矿井及井地工程项目施工设计书

'矿井及井地工程项目施工设计书1矿井概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置大同矿区位于晋北，地跨大同、左云、右玉、山阴等五个县市。四老沟矿位于大同煤田东北端，大同市区西南，直线距大同市25km，北邻同家梁矿，东接白洞矿，西北部相邻马脊梁矿和燕子山矿，西南部相邻燕崖矿，东南以大同组底部煤层露头线为界，井田东西走向6.2公里，南北倾向2.6公里，井田面积37.8平方公里。地理坐标为东经112°56′36″~113°03′32″，北纬39°56′43″~40°01′53″。1.1.2地形、地貌井田内为低山丘陵黄土地貌景观，地形比较复杂，黄土梁及“V”字沟谷发育，地势大致为北西高，东南低，地表最高点高程1619.0m,最低点高程1311.2m，相对高差307.8m。本井田处于十里河与口泉沟的分水岭地带。南部银塘沟﹑三井沟﹑珍珠沟﹑东窑沟﹑胡家湾沟，井沟之水汇入口泉河。1.1.3交通条件及居民点分布四老沟矿井田距大同较近，有大同——王村运煤专线，与大同火车站相连，且每日有客车通行，交通较为便利。北部有东西向的京包线，往东有大秦铁路京包线。附图1.1矿区交通位置图。100 图1.1矿区交通位置图100 1.1.4水文条件矿区处于十里河与口泉河的分水岭地带，位于42304、42291、41293、41251钻孔一线。南部银塘沟，三井沟、珍珠沟、东窑沟胡家湾沟、井沟之水汇入口泉河；北部支沟水流入十里河。各沟常年干涸，尽在雨季时洪水流经，为季节性沟谷。口泉河横贯本井田的中南部，发源于尖口山，流经挖金湾、雁崖、四老沟、新白洞同家梁、永定庄、出口泉镇，流入大同平原后汇入桑干河，汇水面积216km2，河流在矿区内全长26.6km，河谷宽40～70m。据局地质处1982年提交的《四老沟井田地质报告》口泉河五十年一遇最大洪水量400m3/s。百年一遇最大洪水量800m3/s。据四矿近年来的的观测资料，河水在本矿区范围内流量一般为0.25~0.28m3/s.暴雨后最大流量：1988年7月12日为600m3/s；89年7月22日为59.2m3/s。该河过去有泉水补给，随着沿途个煤层的开采，现泉水都已干涸。四老沟矿位于口泉河的中上游，河谷最窄处如桥东铁路下为40m。最高洪水位：据115队1950年7月观测资料上游为1298.79m,下游为1259.30m。井田内4#、7#、8#、9#煤层在口泉河北岸，露头线大致与河床平行，露头处煤层倾角与河谷波向相反。为雨季地表干涸。除雨季外主要靠各矿排出的废水补给。废水渗入井下创造了条件，沿岸露头岩层未发现含水层。四矿工业用水及居民生活用水主要由局供水站供给。管路直径12寸，供水至四矿加压站后分别送给各居民区和工业区。局日供水量2000～3000m3水质良好。井下920水源日出水量为600m3，水质不符合饮用水标准，只能供职工洗澡和工业用水。1989年过河石门施工的自流井，日出水量1000m3左右，水质不符合饮用水标准，只能工业用水。目前该矿日缺水量1000～2000m3。1.1.5居民用水情况四矿工业用水及居民生活用水主要由局供水站供给。管路直径12寸，供水至四矿加压站后分别送给各居民区和工业区。局日供水量2000～3000m3水质良好。井下920水源日出水量为600m3，水质不符合饮用水标准，只能供职工洗澡和工业用水。1989年过河石门施工的自流井，日出水量1000m3100 左右，水质不符合饮用水标准，只能工业用水。目前该矿日缺水量1000～2000m3。1.2井田地质特征本井田属丘陵山地，地势东南高西北低，绝对海拔高1266～1563m，现对高差297m，区内多为黄土覆盖植被稀少,地表光秃。鉴于勘探类型为一类二型，勘探网度基本采用750*750求高级储量。井田范围是在原四老沟改扩建补钻及胡家湾区勘探基础上经过多次规划变动后（向西扩展刘家窑、马脊梁两个区的部分），才形成现在定型范围。因此在各勘探区的网度大同小异。矿区内地表出露与钻孔揭露的地层自老到新有：（1）太古界集宁群（Ar3Jn）由青灰、浅灰、肉红、灰黑色花岗片麻岩、辉石浅粒岩、黑云辉石斜长片麻岩等组成，出露于井田东部七峰山一带。（2）寒武系（∈）原四矿报告中。对寒武系未单独划分描述，按玉龙洞实测剖面资料，寒武系总厚466m，分为上、中、下三个统。①下统毛庄组（∈1mo）厚53M以砖红色页岩和紫色白云质泥灰岩为主，页岩叶里具食盐假晶，底间未含砾钙质砂岩，下部含石膏层。②中统下部徐庄组（∈2x）厚79m最底部有厚4～6m角粒状白云质灰岩，往上是猪肝紫-紫红色夹灰绿色页岩及薄层泥岩，在上为灰色结晶灰岩夹薄层鲕状灰岩和生物碎屑灰岩。③中统上部张夏组（∈2Z）厚179m，以灰色中厚层鲕状灰岩为主，中上部夹薄层泥质条带灰岩和生物碎屑灰岩。④上统下部崮山组（∈3g）厚53m，以竹叶和泥质条带状灰岩互层为主，中夹生物碎屑灰岩、结晶岩、鲕状灰岩。100 ⑤上统中部长山组（∈3c）厚19m，主要由紫红色含铁竹叶状灰岩组成。⑥上统中部凤山组（∈3f）厚83m，由灰黄、紫红色生物碎屑灰岩、泥质条带灰岩、竹叶状灰岩、白云质灰岩组成。寒武系与下伏太古界片麻岩为角度不整合接触，寒武系各统及各组之间为联系沉积。（3）奥陶系（O）大同地区最大厚度约为400m，与本矿相邻的同家梁矿厚68m，本矿奥陶系厚度大致也在70m左右。岩性以灰、深灰色结核状灰岩为主，中夹豹皮状灰岩、灰绿色钙质泥岩及页岩，广泛出露于口泉山脉东南麓。（4）石炭系（C）①中统本溪组（C2b）厚6～30.13m，为一套海陆交互相地层，井田内保存不全。最底部为一层鸡窝状褐铁矿层，它是由于奥陶系风化壳经长期侵蚀、侵蚀残存淋滤沉积而成的。往上为杂色铝土质泥岩，再往上分别为灰褐、灰白色粉砂岩，细砂岩为主中夹薄煤层、薄层灰岩等组成的滨岸、泄湖相沉积，出露于口泉山脉一带。与下伏奥陶系呈平行不整合接触。②上统太原组（C3t）厚60.11～86.83m,主要由灰、灰黑、少量灰白色细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层等组成。是大同煤田下煤系最重要含煤地层，共含煤十多层，煤为主要可采煤层。与下伏本溪组连续沉积，二者整合接触。③山西组（P1s）厚45～90m，一般厚约60m主要由灰白、灰黄色粗、中砂岩及灰、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、煤层等组成，含山1-山4号四层煤，其中以4号层发育最好，局部可采，亦为大同煤田下煤系含煤地层之一。与下伏太原组整合接触。④下石盒子组（P1X）100 厚约30～50m，为灰黄、灰黄绿色中粗砂岩、砂质泥岩等组成。该组地层地表虽无出露，但钻孔内多有揭露，这实际上就是原报告中划入山西组的部分地层，它与下伏山西组整合接触。（5）侏罗系（J）①下统永定庄组（J1y）厚72.21～132.59m，一般厚115m，主要由灰紫、灰黄等杂色粉砂岩、砂岩、砂砾岩等组成。底部砂砾岩K8，厚10～20m，为本组底部分界砂岩，它自北向南与下伏不同时代的老地层呈明显的角度不整合接触。十里河以北它以本溪组接触，十里河以南则与太原组接触，口泉河一带则与山西组接触，再南则分别与下石盒子组、上石合子组，乃至石千峰组相接触。这在众多的地质剖面、地层和钻孔柱状中均见到，无可争辩。②中统大同组（J2d）厚190～242m，主要由灰、灰白色中细砂岩和灰黑色砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层等组成，含煤20余层，其中2、3、4、7、8、9、10、11、12、12、14、14、15十三层为可采煤层。这是一套内陆河湖相含煤沉积，它出露于青磁窑、煤峪口。至胡家湾及高山镇之间约45*20km的广大地区内。与下伏永定庄组整合接触，二者连续沉积。但在局部范围内，有砂岩冲刷现象存在，不能与地壳大范围的整体升降运动相提并论，因此不应该山西组和太原组、永定庄组和山西组、大同组和永定庄组，以及云冈组和大同组之间的局部砂岩冲刷接触关系统统确定为平行不整合接触关系。③中统云岗组（J2y）厚90～160m，一般厚110m,分上下两段。下段：青磁窑段（J2yq）厚60～100m，一般厚70m.以灰白、灰黄色中粗砂岩、砂砾岩为主，砾岩磨圆度差，胶结较松散，交错层理发育。底部砂砾岩K21，厚5～18m，与下伏大同组连续沉积，但在局部范围内K21砂砾岩常对下部地层和2#煤层形成冲刷接触。上段：石窑段（J2ys）100 厚30～60m一般厚40m，由灰紫、眦红色砂砾岩、砂岩、粉砂岩组成。下部岩性变化大，透镜体发育，上部砂岩含断续球状结核。（6）第四系（Q）①中、上更新统（Q2+3）厚0～25m,一般厚7～8m，上部为马兰期风成黄土，浅黄褐色，疏松，下部以棕红色亚粘土、亚砂土为主，内含钙质结核，垂直节理发育。②全新统（Q4）厚0～25m,一般厚7～8m，上部为马兰期风成黄土，浅黄褐色，疏松，下部以棕红色亚粘土、亚砂土为主，内含钙质结核，垂直节理发育。1.3井田地质构造1.3.1断层本井田内发现的断层有3条，1～5m的断层有3条。具体特征如下表：表1.1断层一览表断层标号性质产状落差（m）延展长度（m）控制程度走向倾向倾角（°）F1正断层NNESEE48——801.66——31114可靠F2正断层NNESEE80——820.25——21352可靠F3正断层NNENWW80——861.5——2.51081可靠1.3.2褶曲本井田内的褶皱构造主要分布在矿井中、西部地区，分别同S1、S3、S5三个背斜和S2、S4两个向斜相间组成，其中S为大同主向斜，现分述如下：(1)S1背斜：位于井田西北边缘，走向N5°-15°E100 ，向北东倾伏，中间局部地段在平面图上反映不明显，大致沿40325、40311、39312、39301、39291、39297钻孔一线延伸，轴向略有弯曲，两翼地层倾角宽缓，延伸长约5-6km。(2)S3背斜：位于大同向斜S2发育，轴向N5°-10°E，向北倾伏，为一短轴状背斜，仅在井田中、南部发育，大致在41291、41294、41285钻孔一线，延伸长约1500m以上。(3)S5背斜：位于井田中部本矿井最狭窄部位，轴向N5°E，向北倾伏。该背斜两翼和北部倾伏端地层倾角皆较大，形态明显，在两张主平面图上等高线密集，局部地区地层倾角大于30°，背斜轴大致在42292、42294、42281、43282各孔连线附近通过，延伸长约1200m。(4)S2大同主向斜：位于矿井西部F1断层以东，二者在北部间距较大，向南间距较小，在矿井最南端二者相交，互相穿插。大同主向斜轴在主要平面图上，北部反映不明显，在中、南部轴向清楚、明显。向斜轴走向大致为N20°-25°E。在中、南部两翼地层倾角稍大，北部两翼地层倾角平缓。大致沿扩-87、扩-92、四-75各孔连线通过。在井田内延伸长约5km。(5)S4向斜：位于井田中部偏西，在中、南部和S3背斜近于平行。向斜轴轴向略呈弧形，北端为NNE走向，中部近南北向，南部呈NNW走向，总体看呈宽缓向北倾伏状态。该向斜在井田内自北向南分别被四条断层错位。在构造图上呈明显的不连续状态。1.3.3陷落柱本井田内发现陷落柱共6个，现将其位置、范围及对煤层开采影响等分述如下:陷1：位于43293孔附近，地表呈现椭圆状分布，长轴220m，短轴100m，周围地层均向中间倾斜，倾角达20°。陷2：位于陷1附近，长轴60m，短轴48m。陷3:位于42296孔附近，呈椭圆状，长轴70m，短轴40m，地表未见出露。陷4、5：位于43293附近，周围地层呈环状下落，长轴80、55m，短轴30m，地表未见出露。100 陷6：位于44264附近，周围地层呈环状下落，长轴140m，短轴90m，地表未见出露。陷落柱对生产的影响：因接近陷落柱的煤层沿走向、倾向变化大，顶板裂隙增多，易连通含水层，产生涌水，从而给生产带来一些困难。1.3.4岩浆岩本煤层揭露一条岩浆岩墙,其长为3130.93m,宽为12m,强度较大，对工作面的布置及生产都有影响。1.4煤层特征1.4.1煤层特征四老沟井田大同组地层工含煤20于层其中可采煤层有2、3、4、7-3、8、9、10、11、12-1、12-2、14-2、14-3、共计12层。地层总厚度217m，煤层总厚度19.16m。含煤系数8.9﹪。煤层多，层间距小，分叉合并现象较普遍，此为本煤田的特征。目前，正在开采煤层为2-3、3-2、4、8、9、11、14-2、14-3号煤层，其中2、3、4、11-2、14-3为主要可采煤层。4#煤层：位于3#煤层下2.20-26.35m，平均17.51m。煤层厚度1.6-1.8m，平均1.68m。煤层多为单一结构，岩性多为中、细砂岩。r=29.16%,KM=0.9811，属较稳定煤层。表1.24#煤层特征表地层煤层厚度(m)间距（m）煤层结构稳定性顶板岩性底板岩性侏罗系1.6～1.81.682.20～26.3517.51单一结构较稳定中细砂岩粉砂岩细砂岩砂质泥岩互层粗砂岩砂岩泥岩1.4.2煤层围岩特性4#煤层的顶板由基本顶、直接顶和伪顶组成，其中：100 基本顶：岩性由粗至细砂岩组成，无老顶区和老顶层位的冲刷带呈零散分布，其岩性和厚度在面上变化很大，一般为2-20m,岩性以细纱岩为主中砂岩次之,粗砂岩最少,容重为2.38-2.52g/cm3,属极坚硬岩石。直接顶：岩性以粉砂岩和砂质泥岩为主，细砂岩与砂质泥岩互层次之。厚度一般为2-4m，最大厚度为7.32m,容重为2.50－2.59g/cm3，属极坚硬岩石。伪顶：只在矿区中部较为发育，岩性复杂，由粗至细砂岩与煤组成，还有的由砂质泥岩、灰质泥岩组成，厚度在0.1-0.49m,属较软岩石。煤层底版，以粉砂岩和砂质泥岩为主，粗至细砂岩次之。表1.34#煤层围岩特征表取样层位岩性抗压强度/Mpa4#煤层顶板砾岩40——210砂砾岩65.24#煤层底板粗砂岩34.9——64粉细砂岩互层105.31.4.3煤的特征本井田的主要可采煤层以亮煤为主，夹镜煤及暗煤条带，弱玻璃——玻璃光泽，条带结构，贝壳状断口，性脆易碎，煤岩类型为半亮性，偶尔可见光亮型煤。矿井煤类均属RN32,弱粘煤，各层之间的化学性质差异很小，平面、垂面上的煤质变化均不明显，均属于特低灰-低灰、特低硫，高发热量煤，是动力用煤的优质原料，亦是汽化用煤的重要的重要原料，作为铸造用煤也是尚好原料。