江曲矿业集团孙庄煤矿矿井开采设计

PAGEPAGEPAGE55江曲矿业集团孙庄煤矿矿井开采设计摘要：孙庄煤矿隶属于江曲矿业集团，位于江西省中部，其煤层赋存丰富，地质条件简单，顶、底板稳定，且底板为坚硬的砂岩。另外，其便利的交通条件为煤的开采和外运提供了许多方便。本矿井的设计是以孙庄矿原有的丰城矿区孙庄井田精查地质报告、B4煤层底板等高线和地质综合柱状图为依据的。矿区内可采煤层为B4煤层，其煤层平均厚度为4.8m。井田的走向长为4㎞，倾斜长为3.19㎞，井田面积13.02㎞2，可采储量6935.68万t，煤层的平均倾角为11°；相对瓦斯涌出量10m3/t，为高瓦斯突出矿井。根据以上基本条件，结合相关设计规范和资料，该矿井井型设计为60万t/a，服务年限82.6a。通过对5个初选方案的技术分析及其中2个方案多方面的经济比较，全矿井分3个水平进行开拓，一、二水平为双立井，三水平为暗斜井开拓。采煤方法为倾斜分层走向长壁下行垮落采煤法，选用综采回采工艺进行开采。立井采用箕斗提煤，副井采用罐笼提升材料和运送人员；风井布置采用中央分列式，通风方式为抽出式，风机选用离心式风机抽风。采用“三八制”工作制度，一个综采工作面达产，满足了合理集中生产的要求。关键词：一、二水平双立井，三水平暗斜井开拓；综采；倾斜分层，走向长壁；抽出式PreliminaryMineDesignofSunzhuangCoalMinePanTuan-Li(Miningengineering,XianUniversityofScienceandTechnology,Xian710054,China)Abstract：TheSunzhuangcoalminesubordinatedtotheJiangquminingbureauislocatedinthemiddleofJiangxiProvince.Thereserveinthecoalfieldisrichly,andgeologicalconditioniseasy.Theroofandfloorisstable,andthefloorishardsandstone.Moreover,Thetransportationsystemofthefieldisconvenienttobringcoaltooutward.Averagethicknessofcoalbedinthiscoalfieldis4.8m.Thewellfieldlengthalongstrikeis4㎞,andthelengthis3.19㎞ontheinclination,Theareaofthecoalfieldis13.02km2.Theusagereserveis6935.68mt.Averageinclinationangleofthecoalbedis11°.Thegasgradeinthemineishigh.Basedonthebasicconditionlistedabove,integratedwithminingdocuments,thecapacityofthemineisdesignedas60mt/aandtheservicelifeis82.6a.Fivedevelopplansaresuppliedtobechosenforthemine,themineisdividedto3levels,thefirstandthesecondlevelaredevelopedbyverticalshaftandthethirdlevelisdevelopedbysub-inclinedshaftaftertheanalysisformtheviewpointoftechnologyfor5plansandeconomicalcomparisonfor2plans.Longwallonthestrikesystemisselectedtothismine,andthecoalseamisdividedinto2slicesontheinclination.Coalishoistedbytheskipinthemainverticalshaft.Staffsandmaterialsarehoistedbythecagebetweentheupperandsubground.throughauxiliaryverticalshaft.weselectcentrifugalfansforairshaft.Keywords:doubleverticaldevelopmentusedinthefirst&secondlevel,sub-inclinedusedinthethirdlevel;Fullymechanizedcoalmining;dividedinto2slicesontheinclination;longwallsystemonthestrike;exhaustedair目录前言 4第一章矿（井）田地质概况 5第一节矿（井）田位置及交通 5第二节矿（井）田境界及储量 6第三节矿（井）田地层及地质构造 8第四节矿体赋存特征及开采技术条件 10第五节矿（井）田勘探类型及勘探程度评价 12第二章矿井工作制度、生产能力及服务年限 13第一节矿井工作制度 13第二节矿井设计生产能力及服务年限 13第三章井田开拓 14第一节井筒形式、数目及位置的确定 14第二节开采水平的划分及布置 17第三节井底车场 21第四节方案比较、确定开拓系统 26第四章采矿方法 32第一节煤层地质特征 32第二节采区巷道布置及生产系统 34第三节采煤方法和回采工艺 36第四节采区车场 40第五章矿井通风与安全 42第一节矿井通风系统的选择 42第二节全矿所需风量计算 42第三节扇风机选型 43第四节防止特殊灾害的安全措施 48参考文献 53结束语………………54 PAGE55前言本矿井设计是根据江西省丰城矿务局曲江矿的原地质资料进行编写的。设计中的一些重要数据和图表都是以该矿的地质资料、地质勘探图、底板等高线图、综合柱状图等为依据，严格依照《毕业设计大纲及指导书》要求进行的。在设计过程中，严格按照《煤矿安全规程》和《煤矿矿井采矿设计手册》的要求，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。设计主要分为八大部分：矿（井）田及地质概况，矿井工作制度、生产能力及服务年限，井田开拓，矿井基本巷道，采煤方法，矿井通风及安全，矿井提升、运输、排水、供电设备选型，建井工期，矿井技术经济等。设计在内容上以设计原理和设计方法为主线，力求在阐明基本原理的基础上，结合矿井的条件，选择合适的开采方法进行开采，拟解决设计中的各种主要技术问题。本次设计在指导老师的细心指导下，通过自己的独立思考，仔细、认真、圆满的完成了任务，这将使我终生受益，在此表示衷心的感谢！对给予我教诲的老师们表示诚挚的感谢！由于时间仓促，加之作者水平有限、实践经验不足，不妥之处在所难免，敬请各位老师提出宝贵意见，批评指正。潘团力2008年12月第一章矿（井）田地质概况第一节矿（井）田位置及交通一、井田的地理位置和交通位置孙庄井田位于江西省丰城市孙庄镇。赣江由西南向东北从井田中南部流过。地理坐标为东经115°43′58.6″至115°52′06.6″，北纬28°10′45.9″至28°17′22.7″。