采区设计参考洞45万吨初设

GraduationDesign(Thesis)ofChongqingPrimaryDesign(450kt/a)ofLongwangdongUndergraduate:LIURongSupervisor:Prof.CaoShugangMajor:MiningEngineeringCollegeofResourcesandEnvironmentalScienceChongqingUniversityJune 对龙王洞煤矿进行年生产能力450kt的初步设计。矿井可采煤层为一层煤，煤层倾10°~72°2.40m。邻近矿井+528mm3/t绝对瓦斯涌出量为21.57m3/min矿井属高瓦斯矿井由于矿井长31378kt49.8年。长壁开采法，倾角小于55°煤层采用综合机械化采煤作业，大于55°煤层采用风方式，工作面“U”型通风。：斜井 长臂采煤法，对角式通风系Long-wang-dongMineislocatedinHuaying,SichuanProvince.ItispartofLv-shui-dongMine.DuetothedesignrequirementsIdesignedtheLong-wang-dongMine.Thetrafficofminelotisconvenient.Accordingtotheinformationofthemineprovidedbymygraduationinternshipinthemine,Ihaveaprimarydesignof450ktperyearofthecoalproductionabilityfortheLong-wang-dongMine.Thereisoneworkableseam.Seamdipanglerangefrom10°to72°.Thicknessofcoalseamis2.40m.Relativegasemissionminein+528mis13.92m3/t,theabsolutegasemissionis21.57m3/t.Sothemineisgasmine.Duetothelengthoftrend,choisethediagonalventilation.Thereis42301.33ktofGeologicalreservesand31378ktofrecoverablereserves.IndustrialreservesisequaltheGeologicalreserves,.Theservier-lifeofthemineis49.8years.Themodeofdevelopmentisusedmainandauxiliaryslopeandsubinclinedshaftdevelopment.Coalsaretransmittedwithextensiblebeltconveyerinentry、mainhaulagewayanddrift,explosion-proofelectric otivepulltramcartransportonthetrackisusedastheauxiliarytransportation.Coal-miningmethodisLongwallminingonstrike.Whenthedipangleoftheseamsislessthan55°,ComplexMechanicalCoalMiningTechnologywillbeused;whenitismorethan55°,False-inclinedFlexibleShieldminingmethodwillbeused,themajorityofcoalseaminclinationlessthan55°.MiningSequenceforseamsisdowngoingmining,forminingareaisforward,forregionisback-type.Theventilationisexhaustventilationformineand“U”typeventilationforworkingThePreventionMeasuresfortheMineminingprocesstohighgas,coal-dustexplosionandcoalseamspontaneouscombustionetcareperfect.Forexample:thefirstpumbeforeminingsetupspecializedbacktowindroadway,etc.:Inclined Longarmmining Diagonal 井田概况及地质特 井田概 地质特 矿井生产规 井田境 井田储 提升小时 井田开 概 煤层群分组及............................................................................. 开采顺 采区计 采煤方法和采区巷道布 采区准备和系 采掘....................................................................................................采煤工 井下和矿井提 井下设计要求的相关原始资 矿井................................................................................................................. 采区设备的选择和验 矿井通风与安 矿井安 瓦斯防治措 煤尘的防治措 致 参考文 附 1.1概矿区和矿井的位置、交通概龙王洞位于省市的区华蓥市邻水县。位于华蓥山背脊脊部地带，南北长9.7～6.6km，东西宽1.5～0.8km，面积9.09km2。地理坐标106°52′32″～106°56′15″30°22′50″～30°27′30″。本区交通方便。国铁襄渝铁路从西侧通过，邻（水）广（安）公路东西横穿，西接渝（重庆）达（达县）公路。1998年建成的广渝高速公路从南25km9.4km均有公均有公 。矿区交通位置见插图1.1矿井地形、地

1.1矿区地处华蓥山脉的中段，华蓥山脉为川东北北东向延伸的平行山系的一500～1700m；矿区地势为一组北东向长矩状的山岭与谷地，山地与谷地平行排列，最为高登山，海拔1704.1m，龙王洞就位于500m，为中山和低山山地。其中龙王洞矿区海拔在713～191m之间，由两侧向中心山体高程增大，岩溶糟谷，岭脊交错排列，山500m。1000m以上为垄脊状岩溶中山，500m1000m地段为垄状岩溶低山，高登1500－1704.1m的高山山峦。脊状岩溶中山体浑厚，脊线与脊状岩溶中山，山体横向宽度大，内部呈形山峦，局部形成陡崖，山峦灰岩出露带,其与构造线相一致,横向上宽度受地层产状及灰岩露头宽度限制,岩溶糟谷地带是岩溶作用最为地带,糟谷内地表溶沟、溶槽、溶芽、溶蚀裂隙及小型溶蚀洼地发育,落水洞、溶洞、暗河、伏流等屡见不鲜。其中龙王洞500～1000m，岩溶低山。龙王洞矿区中部岩溶中山范围小，两侧气候、温度雨量雨季旱季风向风本区地处中带湿润季风气候区，气候温暖，热量充足，雨量丰沛，空气湿度大，日照少，霜期短，风力小。年平均气温17.1℃,最（1月）平均气温6℃，最热月（7月）27.810℃以上的年积温5600306-328d1200mm主要河流、湖泊、水库、分内无河流，流经外西侧的桂兴河及邻近的天池湖是附近较大的地表120hm2。区内冲沟、小溪发育。本地区史、结冰期、冻土期概根据省局和华蓥市提供资料，本区烈度为7度矿区和矿井开发史及煤矿，以及其他曾经开采的近20处小煤矿（见表1.1，主要分布于矿区或102个,3～63个，小煤矿的采深较浅，一般位于大矿的浅部，主要采掘大矿边角残煤。矿区煤矿多采用160t左右。1958年19836197961988319883198531985195811990119781198211985119831198511985195831987119821982198519781矿区所在地农业、工业、矿业概况及原材料供给生活用水和工业用水来源；电源供给系110kV变电站（主变2×6000kA+2×3000kA矿井所处地区水丰富，开采产生的井下水可满足全部生产及辅助生产用矿井范围内的地层情华蓥山煤田（中段）出露地层最老为寒武系上统，为侏罗系上统,其间缺 位于华蓥山煤田之中部，共有二迭系至三迭系地层出露1.2

