【《某煤矿400万t-a的矿井初步设计》14000字】

PAGE2某煤矿400万t-a的矿井初步设计摘要斜沟煤矿4.0Mt/a新井设计。斜沟煤矿的位置在山西省吕梁市境内，井田中心在距离兴县县城和岚县县城约50km的地方，交通十分便利。形状近似长方形的井田，南北宽约10.45km，东西长约4.33km，面积约43km2。8号煤层为井田的可采煤层，煤层倾角，井田。矿井的工业储量为，可采储量为。矿井设计生产能力为4.0Mt/a。矿井服务年限52.72a。矿井的涌水量较小，正常涌水量为，最大涌水量。煤层瓦斯涌出量低，属低瓦斯煤层。煤层自燃倾向等级为三类不易自燃；矿井采用斜井单水平开拓。一矿一面，采用综合机械化大采高一次采全厚的采煤方法。整个矿井采用胶带运输机运煤，采用无轨胶轮车进行辅助运输。采用中央式与对角度式的混合布置的方式进行矿井通风。矿井每年工作330天，每日的净提升时间为16h，工作制度为“三八制”。关键词：新井设计；单水平开拓；大采高；目录340摘要 I27586第一章矿井概括及井田特征 987641.1矿区概括 9159691.1.1井田位置及交通 9315271.1.2地形与地貌 10249301.1.3气候条件 10103631.1.4水文情况 10142141.1.5矿区经济概况 10103211.1.6主要建筑材料供应条件 10233821.1.7电源条件 11216381.2矿井地质特征 1127951.2.1井田勘探程度及地质报告的审批情况 11142871.2.2井田地层与地质构造 11243481.2.3水文地质条件 12175901.3煤层特征 1643751.3.1含煤地层及含煤性 16177501.3.2可采煤层 16270451.3.3煤层顶底板情况 18209971.3.4煤质与煤的用途 2040111.3.5瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向 2020055第二章井田境界和储量 23224432.1井田境界 23100062.1.1井田四周境界及其确定的依据 2311042.1.2井田尺寸 2384862.2矿井工业储量 23103092.2.1井田地质勘探 23185492.2.2矿井工业储量 2471502.3矿井可采储量 24182672.3.1安全煤柱留设原则 24198972.3.2矿井永久保护煤柱损失量 2529215第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 27107833.1矿井工作制度 27285373.2矿井设计生产能力及服务年限 271453.2.1确定依据 27282293.2.2矿井设计生产能力 27135393.2.3矿井服务年限 2866053.2.4井型校核 2818673第四章井田开拓 30187654.1井田开拓的基本问题 30267734.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标 3032254.1.2工业场地的位置 32128394.1.3开采水平的确定及划分 3318184.1.4主要开拓巷道 3320774.1.5方案比较 33213624.2矿井基本巷道 36236844.2.1井筒 36157574.2.2井底车场及硐室 39116244.2.3主要开拓巷道 4019943第五章带区巷道布置 42249385.1煤层的地质特征 42144115.1.1首带区位置及煤层特征 42281815.1.2瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向情况 4244515.1.3主要地质构造 42157835.2带区巷道布置及生产系统 4224975.2.1带区准备方式的确定 42144495.2.2带区巷道布置 4287895.2.3生产系统 43138255.2.4区段巷道掘进方法 44116225.2.5生产能力及采出率 4431910第六章采煤方法 46185736.1采煤工艺方式 46271546.1.1煤层特征及地质条件 4680006.1.2确定采煤工艺方式 46302556.1.3回采工作面参数 477456.1.4回采工作面破煤、装煤方式 4823916.1.5端头支护及超前支护方式 5032426.1.6循环图表、劳动组织、主要技术经济指标 50106396.2回采巷道布置 5224114第七章井下运输 54241957.1概述 545967.1.1矿井设计生产能力及工作制度 54272037.1.2煤层及煤质 54131217.1.3矿井运输系统 5494977.2带区运输设备选择 54152437.2.1运输设备选型及能力验算 54319897.3大巷运输设备选择 5641987.3.1主运输大巷设备选择 56238657.3.2辅助运输大巷设备选择 