安全高效型矿井施工组织设计毕业论文

'安全高效型矿井施工组织设计毕业论文目录前言………………………………………………………………………1第一章井田概况及地质特征…………………………………………3第一节井田概况……………………………………………………………………3第二节地质特征……………………………………………………………………6第二章井田开拓………………………………………………………34第一节井田境界及储量……………………………………………………………34第二节矿井设计生产能力及服务年限……………………………………………38第三节井田开拓……………………………………………………………………39第四节井筒装备……………………………………………………………………43第五节井底车场及硐室……………………………………………………………46第三章大巷运输及设备………………………………………………………47第一节运输方式的选择……………………………………………………………47第二节矿车…………………………………………………………………………47第三节运输设备选型………………………………………………………………48第四章采区布置及装备………………………………………………50第一节采煤方法……………………………………………………………………50第二节采区布置……………………………………………………………………52第三节巷道掘进……………………………………………………………………55第五章通风与安全……………………………………………………58第一节概况…………………………………………………………………………58第二节矿井通风……………………………………………………………………59第三节安全…………………………………………………………………………6818 第六章矿井主要设备…………………………………………………73第一节主、副井提升设备…………………………………………………………74第二节通风设备……………………………………………………………………80第三节排水设备……………………………………………………………………83第四节压风设备……………………………………………………………………85第七章建井工期………………………………………………………87第一节建井工期……………………………………………………………………87第二节产量递增计划………………………………………………………………89第八章技术经济………………………………………………………89第一节劳动定额……………………………………………………………………89第二节技术经济指标………………………………………………………………9118 前言某公司某矿井始建于1978年，属于山西省临汾市洪洞县刘家垣镇镇办煤矿，年产量为1Mt/a，1980年进行技术改造，设计年生产能力0.15Mt/a。1990年12月洪洞县将该矿回收为县管，改为地方煤矿。1997年12月经协商将该矿划归霍州矿务局。1998年霍州矿务局再次对某矿进行技术改造，2001年8月29日竣工，设计生产能力1.20Mt/a，主要开采10、11号煤层，2004年生产原煤0.90Mt。2005年进行生产能力核定，其核定能力为1.10Mt/a。一、编制设计的依据(1)矿井地质报告。(2)工业场地1：500地形图。(3)矿方提供的有关矿井设计和建设的资料以及外部协作的意向意见，矿井生产现状资料。(4)《煤矿安全规程》；(5)《中华人民共和国煤炭法》；(6)《煤炭工业矿井设计规范》；(7)《矿井通风安全装备标准》；(8)《矿井通风安全监测装置使用管理规定》；18 (9)《矿井水文地质规程》；(10)《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》；(11)《矿山电力设计规范》；(12)《煤矿井下粉尘防治规范》(试行)；(13)《矿井防灭火规范》。(14)设计委托书。二设计的指导思想贯彻执行国家能源开发的方针、政策及煤炭行业“规程”、“规范”的前提下，以矿井资源条件及开采技术条件为基础，以市场需求为导向，以提高矿井的经济效益为中心，依靠科技进步，因地制宜的进行改造，充分利用已有的井上、下工程设施及设备，在尽可能减少矿井改扩建对矿井正常生产影响的前提下，以高产高效、合理集中生产为出发点，以完善井上、下生产系统和安全设施为重点进行矿井改扩建，同时对矿井生产所必需的地面辅助生产设施和后勤服务建筑进行补充完善。力争通过精心设计和科学管理，将该矿井建设成规模合理、安全生产条件好、机械化装备水平适中、见效快、效益好的本质安全高效型矿井。三建设规模及主要技术特征矿井改扩建规模为2.1Mt/a，采用斜井开拓，共布置主斜井、副斜井、二号进、回风立井四个井筒。首采区为煤层赋存平缓、开采条件较好的东一采区。在10号煤层中装备一套中厚煤层综采工作面，保证矿井2.10Mt年生产能力。18 矿井原煤部分筛选，汽车外运。四主要技术经济指标(1)井田面积40.044km2；(2)10、11号煤层工业资源/储量209.19Mt，矿井设计可采储量103.68Mt；(3)矿井设计生产能力2.1Mt/a；(4)矿井东区设计服务年限35.3a；(5)矿井现10号煤层布置1个综采工作面，1个开拓工作面，2个综掘工作面；(6)矿井移交生产时新增井巷工程总长度14477.1m，总掘进体积253378.6m3。其中，硐室掘进体积23200m3。(7)新增工业建筑物与构筑物总面积3011.6m2，总体积16631.3m3；(8)全员效率10t/工，全矿定员为952人；(9)矿井建设总工期34个月。第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一、交通位置山西省霍州煤电集团汾河焦煤公司某煤矿位于洪洞县城西北刘家垣镇某村东一公里处，与蒲县、汾西相邻。距洪洞县城25km，大运公路14km，距赵城车站17km，赵城车站现有装煤站台，交通较为便利。地理座标为：北纬：36°26′01″～36°30′43″，东经：111°29′02″～111°34′3118 ″。详见交通位置图1-2-1。二、地形地貌及河流矿区位于吕梁山南端东麓，汾河西岸，地形切割强烈，沟谷纵横形成了以黄土梁、塬、峁为特征的低山基岩丘陵地貌。主要山梁走向近南北向，沟谷纵横，地形复杂。最高点位于区西北边界沟北村东北山梁，标高985.2m，最低点位于东北边界沟谷，标高624.17m，相对高差361.03m。18 本区地表水属汾河流域黄河水系。本区东部边界申村～张泉村一线南北向山梁，形成了小型分水岭，其西侧冲沟水向南汇集于洪洞午阳河，然后向南东经洪洞许村注入汾河；其东侧冲沟水向北东汇入团柏河，然后向南东经洪洞县干河村北注入汾河。区内沟谷旱季干涸，雨季洪水猛涨，雨停则锐减为细流或干涸，总述区内河流属季节性河流。三、气象本区地处低山黄土丘陵区，四季分明，昼夜温差较大。据洪洞县气象站观测资料，降水量316.7－542.0mm,年平均降水量428.03mm,蒸发量1380.8－1820.6mm,年平均蒸发量1587.03mm,蒸发量大于降水量3.7倍，冬春少雨，夏末秋初雨水较大，且多集中在7、8、9三个月。年平均气温15.8℃,结冰期在11月下旬至次年3月上旬,最大冻土深度为530mm。无霜期180天左右。夏季多东南风，冬季多西北风，最大风速18m/s，属温暖带季风型大陆气候。四、地震烈度根据建筑抗震设计规范，本区地震烈度属8度区。五、矿井周边小煤窑情况团柏煤矿位于井田外东北，本井田范围内无小煤窑开采。六、矿区工农业概况及建筑供应等情况井田所在地区，属黄土垣、梁及黄土冲沟为主的丘陵地貌，黄土垣、梁及坡地主种植小麦、玉米和大豆，形成以农业为主，家庭或牛、羊、鸡等牧业为付的典型的传统型农业经济。因土地贫脊，天旱少雨，缺乏灌溉条件，产量较低，但近年来，依托当地煤矿，第三产业发展很快，人民生活水平有了显著提高。18 生活燃料以煤为主，辅以柴草；井田以北出露奥陶系石灰岩，可烧制白灰，亦可做建筑石料；其他主要建筑材料如钢材、木材等需外购解决，能够满足矿井建设和生产的需要。七、水源、电源情况生活用水源主要以矿副斜井井底水源供水，经处理后使用；生活用水水源井出水量50m3/h，生活用水高山水池容积600m3；生产用水水源取自井下排水，经处理后使用，井下正常涌水量565m3/h，最大涌水量700m3/h。矿井引自华北电网赵城110KV变电站35KV供电专线，备用电源引自刘家垣110KV变电站35KV供电专线，当任一回电源停止运行时，另一回仍能保证其所带全部负荷用电。第二节地质特征一、地层地质构造井田内大部分被新生界地层覆盖，仅在沟谷中自南东向北西依次零星出露山西组、下石盒子组及上石盒子组地层。根据钻孔揭露，地层自下而上简述如下：㈠地层井田内地质沉积由古到新为：1、太古界、元古界（A）分布于吕梁山相对隆起部分，在本区的北部和西北部。主要岩性为混合状花岗岩、流纹岩、片麻岩、角闪岩等。除浅层发育有裂隙为弱透水外，太古界元古界地层视为隔水层。2、古生界18 ⑴寒武系（€）分布于本区的西部、西北部侵蚀，溶蚀中高山区，为一套浅海陆相粗砂岩、泥岩、页岩、鲕状灰岩及白云岩等组成的碎屑岩—碳酸岩建造。除张夏组鲕状灰岩具备含水层的特有条件外，其它地层在本区均视为隔水层，本组厚280-500米，与下伏震旦系地层呈不整合接触。⑵奥陶系（O）广泛分布于本区的西部和北部大部分侵蚀，溶蚀中高山区为一套灰岩、白云质灰岩、白云岩及少量泥质灰岩组成的浅海相碳酸盐建造，厚425-623米，与下伏寒武系地层呈整合接触。