本科毕业论文---北宿煤矿初步设计报告.doc

'第一章矿区概况及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置及交通北宿煤矿位于山东省邹城市北宿镇境内，距邹城约13km。北宿煤矿井田内地形平坦，为一自东北向西南缓慢降低的平原区。井田东部有京沪铁路、京福高速公路，岚济公路穿过井田，西部有白马河水陆码头，白马河可常年通航，矿区内有矿区专用铁路线。交通十分方便。本区域内村庄稠密，共有大小村庄10个。矿区交通位置图见图1—1。图1—1矿区交通位置示意图1.1.2矿区地形特征北宿井田为兖州煤田的南部边缘，井田内为第四系冲积平原，地势平坦，地面标高+39～72m，自东北向西南逐渐降低。1.1.3矿区气候条件 本区属温带半湿润季风区，大陆海洋间过渡型气候，夏季炎热而且雨量集中，冬季寒冷而雨雪较少。矿区年平均气温14.1℃，最低月份为1月份，平均气温-2℃，最高气温月份为7月份，平均气温29.0℃。年平均最大降雨量712.99mm，最大年降雨量1263.8mm(1964),最小268.5mm(1988)，最大日降雨量321.9mm(1972.7.6)，雨季多集中于7～8月份，其降雨量约占全年的65%。本区风向频率为南及东南风，最大风速17m/s(1982.4.8)，极端风速多为北风。最大积雪厚度为0.24m，最大冻土深度0.45m，结冻期为每年的11月至次年的3月份。国家地震局、建设部震发办[1992]160号文“关于发布《中国地震烈度区划图(1990)》和《中国地震烈度区划图(1990)使用规定》的通知”：邹城市为地震烈度7度。1.1.4矿区的水文情况本区主要的河流为白马河，流经井田西部，全长72km，流域面积1052km2，河床宽度10～420m，属季节性河流。流量一般为0～353m3/s，最大流量568m3/s(1972.7.6)。北有北沙河，为季节性河流，旱季易干涸。历年最大洪水是1909年、1939年、1957年。本区东北建一大型水库—西苇水库，可控制上游112km2流域面积，减少北沙河排洪量。东面群山也采取了措施。本区工农业用水主要取用地下水，水质达到国家饮用水标准，矿区用水取自西南部孟楼地下奥陶系石灰岩水，供应满足要求。1.1.5矿区供电系统本矿区有可靠的供电系统。北宿镇南有35/6kv变电所一座，电源有山东供电局110kv变电所引来，共有南屯—北宿、罗厂—北宿两条供电线路。1.2井田地质特征1.2.1井田的勘探程度及类型井田内共施工钻孔106个，1958年8月提出普查报告，1964年11月进行祥查，1965年4月又进行精查，8月提出精查报告，共完成钻探工程量 19692.66m，抽水8次，稳定水位4次。北宿勘探区精查勘探是华东煤炭工业基本建设公司第二勘探队于1965年4月开始的，完成钻探工程量31个孔6803.04m，8月提交《兖州煤田北宿勘探区精查(最终)地质报告》。获得地质储量6573.3万t，富煤系数252万t/km2。经过精查勘探，控制了区内的构造形态；查清了区内各可采煤层赋存情况、煤质及其开采技术条件；基本查明区内水文地质条件；储量计算方法和采用的厚度数据合理可靠。达到精查要求。1.2.2煤系地层概述北宿井田位于兖州煤田的南部，为全隐蔽性井田，覆盖于第四系冲积层之下。矿井地层及其特征见附表1—1。1.2.3井田地质构造1.2.3.1井田基本构造形态北宿井田位于兖州向斜南翼浅部。井田内煤系地层走向近东西，倾向北，倾角：4°～6°，呈单斜构造。大断层发育在井田东部和西部。东部由于峄山断层将下(东)盘抬升1500m以上而出露太古界混合花岗岩。一号井东断层和峄山断层之间形成狭长的地堑构造，地堑内及一号井东断层西侧小型断层和次级褶曲较为发育。1.2.3.2褶曲井田内两组次级小褶曲比较发育。一组轴向与地层走向相一致的NEE(70～75°)向和因受逆断层牵引作用而形成的NE向褶曲；另一组为轴向与地层走向近正交的褶曲。1.2.3.3断层井田内断层主要分三组：(1)与地层走向近正交，以垂直力为主的高角度正断层组；(2)以水严移动为主的斜交正断层组；(3)NEE向逆断层组。主要断层特征和控制程度见表1—2。 表1—1矿井地层一览表地质年代岩层厚度(m)岩层组成及其特征含煤数及厚度系统组第四系21.30～143.0081.94由棕黄色粘土、纱质粘土及含粘土的石英长石砂砾层组成，东薄西厚，南薄北厚。侏罗系上统蒙阴组0～266.691.04北厚南薄，残存为本组的下、中段，有杂色砾岩、灰～灰绿色粉砂岩夹细砂岩组成，与上部第四系呈不整合接触。二叠系下统山西组14.92仅在井田北部残存，有浅灰色中细砂岩、粉砂岩组成，与上部侏罗系呈不整合接触。3上、3下层煤风化带石炭系中石炭统太原组b160.52是本井田的主要含煤地层，由深灰～灰黑色泥岩、粉砂岩、砂岩和石灰岩组成，与上部二叠系呈整合接触。含煤16层，可采16上、17层上石炭统本溪组52.93底部为鲕状铝土岩和紫红色铁质泥岩，下部为杂色铝质泥岩，中部为第十四层灰岩，上部以浅灰、紫灰色铝质泥岩为主，与上部本溪组呈整合接触。奥陶系下中统450～750底部为冶里统，主要为白云质石灰岩整合覆盖于寒武系之上，马家沟统以灰白色厚层、致密、质纯的石灰岩为主，与上部本溪组呈假整合接触。本井田无岩浆侵入活动和岩溶塌陷现象。表1—2主要断层特征和控制程度表 序号名称位置性质走向倾向倾角(°)落差(m)1一号井东断层东部边界正N15°～65°WNE20°～30°25～502马家楼断层西部边界正N45°WSW80°68～1451.2.4井田水文地质特征本井田内主要有第四系上组砂及砂砾层，上侏罗统砂岩，太原组第三、十下石灰岩，本溪组第十四层石灰岩，奥陶系石灰岩等含水层。其中，直接充水含水层为第三、十下层石灰岩。各含水层之间隔以粉砂岩、铝质泥岩和泥岩等隔水层，水力联系较差，补给条件不好。1.2.4.1含水层⑴第四系上组砂层：按岩性颜色和含水性等因素分为上、中两组(本井田缺失下组)。上组可以直接接受地表迳流和大气降雨的渗透补给，补给条件良好。含水砂层透水性好，富水性强。上部为潜水，下部为孔隙承压水。单位涌水量1.411～2．022L／s·m，渗透系数1.911～12.05lm／d，由于中组的相对隔水作用，与下部基岩含水层无直接的补给关系。⑵上侏罗统砂岩。本层裂隙不发育，以孔隙为主。尤其局部地区，岩性较松散，孔隙发育，富水性较好。为孔隙承压含水层。该砂岩赋水性极不均一，整体含水较弱。接受上覆含水较弱的第四系中组的补给有限，因而水位下降较快。本层对16上、17煤的开采无影响。⑶第三层石灰岩。顶、底部多泥质，有燧石条带。在浅部及构造附近，裂隙、溶穴较发育，深部则发育较差。为裂隙、孔隙承压水。单位涌水量0.000303～0.18L／s·m，渗透系数0.00497～4.614m／d，本层与各含水层水力联系较差，对16上、17煤的开采一般无影响。⑷第十下 层石灰岩。本层全区发育，在浅部及构造附近裂隙、溶穴较发育，深部则发育较差。属裂隙、溶穴承压水，单位涌水量0.00473～0.0269L／s·m，为16上煤开采主要的直接充水含水层。但与上、下含水层水力联系较差，接受补给不良，以静储量为主，随着采掘活动的逐渐深入，本层浅部含水层呈趋于疏干状态。⑸第十四层石灰岩。本层层位稳定，但厚度变化较大。属裂隙承压水。单位涌水量0.01022L／s·m，渗透系数0.08817m／d。十四灰与上部各含水层水力联系较差。⑹奥陶系石灰岩。奥灰全区发育。溶隙、溶穴较为发育。属岩溶、裂隙承压水，单位涌水量0.148～0.514L／s·m，渗透系数0.129m／d。奥灰与十四灰及其以上各含水层水力联系差。奥灰对16上、17煤开采无影响。1.2.4.2隔水层组⑴第四系中组隔水层组。中组厚12.00～91.00m，平均53.30m。主要由灰绿色密实的粘土质砂砾及粘土组成。中组粘土含量较高，粘土层所占比例较大，较稳定的粘土层3～5层。总体而言，中组含水性较弱，透水性较差，可视为相对隔水层。⑵太原组铝质泥岩(粘土岩)隔水层组。太原组三灰至十下灰岩均厚度达百余米。主要由细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩及泥岩、铝质泥岩(粘土岩)组成。中夹多层薄层不可采煤层和多层薄层不稳定灰岩。其中的泥质粉砂岩、泥岩及铝质泥岩(粘土岩)为良好的隔水层组，可有效地阻隔三灰与十下灰之间的水力联系。⑶17煤至十四灰铝质泥岩隔水岩组。17煤以下至十四灰，沉积厚度平均约30m。沉积地层以铝质泥岩为主。正常地段，对17煤的开采可起到良好的隔水作用，但在沉积厚度薄及断裂构造部位需引起重视。⑷十四灰至奥灰泥岩隔水岩组。十四灰至奥灰平均距离27.59m ，以铝质泥岩、泥岩、铝土岩、铁质泥岩为主，为一良好的隔水岩组，正常地段，可以有效地阻隔奥灰与十四灰的水力联系。但在隔水岩组变薄处或断裂构造部位需引起高度重视。区域地下水的补给、迳流、排泄对本井田基本无影响。1.2.4.3矿井涌水量预计根据北宿煤矿所处的地理位置和勘探情况，采用涌水系数法进行矿井涌水预计，其公式为：式中：Q—预计矿井涌水量(m3/h)Kp—平均含水系数P—设计原煤产量(t/h)矿井平均含水系数根据勘探情况取0.62，矿井设计原煤产量取45万t/a，即56.82t/h。则矿井正常涌水量为：矿井最大涌水量按正常涌水量的2倍考虑为：1.3煤层特征1.3.1煤层埋藏条件本井田位于兖州煤田的南部边缘，埋藏较深，为全隐蔽性井田，为一走向近东西而向北缓倾的单斜构造，煤层倾角4～6°，局部最大15°无煤层露头和煤层风化带出露。1.3.2煤层特征本井田共含有煤层16层，其中稳定可采煤层2层16上、17层煤，其余均为不可采煤层。煤层特征见表1—3。⑴16上煤层位于太原组下部，标志层十下灰岩为其顶板，16上煤层下距17煤层9.45～16.85m，煤厚0.88～1．04m，平均0.91m。结构简单，含黄铁矿结核，厚度＜0.1m，层位不定；煤层中、下部含炭质细砂岩，厚度＜0．11m。 属稳定、全区可采煤层。表1—3煤层特征一览表项目煤层厚度(m)稳定程度煤层结构夹石可采情况煤层间距(m)岩性及形态厚度(m)部位16上0.88～1.040.91稳定简单黄铁矿结核＜0.10不定全区可采9.45～16.85碳质细砂岩＜0.11170.93～1.100.97稳定简单黄铁矿结核碳质细砂岩＜0.10＜0.12不定全区可采12.62⑴17煤层位于太原组下部，第十一层灰岩为其顶板，下距18上煤层3.40～9.35m。煤厚0.93～1.10m，平均0.97m。结构简单，煤层内含黄铁矿结核，厚度＜0.10m，层位不定；煤层中、下部含炭质细砂岩，厚度＜0.12m。属稳定、全区可采煤层。1.3.3煤层的围岩性质(见表1—4)⑴16上煤层煤层顶板为十下灰岩，厚度3.88～7.48m，平均5.18m，全区稳定。性致密、坚硬、富韧性，单向抗压强度116.76MPa，放顶时不易切断而悬顶。十下灰岩底部0.6～1.Om发育波状层理，同时还富集燧石结核，成层内弱结合面，是为直接顶与老顶的分界面，易离层呈层状冒落。底板为粉砂岩，稳定、坚硬，厚度4.50m，单向抗压强度98.73MPa。⑵17煤层顶板为十一灰，厚度3.50～4.46m，平均4.12m，全区稳定，坚硬、韧性大，单向抗压强度115.36MPa。