采矿08-3设计说明书1矿区概述及地质特征

一般部矿区概述及地质特 地理位置与交 自然地 交通条 水源条 电源与通信条 主要建材供应条 地质特 地层及构 水文地 煤层特 煤层条 开采技术条 境界与储 境 境界及划 面 矿井工业储 储量计算基 矿井地质储量计 矿井工业储量计 矿井可采储 边界保护煤 工业广场煤 风井保护煤 大巷保护煤 矿井可采储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 确定依 矿井设计生产能 矿井服务年 井型校 4开 开拓的基本问 确定井筒形式、数目、位置及坐 工业场地的位 开采水平的确定及盘区划 主要开拓巷 开拓方案比 矿井基本巷 井 井底车场及硐 主要开拓巷 准备方式——盘区巷道布 煤层地质特 煤层埋藏条 煤质特 煤层顶、底板条 煤层的含瓦斯特 水文地地质特 地质构 煤尘的性和自然发火 盘区巷道布置及生产系 首采盘区的概 采煤方法及工作面长度的确 巷道的布 生产系 盘区生产能力及采出 盘区车场及主要硐 盘区下部车场设 盘区主要硐 采煤方 采煤工艺方 盘区煤层特征及地质条 确定采煤工艺方 回采工作面参数的确 回采工作面破煤、装煤方 回采工作面支护方 端头支护及超前支护方 工作面快速搬家技 各工艺过程注意事 回采工作面正规循环作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道支护参 巷道掘进断面与支护方 掘进工作面个数及掘进设 井下...................................................................................................................................概 井下的原始数 井下系 煤炭方式和设备选 煤炭方式选 盘区煤炭设备选型及验 煤炭大巷设备选型及验 辅助方式和设备选 选择无轨胶轮 设备选 矿井提 矿井提升的原始数据和条 主副斜硐提 主斜井提 副斜硐提 矿井通风及安 矿井通风系统选 矿井概 矿井通风系统的基本要 矿井通风方式的确 主要通风机工作方式选 盘区通风系统的要 工作面通风方式的选 回采工作面进回风巷道的布 盘区及全矿所需风 采煤工作面实际需要风 备用面需风量的计 掘进工作面需风 硐室需风 其它巷道所需风 矿井总风量计 风量分 矿井通风总阻力计 矿井通风总阻力计算原 确定矿井通风容易和时 矿井最路 矿井通风阻力计 矿井通风总阻 两个时期的矿井总风阻和总等积 选择矿井通风设 选择主要通风 电动机选 防止特殊的安全措 瓦斯管理措 煤尘的防 预防井下火灾的措 防水措 设计矿井基本技术经济指 参考文 专题部浅析大采高综采面矿压显现特征与控 翻译部英文原 中文译 致 矿区概述及地质特矿井概地理位置与交南 两县交界处的黄羊城北侧，行政区划隶北侧，行政区划隶 县老高川乡管辖。南梁煤矿的交通位置见图1.1图1. 自然地本位于毛乌素沙漠东南缘与陕北黄土高原北端的接壤地带，区内为典型的黄土地陵沟壑区，地形复杂，沟壑，坎陡沟深，地表侵蚀强烈。地势总体呈中部高而南北低，最高处位于神树梁，海拔高程为.2m，最低处位于西北界的白火盘，海拔高程.38m。交通条西（安）---包（头）铁路、210国道西（安）－包（头）公路从本西侧通过，（木北）－朔（州）铁路以及府店一级公路均从南缘黄羊城沟内通过，紧邻矿井工黄羊城车站分别距离矿井工业场地15km和9km。而直达我国东部及出海港口的（州）－黄（骅）铁路、黄骅港煤码头均已投入使用，矿井交通状况良好水源条51846m3/d，可作为矿井供水水源。40m3/h60m3/h。井下排水经电源与通信条500m35/10kV变电站，作为矿井目前的主供电矿井通信可利用神木县店塔镇或利用县老高川乡在该地区的 系。另外，中国移动、中国的通信网络已覆盖本矿，对外联系十分方便。主要建材供应条地质特地层及构部。中生代后期，受燕山运动影响，陕北区域东部抬升，地层强烈剥蚀，从而使地本除南部沿各支沟有基岩零星出露外，大部被第四系覆盖。地层由老到新（T3y（J1f2y、第三系上新统三趾马组（N2）及第四系松散层（Q三叠系上统永坪组为含煤地层沉积基底，内无出露，仅有少数钻孔至该组顶部，岩性为一套80～200m。侏罗系下统富县组20m左右，岩性以浅灰、灰白色中～粗粒长石石英砂岩为主，夹侏罗系中统组（J1-为含煤地层，假整合于三叠系上统永坪组或连续沉积于侏罗系下统富县组之上。因后期剥蚀，残存厚度变化较大。一般厚152.45m～293.36m，平均厚236.03第三系上新统三趾马组三趾马红土广布全区，以阴梁～0～69.80m39.95m第四系松散层及河砾石；在梁峁为黄土耕作层，下部为土黄色亚粘土。全层厚度0～57.71m，一般30m左右。造。属新民区向斜构造南翼（即黄羊城向斜）的一部分，总体受其格架控制，地层NE，NW，1～2度。无岩浆活动，未发现较大的断裂和褶曲，构造堪属简单。目前，未发现较大的断裂构造。1.2地层单 柱

煤层柱状 煤 煤层厚 最小～最第四第三

编1-1-

一

河流冲击层：分步于琵琶沟、小板兔川，厚度在0～风积沙：浅黄色，以粉细砂岩为主。浅灰黄色亚砂土，块状、层理、垂直节理发育底部有一层厚度为2.50米的砾石层。砾石成份主要为钙质结核综红色、浅红色粘土及亚粘土，含钙质结核，形似水平，5米左右的半胶结状的砾石层。 白色的中粒长石石英砂岩为主夹少量的粉砂岩及泥岩薄层中部由浅灰的细砂岩及粉砂岩、泥岩及煤层组成。上部为灰白色中～粗粒砂岩组成。本段地层含1号煤组，其中1 侧向及垂直风化。1-1煤层分布面积较小为零星可采煤层。- 中

化石，中下部为灰白色的细～片化石。2-2煤层位于其顶部，除 全区可采，厚度平均2煤层。罗系-系3 安组

本段岩层下部以细～中粒砂岩为主，夹粉砂岩及砂质泥有细砂岩薄层和煤线，含大量植物叶茎碎片化石，3-1位于其顶部，属中厚煤层，全区可采，含1～4层夹本段岩层下部以细～中上部以灰～深灰色粉砂岩、泥岩和细砂岩为主，并呈互层状产出。砂岩以石英长石为主要成份，中粒砂岩板状交错及小型交错层理发育。细粒砂岩，微斜层理，砂纹层理发育。粉砂岩及泥岩中，水平层理及波状层理发育，含大量植物化石及煤线，含四号煤组，本区内基本不可采。55