⑶石炭系（C）主要分布于本区的西部、北部、南部，主要为铁铝岩、页岩、砂质页岩、砂岩、煤层及灰岩组成的海陆交替相含煤建造，厚89-196米，平行不整合于奥陶系灰岩之上。⑷二叠系（P）分布于本区西部、西北部、北部，为一套砂岩、页岩、砂质页岩、泥岩和煤层组成的陆相沉积，总厚度为524-930米，与下伏石炭系呈整合接触。3、新生界⑴第三系（N）本区出露上新统，为一套河湖相堆积，岩性以砾岩、淡水泥灰岩、砂质粘土、砂砾石为主。岩层厚度变化很大，一般为55-160米，与下伏地层呈角度不整合接触。18 ⑵第四系主要分布于盆地、河流两岸、山间洼地及坡上，岩性以砂砾石、砂质粘土为主，厚0-124米。㈡地质构造1、区域构造本区处于万安详查勘探区的北部。上团柏正断层、下团柏正断层为其南北自然边界，其构造形迹展布服从于区域构造规律，基本走向为北东向。井田内除西部及南西部零星出露上石盒子组地层及第三系地层外，东部大面积为黄土覆盖，根据钻探成果，结合地表地质调查，历次勘查在区内共发现15条断层。除北部上团柏断层与南东边界下团柏断层规模较大外，其余多为落差5－25m的小型断层，均为走向北东的正断层。某煤矿井下揭露小断层13条,落差一般为1-5m,地层倾角平缓，一般为5－15°，总体地层走向北东向，倾向北西。南、北边界附近与大断层相伴生有宽缓的背、向斜，轴向和地层总体走向一致，亦为北东方向。地表及钻孔中均未见到陷落柱，但在原某矿界范围内10、11号煤层井下揭露14个规模较小的陷落柱。纵观全区，构造复杂程度应属简单类。⑴上团柏断层位于扩区北部边界附近，走向NEE，倾向SE，向北东、南西延伸出区外，区内全长约7.5km。断层北侧中奥陶统地层出露，东段石洼村附近沟谷中可见下盘中石炭统本溪组地层与上盘的上二叠统上段地层直接接触，落差550m。⑵下团柏断层18 位于扩区东南部边界，走向N60°E，倾向SE，为南东盘下降的正断层，落差280－350m，地表下盘自西向东依次出露P2s1、P1x2、P1x1、C3t3地层，上盘为黄土覆盖，并受91号和92号钻孔，W9和96号钻孔，团-14和105号钻孔的控制，该断层本区延伸1.5km,两侧基本被新生界地层覆盖,落差350m。向区外北东没入汾河。2、褶曲本区大部被新生界地层覆盖，仅在沟谷中有基岩零星出露，故据零星基岩露头和地质产状及钻孔控制的煤层底板标高，查明有4条宽缓的背、向斜构造，现分述如下：⑴1号向斜位于901、501号钻孔一线北侧与上团柏正断层间。轴向与断层走向大致平行，为上团柏断层上盘下降的牵引作用所形成的构造。轴部零星出露上石盒子组上段地层，倾向7-15°，区内延伸长约10.5m。⑵1号背斜位于团-12、604号钻孔一线，轴部北北东向，两翼倾角，北东翼7°左右，南东翼5°左右，轴部在沟谷中出露P2s1和P2s2地层，延伸长3.00m左右,该背斜受地面地质产状和团-12、604号钻孔对轴部的控制以及503、603、401、504号钻孔对两翼的控制，基本向北北东倾伏。⑶3号背斜位于下团柏断层北西侧，为下团柏断层牵引形成的褶曲构造，轴向北东东—南西西向，北翼倾角5°左右，南翼受下团柏断层影响为10°左右。轴部出露P1s，P118 x地层。区内延伸长约4.5km。轴部及两翼受团-14及506号钻孔的控制,基本向北东东倾伏。⑷4号背斜位于89、90号钻孔西侧一线。轴向近南北向，两翼倾角5°左右，延伸长约2.5km。轴部及两翼受89、84（区外）、90、83号钻孔及地质产状的控制,基本向北倾伏。3、陷落柱扩区内大部被新生界地层覆盖，地表及钻孔未发现陷落柱，且从钻孔资料分析奥灰岩溶不甚发育，反映O2f地下水活动性弱，陷落柱不易生成，在某矿井下揭露有陷落柱14个，又据北西界相邻团柏煤矿调查资料陷落柱的发育密度为29.6个/km2，推断本区陷落柱在一些地区较发育，只是远不及团柏煤矿。总之，全区地层走向变化不大，产状平缓，区内断层较少，褶皱宽缓，陷落柱不太发育，构造简单。二、煤层及煤质㈠煤层1、含煤性本区主要含煤地层为上石炭统太原组和下二迭统山西组。太原组地层平均厚度87.59m,含煤12层，煤层平均总厚度9.64m，含煤系数11.0%。其中厚度达可采者5层（6、7下、9、10、11），可采煤层平均总厚度8.11m，可采含煤系数为9.2%。18 山西组地层平均厚度42.95m,含煤5层,煤层平均总厚度5.08m,含煤系数为11.8%,其中可采煤层1层（1号），可采煤层平均总厚度0.60m,可采含煤系数1.4%。2、可采煤层本区自上而下共含7层可采煤层，其中太原组下段的9、10、11号煤层为本区主要稳定可采煤层；山西组的1号煤层为较稳定大部可采煤层，山西组的2号煤层，太原组上段的6号及中段的7下号煤层为不稳定的零星或局部可采煤层。山西组的煤层属分区稳定的局部可采煤层。（见表2-2-1）现将各煤层分述如下：表2—3—1主要可采煤层特征表时代煤层编号煤层厚度煤层间距夹石层数顶板岩性底板岩性稳定性最小-最大平均最小-最大平均山西组10.00-1.330.607.68-24.090粉砂岩、泥岩泥岩较稳定大部可采20.00-1.370.3114.2026.97-35.130-1泥岩粉砂岩极不稳定不可采太原组60.00-2.160.5930.4613.03-22.340-1泥岩泥岩不稳定局部可采7下0.00-1.050.6018.8319.13-29.810泥岩粉砂岩不稳定零星可采90.78-1.631.0022.621.80-2.580石灰岩细粒砂岩、泥岩稳定可采101.84-3.002.552.224.66-8.930-2泥岩、粉砂岩泥岩稳定可采18 112.10-4.243.276.541-5泥岩铝质泥岩、泥岩稳定可采1号煤层位于山西组上部，上距K8砂岩平均12.58m，下距2号煤层7.68-24.09m，该煤层厚度0.00-1.33m，平均0.60m，一般不含夹矸，结构简单，顶板岩性主要为中、细粒砂岩，局部为泥、粉砂岩，底板岩性以泥岩、粉砂岩为主。1号煤层较稳定大部可采。2号煤层位于山西组中部，上距1号煤层7.68-24.09m，平均间距14.20m,自南东向西北逐渐增大，煤层厚度0-1.37m，平均厚度0.31m。2号煤层厚度小，层位稳定，结构简单，厚度变化规律明显，呈现为从中部到南、北两方向逐渐变薄至尖灭，属极不稳定的不可采煤层。6号煤层位于太原组上段下部，上距2号煤层26.97-35.13m,平均间距30.46m。厚度0-2.16m,平均厚度0.59m，可采系数为26%。一般不含夹矸，局部含一层夹矸，夹矸为含炭泥岩，结构简单，顶板为泥岩、炭质泥岩，底板以泥岩、粉砂岩为主，局部为炭质泥岩。6号煤层属不稳定的局部可采煤层。7下号煤层位于太原组中段中部K3石灰岩之上，上距6号煤层13.03-22.34m,平均间距18.83m。厚度0.00-1.05m，平均厚度0.60m，可采系数为36%。一般不含夹矸，结构简单,顶板泥岩为主，粉砂岩次之；底板铝质泥岩为主，粉砂岩、泥岩次之。7下号煤层0.70m可采边界极不规则,属不稳定的零星可采煤层。18 9号煤层位于太原组下段顶部，上距7下号煤层19.13-29.81m,平均间距22.62m，厚度0.78-1.63m，平均厚度1.00m。可采系数为100%。不含夹矸，结构简单，顶板为K2石灰岩，底板为灰黑色粉砂岩，局部为泥岩。9号煤为全区稳定可采煤层。10号煤层位于太原组下段上部，上距9号煤层1.80－2.58m,平均间距2.22m，煤层厚度1.84-3.00m，平均2.55m。可采系数100%。一般含夹矸0-1层，以泥岩为主，局部含2层，结构简单。顶板粉砂岩为主，泥岩次之，底板粉砂岩、泥岩为主，偶为细粒砂岩。10号煤层全区可采，结构简单，厚度变化具规律性，属稳定型煤层。11号煤层位于太原组下段下部，上距10号煤层4.66－8.93m,平均间距6.54m。煤层厚度2.10-4.24m，平均厚度3.27m。可采系数为100%。一般含2-3层夹矸，个别点含1层及4层。顶板为泥岩、粉砂岩，局部为炭质泥岩，底板为铝质泥岩或泥岩。11号煤层全区稳定可采，厚度变化不大，煤层夹矸易于对比，属稳定型煤层。㈡煤质1、物理性质各煤层呈黑色、油脂、玻璃光泽、条带状结构、断口呈棱角状、块状及粉沫状构造。18 1号煤层：光泽较暗，主要由暗煤和亮煤组成，属半暗型煤。节理不发育。视密度为1.37t/m3。9号、10号煤层：光泽较亮，主要由亮煤组成，属半亮型煤，内生裂隙较发育、脆度较大。视密度为1.37t/m3。11号煤层：该煤层的物理特征介于1号与9、10号煤层之间，属半亮型性煤。视密度为1.44t/m3。2、显微煤岩特征各煤层显微煤岩特征如下：1号煤层：镜质组含量低，均值为51.8%；半镜质组含量为2.5%；丝质组和稳定组分含量高，丝质组为33.0%，稳定组为12.7%，矿物含量均值为5.7%。镜质组以均质镜质体、基质镜质体为主，个别团块镜质体。半镜质组多为有结构的、无结构的半镜质体。丝质组以无结构的半丝质体、丝炭碎屑为主，有个别丝质体、粗粒体、浑圆体。稳定组分以小孢子为主，有个别大孢子和不定形体，角质层、树脂体.。无机矿物主要为粘土类，多为浸染状、分散状出现，伴有少量的黄铁矿结核。9、10号煤层镜质组含量较其它煤层高，均值分别为71.2%、68.6%；半镜质组含量为3.0%、2.3%；丝质组含量为22.8%、25.0%；稳定组含量为3.0%、4.1%。矿物含量为7.9%、5.4%。其特点为镜质组含量高，且以均质镜质体为主，其次为基质镜质体、团块镜质体。18 半镜质组多有结构和无结构的半镜质体。丝质组含量较高，多为有结构的丝质体和部分粗粒体及碎屑体。稳定组分含量低，以小孢子占优势，其次为大孢子、不定形体。矿物成分主要以分散状粘土为主，其次含有结核状黄铁矿和大块方解石。