采矿工程毕业设计说明书

前言毕业设计是采矿工程专业本科教学中最关键、最重要的的一个环节，它由毕业实习和毕业设计两部分组成.三个多月的时间里，在各位指导老师，各位同学的关心和帮表都是以其地质资料、底板等高线图、综合柱状图等为依据，按照《毕业毕业设计大在进行设计过程中，严格依照《煤矿安全规程》和《煤矿矿井采矿设计手册》的要求计算和设计，注重加强基本理论、基本方法和基本技能方面的学习，并注重与其它课程的联系，特别是课本与规程的衔接与配合。设计主要分为：井田概况及地质特征、井田境界及储量、矿井设计生产能力及服务年限、井田开拓、矿井基本巷道、采煤方法和采区巷道布置、矿井通风及安全井下运输、矿井提升、矿井通风及安全、矿井排水、环境保护等。设计在内容上以设计原理和设计方法为主线，力求在阐明基础原理的基础上，密切结合矿井的条件，采用合适的开采方法进行开采，解决了设计中的各种主要技术问题。例如在方案法中对矿井的开拓方式进行多方案比较后选定，在多目标决策中阐明了井筒位置的确定问题。此外，对某些设计技术课题(井田开拓)，在几种方法中，从不同角度进行了论述。了指导老师马岳谭以及采矿工程教研室各位老师的精心指导和大力帮助。在此，向各位老师表示诚挚的谢意！由于作者水平有限，加之时间仓促，本设计的错误和不妥之处，恳请各位老师批评指正。 1.1矿(井)田位置及交通 6 第一章矿(井)田地质概况1.1矿(井)田位置及交通道西(安)——兰(州)公路从矿区通过。矿井南至西安市155km，向西至长武35km到长武县城与宝庆公路相接。规划中的第二条陇海铁路线沿泾河北岸穿过，东至咸 (阳)——铜(川)铁路的三原站130km与西韩线相接，西至甘肃平凉南站与宝中线相接,南经新丰镇车站与西(安)——(安)康铁路相接，北与西(安)——包(头)线相接。西(安)——平(凉)铁路建成后，矿区交通十分方便,见图1-1-1。西西道平铁市陇道铁道三原礼泉乾县路兴平市咸阳市西安市临潼路武功海本区属陇东黄土高原东南部，井田内南高北低，南部为沟谷切割的塬、峁、沟壑地貌，北部为泾河台地和河川。塬面标高一般为+1040－+1060m，河川标高一般为+830m左右，相对高差为180－200m。区内塬面窄小且破碎，冲沟及黄土崖发育，地形本区冬春干旱，夏季炎热，秋季多雨，属暖温带半干旱大陆季风气候。四季比较分明，雨热同期，气温日差较大，干湿季节分明。年平均气温8.4℃——11.0℃，极在夏秋季，占年降水量的72%。夏季降水势猛雨急，地表迳流较大，易形成洪涝灾害；秋季雨势较缓多为淋雨。由于地理条件因素的影响，降水受地形影响，塬面多于川道。夏季短而凉，冬季长而冷，气温垂直变化比较明显，昼夜温差大，其灾害性天气全年风，平均风速为1.4m/s，本区属泾河流域。泾河自西向东流经井田北部边界，流量随季节变化很大，枯水ms5700m3/s。年平均为57.7m3/s。其支流水节沟自南而北穿越井田东部，为常年流水河道，流量为0.014－2.4m3/s。X佛寺矿井(3.0Mt/a)、亭南矿井(0.45Mt/a)。本矿区是一个待开发的大型矿区，矿区总规模17.0Mt/a，共规划有大佛寺、胡家河、孟村、小庄四对大型矿井，雅店备用区和杨家坪远景区，亭南、官牌、蒋家河三个地方矿和一个地方矿开采区，即水帘区。矿区行政机构及中心居住区位于本井田内东部泾河北岸的鸭河湾，辅助与附属企业位于彬县县城对岸的朱家湾，规划中的西 (安)~平(凉)铁路由东南进入彬县县境后，在彬县县城对岸的朱家湾设彬县车站，再由彬县车站向西，过鸭河湾后跨泾河，在大佛寺矿井工业场地东北处转向北西，在安化村附近设有大佛寺车站。2.矿区经济情况彬县系陕甘宁老区，位于陕西咸阳市西北部，全县总面积1183km2，人口约31.94以油菜、烤烟为主；水果主要有梨、大枣、苹果、柿子、核桃等。工业现有卷烟、煤炭、电力、医药、化工等源电源彬县录长110kV变电站，矿井电源可靠。根据彬长矿区总体规划，将在长武亭口建设一座水库，坝址位于亭口镇上游的姚量少，其控制水流域面积4235km2。坝址处黑河河底高程为+850m，坝高53m，坝长供更为可靠的永久水源。黄陇侏罗纪煤田地处鄂尔多斯盆地南缘，形成于鄂尔多斯盆地发展中期。彬长矿和第四系。区域构造上彬长矿区位于鄂尔多斯盆地南部的渭北挠褶带北缘的庙彬凹陷，1.上三叠统延长群胡家村组(Th)3地表无出露，井田东侧6km外的鸣玉池以东泾河两岸见本群铜川组(Tt)及胡3家村组(Th)地层。岩性以灰~深灰色泥岩和浅灰色细~中粒砂岩为主，底部为油页3岩层。泥岩质纯细腻，水平纹理发育；砂岩分选好，胶结致密均匀层理。1地表无出露，沉积中心偏井田东南，厚度为0~38.73m。岩性为灰~灰绿色铝质泥岩、泥质粉砂岩、细粒砂岩，底部偶见角砾岩，砾石成分为三叠系砂岩和泥岩；具状菱铁矿结核。(2)中下侏罗统延安组(Jy)下含煤段：全井田分布，东南部边缘受彬县背斜隆起影响，有变薄趋势，水帘乡以西及侯家砭西部底部隆起区最薄，分别为16.64m和19.22m，南部同沉积向斜区，中含煤段：分布广、厚度大、保存完整，厚度为27~45m，岩性下部为灰白色粗砂岩或中细粒砂岩为主，中夹泥岩或泥质砂岩，常见一煤线，上部以砂质泥岩、泥岩上含煤段：井田内普遍分布，但由于受直罗组冲刷，残存厚度变化大，最薄为13.22m，最厚28.38m，一般为20~25m，岩性底部为厚层灰白色砂岩，中部为灰色砂质泥岩、泥岩夹中细砂岩，夹两层煤线，顶部地层区内缺失。容重为2.30~2.60t/m3，2井田内水帘沟、上沟有出露。岩性为灰绿、紫红色泥岩，砂质泥岩、粗砂岩与含砾粗砂岩。砂岩分选差，胶结不均匀，厚18.85~38.81m，容重2.24~2.31t/m3，抗压强度79~148kg/cm2。(Ja)2在水帘沟大圣庙以南有出露。岩性为棕红、紫红、灰紫等色泥岩、砂质泥岩、泥质粉砂岩及含砾粗砂岩，含钙质结核，分选差、胶结疏松，遇水膨胀，厚70.25~131.00m，抗压强度小于200kg/cm2，稳定性差。1井田内仅见志丹群下部地层，即底部宜君组和下部洛河组，该群与下伏地层假整合接触，组间为连续沉积。该组为志丹群底部砾岩，地面见于大圣庙沟底，除井田东南小部分外，区内均有沉积，东部水帘乡最薄，为22.50m，一般多为33.0~35.0m，井田中部厚度最大为38.80m。岩性为紫杂色砾岩，砾石成份主要为花岗岩、石英岩块、脉石英、燧石并见有少量石灰岩块。砾径5~15㎝，次圆~浑圆状、分选差、多为钙质胶结、胶结较紧该组地层在井田内中生界地层中出露最广，水帘沟的XX以北，泾河两岸及其支沟均有出露。