳流条件较好，使水的补给条件较差。在构造上受着北部菏泽支断层、东部嘉祥断层、南部凫山断层所控制，形成半封闭状态。在3煤顶板砂岩及三灰条带状露头，被Ⅰ含水层段直接覆盖其上，形成9-7孔奥灰水水位长期观测资料看，奥灰水位年变化幅度只有0.01~0.81m，说明奥灰水补给途径不良从奥陶系石灰岩水水化学资料看氯离子的含量175.63~629.07mg/L，407.63~520.70mg/L107.03~112.443.65~4.05g/L，说明地从分析成果看其水质变化较大PH6.9~7.8总硬度17.65~67.2德国度矿化度0.66~1.38克/升，氯化物102.8~691.2毫克/升，氟化物0.4~1.20毫克/升，从水井的长观资料看，其水位标高在+32.29~35.94m1m左右。0.573~0.938升/秒·m，水质类型为·型，经处理可以作为供水水源。9-7、11-4及金桥煤矿井检-1孔的抽水资料，除氟化3.5毫克/H-NH-M·C型。地质特区域地质构～秦岭东西纬向构造带的东延北分支和新华夏系第二沉降带的复合端。四周被两组断层所控断层和峄山断层。在此块陷内发育了一系列断裂。阶下降，西部（嘉祥断层以西）有相同，倾向相背的断层出现，从而形成了近南北向地1本划属华北地层鲁西地层分区，济宁地层小区，地层层序见表1-1-1地层层序第四系0~350m上第三系下第三系上统蒙阴组P石千峰组250mB层铝土岩，500m。65m山西组80m。C太原组8～13层，煤本溪组2～31～2层，底部具G层铝土岩及山西式铁矿，厚35m左右，与下伏地层呈平行不奥陶系中下统800m寒武系下统：毛庄、馒头组为暗紫色泥岩、白云质灰岩、泥灰岩，厚240m左右。280m太古界泰山群6000m。2、地本为全掩盖区，仅在金乡煤田以北的羊山一带有寒武系和奥陶系灰岩出露，内钻孔的地层自下而上分别为奥陶系、石炭系、二叠系、第三系及第四系。其中主要（一）（O2m等。致密、较脆、节理较发育，多见溶洞及次生方解石晶簇。金乡详查阶段钻孔最大厚度为203.48m(金桥18-1号孔)。（二）（C2b灰岩，自下而上依次为十三灰、十二灰，厚度变化较大，其间多夹有铝质粘土，均为14.77～35.37m20.95m。自然伽玛曲线幅值普遍很高，是其主要物性特征，底部铝土岩有突出的宽幅60ｒ，为本区物性标志层。上统太原组中灰岩13层，含煤16层，东部及西部剥蚀严重，仅有少量残留。厚度变化较大。是151.70～181.00m162.86m。（三）下统山西组是本主要含煤地层之一。厚度49.10～88.24m，平均72.51m。下统下石盒子组黑山段质泥岩（桃花泥岩）3110m。底部为一层含少量绿色矿物的40~70m54m。顶部铝质泥岩视电阻率曲线呈中高幅值(30～90ΩM)，自然伽玛有明显的常上统上石盒子组万山段220m。而自然伽玛值也较低，呈现反常的物性。这一特征与底部桃花泥岩常的组合是划P2s1的主要标志。上统上石盒子组奎山段88.40m80m。视电阻率曲线呈宽幅高异常(200ΩM左右)。伽玛伽玛、自然伽玛曲线呈现明显低值，本段顶底常见常(50～60ｒ)。此段在二迭系中曲线形态特征突出，可作为上统上石盒子组孝妇河段夹砂砾岩薄层，泥岩中多夹紫红色斑块，并具鲕状结构。钻孔最大厚度300m。视电阻率曲线上部平缓无突出异常，中下部砂岩上呈形，曲线起伏大。自然伽玛上统石千峰组464.28m，分布于（四）下第三系官庄组孔最大厚度509.93m（乡-9孔。（五）上第三系及第四系（Q主要为冲积、洪积及湖相沉积物，厚度较大，397.46~490.20m，平均439.03m，自东Ⅰ段：位于最底部，厚度0~99.77m,平均10.78m，岩性以灰绿色、棕褐色粘土质砂砾、23.54~136.57m,93.69m3~7层细20.80~167.59m90.44m,棕黄色、灰绿色粘土，含铁锰质、钙质5~7层砂且多被粘土质充填。37.80~46.41m42.04m。灰绿色、棕黄色粘土、亚粘土为主，夹2~4层粉~细砂。55.20103.70m74.94m及粘土。Ⅵ段：即为最上一段，厚度平均89.00m，其岩性主要为黄褐色的亚砂土、亚粘土夹5~8层粉~细砂层。150m左右为第四系与上第三系的分界，即Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ石炭系上统太原组和二叠系下统山西组是本主要含煤地层，含可采及局部可采煤3层，自下而上叙述如下：（一）石炭系上统太原组151.70~181.00m162.86m灰岩和煤组成。其中石灰岩13层，自上而下依次为一灰、二灰、三灰、四灰、五灰、4.00～8.65m6.83m；五灰质不纯，深1.10～2.90m2.19m；八灰为2.15～4.97m3.85m；十灰为深灰色厚层状，质较纯，含大量的蜓科化4.27～6.35m5.31m，从总体上看该组石灰岩所含动物化石，在上部主要是以本组含煤达16层，是该区的重要含煤地层，自上而下依次为4、6、8、9、10、12下、17太原组中煤的硫含量高出山西组煤中的硫含量若干倍，这亦说明该组地层是在滨顶板为六灰，9煤顶板为五灰等。915下11、12、1214煤的组合段，在视电阻率曲线上灰岩与其底部煤层一体呈现三个并立的灰、煤高异常，煤层在伽玛伽玛曲线上均有较高幅值,似群峰林立，14煤在自然伽玛曲线上呈现突出的常，18下煤。十灰视电阻率幅值较高，顶部有一个小分层,形态为一小一大伽玛伽玛曲线上均为高幅值，多呈阶状，在自然伽玛曲线上均为低值，呈正台阶状。下部18下煤底板常有突出的常。（二）二叠系下统山西组49.10～88.24m,72.51m2～32、3、3下3煤为可采煤层，分布于本75.5%。3煤下部发育着一层厚度较大的具浑浊状层理及虫孔的细粒砂岩，特征明显，为山西宽幅高异常(30～80ΩM)，自然伽玛为宽的低值反映(6～8r)3煤层视电阻率为突出地质构本在大地构造上位于块陷的南部，北靠嘉祥地垒，东邻济宁地垒，西与巨块陷区在中时，由于受燕山期和喜山期构造运动的影响，形成了方向不本由于受到以上两组断裂的控制，表现为以断裂为主与褶皱共生的复合构造形组,其间并发育分支小断层。，F3逆断层：位于本部，是花园的中部断层近东西向，西部为近南西向，60～70º60～140m，落差中部小，两边大。自第Ⅵ勘探线以西落差逐渐增大，至Ⅱ线增至140m。其延展方向控制较为严密，延展长度约5152m，直接控制钻孔有乡2、乡-38、20-1、乡-25（四、金-24，间接控制钻孔有乡-13、17-3孔。有13条线（、、5、2）2A级断点，10B级断点，1个C级断点。如图1-2所示，剖面上反映为T3波同相轴错断。此断层属，本区褶曲多分布在的中西部，呈近东西向展布，东部以略起伏的单斜为主，3km17-3、15-12、乡-5、17-3、H8钻孔控3kmH9、乡-41、乡-56、金-20钻孔控制。F44kmH6、乡-39、乡-14、乡-5817、18、19、21、22、23、36、9线8条线控制，控制可靠，北翼根据钻孔推测。