平均厚度范围内外的主要地质构龙王洞背斜：贯穿全，为本最高分水岭及东西的分水岭，背斜核部角13～37°，西翼13～84°。该背斜轴面倾向南东，倾角60～87°，北37～50°9～8°的倾伏角由南西向北东方向逐渐倾伏。龙王洞背斜除受F1断层破坏外，亦受F12、F14、F15、F16等断层切割而失去完整性。本断裂构造发育，其中以逆断层F1、F2、F13、F17、F18、及F1派生的小断层、正断层F12等为主。斜交平推逆断层F5、F6次之。主要断层特1.3。本断层将划分为

33

4-56-7

隐伏逆断 未破坏煤煤层赋存状况及可采煤层特

本为上二迭系乐坪统龙潭组煤系。含煤2—3层，其中1煤为主要开采煤层，在F1断层以东煤层有分岔现象。范围内可采煤层为k1煤层，平均厚度为2.40m。综合地质柱状小插1.2。顶底板岩石性质、厚度、特本矿井煤层伪顶为粘土泥岩，直接顶为钙质泥岩，老顶为泥岩、硅质灰岩，10～15m5～7m矿井水文地质煤层瓦斯情况、煤层性、煤层自燃根据邻近矿井情况推测：矿井相对瓦斯涌出量为：13.92m3t21.57m3min煤质、牌号、用途和主要用煤种牌号及赋存情况：本煤层皆属焦煤和焦肥煤。煤种分布：F1断层以F1断层以东，龙王洞庭湖背斜东翼为焦肥煤，其余为焦煤。煤2—33—4线间为焦肥煤，其余为焦煤。23.5～32.7MJ/kg28.0、29.5MJ/kg13.04～39.73%23.36%；煤层10.64～34.56%19.51%，皆属富灰份煤层。精煤灰份：1、11煤层5.78～18.64%10.06%；125.93～23.28%10.17%。灰成份：煤（T20C：145～1420C，12910C,12200C2.66～6.70%4.41%2.48%、2.29%，属中0.01%，属低磷煤。煤的容重：1.44tm3。1.4。磷层13.04-14.76-2.66-20.5-44.7- 精 0.24- 5.78- 19.79- 36.3- 60.16- 煤灰特点：煤灰中的SiO2、Al2O3Fe2O3煤灰熔融性：1，11的软化温度为＞1070℃～1340℃，基本上为高熔灰分；1288（n=11.7.2.3要用户为、华蓥山电厂，达钢、化纤等，用户稳定可靠。勘探的总体制确，最终勘探对于开采技术条件研究不够，因此在以后矿井地质工作中，对勘探报告的评报告基本阐明了的地层、构造、可采煤层层位、厚度及煤质特征，初步了解了可采煤层的工艺性能，划分了煤类，对煤的工业用途作了评价。对水地质报告中的遗留问题及处理发育，岩溶现象随处可见，管道发育，水文地质条件较为复杂，对矿井该地质报告资料产生于八十年代，勘探区域内煤层浅部基本被小型矿井划分，煤炭储量发生了较大的变化，建议进行储量核实工作。 2.1境2.1.1四周边界名称描为龙王洞背斜一部分，采高+350m至 m。东翼（F1断层下盘：边界南头起石3勘探线以南840m处，北至8勘探线。西翼（F1断层下盘：原边界南起天2勘探线，北至8勘探线2.1.2境界确定的依。根据田湾向斜与打锣湾相别，东翼为龙王洞煤矿，设计采高范围为+350m至m，依据以上条件划分境界境界范围图见图2.1，开采标高±350～。2.1.3确定后的参最大、最小长度分别为9.7km、6.6km，平均长度为7.4km。最面积为 km22.1.4今后能否扩展、储量能否增加；扩展的途根据地质勘探报告，浅部由于小煤矿的开采，已形成许多老窑，同时浅部还有急倾斜的煤层。在+350m一下还有煤层，因此向深部拓展并依法扩建2.2储矿井地质储量的计算步本次储量计算是按照《煤、泥炭地质勘查规范》D2/0215-2002要求的工业指矿井工业储量的25°0.8m25°～45°0.7m高可采灰分（d）40%。60°采用平面投影图方法分块段估算储量。估 如下式中Q——块段储量t

QMdS/S——m2；M——m；d——t/m3；——煤层倾角，°2.40m AutoCAD软件中的area命令在煤层底板等高线图上求块段平面2.1储量（6789

总 根据地质报告，本地质资源全为111b和122b。则矿井工业资源储量等Zg安全煤柱的留设种类、煤柱计算和总煤柱损失计本矿井第一水平设置在+700m+700m水平主斜井基本上都处于煤层之上，因此要留设保护煤柱。而工业广场与主副井相连，因此在这里一起计算。示意图见图2.2。地质条件和基岩移动角见表2.2