由于井田位于该组沉积东南部边缘地带以及新生界的冲刷剥蚀，致使残留地层厚度变化较大，井田东南部无保存，向西北逐渐变厚，姜渠南塬钻孔内最大厚度红色块状中~粗粒砂岩夹浅棕色砂砾岩4~5层，局部夹薄层暗棕色泥岩，砾石成份及滚圆度同下伏宜君组，砾径一般为5~10㎝。砂岩为长石石英砂岩，多为铁质接触式胶结，胶结松散，孔隙良好，多呈巨厚层~块状构造，大型斜层理发育。4.上第三系上新统三趾马层(N)2位于塬面黄土层下部，不整合于中生界各组地层之上，各沟谷两岸均有分布，地表剖面为82m，为浅棕红色粘土层。粘土：致密，坚硬，裂隙发育含小钙质结核，具膨胀性。底部见浅灰棕色，浅棕色砂层及砂砾石层。砂层及砾石分选差，未胶结，局部地段钙质胶结，其压缩性低。5.第四系的更新统(Q-Q)及全新统(Q)4在井田内发育良好，更新统组成厚的塬面黄土，底部为下更新统(Q)与下伏三1趾马不整合接触，为浅棕色砂质粘土层，含分散状大姜石结核及不明显退化古土壤层，矿区地层综合地质柱状图见图1-2-1。6.72m(X)。本井田位于彬长矿区南部大佛寺向斜东端南翼，北邻亭口背斜，南靠彬县背斜，为北倾或北西倾斜的简单的单斜构造，北部位于大佛寺向斜轴部，地层平缓，倾角0°~3°，中南部倾角为5°~8°。南部位于彬县背斜北翼挠褶带，地层倾角较陡，一般12°~14°。依据构造形态及地层倾角变化，将井田内构造分为两部分，以X、X、CK孔连线为界线，南部为倾斜带，北部为平缓起伏带，现将分带段分述如下:11121.北部平缓起伏带：该带近于大佛寺向斜轴部，自南而北，地层趋于平缓，南侯家砭以西，中部的水帘乡一带，成煤前后为小的隆起，富县组地层无沉积，煤层也较两侧沉积薄。小隆起两侧相对较低，成煤前后地层、煤层沉积较厚。表现在煤层底板等高级上出现10~20m起伏差，该带除倾角平缓的小起伏外，无断裂构造。2.南部倾斜带：位于井田南部，为一单斜构造，地层北倾转为北西西倾斜，倾角12°~14°，平均13°，西部地层倾角有变小的趋势。地表未见断裂存在。小断裂构造发育在井田南缘，而在高级储量区范围内不发育。井田南部倾斜带在煤层开采过程中应注意小断裂构造的影响。及开发技术条件井田内含煤地层为中下侏罗统延安组，厚度为55.50m~94.21m，自下而上分为三4煤下距延安组含煤地层底部1.48~14.13m(X)，上距中含煤段底部砂岩0.33~2煤层大致呈东西走向，向北倾斜。煤层倾角0°~14°，南部倾角大，一般12°~14°，北部倾角小，一般0°~8°。煤层厚度13.87~18.50m(X)，平均24号煤层结构简单，一般在煤层上部与底部有夹矸2~4层，最多7层，岩性为泥岩、炭质泥岩与泥质粉砂岩。夹矸厚度0.05~0.25m，最大0.4m左右，含矸率0.8~4.7%。可采煤层4煤为黑色，沥青~暗淡光泽，参差状断口，条痕黑褐染手，易燃，燃井田内13个钻孔，全部取煤芯样进行分析，其结果为低灰(平均14.23%)、低硫 (0.52~1.47%)、特低磷(小于0.01%)、含油的不粘煤。精煤挥发份平均30.01%，Y值及粘结指数均为0，灰成份以氧化硅及三氧化二铝为主，氧化钙亦较高，氧化铁仅8.02%，为高熔灰份，T＞1286℃。2康燃料。X2.X2X3XX3X6X6X8X8XX9X9XXXXK煤的自然瓦斯成份(%)0.47CO224.83N286.8077.3065.9274.70H4氮气~二氧化碳带氮气~二氧化碳带氮气~二氧化碳带氮气~甲烷带氨气~甲烷带氮气~甲烷带氮气~甲烷带水帘矿21.300.4564.40解吸式氮气~甲烷带岩粉量40~60%，V值30%以上，结论有煤尘爆炸危险。检验结果见表r煤尘爆炸试样检验成果表煤尘爆炸试样检验成果表采样孔号火焰长度(㎝)岩粉用量(%)不燃物含量(%)结论XX3X3X6X6X6有爆炸危险X7X7有爆炸危险降低值Δt一般为12℃~17℃，V值大于30%，C含量大于80%，结论为自燃发火煤层。γ实际在水帘煤矿、城关煤矿一般采空区3~5个月就发生自燃。温井田内地温梯度最小为3.1℃/100m，最大为3.8℃/100m。煤层底板最低温度为5.煤的顶、底板岩性矿井开采的4煤层为特厚煤层，煤层直接顶为泥岩、砂质泥岩与细砂岩，南厚北薄，平均厚度1~5m；基本顶为灰白色粗砂岩、浅灰色~灰色粉砂岩及砂质泥岩互层，砂岩块状致密，厚度为7~5.9m，抗压强度小于100kg/m2,属半坚硬的中等冒落顶板。煤层底板为铝土质泥岩与铝土质粉砂岩，厚度3~10m。有时见泥质伪顶或伪底，本区洛河、宜君组主要含水层除矿区东南部局部缺失外，其余全区分布，厚度为0~500m。区内宜君洛河组含水层厚度由东到西、由南到北逐渐变厚，其富水性由南到本井田位于矿区东南部，含水层厚度一般为0~198.50m，上覆松散类岩层，与第四系全新统砂卵砾石含水层构成结构不同而具统一水位的潜水含水层，属富水性微弱矿井附近地表水体主要是泾河。泾河是由陕西省水利厅管理的一条较大河流。洪水频繁，暴涨暴落。河床受洪水淘刷，导致主河床摆动，洪水泛滥，淹没农田。两岸分布的天然石咀，对河势起约束作用，使河道成藕节状发育，河谷宽在1000-1500m，根据水利部门资料，该河段最小流量为1m3/s，洪水期最大流量为15700m3/s，年平均(1)第四系孔隙性含水岩组(Q)沿泾河河谷呈带状分布之全新统(Q)洪冲积物，厚4~12m。上部以浅棕黄色砂43212广布于基岩之上，各沟谷两岸均有出露。上部以浅棕红色砂质粘土为主，厚约(3)下白垩系洛河、宜君组裂隙承压含水岩组(Kz)为区内主要含水岩组。其上部以泥岩、粉砂岩为主的华池环河组(Kz)相对隔13+4水层，分布在井田以外。井田内仅分布洛河、宜君组地层，各沟谷广泛出露。洛河组岩性以综红色块状中粗砂岩为主，具大型斜层理为其特征。夹4~5层浅灰棕色砂砾岩，局部含暗棕色泥岩或砂质泥岩薄层。其中之砂层砾岩夹层，由于致密坚硬，耐风化，常成为无华池环河组隔水层，宜君组为一套灰紫杂色的砾岩和砂砾岩，钙质胶结，细密坚硬无层理。两组地层为一统一的含水体，其厚度在井田内最大为198.50m(X号孔)，8最小为59.70m(X号孔),15~长4号孔地带因剥蚀而缺失.1S=16.746~51.780mQ=1.350~6.279L/s(4)侏罗系裂隙承压含水岩组(J)由侏罗系各组地层组成。岩性以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩为主，含少量中、粗砂岩及煤层含水层，余则均为相对隔水层。安定组(Ja)底部砂岩、直罗组(Jz)底部22砂岩、延安组(J-2y)之局部砂岩以及8号煤层为主的含水岩组。