采矿工程毕业设计

1矿区概况及井田地质特性1.1位置、范围和交通1.1.1位置某某煤矿位于河南省新密煤田西南部、平陌-某某矿区东部，行政区划主体位于河南省新密市某某镇申沟村。1.1.2范围该矿平面范围大体为：西起32勘查线，东到46勘查线的某某断层和崔庄断层交汇处，北起于樊寨断层，向南大体到龟山断层；开采矿种为煤炭；二1煤层限采标高+100～-600m，二1煤层矿区范围现由2023年河南省国土资源厅核发的32个拐点圈定（采矿许可证号5），南北宽约0.1～3.3km，东西长约0.3～7.3km，面积9.7km2。1.1.3交通某某煤矿行政区划主体位于河南省新密市某某镇申沟村，向北直距矿务局和新密市约12km和15km，向东北直距郑州市约40km。区内有公路直达新密、登封、新郑和郑州等地市，尚有本矿专用铁路—宋（寨）大（冶）铁路经新密铁路与京广铁路相连，矿区北邻3km处尚有窄轨铁路向东通达开封。矿区北部15km处的豫04公路以及东部40～45km处的107国道、京广铁路、京珠高速公路通达全国各地。总之，本区交通方便。图1.1.3某某煤矿交通位置图1.2自然环境区内地形起伏不平，地势西高东低、南高北低，总体西南高、东北低。地面高程最高在南部归心寨处300.4m，最低在东边陈家窝处155.5m，相对高差144.9m。本区地貌成因类型属构造剥蚀地貌，地貌单元为丘陵。区内基岩裸露平面积约占勘查区总平面面积的10%，其它大部为第四系松散堆（沉）积物所掩盖，因此本区也可称为松散层半掩盖区或基岩半裸露区。本区水系属淮河流域。区内无水库和常年性河流，仅有一条的季节性河流－麻河在雨季从矿区西南向东北穿过矿区中部流入矿区东北部的淮河二级支流双洎河，在正常年份或干旱季节往往断流而在矿区中部滞留并形成龟山寨泉池洼地，水量较小，其水源来自西南上游3km外的老姜窝小型水库。该水库水多来自元古界变质岩裂隙水和大气降水，补给有限。本区气候属暖温带半干旱大陆性季风气候区。年平均气温9.1～14.6℃，最高达44.6℃，最低为–18.2℃；年降雨量381.3～1059.6mm，平均606.2mm，降雨多集中在7、8、9三个月，并常伴有雷电；年蒸发量908～1976.2mm；年平均相对湿度60-70%；风向重要为东南向、西北向和西南向，风力在冬春季最大，达40m/s；最大积雪深度23cm（1964.12.31）；最大冻土深20cm（1966.12.30）；霜冻期11、12、1、2四个月。此地区历史上没有发生过较大的地震，没有地震威协。勘查区内重要有申沟、黄固寺、圣地庙等几个行政村，总人口约1万人。工业以建材（耐火粘土）、采矿、运送等为主，农业以小麦、玉米等为主。水电状况良好，区内经济相对发达。1.3地层某某煤矿的地层情况如下：下元古界嵩山群:重要为紫红色、灰白色绢云母石英片岩和灰白色石英岩，厚278～287m，平均厚283m。上元古界震旦系:重要为紫红色浅变质石英砂岩，平均厚92m。下古生界寒武系:又分下、中、上三统。下统多为豹皮灰岩和紫红色、黄绿色泥灰岩，底部为含磷砂砾岩，厚约160m；中统多为暗紫红色粉砂岩、页岩和鲕状、竹叶状灰岩等，厚约340m；上统多为灰色、灰白色鲕状白云岩，厚约260m。下古生界奥陶系:多为兰灰色、深灰色石灰岩，厚25.33～79.95m,平均厚55m。上古生界的石炭系:又分中统本溪组和上统太原组。本溪组多为灰色铝土质泥岩，厚2.79～33m,平均10.47m。上古生界的二叠系:又分下统的山西组和下石盒子组，上统的上石盒子组和石千峰组。山西组岩性重要为深灰色砂泥岩，含本煤田中重要可采煤层即二1煤层。中生界三叠系:重要保存三叠系。该系又分下、中、上统。下统重要为紫红色泥岩和中细粒砂岩，厚约615m；中统重要为黄绿色细砂岩和砂质泥岩互层，厚约190～500m，平均200m；上统重要为土黄色、紫红色、黄绿色、青灰色砂质泥岩，厚约330～600m，平均370m。1.4构造新密煤田处在新华夏系第二沉降带与第三隆起带之交接部位，又位于华北古板块板内嵩箕构造区嵩山（东段称荥密）大背斜和箕山（东段称风后岭）大背斜之间的新密复向斜内，其基本构造形态为向东倾伏的复向斜。褶皱常为线状褶皱。一般背斜较为紧密，向斜较为宽缓。两者常相间排列，构成隔挡式褶皱组合，并控制着煤炭赋存的基本特性。断裂线性特性明显。近东西向断裂一般线性明显，延伸较远，切割较深，为本区重要断裂，常为走向断裂；北西向断裂线性明显，延伸较远，常为走滑平移断裂；北东和北北东向断裂发育较少。这些断裂多为正断层，只有少量逆断层分布于煤田西南部的平超矿区、关口勘查区等。它们往往成组出现，正断层在剖面上常呈阶梯状、地堑状、地垒状，逆断层在剖面上常组成迭瓦状。这些断层及其组合不仅调整、分割着褶皱构造，也直接控制着煤系的赋存状态。此外还发育有少量滑动构造，如中部的罗湾滑动构造等。（1）褶皱某某背斜：矿区西北部位于其东部倾伏端，受其影响，矿区西北部地层和二1煤层走向皆发生东偏北的偏转，倾角变缓成4～21º。它在影响着矿区开拓方式、特别是1采区和2采区采煤工作面的布置等生产系统的选择（2）断裂龟山断层：区域上位于风后岭背斜北翼和新密复向斜南翼转化带一线，本区位于井田南部张沟向斜核部，近东西走向。它影响该矿区的划分，同时因富水、断距大等因素，将对断层两边特别是南部煤层的开采带来十分不利的影响，同时又成为矿区南部边沿富水、导水的边界和通道，也是矿区地下水的南部补给边界。某某断层：位于井田北部，地表在葛庄－纪窝一线。它影响矿区划分，对开采北部煤层不利，但却是矿区北部接受西部岩溶水和某某泉群地下、地表水的富水断层和导水通道，对矿井水的赋存和疏排起重要作用。崔拐断层：位于矿区东南部。该断层减少了断层两边煤炭资源储量控制限度，影响采区采煤工作面布置。崔庄断层：位于矿区东南部边沿。断层减少了其两边煤炭资源储量控制限度，成为井田地下水的东南补给边界。（3）滑动构造名字叫新庄滑动构造，在2023～2023年的某某井田外围煤详查时发现该滑动构造。滑体地层重要由二叠系上统地层组成，滑面重要沿上、下石盒子组、山西组地层软性岩层附近滑动并形成一定厚度的断层破碎带，滑面倾向北，倾角5～30°不等，上陡下缓。（4）岩浆岩及岩溶陷落柱地质填图、钻探、地震和矿井生产中未发现岩浆岩及岩溶陷落柱。1.5煤层二1煤层赋存于二叠系下统山西组下部大占砂岩之下，距上部大占砂岩6.39m、砂锅窑砂岩约60m，距下部L7-8石灰岩平均12.07m。因张沟向斜的存在，煤层沿走向和倾向均存在一定变化，总体近东西走向，龟山正断层以北的主体区总体倾向南，倾角4～45°，龟山断层以南倾向北，倾角14～19º。矿区内93个钻孔中未到二1煤钻孔2个，断失二1煤钻孔4个，见二1煤钻孔87个。87个见煤点中，不可采煤层占4点，薄煤层1点，中厚煤层15点，厚煤层9点，总体应属kh中厚煤层。二1煤层平均厚3.5m，全区可采。该煤层大部分不含夹矸，偶含一层夹矸，局部结构复杂（2～4层夹矸），总体应为简朴结构煤层；含结构的见煤孔点有17个，重要分布于井田东南部；夹矸岩性重要为炭质泥岩，另一方面为泥岩、砂质泥岩，42付补24孔和44付补21孔夹矸岩性重要为细粒砂岩甚至中粒砂岩。顶板岩性多为砂质泥岩和细粒砂岩等；夹矸分布不稳定，常具有短距离内尖灭的现象，反映了该区二1煤原始泥炭层堆积时沉积基底的不稳和沉积物补给之间关系的不平衡。二1煤顶板岩性只有矿区中部的38-补5、西风井1、5、3902、东风4、18-5、40-补4、4101孔等8个孔点见有细或中粒砂岩，砂岩老顶面积只占煤层顶板面积的8.7％，其它绝大多数为泥岩和砂质泥岩，它占总面积的91.3％；底板岩性几乎全为泥岩和砂质泥岩，偶有炭质泥岩、粉砂岩和石灰岩等。二1煤层在矿区内被上覆岩层所有掩盖，无煤层露头，埋藏较深。矿区范围内二1煤层赋存标高为+100～-600m标高。总之，该区二1煤层钻孔和巷道揭露见煤点较多，煤层厚度、结构及其可采范围等查明限度较高，煤层稳定限度可属较稳定煤层。1.6煤质1.6.1煤的物理性质及煤岩特性二1煤黑色，受构造影响，该煤多呈粉末状，少量鳞片状，金刚光泽，宏观煤岩类型为半亮型或光亮型煤，煤的视密度1.45t/m3，视电阻率在80～315Ω/cm之间。