【《山西灵石县曹村煤矿开采方案的初步设计》15000字】

1山西灵石县曹村煤矿开采方案的初步设计摘要本次设计是对曹村煤矿开采方案的初步设计。曹村井田大部分处于山西省灵石县境内，北部小部分处于介休、孝义市境内，属于低山丘陵地形。设计年产量120万吨，工业储量为13345.1Mt，设计开采煤层为5#煤层，矿井服务年限为60年。井田整体的地质条件较为简单，煤层赋存条件也相对稳定。根据所了解的实际地质情况，确定开拓运输方案和采矿方法、供电、通风等的合理设计。该矿井决定采用主斜井副立井开拓，并于井田中部位置沿东西走向布置主要大巷。设计采用倾斜长壁式采煤法一次采全高。大巷的主要运输方法设计为胶带输送机运输煤炭，并采用无轨胶轮车进行运料和运人。矿井全部实现机械化，配备有先进的现代化设备和科学技术，在保护生态环境、保证安全生产的前提下实现矿井的高产高效，达到良好的经济效益。关键词：主斜井副立井开拓；长壁垮落采煤法；盘区式划分；倾斜长壁式采煤法。摘要 I第一章课题来源 II第二章井田界限及储量 12.1井田境界 12.2储量 12.2.1工业储量 12.2.2设计可采储量 2第三章矿井生产工作制度及生产能力 43.1矿井生产工作制度 43.2矿井服务年限确定 4第四章矿井开拓方式 54.1矿井开拓的原则及任务 54.2井筒形式的确定 54.3井筒铺设位置 74.4工业广场的位置 84.5矿井的基本巷道 84.5.1井筒 84.5.2井底车场 114.5.3主要开拓巷道 12第五章准备方式——盘区巷道布置 145.1煤层特征 145.2盘区巷道布置及生产系统 145.2.1巷道布置 145.2.2生产系统 155.2.3巷道掘进 155.2.4盘区产能及采出率 155.3盘区车场 18第六章采煤方法和回采工艺 186.1煤层地质条件 186.2采煤方法的选择 196.2.1概要 196.2.2影响采煤方法选择的主要因素 196.2.3采煤方法的选择 206.3工作面设计参数 206.4选择设备 216.5作业图标 266.6回采巷道布置 286.6.1回采巷道配备 286.6.2巷道断面设计 28第七章井下运输 317.1概述 317.1.1运输要求 317.1.2矿井条件 317.1.3运输系统 317.2运输方式 317.3盘区运输设备的选择 327.3.1主运设备选型 327.3.2辅运设备 32第八章矿井提升 338.1概述 338.1.1提升要求 338.1.2提升方式 348.2主副井提升 348.2.1主井设备 348.2.2副井设备 36第九章矿井通风及安全技术 379.1矿井通风系统选择 379.1.1通风方法 379.1.2通风方式 389.2盘区及全矿所需风量 389.2.1矿井总风量设计 389.2.2确定总风量 429.2.3风速校核 439.3全矿通风阻力 449.3.2容易时期 459.3.3困难时期 469.3.4计算等积孔 479.4通风机选型 479.4.1风压计算 479.4.2电动机的选择 499.5防止特殊灾害的安全措施 509.5.1矿井瓦斯 509.5.2矿井火灾 519.5.3矿尘防治 519.5.4矿井水灾 529.5.5顶板防治 53第十一章设计矿井基本技术经济指标 54参考文献 56第一章课题来源任务书第二章井田界限及储量2.1井田境界井田领域由以下10点坐标圈定:X=4094000.00Y=19566000.00X=4094000.00Y=19505913.60X=4092000.00Y=19562000.00X=4092000.00Y=19562000.00X=4089000.00Y=19561500.00X=4087143.00Y=19562484.34X=4088399.72Y=19564504.33X=4086566.47Y=19564504.33X=4087524.00Y=19567431.69X=4089000.00Y=19566000.00该井田的南北走向测量为3.9千米，东西走向为2.59千米，从中可以计算出它的面积为29.09平方千米。2.2储量2.2.1工业储量依据地质报告中所提供的可采煤层相关资料,根据一些初步检测到的数据，可以计算5号煤层的地质储量计算：Zg=s·m·d式中：Zg—5号煤层的资源储量（t）；m—块段计算面积（m2），29.09km2；h—煤层平均厚度（m），取m；d—体积密度（t/m3），取1.3t/m3。Zg=29.09×1000×1000×3.0×1.3=13345.1万t2.2.2设计可采储量矿井设计可采储量按下式计算：Z(式3—1)式中：开采时需留设的煤柱有：工业场地及风井场地、采区边界、开拓大巷等主要巷道需留设的保护煤柱。