1很微弱。S=64.39~89.71mQ=0.0045~0.00487L/sq=0.00005~0.00008L/sm延安组没有抽水试验资料，水帘煤矿1978~1984年的情况是：井下水主要为煤层补给来源：安定组含水层在沟谷出露地段，可获得降水及地表水渗入补给，但受出露面积小等条件限制，补给量有限。延安组含水层，处于封闭状态，仅能从上覆岩获得补给，其量更小。组隔水层(Jf)1厚度为25~30m，主要由泥岩及砂质泥岩组成，为隔水层。(Tt)3煤系基底，岩性是泥岩、砂质泥岩和粉砂岩互层，为相对隔水岩层。关系降水补给含水层，河床以上的含水层补给河水，河水补给河床以下的含水层。由于河床以下岩层的渗透性微弱，故河床以下岩层接受河水的补给量远小于河床以上含水层对河水的补给量，故河水流量仍显示下游流量大于上游的特征。3.矿井水文地质评述本井田内未发现断层，煤层埋藏深度一般为350~500m，位于当地侵蚀基准面以下。白垩系下统宜君洛河组含水层不直接参与矿井充水，仅侏罗系直罗组和延安组含水层为矿井直接充水含水层。其直接充水含水层埋藏深，裂隙不发育，补给条件不良，宜君、洛河砂岩为基岩主要含水层，其厚度及富水性在矿区变化很大。宜君、洛河砂岩厚度在矿区的西部、北部逐渐变厚，富水性也逐渐增强，在矿区东、南部逐渐矿正好位于矿区东南部的宜君洛河砂岩微弱区。采田内抽水钻孔的水文地质资料，宜君、洛河组含水层单位涌水量为0.0325~46L/s·m，小于1.0L/s·m。矿井属裂隙充水含水层，为简单到中等的矿床，富水性井质33理不宜饮用。(2)本井田按一类一型勘探，井田为简单的单斜构造，只因所处位置不同，其倾角大小有变化，为此小断裂及裂隙构造在煤层由缓变陡的区域特别发育。(3)矿井水文地质勘探类型是按煤层倾斜分层采煤法开采计算，煤层的冒落裂隙带顶面距宜君组底面45~108m，将水文地质勘探类型定义为裂隙类简单型是合理的。本次将采煤方法设计为综采放顶煤采煤法，一次冒落高度大，对于放顶煤开采的冒落(1)矿井可采的4煤层为特厚煤层，煤层顶板为泥岩、砂质泥岩、细砂灰、白mm危害。(2)根据近年开采情况及相邻矿井对4煤瓦斯参数测定：瓦斯压力为0.6Mpa，(3)本井田为单斜构造，煤层赋存稳定，顶板易垮落，底板遇水膨胀。(4)井田内由近水平向倾斜煤层过渡地段裂隙发育，瓦斯可能局部增高，生产时应加强监测，严格管理，采取抽放措施，确保安全。第二章井田开拓力及服务年限2.1.2矿井设计生产能力及服务年限KZ—矿井可采储量;MtKT—矿井服务年限;aT/2.40×1.4陕西地区本不属于煤炭短缺地区，但由矿井生产能力与服务年限的平衡关系以及当前和今后几十年市场对煤炭的需求量的要求，使得生产能力不能过低，故服务年限本井田位于彬长矿区南部，北临泾河，西兰公路，南为水帘矿区，以经距3880482为界划分，西为大佛寺井田，以纬349950为0界划分，东为火石嘴井田。点点号纬距(X)经距(Y)1388048223880482338808714388134553881466638819437388277883882397938827693882592副井365022503882602井田的走向长度为(东西长度)：4.873km，倾斜宽度(南北宽度)为：2.295km，(1)矿井地质资源量为207.150Mt。(2)矿井工业资源/储量为186.435Mt。(3)矿井设计资源/储量为180.481Mt。(4)矿井可采储量为128.124Mt。主要井巷工业场地合计开采损失防水煤柱00井田境界建筑物断层煤柱合计量煤层编号水平别可采储量井田可以布置工业场地的位置有两处：第一处位于井田正北边西兰公路与井田边界围成的区域；第二处位于井田东边井田边界处。经过比较，把工业场地选在第一处，原因是第一处：(1)地面比较平整，挖填方量小，场地布置简单；(2)与外界联系(铁路、公路、水、电、通讯等)方便、顺畅，西兰公路工业场(3)有利于井地车场和主要运输大巷布置、减少工程量；(4)有利于首采区布置，在井筒附近的开采条件好、资源/储量丰富，且不迁村；(5)井田两翼资源/储量基本平衡，便于井下开采；(6)不占良田；(7)有利于井筒的布置；2.井口位置的确定井口坐标见表2-2-1。主要井筒为：主斜井、副斜井。其中：主斜井倾角16°，斜长1368m，装备胶带输送机，担负矿井煤炭提升、回风任务；副斜井倾角16.7°，斜长1303m，装备双钩主要井筒为两个：主斜井、副斜井。其中：主斜井为主提升，担负矿井煤炭的提升，回风任务；副斜井为辅助提升，主要担负提升人员，运送材料，进风任务。通过运输大巷，轨道大巷将井田划分成南北两部分，北边采用盘区式划分成东西两个盘区，南边采用采区式划分成东西两个采区。(Mt/a)(m)限(a)号1234(m)1111储量(Mt)单单双双共布置两条大巷：运输大巷，轨道大巷。运输大巷用作主运输，兼回风巷；轨道大巷用作辅助运输，兼进风巷。两条大巷都位于煤层底板中，运输大巷距离煤层底板22m，轨道大巷距离煤层底板18米。两条大巷都沿着东西方向布置，坡度为3‰。大断断面积(㎡)净掘状序12主斜井装备普通胶带输送机，用于主提升；副斜井为串车斜井，采用矿车双钩提升，用于辅助运输。井筒断面为半圆拱，受力性能较好，承受顶压，测压能力都较大，务年限较长的井筒。特征表井筒倾井筒 (m)方位角井筒角长度井井(°)用途 (°)(m)口底主提升辅助提升井口坐标(m)XY365022403882592365022503882602图图井底车场的通过能力应大于矿井生产能力，并有30％以上的富裕量；(2)调车简单、安全、方便，弯道及交叉点少；(3)操作安全、符合规程、规范要求；(4)井巷工程量小，建设投资少、速度快、时间短，便于维护生产成本低；(5)施工方便，有利于各井筒间、井底车场巷道与主要巷道间迅速贯通，缩短由矿井生产能力、车场用途和通过能力，井筒的形式和提升方式，大巷运输方式及矿车类型确定井底车场。井底车场设置的硐室主要有：副斜井系统硐室—中央变电所，水泵房，水仓及等候室等，其他硐室有调度室，电机车修理间，人车停车场等。主排水泵房和主变电所联合布置，以便使主变电所向主排水泵房的供电距离最短，主排水泵房和主变电所布置在副井井筒与井底车场联接处附近，水泵房与变电所之间用耐火材料砌筑隔墙，并设置铁板门。关于中央水泵房中央变电所水仓的若干问题：水泵房与变电所之间用耐火材料砌筑隔墙，并设置铁板门;为防止井下突然涌水淹没井下，变电所与水泵房的底板标高高出井筒与井底车场连接处巷道轨面标高0.5m;在水泵房与变电所通往井底车场的通道设置密闭门;水仓共设两条且相互之间独立，互不渗透。