江曲矿业集团各矿通过樟树至上塘铁路支线在樟树以西的张家山车站与浙赣铁路接轨，樟树东至丰城27㎞，东至南昌86㎞，西距株洲281㎞，交通十分方便。矿区地理位置及交通情况见图1-1。图1-1孙庄矿交通位置图二、地形地貌孙庄井田地势低平，赣江河床宽300～1300m，江中心和岸边沙洲和浅滩发育。河床两侧为冲积平原地形。本井田区域内无文物古迹，无大的建筑物，所以这方面对井田开拓没什么影响。三、气象及水文情况井田位于全国气象分区中的长江中下游南区，属温带潮湿性气候区。雨量充沛，年平均气温18℃～20℃，最低气温-8℃，最高气温39℃。全年风向以北和北东为主，最大风速14m/s。冬季最冷期为12、1、2三个月。地表水系：赣江全长约500㎞，江宽在井田范围内为300～1300m，平均水位标高23.823m，历年最高洪水位62年6月19日石上测站为32.17m，62年6月20日丰城测站为31.56m。历年最低洪水位66年10月3日丰城测站为20.26m。四、矿区概况丰城矿区-500m以上自东向西有坪湖矿、建新矿、尚一矿和尚二矿；其中坪湖矿和建新矿在本井田-500m以上。农产品可以自给自足，劳动力资源丰富。坑木，钢材等重要材料由市场供应，并且丰富；砖瓦，石灰可就地取材，自行解决。江曲矿业集团已建成供水水源地，不需另行水源勘探，足以满足矿区和新井更大的供水要求。电源靠近丰城，电力较充分。第二节矿（井）田境界及储量一、井田境界孙庄矿井田北起各煤层-500m水平，与仙姑岭井田分界；南止于B4煤层第三系剥蚀边界；东至第7勘探线边界；西至第19勘探线边界。井田地势低平，地面标高+21～+50m。煤层产状统计见表1-1。表1-1煤层产状统计表走向长度/㎞斜长/㎞平均倾角/(°)水平面积/㎞2备注4.083.2071113.08二、井田储量按照等高线法求井田储量式中Q—煤炭工业储量，万t；Si—块段水平投影面积,㎞2；α—煤层倾角，采用块段内的平均倾角，11º；Mi—块段煤层的平均厚度，m；Yi—块段内煤层的容重，t/m3。根据地质报告资料及煤层底板等高线可知：S=13.873㎞2,α=11º,Mi=4.8m,Yi=1.42t/m3代入上式得：Q=13.873×4.8×1.42/cos11=9632.9万t所以，本井田的工业储量为9632.9万t。矿井的可采储量公式为：Z=(Zc-P)×C式中Z—矿井可采储量，万t；Zc—矿井工业储量，万t；P—各种永久煤柱储量损失之和，万t；C—采区回采率，薄煤层不低于0.85；中厚煤层不低于0.80；厚煤层不低于0.75，本矿井取0.80。根据上述计算可列出储量汇总表1-2。表1-2矿井可采储量汇总表单位：万t水平煤层工业储量永久性煤柱损失采区回采率可采储量备注一B4煤层3048.6304.90.802194.96二B4煤层2874.6287.40.802069.76三B4煤层3709.73710.802670.96全矿井总计B4煤层9632.9963.30.806935.68其中：永久性煤柱损失按工业储量的10%进行计算；回采率依据煤层厚度如上表所示；另有C23、C18煤层C级352万t；暂难利用储量C级166万t。第三节矿（井）田地层及地质构造纵观全井田，构造简单，地层倾角小，仅10°左右，褶曲平缓，断层稀少且以正断层为主，井田内无岩浆活动，构造分类定为一类。本区发育有自前震旦系至第四系的一套沉积地层。其地层时代、层次、岩性、相互接触关系及厚度见图1-2。井田内断层较少，多为正断层。断层性质单一，方向明显。主要断层特征如下表1-3。表1-3主要断层特征表序号断层名称性质走向倾向倾角/（°）落差/m备注1F1正断层NESE7050-1552F2正断层NENW7550-1703F3正断层NENW75504F4正断层NNESE7020-505F5逆断层NW50156F6正断层SE70107F7逆断层NNESE70208F8逆断层NNENW60209F9正断层EWN601010F10逆断层NW554511F11正断层NW652012F12正断层NW6520图1-2煤系地层综合柱状图第四节矿体赋存特征及开采技术条件一、煤层及煤质本井田主要含煤段是老山下亚段和王潘里段。老山下亚段平均厚度90.58m,含煤质3层,自下而上编号为B3、B4、B5。王潘里段平均厚度89.89m，含煤可达16层，自下而上编号C8～C23。B4煤层为井田主要可采煤层，C18、C23和C8煤层为局部可采煤层。B5、C9层位稳定，但厚度较小，只有零星可采。主要可采煤层B4煤层稳定，煤层上、下标志层稳定、明显，煤层对比可靠。B4煤占总储量的81%，C8煤占14.5%，C18煤占0.5%，C23占4%。可采煤层特征见表1-4。表1-4可采煤层特征表煤层名称煤层厚度/m可采率/（%）层间距/m倾角/(°)顶底板岩性容重/t.m-3稳定性备注最小最大平均顶板底板C2301.730.647.727<25粉砂岩为主粉砂岩为主1.50不稳定C1801.360.4934<25粉砂岩粘土岩、泥岩1.40不稳定48C801.950.9982.315细、粗粉砂岩细粉砂岩1.42较稳定260B44.05.54.886.711细粉砂岩鲕状粘土岩或泥岩1.42稳定B4煤层为焦瘦煤；C8、C18、C23煤层为肥焦煤；B4和C8煤层原煤低位发热量平均值为6295大卡和6596大卡,属中高发热量煤。C8、C23煤层原煤低位发热量平均值为5637大卡和5836大卡，属中等发热量煤。煤层煤质参数见表1-5。表1-5各煤层煤质特征见下表煤层名称水分/﹪挥发分/﹪灰分/%硫分/%磷分/%XYB40.56～4.6319.48～25.6012.87～36.620.45～4.870.001～0.23410～346～15C80.61～1.6415.76～31.1211.39～32.171.38～7.310.003～0.04328～4712～24C180.82～1.3726.90～30.7120.18～33.434.04～8.560.007～0.0093911～12C230.45～1.3128.48～33.3615.01～35.843.42～9.350.005～0.00737～4711～16二、瓦斯赋存状况及其涌出数，煤尘爆炸危险性，煤的自燃性，地温情况本矿井为高瓦斯突出矿井，瓦斯相对含量最小值为1.59m3/t,最大值为25.30m3/t,一般瓦斯含量在10m3/t以上。经测定B4煤层和C8煤层的煤尘爆炸指数分别为24.2%和28.7%，属于有爆炸性危险的煤层。B4煤层根据自燃测定结果，自燃发火期定为3～6个月。本井田变温带深度为40m，恒温带温度为20℃，平均地温梯度为2.54℃/100m，属地温正常区。三、水文地质区内主要含水层有第四系、大冶群、长兴组及茅口组。具体见表1-6。表1-6矿井水文地质表含、隔水层名称赋存情况补给水来源含水层厚度/m隔水层厚度/m抽水实验结果水质备注单位流水量/(L/s.m)渗透系数/m.d-1第四系冲积层赣江沿岸及南岸冲积平原大气降水、地表水9～176.25～8.4754.75～90.1属HCO3-Ca第四系冲、洪、坡积层赣江以北2～147.80.05630．0538属HCO3-Na+K型第三系渐新统临江组井田东南部及赣江沿岸0～9770.0420．