顶板类别Ⅲ3。底板为粉砂岩，稳定、坚硬，厚度3.4～9.35m，单向抗压强度96.75MPa。 表1—4煤层顶底板特征一览表煤层岩性厚度(m)稳定性力学性质及结构特征层间距(m)16上顶板石灰岩3.88～7.485.18稳定致密坚硬,富韧性,底部发育多层炭质薄膜,波状层理,具弱接合面9.45～16.812.62底板粉砂岩3.8～5.23稳定致密、坚硬，赋存稳定17顶板石灰岩3.5～4.464.12稳定致密坚硬、韧性大，节理较发育底板粉砂岩3.4～9.35稳定致密、坚硬，赋存稳定1.3.4煤的特征1.3.4.1工业分析和元素分析煤的工业分析见表1—5由表1—5可知16上、17煤层属特低灰--低灰、富硫、特低磷发热量很高的煤。1.3.4.2煤的元素分析各煤层碳、氢、氧、氮主要元素在同一煤层和煤层间变化均微小。碳氢比在煤层间变化亦较小。(见表1—6)1.3.4.3煤的工业牌号及其他特性太原组煤层煤类为QM43。煤的容重：16上层煤和17层煤均为1.2k/cm3。1.3.4.4瓦斯、煤尘和煤的自燃1．瓦斯：勘探测得各煤层的瓦斯分析CH4、CO2的含量很低，N2含量占绝大比例，各煤层均属氮气带、瓦斯风化带范围。瓦斯等级定为低瓦斯矿井。2．煤尘爆炸性：根据精查报告资料各煤层无爆炸性。 3．煤的自燃发火倾向：根据精查报告资料，17层煤为Ⅲ级，属不易自燃煤层，16上层煤为Ⅲ级，属不易自燃煤层。表1—5煤的工业分析表项目煤层水分(Mad)灰分(Ad)挥发份(Vdaf)硫(Std)发热量(MJ/kg)16上原煤1.10-2.614.21-20.5941.37-47.042.40-5.9433.489-34.5761.729.8744.053.3234.202净煤0.72-3.701.75-5.1340.66-46.221.96-2.7628.012-31.0951.963.0244.662.3829.31417原煤0.86-2.995.09-39.4141.55-46.232.23-7.372.23-7.371.7914.4944.333.573.57净煤1.30-4.761.91-6.8443.11-47.301.80-2.941.80-2.942.143.9444.732.162.16表1—6煤的元素分析表项目煤层元素分析(%)C/HCdafHdafNdafDdaf+Sdaf16上82.625.651.3810.3414.621781.405.761.3911.4514.13 第二章井田境界和储量2.1井田境界本井田东界以一号井东断层为界，西界以马家楼断层与里彦矿井为界。北界以17层煤-420m标高水平人为垂直切割划分与南屯井田为界；南界以17层煤-100m标高水平人为垂直切割划分西部与落陵井田、东部和唐村井田为界。在确定本井田境界时，一方面充分利用了自然条件，如东西部边界以断层为界，另一方面为保证井田有足够的储量，南北边界以煤层底板等高线人为划分。东西走向9.12km，南北倾向宽3.2km,井田面积29.2km2。矿井设计开采的煤层埋藏最大深度约为430m。见图2—1井田赋存状况示意图2.2矿井工业储量2.2.1储量计算范围东起一号井东断层，西至马家楼断层，北部至17层煤-420m水平垂直切割为界，南至17层煤-100m水平垂直切割为界。井田计算最大面积29.2km2，计算最大垂深475m。2.2.2储量级别的计算本井田地质条件简单，勘探程度高，属一类，主采煤层赋存稳定，煤质牌号单一，均为气煤。根据《矿井地质规程》，各级储量线距确定为：A级750～1000m；B级1500～2000m；C级3000～4000m；D大于3000～4000m。本井田共布置勘探线13条，勘探线距500～1000m，其储量级别均达到A级。本井田煤层倾角均小于15°，故直接在煤层底板等高线图上用求积仪求水平面积，煤层厚度采用伪厚。各煤层的容重取：16上层煤和17层煤均取1.2kg/m3。其计算结果见表2—1。 表2—1北宿井田煤炭工业储量汇总表煤层煤层厚度(m)煤的容重(kg/m3)计算面积(km2)工业储量(万t)16上0.911.2029.23186.46170.971.2029.23396.56合计6583.022.3矿井可采储量2.3.1井田境界煤柱本井田境界为断层边界和人为边界，其中东西断层在本井田一侧各留设50m保护煤柱，南北人为境界在本井田一侧各留设50m保护煤柱。则边界煤柱损失量为：式中：Q边—边界煤柱损失量万tL—需留保护煤柱的边界总长度mB—需留保护煤柱宽度mm—煤层厚度mr—煤的容重t/m32.3.2断层煤柱境界内断层煤柱在断层两侧各留设20m，断层与煤层相交处的总长度为3500m，则断层煤柱损失量为：2.3.3工业广场煤柱本工广设计按中型矿井进行，根据《煤炭工业设计规范》，工业广场占地指标为1.0公顷/10万t，则工业广场的面积为： 考虑富裕系数，取6.0公顷 图2—1井田赋存状况示意图由此工业广场长短边均取为250m，长边与煤层走向垂直，煤层倾角6°(可近似看成水平)，主井井筒与煤层相交处深度322m，表土层厚度30m，根据相邻矿井实测情况，其基岩移动角为70°，表土层移动角取45°，工业广场四边各留设30m维护带，通过计算需留设的工业广场煤柱面积为：4562=207936m2，则工业广场煤柱损失量为：图2-2工广保安煤柱图 2.3.4采区回采率及工作面回采率：根据《煤炭工业设计规范》，薄煤层矿井的采区回采率不低于85%，回采工作面的回采率不低于97%。2.3.5矿井的可采储量(见表2—2)表2—2北宿井田煤炭可采储量汇总表单位：万t水平全矿-220水平以上-220水平以下煤层合计16上17工业储量6583.023186.463396.562633.223949.80永久煤柱损失工业广场46.9134.7312.18井田边界339.53135.13204.40断层31.585.6425.94合计418.02175.5242.52采区回采率(%)858585采面回采率(%)979797可采储量5240.252100.993139.26 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《煤炭工业设计规范》及国家的煤炭政策的有关规定，确定矿井年生产工作日数为330天，日生产煤炭1364t。矿井采用“三·八工作制”，三班作业，每班生产8小时。矿井每昼夜净提升时间为14小时，副井提升按两班计算。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井生产能力北宿煤矿开采太原群薄煤层，根据《煤炭工业设计规范》，地质构造简单，煤层赋存稳定，开采技术条件较好，因此，选定建中型矿井。结合矿井的工业储量和可采储量，选定矿井的生产能力为45万t/a。校核煤层开采能力能否满足设计生产能力式中：A0-掘进煤影响系数1.0～1.05，本矿取1.05A1-同采工作面影响系数n=1，A1=1；n=2，A1=0.97；n=3，A1=0.95Ai-第i个工作面的生产能力。万t/a本矿井采用炮采工艺，为提高采煤工作面的生产效率，采用两个采区同时生产，每个采区布置一个生产工作面，一个备用工作面。由计算可知，16上层煤工作面的生产能力为697.83t/d，17层煤工作面的生产能力为777.71t/d。当为两个16上层煤工作面时：当为一个16上层煤工作面和一个17层煤工作面时：满足要求。 3.2.2矿井服务年限根据《煤炭工业设计规范》的要求，储量备用系数取1.4，矿井服务年限按下式计算：式中：T—矿井设计服务年限aZ—矿井可采储量万tA—矿井设计生产能力万t/aK—储量备用系数取1.4则：＞60第一水平的可采煤量为2100.99万t，其服务年限为：＞30第二水平的可采煤量为3139.26t，其服务年限为：＞30矿井服务年限及水平服务年限均符合《煤炭工业设计规范》的要求。 第四章井田开拓4.1井田开拓的基本问题4.1.1井筒形式、数目、位置的确定井田的开拓方式按倾角可分为立井、斜井和平硐开拓三种方式。北宿井田地处平原，煤层埋藏比较深，达200～450m，水文地质条件简单，表土层较厚，因此只有采用立井开拓，其优点是井筒短、提升速度快，提升能力大。本井田采用一对立井开拓，装备两个井筒。主井采用箕斗提升，副井采用罐笼用于升降人员、提升材料设备。从有利于井下生产条件考虑，在走向上井筒需布置在井田储量中央，在倾向上井筒宜布置在中偏上的位置，同时还要考虑减少煤炭损失，尽量让工业广场保护煤柱圈住一些影响生产的地质构造。从有利于地面条件考虑，井筒位置的选择要使工业广场处于交通方便、少占用农田园林、利于外接国铁、井口标高高于历年最高洪水位等因素。本井田为一单斜构造，回风井考虑一个，位于井田南部浅部，其位置要考虑风井压煤、井口标高、巷道工程量等因素。根据以上分析，经方案比较后确定井筒坐标为：主井：X=20490287.00；Y=3913946.00；Z=49.7副井：X=20490258.72；Y=3913897.01；Z=49.7风井：X=20490325.16；Y=3913345.79；Z=49.04.1.2开采水平和阶段高度的确定开采水平的设置应根据煤层赋存条件、开采技术水平和水平接替等因素综合考虑。从是否具有合理的阶段斜长考虑。本井田斜长为3200m，开采上限为-100m，开采下限为-420m，煤层倾角4～6° ，属近水平煤层，为保证采区服务年限，阶段斜长取为1000m～1300m，阶段数目取3个，为解决辅助提升问题，在采用绞车提升时考虑接力提升。从是否有合理的区段数目考虑。一方面要保证阶段斜长是区段斜长的整数倍，另一方面，对近水平煤层取为3～6个，本井田开采采用对拉工作面布置，区段斜长为210～230m，区段个数5个。要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量，本矿井设计生产能力为45万t/a，服务年限83.17年。根据《煤炭设计规范》规定，水平服务年限不少于20～30年，同时要使确定的水平高度在经济上是合理的。在综合考虑上述各方面问题的基础上，按表4--1所列数值确定。表4—1矿井合适的水平(阶段)垂高单位：m井型缓倾斜煤层倾斜煤层急倾斜煤层大、中型矿井100～250100～250100～150小型矿井80～12080～12060～100本井田为近水平煤层，煤层倾角只有4～6°，可考虑第一水平采用上山开拓，第二水平采用上下山开拓。下山开拓的条件为：煤层倾角小于16°，瓦斯及涌水量不大，下山开拓的缺点如运输能力低、排水系统复杂、掘进施工困难、通风管理复杂等，不严重而其节约工程量等优点突出。综合以上因素考虑，本矿井采用立井双水平开拓，第一水平标高为-220m，第二水平标高-300m。4.1.3开采水平大巷的布置大巷的主要任务是担负煤矸、物料和人员的运输，以及通风、排水、管线敷设等。对大巷的基本要求是便于运输、利于掘进和维护，能满足矿井通风安全的需要。4.1.3.1大巷的运输方式和设备 根据我国煤矿装备标准化、系列化和定型化的要求，不同矿井生产能力的大巷运输设备可参照表4—2选取。采用矿车运输时，选用架线电机车或蓄电池电机车主要取决于矿井瓦斯浓度和便于维修。