【《察哈素井田开采方案设计》21000字（论文）】

察哈素井田开采方案设计目录TOC\o"1-3"\h\u14558第一章课题来源 313134第二章井田境界和储量 3122082.1井田境界 341982.1.1井田边界 3250572.1.2井田面积 4294492.2矿井工业资源储量 5198342.3矿井可采储量 7308132.3.1井田边界保护煤柱 7238722.3.2工业广场煤柱 73602.3.3井筒保护煤柱 7210352.3.4大巷保护煤柱 718207第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 955593.1矿井工作制度 9143433.2矿井设计生产能力及服务年限 990893.2.1矿井设计生产能力 9132523.2.2矿井服务年限 1027923第四章井田开拓 1172484.1井田开拓的基本问题 11288764.1.1开拓方案的提出 11127164.1.2可能的开拓方案 11177324.1.3经济比较 1251874.1.4最优方案 1393784.2井口及工业广场位置的选择 15274914.2.1影响井口和工业场地位置选择的因素 1581164.2.2、井口及工业场地位置选择 17226434.2.3、井口及工业场地位置方案比选 1878914.3井筒 24258004.3.1确定井筒的数目及位置 24181354.3.2井筒详细参数 25182574.4井底车场 26191034.4.1井底车场形式 2621594.4.2避难硐室 26138284.4.3水仓 27321734.4.4煤仓 27258954.5.1一水平大巷 2792834.6大巷断面 28131874.7生产系统综述 2822650第五章准备方式—采区巷道布置 2820825.1煤层的地质特征 2865125.1.1采区煤层特征 28207115.1.2地质构造及顶底板特性 29173625.1.3地表特征 29196655.2采区巷道布置及生产系统 29172805.2.1煤层分组、分层关系和开采顺序 29178215.2.2采区巷道布置 30315465.2.3回采工作面布置 306965第六章采煤方法 30232356.1采煤工艺方式 30224706.1.1采煤方法的选择及其依据 3079746.1.2采煤方法方案的确定 31311036.2采煤工艺的选择 31220056.3工作面割煤方式 32182426.4回采工艺设计 33173446.4.1回采巷道 33286166.4.2采煤工序的进行方式和相互配合关系 3338676.4.3循环作业 34284296.4.4劳动组织 34237816.5回采工作面设备选择 34215066.6回采工作面生产能力 36122066.6.1回采工作面接替 394303第七章矿井通风 39111207.1概述 3946557.2矿井风量、风压及等积孔 40102357.2.1矿井初期风量 40324307.2.2风量分配 4540287.3全矿通风阻力和等积孔 46176177.4通风机的选型 4713770第八章设计矿井基本技术经济指标 48第一章课题来源任务书第二章井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田边界2011年10月，中华人民共和国国土资源部以国土资矿划字【2011】053号文对国电建投内蒙古能源有限公司申请划定矿区范围进行了批复，划定矿区范围为探矿权范围扣除7座砖厂后的面积，划定矿区范围155.7988km².划定矿区范围走向长14km，倾斜宽12km。划定矿区范围拐点坐标见表4-1，3度带投影，中央子午线经度111°。表4-1划定矿区拐点坐标一览图西安8O坐标西安8O坐标点号坐标Y坐标点号坐标坐标14361770.1137409558.36244353960.4937409642.9924354684.4937398790.37254353902.9537409595.734344311.1137406980.88264353430.6737409082.9944346002.4237409997.01274353257.3437409005.0154348194.7537410022.43284353314.2937408878.8164348151.5337413863.71294353487.6237408956.2674349571.5837416417.16304351860.837402627.484351761.4537401515.22314352037.9137402778.3494352049.4537401686.22324351992.4537403079.23104352113.4537401518.22334351774.4537402931.23114351877.4537401351.22344353129.437409076.28124350580.4437402235.23354353272.337408850.54134350371.4437402304.23364353188.1837408796.98144350295.4437402272.23374353044.6137409021.98154350270.4437402270.23384353756.4837409213.26164350188.4437402221.23394353821.4837409252.26174350212.4437402188.23404353852.4837409222.26184350229.4437402145.23414353939.4937409323.26194350282.4437402054.23424353779.4837409493.26204353993.8637409466.4434353490.487409293.26214353929.5437409416.32444353639.4837409137.26224353784.4237409604.02454353749.4837409214.26234353909.9637409706.63464352141.2937402407.88474352040.8337402229.09524353351.4637401246.22484351866.0537402508.48534353231.4637401280.22494351983.3737402598.71544353067.4637401198.22504353318.4637401117.22554353215.4637401016.22514353382.4637401159.22564353289.4637401062.22察哈素井田西以包西铁路与马泰壕矿井为界，东至新街矿区边界与神东矿区相邻，北起探矿权边界与北部勘探区为界，南与尔林兔井田相邻(为有利于开采，两矿井探矿权边界等面积置换取直)。井田南北走向长12.8km东西倾斜宽16.2km，面积196.65km²。国土部批复的划定矿区范围基本位于总体规划井田范围内。本设计井田境界按照国土部划定的矿区范围为准总体规划范围扩大区基本位于划定范围的西侧至包西铁路的三角区，面积40.8512km²。2.1.2井田面积井田南北走向长12.8km东西倾斜宽16.2km，面积196.65km²。2.2矿井工业资源储量储量根据察哈素井田煤炭资源储量核实报告，划定矿区范围内获得(111b)80356万t，(122b)55245万t，(333)144377万t，则矿井地质资源/储量为279978万t。另有预测的资源量(334?)6252万t。储量根据《煤炭工业矿井设计规范》，矿井工业资源/储量是指地质资源量经可行性评价后，其经济意义在边际经济及以上的基础储量及推断的内蕴经济的资源量乘以可信度系数之和。可信度系数值取0.7~0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，333取0.9，地质构造复杂、煤层赋存不稳定的矿井取0.7，根据本矿井构造和各煤层的赋存情况，3-1煤层取0.85的可信度系数。经计算矿井工业资源/储量为250346.3万t，详见表4-2。井田内主采煤层为3-1煤层，计算3-1煤层的工业储量，3-1煤可采厚度为3.70-7.15m，平均5.83m。M=式中：M——工业储量s——水平投影面积，29.3km2h——可采煤层厚度，5.83m；d——煤的容重，1.45m3θ——煤层倾角，1°M=3-1煤层工业储量为250.3Mt。表4-2矿井设计可采储量计算表单位：万t121b122b333333