085属HCO3-Na+K型侏罗系下统门口山组井田中部和东北部0～5590.00046～0.0350.0001～0.109属HCO3-Ca.Mg型三迭系下统大冶群井田西北部皮湖水0～4628．934.793属HCO3-K+Na.Ca型二迭系上统长兴组井田内分布广泛大气降水、皮湖水、F6、F9断层水211.519.0～22．99.6～99.25属HCO3-Ca.Mg及HCO3.SO4-Ca型二迭系上统龙潭组井田内分布广泛75.93～109.80.0037～0.020.04～0.093属HCO3-Na型二迭系下统茅口组井田内分布广泛岩溶裂隙5.74～14.033.79～238.8属HCO3-Ca型第五节矿（井）田勘探类型及勘探程度评价一、勘探类型井田地表全部为第四系掩盖，煤系之上有覆盖有较厚的第三系和侏罗系地层，属全隐蔽井田，勘探手段采用钻探配合地球物理测井和地震勘探。井田地质构造简单，3线以西为宽缓的向斜，3线以东为复式向斜。占煤层总储量70%以上的向斜北翼呈简单的单斜构造，地层倾角一般为10°～15°。主要可采煤层B4煤层稳定，煤层上、下的标志层稳定、明显、煤层对比可靠。勘探类型为一类一型。C8煤层属一类二型。二、勘探程度评价1由于赣江两岸钻探及地震施工条件困难，使沿江附近局部地段煤层的可采边界线及构造的控制程度较差，有待今后工作中注意。2据调查、访问坪湖矿、建新矿开拓中揭露的断距5m、10m左右的小断层不算少。勘探阶段单孔穿过或地震有显示的小断层以及难于发现的小断层有待今后加强矿井地质工作。㈢井田内缺-500m水平以下主要含水层富水性的定量资料。所预计的第一水平涌水量可能的所偏大，但可供设计部门使用。㈣由于历史原因，前期施工的38个钻孔的原始班报及取样送验单等原始资料均未保存，对其工程质量难以作出评价。㈤根据简易水文和注水资料，F1断层的导水性差，但由于长兴灰岩岩溶发育不均匀，各断层所处的具体部位不同，因此在开拓中遇到断层仍须注意探水、防水。㈥钻孔封闭质量存在一些问题，对封孔质量低劣的钻孔，今后生产中须采取防范措施。㈦在第3勘探线以西、赣江两岸，由于勘探工程控制较稀，煤层储量计算边界是用内插法或以构造线为界，与煤层赋存的实际状况可能有差异，今后在生产中应注意加强分析研究工作。第二章矿井工作制度、生产能力及服务年限第一节矿井工作制度设计年工作日、工作班数、每天净提升小时数见表2-1。表2-1矿井工作制度表年工作日数/d工作班数（班/日）每天净提升时间/h备注300314第二节矿井设计生产能力及服务年限矿井生产能力计算公式为：式中T—矿井设计服务年限,a；Z—矿井可采储量,万t；A—矿井设计生产能力,万t/a；K—储量备用系数，一般1.2～1.4，取1.4。由第二章的可采储量计算结果可知，全矿井的可采储量：Z=6935.68万t；第一水平可采储量：Z1=2194.96万t。当A=45万t/a时T=110.1a>50at=34.8a>25a当A=60万t/a时T=82.6a>50at=26.1a>25a当A=90万t/a时T=55.0a>50at=17.4a<25a式中：t—第一水平设计服务年限,a。根据《煤炭工业矿井设计规范》可知：当A=90万t/a时,矿井第一水平设计服务年限不能满足设计要求，故不可取。当A=60万t/a及45万t/a时,均能满足设计要求，但为了增大开采强度，更好的利用能源和矿井的可持续发展，尽量减少煤炭损失，根据高产高效的原则,设计采用A=60万t/a。按年工作日为300天，可知本矿的日生产能力为：Ä=A/300=2000t/d所确定的结果均符合《煤炭工业矿井设计规范》的要求。第三章井田开拓第一节井筒形式、数目及位置的确定一、井筒位置及数目的确定根据井田的地质情况及井田范围和地形地貌，孙庄矿应采用立井开拓、井筒沿井田倾向布置在井田中央较好。㈠井筒沿井田倾向布置的几种方案（如图3-1所示）图3-1立井井筒沿井田倾斜方向布置选择方案图1—井筒；2—石门；3—井筒及工业场地煤柱1．井筒布置在井田中部B处时，可使各水平石门总长度较短，沿石门运输工作量较少；2．井筒位置设于A处时，石门总长度和沿石门的运输量较大，初期工程量最大，但如煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以直接延伸井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利；3．井筒设于C处时，初期（第一水平）投资及工程量较小，但石门总长度和运输工作量较大。比较各方案，确定井筒位置位于井田的中央B。本矿井通风方式采用中央分列式，风井布置在井田上部边界的中部。因此，本矿井井筒数目：采用一对中央立井和一个立风井。二、井筒断面设计根据水平划分情况，井筒分两期建设，第一期工程到-900m水平，主井深度为950m，副井深度为935米；第二期工程主斜井延伸400m，副斜井延伸400m。井筒断面形状：本矿采用混凝土、充填混凝土的圆形断面。井筒尺寸及其装备1.主井：净直径为5.0m，提升容器为一对6t的箕斗。主井井筒断面如图3-2。图3-2主井井筒断面示意图2.副井：净直径为6.0m，提升容器为一对1t矿车单层双车罐笼，断面如图3-3。图3-3副井井筒断面示意图3.风井⑴风井井筒断面设计根据井筒通过的风量和运输条件选择标准井筒断面，其断面特征见表3-1。表3-1风井井筒断面特征表井筒名称断面形状直径/m净断面积/㎡支护方式支护厚度/㎜备注立风井圆形4.012.57混凝土500⑵风速校核矿井的污风流是通过风井排出地面的，污风量Q1与矿井的需风量Q相等，矿井的需风量Q=47.92m3/s，即污风量Q1=47.92m3/s。由表5-1知风井的净断面积S3为12.57m2，故风井内的风速V为：根据《煤矿安全规程》，井筒允许最大风速为8m/s，因此，风井井筒设计符合设计要求。表3-2井筒特征表井筒名称主井副井风井井口坐标经度39381181.0239381119.4339380674.59纬度3126576.193126478.293128280.4井口标高/m+30+30+24提升方位角度/（°）9090井筒倾角度/（°）909090井筒深度/m第一水平730730第二水平930930最终水平950935724井筒直径/m净5.06.04.0掘进5.56.94.5井筒断面/m2净19.6428.2712.57掘进23.7637.3715.90砌壁厚度/㎜400400500材料混凝土混凝土混凝土井筒装备箕斗罐笼备注第二节开采水平的划分及布置一、开采水平的划分孙庄井田共划分为三个水平，阶段内采用采区准备方式，每个阶段沿走向划分为2个走向长约2000m的采区，并采用采区后退式开采顺序。划分水平的详细情况见表3-3。表3-3水平划分表水平名称阶段范围/m阶段垂高/m可采储量/万t水平服务年限/a备注一水平-700～-5002002194.9626.1二水平-900～-7002002069.7624.6三水平-1100～-9002002670.9631.8合计-1100～-5006006935.6882.6二、矿井开采顺序本矿井开采顺序为分层间、沿倾斜各区段间均采用下行式开采，同区段分层分采，各水平依次自上而下开采。