工业场地和主要井巷煤柱煤量按2％进行估算；永久煤柱损失量，按3％估算。C—采出率，5号煤层的平均厚度3米，属于中厚煤层取百分之八十。Z=10142.28wt经计算，矿井设计可采储量为10142.28Mt。矿井资源储量详见表2.1。表2.1矿井资源储量表单位：万吨9第三章矿井生产工作制度及生产能力3.1矿井生产工作制度矿井设计生产工作制度为四六工作制，可以积极有效配合每班工人生产工作时间，优化班时结构，减少井下的安全事故，增加煤矿的产量。矿井设计年工作日为330天，每天四班作业(其中三班生产，一班检修)。每个班每天需要生产作业6个小时。每班按照工作制度达到的循环次数都为整数。不然各个工序衔接的不能顺利进行，施工与管理也会十分困难，正规循环的作业不利于实现。3.2矿井服务年限确定根据《规程》得知，本矿井为大型的矿井，其设计生产能力是每年120万吨。因此《规程》规定了大型，中型等煤矿对于服务年限的公式如下（式3—2）式中：T——服务年限，a；Z——设计可采储量，Mt；A——矿井设计生产能力，Mt/a；K——储量备用系数，取1.4。则根据以上数据可以计算出为：T=10142.28120×1.4=60.37第四章矿井开拓方式4.1矿井开拓的原则及任务可供井田选择的开拓方式有很多，但是如果具体的确定一种方式，需要分析很多因素并结合大量理论和实际经验，才能具体的确定下来，主要从以下方面可以入手：1、该矿场的煤层埋藏不浅。埋藏深度平均为370m。2、瓦斯量相对较小，而且涌水量也相对来说很小。3、地质条件较为良好，有利于开拓布置。经过整体概况布局后，还有如下问题需要确定和解决：确定开采煤层所处水平确定井筒的几方面问题：比如条数等以及彼此之间的联系关系工业场地的建设。需要布置大巷及井底车场供电、通风、运输等问题初后期的建井开采等规划4.2井筒形式的确定井筒的形式有三种：平硐、斜井与竖井。具体如下表4-1所示：表4-1井筒形式对比通过认真的对比分析，结合目前煤矿开拓经验提出以下两种方案：方案一：主斜副竖井开拓主井是斜井，在井田中央布置。副井是立井。井田中部设有大巷。采用中央并列式通风；布置一处中央风井。图4-1-1方案一开拓示意图方案二：主副竖井开拓将主副井均设计为竖井，在井田的中心布置。如图4-1-2所示，采用中央分列通风方式布置中央风井。图4-1-2方案二开拓示意图综上考虑设计了两种不同的对该井田的开拓方案。若使用主斜方式，其主要优点是可以设计使用安装输送机，相比以往传统矿井的矿车等等提升机械来说，输送提升的能力可谓是大大加强，可以轻松满足本矿井产量对于提升的刚需。使用副竖井，对于本矿井的煤层情况来说，相比斜井竖井井筒更短，通过计算长度将短一倍有余，继而有了通风方便的优点。因此，综上所述，结合理论知识以及大量现实案例。该开发方法结合了竖斜井各自的一些优点，无论是在技术上还是在成本方面都是十分理想的。因此，采用主斜井、副竖井开拓。4.3井筒铺设位置1、确定原则（1）尽量不要位于低洼处软土层等不结实的位置，应考虑到井筒日后的开拓和维护问题；（2）最好铺设在富煤附近，或者最容易出煤的地带，有利于快速投产；（3）尽可能布置在荒废地带，尽量不影响原有的地域状态；（4）便于物料人员等运输提升；（5）工业广场要坚实可靠，保证矿井前后期的生产需要。2、井筒铺设根据5号煤的各种情况，考虑到煤矿设计生产能力及提升、通风等情况，结合大量案例经验，确定设计初期全矿井以主斜井副竖井联合回风竖井共三井开采5号煤层。主副井的井筒底部都采掘于煤层下方的岩层当中，井底标高为+550m，这样设计，便于大型矿井提升和运输；回风竖井落底于5号煤层底板。主井安装一套胶带输送机，担负矿井煤炭的提升任务；副立井垂深为245米，担负井下的物资人员等运输提升，回风竖井垂深215米，用于回风。井筒完成后分别布置一条运输大巷、辅运大巷沿底板掘进和回风大巷，位于井田的中央，各条巷道三十米间距。4.4工业广场的位置整个井田地处山丘，地势较为复杂。根据井田的实际情况，如地形地貌等，以及充分结合本次设计开拓方案，充分考虑可以得知矿井工业场地最佳位置选择在靠近井口的井田中部，那里属于山谷中部，地势较平坦便于施工，地面标高约为+790~+800m，这样布置也较为理想简便，可以快速进行开拓开采等矿井生产事宜，有利于尽快投入煤炭生产。4.5矿井的基本巷道4.5.1井筒由前序章节已确定开拓方式为主斜井副立井开拓，拱形断面具有更长的使用寿命和承压能力，故主斜井采用拱形断面，副立井和风井采用圆形断面。1.主井主斜井承担煤炭运输和进风。并配备了B=600mm胶带输送机，有消防洒水管路、压风管路。断面半圆拱形，净断面积15.5m2，倾角为19°，掘进的断面积21.7m2，井筒的断面积为17.1m2，具体见断面图4-2-1所示图4-2-1主斜井井筒断面图2.