100 矿井开拓2.1井田境界及储量2.1.1井田境界根据山西省国土资源厅批准的同煤四老沟窑矿《采矿许可证》，井田境界由11个坐标点连接圈定：1、X=540529.6Y=4433189.02、X=542225.4Y=4430830.03、X=546046.8Y=4428066.04、X=547826.9Y=4427195.55、X=546076.6Y=4423666.56、X=544631.2Y=4424204.67、X=540150.0Y=4428090.08、X=537850.8Y=4431263.2井田走向长4.9公里，倾向3.8公里，面积18.62平方公里。2.1.2储量（1）资源/储量估算范围本次参与资源/储量估算的煤层为该矿批准开采的4#层，资源/储量估算边界范围为井田边界所圈定的范围。（2）工业指标参照《煤、泥炭地质勘察规范》中有关规定，确定各工业指标如下：煤层最低可采厚度为1.，最高可采灰分为40%，最高可采硫分为3%。（3）资源/储量估算方法与有关参数的确定井田范围煤层倾角平缓，基本在0～4º，故本次资源/储量估算采用地质块段算术平均法，计算公式如下：Q=S·H·D/10（2.1）100 式中：Q——块段资源/储量（万吨）。S——块段面积K（m），采用水平投影面积，用求积仪在煤层底版等高线上直接求得。H——块段平均厚度（m），为块段内及邻近见煤工程点煤层资源/储量估算厚度之算术平均值，各工程点煤层采用厚度的确定按照有关规程的规定确定。D——煤层视密度（t/m2），煤层视密度（容重）均为1.42t/m3。（4）资源/储量估算结果经本估算，共获得4#煤层工业储量7932.12万吨。2.1.3矿井可采储量(1)边界煤柱井田边境周长取16895m，边界煤柱20m，则边界煤柱损失：P1=20×16895×3.0×1.42=143.95wt(2)工业广场煤柱压煤图2.1矿井工业广场留煤柱设计图100 表2.1矿井工业场地占地面积指标井型与设计能力（万吨/年）占地面积指标（公顷/10万吨）240～3000.7～0.8120～1800.9～1.045～901.2～1.39～301.5备注：占地面积指标中小井取大值、大井取小值。据上表可知120万吨矿井工业广场占地面积为6×1.2×10000=72000m2。四老沟矿井走向移动角为α=4.4°，上山移动角为γ=75°。下山移动角为β=δ-0.8α=71.48°，表土层移动角为φ=45°。井筒穿煤层时，见煤深度4#煤：H4=166m根据本矿地质资料，表土层厚度约为0——35.01m，井口位于井田中央地面标高比较的大位置，风化较严重，可以取表土层厚度为0。矿井工业广场保护等级为1级，围护带宽度取20m，则工业广场地面占地面积为：300×360m2。所以，4#煤层工业广场煤柱损失为：4#煤：倾向长度l+q+b=61.05+72.83+300=433.88(m)走向长度2×l+q=2×61.05+360=482.1(m)压煤损失P2=62.38wt(3)断层煤柱煤炭损失断层两侧煤柱按20m留设，可得煤损P3=50.20wt。(4)其他煤柱煤炭损失其他煤柱煤炭损失P4，按工业储量的5%计算。P4=61.76wt(5)矿井设计可采储量总设计煤炭损失储量为100 P=P1+P2+P3+P4=143.95+62.38+50.20+61.76=317.14(wt)可采储量：Zk=(Zg-P)×C（2.2）式中：Zk——矿井可采储量；Zg——矿井工业储量；C——采取采出率，薄煤层取C=85%；中厚煤层取C=80%；厚煤层取C=75%。Zk=6091.984wt2.2矿井设计生产能力及服务年限2.2.1矿井设计生产能力计算年工作日为330天，工作制度为“四六”制，每日出煤班数为3班，每班工作6小时。矿井每昼夜提升时间为14小时。矿井设计生产能力的确定根据煤层赋存条件，可采储量、装备水平、开采技术、劳动组织水平等因素，确定矿井生产能力为120wt/a。该井田可采煤层为4#层煤，保证120wt/a设计生产能力。2.2.2矿井及水平服务年限的计算矿井及水平服务年限均按下式计算：T=Zk/A·K(2.3)式中：T——服务年限；Zk——矿井可采储量，wt；A——设计生产能力，wt/a；K——储量备用系，K=1.3-1.5，根据四老沟矿的生产条件，此处K取1.3。将各数据代入上述公式，得：矿井及水平服务年限为65年，符合有关规定。100 2.2.3同时生产的水平数目的确定本井田可采煤层为4#层煤，同时生产一个水平、一个工作面可保证120wt/a设计生产能力。2.2.4矿井及水平服务年限的计算矿井及水平服务年限均按下式计算：T=Z/A·K（2.4）式中：T——服务年限。Z——设计可采储量，wt。A——设计生产能力，wt/aK——储量备用系数，取1.4。则：矿井及水平服务年限T=6091.984/120×1.3=65年。服务年限均符合《煤炭工业矿井设计规范》的有关要求。2.3井田开拓2.3.1井田开拓的基本问题(1)矿井工业场地位置选择根据矿井现状及目前交通运输、电力供应等外部环境，工业广场布置在该矿在铁路附近，地面标高最低点，地势平坦开阔，面积108000m2。矿井工业广场选择在此处具有以下优点：工业场地紧靠公路、大同——王村铁路运煤专线，交通运输便利，地面较开阔，且海拔比其它位置低，生产区对邻近村庄环境影响较小。(2)开拓方案的选定根据矿井工业场地及确定的开拓方式，结合矿井规模、煤层赋存特征、井筒位置以及矿井目前的实际情况，本设计开拓提出两个方案进行比较，方案分述如下：方案一：主、副斜井煤门带区开拓方式。主井井口标高1443，井底标高1260倾角16100 ̊，斜长663米，皮带提升。副斜井井口标高1443，井底车场标高1260，倾角20°，斜长535.1米，采用矿车双钩提升，兼做矿井的进风井和安全出口。采用+1260m单水平开发全井田。副斜井落底后，设+1260m水平车场。根据井田形状、煤层产状、开采技术条件和井口位置等具体条件，井下设三条大巷，即在井田北部沿煤层底部设三组大巷，在井田中部由井底车场至井田东部边界。大巷与井底车场间采用轨道石门。矿井移交生产时，采用抽出式通风方式。回风立井选择在钻孔附近，总共设置一个回风立井，设置在盘区边界且地势较低处，中央风井井口标高+1426m，井底标高+1260m，井筒垂深166m；直径设为5m。井筒内装备梯子间，兼做矿井的安全出口。全井田共划分为4个盘区，矿井移交的首采区为401盘区北部工业广场北。井田开拓方式平面图见图2.2。图2.2井田开拓方式平面图方案二：主斜副立煤门带区开拓方式。主井井口标高+1426m，井底标高+1260m，倾角16̊，斜长663米，皮带提升，兼做矿井的进风井和安全出口。副立井井口标高+1426m，井底车场标高+1260m，井筒垂深166m，直径为5米，采用罐笼提升，兼做矿井的进风井和安全出口。采用+1260m单水平开发全井田。副斜井落底后，设+1260m水平车场。100 根据井田形状、煤层产状、开采技术条件和井口位置等具体条件，井下设三条大巷，即在井田北部沿煤层底部设三组大巷，在井田中部由井底车场至井田东部边界。大巷与井底车场间采用轨道石门。矿井移交生产时，采用抽出式通风方式。回风立井选择在钻孔附近，总共设置一个回风立井，设置在盘区边界且地势较低处，中央风井井口标高+1426m，井底标高+1260m，井筒垂深166m；直径设为5m。井筒内装备梯子间，兼做矿井的安全出口。全井田共划分为4个盘区，矿井移交的首采区为401盘区北部工业广场北。井田开拓方式平面图见图2.3。图2.3井田开拓方式平面图开拓方案比较：方案一：主，副斜井开拓优点：1、巷道掘进技术简单，施工管理简单。井筒装备和井底车场比较简单，工程量少。100 2、建设速度快，出煤早，投资少。3、用胶带做主井运输时，效率高，效益好。缺点：1、斜井井筒长，维护量大，成本高。2、准备巷道和联络巷道较多，增加了成本，不宜管理。3、各种管线布设长度大，通风阻力大，增加了费用。方案二：主斜副立井开拓优点：1、立井的压煤量少，井筒短，提升时间短。2、井筒短，通风阻力小。缺点：1、提升量较小，井口设备复杂。2、井底车场的工程量大，设备多，事故率大。3、立井运输量小，当运输大的支架时，比较困难。经过综合经济比较，虽然斜井在井筒掘进量稍大，可是在后期的运输过程中，其可以采用胶带运输,主斜井运输能力大等方面，优点明显。综上所述，本计划推荐一方案作为矿井井田主要开拓方式。2.3.2井筒和井底车场(1)井筒①井筒数目及用途矿井移交生产及达到生产能力时，共有三个井筒，既主斜井、副斜井、回风井。各井筒用途分述如下：1、主斜井：负担全矿煤炭提升任务。2、副斜井：负担全矿人员等提升任务，为矿井的主要通风井及安全出口。3、回风立井：担负全矿的回风，及安全出口。（2）井筒布置及装备100 ①主斜井：井筒断面为半圆拱形，井筒净宽4.3米，净高3.35米，拱净高2.15米，净断面12.2平方米，井筒掘进宽4.60米，掘进高3.45米，拱掘进高2.30米，掘进断面13.6平方米，井壁为150毫米厚混凝土，设检修道，装备1米宽大倾角带式输送机提升。②副斜井：井筒断面为半圆拱形，井筒净宽2.70米，净高3.35米，拱净高1.35米，净断面8.26平米，井筒掘进宽3.00米，掘进高3.50米，拱掘进高1.50米，掘进断面9.53平方米，井壁为150毫米厚混凝土，单轨布置，装备3T串车。③回风立井：井筒断面为圆形，井筒净直径5.0米，净断面19.6平米，掘进直径5.9米，掘进断面27.3平米，井壁为450毫米厚，布置梯子间。（3）井硐形式、数目及位置井田开拓方式为主、副斜井，石门单水平开拓，共开掘有一个进风井（副井）和两个回风井。井田共划分有四个盘区，矿井生产区队设置有：一个综采队和两个机掘队。井口名称井型坐标井筒坡度井筒断面井深(斜长）井口标高井底标高井筒用途备注XY副井斜井X:3773100Y:1966945020度8.26580+1426+1260辅助提升轨道大巷主井斜井X:3773000Y:1966925016度12.2663+1426+1260主提升胶带装载室中央风井立井X:1967250Y:377375019.6166+1426+1260回风回风大巷表2.2井筒参数表2.3.3断面的确定主斜井断面的确定巷道净宽度：巷道净宽按以下公式计算：100 +b（2.5）式中：B——巷道净宽，mm；a1——非行人侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm；c1——行人侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm；B——轨道（或轨道与输送机）中线之间的距离，mm。按以上公式所计算的巷道净宽的B值，应根据只进不舍的原则以100mm晋级。得：B=4300mm。巷道净高度：巷道净高度按以下公式计算：（2.6）式中：H——巷道净高度，mm；h1——从轨面到顶梁的巷道高度，mm；Hc——从巷道底板到轨面高度，mm；Hb——从巷道底板到道碴面得高度，mm。考虑到最大设备的尺寸，得H=3300mm。巷道断面风速验算：巷道断面风速验算按以下公式计算：V=Q/S≤V0（2.7）式中：v——通过该巷道的风速，mm；Q——通过该巷道的风量，m3/s；S——巷道的净断面，m2；V0——《安全规程》规定的最高允许风速，m/s，取4m/s。代入数据得：v=2.9m/s<4m/s副斜井断面的确定巷道净宽度：巷道净宽按以下公式计算：（2.8）100 式中：B——巷道净宽，mm；a1——非行人侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm；c1——行人侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm；按以上公式所计算的巷道净宽的B值，应根据只进不舍的原则以100mm晋级。得：B=3700mm。巷道净高度：巷道净高度按以下公式计算：（2.9）式中：H——巷道净高度，mm；h1——从轨面到顶梁的巷道高度，mm；hc——从巷道底板到轨面高度，mm；hb——从巷道底板到道碴面得高度，mm。考虑到最大设备的尺寸（液压支架最小高度850mm），得H=4150mm。巷道断面风速验算：巷道断面风速验算按以下公式计算：v=Q/S≤v0（2.10）式中：v——通过该巷道的风速，mm；Q——通过该巷道的风量，m3/s；S——巷道的净断面，m2；v0——《安全规程》规定的最高允许风速，m/s，取4m/s。代入数据得：v=2.84m/s<4m/s风井井筒断面的确定风井井筒断面尺寸主要根据所需通过的风量来确定。其有效净断面积为：S0=Q/V（2.11）式中：S0——有效净断面积，m2,S0=S-A，其中S为井筒净断面积；A——梯子间所占面积，目前一般取A=2.0~2.5m2；不设梯子间是，S0=（0.9~0.95）S；100 Q——井筒所需通过的风量，m3/s；V——允许最大风速，设普通梯子间的风井V≤8m/s，不设梯子间由以上公式化简可得风井井筒净直径（按V=8m/s计）。因此：S0=87/5=17m2则：S=S0+2.5=19.5m2,取19.6m2设梯子间时，（2.12）因此D==4.1m，以0.5m晋级后取5m。井壁材料：回风立井井壁采用砌碹加混凝土浇铸，支护厚度450mm。主、副斜井采用锚喷支护。锚杆排拒800mm，间距800mm，锚深1800mm，外露长度100mm，喷射厚度150mm。图2.4主井断面图100 图2.5风井断面图图2.6副井断图100 2.3.4验算主、副井空、重车线长度（1）副井进、出车线（2.13）式中：L——副井进、出车线有效长度，m；m——列车数目，列；取1；n——每列车的矿车数，10辆；取；Lk——每辆矿车带缓冲器的长度，m；N——机车数，台；取1；Lj——每台机车长度，4.5m；Lf——附加长度，一般取10m。则：L=1×10×3.55+1×4.5+10=50m（2）井底车场调车线的有效长度与副井进、出车线有效长度确定方法相同，式中列车数量应取1列。因此，井底车场调车线的有效长度为50m。（3）材料车线有效长度（2.14）式中：L——材料车有效长度，m；nc——材料车数，辆；取10；Lc——每辆材料车带缓冲器的长度，m；ns——设备车数，辆；Ls——每辆设备车贷缓冲器的长度，m。则：L=10×4+1×4.5=45m（4）人车线有效长度（2.15）式中：L——人车线有效长度，m；m——列车数目，取1列；nR——每列车的人车数目，取6辆；100 LR——每辆人车带缓冲器的长度，取5m；L——附加长度，一般取10m。