含水（一）1．3该含水层为灰白色石英中~粗粒砂岩，含有泥质体或泥质条带，厚度0~41.95m，平均厚22.69m，为3煤顶板的直接充水裂隙含水层，砂岩裂隙不发育，仅乡-2孔在钻进中冲洗液漏失，据钻孔抽水试验资料（1-2，其富水性弱。1-2抽水资料汇总（度15 位获得侧向补给。从水化学成分分析，水交替作用缓慢，排泄条件差。北部金桥煤矿1311工作面材料道联络巷15煤顶板砂岩裂隙涌水量最大4.5m3/h，一采区探上山于2001年11月12日15煤顶板砂岩裂隙，涌水量最大7.5m3/h。说明富水性差。，16174.32~6.47m5.46m，是下10-6孔抽水试验资料（1-3，其富水性弱。，0.71g/L，说明迳流条件差，排泄不畅。表1- 抽水资料汇总（升/秒（度（克/升（二）砂。据金乡详查报告抽水资料（1-4，该段为弱的含水层段。表1- 抽水试验成果位 Ⅰ金桥水11-带带金桥平面上沉积不连续性加之水迳流条件差排泄不畅通钠离子含量高达0.18~0.48g/L，10.80~23.20m71.69m7-450.21~56.73%15-9、15-12两孔抽水资料(1-5)1-5抽水试验成果0.37~0.46g/L，V33.25~134.50m80.37m，岩性为各种粒度砂层及灰绿色薄层粘土。含据抽水资料（1-6，其富水性中等。1-6抽水试验成果离子含量0.31~0.55g/L，钠离子含量0.37~0.71g/L，说明水交替作用缓慢，迳流、排泄新生界下伏不同地质时代岩层，由于基岩露经历漫长的地质作用，形成厚度不等的20m8~10m。与下部基岩的水力联系。据金乡详查报告7-4、7-6二孔的分析研究，风化带平均厚度21.30m，泥岩占到风化带的70%多，风化裂隙虽然上部发育，但大部隙被充填，相互连通性较差。根据试验的泥岩渗透系数为0.001m/d，与Ⅰ含水层段混合抽水试验渗1.92~8.55m6.78m，裂隙较为发育多被方解石充填，局部见小溶洞，内有5孔在钻进中冲洗液漏失，在北部形成漏失区，漏失率7，该含水层上距3煤底板32.25～59.30m，平均厚度50.38m。根据GB12719-91GTs=P/M-Cp（CP16m）Ts在0.11～0.33百万帕/m之间在东北部及西部地段大于临界突水系数0.15百万帕/m。15煤底板间接充水岩溶裂隙含水层。据金桥煤矿资料，主井清撒斜巷三灰，1998年5月初始涌水量在80m3/h，现稳21m3/h15煤开采的主要充水水源。1-7抽水试验成果（度，内有18个钻孔奥陶系灰岩奥灰厚度大于50m的钻孔有3个，其余只有10-20多m，北部有3孔奥灰厚度较大，见表1-8。，表1-8表奥灰厚度内北部奥灰厚度奥陶系主要由石灰岩、白云质灰岩和泥灰岩组成，间夹泥岩，15-4、18-1、9-7有漏水见表1-9。F1断层以西，奥灰被松散层直接覆盖，埋藏浅，富水性较强；F1断层以东，奥灰埋藏深，富水性较弱。内奥灰埋藏深，只东南部奥灰被松散层直接覆盖，富水性较1-9抽水试验成果岩浆侵入活动对煤层的影（一）煤田南部，据钻孔有正长斑岩、辉绿岩、煌斑岩、闪长玢岩和石英斑岩等，侵入到石炭系、二叠系地层中，少量钻孔发现侵入到上统中，汶泗断层以北，汶上至宁阳间，有辉绿岩、闪长岩、二长岩等侵入在石炭系、二叠系和上统中；金乡煤田中岩浆（二）内岩浆岩的基本特根据航磁异常显示和钻孔资料，东南角的张集一带与西南角的马庙一带，沿岩体附近，岩浆岩沿断裂带和松软岩体侵入内。据钻孔资料，全共有21个钻孔岩浆岩，见岩浆岩钻孔情况统计表（表3-3-1）1-1021个见岩浆岩钻孔中，根据其岩性和分布范围，大体可划分D、E表示。A区：20-1、乡-38、H8、乡-404个孔控制，为石英斑岩，属酸性侵入体。20-1孔共4层，自C2b至C3t均有岩浆岩侵入，乡-40孔侵入C3t，乡-38孔和H8孔吞蚀3表1-10岩浆岩钻孔情况统计乡-1乡-216乡-13421流纹岩，十一下51516乡-1乡-13乡-113130.14m11323煤1辉绿岩（奥灰N2乡-1玄武岩（南2B区：由乡-56、乡-2、13-7、乡-53、13-9孔控制，据鉴定资料为闪长玢岩（乡-53辉绿斑岩疑原野外鉴定有误P1s中，13-9及乡-563煤C区：由金-24、乡-26、金-23孔控制，斜长岩，为中性侵入体，乡-26及金-24P1s3煤变薄并变为天然焦。D区：由乡-41、乡-42、22-53C3t22-515煤、16E区：位于中南部，由H6及乡-15孔控制，属基性岩区，乡-15孔侵入C3t层位H6P1s体（指张集岩体及马庙岩体）或通道越近，厚度越大，反之越小，(2)距离岩体越近，侵51-11。1-11岩浆岩侵入时期测定样品测定（百万年金-金-金-白垩～注：11-4孔为金桥内钻由以上，结合区域资料来看，岩浆活动最为时期为燕山晚期，岩浆岩晚期。相当于早中世的称为早期，发生在晚世至早白垩世的称中期；晚白垩世至形式产出。岩浆在上升和运移过程中，一些低的矿物首先结晶出来，随着岩浆温度岩浆活动与构造的关构造。本距张集岩体和马庙岩体较近，岩浆通过凫山、鱼山、嘉祥等大断裂侵入，通过断层带上升进入煤系地层中，如C区。斜长岩侵入体在金-23孔附近，岩浆岩厚度达44余m，侵入层位在太原组地层中，西北部的乡26孔42.9m，而到北部的金-24孔岩浆岩厚18.89m，层位亦上升到山西组中；BF3断层侵入，乡-5647.61m厚，13-9（三）乡-26孔即岩浆从3煤中穿过，将煤分为几个分层，并且大部分煤被吞蚀，残留的煤分层-61.89m3.75m则岩浆侵入煤层顶底板岩层中：一般对煤层影响较小，仅使煤层部分变焦。如金-40.58m1.42m3煤却变为焦化煤，22-5孔由于多层岩浆侵入，除直接受岩浆影响的煤变为天然焦外，其（四）接触变质带煤的变质程度随距岩浆岩的远近而呈规律性变化，Vdaf、Hdaf有规律的降天然焦变化，发热量急剧降低，碳含量增加，水分增大，胶质层厚度减少直至0，粘结性涌602001101日试生产，200215号煤，开采水平-830m。矿井涌水量随巷道长度及产量的增加86m3/h左右，矿井水的主要来源有：1515151515煤，顶板九灰只有2m左右，且发育不稳定，局部地段相变为砂岩、砂质泥岩，但仍以顶板淋水为主，采16煤主要充水含水层为十灰，十灰含水微弱，遇裂隙及岩溶发育时，涌水量有少量增加。由于内构造发育，开下组煤时奥灰有突水可能，建议疏水降压，提高隔采用水文地质比较法与北部的金桥矿资料进行比拟正常涌水量为86m3/h，99.7m3/h考虑。煤层及煤煤内大部可采和局部可采煤层共有3层，自上而下分别为3、15、16煤，现分层叙一、3位于山西组中下部，距山西组顶界平均约54m，距底界3.60m~28.25m，平均18m。上距下石盒子组顶界铝质泥岩（桃花泥岩）110m59m，全区见煤点28个，可采点26个，其中精查阶段有6个孔见3煤。另见沉缺点3个（22-5、乡-42、43，47，夹4-1-1，3煤层等厚线图。