可

信

度

系

数

K333×K永久煤柱损失矿井设

计利用

资源储

量工业场地和主要井巷煤柱开采

损失矿井设

计可采

储量矿井工

业储量500kv

输电

线路包西

铁路铁路

专用

线并田

境界合计副井

工业

场地电厂

及主

工业

场地风井

工业

场地主要

井巷合计2-1上140480.79833.69833.6248.4449.61342832.39001.334.7144.3179.11764.4705782-1中96580.76760.66760.6191.341.5115.3348.16412.542.4159.7202.11242.14968.32-1下12820.7897.4897.,4242.128.1871.314.914.9128.5727.92-255195082170860.813668.824269.8318.5403.1386.7623.91732.222537.6115.152.8504.3672.24373.117492.33-13592418130232650.8519775.373829.3692.9102.42521.61133.54450.569378.8294.5993.8126.7801.82216.816790.550371.54-1上12030.7842.1842.115.315.3826.818.118.1121.3687.44-151547642180440.814435.227231.2264.2331.34651060.526170.797.4703.7801.15073.920295.75-13377414952640.84211.211737.2160.3243.2154.1557.711179.549.1225.60.o154.8429.421508600.15-23539363694650.875721474710128.3471.7136.5746.514000.580.7232.551.6364.82045.411590.45-2下10170.7711.9711.961.145106.1605.8151588.6502.16-1中24960.71747.21747.287.987.91659.3331.9132746-2上2519514803329460.8528004.168002.1413.7310.62203755.93683.264318.9283.5916.72401570.63010.815327459816-2中1648180426280.82102.45554.464.587.748.4200.65353.81070.84283.16-2下59750.74182.54182.5110.9151134.3396.23786.323.158.681.7740.92963.7合计8035655246144377114744.250346.31659.91820.5691143851.514243.3236103707.72483.8668.641468006.151248.3176848.621采区主采2-2上煤层，煤层纯厚度0.90～4.25m，平均为2.45m；煤层倾角平缓，一般1°；煤层结构简单不含夹矸。2.3矿井可采储量2.3.1井田边界保护煤柱 根据察哈素煤矿实际情况，井田边界保护煤柱宽取50m。P式中：P井田边界保护煤柱损失3.8515Mt2.3.2工业广场煤柱工业广场的面积为90km2s=300m×300m=90工业场地煤柱根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》，设计按Ⅱ级建(构)筑物留设护围带15m，按新生界地45°，煤系地层走向及倾向下山方向移动角70°，倾向上山方向移动角70°-0.7a(α为煤层倾角)，以此圈定电厂厂址(按照最终6x660MW规模占地)和煤矿工业场地保护煤柱：副井工业场地留设保护煤柱707.7万t；主井工业场地、主斜井筒及电厂工业场地留设保护煤柱2483.8万t；井中后期需要在北井田中心建设一对进、回风井，为湾兔沟进、回风井(北风井)；西翼建设一个边界回风立井，为胡家壕风井(西风井)，场地煤柱668.6万t。合计工业场地煤柱3860.1万t工业广场的面积为90km22.3.3井筒保护煤柱井筒布置在工业广场，包括在工业广场保护煤柱中，不再计算。2.3.4大巷保护煤柱本开拓方案设计2条大巷，两条为煤层大巷，煤层大巷两边各取50m大巷长度大致为14588m，大巷保护煤柱损失量为:P=α×H×L×γ式中：P——大巷煤柱损失量，Mt；α——煤柱宽度；50m；H——煤层厚度，2.45m；L——大巷长度，145880m；γ——煤的容重，1.45t/m3则大巷保护煤柱损失量为：P=2×50×2.45×145880×1.45=51.82Mt综合以上，可以得出永久保护煤柱损失量为表2-3-3所示表2-3-3永久保护煤柱损失量煤柱类型损失量/Mt井田边界保护煤柱3.8515大巷保护煤柱51.82工业广场保护煤柱24.838合计80.5095在计算开采损失时，采区回采率厚煤层大于等于75%，中厚煤层大于等于80%，薄煤层大于等于85%。矿井储量汇总见表2-3-4表2-3-4矿井储量汇总表资源量矿井工业储量（Mt）煤柱损失（Mt）设计可采储量（Mt）250.346380.5095169.836矿井设计资源储量为250.3463Mt，矿井工业场地及主要保护煤柱80.5095Mt，矿井设计可采储量为169.836Mt。第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据最新《煤矿安全规程》规定，矿井年工作日为300d，实行三∙八工作制，每天三班，两班生产，一班准备。两个采煤班，在采煤班内进行“落、装、运、支、移等工序，准备班进行检修设备、推移转载机等工作。每煤班工作小时为8小时，每昼夜净提升量为16小时。关于工作制度，按每班完成的循环次数应为整数，即每一个循环不要跨班完成，否则不便于工序之间的衔接，施工管理也比较困难，不利于实现正规循环作业。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力矿山生产能力是矿山建设中最重要的问题之一，生产能力的确定直接关系到企业的投资和经济效益,因此必须认真的深入的调查研究以确定好矿山的生产能力。根据实际情况、井田境界、煤层赋存条件、煤炭需求量及生产的需要和设计任务书，确定本井田年产量为240万t/a3.2.2矿井服务年限矿井生产能力和服务年限是衡量矿区发展的主要内容。它的大小反映了一个矿井的开采程度。它不仅影响矿山开采的技术经济效果，而且影响整个矿区乃至国民经济的发展。如果确定矿山生产能力过小，可能会导致其使用寿命过长，导致已勘探煤炭资源大量积压。相反,如果产能太大,可能导致我无法满足设计输出很长一段时间或生产分散,替换是紧张,所以我使用寿命太短,我很快就会报废，机械设备不能发挥其应有的能力，造成投资大收益小，且过短的服务年限会影响到其它工业的协调发展。矿井设计生产能力240万t/a。