年产240万吨年矿井设计（有设计图纸）

'有全套图纸摘要本次设计是针对矿物资源工程专业学生理论联系实际的一次实践性设计。王家井田地处阜新煤田西部，开采第四组煤中的四个煤层。本矿井采用立井多水平上下山开采，主井提升、副井运送物资与进风。利用走向长壁采煤法、综合机械化采煤。考虑到本矿井为高瓦斯矿井及特有的地质特征，采用中央边界式通风方式，压入式进风。三机采煤——采煤机、刮板输送机、液压支架配套设备。采区巷道为双巷布置，联合运输大巷。设立集中运输大巷，煤由工作面运输到井底煤仓，统一由主井提升至地面。工作制度为两采一准，先采第一层煤，即可打产，依次向下分区开采。井底设置水仓，井下汲水统一导入水仓，集中抽至井上。中央变电所集中供电，分区配电。本矿井年产量为240万吨，服务年限约为85年。关键词：地质特征；运输大巷；配套设备；联合运输.AbstractThisdesignaimsatthemineralresourcesisastudentapplytheorytorealitypracticalitydesign.WangJiawestthepaddiesplaceFuxincoalfield,minesinthefourthgroupofcoalfourcoalbeds.Thisminepitusesintheverticalshaftmulti-levelstodescendamountainmining,themainwellpromotion,thevice-wellshipthecommoditywithtoenterthewind.Usingmovestowardsthelongwalltopickwest,synthesismechanizationminingcoal.Consideredthisminepitforthehighgasminepitandtheuniquegeologicalcharacteristic,usesthecentralboundarytypetoventilatetheway,pressesinthetypetoenterthewind.Threemachinesminingcoalmachine,scraperconveyer,hydraulicpressuresupportsupplementaryequipment.Pickstheareatunnelforthedoublelanearrangement,thejointtransportationbiglane.Theestablishmentcentralismtransportsthebiglane,thecoaltransportsfromtheworkingsurfacetothebottomofthewell,unifiespromotesbythehostwelltotheground.Theworkroutineistwopicksone,firstminesthefirstcoal,thenhitsproduces,inturntounderdistrictmining.Thebottomofthewellestablishment,themineshaftdrawswatertheunificationtoinduct,thecentralismpullsouttothewellin.Centraltransformersubstationcentralismpowersupply,districtpowerdistribution.Thisminepitannualoutputis2.4milliontons,theservicelifeapproximately85years.有全套图纸 有全套图纸摘要本次设计是针对矿物资源工程专业学生理论联系实际的一次实践性设计。王家井田地处阜新煤田西部，开采第四组煤中的四个煤层。本矿井采用立井多水平上下山开采，主井提升、副井运送物资与进风。利用走向长壁采煤法、综合机械化采煤。考虑到本矿井为高瓦斯矿井及特有的地质特征，采用中央边界式通风方式，压入式进风。三机采煤——采煤机、刮板输送机、液压支架配套设备。采区巷道为双巷布置，联合运输大巷。设立集中运输大巷，煤由工作面运输到井底煤仓，统一由主井提升至地面。工作制度为两采一准，先采第一层煤，即可打产，依次向下分区开采。井底设置水仓，井下汲水统一导入水仓，集中抽至井上。中央变电所集中供电，分区配电。本矿井年产量为240万吨，服务年限约为85年。关键词：地质特征；运输大巷；配套设备；联合运输.AbstractThisdesignaimsatthemineralresourcesisastudentapplytheorytorealitypracticalitydesign.WangJiawestthepaddiesplaceFuxincoalfield,minesinthefourthgroupofcoalfourcoalbeds.Thisminepitusesintheverticalshaftmulti-levelstodescendamountainmining,themainwellpromotion,thevice-wellshipthecommoditywithtoenterthewind.Usingmovestowardsthelongwalltopickwest,synthesismechanizationminingcoal.Consideredthisminepitforthehighgasminepitandtheuniquegeologicalcharacteristic,usesthecentralboundarytypetoventilatetheway,pressesinthetypetoenterthewind.Threemachinesminingcoalmachine,scraperconveyer,hydraulicpressuresupportsupplementaryequipment.Pickstheareatunnelforthedoublelanearrangement,thejointtransportationbiglane.Theestablishmentcentralismtransportsthebiglane,thecoaltransportsfromtheworkingsurfacetothebottomofthewell,unifiespromotesbythehostwelltotheground.Theworkroutineistwopicksone,firstminesthefirstcoal,thenhitsproduces,inturntounderdistrictmining.Thebottomofthewellestablishment,themineshaftdrawswatertheunificationtoinduct,thecentralismpullsouttothewellin.Centraltransformersubstationcentralismpowersupply,districtpowerdistribution.Thisminepitannualoutputis2.4milliontons,theservicelifeapproximately85years.有全套图纸 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有全套图纸Keywords：geologicalcharacteristic；transportthelargelane；corollaryequipment；jointlytransport.目录0前言11矿区概述及井田特征21.1矿区概述21.1.1矿区概述21.2井田及其附近的地质特征21.2.1井田的地层层位关系21.2.2水文地质情况41.3矿层质量及矿层特征61.3.1矿层特征61.3.2瓦斯与煤尘及含水情况71.3.3勘探程度及勘探要求71.3.4矿层质量牌号、工业分析及用途72井田境界及储量82.1井田境界82.1.1井田范围82.1.2边界矿柱留设尺寸82.1.3边界的合理性82.2井田的储量9有全套图纸 有全套图纸2.2.1井田的工业储量92.2.2煤柱损失量及可采储量93矿井的年产量及服务年限123.1矿井年产量及服务年限123.1.1矿井的年产量123.1.2矿井的服务年限123.2矿井的一般工作制度134井田开拓144.1井筒形式的确定144.2井筒的数目及位置154.2.1井筒的数目154.2.2井筒的位置154.3开采水平的设计204.3.1水平高度的确定204.3.2水平储量及水平服务年限224.3.3设计水平的巷道布置234.4采区划分及开采顺序244.4.1采区形式及尺寸的确定244.4.2采区划分的合理性254.4.3采区的开采顺序254.5开采水平与回风水平及井底车场形式的选择254.5.1开采水平与回风水平25有全套图纸 有全套图纸4.5.2井底车场形式的选择254.5.3井底车场硐室264.5.4井底车场工程量274.6开拓系统概述274.6.1开拓系统274.6.2通风系统274.6.3运输系统284.6.4灌浆系统284.6.5移交时井巷开凿的位置及开凿工作量284.7技术经济比较285采区巷道布置325.1设计采区的地质概况及矿区特征325.1.1采区概况325.1.2煤层特征325.1.3采区范围及工业储量325.1.4采区生产能力及服务年限335.2采区形式345.2.1采煤方法的选择345.2.2准备方式345.3采区划分355.3.1工作面长度355.3.2采区区段的划分35有全套图纸 有全套图纸5.3.3区段平巷的布置方式365.4采区车场及硐室365.4.1采区煤仓365.4.2变电所365.4.3采区绞车房375.4.4采区车场385.5采准系统395.5.1采准系统395.5.2通风系统395.5.3运输系统395.5.4排水系统405.6采区开采顺序405.7采区巷道支护形式405.7.1确定依据405.7.2各巷道的断面及巷道特征405.8采区巷道的掘进率、采区回采率415.8.1采区巷道掘进率415.8.2采区回采率426采矿方法436.1采矿方法的选择436.1.1选择采煤方法的原则436.1.2采煤方法选择的影响因素44有全套图纸 有全套图纸6.1.3采煤方法的确定446.2设计层的矿层赋存条件，矿层结构及围岩情况456.3工作面长度的确定456.4采煤机械的选择及回采工艺方式的确定476.4.1综采机组的设备选型476.4.2回采工艺方式496.4.3顶板管理方法526.4.4工作面布置526.5循环方式选择及循环图表的编制536.5.1循环方式的选择536.6.2循环图表的编制546.6.3工人出勤表556.6.4机电设备表566.6.5技术经济指标表577建井工期及开采计划587.1建井工期及施工组织计划587.1.1施工队伍的人力配备587.1.2井巷施工的机械化程度及施工程序587.1.3工程排队及施工组织排队607.2开采计划607.2.1开采顺序607.2.2配产的原则61有全套图纸 有全套图纸7.2.3采区及回采工作面接替图表618矿井通风638.1矿井通风系统概述638.1.1矿井开拓系统638.1.2矿井通风安全条件638.2矿井通风方式与通风系统的选择638.2.1矿井通风设计的要求638.2.2矿井通风方式的选择648.2.3矿井主要扇风机通风方法的选择658.2.4矿井通风方式的确定658.3总风量的计算与风量分配658.3.1回采工作面需风量668.3.2掘进工作面需风量678.3.3硐室需风量计算688.3.4其它井巷需风量698.3.5各巷道最高最低风速表698.4矿井总风压及等积孔的计算708.4.1确定矿井通风困难第一时期的依据708.4.2矿井第一时期的确定708.4.3计算原则及计算方法708.5通风设备的选择738.5.1矿井主要扇风机的选型计算74有全套图纸 有全套图纸8.5.2选择电动机758.5.3总耗电量及吨煤电耗759矿井提升与运输779.1概况779.2采区运输设备的选择779.2.1运输平巷中运输设备的类型及数量779.2.2回风平巷中运输设备的类型及数量789.2.3轨道上山及运输上山中运输设备799.3主要巷道运输设备的选择809.3.1轨距、矿车类型及数量809.3.2电动机的选择819.4提升829.4.1提升设备的类型及规格829.4.2提升钢丝绳的选择869.4.3选择及验算提升机869.4.4提升机与井筒相对位置889.4.5提升运动学及动力学计算909.4.6选择提升电动机919.4.7设备实际年提升能力9210排水9410.1矿井涌水9410.1.1矿井水的来源94有全套图纸 有全套图纸10.1.2矿井排水系统9410.2排水设备的计算与选择9410.2.1选择水泵原则9410.2.2水泵的选择9510.2.3管路的确定9610.3水泵房设计9710.3.1概述9710.3.2水泵房的长度9710.3.3水泵房的宽度9810.3.4水泵房的高度9810.4水仓设计9810.4.1概述9810.4.2容量9810.4.3规格尺寸9810.4.5水仓清理9911技术经济比较10011.1全矿人员编制10011.1.1井下工人10011.1.2井上工人数10011.1.3管理人员10111.1.4全矿人员10111.2劳动生产率101有全套图纸 有全套图纸11.2.1采煤工效10111.2.2井下工效10211.2.3生产工人效率10211.2.4全员效率10211.3成本10211.3.1工作面直接成本10211.4全矿技术经济指标10412结论106致谢107参考文献108附录A109附录B1140前言毕业设计是大学本科学习必不缺少的一部分，是综合考察四年来的大学学习的重要依据，更是对于我们综合运用多学科的理论、知识与方法的全面检验。通过毕业设计的过程，集中训练了我们的科学研究能力和创新能力，培养了我们综合运用所学知识和技能，分析问题解决问题的科学思维，它是理论联系时间的一次重要的应用过程，对我们全面领悟所学知识有着重要的意义。在毕业设计中，我们严格要求自己，做到自己动手、自己动脑，巩固和加深我们所学的理论知识，使理论更好的与实际相结合。把四年大学知识综合运用到设计中去，对完善我们的散乱的知识领域，起到了必不可少的作用。虽然学生已经很认真、努力的完成了设计，但是由于知识的有限，经验的不足，仍存在不妥之处，请各位老师多多批评、指导。有全套图纸 有全套图纸1矿区概述及井田特征1.1矿区概述1.1.1矿区概述王家井田位于阜新煤田西部，阜新市西37公里，隶属于阜新清河门境内，地理坐标：东经121°26′，北纬41°45′。井田中部有新义线国铁通过并没有设有清河门车站，乘车可南达义县、锦州，北通新立屯，沈阳等地。另有公路在此通过，交通方便。勘探线上界为-200标高，深部到F18断层和-800标高，南界从-26600纬线，北到-21000纬线附近。平均走向长5公里，倾斜长为3.5公里，面积为17.5平方公里。勘探区的范围内有清河门镇，北园子，岭东，长山堡和新三道壕等村庄。区内有一条清河水系于现生产水平地面通过。清河水流量按照季节性的变化很大，平时水流缓慢水深0.15—0.5米，雨季水量增大，水深可达0.5—有全套图纸 有全套图纸1米，河床宽达200米。河身浅，泛滥时清河门镇可受水灾威胁。本区为阜新盆地中的缓丘陵地貌，地表标高为+120-+150米之间，地形南高北低。区内有清河流过，为季节性河流，雨季水量增大，平时水流速缓，水深0.15-0.5米，雨季水深可达0.5-1米，河床宽达200米，河身浅，泛滥时清河门镇可受到威胁，年降水量小于蒸发量，风力较大，一般5～6级，为大陆性气候。主要受蒙古—西伯利亚气流控制，表现为多干旱。区内冻结期为12月—2月，冻结深度1.5m左右。矿区内有选煤厂一座、修理厂及其他辅助企业，电源由阜新市电厂供给，区内还有自己的小电厂，目前附近清河门电厂正在筹建中。水源主要来自地下水、地表水。矿区勘探程度为精查。1.2井田及其附近的地质特征1.2.1井田的地层层位关系该井田内煤系地层属晚侏罗系上统沙海组，其上覆为阜新组、其下为吐呼噜组。沙海组含有丰富的可采煤层。五个煤组，二十三个分层，其中十七个可采层，可采煤层厚度总共34.33米，最小厚度14.4米，平均可采厚度21.81米，其他岩性为灰色页岩、粉砂岩、砂岩，且五组二层顶板岩性以砂岩为主，含有丰富的贝壳化石及植物化石。该段以开采该段煤层为主，其煤层走向南部NW350º、北部为NE15º、倾向东南，五组二十三层，十七层可采。本井田主要开采第四煤组中三层煤，四组煤层其围岩大部分为砂页岩，颗粒匀质较细，沉积稳定，间有个别少砂层，物性简单，曲线变化平直，其煤层厚度沿煤层走向中间厚，往南北两侧逐渐变薄至最低可采边界，沿倾向也是中间厚，浅部薄，其煤层厚度分别为一层3.5米，二层3.2米，三层6.0米，四层7.5米，其中一层为最上层煤。沙海组从岩性、岩相方面由下而上可分为三段：下部：以白色砂岩，砂砾岩为主，夹有少量的灰色砂质页岩及薄煤层，厚度为500m。本段岩性变化比较明显，横向比纵向尤为突出，南部，东部粗粒的砂砾岩或砾岩较为发育，向北西逐渐被砂岩或砂页岩代替，没有突变现象，砂岩和砾岩多为以石英质为主，颗粒度硬度稍差，泥质或砂质胶结，致密，多为中细粒，南部较粗，以粗粒砂岩相为代表，每一个徘徊间距0.8～1.0m且具有正向面貌(下粗上细)反映了振荡沉积特点。有全套图纸 有全套图纸中部：由青灰色页岩，砂质页岩，白色含沙砾岩组成，砂砾岩，砂岩中少量油页岩，本段含主要五个可采煤组，可采煤层达17层，可采厚度24.33m。本段地层400m区内变化不大。煤层赋存浅部薄，向深部逐渐加厚，各煤组均以此特征构成含煤段落的岩性。其变化基本遵循下部的赋存特征，一般由南往北表现由粗粒碎屑岩相向细粒泥岩砂质沉积过渡的，也有个别反向递变情况，因此从剖面上看是从前者为主转变到后者的交叉相变现象。在每一主要含煤层韵律中间距0.6～2.5m,韵律间距小者含煤层厚度大，间距大者往往为薄煤层或接近可采煤层，从这一概略地从侧面说明了本段之古地理环境具有缓慢沉降微具振荡的特征，一般是稳定的湖泊，沼泽相产物，并含有大量的淡水软体动物化石及植物化石。上部：以青灰色页岩，砂质页岩夹有部分白色砂岩并含淡水贝壳化石，向上至顶部为白色砂岩和砾岩间有砂页岩，亦含有淡水软体化石。本段上部约100～150m为砂质页岩及页岩层，岩性均一稳定区，内无太大差别，越向上越含有数层贝壳化石，基本反映沙海组的后期阶段已无可采煤层，厚度300m。综上所述：沙海组含煤系地层从岩性上具有内陆河流—湖泊—沼泽相沉积特点，含煤落段以砂岩建造为主。本区位于阜新煤田西部，处于阜新内陆断落陷盆地的西部边界，井田构造比较简单，该井田的西南部有一背斜，其轴线在井田南部成南北向，南翼轴部向北和东北向逐渐变化为无明显轴部，呈缓背斜构造。本井田第四组断层主要为F14号断层，反向正断层，已由部分钻孔控制，已查明56—8号钻孔在514～526.99m处岩石具有滑面、错动擦痕。该井田的岩浆岩属第三纪辉绿岩，其活动方式呈岩墙方式侵入，以深角度83°～89°，呈东南方向沿煤层倾向由浅往深逐渐变厚，由南向北排列为四个带，β1，β2，β3是根据生产巷道和一部分钻孔实见而确定的，β4实根据三区下山探察道和75到22号钻孔确定的。β1：四区北四路风道实见厚6米，南异风道实见厚1.2米，南异大巷实见厚15.3米，62-8号钻孔及62-13号钻孔都有实见。β2：西异区-2运输大巷实见厚1.14米、0.5米、0.5米三条，-200丙水仓实见厚4.15米，-200丙水仓实见厚8.4米，北异大巷实见厚2.4米、6.5米、0.5米三条，八区北一路风道实见厚0.5米、2.4米、1.6米三条。