表4—2不同井型的大巷运输设备矿井生产能力(万t/a)运煤辅助运输轨距(mm)≥2405t底卸式矿车1.5t固定箱式矿车900胶带输送机1.5t固定箱式矿车60090～1803t底卸式矿车1.5t或1t固定箱式矿车6003t固定箱式矿车※1.5t固定箱式矿车900≤601t固定箱式矿车1.0t固定箱式矿车600※新设计矿井不采用。目前大中型矿井多数采用轨道运输和输送机运输两种方式，这两种方式对本矿在技术上都是可行的，其具体比较见表4—3。表4—3不同运输方式的比较轨道运输输送机运输优点⑴不巷道布置适应性强；⑵同煤种可以分别运输；⑶运输费用低；⑷可以代替一定容量的煤仓；⑸机动性强⑴作简单易实现自动化；⑵卸载设备少，卸载均匀；⑶机功率小，节省电力；⑷运输能力大；⑸运输费用低；⑹高沼气矿井防暴问题易解决。缺点在高沼气矿井受一定限制受风速限制，不易实现不同煤种分运适用条件大巷运输距离长，运力小的矿井，应用广泛运输距离长，运输量大，大型矿井尤其是特大型矿井。本井田走向长度9km ，设计生产能力45万t，低瓦斯，因此煤炭运输选用皮带输送机。辅助运输选用架线式电机车、1t固定箱式矿车运输，轨距600mm。4.1.3.2大巷的方向和坡度大巷的方向应与煤层走向基本一致，为提高列车运输速度，便于电机车行使，也为了缩短线路及巷道长度，节约开拓工程量，要避免大巷过多拐弯，使大巷尽量取直。大巷的坡度要有利于运输和排水。大巷向井底车场方向为3‰下坡。4.1.3.3大巷的布置方式及位置本矿井开采两层煤，两层煤的层间距较小，故大巷布置方式为联合布置方式。井筒开掘至开采水平后，开掘井底车场、主要石门至可采煤层，然后掘运输大巷，布置采区。本矿井的煤层比较坚硬，且煤层中含有硬夹矸，煤层不自燃，层间距较近，因此选定运输大巷布置在17层煤中沿走向水平布置。4.1.3.4矿井总回风巷的布置矿井总回风巷的布置于运输大巷的布置原则相同。总回风巷布置在井田浅部的16上层煤中，井底标高为-100m。4.1.4采区划分及布置4.1.4.1采区划分原则对于本井田来说，划分采区应准守以下原则1.根据《煤炭设计规范》，宜布置双翼采区。2.采区走向长度要根据煤层地质条件、开采技术条件、采区煤炭储量、生产能力与巷道维护等因素综合考虑。尽量利用特定条件和自然地质构造划分，尽量减少煤炭损失和开采复杂化的不利因素。3.要考虑采区之间的接续关系，使其适应两翼储量及产量分配。4.对于煤层稳定、开采条件好、生产能力大的采区，走向长度要适当加大。5.对于有自然发火倾向的煤层或巷道魏岩压力大的煤层，采区走向长度要适当缩短。 4.1.4.2采区走向、倾斜长度本矿井为近水平煤层，地质构造简单，因此，采区走向长度双翼采区不少于2000m，单翼采区不少于1200m。采区倾斜长度等于阶段斜长。由于本井田为近水平煤层，采用双水平开拓，倾斜长度主要考虑辅助提升问题。一般情况下，采区倾斜长度不宜超过1100m，在本井田条件下，倾斜长度为1000m～1300m，为解决辅助提升问题，采用接力提升方式。4.1.4.3采区服务年限及开采顺序采区服务年限一般在3～5年比较合适。本井田走向长度较大，因此决定采区间采用前进式开采顺序。既由井筒附近的采区向井田边界依次开采。这种方式初期开拓工程量少，基建投资省、工期短、投产快。工作面采用后退式开采，以保证区段平巷具有良好的维护条件，降低维护费用，避免产生严重漏风。煤层间采用下行式开采，即先开采16上层煤，再开采17层煤。4.2矿井开拓方案的确定4.2.1开井开拓方案的提出根据以上开拓系统的分析，提出以下四种技术上可行的开拓方案：方案一：立井双水平上下山中央采区布置方式。延深方式采用暗斜井延深，第一水平标高-220m，第二水平标高-300m，以中央上山采区作为首采区。井底车场及主要运输大巷布置在17层煤中。方案二：立井双水平上下山双翼区布置方式。延深方式采用立井直接延深，第一水平标高-220m，第二水平标高-300m，以西翼上山采区作为首采区。井底车场及主要运输大巷布置在17层煤中。 方案三：立井双水平上下山中央采区布置方式。延深方式采用暗斜井延深，第一水平标高-240m，第二水平标高-320m，以中央上山采区作为首采区。井底车场及主要运输大巷布置在17层煤下部的岩石中。方案四：立井双水平上下山双翼采区布置方式。延深方式采用立井直接延深，第一水平标高-240m，第二水平标高-320m，以西翼上山采区作为首采区。井底车场及主要运输大巷布置在17层煤下部的岩石中。(见图4—1) 图4—1矿井开拓方式剖面示意图图4—1矿井开拓方式剖面示意图（续） 4.2.2开拓方案的技术比较(见表4—4)表4—4矿井开拓方案技术比较方案方案一方案二优点1、采用中央采区布置首采区，有利于加快开拓速度，早投产，早见效，减少矿井投资。2、中央采区上山正对风井，首采区通风路线短，通风费用低。3、可利用中央采区上山作为矿井的中央总回风巷，矿井后期可利用其作为总回风巷，维护比较有利。4、第二水平采用暗斜井延深，由于奥灰距煤层较近，不受底部奥灰水的威胁，有利于矿井的安全。5、井底车场设在17层煤中，立井井筒短，施工速度快，建井期短，投资省。1、采用双翼采区布置，矿井两翼基本对称，两翼储量基本相等，有利于矿井两翼采区均衡生产。2、采用立井直接延深第二水平，井筒短，延深快，便于水平之间的接替。3、采用双翼采区，矿井两翼储量基本均衡，便于矿井两翼均衡生产。缺点1、采用中央采区布置，两翼采区不对称，储量不均衡，不利于两翼均衡开采。2、采用暗斜井延深第二水平，井筒长度长，施工速度慢，不利于水平之间的接替。1、首采区需施工3000余米运输大巷及总回风大巷，施工工程量大，建井期长，初期投资大，首采区通风路线长，通风费用高。2、采用立井延深第二水平，奥灰距煤层较近，延深时可能受到奥灰水的威胁，不利于矿井的安全。 续表方案方案三方案四优点1、采用中央采区布置首采区，有利于加快开拓速度，早投产，早见效，减少矿井投资。2、中央采区上山正对风井，首采区通风路线短，通风费用低。3、可利用中央采区上山作为矿井的中央总回风巷，矿井后期可利用其作为总回风巷，维护比较有利。4、第二水平采用暗斜井延深，由于奥灰距煤层较近，不受底部奥灰水的威胁，有利于矿井的安全。5、井底车场及主要运输大巷布置在17层煤下部的岩石中，有利于巷道的维护，维护简单，维护费用低。1、采用双翼采区布置，矿井两翼基本对称，两翼储量基本相等，有利于矿井两翼采区均衡生产。2、采用立井直接延深第二水平，井筒短，延深快，便于水平之间的接替。3、采用双翼采区，矿井两翼储量基本均衡，便于矿井两翼均衡生产。缺点1、采用暗斜井延深第二水平，井筒长度长，施工速度慢，不利于水平之间的接替。2、采用中央采区布置，两翼采区不对称，储量不均衡，不利于两翼均衡开采。1、比方案一、三需多开掘运输大巷及总回风巷，建井工程量大，速度慢，投产晚。2、采用立井直接延深第二水平，受底部奥灰水威胁，不利于矿井安全生产。3、首采区需施工1000余米总回风大巷，首采区通风路线长，通风费用高。 4.2.3开拓方案的经济比较从以上技术比较来看，方案一和方案三在技术上具有较明显的优点，因此本次再选两方案作进一步的经济比较，以最后确定开拓方案。(见表4—5)表4—5开拓方案基建费用表方案项目方案一方案三工程量(m)单价(元/m)费用(万元)工程量(m)单价(元/m)费用(万元)初期主井井筒279.112000334.92299.112000358.92副井井筒273.112000327.72293.112000351.72风井井筒1501200018015012000180井底车场1100400044013004000520主石门04000100400040运输大巷300300090300300090合计1372.641540.64比例(%)100112.244.2.4开拓方案的确定从以上技术经济比较来看，方案一比方案三具有明显的优点，因此，本方案选用方案一即立井双水平上下山中央采区布置方式为北宿井田的主导开拓方案。4.3矿井基本巷道4.3.1井筒 本矿井主、副、风井均采用圆形断面，查《井筒断面图册》选出主、副、风井断面(见图4—2、4—3、4—4)。主井净直径为4.5m，基岩段井壁材料为混凝土，厚度500mm，表土段井壁材料为混凝土，厚度1000mm。主井装备2套3吨箕斗(带平衡锤)，主井横断面布置方式采用端面布置。 图4—2主井井筒断面图副井净直径为6.5m，基岩段井壁材料为混凝土，厚度500mm，表土段井壁材料为混凝土，厚度1000mm。副井装备一对单层双车罐笼(带平衡锤)，副井横断面布置方式采用端面布置。图4—3副井井筒断面图 边界风井净直径为3.5m，基岩段井壁材料为混凝土，厚度450mm，表土段井壁材料为混凝土，厚度1000mm。图4—4风井井筒断面图 4.3.2井底车场4.3.2.1井底车场形式根据本矿井地质条件、井筒和运输大巷的位置关系、提升方式、运输方式、井筒提升能力及井型，从《井底车场图集》中选定采用卧式环形井底车场(见图4—5)。4.3.2.2井底车场调车方式本矿煤炭运输采用皮带运输，故调车方式只有辅助运输采用架线电机车牵引1t矿车运输，设置翻笼硐室只是为了方便清理撒煤斜巷清理的煤炭及掘进煤的翻运，运输方式采用往复式调车。4.3.2.3车场硐室布置1．主井系统硐室：主井系统硐室有推车机及翻笼硐室、井底煤仓及箕斗硐室、清理井底撒煤硐室及水窝泵房。箕斗硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置所决定。清理撒煤硐室的出口布置在主井重车线侧。2．副井系统硐室：副井系统硐室有副井与井底车场连接处、主排水泵房、水仓及清理水仓硐室、主变电所、等候室。为节约管材、电缆及方便管理，同时考虑到安全因素，中央变电所和主排水泵房联合布置在副井附近，并设防爆密封门；水仓入口设在空车线外标高最低处；等候室和井下医务室联合布置在副井井底附近。3．其它硐室：其它硐室有调度室、医务室、电机车修理硐室、井下材料库、消防材料库等。调度室设在井底车场进出口处；机车修理硐室设在材料进车线附近，以便于及时方便的修理井下各种设备；在井底车场副井设消防材料库。(各种硐室位置参见井底车场示意图，图4—5)4.3.2.4井底车场线路校核1．主井线路：由于采用皮带运输，主井线路长度已不是主要因素，故不再校核。 图4—5井底车场布置平面示意图 2．副井线路：根据《煤炭设计规范》规定，对于中型矿井，副井空重车线长度按容纳1.0～1.5列车计算，副井材料车线设在出车侧，其长度应能容纳10辆车以上。本矿按25辆校核。据公式：式中：L—主副井空重车线长度mm—列车数列n—每列车牵引矿车数辆l1—一辆矿车的长度mN—电机车台数台l2—每台电机车长度ml3—列车制动距离m副井重车线长度：副井空车线长度：材料车线长度：4.3.2.5井底车场通过能力校核由于采用皮带运输煤炭，轨道只作为辅助运输，因此其运输量很低，只有煤炭运输量的10%～20%，所以，井底车场的通过能力完全能满足要求。4.3.3主要开拓巷道根据本矿开拓系统，考虑巷道所穿过的岩石性质、巷道用途和服务年限、运输设备的外形尺寸、通风要求，选择主要开拓巷道(包括运输大巷、总回风巷、采区石门等)的断面形式和尺寸以及支护方式。