因此《规程》规定了大，中，小型矿井的服务年限以及生产能力与服务年限的关系式：T=式中：T=则矿井服务年限为16.6年。服务年限符合要求，参考表3-2-1.表3-2-1我国各类井型的矿井和服务年限井型设计生产能力(Mt/a)矿井服务年限特大3.0～5.060大1.2～2.450中0.45～0.940第四章井田开拓4.1井田开拓的基本问题4.1.1开拓方案的提出确定开拓方式的主要原则：（一）确定井筒的形式、数目及其配置，合理选择井筒及工业场地的位置；（二）合理地确定开采水平数目和位置；（三）布置大巷及井底车场；（四）确定矿井开采程序，作好开采水平的接替；（五）进行矿井开拓延深，深部开拓及技术改造；（六）力求简化生产系统，尽量减少井巷工程量；（七）尽可能提高机械化程度，提高生产效率，实现安全高效；（八）投资少，工期短，见效快。由于煤埋深在350-450m之间，埋藏深度较深，为兼顾下层煤开采，固考虑采用立井开拓。4.1.2可能的开拓方案方案一：采用立井开拓，主副井，风井皆为立井，将两个风井分别建在井田正北方向和正西方向，分别为31采区，32采区通风，矿井大巷为东西布置。方案如下：本方案采用主立井-副立井开拓，工业广场考虑位于井田中部偏东方向布置，方便煤炭运输，地势平坦，场地内布置主立井，副立井，副立井直径6.5m，垂深437m，主立井井筒直径6.5m，垂深437m，上述三个井筒均作安全出口。方案二主斜副立井开拓（1）主斜井井筒主要承担矿井的煤炭提升，且为矿井的辅助进风井。井筒采用矩形断面，净宽4m，净高5m，净断面20m2，白垩系段（冻结段）采用钢筋混凝土支护，厚450~600mm，基岩段采用挂网锚喷支护，厚150mm，倾角20°，斜长1228m。装备一条1.8m宽钢绳芯带式输送机，并设置台阶、扶手，作为矿井一个安全出口，为有利于胶带输送机检修，主斜井内设检修猴车，另外下井电缆、排水管路2趟、消防洒水管路1趟均布置在主斜井内。（2）副立井井筒副井井筒设计净直径φ6.5m，净断面33.16m2，深度420m冻结段采用双层钢筋混凝土复合支护，内层厚700~950mm，外层厚550mm，基岩段采用单层素混凝土支护，厚650mm。装备一个非标特大罐笼和一个平衡锤、两个非标小罐笼担负全矿井人员、材料、设备升降及矸石提升，并兼作进风井；非标特大罐笼及其平衡锤采用冷弯方形空心型钢罐道，非标小罐笼采用玻璃钢罐道；非标特大罐笼采用冷弯矩形空心型钢罐道梁，非标小罐笼和大罐笼平衡锤采用工字钢罐道梁，罐道梁层间距4.0m；钢结构支座固定罐道梁；井筒内还布置有压风管，通讯、信号电缆若干趟；井筒内还设有一个玻璃钢梯子间，作为矿井的一个安全出口。（3）回风立井井筒设计净直径Φ7.2m，担负全矿井回风；井筒内装备有玻璃钢梯子间，布置灌浆管路1趟、强排水管路1趟，作为矿井的一个安全出口。现在的问题是：大巷的长度，上山的长度和数量斜井布置多长，材料的价格立井井筒的直径，深度6.5m.460m采区及阶段的划分4.1.3经济比较方案一和方案二技术经济比较表表3-1-1序号项目方案二斜井（B＝4mh=5m）（α＝20°）方案一立井（φ6.5m）备注1净断面（m2）2033.162井口标高（m）+1360+13773井筒及硐室工程量（m）12284375设备工程费用/米200/m650/m7设备带宽1.8m强力胶带输送机，运量3500t/h带强6300N/mm2套5m6绳绞车提升4个50t箕斗，地面设井塔10矿井可比基建投资（万元）2456002840501、矿建投资（万元）23712.37354．3白垩系考虑全部冻结冻结费17002.62951.2掘砌费6528.64350.0措施费181.1453.12、土建投资（万元）695.333360.753、设备及安装（万元）6886.721139.2211矿井运营费（万元）2314.563454.601、电耗（万元）2026.201976.302、折旧（万元）288.361478.304.1.4最优方案方案一（立井）优点：井筒施工可靠性高，适用于各种不良地层，工期有保证。对白垩系软弱含水岩层也采用冻结特殊凿井措施，白垩系厚砾岩层垂直穿越长度短，采用短段掘砌通过。这也是立井方案的主要优点。方案一（立井）缺点：①设备可靠性较差。目前国内只有40t箕斗成功先例，如淮南的顾桥、刘庄矿井，张集通过改造有2套42箕斗先例，50t箕斗在煤矿没有使用的先例，一下从40t箕斗跳到50t箕斗，因此无论从50t箕斗设计、制造、安装、使用，都是带有超前试验性。②生产管理复杂。一个主井2套提升设备4个大型箕斗，相互影响大，实际提升能力不确定因素较多。③土建、安装和运营费用高。立井井筒土建方面主井井塔高度95m，体积67320.0m3，而斜井井口房面积20306.1m3；设备方面立井是2套特大型绞车、4个大型箕斗、井口、井底卸装载设备，而斜井只有大型强力胶带输送机一条。尽管立井井筒工期短，但是由于箕斗装载硐室施工、井筒装备、井塔施工、绞车导向轮安装等，立井建井工期与斜井相当。④箕斗装载硐室施工难度大。本矿井箕斗装载硐室净宽11m，净高25m，净深6m，位于净直径8.9m井筒一侧，在本矿井围岩强度一般小于30MPa条件下，施工难度比较大。⑤矿井投资稍高。比斜井方案高959.9万元。主要高在2套大型绞车（主要部件进口）、地面井塔、井下装载硐室及清理撒煤系统。斜井施工对白垩系不良地层适用性差，需要采取冻结法施工。与立井施工相比，斜井对穿过地层要求更高，因为立井穿过1m不良地层，斜井需要3.6m才能穿过。在本矿井条件下，斜井穿越厚层软弱白垩系地层，施工难度较大。为解决斜井施工问题，建设单位在2008年4月和9月两次邀请国内建井方面的专家论证矿井开拓方式和主斜井施工方案，按照专家论证意见，斜井在白垩系地层采用冻结法施工是可行的。矿井2-2煤层设计厚度为2.45m，属于为中厚煤层，并且结合本井田地质条件、井田煤层条件以及开采条件，以合理经济开发该井田，合理集中高效生产，提高该矿井机械化程度，初期建井工程量小，建设工期短，投产时间段，生产环节简单，本着以高效、安全、经济的原则，来选择开拓方式。选择方案二，采用主立井副斜井开拓，风井也为立井，风井布置在井田北部和西部，大巷南北布置。井下主运输采用胶带输送机运输方式，辅助运输采用无轨胶轮车运输方式。4.2井口及工业广场位置的选择4.2.1影响井口和工业场地位置选择的因素（1）开拓、开采因素本井田面积较大（196.65km2），生产能力大(1000万t/a)，设计要充分考虑井下生产期间的通风、运输、排水、供电等运营费。从节省生产期间运营费考虑宜选择在井田储量中心附近。井口位置应有利于全井田的开拓开采，具备开拓合理，初期井巷工程量省，投资少，工期短，后期运营费用省的优点。井田中部3-1煤层无上覆煤层压茬关系，适合布置3-1煤层首采区。（2）地形因素井田属高原侵蚀性丘陵地貌，大部分地区为低矮山丘，井田西南部冲沟发育，地形复杂。井口位置尽可能选择地形平坦开阔地带，以满足大型矿井和坑口电厂布置要求。（3）基本农田因素根据内蒙古自治区伊金霍洛旗国土局要求，电厂和矿井工业场地尽可能不占压基本农田，这一点在内蒙古地区特别重要，一般地面比较平坦的、能够种植的都是基本农田或一般农田保护区用地。