倾角

角

/

/

/

/ 图.2煤柱计算剖面图及投影面图P1223306.3682.41.442.2.3.2边界煤柱损失四周均留边界煤柱,其中边界线预留煤柱的宽度为30m。则矿井的P2[(80009700)(25004603030)]302.41.442.2.3.3

P3990502.41.44矿井可采储量的Z—ZC—

Z(ZCP)P—C—矿井采区回采率，根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，矿井采区回采75%80%85%Z(ZCP)C(42301.333079)设计任务书给定的矿井设计生45万吨/年，所以有：矿井设计服务年T—ZC—A—

AK—T

A

=31378

矿井设计服务年限符合现行《煤炭工业矿井设计规范》450kt/a矿井服务年限30年的要求。 A

=15.3年。15.315净、提升小时数330d，每天三班作业，其中两班采煤，一班准备及检修。8h16h。矿井采煤工作面工作方式、掘进工作面工作方 开矿区内相邻生产矿井开拓方式概述和评均以平硐开拓，整个划分为三个水平均布置在山腰地势较开阔处，即817水平，680水平，572水平。相邻矿井多采用主平硐暗斜井开拓方式，以上两个矿影响本设计矿井开拓方式选择的主要因开拓是研究确定由矿井地面进入煤层通达开采区的主要巷道布置和13—37°13—84°。背斜轴面倾向南东，倾角60—87°，37—50°左右。背斜轴部以9—8°的倾伏角由南西向北东方向逐渐倾伏。龙王洞背斜除受F1断层破坏外，亦受F12、F14、F15、F16等断层切割而失去完整性。断层会给连续布置开拓巷道带来，开拓龙王洞矿区山势陡峻，地表径流条件良好。龙王洞背斜轴线为最高山脊线，海拔均在+900m以上，为区内地表分水岭。茅口组含水层是矿坑下伏充水的岩溶强含水层。根据最低侵蚀基准标高，要避开井筒和工业广场水患，井筒500～1700m；矿区地势为一组北东向长矩状的山岭与谷地，山地与谷地平行排列，最为山，海拔1704.1m500m，为中山和低山山地。根据地勘报告可知：煤层赋存在本区交通方便，国铁襄渝铁路从西侧通过，矿井拥有3.5km的铁路线及完善的精煤和动力煤储装系统，邻广公路东西横穿，西接渝达公路。1998年建成的广渝高速公路从南部由西向东穿过，距市25km，南距华蓥市9.4km，北距襄渝线火车站16km，均有公路。井筒位置的选择以及良地段，这样既便于施工，也可防止自然的侵袭；要便于矿井供电、给水和产系统、工业场地总平面布置及地面合理，并尽可能使平整场地的工程量较2~3级鉴定资料，矿井相对瓦斯涌出量为：13.92m3/t21.57炸性但属于不易自燃煤层。根据以上条件可以选择合适的断面形状及面积，中心利于配产通风和开采系统布置减少生产经营费用尽量少占耕地。与瓦斯突出的煤层以及较大面积采空区和大断层以避免施工并尽量少压煤。火灾的。根据以上原则，因为龙王洞背斜东缓西陡，而在西翼为急倾斜煤层，因此工业广场及井口应设置在背斜东翼地势较为平坦且地质少交通方便的地此把工业广场选在东翼。 m，垂高750m，根据《煤炭工业矿井设计规范》：缓倾斜、倾斜煤层200～350m，急倾斜煤层100～250m。在高程较大的位4515年的规定，划分+700m400m，超过了规定，但是由于m以上的提出方+700m水平，副立井同样自工业广场延伸至+700m水平。在+700m水平分别通过东西翼暗立井连接各水平，分别设置+500m和+350m通过石门连接煤层。主斜井30°3.13.2。3.13.2+700m水平的主石门，在+700m水平分别通过东西翼暗斜井连接+500m+350m水平。分别设置+500m和+350m30°。设3.33.4。3.33.4伸至+700m水平主石门，在+700水平利用东翼暗斜井延伸各水平，分别在+500m和+350m3.53.6。3.53.6水平主石门，在+700m水平分别通过暗斜井连接+500m水平和+350m+500m和+350m3.73.83.7方案比

3.8求经济效益的提高。寻求这二者的最优化均衡也是可持续发展的要求。因此方案三采用了反斜井，有利于煤炭的，提高了能力。副立井运翼开采的统筹安排，同时暗斜井要整个矿井的服务年限，使得费用增3.1。工程量 费工程量 费工程量00000003.23.3。单价(00表(元排水量万单价（ /排水量万单价（元/ 排水量万单价（元/ 生产经营费汇总表见表表两种方案最终汇总表见表

表 选定最佳开拓方技术上，方案一主斜井和副立井在+700水平落平后相距较远，管理不便，比煤炭便捷，因此选取方案四作为最后的方案。井筒形式和数置水平大巷，第一水平的回风立井布置在 m标高龙王洞背斜轴部上。3.6所示。