（1）灰分（Ad）：二1煤原煤灰分（Ad）8.50～27.30％，平均14.86％（63点），介于10.01～16.00％、16.01～29.00％两区间，据GB/T15224.1-2023标准（动力用煤），应属低－中灰煤，总体属低灰煤。（2）挥发分（Vdaf）：二1煤浮煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）两极值为10.47～15.26%，平均12.90（64点）%，介于10.00～20.00％之间。2023年5月该矿在21和22两采区所采煤层煤样测试结果为:浮煤挥发分(Vdaf)12.10～12.40%,平均12.25%。据MT/T849-2023标准，应属低挥发分煤。（3）元素组成：二1煤的元素组成重要为碳、氢、氧、氮、硫，其中碳占绝大多数91.36％，另一方面为氢4.29％。氢碳比为0.047（表5-5）。（4）发热量（Qgr，v，d）：二1煤原煤干基恒容高位发热量（Qgr，v，d）两极值33.64～36.08MJ/kg，平均35.45MJ/kg（40点），＞29.60MJ/kg。因此据GB/T15224.3-2023标准，该煤应属特高热值煤。但2023年5月该矿在21和22两采区所采煤层煤样测试结果为:原煤高位发热量28.30～29.04%,平均28.67%。据GB/T15224.3-2023该煤为高热值煤。考虑到钻孔煤质点较多，更具代表性，本报告赞同为特高热值煤。总之，二1煤属低灰、特低硫、低磷分、低挥发分、特高热值煤。1.6.2煤类依据现行的《中国煤炭分类国家标准》（GB5751-86），二1煤层干燥无灰基挥发分（Vdaf）两极值为10.47～15.26%，平均12.90%，胶质层最大厚度Y值为10mm，焦渣特性为1～4（未测试粘结指数），据此鉴定本区二1煤应属贫煤（PM，数码11）。1.6.3工业用途评价二1煤属低灰、特低硫、低磷、低挥发分、特高热值煤粉煤，同时具有中档软化温度灰。据此，本区二1煤层适宜火力发电及沸腾层发生炉用煤和民用型煤。1.7水文地质1.7.1重要含水层（1）寒武、奥陶系长山组和马家沟组（∈3ch+O2m）灰岩岩溶裂隙承压含水层。该含水层可以通过断裂带补给C3tL1-4和C3tL7-8灰岩，是二1煤层间接底板充水含水层。（2）太原组下段灰岩（C3tL1-4）岩溶裂隙承压含水层。该含水层为一1煤层顶板直接充水含水层。并通过断裂带和C3tL7-8灰岩发生水力联系，成为二1煤层底板间接充水含水层。（3）二1煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层。该含水层为二1煤层顶板直接充水含水层，因富水性较弱，补给条件差，对采煤影响不大。（4）石千峰组下段平顶山砂岩孔隙裂隙承压含水层。该含水层平均厚73.45m，区内分布有限，富水性较弱，对二1煤矿床充水意义不大。（5）圈门组金斗山砂岩孔隙裂隙承压含水层。该含水层仅在矿区南邻有少量分布，富水性较弱，对二1煤矿床充水意义不大。（6）新近系洛阳组泥质灰岩岩溶裂隙承压含水层。该含水层仅在矿区东南外分布，富水性中档，对本区二1煤矿床充水影响不大。1.7.2重要隔水层特性（1）本溪组（C2b）铝质泥岩隔水层位于O2m灰岩顶面至一1煤层底面之间，矿井及其外围共27个钻孔穿过该层，厚度2.27～34.789m，平均厚9.81m。距二1煤层距离平均为78.17m。岩性为浅灰－深灰色鲕粒状、豆状铝质岩、铝质泥岩，结构致密，层位稳定，隔水性良好。（2）太原组（C3t）中段砂泥岩隔水层该层下起L4灰岩顶面，上至L7灰岩底面，矿井及其外围共有28个钻孔穿过该层，厚度10.65（44-补20孔）-41.79m（观4孔），平均煤厚约22m。距二1煤层距离平均为21.93m。岩性以砂质泥岩为主，夹细粒砂岩、薄煤层和不稳定的L5、L6灰岩。该层位稳定，隔水性较好，但在断层的强烈错动下，仍能减弱甚至完全失去隔水性。1.7.3断层破碎带水文地质特性矿井北部和南部边界分别是某某断层和龟山断层，东南部边界为崔庄断层，西南部为杨台逆断层，它们都具有一定的规模，此外，矿井内的东南部地区，还发育一系列近东西向为主的小断层，这些断层对矿井内地下水有明显的控制作用，对未来采煤有很大影响。1.7.4邻近生产矿井和老窑对本矿井充水的影响某某煤矿紧邻外围从西、西北、东北、东到东南分布有9个小的生产矿井和9个废弃矿井，它们大多向某某煤矿非法越界开采，导致很多采空区，由此形成老空水，对某某煤矿安全生产导致很大的潜在威胁。所以某某煤矿采煤生产在靠近边部小煤矿特别是、西北和东南邻近小煤矿时应留够留足边界防水煤柱，以防不测。1.7.5矿井充水因素分析据矿井突水台帐资料和区域矿井水文地质条件分析，本矿井充水因素重要是地下水和老空水，而大气降水和地表水不占重要地位。（1）大气降水大气降水是区域地下水的重要补给来源，但在本区对矿床直接充水的也许性不大，一般是一方面补给含水层，而后进入矿井，成为矿井间接充水水源。（2）地表水矿井附近重要地表水体双洎河自西向东流经北部区外，1985年3月11日于某某和樊寨附近分别实测了双洎河流量，上游某某附近流入量为2.0295m3/s，下游樊寨附近流出量为2.0427m3/s，出入基本平衡，说明了双洎河没有渗透现象，对矿井充水的也许性不大。区内仅有的一条季节性河流－麻河在雨季从矿区西南向东北穿过矿区中部流入矿区东北部的淮河二级支流双洎河，在正常年份或干旱季节往往断流而在矿区中部滞留并形成龟山寨泉池洼地。它接受上游老姜窝小型水库水，尽管水量较小，但它易通过地表小司沟断裂带等渗透到二1煤层矿井。（3）地下水地下水涉及二1煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压水、二1煤层底板岩溶裂隙承压水和断裂断水。二1煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压水是矿床充水水源之一，但其富水性弱，补给条件差，多以淋水或渗水的形式进入矿井，水量0.007～30.4m3/min，易于疏排，对矿床不会形成较大的充水，充水意义不大。构造裂隙水也是地下水的重要组成部份，因此靠近其开采时，应留足断层煤柱，以防构造裂隙水进入矿井。（4）老空水矿井的西、西北、东北、东和东南部存在较多越界开采的生产小煤矿和废弃老窑，大多具有一定的老窑水。同时本矿浅部也存在大量采空区，其间也会存在大量积水，它和周边老窑水共同组成了本矿下一步生产的头顶“悬水”—老空水。老空水突水时它具有来势猛，水量大的特点，所以要留足边界保护煤柱。1.8地质条件1.8.1瓦斯煤矿瓦斯涉及煤层瓦斯和其围岩瓦斯。本报告暂不讨论围岩中瓦斯含量。该矿系统的瓦斯地质勘探和研究为1965-1966年125队提交的《平陌-某某勘探区最终（精查）地质报告》。通过大量的采样化验和测试分析，该报告认为某某井田+50m以浅为CO2～N气带，+50～-100m之间为N～CH4带，-100m以深为CH4带，总体是-100m以浅为瓦斯风化带，瓦斯含量较低，以下瓦斯含量相对较高。总之，本区二1煤层瓦斯含量具有随煤层埋深增长而增大这一规律。某某煤矿目前开采水平-200m标高，2023年矿井相对瓦斯涌出量6.48m3/t；2023年在22121采面上下付巷（-200m以下）掘进时发现有2处共4次瓦斯动力现象，所以从2023年起该矿被认定为煤与瓦斯突出矿井（豫煤安［2023］265号文）。2023年6月在有关单位协助下，某某煤矿选择有代表性的15各测点进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作，得出矿井绝对瓦斯涌出量10.57m3/min，二氧化碳绝对涌出量3.41m3/min，矿井瓦斯相对瓦斯涌出量2.76m3/t，二氧化炭相对涌出量0.89m3/t，未见瓦斯动力现象及煤与瓦斯突出现象。但该矿仍按煤与瓦斯突出矿井管理。总之，矿井瓦斯赋存具有不均衡性。