为局部可采粗粒砂 细粒砂 粉砂 泥 砂质泥 巷植物化 煤层及夹图 水文地本为片沙覆盖的黄土梁峁丘陵区，地表属窟野河流域。在中部以折家梁为1)1.5m左右，岩性为卵砾石、细粉沙及黄土6.15～53.71m29.21在内广泛分布，多沿冲沟两侧陡壁出露，层厚10.0～69.8m，平均39.95m。岩侏罗系中统组砂岩裂隙152.45～293.36m236.03m，由中、细粗砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩和众多煤N2底～2-22-2～3-1煤含水岩2)水的补给、径流及排泄条区内水主要接受大气降水补给，降水量年际、月际变化很大，蒸发量为降水量的4倍，但降水主要集中在7、8、9三个月，为水补给提供了有利条件。其次为地表或降水形成的地表径流流经风化基岩露头处，通过风化裂隙直接补给水。泄，不利于水补给。潜水在接受部分降水补给后，多于沟脑或沟侧以下降泉的形式2-240m3/h60m3/h。煤层条内组共含煤十余层，参与储量计算的可采煤层有两层，即2-2、3-1煤层，2-2、3-1两层为主要可采煤层。现将上述两层煤分述如下：2-2煤全区分布，为一结构简单的稳定型中厚煤层，在南、北边界沟谷地段出露，并在北部沟谷两侧沿露头自燃。煤厚1.20～2.70m，平均2.05m，大部地段煤厚大于2.0m，其范围呈半圆形分布于中部及西南部，并向东减薄，至东南角最薄。该煤层厚度3-1煤在西北部杨山沟、小板兔川出露，并沿露头有窄条带状自燃区分布，该煤层全4m1.1 矿井主要可采煤层 平均2-1～23-1～3基质及结构镜为主，惰性组以木、木质半丝及基质为主。本区煤挥发分产3141号。开采技术条2-2煤层：伪顶在高路梁及石岩沟一带零星分布，直接顶区约占本区总面积45%，2.0m。基本顶区占总面积的55%，岩性一般为中、细粒砂岩，次为厚度较大层理不甚明显的粉砂岩。在南部区，2-2煤上覆基岩厚度较薄。2-2煤层顶板大部分属中等冒落～难冒落的坚硬顶板，A-A勘探线以南属易冒落的松软顶板。煤层：伪顶在南部零星分布，直接顶区约占本区总面积55%，岩性一般为岩、砂质泥岩、粉砂岩、中～5.0m45，岩性一般为中、粗粒砂岩及细粒砂岩，次为厚度较大层理不甚明显的粉砂岩。煤根据《南梁勘探（精查）地质报告，本矿井2-2煤层埋藏浅，位于侵蚀基准面之20021.33m3/t1.62m3/t，为低瓦斯矿井。本2-2煤依据煤炭科学研究总院重庆分院2003年7月对《煤尘特性测试告》的结果：指数为31.65%，煤尘云最低着火温度580℃，煤尘下限浓度150本2-2煤依据煤炭科学研究总院重庆分院2003年7月对《煤炭的自燃倾向等级320340325 境界与储 境 境界及划南梁煤矿位于陕西省榆林市神府煤田区内。整个由10个拐点圈定。2.1。表 拐点坐标一览坐坐XYXY162738495 面3.3～4.9km4.8km19.3364km2。南梁最大长度约为4.9km，最小约为3.3km，平均约为4.8km；的4.8km3.3km4.0km。面积计算见2-1

SLH/

（2-L——平均长度，4.8H——倾向水平平均长度，4.0——内煤层平均倾角S——面积，km2。2-1得：SLH/4.84/矿井工业储储量计算基

根据本矿的地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算0.70m，原煤灰分≤40%；依据过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的》内容要求：新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；矿井地质储量计2-2、3-1CAD命令计算面水平面积，矿井地质Zmr

（2-S——块段面积γ——煤层的容重，1.4——Zmr

矿井工业储量计矿井工业储量是指 范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采331332，经分类得出的111b122b2M112M22，连同地质资源量中333的大部，归类为矿井工业储量。6：3：1分配，经济基础储量、边际90%、10%分配，次边际经济基础储量不计。Zg=126.62矿井可采储边界保护煤根据朱集矿的实际情况，鉴于本大部分边界为断层边界，按照《煤矿安全程》的有关要求，边界内侧暂留20m宽度作为井界煤柱，则边界保护煤柱的损PHLmH——边界煤柱宽度，20m；L——边界长度，17295m；r——煤层容重，1.4t/m3；

（2-P=20×17295×（2.05+6.97）×1.4=0.31工业广场煤400m×120m1°，其中0m15m，主斜井、副平硐，地表建筑物均布置2.2。表 岩层移动度度017由工业广场保护煤柱图.1，可得出保护煤柱的尺寸计算见2-S梯形面积＝（上宽

2-4S400120/2/0..024km则工业广场的煤柱量计算见2-ZiSMS——工业广场压煤面积；0.0242-5Zi0.02491.4342.3表 保护煤柱损失

(2-煤柱类型储合计I-I-II-mnrlnrmacadb dl2.1风井保护煤按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000版》中参数100m×100m，同样采用垂直剖面法计算东西风井压煤量为：9t大巷保护煤30m计算可得大巷保护煤柱总量为：2.16永久保护煤柱损失储量0矿井可采储 Z

P

（2-Zk——Zg——矿井的工业储量，126.62P——保护工业场地、井筒、境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，2.9Mt；根据《煤炭工业矿井设计规范》2.1.40.75；0.80.852-22m，属于中厚煤0.8。矿井工作制330d16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、开矿井设计生产能水平。在2004年度167处煤炭工业高产高效矿井中，采用一次采全高综采生产工艺8853％。与南梁矿井2-2煤层厚度近似的兖矿济宁二号煤矿，3上煤层的平均厚度为mm0.968Mt13454t6867.2t244.6t／2.50～3.00Mt的生产能力，各项指标均创中厚煤层一次采全高综采工作2～2.3m，20042.0Mt/a1.2Mt/a矿井服务年ZkATT——