由于本井田走向长度约为4080m，将第一水平划分为两个采区，采用双翼开采。在首采区布置一个综采工作面即可达产。三、主要运输大巷和回风大巷的布置各水平的运输和回风大巷均布置在距B4煤层底板下垂距约25m的厚层砂岩内。上阶段运输大巷可留作下阶段回风大巷使用。采区采用岩石上山联合准备，且位于距B4煤层底板约20m的砂岩中。总回风巷也布置在距B4煤层底板约20m的岩层内，沿煤层走向方向布置。主要运输大巷和回风大巷都采用锚喷支护。1、运输大巷设计㈠运输大巷断面设计1.根据通风要求选取标准的巷道断面，其断面布置见图3-4，断面特征见表3-4。表3-4运输大巷断面特征表井筒名称断面形状掘进宽度/m掘进高度/m净断面积/㎡掘进断面积/㎡支护方式支护厚度/㎜备注运输大巷半圆拱3.83.711.613.5锚喷100㈡风速校核本矿通过大巷风量Q=47.92m3／s，由公式得：因此设计的运输大巷面积和风速没有超过规定，其断面布置见图3-4。图3-4运输大巷断面图2、主石门、采区石门设计㈠主石门和采区石门断面设计设计主石门和采区石门断面相同，断面特征见表3-5。表3-5主要石门和采区石门特征表井筒名称断面形状掘进宽度/m掘进高度/m净断面积/㎡掘进断面积/㎡支护方式支护厚度/㎜备注主要石门半圆拱3.83.711.613.5锚喷100采区石门半圆拱3.83.711.613.5锚喷100㈡风速校核本矿相对瓦斯涌出量为10m3/t，主石门和采区石门允许最大风速为8m/s，计算得主石门和采区石门的风速V=6.79m/s，因此主石门和采区石门设计满足运输和通风要求，其断面布置见图3-5。图3-5主石门和采区石门断面布置图3、总回风大巷设计㈠总回风大巷断面设计根据矿井实际情况，选用的回风大巷断面特征见表3-6。表3-6回风大巷断面特征表巷道名称断面形状净宽/m净断面积/m2掘进断面积/m2支护方式支护厚度/㎜备注回风大巷半圆拱3.410.3212.4锚喷100㈡风速校核矿井的需风量Q=47.92m3/s，回风大巷的风速满足通风要求，其断面布置见图3-6。图3-6回风大巷断面布置图四、井底煤仓根据井底车场的布置形式，选用圆形立式煤仓，净断面直径为4m。煤仓的有效容量V的计算为：式中V—煤仓的有效容量，t；—每小时的提升次数，47次；T—每次提升的煤重，6t。计算得：V=282t所以，井底煤仓有效容量为282t。五、水仓的布置及容量计算井底水仓布置在-700m水平车场绕道内，具体的位置见井底车场平面图5-4。根据矿井水文地质资料，矿井正常涌水量为Q=1493.492m3/d=62.23m3/h，水仓容量为：V=8×Q=8×62.23=497.84m3第三节井底车场一、井底车场形式的选择设计采用刀式环行井底车场，井底车场布置见图3-7所示。图3-7立井刀式环行井底车场1—立井；2—副井；3—翻笼硐室；4—煤仓；5—箕斗装载硐室；6—中央变电所；7—等候室；8—水泵房二、空、重车线长度的确定㈠主、副井空、重车线长度的确定L=m×n×L1+N×L2+L3式中：L—空、重车线长度，m；m—列车数，2列；n—每列车的矿车数，24辆；L1—一辆矿车长度，2m；N—电机车数，5台；L2—每台电机车长度，4.5m；L3—电机车制动距离，一般为5～8m，取7m；根据第六章计算结果，代入数据得：L=125.5m㈡井底车场调车方式本矿井底车场的调车方式采用顶推调车，即电机车牵引重列车驶入车场调车线，电机车摘钩绕至列车尾部，将列车顶入主（副）井重车线。㈢井底车场通过能力⒈区段划分根据电机车运行图表的编制原则，整个井底车场线路包括调车线在内，共划分为Ⅰ段、Ⅱ段、Ⅲ段至Ⅳ段，见图3-8所示。图3-8井底车场运行系统及调度图表⒉编制电机车运行图表煤列车的调车作业程序如下：采用甩车调车时，电机车从采区拉煤列车沿石门垂车线运行至车场调车线2号道岔前10～20m，在运行过程中将电机车与煤列车摘钩，煤列车借运行惯性继续滑行至主井重车线，而电机车则过2号道岔经回车线至主井空车线拉取空车驶出井底车场。煤列车的调车时间见表3-7。表3-7煤列车调车时间序号作业名称运行距离/m运行速度/m.s-1所需时间/s备注1列车从1号道岔到2号道岔922.0462单机过道岔121.583单机运行551.5364单机运行2412.5965挂钩起动换向206拉列车2412.5967拉列车672.0348拉列车922.046合计382煤矸混合列车的调车作业程序如下：列车经石门调车线停下，电机车摘钩后绕到列车尾部将列车分别顶送至主井重车线和副井重车线，然后电机车退后，单机经回车线驶向主井空车线拉空车驶出井底车场。调车时间如表3-8所示。⒊编制井底车场调度图表井底车场的调度图表如图3-9所示。表3-8煤矸混合列车调车时间序号作业名称运行距离/m运行速度/m.s-1所需时间/s备注1拉列车从1号道岔到2号道岔922.0462机车摘钩203机车过2号道岔换向241.5324机车运行922.0465单机换向过1号道岔121.5246挂钩起动207顶列车801.0808顶矸石车891.0899摘钩换向2010单机运行411.52711换向运行191.52912单机运行2412.59613挂钩起动换向2.52014拉空列车2412.09615拉空列车672.03416拉空列车9246合计1090725编制的原则如前图所述，根据矸石量为出煤量的20%，故表中采用每3列车中有一列为煤矸混合列车。图3-9井底车场调度图表⒋井底车场通过能力计算由所编制的井底车场调度图表可知，列车在井底车场内平均运行时间为：式中：tN1、tN2—N1与N2号煤列车运行时间；tN3—N3号煤矸混合列车运行时间。列车进入井底车场的平均间隔时间为：井底车场通过能力的计算公式：式中：N—井底车场年通过能力，万t/a；n—每一列车的矿车数，辆；G—每辆矿车的实际载重量，t；300—年工作日数，d/a；14—每日工作小时数，h/d；60—每小时分钟数，min/h；1.15—运输不均衡系数；K=0.1～0.25；K—矿井矸石系数，一般情况可取煤产量的10%～25%（以车计），即t—列车进入井底车场的平均间隔时间，根据运行图表确定，取其平均值，min。根据本矿实际情况，代入上式计算得：考虑到矿井生产时诸多因素对井底车场通过能力的影响,以及为矿井今后增产预先留出一定的富余量,所以计算出的N值必须满足以下条件:≥矿井设计年生产能力《煤矿设计规范》规定：井底车场通过能力一般应大于矿井设计年生产能力的30﹪。该矿井井底车场通过能力富余系数为：k=80.9/60=1.35，即井底车场通过能力比矿井年生产能力大35%，符合设计规范要求。三、井底车场硐室中央变电所与中央水泵房联合布置，翻车机和推车机的壁龛布置在同侧，电机车修理硐室，整流室和充电室，三者采用联合布置，等候室布置在靠近副井井筒处。四、井底车场主要巷道硐室的支护方式及材料本矿井围岩条件不太稳定，故在设计中绝大多数采用的混凝土作材料，锚喷或砌碹的方式，以保障安全。硐室的相关介绍见表3—9。