则：L=1×5×6+4+10=44m井底车场的调车方式：设置专用调车绞车调车，当电机车牵引重列车驶进调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车，调车作业由专用调车绞车完成。2.3.5井底车场（1）井底车场型式的选定1、调车简单管理方便，弯道及交岔点少。2、操作安全，符合有关规定。3、井巷工程量小，建设投资少，便与维护，生产成本低。4、施工方便，各井筒间井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，缩短建井时间。本着以上原则，主、副斜井及材料斜井落底后沿4#层布置胶带运输大巷和轨道运输大巷，在副斜井设井底车场分别与轨道运输大巷和胶带运输大巷相连，井底车场为卧式车场，可满足矿井辅助提升存车线路要求。（2）验算副井空、重车线长度（3）井底车场的调车方式设置专用调车绞车调车，当电机车牵引重列车驶进调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车，调车作业由专用调车绞车完成。（4）井底车场硐室名的布置在副斜井井底车场设有：中央变电所、中央水泵房、管子道、水仓及清理水仓的绞车房。井底车场巷道及硐室支护形式采用锚喷与锚索支护。100 图2.7井底车场平面图100 1大巷运输及设备的选择3.1概述在本设计中，所开采煤层为大同煤田4#煤层，根据地质科提供得资料显示：侏罗系中统大同组各煤层顶底板岩石均为陆相河湖沉积岩，岩性多为中细砂岩而且横向变化大，局部地区有伪顶，只在矿区中部较为发育，岩性复杂，由粗至细砂岩与煤组成，还有的由砂质泥岩、炭质泥岩组成，属较软岩石；直接顶岩性以粉砂岩和砂质泥岩为主，细砂岩和砂质泥岩互层次之。属与极坚硬岩石；基本顶由粗至细砂岩组成，无老顶区和老顶层位的冲刷带呈零散分布，其岩性和厚度变化很大，岩性以细砂岩为主，中砂岩次之，粗砂岩最少，属极坚硬岩石；底板岩石以粉砂岩或细砂岩为主，粗至细砂岩次之。煤层硬度3～4，巷道倾角随煤层倾角的变化而变化一般为0～5°，东高西低，落差190米；经过5条断层，落差在4～9米之间。矿井瓦斯最大相对涌出量5.53m3/t，一般情况下均小于1m3/t；最大绝对涌出量为0.88m3/min，正常情况下不足0.16m3/min，属低瓦斯矿井。本区煤层有煤尘爆炸的危险性，煤尘爆炸指数为40%，煤的自燃倾向性属较易自燃煤层，煤的自燃发火期为6～12个月，发火地段地温一般较高，给开采带来一定的困难。根据调查，本煤层平均埋深274.5米，大部分井筒和大巷布置在变温层中，极少部分巷道布置在恒温层中。矿井正常涌水量一般为120m3/h，最大和最小涌水量为200m3/h、27.1m3/h。本煤层倾角较平缓，基本在3º～5º。确定矿井生产能力为0.9mt/a。煤的容重1.42t/m3。主运输（煤）为皮带运输，辅助运输(人员、材料、矸石等)为轨道运输。100 图3.1井下运输系统图3.2大巷运输及设备选择3.2.1大巷运输方式的选择根据矿井开拓部署，矿井规模及井筒提升方式，结合本矿井采掘机械化装备水平提高，大巷煤炭运输方式考虑了胶带运输方式及矿车运输方式，经比较大巷煤炭胶带运输方式较为合理，其主要优点如下：（1）胶带运输机具有运输能力大，效率高，运营费用低，操作简单，管理方便，易于实现自动化。（2）胶带运输与矿车运输相比具有运输环节少；占用人员少，维修工作量少，主辅运输互不干扰，事故率低等优点。3.2.2辅助运输方式的选择矿井辅助运输主要担负井下人员、矸石、材料和设备的运输任务。根据矿井煤层赋存特点，考虑到开拓方式、运输能力、和地质情况集合本矿目前管理水平及资金情况，辅助运输方式为斜井串车提升。100 3.2.3胶带输送机的选型及能力验算（1）胶带输送机根据货载最大块度初步计算带宽BB﹥3amax=3×300mm=900mm（3.1）式中：amax——货载最大块度尺寸，取300mm则带宽为1000mm根据设计运输生产率计算带速v=A/B²kcγ（3.2）式中：v——输送带速度，m/s；A——设计运输生产率，取A=194t/h；K——货载断面系数，取k=236；C——输送机倾角系数，c=1.0；Γ——货载散集密度，取0.8-1.0，t/m³。v=0.91m/s胶带输送机的型号为SSJ1000/250MG,带速3.5m/s，带宽1.0m,带长1325m,功率250kw，运输力2000t/h胶带输送机验算q=A/3.6v=484/(3.6×1.32)=39.51kg/mGg/l1g=22/1.5=14.63kg/mG1g/l11g=22/3=7.32kg/m式中：Q——为单位长度输送带上货载质量(kg/m)；——为单位长度输送带质量,=38.7kg/m；——为单位长度重段托辊转动部分质量,kg/m；——为单位长度空段托辊转动部分质量,kg/m；——为重段托辊转动部分质量，取=22kg；——为空段托辊转动部分质量，取=22kg；——为重段托辊间距，取=1.5m；100 ——为空段托辊间距，取=3m；A——为设计运输生产率，取A=320t/h。取阻力系数ω=0.03;ω1=0.025,则重段阻力为Wzh=（3.3）==134736N空段阻力为WK=（3.4）==-17179N式中：L——为胶带最大长度，取2000米；G——为重力加速度，取9.8；——为巷道倾角，取3°。用逐点计算法求各点张力，并将各点张力计算列表如下。图3.2皮带计算图表3.1皮带张力计算表各点标号计算公式用S1表示各点张力/N结果/N重算值/N1S1S112290116062S2=S1+WKS2=S1-17179488955733S3=1.03S2S3=1.03S1-17694503657404S4=S3+WZHS4=1.03S1+1170421120061113025S5=1.03S4S5=1.0609S1+120553115366114641100 由表得到（3.5）12290N验算输送带重段最小张力（3.6）==5740N由图可见，重段最小张力点在3点，而S3=5036N＜Smin,ZH=5740N,所以重段带垂度超过规定，要重新计算。令S3=Smin,ZH=5740N,再计算S2、S1、S4及S5,把它们得数写入“重算值”栏中。摩擦力备用系数为（3.7）验算输送带的强度，帆布层数为所以，使用2层帆布的输送带是完全可以的。主动滚筒圆周牵引力为==108085N减速器的总传动效率为100 电动机功率为（3.8）式中：1.2为电动机功率备用系数。由以上计算可知，SSJG1000/M胶带输送机完全满足需求。（2）矿车矿井移交生产时，掘进煤矸经刮板输送机进入运煤系统，井下辅助运输主要是材料、设备和部分联络巷掘进矸石的运输。根据矿井的规模、开拓方式，选用蓄电池式电机车，粘着质量8t，配套矿车3t,矿车选用900mm轨距。矿车型号为：MGC3.3——9型，规格为（长×高×宽）3450×1300×1320mm，技术特征为：容积3.3立方米，名义载重3吨。每个生产和开拓带区25辆矿车用于运矸、运料，有10辆备用，全矿达产后同时生产的带区为一个，共需35辆矿车。材料车：由于矿车轨距已固定，轨道大巷及轨道上山铺设轨道轨距平均为900mm，所以材料车选用5吨平板车。材料车型号为：MCL——9B型，规格说明为：（长×高×宽）3000×510×1200mm。每个生产和开拓带区使用10个材料车，有2辆备用,全矿需12辆。人车型号：PBC——12型，全矿需10辆人车。备用量为4辆。共14辆电机车型号及数量：根据矿井特征及运输方式等因素，电机车选择XK8——9∕132-1KBT型电机车（长×高×宽）4460×1600×1350mm，。电机车主要为辅助运输，根据矸石及人员运输情况，矿井运输线路长度及交接班时间，同时生产和开拓的每个盘区各使用一台电机车，矿井有一台电机车备用，所以全矿需要3台电机车。3.3主要巷道断面的确定巷道断面形式和大小100 运输大巷、轨道大巷、回风大巷等主要开拓巷道的断面形式、断面大小、支护方式及参数见图和表。胶带运输大巷图3.3运输大巷断面设计图表3.1断面特征表围岩类别掘进工程量（m3）锚杆数量（根）锚索数量（根）材料消耗量粉刷面积（m2）喷射材料（m3）锚杆重量（kg）注眼锚杆（kg）脱板巷道墙脚铁（kg）岩110.041.561.560.8240.7443.2325.412.9100 表3.2每米工程量及材料消耗量表围岩类别岩锚杆排列方式矩形掘进断面（m2）11.0锚杆排列间距（mm）800净断面（m2）9.2锚深（mm）1500掘进尺寸（宽×高，mm）3300×3950锚杆规格（L×Φ，mm）1500×16喷射厚度（mm）100净周长（m）10.811.5锚杆型式树脂锚杆锚索深度（mm）8000锚杆外露长度（mm）100锚索规格（L×Ф，mm）8000×16图3.4轨道大巷断面设计图100 表3.3断面特征表围岩类别岩锚杆排列方式矩形掘进断面（m2）19.3锚杆排列间距（mm）800净断面（m2）16.8锚深（mm）2000掘进尺寸4900×4420锚杆规格（L×Φ，mm）1900×16喷射厚度（mm）100锚索深度（mm）8000锚杆型式树脂锚杆每平方米锚索数量（根）1.56锚杆外露长度（mm）100每平方米米锚杆数（根）1.56图3.5回风大巷断面设计图100 表3.4巷道特征表围岩类别岩锚杆排列方式矩形掘进断面（m2）18.2锚杆排列间距（mm）800净断面（m2）15.66锚深（mm）2000掘进尺寸（宽×高，mm）4800×4300锚杆规格（L×Φ，mm）1500×16喷射厚度（mm）100锚索深（mm）8000锚杆型式树脂锚杆锚索规格（L×Φ，mm）8000×16锚杆外露长度（mm）100表3.5每米工程量及材料消耗量表围岩类别掘进工程量（m3）锚杆数量（根）锚索数量（根）材料消耗量粉刷面积（m2）喷射材料（m3）锚杆重量（kg）注眼锚杆（kg）脱板巷道墙脚铁（kg）岩18.20.041.561.560.8240.7443.2325.412.9100 图3.6运输顺槽断面设计图表3.6每米工程量及材料消耗量表围岩类别掘进工程量（m3）锚杆数量（根）锚索数量（根）材料消耗量粉刷面积（m2）喷射材料（m3）锚杆重量（kg）注眼锚杆（kg）脱板巷道墙脚铁（kg）岩15.10.041.561.560.8240.7443.2325.412.9100 表3.7轨道顺槽断面设计表围岩类别岩锚杆排列方式矩形掘进断面（m2）15.1锚杆排列间距（mm）800净断面（m2）12.8锚深（mm）1800掘进尺寸（宽×高，mm）4200×3600锚杆规格（L×Φ，mm）1500×16喷射厚度（mm）100锚索深（mm）8000锚杆型式树脂锚杆锚索规格（L×Φ，mm）8000×16锚杆外露长度（mm）100图3.7轨道顺槽断面设计图100 表3.8巷道特征表围岩类别岩锚杆排列方式矩形掘进断面（m2）15.9锚杆排列间距（mm）800净断面（m2）14.8锚深（mm）1800掘进尺寸（宽×高，mm）4200×3800锚杆规格（L×Φ，mm）1500×16喷射厚度（mm）100锚索深（mm）8000锚杆型式树脂锚杆锚索规格（L×Φ，mm）8000×16锚杆外露长度（mm）100表3.9每米工程量及材料消耗量表围岩类别掘进工程量（m3）锚杆数量（根）锚索数量（根）材料消耗量粉刷面积（m2）喷射材料（m3）锚杆重量（kg）注眼锚杆（kg）脱板巷道墙脚铁（kg）岩15.90.041.561.560.8240.7443.2325.412.9100 1采（盘）区或带区巷道布置及装备4.1煤层的地质特征煤层顶底板岩石均为陆相碎屑岩，大部分地区有伪顶，岩性多为薄层粉砂岩、岩质页岩夹薄层煤层和煤线；直接顶及老顶岩性多为细砂岩、细粉砂岩互层或中粗粒砂岩，仅煤层顶板为砂砾岩；顶板岩性一般为钙质胶结及泥质胶结，致密坚硬。在冲刷区由煤层直接顶与中粗粒砂岩接触。底板岩石为粉砂岩或细砂岩。煤层硬度3~4。巷道倾角0.3％，北高南低，落差10米，没有发现断层等经过。矿井瓦斯相对涌出量2.04m3/t，绝对涌出量0.43m3/min，属低瓦斯矿井。据有关地质资料提供，本区煤层火焰长度大，有爆炸危险性，煤层爆炸指数39%。煤的自燃倾向性属容易自燃煤层，自燃发火期为6个月左右。根据调查本区域地温小于3℃/100m，属正常区矿井涌水量一般在40-130m3/h，最大涌水量小于250m3/h。井田范围煤层倾角平缓，基本在0～6º。确定矿井生产能力为90wt/a。煤及矸石容重1.42。4.2采（盘）区或带区巷道布置及生产系统4.2.1移交生产和达到设计能力时的采区数目、位置和工作面生产能力计算（1）采区数目和位置根据推荐的井田开拓方案，结合矿井的井型和工作面装备水平，矿井达到设计生产能力时共布置一个走向长壁采煤工作面和一个掘进工作面，首采区选择在4#煤层的401盘区，该采区储量可靠，地质构造及水文地质条件简单，煤层赋存稳定，有利于矿井达产和稳定生产。（2）回采工作面生产能力计算矿井移交生产及达到设计生产能力时，在4#煤层401采区布各置一个采煤工作面，工作面生产能力安下式计算：①循环产量：W=L×S×h×r×c（4.1）100 =200×0.8×2.1×0.95×1.42=453.26tL：工作面长度，mr：回收率，%S：循环进度，mc：煤的容重，t/m³h：机采高度，m②日循环数：依据采煤机割煤、移架、推溜等工序确定。按割煤时间确定循环时间:机组割一刀煤约需2400m/3m/min=80min,头尾斜切进刀约需40min,合计一个循环需120min。则日循环数为：（24-6）×60×0.70/120≈6个式中:0.70为开机率③日产量：543.922×6=2719.58t④年生产天数×日生产量×工作面个数=回采面年生产量330×3263.52×1=897462.72t掘进产量取回采面产量的10％矿井年总产量=897462.72+897462.72×10％=987209.00（吨）满足矿井90万吨∕年设计生产能力。表4.1工作面特征表采区名称工作面个数煤层平均厚度机采高度长度年推进度年生产能力（KT）4#煤层采区12.11.2-2.42002376987209.00100 4.2.2首采区尺寸及巷道布置（1）首采区尺寸矿井移交生产及在到设计生产能力时首采区为4#煤层401采区。盘区为矩形，走向长4000m，倾向长为2000m，面积约8000000m2。（2）首盘区巷道布置根据推荐的煤田开拓方案，首采区布置在4#煤层401采区，采区主要巷道只布置辅助运输、胶带、回风巷，辅助运输巷道与采区顺槽相连，胶带顺槽通过转载机与盘区胶带巷相连。