副井副斜井担负材料运输和设备提升。井筒的直径为5000mm，掘进断面积为19.63m2。具体见断面图4-2-2所示。图4-2-2副立井井筒断面图3.风井风井帮整个矿井回风。风井直径为5m，从设计图中可得净断面积为19.62m2，。内设作为安全出口的玻璃钢梯子间，断面图如图4-2-3所示：图4-2-3回风立井断面图4.5.2井底车场该矿井是一个综合开拓矿井，煤炭由斜井皮带运至地面，物料由副井运至井底，再由井底装车送至工作面。根据本矿为主斜井副立井开拓。主要运输采用胶带输送机运输，辅助运输则采用的是无轨胶轮车来运输，如图4-3。图4-3井底车场4.5.3主要开拓巷道主运大巷铺设胶带运输机，辅运大巷采用无轨胶轮车。主要硐室为中央水仓、变电所，水泵房等。主、辅运大巷设计为混凝土底板与锚梁网索喷支护，大巷的高设计为3.6米，大巷的宽设计为6米，故可以得出其掘进断面积为21.6平方米。辅运大巷的高设计为3.8米，大巷的宽设计为6米，故可以得出其掘进断面积为22.8平方米。辅助运输大巷的设计断面特征图如4-4-1所示，主要运输大巷的设计断面特征图如4-4-2所示，回风大巷沿煤层的顶板掘进开拓，设计采用锚梁网索喷支护，大巷掘宽6m，大巷高3m，断面18m2。其设计的断面特征为图4-4-3所示：图4-4-1辅助运输大巷设计断面图图4-4-2主要运输大巷设计断面图图4-4-3回风大巷设计断面图第五章准备方式——盘区巷道布置5.1煤层特征5号煤层：煤层结构简单，不含夹矸，所储煤层的厚度为2.50米至3.60米，煤层的层位较为稳定，为全部可采煤层。根据数据资料统计5号煤层瓦斯含量0至0.19ml/g，为低瓦斯矿井，但井田内有可能出现瓦斯局部富集的情况，因此在开采时要切实落实各种有害气体的安全检测工作，注意通风系统的正常运行。根据数据统计计算煤层其平均厚度为3.00米。5.2盘区巷道布置及生产系统5.2.1巷道布置通过上一张井筒的建设，综合考虑井田的面积、煤层的走向倾向水平，将整个井田分为4个盘区，每个相邻的盘区之间都需要留设二十米的边界煤柱，用于划分界限以及安全方面考虑。每个工作面共布置三条顺槽，一面设有两个:一面进风输煤，另一面回风，前一个工作面的辅助输风口作为下一个工作面的回风口。为了满足每年一百二十万吨的产量，需要提高掘进成巷的速度，使得实际生产中每个工作面可以有条不紊的衔接，我们通过结合煤层的赋存情况等，设计了双巷道掘进施工，、并且每隔100米留设一个联络巷，保证尽快形成通风回路，在提高掘进速度的同时，实现通风系统的有效工作状态，保证煤矿开拓各个环节的安全性。首采区为东北部盘区。倾向长度2300m，产状稳定。根据理论计算和实际经验，类比目前的大型矿井设计方式，确定综采工作面长度为260米较为合理，且先进的机械技术等使得吨煤生产成本低。两个通道的设计都是矩形的。使用带式输送机布置在皮带运输斜道内，煤在主巷输送至带式输送机，然后集中到转移巷，由主斜井的带式输送机输送到地面;无轨胶轮载货汽车用于皮革面板区辅助运输。物料车从井底出料后，通过主辅助运输巷，运送到工作面辅助运输斜巷，再运送到工作面。5.2.2生产系统一般情况下，矿区的生产系统大多错综复杂，不少系统都依附于其他的系统，不同系统的有着不同的联系，但系统的的健全与否，都关系着矿井能否安全高效生产的方方面面。经过前一章节的初步设计，目前设计产生的系统如下：运煤系统该系统决定着在井下工作面生产出的煤炭，能否流畅且顺利地到达地面位置。辅助运输系统该系统决定着各种人员、物料等等是否可以及时地顺利到达。通风系统该系统时刻决定着井下的安全生产，有害其他是否可以及时排出，新鲜风流又是否可以及时通往用风地点。（）：5.2.3巷道掘进巷道掘进无论是在井田的开拓时期，或者是在矿井的开采时期，都有着重要的地位，在巷道掘进的过程中，用现代机械化悬臂式掘进机及其配套设备施工，形成掘进机—胶带转载机—可伸缩双向胶带输送机的作业线。通过采用这种设备掘进，可以减少各个工序配合衔接的麻烦，改善生产管理体系，缩短时间，提高效率。5.2.4盘区产能及采出率1、盘区生产能力盘区生产能力是指采煤工作面、掘进工作面及皮带生产系统在单位时间内保证煤炭产量的能力，一般用万t/a表示。工作面长度260m，煤层厚度3m，循环进尺0.6m。割煤高度3m，工作面回采率95%，每年生产330天。Q式中：Q刀L—工作面长度B—有效截深，m；H—采高，m；C—工作面采出率；γ—工作面实体煤炭容重，取1.48t/m。则：

QQ式中：Q年—工作面年生产能力，万t/N—工作面日正规循环数。则：