(见图4—6、4—7、4—8) 图4—6轨道运输大巷断面图 图4—7皮带运输大巷断面图 图4—8总回风巷断面图 巷道断面确定后，用下式进行通风校核：式中：V—通过选定巷道的风速m/sQ—通过该巷道的风量m3/sS—巷道净断面积m2Vm--《煤矿安全规程》规定允许最高风速(校核结果见表4—6)表4—6主要开拓巷道风速校核表实际风量(m3/s)净断面积(m2)实际风速(m/s)最大允许风速(m/s)运输大巷57.4114.533.958总回风巷46.4111.024.218采区石门25.1111.022.288根据煤矿巷道支护的发展，结合本矿巷道布置的岩层层位岩性，巷道支护全部采用锚喷支护，具体见支护图。巷道掘进采用炮掘。 第五章准备方式、采区巷道布置5.1煤层的地质特征设计的首采区为中央上山采区。5.1.1煤层赋存条件本采区共赋存可采煤层两层16上、17层煤，煤层赋存稳定，结构简单。煤层均为薄煤层，16上层煤平均厚度0.91m，17层煤平均厚度0.97m，总厚度1.88m。煤层为近水平煤层，煤层倾角4～6°，煤层埋藏较浅，在-100～-220m之间。煤层中夹有黄铁矿结核及粉砂岩条带。5.1.2煤层顶底板特征⑴16上煤层煤层顶板为十下灰岩，厚度3.88～7.48m，平均5.18m，全区稳定。性致密、坚硬、富韧性，单向抗压强度116.76MPa，放顶时不易切断而悬顶。十下灰岩底部0.6～1.Om发育波状层理，同时还富集燧石结核，成层内弱结合面，是为直接顶与老顶的分界面，易离层呈层状冒落。底板为粉砂岩，稳定、坚硬，厚度4.50m，单向抗压强度由98.73MPa。⑵17煤层顶板为十一灰，厚度3.50～4.46m，平均4.12m，全区稳定，坚硬、韧性大，单向抗压强度115.36MPa。底板为粉砂岩，稳定、坚硬，厚度3.4～9.35m，单向抗压强度由96.75MPa。5.1.3煤层特征⑴16上煤层16上煤层煤厚0.88～1．04m，平均0.91m，结构简单，含黄铁矿结核，厚度＜0.1m，层位不定；煤层中、下部含炭质细砂岩，厚度＜0．11m。属稳定、全区可采煤层。下距17煤层13.25～16.85m。 ⑵17煤层17煤层煤厚0.91～1.10m，平均0.97m，结构简单，煤层内含黄铁矿结核，厚度＜0.10m，层位不定；煤层中、下部含炭质细砂岩，厚度＜0.12m。属稳定、全区可采煤层。该两层煤均无自然发火倾向，煤尘无爆炸性，对开采无影响。5.1.4采区地质构造及水文地质本采区地质构造简单，无断层，褶曲平缓，无风氧化带。本采区的涌水来源主要是16上层煤的顶板十下灰岩，据地质勘探情况，该层石灰岩水属裂隙、溶穴承压水，与上、下含水层水力联系较差，接受补给不良，以静储量为主，初次接露涌水量较大，随着采掘活动的逐渐深入，呈疏干状态。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区走向长度、区段斜长及煤柱尺寸的确定根据采区煤层赋存情况和现有的开采技术条件，采区走向长度不宜太小，考虑到薄煤层开采的具体难题，采区走向长度也不宜太长。为此，首采区采用双翼工作面开采，采区走向长度2400m，东西两翼各1200m。本采区采用走向长壁式对拉工作面开采，故区段斜长等于上下工作面长度加上区段平巷宽度以及区段保护煤柱宽度之和。工作面沿空留巷留窄煤柱4m。所以：本采区倾向斜长1300m，则区段数目为，即布置5个对拉工作面。因运输大巷、总回风巷布置在17层煤中，需留设巷道保护煤柱，根据煤岩地层的岩性，考虑到巷道的服务年限，确定运输大巷和总回风巷各留设40m保护煤柱。采区上山布置在煤层中，在上山两侧各留设30m保护煤柱。 工作面采用无煤柱开采，沿空留巷，为了使巷道为下一区段服务，并为了减少开采期间工作面的漏风，沿空留巷煤柱留设4m。5.2.2采区上山的布置本采区两层煤的顶板均为较坚硬的石灰岩，为了便于采区顺槽的布置，加快施工速度，采区上山均沿煤层顶板布置，以煤层顶板作为巷道顶板卧底布置。上山坡度与煤层倾角一致。为加快开拓速度，上山共布置三条，一条轨道上山沿16上层煤布置，另一条轨道上山沿17层煤布置，用于运料、行人和进风；运输上山布置在两层煤之间的岩层中，用于煤炭运输和回风。各上山间距为20m。为解决采区上山过长绞车提升困难的问题，在上山的中部施工一中部车场，再用接力提升方式解决。5.2.3区段平巷的布置各煤层分别布置自己的阶段运输平巷，区段平巷采用单巷按中线布置，每个区段布置三条平巷，上、下轨道运输平巷作为工作面进风、行人和材料运输，中间运输平巷作为煤炭运输和回风。三平巷均沿煤层顶板布置。在区段下平巷每间隔5m留设一个护巷煤跺，尺寸宽×深=5×4m。做为下一区段的上轨道平巷。由于两层煤间距较近，两层煤采用联合共用上山布置方式，各区段平巷分层布置，在运输上山处施工溜煤眼，将16上层煤的煤炭自流到运输上山的皮带运输机上；17层煤的煤炭经中间巷皮带运输机直接运到运输上山的皮带运输机上。为便于平巷的维护和减少漏风，减少巷道维护工作量，工作面回采顺序为后退式。工作面接替采用交替式，即采区东翼工作面开采到采区上山停采线停采，接替西翼的采煤工作面回采；煤层间采用下行式开采，即先开采16上层煤，再开采17层煤。投产时先开采一对16上层煤工作面，等另一翼16上 层煤工作面开采后再开采17层煤工作面，采用双翼两层煤同时开采。在正常生产后，两层煤同时生产，同时生产的工作面个数为2个。5.2.4采区生产系统和采区巷道布置5.2.4.1采准工作在井底车场西部适当位置，由运输大巷开掘采区下部车场，由此在各煤层中掘轨道上山，由轨道上山掘联络平巷，掘采区运输上山。各上山掘至采区上部边界后，轨道上山与运输上山掘联络巷相通，由运输上山与总回风巷相通，构成通风系统。先布置16上层煤各区段平巷，在16上层煤轨道上山直接掘采区东翼16上层煤轨道运输平巷甩车场施工轨道平巷，在适当位置掘运输平巷甩车场，而后施工运输平巷。在掘进上述巷道的同时，将采区煤仓、采区变电所、绞车房、区段溜煤眼等硐室及有关联络巷施工完毕。既可安装机械设备移交生产。第一个工作面的投产后，既可掘进西翼第一区段的工作面平巷等巷道。5.2.4.2各生产系统1．煤炭运输系统：在工作面铺设刮板运输机，运输平巷内铺设转载机和皮带运输机，运输上山布置皮带运输机，皮带运输大巷布置皮带运输机。其煤炭运输路线为：16上层煤：工作面→区段运输平巷→区段溜煤眼→采区运输上山　→采区煤仓→皮带运输大巷→井底车场煤仓→主井　　地面。17层煤：工作面　→　区段运输平巷　→　采区运输上山→　采区煤仓　→　皮带运输大巷　→　井底车场煤仓　→　主井　→地面。2．材料运输系统：回采工作面所需的材料运输路线为：副井→井底车场→轨道运输大巷→采区下部车场→采区轨道上山→区段轨道平巷→采煤工作面。3．排矸系统：掘进工作面决出的矸石运输路线为： 掘进工作面　→掘进巷道　→轨道运输上山　→采区下部车场→　轨道运输大巷→井底车场→副井→地面。4．通风系统：新鲜风流：副井　→井底车场→轨道运输大巷→采区下部车场→工作面上下顺槽→采煤工作面。乏风：采煤工作面→皮带运输平巷→回风眼→皮带运输上山→采区回风石门→总回风巷→风井→地面。5．其他系统：其他系统由供电系统、供水系统、排水系统等，在此不再细述。5.3采区车场选型设计5.3.1采区上、中部车场本采区中、上部车场只作选型。本采区煤层倾角较平缓，采区绞车房距离总回风巷较近，且车场有联络巷与回风上山相联系，故上部车场采用甩车场形式；中部有上山直接施工工区段平巷，宜施工甩车场直接进入顺槽平巷。甩车场均采用单道起坡方式。中、上部车场形式见图5—1、5—2。 图5—1、5—2中、上部车场布置方式示意图5.3.2采区下部车场由于矿井采用运输大巷运输煤炭，因此采区下部车场没有煤炭运输只作为采区的辅助运输，没有装车站，没有必要进行调车方式及车场线路的设计，只对辅助提升车场进行设计。根据运输大巷所处的层位，决定车场采用顶板绕道式车场，在竖曲线后以6°坡度沿煤层起坡。计算路线图如图5—3所示。斜面线路采用DC618-3-12对称道岔分车。其主要参数为：，车场双车道中心线距为1300mm，斜面线路对称道岔线路连接长度(连接半径取12m)为：由于巷道起坡较缓，竖曲线对矿车运输影响不大，因此不再进行竖曲线参数的计算。 图5—3采区下部车场绕道线路计算图5.3.3采区主要硐室采区的主要硐室有：采区变电所、采区煤仓、采区绞车房、采区火药发放硐室等，由于采区上山较长，在采区的中部设采区中部变电所。根据《煤矿安全规程》规定，各峒室必须有专用回风系统。1.采区煤仓：采区煤仓为垂直式，断面为圆形，直径5m，高度20m，煤仓容量为450t，满足要求。煤仓采用锚喷支护，喷浆厚度100mm。2.采区绞车房：上部绞车房布置在-100m水平，中部绞车房布置在-150m水平的煤层中。绞车房长5.0m，宽4.5m，高4.5m，断面为半圆拱形。支护采用锚喷支护，喷浆厚度100mm。3.变电所：各变电所宽3.6m，长12m，高3.6m，半圆拱形。支护采用锚喷，喷浆厚度100mm。4.火药发放硐室：火药发放硐室内设火药壁龛和雷管壁龛，其距主要运输大巷的距离不少于25m。硐室内严禁有铁器外露和淋水。 第六章采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采煤工艺的确定本采区煤层为近水平煤层，采用走向长壁采煤方法。煤层结构简单，赋存稳定，煤层厚度变化均匀，为0.88～1.04m，平均0.91m。采区内无大的断层等地质构造。煤层中含有黄铁矿结核及粉砂岩夹石，黄铁矿结核的硬度达到8以上，采煤机无法割动，因此可考虑采用炮采采煤工艺。6.1.2工作面长度、推进方向及推进度本矿井采用对拉工作面布置，考虑到运输机械的牵引能力和人员在工作面工作的方便，工作面长度下面一般在120m，上面在130m比较合适。工作面采用后退式回采方法，即从开切眼向采区上山方向推进，工作面循环进度1.10m，每班一个循环，三班生产。6.1.3炮采工作面的回采工艺6.1.3.1工作面生产能力工作面正规循环生产能力：16上层煤：17层煤：式中：W—工作面没循环生产能力tL—工作面长度mS—循环进度mh—煤层厚度mr—煤的容重kg/m3 C—采煤工作面回采率%则两层煤工作面的平均生产能力为：6.1.3.2采煤方法1．打眼、装药方法⑴炮眼布置：炮眼采用三花眼布置，上下眼距0.8m，上眼自顶板下0.15～0.2m处点眼，仰角8～10°，与煤壁夹角85°；下部眼自煤底板以上0.15m处点眼，俯角8～10°，与煤壁夹角85°；上下眼倾角向溜头方向，眼深1.3m；炮眼间距0.6m。炮眼布置图如图6—1。⑵装药规格要求：使用乳化炸药，毫秒延期雷管。装药前，必须先用炮杆串出炮眼内的煤粉，然后用竹签扎药卷，再由药卷的顶部装入雷管，雷管脚线绕一圈并打结。采用反向装药，即先装起爆药，再装药卷。然后用10cm炮泥封眼密实，再装一块水炮泥，最后用炮泥封口，炮眼封泥长度不得小于0.5m。装药量：顶眼300g，底眼450g。火药消耗基础表见表6—1。 图6—1工作面炮眼布置三视图表6—1工作面循环火药消耗量表项目单位顶眼嘴子眼底眼合计炮眼个数个2436243492装药量g300300450循环用量kg72.91.8109.4184.1消耗定额kg/万t19964429935039炸药种类：乳化炸药；雷管种类：毫秒延期；封孔材料：黄泥、水炮泥；封孔长度(m)：0.52．