TZk/(AK

（3-Zk——矿井可采储量，98.98A——设计生产能力，120K——1.4，确定井型时需要考虑备用系数的原因是，2-2煤层服务年限为

T=98.98/1.2×1.4=58.9T=21.98/1.2×1.4=13.1井型校22.1m，为中厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量极低，但煤尘具有，煤炭有自然发火倾向，发火期40-60天。矿井投产前期采用并列式通风，后期采用两翼对角式通风。助大巷进风，煤炭大巷回风，工作面采用后退式U型通风，通过第九章的通风设计知可以满足通风需要。3.1。表 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年第一开采水平服务年限能力（年限600————4开开拓的基本问开拓是指在范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、、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矿井涌水量不大，不生产本矿地表为鄂尔多斯高原丘陵地区，沟谷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。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、位置及坐井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的；主提升胶带化下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒。缺点是：斜井井筒长，提升深度有层产状均特别复杂的，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副平硐单水平开拓。设立主斜井、副平硐各一个，主斜井用来煤炭，副平硐用来运田面积大，通过第九章的比较，前期采用并列式，后期采用两翼对角式的通风方有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区，不受崖崩滑坡和洪水；距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理依据本矿实际条件，南翼为府-店公路，从南翼向北全部为丘陵高原地址定在南翼公路偏北的一个地势平缓地区。工业场地的位位于黄羊城沟与琵琶沟之间，其内沟谷、梁峁相间，地表多为风积沙及厚28-35m。工业场地的位置选择在主、副平硐井口附近。为了满足矿井通风的要求在中部积为40公顷，形状为矩形，长1000m,宽400m。为了减少边角煤，长边垂直于保护开采水平的确定及盘区划150m80m30m1°水平煤层。同时本矿地质条件简单，井型大，应尽量采用先进的技术提高效益，所以决定采用盘区布置方式，并增加盘区的推进长度，减少工作面的搬家次数，设计将矿井分为三个盘区。主要开拓巷由于本煤层平均厚度达2.1m，煤层等高线平缓，适合布置煤层大巷，大巷间煤30m。大巷布置沿煤层掘进，为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，以及考虑到无轨胶轮车行走嗦需要的地面条件，辅助大巷沿底板掘进，主大巷和回风大巷开拓方案比2-22-2煤带式输送机大根据矿井现有巷道布置情况和煤矿使用综采后对矿井、通风的需要，设计提出四个开拓方案,4.1～4.4:方案Ⅰ：主斜井，副平硐，大巷沿煤层布置（煤巷）主斜井和带式输送机大巷作为矿井的主系统，副平硐和辅助大巷用来担负矿井的运人、运料等任务,在原副平硐和辅助大巷中每隔40m布置一个行人躲避硐室，每隔200m布置一个避车硐室。满瓮沟回风斜井倾角25°。一水平三条大巷沿中部南向北平行布置。两个水平辅运、回风均通过辅助暗斜井、回风暗斜井联系，方案Ⅱ：主斜井，副平硐，大巷沿岩层布置（岩巷）方案Ⅲ：主平硐，副平硐，大巷沿煤层布置（煤巷）主井为平硐，井口和副平硐井口距离加大，工业场地扩大，平带线路加长。4.1方案一主斜井，副平硐，大巷沿煤层布置（煤巷.4.2方案二主斜井，副平硐，大巷沿岩层布置（岩巷4.3方案三主平硐，副平硐，大巷沿煤层布置（煤巷4.4方案四主平硐，副平硐，大巷沿岩层布置（岩巷以上所提的四种方案中分为三个盘区开采，一案与二四方案不同在于大巷布置的位置，一案不同在于主副井是斜井还是平硐，二四方案的区别和一案相同。第案开拓工程量最省，出煤快，系统简单；第二种方案考虑到矿井服务周期长，巷道的费用比较低，且排水比较容易；第三种方案主要是主井开拓长度增加且主井口与副井口距离较远，工业场地需要加大的问题；第四种方案同第案且要考虑到矿4.1。表 各方案粗略估算费用表(单位：万元0010-5率率000010-0000率率表 建井工程量(单位000000表 生产经营工程顺槽顺槽大巷大巷 平硐平硐大巷大巷 表 基建费用表(单位：万元(元(万元（元（万元0000000表 生产经营费(单位:万元元元顺槽大巷主斜大巷合表 费用汇总费用（万元百分率费用（万元百分率两个方案回采巷道布置基本相同，费用费用基本相同，因此未参与比盘区内煤层集中巷的费用也差别不大，被略去了即本矿采用主斜井-3个盘区。大巷矿井基本巷井主斜井：井口位于原工业场地内，坐标X= .000井口标高 .33m，井筒断面为直墙半圆拱形，净宽4600mm，净高9100mm94.5表 巷道断面特征净掘宽高杆副平硐：井口位于原工业场地内，坐标X= 高.00m，井底标高.15m，井筒为6.2‰的反坡，斜长694m。井筒断面为直墙圆弧拱形，净宽4600mm，净高3900mm，净断面积16.7m2，掘进断面积为17.3m2。4.6表 巷道断面特征围净净掘宽高mm回风斜井：井口位于矿井工业场地内 .094井口标 5.1m2，掘进断面6.4m2。采用锚喷支护。主要用来矿井回风 4.7表 巷道断面特征净掘宽高15m/s,8m/s。井底车场及硐 井下主要硐室有井下一盘区变电所、水泵房及水仓、井下消防材料库、井下材随着大巷向北推移和盘区的接续，在二盘区设变电所、水泵房及水仓，以满足主要开拓巷初期开采一水平，其开拓大巷基本沿南北向布置在2-2煤层中，主通过3-1煤大巷联系。设计分煤层划分盘区，初期在井底附近布置一组南北向大巷，其中原2-2煤辅助大巷仍作为矿井辅助大巷,主仍然用原带式输送机大巷,再新开一条回风大巷作为矿井的回风巷道。各水平大巷均布置三条，即带式输送机大巷、辅助大巷、回风大巷4.5m,2.8m,净断面积为9.2m2。辅助大巷断面净宽4.0m,净高2.8m,净断面积为11.8m2。煤层地质特煤层埋藏条2-2煤、3-1煤两层煤，2-22.0m左右，煤层标高与工业场地基本相当，3-1煤位于2-2煤以下36m左右，复合区煤层厚6.0m左右。根据煤层特征、煤层间距、矿井生产规模及装备水平，设计将本主要可采煤层分为两个煤组，即2-2煤为上组煤、3-1煤为下组煤。根据井下主、辅方式，结合煤层分组及煤层赋存情况，原设计将全划分为两个水平，第一水平设在2-2煤层中，第二水平设在3-135m左右。煤质特类型以半暗型、半亮型占优；显微煤岩成分镜质以不均匀基质及结构镜为主，惰性组以木、木质半丝及基质为主。本区煤挥发分产率高、热值高，低灰、特低硫、低硫、低砷，热稳定性及抗碎强度均优，是良好的动力和工业气化用煤。煤类3141号。煤层顶、底板条2-2452.0m55%，岩性一般为中、细粒砂岩，次为厚度较大层理不甚明显的粉砂岩。在南部区，2-2煤上覆基岩厚度较薄。2-2煤层顶板大部分属中等冒落～难冒落的坚硬顶板，A-A勘探线以南属易冒落的松软顶板。煤层：伪顶在南部零星分布，直接顶区约占本区总面积55%，岩性一般为岩、砂质泥岩、粉砂岩、中～6.0m45，岩性一般为中、粗粒砂岩及细粒砂岩，次为厚度较大层理不甚明显的粉砂岩。煤煤层的含瓦斯特根据《南梁勘探（精查）地质报告，本矿井22煤层埋藏浅，位于侵蚀基准面之上，其上覆的基岩节理裂隙发育，又有煤层露头，为瓦斯集散、运移提供了必要的条310～29.40%。根据南梁煤矿20021.33m3，最大二1.62m3/t。20030.43m3/t0.45m3/min,0.48m3/t。20040.00m3/t0.00m3/min,0.36m3/t。根据陕西省煤炭工业局关于2005年和2006年对南梁矿井瓦斯等级的报告结果：20050.00m3/t0.00m3/min,m3/t；20060.00m3/t0.00m3/min,0.19m3/t水文地地质特本为片沙覆盖的黄土梁峁丘陵区，地表属窟野河流域。在中部以折家梁为沟、小则沟、水桐树渠，均汇入黄羊城沟，从本南缘自东北向西南流入窟野河。黄羊城沟及北界的琵琶沟、小板免川均为常年性河流，其流量受季节性影响，变化较区内水主要接受大气降水补给，降水量年际、月际变化很大，蒸发量为降水量的4倍，但降水主要集中在7、8、9三个月，为水补给提供了有利条件。其次为地表或降水形成的地表径流流经风化基岩露头处，通过风化裂隙直接补给水。泄，不利于水补给。潜水在接受部分降水补给后，多于沟脑或沟侧以下降泉的形式2-240m3/h60地质构1°。盘区内无断煤尘的性和自然发火本2-2煤依据陕西煤矿安全装备监测中心2007年4月对《煤尘特性测试告》的结果：指数为31.65%，煤尘云最低着火温度580℃，煤尘下限浓度150本2-2煤依据陕西煤矿安全装备监测中心2007年4月对《煤炭的自燃倾向等级320340325盘区巷道布置及生产系首采盘区的概生产能力采煤方法及工作面长度的确巷道的布生产系全矿井煤 全部采用胶 机，实现连 。采用大巷两侧直接布置工盘区内的开采采用U型后退式（面向大巷，系统简单，漏风小。运料（行人）地面→副平硐→一水平2-2煤辅助巷→工作面巷道→工作面（各个工作地点作面巷道中的水可通过小水泵排至2-2煤辅助大巷，然后自流至一盘区水仓，再排至盘区生产能力及采出120t/a，一矿一面，采用长壁采煤一次采全高工艺，实行225m2.1m0.8m8个循环组织生产。设计2.1m9533095％。A循＝LSMCS——循环进尺，0.8m；M——割煤厚度，2.1m；C95％；Ｒ——煤的容重，R＝1.4t/m3。5-1得：所以工作面的年生产能力计算见5-