都较大但断面利用率稍低掘砌费用

2234

井筒位置和坐井筒位置就是确定井筒沿煤层和倾斜方向上的具体尺寸，并用直角坐标根据本的实际情况，并考虑到上述的条件，该设矿井井筒位置详见开拓 ，Z=+975115°；主斜井在+700m落平的时候的坐标： ，Z=+975115°；副斜井在+700m落平的时候的坐标： ，Z=+700m阶段数目、垂高、斜长、范开采标高为～±350m，根据矿井生产规模和《采矿工程设计手册》相关规定，结合实际情况，即浅部煤层分布不均匀。矿井划分为三个水平，分别为700m、500m、350m。需要特别说明的是龙王洞背斜为一个倾伏背斜有大约9~8的倾伏角，因此在的西南部分可以不设置辅助水平。将矿井400m、200m、150m。水平平均角度大约为30°，那么第一阶段斜长平均为375m，第二阶段斜长最长为352m258m，在的东西两翼，第一阶段以煤层m底板等高线为上界，以煤+700m底板等高线为下界；第二阶段以煤层+700m+500m底板等高线为下界。第三阶段以煤层+500m+350m主要石门长度、数量、断面形状和尺+700m水平。在+500m和+350m两个水平，分别有石门把暗斜井和大巷连接，。+700m主石门布置形式与大巷的布置形式相同都是岩石巷长度为245m，主要用于连接井筒与+700m大巷。其与平硐的布置形式基本相同，同样采用护。岩石大巷的优点很多，如条件好，后期费用低。大巷方向、坡度可根据等功能要求选定，而较少受地质构造的影响。可不留或少留护巷煤柱，煤的体条件采用岩石大巷。大巷与石门服务年限较长，本矿井为年产45万吨的矿井，属于中型矿井能力要求属于中等水平，因此选用主石门在岩石中大巷，。井底车场及硐室的选3.7。表 类 结构特 优缺 适用条 存车线和主要大巷平 较

存车线和回车线与主要立大巷垂直；主、副井距主要运式折 1折折返式式式2

甩车场

30°3.103.10井正常生产，充分发挥胶带机提升的潜力，在井底设置一个集中煤仓。其

(0.15~0.25)Qmc——井底煤仓有效容量Amc——Amc=1363.6t/d（0.15~0.25）——系数，本矿取为

Qmc0.25Amc0.201363.6全矿最大涌水量为18420m3/d，正常涌水量为445m3/d。根据《煤矿安全规8hQ式中Q——主要水仓的有效容量Q0——Q0=445m3/hQ

844518m房联合布置，一个出口应通到井底车场，另一个出口应通到水泵房。变电所硐室断面形状采用半圆拱形。硐室的支护方式与水泵房硐室的支100mm3‰的流水坡度。800mm200mm3‰下坡。库为了节约空间，井下材料库全部采用壁槽式，壁槽式库房的壁槽设置在2m4m2，并在库房的通道与库房连接处设置齿型阻波墙。库设置两个出口：一个出口作为材料及行人；另一出口布置在材料库回风侧，铺设轨道运送材料。。0.2m，库房巷道地面和库房通道一侧的水沟。煤层群分组及本共有可采煤层一层，煤厚2.4m，不需要设置煤层群联系巷道大巷和总回风巷道位置、数目、长第一水平的大巷集中布置在+700m水平，距煤层底板30m外茅口灰岩倾斜段煤层，为了使大巷免受底板滑动的影响，大巷布置在底板下方40m根据地质情况，在第一主水平，在龙王洞背斜东翼布置一条大巷，因为第一水平只有两个采区并且都可从东翼装煤。大巷的布置形式与主斜井相总回风大巷的布置原则与大巷布置基本相同，实际上，上水平的大巷可以作为下水平的回风大巷。东西两翼煤层埋深变化大，总回风大巷布置置与大巷相同。采区划将划分成若干采区时，应考虑如下所述原则设计的地质构造及煤层赋存等因素，后期采区尺寸可逐步加大；④对于煤层稳定，开采条件好，生产能力大的采区 长度要适当加大⑤开采多煤层的，应尽量联合布置采区，搞集中生产⑥对于自然发火倾向煤层或围岩压力大，难于的矿井，采区尺寸2701、702采区。井筒传过的表土层和基岩的 m回风立井、主副斜井穿过表土层为（T1j：于矿区，出露不全，厚度不详。以生物碎屑灰岩、灰岩为主，夹灰色白云（T1f：（P3c：势；二叠系龙潭组（P3l)；厚约114.4m，为粉砂岩、砂质泥岩、泥岩与含燧石泥（P2m：井筒布置及装井硐布置应综合考虑井硐围岩性质、生产能力、方式、通风安全等因、通风、管线等布置的要求，满足施工需要；有利于井筒检修、、清扫布置。用于运送人员设备和材料串车在底部布置排水沟在两帮布置水管、井筒延深意沿方向的开采顺根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，采区主要采翼布置、但翼开采，这样矿井通风阻力小、距离短。依据本设计矿井的采区划分的具体情况和地质条件，采用长壁采煤法，后退式开采，因为《煤矿沿倾斜方向的开采顺采区计编制采区计划时，应使投产采区或近期生产的采区准备工程量小、不是属于中等矿井，只有一个生产工作面。因此，不会出现上述情况。采区替，然后采东翼采区。总得来说，一定要保证采掘平衡。顺序为701——“三量”控制情100m50m，可将该采本设计开拓煤量，即以+700水平大巷为下界，龙王洞背斜为上界，南以3100m处，此时大巷圈定的平硐两翼采区的煤量掘出工作面 、回风平巷，开切眼。回采煤量也就一个分带的可采701Z1(S'H1Mr103P'P")KZ1——S'——煤层已开拓的长度H1——采区平均斜长，440m；M——煤层平均厚度，2.40m；r——煤的容重，1.44t/m3；PP"——开拓煤量可采期限内不能开采的煤量，10kt；K2——采区回采率，0.8。1Z(45003972.41.441035030)0.81