Q影响盘区生产能力的因素包含：煤层赋存情况和地质构造、矿井设计生产能力、盘区正常接替和准备时间、采掘运和通风的准备水平及设备能力。下式计算盘区生产能力：Q式中：Q区K1—K2—盘区内掘进出煤系数，1.1；n—整个盘区同时进行生产的工作面数。则：

Q2.盘区采出率：盘区采出率=盘区设计可采储量等于矿区工业储量减去采矿损失。开采过程中的煤炭损失主要包括煤柱损失和盘区截煤损失。盘区工业储量：Q=S×H×γ式中：S—盘区的面积，㎡；M—煤层的厚度，m；γ—煤的容重，t/m³；则：

Q=3×2250×1.84=2826.2万t盘区煤柱损失：10×8×3472×3×1.48×工作面采煤损失：1−0.95盘区工业储量：1.48×3所以，盘区采出率：3468−135−173对于才出率，《煤炭工业设计规范》规定：厚煤层不低于0.75。而由上可知符合规定。5.3盘区车场盘区煤层属于近水平煤层。顺槽直接与大巷相连。均采用胶带输送机。由于煤层底板坡度小，起伏不大，盘区辅助运输采用电机车。本大型矿井回采工作面生产出的煤炭均通过胶带输送机直接送至地面。设置主要运输巷道在岩层中，故需要设置溜煤眼，可以方便煤炭的装卸工序。第六章采煤方法和回采工艺6.1煤层地质条件井田构造简单，煤层稳定，倾角平缓。矿井主要开采对象5号煤层储量丰富，煤质较优良。井田内水文地质条件简单，煤层顶底板条件尚好，为低瓦斯矿井，使用目前现代化技术和机械化设备，可以实现理想的开采效果。6.2采煤方法的选择6.2.1概要本章设计讨论的内容矿井生产中极其重要的一点。它关系到矿山的各项技术经济指标，是矿山生产的核心。在选择和确定煤矿开采方法时，要注意先进性和可行性，充分发挥设备的能力，提高矿山的技术经济效益。根据大量实地经验需要依靠以下要点：（1）安全的工作环境条件，使井下人员的生命得到保障。（2）要充足饱和地开发有用的各类地下矿产资源（3）生产能力（即产量）要大,劳动生产率尽可能要高。（4）保证安全正常生产同时，使矿山开采经济效益增高，矿山的综合生态效益经济效益等最好。6.2.2影响采煤方法因素1.地质因素（1）inclinationandtrend（2）煤层厚度与面积、储量等（3）煤层存在于地下的标高、深度。（4）煤层和周围岩石的自燃性粘结性与结块性。（5）煤层及其周围岩石的状态、特性。（6）煤层是否有自然的倾向，以及煤层及其周围岩体的含水性等。2.开拓开采技等术因素（1）所拥有的技术设备与生产材料的供应。（2）煤层之上的地表是否允许塌陷。（3）是否拥有选定采矿方法所需具备的技术管理水平。（4）对煤质量产量等的技术指标要求。6.2.3采煤方法的选择从煤矿开采的过程来看，采煤工艺主要有综采、普采、炮采三种类型。根据本井田的开采技术条件和国内外目前厚煤层采煤技术的现状，选择采煤方法主要考虑了以下方面。综合考虑，本矿井中的5号煤层赋存比较稳定，煤层的开采条件比较优越，设计初步定为矿井年产是120万t，按照开采储量本矿井就属于大型矿井，因此矿井的采煤工艺采用效率很高的综合机械化一次采全高采煤方式，走向长壁采煤法。对于矿井规划以及改扩建而留下的边角煤和三角煤，采用房柱式采煤法进行煤炭的开采与回收。可以通过连续式采煤机和梭车进行配合运送产出的煤炭。6.3工作面设计参数(1)工作面长度目前我国大型矿井的高效综采工作面的长度主要是在200米之上，并且有日益加长扩大的趋势和动向。因此矿井生产中急切需要大功率，大运量，大运距，高可靠性的生产设备，用以满足现代化矿井高产高效的需要。考虑到井田面积较大，且为满足5号煤层的年产量提高工作面的回采率，合理优化工作面配置，由此可以确定本矿井5号煤层综放工作面长度为260米。(2)工作面采高根据5号煤层厚度2.50－3.60m，平均厚度为3.00m，设计工作面一次采全厚，采高为3.00m。(3)循环进度此工作面采取双向截割煤炭，往返割一刀煤。循环进度为采煤机的一个截深，为0.6m。6.4选择设备1.采煤机结合实际经验，经过筛选鸡西煤机厂的MG2×400-W采煤机落煤、装煤，滚筒截深0.6m。采煤机技术特征见表6-1。表6-1MG2×400-W型采煤机主要技术特征表项目单位数目型号MG2×400-W制造厂家鸡西煤机厂采高m2.3-4.5截深m0.6滚筒直径m2.0截割功率kW2×400牵引方式液压无链牵引速度m/min0-15.0牵引力KN420机面高度mm1480卧底量mm261电压V1140煤层倾角°≤35适应煤质硬度kg/cm21-3喷雾灭尘方式内、外喷雾最大不可拆卸尺寸/重量mm/t3519×2064×1480/9.12重量t492.运输设备运煤方式：在运行落煤的同时,进行装煤。煤墙侧和后部运输机前沿浮煤通过运输机铲煤板在推拉移动时自行装入输送机内。