（5-A0 .95=126.09万连采工作面的生产能力，按5-3计算式中A1——连采面生产能力，万L——4.5H——2.1——煤层容重，1.4C——c＝0.95。

（5-（5-

=2.515.02t/a盘区生产能力计算见5-

A盘＝A02

（5-120t/a，能够满足矿井的生产要求。工作面工业储量＝＝225×2000×2.1×1.4×10-4=132.3割煤损失＝＝225×2000×2.1×0.05×1.4×10-4=5.615顶煤损失＝225×2000×0.1×1.4×10-4=6.3工作面采出率＝(工作面工业储量－工作面损失煤量)×100％/盘区工业储量＝S×M×R=4.4×106×2.1×1.4×10-4=1733.6煤柱损失＝20×2000×20×2.1×1.4×0.5×10-4=117.6工作面采煤损失＝(1-95.24％)×225×2000×2.1×1.4×7＝40.08三角煤损失＝31500×2.1×1.4＝9.26盘区采出率＝(1733.6－117.6－40.08－9.26)根据《煤炭工业设计规范》规定：采（盘）0.750.80.8596.46计规范》规定。盘区车场及主要硐盘区下部车场设本矿井辅助采用无轨胶轮车，且煤层倾角很小约1～3°。因此不设车场，一个绕1°3°，无轨胶轮车完3×3m45°角，以便于盘区主要硐矿井辅助采用无轨胶轮车，为了满足错车需要，在盘区辅助顺槽及辅100m10m×5m×4m的硐室以便在错车即可，无特巷道掘进采煤机等掘进设备，为了便于设备的充电，在辅助顺槽中每隔一定距采煤工艺方盘区煤层特征及地质条本有2-2、3-1煤，共两层煤，2-2、3-1煤全可采。2-2、3-1煤层间距35m左2-2煤。2-2煤在内结构简单、赋存稳定，厚度为1.2-2.7m，平均为2.00m，煤层倾角本顶一般为中、细粒砂岩、少量为粉砂岩。根据《南梁勘探（精查）地质报告，井田内上覆的基岩厚一般为30-60m，在南部初期首采区范围内上覆基岩较薄，为20mA—A勘探线以南上覆基岩A—A勘探线以北，顶确定采煤工艺方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2.0-3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面9397以上。但巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，单产提高；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的矛效益；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对少。但煤炭损失较大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较，煤壁容2-2煤层结构简单，全区赋回采工作面参数的确工作面沿煤层近水平，选择后退式回采，有利于回采巷道和通风。工作面推进2000m2000m。工作面长度是决定其产量和效率的主要因一，适当加大工作面长度，不仅可以板输送机铺设长度、管理水因素有关，因此，必须综合考虑，合理选择。200～250m300m长的工作面。本矿井煤层赋存平缓，装备先225m。1.9～2.4m2.10m左右。断加大。据资料统计，最长的已达5364m，我国神东矿区大柳塔矿井和补连塔矿井6000m以上。鉴于本2-2煤层和3-1煤层赋存十分稳定，倾角较平缓，构造简单，具有布置长距离推进的长壁工作面的资源条件，根据本矿井具体条件和开拓部署，本矿井初期一盘2.0-3.0km0.8m回采工作面破煤、装煤方6.1。表 双向割煤与单向割煤的优缺点比少,采煤机跑空刀，煤机、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，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截0.8m后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）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50m6.1所示（见下页各设备间相互适应、能力匹配、畅通，不出现“”现象Vc＝n·(L－L1)/[T·K—n—8刀；L—m225m；L1—m25m；T—工作面生产班时间h，取18h；考虑交0.5h后为18-0.5×3＝16.5h 2