β3：三区石门实见厚4.7米，三角区中间风道实厚7米，三角区皮带道实见厚6.05米。有全套图纸 有全套图纸β4：三区下山探查道实见0.5米，75-22号钻孔在40.92米见1.2米，242.9米见4.07米，255.9米见9.8米，358.8米见2.55米，366.44米见5.14米，255.49米见9.8米，358.85米见2.55米，392.04米见2.95米，399.39米见0.5米，414.49米见3.3米，428.3米见0.45米，444.5米见5.55米，停孔。火成岩对煤层变焦范围的确定，是根据生产巷道实见按南异风道和北异大巷火成岩与变焦厚度为0.27-0.87倍为依据。我们在计算储量中采用火成岩宽度的0.5倍作为一侧圈定天然焦区范围。焦量未计算储量。1.2.2水文地质情况本区井田处于河下与河流附近，清河常年有水，流量较大，推算1930年的洪水期可达588.78m³/s，由河流冲击的沙砾岩曾潜水蕴藏量极为丰富，五个冲击层面积覆盖井田面积的三分之一以上，河水与冲击层是全区基层含水层的主要补给水源，划分为四个含水层，含水弱，渗透性极差，认为是一个弱含水层。清河门区有细河，塔子沟河，清河三条水系，在本区内仅有清河流过，清河发源于清河门西北20公里的瓦盆窑莲花山一带，向南流入细河，再汇入大菱河，最终归于渤海。清河通过井田部分的地段，河床宽达200米，平时水位0.8m/s，水深0.15-0.3米，河床坡度千分之五，雨季水量骤增至21-23m³/s，水深0.5-1.0米，但河水在雨后一天左右即可降至平时水位，一般枯期河水变成细流，由于河床宽，河身浅，河道曲折，历史上曾发生过泛滥，河水曾漫至河西村、清河门、三道壕等地，最高洪水位为136-139米。该矿水文条件受地形影响含水层赋存位置覆盖曾薄厚、地表水及大气水制约，受孔隙、裂隙发育程度控制，该区地下水主要赋存于第四季沙砾岩层及煤系地质的砂岩层、砾岩层裂隙中、火成岩裂隙带和构造裂隙带中，而大气降水是地下水的主要来源，其地下水可沿孔隙裂隙流动、渗入或直接补给给个含水层，通过采动影响或直接导入矿井。埋藏于顶底部含水层与隔水层从地质剖面上可以明显看出，以砂力岩，沙岩，砾岩为主的含水层，主要分布井田的南部和西部，向北或者东北部逐渐变成尖灭，而被页岩和砂岩的相对隔水层所替代，而粗粒岩的含水性则是浅部强深部弱。地下水的赋存状态是其有承压性的孔隙水为主体，而由构造所产生的孔隙主要起着导水作用。有全套图纸 有全套图纸本区地下水主要埋藏于第四级砂砾岩层及煤系底层的砂岩层、砾岩层裂隙带及火成岩隙带和构造裂隙带层中，其含水层由上而下大体可分为五个层，隔水层位于V-2层上与Ⅳ煤组间，从而形成基岩水的微承压性，全区含水层与隔水层的分布情况变化甚大，极不稳定，分叉－多－薄－合并现象显著，极不容易降含水层划分清楚，大体是南部含水层距煤层近，北部含水层薄距煤层远，隔水层则南薄北厚，其水平方向实水性与含水层的划分情况一致。现将含水层分述如下：第一含水层(第四纪沉积的砂砾岩层)：该层沿清河河谷发育呈K带状厚度不一，一般河谷上游及两侧薄(1~2米)，下游及中间厚(3~5米)宽约200米左右，岩性以细沙，中砂，粗砂和角砾为主，中间夹有扁豆体砂质粘土及粘土类物质。涌水量为15公升/秒，渗透系数为290米/昼夜，主要为大气降水与河水补给，因此潜水位于动态与季节及和河水变化一致，河谷潜水像有的与底层河流像一致，有时则垂直两者关系权为密切。第Ⅱ含水层(基岩风化带)：分布全区厚度20~50米，裂隙由于风化作用形成，其中砂岩风化带松散具有较大裂隙，裂隙发育程度私随层增大而减弱。涌水量为0.6公升/秒米，K=200米/昼夜第Ⅲ含水层：该含水层位于r-2之上，分布全区，厚度6~300米，变化巨大砂岩，砾岩含水，矿物质成分以石英长石为主，由泥质和砂质胶结，结构松软，裂隙较为发育。第Ⅳ含水层：该含水层由V-2到Ⅳ-6层中间，由砂岩，砾岩组成分布全区厚度11~29千米。第Ⅴ含水层：该层Ⅵ-1到Ⅱ煤组间，以白色及灰色砂岩、砾岩含水分全区，厚度1千米~160米胶结致密，渗透性弱。涌水量0.0014公升/秒米，K=0.00122米/昼夜。隔水层：Ⅲ含水层到V-2中间，5~350米南薄北厚潜部深厚。该矿区水文地质条件受到地形影响，含水层赋存位置覆盖地表水及大气水制约受孔隙，裂隙发育程度控制该区地下水主要富存于第四纪砂砾岩层及煤系地层，砾岩层裂隙中，火成岩裂隙带和构造裂隙带中，而大气降水是地下水主要来源，其地下水可沿孔隙、裂隙流动，渗入或直接补给各个含水层(带)通过采动裂隙或直接导入矿井。河流冲击的砂砾层潜水藏量很丰富，河水与冲击层是全区基岩含水层（带）的主要补给水源。埋藏于煤层顶底的含水层与隔水层从水文地质剖面上可以看出以砂岩、砂砾岩为主的含水层。主要分布井田的南部和西部，向北和东北部则逐渐变薄或尖灭。被砂页岩的相对隔水层所代替。而粗粒岩的含水性则是浅部强。有全套图纸 有全套图纸埋藏于煤层顶底部的含水层与隔水层地质剖面上可以看出：以砂岩、沙砾岩、砾岩为主的含水层，主要分布井田的南部和北部，向北或东北部逐渐变薄或尖灭，而被页岩、砂页岩的相隔隔水层所代替，而粗粒岩的含水性则是浅部强深部弱。全矿最大涌水量为870，正常涌水量为500。1.3矿层质量及矿层特征1.3.1矿层特征本区内有五个煤组，十五个可采煤层，本矿井设计为第四组中的三层煤，第四组从钻孔揭露资料和测井曲线对比，四组煤层厚度较大，为主要含煤地段，其围岩大部分为砂页岩，颗粒均质较细，沉积稳定，间有个别岩层，物性简单，曲线平直。第四组三层煤上界标高-200米，深部到-800标高，南界-26000米纬线，北界-22000米纬线，厚度分别为3.5米，3.2米，6.0米，四层7.5米，其中最上层煤为3.5米，煤层平均倾角为17度。1.3.2瓦斯与煤尘及含水情况煤尘与瓦斯：本井田为高瓦斯矿井，其瓦斯绝对瓦斯涌出量为39.11m³/min，煤尘爆炸指数为42.7%，煤层自燃发火期为3-6个月。地下水的赋存状态是其有承压性的孔隙水为主体，而由构造所产生的孔隙主要起着导水作用。1.3.3勘探程度及勘探要求在勘探初期针对该区特点，首先，原则上对全井田采用先线后面，全面控制，点线配合，重点解剖，然后循序渐进，逐步提高勘探程度，储量级别等，通过四次勘探，补充并借鉴邻区地质资料，比拟本井田上述地质因素特征，视其地质构造复杂程度为中等，煤层较稳定且偏简单，勘探类型属于二类二型偏简单.1.3.4矿层质量牌号、工业分析及用途该井田煤层为块状、亮煤、半亮煤，质硬性脆，条带结构有全套图纸 有全套图纸，夹有少量丝炭薄层，节理发育，有黄铁矿和方解石相伴生，井田边缘灰分增高，媒质较差，中间较好，经过多次勘探取样化验结果确定，本井田煤质牌号为常烟煤，主要用于动力煤和民用煤。根据取样化验结果，灰分平均17.68%，水分1.99%-10.10%、平均4.25%，挥发份38.57%-46.52%，平均42.46%，含硫0.3%-2.63%，平均0.91%，坩埚胶结G1—6、平均3。精煤发热量Q6172大卡/公斤—8200大卡/公斤、平均7000大卡/公斤。2井田境界及储量2.1井田境界2.1.1井田范围王家井田境界为：上界－300m标高，深部到F18断层和－900m标高，南界为－26000纬线，北界为－21000纬线，开采煤层为第四组煤中的四个煤层，厚度分别为：一层3.5米，二层3.2米，三层6.0米，四层7.5米，其中一层为最上层煤，沿煤层走向中间厚，往南北两侧至最低可采边界逐渐变薄，沿倾向也是中间厚、浅部薄。煤层走向南部为NW350°，北部为NE15°，倾向东南。2.1.2边界矿柱留设尺寸1)边界矿柱、井田边界各留30m煤柱（依规程）。2)有全套图纸 有全套图纸工业广场保护煤柱留设，应在确定地面保护面积后，用移动角圈定煤柱范围，工业场地地面受保护面积应包括保护对象及围护带，围护带宽度15m。3)在工业场地内的立井，圈定保护煤柱时，地面受保护对象应包括绞车房，井口房或通风机房、风道等，围护带宽度20m。4)采区边界煤柱：相邻两个采区各留20米的采区边界煤柱。5)阶段煤柱：斜长60米，若在两阶段留设，则上下阶段各留30米。6)区段煤柱：斜长10米。7)断层煤柱：两边各留20米。2.1.3边界的合理性在本井田的划分中，充分的利用到自然条件，即利用断层划分井田，使断层的保护煤柱成为采区的边界，这样既降低了煤柱的损失，也减少了开采技术上的困难，同时本井田的划分使储量与生产相适应，矿井生产能力与煤层赋存条件、开采技术装备条件相适应，井田有合理的尺寸，阶段垂高满足《设计规范》的要求，走向长度大于倾斜长度，使矿井的开采有足够的储量和足够的服务年限，避免矿井生产接替紧张。因此，从以上来看，本井田的划分是合理的，也就是说本井田设计的边界是合理的。2.2井田的储量2.2.1井田的工业储量已知：井田走向长5000米，倾斜长2052.18米，共有三个可采煤层,厚度分别为一层3.5米(最上部煤层),二层3.2米,三层6.0米，四层7.5米，煤的容重为1.35t/m³。设煤层倾角为θ，倾斜长为L,井田面积为S，则arctgθ=600/2176.8得：S＝5000×2052.18＝10260900m²该井田的工业储量ZG＝M·S·r＝（3.5+3.2+6.0+7.5）×10260900×1.35＝27981.5（万t）式中：ZG——矿井的工业储量，万t有全套图纸 有全套图纸——煤层的厚度之和，mS——井田面积，m²r——煤的容重，r=1.35t/m³即该井田的工业储量为27981.5万t。2.2.2煤柱损失量及可采储量1)井田边界预留30m的边界煤柱，以避免邻矿开采对本矿造成影响，有利于本矿的安全生产。边界煤柱压煤量：Z边=2×30×2176.8×13.8×1.35=243.3万t2)工业广场坐落着主井、副井、风井等重要生产设施，因此，工业广场下的煤柱不可以回采，称为工业广场保护煤柱。根据设计规程规定，矿井的工业场地面积为0.8-1.1公顷/10万t，本矿井设计生产能力为120万t/年，所以本矿井的工业场地面积为：S=240×0.8-1.1=12公顷=120000m²工业场地压煤面积计算过程如下：一层煤压煤量Z1：S1=896/2×（530+996）=683648m²所以：Z1=683648×3.5×1.35=323.02万t二层煤压煤量Z2S2=932/2×（530+1031）=726960m²所以：Z2=726960×3.8×1.35=372.93万t三层煤压煤量Z3S3=969/2×（530+1066）=773262m²有全套图纸 有全套图纸所以：Z3=773262×6.5×1.35=678.54万t所以工业场地压煤量：Z工=Z1+Z2+Z3=678.54+373.17+323.02=1375.7万t3)断层煤柱损失Z断本矿存在一个小断层，其长为750米，则Z断=25×50×13.8×1.35=93.15万t综上，该矿永久的煤柱损失量：Z永=Z边+Z工+Z阶段+Z断=243.3+1375.7+93.2=1712.4万t井田的可采储量计算公式:Zk=(ZG-P)·C式中：Zk—矿井可采储量ZG—矿井工业储量P—保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留置的永久煤柱量C—采区采出率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8；薄煤层不低于0.85;地方小煤矿不低于0.7已知：ZG=16221.5万t，P=2606.4万t，C=0.75则Zk=(ZG-P)·C=（27981.5-1712.4）×0.75=20986.1（万t）即该井田的可采储量为20986.1万t。有全套图纸 有全套图纸3矿井的年产量及服务年限3.1矿井年产量及服务年限3.1.1矿井的年产量矿井的年产量（生产能力）确定的合理与否，对保证矿井能否迅速投产、达产和产生效益至关重要。而矿井生产能力与井田地质构造、水文地质条件、煤炭储量及质量、煤层赋存条件、建井条件、采掘机械化装备水平及市场销售量等许多因素有关。经分析比较，设计认为矿井的生产能力确定为240万吨/年不仅是可行的，也是合理的，理由如下：1)储量丰富煤炭储量是决定矿井生产能力的主要因素之一。本井田内可采的煤层达到4层，保有工业储量为27981.5万吨，按照240万吨/年的生产能力，能够满足矿井服务年限的要求，而且投入少、效率高、成本低、效益好。有全套图纸 有全套图纸2)开采技术条件好本井田煤层赋存稳定，井田面积大，煤层埋藏适中，倾角较缓，平均倾角为16度，结构简单，水文地质条件及地质构造简单，煤层结构单一，适宜综合机械化开采，可采煤层均为厚煤层，适合高产高效工作面开采。3)具有先进的开采经验近年来，“高产高效”工艺在煤矿成产中有了很大发展，而且该工艺投入少、效率高、成本低、效益好、生产集中简单、开采技术基本趋于成熟。综上所述，由于矿井优越的条件及外部运输条件，有利于把本矿井建设成为一个高产高效矿井。矿井的生产能力为240万吨/年是可行的、合理的。3.1.2矿井的服务年限矿井保有工业储量27981.1万吨，可采储量20986.1万吨，按240万吨/年的生产能力，考虑1.35的储量备用系数，则P=Z/（A×K）式中：K——矿井备用系数，取1.35A——矿井生产能力，取240万吨/年Z——矿井可采储量P——矿井服务年限代入数据得P=20986.1/（240×1.35）=65年3.2矿井的一般工作制度1)矿井的年工作日数：300天2)每昼夜提升时数：14小时3)工作制：采用“三八”工作制，两班半采煤，半班准备。采用这种制度既增加了出煤时间，又保证了设备的维修，从而可以大幅度提高工作面单产和保证设备的正常运转，减轻了工人体力劳动，提高了工作效率。有全套图纸 有全套图纸4井田开拓井田开拓方式应根据矿井设计生产能力、地形、地貌条件、井田地质、煤层赋存条件、开采技术条件、装备条件、地面外部条件等因素，通过方案比较或系统优化后确定。4.1井筒形式的确定在井田范围内，为了将埋藏在地下的煤炭资源开采出来，以满足国民经济和发展的需要，必须从地表开凿井硐把地面和井下联系起来，因此，井筒是每个矿井开拓系统中必不可少的环节，井筒是矿井生产系统中的枢纽，是从地面到井下出入必经之路，正确的选择井筒形式是具有特别重要的意义。井硐形式的正确与否，不但影响到矿井生产能力的生产管理以吨煤成本的高低，因此本次设计综合考虑个方面的因素，对各种井筒形式做各方面的比较，以便选择合理的井筒形式。有全套图纸 有全套图纸设计本矿井的井筒形式时，考虑到了一下几点：井田的地形、地质条件；煤层特征；开采深度；水文情况；地质构造；储量；表土以及生产规模、煤炭加工方式，煤炭外运方式等，并结合设备材料的供应情况、技术等因素，经过经济分析后，决定采用立井开拓。立井开拓是利用垂直井巷由地面进入，并通过一系列巷道达到煤层的一种开拓方式，立井开拓是我国矿井开拓广泛应用的一种方式，考虑本次设计矿井的条件，立井开拓对本矿井通用适用，立井与斜井的优缺点比较如下：斜井与立井比较，井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单的多，一般无须大型提升设备，因而初期投资较少，投产快，建井期较短。在多水平开采时，斜井（不包括反斜井）的石门总长度较用立井开拓时为短，因而掘进石门的工程量和沿石门的运输工作量较少，延深斜井井筒的施工比较方便，对生产的干扰少。采用胶带输送机提升的斜井，可以使斜井开拓不受埋藏深度的限制，而且提升能力与深度无关。增产潜力大，增产措施也比较简单。可连续运输和易于实现自动化。当采用分段连续式布置时，各分段可以与斜井直接连接，而且连接系统简单，还可以多水平同时提升，并且减少了反向运输，还可兼做提升人员用。与立井相比斜井的缺点是：同样的开采深度，斜井井筒长，因而沿井筒铺设管路、电缆及其它线路的长度较长；采用绞车提升时，（一般副斜井均采用绞车提升）提升速度低，更因井筒长而使提升能力小，所以大型矿井副井的提升能力往往达不到要求；斜井受自然条件的影响较大，当开采深度大时，如采用箕斗或串车作为主提升就需要两段或多段提升，这在技术、经济上是不合理的；当表土层厚、且含有流沙层时，斜井穿过流沙层的长度大，施工复杂；当围岩不稳定时，斜井井筒的维护比较困难，而且维护量大；另外，煤层倾角也对斜井开拓有一定的影响，当煤层倾角较大时，采用与煤层倾角一致的斜井，提升方式和能力都要受到限制。除上述缺点外，如采用从顶板进入的穿层斜井时，井筒保安煤柱损失将要增大；如采用片盘斜井开拓，则具有井口分散、占地多、效率低、成本高等确定。立井与斜井比较，其优缺点基本相反。4.2井筒的数目及位置4.2.1井筒的数目有全套图纸 有全套图纸井筒是连接地面与井下主要巷道的通路，是矿井的咽喉，为了保证矿井的正常生产，以满足煤炭运输、通风、上下人员、运送材料、设备等需要一个矿井必须至少有两个矿井，本矿井采用中央并列式，所以需要3个井筒，一个为主井，用来担负煤的提升任务，另一个为副井，用来完成通风、上下人员、材料、设备和矸石等辅助运输，另外单独在井田上部边界的中部设一个风井，做为回风井。4.2.2井筒的位置对井下开采有利的井筒位置应使井巷工程量、井下运输工作量、井巷维护工作量少、通风安全条件好、煤柱损失少、有利于井下的开采部署等。井筒位置的选择应考虑一下的原则：1)有利于第一开采水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场布置和主要运输大巷位置选择，石门工程量小。2)有利于首采区布置在井筒附近的蓄煤阶段，首采区小迁村或不迁村。3)井田两翼储量基本平衡。4)井筒不易穿过后表土层、后含水层、断水破碎带、煤与瓦斯突出煤层或较弱煤层。5)工业场地应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁。6)工业场地宜少占农田，减少压煤。7)水源、电源较近，矿井设在铁路专用线路，道路布置合理。根据以上的原则，并考虑到井筒沿走向布置的优点，井筒沿走向，井筒沿走向方向的位置：在煤层走向方向尽量位于井田的中央，即要求其两翼的长度和储量大致相等。这主要是考虑到矿井的煤炭运输问题。当井筒位于井田内的煤炭储量中心时，全矿的运输费用达到最低，当井筒位于井田一翼而形成单翼开采时，矿井的运输费用将增加一倍。这样，由于技术上的不合理而带来经济上的不合理，所以布置单翼开采的井田显然是不可行的。优点：a可使沿井田走向的井下运输工作量最小。2)两翼产量分配、风量分配比较均衡，通风网路较短，通风阻力较小。c两翼分担产量比较均衡，各水平两翼开采结束的时间比较接近。因此，根据煤层的分布情况，将井筒确定在4724000与4724500之间。井筒沿煤层倾向的位置：有全套图纸 有全套图纸根据煤层分布，在4724000与4725000之间较中央的位置，沿走向选取三点A、B、C进行比较分析。CBA图4-1井筒位置比较图Fig.4-1WellchamberpositioncomparisonA：虽初期工程量及投资较少，建井期较短，但总的石门工程量大，下层石门距离远。C：煤层深度较深，初期工程量大，石门总长度和沿石门的运输工作量也较大。B：可使石门总长度较短，沿石门的运输工作量较少，有利于开拓和提升。因此，初步设计为B点附近设置井筒位置。井筒的位置设在井田中央，即主、副井位于井田中央，由于采用中央边界式通风方式，所以风井设在井田中央上部边界，这种通风线路较短，通风阻力较小，井下漏风较少，由于回风井设在井田上部，故回风井的深度较小，但转入深部开采后，仍要维护较长的回风巷道，还要为风井井口建筑物，并留设护井煤柱，工业场地分散，与井田煤层赋存较深，瓦斯涌出量较大的条件相适应。