11号煤层镜质组变质程度稍高，其均值为65.7%，半镜质组含量为2.7%，丝质组含量和矿物含量稍高，分别为27.6%、13.1%，稳定组分含量较低为4.0%。镜质组中主要以无结构的均质、基质镜质体为主，个别结构镜质体。丝质组中主要有结构的半丝质体及无结构的粗粒体。丝质体多为氧化丝质体、偶见火焚丝质体。稳定组分主要为小孢子，个别角质层、不定形体。矿物主要为粘土，多为分散状炭泥形成出现，有少量的黄铁矿结核及个别的大块方解石。3、煤的化学性质、工艺性能⑴化学性质（见表2-3-2）根据该矿煤样化验资料及钻孔煤芯样测试资料，各煤层化学性质如下：水分各煤层水分含量变化不大，一般空气干燥基水分大于1%。原煤水分高于浮煤水分。各煤层原煤水分均值介于1.07-1.45%；浮煤水分均值介于0.78-1.22%。9号、10号煤层水分含量较低，一般在1%左右。灰分各煤层灰分级别是根据国标GB/T15224.1-2004-《煤炭质量分级-灰分》划分。本区各煤层均属炼焦用煤，按灰分的浮煤指标划分级别。18 1号煤层原煤干基灰分介于10.58-29.67%，平均15.82%。浮煤干基灰分介于3.64-8.93%，平均7.09%。以低灰煤为主，特低灰煤零星分布在扩区边部。9号煤层原煤干基灰分介于5.95-31.92%，平均14.63%。浮煤灰分介于3.03-12.08%，平均5.28%。以特低灰煤为主，其次低灰煤，详见图5-2-1。10号煤层原煤干基灰分介于12.37-27.66%，平均16.02%。浮煤干基灰分介于4.96-11.05%，平均7.30%，属低灰煤，仅扩区中部一个中灰点（灰分为11.05%）和扩区东南边界处一个特低灰点（灰分为4.96%）,全扩区浮煤灰分稳定，变化小。11号煤层该煤层灰分产率较其它号煤层高。原煤干基灰分介于16.05-44.88%，平均25.51%，详见图5-2-2，灰分产率小于25%的点，主要分布于扩区中部，大于25%的点主要分布于扩区东、南、西、北角部。浮煤灰分介于5.63-10.97%，平均8.10%。以低灰煤为主，中灰煤零星分布。挥发分各煤层浮煤干燥无灰基挥发分分别为：1号煤层介于37.34-41.48%，平均39.25%，属高挥发分煤；9号煤层介于34.34-39.88%，平均36.93%，属中高挥发分煤；10号煤层介于36.17-40.60%，平均37.78%，属高挥发分煤；11号煤层介于31.20-36.30%，平均33.49%，属中高挥发分煤。各煤层从上到下，挥发分值有递减趋势。18 煤层号原浮煤Mad%Ad%Vdaf%St.d%Qgr,dGYmm煤类MJ/kg1原1.06-2.341.45(20)10.58-29.6715.82(20)37.00-41.0138.85(19)0.31-1.930.58(19)23.865-31.2429.062(12)QM浮0.43-1.561.10(20)3.64-8.937.09(20)37.34-41.4839.25(18)0.16-0.910.47(20)81-9991(20)15.5-24.020.4(19)9原0.64-2.801.12(33)5.95-31.9214.63(33)1.88-5.263.53(33)23.462-32.9129.172(20)QFFM1/3JM浮0.10-1.260.78(32)3.03-12.085.28(34)34.34-39.8836.93(35)1.65-3.902.91(25)92-10498(32)21.0-39.030.1(33)10原0.56-2.281.07(38)12.37-27.6616.02(38)1.85-4.422.97(37)25.263-30.8629.135(23)QF浮0.26-1.300.85(38)4.96-11.057.30(38)36.17-40.6037.78(38)1.35-3.362.28(35)85-10398(34)24.0-42.533.0(38)11原0.58-2.321.38(38)16.05-44.8825.51(38)0.56-4.161.64(38)19.550-29.0325.42(21)QFFM1/3JM浮0.27-1.841.22(39)5.63-10.978.10(38)31.20-36.3033.49(38)0.60-2.191.04(37)78-10092(36)13.0-21.617.3(30)表2-3-2煤　质　特　征　表18 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业发热量各煤层发热量级别是根据国标SB/T15224.1-2004-《煤炭质量分级发热量》划分。1号煤层原煤干基高位发热量（Qgr,d）介于23.865-31.24MJ/kg，均值为29.062MJ/kg，以高热值煤为主，其次为特高热值煤。9号煤层原煤干基高位发热量（Qgr,d）介于23.462-32.91MJ/kg，均值为29.172MJ/kg，属高热值和特高热值煤。10号煤层原煤干基高位发热量（Qgr,d）介于25.263-30.86MJ/kg，均值为29.135MJ/kg，以高热值煤为主，其次特高热值煤。11号煤层原煤干基高位发热量（Qgr,d）介于19.550-29.03MJ/kg，均值为25.420MJ/kg，以中热值煤为主，其次高热值煤。全硫各煤层硫分级别是根据国际GB/T15224.2-2004-《煤炭质量分级-硫分》划分。本扩区各煤层均属炼焦用煤，按全硫的浮煤指标划分级别。1号煤层原煤全硫含量介于0.31-1.93%，平均0.58%。浮煤干基全硫含量介于0.16-0.91%，平均0.47%，以低硫煤为主，特低硫煤和中低硫煤零星分布于扩区东部。原煤洗选后，硫分降低率为39%，因为在各形态硫中，有机硫占到的比例较大。9号煤层第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业原煤干基全硫含量介于1.88-5.26%，平均3.53%，标准差为0.77，硫分变化中等。扩区内及附近仅5个点全硫值小于3%，基本上全大于3%。浮煤全硫含量介于1.65-3.90%，平均2.91%，标准差0.53，变化小，属高硫煤。原煤洗选后，硫的降低率仅为12%，由于在硫成分中，硫化铁硫仅占到28%，有机硫占到71%，硫酸盐硫含量很少，占到1%，见表5-2-2。10号煤层原煤干基全硫含量介于1.85-4.42%，平均2.97%，标准差为0.66，全硫含量较稳定。浮煤硫含量介于1.35-3.36%，平均2.28%，标准差0.36，变化小，属高硫煤。原煤洗选后，硫降低率为20%，因为在各形态硫中，硫化铁硫占到44%，有机硫占到54%，硫酸盐硫仅占到1%，。11号煤层原煤干基全硫含量介于0.56-4.16%，平均1.64%，标准差为0.72，硫含量变化中等。浮煤硫含量介于0.60-2.19%，平均1.04%，以中低硫煤为主，其次中硫煤，低硫和中高硫分布较少。原煤洗选后，硫降低率为32%，因为在各形态硫含量中，硫化铁硫占到60%，有机硫占到38%，硫酸盐硫仅占到2%。磷1号煤层原煤干基磷含量介于0.008-0.018%，平均为0.011%，属特低-低磷煤。9号煤层原煤干基磷含量介于0.001-0.008%，平均为0.003第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业%，属特低磷煤。10号煤层原煤干基磷含量介于0.002-0.011%，平均为0.003%，属特低磷煤。11号煤层原煤干基磷含量介于0.008-0.089%，平均为0.036%，属低磷煤。氯1号煤层原煤氯含量介于0.030-0.070%，一般值在0.050%左右，属特低-低氯煤。9号煤层原煤氯含量介于0.072-0.176%，平均0.111%，属低氯煤。10号煤层原煤氯含量介于0.081-0.160%，平均0.135%，属低氯煤。11号煤层原煤氯含量介于0.040-0.117%，平均0.076%，属低氯煤。砷各煤层砷含量一般在1-3克/吨之间，小于4克/吨，属一级含砷煤。仅503号孔、7下号煤层砷含量达21.8克/吨。氟1号煤层氟含量在41-105克/吨，平均76克/吨；6号煤层一般值109克/吨；7下号煤层在84-113克/吨，平均99克/吨；9号煤层在116-132克/吨，平均124克/吨；10号煤层在89-144克/吨，平均119克/吨；11号煤层在110-275克/吨，平均值173克/吨。⑵工艺性能第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业①煤灰成分及灰熔融性1号、11号煤层煤灰成分中SiO2+A12O3含量均值高达80%以上，其次6号、7下号、9号、10号煤层均值在70%左右。而Fe2O3含量1号、11号煤层较其它号煤层底低SO3含量9号、10号煤层最高，1号煤层最低。CaO+MgO含量上组煤低于下组煤。而TiO2+K2O+NaO含量，上组煤明显高于下组煤。其它成分含量在各煤层中变化不大。煤灰熔融性温度与煤灰成分有关，A12O3含量高，灰熔点高，碱性物质含量高，灰熔点低。则1号、11号煤层为高软化温度灰和较高软化温度灰。9号煤层以较高软化温度灰为主。10号煤层以较低软化温度灰和中等软化温度灰为主。②煤的结渣指数及结污指数1号煤层结渣指数为0.064，结污指数为0.034。9号煤层结渣指数为1.059，结污指数为0.073。10号煤层结渣指数为1.339，结污指数为0.090。11号煤层结渣指数为0.216，结污指数为0.027。③煤的粘结性1号煤层胶质层最大厚度Y值15.5-24.0mm，平均20.4mm；粘结指数81-99，平均91。