放炮落煤每5个炮眼为一组，即每次响5个炮眼。响炮时，其他人员都要撤离工作面到顺槽内警戒线外顶帮完好、支护齐全的安全地点。3．出煤、铲煤和浮煤清扫⑴出煤时两人一组，每人必须有一把把长不少于0.5m的尖锤。⑵先攉运输机后的煤，随时扶设排柱、钢梁，出口处钢梁必须离挡煤板出口不大于0.3m处扶设，然后铲煤。⑶铲煤时，从溜尾开始，两人一组，一人观察，一人操作铲煤。⑷当从溜尾铲完煤后将运输机收回，在运输机前按要求支设临时支柱，然后再清扫运输机前余煤。⑸收溜子点和铲煤点距离不大于30m，一次逐渐向溜头方向随铲随收随支，直至铲完。⑹操作移溜器时，一人操作，一人在其一侧照明监护。⑺如遇到顶板破碎、二合顶和断层等地质构造，要及时在钢梁之间架设板棚，棚距1.0m。⑻控顶区和采空区1.0m 范围内的浮煤必须清理干净，严禁任何人或身体任何部位进入或探入采空区，清扫采空区浮煤时，必须使用长1.5m的扒子清扫。6.1.3.3工作面运输及支护工作面刮板运输机选用SGW—150C型，运输顺槽选用SZD—630/75型转载机和SD-800型吊挂式皮带机。液压泵站选用MRB—C型，工作面打眼选用MZ—1.2型煤电钻，工作面爆破选用MFB—100型发爆器。(见表6—2、6—3、6—4、6—5)表6—2工作面刮板运输机及中巷转载机技术特征项目单位工作面运输机中巷转载机型号SGW—150CSZD-630/75机型双边链双边链适应倾角°0°～20°0°～20°设计长度m20031.25运输能力t/h250450链速m/s0.8680.92电动机型号DSB-75DSB-75功率kw2×7575转速rpm14001475电压v660660中部槽(长×宽×高)mm1500×630×1901500×630×220圆环链规格d×t(mm)φ18×64(C级)φ26×92(C级)破断载荷kN≥410850总重t85.8生产厂家张家口煤机厂西北煤机厂工作面采用单体液压支柱、墩柱、1.8m“π” 性钢梁和木板棚支护顶板。工作面支护选用DZ10-30/100、DZ12-30/100、DZ14-30/100型单体液压支柱切顶排采用SQD12、SQD14型切顶墩柱，巷道超前支护选用DZ22-30/100、DZ25-30/100型单体液压支柱。(见表6—6、6—7)表6—3顺槽皮带运输机技术特征项目单位技术特征项目单位技术特征型号SD-800机尾装置搭接长度m12.0运输能力t/h450轨道距m1000输送长度m600～800电动机型号JDSB-40带速m/s2.00功率kw2×40滚筒直径mm630电压v660托棍直径mm108机头外形尺寸4230×1961×1500输送带类型阻燃质量t47.9带宽mm800生产厂家抗拉强度kN/m贮带长度m100表6—4乳化液泵站技术特征型号形式公称压力(MPa)公称流量(L/min)总功率(kw)电动机电压(v)MRB-125/31.5柱塞往复式31.512590660工作介质配液方法外形尺寸(mm)总质量(t)2～3%的乳化液半自动2166×858×9201.2生产厂家石家庄煤矿机械厂6.1.4工作面顶板管理6.1.4.1支护选型设计1．采用顶底板控制专家系统 ⑴按煤层8～10倍采高岩重计算：⑵按支护手册规定：2×150=300(Kn/m2)表6—5煤电钻及发爆器技术特征煤电钻发爆器项目单位技术特征项目单位技术特征型号MZ—12型号MFB—100电机转速rpm2820外形尺寸mm216×144×56电机功率kw1.2引爆发数发100额定电压V127峰值电压V主轴转速rpm640负载电阻Ω生产厂家抚顺矿灯厂生产厂家开封煤矿仪表长表6—6单体液压支柱技术特征项目单位支柱型号DZ8-30/100DZ10-30/100DZ12-30/100DZ22-30/100DZ25-30/100形式外注式外注式外注式外注式外注式工作行程mm315408500800800缸体直径mm100100100100100支撑高度最大mm8001000120022002500最小mm68579290014401700重量kg32.937.541.56063初撑力KN118～157额定工作阻力KN250300泵站压力MPa15～20工作液压MPa38.231.8 生产厂家张家口煤矿机械厂表6—7切顶墩柱技术特征项目单位技术特征型号SQD12SQD14形式外注式外注式工作行程mm600700工作液压MPa1818支撑高度最大mm12001400最小mm600700重量kg500550初撑力KN617.4额定工作阻力KN800泵站压力MPa19.6缸体形式双伸缩生产厂家常州测试中心2．采用类比法进行设计⑴根据相邻矿井矿压观测资料，周期来压期间的矿压值为313.11Kn/m2。⑵合理的支护强度计算(采用经验公式)：选取以上结果中的最大平均支护强度为313.11kN/m23．支柱实际支撑能力计算式中：kg—液压支柱工作系数kz—增阻系数kh—不均匀系数 ka—采高系数R---倾角系数4．工作面合理的支护密度计算根据合理的支护密度计算，确定排距1.0m，柱距1.0m，对柱支护。5．选择合理的控顶距根据工作面循环进尺及工作面工作空间的要求，确定最大控顶距为4.4m，最小控顶距3.1m，每次放顶步距1.1m。工作面最小控顶距是采用“322”支护方式，即运输机后第一排支柱为三棵，第二、三排均支柱为两棵；最大控顶距是采用“1222”支护方式，即运输机前一排临时支护为单柱，运输机后第一、二、三排支柱均为对柱，基本支护柱距1.0m，排距1.0m，每3m加一颗墩柱。临时支柱柱距1.0m，在距铲煤板前沿0.2m处或顶梁、板棚下支设。要求支柱初撑力不低于90kN，支柱见顶见底，迎山有力。6．工作面运输机头、机尾超前处理机支护要求⑴工作面运输机头、机尾要超前处理1.0m，倾斜长度2.0m，支护采用最小控顶距四组对柱22支护，最大控顶距时221支护，柱距1.0m，排距1.0m。⑵工作面运输机头、机尾必须打好两棵压柱。转载机尾后使用切顶墩柱，不须打压柱，但要盖好护板。⑶工作面中巷两运输机头错距不得大于3.0m，超前工作面运输机头切顶排后倾向用两组三花柱维护顶板，排距1.0m，沿走向与滞后工作面切顶排对齐。7．回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离⑴打眼与装药大于10.0m；⑵支柱与另一组放顶大于15.0m；⑶分段放顶距离大于15.0m；⑷移溜与支柱不大于20.0m。6.1.4.2选择乳化液泵站乳化液泵站选用MRB-C型，上下巷各一台。泵站设置在巷道距工作面30～ 150m处顶帮完好、支护齐全的安全地点。乳化液浓度保持在3%以上，乳化液泵站的工作压力不得低于20MPa。6.1.5工作面循环作业、劳动组织及主要技术经济指标6.1.5.1循环作业工作面按正规循环作业组织生产，实行“三八制”三班生产，边生产边准备。循环作业主要工序为：准备与检修--打眼—装药—移溜—支柱、回柱—放炮—出溜后煤—串梁—出溜前煤—清理浮煤。正规循环作业见图6—2。6.1.5.2劳动组织工作面每班一名跟班领导，上下面各两名班长负责组织生产，配有直接生产工和维修工、运输机司机、泵站工、爆破工、支柱管理工。(见表6—8)表6—8工作面人员配备劳动组织表工种早班中班夜班合计班长44412维修工2226支柱管理工2226刮板运输机司机2226转载机司机1113皮带机司机3339泵站工2226送饭工1113爆破工2226生产工30303090合计5050501506.1.5.3主要技术经济指标1．工作面循环产量按两层煤的平均产量计算：W=245.93(t) 2．回采工效图6—2正规循环作业图表 3．回采工作面单位生产成本的计算工作面设计生产成本包括直接发生于回采工作面的材料费、职工工资费、固定资产折旧费和电力费等四项费用。⑴工资费：本工作面出勤50人，根据2004年底山东省煤炭系统平均工资计算每工工资为98.5元/工，工作面日产量为737.39t，则吨煤成本为：⑵折旧费：设备折旧费包括基本折旧费和大修理费。如表6—9表6—9工作面固定设备费用表序号设备名称数量单价(万元)总价(万元)残值(万元)清理费(万元)1刮板运输机2801602单体液压支柱19250.064123.23顺槽单体支柱1980.08617.034墩柱920.3532.25顺槽皮带机180806乳化液泵站213267档煤板1660.0812.288转载机125259调度绞车101.5158合计490.7124.5514.72①基本折旧费：其中：残值按原始价值的5%考虑，拆除清理费按原始价值的3%考虑。 ②大修理折旧费：则⑶材材料料费：材料费用根据相邻矿井实际情况计算，见表6—10。表6—10工作面材料消耗表序号消耗项目单价吨煤消耗量单位成本（元/t）单位价格单位消耗量1坑木元/m3867m3/t0.00030.262炸药元/kg4.62kg/t0.4782.213雷管元/发1.2发/t1.151.384乳化液元/kg13.50kg/t0.010.135维修及机加工5.38合计9.36⑷电力费①各电动机功率统计。如表6—11②吨煤消耗电量：照明用电很低，忽略不计。③电力费吨煤成本 表6—11设备电机功率表序号设备名称电机功率(kw)电机台数合计功率(kw)1刮板运输机7521502顺槽皮带机4041603乳化液泵站7521504转载机751755调度绞车11.4101146合计649⑸工作面吨煤成本M4．工作面主要技术经济指标(表6—12)表6—12主要技术经济指标表序号项目单位指标序号项目单位指标1工作面长度m23016火药消耗kg/万t50392推进度m120017雷管消耗发/万t134673煤层厚度m2.4518乳化液消耗kg/万t284煤层倾角°4—619电力消耗kwh/万t5.175最大控顶距m4.420小单体支柱棵12656最小控顶距m3.121大单体支柱棵1987回采率%9722在册人数人2058循环进尺m1.023出勤人数人1509循环产量m245.9324出勤率%8010日循环数次325回采工效t/工7.3111正规循环率%10026单体丢失率‰012日产量t737.3927含矸率‰160 续表序号项目单位指标序号项目单位指标13日进尺m3.028灰分%14.514生产方式三采三准29装煤机械化%10015坑木消耗m3/万t330吨煤成本元/t40.346.1.6安全技术措施6.1.6.1顶板管理1．顶板支护⑴进入工作面开工前要严格执行敲帮问顶制度，要检查工作地点的顶板情况，支护情况及临时支护情况等，工长和安检员要经常巡视检查，及时提醒工人进行敲帮问顶，发现隐患及时处理。具体操作如下：①敲帮人员站在敲击点以外安全地点，使用长柄工具(镐或尖锤)敲帮，听其声音，判断岩体是否松动、深部是否有离层。发现有片帮危险时及时找下，敲帮人员要避开片帮危险地点，站在片帮危险地点上方进行。②问顶时要在倾斜上方安全地点，一手持镐，一手托顶，先轻敲顶板，无断裂声再重敲，观察变化。对松动顶板岩石找“掉”前要与上下人员打好招呼，并选好退路。在安全情况下，再用尖锤自上而下，由老塘到煤帮轻轻找下。③出煤、回柱等工序敲帮问顶时运输机停止运转，每30分钟左右进行一次。