表3-9井底车场及硐室工程量表顺序巷道及硐室名称支护材料巷道长度/m工程量/m2备注净掘进1箕斗装载硐室混凝土224.04.52井底煤仓混凝土248.09.03翻机车硐室混凝土16.88.5104水仓砌碹455.06.05中央水泵房砌碹8.011.915.96中央变电所砌碹7.08.911.97调度室料石4.06.58.18等候室锚喷184.56.29火药库混凝土154.26.010保健站混凝土64.56.2第四节方案比较、确定开拓系统一、预提开拓方案根据本矿井的实际情况，现提出五个可行的矿井开拓方案进行比较：方案Ⅰ：一、二水平立井开拓，三水平采用暗斜井开拓，方案见图3-10图3-10第1开拓方案剖面图方案Ⅱ：一水平立井开拓，二、三水平暗斜井开拓，方案剖面图见图3-11图3-11第2开拓方案剖面图方案Ⅲ：立井三水平开拓，开拓方案剖面图见图3-12图3-12第3开拓方案剖面图方案Ⅳ：采用斜井开拓，开拓方案剖面图见图3-13图4-4第4开拓方案剖面图方案Ⅴ：采用主斜井、副立井开拓，开拓方案剖面图见图3-14图3-14第5开拓方案剖面图二、开拓方案技术比较表3-10各方案技术比较表方案优点缺点第Ⅰ方案井口位置接近于井田中心，井下为双翼生产，易于保证矿井产量；井底车场位于储量中心，井下运营费用低；3．三水平采用斜井施工，缩短了石门距离；4．延伸斜井井筒的施工比较方便，生产的干扰少。立井井筒掘进技术和施工设备较复杂，掘进速度慢；井线路长，管道铺设工程量大，费用高；井筒复杂，通风阻力大；提升时，需要进行转运，提升费用增加；5．井筒延伸费用较高。第Ⅱ方案井口位置接近于井田中心，井下为双翼生产，易于保证矿井产量，井底车场位于储量中心，井下运营费用低；二、三水平采用斜井施工，掘进及施工设备简单，初期投资少，多水平开拓，石门长度短；立井的井筒短，提升速度快，提升能力大；延伸井筒的施工比较方便，生产干扰少。工业广场压大量的开采条件好的煤柱；立井井筒掘进技术和施工设备较复杂，掘进速度慢；井线路长，管道铺设工程量大，费用高；井筒复杂，通风阻力大；提升时，需要进行转运，提升费用增加；井筒延伸费用较高。第Ⅲ方案井口位置接近于井田中心，井下为双翼生产，易于保证矿井产量；井底车场位于储量中心，井下运营费用低；立井提升距离短，提升速度快，提升费用低；4．立井井筒短，断面大，通风阻力小，对深井更为有利。工业场地、排风井及回风石门压大量的开采条件好的煤柱；穿越含水层，需采用反井施工，施工工程量大，难度大，工人工作条件恶劣；石门较长，有一定的工程量。第Ⅳ方案井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比较简单，一般无需大型提升设备，同类井行的斜井提绞车也较立井需用的绞车型号小，因而初期投资较少，建井期较短；3．在多水平开采时，斜井的石门总长度较用立井开拓时较短；因而掘进石门的工程量和岩石门的运输工作量较少，延深斜井井筒的施工较方便,对生产的干扰少。斜井井筒要比立井长得多，通风阻力较大；井田斜长较大，采用多段绞车提升，转载环节多、系统复杂，更要多占用设备和人力；由于斜井较长，沿井筒敷设管路、电缆所需的管线长度较大，留保安煤柱，增加煤柱损失；4．斜井维护费用高，提升速度慢，提升能力小，提升费用高。第Ⅴ方案掘进技术与施工设备简单，掘进速度较快，便于施工和井筒延伸；2．初期投资少，石门短，建井工期短。1．井筒较长，增加了掘进量；2．井筒长，通风阻力较大；3．斜井维护费用高，提升速度慢，提升能力小，提升费用高；4．矿井多段提升转载，环节多，系统复杂，增加提升费用。三、开拓方案经济比较由于本井田地形平坦，表土较厚且煤层埋深较大，故确定采用立井加暗斜井综合开拓方式。根据以上的技术比较，初选方案Ⅰ和方案Ⅱ。对于方案Ⅰ和方案Ⅱ，水平设计服务年限均符合矿井设计规范的规定，阶段斜长也较合理，因此，两方案在技术上均是可行的，难以明显地分出其技术上的优劣。两方案需要通过作进一步经济比较，才能确定其优劣。下面从两方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于表3-11～表3-15。表4-11建井工程量项目方案Ⅰ方案Ⅱ备注初期主井井筒/m930+20730+20副井井筒/m930+5730+5井底车场/m10001000主石门/m5120运输大巷/m20822082后期主井井筒/m400800副井井筒/m400800井底车场/m2×10002×1000主石门/m465+656615+1226运输大巷/m2261+2302261+2320表3-12生产经营工程量项目方案Ⅰ方案Ⅱ备注运输提升/万t.㎞工程量工程量大巷及石门运输一水平1.2×2194.96×2.59=6821.941.2×2194.96×2.08=5478.62二水平1.2×2069.76×2.73=6780.531.2×2069.76×2.88=7153.09三水平1.2×2670.96×2.98=9551.351.2×2670.96×3.55=11378.29立井提升一水平1.2×2194.96×0.73=1922.781.2×2194.96×0.73=1922.78二水平1.2×2069.76×0.93=2309.851.2×2069.76×0.73=1813.11三水平1.2×2670.96×0.93=2980.791.2×2670.96×0.73=2339.76斜井提升二水平1.2×2069.76×0.4=993.49三水平1.2×2670.96×0.4=1282.061.2×2670.96×0.8=2564.12表3-13基建费用表方案方案Ⅰ方案Ⅱ备注项目长度/m单价/元.m-1费用/万元长度/m单价/元.m-1费用/万元初期主井井筒95030002857503000225副井井筒9353000280.57353000220.5井底车场100090090100090090主石门54180043.28运输大巷2082800166.562082800166.56小计863.02702.06后期主井井筒4009003680090072副井井筒4009003680090072井底车场20009001802000900180主石门112180089.681841800147.28运输大巷4581800366.484581800366.48总计1571.181539.82表3-14生产经营费方案方案Ⅰ方案Ⅱ备注工程项目工程量/万t.㎞单价/元×t-1.㎞-1费用/万元工程量/万t.㎞单价/元.t-1.㎞-1费用/万元大巷及石门一水平6821.940.3852626.455478.620.3852109.27二水平6780.530.3922657.977153.090.3922804.01三水平9551.350.3813639.0611378.290.3814335.13立井提升一水平1922.781.352595.751922.781.352595.75二水平2309.850.851963.371813.111.352447.7三水平2980.790.852533.672339.761.353158.68暗斜井提升二水平993.490.581577.22三水平1282.060.581744.882564.120.5571428.21总计16761.1519455.97表3-15费用汇总表项目方案Ⅰ方案Ⅱ备注费用/万元百分数/%费用/万元百分数/%初期建井费863.02122.92702.06100基建工程费1571.18102.031539.82100生产经营费16761.1510019455.97116.08总费用18332.3310020995.79114.53由对比结果可知，两方案的初期建井费相差22.92%，总费用相差14.53%。