（4）林业用地由于内蒙古地区生态环境比较脆弱，在可种植树木的地区种植了大量防沙固水生态林，根据对伊金霍洛旗国土局咨询，征用超过30亩以上已有林地需要国务院批准，因此工业场地尽可能不占压已有林地。（5）煤炭流向因素本矿井生产的原煤50％就地发电，50％通过附近的铁路运往河北。井田附近已有、在建、规划铁路一共有三条。分别是井田东部的已有包神铁路，该铁路属于神华集团，该铁路距本井田东边界直线距离18km，该铁路目前基本没有多余运量，并且属于企业内部铁路，运费较高，因此，不考虑矿井接轨包神铁路；在建包西铁路属于国铁，从本井田西边界南北穿过，井田内有新街站，该铁路预计2010年通车，运量达到5100万t/a，新街站是本矿井理想的接轨点；规划铁路新嘎线，目的是解决乌审旗煤炭东运问题，该铁路设想从本井田北部边界通过，最终接至包神线，在本井田东北角规划有花亥图站，由于该铁路为规划铁路，并且最终要上包神线，因此暂不考虑作为本矿井接轨铁路。根据目前条件，包西线新街站是本矿井的理想接轨点。因此，矿井外运煤炭井田内的流向向西。（6）煤电一体化因素本矿井是煤电一体化中的一个子项目，与矿井配套的布连电厂，规模大，投资高，一期为2×660MW，电厂不仅要求地面开阔，满足建筑物的布置和风冷要求，而且对地基要求严格，尽可能采用天然地基，以缩短工期和降低投资。布连电厂输电方向为东部河北南网，因此从缩短输电距离，减少线耗，500kv输电高压线路少压煤炭资源考虑，电厂尽可能靠东。布连电厂厂址经多方案论证和选择天然路基的要求，电厂厂址选择在位于井田中东部布连乡以南2.5km的毛家河厂址。目前电厂正在开工前的“五通一平”工作。作为煤电一体化项目，矿井工业场地尽可能与布连电厂联合布置，以期达到少压资源，设施互用，降低投资，减少运营费，提高投资效益。（7）勘探程度尽管本井田面积达到196.65km2，但是只有探矿权范围内157.69km2达到精查勘探，探矿权与包西铁路之间三角块段仅达到找煤程度，目前暂未取得探矿权，只能作为本井田后备区。因此，井口位置尽可能放在精查勘探区域，以有利于建井可靠性。4.2.2、井口及工业场地位置选择（1）井口位置方案根据以上影响因素，设计提出四个井口位置方案，分别叙述如下：方案一：中部方案井口及工业场地位置在察哈素村西，主井位于X0-1钻孔以南420m，基本位于井田储量中心，煤矿工业场地不占压林地；布连电厂需要的末煤由5km的地面管带输送。方案二：东部方案矿井工业场地布置在电厂北侧，主井位于K8-3钻孔西南350m，矿井电厂联合布置。方案三：西部方案本方案设2个主井（1个主立井、1个主斜井），在井田西边界包西铁路附近布置矿井外运煤炭工业场地，采用立井开拓，设主、副立井，主立井负责外运河北煤炭的提升，在原布连电厂毛家河厂址布置一个主斜井，该主斜井负责电厂用煤的提升，井田中部布置回风立井。方案四：中部优化方案该方案主、副井工业场地分开布置，副井工业场地在方案一的基础上向东平移1.3km，布置矿井辅助工业场地及中央风井场地。布连电厂在毛家河厂址的基础上向西北微调0.4km左右（不影响电厂电厂取得的所有支持文件及施工准备），主斜井和原煤生产系统布置在电厂的北侧。该方案中心思想是主斜井和选煤厂与电厂联合布置，而煤矿副井、风井辅助生产系统等布置在井田储量中心附近，主斜井到底后基本与副井井底会合，即解决了矿井与电厂联合布置问题，也解决了矿井尽可能靠近储量中心问题，井下可以形成三个方向开拓。4.2.3、井口及工业场地位置方案比选（1）4个方案中首先否定方案三方案三的优点主要是铁路接轨方便、短捷，煤炭无反向运输，并且电厂需煤也不存在地面管带运输。但是方案三存在：①矿井投资大，比方案四多投资2.674亿元（由于本方案在投产时需要两个主井贯通，比方案四多施工8000×2＝16000m大巷，一个主立井620m，投资增加23340万元；由于井下煤炭需要往两个方向运输，需要两条长距离皮带，皮带长度11000m，增加6400万元，由于2个场地都要设动筛排矸车间都要设储装系统增加费用3000万元，铁路节省6000万元，合计增加2.674亿元）；②生产期间运营费用高，每年要比方案四多1800万元运营费（实际在西边界建设外运出煤井口，缩短地面铁路运输，却增加了井下皮带运输距离，每年运输费用与方案四比相差（750×（0.22－0.12）×8＝600万元，辅助运输相差150×1×8＝1200万元）；③管理复杂，两个井口出煤，并且是井下两个相反方向运输，在本矿井利用大巷条带开采的条件下，胶带输送机大巷需要布置2条皮带，两条皮带的管理，比较复杂；④初期规程量大，比方案四多18000m巷道，工期长，比方案四多9个月，投资效益差；⑤井口位于勘探程度较低的后备区，目前勘探条件下，不具备作为井口的条件。因此，从技术上无论从技术还是经济上方案三不可行的。（2）方案一、方案二和方案四的技术经济比较方案一优点：①井口基本位于井田储量中心，矿井生产期间运营费用省，开拓布置合理，布置东西翼大巷，利用大巷走向布置回采工作面。②井口及工业场地距包西铁路新街站接轨点较近，外运煤炭近，折返运输量少。③开拓布置合理。全井田布置东西向大巷一组，井下工作面走向条带开采。大巷布置兼顾外运煤炭和输电线路，矿井铁路专用线路与大巷上下基本重合，留设的大巷煤柱和输电线路煤柱共用。④矿井和电厂工业场地都不占压林地和基本农田，有利于征地。缺点：①电厂距煤矿工业广场约4.5km，电厂需新建储煤场，增加占地约2.5公顷，电厂一期投资增加近11495万元，生产期间由栈桥运煤运行成本增加675.14万元/a左右。②不能充分体现煤电一体化的优点，由于矿井电厂两个独立场地相距4.5km，共用设施的利用有一定困难。③从采矿角度，井口位置向西北调整到井田储量中心后，煤层埋深加深，比原有井口位置煤层埋深增加85m（主采煤层3-1埋深由400m增加到485m），增加了主斜井施工难度和副井的提升高度。主斜井提到地面的煤炭一半要通过地面管带运往布连电厂，不仅投资高，而且管带占地、管理也较复杂；主斜井到底后井底煤仓距副井井底距离1700m。④两个场地独立布置，压煤量大，经计算2个独立场地比联合布置多压煤520.6万t。方案二优点：①煤矿工业广场与电厂统一规划，毗邻建设，真正做到煤电一体、资源共享、少压煤炭资源。这也是方案二的最大优点。②工业场地较平坦开阔，并且不占压基本农田和已有林地，满足矿井工业场地和布连电厂的布置。③主采3-1煤层埋藏较浅（400m），井筒工程量省，提升运营费低。缺点：①井口位置偏离井田储量中心井口位置在全井田中明显偏东南，井口位置偏离井田中心4200m，生产期间运输、通风、排水、供电运用费用高，根据测算，由于偏离井田中心，吨公里运营费增加0.44元（主运输0.22元/t.km，辅助运输0.1元/t.km，通风、排水、供电0.12元/t.km），按照矿井后期1500万t/a，每年运营费平均要增加2376万元，增加的运营费主要体现在主运输的电耗、辅助运输的油耗、通风负压加大造成的电耗、长距离排水的电耗、井下10kv长距离的线耗。由于井口位置偏离井田储量中心造成的能耗加大，不仅使企业生产经营成本加大，也与国家要求的节能降耗相违背。②地面运输存在折返运输本矿井目前确定的外运铁路接轨点为井田西边界的包西铁路新街车站，由于井口偏储量中心东南4.2km，每年由于井口位置偏移储量中心造成的地面铁路费用增加491.4万元。