⑵工作面所有支柱要迎山有力，保证初撑力达到90KN以上，不准使用失效和未经试压的支柱，支柱木楔齐全，支设牢固。支柱三用阀平行于工作面支设，人员一律不准正对三用阀和注液枪。⑶支柱整齐，不准出现上歪下斜现象，做到足顶背实，不接顶时要用木楔、板皮垫实。⑷工作面必须平直，不得留有顶底煤。⑸攉煤工作的同时，要时刻注意顶板变化，一旦发现:①顶板有断裂声，甚至闷雷声;②顶板裂隙加大，并大量下沉;③ 顶板破碎掉渣，由少增多，由稀变密;④煤壁片帮增多，煤质变软;⑤支柱活柱迅速下沉或支柱钻底量明显加大等现象，说明顶板压力大，有可能发生冒顶，应加强支护质量，支护来不及时，立即撤到安全地点，待压力过后，顶板稳定一段时间，方可进入工作面，支护好后，方可继续工作。⑹爆破打倒的支柱必须及时扶起后方可继续响炮，顶板破碎时应拆开单响。⑺工作面端头支护必须齐全。⑻支设的支柱必须使用木楔，墩柱必须有柱帽，破损的支护材料不得使用，有专人负责落实。⑼支设的钢梁必须保持一梁二柱，钢梁接顶不实的用木料足顶背牢。⑽若工作面压力增大，有冒顶预兆时，要将人员撤至安全地点，待压力稳定后、并由外向里维护好后，方可继续工作。⑾应加强顶板管理。顶板破碎、页岩、石灰岩边、断层等特殊地质构造时，必须按本规程规定加强支棚支护，确保安全生产。2．回柱放顶⑴回柱前，先检查周围支护情况，清扫好浮煤，保持退路畅通。⑵回柱时两人一组，先支后回，一人观察顶板，一人回柱，严禁每组中的二人一人支柱另一人回柱。采用三角回柱法，严格按回柱的八大要领操作，即：一问(顶)、二放(落悬矸)、三清(退路)、四打(临时支柱)、五喊(附近人员)、六撤(支柱顶梁)、七运(支柱顶梁)、八竖(顶梁)。回柱严格按由下而上，由老塘到煤帮的顺序进行。⑶分段回柱时分段处要选在顶板较好，支柱齐全牢固处，分段距离不小于15m，并在开茬处新老切顶排之间支设好护身柱。⑷回柱时，使用好绳长不低于1.5m的卸载手把，不准用其它工具代替，并使用1.5m长的钩子拖柱，回柱人员要在被回支柱的倾斜上方有效支柱掩护下操作，人员和身体的任何部位一律不准进入、探入老塘。先回单体支柱，最后回墩柱(当墩柱压死时，可在回切顶排单体支柱前先回墩柱)。 ⑸回死柱（包括墩柱）或顶板破碎时必须在被回支柱的上下方和新老切顶排之间支设活的护身柱，然后处理死柱下方底板，使其失去支撑力后回出，严禁用炮崩。6.1.6.2爆破管理1．爆破工作必须由专职爆破工担任。爆破工必须是经过专门培训合格并持有《放炮合格证》的人员担任，坚持持证上岗，严格按照本规程爆破说明书进行工作。所有爆破人员，包括爆破、运药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能。爆破工作必须严格执行《煤矿安全规程》(以下简称《规程》)第315—346条的有关规定。2．严格爆破器材的领退制度，做到“清领、实发、核耗、退库”。有关炸药、电雷管的运送严格按照《规程》第310—314条的有关规定。3．有关炸药、电雷管的存放严格按照《规程》第324条执行；抽取电雷管、装配起爆药卷时必须严格遵守《规程》第325—326条规定。4．装药和封泥严格遵守《规程》第327—329条规定。5．打眼期间不准开动运输机，要将运输机开关停电闭锁。打完眼后要将煤电钻、电缆等盘放在巷道内距工作面不少于10m的安全地点，并将综合保护停电闭锁。6．凡是顶板破碎、地质构造带处可适当调整爆破参数，并坚持随爆破随时支护。7．工作面爆破时,必须严格执行“一炮三检”、“三人连锁爆破”、“三级信号”和“三保险”制度。爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。8．爆破采用毫秒延期电雷管爆破技术，按照从第一段到第五段毫秒延期电雷管的顺序进行装药，从运输机头到运输机尾的顺序进行爆破，每5炮为一组，每次爆破一组。9．工作面只准使用一个放炮 器爆破，联线爆破只准爆破工一人操作，自联自放，放炮器钥匙由爆破工随身携带，不得转交他人，爆破后必须将钥匙拔出，并摘掉母线扭结成短路。10．爆破前后坚持洒水灭尘，爆破设施必须齐全完好，由当班班长亲自安排设置好“三警戒”(人、牌、绳)。爆破前由班长负责清点人数，确认警戒区域内无遗漏人员后方可下达爆破命令。这时，爆破工鸣哨并至少再等5秒钟方可爆破。爆破拉线距离不少于30m，爆破工必在有掩护的安全地点爆破。爆破后由爆破工再次鸣哨，经班长亲自撤除警戒后,人员方可进入工作面。11．通电以后拒爆时，必须严格遵守《规程》第341条的规定，爆破工必须先取下钥匙，并将爆破母线从电源上摘掉，扭结成短路，再等15min才可沿线路检查，找出拒爆的原因。12．爆破期间如出现倒柱、倒棚、掉顶，进行维护顶板时，必须先停止爆破，架设好支护后方可继续爆破。13．爆破后，班长和爆破工必须巡视放炮地点，检查通风、瓦斯、煤尘、煤壁、支护、顶板、拒爆、残爆等情况，发现问题必须及时处理，严格遵守《规程》第333—342条规定。14．工作面出现拒爆、残爆时,严格按照《规程》第342条进行处理。15．⒂爆破前必须对电缆、进回液管等加以可靠的保护。装药、爆破必须遵守《规程》第331条规定。16．工作面采用反向装药，并按照第1—5段的起爆顺序装电雷管，爆破工要区分毫秒电雷管各段之间的不同脚线标记，不得装错、混装，不同厂家、不同发火参数的电雷管不得混用。17．毫秒爆破必须采用串联，不得并联或混联。所使用的毫秒电雷管必须经过严格的导通检查。18．严禁将炸药满面撒开，严禁用刮板运输机运送炸药，严禁明火爆破和裸露爆破，采取措施保护好易损设施。19．工作面爆破不得与其 他工序平行作业，工作面爆破不完，与爆破无关的人员不得进入工作面。如进面扶起爆破后倒柱时，必须停止爆破。20．处理大块矸石严格执行煤业公司《关于处理工作面大块矸石的有关规定》，严禁放糊炮。6.1.6.3通防及安全监测1．工作面必须具备完善的通风系统和防瓦斯、安全监测设施，否则不许开工。2．管好、用好工作面及巷道内的通风、防瓦斯、安全监测设施，每道设施要有专人管理。3．三巷按要求安设水棚，水棚内水量符合《规程》要求。4．进回风巷保证足够的通风断面，设备材料存放整齐，不影响通风和行人、运输，风门前后5m和风门之间禁止堆放物料。5．当工作面因故停风要立即停止工作并停电，将人员撤离到进风巷的安全地点，班组长应清点人数，并汇报调度室及时处理，恢复通风后，待瓦斯检查员现场检查气体浓度并符合规定后，人员方可入内。6．为确保工作面风量达到要求，必须管理好风门、风窗等所有通风设施，通过风门时必须随手关闭，两道风门严禁同时打开，以免风流紊乱，确保通风系统稳定。严禁微风作业，不得随意调节风窗。7．瓦检员按要求巡回检查工作面瓦斯浓度，现场及时填写瓦斯牌板，爆破员(兼职瓦检员)必须随身携带便携式瓦检仪，严格执行“一炮三检”制度，并及时填写记录。专兼职瓦检员发现瓦斯浓度超过有关规定时，应立即撤出人员并汇报调度室处理，严格按《规程》第136—139条执行。8．工作面必须按规定要求在中巷距滞后工作面不大于10m处安设瓦斯传感器一台，随工作面推进及时前移。瓦斯警报浓度1%，断电浓度1.5%。断电范围：工作面及回风巷中全部非本质安全型电器设备。瓦斯复电浓度＜1%。9．发生瓦斯、煤尘爆炸时，不要惊慌，要迅速佩戴好自救器，在有经验的老工人或班组长的带领下按避灾路线迅速撤离。 10．工作面必须具备完善防尘设施，否则不许开工。11．管好、用好工作面及巷道内的防尘设施，每道设施要有专人管理。12．经常冲洗、清扫工作面及巷道煤尘，确保工作面及巷道煤尘不超限。13．工作面回风巷道应每7天、进风巷应每月至少冲刷灭尘一次，并清扫浮煤；回风巷距工作面100m范围内每班冲洗一次。14．工作面进风巷净化水幕应设在工作面进风巷风流汇合点以里；工作面回风巷净化水幕应设在距工作面安全出口50m左右，回风巷设有移动变电站时，净化水幕应设在变电站下风侧不大于20m处。15．采面各转载点必须坚持喷雾洒水，装药坚持使用水炮泥。6.1.6.4运输管理1．刮板运输机管理⑴所有刮板运输机必须铺设平直，接头平稳严密，凹处使用木料垫平，机头、机尾压柱齐全。⑵工作面运输机机头与顺槽运输机必须搭接合理，高度不低于300mm，底链不拉回头煤。⑶各部运输机的刮板、螺丝齐全，中巷转载机要求安设挡煤板。行人通过运输机的地点要加盖板或安过桥。⑷缩延运输机必须有专用工具，紧链时必须使用紧链器，禁止用单体打支杆或点车用人挂等方式。⑸各运输机链条必须松紧合适，各润滑部位经常加油，所有油脂符合规定要求，给液力耦合器加油时开关必须停电闭锁，液力耦合器的易熔合金保护塞必须按规定使用，严禁用其他物品代替。⑹ 各运输机司机必须有经过专业培训考试合格并取得合格证书的人员担任，到现场后要坚持先检查后工作，操作时不准正对运输机头，运转前要先点动二三次，间隔时间不少于10秒，让运输机内的人员躲开，确认无问题后再正常运转。运转期间要时刻注意运输机内有无笨重物料、大块煤矸等，并按信号及时停、开车。⑺运输机开不动时不得强行开，或打倒车，必须待查明原因、采取相应措施后再开。⑻运输机运料时必须做到：①与司机联系好；②料要一字型依次摆平放稳；③笨重的料必须停止运转后再放入或取出；④沿途要设专人观察运料情况，并及时传话；⑤放料时先放前端，拾料时先拾后端再将料拉出；⑥料过转载点时必须提前将料拾出并设专人摆放；⑦弯料及超宽、超高料不得用运输机运。2．胶带运输机管理⑴开机前的注意事项：①检查动力传动系统附近有无杂物，管线吊挂是否整齐，各种保护装置、信号闭锁系统是否齐全灵敏可靠；②检查清扫器的磨损情况，应确保清扫器清扫良好；③皮带松紧要适当，接头良好；④底板无杂物、碎石、浮煤等，防止磨划皮带。⑵运行中的注意事项：①开机前要发出启动信号，得到回应后方可启动；②启动后，司机要注意各部运转声音情况，皮带运行要平稳；③当出现皮带跑偏或撕裂时，要及时停机处理；④人员在调皮带时，要扎紧袖口，严防手臂、衣袖等卷入运转的皮带辊或滚筒中。⑶其他注意事项：①尽量避免重载停机；②严禁人员乘坐皮带；③人员在皮带上方作业或检修皮带时，要停电并挂牌上锁；④司机在离开岗位时要停机闭锁；⑤皮带机尾两侧必须设置护栏。皮带机尾清理浮煤、杂物或干其它工作时，必须与机头联系好，将皮带开关停电并挂牌上锁，处理完毕，方可送电。严禁皮带运转时清理浮煤、杂物或干其它工作。3．小绞车管理顺槽临时绞车两压两趄齐全，其它所有绞车必须做到地锚稳固。所有绞车必须零部件齐全完好，声光信号灵敏清晰，操作闸灵活可靠。绞车外端最突出部分距轨道外缘的安全间隙不少于0.5m，绞车中心线与轨道中心线基本一致。使用合格的三链环和连接销子，两绞车对拉最多允许挂3个车，并严格执行“ 行车不行人”制度。6.1.6.5机电管理1．各类司机应经过专门培训，经考试合格者担任，并持证上岗。2．各类司机必须熟悉自己所操作的机器设备的性能及基本原理、操作技术，并能正确判断机器设备的故障情况，做到操作熟练。严格按照《工种技术操作规程》的有关规定操作。3．机电设备严格执行停送电制度，严禁带电作业，不准带电检修、搬迁设备。所有机电设备做到：“三无”、“四有”、“三全”、“两齐”、“两坚持”，运转部分必须有可靠的保护罩。4．各维修工接班后，必须对所有的机械设备(运输机、泵站等)进行检查并试运转，发现问题立即处理，不得带病运行。5．