57303957.3.3运输设备能力验算 5710738第八章矿井提升 58210028.1矿井提升概述 5845388.2主副井提升 58294908.2.1主井提升 58214708.2.2副井提升 5811922第九章矿井通风及安全技术 59175309.1矿井通风系统选择 59317829.1.1矿井通风系统的基本要求 59262799.1.2矿井通风方式的选择 59147279.1.3矿井主扇工作方式选择 60299389.1.4工作面通风方式的选择 6094669.2矿井风量计算 60129839.2.1工作面所需风量的计算 6086929.2.2备用面需风量的计算 62299669.2.3掘进工作面需风量 6268459.2.4硐室需风量 6321589.2.5其它巷道所需风量 64123049.2.6矿井总风量 64599.2.7风量分配 65120209.3矿井阻力计算 66101919.3.1矿井通风总阻力计算原则 66179499.3.2矿井最大阻力路线 66186259.3.3矿井通风阻力计算 66326659.3.4矿井通风总阻力 68226499.3.5两个时期的矿井总风阻和总等积孔 69267689.4选择矿井通风设备 70284999.4.1选择主扇 70246759.4.2电动机选型 72158339.5安全灾害的预防措施 7344669.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 7363729.5.2预防井下火灾的措施 73269529.5.3防水措施 7315263第十章设计矿井基本技术经济指标 7421254第十一章环境保护 76582111.1采矿生产对环境的影响 762003311.2环境治理 77井田境界和储量井田境界井田四周境界及其确定的依据在将煤田划分为井田时，确保各井田尺寸和境界合理，使煤田的各部分得到有效合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：井田尺寸矿区近似长方形，东西最宽，南北最长，面积。矿井工业储量井田地质勘探井田内构造简单，总体上为一走向近南北，倾向西的单斜构造。地层倾角小，一般为4～7°。矿区内无岩浆岩侵入，地表及钻探过程中未发现断裂构造及陷落柱。仅在井田东南部发现宽而平缓的褶皱，地表常见滑坡，该区位于鄂尔多斯断块东缘和兴县石楼南北褶皱带北部。故该区的构造复杂程度为简单类型。全区可见可采煤层7层，即4号、5号、6号、8号、10号、12号、13号煤层。其中8号、13号煤层是全区稳定主要可采煤层，资源储量占全区76％。因此从总体上看，将8号、13号煤层作为矿区评价的参考标准，该矿区的煤层稳定程度是合理的。8号煤层是结构简单—较简单层位稳定的，13号煤层是结构简单—复杂层位稳定的，故区内煤层稳定程度确定为稳定型。综上所述，根据《煤泥炭地质勘查规范》勘探类型划分原则，将本区构造复杂程度和煤层稳定性划分为简单构造复杂程度和稳定煤层稳定性，即一类一型。矿井工业储量本区地质构造简单，地层产状比较平缓。采用地质块段法进行资源储量估算，利用煤层伪厚度、水平投影面积、容重(视比重)值三者之积计算矿井地质资源量，计算公式为： （2.1）式中：Q—煤炭资源储量，Mt；s—煤层水平投影面积，km2；m—煤层利用厚度，m；d—煤层容重值，t/m3；均为1.4t/m3。因区内煤层倾角一般在10°以内，故采用水平投影面积、煤层的伪厚度估算煤层资源储量。对于8号煤层：s=43.9592km2；m=6m；d=1.4t/m3=369.26Mt则8号煤层总工业储量为：369.26Mt矿井可采储量安全煤柱留设原则(1)工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱；(2)各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。(3)维护带宽度：取30m宽的工业广场维护带；(4)工业场地占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积指标见表2.1。铁路维护带宽度根据《建筑物、水体、铁路、及主要井巷煤柱留设与压煤开采规范》表2.2铁路各保护等级的维护带宽度保护等级特ⅠⅡⅢⅣ维护带宽度/m502015105矿井永久保护煤柱损失量井田边界留设保护煤柱。工业场地煤柱(3)大巷保护煤柱由于主斜井布置在运输大巷与回风大巷之间，共用部分保护煤柱，两巷之间保护煤柱留设50m，运输大巷与辅助运输大巷之间，辅助运输大巷和回风大巷两侧各自留的煤柱宽度为30m。大巷煤柱在开采后期可大部分回收。大巷穿过工业广场，故一部分保护煤柱与煤柱重合，且经计算主副斜井的保护煤柱被大巷保护煤柱覆盖。工业广场保护煤柱净损失量：式中：开采损失按上述方法计算，8号煤层可采储量为万吨。详见表2.3。