1）刮板输送机选型运输能力计算：Qq=60×B×H×V×γ×KC×KH×KV×KY×C=60×0.8×3×1.17×1.55×1.35×1×1.05×1.3×0.80=526t/h式中：从上面可知，刮板输送机的工作能力应大于526t吨每小时。设计采用的刮板输送机的输送能力为70吨每小时，电机功率为380kW。参数见表6-2：表6-2刮板输送机参数特征表SGZ764/320D2）转载机、破碎机选型根据对转载机运输能力的要求，选择SZZ-764/160型顺槽桥式刮板转载机。其主要技术特征见表6-3。破碎机是用于回采工作面中将大块的煤炭进行破碎，便于输送机的运输。根据以上使用的刮板转载机尺寸及其运输送能力，配套选用SB1200型破碎机。其主要技术特征见表6-4。表6-4PEM1000×1000型破碎机技术特征表型号PEM1000*1000结构特点颚式过煤能力1200t/h破碎能力500t/h进料口宽度1000mm进料口高度1000mm电动机功率250kw配套转载机SZZ—764/160重量制造厂家张家口煤机厂3）带式输送机选型顺槽带式输送机的输送能力应与转载机的输送能力相匹配，选用SSJ1200/2×200M型可伸缩带式输送机。其主要技术特征见表6-5。3.液压支架液压支架控制着工作面中，绝大部分的矿山压力，在开采煤炭的过程中，由于煤层的垮落，导致该处原有的压力分布发生改变，它承担着工作面的最重要的安全保障任务。井田内5号煤平均煤厚3.00米，采用一次全高开采的综合机械化采煤方法。根据工作面顶底板岩性、采高等等条件，结合实际情况，选择支架掩护式液压支架及其配套端头支架。按照倍数岩重法计算，过程如下：

q=1000×n×m×γ×9.8×=0.546MPa式中：在目前大多机械化的大型矿井中，多采用掩护式液压支架，除了支撑工作面顶部的岩石压力外，还能在一定距离内，实现对岩壁的保护效果，提高了整体空间的稳定性。故其技术特征见表6-6。表6-6技术特征表4.乳化液泵、喷雾泵选择根据以上设备，定为两台，同时将乳化液泵站并联。再配一台备用。选用XRB2B80/150型乳化液箱。设备参数如表6-7所示：表6-7乳化液泵站参数额定流量/L/min额定压力/Mpa功率/kw所选用的喷雾泵站应该能够满足矿井降尘的需要，降尘强度大，喷出的水量足，工作状况良好，定一台喷雾时，另一台备用。设备参数如表6-8所示：表6-8喷雾泵站参数额定流量/L/min额定压力/Mpa功率/kw6.5作业图标回采工作面劳动组织形式，实行追机作业，具体见劳动组织表6-9所示：表6-9劳动组织表本次设计的综采工作面作业形式采用“四六制”，循环作业图表如图6-10：图6-10循环作业图6.6回采巷道布置6.6.1回采巷道配备采矿巷道主要配备有采煤机，可弯曲刮板输送机，自移式液压支架，转载机，配电箱，破碎机，移动变电站，胶带输送机，乳化泵站，工字梁棚等，在运输斜巷中集中布置可伸缩胶带输送机，设备列车和转运机。参数如表6-11所示：、表6-11回采巷道主要设备配备表6.6.2巷道断面设计经过以往的井巷设计、采煤学设计等设计经验，在考虑巷道断面设计时候，需要考虑所采煤层的埋藏深度，煤层以及周围岩石的压力分布状况，开拓时期是否存在压力的高度集中区；哪种形状类型的巷道结合所使用的的支护方式可以实现在岩石压力重新分布后，维持目前的受力平衡，使巷道在至少服务年限内处于完全安全的状态。还需考虑到巷道内设备运输、行人通车以及通风难易程度等各个方面。经过综合考虑，决定盘区的巷道以及盘区工作面布置地巷道断面均设置成矩形形状，盘区的巷道使用锚网喷支护的方式，工作面中巷道使用锚杆支护。图6-12SEQ图\*ARABIC\s21运输顺槽断面示意图图6-12-2回风顺槽断面示意图第七章井下运输7.1概述7.1.1运输要求煤炭是工业的粮食，自建国初期以来就占据着我国能源结构的绝对地位。但据统计绝大多数的矿井都分布于地下。在井下工作面将煤炭开采出后，运输也是一个极其重要的问题。既不能造成积煤堵煤从而影响矿井高效生产，也不能使运输系统的运输能力远大于采区的生产能力造成资源的配置不均。经过世界、我国煤炭产业长期的发展，运输方式、技术设备也已经得到了充分的发展。7.1.2矿井条件曹村煤矿设计开采的5号煤层，地下平均埋深370m。顶板岩石主要为砂岩和泥岩。倾角6°~12°。水文地质条件简单型。7.1.3运输系统1、运煤系统2、运料系统曹村矿副立井→辅助运输大巷→5号煤运料斜巷→5号煤回风顺槽→5号采煤工作面。7.2运输方式1、主要运输为了满足本次设计矿井年产一百二十万吨的运输要求，结合目前我国大型矿井的运输方式，故采用胶带输送机。割煤机截割下的煤由刮板机从工作面运走，经转载机运至胶带上，至到盘区煤仓。2、辅助运输在井下的辅助运输设备全部采用防爆无轨胶轮车。