③井下开拓布置不合理由于井口位置南北向、东西向明显偏离井田中心，开拓布置不合理，基本属于单翼开拓，特别是矿井后期需要3个综采工作面同时生产保证1500万t/a的产量，这时单翼开拓造成的生产管理难度将十分明显，中后期西翼北翼同时生产时三个工作面的煤炭集中到一条大巷皮带，造成皮带运量紧张，矿井进风也是单翼，造成通风阻力加大，辅助运输全是同一个方向，直接影响矿井的组织生产。方案四：方案四属于方案一和方案二的优化方案，方案四主要思路把煤矿工业场地分成2个，主井和选煤厂工业场地布置在原布连电厂北侧，与布连电厂联合布置，为有利于主斜井布置，布连电厂向北微移400m左右；副井工业场地在方案一的基础上东移1300m，副井工业场地布置矿井除主井和选煤厂以外的其他设施；主斜井到底基本位于副井井底，矿井以井底煤仓可以形成3个方向的开拓，可以在分别在3个方向布置工作面，工作面来煤通过3个方向大巷胶带输送机进入井底煤仓。优点：①井口靠近井田储量中心，可以形成3个方向的开拓，矿井生产期间运营费用省，开拓布置合理，布置东、西、北翼大巷，利用大巷走（倾）向布置回采工作面，工作面连续推进长度比较适中一般5000m左右。②电厂位置微调，所有取得的批复文件都有效，不影响施工准备，确保电力项目顺利实施。③主井和选煤厂工业场地与布连电厂联合布置，不需要地面输煤管带，储煤系统共用，真正做到煤电一体，节省煤电一体化项目投资11495万元和生产运营费675.14万元/a。④副井工业场地主采煤层埋深443m，比方案一少42m，减少提升高度；主井工业场地主采煤层埋深只有430m，比方案一少55m，有利于主斜井施工。⑤矿井和电厂工业场地都不占压林地和基本农田，有利于征地。主副井工业场地平坦开阔适合建设特大型矿井及电厂。⑥大巷布置兼顾外运煤炭和输电线路，矿井铁路专用线路与大巷上下基本重合，留设的大巷煤柱和500kv输电线路煤柱共用。缺点：①与方案一比矿井铁路专用线稍长，外运煤炭存在局部折返运输。外运铁路接轨点为井田西边界的包西铁路新街车站，由于主斜井要和布连电厂联合布置，铁路比方案一多3.5km，地面铁路运费每年增加288.8万元，但是可以节省地面管带运输费用675.14万元/a。②与方案二比两个场地独立布置，压煤量大，经计算比方案二多压煤478.1万t。方案一、方案二和方案四技术经济比较见表3-2。由以上分析和方案比较表3-1-5可见，矿井和电厂项目投资最低的是方案四，它比方案二少4335万元，比方案一少14328万元；矿井和电厂项目运营费最低的时方案四和方案一，它比方案二少2057.4万元/a。以上只考虑电厂一期的投资和运行费，如果考虑电厂最终规模，方案四的优势更加明显。综合比较，设计推荐方案四，该方案具有项目总投资省，生产期间运营费省，工期短，投资效益好；井口靠近井田储量中心，可以形成3个方向的开拓，开拓布置合理，有利于矿井的稳产。表3-2序号项目单位方案一方案二方案四备注1位置矿井察哈素西南矿井布连乡南紧邻电厂副井察哈素南，主井紧靠电厂2矿井地面自然标高m14101355137533-1煤层埋深m485400443二优4开拓方式混合开拓混合开拓混合开拓5井巷工程量m59198.158049.855909.5四优6建井工期月504844四优7铁路专用线km10.616.514.1一优8500kv输电线路（相对）km4.00二、四优9110kv供电线路（相对）4.02.5二优10地面建构筑物压煤万t10086.09565.510043.6二优其中(1)工业场地压煤万t4599.64079.14557.2(2)铁路压煤万t2000.52000.52000.5(3)输电线塔压煤万t3485.93485.93485.911主要基建可比投资（一期）万元20972109796644四优主井矿、土、安万元1060530副井矿、土、安万元940500风井万元290160井巷工程万元494832000铁路专用线万元59003500电厂输电线路万元1440供电线路万元12075厂外运煤系统万元9900110110厂外运煤系统安装费万元3601212厂外运煤系统基础部分万元4502020储煤设施万元16815001500储煤设备万元1100220220储煤设备安装费万元3622储煤辅助设备万元1601515方案一、方案二和方案四井口位置方案比较表续表3-2序号项目单位方案一（2）独立方案二联合方案四独立备注12主要可比运营费用万元/a1206.043259.81202.4一、四优井下主运输运营费万元/a1386396井下辅助运输运营费万元/a630180井下排水通风运营费万元/a756216主斜井提升运营费万元/a364.3103.0副立井提升运营费万元/a40.618.6铁路专用线运营费万元/a487.8288.8500kv线路损耗费万元/a126.0输煤管带运行费万元/a675.14简要技术分析优点：矿井基本位于井田储量中心，铁路反向运输短；缺点：井筒深、输煤管道长，矿井和电厂投资高，不能充分体现煤电一体化的优点，由于矿井电厂两个独立场地相距4.5km，共用设施的利用有一定困难。优点：矿井电厂联合建设，体现煤电一体化的优点，井筒浅；缺点：偏离井田储量中心，造成矿井运行费用高，开拓不合理，矿井运行费高，铁路稍长，外运煤炭局部折返。优点：矿井靠近储量中心，井筒较浅，原煤系统与电厂联合建设，体现煤电一体化优点，投资少，运行费用省，开拓布置合理；缺点：铁路稍长，外运煤炭局部折返。4.3井筒4.3.1确定井筒的数目及位置矿井初期布置3个井筒，采用主斜井、副立井、回风立井的混合开拓方式。中后期需要在北井田中心建设一对进、回风井，为湾兔沟进、回风井(北风井)；西翼建设一个边界回风立井，为胡家壕风井(西风井)。主井井筒：主要承担矿井的煤炭提升，且为矿井的辅助进风井。井筒采用矩形断面，净宽4m，净高5m，净断面20m²，白垩系段(冻结段)采用钢筋混凝土支护，厚450~600mm，基岩段采用挂网锚喷支护，厚150mm，倾角20°，斜长1228m。装备一条1.8m宽钢绳芯带式输送机，并设置台阶、扶手，作为矿井安全出口，为有利于胶带输送机检修，主斜井内设检修猴车，另外下井电缆、排水管路2趟、消防洒水管路1趟均布置在主斜井内。斜井长度l=420÷插入一张图片副井井筒：竖井断面一般选用圆形断面，有受力条件好，通风阻力小，维护方便，维护费用低于矩形断面等优点。围岩属中等稳固到稳固所以支护采用喷射混凝土支护。设计净直径6.5m，装备一个非标特大罐笼、一个平衡锤和一对交通罐笼担负全矿井人员、材料、设备升降，并兼作进风井。非标准大型罐笼及其平衡锤采用冷弯方型中空钢罐道，一对交通罐笼采用玻璃钢罐道；非标大型罐笼采用冷弯矩形中空钢罐梁，一对交通罐笼和罐笼平衡锤采用工字钢罐梁，罐梁层间距4.0m。钢结构支撑固定罐梁。竖井内还布置有压风管、通讯、信号电缆几条赵；竖井中还有一个玻璃钢梯子，作为矿井的安全出口。风井井筒：设计净直径啊Φ7.2m，担负全矿井回风。井筒内装备有玻璃钢梯子间，布置灌浆管路1趟，作为矿井的第二个安全出口。4.3.2井筒详细参数本矿确定的开拓方案中有三个井筒，均为立井，分别是主立井，副立井和一个回风井，井筒特征见表4-3。表4-3井筒特征表顺