以下是井筒的参数：表4-1井筒特征表Tablt.4-1Tabltofwellchambercharacteristic有全套图纸 有全套图纸井筒名称井筒用途井筒长度断面尺寸直径（m）净断面积（m²）主井副井风井提升辅助提升、通风回风兼安全出口630m610m360m7.06.56.033.215.915.9图4-2主井断面图有全套图纸 有全套图纸Fig.4-2mainwellcrosssection图4-3副井断面图Fig.4-3vice-wellcrosssection有全套图纸 有全套图纸图4-4风井断面图Fig.4-4airshaftcrosssection4.3开采水平的设计4.3.1水平高度的确定有全套图纸 有全套图纸根据矿井井田斜长（垂高）的大小、开采煤层的多少和煤层倾角的陡缓，井田内可设一个或几个开采水平，开采水平的划分与井田内阶段的划分密切相联系，而井田内划分阶段多少取决于井田斜长和阶段尺寸大小，开采水平的尺寸以水平垂高表示，水平垂高是指该水平开采范围内的垂高。合理的开采水平垂高应以合理的阶段垂高为前提，并使开采水平有合理的服务年限，有利于矿井水平和采区的接替，还要有较好的技术经济效果，合理的水平垂高应注意满足以下要求：1)具有合理的阶段斜长：阶段划分为采区是普遍应用的一种准备方式，由于阶段内可布置几个区段，因此必须考虑以下因素对阶段斜长的影响：煤的运输、辅助提升、行人条件，综合考虑上述因素的限制，规定合理阶段斜长的范围。2)具有合理的区段数目：所谓的合理的区段数，是指能保证采取正常生产和接替的区段数，为合理集中生产，减少矿井内同时生产的采区个数，区段数多一些是有利的，但是区段数增多将导致阶段斜长大，又会遇到上山提升运输方面的困难，这一矛盾因素相互制约和影响，在我国目前技术条件下，缓斜煤层可取3~5。3)要有利于采区的正常接替：为保证矿井均衡生产，一个采区开始减产，采区即应投入生产，为此必须提前准备好一个新采区，所以一个采区的服务年限应大于一个采区的开拓准备时间，由此阶段斜长大、采区储量多，采区服务年限长对采区的接替是有利的。4)要保证开采水平有合理的服务年限及足够的储量开拓一个水平要掘进许多巷道，为了充分发挥这些设施和投资的效果，应有合理的水平服务年限。5)经济上有利的水平垂高从技术与经济统一的观点来看，技术上合理的水平垂高，应能获得较好的经济效果，通过技术经济比较，选择有利的水平垂高。根据1994年〈矿井设计规范〉规定：缓斜及倾斜煤层阶段垂高为150~250米，根据本井田的煤层赋存条件、地质条件、倾斜长度、倾角等多方面的因素，本矿井划分为三个阶段，第一个阶段高度250米即从-300米到-550米，第二个阶段高度为200，即-550到-750米，第三个阶段从-750到-900米。为了满足第一水平服务年限的需要，本矿井划分为两个水平，即第一水平为第一个阶段，采用上山式开拓，第二个水平到-750米水平，采用上下山混合式开拓。有全套图纸 有全套图纸4.3.2水平储量及水平服务年限水平内的煤炭储量要保证开采水平有一个合理的服务年限，在这个服务年限内，设备、井巷工程等都得到合理的利用，同时又避免延伸频繁，接替紧张。井筒延伸和开拓新水平的准备时间，一般需要3~5年，原水平的产量递减逐步过渡到新水平也要2~3年以上，因而开采水平准备一般需要5~8年左右的时间，为了减少水平的频繁延伸，用一个开采水平保证产量，并且具有较常时间的够衡生产条件，使每个开采水平必需有足够的储量和服务年限，以保证开采水平的接替，在开采缓斜和倾斜煤层的矿井，第一水平的服务年限，大型矿井大约30年以上。本矿井第一水平的储量计算：本矿井第一水平高度为250米，煤层平均倾角为17度，则其斜长为250/sin17=912，走向长5000米，同时第一水平需留以下煤柱以保证开采水平的顺利进行，井田边界煤柱30米，第一水平留设阶段煤柱30米，工业广场压煤在第一水平极少，可以不列入计算，则第一水平的可采储量计算如下：Zkp=（912-30）*（5000-60）*20.2*1.35*0.8=9697.82万吨水平服务年限计算：Tp=Zkp/（A·K）式中：Tp——水平服务年限，aZkp——水平可采储量，万tA——矿井生产能力，万t/aK——储量备用系数（1.3—1.5）Tp=9697.82/240*1.35=30a符合《采矿学》我国设计的各类井型的开采水平设计服务年限。根据《煤炭工业设计规范》规定，当井田走向长度一定时，要调整阶段储量以保证服务年限及生产能力求出储量，也即相应求出阶段垂高，阶段垂高可按下式核定：H〉=式中：H——阶段垂高，m；S——井田走向长度，m；有全套图纸 有全套图纸Zkj——阶段开采储量，t；——可采煤层总厚度，m；r——煤的容重，t/m³；a——煤层倾角，度；C-采区回去回采率所以m根据本矿井确定的第一水平垂高为250米，显然符合规范的规定。4.3.3设计水平的巷道布置为进行煤层开采，要在开采水平布置一套开拓巷道，这些开拓巷道的布置称为开采水平大巷布置。运输大巷的布置，煤层组间的联系方式是开采水平布置的重要问题之一，运输大巷服务于整个水平，是矿井生产的矿脉，合理的大巷布置可以节约基建投资，加快矿井建设，有利于井下运输和巷道维护，为合理布置采区和井下生产创造良好的条件，组间联系方式要与大巷布置相适应，并在一定程度上影响大巷的布置，两者相结合构成不同开采水平布置方式。1)大巷的布置方式大巷的主要认为是担负煤、矸、物料、设备和人员的运输、，进行通风、泄水、敷设管线，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。根据井型和矿井地质条件的不同，大巷可选用不同的运输方式和设备，而不同的运输设备又对大巷提出不同的要求。大巷运煤采用矿车或胶带输送机各有不同的特点，采用矿车运输可同时统一解决煤、矸、物料、设备和人员的问题，能适应两翼生产不均衡的变化，且能满足不同煤种分采分运的要求，对巷道弯曲没有多大限制，运煤过程中产生的煤尘较少，对通风安全较为有利，而且长距离运输没有多大困难。采用胶带输送机运煤为联系运输，运输量大、效率高，易于实现自动化，对巷道坡度及变形量没有严格要求，但是要求巷道直。本矿井设计生产能力为240万t/a，故采用矿车运输比较合理。有全套图纸 有全套图纸运输大巷的延伸方向以便于布置采区为原则，一般情况下与煤层走向一致，大巷的坡度以利于运输和流水为原则，一般以大巷向井底车场方向有3%的坡度，为防止局部地段积水，尽量使大巷有朝向井底车场的下坡。运输大巷采用集中运输大巷，各煤层之间用采区石门联系，井筒开凿至开采水平后，掘进井底车场、集中运输大巷，达到采区位置后，掘采区石门及车场，进行采区准备。这种布置方式的特点是开采水平只布置一条集中运输大巷，故总的开拓工程量、占用的轨道管线均较少，大巷布置在煤组底板岩层中，维护较易，维护大巷少，总的开拓巷道维护工作量少，生产区域比较集中，有利于提高井下运输效率；由于各采区石门贯穿各煤层，可同时进行若干煤层的准备和回采，开采顺序较为灵活，开采强度可较大。但是这种布置方式也有其缺点：矿井投产前要掘进主石门、集中运输大巷、采区石门，才能进行上部煤层的准备与回采，煤组厚度大时，初期建井工程量大，建井期较长。因此这种方式使用于煤层层数较少，层间距不大的矿井，与本矿井条件相适应，故选用这种方式是合理的。2)大巷的数目a．运输大巷运输大巷标高为-450m,用于沟通采区煤仓和井底车场煤仓,担负煤炭的运输.大巷运输采用矿车运输，同时也可担负辅助运输任务。煤矿的辅助运输,包括设备、材料、矸石和人员运输,它本身是一个独立的工艺系统,但又受主要运输系统的约束,它运输量占主要运输的20%—30%,劳动量比较大,采煤和提升的集中化对高效率,强制性的轨道运煤的要求就越来越高。b.回风大巷设计大兴矿井田煤层倾角较缓，煤层自然发火期3—6个月，设计将采用高效、经济的走向长壁采煤法，为避免在通风阻力最大时，矿井通风压力超过《设计规范》中关于矿井通风的设计风压的规定，决定采用中央边界式。4.4采区划分及开采顺序4.4.1采区形式及尺寸的确定根据煤层赋存条件，该井田为缓斜煤层，煤层平均倾角为17度，根据井田赋存形状，采煤机械化程度来选择符合《设计规范》中的采区区域尺寸。有全套图纸 有全套图纸根据本矿井的断层发育情况以及走向和倾斜长度，可以将井田划分为六个采区，采区划分如下：4.4.2采区划分的合理性采区的划分考虑到由于断层的存在可能会对开采造成影响，使采区的煤柱利用了断层煤柱，从而减少了煤炭损失，提高了煤炭的回收率，并且采区的服务年限比较长，有利于采区的接替工作，各采区的走向及倾斜长度差不多，因此各采区的工作面数目差不多，影响不到采区划分实质问题，因此采区划分是合理的。4.4.3采区的开采顺序合理开采顺序可保证开采水平、采区、回采工作面的正常接替，保证矿井连续、稳定、高产，最大限度地采出煤炭资源，减少巷道掘进率及维护工程量，合理集中生产，充分发挥设备能力，提高技术经济效益，便于防止灾害，保证生产安全可靠。设计本矿井采用的是中央边界式通风方式，为使初期开拓量基建费少，投产快，采区采区采用后退式开采，即从采区边界向工业广场方向开采，这样对于以后的稳产，高产十分有利。对于采区的三个煤层，采用下行式开采，即先采上层煤再才下层煤，这样，上层对下层没有什么影响或影响较小，对下层的巷道维护及回采工作面都比较有利。4.5开采水平与回风水平及井底车场形式的选择4.5.1开采水平与回风水平由前面可知，全矿采用立井两水平加暗斜井开采，第一水平设置在-550米，第二水平设在-750米，分别、设置井底车场及主石门，从-750米开凿暗斜井至-900水平。4.5.2井底车场形式的选择井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和提升两个环节的枢纽，是矿井生产的咽喉。合理的井底车场应考虑到以下的因素：有全套图纸 有全套图纸1)保证矿井的生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性；2)调车简单，管理方便，弯道及岔道少；3)操作安全，符合有关规程、规范要求；4)井巷工程量少，建井投资省，便于维护，生产成本低；5)施工方便，各井筒、巷道间能迅速贯通，缩短建设时间；6)大巷或石门离井筒较远，能布置下存、调车线时，可选用立式，较近时，可选用卧式或斜式。根据具体设计条件，设计井筒距离离大巷较远，足以布置存、调车线，所以选择立式车场。本井田的开拓方式为主、副井综合开拓，大巷运煤采用3t底卸式矿车将煤直接运到井底煤仓，再用主井提出地面。矸石、材料、人员等辅助运输采用单轨吊车运输，单轨吊连续运行，机动灵活，爬坡能力较强，与巷道底板状态无关，可以在起伏不平的巷道中运行。其运输转载较少，可以从井底车场直接运到工作面。故井底车场只担负辅助运输任务，所以车场形式和路线结构可简化，只设副井环行车场。井底车场调车方式：单轨吊车牵引重列车驶入车场调车线，单轨吊摘钩过道岔，经环行绕道到材料车场，单轨吊车牵引材料车或空车驶出井底车场。4.5.3井底车场硐室井底车场的主要硐室为主井煤仓及装载硐室、中央变电所、中央水泵房及火药库等。1)主井煤仓及装载硐室根据设计规范规定：矿井的煤仓容量为：Qmc=（0.15~0.25）×Amc式中：Qmc——井底煤仓容量Amc——矿井日产量系数0.15~0.25大型矿井取小值，小型矿井取大值，本设计矿井取0.18，则井底煤仓容量为：Qmc=0.18×4000=720t煤仓为立式煤仓。有全套图纸 有全套图纸2)中央水泵房及水仓见排水部分3)火药库根据《设计指南》规定：火药库距离井筒、井底车场、主要运输巷道及影响全矿或大部分采区通风的风门的直线距离硐室式不得小于60米，距离硐室不得小于100米，结合井底车场的实际情况，采用硐室式火药库，火药库独立通风，单独打眼作为回风道。4.5.4井底车场工程量井底车场工程量是井底车场不同硐室和线路的掘进体积的总和，但是在井底车场中，很难分段计算，因此根据经典公式计算如下：式中：V——井底车场工程量，m³A——年产量，万t所以：=22954m³4.6开拓系统概述4.6.1开拓系统共有三个掘进队，主井和风井同时掘进，另一掘进队准备，一个月后，副井开始掘进。分别掘至开采水平后掘进井底车场及各硐室，两个大巷，火药库，采区运输巷，开切眼贯通回风巷系统，布置工作面回采。4.6.2通风系统矿井的通风系统为中央边界式通风线路：新风由地面→副井→井底车场→主石门→运输大巷→轨道上山→采区运输巷→工作面→采区回风巷→区段回风石门→回风大巷→回风井→地面。有全套图纸 有全套图纸4.6.3运输系统1)运煤：工作面采落的煤炭→工作面刮板运输机→采区运输巷胶带输送机→采区溜煤眼→运输上山胶带输送机→运输大巷→井底煤仓→主井提升→地面。2)运料：材料由地面→副井→井底车场→主石门→运输大巷→轨道上山→采区回风石门→区段回风巷→工作面。3)排矸：掘进工作面→掘进巷道→回风巷道→回风石门→主石门→副井。4)人员：副井→主石门→行人通风斜巷→运输巷→工作面。4.6.4灌浆系统灌浆线路：副井→主石门→行人通风斜巷→运输巷→运输顺槽→工作面。4.6.5移交时井巷开凿的位置及开凿工作量1)移交时井巷开凿的位置在本次设计矿井中，全矿第一个工作面就可以达产，移交生产时，S1采区的第二个煤层就应该准备就绪，区段运输巷和区段回风巷都掘至采区边界，另一翼为非首采区，可以先不采。2)初期掘进工程量初期掘进工程量是指移交时掘进的各巷道、硐室、井筒等为生产服务的设施的总的掘进体积。4.7技术经济比较根据前述各项决定，在本井田开拓上，技术上可行的开拓方案有以下两种：方案一：直接打立井延深到第三阶段，即立井三水平开拓；方案二：立井打到第二阶段，从第二阶段打暗斜井延深到第三个阶段，即立井两水平加暗斜井开拓。两种方案的区别在于第三水平是用立井开拓还是斜井开拓，立井和斜井开拓在技术上都是可行的，其优缺点的比较前面已经叙述过，这里只做经济上的比较。有全套图纸 有全套图纸方案一和方案二有差别的建井工程、生产经营费、基建费和经营费经济比较结果，分别汇总于下面的几个表格。在上述经济比较中需要说明一下几点：1)两方案的初期建井工程量基本相同，这里不用多做比较，不同的是后期的建井及基建不同，分别做了经济比较；2)两方案的各采区均布置两条采区上山，且这些上山的开掘单价近似相同，这里只须比较方案一的下山与方案二的上山掘进及维护费用；3)立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用均按运输费用的20%进行估算；4)井筒、石门、井底车场、阶段大巷及回风巷等均布置在坚硬的岩层中，它们的维护费用低于5元/am，故比较中未对比其维护费用的差别；5)采区上、中、下部车场的维护费用均按占采区上山维护费用的20%估算。采区上山维护单价按受采动影响与未受采动影响的平均维护单价估算。表4-5建井工程量Tablet.4-5Buildtheprojectamountofthewell项目方案一方案二立井井筒/m副井井筒/m160+20160+5550+20550+5井底车场/m1000400+600主石门/m8000运输大巷/m21001500表4-6基建费用表Tablet.4-5capitalcost项目方案一方案二工程量/m单价/元m费用/万元工程量/m单价/万元费用主井井筒180300054570105059.85主井井筒165300049.5555115063.83有全套图纸 有全套图纸井底车场100090090100090090主石门80080064000运输大巷21008001681500800120合计425.5403.68表4-7生产经营工程量Tablet.4-5theAmountofprojectproducedandmanaged项目方案一项目方案二运输提升工程量/万tkm运输提升工程量/万tkm石门运输1.2×3688.4×2.9=8409.55大巷运输1.2×3688.4×1.5=6639.12立井提升1.2×3688.4×0.18=796.694立井提升1.2×3688.4×0.37=1947.29斜井提升1.2×3688.4×0.57=2522.87采区上山维护/万ma1.2×2×2×2×540×15.3×=7.93采区下山维护/万ma1.2×2×2×2×540×15.3×=7.93排水m³380×24×365×19.61×=6657.7排水380×24×365×19.61×=6657.7表4-8生产经营费用表Tablet.4-5producethecostofmanagement项目方案一方案二工程量/万tkm单价/元km费用/万元工程量/万tkm单价元tkm费用/万元有全套图纸 有全套图纸斜井提升0002522.870.962422.6立井提升796.6940.85677.21947.290.841635.7大巷石门8460.550.6825735.316639.120.3812229.95小计6412.516287.8上（下）山维护费7.93万ma35元/am277.557.93万ma45元/am356.85排水费用6657.70.15251015.596657.70.14+0.0531284.94总计7705.357928.94表4-9费用汇总表Tablet.4-5all-inclusivecost项目/方案方案一方案二费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%基建费用425.5105.4403.68100生产经营费7705.351007928.94102.9总费用8130.851008262.62101.62从前述技术经济比较结果来看：虽然方案二生产费用略高于比方案一，但是其基建费用则明显低于方案一。从比较结果看，两个方案的总费用相差不到10%，即技术经济上两方案不相上下，但综合考虑到本井田的实际情况以及开拓延深对生产的影响，决定采用方案二，即矿井分为两个水平，三个阶段，第一水平位于-550m水平，第二水平位于-750水平，第一水平采用上山开采，第二水平采用上下山混合式开采。有全套图纸 有全套图纸5采区巷道布置5.1设计采区的地质概况及矿区特征5.1.1采区概况设计采区为S1采区,是矿井开采的首采区,位于井田西南部距工业广场近,有利于首采采区的快速投产,运输也很方便,采区边界均未受采动影响.5.1.2煤层特征采区为缓斜煤层,大致的走向长度为2000米,倾斜长度大致在910左右,采区内共发育三个可采煤层,厚度分别为一层3.5米,二层3.2米,三层6.0米,四层7.5米，其中一层是最上层煤,煤层赋存简单,有简单的断层及火成岩侵入等地质构造,煤层倾角平均为17度,煤种单一,煤质好。该采区煤层为块状、亮煤、半亮煤，质硬性脆，条带结构，夹有少量丝炭薄层，节理发育，有黄铁矿和方解石相伴生，井田边缘灰分增高，媒质较差，中间较好，经过多次勘探取样化验结果确定，本采区煤质牌号为常烟煤，主要用于动力煤和民用煤。根据取样化验结果，灰分平均17.68%，水分1.99%-10.10%、平均4.25%，挥发份38.57%-46.52%，平均42.46%，含硫0.3%-2.63%，平均0.91%，坩埚胶结G1—6、平均3。精煤发热量Q6172大卡/公斤—8200大卡/公斤、平均7000大卡/公斤。本采区煤尘与瓦斯：为高瓦斯矿井，其瓦斯绝对瓦斯涌出量为39.11m³/min，煤尘爆炸指数为42.7%，煤层自燃发火期为3-6个月。5.1.3采区范围及工业储量本采区大致长为2000米，宽为910米左右，面积约为182万平方米，倾角约为17度，所以工业储量约为：Zc=182×（3.5+3.8+6.5）×1.35=3390.66万吨采区工业煤柱损失约为：有全套图纸 有全套图纸Zp=[（3×10+30）×2000+（30+20）×907]×1.35×13.8=308.05万吨所以采区可采储量：Z=Zc-Zp=3390.66-308.05=3082.61万吨5.1.4采区生产能力及服务年限1)采区的生产能力一个回采工作面产量：A=L·V·m·r·C式中：L——回采工作面长度，取204m。V——工作面年推进度，工作面每日进7刀，截深0.63m，因此年推进度为1323米。m——采高，3.5m。r——煤容重，1.35t/。C—工作面回采率，厚煤层取0.93。