9号煤层胶质层最大厚度Y值21.0-39.0mm，平均30.1mm；粘结指数92-104，平均98。10第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业号煤层胶质层最大厚度Y值24.0-42.5mm，平均33.0mm；粘结指数85-103，平均100。11号煤层胶质层最大厚度Y值13.0-21.6mm，平均17.3mm；粘结指数78-100，平均92。各煤层除11号煤层个别点为强粘结煤外，其余均属特强粘结煤。④焦炭性能根据跌落法试验结果，按照煤的抗碎强度分级，1、11号煤均为高强度煤。以转鼓100转后焦炭强度分级：1号煤抗碎强度M40为76.10%，属二级焦；耐磨强度M10为11%，属四级焦。11号煤抗碎强度M40为77.8%，属二级焦；耐磨强度M10为13.8%。达不到等级要求。焦炭化验分析：1、11号煤灰分高达25.19%和36.72%，均为原煤炼焦，因此仅供参考。3、煤类的确定及其依据根据中国煤炭分类国家标准GB5751-86划分煤类，划分指标主要有：浮煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）、浮煤粘结指数（GR.I）、浮煤胶质层最大厚度（Y）。1号煤层Vdaf介于37.34-41.48%，GR.I介于81-99，Y介于15.5-24.0mm，可划分为45号气煤。9号煤层Vdaf介于34.34-39.88%，GR.I介于92-104，Y介于21.0-39.0mm，可划分为36号肥煤和46号气肥煤及35号1/3焦煤。本矿区以肥煤和气肥煤为主，在矿区西部局部分布有1/3焦煤。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业10号煤层Vdaf介于36.17-40.60%，GR.I介于85-103，Y介于24.0-42.5mm，可划分为46号气肥煤,但有个别点Vdaf值稍低于37%,出现肥煤点。11号煤层Vdaf介于31.17-36.30%，GR.I介于78-100，Y介于13.0-21.6mm，煤类属35号1/3焦煤。但有个别点Y值大于25mm，出现肥煤和气肥煤点，呈零星分布，本次未采用。4、煤的可选性团柏煤矿扩大勘探时，对本扩区的602、702号孔10号煤层进行了简易可选性试验。万安详查勘探时，对本扩区某煤矿10号、11号煤层进行了筛分、浮沉试验。现将试验结果见表表2-3-3：可选性综合评价表表2-3-3煤层号采样点浮煤灰分%浮煤回收率%等级分选密度g/cm3±0.1含量%等级简易可选性评价10602号孔8.0081.00优等1.4225.3较难选9.0086.50优等1.528.6易选10.0090.00优等1.7116.2中等可选702号孔8.0073.00优等1.4152.2极难选9.0080.00优等1.4723.1较难选10.0085.50优等1.559.3易选大样可选性评价10回坡底煤矿8.0085.00优等1.4612.4中等可选9.0089.00优等1.614.6易选10.0091.50优等1.7633.0难选118.0045.00中等1.3944.9极难选9.0052.00良等1.4336.6难选10.0057.00良等1.4633.1难选第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业5、煤质及工业用途评价1号煤层：属低灰、低硫、特低磷-低磷、特强粘结性、高热值-特高热值的气煤。是很好的炼焦用煤。9号煤层：属特低灰-低灰、高硫、特低磷、高热值-特高热值、特强粘结性的肥煤和气肥煤。由于硫含量高、难洗选，一般作为动力用煤。也可做炼焦配煤。10号煤层：属低灰、高硫、特低磷、高热值-特高热值、特强粘结性的肥煤和气肥煤，由于硫含量高、难洗选，一般作为动力用煤。也可做炼焦配煤。11号煤层：低灰、低硫、低磷、中-高热值、强—特强粘结性的1/3焦煤，可作炼焦配煤。三、水文地质㈠区域水文地质概况霍州矿区位于吕梁山和霍山隆起带之间，吕梁山和霍山出露有太古界、元古界和下古生界的寒武系和奥陶系地层。某煤矿位于霍州矿区的南部，汾河西侧，地貌形态为中低山区，地形切割强烈，沟谷纵横，地形复杂，井田的西北吕梁山大面积出露碳酸盐岩层，成为区域地下水的补给区。1、含水层⑴松散岩类孔隙含水岩组第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业本含水岩组为第三、第四系地层，含水岩组为砂石层、砂及钙质结核层，亚粘土及粘土为隔水层。⑵碎屑岩类裂隙含水岩组含水岩组为石炭、二叠系地层，含水层岩性主要为砂岩及石灰岩夹层，隔水层为泥岩、页岩。⑶碳酸盐类岩溶含水岩组碳酸盐含水岩组主要为奥陶系岩溶含水岩组，含水层岩性主要为石灰岩、白云质灰岩、豹皮灰岩，隔水层为泥灰岩，富水性受地质构造、埋深、水动力条件控制，在岩溶水强径流带单井涌水量可达53L/s.m。2、地下水的补、径、排条件⑴第三、第四系松散岩类孔隙水大气降雨为主要补给来源，在局部地段有裂隙水侧向补给，沟谷中多有泉水出露，流量不稳定，单井涌水量不大。⑵碎屑岩类裂隙水河流渗漏及大气降雨为主要补给来源，其次为松散层向下越流补给，排泄以小泉形式在沟谷排泄，人工开采较少。石灰岩夹层中以K2灰岩较稳定，局部地段富水性较好。⑶奥陶系岩溶水岩溶水补给主要来自碳酸岩大面积裸露区直接入渗补给，其次河谷汇流经过裂隙岩溶发育地段漏渗补给。岩溶水排泄主要为大泉形式排泄，其次人工开采，目前泉域内已大量采取打井方式开采岩溶地下水。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业㈡矿井充水条件本区由于受地堑式构造形态的影响，形成了近于平行的上、下团柏边界断层，西北边界的上团柏断层，为倾向东南之正断层，落差400m，根据断层性质及接触关系可知，其属于导水断层；东南边界的下团柏断层，为东南盘下降的正断层。两断层将地层切割呈条块状，决定了区内构造特点，大致走向北东，倾向北西的单斜构造，中部和南部伴有小形宽缓褶曲。下团柏断层直接影响着扩区的水文地质条件，断层落差110-320m，走向北东向，西北部奥灰补给区地下水经过扩区西南部再通过断层，进入万安详查区，然后向南径流到龙子祠泉排泄。确定断层为北北东向时为导水断层，原因是下降盘奥灰一般埋藏变浅，一般在261.15-358.30m，在10勘探线上，断层岩性接触关系是：上升盘奥陶系O2s地层的含水层与下降盘O2f地层的含水层直接接触，地下水便可通过断层而导水，岩芯鉴定发现O2s地层溶隙发育，具有峰窝状溶洞，钻孔消耗达12.05m3/h，而在下降盘一侧的94号孔，抽水试验表明当水位下降15.03m，单位涌水量为0.38L/s.m，富水性明显大于127号孔的地带，94号孔向西南方向，从而可以证明下团柏断层转折北北东向后为导水断层。1、井田内主要含水层⑴太原组（K4、K3、K2）石灰岩溶隙含水层K4石灰岩为7号煤层顶板，层位不稳定，一般厚1.00m左右，岩性为深灰色致密块状，裂隙不发育，钻进消耗量一般小于0.3m3第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业/h，属含水性弱的含水层。K3石灰岩为8号煤层的顶板，厚0.42-4.57m，平均厚1.32m，岩性为深灰色，块状、质较纯或质纯、裂隙不发育，钻进消耗量一般小于0.3m3/h，只有701号孔达0.3m3/h，因此，属含水性弱的含水层。K2石灰岩为9、10号煤层直接充水含水层，厚2.75-11.40m，平均厚8.90m。岩性主要由泥粉晶方解石及少量生物碎屑组成，含生物颗粒泥粉晶结构，块状构造，裂隙发育，有9个钻孔出现了大于5.00m3/h，且大部为全漏，占钻孔的37.5%，另详查孔在西南部也为大漏或全漏，钻孔抽水试验，降深64.09（202）-14.29（702）m，单位涌水量0.0094（202）-0.133（702）L/s.m，水位标高530.10-610.30m，水质为重碳酸盐钙镁型，因此，地下水流向由西南向东北郭庄泉方向径流，在郭庄家附近通过断层或陷落柱汇同奥灰水一同排泄，补给区主要为西南部浅埋藏地带风化裂隙发育，接受大气降水补给，或效古河渗入补给。因此，为含水中等-丰富有溶隙含水层。⑵中奥陶统石灰岩溶隙含水层奥灰岩溶裂隙水是煤系地层下伏的主要含水层，是开采下组煤（9、10、11号）的主要威胁，奥陶系碳酸盐岩在矿区总厚617m，扩区共施工11个探岩溶孔，水文孔2个（见表6-2-1），主要目的是为探明对开采下组煤层有充水影响的峰峰组，只有99、602号孔揭穿该组，奥灰揭露厚度64.95-166.50m，岩溶埋藏标高264.50（701）-547.62（1201）。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业11号煤层至O2含水层之间的隔水层，是由铝质泥岩、粉砂岩、泥岩、石英砂岩等致密岩层组成，厚度15.14-35.89m，一般厚25.40m，其间有一层致密坚硬的石英砂岩，裂隙不发育，平均厚2.88m，具有良好的隔水性能，通常情况下，垂直方向使11号煤层以上含水层与奥灰岩溶水不发生水力联系。2、井田主要隔水层2号煤层至K2石灰岩之间隔水层，是由致密的粉砂岩，泥岩组成，一般厚68.39m左右，具有良好的隔水性能，在无断裂贯通情况下，垂直方向使2号煤层以上含水层与K2含水层不发生水力联系。奥灰地层的第一、二含水层组间的隔水层，由致密状泥岩灰岩膏层组成，隔水性能良好，只有在断裂贯通时第一、二含水组发生水力联系。