4个孔（金-24、乡-26、乡-56、13-9）343.3%3变薄而相变为泥岩砂质泥岩顶板砂岩在近煤层顶处常见到具塑性变形或状的泥细砂岩与泥岩互层平均10.76m东部老底常见硅质胶结的石英砂岩硬度极大板常见潮汐层理发育并经常见到底栖动物通道或扰动构造。总体而言，3煤为结构简单、厚度较稳定的大部可采煤层。二、15煤位于太原组中下部，上距八灰平均约11m；下距16煤31m，全区有13孔穿过，可采点9个，煤厚10~14m，平均厚度12m。煤层结构简单，一般不含矸石，顶板一般为深灰三、1626m47m，全16煤为不稳定的局部可采煤层，可采范围分布于中、东部煤1.34~1.38宏观煤岩特征：各煤层以亮煤为主，夹暗煤及丝炭条带，属半亮~半暗型煤。局部地3.60～49.8%1-12。镜煤最大反射率及变质程度：各煤层镜最大反射率在0.770~1.167%之间，变质程1-12煤岩鉴定结果汇有机组分无机组分最大反303033003000301-131-14311.62%本15煤原煤灰分变化在9.10~19.14%之间，平均15.28%。15煤原煤灰分变化在9.58~14.08%之间，平均11.64%。16煤原煤灰分变化在9.10~23.52%之间，平均17.14%。经-1.46.5%以下，属特低灰煤。1-13煤质情况一览%%Y%3原35.20-~浮28.27-35.93-原35.96-浮32.05-原34.88-~浮2.03-34.07-22.5-87-0.87-1-14煤质情况一览%%F%3原原原3SiO2、Al2O3为主，15、16SiO2、Al2O3、Fe2O3为主，CaO次之，其余成1-15。1-15煤灰成分汇总煤灰成分灰312灰熔融性：3ST1300℃，属高熔灰分外；15、163煤原煤全硫含量小于1%，属特低硫煤，硫分变化很小，这对炼焦用煤很有利。15煤平均2.19%，为中硫煤；16煤大于3%，为富硫煤。经-1.4密度液洗选后15、16煤降至磷3煤属低磷煤，15煤为特低磷煤，16氯30.027%，15、160.006~0.043%砷32ppm；158ppm；168ppmH1012ppm氟3、1517ppm、1ppm，但从整个金乡煤田资料看，含量较高。85%5.5%左右。见表1-16元素分析成果汇CdafHdafNdaf33、15、16Qb,daf35MJ/kg3、15、16Y25.9~37mm94~102A~G3，6以上，反映了煤具3Tar,ad0～9.20%之间，16Tar,ad1.21%1-171-17低温干馏试验结300B300D3A3D3A33按照GB5751-86，采用浮煤Vdaf、Y、G为主要指标来划分，本区3煤主要为1/3JM～FM，15FM，16QF～1/3JM。主采煤层的特155件，钻孔简选样均按正常取煤方法采取，煤芯采取率90～100%，平均96.8%，煤样重14.0～23.55㎏，平均2.98㎏/m。本次勘探在H9钻孔中采15煤简选样1个，煤层厚度12m，煤芯采取率100%，样品重量13.10kg，每m重3.40kgGB477-80GB478-805个样：+0.5mm各级中，3~0.5mm级产率最高，+13mm级产率最低。0.5mm级灰分最高，+13mm13～6mm1.04%,其余各级全0.8%1-18H915煤简选样：+0.5mm各级中，3~0.5mm级产率最高，6~3mm级产率最低。13~6mm级灰分最高，3~0.5mm13～6mm0.76%。1-19。1-18筛分试验结果% 1-19筛分试验结果% 从详查阶段15煤5个简选样浮沉试验平均结果看，见表5-3-3。按照“中国煤炭可选性评定标准（MT56-81，采用分选密度±0.110%0.15%1-20表1- 13～0.5mm级浮沉试验结果汇总%%累 分选密度%H9155-3-4。按照“中国煤炭可选性811.75kg/L90%，属优等，±0.15%1-21表1- 13～0.5mm级浮沉试验结果汇总%%累 分选密度%三、151-221-2215煤泥化实验结0.5mm重量10μm重量观A 主采煤层的特1510m~14m12m，煤层稳定，0～3层，一般1层，厚0.12m，属结构简单至较简单煤层。15号煤层主要为中灰、特低硫、低磷、高发热量、高灰份贫煤，仅在矿井西部边界部分为无烟煤。煤的热稳定性及对二氧化1-24，1-25所示。1-23煤层特征m31~3全90~21~3表1- 煤的热稳定0表1- 煤对的反15000其它有益矿精查勘探阶段未发现有工业价值的有益矿产资源，据以往采样化验成果及收料，1-26表1- 有益矿产样化验结果汇总G27表1- 微量元素及放射性元素化验结果汇总U30-12从金乡详查资料看，各煤层的瓦斯（CH4）含量和成分最高分别为0.94ml/g,daf74.5%。CO21.24ml/g,daf53.54%。从本区北邻的金桥煤矿生产资料看，CH41%表1- 瓦斯成份及含量汇总瓦斯成份瓦斯含量33333003000013121351本3、16、17煤的CH4含量最高为0.41ml/g,daf，CH4成分最高为17.77%。在瓦N2为主，CH47-2-1。和区域资料相符。二、煤尘、煤的自29，3表1-29煤尘试验结果汇总火焰长度加岩粉量有无35有3有3无3无17-3有3有有有3有金桥煤矿生产资料，15煤为二类自燃。本燃点试验结果表明，各煤层的自燃倾向等级为Ⅲ~Ⅳ级（见表1-30，即属不自1-30煤的燃点试验结果汇总燃点ⅢⅢⅢⅢ6ⅣⅢ5Ⅳ3Ⅳ3Ⅱ2.53℃／100ｍ3.43℃／100ｍ2.77℃／100ｍ。15表1- 测温成果`地温梯 15572.881067.36m30.2℃～40.07-3-115煤等温线受断层控制比较明显，F330.20～34.70˚C（13-7、13-9H9孔，为一级热害区；F337.00～38.80˚C,H1140.00˚C，1537.00～40.00˚C2境界和储境境金乡煤田花园位于山东省济宁市金乡县，范围以东径116º14′15″至116º22′0035º02′0035º04′4553.7km2F2断层为界，F22FD11断层为界。东西长约5.3km2.8km13.97km2工业储构造类矿井工业储量计ZZmF/cos12 (2-Z————13——13号煤层面积 ——13号煤容重，t/m3；m=7.50mF=13.97km2=1.4t/m3，将其代入（2-1） (2-Z1.510460%706300Z1.510430%703150万吨Z2m111.510460%30%2700万吨Z2m221.510430%301350ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22ZK6331.52713.515010%0.85Zg——矿井工业储量Z122b——控制的经济的资源量，Mt；Z2m11——探明的边际经济的资源量，Mt；Z2m22——控制的边际经济的资源量，Mt；k——度系数，取0.85矿井设计储煤柱损失