则A=204×1323×3.5×1.35×0.93=118.60万t同时考虑6%的掘进出煤，则采区的生产能力为：采区实际产量：A=A×（1+6%）=118.60×（1+6%）=125.71万t式中：6%——掘进出煤率。300——年工作日。2)采区服务年限：T=式中：Z——本区可才储量，3082.61万t有全套图纸 有全套图纸A——本区生产能力，240万t/aT==3082.61÷240=22.5年符合《规范》中关于采区生产能力年服务年限关系的规定。5.2采区形式5.2.1采煤方法的选择根据煤层赋存条件及大巷，本采区可以选择两种技术上可行的开拓方式：走向长壁采煤法。走向长壁采煤法是我国采煤方法中应用最多的一种，主要运用于顶板易跨落的缓斜中厚煤层，倾斜长壁采煤法主要运用于12度以下的煤层，两者进行比较后者有以下的缺点：长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助运输、行人比较困难，现有设备都是按走向长壁工作面的回采条件设计制造的，不能完全适应倾斜长壁工作面生产的要求，大巷装车点较多，特别是当工作面单产低，同采工作面个数较多时，这一问题更加突出，有时存在着污风下行的问题。本采区煤层赋存条件简单，煤层平均倾角为17度，从技术上分析后，决定采用走向长壁采煤法。5.2.2准备方式煤层群开采时，由开采水平大巷每隔一定距离（采区走向长）开掘采区石门为各煤层服务。本采区内煤层间距不大，因此采用采区多煤层群联合准备方式。三层煤共用一组，但不用共用区段集中平巷。采准工作由运输大巷开掘采区下部车场，向上开掘采区岩石集中运输上山，采区集中轨道上山与回风大巷贯通，形成通风系统后，在第一区段上部开掘回风石门，在上层煤分别开掘区段运输平巷、区段回风平巷至采区边界开掘顺槽，形成工作面即可进行回采，掘进过程中同时开掘中部车场及采区各种硐室。在上层煤回采的同时，掘进下区段岩石运输平巷及联系巷道，为下层煤生产做好准备。有全套图纸 有全套图纸由于本采区采用煤层群联合准备，煤层上山维护条件困难且其技术经济效果比较差，使用将上山布置在煤层底板岩层中，并与煤层底板保持一定距离，距煤层愈远，受采动影响愈小，但也不宜太远，否则会增加过多的联络巷道工程量，根据本采区围岩性质，本采区岩石上山与煤层底板间的法线距离去10米。本采区上山有两条，一条是运输上山，主要用于运送煤炭，另一条是轨道上山，主要用于运送材料及通风用。5.3采区划分5.3.1工作面长度根据一个工作面的产量公式：Ao=LVomrc式中：Ao——一个回采工作面的年产量，tL——每个回采工作面的长度，mVo——工作面年进度，mM——采高,mR——煤的容重，t/m³Co——工作面回采率所以：L=Ao/Vomrc=240÷（0.6×8×300×3.5×1.35×0.93）=199.6m根据规程规定并结合我国的实际情况和生产时间经验，缓斜煤层的工作面的合理范围在150-250米之间，故本采区的设计是合理的，又考虑到生产的不平衡需要取一定的富裕量，故将本采取的工作面长度定为204米。5.3.2采区区段的划分本采区走向大致走向长2000米，倾斜宽大约为910米，根据设计规程规定综采工作面的长度为150-250米之间，根据需要本采区工作面长度为204米，故本采区划分为4个区段，每个区段斜长为工作面长度加上巷道宽度，每两个区段之间留十米斜长的区段煤柱。有全套图纸 有全套图纸5.3.3区段平巷的布置方式由于本采区煤层赋存条件简单，煤层倾角平均为16度，且各煤层间距不大，故采用集中运输大巷，各煤层之间用采区石门联系，并且需设置区段集中平巷为区段内各煤层服务，通常用做上区段的运输集中平巷，在下区段回采时又作为区段回风集中排行。在本区内，将集中运输平巷、集中轨道平巷布置在底板岩层中，以减少巷道的维护工程量。根据本采区的具体情况，各煤层之间用采区石门联系，即区段轨道集中平巷与各煤层超前回风巷以石门联系，区段集中平巷通过溜煤眼和石门与各煤层超前运输巷联系，这种联系方式施工方便，可以利用区段石门布置采区中部车场，辅助运输环节少，人员行走方便。5.4采区车场及硐室5.4.1采区煤仓每一个采区设置一定容量的煤仓对于保证采掘工作面正常接替生产和高产高效是十分必要的，它可以有效的提高工作面采掘设备的利用率，充分发挥运输系统的潜力，保证连续均衡生产，煤仓的形式多样，井巷式煤仓按煤仓的中轴与水平面的夹角分为垂直煤仓和倾斜煤仓两种。垂直煤仓为圆形断面，利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，施工速度快等优点，所以选用垂直煤仓采用降落式，从目前使用情况看，圆形断面直径一般为2-5米，以4-5米为佳。5.4.2变电所采区变电所是采区供电的枢纽，由于低压输电的电压降较大，故合理地确定采区变电所的位置及尺寸是保证采区正常生产，减少工程费用的重要措施。采区变电所应设在岩层稳定，无淋水，矿压小及通风良好的地点，并位于采区用电负荷中心，一般设在采区上山附近，变电所采用不可燃材料支护，本采区采用锚喷支护，底板用100号混凝土铺底，并须高出邻近巷道200-300mm，和具有3%的坡度，以防矿井流近变电所，采区变电所的高度，是根据人行高度，设备高度及吊挂电灯的高度要求确定，一般为2.5-3.5米，通道高度一般为2.3-2.5米。有全套图纸 有全套图纸图5-1采区变电所Fig.5-1switchyardofexploitingfield5.4.3采区绞车房采区绞车房主要依据绞车的型号及规格、基础尺寸、绞车房的服务年限和所处围岩性质等进行设计，绞车房的位置应选在围岩稳定、无淋水、矿压小和易维护的地点，在满足绞车房施工，机械安装恶化提升运输要求的前提下，绞车房应尽量靠近变坡点，以减少巷道工程量。绞车房与邻近巷道间应有足够的岩柱，以利于绞车房的维护，绞车房有两个出口，即钢丝绳通道及绞车房的风道，绞车房的平面尺寸一般根据绞车房基础尺寸和与四周硐室的距离决定，绞车房基础前面和右侧（司机操作台的右侧）与硐室的距离要考虑能进出电动机。后面以能布置部分电器设备后尚能适应司机活动，并能从后面行人，左侧只考虑行人方便有安全，一般为600-1000mm作用，绞车房的高度与绞车的型号及安装要求有关，绞车房的断面设计成半圆拱形，用锚喷支护。有全套图纸 有全套图纸5.4.4采区车场采区车场是连接采区上山下山与区段平巷或阶段大巷连接处的一组巷道和硐室，采区车场的主要作用是在采区内运输方式改变或过渡的地方完成转载工作，采区车场按地点分有上部车场、中部车场和下部车场，下面分别加以描述：1)采区上部车场形式选择按轨道上山与上部区段回风平巷的连接方式不同，上部车场可有平车场、甩车场和转盘车场三类。本采区内轨道上山以水平的巷道与区段回风石门相连，绞车房布置在与回风巷同一水平的岩石中，所以为上部平车场，其线路布置的特点是设置反向竖曲线，上山经反向竖曲线变平，然后设置平台，在平台上进行调运工作，在本采区采用煤层群联合布置采区，且有采区回风石门与各煤层回风巷及回风巷相联系，可采用逆向平车场，矿车或材料车经轨道上山提至平车场的平台，待最末一个矿车拉过道岔后停车摘钩，再反向经道岔送至采区石门，对上部平车场有以下要求：Ld+Lbc﹥变岔点长度式中：Ld为单开道岔长度；Lbc为变坡点至单开道岔基本轨起点2)采区中部车场形式选择采区中部车场一般为甩车场、无极绳运输时采用平车场采区中部甩车场根据所担负的任务不同有主提升甩车场和辅助提升甩车场两种。采区辅助运输的中部车场一般采用单钩甩车场。由于本采区采用煤层群联合布置，轨道上山布置在煤层底板岩层内时，采区中部采用石门甩车形式，有轨道上山提升上来的矿车，通过甩车道甩入中部轨道石门中满载进行区段轨道平巷，而各段区段运输平巷的煤，经运输石门或溜煤眼和区段溜煤眼溜入运输上山中，由于双道起坡较单道起坡有提升能力大，交叉点短，便于维护，空间大，便于操车，提升牵引角的，操车技术要求高的优点，所以本采区中部车场使用双道起坡石门甩车场。3)采区下部车场形式选择采区下部车场由采区装车站和辅助提升下部车场组合而成，根据装车点不同并与本采区条件相适应，所以下部车场采用大巷装车式。a.装车站线路有全套图纸 有全套图纸采区装车站所在位置不同，大巷装车站线路可分为通过式和尽头式两种。通过式装车站既要考虑本采区的装车，又要考虑大巷车辆通过装车站进入邻近采区，尽头式车场位于大巷的尽头，仅为边界采区装车服务，没有其他采区的车辆通过，因此根据本采区与邻近采区的关系，大巷装车站线路采用通过式。a.辅助提升下部车场采区的辅助提升下部车场是采区掘进出煤、运矸进料等的转运站是采区下部车场的组成部分。根据本采区煤层倾角以及顶板绕道式的适用条件，辅助提升下部车场采用顶板绕道式，绕道出口方向朝向井底车场，这样便于吊车、通风、行人。5.5采准系统5.5.1采准系统先从主石门端头打斜巷穿过各煤层，再沿煤层走向分别掘采区运输平巷，运料平巷以及两者之间的联络巷，同时掘进采区煤仓和变电所，然后再沿煤层以倾向开凿两条顺槽与两个平巷相连，最后开切眼，完成采准工作。5.5.2通风系统本采区的通风系统如下：通风线路：由副井进风→井底车场→运输大巷→轨道上山→区段回风石门→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→回风大巷→风井→地面。5.5.3运输系统1)运煤：工作面运煤→区段平巷→溜煤眼→运输上山→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓→主井提至地面。2)运料：副井下料→井底车场→运输大巷→轨道上山→区段平巷→工作面。3)排矸：掘进工作面→掘进巷道→轨道上山→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓→主井提至地面。4)人员：副井→井底车场→运输大巷→轨道上山→区段平巷→工作面。有全套图纸 有全套图纸5.5.4排水系统本采区只有上山开采，水由区段平巷到轨道上山；再到轨道大巷；最后流入井底车厂水仓中，由水泵排到地表。5.6采区开采顺序在本采区的生产过程中合理的开采顺序应实际考虑采动影响下，保证采区回采工作的正常接替，保证连续稳产、高产，最大限度的节约煤炭资源，减少巷道掘进和维护工作量，合理集中生产，充分发挥设备的生产能力，提高经济效益，便于灾害的防治和保证生产安全可靠。一般情况，在各采区之间留一定的边界煤柱，并起一定的隔离作用，各采区依次回采。采区的回采顺序：选择后退式开采，因为后退式开采可以提高离上山最员的集中巷的维护时间，随着工作面回采结束而报废，降低维护费用。5.7采区巷道支护形式5.7.1确定依据1)应根据巷道所处的位置及围岩的物理力学性质和地质作用大小而确定；2)为采区机械采煤的需要，采区内各巷道断面应能满足机械设备的要求；3)巷道的支护形式及支护配料应满足巷道的服务年限；4)采区巷道还能满足通风安全的需要。根据以上要求，并结合《煤矿安全规程》的规定，综采工作面运输平巷断面不小于12m²，回风平巷的净断面不小于10m²的要求。5.7.2各巷道的断面及巷道特征1)运输平巷表5-1运输平巷巷道特征Tablet.5-1transportthetunnelcharacteristicofthedrift断面（平方米）支护形式每米材料消耗有全套图纸 有全套图纸净掘棚架棚距棚梁棚腿托板劲木（m³）12.614.50.8米3.6米3.6米8.34Kg0.0152)回风平巷表5-2回风平巷特征Tablet.5-2backtothewinddriftcharacteristic断面（平方米）支护形式每米材料消耗净掘棚架棚距棚梁棚腿托板劲木（m³）12.614.50.8米3.6米3.6米8.34Kg0.0155.8采区巷道的掘进率、采区回采率5.8.1采区巷道掘进率1)岩巷采区上下山：2×900=1800米；主要石门：550米；运输石门：3×400=1200米；回风石门：3×400=1200米；运输大巷：1000米；井底车场：1000米；回风大巷：1200米；则：L1=1800+550+1200+1200+1000+1000+1200=7950米2)煤巷运输平巷：9000×8=7200米；回风平巷：9000×6=5400米因此根据：A=L/Z式中：A——采区巷道掘进率，m/万t；L——巷道掘进总长度，m；有全套图纸 有全套图纸Z——采区可采储量，万t则岩层掘进率为：A=7950/3082.6=2.58米/万t煤层掘进率为：A=（7200+5400）/3082.6=4.08米/万t5.8.2采区回采率采区回采率：C=（Zc-P）/Zc×100式中：C——采区回采率Zc——采区工业储量P——采区开采损失区内的开采损失主要包括：断层损失及境界煤柱、护巷煤柱、阶段煤柱及工作面落煤损失等。本采区大致走向2000米，倾向大约宽910米，面积约为182万平方米，所以采区工业储量约为：Zc=182×1.35×13.8=3390.66万t采区工业煤柱损失约为：Zp=308.05万t工作面落煤损失取5%则：P=Zp+（Zc-Zp）×5%=308.05+（3390.66-308.05）×5%=462.18万t因此：C=（3390.66-462.18）÷3390.66=86.37%﹥80%故采区是合理的。有全套图纸 有全套图纸6采矿方法6.1采矿方法的选择采煤工作是煤矿井下生产的中心环节，采煤方法的选择是否合理直接关系到各个矿井的生产安全和各个经济指标，选择采煤方法应结合具体的矿山地质和技术条件进行选择。合理的采煤方法应能最大限度地满足生产安全、良好的经济效益、回采率高等基本要求。《设计规范》规定，选择采煤方法，应根据煤层赋存条件，开采技术条件，地面保持要求，设备状况及其发展趋势，以及安全，产量，效率，成本和煤的回收率等因素，经综合技术、经济比较后确定。大型矿井应以综合机械化采煤工艺为主。6.1.1选择采煤方法的原则1)生产安全所选择的采煤方法应仔细检察采煤工艺的各个工序以及采煤系统各生产环节，务必使其符合《煤炭安全规程》的各项规定。2)经济效益好经济效益是评价采煤方法好坏的重要依据，在选择采煤方法时，不仅要研究出几种方案，进行技术分析，而且在经济效益上进行比较，最后确定出经济上合理技术上可行的采煤方法，一般应符合以下五个方面的要求：a.回采工作面单产高：b.劳动效率高：c.材料消耗少：d.煤炭质量好：e.成本低：3)煤炭回收率高有全套图纸 有全套图纸减少煤炭损失，提高煤炭采出率，充分利用煤炭资源，是国家对煤炭企业的一项重要技术政策，同时也是防止煤炭自燃，减少井下火灾，保护和延长工作面和采区期限，降低掘进率，保证正常生产的重要措施。为此，国家政策规定，回采工作面回采率应不低于下列比值：厚煤层，93%；中厚煤层，95%；薄煤层，97%。6.1.2采煤方法选择的影响因素为了满足基本要求，在选择和设计采煤方法时，必须充分考虑地质、技术和管理等因素的影响。主要应考虑到一下因素：1)地质因素影响采煤方法选择的地质因素主要有：a.煤层倾角b.煤层厚度c.煤及顶底板特征d.煤层地质构造状况e.煤层中的含水及瓦斯和煤的自燃情况f.煤层的其它条件2)技术因素科学技术的发展和装备水平的提高，将有利于促进采煤方法的变革和发展。液压支架及浅截深采煤机与重型输送机的出现，改变了过去厚煤层分层开采的状态，实现了综合机械化的一次采全厚，相应地诞生了放顶煤采煤等。今后，随着科学技术的发展会导致新的采煤方法的发展和应用。因此，先进的技术和装备是影响采煤方法的不可缺少的因素。3)管理水平因素管理水平及职工素质是影响采煤方法选择的关键。在综合机械设备广泛应用的今天，管理水平上不去，职工素质得不到提高，先进的技术准备很难发挥其应用的效果。因此，应有计划地逐步推广，作到先易后难，掌握其性能和经验。并有计划地提高干部和职工队伍的素质，不断提高管理水平和技术能力。6.1.3采煤方法的确定有全套图纸 有全套图纸本采区内有三个可采煤层，其厚度分别为3.5米，3.2米，6.0米，7.5米，其中3.5米是最上层煤，煤层赋存条件简单，地质构造简单，通过采区划分以及走向长壁和倾斜长壁采煤法的比较，我们发现采用走向长壁采煤法最合理，因为走向长壁采煤法有一下的特点：系统简单、工程量小、投资较少、单产和效率高，生产较安全的等，采区的准备方法是采区式准备。采用综合机械化采煤，一次采全高的方法。6.2设计层的矿层赋存条件，矿层结构及围岩情况设计采区煤层埋藏深度为-300～550m之间，采区呈南北长东西短的矩形采区，采区内有三个可采煤层，煤层厚度分别为3.5米，3.2米，6.0米，7.5米，其中3.5米是最上层煤。煤层赋存条件简单，无一大断层，无火成岩侵入，煤层平均倾角为17度，煤种单一，煤质较好，煤尘有爆炸危险，爆炸指数为42.7%，煤层自燃发火期为3～6个月，绝对瓦斯涌出量为39.11m3/min，相对瓦斯涌出量为10.86m³/t。本采区内各分层煤层为块状亮煤、半亮煤，质硬性脆，条带结构，夹有少量丝炭薄层，节理发育，有黄铁矿和方解石相伴生，井田边缘灰分高，煤质较差，向中间变好，接近煤层顶底板处煤质不好，有时变为煤页岩。根据勘探取样化验结果，灰分平均17.68%，水分1.99%～10.10%，平均4.25%，挥发份38.57%～46.52%，平均42.64%，含硫0.3%～2.63%，平均0.91%，坩埚胶结G1～6，平均3，精煤发热量Q为6172大卡/KG～8200大卡/KG，本区煤质牌号确定为长焰煤，主要用于动力煤和民用煤。区内水文地质条件简单，不含煤层水，，区内水文地质构造简单。6.3工作面长度的确定根据《规范》规定，综采工作面长度宜为150～250米。本采区斜长约为910米，走向长度大约为2000米，下部留阶段保护煤柱30米，左边留30米的井田边界煤柱，右边留20米的采取边界煤柱。本采区采用采区式准备，工作面沿走向推进，工作面长度为204米。下面分几个方面验算工作面长度的合理性。1)按通风条件核定：L=60VMSCT/QbPN式中：L——工作面长度，m；S——工作面最小控顶距，2.230m；有全套图纸 有全套图纸V——工作面内允许的最大风速，4.0m/s；M——采高，3.5m；CT——风流收缩系数，可取0.9～0.95；Qb——一昼夜产煤一吨所需风量，m³/min；P——煤层生产率，即单位面积上的出煤量，t；N——一昼夜即每日割煤刀数，8刀。所以：L=60×4×3.5×2.230×0.9/（0.31×0.6×8×3.5×1.35×0.93）=270m﹥204m按通风条件核定，该工作面满足条件其中：P=MRC=3.5×1.35×0.93=4.39t；Qb的计算方法如下：本区绝对瓦斯涌出量为39.11m³/min，则其相对瓦斯涌出量为10.86m³/t，根据瓦斯抽放率为50%，则抽放后相对瓦斯涌出量为5.43m³/t，则：Qb=PoQtC/（24×60×Qf）式中：Po——工作面日产量，4000t/d；Qt——抽放后瓦斯相对涌出量，5.43m³/t；Qf——抽放前的瓦斯相对涌出量，1086m³/t；C——采区回采率，厚煤层为75%；所以：Qb=4000×5.43×75%/（39.11×24×60）=0.31m³/min2)按采煤机能力校核Qh=Qd/H式中：Qh—工作面需要的小时生产能力，t；有全套图纸 有全套图纸Qd—工作面日生产能力，4080.32t；H—日出煤时数，18小时；所以：Qh=4302.8/18=251t/h采煤机可实现的生产能力：Qs=60VHBD式中：Qs——采煤机可实现的生产能力，t/hV——采煤机牵引速度，0-7m/s（取平均值3.5，含开机率时取1.30m/s）；H——工作面采高，3.5m；B——采煤机截深，0.6m；D——煤的容重，1.35t/m³；所以：Qs=60×3.5×0.6×1.35×3.5=595t/h3)按输送机能力检验本采区选用的是综合机械化采煤工作面配套设备，采煤机检验工作面的长度合理，则运输机的运输能力也是合理的。6.4采煤机械的选择及回采工艺方式的确定6.4.1综采机组的设备选型《规范》规定，大型矿井应以综合机械化采煤工艺为主，综采是回采工艺的重要发展方向，它具有高产、高效、安全、低耗及劳动条件好、劳动强度小的优点。