8号为厚煤层,可采储量采出率不小于75％，保护煤柱损失5％。表2.3可采储量计算表单位:万t矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定矿井设计年工作日为330天，矿井工作制度采用“三八制”，每天三班作业，两班生产，一班准备，每班工作8小时。日净提升时间16h。矿井设计生产能力及服务年限确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。矿区规模可依据以下条件确定：(1)资源情况：煤田地条件简单，储量丰富，应加大区规模，建设大矿井。煤田地条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；(2)开发条件：包括矿区所处地理位置(是否靠近老矿区及大城市)，交通(铁路、公路、水运)，用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模;否则应缩小规模；(3)国家需求：对国家煤炭需求量(包括煤中煤质、产量等)的预测是确定矿区规模的一个重要依据；(4)投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。矿井设计生产能力根据地质资料，该矿储量丰富，地质构造简单，煤层稳定，开采技术条件良好。有足够的条件建一个大矿。结合矿井工业储量和开采储量，矿井设计生产能力为4.0Mt/a。矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量ZK设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为： （2.2）式中：则，8号煤层服务年限为：T=295.4/（4×1.4）=52.75a符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。井型校核按照矿井自身实际煤层的安全条件，开采的能力，辅助生产的能力和储量条件等因素对井型进行校核：(1)煤层开采能力号煤层是平均m的厚煤层，厚度变化不大，有着十分稳定的赋存条件。根据现代化煤矿矿井“一矿一井一面”的新发展模式，可以布置一个综合机械化程度高的大采高工作面。(2)辅助生产环节的能力校核矿井设计为双斜井单水平开拓的特大型矿井，将胶带输送机运煤的方式运用于主斜井，将无轨胶轮车辅助运输的方式运用于副斜井。工作面产出的煤经过布置在运输顺槽的胶带输送机运送到布置在大巷的胶带输送机上，再通过布置在主斜井的胶带运输机将煤运输到地面。胶带运输的运输能力大，自动化程度高，无轨胶轮车运输能力大，调度方便灵活，均能达到运煤。运送大型设备，下放物料的井型设计要全求。(3)通风安全条件的校核该矿井属于低瓦斯矿井，瓦斯的涌出量小。采用中央式与对角式混合的通风方式，布置一条回风大巷，一个回风立井，在通风距离较长时再布置两个回风立井，以满足通风需要。确保矿井的矿井的工业储量同设计生产能力相协调，且有足够的服务年限，以达到《煤炭工业矿井设计规范》要求。井田开拓井田开拓的基本问题确定开拓问题，需根据国家的相关政策规定，综合考虑矿井的地质条件、开采技术条件等，再经过经济技术的全面比较后确定合理的开拓方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：(1)贯彻执行国家对煤炭工业有关的技术政策要求，为达到早出煤、出好煤的高产高效目的创造充足的条件。并且要减少开拓工程量，尤其是初期建设工程量在确保生产可靠和安全的条件下，以达到节约基建投资，加快矿井建设的目的；(2)开拓部署要达到集中合理，简化优化矿井生产系统，避免生产分散；(3)合理的开发国家矿产资源，减少煤炭的开采损失；(4)必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。(5)要与当前国家的技术水平和设备供应情况相适应，并为综掘机械化、发展采煤机械化、自动化、采用新技术、新工艺、创造有利条件；确定井筒形式、数目、位置及坐标(1)井筒形式的确定本矿井煤层倾角小，为近水平煤层，平均4～7°，煤层埋深较深，没有平硐开拓的条件，因此可采用斜井开拓或立井开拓，现对斜井和立井进行比较。详见表4.1。表4.1立井斜井优势比较表(2)井筒位置的确定井筒位置的选择应有利于减少初期井巷掘进的施工量，能缩短建井工期，节省投资，减少工业占地面积，降低运输费用；也要为矿井的迅速达产和正常接替创造便利的条件。因此，可以按以下原则确定：eq\o\ac(○,1)沿井田走向的有利位置当井田形状是比较规则的形状并且储量分布均匀时，井田走向中央是井筒布置的有利位置所在；当井田储量分布不均匀时，应将井筒布置在储量的中央位置，从而形成两翼储量比较均匀的双翼井田，从而达到减小井下运输工作量，简化通风网路，降低通风阻力。