建议矿井在采掘生产过程中，在地压大、煤厚及产状骤变地段、断裂带尖灭处附近等地段，应加强瓦斯监测、矿井通风等措施，防止瓦斯聚集、涌出、突出的现象和事故发生，防患于未然。1.8.2煤尘爆炸性据3804孔二1煤采样测试结果表白：本区二1煤尘具有爆炸危险性，火焰长5cm，克制煤尘爆炸最低岩粉量45％。2023年5月8日煤炭科学研究总院重庆分院所作爆炸性实验为：火焰长20cm，克制煤尘爆炸最低岩粉量50％，鉴定结果为二1煤尘具有爆炸性。建议本矿在采煤生产中加强洒水等降尘防爆措施，严防爆炸事故。1.8.3煤的自燃倾向煤硫容易氧化燃烧。该矿二1煤全硫（St，d）钻孔含量0.14-2.05％，平均0.45％（22点），折算后0.30％，2023年该矿两个煤层煤样全硫0.36～0.38%,平均0.37%，其含量均不是很高，总体属特低硫煤。2023年5月经重庆煤分院鉴定，二1煤T氧＝372℃，T原＝378℃，T还＝380℃，ΔT＝8℃，＜25℃，鉴定结果为Ⅳ级不自燃，最短自燃发火期为72天。此外，本矿西部的东风矿井1957年、火石门煤矿1958年曾先后发生1～5次二1煤层自燃现象，因素是煤层吸取空气中氧使其氧化而致。据邻区某某井田外围详查二1煤ΔT1-3为5～7℃，应属Ⅳ级不自燃煤。尽管如此，煤层自燃与采煤工艺和技术管理所采用的防护措施有关。建议加强采煤和运销中的煤炭管理，尽量减少原煤暴露时间，防止煤层自燃现象发生。1.8.4地温本矿现在-200m水平开采，据矿井实测，二1煤层底板温度一般在22～25℃左右，未发现热害现象。另据某某井田外围详查资料，外围二1煤层埋深在729.78～914.65m时底板温度为21.6～28.6℃；恒温带深度在25～90m之间，平均约为55m；恒温带温度13.8～18.4℃，平均16.2℃；地温梯度在0.9～1.4℃/100m之间，平均1.2℃/100m。所以，初步认为该区为地温正常区，不存在热害。2矿井储量年产量及服务年限2.1井田境界2.1.1煤田范围划分的原则在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：(1)井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；(2)保证井田有合理尺寸；(3)充足运用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；(4)合理规划矿井开采范围，解决好相邻矿井间的关系。根据以上原则，矿井井田北以某某断层为界，南部阳台断层，龟山断层，崔庄层为界，东，西方向均以人为边界为界。2.1.2井田特性井田由某某断层，阳台断层，龟山断层，及崔庄层四条断层将井田隔断，整个井田面积约9.7km2,由于井田被断层隔开，故无扩大的也许。井田中有崔拐断层，它将对采区回采工作产生一定影响。井田走向较长，平均走向长度约为5km；井田倾向长度平均约为3km，井田大体呈梯形分布。煤层上部较平缓，近水平分布，平均约为7°下部煤层倾角增大，约为20°。2.2矿井工业储量本矿井设计对二1煤层进行开采设计，二1煤层厚3.5m。本次储量计算是在精查地质报告提供的1∶5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量是由煤层面积、容重及厚度相乘所得，其公式一般为：Zg=S×M×R其中：Zg——矿井的工业储量，t；S——井田的倾斜面积，km2；M——煤层的厚度，m；R——煤的容重，t/m3，取R=1.45t/m3。则：Zg=66969441×3.5×1.45/cos7°+3767029×3.5×1.45/cos20°=53104651t=5310万t2.3矿井可采储量2.3.1边界煤柱边界煤柱可按下列公式计算Z1=L×B×M×R其中：Z1——边界煤柱损失量，m；L——边界保护煤柱宽度，m；B——边界长度，m；M——煤层厚度，m；R——煤的容重，t/m3，取R=1.45t/m3。井田边界煤柱按一侧40m的宽度留置，总长度为13235m。则井田的边界煤柱为：Z1=13235×40×3.5×1.45=2686705t=268.6705万t2.3.2断层保护煤柱断层两侧保护煤柱由于水大以及落差较大，可按每侧40m宽度留置，井田内有断层一条，周长为1865m，因此断层保护煤柱损失量为：Z2=1865×40×3.5×1.45×2=757190t=75.7190万t2.3.3工业广场煤柱根据《煤炭工业设计规范》第5-22条规定：工业广场的面积为12~13公顷/百万吨。本矿井设计生产能力为60万吨/年，则0.6×（12~13）=7.2~7.8，在此取工业广场占地面积为7.5公顷，即7.5万m2。所以取工业广场的尺寸为274m×274m的正方形。在计算矿井可采储量时，工业广场保护煤柱可按井田工业储量的7%留置，因此工业广场的煤柱量为：Z3=53104651×7%=3717326t=371.7326万t2.3.4保护煤柱总量合计煤柱为P=Z1+Z2+Z3=268.6705+75.7190+371.7326=716万t综合以上计算，则矿井的可采储量按下式计算：Zk=(Zg-P)×C其中：Zk----矿井的可采储量，t；Zg----矿井的工业储量，t；P----保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量，t；C----采区采出率。矿井的设计可采储量可采储量为：Zk=(Zg-P)×C=(5310-716)×80%=3675万吨即矿井设计可采储量为3675万吨。2.4矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，拟定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，“三八”制作业（二班生产，一班检修），每日二班出煤，净提高时间为16小时。2.5矿井设计生产能力及服务年限2.5.1矿井设计生产能力的拟定矿井生产能力重要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素拟定。针对某某矿的实际情况：主采二1煤层，平均厚度为3.5m；瓦斯涌出量较大等，采用综合机械化的开采方法。所以根据以上条件，拟定本矿井的年设计生产能力为60万t/年。2.5.2井型校核下面按矿井的实际煤层开采能力，及辅助生产环节的能力、储量条件及安全条件等因素对井型进行校核。(1)矿井开采能力校核矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，该矿井由于煤层地质条件好，主采煤层二1煤煤层较厚，可布置一个综采工作面保产，煤层开采能力能满足矿井设计生产能力。(2)辅助生产环节的能力校核本设计的矿井为中型矿井，开拓方式为立井两水平开拓。主井采用1对6t提高箕斗，提高能力大，能满足提高方面的规定。大巷采用胶带运送机运煤，运送能力很大，原煤外运不成问题。辅助运送1吨材料车和人车运送，机动性强。井底车场采用梭式车场，调车方便，满足矸石、材料及人员的调动规定。所以辅助生产环节完全可以满足设计生产能力的规定。(3)通风安全条件的校核矿井瓦斯涌出量为15m3/t，属于高瓦斯突出性矿井。煤尘有爆炸性危险。水文地质条件简朴，正常涌水量为380m3/h。矿井通风在第一水平初期掘进时采用并列式通风，通风系统简朴。通风系统贯通后，通过风井回风，可以满足通风的规定。(4)储量条件校核井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(A×K)其中：T——矿井的服务年限，a；Zk——矿井的可采储量,t；A——矿井的设计生产能力，60万t/a；K——矿井储量备用系数，取1.4。则：T=3675/（60×1.4）=44a(5)第一水平服务年限校核第一水平的可采储量为2352万t，那么第一水平的服务年限的计算公式为：t=Zk1/(A×K)其中：t——矿井第一水平的服务年限，a；Zk1——矿井第一水平的可采储量,t；A——矿井的设计生产能力，60万t/a；K——矿井储量备用系数，取1.4。