要实现综采，必须配备成套设备，特别是把工作面“三机——采煤机、刮板输送机、液压支架”配套搞好，否则综采生产将无法进行，勉强生产也获得不了好的效果本采区所采煤层厚度为3.5米，平均倾角为17度，工作面长度为204米，采用走向长壁采煤法。设计生产能力240万t/a，根据此点，选择综采设备。设备特征表如下：有全套图纸 有全套图纸1)采煤机：采煤机采用即型采煤机表6-3采煤机主要技术特征Tablet.6-3Maintechnologicalcharacteristic表5-4刮板输送机主要技术特征Tablet.5-4Maintechnologicalcharacteristicoftheconveyerofthewaxingscraper2)刮板输送机3)液压支架：有全套图纸 有全套图纸液压支架采用ZZ/17/35型。3)液压支架：液压支架采用ZZ/17/35型。6.4.2回采工艺方式综合机械化采煤回采工艺是人们根据回采工作面煤层的赋存条件，运用某种技术装备进行的生产方式，在回采工作面进行破煤、装煤、运煤、支架及处理采空区主要工序全部实现机械化连续作业。回采工艺选择的原则：1)尽可能使用机械采煤，达到工作面高产高效。2)劳动安全条件好。3)煤炭损失少，回采率高。4)材料消耗少，成本低。采煤机的工作方式1)滚筒的位置和转向有全套图纸 有全套图纸采用双滚筒采煤机，当我们面向煤壁站在综采工作面时，通常双滚筒采煤的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机正常工作时，一般其前端的滚筒沿顶板割煤，后端的滚筒沿底板割煤。在运行过程中为了司机操作安全，煤尘少，装煤效果好，前滚筒沿顶板割煤，后滚筒沿底板割煤，并有一定的卧底量，以增加采煤机对底板平整性及输送机槽歪斜的适应能力，避免采煤机和输送机因底板鼓起或浮煤垫起而向采空区倾斜。2)采煤机的割煤方式：综采面采煤机的割煤方式是综合考虑顶板管理、移架与进刀方式、端头支护等因素确定的，本采区采用往返一次进两刀，即穿梭割煤，工作面为端部进刀。3)采煤机的进刀方式工作面端部斜切进刀，采用割三角煤方法，进刀过程如下：a．当采煤机割煤至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机身处尚有一段下部煤,如图a；b．调整滚筒位置，前滚筒下降，后滚筒上升，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直，如图b；c．再调换两个滚筒上下位置，中心返回割煤至输送机机头处，如图c；d．将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，返向进行正常割煤。如图d。有全套图纸 有全套图纸图6-1工作面端部割三角煤斜切进刀Fig.6-1Thetipofworkingrangecutsthetriangularcoalandcutsthefeedobliquly（a）起始（b）斜切并移直输送机（c）割三角煤（d）开始正常割煤1――综采面双滚筒采煤机；2――刮板输送机2)综采面液压支架的移架方式为了及时支护顶板，采用先移架后推溜的及时支护方式，支架移步方式为单架依次顺序式，又称单架连续式。支架沿采煤机的割煤方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线。该方式操作简单，易保证规格质量，能及时支护顶板，对顶板的支护较好，应用较多。3)综采面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机三个基本工序的配合，本设计采用及时支护方式，即采煤机割煤后，随即立即前移支架支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，输送机推移后，在支架底座前端与输送机之间要富裕一个截深的宽度推移千斤顶呈伸出状态。这种支护方式工作空间大，有利于行人、运料和通风。4)端头支护有全套图纸 有全套图纸运输顺槽采用端头支架进行支护，回风顺槽采用工作面支架进行支护。5)两巷管理运输平巷和回风平巷采用梯形棚进行支护，超前工作面20米替棚，采用双排铰接顶梁加强支护，一梁两柱，运输平巷在工作面前6.15米范围内在铰接梁下用U型钢，给抬棚加强支护，排距0.8米，柱距2.5米。6.4.3顶板管理方法回采工作面是一个不断移动的空间，随着采面的推移，顶板悬露面积越来越大，为了避免顶板跨落威胁工作面的安全，因此，在保证足够的工作面空间的条件下，对多余的空间进行出来，这种多余的空间一般称作采空区。由于对采区处理主要是指控制顶板岩层的过大悬露，所以采空区处理方法也称顶板管理方法。根据顶板岩层性质及地表保护要求等条件不同，采空区处理方法一般又以下几种：全部跨落法、煤柱支撑法、缓慢下沉法和充填法。本设计采空区顶板管理方法主要采用全部跨落法。这种方法的实质是：当工作面自开切眼推进一定距离(一般为6～20米)后，又步骤的主动撤出采空区内的支架，使直接顶冒落下来，而且冒落后破碎的矸石体积膨胀而充填了采空区，从而减轻工作面压力和防止对工作面生产不良影响。全部跨落法处理采空区通常适用于直接顶易于跨落或具有中等冒落性质的顶板。这种方法的优点是：经济、方便以及煤炭损失少。采用全部跨落法进行放顶时，一次放顶距离称为放顶步距；放顶前，工作空间允许达到的最大宽度，称为最大控顶距，工作面最大控顶距实质上就是放顶步距加上回采工作空间的宽度；放顶后，保留的工作空间宽度称为最小控顶距。放顶步距通常为工作面一次推进度的1～2倍。在满足正常工作要求的条件，最小控顶距愈小愈好。实际生产中，常以工作面支架的排数来放映控顶距和放顶步距。由于设计矿井采用综合机械化采煤，工作面全部使用支撑掩护式液压支架支护，对于顶板管理非常简单，方便，工作面推进推进一定距离后如果采空区顶板不能及时跨落就采用放松动炮等方法使之跨落。6.4.4工作面布置布置图如下图：有全套图纸 有全套图纸图6-2工作面布置图Fig.6-2Theworkingrangeisfixedupandpursued6.5循环方式选择及循环图表的编制6.5.1循环方式的选择回采工作面的循环作业是回采工作面在规定时间内保质保量，安全地完成采、装、运、支、移这样一个采煤全过程，综采工作面以移架为标志。为了保证工作面按计划、有秩序地进行生产，必须实行正规循环作业。所谓正规循环作业是指根据工作面的生产工艺，配备一定的工种及定员，在规定时间内，保质保量地完成全部工作，并保证周而复始地进行的作业方法。有全套图纸 有全套图纸实践表明，回采工作面实行正规循环作业，是煤矿生产中一项行之有效的科学管理方法。它可以使回采工作面中的各工序在时间上和空间上合理地配合，有效地利用设备，合理地组织和调配劳动力，从而使工作面稳产、高产和高效。工作面中的正规循环作业有时会因某种原因而不能按计划完成，但一般正规循环率不得低于80%，正规循环作业常用循环图来指导。综采工作循环的含义：以移架为循环的标志，沿工作面每割一刀，工作面向前推移一个截深的距离，随即完成移架，清理浮煤，修整工作面和推移输送机等全部工细后，就算完成了一个循环。编制回采工作面循环作业图，首先应确定工作面的作业形式，也就是一昼夜内工作面中采煤工作面与准备工作在时间上的配合关系。根据工作面煤层和生产技术条件以及产量方面的要求，一昼夜需完成7个循环，即割完7刀煤。根据本采区工作面的循环数，采用“三八”工作制，即“两班半采煤，半班准备”。这种作业形式，综采工作面生产割煤和移架平行作业，无须单独回柱放顶时间，因此准备班的工作量较少，主要是检修设备，更换易损零部件，前移转载机，缩胶带输送机、回采两平巷支架，平巷超前支护等工作。回采工作面各工序安排一般有流水作业、平行作业以及流水和平行相结合的形式，各工序在时间和空间上如何配合才能充分利用时间和空间，是在工序安排形式中应当正确解决的问题。因此，在工序安排时，要处理好主、次关系，保证主要工序顺利进行，进来增加出煤时间，其它工序尽可能与采煤平行作业，注意空间上的合理配合，保证安全作业。按上述要求，可排出工艺流程图，作为编制循环图的基础。6.6.2循环图表的编制表6-3循环图表Tablet6-3Circulationchart有全套图纸 有全套图纸6.6.3工人出勤表编制原则：1)出勤的工种必须与循环图表中的作业时间相对应。2)出勤工数必须按国家规定的人员配备，综采队不超过100人。3)采场直接工人包括转载机以内工人，采区人员不在内。表6-4工人出勤表Tablet.6-4Worker"sattendanceform序号工种一班二班三班小计1班长22262采煤司机222603支架工88622有全套图纸 有全套图纸4转载司机11135破碎司机11136端头工442107泵站司机33398运料工22269电钳工4421010顺槽维护工2226　其他2226合计313125876.6.4机电设备表表6-5机电设备表Tablet.6-5Electromechanicalequipmentform序号设备名称型号规格单位数量1液压支架ZZ4000/17/35架1402端头支架ZFT25000/20/32S架23过度支架ZFGS7200/22/30H架54可伸缩带式输送机SSJ1200/M（A）台15破碎机LPS500台16调度绞车JD—11.4台27调度绞车JD—40台88回柱绞车SDJ—14台19回柱绞车JH—14台1有全套图纸 有全套图纸10采煤机2MG2×200台111刮板输送机SGZ—730/320台113转载机SZZ—1000/400台114乳化液泵站GRB—315/31.5台315移动变电站KBSGZY—1250台316移动变电站KBSGZY—630台117通讯控制CK-1套118真空开关EDBH-200套119高压隔爆开关BGP16.6.5技术经济指标表表6-6技术经济指标表Tablet.6-6Technicalandeconomicindexform序号项目单位指标1工作面长度米2042走向长度米40003设计采高米3.54煤层倾角度165煤容重吨/米³1.356工作面回采率%937采煤机截深米0.6308循环产量吨578.349循环进度米/刀0.6310日循环进度个711日产量吨4048.38有全套图纸 有全套图纸7建井工期及开采计划7.1建井工期及施工组织计划建井工程量是指由井筒起到移交生产是为止的全部开拓巷道、准备巷道及回采巷道工程量的总和。7.1.1施工队伍的人力配备晓会井田采用斜井，立井联合开拓，中央分列式通风的开拓方式。新建矿井移交投产时，只移交南1区一个回采工作面，因此可以安排三个掘进队，分别从三个井口开始掘进。一队掘进主井，二队掘进副井，三队掘回风井。一队在主井掘完之后掘井底煤仓及轨道大巷，二队掘完副井后，掘井底车场轨道大巷，三队掘完回风井后掘回风大巷，最后三个队共同掘三条上山及采区采准巷道。7.1.2井巷施工的机械化程度及施工程序掘进机械化设备满足《规范》下列要求：1)全煤巷及半煤岩掘进，采用综合掘机组，配备掘进机，胶带转载机可伸缩胶带输送机及相应配套设备。2)全岩巷道大断面掘进配备液压凿岩台车，侧卸式装岩机，转载机，列车，齿轮车组成机械化作业线；小断层巷道掘进配备岩石电钻，带调车盘的耙斗装岩机，齿轮车，矿车。3)煤仓掘进配备天井钻机表7-1掘进速度表Tablet.7-1Tunneltheautometer有全套图纸 有全套图纸序号巷道名称掘进速度掘进机械化程度m/月m/月1主立井40伞形钻架打眼2副立井40伞形钻架打眼3回风立井40伞形钻架打眼4岩石大巷120液压凿岩台车5硐室600钻爆法6煤巷400综合机械化掘进组7半煤岩巷250液压凿岩台车表7-2井底车场工程量计算表Tablet.7-2Projectamountreckonerofparkinglotofbottomhole序号名称支架材料长度（米）断面（平方米）工程量（立方米）净掘净掘1水仓砌碹15011.413.2171019802水泵房砌碹21.612.217.3263.52373.683变电所砌碹1612.318.6196.8297.64煤仓砌碹3250.3651609.620805火药库砌碹270.3510.512.8153917476通道锚喷405.56.72082687等候室砌碹455.58.3245.5373.58材料工具室砌碹205.528.44110.4168.89井下调度室砌碹58.0315.7340.1578.65表7-3采区准备巷道和回采巷道工程量计算表有全套图纸 有全套图纸Tablet.7-3Preparethetunnelandbackproductiontunnelprojectamountreckonerintheexploitingfield序号名称支护材料长度（米）断面（平方米）工程量（立方米）1工作面煤仓锚喷2区段运输平巷砌碹3区段回风平巷砌碹4工作面液压支架7.1.3工程排队及施工组织排队工作面接替：工作面结束前十天至十五天，完成其接续工作面掘进和设备安装工程。采区接替：每个采区开始减产一个月到一个半月必须完成采区掘进和设备安装、巷道掘进工程安排原则。1)确定链锁工程，分清各个巷道的先后、主次，确定施工顺序。2)尽快构成掘进巷道的全风压系统，为多条巷道同时施工创造条件。3)掘进工程量测算要符合实际并留有余地，此设计按10%—20%计算。4)按岩巷、煤巷不同分类，分别安排施工队伍，使各掘进队的施工条件、设备相对速度加快，并尽可能使掘进施工地点相对稳定、搬家地点较近。7.2开采计划7.2.1开采顺序有全套图纸 有全套图纸本设计采用集中布置大巷，立井多水平上山开拓。先采第一水平上山部分，再开采第二水平。合理的开采顺序应满足下列原则1)保证开采水平、采区、回采工作面的正常接替，保证矿井接续稳定高产。2)符合煤层采动影响关系，最大限度地采出煤炭资源。3)井巷工程量和投资少，尤其节省初期工程量和投资，工期短，投产快。4)合理集中生产，充分发挥设备能力，提高劳动生产率，减少巷道维护费用。5)便于灾害预防，有利于巷道维护，保证生产安全可靠。7.2.2配产的原则开采计划（又称配产），就是根据国家对一个矿井产量、效益、煤质、材料消耗等要求统筹安排矿井开采水平、采区、回采工作面等接续，包括近期回采工作面接续计划和长期的采区接续计划。开采计划的原则：1)矿井两翼开采的产量分配尽可能与储量相适应，避免一翼迅速采完，另一翼储量积压，造成后期形成单翼生产。2)各煤层配产上注意厚薄搭配、肥瘦搭配。3)合理集中生产，避免战线过长，生产分散，尽可能提高回采工作面单产和采区生产能力，减少同时生产的采区个数。4)要留有余地，并以可靠的可采储量为基础。7.2.3采区及回采工作面接替图表表7-4采区接续表Tablet.7-4Continueandexpressintheexploitingfield采区可采储量面积生产能力服务年限一3015.89万吨39万米2150万t/a20a二4523.83万吨60万米2150万t/a30a有全套图纸 有全套图纸三4678.52万吨59万米150万t/a30a四2998.58万吨42万米150万t/a20a有全套图纸 有全套图纸8矿井通风8.1矿井通风系统概述8.1.1矿井开拓系统本矿井晓会井田设计生产能力为240万吨/年，井田走向5km，倾斜长约为2.18km，井田面积大概10.25万km²，本矿井内煤层赋存深度为-300～-900m之间，井田内有三个可采煤层，其厚度为3.5m，3.8m，6.5m，7.5米，其中3.5为最上层煤，层间距平均为30m。本矿井开采属立井多水平上下山开采，其第一水平标高设在-550m水平，第二水平设在-750m水平，然后在第二水平打暗斜井延伸到-900水平开采第三个阶段，第二水平进行上下山混合式开采。本矿井内煤层为缓斜煤层，煤层倾角平均为17度，适合采用走向长壁采煤法。本井田内构造简单，煤层稳定，存在着F14小断层，其影响不大。根据采区划分的原则及本井田的具体情况，井田划分为4个采区。首采采区内划分为4个工作面，每个工作面进行双翼开采，但翼即可达产，则一翼开采，另一翼进行准备。8.1.2矿井通风安全条件本矿井内煤层含瓦斯较大，属于高瓦斯矿井，其绝对瓦斯涌出量为39.11m³/min，相对涌出量为14.1m³/t，煤层自然发火期为3—6个月。8.2矿井通风方式与通风系统的选择矿井通风系统包括通风方式、通风方法和通风网络。8.2.1矿井通风设计的要求1)将足够的的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证安全生产和良好的劳动条件；2)通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力；3)发生事故时风流易于控制，人员易于撤出；4)有符合规定的井下环境及安全监测系统或检测系统；有全套图纸 有全套图纸5)通风系统的基建投资少，营运费用低，综合经济效益好。8.2.2矿井通风方式的选择《规范》条文说明中规定：“通风方式的选择，在确定矿井安全，兼顾中后期生产需要的前提下，应当着重考虑初期的经济效益”。风井的布置应考虑地面因素、地下因素外，主要取决于矿井通风系统，按进风与回风井的相对位置，有下列几种布置方式：1)中央并列式进风井与和回风井都位于井田中央的同一个工业场地内。一般利用主、副井分别作为进风井及回风井。这种布置方式其优点是工业场地布置集中，管理方便，井筒保护煤柱损失少，缺点是通风线路厂，通风阻力大，井下漏风多。故一般用于井田范围较小，生产能力不很大，瓦斯等级低的矿井。投产初期不利于采用别的通风方式时，也可采用采用这种方式。2)中央边界式（中央分裂式）主、副井位于井田中央，副井兼作进风井，回风井设在井田上部边界的中部，这种方式称之为中央边界式。这种方式的优点是通风线路较短，通风阻力较小、井下漏风较少，回风井位于井田上部边界，工程量增加不多。其缺点是工业场地比较分散，保护井筒煤柱较多，当矿井转入深部开采后，需要维护较长的上山回风道。这种方式适用于煤层赋存不太深的缓斜煤层矿井或煤层赋存较深、瓦斯涌出量大的矿井。3)对角式通风主副井设在井田中央，副井兼作进风井，回风井设在井田两翼的上部边界，成对角式布置，这种方式称之为对角式通风。这种方式的优点是通风线路长度变化小，风压比较稳定，有利于通风机工作。但这种方式因风井较多，所需通风设备较多，工业场地分散，主副井与回风井贯通需要较长的时间。因此，这种方式适用于对通风要求很严格的矿井，如高瓦斯矿井、煤层易于自燃的矿井、有煤和瓦斯突出危险的矿井。4)分区式通风采用多井筒分区域开拓时，每一个分区内均设置进风井及回风井，构成独立的通风系统。这种通风方式除具有通风线路短、几个分区可以同时施工的优点外，更有利于处理矿井事故。此外，运送人员及设备也方便。其缺点为工业场地分散，占地面积较大，井筒保护煤柱较多。这种通风方式适用于煤层很缓的特大型矿井。有全套图纸 有全套图纸通过以上通风方式的对比以及本井田的实际情况，本井田决定采用中央并列式通风方式。8.2.3矿井主要扇风机通风方法的选择矿井主要扇风机的工作方法基本上是分为抽出式和压入式两种，下面对两种方式的优缺点对比如下：1)抽出式扇风机使井下属于负压状态，当主要扇风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少；当主要扇风机停止运转时，井下风流压力减小，有可能使采空区瓦斯涌出量增大；2)采用压入式通风时须在矿井总进风线路上布置若干通风构筑物，使通风管理工作非常困难，且漏风较大，对于立井提升的压入式通风矿井，在副井钢丝绳通过处和箕斗井底煤仓时都有较大的漏风；3)由压入式通风过渡到抽出式通风时，有一定困难。在地方小煤窑塌陷区分布较广的条件下，采用抽出式通风，会把小窑塌陷区积聚的有害气体抽到井下；用压入式通风时，则能用部分回风把小窑塌陷区的有害气体压出地面。根据以上的比较几本矿井的实际情况，同时结合《规范》规定：“矿井通风宜采用抽出式”，本矿井确定主要扇风机的通风方式为抽出式。