井下生产原煤采用胶带输送机运输系统，并最终由主斜井提升至地面。副斜井井底40m水平，为双道起坡平车场，设空、重车线，存车线长度各为两列车长度，长度80m，采用8t蓄电池电机车调车，并辅以相应的重力自动滑行。车场内辅设30kg/maN=TQaQ—每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载矸石量、及其他材料设备等重Ta—每年运输工作时间等于矿井设计年工作日数与日生产时间(min)的乘积，n带式输送机车场及硐室由带式输送机的机头硐室及相关硐室，机头变电所及电控室，井底煤仓，及相联系的巷道组成。车场见图表2-5-1井底车场工程量表容容积(m3)净423.9掘1709.5752759.211497.4断面积(m2)净掘8.9609.76920.00024.753827.0737757.86128.2633.16(m)统井田的走向长度为(东西长度)：4.873km，倾斜宽度(南北宽度)为：2.295km，本区属陇东黄土高原东南部，井田内南高北低，南部为沟谷切割的塬、峁、沟壑地貌，北部为泾河台地和河川。塬面标高一般为+1040－+1060m，河川标高一般为+830m左右，相对高差为180－200m。区内塬面窄小且破碎，冲沟及黄土崖发育，地形井田内含煤地层为中下侏罗统延安组，厚度为55.50m~94.21m，自下而上分为三余煤层由于结构复杂，煤层极不稳定，煤层薄，均不可采。4煤下距延安组含煤地层底部1.48~14.13m(X)，上距中含煤段底部砂岩0.33~26.72m(X)。煤层大致呈东西走向，向北倾斜。煤层倾角0°~14°，南部倾角大，一般12°~14°，北部倾角小，一般0°~8°。煤层厚度13.87~18.50m(X)，平2岩、炭质泥岩与泥质粉砂岩。夹矸厚度0.05~0.25m，最大0.4m左右，含矸率0.8~矿井地质资源量为207.150Mt，工业资源/储量为186.435Mt，设计资源/储量为可采煤层4煤为黑色，沥青~暗淡光泽，参差状断口，条痕黑褐染手，易燃，燃产能力煤层，且煤层厚度13.87~18.50m(X)，平均16.76m，煤层结构简单，一般在煤层上2mm倾斜。煤层倾角0°~14°，南部倾角大，一般12°~14°，北部倾角小，一般0°~8°。采放顶煤采煤法开采冒落高度大。根据煤炭科学总院北京开采所的评估意见：当开采田内抽水钻孔的水文地质资料，宜君、洛河组含水层单位涌水量为0.0325~0.0346L/s·m，小于1.0L/s·m。矿井属裂隙充水含水层，为简单到中等的矿床，富水性弱。即使4煤层采用综采放顶煤开采冒落裂隙带高度达到宜君洛河砂岩含水层，矿井(3)具有良好交通条件。本矿井位于陕西省彬长矿区南部，彬县县城以西约5km处的水帘乡境内，312国道西(安)——兰(州)公路从矿区通过。矿井南至西安市公路运输十分方便。规划中的第二条陇海铁路线沿泾河北岸穿过，东至咸(阳)——铜(川)铁路的三原站130km与西韩线相接，西至甘肃平凉南站与宝中线相接,南经新丰镇车站与西(安)——(安)康铁路相接，北与西(安)——包(头)线相接。西 (安)——平(凉)铁路建成后，矿区交通十分方便。(4)井田内煤质好，可采煤层4煤为黑色，沥青~暗淡光泽，参差状断口，条痕黑褐染手，易燃，燃烧时浓烟、长焰、不熔化。强度中等，块煤率约50%左右。镜煤最(5)矿井有较好的投资效益和较合理的服务年限。经上述分析论证，矿区总体设计所确定的2.4Mt/a，井型是合理的。根据本井田的开采技术条件及规范要求，经计算矿井服务年限为53a，满足规范方案比较本井田为全隐蔽式煤田，煤层埋藏深，主要可采煤层4号煤层覆盖层厚度位于190m到710m之间;可供选择矿并工业场地位置有两处：第一处为矿井北边西兰公路与井田边界围成的区域;第二处位于井田东边井田边界附近的区域。结合不同的工业场地位置，进行主副井综合开拓方式的比较。(一)影响井口及工亚场地位里选择的主要因素(1)本矿井位于陕西省彬长矿区南部，井田南部为丘陵山地，不能布置工业广场，大缩(3)并田北部煤层埋藏稳定，煤层厚度较厚，首采区应布置在其范围。根据上述影响井口及工业场地位置选择的因素，提出了两个井口及工业场地位置，方案一为斜井开拓。工业场地及主、副井口选择在矿井北部西兰公路与井田边界主井井口标高为840m，井底标高440m，井筒垂深400m，采用胶带提升。副井井采用单水平开发全井田，主、副井落底后，设井底车场。根据井田形状、煤层产状、开采技术条件和井口位置等具体条件，井下设两条大巷，即在井田倾向中部沿东西走向设两条大巷，大巷按流水坡度3‰掘进，大巷都布置层底板岩层中。方案二为立井开拓。工业场地及主、副井井口位置依然选择在矿井北部西兰公路与井田边界围成的区域，工业场地较为开阔，地形平坦，场内建筑物依现有的公路布置，分区明确，布局合理，功能齐全，既便于各分区系统的联系，相互干扰又小。mm深400m，采用箕斗提升。副井井口标高840m，井底标高430m，井筒垂深410m，采用罐笼提升。井底通过车场与两条大第三章大巷运输及设备3.1大巷运输方式选择根据井田开拓方式、井下装备，生产能力等因素，设计采用带式输送机运煤，1.本矿井生产能力大，采掘机械化程度与生产集中化程度高，采用带式输送机可实现从回采工作面、大巷和井筒的连续化运输，具有运输能力大、增产潜力大、运输可靠、安全性好、维护管理简单，易于实现集中控制、集中管理等优点，能较好地适应本矿井生产的需要。2.采用带式输送机运输，能适应煤层巷道坡度的起伏变化，可按煤巷布置与新型3.根据本井田煤层浅部倾角大，中深倾角缓的特点，运输系统力求简单、环节少、用人少，运营费用低，利于集中管理。出，效益更佳。矿井辅助运输形式的选择不但取决于辅助运输量的大小，同时也与辅助运输巷道坡度变化情况有着十分密切的关系。根据本矿井的开拓开采设计，因此辅助运输采用长宽高材料车MC1.5-9B平板车MPC5-95重型专用30900平板车平板车MPC1.5-9B240048000平板车ZP-1010.53440123034690011001096矿车MC1.7-9B1.5240010501100900750974各类车辆数量表第四章采区布置及装备的选择首采区位于井田的西北部，南边紧邻两条大巷，东边紧邻主副井，位于工业场地保护煤柱线附近。和井田内其他采区相比：①首采区煤层赋存条件好，地质构造和开采技术条件简单，地质勘查程度高；③采区生产能力大，服务年限长，能保证接替采区的正常接替；⑤首采区位于工业场地保护煤柱线附近，工程量省、贯通距离短；2.