eq\o\ac(○,2)井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒布置在井田浅部时，石门施工的总工程量大，但可降低第一水平的投资，缩短建井工期；井筒布置在井田中部时，与布置在井田浅部相比石门施工量较小，沿石门的运输距离也比较短；井筒布置在井田的下部时，石门的施工量和沿石门的运输工作量都比较大，当煤层基部存在含水量大的岩层且不允许井筒穿过时，井筒可延伸到井田深部，这样做对开采井田深部及向下拓展比较有利。从工业场地和保护煤柱损失情况来看，越靠近井田浅部，煤柱尺寸愈小，越靠近井田深部，煤柱尺寸愈大。eq\o\ac(○,3)有利于矿井初期开采的井筒位置尽量使井筒靠近浅部初采段，以减少前期井下巷道掘进的施工量，达到节省投资和缩短建井时间的目的。eq\o\ac(○,4)地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，硐室，井底车场等布置在稳定的围岩中，避免井筒施工遇到需要穿过流沙层、较大的含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出等施工条件差的情况。eq\o\ac(○,5)井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置工业广场，要有健全的生产系统。同时要修筑铁路专用线与国家铁路接轨，为了便于地面系统间互相连接。要选择地势平坦，高差小的地方，尽可能的避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，桥涵工程以及陷落区，采空区，洪水入侵区等。eq\o\ac(○,6)井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。根据以上原则，同时结合斜沟井田的实际条件：初步设计将井筒位置布置在井田中部，井深300m,靠近铁路附近，使煤炭的井下运输和地面运输便捷。工业场地的位置工业场地要布置井田中部，主、副井井口附近。根据表2.1工业场地占地面积指标，将地面工业场地布置为长边平行于井田走向，长为700m，宽为600m的矩形广场，总的占地面积为42公顷。开采水平的确定及划分井田主采煤层为8号煤层，13号煤层。由于8号、13号煤层垂直距离较大，故两层煤可以单独进行开采，后期采用暗斜井延伸布置对13号煤层进行开采。本次设计只针对8号煤层，该煤层倾角平缓，为4~7°，为近水平煤层，采用单水平开采。开采水平的标高为+760m；垂直高度为300m。井田分为两个阶段。标高+760m~+1000m为第一阶段。标高+560m~+760m为第二阶段。号煤层生产能力：可采储量为，服务年限为。主要开拓巷道平均煤厚6m的8号煤层，其倾角为4～7°，有着稳定的赋存条件和较硬的煤质。因此可将主运输大巷，辅助运输大巷，回风大巷布置在煤层当中。沿底板掘进主运输大巷和辅助运输大巷，沿顶板掘进回风大巷。三条大巷沿南北向布置在井田中央。方案比较1、工业场地选择方案一：工业场地及井口布置在井田中部庙沟沟口北侧，岢瓦铁路北侧。方案二：工业场地布置在井田中部岢瓦铁路南侧。方案三：主、副井场地分设方案，主井井口布置在井田中部，岢瓦铁路南侧，副井井口布置在岢瓦铁路北侧地势平坦处。方案一、方案二、方案三各有优缺点，待井田开拓方案进行综合分析比较后再确定。详细对比见表4.2。表4.2工业场地方案对比2.主、副井井筒型式的确定方案一：5.5°副斜井方案根据我国煤矿无轨胶轮车运行的经验，在巷道倾角比大时，无轨胶轮车行走困难。因此设计井筒净宽，倾角，斜长的缓斜井方案。方案二：20°副斜井方案考虑到缓斜井斜长较长，施工的时间久，掘进所需费用高。现提出净宽5.4m，倾角，斜长的副斜井方案，在井筒内铺设轨距900mm的轨道，使用串车提升，井下辅助运输采用无轨胶轮车运输。方案三：副立井方案副立井井筒直径、井深320m左右，净断面积，使用罐笼进行提升。井下辅助运输用无轨胶轮车，在井底车场安设车辆换装硐室。具体方案对比见表4.3。表4.3井筒形式方案对照表从技术合理性的角度分析，方案三立井大断面目前施工难度大，提升系统装备复杂；方案一、二两种方式就辅助运输方面均可满足生产的要求，但方案二须在工业场地布置窄轨系统，地面布局比较紧张；而方案一辅助运输可实现地面到井下工作地点无轨胶轮车的连续运输，更适合特大型高产高效矿井的实际需要。综合经济、技术比较，推荐方案一。3、风井位置的选择根据井田内煤层赋存情况，现提出三个风井布置方案，分述如下：方案一：采用统一通风，分区对角式。在井田走向中央掘一个进风井，在边界各掘一个回风立井用于回风。方案二：统一通风，混合式。中央边界与两翼对角混合式。综上分析：从通风安全的角度考虑以及前期建井费用和经济效益选择适用于井田走向长度，井田面积大，需要风量大的混合式通风方式。优缺点分析见表4.4。