3、矿井水文地质类型奥灰水水位标高在+535.94-+585.48之间，根据11号煤层距奥灰等厚线及安全程度突水系数分区图，认为突水系数小于0.15的属开采安全区。矿井正常涌水量为565m3/h，最大涌水量为700m3/h。4、地质构造对井田内水文地质条件的影响地质构造复杂地段，对矿井开采会造成一定的威胁，构造断裂往往构成各种充水水源进入矿坑的直接通道，导致K2与O2含水层通过断层导水贯通或通过断裂破碎带直接涌入坑道，矿坑突然涌水，因此，在开采时要引起足够的重视。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业奥灰岩溶地下水的强烈交替活动，使得岩溶十分发育，在重力的不断作用下，形成柱状陷落，区内虽然未见发现，但处在岩溶发育地段易形成柱状陷落，团柏矿开采发现陷落柱，密度达29.6个/km2，鉴于矿区圣佛矿曾发生过陷落柱突水事故，涌水量达420m3/h，因此，陷落柱与K2含水层贯通或底板突水将给矿井开采煤层造成威胁。㈢矿井涌水量预算某煤矿为生产矿井，经过技术改造扩建，设计生产能力为210万t/a，矿井采用斜井开拓，单水平开采，开采10、11号煤层，目前矿井采用综采，走向长壁式采煤，井田煤层底板标高250-700m,矿井充水水源主要来自顶板直接充水含水层K2石灰岩，目前开采的范围属于不带压开采，随着采区的向前延伸，开采水平将逐渐降低。将成为奥灰岩溶地下水带压开采地段，水文地质条件将复杂化。根据所取得的水文地质参数，比拟法所预算的矿井涌水量正常涌水量为11147m3/d，正常涌水量为13933m3/d。㈣供水水源矿井供水水源可选在井口的靠近河谷地段，这里正好是龙子祠泉的径流区，开掘奥灰水源井，含水丰富，水位埋藏浅，一般在180m左右,是理想的供水水源井，另外，也可以在井下运输巷道等地段，利用奥灰岩溶水疏降井做为供水水源，既保证了采煤，又提供了供水水源。四、其他开采技术条件㈠顶底板条件第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业9号煤层顶板为K2石灰岩，岩性为深灰色-灰色，块状，质坚硬，性脆，单向抗压强度52.3-90.0MPa,平均68.1MPa,单向抗拉强度2.70-4.74MPa,平均3.65MPa,属坚硬岩石,岩体完整时组成极难冒落的坚硬顶板。底板为10号煤层的顶板，以泥岩为主，局部为粉砂岩，单向抗拉强度0.88-1.13MPa,平均1.01MPa,稳定性较差,顶板成为易冒落的松软顶板。10号煤层直接底板为粉砂岩、泥岩组成，中部呈条带状为细粒砂岩。当为粉砂岩、泥岩时，为灰黑色致密、性脆、单向抗压强度为48.4-71.0MPa,平均59.7MPa,单向抗拉强度1.20-2.40MPa,平均1.96MPa,属较软岩石—半坚硬岩石，为中等稳定性的岩层。11号煤层直接顶板多为粉砂岩、泥岩，局部为细粒砂岩及含铝泥岩，泥岩、粉砂岩为稳定性较差的顶板；含铝泥岩单向抗压强度18.7-38.9MPa,平均26.3MPa,单向抗拉强度平均1.93MPa,属较软岩石-半坚硬岩石,当顶板为细粒砂岩时,单向抗压强度43.4-47.8MPa,平均46.1MPa,单向抗拉强度1.97-2.44MPa,平均2.19MPa,为半坚硬岩石，中等稳定性岩石。11号煤层直接底板以泥岩为主，局部为铝质泥岩，泥岩灰黑色、质软，属稳定性较差的岩石，当为含铝泥岩时，单向抗压强度1.56-3.39MPa,平均2.60MPa,属较软-半坚硬岩石。老底为灰质泥岩时（202号孔），单向抗压强度35.8-47.7MPa,单向抗拉强度1.12-1.47MPa,平均1.24MPa,属半坚硬岩石,中等稳定性岩石。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业㈡瓦斯、煤尘和煤的自然1、瓦斯二氧化碳绝对涌出量2.1m3/min，相对涌出量3.2m3/t；甲烷绝对涌出量3.1m3/min，相对涌出量1.6m3/t。批复等级属低瓦斯矿井。本矿井煤层瓦斯含量很低。CH4含量不到1ml/g可燃煤。瓦斯成分主要以N2为主，占到80%左右，而甲烷仅占到1%左右，CO2占到20%左右。2、煤尘2008年6月某煤矿采取10、11号煤层煤样，做爆炸性试验，鉴定单位为煤炭科学研究总院抚顺分院，鉴定结果如下：10号煤层火焰长度＞400(mm)，最低岩粉用量70(%),有煤尘爆炸性；11号煤层火焰长度＞400(mm)，最低岩粉用量70(%),有煤尘爆炸性。3、煤的自然2008年6月某煤矿采取10、11号煤层煤样，做煤的自燃倾向鉴定，鉴定单位为煤炭科学研究总院抚顺分院，鉴定结果如下：10号煤层吸氧量0.64ml/g，自燃倾向性等级Ⅱ类，自燃倾向为自燃；11号煤层吸氧量0.60ml/g，自燃倾向性等级Ⅱ类，自燃倾向为自燃。4、地温本区煤层埋藏深度较浅,地温普遍较低,生产矿井未发现高温异常区,属地温正常区,未做过测温工作。㈢环境地质第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业井田位于吕梁山脉东侧，汾河之西岸的黄土丘陵区，主要生态系统为农业生态系统，主要山梁、沟谷多为南北走向，呈垣梁峁地形，低山丘陵地貌，依成因和地貌形态可分为侵蚀地貌和堆积地貌。侵蚀地貌：分布于井田团柏河及其它较大沟谷以外的广大低山丘陵区。是扩区范围内的主要地貌形态，其特点是侵蚀剧烈的梁、峁和垣地构成的黄土丘陵，其间分布密集的“V”字冲沟，间有黄土陡崖，黄土残柱及陷穴微地貌，较大沟谷多为南北方向展布、南部沟谷两侧及谷底有零星基岩裸露，由于黄土垣、梁、峁几乎全部垦植为农用耕地，地表植被稀少，因而水土流失严重、土地贫瘠，生态十分脆弱。堆积地貌：主要发育在横穿井田中、东部团柏河河谷及较大的沟谷中，为冲积和洪积物构成，团柏河河床宽阔较平坦，一般宽500m左右，河谷中发育有Ⅰ、Ⅱ侵蚀阶地，第四系沉积物厚30-40m。井田内滑坡现象较少，共有滑坡2处，最大为200×200m2，形态不规则。根据山西省抗震办公室1993年颁布的《山西省工程抗震设防烈度图》本区地震烈度为Ⅷ度。团柏河是流经井田的唯一河流，为季节性河流，现井田段为常年流水，水流为团柏矿矿坑排水及厂矿排水。本区的大气主要污染物是烟尘SO2、工业厂区相对集中和人的活动（包括车、马等交通扬尘）增多造成污染的主要原因。综上所述，井田的环境地质评价属第二类，地质环境质量为中等。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业第二章井田开拓第一节井田境界及储量拐点编号西安80直角坐标X(m)Y(m)第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业14042541.2119550650.9724038251.2019552830.9934037431.1919551490.9844038171.1919551090.9854037101.1819549130.9764036451.1819549490.9874034831.1719548480.9784034241.1719547930.9794036957.1819547930.97104036951.1819545930.96114035431.1719545930.96124033811.1719547630.97134033421.1619547350.97144037701.1819542850.94一、井田境界某煤矿采矿权经山西省国土资源厅批准，采矿证号为C1400002009091220036032，矿区范围形态呈北东-南西向长条多边形分布，北东—南西长约9km，北西—南东宽约4km，总面积为40.0156km2。西安80直角坐标表3-1-1二、储量㈠资源/储量估算范围参与井田资源储量估算的煤层为批准开采的9、10、11号煤层，资源/储量估算边界为井田边界、采空区边界及煤层厚度最低可采线为界。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业㈡矿井工业资源/储量设计对矿井地质资源量中探明的资源量331及控制的332资源量进行了分类；由于本区地质构造简单，煤层赋存稳定，对推断的资源量333，其可信度系数取0.85。则矿井的工业资源/储量为24772万t，详见表4-1-1。表4-1-1矿井工业资源/储量煤层号面积（km2）资源/储量（万t）合计(万t）探明的（111b）控制的（122b）推断的（333）QM1/3JMQFQM1/3JMQFQM1/3JMQF1036.747　　6680　　3097　　1927117041135.66　7956　　3505　　1607　13068总计　79566680　35053097　16071927247721463666023534三、可采储量㈠矿井设计储量计算矿井设计资源/储量＝矿井工业资源/储量－设计计算的井田境界煤柱、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱损失量后的资源/储量。井田内较大的村庄按留设煤柱方法加以保护，其围护带宽度10m，各类地面建筑保护煤柱均按垂线法留设，表土层移动角取45°，基岩移动角取72°；井田境界煤柱为20m。井田境界煤柱按20m留设。采空区安全煤柱按采空区边界外推50m留设。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业构造(断层、陷落柱)煤柱：较大构造安全煤柱按50m留设矿井工业储量为247.72Mt，经计算矿井东区永久煤柱损失量为95.83Mt，矿井设计资源/储量为151.89Mt。