采区设计生产能力a通过运输大巷，轨道大巷将井田划分成南北两部分，北边采用盘区式划分成东西两个盘区，南边采用采区式划分成东西两个采区。2.采区参数的确定①采区倾斜长度的确定：采区倾斜长度为700-1100m。②采区走向长度的确定：采区走向长度为2000m。③采区生产能力确定A=LVmyC000采区12i12(1)本井田走向长度为(东西长度)：4.873km，倾斜宽度(南北宽度)为：2.295km，井田面积为：9.825k㎡。共划分四个采区，其中首采区位于井筒西边，本设计针对首采区进行采区划分布置工作面开采。(2)确定首采区走向长为2.0Km，倾向长约1Km。西部，北部为井田边界，南部(3)首采区内地质构造与煤层特征：。度较厚，平均厚度为17m，又符合放顶煤的条件，所以采用分层综采放顶煤的采煤方法。把煤层分两层开采，每层平均厚度为8.5m，放顶煤采用采取得了突出的技术经济指标，发展迅速。兖州矿区、潞安矿区、阳泉矿区以发展放顶煤采煤技术为先导，带动采煤、掘进、开拓、安全、机电、运输、通风、管理等相关技术的发展。在中国发展和推广放顶煤开采的矿区，在装备配套改进、放顶煤工艺改革、优化巷道布置、改善运输方式、瓦斯排放系统，工作面除尘、防止煤层自燃，提高顶煤回采率，以及放顶煤生产技术措施与管理方法配套等方面，进行了一系列探索矿井已普遍使用。综放开采技术已经成为我国厚煤层矿区高产高效建设的主要手段之(1)高产高效：由于放顶煤开采已经实现了采放平行作业，一个工作面的生产相的生产，单产和效率比分层开采均能提高。(2)巷道推进效率低：据统计比分层综采巷道掘进率要低50％~60％，特厚煤井采掘关系。(3)单位进度采煤能力加大，工作面搬家次数少：一百万吨的搬家次数较分层开(4)减少工作面个数：三百万吨矿井直接实现一矿一面，可以大量节省全矿劳动(5)占放顶煤工作面煤量一半以上的顶煤基本是利用地压破煤，依靠自重放煤的，法。(6)与一般的综采相比，综采放顶煤采煤成本明显降低。(7)综采放顶煤开采的过程中，由于其顶煤是利用地压破碎，依靠自重有控制的煤种经济效益是比较明显的。综上所述，综放可以大大降低原煤成本提高市场竞争力，它已经成为我国厚煤层(1)本井田内煤层倾角较小，一般平均7o左右。煤层沿走向有向斜构造，并且矿(2)综采放顶煤具有工程量省，准备时间短的优点。据统计比分层综采巷道掘进(3)采用综采放顶煤采煤法可以使矿井在运输、通风、供电、排水等距离缩短，费用降低。这样一来，为工作面连续稳产高产高效创造条件从而保证了整个矿井的高产高效，同时也符合了国家的关于煤炭行业的建设高产高效矿井的大纲方针。矿集团鲍店矿、东滩矿、兴隆庄矿、济宁三号矿、潞安局王庄矿、新集集团新集煤矿、本矿井煤层平均厚度为16.76m，分两层开采，按采煤机割煤高度3m计算，顶煤综放工作面顶煤冒放性随顶煤厚度的增大而减弱，理论研究也证明综放开采顶煤最大临界厚度为9.5~10.0m，最小临界厚度为1.5~2.0m。顶煤冒放性相对较好。根据国内外大多数综放工作面的实测数据统计表明，煤层强度是影响顶煤冒放性的关键因素，一般来说，当煤层强度大于20MPa，顶煤冒放性随强度增大而逐渐变差。本矿井煤单向抗压强度为19MPa以下，属冒放性较好的煤层。本矿属低瓦斯矿井，煤不自燃，但是受火区影响范围和长度不同，应采取相应的m煤柱保护带。综放开采时，工作面推进速度快，综合防灭火的措施必须具备。设计认为，在本矿井采用综采放顶煤开采是可行的，其顶煤冒放性属一般~较好，具备采用综放开采的基本自然条件。根据上述因素，设计确定本矿井采用分层综采放顶煤条带式采煤法。b．根据国内综放面的长度，当煤层厚度较大，放煤时间较长时，工作面长度以150~200m为宜。c．根据矿井设计生产能力，主运输系统能力、地面生产系统能力，工作面长度应根据以上几点分析，该采区的综放工作面长度确定为200m。该采区综放面开采适合分层放顶煤开采，煤层平均厚度为16.76m，采煤机割煤3、工作面年生产能力综放工作面选用的是0.6m截深的双滚筒采煤机，单向割煤斜切进刀，割煤速度为4m/min，割两刀放一次顶煤，放顶煤步距1.2m，采用双轮多口顺序放煤工艺，工作面t(2)工作面日产量0(t)(3)工作面年产量割煤：采煤机采用斜切进刀，双向割煤，前滚筒割上刀，后滚筒割下刀，割煤高放煤：工作面支架顶梁切顶线走脱切巷开始放煤，机组每割两刀煤放顶煤一次，放煤步距1.2米，工作面采用两采一放追击作业，放顶煤滞后机组后滚筒不得小于15米，采用按支架编号间隔单轮放煤，有两人放煤，甲放单号架，乙方双号架，每架需装运方式：机组割下的煤有机组落选和前溜铲煤板相配合自动装入前溜内，放下的煤溜入后溜内，支架底室及架间附煤有工人用铁锨攉入煤溜内，经各部运输机至煤割煤机组后滚筒3-5米移架时，若此时断面距小于0.6米时，在移架过程中，需边移架边收伸缩梁，若此时断面距小于0.6米时，在移架过程中，则根据断面距大小，在移架时适当收伸缩梁或不收伸缩采煤机：MGTY250/600-1.1D型电牵引双滚筒采煤机，600KW，电压1140V，截深0.6m，采高2.0~3.0m。GZKWVVh采煤工作面选用双滚筒采煤机割煤，滚筒旋转自行装煤，综放工作面割煤由前部刮板输送机运输，放顶煤由后部刮板输送机运输。综放工作面由可弯曲刮板输送机运(1)采煤机选型根据生产要求，结合本矿井具体条件，设计推荐选用MGTY250/600w型电牵引采煤截深0.6m(2)液压支架选型压支架(支撑掩护式)，支架承受的载荷为：则P=(6~8)7.79×2.5×3cos7°＝3430~4570kn底板比压平均为1.9MPa，根据《底板分类方案》，煤层底板为Ⅱ类，容许比压为3.0~6.0MP故所选支架可以满足开采的支护要求。(3)工作面其它设备工作面前后输送机均采用可弯曲式，SGZ-764/400型，中双链，2×200KW，1140V/600，V齿轨牵引，800t/h，移动变电站、乳化泵站及工具室集中布置在运输顺(4)工作面供电供液硐室内设备配置生产工作面的用电用液均由设在运输巷内离工作面开切眼600米处专用峒室的设(5)硐室内的主要设备：2台KBSGJ/1000/1140型移动变压器，外形尺寸(长×宽×高)3680×1100×1570mm，每台重6540公斤；3台DRB200/31.5型乳化液泵箱,每台外形尺寸(长×宽×高)2360×960×1030mm。峒室内还有临时简易油库，及其乳化泵站配套的馈电开关和磁力启动器。