则：t=2352/（60×1.4）=28a不同矿井设计生产能力时矿井服务年限如表2—5—2—a所表达。表2—5—2—a不同矿井设计生产能力时矿井服务年限矿井设计生产能力矿井设计服务年限第一水平设计服务年限煤层倾角（Mt/a）（a）缓斜倾斜急斜3.0~5.060351.2~2.4503025200.45~0.940252015本矿井分水平储量分派表，详见表2—5—2—b表2—5—2—b矿井分水平储量分派表开采水平工业储量（万t）可采储量（万t）服务年限（a）-150水平3398235228-450水平1912132316合计5310367544由以上两表可知，第一水平服务年限为28年>25年，满足60万吨矿井第一水平服务年限的规定。3井田开拓井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将重要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中涉及拟定，主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运送系统。3.1井田开拓的基本问题3.1.1开拓方式比较平硐、斜井与立井开拓的优缺陷比较平硐开拓的优点是运送环节少，设备少，系统简朴，费用低，但受地形及埋藏条件限制，只合用于赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地带，并且要便于布置工业场地。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朴，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简朴，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提高胶带化有相称大的提高能力，可满足特大型矿井主提高的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。与立井开拓相比，斜井开拓的缺陷是：斜井井筒长，辅助提高能力少，提高深度有限；通风路线长、阻力大，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简朴，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑某某矿的实际情况，采用立井开拓较好。根据矿井提高的需要与本矿的地质条件及《煤矿安全规程》的规定，在本井田的中部设立主，副井筒各一个。主井用来提高煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。本矿井的瓦斯含量较大，属于高瓦斯矿井。矿井改变必须保证矿井通风。同时考虑到井田的实际，拟定第一水平初期采用中央并列式通风，后期采用对角式通风，即第一水平后期在井田上部东，西角各打一风井，以保证矿井的正常通风。3.1.2井筒位置的拟定（1）井筒位置的拟定原则a.有助于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有助于井底车场和重要运送大巷的布置，石门的工程量要尽量少；b.有助于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；c.井田两翼的储量基本平衡；d.井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；e.工业广场应充足运用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的威胁；f.工业场地宜少占耕地，少压煤；g.水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。(2)井筒位置的拟定考虑以上井筒位置拟定原则，并结合矿井实际情况，最终拟定主、副井筒位于井田的中部，有助于减少矿井保护煤柱损失；同时，便于第二水平井筒延深。风井井口位置的布置在井田上部东，西各一个。综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如下：表3—1—2井筒位置坐标井筒名称YXZ副井384461783812245220主井384461693812201220东风井384483943812616220西风井3844555438132932203.1.3工业广场的位置、形状和面积的拟定工业场地的选择重要考虑以下因素：尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；占地要少，尽量做到不搬迁村庄；尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，工业广场面积约7.5公顷，定为274m×274m的正方形。3.2井田开拓的方案的拟定3.2.1开采水平的拟定本矿井煤层最高出标高100m，煤层埋藏最深处达-600m，垂直高度达700m，而-450以下煤的储量较少。对于本矿井开采水平的拟定，可考虑划分为两个水平。第一水平标高为-150m，第二水平标高为-450m。延深方式既可以选择立井延深，也可以选择暗斜井延深；大巷可以采用岩巷布置。3.2.2井田开拓的方案比较本井田开拓方式的选择，重要考虑某某矿的具体情况。因此，提出以下三个方案：方案一：立井两水平，一水平-150m，二水平-450m，直接延深方案二：立井两水平，一水平-150m，二水平-450m，暗斜井延深方案三：立井三水平，一水平-100m，二水平-300m，三水平-500m直接延深三种开拓方案的开拓示意图见图3—2—2所表达。图3—2—2方案比较图从以上方案的简图可以对方案一和方案三进行直接比较，一方案的生产系统简朴可靠，方案三比方案一多开设立井井筒，阶段石门和立井井底车场，并相应的增长了井筒和石门的运送，提高，排水费用所以在方案一和方案三中决定选择方案一。余下的一，二方案均属技术上可行的方案，水平服务年限也均符合规定，两者要通过经济比较才可以拟定其优劣。基建工程量时期项目方案一方案二初期主井井筒/m350+20350+20副井井筒/m350+5350+5井底车场/m10001000主石门/m00运送大巷/m10001000后期主井井筒/m300915副井井筒/m300915井底车场/m1000300+500主石门/m8500运送大巷/m26302630基建费用表项目方案一方案二工程量/m单价/元*m-1费用/万元工程量/m单价/元*m-1费用/万元初期主井井筒37030001113703000111副井井筒3553000106.53553000106.5井底车场100090090100090090主石门0800008000运送大巷100080080100080080小计387.5387.5后期主井井筒3003000909153000274.5副井井筒3003000909153000274.5井底车场100090090300+50090072主石门8508006808000运送大巷2630800210.42630800210.4小计548.4831.4共计935.91218.9生产经营费用项目方案一方案二石门运送1.2×1323×0.85×0.381=514.10提高1.2×1323×0.65×0.85=877.11.2×1323×0.915×0.48=697.31.2×1323×0.35×1.02=566.8排水380×24×365×16×0.1525×10-4=812.2380×24×365×16（0.063+0.127）×10-4=1012合计2203.22276.1费用总表项目方案一方案二费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%基建工程费用935.91001218.9130生产经营费用2203.21002276.1103总费用3139.11003495111从上面的表格中的计算可以看出，方案二的总费用要比方案一的高出11%，很明显方案一要比方案二优越的多，所以决定采用方案一。