ZSH1Mr103 式中Z2——准备煤量S——采区长度，3000m；H1——采区平均斜长，440m；M——煤层平均厚度，2.40m；r——煤的容重，1.44t/m3；K2采区回采率，0.8。2Z30003972.41.441030.82Z3S2hmrKZ3——S2——工作面沿的可采长度h——m——r——煤的容重，1.44tm3K3——0.95。3Z28701702.41.441030.953 Z开拓4875.3

式中T开拓——开拓煤量可采期Z开拓——A——矿井年设计生产能力，kt/a Z准备3292.9

式中T准备——准备煤量可采期Z——

Z回采1601.87

式中T回采——回采煤量可采期Z回采——3～51设计附近的生产矿井采煤方法的现状和评选择设计矿井的采煤4.1。根据以上分析比较，工作面倾斜方向比较投产采区的位置边界首采区设在+700m水平，位于龙王洞背斜东翼，下界为+700m水平，上界为龙王洞背斜轴部及+890m高程，长度3000m。投产采区的地质、煤层情况30°适用条 优缺a适用于顶板易于垮 3.5~5.0m厚煤层。 b地质构造简单，瓦 煤

bcd现有的设备都是按长壁采煤法设计制造的， a需要布置上山和轨道上山，掘进的巷道多，a按目前的设备条可用于12~17的煤倾层。煤层在20斜现有少数矿井应用，总的长有待改进。壁b对于倾斜和斜交断采层较多的区域，能划分较煤为规则的分带时，可采用法倾斜长壁采煤法。

c采煤工作面能保持等长，对于综采十分有利；可d相应的设备对某些地质条件有较强的适应性。技a长距离倾斜巷道，使掘进、辅助及行人比较b现有设备都是按长壁工作面的回采条件设计投产采区的储量、生产能力和服务年采区斜长375m，长度为3000m10~20m。此处取5~20m。此处取50m20m120m。ZciHLMZci——ktH——L——采区长度，3000mM—— ——1.44tm3

11

44030002.41.44

Z=Zc式中Z——设计可采储量Zc——C——采区采出率，中厚煤层取80%，本设计内外连煤层取C=0.80；1Z11

C4561.92

TZ/(AKT——aA——450kt/a；Z——3649.536kt；K——储量备用系数，取1.4。TZ/(AK)3649.536/(4501.4)5.8

P23000209P33759301202.41.44

CZCP4561.92567.9487.6% 区段划根据《采矿工程设计手册，综采工作面长度可取L160m，区段平巷和区段回风平巷宽度分别取4m，即b8mB5m。hhLbh——b——区段平巷、回风平巷斜宽之和，取8mB——区段煤柱斜宽，取5mL——hLbB16085173m采区内区段数目n/=37512/173先调整为整数n2L=160m，调节各个区段间煤柱的宽度。确定区段煤柱为9m，由于在设计是如果区段只有两个区段煤柱被加了两215m。采区上山布4.2。通过上述比较，从技术上和安全角度分析选择，同时根据采区设在+700m水平到+840m：2011版》第一百一十三条的规定：低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置1条回风巷。并综合采区基本情况，确定布置三条采区上山上山、轨道上山和一条专：4.3。上山开 下山开

，煤向下能力大输送机的铺设长，

掘进的装载、、排水等工序较复杂，掘进大、涌水量大时，下山掘进更为。没有折返，工作量较小。

4.4

掘进工程 较 工程难 较容 煤炭损 较 大

费用 大4.5。 方案 上山采用铸石溜槽，倾角30。轨道上山采用绞车，采用穿25布置。区段平巷布为：7111工作面区段平巷有7111区段轨道平巷和7111区段平巷。区段7655型风钻或YT28风钻、G1180TP30B加长型爬斗装岩机、皮带机、梭车等设采用综合机械化采煤法的采区，要求有一定 长度。沿采 采用翼采区布置，一翼长度1500m，已满足综合机械化工作面长度的要求，故采翼采区布置形式。采区车场布采区车场是采区上（下）山与大巷、回风大巷或区段平巷联结处的一组采区上部为880m开采水平，为避免绞车房布置标高过大，降低难度，置在阶段回平，采区轨道上山与一段水平巷道与区段回风平巷（或石门）联4.1。4.1采区下部车场是采区上山与阶段大巷相联结的一组巷道和硐室的总称。采区煤仓的煤炭直接在大巷由采区煤仓装入矿车或输送机。辅助由轨道上山，通过顶板绕道或底板绕道与大巷联接。本采区坡度30，上山起坡点落在大4.2采区煤