无轨胶轮车运输灵活，作为井下辅助运输的载体，不受设备、物料等数量、重量、类型的限制。且可以安排购进多台不同型号的无轨胶轮车，用于满足不同时期的不同运输要求，且其性能安全可靠便于维修，遇到损坏故障，可直接送至地面厂房进行维修，不会耽误矿井的正常运输。有利于优化工作方式，提高运输效率。7.3盘区运输设备的选择7.3.1主运设备选型1.胶带输送机选型根据查阅的带式输送机类型，结合本次设计矿井存在各种条件对运输的要求，选用如下表7-1表7-1胶带送机参数特征表DSJ100/63/2×75输送长度/m宽度/m电压/V1140装机功率/kw2×75数量22.刮板输送机选型刮板输送机选型参照第六章内容。7.3.2辅运设备根据查阅的目前广泛使用的各种胶轮车类型，结合本次设计矿井存在各种条件对运输的要求，选用如下表7-2.表7SEQ表\*ARABIC\s22辅助运输设备一览表顺序设备材料名称主要技术性能单位数量备注1人车WC24RE型台62材料车WC3E型台2引进3自卸车WC5E型台74防爆装载机ZL20EFB型台45支架运输车BL-10＆CHT-50台4引进6普通材料车WCQ-3A,3～5t台67普通材料车FBL-55型台2引进8多功能铲车台2引进第八章矿井提升8.1概述矿井提升在整个井田的建设生产时期占有很重要的地位。在盘区的准备开拓阶段，需要使用提升机将各种采掘机械设备、运输设备等运往井下，还需要负担井下排出的矸石，以及各种废料的提升。生产阶段更是除了以上的内容还负责着煤炭的提升，并且整个阶段都负责运人运料，责任重大。因此，矿井提升方式、装备的选型不容有失。8.1.1提升要求为了高效安全的生产，对矿山提升设备要求如下：1、拥有稳定的提升能力，可以满足矿井的产能产量。无论是何种因素导致的增产减产，提升系统都应处于正常的运作状态。2、可以提供良好的安全保障，避免提升期发生各种事故造成损失，确保机械设备的先进性和安全性。3、主副井等的提升采用的都是大型的综合机械化设备。因此在满足能力的条件下，还必须考虑到经济因素，防止大材小用，造成不必要的损失。8.1.2提升方式根据所掌握的实际资料以及现代经验技术，煤层埋深约370m（埋藏较为深）、矿山设计生产能力120万吨/年（大型矿井），故在本次设计中，可以确定，主井选择用胶带输送带提升，副井选择用双罐笼落地式提升方案。既可以满足建井初后期无论是增产还是减产等等的各种提升要求，还不至于造成不必要的能源损失。8.2主副井提升8.2.1主井设备主井布置一台DX型B=600mm钢芯胶带输送机，机长630m承担煤的提升。（1）每小时煤炭运输量Q=×不均衡系数Q=1200000330×18×1.2=240.42（2）运输胶带的确定采用DX型胶带宽度为：B=600mm胶带强度为：GX=2500kg/cm（3）总圆周力计算已知:B=600，V=2m/s，L=630m，按下列公式计算圆周力：F1=(q+qσ+q1)ωLcosβF2=(qσ+q11)ωLcosβF3=qLsinβP=F1+F2+F3+F1带入值求得式中：L—运输长度；ω—运行阻力系数，取0.03；β—提升倾角，16°；qσ—胶带自重，32kg/m；q—物料重量，37kg/m；q1—上托辊转动的重量，11.7kg/m；q11—下托辊转动的重量，4kg/m。F1=(37+32+11.7)×0.03×630×0.96=1464NF2=(32+4)×0.03×630×0.96=605.88NF3=37×630×0.27=6293.7NP=1464+605.88+6293.7=8363.58N取P=8400kg（4）电动机的功率N=×k1=306kw式中：P—圆周力；V—带速；k1—功率。（5）驱动装置电动机型号为JR137-8采用双滚筒传动，功率配比为1：1。减速器型号为XL-130，功率为：N×2×210kw。（6）胶带安全系数M===7.39式中：GX—带强/kg/cm；B—带宽/cm；Smax—胶带最大张力/kg。8.2.2副井设备设计矿井采用1.5t双层四车多绳罐笼。窄罐笼需要负责矿井人员、材料以及一般设备的升降任务，而宽罐笼除此之外还需要承担矿井大型机械设备的升降任务。1)钢丝绳：钢丝绳是副井提升罐笼等机械的承载工具，其安全性能非常重要。从经济方面考虑,技术和安全的经验,设计钢丝绳采用以下规范:两个钢丝绳ZZ和SS型36电视台6v×37s+F1870×gb8918-2006作为第一个绳子,和154×25zb+P8×4×14147016801080GB/T2009用作尾绳来平衡整体吊装系统2)提升机：JKMD-3.5×4(Ⅲ)E型落地式多绳摩擦式，参数如下表8-1：表8-1JKMD-3.5×4(Ⅲ)E提升机参数特征表3)电动机：电机用于承载整个提升系统，驱动整个提升系统的正常运行。