A-A-AAAA2A- 2

A-A-A2A2AA-图6.1t1—h20K—60；N=60·B·Hg·Vmax=539.9Hg—m2.29B—m0.8r—t/m3，1.28额定装机功率：1180采高：1.8～3.4m截深：800mm滚筒直径：1.7m牵引速度：0～8.3供电电压：3300SGZ800/800型可弯曲刮板输送机，主要技术参数如下：额定输送能力：1500t/h装机功率：2×400kW供电电压：3300V设计长度：200链速：1.1机与工作面刮板输送机配套，设计选用SZZ800/250型刮板机，主要技术参数如额定输送能力：1500装机功率：250供电电压：1140设计长度：42.0m（链轮中对中PCM160型破碎机，主要技术参数如下：额定破碎能力：2200t/h装机功率：160kW供电电压：1140V破碎粒度：-300mmSSJ1000/200型，主要技术参数如下：输送能力：1000t/h装机功率：3×250带宽：1000mm带速：3.15m/s支架是综采工作面主要设备之一，国外长壁工作面的生产经验表明，支架60%～70%不但要稳定可靠、故障率低，而且使用要长，近年来支架向重型化发展，支架本矿井初期开采的2-2煤层，设计采高1.9～2.4m左右，2-2煤层顶板占面积二分支架所需支护强度按经验P=nrH=8.3×2.5×2.10=46.9t/m2=0.47其中n—采高倍数，n=k-1,k2k=1.12,rH2.10m2-210.0m左右，同时根据西安科技大学的南梁矿井2-2煤层工作面支架支护阻力的，并参照中国煤矿工程机械装备公司于20059ZZ6800/14/27型掩护式支架：支撑高度：1400～2700mm支护强度：0.95～0.98MPa支架工作阻力：6800kN支架中心距：1500支架重量：17.5与所选支架相适应，工作面配备BRW315/31.5型液泵站，由两台BRW315/31.5液泵和一个液箱组成，工作压力31.5Mpa，泵站流量2×315L/min，液泵250kW／台。BPW320/10型喷雾泵站、MYZ－150B型探水钻机、XRB50/12.5型阻化剂发射泵、小水泵、带式输送机快速推移装置、多功能胶体压注机等回采工作面支护方回采工作面的支护采用支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，选用ZZ6800/14/27型掩护式支架,每个支架由一个带微处理器的PM4服务器和若干传感器组成。顺槽的主控制台装有一个主PM4服务器和一个windows操作界面的主计算机MCU，通过快速插头连接线组成整个工作面PM4电液控制系统。工作面机头、机尾布置端头架4架，中间架147架，共计151架。液泵站选用BRW315/31.5 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六倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按6-1计算： （6-F＝6×2.1×2.4×103×9.8×8.85＝26232623KN6力，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由英国RMI公司生产S300型液泵提供，液泵压力设计为44.9MPa。ZZ6800/14/27型掩护式支架可随采煤机割煤行走位置的变化来控制全工作面各3～5架收回采煤机行进前方的支架护帮板，完成降架、拉架、升1～2°3°20～25m，推移弯曲段不25m0.8m架滞后底滚筒3－5架，如果顶板压力过大或有冒顶时，应及时追机拉架（滞后上滚3－5架，以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架并打端头支护及超前支护方辅运顺槽及顺槽分别采用两架端头支架，靠采空区布置，剩余空间采用两排单体液工作面采用单体支柱加铰接顶梁进行超前支护辅助顺槽的超前支20m0.5m20m一排单体1m0.5m20m1m。胶带顺槽的超前支从煤壁线向外20m超前支护，为两排支设，距机外侧1m左右（人行道侧，柱1m0.5m20m1m。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。打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人1.8m,0.7m15m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、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，70m以外。工作面快速搬家技3m各工艺过程注意事6.2表 综采面工序质量要求一览35mm①无台阶②无伞檐③顶煤垮落≤300mm移架成一条直线，偏差≤±50①最大仰俯角＜±7°②端面距≤340mm接1.0①刮板输送机直，偏差＜±50mm②弯曲段≥25机与机②链轮中心与机刮板面高度为700～900推拉回采工作面正规循环作劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移溜、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2.1m10m0.8m。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。4824小时正规循环作业图表，见工作面部布置层面图。6.3。表 劳动组织配备班次采煤机22262226工溜11机泵站皮带2工清工工2班长3339验员112电工1库工合计循环产量按6-2、6-3、6-4计算Q1＝ Q2＝（6-Q＝Q1+ Q1——2.1mL1——2.1m采高段倾斜长度，m；L2——工作面过渡段倾斜长度，m；S——循环进度，0.8m；M1——工作面中段采高，2.1M2——2.1P——煤的容重，1.4t／m3C——工作面可采范围内回采率，95％。则：Q1=（225—10)×0.8×2.1×1.4×0.95=480.40tQ2=10×0.8×2.1×1.4×0.95=22.34循环产量：QQ1+Q2=480.4022.34=502.74=Q×日循环数=502.74×8=4021.929.5元/6.5表 工作面主要技术经济指1m2m34m5t6个87t8t/9m3/万6%元回采巷道布回采巷道布置方工作面回采巷道采用单巷掘进，布置方式为一进一回，一条辅助顺槽，一条煤炭顺槽。新鲜从煤炭顺槽进入工作面，污风从辅助顺槽排出工作面回采巷道支护参5.5m4m22m25.0m3.5m17.5m22)护，矩形断面，辅助顺槽掘进宽度为5.5m，高为4m；煤炭顺槽掘进宽度为m3.5m20#2.4m，杆尾螺纹M2220#—M22—2400。Z2360（后放28mm，1300mm。Ф16mm100mm4.8m，规格型Ф16—4800—100—6。150×150×8mm30度角，其余与顶板垂直。50×50mm、5.5×1.1m。1m6800mm锚索：单根钢绞线，Ф15.24mm，7.3m，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3m，2.4m。辅助顺槽、煤炭顺槽的巷道断面支护图如图6.2、6.3所示图6.2辅助顺槽巷道断面图6.3顺槽巷道断面巷道掘进断面与支护方根据巷道围岩特性、时间及矿区建设材料的供应情况，设计井下开拓巷道一般采用锚喷支护，局部破碎地段或交岔口可视具体围岩条件增加钢筋网；回采工作面22断面。掘进工作面个数及掘进设1:2。22EBJ-1322210kW，1140V。