pLbMr/p——L——b——30mr——M————

（2-综 边界煤柱损失量为

15815301.47.5cos12。5mF20-50°0～50m，由于矿井涌水50m50m

(25793011501.47.5cos12=6Mt2-22-2保护煤柱损失损失量（ 综合以上计算，保护煤柱损失量矿井设计储矿井设计储量按下式计算ZsZg式中

（2-Zs——Zg——ZsZgp1147.7510.98136.77矿井可采储矿井设可采储量为矿井设计储量减去工业场地和主要井巷煤柱煤量后乘以采区回采率后得到的储量。工业广场保护煤柱煤2-3。表2-3工业广场占地面积指标井型占地面积指标2.41.5Mt/a2-318=1.8105m2。故设计工业广场的尺寸为425425m的矩形，面积为1.8105m2工业广场位置处的煤层的平均倾角为12°，工业广场的中心处在储量，倾向1417条规定工业广场属于Ⅱ15m宽的围护带。2-42-4地质条件、冲积层及岩层移-2-2所示：

p广场——S——

（2-r——1.4M——煤层平均厚度，mp1.147.51.4主要井巷保护煤柱煤

图2-2工业广场压煤计算示意由于矿井设计开采结束时要对大巷煤柱进行回收，因此大巷保护煤柱不计入煤柱矿井可采储矿井的可采储量Zk

Zk(ZsP2)

（2-ZK——Zs——P2——工业广场及主要井巷煤柱煤量4#0.85。矿井工作制16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修。矿井设计生产能力及服务年确定依2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市，交通（公路、水运，用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；矿井设计生产能本矿井范围内煤层赋存简单，地质条件较好，首采煤层平均厚度7.5m，煤层平1.5Mt/a。矿井服务年矿井可采储量ZkA和矿井服务年限TTZKAKT——