加强机电设备的管理，严格按班检、日检、周检、旬检和月检制度对所有机电设备进行检修和维护，必须达到完好标准，否则不得使用。6．建立和完善各工种岗位标准。7．电缆悬挂、管线铺设符合要求。8．严禁用其他东西代替保险丝和易熔合金塞。工作面供电设备保护必须齐全灵敏可靠，严禁甩掉不用。9．各运输系统信号必须灵敏可靠、声光齐全。6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置形式根据采用的回采工艺，参考相邻矿井的设计和生产布局情况，回采工作面巷道采用对拉工作面布置方式。即每一个工作面采用双面，分为上下面，上面的煤炭向下运输，下面的煤炭向上运输，工作面工布置3条巷道，中间巷作为煤炭运输和回风，上、下巷作为辅助运输、行人和进风。采用这种布置方式主要考虑以下几点：1． 从煤层赋存和开采技术条件来看，该井田地质及水文地质情况简单，涌水量小，瓦斯含量低，属于低瓦斯矿井。煤层结构简单，顶底板条件好，地质构造简单，无较大的断层，褶曲平缓，煤层倾角小，属于近水平煤层。2．从矿井生产管理上来看采用对拉工作面布局可以减少设备，使生产集中，便于采煤工作面的管理，有利于提高采煤工作面的生产能力，提高煤炭资源回收率，提高矿井产量，提高矿井的总体经济效益。3．可以减少区段平行的掘进量和相应的维护两，降低掘进费用和巷道维护费用。6.2.2回采巷道布置回采巷道采用单巷沿空留巷布置，上山开采时，工作面的下巷作为下一个工作面的上巷，下山开采时，工作面的上巷作为下一个工作面的下巷。沿空留巷留设4m护巷煤柱，在工作面回采时，每间隔中—中7m留设一个宽×深=5×4m的煤垛，保护巷道。在下一个工作面开采前，对该巷道进行适当维修即可使用。6.2.3回采巷道施工及支护考虑到采煤工作面采用炮采，没有大型设备，在满足设备运输、行人和通风的情况下，回采巷道断面按表6—13执行。回采巷道全部沿走向取直布置，巷道坡度根据煤层走向的变化略有起伏，施工采用卧底施工方式，即以煤层顶板作为巷道的顶板，卧底施工。巷道施工采用炮掘，主要施工设备有：耙装机、调度绞车、局部通风机、风钻等。为提高煤炭回收率，掘进期间对煤岩采用分打分装工艺。巷道支护采用喷射砂浆支护，由于巷道顶板为坚硬的石灰岩，强度较高，对顶板不进行支护，为防止两帮煤岩脱落片帮，在两帮煤岩交接处喷射30mm砂浆封闭。 表6—13回采巷道断面尺寸巷道名称掘宽掘高断面净宽净高断面支护备注上下巷2.462.25.42.42.04.8喷浆矩形中间巷2.862.26.32.82.05.6喷浆矩形图6—3回采巷道（上下巷）断面图图6—4回采巷道（中间巷）断面图 第七章井下运输7.1概述7.1.1井下运输的原始条件1.矿井设计生产能力45万t/a；2.矿井工作制度为“三八制”，每天三班生产；3.煤层倾角4～6°，煤的容重为1.2t/m3，矸石的容重为2.6t/m3；4.矿井瓦斯等级为低级，绝对瓦斯涌出量为0.1m3/t·d，煤尘无爆炸性。7.1.2井下运输系统1．煤炭运输系统：在工作面铺设刮板运输机，运输平巷内铺设转载机和皮带运输机，运输上山布置皮带运输机，皮带运输大巷布置皮带运输机。其煤炭运输路线为：16上层煤：工作面→区段运输平巷→区段溜煤眼→采区运输上山　→采区煤仓→皮带运输大巷→井底车场煤仓→主井→地面。17层煤：工作面　→　区段运输平巷　→　采区运输上山→　采区煤仓　→　皮带运输大巷　→　井底车场煤仓　→　主井　→地面。2．材料运输系统：回采工作面所需的材料运输路线为：副井→井底车场→轨道运输大巷→采区下部车场→采区轨道上山→区段轨道平巷→采煤工作面。3．排矸系统：掘进工作面决出的矸石运输路线为：掘进工作面　→掘进巷道　→轨道运输上山　→采区下部车场→　轨道运输大巷→井底车场→副井→地面。4．通风系统：新鲜风流：副井　→井底车场→轨道运输大巷→采区下部车场→工作面上下顺槽→采煤工作面。乏风：采煤工作面→皮带运输平巷→回风眼→皮带运输上山→ 采区回风石门→总回风巷→风井→地面。5．其他系统：其他系统由供电系统、供水系统、排水系统等，在此不再细述。7.1.3运输距离和货载量的确定1.运输距离：运输距离分生产前期、后期来确定。前期：西翼L1=4500m；东翼L2=2800m后期：西翼L1=6400m；东翼L2=4000m注：运输距离指采区煤仓到井底煤仓的距离。2.货载量：班出煤量：16上层煤：232.61t/班，17层煤：259.24t/班。矸石运量按运煤量的15%计算，材料运量按每班10车计算。7.2采区运输设备选型7.2.1工作面及顺槽内运输设备选择运输设备选择见6.1.3.3,工作面刮板运输机选用SGW—150C型，运输顺槽选用SZD-630/75型转载机和SD-800型吊挂式皮带机。7.2.2运输上山设备选择根据采区生产能力，运输上山长度等因素，选择SD-80型胶带运输机两部接力运输。7.2.3辅助运输设备选择采区内辅助运输设备包括1t固定箱式矿车及与其相配套的材料车、平板车等，因上山长度较大，采用接力运输方式，在采区轨道上山中部设中部车场，上下段上山长度基本相同，各为600m。7.2.3.1绞车选型计算1．确定一次提升串车的组成(只计算第一级提升)⑴一次提升循环时间采区上部车场采用单钩提升，故提升时间为： 式中：L-提升长度(包括上、下部车场长度)mL1-上部车场线路长度mL2-下部车场线路长度mV0-串车在上、下部车场内运行速度1m/sθ1-摘挂钩时间20sθ2-电机换向时间5sT1-中部车场换车时间30sα-单钩串车提升的速度系数1.06Vm-最大提升速度1.84m/s⑵一次提升串车的矿车数式中：Z-一钩车的矿车数辆A班矸-采区每班矸石运量A班材-每班材料运量；V-一辆材料车实际容积A班材/V=10辆G-一辆矸石车实际重量1tt-绞车每班净提升时间7h取为5辆。⑶按矿车连接器强度验算矿车组成式中：G0-矿车自重610kg β-轨道最大倾斜角10°ω-矿车运行阻力系数0.012Fc-牵引连接器强度6000kg，满足要求。2．选择钢丝绳式中：P-所选钢丝绳每米重力N/mL-提升长度600mα-上山倾角6°ω1-矿车运行阻力系数0.012ω2-钢丝绳与底板之间的阻力系数0.15δB-钢丝绳抗拉强度155000N/cm2ma-钢丝绳安全系数7.5因此选用绳6×7，股(1+6)纤维芯圆股钢丝绳，主要技术特征见表7—1。表7—1钢丝绳技术特征表绳径(mm)钢丝直径(mm)参考重力(N/m)抗拉强度(MPa)破断力(N)最大静张力(kN)最大静张力差(kN)221.216.94157027200029.429.4验算安全系数：式中：Qg-钢丝绳破断力总和272000(N)P—参考重力6.171(N/m) 满足安全要求。3．选择绞车根据轨道上山长度与采区辅助运输要求，选择两部JT--1.2绞车接力提升。主要技术特征见表7—2。下面进行验算：⑴绞车滚筒直径校验：D≥60d；D≥900δ。式中：D-绞车滚筒直径md-钢丝绳直径22mmδ-钢丝直径1.2mm1200＞60×22=1320；1200＞900×1.2=1080，故满足要求。⑵电动机选型对于单钩提升有：式中：N-电动机功率kwK-功率备用系数取1.15Fjmax-最大静张力NVm-最大提升速度1.84m/sη-传动效率取0.9＜75kw，满足要求。表7—2提升绞车技术特征型号滚筒容绳长度绳速电动机质量直径宽度型号功率电压JT-1.2120010006601.84JR-92-6756607490生产厂家湖南煤矿机械厂外形尺寸5150×4500×1530 7.3大巷运输设备选择7.3.1确定大巷运输方式本矿煤炭运输采用皮带运输机运输，辅助运输采用架线电机车牵引1t矿车运输。7.3.1.1带式输送机的选择根据矿井生产能力，为保证两翼煤炭的运输，运输大巷选用SDJ-150型胶带运输机。其技术特征见表7—3。表7—3运输大巷胶带运输机技术特征型号运输能力(t/h)输送长度(m)带宽(mm)带速(m/s)液力耦合器SDJ-150630100010001.9YL-450电动机机头外形尺寸(mm)(长×宽×高)整机质量(t)型号功率(kw)电压(v)DSB-752×756604755×2266×161587运输能力验算：该矿设计生产能力45万t/a，日产量3000t左右，按每天胶带运输机运行14小时计算，则小时运输量为：＜630，满足要求。7.3.1.2电机车与矿车的选择本矿选用7t架线是电机车牵引1t固定箱式矿车作为辅助运输。电机车、矿车的技术特征见表7—4、7—5。表7—41t固定箱式矿车技术特征型号容积(m3)装载量(t)轨距(mm)外形尺寸(mm)牵引高度(mm)自重(kg)长宽高MGC1.1-61.1160020008801150320610 表7—57吨架线式电机车技术特征型号ZK7-6/550受电器工作高度(mm)最大1800粘着质量(t)7最小2200轨距(mm)600弯道最小曲率半径(m)7固定轴距(mm)650轮缘牵引力(kN)小时制15.11车轮滚动圆直径(mm)680长时制4.33机械传动比6.92速度(km/h)小时制11连接器距轨面高度270长时制16制动方式机械最大25 第八章矿井提升8.1概述8.1.1原始条件和数据1．矿井设计生产能力45万t/a；2．矸石按煤炭产量的20%计算；3．矿井工作制度为“三八制”，每年工作330天，每天三班作业，每天净提升时间14h，每班净提升时间7h；4．矿井开拓方式为立井双水平上下山开拓，第一水平标高-220m，第二水平标高-300m；5．煤的容重为1.2t/m3，矸石容重2.6t/m3；6．辅助运输矿车类型为1t固定箱式矿车；煤炭运输为胶带运输机；7．矿井瓦斯为低级瓦斯矿井，煤尘无爆炸性；8．矿井服务年限83.17a，井下最大班工作人数1000人。8.1.2主副井提升方式本矿主副井均为立井，根据矿井原始条件和数据，主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。8.2主副井提升8.2.1箕斗选型本矿主井箕斗选用JL-3型，其技术特征见表8—1。本矿罐笼选择GDG1/6/1/2K型，其技术特征见表8—2。8.2.2罐道与罐道梁选择罐道与罐道梁选用38kg钢轨组合罐道和组合罐道梁。8.2.3提升机选择主井提升机选择2JK-3.5/11.5型，其技术特征见表8—3。副井提升机选择2JK-2/11.5型，其技术特征见表8—4。 表8—1箕斗技术特征项目单位技术特征项目单位技术特征型号JL—8箕斗质量kg4500名义载重量t8最大终端载荷N125000有效容积m33.3最大提升高度m500钢丝绳直径mm43箕斗总高mm9250刚性罐道规格38kg钢轨箕斗中心距mm2100数量90适应井筒直径m4.5适应提升机型号2JK—3.5表8—2副井罐笼技术特征项目单位技术特征项目单位技术特征型号2JK-3.5/11.5最大终端载荷kN275装载车数型号MG1.1-6提升首绳数量4车数辆2直径mm28乘人数人38尾绳数2装载量kN4.37罐笼质量t5.8进出车方式异侧表8—3主井提升机技术特征项目单位技术特征项目单位技术特征型号2JK-3.5/11.5提升高度一层m340卷筒个数各2二层m750直径m3.5减速比11.5宽度m1.7电动机转速rpm750中心线m1840提升速度m/s12钢丝绳直径mm43质量t95 表8—4副井提升机技术特征项目单位技术特征项目单位技术特征型号2JK-2/11.5提升高度一层m170卷筒个数各2二层m380直径m1减速比11.5宽度m1电动机转速rpm1000中心线m1130提升速度m/s6.5钢丝绳直径mm24.5质量t27 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矿井通风系统的确定矿井通风系统分为中央并列式、中央分列式、两翼对角式、分区对角式及混合式几种，现就这几种方式进行比较，以确定矿井通风方式。