所以，还需进一步作综合比较。五、技术经济综合比较从上述技术经济比较结果来看,虽然方案Ⅰ的初期建井费高于方案Ⅱ,但是其生产经营费则低于方案Ⅱ。更重要的是，方案Ⅰ的总费用比方案Ⅱ低14.53%，且方案Ⅰ矿井设备投资少、生产集中、水平服务年限较长，有利于矿井生产时稳产。因此，方案Ⅰ是最优方案，即该设计选用立井两水平加暗斜井延伸第三水平开拓方式。第四章采矿方法第一节煤层地质特征一、煤层赋存情况本井田只有一层可采煤层，即B4煤层，厚度为4.0～5.5m，平均为4.8m，倾角平均为11°，煤的牌号为瘦煤～焦瘦煤，硬度为1～1.5，容重为1.42t/m3。B4煤层厚度由东北向西南逐渐变薄，局部有分叉。二、煤层的顶底板岩性㈠B4煤层顶板特征伪顶：仅少数钻孔有黑色炭质泥岩或含炭泥岩伪顶，呈鳞片状、薄层状，松散易垮落，厚度为0.1～0.5m。直接顶板：以深灰～灰黑色细粉砂岩为主，局部为泥岩或粗粉砂岩，夹少量浅灰色细砂岩薄条带，显水平缓波状层理，层面上有少量植物化石碎片，岩性致密，底部夹镜煤线理，厚度一般为3～10m。抗压强度117～264㎏/㎝2、抗剪强度21～58㎏/㎝2、莫氏硬度1～2.5，属易冒落的顶板。老顶：灰、浅灰色细砂岩或细砂岩与粉砂岩互层，岩性致密坚硬，厚度一般为2～4m。细砂岩抗压强度2058㎏/㎝2、抗拉强度35㎏/㎝2、抗剪强度210㎏/㎝2。㈡B4煤层底板特征灰色、灰褐色泥岩或粘土岩，致密、团块状，含植物根部化石，常见鲕状结构，厚度1.5～4.0m。吸水后膨胀，常发生底鼓现象。饱水率为4.46～10.83%。局部底板为粗粉砂岩，粗粉砂岩饱水率为2.57～5.55%、膨胀率为0.447～1.078%。三、地质构造井田地质构造简单，3线以西为宽缓的向斜，3线以东为复式向斜。占煤层总储量70%以上的向斜北翼呈简单的单斜构造，地层倾角一般为10°～15°。主要可采煤层B4煤层稳定，煤层上、下的标志层稳定、明显、煤层对比可靠。图4-1煤层综合柱状图第二节采区巷道布置及生产系统一、采区走向长度，采区内各种煤柱的尺寸，区段斜长和数目的确定本井田煤层赋存稳定，地质构造简单，采区走向长度不受自然条件限制，确定区段走向长度，即采区走向长度为2090m。区段斜长为采煤工作面长度、区段煤柱宽度及区段上下两平巷之和。采煤工作面长度为160m，区段煤柱宽度平均为10m，区段平巷宽度平均为4.0m。所以，区段斜长为174m，区段数目为4个。二、采区巷道的形式、位置和布置方式㈠采区上山1.采区上山的数目设计采用三条上山：运输上山、轨道上山和通风行人上山。2.采区上山的位置三条上山均位于走向中央，布置在煤层底板岩层中，距煤层底板垂距不小于10m，间距15m。采区上山布置方式：根据采区上山的数目和位置，设计采用三条岩石上山联合布置。具体采区上山的布置见图4-2。图4-2采区上山位置图1—通风行人上山；2—轨道上山；3—运输上山㈡区段平巷布置区段平巷采用双巷布置，这样区段轨道平巷超前区段运输平巷沿腰线掘进，既可探明煤层变化情况，又便于辅助运输及排水。同时在瓦斯含量较大、一翼走向长度较长的采区，采用双巷掘进有利于掘进通风和安全。区段运输平巷沿煤层超前掘进，而对于下区段的回风平巷设计采用后退式沿空留巷，即先掘出区段运输巷到采区边界，工作面后退式回采，回采后，再沿空留出平巷作为下区段回风巷。三、煤层开采顺序及采区生产能力的确定㈠采区内煤层开采顺序设计采用双翼开采，采区内煤层的开采顺序为先采顶煤，然后采底煤。工作面回采顺序采用后退式。㈡同采煤层和回采工作面矿井年设计生产能力为60万t，日生产能力为2000t，设计为双翼开采，采区单翼每一区段布置一个工作面，为满足生产能力和生产的顺利接替，另布置一个准备工作面。㈢采区生产能力1.工作面单产A1=LV0MγC0式中L—采煤工作面长度，160m；V0—工作面年推进度，1365m；M—采高，2.5m；γ—煤的容重，1.42t/m3；Co—工作面采出率，取0.8。则综采面的生产能力为：A1=160×1365×2.5×1.42×0.8=62.03万t/a⒉采区生产能力：采区生产能力AB为：AB=k1k2A01式中k1—采区掘进出煤系数，取为1.1；k2—工作面之间出煤影响系数，取0.95；A01—工作面的单产，为62.03万t。代入上式得AB=64.82万t，大于矿井设计生产能力；考虑到一定的富裕系数，采区生产能力设计能够保产，符合设计要求。所以，设计采区生产能力为60万t/a。四、采区回采率采区内留设的煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，致使煤炭资源损失。因此，采区实际采出的煤量低于实际埋藏量。其计算公式为：工作面落煤损失主要包括未采出的工作面顶板余煤或煤皮，以及遗留在底板上的浮煤和运输过程中泼洒出的煤，大约占采区工业储量的5%。采区工业储量=l1×l2×h×γ式中l1—采区平均走向长度，2090m；l2—采区平均倾向长度，1160m；h—采区内煤层总厚度，4.8m；γ—煤的容重，1.42t/m3。代入上式得：采区工业储量=2090×1160×4.8×1.42=1654.05万t。采区煤柱尺寸为：采区上山煤柱沿走向一侧宽度为20m；区段一侧煤柱宽度为15m；主要运输大巷、总回风巷沿煤层布置，上下每一侧煤柱宽度为25m；相邻采区之间隔离煤柱宽度为10m；边界煤柱宽度为10m。采区煤柱损失=（3×20×1160+4×15×2090+2×25×2090+10×1160+10×2090）×4.8×1.42=226.36万t工作面落煤损失=采区工业储量×5%=1654.05×5%=82.7万t则采区采出率=这与第二、三章所选用的采区采出率(取80%)相接近，即在实际开采过程中，允许增产，符合设计要求。第三节采煤方法和回采工艺一、采煤方法本矿井主要可采煤层是B4煤层，厚度为4.0～5.5m，平均为4.8m，决定对该层煤采用倾斜分层走向长壁下行垮落采煤法。第一分层回采后，下分层是在垮落的岩石下进行回采，为保证下分层采煤工作面的安全，上分层必须铺设人工假顶或形成再生顶板。采煤方法图如下：二、采煤工艺的确定由于本矿井主要可采煤层B4煤层赋存稳定，结构简单，煤层厚度在4.0～5.50m之间，平均为4.8m,矿井设计生产能力为60万t/a，确定采用综采工艺方式较为合适。三、采高及工作面长度的确定本煤层采用分层分采，综采的上分层采高约为2.5m，下分层的采高约为2.3m，确定工作面长度为160m。四、回采工艺的选择工作面装备ZYZ型掩护式液压支架，MLS3-170型采煤机，SGWD-180型可弯曲刮板输送机。工作面选用的配套设备见表4-1。采用双向割煤斜切进刀，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机端头斜切进刀，割三角煤采煤，割煤与移架、推刮板输送机顺序进行，采煤与移刮板输送机的间隔距为15～20m。利用机组滚筒叶片和输送机铲煤板将煤自行装入运输机，采用SGWD—180型可弯曲刮板输送机运输。