（3-Zk——A——设计生产能力，1.5K——1.42.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井1.3。3-1T124.971.51.459.50a井型校按矿井的实际煤层开采能力，能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核15#7.5m2～17°“一矿一井一面”一个综采工作面来满足生产能力要求。6~12个月，因自燃发火期很长，所以不需要采取特殊防范措施。考2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相3-1。表3-1我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年万ta600————25°1.2～2.4Mt/a时，矿井设计服50a30a。59.50a，符合《规范》的规定。4开4.1开拓的基本问部署是对内各开采煤层的开采方法和顺序做出总体性的安排。的开拓解决的是矿井全局性的生产建设问题，是矿井开采的部署。合理的开拓方式需要对技术可行的几确定矿井开采程序，做好开采水平的合理确定矿井通风、及供电系统（1）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。加快矿井建设。必须执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态。确定井筒形式、数目、位置及坐陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁山部分储量大致能满足同类井型水平②斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的；主提升胶带化有相发生透水事故等，可迅速从井筒。缺点是：斜井井筒长，提升深度有限，辅助提③立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相均特别复杂的，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复根据该矿井的地质条件，煤层埋藏较深，最浅的地方有400m，最深的地方达到800m15°以下，属于缓倾斜煤层。矿井水文地质条件简较深，如果用斜井开拓不仅斜井过长，而且会造成距离和通风路线过长，经济上不合利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要大巷的布置，受崖崩滑坡和洪水f.g.水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理②井筒沿方向的有利位本形状规则，储量分布均匀，井筒的有利位置应在的储量，以形成两翼储量比较均匀的双翼，可以使的井下工作量最小，费用最小，③井筒沿倾斜方向的有利位本中部储量分布均匀,井筒的有利位置应在倾向的储量，可以使倾向的井下工作量最小，费用最小，通风网路较短，通风阻力小。工业场地保护煤柱可以包含井筒保护煤柱，并且保证井筒在的，倾向的储量13#下部的岩层，井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路线。为了便于地面系统间互相联接，以及修筑铁路线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大线短，，2270051000；2280051000工业场地的位18公顷。设计工业广场的尺寸为425425m的矩形，面积为1.8105m2。工业场地的位4-1所示。图4-1工业广场布置示开采水平的确定及带区、采区的划本主采煤层为15#煤层，其他煤层不采，设计15#煤层。在各个煤层中，煤层倾角只有在靠近东翼部才达到15°，而其余部分煤层倾角都在12左右，南、北部倾角很小，大部分在5左右，为近水平煤层。内煤层标高落差为-600～-950m，为350m200～350m200～350m400～700m拓。主要开拓巷大巷布置在15#煤层的底板岩层中，距离煤层底板0～30m，大巷东置开拓方案比4-2～4-5所示。方案一：主副井都采用立井，立井单水平上下山开拓。在靠近中部位置15#煤层1430m4-2所示。方案二：主副井都采用立井，立井延伸至二水平开拓。在靠近中部位置15#煤层的底板岩层中沿东置两条-900m水平岩层大巷，大巷布置方式、首采面的位置都与方4-3所示。方案三：主副井都采用立井，单水平带区开拓。在靠近中部位置15#煤层的底板4-4所示。4-5所示。围不大，采用并列式通风在技术上可行。因此，四种方案都采用副井进风，中央风井回风的并列式通风方式。前期通风比较容易，后期通风相对来说较方案一和方案二均是把分为南二带区、南四带区、南六采区，北一带区和北三带4-方案一：-900水平，一水平上下山开

4-3二水平-900、1020两水平上山开拓，立井-

4-4900水平、单水平带区开

图4-5方案四：-900、1020两水平带区开拓，暗斜井延三，主要考虑地质简单倾角小，节省了生产费用；提出方案四是在方案三的基础上考4-1～4-4表4-1方案一立井单水平上下山开拓费用计算（元（万元（万元基建费用（万元（万元（距离时间服务年限（年（距离费用（万元4-2方案二立井两水平上山开拓费用计算（元（万元（万元（万元（万元（（年（元（费用（万元4-3方案三立井单水平带区开拓费用计算数量（元（万元（万元（万元（万元（年（元（（元费用（万元表4-4方案四立井两水平带区集中巷开拓费用计算数量（元（万元（万元（万元（万元（（元（元（（元费用（万元4-5、4-6表4-5方案一立井单水平上下山开拓详细费用计算（元（万元（万元（万元（万元（（元（距离（元（距离（元（距离（元服务年限（年（元费用（万元表4-6方案三立井单水平带区开拓详细费用计（元（万元（万元（万元（（元（万元时间（年（元费用（万元4-74-7方案一、方案三经济比较 费用（万元百分比费用（万元百分比0000由表4-7知，两种方案详细经济总费用方案三比方案一低17.7%,并且方案三的生产经矿井基本巷井6.0m28.27m²36.32m46.56m²16t400mm850mm。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通迅4-64-7。4-6主井井筒断面4-7主井井筒特征1.516t7.2m40.71m²，井筒内装备1.5t双层四车带平衡锤罐笼，井壁采用混凝土支护方式，井筒主要用于提料、运人、4-7所示4-7副井井筒断面4-8副井井筒特征1.5t双层四车带平衡锤罐6.0m，净断面积为28.27m2，风井在工业广4-8风井井筒断面4-9风井井筒特征井底车11

1--主 2-副井3-风井4-井底煤仓5-煤仓6-大巷7-轨道大8-胶带机1-等候室12-材料4-9井底车场平面布车场；大巷辅助采用架线电机车牵引矿车，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斜巷将大巷和井底煤仓相连，保证煤的连续。对于采用固定式矿车作为辅助的大中型矿井，副井空、重车线的长度应为1.5列车长。辅助采用MG1.7-6A型1.5t固定厢式矿车，尺寸2400×1050×1200mmZK14-6/550-4副井提升矸石，材料，为使其长度留有调整的余地，并考虑出矸工作不均匀、不1.5列矿车长度。这就要求副井空、重车线的长度应1.5L79.35m。L副空煤仓直径为8m，有效的装煤高度为30m，经计算煤仓容量为1000t，胶带输送机的能力为2000t/h，主井提升能力为1200t/h，两者之差为800t/h，故主井井底煤仓的设置有利于0Q99.780QSQ——S——L——水仓长度，620m