见表9—1。表9—1矿井通风类型优缺点及适用条件对比表优缺点适用条件中央并列式1.煤层倾角大，总回风石门短，掘进费用低；2.建井期短，施工速度快，初期投资少，出煤快；3.初期投资少，出煤快；4.便于井筒延深，为深部通风提供有利条件；5.地面建筑和供电厂集中，便于管理；6.风流折返路线长，通风阻力大，通风费用高；7.工业广场由风机噪音大。新建矿井，煤层倾角大，埋藏浅，但走向不大，而且自然发火不严重的情况下。中央分列式1.这种方式比中央并列式安全；2.建井期两井深部延深，通风不困难，风流不折返；3.阻力小，内部漏风小，有利于防火；4.工业广场没有噪音和污风污染；5.回风井系统设备防尘管理比较方便。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向不大而瓦斯和自然发火较严重的矿井。两翼对角式1.风流路线短，阻力和漏风小，采区风阻稳定；2.矿井总回风稳定，工业广场不受污染；3.比中央分列式安全性好；4.初期投资大，管理相对分散，发生事故时反风比较困难。适用于走向较大的井型，产量高，煤层埋藏浅，瓦斯、自然发火严重的矿井。 续表优缺点适用条件分区对角式1.每个采区都有回风井，有独立的通风系统，互不影响；2.分区开掘风井，可改善通风条件，又能利用风井准备采区，缩短掘进建井工期；3.设计规范要求生产能力240万吨/年以上的特大型矿井都宜采用分区开拓、分区通风、集中出煤，各采区有独立的通风系统。适用于煤层埋藏浅，地表高低起伏较大，无法开掘浅部总回风巷道，而且表土层没有流沙层，便于开掘小风井。混合式为缩短基建时期，在初期采用中央式通风系统，随着生产的发展，当开采到两翼边界附近是要建立对角式通风系统。一般老矿井的改建、扩建使用，适用于大型、特大型矿井。从以上技术分析来看，并结合本矿井的煤层赋存条件，确定采用中央分列式通风比较有利，因此本矿井选用中央分列式通风方式。9.1.2矿井主扇工作方式的选择煤矿主扇的工作方法基本上分为抽出式和压入式两种。技术比较见表9—2。从分析比较来看，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重，开采第一水平和低沼气矿井等条件下，采用压入式通风比较合适；否则，就不宜采用压入式通风。因此，结合本矿井的实际条件，采用抽出式通风比较合适。9.1.3采区通风方式的选择9.1.3.1采区通风总要求1．能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；2．漏风要小，风流的稳定性要强；3．有利于排放瓦斯，防止煤尘自燃和综合防尘；4．有较好的气候条件； 5．运行安全，技术上先进，经济上合理。表9—2主扇两种工作方式优缺点比较表工作方式优点缺点抽出式1.抽出式通风主扇井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2.和压入式通风相比，抽出式通风向深部水平过渡比较容易，可以克服压入式通风向深部水平过渡时的种种缺点。3.采用抽出式通风，矿井总进风路线上不用设置构筑物，通风管理方便，漏风较小。1.在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路。总进风量和工作面有效风量都会减少。2.通风电力费用较高。压入式1.用压入式通风，能用一部分回风流吧小窑塌陷区的有害气体带到地面，在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下使用比较安全；2.如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都叫抽出式为小。1.采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大；2.在向深部水平过渡时比抽出式通风困难；3.压入式通风使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区内瓦斯涌出量增加。9.1.3.2采区通风基本要求1．每个采区必须 有独立的回风道，实行分区通风，回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风，不得串联；2．工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；3．煤层倾角大于12°时不能采用下行风；4．回采工作面的风速不能低于1m/s；5．工作面回风流中沼气浓度不得超过1%；6．必须保证通风设施的规格质量要求(风门、风桥、风筒等)，尽量减少漏风；7．要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小且风流畅通；8．机电硐室必须在进风流中，火药库要采用独立通风；9．采空区必须及时进行密闭；10．要设置管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。9.1.3.3轨道上山进风与运输上山进风的选择一般情况下，一个采区布置两条上山，一条轨道上山，作为辅助运输，另一条运输上山，运输煤炭。在通风方式上，既可以采用轨道上山进风、运输上山回风，也可以采用运输上山进风、轨道上山回风，它们各有利弊。技术比较见表9—3。通过以上的分析比较，根据采区通风的基本要求，确定采区的通风方式采用轨道上山进风、运输上山回风。在轨道上山和运输上山之间设置必要的风门、调节风窗等通风构筑物。9.1.3.4采煤工作面通风方式工作面通风方式只有两种，一种是上行逆向风，一种是下行同向风，简称上行风和下行风，它们各有优缺点，现对比如下。见表9—4。根据技术分析比较，结合本矿的实际情况，采煤工作面选用上面采用下行通风、下面采用上行风通风方式。表9—3轨道上山进风和运输上山进风比较进风方式优点缺点 轨进运回1.不必在下部车场安设风门等通风构筑物，避免物料车频繁经过风门造成风门损坏，造成漏风或风流短路；2.可使新风流避免沼气和矿尘的污染，有利于保证风质。1.皮带运输机处于回风流中多台串联运转，运行环境不好。运进轨回1.皮带运输机处于新鲜风流中，运行环境较好。1.需在下部车场安设风门等通风构筑物，由于物料车频繁经过风门，易造成风门损坏、漏风或风流短路；2.风流和煤流方向相反，容易引起煤尘飞扬，污染风流；3.煤流中释放瓦斯，使进风流中瓦斯浓度升高，运输设备散发的热量是风流温度升高。9.2防止特殊灾害的安全措施9.2.1预防瓦斯事故1．加强瓦斯监控检查：矿井要建立瓦斯安全监控系统，在工作面回风顺槽及掘进工作面和主要回风地点安设瓦斯监控探头，连续监测回风流中的沼气浓度，对采煤工作面上下偶角及掘进工作面每班检查瓦斯不少于两次，采煤工作面回风偶角及掘进工作面悬挂便携式瓦斯报警器，发现瓦斯超限，及时撤离工作面人员，立即停止生产，采取有效措施进行处理。表9—4采煤工作面通风方式的比较优点缺点 通风方式上行风在煤层倾角大于12°的回采工作面，都应采用上行通风。1.在正常风速下，沼气分层流动和局部瓦斯积存的可能性较小；2.采用上行风，采区进风流和回风流之间产生的自然风压和机械风压的作用方向相同。3.瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快地降低工作面的瓦斯浓度。1.上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部瓦斯积聚；2.煤炭在运输过程中涌出的瓦斯，被上行风带到工作面，使工作面瓦斯浓度升高；3.上行风的方向与煤炭运输方向相反，所产生的煤尘受到逆向的冲击，容易飞扬；4.上行风的风流路线长，受地温影响，可使工作面的温度升高；下行风在没有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的、倾角小于12°的煤层中，可考虑采用下行通风。1.下行风的方向与沼气的自然流向相反，二者容易混合，不易出现分层流动和局部积聚的现象；2.下行风把煤炭运输过程中涌出的瓦斯带到回风巷，采面瓦斯浓度低；工作面的温度不会升高。3.下行风与煤炭运输方向相同，不易冲击煤尘飞扬。1.采用下行风时，运输设备在回风行中运转，安全性较差。2.下行风，其作用方向与采区进风和自然风压之间产生相反，所需要的机械风压要大。2．搞好采空区均压，及时对采空区及盲巷进行封闭，减少工作面漏风量，降低工作面两端瓦斯压差，控制瓦斯涌出。 3．在各主要进回风巷道及采掘工作面巷道安设葛爆水棚，并定期进行维修加水。4．所有下井人员都要携带自救器。9.2.2预防煤尘事故1．为防止煤尘的产生、积聚，设置巷道冲水、工作面洒水、喷雾管路系统。2．主要运输大巷、车场、采区上下山、运输机道、装载点等运煤的转载点，都必须安设喷雾装置，进行防尘。3．要完善综合防尘措施，及时消除煤岩尘积聚。9.2.3防止矿井水害事故1．要严格坚持“有疑必探、先探后掘、先探后采”的原则。2．建立健全矿井方排水设施，及时排除矿井涌水。3．对顶板涌水要先进行疏放、在进行掘进和开采。4．定期进行水仓及水沟的清捞工作，防止淤泥积聚，保持水沟畅通。第十章矿井基本技术经济指标 表10-1矿井经济技术指标表序号技术经济指标单位数量或内容备注1煤层牌号QM432可采煤层数层23可采煤层总厚度m1.884煤层倾角°4°～6°5⑴矿井工业储量万t6583.02⑵矿井可采储量万t5240.256⑴矿井年工作日数d330⑵日采煤班数班37⑴矿井年生产能力万t/a45⑵矿井日生产能力t/d13648矿井服务年限a83.179矿井第一水平服务年限a33.3410井田走向长度Km9.12井田倾斜长度Km3.211瓦斯等级低级瓦斯相对涌出量m3/t/d0.04812通风方式抽出式13⑴矿井正常涌水量m3/h35.23⑵矿井最大涌水量m3/h72.1614矿井开拓方式立井双水平15⑴第一水平标高m-220⑵最终水平标高m-300续表 序号技术经济指标单位数量或内容备注16⑴生产的工作面数目个2⑵备用的工作面数目个117采煤工作面年进度m118818⑴移交时井巷工程量m12374.6⑵达产时井巷工程量m21614.619开拓掘进队数个1020大巷运输方式架线式电机车21矿车类型1t固定箱式22电机车类型台数523设计煤层采煤方法炮采24⑴工作面长度m230⑵工作面推进度m/月90⑶工作面坑木消耗m3/kt30⑷工作面效率t/工7.31⑸工作面生产成本元/t40.34参考资料 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