三、采区运煤、辅助运输、通风及排水系统（一）运煤系统回采工作面—→胶带顺槽—→水平胶带大巷—→井底煤仓—→主井—→地面。（二）辅助运输系统地面材料及设备—→副斜井—→井底车场—→辅助运输大巷—→带区辅助巷道—→工作面。（三）通风系统地面新鲜风—→主、副斜井—→井底车场—→辅助运输大巷（胶带运输大巷）—→胶带顺槽—→回采工作面—→轨道顺槽—→回风大巷—→回风立井—→地面。（四）排水系统工作面顺槽—→联络巷—→水平轨道大巷—→井底水仓—→副井—→地面井下水处理站。4.3巷道掘进4.3.1巷道断面和支护形式主斜井、副斜井、均为锚喷网联合支护。主副斜井采用半圆拱形断面，回风立井采用圆形断面，胶带大巷、辅助运输大巷、回风大巷均采用矩形断面，锚喷支护；胶带顺槽、辅助顺槽和工艺巷采用矩形断面，巷道支护及支护形式见《巷道断面图》。100 4.3.2巷道掘进进度指标巷道掘进进度以满足回采工作面正常接替为原则，结合现有装备及技术水平：半煤岩锚喷巷道：250m/月半煤岩锚杆巷道：300m/月岩巷：150m/月煤巷：500m/月倾斜岩巷：100m/月硐室：300m/月4.3.3掘进工作面个数及装备根据回采工作面年推进进度和巷道掘进进度指标，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则，矿井移交生产时，共布置两个掘进工作面，其中初期为一个大巷机掘面，一个顺槽机掘面；生产期间为一个大巷机掘面，一个顺槽机掘面。大巷机掘面主要配备EBJ-120型掘进机、SZB-764/132型转载机、SGZ-764/400型胶带机等。4.3.4矿井达产时采掘比例关系，矸石量预计矿井达产后，本矿布置一综采工作面，两个个机掘工作面，采掘比例为1：2。矿井移交生产时，由于有部分回风绕道和溜煤眼等回风和出煤系统巷道等，预计井下矸石量为6kt／A。4.3.5井巷总工程量矿井移交生产时，井巷工程量总长度为17586米，煤巷为15745米.岩巷为1841米。井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。井巷工程施工进度另行设计100 4.4采区或带区运输设备4.5设备在区段运输巷自巷口，胶带运输大巷向前20米锚固一台JD-11.4型调度绞车，共1部；在区段轨道巷由巷口，轨道大巷向前20米锚固安装一台JD-40型调度绞车，相应绞车各1部。胶带运输大巷铺设一条24K钢轨，轨道大巷铺设一条30K钢轨，两巷调节运输方式为绞车牵引轨道运输。在区段运输巷自巷口向里每隔200米锚固一台JD-11.4型调度绞车，共12部；在区段轨道巷由巷口向里每隔250米锚固安装一台JD-40型和JD-25型调度绞车，相应绞车各9部。区段运输巷铺设一条24K钢轨，区段轨道巷铺设一条30K钢轨，两巷运输方式为绞车牵引轨道运输。掘进巷道锚固安装一台JD-40型调度绞车，一台JD-11.4型调度绞车和J一台JD-25型调度绞车，相应绞车各2部。表4.2带区运输设备配置表序号名称型号功率（KW）牵引力（KN）绳容量（M）数量外形尺寸（mm×mm×mm）1回柱绞车JM-284528025023500×1070×11002调度绞车JD-11.4JD-40JD-2511.440251240254006506507871100×765×7301900×2350×13701900×2350×1370100 1采煤方法5.1采煤工艺方式5.1.1采煤方法选择本井田设计煤层为4#煤层,4#煤层平均厚度2.1m，属中厚煤层，煤层倾角不大，属近水平煤层。可选的采煤方法有：倾斜分层下行跨落采煤法；大采高一次采全厚单一长壁采煤法；一次采全厚综采放顶煤采煤方法。三种方法各有优缺点，分别叙述如下：（1）倾斜分层下行跨落采煤法优点：解决了缓斜厚煤层开采时的顶板支护和采空区处理问题，有利于在此类煤层条件下实现安全生产，提高资源采出率及获取较好的采煤工作面技术经济指标。缺点：铺设假顶工作量大，巷道维护困难，生产的组织管理工作较复杂，在开采易燃煤层是，自燃问题比较严重，需采取特殊措施。（2）大采高一次采全厚单一长壁采煤法优点：减少了顶煤或底煤的丢失量，提高了资源的采出率，与分层开采比较，简化了巷道布置，节省了铺网工序，提高了效益。缺点：采高越大，支架重量越大，且成非线性变化。既增加了设备投资及搬迁难度，也增加了工艺的难度。（3）一次采全厚综采放顶煤采煤方法优点：有利于合理集中生产，对煤层地质条件有较强的适应性，有显著地经济效益。缺点：采出率较低（比分层开采低10%左右），工作面粉尘大，自燃发火、瓦斯积聚隐患较大。100 结合上述条件以及矿井煤层赋存条件，采用走向长壁一次采全高后退式综合机械化采煤方法。顶板管理采用垮落法，由于煤层顶板较坚硬，所以需采用强制防顶措施，以减少采空区悬露面积，这种方法即经济又合理，方便可行。5.1.2工作面长度的确定工作面长度按下式验算：（5.1）式中：L——工作面长度，m；V——工作面允许的最大风速，m/s，取4m/s；M——采高，m；Lmin——工作面最小控顶距，m；Cf——风流收缩系数，可取0.9~0.95；Qb——昼夜产一吨煤所需风量，m3/min，取1.3m3/min；B——循环进度，m；P——煤层生产率，即单位面积出煤量，t/m2。P=Mγ×10-1，（5.2）式中：Γ——煤的容重，kN/m³,取1.42kN/m³；N——昼夜循环数。由此得：L=200m，可得采煤工作面长度为200m。初期开采的4#煤层为中厚煤层，依据《煤炭工业设计规范》，采区回采率为80%，工作面回采率取95%。5.2采煤工艺方式5.2.1采煤工艺工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化采煤方法，用MG2×125/560-WD型交流电牵引采煤机落煤、装煤，采用SGZ-764/400100 型刮板机运煤，ZYB4400/8.5/18两柱掩护式液压支架维护工作面顶板，采用自然跨落法结合人工强制放顶管理采空区顶板。采高平均2.1米，煤层厚度小于5米时见底见顶开采，大于5米时，按5米留底煤开采，循环进度0.8米。（1）采煤机割煤方式采煤机割煤采用割三角煤单向割煤法。从头到尾，沿牵引方向，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，一次采全高。（2）采煤机进刀方式采煤机进刀采用在工作面端头斜切入刀法，其进刀过程如下：①采煤机开至头或尾部，准备进刀。②升起前滚筒、降下后滚筒，采煤机斜切入刀，直至滚筒完全切入煤壁,运输机斜切段大约40米。③对调前后滚筒上下位置，推移端部40米处运输机，采煤机将该40米范围三角煤壁割通。④对调采煤机前后滚筒上下位置，将采煤机反向牵引，将三角段浮煤扫清，采煤机正常割煤。采煤机进刀见图5.1。图5.1采煤机端部斜切进刀示意图100 3.拉移支架工作面采用及时支护法，拉移支架的操作方式为本架手动操作。拉架滞后采煤机后滚筒1-3架顺序移架，超前采煤机前滚筒5-10架收挑梁。发生局部冒顶时，冒顶处的支架可提前拉移，以防冒顶范围扩大。拉移支架降架时，降架幅度不要过大，能够满足移架即可。当顶板破碎时，应采用擦顶移架方式。移架必须做到降一架，移一架，移过后及时升起，并打开挑梁及护壁板，不得多降架。支架升起后，必须接顶严密，达到初撑力，同时，要将支架移成一直线，其偏差不得超过±50毫米，以保证支架的切顶性能。4.移溜方式移溜时滞后机组后滚筒10m开始推溜，在移溜过程中溜子弯曲段长度不小于15m。一溜子时要是相邻的推移千斤顶升出量调配合适，不能降溜子推成急弯或死弯。溜子移到位后要成一直线（弯曲段除外），其偏差不得大于150mm，铲煤板前端距煤璧保持100~150mm，机道宽度1.60m，推溜后的宽度不得大于1.70m。在前移溜头（尾）时，如果负荷太大，可配合单体支柱顶或使用顺槽回柱绞车拉的方式进行前移。5.2.2作业形式根据矿井运输能力及采煤机开机率，工作面按全天6个循环(由以上计算得出)其工艺过程为：斜切进刀—→采煤机正常割煤—→拉移支架—→推移工作面运输机—→斜切入刀。100 图5.2正规循环作业图表5.2.3工作面支护选型及顶板管理依据本区其他同煤层的开采的矿压观测结果，及对顶底板岩性的分析，对工作面的矿压进行了合理的预计，其结果如下所示。表5.1工作面矿压参数参考表序号项目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m基本顶厚度m17.60直接底厚度m0.52直接顶初次跨落步距m25253初次来压来压步距m54.552-57最大平均支护强度KN/m2780760最大平均底板移近量mm100来压显现程度强烈100 4周期来压来压步距m19.220最大平均支护强度KN/m2740740最大平均顶底板移近量mm来压显现程度中等5平时最大平均支护强度KN/m2740740最大平均顶底板移近量mm6直接顶悬挂情况m557底板允许比压Mpa8直接顶类型类Ⅱ中等稳定Ⅱ中等稳定9基本顶级别级ⅡⅡ10巷道超前影响范围m15--20205.2.4液压支架支护强度验算：（1）合理支护强度计算①采用经验公式计算q1=9.81×h×γ×k（5.3）=9.81×2.1×2.5×7=360.5KN/m2式中：H——采高2.1米；γ——岩石容重取2.5t/m3；k——支架支撑载荷相当于采高岩石的倍数取7。②实际支撑能力计算Rt=kg×kz×kb×kh×ka×R（5.4）=0.99×0.95×0.9×1.0×1.0×9900=8379KN式中：100 Kg——工作系数，取0.99；Kz——增阻系数，取0.95；Kb——不均匀系数，取0.9；kh——采高系数，取1.0；ka——倾角系数，取1.0；R——支架工作阻力，9900KN。③每平方米支撑能力q=Rt/F=8379/10.028（5.5）=836KN/m2式中：F——支架最大支护面积：10.028m2。由以上计算的选择ZYB4400/8.5/18液压支架符合要求。选择合理的控顶距本工作面长200米，支架中心距1.5米，根据三机配套及顺槽宽度工作面安装120架支架，工作面最大控顶距4.75米，最小控顶距4.05米，最小端面距0.38米，最大端面距1.08米。（2）乳化液泵站①乳化液泵站、数量乳化液泵站型号WRB200/31.5型，数量2台。乳化液箱型号RX200/16型，数量1台。5.3设备配置5.3.1设备配置（1）采煤机使用MG2×125/560-WD型双滚筒摇臂式电牵引采煤机一台，其主要技术特征为：型号：MG2×125/560-WD采高范围：1200-2400mm最大牵引速度：10.51m/min截深：630；800mm100 滚筒直径：Φ1250mm摇臂长度：2010mm最大牵引力：265KN卧底量：390mm滚筒转速：51.19r.p.min摇臂摆角：+29.50，-11.50机身高度：860mm截割电机功率：2╳2╳125KW牵引电机功率：2×25KW泵电机功率：5.5KW装机总功率：560KW机组重量：32t（2）液压支架使用ZY28两柱掩护式液压支架132架，ZZS5600/1.4-2.8型支架4架，其技术特征为：型号：ZY28支架型式：两柱掩护式支架高度：最低1450mm，最高2900mm支架中心距：1500mm支架宽度：1450mm支架初撑力：3837KN支架工作阻力：4400KN支架支护强度：(最小)0.766Mpa支架切顶力：3344KN顶梁前端支护力：1280KN比压：顶梁0.83Mpa底座2.04Mpa支架操纵方式：邻架系统压力：31.4Mpa系统流量：125L/min支架重量：9.22吨立柱(双伸缩)：2个，缸径ф280/ф200mm柱径ф260/ф170mm行程415+425mm初撑力1976KN工作阻力2200KN推移千斤顶：1个，缸径ф125mm柱径ф70mm行程875mm推力120.7KN拉力264.2KN行程140mm平衡千斤顶：2个缸径ф125mm柱径ф70mm行程265mm推力538.7KN拉力369KN（3）刮板输送机使用SGZ-764/400型一部，其技术特征为：型号：SGZ-764/400设计长度：200米安装长度：100米输送量：800t/h装机功率：2×200KW电压：1140V链速：1.1m/s刮板链形式：中双链100 链条规格：ф26×92最小破断负荷：833KN中部槽规格：1500(长)×724(内宽)×290(高)mm传动比：27.635链轮齿数：7紧链方式：马达紧链（4）转载机使用SZB-764/132型一部，其技术特征为：型号：SZB-764/132设计长度：50米安装长度：30米输送量：700t/h装机功率：132KW刮板链速：1.34m/s刮板链型式：双边双链链规格：ф22×86链破断负荷：598KN中部槽：1500(长)×764(内宽)×222(高)mm中部槽联接方式：哑铃销减速器型号：3JS-132传动比：21：11爬坡角度：100紧链方式：闸盘紧链（5）胶带输送机使用SSJ1000/160型可伸缩皮带机一部，其技术特征为：型号：SSJ1000/160输送能力：630t/h带速：2m/s储带长度：50米输送带宽度：1000mm转载机搭接长度：15米　安装长度：355米输送带规格：整芯PVC塑料带560D电机型号：JDSB-160功率：160KW转速：1475r/min电压：660/1140V液力偶合器型号：21Y001减速器速比：24.6448传动滚筒直径：ф630mm卸载滚筒直径：ф320mm托辊直径：ф108mm（6）乳化液泵站WRB200/31.5型乳化液泵站，其主要技术特征如下：乳化液泵型号：WRB200/31.5数量：2台公称压力：31.5Mpa；公称流量：200L/min曲数转速：561r/min塞行程：66mm100 柱塞直径：50mm柱塞数量：3电机功率：125/160KW;电机电压：1140V泵外型尺寸(长×宽×高)：2300×980×1040mm乳化液泵站重量(吨)2.6吨乳化液箱型号：RX200/16乳化液箱容量：1600L；工作液：乳化液(油水比5：95)安全阀出厂调定压力：34.7-36.8Mpa卸载阀出厂调定压力：31.5Mpa箱外形尺寸(长×宽×高)：2656×900×1215mm配制乳化液自动配比器，配比浓度为3-5%表5.2工作面主要机电设备配置表序号名称型号功率（KW）能力（T/H）电压（V）数量1采煤机MG2×125/560-WD5604800330012溜子SGZ-764/4002×2002000330013转载机SZB-764/1321322500330014破碎机PCM-1101102000114015皮带机SSJ1000/1601602000660／114026乳化液泵WRB200/31.5125/160315L114027移变KBSGZY-3150／63150114028馈电开关KBZ630／1140Z11402表5.3支架特征表名称型号初撑力（KN）工作阻力（KN）高度（㎜）长×宽（㎜）数量（架）普通支架ZYB4400/8.5/1838374400850-18007515×1450120100 5.4回采巷道布置5.4.1.