㈡矿井设计可采储量矿井设计可采储量＝矿井设计资源/储量－工业场地和主要井巷煤柱的煤量后×采区回采率。矿井工业场地、风井场地按留设煤柱方法加以保护，其均按垂线法留设，场地围护带宽度15m，表土层移动角取45°，基岩移动角取72°；主要巷道留设煤柱加以保护，巷间煤柱40m；采区回采率厚煤层取75％、中厚煤层取80％、薄煤层取85％。矿井设计可采储量按下式计算：Zk=(Zs-P)·C式中：Zk——矿井设计可采储量，Mt；Zs——矿井设计储量，151.89Mt；P——开采损失，Mt；经过计算为16.59MtC——采区回采率，薄层煤85%，中厚煤层80%。经计算，矿井设计可采储量108.24Mt。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业第二节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日330d，每天三班作业（二班生产、一班准备），每天净提升时间14h。二、矿井设计生产能力的确定2008年山西省煤炭工业局以“晋煤行发【2008】1088号”文及矿井电源、水源及交通运输等条件能够满足建设规模1.1Mt/a的条件，确定矿井核定生产能力为210万吨/年。三、矿井及水平服务年限的计算矿井服务年限按下式计算：ZT=———K×A式中：T——矿井服务年限，a；Z——矿井设计可采储量，Mt；A——矿井设计生产能力，Mt/a；K——储量备用系数，取1.4。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业108.24矿井服务年限T=—————=36.8a1.4×2.1第三节井田开拓一、矿井工业场地位置选择某矿井经过20多年的生产建设，工业场地生产系统、辅助生产系统、生活设施已比较完善。矿井改扩建工程在原生产基础上进行，工业场地仍利用现有场地，只是对部分生产、生活设施进行改造和完善。矿井工业场地选择在此处具有如下优点：工业场地紧靠公路，交通运输便利，场地开阔，生活区对生活福利区及邻近村庄环境影响较小。二、开拓方式的确定㈠确定开拓方式的主要原则：1、确定井筒的形式、数目及配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2、合理地确定开采水平数目和位置；3、布置大巷及井底车场；4、确定矿井开采程序，作好开采水平的接替；5、进行矿井开拓延深，深部开拓及技术改造；第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业6、力求简化生产系统，尽量减少井巷工程量；7、尽可能提高机械化程度，提高生产效率，实现安全高效；8、投资少，工期短，见效快。㈡开拓方案的选定根据矿井工业场地及确定的斜井开拓方式，结合矿井规模、煤层赋存特征、提升设备、井筒位置以及实际情况，本设计对10、11号煤层的开拓提出两个方案进行比较，方案分述如下：1、方案一主斜井斜长863.8m，净宽5.0m，倾角15°，落底+556m水平，装备带宽为1000mm的强力皮带输送机及架空乘人装置，架空乘人装置安装长度为550m。副斜井净宽4.6m，倾角15°，斜长557.7m，铺设双轨，采用双钩串车提升方式。进风立井，井筒净径Φ6.0m，落底+563m水平，井筒装备压风管路，敷设动力电缆，担负采区主要进风任务，兼安全出口。回风立井，井筒净径Φ6.0m，落底+545m水平，井筒内装备梯子间，主要担负采区的回风任务，兼安全出口。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业为了采区的开发，设计在纬距4036000附近布置胶带、轨道暗斜井，胶带暗斜井装备带宽为1200mm带式输送机及架空乘人器，担负采区的煤炭及人员提升任务，轨道暗斜井铺设单轨，担负采区的辅助提升任务，均落底+556m水平，落底后沿东北方向布置+556m水平胶带大巷和+556m水平轨道大巷。+556m水平胶带大巷尽头处设采区集中煤仓；+556m水平轨道大巷在1900m处转至东南—西北方向，并通过二号进风立井井底。平行与转至后的+556m水平轨道大巷布置三条煤层巷道，其中在11号煤层中布置两条下山巷道，分别是胶带与轨道下山；在10号煤层中布置一条下山巷道，为回风下山。胶带巷道在东南部通过采区集中煤仓与+556m水平胶带大巷相联。平行与这组巷道，沿601、603钻孔一线再布置同样的一组上下山巷道。这两组巷道通过布置在井田突水系数为0.16分界线附近的一组+385m水平轨道集中巷道和一条胶带集中巷道相联，这样采区开拓巷道基本成工字型布置。2、方案二各井筒改造情况、装备及功能均与方案一相同。设计在纬距4036000附近布置胶带、轨道暗斜井，胶带暗斜井装备带宽为1200mm带式输送机及架空乘人器，担负采区的煤炭及人员提升任务，轨道暗斜井铺设单轨，担负采区的辅助提升任务，均落底+556m水平，落底后沿东北方向布置+556m水平胶带大巷和+556m水平轨道大巷。+556m水平胶带大巷尽头处设采区集中煤仓；+556m水平轨道大巷在1900m处转至东南—第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业西北方向，并通过二号进风立井井底。平行与转至后的+556m水平轨道大巷布置三条煤层巷道，其中在11号煤层中布置两条下山巷道，分别是胶带与轨道下山；在10号煤层中布置一条下山巷道，为回风下山。胶带巷道在东南部通过采区集中煤仓与+556m水平胶带大巷相联。平行与这组巷道，沿601、603钻孔一线再布置同样的一组上下山巷道。这两组巷道通过在井田东南部的一组集中巷道相联，分别为布置在集中轨道巷和集中胶带巷，这样就形成了采区开拓巷道布置方式。3、优缺点比较方案一优点：本矿井涌水量大，布置+556m水平巷道及部分上山巷道有利于井下排水。缺点：井巷工程大，比方案二多756m的岩巷，投资多150万元；存在反向运输。方案二优点：工程两小，投资少：没有反向运输：缺点：全部为下山巷道，不利于井下排水。本矿井水文地质条件属复杂类型，在东北部为突水危险区，根据矿方开采经验，生产时，矿井正常涌水量预计为560m3/h，最大涌水量700m3/h，因此矿井排水将是制约开拓布置的最主要因素。方案一采用部分上山巷道,虽然存在反向运输，投资多，但有利于矿井井下排水，减轻矿井排水压力。方案二虽然可以避免反向运输，但均采用下山开采，不利于井下排水，增加了矿井排水压力。综上，方案一有利于解决本矿井涌水量大的问题，因此根据矿井的实际情况，本设计推荐方案一。㈢采区划分根据井田开拓方案，全井田共划分第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业两个水平，一、二采区水平标高+556m，三、四采区水平标高+385m。开采顺序：一采区→二采区→三采区→四采区→回收煤柱。第四节井筒装备一、井筒数目及用途矿井达到设计年生产能力时共设置主斜井、副斜井、进、回风立井四个井筒，各井筒特征详见表5—2—1。各井筒用途分述如下：1、主斜井：担负矿井煤炭、人员提升任务，兼进风井和安全出口。2、副斜井：担负矿井矸石、设备及材料等提升任务，兼进风井和安全出口。3、进风立井：为矿井的专用进风井，兼安全出口。4、回风立井：为矿井的专用回风井，兼安全出口。二、井筒布置及装备主斜井斜长863.8m，倾角15°，净宽5.0m，净高4.3m,净断面16.81m2,装备带宽为1000mm的带式输送机及架空乘人装置，架空乘人装置安装长度为550m。主井井筒断面布置见图5—2—2副斜井副斜井倾角15o，斜长557.7m。井筒刷大至净宽4.6m，净高3.8m，净断面13.68m2第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业，井筒内铺设双轨，采用双钩提升，副斜井井筒断面布置见图5—2—3。进风立井进风立井井筒净直径6.0m，净断面28.27m2，垂深375m，井筒内装备压风管路，敷设动力电缆，兼安全出口。回风立井井筒断面布置见图5—2—4。回风立井回风立井井筒净直径6.0m，净断面28.27m2，垂深390m，主要担负东区初期回风，兼安全出口。回风立井井筒断面布置见图5—2—5。表5—1—2井筒特征表井筒名称特征主斜井副斜井进风立井回风立井井口座标纬距(X)4035311.9064035321.5834038032.0004037990.000(m)经距(Y)19546793.20219546763.96919548354.00019548278.000标高井口(Z口)+779.7+778.5+938.5+938.5(m)井底(Z底)+556.0+637.0+543.0+548.0方位角(度)194°25′194°25′330°46′　井筒倾角(度)15°00′00″15°00′00″90°00′00″90°00′00″井筒长度或垂深(m)863.8557.7395390井筒净宽或净径(m)5.004.66.06.0井筒支断面形状半圆拱半圆拱圆圆第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业护表土及基岩风化段C20砼砌碹C20砼砌碹C20砼砌碹C20砼砌碹支护形式基岩段锚喷锚喷C20砼砌碹C20砼砌碹支护厚度(m)表土及基岩风化段400400600600基岩段150100400400断面积(m2)净16.8113.6828.2728.27掘进表土及基岩风化段24.2722.7440.7240.72基岩段19.0016.9636.3236.32井筒装备C20混凝土铺底100mm厚。