3.3井筒(1)主井主井重要用于提煤。井筒直径5.0m，采用6t多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭提高。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段350mm，冻结段700mm。井筒装备有钢丝绳罐道，井深390m。主井井筒断面布置如下：(2)副井重要用于升降人员、设备、材料及提高矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径6.0m。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段400mm，冻结段800mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水管管道等。井深为375m。副井井筒断面布置如下：副井风速校核：式中：——通过井筒的风速，m/s；——通过井筒的风量，m3/s；——井筒净断面积，m2；——井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；——《安全规程》规定的允许最大风速；由此：＝2.72m/s<8m/s所以井筒选择符合规定。(3)风井风井重要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护，井壁厚度为300mm，井深120m。风井井筒断面布置如下：表3－3井筒特性井筒名称主井副井风井用途提煤提料、矸、人、进风回风提高设备6t箕斗1t双层单车罐笼——井筒倾角（°）909090断面形状圆圆圆支护方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁井筒深度（m）390375120断面积净（）19.628.312.6掘（）25.536.316.63.4井底车场井底车场是连接矿井重要提高井筒和井下重要运送巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提高和井下运送两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。井底车场一方面必须保证矿井生产所需要的运送能力，并应满足矿井不断连续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力30～50﹪。另一方面，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，并且井底车场应便于管理和安全操车。结合某某矿的实际情况，采用梭式车场，具体参照井底车场平面图。3.4.1道岔的选型单开道岔：DK630/5/15重要尺寸为a=3967b=4333l=8300辙叉角为11°18'36"对称道岔：DC630/3/15重要尺寸为a=2560b=2852l=5375辙叉角为18°26'06"渡线道岔：DK630/5/1514重要尺寸为a=3967b=4333l=14934辙叉角为11°18'36"3.5基本巷道断面机轨合一大巷断面特征表巷道规格掘进断面净断面净周长支护形式最大风量（m2）（m2）（m）（m3/s）5200mm×4300mm21.820.518.8砌碹60.5断面特征表巷道规格掘进断面净断面净周长支护形式最大风量（m2）（m2）（m）（m3/s）6000mm×3100mm15.815.315.36锚杆55.63断面特征表巷道规格掘进断面净断面净周长支护形式最大风量（m2）（m2）（m）（m3/s）6000mm×3100mm1615.316.27锚杆60.174准备方式—采区巷道布置4.1采区巷道布置及生产系统的原则在一定的地质开采技术条件下，准备巷道的布置直接关系着矿井和工作面生产的技术经济效益。准备巷道的布置方式成准备方式。合理的准备方式，通常在技术可行的多种准备方式中进行技术比较后拟定。拟定合理的准备方式一般应遵循以下几项原则：(1)有助于矿井合理集中生产，使采区有合理的生产能力和增产能力；(2)安全生产条件好，符合《煤矿安全规程》的有关规定；(3)保证具有完善的生产系统，有助于充足发挥机电设备的效能，并为采用新技术、发展综合机械化和自动化发明有利条件；(4)要技术先进、经济合理、尽量简化巷道系统，减少设备占用率和生产成本费用，便于采区和工作面的正常接替；(5)煤炭损失少，有助于提高采出率。4.2采区走向长度的拟定拟定采区走向长度需要考虑地质、开采和生产技术条件及经济因素。a.了便于布置带采区巷道，往往以较大的地质构造作为采区边界。本煤层为不易自然发火层，所以对采区长度不易太大。b.技术上重要考虑区段巷道的运送、掘进和供电问题，本区段平巷采用胶带输送机运煤，一台输送机铺设长度可达500～1500m。c.合理的采区走向长度，不仅规定在技术上切实可行，并且在经济上应合理，使吨煤费用减少。缓倾斜煤层双翼一般不小于1000m，采区采用综合机械化，采区走向可达2500m以上，综合本矿井实际情况，本矿井首采区走向长度为2023米。4.3工作面长度的拟定根据《规范》规定：综采面长度一般不小于160m。但结合本矿井的实际情况，采区工作面的长度为170m可以满足产量的规定，拟定采区工作面的长度为170m。煤层有自燃性，发火期3～6个月，为了减少发火危险拟选择完全沿空掘巷技术，并且本采区地质条件也允许采用沿空掘巷，尽量不留煤柱，减少自然发火危险。4.4采区上下山布置及采区巷道的联络方式首采区设有三条上山，回风上山层位较高，轨道上山和运送上山层位较低，运送采用胶带输送机，每条上山走向距离25m，回风上山比其它二条上山高10m左右。由于矿井第一水平采用对角式通风，副井进风，两风井回风。开拓巷道布置二条岩石上山（轨道上山和回风上山）和一条煤层上山（运送上山），轨道上山重要用于进风、运料、运矸和行人，运送上山重要用于运煤，回风上山专用于回风。它们通过采区车场和采区进风平巷及回风平巷进行连接，再和工作面相连接。4.5采区内同采工作面数的拟定综合考虑煤层开采条件、开采顺序、运送能力、机械化限度、管理水平、采掘接替等因素，当采用综采时，采区内布置一个工作面。即“一矿一面”，一面生产，一面备用。4.6煤层和工作面的开采顺序和接替顺序本井田主采煤层为二1煤，采用上山布置，进风平巷和回风平巷采用沿空掘巷，采区内采用留置保护煤柱保护上下山开采，开采顺序如下图4—6所示，它的接替顺序为：1，2，3，4，5，6……图4-6工作面接替顺序4.7拟定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式(1)尺寸顺槽的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运送和通风的需要，由此拟定顺槽的尺寸为4800mm×3100mm。(2)支护方式采用锚网支护，锚索补强，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。(3)掘进通风采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。4.8采区生产系统采区内的开采采用后退式开采，通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有风流系统简朴，漏风小的优点。风流系统为：副井→井底车场→大巷→轨道上山和运送上山→工作面运送平巷→综采工作面→工作面轨道平巷→回风上山→风井运煤系统为：综采工作面→工作面运送平巷→运送上山→溜煤眼→大巷→井底煤仓→主井运料系统为：副井→井底车场→大巷→轨道上山→工作面轨道平巷→综采工作面运矸系统为：综采工作面→工作面轨道平巷→轨道上山→大巷→井底车场→副井排水系统为：工作面污水→轨道上山→大巷→井下中央泵房→地面供电系统为：高压电缆由井底中央变电所→大巷→经采区变电所降压→回采和掘进工作面的配电点及输送机，绞车等用电地点供水系统为：由地面储水池→专用管道→采区用水地点（重要用于防尘喷雾）4.9采区硐室绞车房：设在轨道上山顶部用于提高。