序名称单

位主斜井副立井风立井1井口

座标xm4352802.434351909.084352028.079Ym19410517.3819408844.6519408810.762井口设计标高m13601377.513793方位角度6160604净直径mB=5.46.57.25净断面m²19.0166.4840.726表土层厚度m514.051.657白垩系厚度m239.2260.14279.378水平标高m9319319水平以下深度m351510全（深）长m1723.9481.5464.511冻结（深）长m961.408452.5387井壁厚度白垩系段mm450~600900~1501.51051.5~1201.54.4井底车场4.4.1井底车场形式井底车场采用无轨胶轮车辅助运输的立井井底车场，车场巷道采用矩形断面，采用锚喷支护。副井的井底车场里布置了避难硐室、水仓、水泵房和中央变电所。主井的井底车场处布置了煤仓和箕斗装载硐室。井底车场平面布置图详见察哈素2-2煤层开拓系统平面图。4.4.2避难硐室根据《煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定》，需在井底附近及大巷中布置固定式避难硐室，设计在副立井井底附近布置一号永久避难硐室，按照容纳100人设计。硐室采用自供氧式。避难硐室两端各留出5m距离作为自身防护距离。因此避难硐室尺寸设计为长50m、宽5.0m、高3.5m。两个永久避难硐室均设置直达地面的救援钻孔，钻孔直径500mm。永久性避难室内分为缓冲区、避难区、救助区和卫生区。设置缓冲区，清除撤离人员进入避难区内带来的有毒有害气体;避难区域是撤离人员进入避难室内后的主要活动空间;救援区是在逃生过程中对受伤人员进行紧急救援的区域，该区域配备常用的救援设备和药品;设立保健区是为了满足居住在避难室内的撤离人员的需要。4.4.3水仓矿井正常涌水量420m3/h，最大涌水量为492在设计水仓的容量时，要根据《煤矿安全规程》里的有关规定设计其尺寸和容量。《规程》规定当矿井正常的涌水量不大于1000m3/hQ=8式中：Q——主要水仓的必需得有效容量，m3Q0——矿井的正常涌水量，4208——代表8小时，h。经计算可得矿井井底车场处的水仓有效容量应为3360m34.4.4煤仓井下设1.2.3号两三个井底煤仓，3个煤仓间距40m。为了便于装载，煤仓下部设装载胶带输送机。煤仓净直径9.0m，高度29m。4.5.1一水平大巷副立井和中央回风立井均布置在副井工业场地内，主斜井布置主井工业场地内与电厂联合布置。井田开拓系统为：副立井井筒掘至+931m水平，布置井底车场，车场处于3-1煤层中，考虑井底车场距井田北边界达到了7700m，为有利于3-1煤层井田北部中厚煤层开采，在井底车场沿3-1煤层布置东、西、北翼一水平大巷开拓上组煤。开拓大巷断面主要考虑通风和设备运输，辅助运输大巷净宽5.5m，净高3.7m，矩形断面，净断面20.35m²掘进断面23.4m²，采用锚梁网支护，采用锚索加强。胶带输送机运输大巷净宽5.3m，净高3.5m，矩形断面，净断面18.55m²，掘进断面19.8m²，采用锚梁网支护，采用锚索加强。回风大巷净宽5.4m，净高3.8m，矩形断面，净断面20.52m²，掘进断面21.84m²，采用锚梁网支护，采用锚索加强。4.6大巷断面开拓大巷断面主要考虑通风和设备运输，辅助运输大巷净宽6m，净高3.6m，矩形断面，净断面21.6m2，掘进断面22.96m2，采用锚梁网支护，采用锚索加强；胶带输送机运输大巷净宽5m，净高3.6m，矩形断面，净断面18m2，掘进断面19.8m2，采用锚梁网支护，采用锚索加强；回风大巷净宽5.4m，净高3.8m，矩形断面，净断面20.52m2，掘进断面21.84m2，采用锚梁网支护，采用锚索加强。一水平辅助运输大巷断面、胶带输送机运输大巷断面及回风大巷断面详见附图。4.7生产系统综述排水系统：布置在主斜井下部南侧，由主排水泵房、管子道、水仓、水仓清理斜巷等组成，泵房内共设有3台水泵。矿井正常排水量预计420m³/h。水仓采用机械清理方式，清理斜巷角度8°，考虑采用胶轮车运输，井底水仓由内水仓和外水仓组成，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用，总长度332.6m，净断出11.9m²，有效容量按能容纳8h以上的正常涌水量。水仓入口设压滤机硐室，泥水在此压滤后，水流入水仓，泥饼装胶轮车外运。为满足泵房人员设备安全，中央泵房的底板标高高出相邻井底车场0.5m，管子道与主斜井连通，连通点标高比泵房底板标高高7.5m。2趟排水管路沿主斜井排至地面矿井水处理站。供电系统：由主变电所及通道组成，布置在主斜井底南侧，与主排水泵房联合布置。通风系统：新鲜风流由主副井进风，经运输大巷、辅运大巷到运输上山、辅运上山，风流通过运输顺槽、辅运顺槽冲洗工作面，最后通过回风顺槽，回风上山从回风井回风，以解决主井作为回风井漏风问题和安全出口问题。第五章准备方式—采区巷道布置5.1煤层的地质特征5.1.1采区煤层特征为井田内次要可采煤层之一。煤层位于延安组第三岩段的中部。煤层厚度0.20-4.76m，平均厚度2.61m。可采煤层厚度0.90-4.76m，平均厚度2.68m。层位厚度变化较大，煤层结构一般不含夹矸，局部含一层夹矸（0.10m）。可采面积37.82km2，属于对比可靠，大部可采的较稳定煤层。煤层厚度在井田东部厚(1.15-4.76m)、西部薄（0.9-2.00m），且在东部有由南向北逐渐变薄的趋势。此层煤在东部西侧因受到冲刷而缺失。煤层顶板岩性为砂质泥岩、泥岩。底板岩性以砂质泥岩为主，局部为泥岩。与下伏3-1煤层间距24.75-45.10m,平均37.74m。5.1.2地质构造及顶底板特性井田位于东胜煤田的中西部，其构造形态与区域含煤地层构造形态一致，总体为一向南西倾斜的单斜构造，倾向230～260°，倾角一般1～3°，地层产状沿走向及倾向均有一定变化，但变化不大。沿走向发育有宽缓的波状起伏，区内未发现褶皱构造，亦无岩浆岩侵入。2-1煤层顶底板特性如表5-2所示表5-22-1煤层顶底板特性煤层顶板底板2-1上砂质泥岩、泥岩砂质泥岩为主，局部为泥岩2-1中砂质泥岩、泥岩、粉砂岩以砂质泥岩、细粒砂岩为主，局部为粉砂岩2-1下砂质泥岩为主，局部为粉砂岩砂质泥岩为主，局部为粉砂岩5.1.3地表特征本采区地表内无文物古迹、自然保护区、军事防务区、高速公路、高压输电线路、油气管道、油气井设施、水库、灌渠、城镇等，在井田西侧边界有一条铁路用于煤炭运输。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1煤层分组、分层关系和开采顺序根据煤层间距及成煤环境，全井田10层主要可采煤层共分为5个煤组，分别是2煤组、3煤组、4煤组、5煤组和6煤组，其中2煤组主采2-1上、2-1中和2-2上煤层，3煤组主采3-1厚煤层，4煤组主采4-1煤层，5煤组主采5-1和5-2煤层，6煤组主采6-2上、6-2中和6-2下煤层。各煤组内部煤层之间间距较小，适合联合布置采区，因此2-1上、2-1中和2-2上煤层联合布置采区，5-1和5-2煤层联合布置采区，6-2上、6-2中和6-2下煤层联合布置采区。煤组之间开采顺序自上而下，煤层之间开采顺序也是自上而下。