8.2.4矿井通风方式的确定矿井通风方式选择要符合投产快、多出煤、安全可靠、技术经济等原则，为此，结合本矿井煤层倾角较缓，赋存较深的条件，决定初期采用中央边界式，后期过渡为中央并列式。8.3总风量的计算与风量分配矿井总风量因按掘进、采煤、硐室及其它地点实际风量的总和按下式进行计算：式中：——矿井所需风量，m³/min；——采煤工作面实际需风量之和，m³/min；有全套图纸 有全套图纸——各掘进面所需风量之和，m³/min；——各独立通风硐室实际需风量之和，m³/min；——其它井巷需风量之和，m³/min；——矿井通风系数，取值1.2。下面分别对他们进行计算。8.3.1回采工作面需风量回采工作面需风量应按稀释和排放瓦斯、炮烟及其它有害气体、粉尘，并使工作有适宜的气温和风速分配进行计算，然后取其中的最大值。1)按工作面最大瓦斯涌出量计算工作面风量Qc：式中：——工作面需风量，m³/min；——工作面瓦斯涌出量不均匀系数，取1.25；——工作面瓦斯绝对涌出量，15m³/min；100——工作面进风流允许浓度倒数；所以：=100×15×1.25=1875m³/min；2)按井下同时工作人员最多时计算：Q=4NK式中：4——每人每分钟供给的最小风量，m³/min；N——井下同时工作的最大人员，31人；K——风量备用系数，1.25。所以：Q=4×31×1.25=155m³/min3)按工作面风速验算：a.按最低风速0.25m/s计算，回采工作面最低风量：有全套图纸 有全套图纸=184.18m³/minb.按最高风速5m/s计算回采工作面最高风量：=3683.4m³/min式中：12.278——由工作面平均控顶距计算得的平均断面面积，即：S=3.837×（M－0.3）=12.278m²4)由于本矿井是高瓦斯矿井，且存在自燃发火危险，同时按照邻矿生产经验，尽量满足供风要求，所以综采面供风量取为2000m³/min。经以上计算比较，工作面所需最大风量为2000m³/min，显然大于其工作面最低需风量，而小于其工作面最大所需风量，故工作面的风量合乎要求。因为本矿井一个工作面即可达产，故工作面的所需风量为：=2000m³/min8.3.2掘进工作面需风量掘进工作面需风量的计算方法与回采工作面基本相同。1)按瓦斯涌出量：式中：——掘进工作面需风量，m³/min；——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取15×0.4=6m³/min；——该掘进工作面通风系数，主要包括瓦斯涌出不均衡系数和备用风量系数等因素，一般为1.2～2.0，这里取1.5；所以：=100×6×1.5=900m³/min2)按掘进工作面人数计算Q=4N式中：4——每人每分钟供给的最小风量，m³/min；有全套图纸 有全套图纸N——该掘进工作面同时工作的最大人数，取50人。所以：Q=4×50=200m³/min3)按掘进工作面风速进行验算a．每个煤巷或半煤岩巷的最小风速不得小于0.25m/s，则风量：Q≥0.25×60×14.2=213m³/minb．每个岩巷或半煤岩巷掘进工作面的最低风速0.15m/s，则风量：Q≥0.15×60×14.2=135m³/minc．每个煤巷或岩巷掘进工作面最高风速小于4m/s，则风量：Q≤4×60×14.2=3408m³/min经以上计算比较，掘进工作面所需风量为900m³/min，显然该值大于工作面所需最低风量，而小于工作面所需最高风量，故该掘进工作面风量合乎要求。因为本矿井内有2个掘进工作面，所以：=900×2=1800m³/min8.3.3硐室需风量计算1)火药库：大型矿井供风标准为100～150m³/min，此处去150m³/min；2)水泵房：取200m³/min；3)采区变电所：经验数据为60～80m³/min，此处取70m³/min；4)绞车房：全矿的绞车房需要风量为150m³/min；所以硐室需风量为：=150+200+70+150=570m³/min有全套图纸 有全套图纸8.3.4其它井巷需风量=（2000+570+1800）×k=192.85m³/min所以全矿需风量为=（2000+1800+570+192.85）×1.2=5475.42m³/min8.3.5各巷道最高最低风速表表8-1最高最低风速Tablet.8-1Thehighestminimumwindspeed井巷名称允许风速（m/s）MinMax立井——4副井——15风井——8工作面0.254掘进中岩巷0.154掘进中煤巷0.154主要进回风道——8采区进回风道0.256其它行人巷0.154有全套图纸 有全套图纸8.4矿井总风压及等积孔的计算8.4.1确定矿井通风困难第一时期的依据1)矿井及井田的服务年限；2)扇风机设备的使用寿命；3)符合对矿井通风各时期的有关规定8.4.2矿井第一时期的确定本矿井服务年限为65年，设计生产能力为240万t/年，多水平开采，考虑到扇风机的使用寿命，确定矿井第一时期为达产后25年。8.4.3计算原则及计算方法井巷通风总阻力是选择矿井主要扇风机的重要因素之一，所以在选择矿井主要扇风机之前必须首先计算井巷通风总阻力。一、计算原则如下：1)本矿井服务年限为65年，只须计算25年以内矿井通风容易和矿井通风困难两个时期的和；2)通过主要扇风机风量Qf大于通过风井的总风量：Qf=（1.05～1.1）Qm³/min式中：1.05～1.1——抽出式风井有提升任务时取1.1则：Qf=1.1×5475.4=6022.6m³/min3)一般不超过3000Pa；4)自然分配和按需分配方法计算各需通风阻力二、计算方法：沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算摩擦风阻=аLU/S³有全套图纸 有全套图纸在用下式计算各段巷道的摩擦阻力=Q²式中：——井巷的摩擦风阻，NS²/；——各段巷道的摩擦阻力，Pa；а——井巷通风摩擦阻力系数，NS²/；L——井巷长度，m；U——井巷周长，mS——井巷的断面面积，㎡Q——巷道的风量，m³/s通风困难和通风容易时期分别列表计算，详细的计算如下列表格所示表8-2通风困难时期Tablet.8-2Ventilatedifficultperiod井巷序号井巷名称支护方式аL（m）U（m）S（㎡）Q（m³/s）（Pa）V（m/s）1—2副井混凝土4062020.4133.1791.26115.032.752—3井底车场锚喷85012.114.16064.684.253—4主石门锚喷125501312.680340.457.144—5运输大巷锚喷1210001413.875352.415.435—6轨道上山锚喷1290014.814.168258.434.86—7回风石门锚喷1240014.213.160106.924.587—8运输平巷棚架159001413.83586.342.548—9工作面支架502041312.63475.072.709—10回风平巷棚架159001412.63586.342.5310—11回风石门锚喷125501313.86094.384.7611—12回风大巷锚喷1210501312.690650.037.1412—13风井混凝20035018.8428.2691.2698.393.23合计73542591.44有全套图纸 有全套图纸表8-3通风容易时期Tablet.8-3Ventilateeasyperiod井巷序号井巷名称支护方式аL（m）U（m）S（㎡）Q（m³/s）（Pa）V（m/s）1—2副井混凝土4063020.4133.1791.26117.372.752—3井底车场锚喷85012.114.16096.324.253—4主石门锚喷125501312.68034.377.144—5运输大巷锚喷1210001413.87546.195.435—6轨道上山锚喷1290014.814.16826.374.86—7回风石门锚喷1240014.213.16010.914.587—8工作面支架502041312.63417.662.708—9回风石门锚喷125501313.86034.374.769—10回风大巷锚喷1210501312.69066.337.1410--11风井混凝2035018.8428.2691.26104.673.23合计7354647.89三、两个时期的矿井总阻力:=1.15=1.20式中：，——矿井通风困难和容易时期的总阻力，Pa；1.15，1.20——考虑到风路上有局部阻力的系数。所以：=1.15×2591.44=2980.16Pa=1.20×2409.43=2891.32Pa四、全矿井通风总阻力本矿井第一时期采用中央分列式，全矿井只有一个风井担负通风任务，所以全矿井总阻力为：有全套图纸 有全套图纸困难时期：=2980.16Pa容易时期：=2890.32Pa五、两个时期总阻力风阻：困难时期：Rmax=/Q²=2980.16/（91.26）²=0.357NS²/容易时期：Rmin=/Q²=2891.32/（91.26）²=0.347NS²/六、两个时期的矿井等积孔：困难时期：A1=1.19Q/=1.19×91.26/=1.98㎡容易时期：A2=1.19Q/=1.19×91.26/=2.01㎡8.5通风设备的选择矿井主要通风设备包括主要扇风机和电动机，必须先选择主要扇风机，然后选电动机。选择通风机应遵循以下的原则：1)选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化，并适当照顾下水平，当阻力变化较大时，可考虑分期选择电动机，但初装电动机的使用年限不少于10年；2)应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计风量和风压时，叶片安装角度一般比允许值小5度；3)有全套图纸 有全套图纸在通风机的服务年限内，其矿井最大和最小阻力的工矿点均应在合理的工作范围内；4)考虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门调节。对矿井主要通风设备有以下的要求：5)对矿井主要扇风机必须装置两部同等能力的扇风机（包括电动机），其中一套转动，另一套做备用，备用的一套要求在10min内能够开动；6)矿井的主要扇风机房应装有两回直接变电所馈出的供电线路，线路上不应分接任何负载。8.5.1矿井主要扇风机的选型计算通常用通风机个体特性曲线来选型，要求新选的通风机既能保证在容易时期的工作效率不低于0.7，又能保证在困难时期内的风压够用，并且用来克服矿井总阻力的风压小于通风机最大风压的0.9倍，并有足够的风量。确定主要扇风机的工矿点，步骤如下：1)计算通风机的工作风量Q1=1.05Q=1.05×91.26=99.823m³/s2)轴流式风机的工作风量=++式中：——轴流式风机的静压，Pa；——矿井通风容易与困难时期的阻力，Pa；——轴流式风机的装置风压，取100Pa；——局部阻力，取50Pa。则：=2891.32+100+50=3041.32Pa=2980.16+100+50=3191.16Pa根据以上所得（，Q1）与（有全套图纸 有全套图纸，Q1）两组数据，查通风机的个体特性曲线，扇风机的个体特性曲线的合理工作范围：1)扇风机实际风压，不超过最大风压的0.9倍，轴流式扇风机不允许工作点落在马鞍形区域内，静压效率低于0.6；2)扇风机动轮转数不超过额定转数；3)轴流式扇风机最大θ为45度；4)一级动轮轴流式扇风机θ≥10度，二极动轮θ≥15度综上所述，确定选择62A14—11NO.24型扇风机，动轮的叶片是扭曲形，共16片，必要时可等分取8块，叶片运转使工作点在服务期间内都在高效率范围内，即在容易时期装16片，困难时期装8片，即满足通风的要求。8.5.2选择电动机根据通风容易时期和困难时期的主扇输入功率计算电动机输出功率。本次设计选用异步电动机，电动机的输出功率ηt故通风容易时用小功率电动机，在适当的时候在换功率较大的电动机，并选用异步电动机，输出功率习惯用比例中项式（平均值）。Nei=1.1Neomin/ηe=1.1×148/0.9=181KW式中：1.1——轴流式主扇时电动机容量系数；ηe——电动机效率，取90%；Neomin=100×220=148故选择功率为210KW的JS—137型电动机即可满足要求。8.5.3总耗电量及吨煤电耗1)主扇运转时的耗电量：Imf=(N1+N2)×365×24/2×ηe×ηv×ηi×ηt式中：N1、N2—一年内最大和最小的主扇输入功率，取120，100；ηe——主扇电动机效率，取0.9；有全套图纸 有全套图纸ηv——压器效率，取0.8；ηi——电线输电效率，取0.95；ηt——传动效率，取1.0。则：Imf=(20+100)×365×24/2×0.9×0.8×0.95×1=1408772KWh/a由于掘进通风采用电动机功率为28W的JBT—62型局扇，共两台，则耗电量为：Ief=2N×365×24/2×ηe×ηv×ηi×ηt式中：N——局扇输出功率，取28KW；ηe——主扇电动机效率，取0.9；ηv——变压器效率，取0.8；ηi——电线输电效率，取0.95；ηt——传动效率，取1.0。则：Ief=717281KWh/a由以上可得一年内总耗电量为：I总=Imf+Ief=1408772+717281=2126053KWh/a2)吨煤耗电量的计算：I=I总/A式中：A——矿井生产能力；I——吨煤通风分担耗电量。则：I=2126053/2400000=1.77KWh/t则每吨煤的通风电费E为：E=I×D式中：D——每度电的价格，取0.2元/（KWh）则：E=1.77×0.2=0.354元/t有全套图纸 有全套图纸9矿井提升与运输9.1概况矿井运输与提升是矿井生产中十分重要的环节，因此要合理的确定矿井运输提升系统，正确地选择和计算矿井各环节的运输与提升设备，以保证设计矿井的经济性和合理性。本设计矿井的生产能力为2400万吨/年，井田走向长度为5000米，矿井提升工作制度为14小时/日，平均日产量为4000t,年设计工作日为300天。大巷内采用3t固定式矿车为主运输，辅助运输采用单轨吊。采区内运煤采用皮带运输机，采区的煤炭由采区煤仓直接经转载机转载，由皮带运输机运往井底，采区内部的采区运输中，工作面、顺槽分别采用刮板输送机和胶带运输机，层间联络巷也采用皮带运输。全矿井只有一个回采工作面，掘进中出矸石的量为年产量的15%，利用罐笼从副井提出，材料由副井进入井下，各系统如下：1)运煤系统：工作面采落的煤炭→工作面刮板运输机→采区运输巷胶带输送机→采区溜煤眼→运输上山胶带输送机→运输大巷→井底煤仓→主井提升→地面。2)排矸系统：掘进工作面→掘进巷道→回风巷道→回风石门→主石门→副井。3)运料系统：材料由地面→副井→井底车场→主石门→运输大巷→轨道上山→采区回风石门→区段回风巷→工作面。其中：a.工作面运输为刮板运输机。b.主井提升采用JDS12/90×6同侧装卸式箕斗，副井提升采用GDS-1.5K×4/90×6同侧进出车罐笼提升。c.辅助提升采用单轨吊。9.2采区运输设备的选择9.2.1运输平巷中运输设备的类型及数量1)转载机有全套图纸 有全套图纸根据第六章“采煤方法”部分，转载机为SZZ-764/160，与之相配套的破碎机为PEM1000×650。转载机与破碎机的技术特征均已详细叙述过，这里不再重复说明。二者的生产能力也大于工作面的生产能力，故二者的选择也是合理的。2)可伸缩胶带输送机运输顺槽中的可伸缩胶带输送机必须满足转载机的转载能力，且胶带输送机的长度也必须满足工作面的推进长度。本矿井工作面在上山阶段的最大推进长度为1200m，因此本矿井选用的可伸缩胶带输送机的型号为SSJ1000/160。根据以前的数据，该胶带输送机的选择是合理的。表9-1可伸缩胶带输送机特征Tablet.9-1Conveyercharacteristicofthescalablestickytape型号输送量(t/h)输送长度(m)带速(m/s)滚筒直径(mm)输送带类别宽度(mm)SSJ1000/16080010002.5630尼龙整芯阻燃1000电动机功率(kW)电压(v)质量(t)160114093.5029.2.2回风平巷中运输设备的类型及数量回风顺槽中布置一条轨道，轨距900mm，用单轨吊牵引矿车运送材料或人员。单轨吊参数如下：表9-2单轨吊参数Tablet.9-2Thesingletrackhangstheparameter型号内燃机最低牵引力最大速度最大坡度型号功率转速DZ66－3.1MWMD916－669kw2300r/min65kN2.8m/s27°最大件载重单轨规格水平曲率半径垂直曲率半径外型尺寸(长×宽×高)机车重量有全套图纸 有全套图纸12tI/40EI4m10m9500×750×11006.5t注：井下单轨吊的台数为6台，4台工作，2台备用。9.2.3轨道上山及运输上山中运输设备1)轨道上山运输设备选用FND—90Y单轨吊车运输。其技术特征如下表：表9-3轨道上山运输设备Tablet.9-3Thetrackgoesupahillandtransports型号功率，kw牵引力,t牵引速度,m/s最大爬坡角度转弯曲率半径轨道型号水平，m垂直，mFND_90Y6661.70～218°≥4≥10I/40EI2)运输上山运输设备选用SSD1000/125型皮带机，其技术特征如下：表9-4皮带机特征Tablet.9-4Beltmachinecharacteristic运输量输送长度m带速m/s传动滚筒直径宽度mm630100026301000机尾搭接长度功率KW电压V重量吨设计单位12m125114093.07西北煤机厂有全套图纸 有全套图纸9.3主要巷道运输设备的选择9.3.1轨距、矿车类型及数量根据工作面生产能力，货载最大块度，以及设计运输生产率，大巷运输选用3t固定矿车运输，其轨距为900mm。这种矿车满足以下主要要求：1)坚固且自重小；2)在容量一定的条件下，矿车外形尺寸应尽可能小；3)运行阻力小；4)运行平稳；5)摘挂钩、清扫、维修方便。因此这中矿车是合乎要求的。新建矿井，在达到设计生产能力时需要的矿车台数，不仅与井型，运距，装载方式有关，也与矿车本身容重，牵引速度，每循环是否升井，地面运距近似及调车编组方式等有关。一般按矿井井田产量的30%确定全矿井矿车容重，矿车台数可按下式计算×15式中：W——使用矿车台数Q——矿井日产量G——矿井载重量15——周转率次/日所以：=0.3×4048.38/3×15=27台除了使用台数之外，另备用修理台数为使用台数的20%，材料数量的10%，平板车数量一般不超过10辆，所以总矿车数为：27×0.2＋27＋27×0.1＋10=46台有全套图纸 有全套图纸9.3.2电动机的选择电机车的选择包括电机车型号，电机车牵引列车组成的计算，电机车的台数确定以及电机车变流设备的选用，一般根据条件确定电机车的具体型号。1)根据矿井瓦斯等级情况及《煤矿安全规程》有关规定，确定使用架线电机车或蓄电池电机车的轨距。2)根据矿井采用的轨距，确定的电机车的轨距。3)电机车粘着重量的确定，按照我国多年来的设计实践进行选定。4)根据《煤矿安全规程》第330条规定，架线电机车直流电压不得超过600V，则架线或电机车电压应与运输距离配合。蓄电池式电机车具有较大的灵活性。井下大巷运输目前普遍采用各种类型电机车牵引，其中包括各种粘着重量的直流电机车和蓄电池电机车。本矿井采用蓄电池电机车。大巷运输选用电机车类型应符合《煤矿安全规程》规定，电机车牵引的有效重量，一般按机车工作重量的5倍估算，如果井型和运输距离已经确定，则工作电机车台数近似计算如下：=1.5×1215×(11×1.1+30)/2100×10=4台式中：N——工作电机车台数1.5——产量与运输不均衡系数——采煤班产量，吨——运输距离，公里P——机车自重，10吨11——运行时间与机车有效载重量的乘积。