4.36-4-34.6。采区生产能力/万t30100QQ0(LMbC0KtQ0防空仓漏风留煤量，一般取5~10tL——mM——mb——m——121.44tm3C0——采区采出率，取0.927Kt——工作面采出率0.95n——采区内同时生产的工作面数目，取1Q7(1702.40.61.440.9270.951)由以上计算本采区煤仓容量为318t目前煤仓圆形断面直径一般取2~5米，以4~532米，煤仓上口设铁箅子煤仓溜口与装车倾角55，直径4m，斜长18m。采区联络巷采区上山与区段平巷的联系，联络眼沿煤层每隔150m掘一个。最下区段区段平巷与采区煤仓的联采区硐为半圆拱形，支护方式为锚喷支护。绞车房长度6m,宽度为5m,高3.2m。气设备与低压电器设备分别布置在硐室两侧，硐室宽度取3.6m，长度取20m3m，其中通道高度取2.4m。采区变电所硐室断面采半圆拱形，采用不可燃材料支护，选择锚喷支护方式。底板采用100号混泥土铺底，并高出邻近巷道250mm和具有0.3的坡度，以防采区水流进变电所。电缆沿墙敷设，硐室与通道的连接采区巷道的掘进顺序：由700m水平大巷开掘石门和采区岩下部车150m掘一个联络巷。经采区下部车场，运送到+700m水平大巷。700m平大巷水沟采区准70145巷道掘进速度，应根 矿井或类似矿井所达到的巷道掘进速度，施工4.7所示：

半煤 半煤 注：1.倾角大于8°的上、下山的掘进速度，其修正系数，上山应为0.9，下山应为0.8；2.有煤和瓦斯突出的煤层巷道掘进速度，应采用0.8进行修正；工作面年进尺度为1056m，那么工作面月进尺度为96m，那么在开掘岩石巷道的时候选择钻车机械化作业线即可满足进度要求，在煤岩巷的时候采用钻180m240m采掘在绘制工作面表之前，现将首采区的工作面编号。各采区内分别划分为2个区段，采区采翼布置。为了明确关系，须对采区工作面有序做详细安排。为了使工作面顺利，采区工作面4年内的顺序安排表编制如4.84.4。4.4工作面采煤工艺条根据前文叙述，工作面长度3000m，采用长壁采煤法，沿方向推进，工作面长度160m2.25~2.5m2.4m。采煤工作面机械设备能力，通常按富裕20%考虑。为保证工作面高产，工作面输送机的能力要大刮板输送机的溜槽长度要与支柱的宽度相匹配选滚筒采煤机，滚筒直径按以下计算D0.5hmax——最大采高；2.4m。0.8m。30～50r/min40r/min。W力Qmin为：W

t式中：W——t————采煤机有效开动率，取0.30因此，采煤机最小设计生产率

16

=284.1th根据采煤机最小生产能力Qmin决定的牵引速度V1

Qmin——284.1thH——B————煤的容重，1.44tm3V1

602.4采煤机截割时的牵引速度V等于或大于1并能保证采煤机安全生产。采煤机，支架，型刮板输送机采截滚筒直量电牵引方无链牵牵引速总HmaxhmaxHmax——mhmax——2.50mS1——伪顶或浮燥冒落厚度，一般取200~300mmHmaxhmaxS12.500.3

HminhminS2aHmin——mhmin——煤层最小采高，取2.25mS2顶板最大下沉量，一般取200mma——为支架移架所需最小降架量，取50mmb——为浮煤厚度，按50mmHmin2.250.20.050.05故支架的支持范围：1.95~2.80m

qKHq——MPaK——作用于支架上的顶板岩石系数，一般取5~8H——采高，取2.4m——顶板岩石密度，取2.4tm3q72.42.440.32t/取支护强度40.32tm3，即0.4032MPa根据以上条件选取支架为ZY3200-13/32A，其性能参数如表4.1033101398590（长宽高Q60MBV采Q——thM——B——V——mmin——121.44tm3K——总时间利用率，由于采煤机常因为停机，故约为0.4Q采60MBV采K=602.40.661.44所以选SGZ-630/2644.1111040.80m0.80m。每天正设备为ZY3200-13/32A型支架，MXG-150/350D型采煤机，工作面输送机采用SGZ-630/264型刮板输送机。采煤机采用端部割三角煤斜切进刀，支护采用及15m进行。双向割煤，自0.8m2刀，工作制度为三班采煤一班准备。工作面的设计生产能力为450kt。正规循环每天进4630mmQ1=40.81602.43301.440.950.85=471.52kt满足设计生产能力450kta30%4.13序 名 班

割煤泵站 3 推溜 看线 运料 合 井下和矿井提井下设计要求的相关原始资根据《煤炭工业矿井设计规范》的要求，井下系统的设计应符合单、环节少、运营费用低的的方案；大型矿井煤的，应进行煤流系统的优化设计井下煤炭系统，应减少、过程中煤的破碎及降低粉尘辅助方式的选择应与矿井的地质条件、煤层赋存条件及井型相3302.4m煤质：容重为1.44t/m3，属中～高灰、中～高硫、中～中高挥发分、高～采煤方法和采煤工艺：长壁综合机械化采煤井筒提升设计主要依据和相关原始资1、矿井实际生产能力：465kt/2、主平硐提升方式：胶带煤炭；辅助方式：机车人员，电机333016h8h矿井井下方式和系统的选择决等，具体选用什么方式就得针对矿井的基本条件来确定。本矿井生产能力居中，煤层赋存条件复杂，为倾斜、急倾斜煤层，且距离属中等水平。故采取平巷采用胶带输送机运煤，胶带输送机具有输送能力大、环节少，易实现集中管理和自动控制等优点。大巷采用矿车串车辅助方井 大巷带式输送机选择计大巷布置胶带输送机和轨道分别担任煤炭和辅助。轨道采30kg/m钢轨、600mm大巷煤炭采用可伸缩带式输送机。选型如下原煤量：452）距离°,采区煤仓容量：318t皮带机的小时Qk1A1.1545000098t/d 式中：k1——不均匀系数，取为A——d——t——矿井日提升小时数，18h150t/h胶带的速度确根据胶带的小时最大运煤量150t/h，确定胶带的速度为胶带的宽度选B