设计支持n=7r/s，800×103W低速DC电机。从以上数据表格中可以得出，该电动机等效功率为76.24千牛，等效额定功率为621.7千瓦。第九章矿井通风及安全技术9.1矿井通风系统选择9.1.1通风方法通风作为矿井安全范围内考虑的首要因素之一十分重要。通风系统的正常的运作，为井下的各个工作面输送风流。使井下作业人员可以呼吸到新鲜的空气，改善生产工作环境，有利于提高井下人员的工作效率。同时可以及时排出有危险危害的有毒气体，保证矿井的安全生产。对几种通风方式比较如下表9-1.表9-1通风方法比较压入式和抽出式通风的比较如表9-2所示：表9-2通风方法特征表根据以上前面章节矿井开拓方式及井筒的布置格局，可得主斜井需要负责矿井一部分整个矿井的通风任务，通过主要运输巷道进行传风。副竖井也需要负责矿井剩下的需风量，通过辅助运输巷道进行传风。最后通过回风巷道，一并将污风传入回风井，通风系统为中央并列式，服务于整个矿井生产期间。根据以往实地经验，抽出式通风方式适应性较为广泛，在大部分矿井中均采用这种该种通风方法。综合考虑，结合实际情况，针对单层煤开采。其漏风量小，通风管理比较简单，加之本井田煤层赋存较深，地面无小窑塌陷区。故设计通风方式采用抽出式。9.1.2通风方式根据这些种种客观条件，中央并列式通风被设计选用。根据所掌握煤层实际的地质资料显示，瓦斯含量极少。故可以设计通风方式为U形通风。9.2盘区及全矿所需风量9.2.1矿井总风量设计1、回采工作面需风量回采工作面在日常生产中，会排放出大量的煤尘、一氧化碳等有害气体。其设计矿井的总风量，需要分别通过实际数据和理论公式，计算气象条件等几个方面需风量，取其中最大值，最终还要通过查表将所计算风速进行验算，验算通过方可达标，确定方案。具体参数参照表9-3到表9-5所示：（1）气象条件确定需风量：Q采1＝60×v采×S采×K采高×K采面长=60×1.7×12×1.2×1.2=1756m3/min式中：表9-3工作面的进风流气温与风速表9-4工作面采高调整系数（2）按CH4涌出量计算：由于总瓦斯量只有不到0.19ml/g，故其在回风巷中很低，基本无瓦斯涌出，所以可以忽略对其计算。（3）按工作人员数量验算：Q采2≥4N（m3/min）式中：N—同时工作面的最多人，30人；4—个人需风量，4m3/minQ采2≥4N（m3/min）=4×30=120m3/min（4）按风速验算：工作面风速：式中：S—在工作面有效的通风断面积。参照标准计算，在Q采1、Q采2符合风速要求时，取最大值为采面的实际需风量。在矿井的实际生产中，结合采区巷道等位置的瓦斯涌出量等因素，调配风时候可以适当调整不同位置的风量。2、备用采面的风量计算备采面气象等诸多条件下风量也要满足，并且至少拥有回采面50%的需风量：Q备=50%×1756=878m3/min3、掘进工作面需风量计算同理也应根据巷道的风速人员及局部通风机的吸风量等进行计算，然后取最大值。（1）按巷道最低风速进行计算按局扇的实际吸入风量计算：Q掘=∑Qfi×Kfi=300×1.3=390m3/min式中：Q（2）按照CH4涌出量计算：同理，由于总瓦斯量只有不到0.19ml/g，故其在回风巷中很低，基本无瓦斯涌出，所以可以忽略对其计算。（3）按工作人员数量验算：Q掘2≥4NQ掘2≥4×20=80（立方米每分钟）式中：（4）风速验算：在矿井的设计中，通过计算分析得出的总体风量应该通过理论知识再次进行检验，防止出现风量过多或者过少，风速过快或者过慢的情况发生，风量按规程应满足：=1\*GB3①无瓦斯涌出的岩巷：Q=2\*GB3②有瓦斯涌出的岩巷：Q通过验算得到最大风量：Q式中：S—掘进工作面的净断面积，12平方米∑4、硐室需风量计算有关该段计算，应该根据所查找的理论公式，结合设计矿井的实际情况，将式子带入，便可以轻易计算出各个的需风量，具体风量的计算：（1）充电硐室：充电硐室应该根据供风量不应小于100m3/min，回风流中氢气浓度小于0.5%计算；或按经验值给定100～200m3/min。（2）机电硐室：式中：（3）中央变电所：Q硐=3600×1180×0.03/(1.20×1.0006×60×9)=196.55m3/min（4）水泵房：Q硐=3600×900×0.02/(1.20×1.0006×60×9)=99.94m3/min本矿可根据机电硐室实际配风经验进行配风，最低风速机电硐室不小于0.15m/s，温度不大于30℃，其他硐室温度不大于26℃。配电点按小型机电硐室经验配风80～150m3/min。5、其它巷道的需要风量根据经验，其他矿井所需风量一般估算为采煤工作面、掘进工作面、硐室总风量的3%~5%。此处系数为5%，其他矿井所需风量为:Q其他=＝（1756+1950＋296.49）×5％＝205.5m3/s9.2.2确定总风量按照规程，分别计算矿井的需风量，选取其中的最大值：1、按井下同时工作的最多人数计算式中：Q2、按采面、掘进工作面、硐室等地点的需风量进行计算：Q=（1756+1960+878+296.5+205.5）×1.15=5850m3／min式中：9.2.3风速校核矿井所需总风量通过上述计算为97.5m3／s，依据井下最多100人工作人数对其进行验证。则矿井所需风量为：Q=4NKm