回采巷道布置方式在运输平巷内，为适应产量大的需要均设置转载机和胶带运输机，为减少增减支架的麻烦，要求工作面等长，因此对区段两平巷均应力求做到直线且互相平行布置。在综合机械化采煤时，采用单巷布置，区段运输巷中一侧需设置转载机和胶带机；另一侧需设置泵站和移动变电站等电气设备，故巷道断面较大，一般达12㎡以上。由于巷道断面较大，不利于巷道掘进和维护，要求平巷采用强度较高的支护材料。采用双巷布置时，可减小巷道断面，将胶带输送机和电气等其他设备分别布置在两条巷道内。输送机巷随采随弃，电气设备平巷加以维护，作为下一区段的回风巷。其缺点是，派电点至用电设备的输电电缆需穿过联络巷，当配电点移过一个联络巷的距离时，需将输电电缆和油管等也要从原来的联络巷倒到下一个联络巷，给生产维护带来不便。本矿井属低瓦斯，煤层倾角小于10度，平巷维护条件达到单巷布置要求，采用单巷布置方式。5.4.2回采巷道布置尺寸回采巷道单巷布置，采用留设20米区段保护煤柱的护巷方法。区段运输巷断面尺寸为3х4.7(高х宽m)，区段轨道巷断面尺寸为3х3(高х宽m)，工作面切眼断面尺寸为3.0х7.5(高х宽m)。100 图5.3区段轨道巷断面图·图5.4区段运输巷断面图100 图5.5工作面切眼断面图区段巷道沿煤层底板并与运输巷道垂直布置，运输与回风平行，按照5%-10%坡度布置和掘进。5.4.3回采巷道支护方式区段运输巷、区段回风巷和工作面切眼均采用锚杆加锚索支护。锚杆间排距为800mm，锚杆φ20mm，杆长1800mm，矩形布置；锚索间排距为160mm，锚索φ20mm，杆长8000mm，矩形布置。5.4.4皮带运输巷、轨道运料巷的超前支护在开采过程中，对两顺槽巷进行超前加强支护，超前支护长度为采动超前压力影响范围。由于大采高开采，巷道宽度、高度都有明显增大，巷道超前支承压力和影响范围将增大，超前支承压力作用将使巷道超前段炸帮趋向严重，故确定两巷超前工作面煤壁20米范围支设超前支护。100 超前支护支设两排，形式为LZ-35-25/110单体柱加金属顶梁，其柱距为1.5米，顶梁与巷帮垂直。皮带巷超前支护支设两排为20米，两排均支在距转载机溜槽边缘两侧0.5米处；运料巷超前支护，支在巷道中心线两侧各1.0米处，两排均支设20米。5.4.5端头支护及安全出口顶板管理端头支护采用头、尾特殊液压支架及单体液压支柱维护顶板，本面特殊液压支架与中间基本支架相间，具体为：当头尾第一架液压支架距侧面煤壁大于1米且小于2米时，支设一排单体柱，柱距1.2米，支在液压支架与侧面煤壁中间位置；当头尾第一架液压支架距侧面煤壁大于2米时，支设两排单体柱，在支架与煤壁间均匀布置，柱距1.2米；当工作面第一架液压支架距侧面，煤壁小于1米时，不支设端头单体柱。端头单体柱及超前单体柱均选用LZ35-25/110型单体柱液压支柱，金属顶梁选用0.6米长π型梁或工字钢，要求柱帽均匀布置在单体柱上，垂直侧面煤壁。端头单体柱支护范围为从支架切顶线布置到工作面煤壁。5.5巷道掘进工艺方式及装备5.5.1巷道掘进工艺方式根据矿井开拓方式和采煤工艺，矿井达产后，共布置一个综采工作面，两个机掘工作面，采掘比例为1：2。掘进工艺为机掘、转载机和胶带机运输、锚杆机支护。掘面主要配备EBJ-120型掘进机、SZB-764/132型转载机、SGZ-764/400型胶带机等在巷道内稳设EBJ-120型掘进机组和皮带后,采用掘进机截割破煤,全断面一次掘进,达到最大控顶距停止掘进,进行临时支护,临时支护支设好后,施工永久支护,永久支护施工完毕再继续截割。5.5.2设备各巷道均采用EBJ-120型掘进机组截割破煤,截割顺序为由下向上,先从巷道底部拉开槽,然后往返式割至巷道顶部（如下轨迹图）。各巷由工作面掘进机截割落煤—→SZB-764/132型胶带转载机—→各巷内头部和二部SGZ-764/400型胶带输送机—→胶带大巷。100 临时支护：永久支护至工作面迎头范围内采用前探梁支护，3根长4.5m的10#槽钢，分别吊挂在每排锚杆的两个吊环内，前探梁最前端距工作面迎头不大于0.3m,且必须采用刹顶木或道木与顶板背牢。当顶板来压或顶板破碎时要缩小控顶距，采用割够一排锚栓控顶，打一排锚栓支护。永久支护：根据各巷道断面，具体支护。掘进面需风量为1200m3/min，选用BKJ66-11No6.3型局部通风机，风筒为Φ1000mm柔性阻燃性风筒。通风方式为压入式。表5.4掘进设备表序号设备名称型号数量安装位置运输方式运输距离备注1掘进机EBJ-120型1工作面刮板运输8.5m2转载机QZP-160型1掘进机后皮带运输15m3胶带输送机SJ-80型2转载机后皮带运输1555m5.6工作面顶板管理5.6.1正常工作时期顶板管理（1）工作面支护用ZYB4400/8.5/18型液压支架维护工作面顶板，工作面全长200米，连同两顺槽巷共208.4米，共摆设120架支架，采用及时支护法，采煤机割过煤后及时移架，之后移溜，顶板割平，支架严实接顶并达到初撑力。（2）采空区顶板管理工作面开采后，采空区顶板管理方法为自然垮落法结合人工强制放顶。根据4#层401100 盘区首采工作面的矿压观测，工作面古塘顶板在人工强制爆破头、尾拉开槽后能随采随垮，垮落高度达到10-20米，基本满足要求，根据已采工作面的观察，直接顶初次垮落步距为25米左右，老顶初次来压步距为52-57米，老顶周期来压步距为10-27米，平均20米。并结合实际情况初步确定初次放顶步距为28米，步距放顶步距为20米。（3）初次放顶在采宽达到28米时，顶板不能自行垮落或垮落高度达不到要求时，进行人工强制爆破放顶。初次放顶采用深孔爆破法，在两顺槽巷及工作面内布置，钻具选取TUX-75型液压钻，炸药选择4#矿用硝铵炸药。具体放顶措施由施工单位负责编制。（4）步距放顶在开采过程中，为加强采空区顶板管理，工作面每推进20米，进行步距放顶。步距放顶布置在两顺槽内，超前工作面50-100米，按照初次放顶A、B两组孔的布置进行布置，当炮孔口移至支架切顶线时，停止生产进行联放炮，使采空区顶板在头、尾拉开槽，在采动自行跨落。(5)局部放顶在开采过程中，如工作面古塘悬超过2×5m2时，停产进行打眼爆破放顶。5.6.2正常工作时期特殊支护方式工作面在正常回采过程中，如需支设特殊支护，另行制定措施。5.6.3各工序之间的平行作业安全距离采煤机割煤时滞后采煤机后滚筒1-3架距离拉移工作面液压支架，超前采煤机前滚筒5-10架收支架挑梁，距离采煤机后滚筒20米以上距离推移工作面运输机，转载机与溜头作为一个整体，当推移溜头时转载机随之前移。5.6.4特殊时期的顶板管理（1）来压及停采前顶板管理在工作面来压期间，工作面必须达到顶底板平整，液压支架及运输机保持一条直线，所有支架必须严实接顶、达到初撑力，前探梁接顶良好。必要时，支架可提前拉移，将支架缩到最小控顶距。（2）初采及停采时的顶板管理根据实际情况另行制定措施。100 （3）过断层及顶板破碎时期的顶板管理在工作面遇到断层时，要根据实际情况，制定相应的过断层措施，做好顶板管理。工作面顶板破碎时，要采取擦顶移架方式，在保证采煤机不割前探梁的前提下尽量缩小的端面距，并采用及时支护方式。当工作面两端头破碎时，要用木对柱代替单体柱。支设木对柱时，一根带帽另一根不带帽。带帽木柱要用一帽三楔打紧支牢，不带帽木柱要用木楔打牢。柱帽规格为1.0×0.2×0.2米，所有木支柱都必须实顶实底支设。（4）应力集中区的顶板管理对于应力集中区，要根据实际情况，加强支护，补充措施。5.7其他系统5.7.1通风系统通风设施矿井通风方式为压入式通风，工作面通风系统为皮带运输巷进风，风流通过工作面后由轨道运料巷回风，由回风绕道至专用回风大巷。回风绕道设在运料巷距巷口70米处，并且在轨道运料巷距巷口30米设置一正一反。5.7.2防治瓦斯(1)瓦斯检查工作面应每班配备专职瓦斯检员一名，瓦斯检查员必须按规定进入工作面检查有害气体情况，每班不少于两次的检查，发现有害气体超限时，应及时将工作面所有人员全部撤到安全地点，并将所有电器设备断电闭锁，由瓦斯检查员向矿调度室汇报，以便采取措施。具体措施执行通风区有关规定。(2)瓦斯及一氧化碳监测100 瓦斯及一氧化碳监测探头吊挂在回风巷距工作面5～10米范围内，挂在顶板完整且与顶板保持0.3米与工作面侧煤壁保持0.5米的距离，其维护、移动、保管由本队人员负责。任何人不得随意损坏，如探头出现故障，应及时通知有关部门处理。如果瓦斯或一氧化碳探头报警，工作面应停止一切工作，人员相互转告并及时撤到安全地点，通知瓦斯检查员，汇报调度室。当瓦斯或一氧化碳有害气体超限时瓦斯及一氧化碳监测探头自动切断工作面高、低压电源。瓦斯传感器的报警浓度为CH4≥1.0%。断电浓度为CH4≥1.5%，复电浓度为＜1.0%，断电范围为工作面及回风巷内全部为本质安全型电气设备。并且班组长以上干部按规定佩带便携式瓦斯检测仪进入工作面，瓦斯检测仪不得随意损坏或关闭，保证便携仪使用正常。5.7.3综合防尘系统(1)防尘管路系统地面静压水池—→回风立井—→回风大巷—→皮带巷—→上下顺槽巷—→工作面。工作面管路铺设为：在轨道巷铺设一趟φ57毫米的钢管，每隔48米接出一个三通接头;在运输巷铺设一趟ф57毫米的钢管，每隔48米接出一个三通接头，供巷道洒水和冲洗巷道用。地面静压水池容量不得小于200m3，供水压力不小于4Mpa。(2)防尘措施洗尘：两顺槽巷每月由防尘区定期冲洗巷道积尘，具体措施和时间由施工单位制定。工作面设备及两顺槽设备每天由本队检修人员负责清扫干净，保证设备无煤尘。灭尘：采煤机、破碎机的出煤口及各类运输机的转载点均安装喷雾洒水设施，要做到开机开水，停水停机。液压支架要安设架间喷雾设施。在进风巷距巷口50米安设一道净化水幕，在回风巷距回风绕道及工作面各50米分别安设一道净化水幕。各类喷雾设施要完好可靠，使用正常，喷雾效果好。煤层注水：严格执行煤体注水制度。注水在开采前一个月进行，注水时间直至使煤壁呈现汗珠为止。煤层注水的具体措施由施工单位另行制定。(3)隔绝瓦斯煤尘爆炸措施在两顺槽巷距巷口50-100米范围的安全地点各挂一组隔爆水袋，水袋排距为1.5米，以防爆炸冲击波。皮带巷断面14.1m2，应吊挂水袋75个，吊挂15排，每排5个；运料巷断面9m2100 ，应吊挂水袋60个，吊挂15排，每排4个。每个水袋装水40千克，水量充足，吊挂整齐，吊钩要钩尖对钩尖，并有一定自由度，发现水袋漏水要及时更换或补充。5.7.4防治煤层自燃发火措施(1)监测系统按照上级的要求建立监测系统，执行通风区有关规定。(2)综合防火措施工作面要配备灭火锹两把、灭火器两个及一定数量的细砂，放置于固定地点，并经常检查，确保能正常使用。检修后用过的棉纱等易燃物要收集起带出井，任何人员不得带火种入井，严禁工作面进行电焊、气焊及喷灯焊接工作。任何人发现有着火迹象或火灾时，应立即采取一切可能的方法直接灭火并迅速报告跟班干部及矿调度室。工作面及顺槽内的电气设备着火时，应首先切断电源，未切断电源前，不得使用导电或潮湿的灭火器直接灭火。工作面开采完毕，进、回风巷口必须按要求及时封闭，以防煤的自燃。若在开采过程中发现古塘漏风严重，可在进风巷口挂设挡风帘，以及在回风绕道设局扇抽风，以使两巷风压平衡，减小古塘浮煤自燃发火的可能。(3)灭火要求所有工作人员要熟练掌握井下防灭火的一般知识，熟悉井下各类火灾的发火征兆，判断火灾的种类及火灾范围，掌握各种火灾的灭火要求及各类灭火器材的正确使用方法。5.7.5供水、排水设备选型根据工作面的实际情况，在两顺槽巷内低洼处各安装一台功率为11KW及18KW排水泵，随时抽放巷内积水。在回风巷铺设一趟φ57mm钢管，做排水管用，铺设一趟φ108mm钢管，作配制乳化液及机组冷却洒水用清水管，一趟φ57mm钢管，作打放顶孔用风管。在运输巷铺设φ57mm排水管一趟，铺设φ57mm风管一趟供打放顶孔用，该风管在紧急情况下可作排水管用。100 5.7.6供电系统南羊路局35KV变电站分两趟1553和1563，电缆截面ZQ30-3×185mm2，电压等级6KV，送至西1070变电所，西1070变电所采用双电源单母线分段式供电，电缆截面ZQ30-3×185mm2，电压等级为6KV，长度为1200米，送至第二中央变电所。由中央二所1553和1563两侧装设BGP6-6-400A、BGP6-6-400A开关两台，由开关出两趟电压等级为6KV，截面为ZQ30-3×185mm2，长度为2×800送至4#层401盘区变电所。变电所采用双电源，单母线分段式供电。变电所共设高压开关12台，型号为BGP92-64台，BGP6-68台，400A2台200A5台100A5台。5.7.7通讯系统在顺槽皮带头和工作面运输机头及设备车处各安装电话机一部，供井上、下联系用。沿皮带巷每50米，工作面每15米设一个通信、信号点，同时还应设有一个闭锁键，这些设备都应便于维修、移动。工作面的通信、信号装置，除能通话(扩音电话)外，还应有呼叫信号、起动预报信号和事故报警信号功能，这些信号在声音上要有所区别。闭锁键能及时可靠地使运输设备停机，以保证安全。要保证通信、信号设备不间断工作，甚至在停电情况下，还可以进行通话。因此要备有一定量的蓄电池电源。5.7.8照明系统在皮带头安装一台照明信号综合保护，供皮带巷照明用，皮带巷每隔25米装一具照明灯；在移动设备车处安设一台照明信号综合保护，供工作面及移动设备车照明，移动设备车每台开关上装一具照明灯，工作面每隔5架装一具照明灯。照明灯必须用隔爆型灯具。100 1矿井提升6.1概述本矿井年产量为A=90万t/a，矿井工作制度为“四六”制，年提升时间按br=330d/a，日净提升时间按t=14h计。矿井为斜井带区单水平开采，主斜井胶带提升，副斜井串车提升，选用3吨矿车，矿井服务年限53年，属低瓦斯矿井，煤层爆炸系数30%，最大班下井人数为100人，散煤密度取r=0.9t/m3。6.2主副井提升6.2.1主井提升主井提升角度为16°，斜长663米，选用胶带输送机。