0.05QQ B——K——物料断面系数，查表5.2取c——输送机倾角系数，查表5.1取γ————带速

t/m3输送机倾角系数表见表5.1。物料断面系数K值见表表βc表选择胶带宽度为1000mm

gqqdqgLcosgqqd[(39.726.59.33)33150.03cos1.5(39.726.5)26.5433150.025cos1.526.5式中：q——q

3.6

39.7kg/qd——qdqq''——

Gg/Lg14/1.59.33kg/m（采用冲压座槽形托滚L——β——

"（平形

表清洁、干 图5.1S2S3S4

211S5211

1.042

1S61

1.043

1.04S7

1.043

1S8S9111.0441

k1.042k

1.04222721.041.17S1b）擦传动条件考虑摩擦力备用系数方程，eμα1S9S1(1 e0.208..38

c）上述a、bS3S5S7

S2S4S6S8S9————为胶带在滚筒上的围包角，双滚筒驱动，取480'——n——摩擦力备用系数，设计时取n=1.15~1.201)悬垂度计

S6

S45(39.726.5)1.5cos1.5 5qgL"cosk BP1000 B——P——每厘米普通强力胶带的拉断力，N/mm，P=1000m——通强力胶带的安全系数，取m=4。

W0S9-S10.03S9S1153659P

1.171536593.15——带速Kd——配用电机的功率：2×350kW。3.15m/s，输送量：1000t/h。电机功率：2×350kW矿车的选型及数量计1）型号为MG1.1-6A2000×880×150（mm595kg。机等重型设备搬迁及其他大型设 需要按照有关规程及矿 特点主600mm15tMP15-6的重型平板车，外形尺2800×1520×342（mm754kg。材料车：根据矿井材料及主要使用矿车特点，主要配套选用600mm轨距，1.5t材料车，型号为MC1.5-6A，外形尺寸为2400×1050×120（mm564kg。600mm轨距线路，人车采用PRC12—6型平巷人车，外形4366×1030×1520（mm1440kg。6600mm（mm520kg。5.4长宽高MG1.1-6A1MC1.5-6AMPC15-6PRC12-6

容 载

外型尺寸 轨

轴 自M（1）任务：矸石、材料、人员M矸石量：2万运量Q=20000/330线路长度为5.0km；(6）t=25min；（7）线路平均坡度:i=3‰,重列车下坡运行（8）1t600mm。8t电机车型号：利用CTY8/6G1408t

i

Qzh——P——机车重力，取Pn——PnP——'——ip——a——列车启动加速度，取a=0.04m/s2

100013.53110

80 n m1mz1mz1——n 1000595

5353按牵引电机车过热能力校验矿车数量（两台牵引电机 Png（m1

-FPngmz1i 1000 Fzh——Fk——zh——重列车运行阻力系数，取

F803510595113 8tIzhIk37列车运行时间（一个循环

Vzh11.8km/h3.28m/sVk10.7km/h2.97m/1000 1000 式中tzh——重列车运行时间tk——vzp——重列车平均运行速度，取vzpvkp——空列车平均运行速度，取vkp

VzhvkLm——电机车最远一个装车站的距离，km。tzht

1000600.75

600.75列车在最远线往返运行时间Ttzhtkt96.3min（t调车取25min TI2 I2式中：——调车系数距离L>2km，调车系数取1.15。28233.937228233.9372即，小于CTY8/6G14044ALzd

Pngm1

-80

55 100080 9- 35101000

40m满足要求井下经计算每台8t防爆特殊型蓄电池电机车牵引35辆1t标准矿车，每台电机车每天可能次fT'式中：T'——电机车在平均运距上往返一次所需纯运行时间Tb——电机车每天工作的小时数，hT'1000

71.3LpLm=5.0km。9

f60141fk1k2mb 1k1——不平衡系数，取1.25；k2——矸石系数，因为电机车主要用于矸石，取mb——矿井每天矸石量，为n——列车中的矿车数，35辆。 1.25160.62.16 根据《煤矿安全规程》规定：“长度超过1.5km的主要平巷，上下班时应采用机械运送人员”，每班运人一次，即取fr4次/天。每班所运送总次数ffzfrfb1

N

6.162CTY8/6G140(6)KWCA2-100/210100A210V21台工作，1台备用检修。采区设备的选择和验采区回采巷道设备见4.6.1中的设备选型，采区上山角度为32度，“25~45度为宜”，故适合采用溜槽溜煤，断面取U1.5m/s式中：A——

A v——1.5m/s。A 36000.51.5溜槽断面形状为Ub/h=500/300。在溜槽入料矿井通风设计的基本2006+528m13.92m3/t，绝对瓦斯涌出量为21.57m3/min，矿井属高瓦斯矿井。根据统计资料分析，随0.103m3/t.m，预计+350m32.25m3/t。根据矿井提供资料，在+528m水平东翼开采的大倾角综采工作面绝对瓦斯涌出量均在4.6m3/min左右，且瓦斯涌出不均衡，割煤时最高达到6m3/min左右；煤巷掘进工作面瓦斯涌量一般在2m3/min左右，放后需要较长时间瓦斯才能降到安全浓度以下。当遇到地质构造地带或裂隙瓦斯，掘进头瓦斯涌出量常常达到3m3/min以上。矿井于2006年7月、8月取样送重庆煤炭科学进行自燃倾向性和煤尘2116选择矿井通风设计矿井属高瓦斯矿井，东翼煤层具有突出，所以通风方式选用抽出式 m回风立井，在抽出式主风机的作用下，矿井通风网络内的处于负压状态，一旦主要通风机因故停上运转时，井下的压力提选择和确定通风井的布置方式，主要通风机的工作方法，通风网络和控制设施的总称。田长度较大，所以采用对角式通风系统。对角式通风系统漏风较少，风路 m回风立井连接，进而回风。回风大巷布置在茅口灰岩组中，回风立井坐标分别为 和 12°的回矿井总进风Q式中Q——矿井总供风量m3min4m3minN——46K——1.15Q4NK=4QQ采+Q掘+Q硐Q——m3/sQQQQ