矿井初期移交31采区和21采区，31采区主采3-1煤层，31采区靠近井底车场附近2煤组不可采；21采区主采2-2上煤层。5.2.2采区巷道布置21采区位于井田东部，为形状不规则的南北长条，根据可采范围和开拓巷道布置，设计考虑利用一水平东翼大巷布置21采区巷道，21采区巷道上下与一水平东翼大巷基本重叠，利用21采区煤仓与一水平东翼胶带输送机大巷联系，为减少一水平东翼辅助运输大巷和回风大巷通风压力，设计考虑从井底车场单独布置一水平21采区进回风大巷，即在3-1煤层中单独布置21采区进风兼辅助运输巷和21采区回风巷，利用斜巷与21采区辅助运输巷和回风巷联系。21采区巷道基本沿上山布置，采区巷道水可以自流至井底车场水仓。5.2.3回采工作面布置矿井移交时，在21采区2-2上可采范围，布置一个2-2上中厚煤层综采工作面，21采区首采面的位置距井底车场最近，为21采区南翼第一个工作面，即2101工作面。21采区的，2-2上煤综采长壁工作面采用单、双巷布置，上顺槽为2条，下顺槽为1条。第六章采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采煤方法的选择及其依据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。6.1.2采煤方法方案的确定（1）煤层起伏变化不大，倾角相对水平。本井田褶曲宽缓，跨度大，幅度小。煤层倾角一般在1～3°之间。因此，本井田煤层属近水平煤层。（2）煤层赋存不稳定~较稳定，结构比较简单除2-1上和3-1煤层一般含1~2层夹矸外，其余煤层一般不含夹矸，夹矸岩性为泥岩、砂质泥岩。（3）顶板岩性为砂质泥岩、泥岩，局部为细～中粒砂岩，稳定性较差，易坍塌冒落；直接底主要为泥岩和砂质泥岩，属坚硬性较差底板。（4）矿井为低瓦斯矿井，各煤层煤尘具有爆炸危险性，各煤层自燃到易自燃。（5）井田内构造简单，无岩浆岩侵入。（6）井田地面无大的建构筑物，只有一条626县道，住户稠疏，由于煤层较多，应根据生产接续进行住户搬迁。（7）水文地质条件简单，矿井开采直接含水层为Ⅱ含和Ⅲ含。综上所述，本矿井开采的为近水平薄、中厚及厚煤层，结合矿井开拓布置，不同采区的工作面采用走向（或倾向）长壁式采煤法，后退式回采，全部冒落法管理顶板。6.2采煤工艺的选择井田内可采煤层12层，其中主采3-1煤厚度为0.82～7.45m，平均4.47m的厚煤层，基本大部可采，主采6-2上厚度为1.18～7.35m，平均4.02的全区可采的厚煤层，2-1上、2-1中、2-1下、2-2上、4-1、5-1、5-2、6-1中、6-2中、6-2下为局部可采的薄～中厚煤层，设计认为从煤层厚度及煤层近水平赋存情况分析，各煤层均采用走向（倾向）长壁采煤方法。除了3-1煤层其余煤层均采用回采率最高的一次采全高综合机械化采煤工艺也是毋庸置疑的6.3工作面割煤方式综采面采煤机的割煤方式是综合考虑顶板管理、移架和进刀方式、端头支护等因素确定的，工作面割煤采用往返一次割两刀，这种割煤方式也叫“穿梭割煤”，双向割煤的优点有一次采全高，没有跑空刀的现象，缺点有采煤机割煤时速度慢，会产生较多大煤块，易造成堵塞。为满足本矿1.50Mt/a的产量，工作面采用双向割煤，进刀方式采用割三角煤的方式。割三角煤进刀过程如下：图6-1采煤机割煤过程6.4回采工艺设计6.4.1回采巷道（一）回采巷道的掘进方法工作面回采巷道掘进采用双巷掘进，本区段的运输顺槽与下区段的辅运顺槽同时掘进两巷间保留10m的区段煤柱。（二）回采巷道的断面尺寸及支护回采巷道上顺槽断面尺寸为宽5.5m，高3.8m，下顺槽5.0m，高3.8m，考虑到巷道的断面面积以及煤矿经济成本等因素，本矿在设计中回采巷道采用锚网支护的方式，锚杆间排距800×800mm。6.4.2采煤工序的进行方式和相互配合关系（一）采煤机落煤装煤采煤工作面采用双滚筒采煤机，其布置是:如果面对工作面，采煤机的右滚筒应是右螺旋，当截煤时顺时针旋转；左滚筒是左螺杆，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，滚筒前端沿顶板割煤，滚筒后端沿底板割煤。这种布置对司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。（二）运煤采煤机采下的煤直间装上刮板输送机经装载机后有带式输送机运出。（三）移架液压支架的运动方式为单架轮流。支架沿采煤机牵引方向向前移动，移动步长等于截割深度，支架移动成直线。该模式操作简单，易于保证规格和质量，操作安全，工作环境良好。（四）采空区处理采空区顶板处理采用全部垮落法。（五）综采面工序配合方式综采工作面截割、移架、推运输送机采用适时支护方式，即采煤机截煤后，拉直支护板，输送机逐段移至煤壁，推运步距等于采煤机截割深度，采煤机截割后第二刀推运、移架。这种支撑方法在输送机移动后，底座前端和输送机槽之间没有切割深度丰富度。它能适应周期压力大、直接顶稳定性好的顶板，但对直接顶稳定性差的顶板适应性差。如果煤壁容易帮助，可以在前辊切割后将支撑板压平，以保护直接顶部，然后移动输送机。6.4.3循环作业采煤工作面的循环方式为三八制，每日三班，每班八小时，两班生产，一班准备，年生产时间为300d，工作面昼夜循环数为8个循环，每循环进度为0.8m。6.4.4劳动组织根据工作面情况，采煤司机、移液压支架工、以刮板输送机工、机电维修、安全员、瓦斯员、送料工、泵站司机、顺槽皮带司机、开溜工为专业工种，由专人负责；其它工作如清煤等均由综合工种完成。6.5回采工作面设备选择鉴于我国煤机装备的现状和本矿井中厚煤层赋存条件，矿井移交的21采区中厚煤层综采工作面设备选型立足国产，既能满足2-2上中厚煤层的开采需要，又能节省投资。设备选型为：（1）采煤机：为提高中厚煤层工作面产量，采煤机考虑引进，引进德国Eickhoff公司SL300，装机功率895kW，截深0.8m，采高1.4～3.8m，额定电压3300V，频率50Hz。（2）刮板输送机：型号SGZ800/750，运输长度250m，运输能力1500t/h，交叉侧卸机头，双速电机牵引，额定电压1140V，功率2×375KW。转载机：型号SZZ800/375，运输能力1500t/h，额定电压1140V，功率375KW。破碎机：型号PCM200，破碎能力1500t/h，额定电压1140V，功率200KW。（3）液压支架21采区煤层平均厚度2.45m，首采面平均采高2.58m，设计选择两柱掩护式ZY6000/17/35，支架中心距1.5m，工作阻力6000KN，控制方式电液控制系统。（4）顺槽可伸缩胶带输送机设计选择型号SSJ1200/3×400，运量1500t/h，额定电压1140V，功率3×400KW，长度3200m，带强2500N/m2。（5）乳化液泵站：型号DRB315/31.5型乳化液泵站，两泵一箱，公称压力31.5MPa，公称流量315L/min，总功率2×200kW，电压等级1140V。（6）喷雾泵站：型号HPB315/16A型喷雾泵，两泵一过滤器，流量320L/min，公称压力6.3MPa，总功率2×75kW，电压等级1140V。中厚煤层综采工作面主要采煤设备技术特征见表4-2-3。中厚煤层综采工作面主要设备选型及技术特征表4-2-36.6回采工作面生产能力论证影响工作面生产能力的因素主要有：（1）煤层厚度。