通过按人数所需分量对计算风量进行校核，满足要求。因此，此次设计所需总风量为97.5m3/s。其它巷道风速校核结果如表9-5所示：表9-6主要巷道风速验算表9.3全矿通风阻力本次设计矿井采用后退式开采。运算阻力可以得知不同巷道不同位置的通风难易，因此，根据矿山不同时期的运作体系，计算其通风阻力。1、矿井通风阻力计算计算矿井通风总阻力，只计算其中一条阻力最大的风路即可。计算过程如下：式中：；式中：——各段井巷之摩擦阻力Pa；——总摩擦阻力。9.3.2容易时期1、摩擦阻力具体参数如表9-6所示：表9-7容易时期各巷道摩擦阻力容易时期总阻力为：=1108.9Pa总阻力：Hme=1108.9×1.1=1219.8Pa9.3.3困难时期1、摩擦阻力具体参数如表9-7所示：表9-8困难时期各巷道摩擦阻力可得：困难时期总阻力为：=1706.677Pa总阻力：Hmh==1706.67×1.1=1877.3Pa9.3.4计算等积孔通风容易时期：A==1.19×92.5=3.30（平方米）通风困难时期：A==1.19×92.5=2.54（平方米）通过计算，容易和困难时期，符合通风的要求。QUOTEm29.4通风机选型9.4.1风压计算1、风机风量的计算Qj＝K×Q＝1.1×88＝96.8m3/s。式中：Qj—风机风量，m3/s；K—外部漏风系数，取1.1。Q—矿井所需的总风量，96.8m3/s。2、风机风压的计算式中：所以通过以上的理论公式，将实际数据带入可得风压：容易时：Hmin=1074.67+150+108+100=1432.67困难时：HmaxH=1751.62+150+108+100=2109.623、初选通风机据以上得出的数据，再通过查找目前所广泛使用的通风机，在个体特征曲线符合的情况下，选择机型见表9-9所示：根据表9-15的数据，结合当前计算出的条件，选择的通风机2K60矿用轴流式NO.24型，在特性曲线上绘制风阻线，求出容易和困难时期的实际工况点A、B，如图9-4-2所示：图9-112K60矿用轴流式通风机№.24型实际工况点9.4.2电动机的选择由特性曲线可知，在容易和困难时期的输出功率为：因240450×0.6=270KW，符合Nfmin设备在容易时期的输出功率为：式中：Ne——电动机功率，kWNmax——困难时期输入功率，kWKe——容量备用系数ηη根据电动机的输出和输入功率。选择电动机细参数如表9-12所示：表9-12电动机参数9.5防止特殊灾害的安全措施人是从事一切事务活动的根本，生命十分宝贵，所以矿井生产中安全才是第一要义。由于煤炭资源深处地下，因此存在着许多隐藏的未知风险，在矿井生产中，这些隐患无时无刻不严重影响人的生命安全。因为防害措施不完善不到位而导致的事故时有发生。因此，对于发现的安全隐患不能马马虎虎心不在焉，要采取及时到位的措施去消除，对于有可能发生的安全事故，应当做到防微杜渐，避免事故的发生。如果想实现矿井高效生产就必须先解决落实各类安全措施，实现真正的安全生产。9.5.1矿井瓦斯防止瓦斯喷出和突出（1）局部防突措施：①在进行石门揭煤、工作面等相关工作，采用打钻孔技术措施时，应该在前方煤体进行突出危险预测；②石门尽可能避开地质条件复杂的地区，并在开石门时采用预抽气，钻孔放气和先进的金属骨架等措施来进行防突；③进行煤巷掘进工作中，在工作面前方用一系列相关措施进行瓦斯释放工作；=4\*GB3④为了防止人员伤亡，为了安全保护，增设挡栏构筑物、佩戴自求器材进行安全防护。（2）区域防突措施：①在进行矿井勘探、开拓设计建设初期，判定所采煤层是否为突出危险煤层；②在进行煤炭开采过程中，采用瓦斯预抽等措施进行区域防突；③采用技术措施对检验所采用的区域防突方法是否有效；④只要有突出预兆，则以后的采煤和掘进工作都应按照局部防突来处理。9.5.2矿井火灾1、外因火灾的预防：（1）绝对禁止携明火进入井下，严禁使用各种设备取暖；（2）严禁胶带输送机跑偏，各类电气设备超负荷运转；（3）井下必须配备灭火设施及用具；（4）安设烟雾传感器，加强火灾的监测。2、内因火灾的预防：（1）回采煤炭工作过程中，尽可能减少煤柱留设；（2）利用涂抹砂浆等