30——每班工作时间与机车有效载重的乘积检修及备用电机车台数取工作电机车台数25%，但不少于1台。为0.25×4=2台。列车平均间隔时间=11.5分钟本矿井采用XK2.5－9/48－TH.其蓄电池电机车主要技术特征表如下：有全套图纸 有全套图纸表9-5蓄电池电机车技术特征Tablet.9-5Technologicalcharacteristicofelectriclocomotiveofthebattery粘着重量t轨距mm最小曲率半径m固定轴距mm主动轮直径mm制动方式外形尺寸mm牵引力Kg/t长宽高2.59005650460机械2100104015502548牵引速度牵引电动机功率KW转数小时制长时制最大型号台数电压V小时制长时制小时制长时制4.546.110ZQ-481483.51.3796018509.4提升选型的一般原则：1)对于年产量大于60万t的大中型矿井，由于提升煤炭及辅助提升工程量均较大，一般均设主副井两套提升设备。2)一般情况下，主井均采用箕斗提升，如有特殊情况要求，也可以采用罐笼提升。3)为了提高生产率，中型以上矿井，原则是都采用双钩提升。4)根据我国情况，对于年产量在90万t及以上的大型矿井，以采用多绳摩擦提升系统为宜。5)煤矿若有两个水平且分为前后期开采时，提升机井塔井架等大型固定设备应按最终水平选择，提升容器，钢丝绳，提升电动机可以按第一水平选择，待井筒延深到第二水平后另行更换，但电动机以换装为宜，据此在提升设备选型计算中，各设备均按第二水平选择。9.4.1提升设备的类型及规格有全套图纸 有全套图纸主副井提升设备的类型应根据矿井设计生产能力，辅助提升要求，安全及提升设备供应状况等因素，选用一套主提升设备提煤，一套副提升设备，提升矸石及完成其他辅助作业。9.4.1.1主井提升设备的选择设计依据：1)矿井年产量为240万吨/年，矿井年工作日为300天，日提升14小时。2)矿井分两个水平开采，一水平在-550m水平，二水平在-750m水平；一水平服务年限为30年。3)采用底卸式箕斗，卸载水平与井口高差20米。4)装载水平与井下运输水平高差20米。5)矿井电压为6千伏。本矿井竖井采用箕斗提升，现就对箕斗的容量进行确定：按一水平进行：此时的提升高度为H=HS+HZ+HX=630+20+22=672米经验提升速度为vj=0.4=0.4×=10.37m/s式中：vj——经验提升速度，m/s；H——提升高度H=Hs+Hx+HzHs——矿井深度，630m；Hx——卸载水平与井口高差，取20m；Hz——装载水平与运输水平高差，取22m则经验提升时间为：Tj=vj/a+H/vj+u+Q式中：vj——经验提升速度，10.37m/s；a——提升加速度，暂取0.7m/s²；H——提升高度，取672m；U——提升容器爬行阶段附加时间，对于箕斗取10s；Q——提升容器提升终了的休止时间，箕斗选为12t，休止时间为12s。则经验提升时间为：有全套图纸 有全套图纸Tj=10.37/0.7+672/10.37+10+12=14.8+64.8+22=101.6s则一次经验提升量为：Qj=（A×C×af×Tj）/（3600×t×br）式中：A——矿井年产量，240万t/a；C——主提升设备的提升不均匀系数，有井底煤仓取为1.10；af——富裕系数。主井提升设备对第一水平留有1.2的富裕系数；t——提升设备日工作小时数，14h；br——提升设备年工作日数，300天；则一次经验提升量为：=10.6t/次选取标准箕斗。表9-6箕斗规格表Tablet.9-6Dustpanfightspecificationform罐道名义货载量最大终端载荷箕斗质量提升机型号有效容积钢丝绳12t529.2KN12.5tJKM2.8×613.2方提升钢丝绳平衡圆尾绳钢丝绳罐道直径数量绳间距直径数量直径数量32－43mm6250mm32－43332－50mm4根据有效容积计算一次提升量：Q=D×V=0.9×13.2有全套图纸 有全套图纸=11.88t式中：D——煤的集散密度，取为0.9t/m³；V——箕斗的有效容积，m³。因此所需一次提升时间：Tl=（3600×br×t）/（C×A×af）所以Tl=（3600×11.88×300×14）/（1.1×120×10000×1.2）=113.4s根据Tj=vj/a+H/vj+u+Q得：vj=8.64m/s根据《煤矿安全规程》规定：立井升降物料时，最大速度Vm=0.4=10.37m/s。因Vm﹥vj，故所选箕斗是合理的。9.4.1.2副井提升设备的选择罐笼可以用来升降人员和设备，提升煤炭和矸石，以及下放材料等，与副井的作用相符合，所以副井提升设备选用罐笼。根据每班工作面以及掘进面人数，选择GDS-1.5K×4/90×6罐笼，其规格如下：表9-7罐笼规格表Tablet.9-7Specificationformofthecage罐道允许乘人数最大终端载荷罐笼质量提升机型号罐笼总货载质量钢丝绳70411.6KN17000KgJKM2.8×614800Kg提升钢丝绳平衡圆尾绳钢丝绳罐道直径数量绳间距直径数量直径数量25－31mm6250mm32－43mm332－50mm4有全套图纸 有全套图纸9.4.2提升钢丝绳的选择提升钢丝绳是矿井提升设备的一个重要组成部分，它直接关系到矿井正常生产、人员生命安全及经济运转，因此应给予特别重视。选型原则：当供应的条件允许时，应优先考虑采用三角股钢丝绳，在三角钢丝绳的货源无法解决时，应选用线接触。品种结构为W（瓦林吞式）、T（填充式）的同向捻圆股钢丝绳；在只有普通圆股点接触钢丝绳时，则应选用同向捻的钢丝绳。根据以上原则选择钢丝绳如下：绳6（30）股（6+12+12）绳纤维芯由于终端载荷为20440kg，应大致选JKM-2.8/6型多绳提升机，其磨擦轮直径D=2800mm，按规定与绳比不小于60倍，则d=26.5mm。表9-8钢丝绳特征表Tablet.9-8Characteristicformofsteelwirerope直径（mm）全部钢丝的断面积（mm²）参考质量（kg/100m）钢丝绳公称抗拉强度（Mpa）钢丝破断力总和（N）钢丝绳钢丝1×6股芯第一层第二层26.51.201.151.90278.78276.001372≥2680309.4.3选择及验算提升机井筒提升绞车，一般应该按其担负的最终水平深度选择。在绞车服务期间，可以考虑换装一次电动机为宜。提升机滚筒直径D的计算：1)根据钢丝绳直径d选择地面提升机D≥80d，所以得出D≥80×26.5＝2120mm井下提升机D≥60d，所以得出D≥60×26.5＝1590mm有全套图纸 有全套图纸2)根据钢丝绳中最粗的钢丝绳直径选择地面提升机D≥1200，所以得出D≥1200×1.9＝2280mm井下提升机D≥600，所以得出D≥600×1.9＝1140mm式中：——钢丝绳中最粗的钢丝绳直径，mm。经过以上演算，再根据主导轮的直径不小于100d＝100×26.5＝2650mm，因此可以选用JKM-2.8/6型提升机，其技术特征如下表：表9-9电动机特征表Tablet9-9Characteristicformofthemotor主导轮直径(m)导向轮直径(m)钢丝绳最大静张力(kN)钢绳最小静张力差(kN)钢丝绳根数(根)钢丝绳间距(mm)最大提升速度(m/s)2.82.5518.42147625014.75减速器及传动比旋转部分到主导轮圆周上的变位质量(t)导向轮变位到主导轮圆周上的变位质量(t)型号传动比ZG－90(Ⅱ)10.515.363.40卷筒直径：D=80d=80×26.5=2120mmD=1200=1200×1.9=2280mm式中：——钢丝绳中最粗钢丝直径，mm；d——钢丝绳直径，mm。选择标准卷筒直径为3.0m卷筒宽度：对于单层绕缠，每个卷筒的宽度为：有全套图纸 有全套图纸式中：H——提升高度，672md——钢丝绳直径，26.5mm；——钢丝绳圈间的间隙，取2mm；故选卷筒宽度为2300mm比较合适.最大静张力验算：Fj≥（Q+Qz+pH）g=（11.88×1000+12.5×1000+2.76×672）×9.8=257100.3N式中：Q——容器一次提升货载质量，kg；Qz——容器质量，kg；P——钢丝绳每米质量，kg/m最大静张力差验算Fc≥（Q+Ph）g=（11.88×1000+672×2.76）×9.8=134600N9.4.4提升机与井筒相对位置1)大轮直径Dt确定1)按Dt≥80d及Dt≥1200查表选用型天轮，其参数如下：名义直径Dt=3.25，变化质量1133kg。2)井架高度HJ=Hx+h+HR+HG+0.75RT有全套图纸 有全套图纸=13.26+4.5+14.45+10+(0.75×3.25/2)=43.4=44米3)钢丝绳外偏角1与内偏角2一律取1°15"4)钢丝弦长：两卷筒间距为：a=140mmLxmax≥=2300-3(32.5+3-(307-140)/2/tg1°15`=90700mm由内偏角α2.max计算最小弦长Lxmin≥=(307-140)/2-(2300-1881)/tg1°15"=3764.7mm取Lmin=3764.7mm5)卷筒中心线为井筒提升中心线的水平距离Rt=1.5Lsmin=+Rt=(3764.72-(44-1.5)2)1/2+Rt=3764mm6)提升系统变化质量最大悬垂长度Hc=Hj+Hs=44+5=49m全绳长Lp=Hc+Lz+3πD+30=49+3764+3×3.14×3.5+30=3873m7)提升电机变化自质量md1=有全套图纸 有全套图纸=(4300×3.252)7.352/9.8×3.252=23693.8总变化质量m=Q+2QZ+2PLp+2mt+mj+md1=12000+2×12000+2×3.044×672+2×2.01×1000+21870+23693=88363t9.4.5提升运动学及动力学计算提升设备的运行状态，主要取决于提升容器在井筒中的运动规律。对主井箕斗提升来说，提升开始时加速度不能太大，以保证箕斗驶出卸载曲轨时速度不超过1.5m/s,空箕斗驶出卸载曲轨后，速度还很低，为获得更大的速度，将缩短加速时间，以较大的加速度使容器进行在短时间内达到最大提升速度，从而使容器开始在井筒中等速运行。当重箕斗提升接近井口时，以减速度进行减速，设计时应保证容器在减至卸载曲轨进口时速度不大于1.5m/s,为使箕斗在卸载曲轨中运行稳定，以减少其对井架的冲击，并增加停车的准确性，需要有以一低速爬行阶段，以使容器到达卸载位置后，可操作制动容器准确停车并进行装载，经过一段装载时间，再进行下一循环提升。上述箕斗的运动规律可在v-t直角坐标系中标出，如图9－2提升设备速度图及力图，又称六阶段速度图及力图。有全套图纸 有全套图纸图9－1提升设备速度图及力图Fig.9-1Pacepictureofthehoistandtryinghard9.4.6选择提升电动机1)估算提升电动机的功率N:N==1.2×12000×10.37×1.4/102×0.85=2311kW其中：——提升机速度，10.37m/s；k——矿井阻力系数，1.2；Q——箕斗容量，12t；——动力系数，1.4；——减速器传动效率，0.85。2)电机转数n=有全套图纸 有全套图纸=式中：i——减速器传动比。D——卷筒直径根据以上计算结果选择电机。另外，为满足静防滑和动防滑系数，容器配重8.5t，经配重后及按N，n及电压等级，查表选用YR2500-6/1430型三项交流绕线型异步电动机，其技术数据如下：表9-10电动机技术参数Tablet.9-10Motortechnicalparameter型号极数转子飞轮转矩(N.)额定功率(kW)额定电流(A)额定转速(r/min)YR2500-6/14306122432500284990效率(%)功率因数过负荷系数转子电压(v)电流(A)94.00.862.3010858189.4.7设备实际年提升能力An=（3600br×t×Q）/（c×Tx×10000）式中：br——年实际生产日数，300天；t——日实际提升小时数，14h；Q——提升煤量；Tx—一次循环总时间，（等速运行时间和各阶段运行时间之和），取100s；C——提升不均匀系数，取1.10。所以：An=（3600×300×14×11.88）/（1.10×100×10000）有全套图纸 有全套图纸=169.29万t/a提升富裕系数=169.29/120=1.36，大于1.2，故以上的选型是合理的。有全套图纸 有全套图纸10排水10.1矿井涌水10.1.1矿井水的来源该矿区水文地质条件受到地形影响，含水层赋存位置覆盖地表水及大气水制约受孔隙，裂隙发育程度控制该区地下水主要富存于第四纪砂砾岩层及煤系地层，砾岩层裂隙中，火成岩裂隙带和构造裂隙带中，而大气降水是地下水主要来源，其地下水可沿孔隙、裂隙流动，渗入或直接补给各个含水层(带)通过采动裂隙或直接导入矿井。河流冲击的砂砾层潜水藏量很丰富，河水与冲击层是全区基岩含水层（带）的主要补给水源。埋藏于煤层顶底的含水层与隔水层从水文地质剖面上可以看出以砂岩、砂砾岩为主的含水层。主要分布井田的南部和西部，向北和东北部则逐渐变薄或尖灭。被砂页岩的相对隔水层所代替。而粗粒岩的含水性则是浅部强。全矿最大涌水量为570，正常涌水量为50010.1.2矿井排水系统由于直接排水系统较简单，开拓量小，基建费用低，管道敷设简单，故在本矿井中排水系统中，选用直接排水西系统。10.2排水设备的计算与选择10.2.1选择水泵原则根据《煤矿设计规范》11.3.1条规定，主要排水设备应符合下列规定：1)主排水设备的工作水泵的排水能力总和，必须在20小时内排除矿井24小时的正常涌水量。备用水泵的台数应不少于工作水泵台数的70%。2)工作水泵和备用水泵的总能力应能在20小时内排除矿井24小时的最大涌水量。3)检修水泵的能力应按工作水泵的能力的20%计算。4)有全套图纸 有全套图纸水文地质复杂的或有突水危险的矿井，可根据情况增设水泵或在主排水泵房内预留安装水泵的位置。10.2.2水泵的选择1)水泵房最小排水能力的确定Qb=24Qr/20=24×500/20=600m³水泵最大排水能力的确定Qb=24Qm/20=24×570/20=684m³2)水泵的扬程计算水泵的扬程应为Hb=（Hp+Hz）/y式中：Hb—排水高度，630m；Hz—吸水高度，初选5.5m；Y—管道效率，取为0.90。所以Hb=（630+5.5）/0.90=706.1m3)水泵型号及台数的确定根据Qb及Hb在水泵样本上选择额定的接近的高效的水泵，并确定台数及级数，选择水泵特征如下：表10-1水泵特征表Tablet.10-1Characteristicformofthewaterpump型号流量(m³/h)扬程(m)转速(r/min)吸程(m)MD280－80×817571014805.5重量(kg)电机口径(mm)有全套图纸 有全套图纸型号容量(kW)吸入吐出3860850280280由《煤矿安全规程》第255条的规定计算必须的水泵台数：矿井正常涌水时工作水泵台数为：＝/=500/175=2.85台，取＝3台式中：——所选水泵的额定流量，m³/h；——矿井的正常涌水量，m³/h。根据备用水泵能力应不小于工作水泵能力的70%，且工作和备用水泵的总能力应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量，得出备用水泵台数为：=0.7=2.1台，取＝2台矿井最大涌水时，工作水泵台数=/=570/175=3.3台，取＝4台并且应该满足≤+，否则就要加大。经过以上计算，显然满足要求。检修水泵台数，=0.25=0.25×3=0.75台,取=1台则必须的水泵总台数为：N=n+n+n=3+2+1=6台10.2.3管路的确定根据《规范》11.3.6条规定：1)主排水管路应设工作和备用水管，其中水管的能力，应在20小时内排除矿井24小时的涌水量。2)全部管路的总能力应在20小时内排除矿井24小时的最大涌水量。有全套图纸 有全套图纸因此，在本设计中布置两趟管路，一趟工作，一趟备用。10.3水泵房设计10.3.1概述井下水泵房的位置如开拓平面图所示，水泵房和中央变电所联在一起，并有防火门间隔。主泵房设有两个安全出口，一为斜巷与井筒相通为敷设排水管道，电缆及运输设备用，其倾角为0度，其出口标高高出井底车场9m。这是为了一旦井底车场被淹没，关闭水平通道的防水门后，还可能继续抢险排水，也做为水泵房和中央变电所的通风通道。另一个与井底车场相通的水平通道，其出口标高高出轨道平面0.5m，为工作人员及设备进出用，设有向外开启的防水门和栅栏门。矿井的主排水泵房应设在井底车场副井附近。因为：1)运输巷道有朝向井底车场的坡度，便于井下涌水沿运输巷道的排水沟流至住水泵房附近的水仓中。2)副井一般都是进风井，靠近副井的水泵房将有足够的新鲜风流，有利于电机冷却。3)连通水泵房褐副井井筒的斜巷出口处有平台，罐笼可停靠在平台处装卸设备，为便于运输斜巷内可设钢轨及手摇绞车。4)减少排水管长度，从而减少阻力损失。5)水泵房地面标高比井底车场轨面高0.5米，地面应向吸水井一侧有1%的坡度。水泵应顺着水泵房轴向排列，泵房轮廓尺寸应根据安装设备的最大外行尺寸、通道宽度和安装检修条件等确定。10.3.2水泵房的长度L=n×L0+L1×（n+1）式中：n——水泵台数，6台；L0——机组长，4595mm；L1——水泵净空间距，取1950mm；则L=3×4595+1950×（6+1）有全套图纸 有全套图纸=27435mm10.3.3水泵房的宽度B=b0+b1+b2式中b0——水泵基础宽度，1350mm；b1——基础边到轨道一侧墙角的距离，取2000mm；b2——基础为另一边到吸水井一侧墙壁的距离，取950mm。故B=1350+2000+950=4300mm10.3.4水泵房的高度泵房的高度应满足检修时的要求。由手册查得：泵房的高度为4.5米，并设有起重工字钢梁。10.4水仓设计10.4.1概述水仓的位置如开拓平面图所示，设有主、副井两个水仓，两水仓间距为15m，有效长度150m。10.4.2容量《规范》规定：新建矿井正常涌水量在1000m³/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常涌水量，故水仓的容量V=500×8=4000m³10.4.3规格尺寸有全套图纸 有全套图纸为了使涌水中的泥沙得到充分的沉淀，在水仓中流速应不大于0.005m/s，在水仓中流动时间应不少于6h，故每个水仓的长度为：L=3600×0.005×6=108m在本矿设计中，取其长度为150m。水仓断面积为：S==4000÷2÷150=13.3㎡取标准面积13.6㎡10.4.5水仓清理水仓顶板的标高应低于水仓入口处，水仓底板的标高朝泵房2‰的坡度，以利于泥沙清理。水仓采用人工清理泥沙，水仓内铺设轨道并在水仓入口处设有绞车。