(1)胶带机的选型计算及验算根据货载最大块度初步计算带宽BB=3amax=3×300mm=900mm（6.1）式中：amax——货载最大块度尺寸，取300mm则带宽为1000mm根据设计运输生产率计算带速v=A/B²kcγ（6.2）式中：A——设计运输生产率，取A=195t/h；k——货载断面系数，取k=367；c——输送机倾角系数，c=1.0；γ——货载散集密度，取0.9t/m³；v——输送带速度，m/s。由上可得100 v=1.46m/s胶带输送机为大倾角胶带输送机,带速2.0m/s，带宽1.0m,带长690m,功率600kw，运输力630t/h。胶带输送机验算q=A/3.6v=430/(3.6×2.0)=59.72kg/m（6.3）Gg/l1g=22/1=22kg/m（6.4）G1g/l11g=22/2=11kg/m（6.5）式中：Q——单位长度输送带上货载质量(kg/m)；——为单位长度输送带质量,=38.7kg/m；——为单位长度重段托辊转动部分质量,kg/m；——为单位长度空段托辊转动部分质量,kg/m；——为重段托辊转动部分质量，取=22kg；——为空段托辊转动部分质量，取=22kg；——为重段托辊间距，取=1m；——为空段托辊间距，取=2m；A——为设计运输生产率，取A=430t/h。取阻力系数ω=0.03;ω1=0.025,则重段阻力为Wzh=（6.6）==293006N空段阻力为WK=（6.7）==-98763N式中：L——为胶带最大长度，取690米；100 G——为重力加速度，取9.8；——为巷道倾角，取16°。用逐点计算法求各点张力，并将各点张力计算列表如下。图6.1胶带运输机张力计算图表6.1各点张力计算表各点标号计算公式用S1表示各点张力/N结果/N重算值/N1S1S1200862S2=S1+WKS2=S1-98763786773S3=1.03S2S3=1.03S1-101726810384S4=S3+WZHS4=1.03S1+1912802119665S5=1.03S4S5=1.0609S1+197019218325由表得到（6.8）20086N验算输送带重段最小张力（6.9）100 ==5650N由图可见，重段最小张力点在3点，而S3=81038N>SMIN,ZH=5650N,所以重段带垂度没超过规定，不用重新计算。摩擦力备用系数为（6.10）验算输送带的强度，帆布层数为（6.11）所以，使用2层帆布的输送带是完全可以的。主动滚筒圆周牵引力为（6.12）==207776N减速器的总传动效率为电动机功率为（6.13）式中：1.2——电动机功率备用系数。由以上计算可知，此大倾角胶带输送机完全满足需求。6.2.2副井提升方式及设备100 辅助提升井为斜井，采用串车提升，负责全矿井升降人员、下放设备和材料等任务。斜长87.7米，倾角20°，下放最大重力160KN，所以选择JKM-1.85×4(Ⅰ)E型多绳摩擦轮提升绞车。其规格为：导向轮直径2m最大静拉力210KN最大提升速度8m/s静拉力差40KN机器质量28.144t外形尺寸7×7.5×2.02矿车型号为：MGC3.3——9型，规格为（长×高×宽）3450×1300×1320mm，技术特征为：容积3.3立方米，名义载重3吨。6.3排水设备6.3.1设计依据矿井年产量：90万t/a；矿井正常涌水量QH=40-130m3/h，涌水天数330d；矿井最大涌水量Qm=250m3/h，涌水天数50d；副斜井井筒垂深：30m；矿坑水容重：γ=1.02t/m3。矿井开拓为斜井单水平开拓。6.3.2设备选型计算(1)水泵的选型计算根据《煤矿安全规程》的要求，正常涌水期工作水泵必须的排水能力为QB≥1.2qz=156m3/h（6.14）最大涌水期工作和备用水泵必须的排水能力为QBmax≥1.2qmax=300m3/h（6.15）式中：QB——工作水泵具备的总排水能力，m3/h；QBmax——工作和备用水泵具备的总排水能力，m3/h；qz——矿井正常涌水量，m3/h；qmax——矿井最大涌水量，m3/h。水泵所需扬程的估算：100 （6.16）式中：HSY——侧地高度，取190米；а——管路铺设倾角，20；——管路效率，取0.8。(2)选择水泵根据计算的工作水泵排水能力、估算的所需扬程、原始资料给定的矿水物理性质和泥沙含量，选取250D——60×10型水泵3台，该型水泵额定流量为450m3/h，额定扬程为600m，转速为1480r/min，级数为10，功率为1120KW，效率为79%，则工作泵台数n1==0.35取1备用水泵台数n2≥0.7n1=0.7和0.03故取1检修泵台数n3≥0.25n1=0.05取1正常涌水时1台工作,1台备用,1台检修。(3)管路的选择计算排水管路为三泵两趟管路系统，选用2趟Φ351×8型无缝钢管，dp=50mm。排水管沿主井敷设至地面，正常涌水时1趟管路工作，1趟管路备用。100 矿井通风及安全技术7.1概况矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。因此，必须周密考虑，精心设计，力求实现预期效果。7.1.1瓦斯、煤尘、煤的自燃性及低温(1)瓦斯《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%。在总回风巷道的瓦斯浓度不得超过1.5％(2)煤层经过山西省煤炭工业局综合测定中心对本矿4号煤层测定，火焰长度为28MM，煤层有爆炸性。(3)煤的自燃山西省煤炭工业局综合测定，采样实验，吸氧量为0.8542cm3/g，自燃等级为一级，容易自燃。(4)地温、低压根据调查，本区域地温小于3℃/100米，属正常区。(5)矿井瓦斯涌出量预测根据带区巷道布置，矿井达产时，其生产能力为90万t／a，井下布置一个综采工作面，两个掘进工作面，矿井CH4相对涌出量为14.24m3/t，属于底瓦斯矿井。7.2矿井通风系统选择7.2.1通风方式和通风系统根据开拓部署，矿井采用机械抽出式通风方式。通风系统方式采用中央分列式。回采工作面的通风方式为U型通风方式。100 附图矿井水平通风容易与通风困难时期的通风系统立体示意图和通风网络图（注明风流方向和风量以及主要通风设施，注明主要通风机和局部风机的位置）。7.2.2风井数目、位置、服务范围根据井田开拓部署，主、副井为进风井，总回风井回风，服务于整个矿井。主、副斜井位于工业广场内，回风井位于井田中部。各盘区的回风用回风大巷联系，并且与总回风井相通，采用机械抽出式通风方式。7.2.3掘进通风及硐室通风根据矿井开拓和采区巷道布置，矿井达产时，配备一个回采工作面和五个掘进工作面，掘进面采用独立通风。掘进工作面采用JBT-52型局部扇风机通风，电机功率11kW。爆破材料发放硐室采用独立通风。7.2.4矿井风量、负压及等积孔的计算(1)矿井风量①风量计算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：a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。则按井下同时工作的最多人数计算，矿井的总风量为：Q矿总＝4×NK100 （7.1）=4×100×1.2=480m3／min=8m3／s。式中：N——井下同时工作的最多人数,人；4——每人每分钟供风标准,m3/min；K——矿井通风系数。b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：Qm＝(∑Qwt十∑Qht十∑Qrt十∑Qot)×Km（7.2）式中：Qm——矿井总风量，m3／s；∑Qwt——采煤工作面实际需要的风量总和，m3／s；∑Qht——掘进工作面实际需要风量的总和，m3／s；∑Qrt——硐室实际需要风量的总和，m3／s；∑Qot——其它用风地点所需风量的总和，m3／s；Km——矿井通风系数，取1.20。（2）按采煤、掘进、硐室及其它回风地点实际需要的风量的总和计算a按瓦斯涌出量计算根据带区巷道布置，矿井达产时，其生产能力为90万t／a，井下布置一个综采工作面，两个掘进工作面，矿井CH4相对涌出量为14.24m3/t，属于底瓦斯矿井。采煤工作面需要的风量应按瓦斯涌出量、回采工作面温度计算，然后按风速验算则回采工作面CH4绝对涌出量按下式计算：Qgw=(回采工作面日产量×CH4相对涌出量)／(60×工作面生产时间)4号煤层一个回采工作面日产量为：3000t／d；按每日3班生产，则工作面生产时间按14h考虑；Qgw=28.48m3/min（7.3）100 Qw=100×Qgw×kgw（7.4）式中：Qw——采煤工作面需要风量，m3/min；Qgw——采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；kgw——采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，机采取1.2~1.6。则：Qw=100×Qgw×kgw（7.5）=100×28.48×1.2=3417.6m3/minb按回采工作面进风流温度计算Qw=60×vwi×swi×kwi（7.6）式中：Qw——采煤工作面所需风量，m3／s；Vwi——回采工作面适宜风速，取0.6m/s；Swi——回采工作面平均有效断面，为16m2；Kwi——工作面长度系数，取1.2。则：Q采=60×0.6×16×1.2（7.7）＝691.2m3/minc按工作人数计算Qw=4×nc（7.8）式中：nc——采煤工作面内同时工作的最多人数,为26人。则：Q采=4×26=104m3/min（7.9）d按风速验算100 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。60×0.25×Swi≤Qwi≤60×4×Swi(7.10)工作面最大风量为3417.6m3/min，最高风速为3.56m/s，符合《煤矿安全规程》中关于综采工作面最大风速的规定。取上述计算最大值，Q采=3417.6m3/min（3）掘进工作面实际需要风量a按CH4涌出量计算Qhi＝100×Qghi×Kghi（7.11）式中：Qhi——掘进工作面的需风量，m3/min；Qghi——综掘工作面CH4绝对涌出量，m3/min；Kghi——掘进面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取Kd＝1.8。Qghi＝500/30×14.12×12÷(60×24)＝2.94m3／min；Q掘2＝100×2.94×1.8＝529.2m3/minb按局扇的实际吸入风量计算Qhi=∑Qhfi×khfi（7.12）式中：Qhi——掘进工作面同时运转的局扇额定风量的和,取400m3/min；khfi——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。则：Q掘=400×1.2=480m3/minc按人数计算Qhi=4×nhi（7.13）式中：100 nhi——掘进工作面内同时工作的最多人数,20人。则：Qhi=4×20=80m3/mind按风速验算按<<煤矿安全规程>>规定煤巷掘进工作面的风量应满足:60×0.25×Sdi≤Qhi≤60×4×Shi（7.14）式中：Shi——掘进工作面巷道过风断面,m2。计算结果满取上述计算最大值，Q掘=529.2m3/mi∑Q掘＝2Q掘＝2×529.2=1058.4m3/mine硐室实际需要风量计算消防材料库为150m3/min；中央变电所取150m3/min；∑Q硐＝150＋150＝300m3/minf其它用风地点风量其它用风地点风量取采煤、掘进及硐室风量的4％则：∑Q其它＝（3417＋1058＋300）×4％（7.15）＝191m3/min；取200m3/min。Q矿总＝(3417.4＋1058.4＋300＋200)×1.2＝5971m3/min=99.5m3/s。根据以上计算方法，取其最大者，确定矿井的总风量100m3/s。a风量分配分配的原则：1、各高低沼气矿井采煤工作面的风量。100 2、对掘进工作面风量，一般根据巷道断面大小，送风距离，煤岩巷三个因素按所送局部通风机性能供风。3、井下火药库，充电室，采区轿车房，应单独供风。4、分配风量，各巷道的瓦斯和有害气体的浓度，应根据《煤矿安全规程》要求不得超过规定限度。5、备用工作面分配风量，按相适应条件的生产工作面风量的一半。b分配的方法将矿井总风量分配到井下各用风地点：综采工作面：14.5m³/s+7.25m³/s=22m³/s；综掘工作面：20.7m³/s×2＝41m³/s；硐室实际需要风量：6m³/s；其它：21m³/s。7.3矿井通风阻力7.3.1通风阻力的计算通风阻力的计算包括摩檫阻力和局部阻力两个部分，摩檫阻力是风流与井巷周壁檫以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力而引起的风压损失即摩擦阻力损失，摩擦阻力一般占矿井通风阻力的90%，它是矿井通风设计选择扇风机的主要参数。而局部阻力是风流经过井巷的一些局部地点，如井巷突然扩大或缩小，转弯交叉处以及堆积物或遇矿车等，由于风流速度或方向发生改变，导致风流本身剧烈冲击，形成极为紊乱的涡流，从而损失能量。造成这种冲击与涡流的阻力即称局部阻力，由于这种阻力所产生风压损失就称局部阻力损失。井下产生局部阻力地点虽多，但其一般只占矿井通风总阻力的10%。根据上述两个时期通风阻力最大的风路，分别计算出各区段井巷的摩擦阻力。h=aLPQ2/S3=RQ2（7.16）式中：h——摩擦阻力,Pa；100 a——摩擦阻力系数，N.s2/m4；L——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；Q——通过井巷的风量，m3/s；S1——井巷净断面积，m2；R——井巷摩擦风阻。将以上计算出来的各数值填如下表。