MFC-1392／36572DSP1040/800型可伸缩带式输送机、P4混凝土搅拌机、HPC-V井下概井下设计对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的作统筹安排，方井下的原始数本矿井采用主斜井一副平硐联合开拓方式，矿井生产能力1.2Mt/a。大巷方式选班准备，2-2、3-1、煤层，其中2-2、3-1两层为主要可采煤层。矿井为低瓦斯矿井，各井下系（一）主系工作面垂直于大巷方向条带式布置，煤炭从工作面巷胶带输送机经2-1煤带地面的连续，有利于实现集中监测；主斜井倾角16°，斜长142m，采用胶带输送机，系统简单井下大巷沿煤层布置，巷道有一定的起伏变化鉴于上述特点，设计认为采用胶带输送机方式运送煤炭不仅能力大，连续性强，可适应煤层起伏变化，而且系统简单可靠，安全性好，便于。因此，设计确定井下大巷煤炭采用胶带输送机。煤炭系投产时煤炭系统为：工作面→工作面巷→2-2煤带式输送机大巷→2-2煤集中煤仓→3-1煤带式输送机大巷→主斜井→地面。井下矸石3)材料及设备井下所需材料及设备，在地面装车后，由无轨胶轮车通过副平硐直接运往井下各使用地点，不需。系统为：地面←→副平硐←→一水平2-2煤辅助大巷←→作面巷道←→工作面。4）人员（二）辅助系矿井辅助主要担负井下人员、矸石、材料和设备的任务。本矿井生产能力大，辅助有以下特点：井下辅助系统为：地面→副平硐←→一水平2-2煤辅助大巷←→工作面巷煤层赋存平缓，辅助大巷及工作面巷道坡度在1°以内矿井机械化程度高，效率高，生产集中，井下日常辅助量较小管理，同时结合神东矿区邻近矿井使用辅助设备的先进经验，设计确定井下辅助运输方式采用无轨胶轮车，将设备、人员、材料等从地面经副平硐、辅助大巷直无轨胶轮车以内燃机为动力，单车载重量大，爬坡能力强，连续时间长，井下巷道无需铺轨，机动灵活，可一机多用，适应多种辅助作业需要。可实现从地面到井下各采掘工作面的直达，具有环节少、效率高、速度快、安全可靠等优点煤炭方式和设备选煤炭方式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，并与系统统一规划，注意上下环节能力的配合，以及局部与总体的统一；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，要采区系统尽量简化，注意尽量减少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设必须在决定主要的同时统一考虑辅助是否合理经济120t/a，属于大型矿井，高产高效，集中生产。为保证煤流的盘区煤炭设备选型及验1）设备选南梁煤矿现井下煤炭系统为：工作面生产的原煤经工作面顺槽带式输送机给至22-21300t。煤仓仓口下通过两台防爆K-4型往复式给煤机，将原煤均匀给入井底集中巷带式输送机，提升至矿井地带式输送机能力必须满足工作面峰值量。根据工作面来煤的峰值量，2-2煤大巷带式输送机量确定为1000t/h。根据运量变化经过设计计算确定，矿井采煤2-2V=3.15m/sB=1000mm即可满足煤炭2-2煤大巷带式输送机技术参数为B=1000 Q=1000 V=3.15 电动机YB400S2-4，N=200kW，一台 1140伏器M3PSF60+1F，i=24.5，一台胶带自动拉紧DYL-01-5/7，N=4kW（防爆）胶带ST800(阻燃)2-2PC1000×2000200mm2-2煤集中煤仓。2-2煤大巷带式输送机来煤量1000t/hUFP6315T防爆双齿辊式破碎机，处理量Q=1000t/hN=2×110kW，即可满足矿井生产要求。为保证井底集中巷带式输送机、主斜井带式输送机连续，现2-2煤集中煤仓仓口下的两台防爆K-4型往复式给煤机，可满足井底集中巷带式输送机和主斜井带式输送机要求。2）能力验设计盘区系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备能力均大于或等于前面设备的能力，故所选设备能满足要煤炭大巷设备选型及验2-2煤大巷带式输送机技术参数为 电动机YB400S2-4，N=200kW，一台 1140伏器M3PSF60+1F，i=24.5，一台胶带自动拉紧DYL-01-5/7，N=4kW（防爆）胶带ST800(阻燃)辅助方式和设备选在我国辅助的已成为提高矿井全员效率的最大之一。辅助机械化大减小设备搬家停产时间，提高设备效率。矿井无轨辅助方式应运而生。无轨辅运车辆在高产高效矿井中主要完成材料、设备和人员的任务。选择无轨胶轮1~2min内由铲斗更换成铲板、集装无轨胶轮车一般车体较宽，行驶中要求巷道两侧的安全间距比有轨要大，因此特殊防爆型无轨胶轮车可用于瓦斯、有煤与瓦斯突出的及有煤尘的矿矿井，设备材料可以从地面不连续运抵井下各地点；12°，经济运行坡度为≤5.9本矿井瓦斯涌出量很低，涌水量也不大，直接底为泥质砂岩具有无轨胶轮车运行所1化程度高，适合采用无轨胶轮车作为主要辅助方式。设备选根据本矿井辅助内容和距离特点，无轨胶轮车全部按国产设备选型，依据柴油机功率：50kW额定载人数：20人最大牵引力：35kN最高行驶速度：32km/h最小转弯半径：6.5m离地间隙：280mm参考外形尺寸：7360×1900×2000整机重量：8.0tWCQ-3B柴油机功率：50额定载重：3最大牵引力：35kN最高行驶速度：32km/h最小转弯半径：6.0m离地间隙：280mm参考外形尺寸：6000×1900×2000整机重量：7.0运送散状物料（矸石、砂石水泥等）WCQ-3B型自卸车厢式无轨胶轮材料柴油机功率：50额定载重：3最大牵引力：35kN最高行驶速度：32km/h最小转弯半径：6.0m离地间隙：280mm参考外形尺寸：6000×1900×2000整机重量：7.0选用WqC2J(A)型客厢式生产指挥车，用于井下生产指挥、设备维修、抢险时额定装载：2t/12人14°满载车速：8.3～28km/h最小转弯半径：6.5m最小离地间隙：190外形尺寸：5000×1880×2150整车装备质量：4050FBZL16型（低矮型）防爆装载机。主要技术参数如下：发动机功率：50额定载重量：1.6t额定斗容量：0.9m3（可配置货叉）最大牵引力：48kN最大掘起力：50kN最高速度：28km/h最小转弯半径：4700mm最小离地间隙：280mm最大卸载高度：2300mm最小卸载距离：750mm参考外形尺寸：5700×2050×2200mm（低矮型）整机重量：6.5t选用WC25EJ型铲板式支架搬运车，用于支架、采煤机、机等大型设备搬发动机功率：～160整车外形尺寸：9500×2200×1900离地间隙：275载重能力：25设备自重：28转弯半径：外5920 内2765最大爬坡能力：最大行走速度：18.8为满足矿井辅助需要，矿井生产时共需各型无轨胶轮车辆共计22辆，其中WCQ-3B4WCQ-3B4辆（1辆WCQ-3B8辆（2辆WqC2J(A)2辆；FBZL16型（低矮型）2辆；WC25EJ2辆。矿井提升的原始数据和条163m16°B=1000mm、速度为V=3.15m/s、量为Q=1000t/h的带式输送机作为矿井主提升设备。主副斜硐提备，它是矿山井下生产系统和地面工业广场相连接的枢纽，是矿山的咽喉。主斜井提系统CST280KS，i=19.4695，一套主斜井带式输送机量为Q=500t/h。根据运量要求，带式输送机带宽为1000mm，速度为V=3.15m/s(V=2.5m/s即可满足要求，选V=3.15m/s，主要为了降低输送机对FUFU=CEP300×3，qB=10kg/m；（qG=Q/3.6v，qG=44.1kg/m；驱动功率计算NkFUn—系统CST280KS，i=19.4695，一套逆止器型号：DSN025,2.5CST软起动系统。