表4.4风井的方案对比矿井基本巷道井筒采用主副井均为斜井的开拓方案，在井田走向中央设置一个中央风井，后期在井田两侧各掘一个回风立井。风井采用圆形断面，主副斜井则采用直墙半圆拱形断面。1、主斜井主斜井井筒断面见图4.1。2、副斜井副斜井井筒断面见图4.2。3、回风立井立井井筒断面布置如图4.3。图4.1主斜井井筒断面图4.2副斜井井筒断面图4.3回风立井断面图井底车场及硐室(1)井底车场本设计采用无轨胶轮车作为辅助运输工具，无轨胶轮车可直接由副井进入大巷。(2)硐室井下车场硐室主要硐室有：主变电所硐室、井底煤仓、主排水系统硐室。eq\o\ac(○,1)主排水系统硐室：主要由主排水泵房、水仓、管子道等组成。水仓入口通道坡度为8°，管子道与副斜井相连，清理采用机械清理方式。eq\o\ac(○,2)井底煤仓井底煤仓的有效容量可按下式计算:𝐸𝑀𝐵𝐸𝐷𝐸𝑞𝑢𝑎𝑡𝑖𝑜𝑛.𝐾𝑆𝐸𝐸3 （4.1）式中：矿井设计的日产量为，井底煤仓的有效容量为：设计一垂直圆型断面的煤仓，采用双曲线型漏斗，煤仓直径为10.0m，煤仓储量为2500t。=3\*GB3③主变电所和主排水泵房：主排水泵房采用吸入式，由水泵硐室，吸水口，配水巷道和硐室通道组成。矿井正常涌水量为，256m左右的排水高度，可设计3500mm高，5000mm宽的主排水泵房主变电所由变压器室，配电室及通道组成，设计一断面为5000mm宽，3500mm高的主变电所。=4\*GB3④车场巷道及硐室支护方式主要硐室采用砼或钢筋混凝土砌碹支护，车场巷道及部分硐室采用锚(网)喷+锚索的联合支护方式。主要开拓巷道辅助运输大巷和主运输大巷均沿8号煤层底板掘进，且均为煤巷。回风大巷沿煤层顶板布置。见图4.4、4.5、4.6。图4.4主运输大巷断面图4.5辅助运输大巷断面图4.6回风大巷断面带区巷道布置煤层的地质特征首带区位置及煤层特征首采带区为带区，煤厚，平均，结构简单—较简单层位稳定的可采煤层。瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向情况低瓦斯矿井，有爆炸的可能，为不易自燃—易自燃。主要地质构造煤层倾角，地质构造结构简单，局部略有缓波状起伏变化，带区内未发现断层。带区巷道布置及生产系统带区准备方式的确定带区准备方式的优点如下:不需要开掘上下山，各条带的斜巷可由带区煤仓或联络巷直接运输大巷相连；带区的各巷道的掘进与维护费用低，投产相对较快；运煤，运料系统简单，使用的设备少，可大大降低运输费用；可使工作面尽可能的保持一致，对综合机械化采煤有极大的益处；通风路线比较简单，所需的通风构筑物少；适应性强，技术经济效益比较好；可使工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等得到提高和改善。带区巷道布置(1)带区煤柱采用双巷掘进方式，留的20m保护煤柱在两巷道之间，每隔200m布置一个联络巷。(2)区段要素工作面斜长，每个分带宽。(3)开采顺序采用前进式开采，先采8101工作面，然后进行顺序接替开采8102工作面。(4)通风各工作面采用“U”型后退式通风。(5)区段运输区段运输采用B=1400mm的胶带输送机进行运煤。生产系统(1)运煤系统(2)辅助运输系统(3)通风系统(4)排矸系统(5)供电系统(6)排水系统区段巷道掘进方法双巷掘进，采用连续采煤机及其配套设备沿煤层底板进行掘进，每隔200m掘联络巷贯通。材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作采用无轨胶轮铲车完成。巷道掘出以后采用锚杆机进行打眼以及锚杆和锚索的安装。掘进通风：每个掘进工作面配备两台型2×55KW局部通风机，两巷之间通过联络巷形成通风回路。生产能力及采出率(1)生产能力eq\o\ac(○,1)工作面的生产能力计算工作面长度，平均煤厚，采煤机每刀推进0.8m，每日推进6刀，设计采高，每年生产。工作面生产能力按下式计算： (5.1)式中：把数据带入式(5-1)得：eq\o\ac(○,2)带区生产能力计算带区生产能力按下式计算： (5.2)式中：把数据带入公式5.2得：带区生产能力为4.7Mt/a大于矿井的设计生产能力，可满足矿井的产量要求。(2)带区采出率 （5.3）8号煤层工业储量为： 8号煤层实际采出煤量为：则：采出率=242.8/282×100%=86.3%＞75%设计采出率大于带区的采出率，符合《煤炭工业设计规范》规定。采煤方法采煤工艺方式煤层特征及地质条件平均煤厚6m，倾角4～7°的8号煤层是本次设计的可采煤层；该煤层具有结构单一，赋存稳定的特点；并且整个区内无断层、褶皱。煤质硬度为，煤的容重为。煤层直接顶3.6m厚，其主要由砂岩构成；基本顶19m厚，其主要由粉砂岩构成；直接底0.6m厚，其主要由泥岩构成；老底6.18m厚，其主要由细砂岩构成。瓦斯排放量小，煤容易自燃，自燃期为天，煤层有煤尘爆炸危险。正常涌水量为，最大涌水量为。