变电所：设在轨道上山中部，用于采区供电降压。5.采煤方法5.1采煤方法原则本矿的煤层赋存条件简朴稳定，地质特性简朴，参照附近矿井的实际经验，并遵循以下原则：（1）煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；（2）安全劳动条件好；（3）尽也许采用机械化采煤，达成工作面高产高效；（4）材料消耗少，生产成本低；（5）便于生产管理。5.2采煤方法这里只是对第一个投产采区（一采区）作具体设计，其它采区只是做简朴说明，本井田共分采区4个，编号分别为一，二，三，四采区。二1煤层赋存稳定，顶底板条件好的中，厚煤层，厚度平均3.5m，煤层倾角7～20°，井田内储量丰富，地质条件好，采用综采走向长壁采煤法一次采全高技术开采。5.3拟定采区生产能力为实现高产高效，达成良好的经济效益，本矿井采用一个工作面开采。因此，本采区工作面的生产能力必须达成60万t/a（矿井设计生产能力）。本采区工作面布置为综采工作面，一次采全高，工作制度为“三八制”，二班采煤，一班检修。进刀方式为工作面端部斜切进刀，双向割煤，往返一次割一刀,每刀进尺0.6m。（1）综采工作面生产能力式中：n——工作面日循环数，4个；L——工作面长度，m，为170m；B——截深，m，为0.6m；M——煤厚，m，为3.5m；——煤容重，t/m3，为1.45t/m3；C——工作面回采率，95%。矿井设计生产能力按年工作日330天，天天净提高时间16h则=330×4×170×0.6×3.5×1.45×95%=65万t（2）采区生产能力式中：——采区生产能力，；——采区掘进出煤量系数，取1.1；——工作面之间出煤影响系数，取1；——同时生产的采煤工作面生产能力之和，；则=1.1×1×65=71万t/a>60万t/a，所以能满足矿井的设计生产能力。（3）工作面的年推动度日推动度为：0.6×4＝2.4m月推动度为：2.4×30=72m年推动度为：2.4×330=792m。（4）工作面落煤方式工作面采用一次采全厚的综合机械化开采方法，管理顶板采用所有垮落法。5.4回采工艺（1）采煤机工作方式和进刀方式由于采区内煤层赋存稳定，所以采用采煤机双向割煤；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，上行下行均割煤，往返一次进一刀；采煤机过后边移架后边推移刮板运送机。图5图5—4采煤机进刀方式图进刀过程如下：当采煤机割至工作面端头时，其后的运送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤(见图（a）)；调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿运送机弯曲段返向割入煤壁，直至运送机直线段为止。然后将运送机移直(见图（b）)；再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至运送机机头处(见图（c）)；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤(见图（d）)。（2）．回采工艺三八制作业，二班生产，一班检修。a.回采工艺流程： 采煤机割煤——移架——推移刮板运送机——清理浮煤——采煤机割煤b.落煤方式：采用双滚筒液压牵引采煤机割煤，采煤机往返一次进一刀，进刀采用端部斜切割三角煤方式。c.装煤及运煤方式：采煤机组截割落煤，刮板运送机配合装煤。（4）工作面支护采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运送机，即割煤—移架—移运送机；正常移架要滞后采煤机滚筒3—5架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架—割煤—移运送机。5.5综采工作面的重要设备(见表5-5)序号设备名称型号数量1采煤机MXA-300/4512刮板输送机SGWL-18013液压支架ZZ400/18/181404乳化液泵台MRB-125/32015端头支架ZT900/18/382006转载机SZB730/4027移动变电站KSGZY18喷雾泵站XPB-250/551表5-5综采面重要设备表机械配备平剖面图见下图（图5－5）图5－5机械配备图5.6工作面劳动组织和循环作业图表的编制综采工作面一般以割煤、移架、推溜三个重要工序为主线。完毕这三个工序即为完毕一个循环。故常布置多循环方式组织作业，在册人数为100人，劳动组织表见表5－6。在安排作业方式时，必须把机械设备检修作为综采的一个工序，适当安排，保证检修时间。根据实际情况和设备检修能力，组织两班采煤，一班准备的三班作业制。表5－6劳动组织表序号工种班次合计一班二班检修1支架66122机组司机2243移溜工3364泵站司机1125电工1126溜子司机1127机组检修448支架检修449泵站检修4410电检修5511端头工661212溜子检修3313破煤工22414修护工151515记录员112416送料工4417班长111318井下保管112419材料员3320队长1113合计262648100工作面的循环方式为一日四循环，天天两班采煤，一班检修的工作制。工作面循环作业图表见下表5-6工作面循环作业图表6矿井运送6.1井下运送系统和运送方式的拟定根据矿井井下开拓系统和带区回采工作面的布置，拟定煤炭矸石材料设备和人员在内的运送系统如下：1．煤炭运送系统：综采工作面的煤炭——区段运送平巷——运送上山——溜煤眼——运送大巷——井底中央煤仓经主井提高至地面2．设备材料和人员的运送系统：副井罐笼中的设备（材料、人员）——井底车场——运送大巷——轨道上山——运料斜巷(进风行人斜巷)——区段轨道巷——综采工作面。3．矸石运送系统：工作面出的矸石——区段轨道巷——运料斜巷——轨道上山——运送大巷——井底车场——由副井提至地面。6.2采区运送设备的选型采区重要设备重要涉及回采工作面、分带斜巷的重要运煤设备、矸石、运料运送设备。其设备类型重要由地质特性、开拓系统、开采方法、运送倾角、运距、运量和瓦斯等条件来决定。各种设备选型特性如表6－2－a、表6－2－b、表6－2－c所示。表6－2－a可弯曲刮板输送机型号运送能力t/h出厂长度（m）电动机型号功率（Kw）电压（V）SGD－730/320700150YSB－160160×2660/1140表6－2－b可伸缩胶带输送机特性表型号运送能力t/h出厂长度（m）台数输送带与转载机接头（m）储带长度（m）电动机台数功率（Kw）电压（V）功率因数宽度（mm）速度m/sDX3钢绳蕊式40060028002.01280240×2660/11400.86表6－2－c顺槽转载机特性表型号机型出厂长度（m）小时运量t/h电动机型号功率（Kw）电压（V）SZZ-730/132双边链43630KBY5503大巷运送设备6.3.1电机车的选择电机车的选择涉及电机车型号，电机车牵引列车组成计算和电机车台数而拟定。表6－3－1－a电机车粘着质量的选择矿井年产量架线式（t）蓄电池式（t）配套矿车（t）说明0.67及以下8及以下1.0固定式矿车0.6~0.97~1081.0~3.0固定式或底卸式1.2~1.810~1483.0底卸式或侧卸式1.8以上1.8以上14~208~12底卸式或侧卸式根据上表可知，由于本矿是60万吨的矿井，并且瓦斯含量很大，不能用架线式，所以应选用8吨蓄电池式电机车。大巷一般采用轨道运送，并选用标准矿车，牵引设备一般采用电机车，小型矿井亦可采用无机绳运送。采区生产集中矿井一翼走向长度小于3Km，条件适合，技术经济比较优越时，可采用胶带输送机。矿车类型应根据矿井设计生产能力选择。年生产能力大于90万吨的矿井，应选用底卸式矿车，辅助运送可选用1.5吨固定矿车和平板车，材料车和人车等辅助车辆。