有全套图纸 有全套图纸11技术经济比较11.1全矿人员编制11.1.1井下工人1)采煤工人在籍人数回采工作面出勤人数：87人定员系数：7×5/y出勤率取0.85则定员系数为：7×5/0.85=1.65采煤工人在籍人数=回采工作面出勤人数×定员系数=87×1.65=144人2)掘进工作面在籍人数掘进工作面在籍人数：2×75=150人掘进工人在籍人数=掘进工作面出勤人数×定员系数=150×1.65=248人3)井下定员井下定员=（采煤工人+掘进工人在籍人数）×定员系数=（144+248）×1.65=647人11.1.2井上工人数井上出勤人数=井下出勤人数×0.67=（87+150）×0.67=159人井上工人定员=井下工人定员×0.6=647×0.6=389人有全套图纸 有全套图纸原煤生产工人定员=井上工人定员+井下个人定员=647+389=1036人11.1.3管理人员1)原煤生产管理人员=原煤生产工人定员×0.1=1036×0.1=103人2)原煤生产人员=原煤生产工人定员+原煤生产管理人员=1036+103=1139人11.1.4全矿人员全矿服务人员=原煤生产人员×0.12=1139×0.12=137人其它人员=原煤生产人员×0.02=1139×0.02=23人全矿人员=原煤生产人员+服务人员+其他人员=1139＋137＋23=1299人11.2劳动生产率11.2.1采煤工效采煤工效=年矿井回采面产量/年回采工人工作日数=1226000/87×300=46.97t/工日有全套图纸 有全套图纸11.2.2井下工效井下工效=年矿井原煤/年矿井井下工人工作日数=1200000/647×300=6.18t/工日11.2.3生产工人效率生产工人效率=年矿井原煤产量/年矿井生产工人工作日数=1200000/1139×300=3.51t/工日11.2.4全员效率全员效率=年矿井原煤产量/年矿井井下工人工作日数=1200000/1299=3.08t/工日11.3成本11.3.1工作面直接成本1)工作面吨煤工资工作面人员平均工资：1500元/月吨煤工资为：144×1500×12/1200000=2.16元/t2)吨煤电耗表11-1设备表Tablet.11-1Apparatusform设备名称功率（KW）电价（元/度）费用（元）采煤机200×20.4160刮板输送机160×20.4128有全套图纸 有全套图纸转载机1100.444破碎机1100.444可伸缩胶带机1600.464乳化泵站75×20.460喷雾泵30×20.424合计13100.41048则吨煤电耗为1048×18/4627=4.08元/t3)材料消耗费表11-2材料消耗费表Tablet.11-2Thematerialconsumesthefeeform材料名称消耗量（万/t）单价（元）费用（元）坑木3方5000元/方1500截齿消耗150个1.2元/个180乳化液800kg3.31元/kg2648合计4328则吨煤材料消耗为：4328/10000=0.4328元/t4)设备折旧费表11-3设备表Tablet.11-3Apparatusform设备名称台数单价（万元）金额（万元）折旧费（元）采煤机1205205205刮板输送机1170170170液压支架134155915591559转载机1282828有全套图纸 有全套图纸胶带输送机1106106106皮带输送机288176176单体支架600.074.24.2乳化液箱2244变电站2366喷雾泵22.24.44.4破碎机1181818端头支架2组255050合计2330.6注：以上个折旧费按8年折旧期计算，采用直接折旧法总折旧费：2330.6万元吨煤折旧率：2330.6/8×120=2.428元/t5)采区成本采区成本=工作面直接成本+采区运输费用+采区车间费本设计矿井采区运输费取0.35元/t采区车间费取为0.85元/t则采区成本=9.10+0.35+0.85=10.3元/t11.4全矿技术经济指标1)可采煤层及可采煤层总厚度共有三个可采煤层，其厚度分别为3.5米，3.8米，6.5米，7.5米，3.5米是最上层煤。2)井田走向及井田面积本井田走向长5000米，倾向长2052.18米，其面积大约为10260900平方米。3)工业储量工业储量为27981.5万t；可采储量为20986.1万t。4)年产量240万t，服务年限65年有全套图纸 有全套图纸5)开拓方式：立井多水平，上下山开拓6)开采水平：数目为2个，水平标高-550米，-750米，水平高度分别为250米，200米。7)井筒：表11-4井筒特征Tablet.11-4Characteristicofthepitshaft井筒名称主井副井风井井筒直径6.5米7.0米6.0米井筒长度630米610米360米8)建井工期：9)采煤方法：走向长壁综合机械化采煤。10)顶板管理方法：全部跨落法。11)工作面长度：204m，单工作面满足产量。12)同时生产的采区数：1个。13)作面年推进度：1440米。14)掘进率为6.68m/万t；采区出煤率为86.37%。15)采区回采率为86.37%；工作面回采率为93%。16)大巷运输：矿车和单轨吊。17)提升机类型：JKM-2.8/6（Ⅰ）提升能力：169.99万t/a电机容量：2000KW18)水泵类型：MD280-80×8水泵台数：6台扬程：710米19)瓦斯等级：高瓦斯矿井通风方式：中央分列式20)总风量：5475.42m³/min；最大负压：2980.16Pa；最小负压：2891.32Pa；扇风机类型：62A14—11NO.24；电机容量：210KW。21)采煤工效：46.97t/工日；井下工效：6.18t/工日生产工人效率：3.51t/工日；全员效率：3.08t/工日22)工作面直接成本：9.10元/t；采区成本：10.3元/t。有全套图纸 有全套图纸12结论煤炭是我国工业的粮食，目前，我国煤炭事业蓬勃发展，各大国有煤炭大企业干劲十足。但是，煤炭毕竟是不可在生资源，由于以前的开采技术落后，我国很多储煤地区地下的煤炭遭到破坏，这就对开采技术无疑是一种挑战，要求有先进的采煤方法、采煤技术。我国目前最普遍的还是井工开采，这也给采掘煤炭带来了很大的压力，在经济角度上讲，更是消耗大，效益相对减少，这就是说，我们必须用先进、科学的技术来祢补这些问题带带来麻烦，所以寻求先进的开采技术成了我们的当务之急。本设计主要针对井工采煤，主要设计与矿井有直接关联的重要工作，如：井田范围的确定、井田开拓、巷道布置、开采方法、设备配备、安全维护、通风系统、供电、排水系统等等一系列问题。随着气候的不断变化，目前井下环境也存在一些问题，岩层的不稳定，给我们矿井施工、维护带来的麻烦。直接威胁我们井下工作人员安全的瓦斯、煤尘也成了让人头疼的事。但是，通过我们对采矿工程的学习，用先进的技术来解决这些不足的问题，只有作出科学的矿井设计，才能让我国的煤炭事业更进一步。本设计仍然存在不足之处，一是巷道维护问题，由于人类没有能力来准确控制大自然，所以井下巷道维护问题仍需要近一步研究。另一方面，井下的瓦斯、煤尘问题，直接影响井下工人的安全。这些是大自然本身存在的，我们只能来控制，而不能完全彻底的解决这些问题，所以在井下很多方面仍需要我们进一步的研究和进一步实践来解决。有全套图纸 有全套图纸致谢本次设计在导师李胜老师的悉心指导和严格要求下完成的，从课题选择、方案论证到具体设计和图纸的完成与修改，都得到了老师的细心讲解与指导，无不凝聚着李胜导师的心血和汗水，在设计期间，也始终感受着导师的精心指导和无私的关怀，我受益非匪浅。在此向导师表示深深的感谢和崇高的敬意。本设计的完成也凝聚了班主任关玉顺老师和杨艳国老师的精心帮助，是他们无私的帮助和支持，财势我的毕业论文与图纸的修改工作顺利完成，在此向两位老师表示由衷的谢意。一并表示深深地感谢！有全套图纸 有全套图纸参考文献[1]能源部编.煤矿安全规程[M].北京：煤炭工业出版社[2]煤炭工业部编.煤炭工业设计规范[M].北京：煤炭工业出版社，1985.[3]徐永圻主编.煤矿开采学[M].北京：中国矿业大学出版社，1979.[4]徐永圻主编.中国采煤方法[M].徐州：中国矿业大学出版社，1980.[5]徐永圻主编.中国采煤方法图集[M].徐州：中国矿业大学出版社，1986.[6]孙宝铮主编.矿井开采设计[M].徐州：中国矿业大学出版社，1986.[7]魏同主编.煤矿矿井采矿设计手册[M].北京：煤炭工业出版社，1988.[8]钱鸣高，刘听成编.矿山压力及控制[M].北京：煤炭工业出版社，1980.[9]黄元平主编.矿井通风[M].徐州：中国矿业大学出版社，1990.[10]严万生编.煤矿固定机械及运输设备[M].北京：煤炭工业出版社，1990.[11]阎绣璋编.煤矿地质学[M].北京：中国矿业大学出版社，1979.[12]吴国华等编著.综采设备配套图册[M].徐州：中国矿业大学出版社，1991.[13]煤炭部主编.矿井正规循环作业[M].北京：煤炭工业出版社，1980.[14]中国矿大主编.工作面设备选型配套手册[M].徐州：中国矿业大学出版社，1978.[15]中国矿大主编.矿井灾害防治理论与技术[M].北京：中国矿业大学出版社，1990.[16]煤炭部主编.煤炭井巷工程综合预算定额[M].北京：煤炭工业出版社，1980.[17]Peng,S.S.Chiang,H.S.LongwallMining.JohnWiley&Sons.Inc.1984.有全套图纸 有全套图纸附录A中国采煤方法的发展 我国煤炭资源丰富，以知含煤区域面积约55万多平方千米，绝大多数省、市、自治区都赋存着不同数量的煤炭资源，根据1985年末全国雷击探明总储量为782234Mt。我国煤炭资源赋存有以下主要特点，一是煤炭形成的地质年代长，从早古生带至第四纪，均有煤炭沉积。具有工业价值的煤层形成始于早石炭世，成煤期自老而新有早古生带、早石炭世、早二迭式、石炭二叠纪、晚二叠世、晚三叠世、早侏罗世、中侏罗世、白垩纪、第三纪及第四纪等11个地质年代。早过生代是石煤的主要形成时期，第四纪仅有泥炭堆积。其余9个成煤齐期中，石炭二叠纪、早中侏罗纪晚侏罗纪和第三纪，是我国三大聚煤期。因此，形成多类型，多煤层的赋存状态；二是地质构造多，煤层赋存条件多样，1988年统配煤矿可采储量中，按煤层厚度分，薄煤层占17.36%，中煤层占37.84%，厚煤层占44.80%；按煤层倾角分，缓倾斜煤层占85.95%，倾斜煤层占10.16，急倾斜煤层占3.89%。我国是发展中国家，幅员辽阔，人口多，底子薄，各地区技术、经济发展不平衡，结合资源特点，应用了多种采煤方法，据不完全统计，我国现采用的采煤方法多达50余种，是世界上采煤方法最多的国家之一。这些采煤方法的形成，经历了漫长的岁月，特别是新中国成立后，经过改革、发展、完善、积累了丰富的经验，形成了具有我国特点的采煤方法体系。国采煤方法的发展：我国不仅是当今世界上煤炭数量最多的国家，也是世界上最早开发利用煤炭的国家。早在留六、七千年以前就已经开始利用煤炭，有着开采煤炭的悠久历史。1840年鸦片战争之后，伦为半封建半殖民地的我国煤矿，采煤方法落后，采用原始的穿硐式、残柱式、高落式等采煤方法，采掘等主要作业依靠工人繁重的体力劳动。1985年以后，日、英、德帝国主义相继在我国开矿，20世纪30年代，日本帝国主义占领了我国东北，把掠夺中国煤炭资源作为其重要资源。采煤方法更向着富有掠夺性的发展，滥采滥挖，开采的煤炭资源损失率高达70—80%以上，矿工的劳动条件极端恶劣，煤矿的安全状况极差，伤亡事故严重。有全套图纸 有全套图纸1945年抗日战争胜利后，大部分煤矿为国民党政权接管，采煤方法基本没变。1、旧中国采煤方法的改造（1949—1957年）新中国成立后，即对旧中国的采煤方法进行改革。1950年5月，燃料工业部在全国煤矿会议上作出了国营每矿推行生产方法改革和安全生产的决议，提出要有计划、有步骤地进行生产改革。首先从改革采煤方法开始，把落后的穿硐式、高产式、残柱式等旧采煤方法，改为新的长壁式采煤方法，以提高煤炭资源回收率，保护国家资源。强调政治安全的原则下进行生产，改善工人的劳动环境和安全生产条件，通过了《关于全国煤矿全面推行新的采煤方法的决定》，强调指出“采煤方法的改革煤炭工业的一次革命”。在缓倾斜薄煤层及中厚煤层中，将残柱式和穿硐式改为单一长壁工作面采煤方法；在缓倾斜，倾斜厚煤层中，将高落式等采煤方法改为倾斜分层下行跨落采煤法。少数特厚煤层改用走向长壁上行水砂充填采煤方法，对急倾斜厚煤层则改用了水平分层下行跨落采煤法。到1957年，国营煤矿以长壁式为主的新采煤方法的产量比重达到了92.6%，采区回采率提高到70%左右，工人的劳动环境和安全生产条件得到了明显改善。2、壁式开采方法的巩固与发展（1957--1974）我国长壁式采煤方法的巩固和发展，是在不断改善顶板管理和提高采煤机械化程度中实现的。在顶板管理方面，改变了旧采煤方法无支护的状况，采煤工作面从采用各种形式的木支护架到推广应用金属摩擦支柱和铰接顶梁。在缓倾斜、倾斜厚及特厚煤层，主要是推行和完善倾斜分层下行跨落采煤法，改进人工假顶的铺设，采用竹笆假顶、荆条假顶、金属网假顶等以代替木板假顶，发展了以金属网为主要假顶材料的铺设工艺并推行黄泥灌浆等措施形成稳定的顶板；同时，在缓倾斜特厚煤层中，推行了倾斜分层上行水砂充填采煤方法。为在厚和特厚煤层中安全可靠地应用倾斜分层走向长壁下行跨落采煤方法，采用了黄泥灌浆，不仅起到了预防煤层自燃发火的作用，而且有利于形成再生顶板，使顶板状况得到改善，扩大了下行跨落采煤方法的使用范围。有全套图纸 有全套图纸对急倾斜薄及中厚煤层开采，先后推广应用了风镐落煤的倒台阶采煤法及爆破落煤的单一长壁采煤法。对急倾斜厚煤层，主要推行水平分层和倾斜分层采煤法，并在使用掩护支架采煤方法的基础上，创新了伪斜柔性支架采煤法，大大丰富了急倾斜采煤方法的内容。与此同时，对工作面无支护的急倾斜煤层采煤方法，如仰斜条带式仓储采煤方法、伪斜走向长壁仓储式采煤方法、小阶段爆破采煤方法、巷道长壁采煤法及钢绳锯采煤法等。都进行了实验和应用，取得了一定的效果。在推行长壁式采煤方法的过程中，我国十分重视发展机械化采煤，以进一步减轻工人的繁重体力劳动，从50年代开始，在双鸭山，鸡西、淄博、大同、淮南等矿区使用过截深框式采煤机。1964年研制成功ML—64型浅截深单滚筒采煤机，与SGW—44型可弯曲刮板输送机配套，采用金属摩擦支柱和金属铰接顶梁，形成了当时的普通机械化采煤工作面。使采煤工作面的落煤、装煤、运煤和移置输送机等工序实现了机械化。这种普通机械化采煤较快得到了推广，采煤机械化程度，由“一五”（1953—1957年）末期的4.11%提高到“三五”（1966—1970年）末期的15.3%，使长壁采煤法得到了巩固和发展。3、壁式采煤方法多种次没工艺的发展及采煤方法的现状（1974—1990年）为了进一步发展长壁采煤方法，我国参照国外采煤机械化的经验，进行综合机械化设备的研制与试验，1974年第一批自行设计、制造的综采设备，在井下进行试验。与此同时，成套引进了国外的综采设备，消化、吸收国外的经验，以便更快、更好的发展我国的综合机械化采煤。1978年．中国共产党十一界三中全会以后，我国国民经济进入了一个新的发展时期。1979年初期，原煤炭工业部召集了有关专家，系统研究和制定了我国第一个较全面的《煤炭工业技术政策》，并于同年9月颁发执行，明确了综合机械化采煤的方向。随着改革、开放，先后从国外引进了100多套综采设备，并和国外进行了广泛的技术交流，加速了我国综采设备的公关和研制工作，现在我国已经能够自行设计、制造缓倾斜及中厚煤层倾斜分层工作面的综采设备以及缓倾斜煤层的综采设备，在主要技术性能方面，接近国外80年代先进水平。从而使我国的综合机械化采煤有了较大的发展，并推动了采煤方法的进一步完善。为了适应煤炭工业发展的需要，1987年又修订和颁布了新的《煤炭工业技术政策》，进一步指出要加快发展综合机械化采煤。在发展综采的同时，注意提高普通机械化采煤设备的能力和可靠性，1987没先后研制了SY—100、DY—150型单滚筒采煤机、MLS3p—170双滚筒采煤机以代替MLQ—64、MLQ2—80行单滚筒采煤机；以SGW—150、SGW—150C型刮板输送机代替SGW—44、SGW—80型刮板输送机，特别研制成功了单体液压支架代替金属摩擦支柱。用这三者配套设备形成新的第二代普通机械化采煤设备，在肥城矿物局进行了试验，取得了良好的技术经济效果，把普通机械化采煤向前推进了一大步。1988年后有用MG—150W1型无链牵引双滚筒采煤机代替单滚筒采煤机，以SGZCF630/220型双速侧卸封底式刮板输送机代替SGB—150C有全套图纸 有全套图纸型刮板输送机，单体液压支柱配合Ⅱ型长钢梁及切顶墩柱支护，完成了底三次代替普通机械化采煤的设备配套，应用中取得了更好的技术经济效果。在次期间，长壁式采煤工作面的炮采工艺也得到了较大的发展，在徐州矿物局义安矿、峰峰矿物局通二矿、平顶山矿物局五矿和大庄矿，采用了毫秒雷管爆破、配套的防炮崩单体液压支柱和双速大功率刮板输送机，进行爆破装煤的采煤工艺试验取得成功。并获得良好的技术经济效果，现在已经在适合的条件逐步推广。在不断完善长壁采煤工艺的过程中，对综采放顶煤开采方法进行了探索。1982年开始研制了综采放顶煤支架，首先在沈阳矿物局蒲河矿缓倾斜特厚煤层中试验，其后在窑街矿物局二矿倾斜特厚煤层中，进行了水平分段综采放顶煤实验，取得了较好的效果。随后又在通化矿物局道清矿和弯沟矿，辽源矿物局的梅河三井和四井等等急倾斜煤层相继进行了这种试验，获得较好的效果，其单产、工效、安全和其他技术经济指标、均较传统的水平分层、斜切分层、掩护支架、斜坡陷落等猜枚方法好。平顶山矿物局、阳泉矿物局、潞安矿物局等在缓倾斜厚及中厚煤层中，也进行了综合机械化放顶煤的试验，有的矿在某些技术经济指标上取得了良好的效果。但是没的自燃。煤尘和沼气聚集等问题，尚未得到很好的解决。另外，煤炭资源回采率也尚未不稳定。一些煤矿在资金不足及适合的煤层条件下，试验了滑移顶梁放顶煤采煤方法，取得了良好的效果。如甘肃华亭煤矿，在急倾斜特厚煤层中，试验了水平分段滑移顶梁放顶煤方法，取得了良好的技术经济指标。陕西省彬县百子沟煤矿和甘肃省崇信县新窑煤矿，在缓倾斜特厚煤层中，也进行了滑移顶梁放顶煤采煤方法的试验，与这些矿过去采用的旧采煤方法相比，技术经济指标有了明显的改善。但是末叶暴露出一些问题，主要是煤层倾角增大后，滑移顶梁支架的不稳定显得特别突出。为简化采区生产系统，从70年代起，在倾角较小的煤层，推广采用了倾斜长壁采煤法。这种采煤方法减少了生产环节及巷道工程量，经济效益显著。目前采用这种采煤方法的产量约占统配煤矿产量的12%左右，并有进一步发展的趋势。70年代末期开始，我国试验和推广了无煤柱护巷，沿空掘巷和沿空留巷技术都有较大进展，特别是沿空留巷巷旁充填技术试验获得成功。为无煤柱护巷的发展开辟了更加广阔的前景，也为采用前进式开采创造了条件。此外，成功地应用了跨上山、跨石门回采，改善了巷道维护的条件，增加了工作面推进方向长度，减少了煤炭损失，也进一步完善了长壁式采煤方法。有全套图纸 有全套图纸近几年来，我国从美国引进了一批连续式采煤机，在鸡西、大同、西山等矿物局和部分煤矿进行连续采煤机房柱式猜枚方法的试验，在煤层赋存条件适合的矿取得了一定的效果。 我国水力猜枚开始于50年代，60年代实现了落煤水压又初期的5—6Mpa提高到12—14Mpa，进入70年代我国试验成功了20Mpa高压大射流水力落煤技术。现在落煤的水射流压力已普通过渡到10Mpa以上，采用漏斗式和小阶段式水力采煤方法开采倾角8—15度以上，厚度0.7—14m的各类型煤层，以及不稳定煤层，岩浆侵入，煤尘大等一些特殊条件的煤层。在水利复采残煤技术方面，也积累了一定的经验。而且对金属掩护网下水采，特厚煤层倾斜分层综采配以水射流放顶煤，以及高压细射流机水结合落煤工艺等都进行了探索和试验。我国的水体下采煤，在50年代成功开采含水冲积层下厚煤层群的基础上，70年代又开采了淮河，资江等大河流漫滩，近河床以及大型水库下的压煤，同时在基岩含水层，包括石灰岩岩溶水体下和无隔水层条件的河下压煤试采获得成功。80年代对承压水层上煤层的试采也获得成功，建筑物下采煤的研究开始于60年代，先后惊醒了工业厂房、村庄和城镇保安煤柱的开采，70年代以来对建筑物的井上、下白狐措施进行了较全面的试验研究，取得了较系统的经验，70年代后期以来还成功地开采了井筒和工业场地煤柱。铁路下采煤开始于50年代，先从铁路支线压煤开采的试验开始，既而开采了不同条件的铁路煤柱，如山区铁路煤柱、铁路车站和铁路桥梁及干线铁路下煤柱开采，取得成功，通过不同条件的建筑物下，水体和铁路采煤的试验和研究，不仅取得了明显的技术经济效果，还总结可一些矿区上覆岩层及地表移动的规律。总结这一阶段，随着综合机械化、普通机械化和炮采的发展，长壁式采煤方法逐步完善，急倾斜煤层的各种采煤方法以及采煤方法也都有不同程度的提高，形成了以长壁式采煤方法为主的多种采煤方法并存的现状。我国1990年统配煤矿井工开采采煤方法构成情况如表1—2所示。其生产指标如图1—1所示。有全套图纸 有全套图纸附录B有全套图纸 有全套图纸有全套图纸'