采煤机在距回风平巷10～15m处向下斜切进刀，在25～30m处直入直线段接着向下割煤。分段追机移架，铺设顶网。然后上行装煤清底，并割上三角煤。工作面端头采用3.6m长的11#工字钢梁、单体液压支柱组成的一梁三柱抬棚进行加强支护，抬棚间距0.6m,下端头四对，上端头两对。上下平巷用3.2m长的11#工字钢梁一梁三柱抬棚作加强支护，上下平巷工作面前方20m范围内，巷道的上、下帮各架设一排，10m内靠工作面侧增设一排抬棚。表4-1综采工作面配套设备表序号设备名称规格型号单位数量备注1采煤机MLS3-170台12液压支架ZYZ架1153刮板输送机SGWD-180台14胶带输送机SDJ-150台25乳化液泵XRB2B-80/200台26移动变电站ZYKB-500/6台17回柱绞车JH-14台28转载机ZGD-90台19水泵ZBA-6台2五、工作面支护方式工作面内采用及时移架支护，即采煤机割煤后，支架分组随机立即前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机的截深。移架方式采用分组交错式，将支架分成若干组，每组3～5架，采煤机割煤后组内按顺序前移，组间平行作业。这种方式移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要等特点。根据该工作面煤层赋存条件及顶底板性质，确定采用全部垮落法处理采空区，采空区顶板随支架前移自行垮落充填。六、回采工作面循环作业图表的编制工作面采用“三八制”作业制度，每日三班，每班作业8小时，每个生产班三个循环,两班半采煤，半班检修。这种作业形式，既增加了采煤时间，有利于提高单产，又可保证机器有充分的检修时间，更适用于综采工作面。工艺过程：采煤机割煤→刮板输送机运煤→移架→推移刮板输送机。工作面劳动组织表班次工种早班中班夜班（检修）合计采煤机司机2226支架工88824三机司机3339电工1124泵站工1113班长2226队长1113技术员1113合计19192058图4-3工作面循环作业图七、主要技术经济指标工作面主要技术经济指标见表4-3。标4-3工作面主要技术经济指标序号项目单位指标备注1采高m2.52工作面长度m1603循环进尺m0.654日产量t/d2067.525日进度m/d4.556年进度m/a13657坑木消耗m3/万t1.58原煤电耗度/t109截齿消耗个/万t28010油脂消耗㎏/万t15011乳化液消耗㎏/万t17第四节采区车场一、采区上部车场类型的确定设计采区上部车场采用顺向平车场，如图4-4所示。图4-4采区上部车场示意图1—运输上山；2—轨道上山；3—总回风巷；4—平车场；5—区段回风平巷；6—绞车房；7—回风石门二、采区中部车场类型的确定本设计采区中部车场设计采用单向甩入石门式的甩车场型式。如图4-5所示。图4-5采区中部车场示意图1—通风行人上山；2—轨道上山；3—运输上山；4—甩车道；5—区段轨道石门；6—区段运输石门；7—溜煤眼；8—区段运输巷；9—上分层运输平巷；10—区段轨道平巷三、采区下部车场形式设计设计采用大巷装车式采区下部车场，示意图如图4-6所示。图4-6采区下部车场示意图1—通风行人上山；2—轨道上山；3—运输上山；4—采区煤仓；5—人行道；6—绕道；7—运输大巷；8—材料车场第五章矿井通风与安全第一节矿井通风系统的选择一、矿井通风系统的确定本矿井为煤与瓦斯突出矿井，井田平均走向长度4080m，煤层倾角较小，井田内所含煤层为一层可采煤层，综合比较各种通风系统的优劣，结合本矿井的实际情况，设计采用中央分列式通风系统。二、矿井通风方式的确定由于本矿井是高瓦斯突出矿井，综合比较各种通风方式的优劣，结合本井田煤层赋存条件及地形情况，抽出式通风较为合理，因此设计采用抽出式通风。第二节全矿所需风量计算风量按以下两种方法分别计算，然后选用其中的最大值作为矿井所需的总风量。㈠按井下同时工作的最多人数计算：Q=4×N×K式中Q—矿井总进风量，m3／min；N—井下同时工作的最多人数，350人；4—每人每分钟供风标准，m3／min.人；K—风量备用系数，中央分列式的通风系统取1.35。代入数据计算得：Q=4×350×1.35=1890m3／min=31.5m3／s㈡按矿井瓦斯和二氧化碳涌出量计算对高瓦斯、高二氧化碳矿井，按矿井总回风流中瓦斯和二氧化碳的浓度不超过0.75%，而且对日产1t煤的供风标准不少于1.5m3的要求，计算矿井总风量。用下式计算：式中T—设计矿井的最大日产量，t/d；A—设计年产量，60万t/a；n—年工作日，取300d；1.15—产量不均衡系数；qw—矿井瓦斯的平均相对涌出量，10m3/t；K—风量备用系数，中央分列式的通风系统取1.35。代入数据计算得：Q=0.0926×2300×10×1.35=2875.23m3／min=47.92m3／s因此，矿井需风量为47.92m3／s。第三节扇风机选型一、矿井通风总阻力及等积孔的计算㈠矿井通风总阻力的计算容易时期和困难时期通风阻力最大的路线分别用下式计算出各段井巷摩擦阻力hfr=α×L×U×Q2/S3式中hfr—某段井巷的摩擦阻力，Pa；L—某段井巷的长度，m；U—某段井巷的周边长，m；S—某段井巷的净断面积，m2；α—某段井巷的摩擦阻力系数，N.s2.m-4，由有关手册查出或参考邻近矿井类似巷道取值。全矿井通风总阻力计算结果：矿井总风量为47.92m3／s，达到设计能力60万t/a时，容易时期为移交生产时首采区，全矿最小阻力为1609.87Pa。困难时期为后期一水平下煤层与上煤层配采,进风仍为47.92m3／s，则矿井最大阻力为1675.65Pa。两个时期阻力计算见表5-1、表5-2。表5-1容易时期最小通风阻力计算表序号巷道名称支护方式巷道长度/m净断面积/m2净周长/m风量/m3.s-1通风阻力系数/N.s2.m-4风速/m.s-1阻力/Pa备注1副井井筒混凝土73028.2718.8547.920.0401.755.942井底车场锚喷1259.211.5350.0083.8118.093运输石门锚喷35811.616.4547.920.0124.13103.974运输大巷锚喷68111.616.4547.920.0124.13197.775采区下部车场锚喷1009.812.4210.0122.146.976通风行人上山锚喷118611.012.3210.0371.91178.837运输集中平巷锚索网10009.111.4180.0171.9883.328工作面液压支架1607.511.3150.052.048.219回风石门锚索网11410.012.147.920.0124.7938.0110回风大巷锚喷80010.3215.5447.920.0124.64311.6911风井井筒混凝土72412.5725.1347.920.023.81420.72小计1463.52合计（10%损失）1609.87表5-2困难时期最大通风阻力计算表序号巷道名称支护方式巷道长度/m净断面积/m2净周长/m风量/m3.s-1通风阻力/N.s2.m-4风速/m.s-1阻力/Pa备注1副井井筒混凝土73028.2718.8547.920.0401.755.942井底车场锚喷1259.211.5350.0083.8118.093运输石门锚喷35811.616.4547.920.0124.13103.974运输大巷锚喷68111.616.4547.920.0124.13197.775采区下部车场锚喷1009.812.4210.0122.146.976通风行人上山锚喷133611.012.3210.0371.91201.457运输集中平巷锚索网11109.111.4180.0171.9892.498工作面液压支架1607.511.3150.052.048.219回风石门锚索网19810.012.147.920.0124.7966.0210回风大巷锚喷80010.3215.5447.920.0124.64311.6911风井井筒混凝土72412.5725.1347.920.023.81420.72小计1523.32合计（10%损失）1675.65㈡矿井通风等积孔计算式中A—等积孔，m2；Q—矿井的总进风量，m3／s；h—矿井的风压，Pa。