由峒室向工作面供液的高低压管路，供电的各类电缆，以及由平巷来的水管管道，都统统有序安设在运输工作面一侧的煤壁上。工作面中使用的馈电开关、磁力真空启动器，以及供照明通讯用的变压综保设备等均附载在转载机中段的盖板上，随着工作面后退开采可以附机前移(后撤)。煤平行作业。作业方式，采用四班工作制，采用“三采一准”。循环工艺流程为：采煤机由机头进刀→由机头向机尾割煤→移架→推移前部输送机→采煤机在机尾进刀→割煤→移架→推移输送机。工作面在第二刀开始割煤随采随放，移架滞后于采煤机割煤，推移输送机滞后于移架。采煤机采用端头斜切进刀，进刀长度20m左右，移架滞后采煤机后滚筒3~5m，矸为止。其特点是：(1)相邻两架同时放煤可将大块煤放出，加快了放煤速度。(2)可以把上次没有放完的煤放完，提高回收率3％左右；(3)简便易行，方法灵活；(4)采、放完全平行作业，提高了开机率，充分发挥了设备的效能。表02362111223211116854442232111122321111序号序号项目1煤层名称2采煤方法3工作面长度4工作面推进长度5煤层厚度或采高6煤层倾角MMM度79MMt刀TTM6第五章矿井通风与安全5.1拟定矿井通风系统依据矿井生产安排及准备、回采系统的布置,将矿井通风分为两个阶段。生产中前全矿井的通风系统作全面、长远的规划,使其既可适应前期生产要求,又满足后期发展及生产中的变化情况。全矿第一通风阶段采用中央并列式通风，通风方式为抽出式，第二阶段可考虑采用中央边5.2矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算摩摩擦巷道断面净断面风量Q风阻RSmQms(N·s2·系数L(m)U(m))m-8)10037213.7913.184035.86024413.5912.766067.87047513.7913.184032.17066013.5912.7660108.8130100014122355.760100014122325.73415014.212.1468.6701000141246120主斜井副斜井运输大巷轨道大巷运输顺槽轨道顺槽工作面摩摩擦巷道断面净断风量阻力长度周长面S(m2)Q(m3/系数L(m)U(m)s)10037213.79135912.766070134313.7913.184070143713.5912.766013012501412236012501412233415014.212.146701270141246f=hf矿井的总风量，应按井下同时工作最多人数所需总风量和按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和(即累加法)分别进行计算，并选取其中最大值。累加法kjtjjjdjqtkt∑Qcj——采煤工作面实际需要风量的总和(m3/min)；∑Qjj——掘进工作面实际需要风量的总和(m3/min)；∑Qdj——独立通风的硐室实际需要风量的总和(m3/min)；∑Qqt——除了采煤、掘进、独立通风硐室以外其他井巷需要通风风量的总和(m3/min)；Kkt——矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)，宜取1.15~1.25。采煤工作面实际需要的风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作面温度、炸药用量、人数等分别计算，取其中最大值，并用风速验算。掘进工作面实际需要的风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、炸药用量、人数等分别计算，取其中最大值，并用风速验算。独立通风的硐室实际需要的风量，应根据不同类型硐室分别计算，机电设备散热量大的硐室，应按机电设备运转的发热量计算，充电硐室应按回风流中氢气浓度小于其他井巷实际需要的风量，应按瓦斯涌出量和最低风速分别计算，取其中最大值。1.按井下同时工作的最多人数计算矿井总进风量Q=4×N×Km3/min通矿通K——矿井通风系数，取1.2；通Q=4×100×1.2通80m3／min=6m3/s总采掘硐其它矿通采∑Q——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；掘∑Q——硐室实际需风量的总和，m3/s；硐∑Q——矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，其它斯涌出量计算Q=Q+Q2综放顶回=40×0.8×q×K+100×0.2×q×K2综放采2综放采0.×37.82×1.2+100×0.2×37.82×1.29.97(m3/min)=39.33m3/s2综放2q—2煤综放工作面的瓦斯绝对涌出量,m`3/min2综放2K—综放、综采工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数,K取1.2，炮采K采取1.8；采采②按工作面温度计算Q=V×S×K，m3/s2综放采采i采S—采煤工作面的平均有效通风断面积，m2；采K—采煤工作面长度系数，综放、综采取1.2，炮采取1.1；iQ=0.9×10.8×1.2=11.66m3／s，取12m3／s；③按人数计算实际需风量Q=4×N/60，m3/s采Q=4×30／60=2m3／S；采15×S≤Q≤240×S采采采Q≥15×14.2=213m3／min=35.5m3/s；采小Q≤240×14.2=3408m3／min=56.8m3/s采大Q=100×q×K／60，m3/s掘瓦掘掘通掘q—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min瓦掘K—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，综掘取1.6，炮掘取2.0。掘通Q=100×4.86×1.6=777.6(m3/min)=12.96m3/s，取13m3/s。实际需要的风量Q=4N／60，m3／s掘Q=4×15／60=1.0m3／s，取1.0m3／s；综掘计算Q=(Aj×b)/(T×c×60)掘0.1)/(30×0.0002×60)行验算15×S≤Q≤240×S掘掘掘式中：S—煤巷掘进工作面断面积，最大为15.7m2；掘Q≥15×15.7=225m3／min=3.75m3／s；掘小Q≤240×15.7=3600m3／min=60m3／s；掘大井下需要独立通风的硐室为爆破材料库、中央变电所和水泵房等，根据国内类似据以上结果，矿井总进风量为：=107m3／s,5.4矿井通风设备的选型矿井通风设备是指主要通风机和电动机。