——m3/s——各掘进工作面所需风量之和m3/s——各独立通风硐室所需风量之和m3/s——其它所需风量之和m3/s

Q采=100q3Q——m/s采q——m3min；根据矿井开采实际情况并考虑瓦斯抽采综采工作面，为起见，选择最大值6m3/min；采Kc——1.2~1.6Q=100qK=10061.6=960m3 6.1

采煤工作面风速/m•s- Q=60VCSC式中：VC——m/sSC——回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶距有效断面的平均值m26.9744m28.4864m2；Ki——170m1.2Q=60VCSCKi=601.07.73041.2

446184m3/4)0.25ms4ms的要15SCQ采2403Q采=960mmin

Q掘=100q3Q掘——mminq掘——掘进工作面回中瓦斯的绝对涌出量，根据矿井实际情况，岩巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量取0.15m3/min，煤巷取1.5m3/min。kd——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。即掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常，机掘取1.5~2.0，掘取1.8~2.0。1.7、1.8。按上列，分别计算矿井掘岩巷、掘煤巷掘进工作面需风量为m3min270m3minQ掘=QfIkfQ——m3minfI——kf——1.2～1.3，进1.21.3。400m3min240m3min来计算。结果分别为：520m3min312m3min。j掘j掘

Q4n=425=100m3/9SjQ掘240S式中S

——

m2，煤巷为

m2

15SjQ掘240S126Q掘=520=1144m3/掘通风的硐室有：1个库、1个蓄电池充电硐室，计2个硐室。按80m3/min每3个硐室计算，故Q掘=160mminQ它=133qttq——m3mint

Q它=133qtktQ600.15S——其他用风巷道净断面。故最终确定Q

Q它600.15S=60=259.35m3minKQQ+Q掘+Q硐 _2901.8m3/故取矿井需风量为2901.8m3min按规定和需要进行风量分煤层回采工作面风量为960m3min520m3min，520m3min312m3min采区绞车房、采区变电所每处80m3min其它巷道取117.8m3minQ剩=2901.2280806.2。————8—88

4—

v

（2）大

v v v

3.85m/

60（7）

v 60v

0.62m/0.74m/6.3 风 风量调节的方法和措确定矿井通风阻 路。如果矿井服务年限较长，则只计算头15－25a的通风容易和两个时期的②通风时期通风路主斜井——主石门——暗斜井——石门——采区轨道上山——轨道石和最容易时期的通风阻力，计 如下hLPQ2hS3 h——Pa——Ns2/m4L——mP——mQ——通过井巷的风量m3/sS——m2He——Pa根据矿井巷道布置，沿矿井通风容易和通风时期通风阻力最大的风路，分用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力，计 如下

hf——

h LP S6.4

支护方 h 混凝土 碹射混 射混 土表6.5 （3巷道名称支护方 （3m

h摩碹轨道石 工字轨道石 工字区 工字回采工 支区段回 工字回 工字回风大 工字回风立 锚2067.3Pa。hf90%左右，h局Hε10%左右，则矿井总阻力：h矿井通风时期总阻力为计算矿井通风等

hmin925.54Pahmax2274.03PahAhR Qh——Pa；Q——m3s；A——m2；R——矿井总风阻,Ns2m4h1.19h1.191

A1.19Q 1.19②1.19

925.540.40Ns2/m4hh2

A1.19Q R

2274.030.97Ns2/m4

表(Rm/Ns2m8等积（Am220.355~1~0.335~1.420Ns2/m4，属于通风中等矿井。矿井主要风机选择计P0Z 1 HN

g1 2

P0——最高井口大气压力，为Z——矿井开采深度，为T1——进风侧平均温度，冬季为11℃，夏季为T2——回风侧平均温度，冬季为20℃，夏季为R——矿井空气常数，干空气的常数为288J/kgK。 90241.058630

N 27320 10000

90241.058 9.8163090241.058 N 27326 10000 因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量Qf必大于Qf

K1.05~1.101.05fQKQ1.0548.450.82m3/fHsd

hminhdHNHN——HNhd——表示风硐和的阻力，通常为20～50，取40PaHsdmin925.5440222.4②通风时期，考虑自然风压通风机通风，通风机静风压为HsdmaxhmaxhdHN式中：hmax——表示通风时期矿井通风总阻力，PaHN夏——表示时期通风的自然风压，HN夏hd——表示风峒的通风阻力，通常为20～50Pa，取40Pa

Hsdmax2274.0340201根据求出的Q扇、h阻难、h扇易两组数据，在扇风机特性曲线图表上选择合根据通风机的技术资料，考虑到本BDNO24型通风机的效率较高，故本设计选用BDNO246.1：6.1BDNO24电动机的选择

QfHsd

50.82743.1455.5kW1000通 时期通风机所需输入的功率

QfHsd

50