表7.1通风容易时期通风阻力计算表巷道名称支护形式摩阻系数周长P(m)长度L(m)断面S(m2)S3R(ku)Q(m3/s)Q2h(mmH2O)V(m/s)副井砌碹0.001820.4148033.2036594.40.00056238441.851.87主井砌碹0.0018运输大巷砌碹轨道大巷锚喷0.001514.3658215.833966.80.00325429169.223.41运输顺槽锚网0.001814.4195012.802097.20.024130811.952.34回采工作面液压支架0.003518.618016.004096.00.00295732499.293.56回风顺槽锚网0.001614.4195012.802097.20.021457324969.604.45回风大巷锚喷0.000915.6733214.202863.30.00161021040417.017.18回风立井砌碹0.000915.749019.637564.20.0009102104049.525.20小计　　　　　　　　　118.46　合计增10%的局部阻力　　　　　　130.306mmH2O合1277Pa　100 图7.1通风容易时期通风立体示意图100 表7.2井巷困难时期通风总阻力计算表巷道名称支护形式摩阻系数a周长P(m)长度L(m)断面S(m2)S3R(ku)Q(m3/s)Q2h(mmH2O)V(m/s)副井砌碹0.001820.4148033.2036594.40.00056238441.851.87主井砌碹轨道大巷锚喷0.001514.36200015.833966.80.010954291631.673.41运输大巷运输顺槽锚网0.001814.4195012.802097.20.024130811.952.34回采工作面液压支架0.003518.618016.004096.00.00295732499.293.56回风顺槽锚网0.001614.4195012.802097.20.021457324969.604.45回风大巷锚喷0.000915.67195014.202863.30.00961021040499.937.18回风立井砌碹0.000915.749019.637564.20.0009102104049.525.20小计　　　　　　　　　223.82　合计(增加10%的局部阻力)　　　　　　246.2mmH2O合2413Pa　100 图7.2通风困难时期通风立体示意图100 7.3.2矿井总风阻的计算沿着上述两条风路，将各区段的摩擦阻力叠加起来并考虑适当的局部阻力系数（一般不细算局部阻力）。即可算出通风容易和困难两时期的井巷通风总阻力分别为：hr.min=1.2∑hfr.minPa（7.17）hr.max=1.15∑hrmax（7.18）式中：1.15，1.20——是考虑到风路上有局部阻力的系数。代入数值得：hrmin=1.2∑hfrmin=1.2×1277=1532.4Pahrmax=1.15∑hfrmax=1.15×2413Pa=2775Pa7.3.3等积孔的计算Rmin=hrmin/Q2=1532.4/1022=0.15N.S2/m8（7.19）Rmax=hrmax/Q2=2775/1022=0.0.27N.S2/m8（7.20）==3.1m2（7.21）==2.3m2（7.22）表7.3等积孔表等积孔（m2）矿井通风阻力等级矿井通风难易程度评价＜1大阻力矿难1~2中阻力矿中＞2小阻力矿易7.3.4矿井通风阻力等级分类根据表可知，矿井通风是比较容易的。《煤矿工业设计规范》规定：矿井的通风等积孔在最大负压时，一般不小于1㎡。本矿井通风困难时的等积孔为2.3㎡，符合规范要求。又从矿井通风阻力等级分类可知，本矿为小阻力矿井。100 7.4.通风机选型7.4.1.设计依据矿井通风设备包括主扇和其它的电动机，须选择主扇，然后选择电动机。根据《煤炭工业设计规范》等技术文件的有关规定，进行通风备选型时，应符合下列要求：1、风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。2、当风机服务年限内通风阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年。3、风机的通风能力应有一定的富余量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小50；风机的转速不大于额定值90%。4、考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。5、正常情况下，主要风机不采用联合运转。本矿属于低瓦斯矿井，布置前期回风立井及后期回风立井，主副立井进风。本设计只选择前期回风立井通风机，服务年限约20a。主扇工作方式为抽出式。矿井总风量为100m3/s，矿井通风容易时期负压为1277Pa，困难时期为2413Pa。7.4.2设备选型计算通常用扇风机的个体特征曲线来选择，要先确定通风容易和困难两个时期主扇运转的工况点。为此，就要用以下方法分别标出两个时期的工作效率，有时需要考虑矿井自然风压帮助力风压的作用，即对于抽出式的主扇。在通风容易时期的静风压应为：hfmin=hrmin-hma=1277-100=1177Pa（7.23）在通风困难时期的静风压变为：hfmax=hrmax+hna=2413+100=2513Pa（7.24）（1）确定扇风机所需风量100 Q=KQ总=1.1×100=110m3/s（7.25）式中：K——为通风设备漏风系数，由于风井不做提升用，故K取1.10。（2）确定扇风机所需全压Hmin=hmin＋△h＋hz=1177+148=1325Pa（7.26）Hmax=hmax＋△h－hz=2648+148=2661Pa（7.27）式中：△h——通风设备阻力损失（包括风硐损失）约15mmH，取△h=148Pa；Hz——自然风压，因进、出风井井口标高差较小，相差不多,故hz取0。（3）网路阻力系数Rmin=1277÷Q2=0.1（7.28）Rmax=2413÷Q2=0.2（7.29）（4）网路特性曲线方程Hmin=0.112Q2（7.30）Hmax=0.212Q2（7.31）据上面选择主扇的hfmin=1325Pa，hfmax=2661Pa，Qf=102m3/s，在个体特征曲线符合的情况下，选择主扇风机型为：FBCDZ-10-NO30D，需装机功率400×2KW,n=580r/min,16个叶片。叶根安装角为350/300(困难)400/350(容易)。风量范围为54-184m3/s,风压范围为1200-3690Pa。配用电动机型号为YBFe630S1-10。将上述曲线置于FBCDZ-10-NO30D型风机性能曲线图上即得风机运行工况点，工况点参数如下：根据h=RQ2通风容易时期：Q1=117m3/s，H1=1600Pa,η1=66%；通风困难时期：Q2=115m3/s，H2=2800Pa,η2=83%；由风机特性曲线图可的：电动机功率计算由扇风机特性曲线可知，扇风机在通风容易和困难时期的输出功率为：Nfmin=375KWNfmax=680KW100 因375<680×0.6=408KW，即满足Nfmin<0.6Nfmax根据《设计手册》有关规定，则在通风容易时期用功率较小的电动机，通风容易时期电动机的输出功率用下式计算：Neo.min=（NfiminNfimax）1/2=（375×680）1/2=505KWNei.min=1.15Neo.min/ηe=1.15×505/0.91=638.2KW通过计算可知，该矿选用两台FBCDZ-10-NO30D型轴流式扇风机，一台工作，一台备用。配用电机功率为400×2kW。所选择的扇风机有以下优点：1、扇风机体积小，风机房构筑简单，不需要反风道反风，通风设备布置简化，节省建筑投资。2、扇风机反转反风，反风速度快，风量大。3、扇风机效率高，节能效果好。7.4.2风机房供电由于通风机房距矿井6KV变电所较远，供电困难，因此通风机房采用高压供电方式。7.5防治特殊灾害的安全措施7.5.1.预防瓦斯爆炸的措施1、本矿井为高瓦斯矿井，须不间断地向工作面输送新鲜风流，在顺槽（回风顺槽）出口处安设瓦斯探测仪；2、每个掘进工作面均采用局部通风机。3、加强通风管理，对调节风窗应定期检查及调节校算。4、经常进行瓦斯测定，时刻提高警惕。7.5.2防尘措施1、严格控制井下风速，加强通风工作，减少漏风，降低粉尘浓度。2、保证井下洒水灭尘的水源充足，并采用湿式凿岩。100 3、所有采掘工作面及进回风巷道必须敷设洒水管路，各转载点使用喷雾洒水装置，减少粉尘浓度。4、定期在运输巷道及回风巷道内撒岩粉，其长度不小于300米，所有运输及通风巷道无论在掘进或生产时期均需撒岩粉。5、采取煤层注水，采煤工作面要安装内外喷雾装置。6、井下所有运输大巷，和通风巷道在装车地点和煤尘发生的地点，应该经常洒水，减少煤尘飞扬，并定期堆积煤尘。7、运输大巷和回风大巷设置岩粉棚。7.5.3预防井下火灾的措施1、在井底车场巷道内以及变电所没有防火铁门。2、在井下电器设备选用隔爆型，硐室用耐火材料砌碹。3、井下设有防火材料以及消防列车房。4、安设防火水管，并备有水龙头。5、对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆。6、通风设备具有反风功能。7、井下工作人员都必须熟悉灭火器材的使用，并熟悉自己工作区域内器材的存放地点，硐室内不准放汽油、煤油和变压器油，井下使用的润滑油、棉纱布和纸不准乱扔乱放，应放在盖严的铁桶内，专人带到地面处理，严禁将剩油、废油洒在巷道、硐室内。7.5.4预防井下水灾措施1、在变电所及水泵房出入口设密闭门；2、强化超前钻孔的探测作用，3、对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆。7.5.5矿压显现控制措施1、大巷采用锚喷支护，顺曹采用锚杆支护。100 2、配置顶板检测报警仪，矿压遥测仪等设备，为掌握矿压显现规律提供有效的手段。7.5.6矿井安全出口矿井共布置有主、副斜井、回风立井、共三个井筒，其中主、副斜井、为矿井安全出口。7.5.7自救器及安全仪表的配备自救器配备：为了保证矿工的生命安全，预防突发性灾害事故的发生，所有井下人员配备了OSR-60型化学氧自救器，以实现自我救护。7.5.8矿山救护要有处理各种灾害的矿山救护队，并且给他们配备相应的技术装备。矿山救护队要设气体化验、修理、氧气充填、矿灯充电、汽车司机和后勤管理人员为矿山救护服务。总之，矿井生产要严格遵守《煤矿安全规程》和《工作面作业规程》等有关安全规定，执行有关规定，并同时加强对职工的安全意识和自救能力的培训，才可达到安全生产的良好效果。7.6安全技术措施附则7.6.1一般规定1、所有人员均要经工种培训，经考核合格后方可上岗，不合格者不得上岗。2、各工种人员严格按本工种操作规程执行，遵守岗位责任制，特殊工种必须持合格的操作证。3、在开工前必须进行“三位一体”检查，在工作过程中严格执行“敲帮问顶”制度，发现不安全隐患及时处理后方可正常工作。4、在有新工人下井时，必须由老工人一对一包带，并定好包带合同，做好自保与互保工作。5、所有入井要严格遵守《煤矿安全规程》及其它有关规定的要求，杜绝三违，做到安全出入井。100 7.6.2顶板（1）机道顶板防护及防片帮安全技术措施1、在开采过程中，采煤机司机要严格掌握好滚筒的升降，将顶板割平，严禁留顶煤，支架工要及时移架并升紧达到初撑力，保证支架接顶严密，必要时采取超前移架，擦顶移架方法。2、工作面选用的支架要有防片帮装置，拉移支架后要打开挑梁，护壁板伸出，前探梁升紧，行人通过工作面时要走在支架内的行人通道。3、人员需在机道内工作时，必须打开挑梁，护壁板伸出，周围支架升紧升严，闭锁工作面运输机，支架不得随意动作，且随时注意煤壁及顶板变化情况，避免片帮伤人。4、生产过程中，要加强管理，加快工作面推进速度，减少顶板及煤壁暴露时间，防止机道顶板下沉或垮落以及减少煤壁片帮的可能性。（2）端头及两巷顶板防护1、严格执行端头支护及超前支护规定，防止端头或超前顶板发生垮落或下沉。2、巷道两帮采取锚栓加护帮网联合支护，减少巷道片帮产生。3、人员在两顺槽行走时，要注意观察两巷顶板与煤壁安全情况，发现问题要及时处理，处理不了的要汇报。4、人员通过头尾端头进出工作面时，要行走在机头机尾侧面与侧面煤壁之间，并且观察好侧面煤壁安全情况，行动迅速。5、加强局部放顶及步距放顶工作，加强对工作面上、下端头及两顺槽的顶板管理。7.6.3防治水1、本工作面在掘进过程中，已对两巷上覆采空区积水探放完毕，但还需对工作面顶板进行密切观察，如发现顶板淋水及其它涌水预兆，工作面应停止割煤工作，同时汇报有关部门，采取防治水措施。100 2、在开采过程中，工作面所有人员都要密切注意顶板与采空区涌水情况，发现有涌水预兆，立即向队、矿值班人员汇报，以便及时采取措施。3、在各巷低洼积水处各安装一台功率适宜的排水泵，随时排放工作面及两巷积水。7.6.4爆破1、使用的雷管炸药，两者必须分装、分运。药箱、管箱必须放在避开带电、导电体的安全地点并加锁，且两者相距20米以上距离，钥匙由专人掌管，每班必须将剩余的雷管、炸药交送火药库，不准乱扔、乱寄。严禁雷管炸药交接班，更不准带到场上。2、爆破必须执行“一炮三检”及“三人联锁”放炮制。若放炮地点有害气体超限时，严禁爆破作业，且由安监员组织人员撤到安全地点，并向矿有关部门汇报。3、在工作面爆破时，不得开动工作面运输机，采煤机开至30米以外的安全地点。4、爆破前，要用废旧皮带将爆破点10米范围内的机电设备遮挡严密，以防损坏设备。5、爆破工作必须由专职爆破员担任，严禁其它人员代替。6、放炮前的脚线连接工作可由专门训练的班组长协助放炮员进行。但爆破母线的连接、线路检查及通电工作只准放炮员一人操作。7、放炮前班组长必须清点人数，确认无误后方可发出放炮指命。8、放炮母线长度不得小于100米，人员距放炮地点不得小于70米，且站在有支护的安全地点，放炮母线要完好无损，放母线及脚线要避开带电体及导电体不得浸泡在水中，放炮前放炮母线要扭结成短路。9、爆破必须使用矿用防爆放炮器，严禁其它电源代替，炮眼封泥应使用水炮泥。10、.放炮前由班组长指派专人到各出入口进行警戒，警戒人员要离开放炮地点70米以外的安全地点，在下达警戒命令后严禁任何人通过。11、处理未起爆的瞎炮时，在距瞎炮0.3米以外，另打与瞎炮平行的新炮眼，重新装药起爆。100 12、若有大块煤或石头卡住采煤机、溜子或转载机其它部位，需爆破时，必须在其上打眼、装药进行爆破，严禁放明炮及糊炮，不得强行拉运或采煤机戗顶。13、爆破时严格执行《煤矿安全规程》第315条至342条的规定。7.6.5一通三防与安全监控（1）防火措施工作面要配备灭火锹两把、灭火器两个及一定数量的细砂，放置于固定地点，并经常检查，确保能正常使用。检修后用过的棉纱等易燃物要收集起带出井，所有人员不得带火种入井，严禁工作面进行电焊、气焊及喷灯焊接工作。任何人发现有着火迹象或火灾时，应立即采取一切可能的方法直接灭火并迅速报告跟班干部及矿调度室。