根据邻近矿区神华神东煤炭公司生产矿井经验，采高5m左右的大采高综采工作面，配备进口设备为主，单面生产能力可以达到700～1000万t/a；2~3m中厚煤层综采工作面，配备国产设备为主，工作面生产能力可以达到300万t/a左右。（2）地质构造。本井田地质构造简单，煤层近水平，水文地质条件简单，煤层埋深适中，一般在350~550m之间，为提高综采工作面能力创造力条件。（3）开采条件。本井田除煤层易自燃，煤尘有爆炸危险外，其他开采技术较好，瓦斯含量低，顶底板中等稳定，无地热危害，具备高产高效矿井生产条件。本矿井初期开采31采区3-1煤层，煤层平均厚度5.25m，采用进口设备为主的大采高综采工作面，单面生产能力具备700～1000万t/a。21采区初期主采2-2上煤层，煤层平均厚度2.45m，采用国产设备为主的中厚综采工作面，单面生产能力具备300万t/a。2、回采工作面生产能力计算（1）工作面参数的确定①工作面长度工作面长度是决定其产量和效率的主要因素。增加工作面正常的长度不仅可以减少制备的工作面,提高回收率,而且减少辅助时间的操作,比如喂养的工作面,这有利于提高工作面产量和效率。同时工作面长度与开采条件、开采设备能力、技术水平、管理水平等因素有关，必须综合考虑，合理选择。根据近年来国内外高产高效综采工作面的生产经验，工作面的合理长度在200～300m之间。本矿井3-1煤层单面能力为7.00～10.00Mt/a，3-1煤装备一套国产结合引进的综采设备，设计借鉴国内外先进经验，并结合本矿实际情况，工作面长度取300m；2-2上煤层配备国产结合引进的综采设备，工作面长度取240m。②工作面采高21采区2-2上煤层厚0.90～4.25m，平均为2.45m，首采工作面2-2上煤层厚度1.95～3.3m，采高确定为2.0～3.3m。31采区3-1煤层厚度2.05～7.15m，平均为5.25m，首采工作面3-1煤层厚度5.45～6.45m，根据目前国内外大采高工作面设备能力及开采的经验，工作面采高确定为5.45～6.1m。但是考虑到支架稳定性与工作面产量的实际情况，回采时一定要保证煤质，尽量减少顶底板矸石的混入。③工作面推进长度本井田2-2上及3-1煤煤层覆存较稳定～稳定，倾角小，构造简单，具有布置长距离推进的长壁工作面的资源条件，本矿井工作面推进长度定为3000～5000m。根据采区布置31采区3-1煤层工作面推进长度为3900~5100m，首采面3101工作面推荐长度4843m；21采区2-2上煤层工作面推进长度为2900~5150m，首采面2101工作面推荐长度2898m。工作面长度L=2400000÷2.45÷1.45÷8÷0.865÷330=295.84m开采高度2.45m；煤层容重1.45t/m日进刀数8；工作面年产量2400000×0.9=2160000t掘进出煤量2400000×0.1=240000t综上所述，首采面2101工作面设计工作面的长度为295m，采区走向长度为2898m。（2）移交时回采工作面参数①31采区3-1厚煤层大采高综采工作面31采区内3-1煤层平均开采厚度5.25m，设计首采面为采区南翼第一个区段即3101工作面，平均开采厚度为5.87m，煤层赋存稳定，构造较简单，工作面长度取300m。每天13刀，每天推进10.4m，年推进度3432m。其具体参数见表4-2-4。②21采区2-2上煤层工作面21采区内2-2上煤层平均开采厚度2.45m，设计首采面采区南翼第一个工作面，平均开采厚度为2.58m，煤层赋存较稳定，构造较简单，工作面长度取240m。每天13刀，每天推进10.4m，年推进度3432m。其具体参数见表4-2-4。表6-6-1回采工作面参数表序号工作面编号采区编号开采煤层工作面参数回采产量（万t/a）机械化程度面长（m）采高（m）年进度（m）单产（万t/a）13101313-1综采3005.873432730.7995.122101212-2上综采2402.583432264.4工作面回采产量995.1万t/a，掘进煤按50万t/a计，矿井总产量1045.1万t/a。6.6.1回采工作面接替本矿井前20年主要开采31采区的3-1煤层、21采区的2-2上煤层；31采区3-1煤层从3101号面向东接替，21采区2-2上煤层也从西向东接替。第七章矿井通风7.1概述根据矿井开拓部署，副井工业场地位于井田中央，初期移交1个采区，全部位于井底车场附近，确定矿井初期通风方式采用中央并列式，采用抽出式通风方法，副立井进风，风立井回风。抽出式通风方法的优点如下：井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下风流压力提高可使采空区沼气涌出量减少，比较安全。漏风量小，通常管理较简单。由于矿井北翼大巷达到7790m，西翼大巷达到6400m，初期中央风井覆盖的大巷距离经计算在6000m以内，因此矿井中后期需要在井田北部(原北井田)中心建设一对进、回风井，出为湾兔沟进、回风井(北风井)；西翼建设一个边界回风立井，为胡家壕风井(西风井)。每个回风立井基本只为一个采区服务，净直径6m。根据工作面产量安排，北风井在矿井移交生产后约30年建设投入使用，西风井在矿井移交后35年建设投入使用。矿井中后期通风方式采用中央并列式和对角式通风方式。7.2矿井风量、风压及等积孔7.2.1矿井初期风量矿井总风量是井下各工作地点的有效风量和各条风路上漏风量总和。矿井总风量的分配要根据实际需要由里往外细致分配。分配给各用风点的风量，必须符合《煤矿安全规程》中有关规定。《煤矿安全规程》规定：采区回风道、采掘工作面回风道中甲烷和二氧化碳浓度不得超过1%，采掘工作面的空气温度不得超过26°采掘工作面的进风流中，按体积计算，氧气不得低于20%，二氧化碳不得低于0.5%。根据《煤矿安全规程》，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：1.按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不得少于4m³。=576m³/min=9.6m³/s式中：——总进风量，m³/min，N——井下同时工作的最多人数，按120人；K——矿井通风系数，取1.2。2.按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。式中（1）回采工作面风量采煤工作面所需风量应根据瓦斯涌出量和采煤工作面温度计算，然后根据风速进行校核。①按瓦斯涌出量计算根据采区巷道布置，矿井达产时，其生产能力为3Mt/a，井下布置1个综采工作面，1个掘进工作面，31采区瓦斯相对涌出量为0.06m³/t。工作面产量最大为10000t/d。式中：=1.6m³/s②按回采工作面进风流温度计算式中：=1.5×17.1×1.4=35.91m³/s③按工作面人数计算式中：——采煤工作面所需风量，m³/s；——采煤工作面内同时工作的最多人数，为30人。≥4×30=120m³/min=2m³/s④按风速验算根据《煤矿安全规程》规定,回采工作面最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算。0.25×17.1=4.28≤m³/s≤4×17.