矿井必须装设2套型号规格相同的通风①应满足矿井第一水平开采各个时期的工况变化需要，并要求通风设备在较长时期高效运行；当工况变化较大时，应根据矿井采区分期投产时间及节能情况分期选择电动机；必要时，可采用电器调速装置调整风量及负压满足工况要求。②通风机能力应留有一定余量，轴流式通风机在最大设计风量和负压时，轮叶运转角度应比设备允许范围小5°；离心式通风机的选择设计转速不应大于设备允许最③通风机电动机的选择，一般宜采用鼠笼型或绕线型异步电动机，但容量较大时网容量允许时应采用直接起动方式。Q1=KQ＝1.15×100＝1115m3/s；Q2=1.15×110=126.5m3/slk通风机计算需要的风压：容易时期：H=h+△h+h=517.2+20×9.8+0sminminZ=713.2PahhsmaxmaxZ20×9.8+0=1212.5Pa一次转速的方案较优，矿井投产时通风机转速735r/min，困难期通风机转速产时叶片角度0°5.5计算矿井通风等积孔A,m2Rm矿井通风容易时期、困难时期的通风阻力计算表按规范要求考虑自然风压的影响后，通风容易时期的通风阻力为517.2Pa,等积孔为5.2m2；困难时期的通风阻力1016.5Pa,等积孔为4.1m2。5.6预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板安全技术措施一个矿井中，只要有一个煤(岩)层发现过瓦斯，该矿井即定为瓦斯矿井，并依照矿井瓦斯等级的工作制度进行管理。矿井瓦斯等级，按照平均日产一吨煤涌出瓦斯量和瓦斯涌出形式划分为：煤与瓦斯突出矿井：矿井在采掘过程中，只要发生一次煤与瓦斯突出，该矿井即为突出矿井，发生突出的煤层定为突出煤开采有突出危险的矿井，必须采取防治突出的措施。防突措施分为两大类，第一类为区域性防突措施；第二类为局部性防突措施。区域性防突措施是指实施防突措施以后可使较大范围煤层消除突出危险性的措施。局部性防突措施是指实施防突措施以后可使局部区域(如掘进工作面)消除突出危险性的措施。突措施的检验和安全防护措施。(1)区域性防突措施区域性防突措施主要有开采保护层和预抽煤层瓦斯两种。矿井或采掘工作面瓦斯安全规程》的有关规定和开采有煤与瓦斯突出危险煤层时，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放系统。抽放瓦斯设施应符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。(2)局部性防突措施局部性防突措施主要有松动爆破、钻孔排放瓦斯、水力冲孔、大型突出往往发生于石门揭开突出危险煤层时。所以石门揭开突出危险煤层，以及有突出倾向的建设矿井或突出矿井开拓新水平时，井巷揭开所有这类煤层或在突出危险煤层内掘进时，都必须采取有效的预防突出的措施，确保生产安全。代以来，由于大型高效通风机的投入使用，自动遥测监控装置的使用和采取了瓦斯抽放等一系列技术措施，瓦斯爆炸事故已逐渐减少，但尚未完全杜绝。所以编制预防瓦斯爆炸事故的措施极为重要。预防瓦斯爆炸的措施，总括地讲就是防止瓦斯的积聚和杜绝或限制高温热源的出现。(1)防止瓦斯积聚搞好通风、及时处理局部积存的瓦斯、抽放瓦斯以及经常检查瓦斯浓度和通风状(2)防止瓦斯引燃防止瓦斯引燃的原则，是对一切非生产必须的热源，要坚决禁绝；生产中可能发生的热源，必须严加管理和控制，防止它的发生或限定其引燃瓦斯的能力。采用防爆电气设备、供电闭锁装置和超前切断电源的控制设施、煤矿安全炸药和瞬发雷管等对于防止瓦斯爆炸有重要作用。(3)防治煤与瓦斯突出煤与瓦斯突出是一种复杂的矿井瓦斯动力现象。开采有煤与瓦斯突出危险的煤层合①在突出矿井中开采煤层群时，应首先开采保护层。保护层的选择，应优先选择无突出危险的煤层作为保护层；当突出危险煤层的上、下均有保护层，应优先选择上保护层；当矿井中所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险程度较小的煤层作为②保护层的有效保护范围，应根据邻近矿井的经验确定；若无邻近矿井参考时，可按《防治煤与瓦斯突出细则》设计。③开采保护层的矿井，被保护层的巷道必须布置在保护范围内；开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。④开采单一煤与瓦斯突出危险煤层和保护层开采后的未保护区，当煤层透气性系数大于或等于0.001mD(毫达西)时，应采用预抽煤层瓦斯防治突出措施。开采自燃和容易自燃的煤层，应根据自燃危险等级采取以下综合防灭火措施：(1)合理布置巷道、选择合理的采煤工艺、巷道支护形式和通风系统、合理确定近距离相邻煤层和厚煤层分层同采时两工作面之间的错距。(2)灌浆与阻化剂灭火。(3)均压防灭火。(4)凝胶方灭火。(5)惰气防灭火。煤矿建立现代化的环境监测系统进行火灾早期预报，是改变煤矿安全面貌防止重大火灾事故的根本出路。近年来，国内外的煤矿安全监测技术发展很快，对改变我国煤矿安全状况起到了一定的作用。矿尘矿尘是指在矿山生产和建设过程中所产生的各种煤、岩微粒的总称，具有很大的。(1)预防煤尘爆炸的技术措施(2)矿山综合防尘凡影响、威胁矿井安全、使矿井局部或全部被淹没并造成人员伤亡和经济损失的矿井涌水事故都称为矿井水灾。矿井突水事故所造成的经济损失也是巨大的。水患严重的矿井，应根据矿井的自然条件、技术条件、经济效益以及环保等因素，采取以防为主的综合防治水措施，并应按有关规定配备设备。(1)做好矿井水文观测与水文地质工作；(2)井下探水；(3)疏放水；(4)截水；(5)矿井注浆堵水。5．预防顶板冒落事故常见顶板事故有因局部冒顶和大面积冒顶所造成的事故。我国顶板死亡事故约占煤矿总死亡事故的40~50%。而其中80%发生在采场。坚硬顶板不易冒落常形成大面积悬空，存在着大面积垮落的隐患。大同矿区等矿区普遍存在着顶板初次垮落前大面积悬空现象。神东矿区顶板尽管不算坚硬，但初次垮落前悬空面积大，通常选用高阻力的液压支架并辅以人工强制放顶。开采有冲击地压的煤层群时，应符合下列规定：1必须首先开采保护层。选作保护层的煤层应是无冲击地压或冲击地压较弱的煤2保护层的有效保护范围应根据邻近矿井的经验确定，或与类似条件矿井的实测3未受保护层的煤层和区域，必须采取放顶卸压、煤层注水、打卸压钻孔、超前爆破松动煤体等措施，并应按有关规定配备设备。