该系统可靠地解决了带式输送机启动、停车等问题，并具有低副斜硐提300mm的混凝土，无轨胶矿井通风系统选矿井概陕西南梁煤矿位于陕北神府煤田境内。整体看来，本矿煤层地质条件简单，适120t/a58.1a。全区主采煤层两层，倾角为具有性。煤炭有自然发火倾向，发火期40-60天，发火等级Ⅱ级。地温20°C330d计算，每天净提升时间宜为16矿井通风系统的基本要矿井通风方式的确一般说来，新建矿井多数是在并列式、分列式、两翼对角式和分区对角式9.1。表 通风方式比小，比并浅，长度不大，而煤层较4km若采用并列式，因为矿井采用盘区布置，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷由于本矿采用盘区布置，分列式对于并列式并无优势，同时由于长度过大的原因，此方式并不适合；采用分区对角式，由于面积大，井筒数目多基建费用多，并且增加了风井的保本矿属于低瓦斯矿井，考虑到范围较广，设计生产能力大，为了尽快出煤，减用并列式通风；后期利用回风斜井回风。即本矿通风方式为：初期并列式，后期两翼对角式。各风井的具置见南梁矿开拓平面图。主要通风机工作方式选抽出式主要通风机使井下处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转 压入式主要通风机使井下处于正压状态，当主要通风机停转时，压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。较，漏风较大。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，则能用一部分回把小窑塌陷区的有害气体在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是新旧水平盘区通风系统的要能够有效地控制盘区内方向、风量大小和风质121工作面回中沼气浓度不得超过必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小畅通机电硐室必须在进中本设计矿井大部分采用盘区布置，辅 大巷进风，煤 大巷回风，工作顺槽中，辅助顺槽进风，煤炭顺槽回风工作面通风方式的选上行风途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风途中瓦斯被上行风须把引导到最低水平，然后上行，路线长，被地温加热程度大，且设备发热量也加入，故工作面温度高；下行风设备在回风巷运转安全性差至反风，导致瓦斯浓度上升，故下行风在起火地点瓦斯的可能性比上行风大。回采工作面进回风巷道的采场通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风系统形式主要有“WH”形，各种形式的优缺点及使用条件如下（于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式：“U”型通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有系统简单、漏风小等优点，但线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，流中的瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜有利于上下平巷安装机电设量大的工作面，但需要边界准备回风上山，增加了巷道掘进、费用。“W方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的只要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放烟、煤尘速度快。超限的情况；同时也需要在边界准备回风上山，增加了行道的和掘进费用。区段平巷、回风巷均要先掘后留，、掘进工程量大，故较少采用盘区及全矿所需风采煤工作面实际需要风根据《矿井安全规程》规定，回采工作面回风巷中瓦斯和二氧化碳的浓度不得超过1％。本矿二氧化碳的绝对涌出量为0.96m3/min，瓦斯绝对涌出量为0.63m3/min， （9-Qwi——iQgwi——iKgwi——iKgwi＝1.4。Qwi=100×0.96×1.4=134.4m3/min9.1表 工作面适宜气候条工作面温度工作面风速 式中：vwi——第i个回采工作面风速，进温度18-20℃，取Vai=1.0m/s；Swi——i16.5Kwi——i1.4 （9-式中：4——Nwi——i40Qwi=4×40×1.2=192m3/minQwi=1386m3/min0.25m/s4m/s的 （9- （9-247.5m3/min≤1386由风速验算可知，Qwi＝1386m3/min掘进工作面需风Qh煤＝60×vh×Sh煤×Kt 式中：Qh煤——煤巷掘进工作面需要风量，m3/min；vh——0.25Sh煤——煤巷掘进巷道断面Kt——掘进工作面温度调整系数，取1.15Qh煤 （9-Qgh——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，0.48Kgh——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5Qh煤Qh煤≥4×Nh （9-Nh煤——76Qh煤≥4×76＝304332m3/minQh＝5×Qh （9-Qh＝1660硐室需风表 硐室需风量其它巷道所需风10%计算。矿井总风量计 式中：Qm——矿井的总进风量，m3/min；∑Qwt——采煤工作面和备用面所需风量∑Qht——掘进面所需风量∑Qrt——硐室所需风量1.2；km——矿井通风（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）系数，可1.15-1.251.2 +450)×110%×1.2×1.2＝5538风量分点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下顺槽的风量乘以1.2。顺而下，遇到表 风量分配库经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。通风容易和时期矿井总需风量一9.4。表 井巷风速验算低高——84煤炭大—8辅助大—8—8矿井通风总阻力计矿井通风总阻力计算原2940Pa10%15%计算。确定矿井通风容易和时本矿井采用混合式通风，投产初期利用布置在工业广场的风井回风，即并列15-25中只作粗略考虑。经过分析比较和详细的风阻计算，通风容易时期为首采盘区第一个达产工作面布置完成时。在第三盘区通风路线长，因此开采三盘曲最北侧分带为通风时期。矿井最路地面→1→2→3→4→5→6→7通风时地面→1→8→2→3→5→6→7通风容易和时期的通风立体图及网络图如图9.1、9.2、9.3、9.4所示图 地7工地7工作面回风斜451689 图 地735地73516 6 89 89图 矿井通风阻力计hfri （9-hfr——α——各巷道的摩擦阻力系数表 通风容易时期摩擦阻力计算号LUSQv胶带表 通风时期摩擦阻力计算号LUSQv表 风路总摩擦阻阻力矿井通风总阻容易时期通风总阻力 （9-时期通风总阻力 （9-式中：1.2、1.15——为考虑风有局部阻力的系数∑hrfmin、∑hrfmax——矿井通风和容易时期的阻力之和。hrmin＝1.2×1006.8＝1208Pa（<2940Pa）hrmax＝1.15×1401.3＝1611Pa（<2940Pa）9.8表 矿井通风总阻总阻力两个时期的矿井总风阻和总等积矿井通风总风阻计