代入数据得容易时期和困难时期的等积孔A1、A2分别为：因此，矿井通风阻力等级属于中阻力矿，通风设计符合规范规定。二、通风设备选型设计㈠主要通风机选择首先计算矿井要求主要通风机提供的风量和风压值。按下列公式计算通风机的风压，分别计算两个时期的风压值、。对轴流式风机静压：式中—抽出式通风方式轴流式通风机的静压，Pa；—矿井通风容易时期或困难时期的阻力，Pa；—通风机附属装置的阻力，196Pa；—自然风压，取0Pa。代入数据得：对离心式风机全压：式中—抽出式通风离心式风机的全压，Pa；—离心式风机出口动压，147Pa。代入数据得：根据、()和(),初选能够满足要求且效率大于0.7的通风机，2K60№24型轴流式风机（n=600r/min）和4-72-11№20型离心式风机（n前=500r/min，n后=750r/min）。两种风机均能满足通风要求，经技术经济比较4-72-11№20型离心式风机较为经济，风机运行费少，运行平稳噪音小，便于维修等优点。故本设计采用4-72-11№20型离心式风机，详见方案比较表5-3。表5-3风机技术经济比较表分类方案方案Ⅰ方案Ⅱ备注分期前期后期前期后期设计依据风量/m3.s-152.7152.7152.7152.71风压/Pa184.27190.98199.27205.98选择风机型号2K60№244-72-11№20特征30°35°15°40°n=600r/minn=500r/minn=750r/min选择电动机型号JSQ-1510-10JSQ-1510-10/12功率/KW400400210350风机投资(万元)2×6.82×2.2㈡计算通风机工况点及选择电动机通过计算，无因次网络特征方程，即风阻曲线与风机15°特征曲线相交得点，与风机40°时特征曲线相交得点，则点为最小风压时的工作点（=0.156，=0.055，η1=0.81），为最大风压时的工作点（=0.375，=0.22，η2=0.92），再将，换算成有因次的工作点：对：η1=0.81对：η2=0.92图5-14-72-11№20型风机类型特性式中F—风机叶轮面积，F=3.14×D2/4=3.14㎡；μ1,μ2—为风机叶轮圆周速度，μ1=3.14×D×n1=3.14×2.0×500/60=52.33m/s；μ2=3.14×D×n2=3.14×2.0×750/60=78.5m/s；ρ—空气密度，取1.196㎏/m3。N1、N2对应的轴功率为：N1=/102η1ηtg=25.63×180.13/102×0.81×0.98×9.8=5.82kWN2=/102η2ηtg=92.43×1621.41/102×0.92×0.98×9.8=186.57kW式中ηt—为传动效率，取0.98；9.8—为单位换算。根据以上计算，选一台JSQ-150-10/12型异步电动机满足设计要求。第四节防止特殊灾害的安全措施本矿井是突出矿井，瓦斯含量较高，有瓦斯煤尘爆炸的危险，而且浅部有老窑采区，设计中采用的通风系统与风量，可保证工作面的有效的通风。实际生产中仍必须经常检查通风系调整各采煤工作面的风量以保证工作面有足够的新鲜空气。由于本矿井采区中准备巷道采用单巷掘进及工作面并联的通风方式，为了加强对瓦斯的检查以保安全，每采区必须配备瓦斯检查员一人，并规定至少每班必须对掘进工作面与采煤工作面进行瓦斯检查三次。在巷道掘进及采煤工作进行放炮工作时，均必须采用安全炸药。除以上方面外，生产中还要加强以下方面的安全措施：一、通风管理㈠风筒吊挂平直，做到逢环必挂、缺环必补，风筒不准漏风，距工作面距离不得超过5m，以保证工作面有足够风量。㈡加强通风管理，局部通风机必须有专职人员看管，要保持通风机常开不停，任何人不得擅自停机；若需要停机时，必须经通风人员同意后进行。㈢局部通风机要装有风电、瓦斯联锁装置，停风时能自动切断供风巷道内的一切电源。并要与采煤工作面分开供电。㈣由于停电或者其他原因造成局部通风机不能正常运转时，要停止作业，切断电源，撤出人员。在恢复通风前必须检查瓦斯，当局部通风机及开关附近10m风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可继续施工。㈤巷道贯通前须遵守下列规定：⒈掘进贯通前20m，必须停止一个工作面作业，并且通风部门要做好贯通后的调整通风系统的准备工作。⒉贯通前20m，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏和警标，并且经常检查该工作面的通风状况，发现瓦斯超限时要立即处理。在掘进工作面每次放炮前，瓦斯员必须到停掘的工作面及其附近风流中检查瓦斯浓度，只有在两个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都不超过1%时，方可放炮。否则，必须停止掘进，进行处理。⒊每次放炮前必须派专人在能够通往两个工作面的所有通道口距工作面75m以外站岗警戒。㈥各车场揭露煤层时，要遵守下列规定：⒈要边探煤边掘进。即石门开口后，先垂直于顶板打探煤孔，探孔深度为7m。每探7m向前掘进9m，边探边掘，以防突然见煤有大量瓦斯涌出。⒉每次打探孔时，瓦斯员必须在现场观察，见煤后瓦斯员要检查探孔内的瓦斯浓度，发现有瓦斯大量涌出其他异常情况时，必须停止作业、切断电源、撤出人员进行处理。二、煤尘管理㈠采用湿式打眼，并且工作面所有人员都必须佩戴防尘口罩。㈡装炮时必须使用水炮泥，每眼使用1～2节。㈢经常冲刷巷道顶帮和管路上的粉尘。㈣装岩前必须对爆落的岩石进行洒水降尘。装岩时，必须打开装岩机漏斗上方的喷雾，进行降尘。㈤距工作面50m范围内安设一道水幕，在放炮时必须打开，等放完炮、炮烟吹净后方可关闭。㈥回风流中的水幕必须常开，不得随意关闭。㈦防尘工要经常检查防尘管路，发现问题要及时处理。三、防火管理㈠电气设备或电缆着火时，首先要切断电源，就近使用矸石、砂子或岩粉进行灭火，严禁使用水管灭火。㈡因机械摩擦、油脂等引发的火灾，要就近使用砂石或水管用水灭火。㈢要控制风流，防止火势蔓延。四、防治瓦斯的措施㈠严格执行瓦斯检查制度。瓦斯检查员每班至少2次到工作面检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体，爆破工要做到“一炮三检”并做好记录，班组长利用便携式甲烷检测报