煤层注水压力应根据地应力和煤的硬度等因素确定。注水后煤层水分不应低于4%。5对冲击地压煤层，应根据顶板岩性掘进宽巷或沿采空区边缘掘进巷道。巷道支8m，联络巷道应与两条平行巷道垂直。第六章矿井提升、运输、排水、供电设备选型井提煤任务。辅助提升为双钩串车提升，承担全运输大巷的皮带输送机输送完成矿井原煤提升任务。主斜井原h*0.9*3600th545(t/h)1m2)车场形式：平车场；4)提升量：(1)最大班下井人数150人；(2)矸石266.7t/班；(3)设备、材料等5次/班，(4)最大件重量15t。(1)双钩串车提升(3)、绳端载荷：＝5×(974+1.7×1600×0.9)×(sin14°＋0.015×cos14°)×9.81÷＝(2480×2＋1373×2＋59×70)×(sin14°＋0.015×cos14°)×9.81÷＝(1050＋15000)×(sin14°＋0.015×cos14°)×9.81÷1000(4)、钢丝绳每米重量Pk：＝(43.05×1000÷9.81)÷〔1.1×15500÷7.5－(1244＋30＋80)×(sin14°FQ＋PkLK(sin14°＋0.015×cos14°)×9.81＝43.05＋2.75×(1244＋30＋80)×(sin14°＋0.015×cos14°)×9.81F矸C＝58.98－974×5×(sin14°＋0.015×cos14°)×9.81=48.11kNFQ＋PkLK(sin14°＋0.015×cos14°)×9.81＝29.96＋2.75×(1244＋30＋80)×(sin14°＋0.015×cos14°)×9.81F人C＝45.88－(2480×2＋1373×2)×(sin14о＋0.015×cos14о)×9.81FQ大件＋PkLK(sin14°＋0.015×cos14°)×9.81＝40.38+2.75×(1244+30+80)×(sin14°+0.015×cos14°)×9.81F大件C＝56.31-5×(974+1.7×1600×0.9)×(sin14°+0.015×cos14°)×(5)钢丝绳安全系数：Dg取D＝3.5m、滚筒宽度(缠二层)：B＝(1274+60+7×π×3.556)×(28+3)÷(2×π×3.556)kWV(9)提升机电控选用：低压全数字四象限变频调速提升机电控，一套。根据井田开拓方式、井下装备，生产能力等因素，设计采用胶带输送机运煤，其1.本矿生产能力大，采掘机械化程度与生产集中化程度高，而胶带输机可实现从回采工作面、大巷和井筒一条龙主运输系统，具有运量大、运输可靠、安全性好、维护管理简单，易于实现集中控制等优点，能较好地适应本矿井生产的需要。2.采用胶带输送机运输，大巷坡度没有严格要求，可按煤巷布置与新型的辅助运输设备相配合，有利于改革矿井的开拓部署，多做煤巷，少做岩巷。3.国内外的大型、特大型矿井普遍采用胶带输送机运输，运距超过4~5km以后，其经济效益仍然比其它运输方式好。电动机YB560S-4N＝3×560KW(防爆)2CST420K，i=17.4，三套D泵(单台水泵流量30~50m3/h、扬程277.5~230m、配用电机功55kW、电压660V)，BB1532~413m，转速2950r/min。一台工作，一台备用、一台检修。BL2第七章环境保护本矿井位于陕西省彬长矿区南部，彬县县城以西约5km处的水帘乡境内。本区属陇东黄土高原东南部，井田内南高北低，南部为沟谷切割的塬、峁、沟壑地貌，北部为泾河台地和河川。塬面标高一般为+1040－+1060m，河川标高一般为+830m左右，相本区冬春干旱，夏季炎热，秋季多雨，属暖温带半干旱大陆季风气候。四季比较分明，雨热同期，气温日差较大，干湿季节分明。年平均气温8.4℃——11.0℃。本区属泾河流域。泾河自西向东流经井田北部边界，流量随季节变化很大，枯水元结构调整为粮、经、草三元结构。种植农产品主要有小麦、玉米、大豆，经济作物以油菜、烤烟为主；水果主要有梨、大枣、苹果、柿子、核桃等。工业现有卷烟、煤炭、电力、医药、化工等38.1，SO4含38.1，SO4含矿区内大气环境中SO及NO浓度均未超过大气环境质量的二级标准，TSP和自然降尘2X量；③液体污染源矿井井下生产排放的废水、矿物加工洗选排放的工业废水、及生开发对生态环境的影响与评价这种沉陷破坏了原有的地形地貌，对地表生态、植被破坏严重，导致水土流失和土地的荒漠化，是开采土地损害的最严重的形式之一，对地表建筑设施的破坏也最为移动变形破坏，地表非连续移动变形破坏对土地的损害也最为严重，在下列地质采矿条件下，开采引起地表移动变形为非连续形态。(1)应用长壁式跨落管理顶板方法开采煤层，且采深采高比H/m<40时，采后地表移动变形剧烈，表现为非连续移动变形破坏，出现地表裂缝、塌陷坑、台阶下沉等(2)厚煤层放顶煤开采时，由于一次开采厚度大，加剧了开采煤层上覆岩层的破(3)在山区地表条件下，开采引起地表滑坡，形成大面积土地损伤破坏；(4)急倾斜煤层开采时，由于煤层赋存特点，使得开采引起煤层顶板破坏范围相(5)开采煤层覆岩有大的断层、褶曲等地质构造破坏条件下，也易引起地表非连泽地在潜水位较高地区，由于开采沉陷使地下水位上升到地表标高以上或接近地表，就会形成积水坑、沼泽地或使地表盐碱化，破坏土地的经济使用价值。在土壤学中，一般把表层含有0.6%~2.0%以上的易溶盐的土壤叫盐土，把交换性钠占交换性阳离子难成活，这样的土地就成了不毛之地。这种开采沉陷损害条件下地表的建筑设施，如房屋、道路等均会受到严重的损害。土地是人们赖以生存的最基本的资源，开采沉陷土地损害是人类活动对土地损害我国的国土总面积约0.96Gha，耕地面积只占国土面积的十分之一，我国人均国土面积0.87hm2，耕地面积0.088hm2，是世界人均耕地(0.32ha)的1/4。美国人均国土面积4hm2左右，耕地面积0.79hm2，矿山开采土地损害不可避免，开采土地损害可以控制，损害土地可以复垦综合利用。欧美国家土地复垦率在60%以上，我国不足20%，近年来大型国有煤矿在土地复垦开采对水体结构的破坏形式多样，例如造成河流湖泊水库等的泄漏；地表明河转流；地下浅层水向深层泄漏等。所产生的后果主要有：(1)破坏了水源：水源条件是矿区开发的最基本的条件之一，开采一旦造成对水资(3)引起更大的环境问题：由于中央水面影响农业的发展，引起植被破坏，土地荒漠化等问题.根据开采区地质构造、地形、煤层埋藏赋存等条件，主要分析预测开采引起的地与瓦斯突出等灾害的可能性。资源开采环境损害的控制与生态重建