工作面及顺槽内的电气设备着火时，应首先切断电源，未切断电源前，不得使用导电或潮湿的灭火器直接灭火。工作面开采完毕，进、回风巷口必须按要求及时封闭，以防煤的自燃。若在开采过程中发现古塘漏风严重，可在进风巷口挂设挡风帘，以及在回风绕道设局扇抽风，以使两巷风压平衡，减小古塘浮煤自燃发火的可能。（2）防瓦斯及有害气体措施工作面必须按规定供给足够的风量。任何人员经过风门时，都必须随手关门。严禁同时打开两道风门，严禁随意拆除通风设施，需拆除时必须办理有关手续。瓦斯检查员必须按规定进入工作面检查有害气体情况，每班不少于两次的检查，发现有害气体超限时，应及时将工作面所有人员撤到安全地点，并由瓦斯检查员向矿调度室汇报，以便采取措施。工作面所有人员必须随身携带自救器，并能熟练使用，并熟悉井下避灾路线。（3）防尘措施及防爆炸冲击措施1、煤层注水：严格执行煤体注水制度。注水在开采前一个月进行，注水时间直至使煤壁呈现汗珠为止。煤层注水的具体措施，由施工单位另行制定。2、洗尘：两顺槽巷每月由防尘区定期冲洗。工作面设备及两顺槽设备每天由本队检修人员负责清扫干净，保证设备无煤尘。100 3、灭尘：采煤机、破碎机的出煤口及各类运输机的转载点均安装喷雾洒水设施，要做到开机开水，停水停机。液压支架要安设架间喷雾设施。在进风巷距巷口50米安设一道净化水幕，在回风巷距回风绕道及工作面各50米分别安设一道净化水幕。各类喷雾设施要完好可靠，使用正常，喷雾效果好。4、防爆炸冲击：在两顺槽巷距巷口50-100米范围的安全地点各挂一组隔爆水袋，水袋排距为1.5米，以防爆炸冲击波。皮带巷断面17.5m2，应吊挂水袋90个，吊挂18排，每排5个；运料巷断面15.05m2，应吊挂水袋76个，吊挂19排，每排4个。每个水袋装水40千克，水量充足，吊挂整齐，发现水袋漏水要及时更换或补充。5、个体防护：工作面有关人员要佩戴防尘口罩，统一着装矿用工作衣，戴安全帽，带好自救器和矿灯，严禁穿戴化纤衣物，并执行个体防护的有关规定。（4）安全监测瓦斯及一氧化碳监测探头吊挂在运料巷距工作面煤壁5-10米范围内，挂在顶板完整且与顶板保持板保持0.3米的距离，其维护、移动、保管由本队人员负责。任何人不得随意损坏，如探头出现故障，应及时通知有关部门处理。7.6.6运输1、运输设备前，换车前、上下坡前必须检查好设备车是否捆紧、捆牢，所用钢丝绳与绳套有无断丝、断股或挤压变形现象，插销及保险销要上好，只有在安全可靠的情况下方可开车。2、绞车司机必须持操作证，且熟悉绞车的使用性能和开停车信号(以吹口哨为令，一声停、二声开、三声松绳)及行车路线，信号不清严禁开车。3、运输巷中严禁人员尾随车辆及蹬乘设备车，下坡时设备车必须挂好后钩，绞车必须给电，操作人员压好手把，防止跑野车。4、在斜井、斜坡、拐弯及交岔处行车，必须在能进入行车路线的地点设警戒拦人，警戒人员要站在安全处拦人。5、斜井、斜坡挂钩及停车前，必须先打好老眼，斜井、斜坡吊车时，重车每钩只准吊一个，空车每钩不得超过三个。6、斜井、斜坡抬落道车时，必须先打好十字老眼，压好闸盘，不准强拉上道。抬落道车人员严禁在车辆下滑方向工作，更不准把身体的任何部位伸入车下。100 7、上下顺槽巷、盘区巷，斜井运输都要执行“行车不行人、行人不行车”的规定。7.6.7机电1、采煤机要安装闭锁与工作面刮板运输机装置，在皮带头安装皮带综合保护装置，各类电气设备上好三大保护，做到“三无、四有”不失爆。2、开动机械设备时，应先发出开机信号，确认无误后，方可正常开机。所有人员严禁蹬乘工作面输送机及皮带运输机。3、检查机组螺旋滚筒及换牙时，要闭锁工作面运输机、采煤机，电源开关打至零位，并设专人看管，同时断开截割部离合器。换牙人员身体不得紧贴滚筒，要离开滚筒0.3米以上距离，并且必须在周围支架挑梁打开护住煤壁的情况下方可工作，任何人员不得靠近或跨越螺旋滚筒。4、检查破碎机锤头状况需进入转载机溜槽内工作时，必须将转载机、破碎机的电源开关打至零位并闭锁，并设专人看管开关，防止设备误动作伤人。5、机组司机在割煤时，应使用遥控器操作，且远离前后滚筒5米以上距离，躲在支架内安全地点，需观察各种仪表指示必须停止牵引方可上前观察，在机组割煤过程中严禁任何人从架前机组侧通过。6、工作面刮板机紧链时应使用液压马达紧链器及伸缩机架辅助紧链，转载机紧链时要使用闸盘-阻链器和伸缩机头辅助紧链。紧链时中当链条张紧过程中人员严禁站或横跨在溜槽上，要躲在溜槽外安全地点。7、严禁带电检修电气设备。检修或移动电气设备时，电报设备必须停电，并执行停送电制度。8、设备检修严执行本单位“四检制”和各项操作规程的内容。7.6.8其它1、因工作面采高与巷道高度形成一定高差，巷道留底煤掘进，工作面见顶见底开采，因此在工作面底板与巷道底板过渡段要留有一定底煤，机组司机要严格控制好过渡段的留底煤厚度，在割该段片要形成一缓坡，严禁出现底板台阶。100 2、过渡段分别从距头尾出口30米处开始起坡，起坡角度1.9度，机组在上头或下尾时滚筒缓慢上升，直至与巷道底板割平。3、工作面及两巷起吊重物时要用锚链及相应螺栓，锚链规格不小于φ22×86mm，若用钢丝绳起吊重物，钢丝绳直径不小于25mm，起吊时人员躲在5米以外安全地点，待起吊平稳后方可上前，并用木料衬垫可靠，之后方可观察或工作，但身体的任何部位不得伸入起吊物下。4、人员严禁蹬乘工作面运输机及皮带运输机，皮带要设置过人桥，以便人员跨越皮带。5、若溜头处有大块煤卡住需人工打大块时，必须停止工作面运输机及转载机，人员站在安全处工作，严禁在刮板机或转载机运行过程中人工打大块。6、两顺槽所用绞车必须有四压两戗或地锚，戗压柱打在顶板完整处，戗紧打牢，并用8#铅丝将戗压柱上端与顶板锚栓板拴联可靠，以防柱倒伤人。7、工作面支架初撑力必须达到额定值80%以上，单体柱初撑力达11.4Mpa。8、在开采过程中，要经常注意工作面超前压力对巷道的影响，若压力较大，必须采取相应的支护措施。9、工作夹石需松动爆破或遇其它地质灾害时，另行制定安全技术措施。7.7灾害应急措施及避灾路线灾害应急措施1、当发生事故时，要立即汇报矿、区队值班室，并进行紧急救援。2、根据事故发生的类型，由当班干部现场指挥，采取相应的方法进行事故处理。3、井下一旦发生瓦斯、煤尘爆炸事故，首先进行自救，配戴好自救器，沿新鲜风流快速有序撤出。4、如发生瓦斯、煤尘爆炸事故时躲避不及，先用毛巾抚住鼻子或者配带好自救器蹲下，烟雾过后立即撤出。5、工作面回风巷发生瓦斯、煤尘爆炸事故，如通风方式正常，危险地区人员迎新鲜风流方向撤出地面。100 6、井下人员发现起火时要佩带自救器，乘火势不大，尽可能采用直接灭火方法进行灭火。如火势范围大时，要采取从边向中逐步缩小范围的方法，并事先切断该区域的电源，待停电后再进行灭火。如短时间内不能尽快灭火，立即汇报指挥部由指挥部，研究灭火方案，进行灭火。7、井下发生火灾时，凡影响范围内的所有人员都必须佩带自救器，在上岗干部和有经验的老工人带领下迎着新鲜风流尽快撤出地面。如撤退路线下被火或烟雾隔绝，则尽可能在独立巷道构筑临时避难硐室进行自救等待救援，遇险人员要保持镇静，不准擅自行动，且轮流使用一盏矿灯，同时敲打轨道、钢管及可联络的物体，以便通知救灾人员迅速营救。8、采掘工作面发生火灾时，要立即撤出雷管、炸药、切断电源，在火势初期范围不大时，要积极采取控制火势扩大的措施，用水、沙等直接灭火。当采取直接灭火无效时，必须采取隔绝灭火的方法封闭火区，并根据现场条件确定构筑密闭的位置和先后顺序进行封闭。封闭火区时要采取安全可靠的措施防止有毒气体中毒或发生爆炸事故。9、采空区发生自燃发火时，立即汇报矿调度室，以便及时采取措施。10、井下发生冒顶事故时，及时汇报矿调度室以便采取措施。11、处理冒顶事故中，必须坚持由外向里的原则，加强支护，防止二次冒顶，必要时，可开掘通向遇险人员的专用通道。12、遇有大块岩石威胁遇险人员时，可使用千斤顶等工具移动石块，但必须确保遇险人员的安全，避免不必要的误伤。13、被困遇险人员，要积极采取自救措施，首先设法将自己所在周围维护好，同时不断地敲击岩石，溜槽、铁道、水管等，以通知抢救人员知道准确位置，及时救援。14、当发生透水事故时，当班干部应立即组织人员进行排水，并及时汇报矿调度室，以便采取有效措施。100 1设计矿井基本技术经济指标表8.1设计矿井基本经济技术指标表序号技术经济指标项目单位数量或内容１煤层牌号4#２可采煤层数目层1３可采煤层总厚度m2.1４煤层倾角°0°————6°５⑴矿井工业储量wt8617.98⑵矿井可采储量wt5961.2６⑴矿井工作日数d330⑵日采煤班数班3７⑴矿井年生产能力wt/a90⑵矿井日生产能力t/d2719.58８矿井服务年限a47９矿井第一水平服务年限a4710⑴井田走向长度m8000⑵井田倾向长度m600011⑴瓦斯等级低瓦斯⑵瓦斯相对涌出量m3/t14.2412通风方式抽出式13⑴矿井正常涌水量m3/h40-130⑵矿井最大涌水量m3/h25014开拓方式（指井硐形式、水平数）双斜井15⑴第一水平标高m1260⑵最终水平标高m126016⑴生产的工作面数目个1100 ⑵备用的工作面数目个5417采煤工作面年进度m237618⑴移交是井巷工程量m17586⑵达产时井巷工程量m19开拓掘进队数个120大巷运输方式胶带21矿车类型电机车22电机车类型台数323设计煤层采煤方法综采24⑴工作面长度m200⑵工作面推进度m/月1983工作面效率t/工906.52100 建井工期9.1建井工期9.1.1施工准备的内容与进度矿井在井筒开挖前应完成工业场地、风井场地及矸石场地等购地工作，做好技术、物质供应、劳动力及水、电、路、通信和场地平整等工作，完成部分施工所必须的行政、福利设施和库房等，以满足施工需要。根据选定的矿井工业场地地形特征和矿井建设的外部条件，结合矿井的井筒形式和施工方法，以及目前的工程进展状况，确定矿井施工准备期为两个月。9.1.2矿井的移交标准根据井田的开拓部署和采区巷道布置，矿井移交生产及达到设计产量时共布置两个采区，两个放顶回采工作面，设计考虑矿井采用一次设计，一次建成投产的移交方式。矿井移交生产时的井巷总工程量为：井巷长度为35861.8米，硐室体积为3498.8立方米。9.1.3井巷施工平均成巷进度指标井巷工程施工进度指标的确定主要参考设计规范的有关要求，结合当地井巷施工队伍的实际水平和本矿施工条件，并考虑地质构造对施工进度的影响而综合确定的。具体如下：立井井筒表土段：20m/月主立井井筒基岩段：55m/月副立井井筒基岩段：60m/月半煤岩锚喷巷道：250m/月半煤岩锚杆巷道：300m/月岩巷：150m/月100 煤巷：500m/月倾斜岩巷：100m/月硐室：300m/月9.1.4影响工期的主要井巷工程为了加快建井的速度缩短建井的工期，矿井轨道大巷、胶带大巷及回风大巷应同时开工。影响工期的主要井巷工程为：轨道大巷—→胶带大巷—→盘区集中轨道、胶带、回风大巷—→回风斜井。9.1.5三类工程施工组织的基本原则矿井在建设期间，应充分利用时间、空间对井巷、土建及机电设备安装三类工程进行合理安排，使三者紧密配合，平行作业，相互穿插，协调有序的进行。在三累工程中井巷工程受地质、瓦斯及水的影响，施工难度大，工期长，要采取有效措施，确保井巷工程按期完成。9.1.6建井工期矿井建设的关键是井巷工程，依据井巷工程成巷指标及施工队伍安排，确定矿井工期为28个月，设备安装试运转为2个月，施工准备期为2个月，矿井建设总工期为32个月。9.1.7加快建井速度的措施及建议1、作好矿井施工前的准备工作确保矿井开工后能够连续施工。2、应组织技术力量，施工经验丰富的施队伍施工只要大巷工程，使矿井主要井巷工程尽早贯通，尽快形成安全负压通风系统。3、提前进行副立井永久提升设备的安装工作，以便提高矿井的提升能力。9.2产量递增计划矿井建成移交后，因受生产管理及技术水平等因素的影响，前两年计划年生产产量为60wt，第三年即可达到矿井设计年产量90wt/a。100 参考文献[1]徐永圻等.煤矿开采.徐州：中国矿业大学出版社，1999[2]冷金龙等.矿山井巷工程量计算手册.石家庄：河北科学技术情报研究所出版，1984[3]陈炎光等.中国采煤方法.徐州：中国矿业大学出版社，1991[4]徐永圻等.中国采煤方法图集.徐州：中国矿业大学出版社，1990[5]刘吉昌等.倾斜长壁开采.北京：煤炭工业出版社，1993[6]张荣立等.采矿工程设计手册.北京：煤炭工业出版社，2003[7]张国枢等.通风安全学.徐州：中国矿业大学出版社，2007[8]王家廉等.煤矿地下开采方法.北京：煤炭工业出版社，1985[9]杨坚等.矿井提升运输选型设计.北京：煤炭工业出版社出版，1981[10]国家安全生产监督管理总局，国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程.煤炭工业出版社，2007[11]煤炭工业矿井设计规范.北京：中国计划出版社2006[12]井巷工程.徐州：中国矿业大学出版社，1985[13]矿山供电.徐州：中国矿业大学出版社，1995[14]运输与提升.徐州：中国矿业大学出版社，1996[15]煤炭井巷工程综合预算定额.北京：煤炭工业出版社出版，1986100 致谢在长达十二周的毕业设计中，没有朱润生和魏胜利老师的指导和肯定，没有杨东辉和鲁杰老师的支持，设计不会完成的这么顺利，也不会设计的如此成功，在此我衷心的感谢四位老师，谢谢你们。让我们受益更多的则是老师们的学识和风范，做人的严谨与认真，对待科学的态度和强烈的责任心。不仅在学业上，更在人生之路上，给我们以教育，再次谢谢老师。毕业设计的过程也是共同学习的过程，在同学们的帮助下，我少走了很多的弯路，经过一起的讨论与学习，我受益良多，在此，我也谢谢一起设计的同学们。历时将近三个月的时间终于将这篇论文写完，在论文的写作过程中遇到了无数的困难和障碍，都在同学和老师的帮助下度过了。尤其要强烈感谢我的设计指导老师杨东辉老师，他对我进行了无私的指导和帮助，不厌其烦的帮助进行图和说明书的修改和改进。另外，在校图书馆查找资料的时候，图书馆的老师也给我提供了很多方面的支持与帮助。在此向帮助和指导过我的各位老师表示最中心的感谢！感谢这篇论文所涉及到的各位学者。本文引用了数位学者的研究文献，如果没有各位学者的研究成果的帮助和启发，我将很难完成本篇论文的写作。感谢我的同学和朋友，在我写论文的过程中给予我了很多素材，还在论文的撰写和排版灯过程中提供热情的帮助。由于我的学术水平有限，所做设计难免有不足之处，恳请各位老师和学友批评和指正！100'