(4-则：Q8.8620由以上计算可知： ，因此，设计的水仓容量满足要求大胶带大巷断面如图4-10所示，巷道特征见表4-10，每米材料消耗量见表4-11；轨道运4-114-124-13。4-10表4-10辅助大巷巷道特征断面设计净岩外露长度排列方排间距长度直径顶帮顶帮顶帮800800药卷数粉刷岩图4-11大巷断面表4-12大巷巷道特征断面设计净宽度高度岩外露长度排间距长度直径顶帮顶帮顶帮800800表4-13大巷每米工程量及材料消耗围岩药卷数/顶岩5准备方式—煤层地质特带区位设计首采带区（北三带区）位于北翼，大巷的北侧带区煤层特157.35~7.75m,7.50m.煤层结构简单,少有夹矸,煤并对煤层有冲刷作用,1.4t/m3。51d，应属有自燃发火倾向煤层；15#煤垂向埋深为572.88至1067.36m，温度为30.2℃～40.0℃,15煤等温线受断层控制比较明显，F337.00～38.80˚C,H1140.00˚C15煤地37.00～40.00˚C之间，为二级热害区。煤层顶底板岩石构造情人行下山沿煤层掘进。净断面7m2，采空煤厚1.5m左右（已被充填压实煤层倾角12°。在掘进中，0.5m的伪顶炭质泥岩随即冒落；1.0m左右的直接顶板深灰色砂质泥岩右，沿宽度4-5m，沿倾斜方向近10m。在别的巷道及石门中，掘进时也有类似冒顶情水文地99.7m3/h主要来源有15煤顶板砂岩裂隙突水主井清撒斜巷三灰突水以及工作面回采老塘注浆用水等,无淋水情况。地质构煤层倾角平均带区巷道布置及生产系带区准备方式的确助问题因此确定选用带区准备方式以下对带区巷道布置及生产系统进行详细说明带区巷道布本矿井设计采巷掘进方式，两条巷道之间留设20m保护煤柱，掘进时煤炭的运输采用刮板输送机和胶带输送机，采用矿车辅助，因此需要每隔100m布置一个联络100m的联络巷要进行密闭，保证掘进头的全风压区，长度平均2000m，倾向长度平均1630m首采工作面长度160米。其余带区工作面160m10m190m。50%计算。，带区内各工作面采用U型后退式通风系统简单，漏风小。南翼带区生产时，新，带区内各分带的斜巷铺设B1400mm的胶带输送机，煤炭到大巷胶5-1带区生产系工作面15301工作面斜巷带区煤仓大巷胶带输送机斜井底煤仓主井地辅助系地面副井罐笼井底车场轨道大巷带区材料车场分带运料工作15301工作面的路线为副井井底车场轨道大巷进风行人斜巷15301工作面斜巷工作面15301工作面运料斜巷15301工作面回风斜巷大巷风井5-2供电：地面变电站副井 变电所轨道大巷分带运料斜巷工面处设置两台125D-60×3水泵一台使用一台备用在井底水泵房设置两台D450-60×9工作面分带运料斜巷轨道大巷井底水仓副井地花花园煤矿带区巷道布置平面北三带2122015带区内巷道掘进方

5-1首采带区巷道带区内所有工作面斜巷均沿煤层底板掘进，采用综掘机，并配备胶带输送机和SGZ880/800100m掘联络巷进行贯通。5-3所示。带区生产能力及采出(1）A0=L×V0×M×γ×C0+ （5-L——工作面长度，m；160mM——割煤厚度，m；3mM0γ——煤层容重，1.4t/m3；万工作面采出率=工作面实际采出煤量/ （5-k1——带区掘进出煤系数，取为k2——1k21；则：AB=1.1×1×148.7=163.6×104t/a>150×104t/a1.5Mt/a，带区生产能1.64Mt/a，因此能满足矿井的产量要求。工作面回采中有落煤损失，约占3%；带区内区段煤柱不可回收部分损失，因此带区实际带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量100% 北三带区工业储量为：2769.5万t北三带区煤炭损失量为：389.5+123.4=512.9根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）0.75，中厚煤层带区车场选型设分带斜巷和大巷均采用胶带输送机运煤，斜巷胶带输送机与带区煤仓搭接，由于带区辅助采用矿车故带区设有材料车场带区材料车场如图5-3所示。40m求。5-3首采带区材料车场示意车即可满足要求。由于范围不大，井底变电所至首采带区的供电系统电路压降小，因此不布置采煤工艺方带区煤层特征及地质条1397.357.65m7.5m1.34~1.381.4t/m3绝对涌出量为1.20～5.43m3/in相对涌出量为0.45～2.64m3/t尘有性据51d4~5m22.52m软，易破碎塌陷。底板主要岩性为烟灰~灰褐色泥质粉砂岩、砂质泥岩，致密块状，全区99.7m3/h。确定采煤工艺方、防水和处理各种事故的系统和措施。正确确定和安排采煤工艺过程，切实防止冒顶、、出适应各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方93.97%矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。38m3m，有利于实现高回采工作面参160m1950m7.5m3m4m宽，3m20m煤柱；100m6-1。4505t×3.0m （6-