年生产能力小于90万吨的矿井，选用一吨固定式矿车和与之相一致的辅助车辆。根据以上原则，同时参考《矿山固定机械》有关内容，拟定选用以下固定设备。（见下表）表6－3－1－b蓄电池式电机车重要技术特性表型号粘着质量（t）轨距（mm）轴距（mm）速度Km/s配套电机外形尺寸型号功率（Kw）电压（V）XK－6/110-1A8600110010.5ZQ－21211104500×1060×1550表6－3－1－c矿车重要技术特性表名称型号名义载重（t）最大载重（t）轨距（mm）轴距（mm）缓冲器外形尺寸（mm）自重（Kg）1t固定箱式矿车MGC1.1－6A1/600550单列弹簧式2023×880×1150592PRC人车PR4－64人/600//1900×950×1566/1t材料车MC1－6A12600550单列弹簧式2023×880×11504946.3.2运送方案的选择工作面采出的煤由刮板输送机运到区段运送巷，再由胶带输送机和转载机运到运送大巷，运送大巷的煤由强力钢蕊式胶带输送机运到煤仓。大巷辅助运送可选用1t吨固定矿车运矸石，材料车运材料和人车运人。6.3.3列车组成的计算在拟定电机车粘着质量及矿车形式之后，可以根据运送条件计算列车组成。列车组成的计算按三个条件来拟定，分别为：⑴按电机车的粘着质量。⑵按牵引电动机的允许温升。⑶按列车的制动条件。分别计算如下：(1)按电机车的粘着力条件计算以电机车在最困难的启动条件下启动时，车轮不打滑为计算依据。Qzh≤式中：P——机车粘着重量，t；Qzh——重车组质量，t；ψ——机车粘着系数，启动ψ=0.24；Wq——重列车起动时的阻力系数，取0.0105；I——轨道线路平均坡度，i=3‰；——列车起动时的加速度，=0.04m/s2；所以：＝99.3（t）(2)按牵引电动机允许温升条件计算式中：Fch——电机车长时牵引力，N；P——机车重量α——电机车调车时的电能消耗系数，取1.25；T——机车往返一次的运营时间，min；θ——列车往返一次的运营时间，min；Wzh——重列车运营阻力系数，取0.007；id——等阻力坡度一般为2‰~3‰，取2‰；g——重力加速度，取9.8m/s2；所以：其中：式中：——列车往返一次的运营时间，min；——加权平均运距，Km，取1.5Km；——列车的运营速度，Km/h，取10.5Km/h；所以：＝23minθ——列车往返一个循环中的休止时间，min，取θ＝15min；所以：＝59.9（t）(3)按列车制动条件计算根据《煤矿安全规程》，列车制动距离，制动时不得超过40m。在车组重量计算时，一般只按运送物料下坡制动不超过40m计算。列车开始制动时速度等于长时速度，则制动时的减速度为：式中：——机车长时制运营速度，取=10.5Km/h；——制动距离，运送物料时取40m；所以：按制动条件计算车组重量的最大值是：0.1063式中：——重车组质量，t；P——机车重量，t；ψ——机车制动时粘着系数,取ψ=0.17;——重列车运营的阻力系数，取0.007；I——轨道的平均坡度，取i＝3‰；b——列车制动时的加速度m/s2由此：＝169.5（t）(4)列车中矿车数量的拟定式中：——距三个约束条件拟定的车组质量中最小者，t；G、G0——分别为矿车的载重或自重，t；所以：＝37.6辆取Z=30辆6.3.4电机车台数的计算(1)机车的加权平均周期运营时间 式中：——加权平均运距，Km，取1Km；——重列车的运营速度，Km/h，取6Km/h；——空列车的运营速度，Km/h，取8Km/h；θ——列车运营一个循环中休止时间，min，取5min；所以：＝38min(2)每台机车每班也许运营次数：γ＝次/班式中：——一个工作班内的运送工作时间，运人取＝7.5h；—机车的加权平均周期运营时间，min；所以：γ＝＝11次/班(3)班产量Ab＝A1+A2+…+An，t/班式中：A1，A2，…，An——各带区的班产量，t/班；由于只有一个采区生产，所以：Ab＝A1＝2×0.6×170×3.5×1.45×0.95＝984t/班(4)每班所需运送货载总次数式中：——每班矸石产量，t/班；——生产不均匀系数，取＝1.45；——一列矿车的矿车数，取30辆；——矿车载重，取1t；所以：＝9次/班(5)每班运送总次数次/班式中：取2所以：＝9+2＝11次/班(6)工作机车台数＝11/11＝1台取1台。(7)备用与检修台数＝0.25×1＝0.25台取1台。(8)所需机车总台数＝1+1＝2台6.3.5带式输送机的计算目前，新型高强度带式输送机已普遍使用，其带强大大超过普通胶带，带速由2m/s增至5m/s，运送量提高2倍以上。（1）带宽的计算a,按设计运送生产能力计算B=1.1(+0.05)式中：Q——工作面最大也许产煤量，t;v——胶带的速度，m/s;y——被运物料的堆积密度，t/m;c——输送机的倾角系数，取c=1;B——输送机的带宽，m;所以：=0.664m<0.8m满足规定。b,按块度规定计算带宽B≥2a+200式中，a——物料最大块度的横向尺寸，a=300mm;B≥2×300+200=800mm也满足规定。(2)带宽的运送能力计算A=3600vyck(0.9B-0.05)2式中：A——带宽的运送能力，t;v——胶带的速度，m/s;y——被运物料的堆积密度，t/m;k——断面系数，取c=0.0906;B——输送机的带宽，m;所以：A=3600×2×0.9×1×0.0906×(0.9×0.8-0.05)2=264t/h>180t/h能满足每班产煤规定。7矿井提高7.1矿井提高设计的重要依据和原始资料该矿井设计生产能力为每年60万吨，年运送矸石12万t，井下运送大巷中采用胶带运送机运煤，辅助运送通过1t固定式矿车、人车和材料车来完毕。某某矿煤的散体容重为1.3t/m3，矿井工作制度为：一年工作日为330天，天天净提高时间14小时，天天3班作业，每班工作8小时。该矿采用立井直接延伸开拓，第一水平井深370m，第二水平井深670m。7.2提高设备的选型计算7.2.1主立井提高容器拟定(1)一次合理提高量式中：A——矿井设计生产能力,t；c——提高不均衡系数,箕斗井为1.1～1.15,取1.15；——提高富裕系数,第一水平取1.20；t——日提高小时数,取14h；n——年工作日数,取330d；——一次循环时间,s；其中：H——提高高度，m；箕斗井：其中：——矿井开采水平垂直深度，m；——卸载水平至井口距离，m，取20m；——装载水平至井底车场水平距离，m，取20m；——最大提高经济速度，其中；——加速度，取0.75；U——箕斗在曲轨上减速与爬行所需的附加时间，取u=10s；——休止时间，s，取θ＝8s；表5-2-2箕斗休止时间箕斗规格（t）6及以下8～9121620休止时间（s）810121620所以：＝370+20+20＝410m＝＝8.1m/s＝79.4s所以：＝4t(2)选择提高容器规格尺寸根据Q值及煤的松散容重即可选用6t标准箕斗，根据表中斗箱有效容积，计算一次实际提高量：Q=式中：式中：——煤的松散容重,取,其中1.45为煤的容重,为碎胀系数,取1.1；——箕斗容积；β——满度系数，取0.9；＝＝1.3t/m3所以：Q=＝7.7t根据箕斗实际提高量，选择JDS－6/75×4型多绳摩擦式6t箕斗。箕斗有效容积6.6m3，自重7.5t。7.2.2副立井提高容器的拟定副立井重要担负提高人员、材料、设备、矸石的任务。根据辅助运送设备和井下矸石量，初步选择罐笼型号为GDG1/6/2/2型1t矿车双层单车罐笼，其自重为4.3t，最大载重4.3t。规定最大班工人下井时间一般不超过40min，最大班净作业时间，一般不超过5h（涉及提人、材料、矸石…），其中升降工人时间，按工人下井时间的1.5倍，升降其它人员时间，按升降工人的20％，提高矸石按日出矸量的50％；升降坑木、支架按日需量的50％。(1)用提高人员进行验算：式中：——每罐提高人数，20人；——最大作业班下井人数，取=100人；——提高加速度，取；＝370+20＝390其中：——矿井开采水平垂直深度，m；——卸载水平至井口水平距离，取20m；——稳罐附加时间，取＝5s；θ——上下人员休止时间，取36s；所以：＝480100人满足规定。