装备一台带宽1.0m的强力带式输送机及架空乘人器。铺设双轨装备单层单车罐笼及梯子间装备梯子间井筒用途担负矿井煤炭提升任务，兼进风井和安全出口。电缆沿该井筒敷设担负矿井辅助运输任务及人员升降。排水管路沿该井筒敷设担负矿井东区矸石提升任务，兼进风井和安全出口。电缆、排水、压风管路沿该井筒敷设回风井及安全出口第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业第五节井底车场及硐室一、井底车场形式的确定井下建立副斜井井底车场，采区轨道暗斜井设置上、下部车场。副斜井井底车场担负井田全部辅助提升任务，断面净宽为4.6m，净高3.8m，线路采用双道变坡平车场形式，空重车线长度长为20m，高低道竖曲线半径分别为20m，15m，经核算通过能力可满足要求。轨道暗斜井上部车场内断面净宽4.8m，净高3.9m，线路采用双道变坡顺向平车场，车场内增设高低道，竖曲线半径均为15m。暗斜井井底车场断面4.8m，净高3.9m，线路采用双道变坡平车场形式。二、井底车场硐室名称及位置在副斜井井底车场设有火药库、非常仓库、中央水泵房、管子道、水仓、等候室、医务室、消防材料库，在主斜井设有东区煤仓。井底车场巷道及硐室支护采用锚喷或砌碹支护。三、井底煤仓的形式和容积井底煤仓形式采用圆形立时煤仓，煤仓净直径Φ8m，高度46m，容量2000t。煤仓下口设给煤机直接装载主斜井强力皮带至地面。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业第三章大巷运输及设备第一节运输方式的选择一、煤炭运输方式选择根据井田开拓部署，矿井规模和井筒提升方式，结合本矿采掘机械化装备水平较高，采区工作面距井底煤仓较近，煤炭运输集中，大巷运输方式考虑了胶带运输及矿车运输两种，经比较胶带运输方式比较合理，主要优点如下：1、胶带运输机具有运输能力大，与主斜井形成连续运输，效率高，操作简单，管理方便，易于实现自动化。2、胶带运输与矿车运输相比具有运输环节少，占用人员少，维修工作量小，主辅运输互不干扰，事故率低等优点。二、辅助运输方式选择1、副斜井轨道采用2JKY—2.5×1.2米型液压绞车运送料和排矸。2、+556m轨道大巷巷采用蓄电池式电机车担负人员、材料设备、矸石等辅助运输任务。第二节矿车辅助运输矿车采用1t固定式矿车、1t材料车、1t平板车、3t平板，为了方便液压支架等大型设备的运输，配备重型平板车。各类矿车规格及数量见表5-3-1。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业表5—3—1矿井车辆配备表序号名称型号容积（m3）名义轨距（mm）轴距（mm）外型尺寸（mm）自重（kg）数量（辆）备注载重量长宽高11t固定箱式矿车MG1.1-6A1.116005502000880115059278　21t矿用材料车MC1-6A　16005502000880115051535　31t矿用平板车MP1-6A　1600550200088041046565　4重型平板车MPC18-6　18600110025001500340103015　5保温车BWC0.6-6　　6007502400102812909113　6矿用救护车JHC-6　　6001500428010301520　3　7平巷人车PR—12-6/3　12人6001700424010501500162820　第三节运输设备选型驱动方式采用头部双滚筒双电机驱动，驱动装置设在带式输送机头部。输送量：采区瞬时最大能力Q=800t/h水平输送距离：Lh=2120.87m提升高度：H=74.7m从尾部起倾角：α=－0.171886°～6°散密度：γ=0.9t/h带宽：B=1200mm带速：V=2.5m/s第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业胶带：St=2000N/mm钢丝绳芯阻燃抗静电胶带，且必须满足MT668-2008标准要求。电动机：YB500M1—4，N=400kW，U=6KV（IP54）防爆电机两台。减速器：M3PSF90型、i=31.5（传动滚筒直径D=1000mm）、带两个冷却风扇（SEW），两台。逆止器：DSN038型、[M]=38kN·m，两台。制动器：KPZ-1200/47型（防爆）、[M]=47kN·m,N=3×2kw两台。液粘软启动装置：YNRQD450型，传递功率：500kW，n=1500r/min，油泵电机及润滑电机N=(2.2+7.5)kW，两台（防爆）。液压绞车自动张紧装置：ZYL500J型（防爆）一台、拉紧行程：13m，拉力：F=250kN，第二种安装方式（ZLY－02－250），设置在胶带机尾部。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业第四章采区布置及装备第一节采煤方法一、采煤方法的选择10号煤层位于太原组下段上部，上距9号煤层平均间距2．42m。厚度1．84～3．05m，平均2．57m。一般不含夹矸或含一层夹矸，局部含2层夹矸。结构简单。顶板粉砂岩为主，泥岩次之，底板细粒砂岩和泥岩为主，局部为粉砂岩。10号煤层属稳定性全区可采煤层。11号煤层位于太原组下段下部，上距10号煤层平均间距7．11m。厚度2．39～5．32m，平均厚度3．32m。一般含2～3层夹矸，个别点含4～5层夹矸。顶板粉砂岩、泥岩为主，底板为泥岩或铝质泥岩。11号煤层属稳定性全区可采煤层。井田内10、11号煤层煤尘有爆炸性，自燃等级为Ⅱ级，属低瓦斯矿井。某矿井采用走向长壁综采一次采全高采煤方法，全部垮落法管理顶板。二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型采煤工作面采用采煤机割煤，螺旋滚筒装煤，刮板输送机运煤。工艺流程如下：采煤机端头进刀→割煤→移架→推移刮板输送机→采煤机在另一端头进刀。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业根据10号煤层赋存条件和矿井生产能力，工作面采煤设备选用MG400/920-WD型采煤机，电机功率920KW。工作面运煤设备选用SGZ830/800型刮板输送机，可以满足三个方面的要求，一是运输能力与采煤机生产能力相适应；二是外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；三是运输机长度与工作面长度一致。转载机的转载能力选择要求与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩带式输送机相配套。设计选用SZZ830/200型转载机。工作面胶带顺槽选用SJJ1200/3×200型可伸缩带式输送机。回采工作面主要设备配备见表5-2-1设备名称设备型号功率（KW）单位数量双滚筒采煤机MG400/920-WD920台1刮板输送机SGZ830/8002×400台1转载机SZZ830/200200台1可伸缩带式输送机SJJ1200/3×2003×200台1乳化液泵BRW400/31.5250套1喷雾灭尘泵BPW315/1075套1液压支架ZZ4800/18/38个167三、工作面支架选型及顶板管理根据首采面开采的10号煤层厚度、顶底板岩性及采高，工作面选用ZZ4800/18/38型液压支架。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业回采工作面顶板管理方式采用全部垮落法。四、采煤工作面的日进度，年进度及工作面长度根据10号煤层厚度和开采技术条件，结合本矿生产技术管理水平，设计10号煤层综采工作面长度为250m。采煤工作面采煤机截深0.8m，循环进度1.6m，日循环个数5个，正规循环率取0.9。采煤工作面年推进度按下式计算：年推进度=循环进度×日循环个数×年工作日×正规循环率=1.6×5×330×0.9=2376m依据《煤炭工业设计规范》，采区回采率为90%，工作面回采率为95%。第二节采区布置一、采区数目、位置和工作面生产能力1、采区数目和位置根据推荐的井田开拓方案，结合矿井的井型和回采工作面装备水平，矿井达到设计生产能力时共布置一个采区和一个综采工作面，为了减少初期工程量，缩短建井工期，最大限度地节省初期投资，首采面选择在井筒附近的10号煤层一采区，该采区位于井田高级储量范围内，储量可靠，地质构造及水文地质条件简单，煤层赋存稳定，利于矿井达产和稳定生产。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业2、回采工作面生产能力计算矿井开采下组煤10号煤层布置1个综采工作面，工作面生产能力按下式计算：A=M×l×L×r×C式中：A采——采煤工作面年产量，t/a；M——采煤工作面采高，2.55m；l——采煤工作面长度，250m；L——采煤工作面年推进度，2376m；r——煤的容重，1.37t/m3；C——采煤工作面回采率，取0.95。A采=2.55×250×2376×1.37×0.95=2863032t/a≈1.97Mt/a掘进煤量按回采煤量的10%计算，则掘进煤量为：A掘=1.97×10%≈0.19Mt/aA矿＝A采+A掘＝1.97+0.19＝2.16Mt/a经计算，全矿井回采工作面年产量1.97Mt，掘进煤量0.19Mt/a，，总产量2.16Mt/a，可以满足该矿2.10Mt/a的设计生产能力。