4505t×4.5m （6- P152K之间，K采煤机的功率=采煤机小时生产能力 （6-回采工作面破煤、装煤方入溜槽结合矿上实际使用情况工作面选用太原矿山机器生产的采煤机，三一重型装备生产的Z.1000/2×700型刮板输送机。双向割煤法，6-3、6-41.采煤机中部斜切进刀单向割煤跑空刀和采煤机端部斜切进刀双向割煤方式的各自优6-26-1工作面配套设刮板单体支表6- 进刀方式比较 效均匀煤量；顶板；、有效顶板达到0.865m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40m（6-1所示）A-A-A 2A-AA2A-AA2A-A26-1采煤机斜切进刀示意表6- 采煤机技术特A项目 型号采高m截深mmV°量t工作面主设备1.2选用SGZ.1000/2×700型溜槽刮板机，其主要技术参数为表6- 刮板输送机技术特 型三一重型装备mm2×26×92.Va.机的能力应大于工作面输送机的能力（一般为1.2倍，它的溜槽宽度或b.机的机型，应尽量与工作面输送机的机型一致，便于日常及配件管理选用SZZ/100/200型刮板机，其主要技术参数为表6- 刮板机技术特 型m°Vt胶带输送机选型原则：送机的能力要大于机的生产能力，一般应为1.2倍；传动装置优先采BBA1250.1200表6- 区段平巷胶带输送机技术特项单型Vm带况的需要；破碎机的结构应与所选机结构尺寸相适应；破碎机与其安装位置相适应6-7表6- PCM160型破碎机技术特征电vt配套机型回采工作面支护方回采工作面支护采用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，选用郑州煤机厂生产的双柱掩护式支架及其相配套的端头支3107313支架技术特征如后文所述。6m13m，周期来压步距8m。支撑掩护式支架具有支撑能力大，切顶能力强，支撑效率高的特点，因此，设计决定采用支撑掩护式放顶煤采技术与放顶煤支架》一节说明，工作面阻力可按支撑顶煤和跨落带岩重计算，并乘P=K[La(rhLZ+∑r1ih1iL1Ki)cosa] 式中：K——1.5～2.01.8；r——1.4t/m3；h——放煤厚度，4.5m；LZr1i——i层老顶分层及附加岩层容重，8h1i——i1.40m、12.9m；L1Ki——i6m、18m；P根据“三机”ZFS6200/18/356200kN，经演算，P80%，初撑力也满足要求。ZFS6200/18/35型放顶煤6.8。 （6- （6-Mmin、Mmax——Hmin、Hmax——S2——支架的顶梁尾端最大下沉量其值为：S2=d×Mmax×R2d——的顶板下沉量，其值为：S1=d×Mmin×R1；a——支架前移时的可缩余量,（Mmin3m）S1=0.025×3×1.972=0.148m 表6- 支架技术特 mmmmt 结合矿上实际情况，工作面支架支护强度按工作面最大采高的八倍进行计算， （6-F＝8×3×2.1×103×9.8×9.056200kN8倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由MRB160/31.5A型1台。液泵压力设计31.5MPa。架一般滞后煤机后滚筒3～5架进行，顶板破碎时紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架。0.8m。并且可随采煤机割煤行走位置的变化来控制全工作面各支架依次动作，实3架自动收回5组支架。推移前部机量可调定15～20m25m，0.8m。拉后部机拉后部机单向顺序进行，且滞后放煤口15～20m进行，步距0.8m。综放面的顶煤厚5m，根据放煤经验，顶煤随移架会有部分自动放出，因此采用单轮0.8m0.8m。顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架并打出护帮板；放煤口数量确定：按后部机能工作面端头支护及超前支护方端头是工作面与斜巷的交接处，度大，断面大，支承压力在此集中，变形量。上下平巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。其支护型式为自移式端头支架。根据支架选型要求及设计的特点，选用ZT7500/22/406-96-9端头支架主要技术特征见mmmt工作面超前支护采用DZ35型单体支柱加钢梁进行超前支护DZ35单体支柱6.10。辅助斜巷的超前支30m0.2m2.3m30m1m0.2m1.0m1m②胶带斜巷的超前支表6-10DZ35型单体支柱技术特征 作阻单 30m0.2m1.7m30m1m0.2m1.3m1m①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10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.7m50m70m以外。各工艺过程注意事0.8m6-11在各点落煤处加设缓冲装置表6- 综放面工序质量要求一览0.8m②④①最大仰俯角＜±7°1.5±0.1m接机刮板输送机与②链轮中心与机刮板面高度为推拉2m/min机组要掌握好采高,严禁割底割顶停机时及时停水,各级机严格把关,杂物(板皮、木料)进入运煤系统顶板及矿压观测措工作面及采区巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架并且工33台端头支架，其滞后普通支架一个循环，25m段是压力集中区，特制订以下管理措施。端头支架底座严禁钻底以防压住推移杆使机和工作面刮板输送机机头推移当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚。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，抬板梁时必须手拖住板回采工作面正规循环作6-12劳动组织配备3339采煤机2226输送机11机泵站胶带机328工33281102220411322153m4.5m10m随巷道顶底板平0.8m。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“三八”制作业（一个班检修，两个班生产均执行现场交制，每班有效工时为八个小时,24个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤6.12。Q1＝ （6-Q2＝ （6-Q＝Q1+ （6-式中：Q1——割一刀煤产量，t；L1——3.0mP——煤的容重，1.4t／m3；则：Q1=160×0.8×3.0×1.40×0.97=521.5tQ2循环产量：QQ1Q2=521.5+604.81126.3Q×日循环数=1126.3×495% 式中：9/8——替休息数；在册人数工作面工人效率=工作面日产量/在册人 （6-=4505.2/85=53.0t/材料费（C3）7元/吨（10工资费230元/ （6-工作面设备折旧费3%计算；7

原始价格残值清理费服务年限330产量

（6-4505.2吨/天计算。根据矿上的实际情况取14.5（元/吨。8000KW1.5小时代入得：吨煤照明用电消耗=400×1.5/1126.3=0.53KWh0.50元则：吨煤电力费=0.50×（9.59＋0.53）=5.06（元/吨6-13。表6-13工作面主要技术经济指1m2m334m5t6个47t896%0图图-2正规循环作业图回采巷道布回采巷道布置方20m10m回采巷道参5.0m3.5m17.5m2。M2220#—M22—2400。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Z2360（后放28mm1300mm。Ф16—4800—100—6。150×150×8mm30度角，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，规格型号斜巷和运料斜巷均采用锚杆布置：锚杆排距1m6800mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮为K2335（先放，两支规格为Z2360（后放。锚索矩形布置，每排2根，排距2m，间2m。锚杆形式和规格：斜巷煤柱侧为Ф18mm圆钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M20,规格型号为Ф18—M20—2000；工作面一侧煤帮为Ф18mm玻璃钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M16,Ф18—M16—2000。托盘：采用拱形高强度托盘,规格为120×120×6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为200×300×50mm30度，其余的与巷帮垂直。网片规格：斜巷两侧挂铁丝编织金属网护帮,规格型号：50×50mm、3.2×1.1m帮支护最大滞后顶支护为3m，严禁空帮支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支锚Φ15.24- 锚Φ15.24- 树脂锚Φ20-M22-树脂锚Φ18-M20-550550图6-3斜巷550550锚Φ15.24- 树脂锚Φ15.24- 树脂锚Φ20-M22-树脂锚Φ18-M20-550550井下概井下设计对井下煤炭、矸石、材料、设备及等的作统筹安排，方式井下设计的原始条件和数1.2.3.12°（平均4.5.2.1t/6.7.煤尘的指18％，具有矿井系工作面→分带斜巷→带区煤仓→胶带大巷→主石门→井底煤仓→主副井→井底车场→辅助石门→轨道大巷→绞车房→分带轨道斜巷→工作工作面→分带轨道斜巷→绞车房→轨道大巷→辅助石门→井底车场→副井井下系统如图7.1所示。煤炭方式和设备的选煤炭方式的选大中型矿井的采区要积极采用连续化，发展重载下运带式输送机。辅助要采用高效能、适应性强、单机服务范围广的设备，减少环节逐步发展集装箱，逐步实现矿井辅助的机械化和连续化。选择矿井方式和设备应符合以下原则必须考虑矿井开拓系统状况，并与系统规划，注意上下环节能力的配合，以及局部与总体的。必须做到井上下两个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；为缓和井上下两个环节的生产不均匀性或不连续，要采区2122262015图7.1井 系统系统尽量简化，注意尽量减 的次数必须使设备的、安装和检修方便运行安全可靠，工作条件舒适并考虑必须在决定主要的同时考虑辅助是否合理经济采区煤炭设备选型及验工作面设备配套选型见表7-1。表7-1工作面设备配套选型机7-27-7-2工作面刮板输送机技术特征 型三一重型装备mm2×26×92.V表7-3机技术特征 型m°Vt7-4破碎机技术特征电vt配套机型表7-5区段巷胶带输送机技术特征项单型Vm带（2）能力验，采煤工作面最大出煤能力为320t/h，工作面刮板输送机生产能力为2000t/h t/ht/h带区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，因此，，7.2.3大巷设备选设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，大巷采用带式输送机运煤，其能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应，采区设缓冲煤仓，回采工作面平巷带式输送机和掘进面带式输送机同时直接和采区直接装载到大巷带式输送机。大巷带式输送机承担全矿年产1.5Mt煤炭的任务，属大运量、长运距的大型输送机。大巷装备一台B=1200mm，v=3.0m/s的可伸缩带式输3000t/h7-6。7-6大巷带式输送机技术特 mmm外形尺寸(宽×高电功t辅助方式和设备选采区辅助设备的选型与设157-7，7-8。表7- 采区提升绞JTP.1.2×1.0个1mmmmm12电转表7- 1.5吨固定厢式矿项型容tt轨轴质轨道大巷设备选矿车。架线电机车式选用电机车选用ZK10.6/550直流架线式电机车，其尺寸为4500×1060×15507-9。表7- 直流架线式电机项型T轨m7N最牵引电型V台21lZ