确定采煤工艺方式采煤方式的选择应根据煤层的实际情况、土地保护要求、采煤技术条件、设备供应状况、预计产能、效率、成本和煤炭回收率等，经过广泛的技术经济比较后确定。结合本矿井地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，详见表6.1。表6.1采煤工艺结合矿井实际条件及上述分析，采用一次采全高回采工艺，后退式自然跨落法采煤。回采工作面参数工作面长度为349m，工作面推进长度1881m；煤厚6m，采高6m。工作面斜巷断面宽均为5.0m，高为4.0m。工作面配套设备见表6.2。表6.2工作面配套设备回采工作面破煤、装煤方式采煤机通过螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，遗留碎煤则被输送机上的铲煤板来装进溜槽；采用往返割煤法。采煤机及刮板输送机技术特征见表6.3、6.4。(1)进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀。(进刀方式如图6.1)图6.1进刀方式表6.2采煤机技术特征表6.3刮板输送机技术特征(1)支架选型及布置机头到机尾各布置一架端头，中间架197架，共199架。技术特征见表6.5。表6.4液压支架技术特征表6.5端头架技术特征(2)支架支护强度的验算：结合矿上实际情况，工作面液压支架支护强度按八倍工作面最大采高进行计算，则液压支架的支护强度按下式计算： （6.1）式中：该支架能够满足支护要求。液压力来源于型乳化液泵，压力设计为31.5MPa。(3)顶板管理顶板管理采用全部跨落法。(4)移架方式该液压支架采用先进的电液控制系统，在滞后滚筒架距离后再进行移架，每次移一架；端头支护及超前支护方式ZYGT10800/25/58型端部配件用于工作面首和尾控顶区。在支架控制之外的地方采用为顶梁和FLZ38―20/110Q型外注液式单体支柱进行保护。(2)超前支护从工作面煤壁线起向前30m内进行两巷超前支护，采用一梁三柱形式，详细布置见采煤方法图。循环图表、劳动组织、主要技术经济指标(1）循环作业采用分工种追机平行作业，以采煤机割煤工序为中心来组织移架、推溜、清煤等工作。见图6.2。图6.2工作面正循环图表(2劳动组织表6.6劳动组织配备表班次定员生产一班生产二班检修班班长2226采煤机司机2204移架推溜工2204刮板机司机1102泵站司机1102皮带司机3306端头维护工3306瓦斯员2215验收员1113机电维修工1146综合工种221519合计20202363(3)主要经济技术指标表6.7工作面主要技术经济指标回采巷道布置(1)布置方式工作面回采巷道布置方式为一进一回，每个工作面共布置两条顺槽，一条做为运料、进风、行人巷；另一条运输、回风巷。两斜巷设计均为矩形断面。工作面巷道倾角平均5.5°，总体呈缓倾斜。利于辅助运输和施工；巷道断面尺寸可以满足设备顺利通过，并有相当的富裕系数，符合《煤矿安全规程》；经过风速检验，满足要求。采用双滚筒采煤机割煤，掩护式支架及时支护的作业方式。每个工作面场布置两巷道，一条用作物料运输、进风和人行横道，另一条用作运输和回风。两条倾斜设计成矩形横截面。巷道在工作面上的平均倾斜角为5.5°，整体倾斜度较小。有利于辅助运输和建设；路面断面大小能满足设备的顺利通行，资源系数大，符合《煤矿安全规程》，满足风速控制要求。(2)煤柱尺寸区段间留设20m保护煤柱。井下运输概述矿井设计生产能力及工作制度设计4.0Mt的年生产能力，“三八”制，每日净提升16小时，年工作日330天。煤层及煤质8号煤层倾角4～7°，结构简单，硬度为2.5～3，容重1.4t/m3，CH3涌出量小，有爆炸性和自燃的倾向性。矿井运输系统(1)运输方式运煤：胶带运输机辅助运输：无轨胶轮车(2)运输系统eq\o\ac(○,1)运煤系统：工作面→工作面运输斜巷→运输大巷→井底煤仓→主斜井→地面eq\o\ac(○,2)运料系统：地面→副斜井→井底车场→辅助运输大巷→工作面回风运料斜巷→工作面eq\o\ac(○,3)人员运送系统：地面→副斜井→辅助运输大巷→各个工作地点eq\o\ac(○,4)运矸系统：大部分矸石直接用无轨胶轮车排弃在井下废旧巷道中。带区运输设备选择运输设备选型及能力验算(1)运输设备选型各设备技术特征见表7.1、表7.2、表7.3、表7.4。表7.1刮板机技术特性项目单位技术特征型号SGZ-1000/1400制造厂家河北张家口煤矿机械厂生产能力t/h2200运输机长度m300电压等级V3300总装机功率kW2×700链速m/s1.4表7.2转载机技术特征项目单位技术特征型号SZZ1000/375生产能力t/h2200运输机长度m60总装机功率kW375电压等级V1140链速m/s1.83中部槽内宽mm1000表7.3破碎机技术特征项目单位技术特征型号PCM200通过能力t/h2200总装机功率kW200电压等级V1140表7.4顺槽皮带技术特征项目单位技术特征型号SST-2500生产能力t/h2500皮带宽度mm1400电压等级V1140带速m/s3.5(2)运输能力验算从工作面起，由内向外各设备运输能力依次变大，故所选设备能满足要求。