(2)以最大班净作业时间5小时验算①提矸石每班作业时间（小时）式中：——每日矸石提高量，t；——每次矸石提高量，t；——循环时间，t;=100s所以：＝2.8h＝168min②升降其别人员的时间0.2×（min）（60min）＝12.5min0.2×＝0.2×17＝2.5min③下坑木、支架按日需量的50%计算；取0.3h＝18min④下炸药2~4次，取3次；保健车2~4次，取3次；运送设备5~10次，取8次；其他5~10次，取8次；则：总计3+3+8+8＝22次22×100s＝37min所以：总作业时间为：168+12.5+2.5+18+37＝238min＝4h<5h满足规定。7.3提高钢丝绳的选择计算立井多绳摩擦式提高，宜采用同向捻的提高钢丝绳。(1)提高钢丝绳的绳端荷重Qd箕斗提高时：Qd＝（Q+Q2）g，N；罐笼提高时：Qd＝〔Q2+2（G+G0）〕g，N；式中：Qd——钢丝绳绳端荷重，N；Q2——罐笼的质量，kg；Q——一次提高量，kg；2——每次提高的矿车数；G——矿车中的装载质量，kg；G0——矿车的质量，kg；G——重力加速度，9.8N/kg；所以：箕斗提高时：Qd＝（Q+Q2）g＝（7700+7500）×9.8＝148960，N罐笼提高时：Qd＝〔Q2+2（G+G0）〕g＝〔4300+2×（1000+592）〕×9.8＝73343，N(2)钢丝绳最大悬垂度Hc＝HH＋Ht＋Hkˊ，m式中：Hc——尾绳环的高度，m；HH＝Hg＋1.5ss——提高钢丝绳的中心距，m；Hg——过卷高度，取6.5m；Ht——提高高度，m；Ht＝Hz＋Hs＋HxHz——装载水平至井下运送水平的高度，取20m；Hx——卸载水平至井口的高度，取20m；Hs——井筒深度，m；Hkˊ——提高容器在卸载位置时，容器底部至主导轮轴的高度；Hk′=Hr＋Hg＋h＋H2xHr——容器全高，m；h——导向轮中心距楼板层面高度，h＝0.75R；R——导向轮半径，m；H2x——主导轮中心至导向轮中心的高度，m；根据所选提高容器查表得箕斗全高为12m，罐笼全高为10m。按《煤矿安全规程》第397条表6规定，取v＝6m/s时，过卷高度取6.5m，即Hg＝6.5m。根据井筒断面布置和所选容器得外形尺寸可知，罐笼提高得提高钢丝绳的中心距为1740mm，箕斗提高的提高钢丝绳的中心距为1600mm。根据主导轮直径为2.8m查表可知H2x＝5m，且主导轮半径为R＝1.4m。①对于箕斗井：HH＝Hg＋1.5s＝6.5+1.5×1.6＝8.9mHt＝Hz＋Hs＋Hx＝20+370+20＝410mHk′=Hr＋Hg＋h＋H2x＝12+6.5+0.75×1.25+5＝24.44m所以：Hc＝HH＋Ht＋Hkˊ＝8.9+410+24.44＝443.34m②对于罐笼井：HH＝Hg＋1.5s＝6.5+1.5×1.74＝9.11mHt＝Hz＋Hs＋Hx＝20+370+20＝410mHk′=Hr＋Hg＋h＋H2x＝10+6.5+0.75×1.25+5＝22.44m所以：Hc＝HH＋Ht＋Hkˊ＝9.11+410+22.44＝441.55m(3)拟定钢丝绳每米质量P箕斗提高：P，Kg/m罐笼提高：P，Kg/m式中：——钢丝绳公称抗拉强度，Pa；——钢丝绳密度，Kg/m3；n——钢丝绳数目；g——重力加速度，m/s2；ma——提高钢丝绳的安全系数；《煤矿安全规程》规定当钢丝绳悬垂长度不大于1200m时，按下列公式计算ma：专为升降物料时：ma＝7.2-0.0005人员和物料混合提高时：ma＝9.2-0.0005同时鉴于我国立井多采用抗拉强度为1550N/mm2和1700N/mm2两种钢丝绳，不妨取钢丝绳的公称抗拉强度＝1550N/mm2＝1550×106Pa。查表并计算可得钢丝绳密度为9350Kg/m3。①对于主井（箕斗井）ma＝7.2-0.0005＝7.2-0.0005×443.34＝6.98所以：P＝1.92Kg②对于副井（罐笼井）ma＝9.2-0.0005＝9.2-0.0005×441.55＝8.98=1.3Kg根据计算出的P值，主井提高钢丝绳决定选用绳6×7股（1+6）绳纤维芯，直径为24.5mm的钢丝绳，其参考质量为212.90Kg/100m，钢丝破断拉力总和为345000N。副井提高钢丝绳决定选用绳6×19股（1+6+12）绳纤维芯，直径为23.0mm的钢丝绳，其参考质量为190.30Kg/100m，钢丝破断拉力总和为312023N。(4)验算钢丝绳的安全系数箕斗提高时：7.67>6.98罐笼提高时：=12>8.98所以钢丝绳的安全系数均能满足《煤矿安全规程》的规定。7.4多绳摩擦式提高机的选择提高机的选择是在拟定主导轮直径口和钢丝绳最大净张力差Fe后，查提高机特性表拟定的。(1)主导轮直径根据《安全规程》规定，摩擦式提高机的主导轮直径D与钢丝绳直径d之比应符合下列规定：有导向轮时：D≥90d对箕斗井：D/d＝2800/24.5＝114>90对罐笼井：D/d＝2800/23＝122>90所以主导轮直径选D＝2.8m，主、副井均能满足《安全规程》的规定。(2)钢丝绳最大静张力Ff的计算，对于等重尾绳及轻尾绳提高系统的Ff。箕斗提高时：Ff＝〔Q2+Q+np（Hk′+Ht）+nqHH〕×gN＝〔7500+7700+4×1.92×（24.44+410）+4×1.92×8.9〕×9.8＝157804N罐笼提高时：Ff＝〔Q2+2（G+G0）+np（Hk′+Ht）+n1qHH〕gN＝〔4300+2×（1000+592）+4×1.77×（22.44+410）+4×1.77×9.11〕×9.8＝103980N(3)钢丝绳作用在主导轮上的最大静张力差Fc箕斗提高时：Fc＝〔Q+︱ΔHt︳〕g＝（7700+0）×9.8＝75460N罐笼提高时：Fc=〔4G+(ΔH+1)〕g＝（4×1000+1）×9.8＝39210N式中：Δ——提高钢丝绳与平衡尾绳总单位质量之差，对于等重尾绳的提高系统Δ＝0，上式中Δ取其绝对值；7.5电动机容量选择本部分内容，不进行运的学和动力学的计算，只进行近似计算：式中：K——矿井提高阻力系数，箕斗井取1.15，罐笼井取1.2；——减速器传动效率，取0.92；P——动负荷影响系数，P＝1.2－1.4；V——提高速度，V＝0.4；P＝＝917Kw根据计算功率选定提高机型号为：JKM－2.8/4（I），其性能特性如下：主导轮直径2.8m，导向轮直径2.5m，钢丝绳最大净张力差为90KN，钢丝绳允许最大直径为28mm，最大提高速度11.8m/s，减速器的速比11.5，最大扭距为133KN/m，电动机功率为1000Kw，最大允许功率计算值为720Kw，电动机转数为630r/min，最大转数750r/min，传动方式为单电机传动。8矿井排水8.1概述某某井田含水层组重要有寒武、奥陶系长山组和马家沟组灰岩岩溶裂隙承压含水层（Ⅰ），太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层（Ⅱ）。寒武、奥陶系长山组和马家沟组灰岩岩溶裂隙承压含水层（Ⅰ）,单位涌水量q＝0.0013～28.42l/s.m，渗透系数K＝0.00174～-0.6866m/d水化学类型为HCO3-Ca和HCO3-Ca.Mg。太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层（Ⅱ）,单位涌水量0.411～6.079l/s.m，渗透系数4.884m/d，地下水化学类型HCO3-Ca为主。由于以上含水层组受相应的隔水层影响，对矿井开采不会带来大的影响。井下重要涌水来自煤系地区自身的砂岩裂隙水和断层裂隙水。本矿小时正常涌水量为380m3/h，最大涌水量为500m3/h，井型为年产60万吨的中型矿井，属于高瓦斯矿井。矿井重要根据第一水平情况进行设计。排水系统：主排水设备设立在第一水平，第二水平的涌水量由辅助排水设备排至上一水平的水仓中。然后由主排水设备排至地面。8.2水泵型号及台数(1)水