（9-矿井通风等积孔计

（9-R——矿井风阻，NS2/m8；总风阻为：R＝hrmin/Qfmin2＝1208/（5538/60）2＝0.142总等积孔：Armin＝1.1896/R0.5＝3.16总等积孔：Armax＝1.1896/R0.5＝2.74通风容易时期和通风时期的等积孔见表表 矿井等积由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风时期总等积孔均大于2m2，总风0.35NS2/m8，属于通风容易矿井。选择矿井通风设选择主要通风根据前面计算，用风机的特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风两个时期主要通风机运转时的工况点。矿井的开采深度是影响矿井自然风压的主要 一，矿井通风初期采 并式，进风井和回风井处于同一水平面，所以自然风压对通风没有影响，但矿井通风后期150m，1110m的的密度。自然风压的计算见式9-16： （9-式中hn——自然风压，Pa；r1——进风井（副斜硐）中的密度r2——回风井中的密度g——重力加速度，9.8m/s2由于矿井进回风井的参数因季节的不同而不同，所以分夏季和冬季两个差别较大的时期，但在冬季自然风压有助于通风，夏季自然风压通风。由于矿井生产前期采用并列式通风，通风容易时期不受自然风压的限制，只需考虑夏季自然风压对通表 井筒密hn2hn2＝425×（1.09－1.10）×9.8＝-15hrsmin＝1208通风时期，考虑自然风压主要通风机通风，主要通风机静风压hrsmax＝hrmax－hn夏＋h风硐 式中：hrmax——表示通风时期矿井通风总阻力，Pa；hn夏——表示时期通风的自然风压，hn夏＝-15h风峒——20～100Pa80Pahrsmax＝1611＋15＋80＝1706Pa3）Qf （9-式中：Qr——实际风量，m3/s；1.15。时期：Qrmax＝1.1×5538/60＝101.54）工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。主要通风机工作风阻h=×2确定。容易时期：sn=hsnn2＝1208/6366＝0.1892/m8时期：sax=hsax/ax2＝1706/6090＝0.280S2/m8根据以上数据，在扇风机特性图表上（图9.5）选定风机，风井选用轴流式62A14-11-No.24。表 风机实际工况No4n=750r/min1602010图 电动机选由于Nmin/Nmax＝180/190＝0.95>0.6，故通风容易与时期均选用同一型号的电动 （9-NeNmax——通风机时期的输入功率ke——电动机容量备用系数,取ηe——电动机效率,可取0.9－0.94，大型电动机取高值ηtr——传动效率，电动机与通风机直联ηtr=1，皮带传动ηtr=0.95TD400-9.12表 电动机参防止特殊的安全措瓦斯管理措外建立瓦斯的巡检测和连续检测的双重检测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发在采煤工作面以及与其相互连接的上下顺槽设置瓦斯仪，检测中瓦斯含严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新按井下在册人员配备式自救3m煤尘的防利用环境安全监测系统，及时测定中的风尘浓防尘、洒水、降尘系统，对煤流各点必须经常喷雾洒水相邻煤层所有机道和回风道必须设置隔爆木采掘工作面的工人应按规定佩戴防尘帽和防尘预防井下火灾的措对个工作面及采空区进行束管监测，电子计算机，及时掌握自燃征兆和情况防水措采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水打开煤柱放水时(f)底板原始导水裂隙有透水时表 设计矿井基本技术经济指12层23m84°0～3（56d班378a9amm—低—并列式（U型通风开拓方式（目—m个1个0mmm个2大巷方—胶带、无轨胶轮——综采mm3/千t/元杜计平.《采矿学》.徐州：中国矿业大学徐永圻.《采矿学》.徐州：中国矿业大学林在康、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学林在康、李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学郑西贵、.《采矿AutoCAD2006与提高》.徐州：中国矿业大学钱鸣高、石平五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学杨梦达.《煤矿地质学》.：煤炭工业.中国煤炭建设《煤炭工业矿井设计规范》.：中国计划岑传鸿、窦林名.《采场顶板控制与监测技术》.徐州：中国矿业大学蒋国安、吕家立.《采矿工程英语》.徐州：中国矿业大学李位民.《特大型现代化矿井建设与工程实践》.：煤炭工业综采设备管理手册编委会.《综采设备管理手册》.：煤炭工业中国煤矿安全监察局.《煤矿安全规程》.：煤炭工业才、韩振铎.《采掘机械与传动》.徐州：中国矿业大学洪晓华.《矿井提升》.徐州：中国矿业大学中配煤矿总公司物资供应局.《煤炭工业设备手册》.徐州：中国矿业大学章玉华.《技术经济学》.徐州：中国矿业大学、陈炎光.《中国煤炭高产高效技术》.徐州：中国矿业大学于海勇.《综采开采的基础理论》.：煤炭工业王省身.《矿井防治理论与技术》.徐州：中国矿业大学刘刚.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学中国煤炭建设.《煤炭建设井巷工程概算（2007基价）.：煤炭工业邹喜正、刘长友.《安全高效矿井开采技术》.徐州：中国矿业大学徐永圻.《煤矿开采学》.徐州：中国矿业大学：大采高综采，矿压显现特征，支承压力分布，顶板控075%以上。煤炭不仅是我国的基本燃煤炭，因此，煤炭工业的发展直接关系到国计民生。为使我国能源持续稳定的发55000k9000t1989年，我国一直是世界第一大煤炭1/4以上，而缓倾斜厚煤层煤炭产量又占我40%3.5~6.0m厚的煤层，这类煤层在邢台、开滦、徐州、充州、淮北、阜新、双鸭山、义马、、铜川、阳泉等矿区均为主采煤高产高效矿井，提高企业经济效益己成为煤矿企业的基本，尤其是市场经济的率双滚筒采煤机和重型刮板机割、运煤，用大吨位支架(支架工作阻力、单架支30°的厚煤层(3.5~6.0m)开采，大采高综采与综采采煤法相比，具安全性好;对于3~4m不适宜综采开采的厚煤层，大采高具有工效高、成本优点。大工效和煤炭资源回收率高、巷道掘进率和量低;回采工艺和巷道布置简化，综采设备搬家次数少，搬家费用省，增加生产时间;节省材料(人工假顶材料等)和回采成本。高产高效大采高综采生产能力大、回采率高、安全条件和经济效益好，是目前国内外厚煤层(3.5~6.0m)19%采高综采面，高架的咬架、倒架事故直接的顶板事故及调整支架的难度、材料和工时的消耗，严重制约了大采高综采效能的发挥。采场支承压力是引起矿山压力显现的重要组成部分，其对开采煤层、顶底板及其作用范围内的煤岩层会产生很大的影响。在支前方的煤体内形成较高的支承压力，并在工作面引起周期来压。因此，大采高采些都是影响高产高效大采高综采工作面机械化水平的重要因素。回采工作面是移动的工作空间，为了保证生产工作的正常进行与矿工的安全，必须对它进行。然而回场矿山压力的基本之一是回采工作面支架，其是平衡回采工作面顶板压力的一种构筑物，通过支架直接地支护直接顶，从而间接地对老顶的活动起一定的控制作大采高综采技术现国外现德国、波兰、英国、俄罗斯、捷克、等国从60年始就发展采用大采高综采技术。早在60年代，曾设计了一种6m采高并带中间平台的支架，获得了19704m7号煤层，德国拥有的大采高支架架型包括威斯特伐利亚BC-26/26、赫姆夏特T5}0-22/60、蒂森RHS26-60BL及6320-23/4型大采高支架。前采用M120-34/49型掩POMA22/46F4/4600型支架作为大采高液压支架。目前，国外厚煤层大采高支架的最大支撑高度达7m，采煤机最大采高达5.输等都是限制大采高综采取得显著经济效益和推广应用的。因此，世界主要产煤国至今仍在积极改进、完善大采高支架，并不断进行现场实践和扩大大采高综采的应国内现1978进步。在神东、邢台、开滦、铁法、、徐州、枣庄等矿区得到了广泛推广使用，效益良好。于1978年引进德国赫姆夏特公司6320-23/45型掩护式大采高支架及相应的采煤设备，在开滦范各庄矿1477综采工作面开采7