大巷运输设备选择主运输大巷设备选择装备一台的钢绳芯胶带输送机，，配备型电动机，选型参数见表7.5。表7.5大巷胶带输送机主要技术参数辅助运输大巷设备选择辅助运输大巷设备选择中型(6～8t)、轻型(2～3t)和重型(30～40t)等三种载重的国产防暴无轨胶轮车，以满足人员和不同吨位物料的运输需求。运输设备能力验算(1)主运输设备大巷胶带运输机运输能力为2500t/h，工作面和回采煤相加瞬时最大出煤能力2200t/h，能满足要求。(2)辅助运输设备各型号无轨胶轮车均可满足满足各时段井下对材料，人员和设备的运输需求。矿井提升矿井提升概述设计井型为4.0Mt/a，8号煤层服务年限为52.75年。主斜井倾角15°，净断面17.3m2，净宽5m，斜长1196m，采用胶带输送机提升。副斜井倾角5.5°，净断面20.7m2，净宽5.5m，斜长3161m，副斜井采用无轨胶轮车运输。主副井提升主井提升(1)设备选型胶带输送机选型结果见表8.1。表8.1主斜井带式输送机选型结果副井提升副斜井倾角5.5°，斜长3161m,每间隔200m左右设置一平坡，方便无轨胶轮车回车，物料装运，人员上下车。矿井通风及安全技术矿井通风系统选择矿井通风系统的基本要求通风系统的选择应遵循调试快、风量多、安全可靠、技术经济指标合理的总原则。矿井通风方式的选择一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9.1。表9.1主要通风方式优缺点通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件以及井田南北长度长，煤层倾角小，瓦斯涌出量小等特点，选采用择中央式与对角式的混合布置，集合两种通风方式的优点。矿井主扇工作方式选择煤矿主扇的工作方法采用抽出式通风，该种方法与压入式通风相比更适合该矿实际情况，更加安全，漏风小。工作面通风方式的选择结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力，确定工作面采用上行“U”型后退式通风方式。矿井风量计算 按由里向外的原则计算矿井的实际需风量，从各用风地点算起渐渐向外算。工作面所需风量的计算每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。(1)按瓦斯涌出量计算低瓦斯矿井的采煤工作面按瓦斯涌出量确定需要风量时，其计算方法按照高瓦斯矿井计算方法，即按工作面回风流中瓦斯含量不超过1%计算，公式如下： （9.1）式中 结合实际，取Kai＝1.5。则工作面需风量为：(2)按工作面气温与风速的关系计算采煤工作面应有良好的劳动气候条件，起温度和风速应符合下列要求，见表9.2。表9.2采煤工作面空气温度与风速对应按下式计算： （9.2）式中因工作面温度为，取。对于大采高工作面，取。故工作面需风量为：(3)按人数计算按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 式中 每人每分钟供给4m3的规定风量，则工作面需风量为：由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：(4)按风速进行验算根据《矿井安全规程》规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。对每个回采面，有如下验算公式：按最低风速，有 （9.3）按最高风速，有 （9.4）式中 对于大采高工作面，取=25m2，则有：即有，<<由风速验算可知，符合风速要求。备用面需风量的计算按下式计算： （9.5）式中：所以：备用工作面所需风量为：掘进工作面需风量掘进工作面利用联络巷贯通，可在两掘进巷形成通风回路；在没有巷贯通时的地方用压入式局部通风机通风；各掘进工作面所需风量计算如下：(1)按瓦斯涌出量计算。根据《煤炭安全规程》规定，按工作面回风风流中瓦斯浓度不得超过1％的要求计算。即： （9.6）式中：(2)按局部通风机的吸风量计算 （9.7）式中：(3)按工作人员数量计算 （9.10）式中：(5)按风速进行验算《规程》规定：回采工作面的最小风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。按此要求进行验算： （9.11）式中：综合以上所述：掘进工作面的风量取650m3/min。硐室需风量按经验值给风量：机电房需风量：中央变电房需风量：其他硐室需风量：则：煤层倾角较小，为近水平煤层，采用无轨橡胶轮胎车进行辅助运输，所以只在井底车场处布置各硐室。