PPZ(GG)(i

(7-G——矿车载重量，1500kg；G0z——ip——平均坡度，3‰；Z——一列矿车个数，15个；

0.0553.121000015(1500lZ100000.151000015(1500718)(0.0130.003)11.8152T1000LZ1000L

(7- VZ——重车组的运行速度T10001.210001.21560 60b （7-式中：tb——电机车每班工作小时数n608每 货载所需列车次数

19nk1k2Ab

（7-K2——0.01；Ab——矿井每班运煤量，5115t；Z——车组中矿车个数，15个；n1.250.014502

4当主要行巷的水平距离大于1.5km时上下班要用车辆运送，每班运按一次考虑，则上下班共计两次，当运距小于1.5km时不用车辆运送，北三带区离井底车场大约1200m则运送的车辆nr=0。每 的总次数n0nkn040

（7-

N

（7-式中：N0——工作电机车台数N0——每班列车总次数，4次4n——一台电机车在一个班内可能往返的次数，194

N0

NN0式中：N0——工作电机车台数，1Nb25％N0≥1N11

（7-2矿井提升概1.5Mt/a59.50330内瓦斯含量普遍较低，一般小于1.732m3/t；煤尘的性和自然发火性矿井开拓方式为立井单水平带区开拓：水平标高-900m3径6.5m，净断面积33.18m2，支护厚度450mm，掘进断面44.18m2，957m；副立井mm2m（16t1t矿车双层四车窄罐笼和一个1t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤提升设备、、材料和矸石。主副井提主井提1.5Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主井双箕斗提升至地面，装JKM.2.5/6（Ⅱ，600t/h8-1。8-1箕斗技术参 型.tmt表8-2多绳摩擦式提升机技术特征 型号—mm3m数量条4间距m8-3钢丝绳技术特征 型号—中心大小N/N•mm钢丝破断拉力总和（不小于—20m996t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主井提升可以满足瞬时最大出煤的任务。副井提升设备选根据矿井掘出矸石量为39t/h，同时下井的最多人数为70人。选择罐笼型号为GDG1/6/4K，式多绳摩擦提升机型号为JKM.2.25×4（Ⅱ）A，钢丝绳等具体参数见表8-4罐笼技术参数 型号——型号—车数辆4人t根2数量根4直径表8-5多绳摩擦提升机技术特征 型号—mmm数量条4间距m8-6钢丝绳技术特征 型号—6×19股（1+6+12）钢丝/N•mm钢丝破断拉力总和（不小于—表8-7井上固定天轮的基本参 型—NN总N矿井概况、开拓方式及开采方矿井地质概屯留位于太行山中段西侧，长治盆地西部，矿区内地势较平坦，高低起伏不大，地面平均标高为+37m，区内最大相对高差15m，可采储量为125.0Mt，矿井设计年产1.5Mt59.5a。15号煤层。15号煤层为稳定—较稳定、结构简单的厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在6°～18°，平均12°，容重为1.4t/m3，硬度为1~6；采区的相对瓦斯涌出量为1.732m3/t，绝对瓦斯涌出量为6.866m3/min，该带区属于低瓦斯带区。本煤层具有煤尘性，无自燃发火倾向。最大长度为5.454km，最小长度3.868km3.324km1.948km13.97km2。开拓方分别为：北一带区、南二带区、北三带区、南四带区和南六采区。首采北三带区位于开采方带区内布置一个综采工作面保产，工作面长度160m，同时布置一准备面，根据通风害气体的保护煤柱。综采工作面生产能力为4505t/d，推进度为3.2m，采煤机选用MGTY400/930.3.3D0.8m4刀。变电所、充电硐室、，井下大巷采用矿车辅助，采用胶带输送机主要。井底车场设变电所、充电硐室，带区内不再设置变电所由井底车场库提供。以上各硐室均需独立通风，工作制、人4008055矿井通风系统的确矿井通风系统的基本要矿井通风方式的选9-1。9-1通风方式比初期投资较少，出煤较多，工业场地布置集中，广场保风系统铺设防尘洒水管路系风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比并列通风路线短，风路较长，风阻较大，采空区漏风较稍大，后期费用大建井期限略长，有井筒数目多基煤层倾角大、埋藏深，但长度并不大，而且瓦斯、煤层较大（超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浅，或因地表大，无法开掘浅部的总回风若采用并列式因为矿井采用带区布置这样可以尽早构成风路少掘开拓巷道。缺点是就后期生产的通风系统而言，通风阻力不断增大，通风难度增大。但是本范围较小，平均长度大约5km，后期通风应能满足要求；在本矿井的条件下分列式对于并列式并无优势并且需要多开掘一个风井，又考虑到范围不大，长度较小。为了尽快出煤，减少初期投资，节省风井保护煤柱，同时考虑到矿井通风系统选择的原则，本矿井采用并列式通风，副井进风，中矿井主要通风机工作方式的选抽出式主要通风机使井下处于负压状态，当一旦主要通