其它巷道所需风量其它巷道所需风量由下式计算： （9.12）式中：矿井总风量(1)根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量按下式计算：由下式计算：（9.13）式中： 则：(2)根据矿井人数计算，按下式计算： （9.13）式中：N—井下同时工作的做多人数，取N=200人；K—风量备用系数，取K=1.5；则： Q=4×N×K=4×200×1.5=1200(m3/min)两种计算方法取最大值，则通风容易时期矿井总风量为6270m3/min，困难时期矿井风量为6630m3/min。风量分配(1)通风容易时期和困难时期的确定通风容易时期在首采面正常回采期间，困难时期在东、西区接替时期。在通风容易时期：矿井东区有一个回采工作面、一个备采工作面、两个连采机掘进工作面。在通风困难时期：矿井西区有一个回采工作面、一个备采工作面、两个连采机掘进工作面，西区增加一个煤层大巷掘进工作面。(2)配风的原则和方法根据实际需要由里向外的原则配风，逆风段计算值乘以1.2。采煤工作面上下顺槽的风量乘以1.2。如有分风地点则需加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量。则根据以上原则得到的风量分配结果如下：eq\o\ac(○,1)综放工作面风量：，工作面斜巷风量为；eq\o\ac(○,2)准备工作面：eq\o\ac(○,3)连采机掘进面：eq\o\ac(○,4)大巷掘进面：eq\o\ac(○,5)硐室：eq\o\ac(○,6)其它巷道：经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕，详见表9.3。表9.3风量分配表井巷风速验算结果见表9.4表9.4井巷风速验算表由以上校核表知，分配风量均满足最高风速与最低风速要求。矿井阻力计算矿井通风总阻力计算原则(1)矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa；(2)新建矿井的局部阻力按井巷摩擦阻力的10%计算。(3)当矿井通风网路中有并联系统存在时，应以其中阻力最大的路线作为通风总阻力的计算依据；(4)矿用主要通风机的选用既须满足困难时期的通风需要，又能在各工况点通风合理。矿井最大阻力路线(1)通风容易时期主副井井口→辅助运输大巷→区段进风斜巷→工作面→区段回风运料斜巷→回风大巷→回风石门→风井→地面；(2)通风困难时期主副井井口→辅助运输大巷→下区段进风斜巷→工作面→下区段回风运料平巷→回风大巷→回风石门→风井→地面矿井通风阻力计算沿着阻力最大的风路，分别用下式计算出风路中各段井巷的摩擦阻力： （9.14）式中 通风容易与困难时期摩擦阻力计算分别见表9.7与表9.8。表9.7通风容易时期摩擦阻力计算表表9.8通风困难时期摩擦阻力计算表矿井通风总阻力容易时期通风总阻力： （9.15）困难时期通风总阻力： （9.16）式中：1.1、1.15为考虑风路上有局部阻力的系数。、是矿井通风困难和容易时期的阻力之和；则： 矿井通风总风阻见表9.9。表9.9矿井通风总阻力两个时期的矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算公式： （9.17）矿井通风等积孔计算公式： （9.18）式中：R——矿井风阻，NS2/m8；hr——矿井总阻力，Pa；——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2。容易时期：总风阻为：总等积孔：总风阻为：总等积孔：通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表9.10：表9.10矿井等积孔由以上计算看出，本矿井各时期的总等积孔均大于2m2，总风阻均小于，属于通风容易矿井。选择矿井通风设备选择主扇根据前面计算，用风机的个体特性曲线来选择主要通风机，必须先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。(1)自然风压由《煤矿设计规范》可知：风井和副井在地面的标高大致相同，=0。(2)主要通风机工作风压eq\o\ac(○,1)该矿井为抽出式通风，通风容易时期主扇静风压： （9.19）式中：eq\o\ac(○,2)通风困难时期，考虑自然风压反对主扇通风，主扇静风压： （9.20）式中：(3)主扇的实际通过风量因存在外部漏风的情况。通风机的风量必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算： （9.21）式中：容易时期：困难时期：矿井主扇通过实际风量见表9.11。表9.11矿井主扇通过实际风量(4)主扇工况点容易时期：困难时期：风机风压与风量的关系：容易时期：困难时期：通风容易和困难时期风阻见表9.12。表9.12通风容易和困难时期风阻矿井前后期风机型号均为2K60No.28型矿用轴流式通风机。根据2K60No.28的性能曲线