矿井达到设计生产能力时回采工作面特征表4—2-110—101首采工作面特征表第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业采区名称采煤工作面工作面个数装备煤层平均厚度（m）机采高度（m）长度（m）年推进度（m）年生产能力Mt10—101工作面1综采2.552.5525023761.97二、首采面尺寸和巷道布置根据井田开拓部署，结合矿井规模和采煤工作面装备水平，矿井达到设计生产能力时，共布置一个生产采区为一采区，采区南北长3.5km，东西宽2.4km，面积7.96km2，可采储量43.32Mt，服务年限14.7a。根据开拓部署，首采区为东一采区。初期在东一采区内沿10号煤层布置有一条东区西回风下山，沿11号煤层布置东区西轨道下山、东区西胶带下山，共三条巷道，间距为30m。在下山巷道西南侧布置一个10号煤工作面。胶带顺槽通过溜煤眼及通风立眼与东区西胶带下山相连，轨道顺槽直接与东区西回风下山相连，并都通过联络巷与东区西轨道下山相连，从而形成完善的采区运输、通风、排水、行人等系统。采区巷道布置图见图4-2-1。三、采区运煤、辅助运输、通风及排水系统1、回采工作面→胶带顺槽→东区西胶带下山巷→采区煤仓→556皮带运输大巷→556皮带暗斜井→井底煤仓→主斜井强力皮带→地面第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业2、辅助运输系统地面材料设备→副斜井→井底车场→556轨道暗斜井→556轨道运输大巷→东区西轨道下山巷→轨道顺槽→工作面3、通风系统地面新鲜风流→主斜井、副斜井、进风立井→井底车场→556皮带暗斜井（556轨道暗斜井）→556皮带运输大巷（556轨道运输大巷）→东区西皮带下山巷→胶带顺槽→回采工作面→轨道顺槽→回风大巷→回风立井→地面4、排水系统工作面顺槽→皮带巷（轨道巷）→556轨道运输大巷→轨道暗斜井水仓→副斜井→地面工业场地“井下水处理站”水池。第三节巷道掘进一、巷道断面和支护形式主斜井、副斜井、进风立井、回风立井断面均已确定，采用砌碹、锚喷、浇灌支护。胶带顺槽和轨道顺槽均采用矩形断面锚杆钢带加锚索补强支护，净宽3.8m，净高2.9m，净断面11.02m2。开切眼采用矩形断面锚杆钢带加锚索补强支护，净宽6m，净高2.55m，净断面15.3m2。巷道断面尺寸及支护形式见巷道断面图二、巷道工作面个数及装备第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业根据回采工作面个数、年推进度，为保证回采工作面的正常接替，井下装备三个综掘工作面和一个普掘工作面。综掘工作面主要设备见表4-3-1。普掘工作面主要设备见表4-3-2。表4—3—1综掘工作面主要设备表设备名称设备型号功率（kW）单位数量掘进机EBZ-160186台3气动锚杆机MQT-120C1台6刮板机SGB-620/8080架3胶带输送机SSJ800/2×752×75架3混凝土搅拌机安-Ⅳ5.5台6混凝土喷射机转子-Ⅱ5.5台6高效局扇FBDYNO.5.62×30台6表4—3—2普掘工作面主要设备表设备名称设备型号功率（kW）单位数量耙斗装岩机P－30B(A)17台1气动锚杆机MQT-120C1台2岩石电钻EZ2－2.02台2混凝土搅拌机安-Ⅳ5.5台2混凝土喷射机转子-Ⅱ5.5台2高效局扇FBDYNO.5.62×30台2三、矿井达产时采掘比例关系，矸石量预计矿井达产后，共布置一个回采工作面，三个综掘工作面，一个普掘工作面，采掘比为1:4。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业该矿所有巷道均采用煤巷，半煤岩巷，所以该矿井出矸量较少，预计该矿井的出矸率为3%。四、井巷总工程量井巷工程总长度14477.1m，总掘进体积253378.6m3。其中，硐室掘进体积23200m3。井巷工程量汇总表见表4-3-4。4—3—3井巷工程量汇总表序号项目名称长度(m)掘进体积(m3)表土及基岩风化段煤及半煤岩巷合计井巷硐室合计表土及基岩风化段煤及半煤岩巷小计1井筒2027.8　2027.840070.2　40070.290040970.22石门及岩巷4032.0　4032.069258.4　69258.4　69258.43暗斜井1076.0　1076.016997.2　16997.2　16997.24井底车场及硐室717.3　717.38827.1　8827.11900027827.15主要运输巷及回风巷　2846.02846.0　46548.746548.7330049848.76采区　3778.03778.0　48477.048477.0　48477.0　合计7853.16624.014477.1135152.995025.7230178.623200.0253378.6第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业第五章通风和安全第一节概况一、瓦斯、煤尘、煤的自然性及地温㈠瓦斯2008年度山西焦煤集团有限责任公司矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量批复表中某煤矿瓦斯相对涌出量为1.05m3/t，绝对涌出量为2.45m3/min。属低瓦斯矿井。㈡煤尘2008年6月某煤矿采取10、11号煤层煤样，做爆炸性试验，鉴定单位为煤炭科学研究总院抚顺分院，鉴定结果如下：10号煤层火焰长度＞400(mm)，最低岩粉用量70(%),有煤尘爆炸性；11号煤层火焰长度＞400(mm)，最低岩粉用量70(%),有煤尘爆炸性。㈢煤的自然2008年6月某煤矿采取10、11号煤层煤样，做煤的自燃倾向鉴定，鉴定单位为煤炭科学研究总院抚顺分院，鉴定结果如下：10号煤层吸氧量0.64ml/g，自燃倾向性等级Ⅱ类，自燃倾向为自燃；11号煤层吸氧量0.60ml/g，自燃倾向性等级Ⅱ类，自燃倾向为自燃。㈣地温、地压第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业根据调查，本区煤层埋藏深度较浅,地温普遍较低,生产矿井未发现高温异常区,属地温正常区。二、矿井瓦斯涌出量预测本次通风设计以2008年度山西焦煤集团有限责任公司矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量批复值进行计算，则一采区210万t/a时矿井绝对瓦斯涌出量为4.17m3/min。属低瓦斯矿井。第二节矿井通风一、通风方式和通风系统矿井通风方式采用中央分列式，通风方法采用抽出式。二、风井数目、位置、服务范围矿井达到设计生产能力时，共布置4个井筒。主斜井、副斜井、进风立井、回风立井，回风立井为专用回风井，主、副斜井位于工业场地内，风井服务年限与矿井服务年限相同。三、掘进通风和硐室通风矿井井下共布置三个综掘工作面，一个普掘工作面，均采用独立通风，选用2×30KW局部通风机。火药库发放硐室采用独立通风。四、矿井风量、风压及等积孔(1)矿井总风量计算第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业根据《煤矿安全规程》第一百零三条规定，矿井总进风量按如下要求分别计算，并选取其中的最大值：1）按井下同时工作的最多人数计算Q矿进=4·N·K矿通式中：N—井下同时工作的最多人数，144人；K矿通—矿井通风系数，取1.25；则：Q矿进=4×144×1.25=720m3/min=12.00m3/s取12.00m3/s2）按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算矿井总进风量。Q矿进=（ΣQ采+ΣQ硐+ΣQ掘+ΣQ其它）×K矿通式中：Q矿进——矿井总进风量，m3/s；ΣQ采——采煤工作面实际需风量的总和，m3/s；ΣQ掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；ΣQ硐——硐室实际需要风量的总和，m3/s；ΣQ其它——矿井除采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s;K矿通——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取1.25。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业①采煤工作面实际需风量的计算A、按瓦斯涌出量计算Q采=100×q回×K采通式中：q回——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.25；则Q采=100×4.17×1.25=521.25m3/min=8.70m3/s。取：ΣQ采=9m3/s。B、按工作面温度计算Q采＝60×V×S×Ki式中：Q采——工作面供风量，m3/min；V——工作面适宜风速，依据《煤矿通风能力核定办法》回采工作面温度与风速的对应关取1.5m/s；S——回采工作面平均有效断面，工作面取8.03m2；Ki——工作面长度系数，取1.3。Q采＝60×1.5×8.03×1.3＝939.51m3/min＝15.67m3/s回采工作面需风量取A、B计算中的最大值，可得回采工作面需风量16.00m3/s。C、按风速进行验算a、采煤工作面风速验算第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业条件：0.25×S采≤Q采≤4.0×S采，m2式中S采——采煤工作面切眼平均断面，m2/s；即：0.25×8.03≤Q采≤4.0×8.03满足：Q采=2.00～32.12m3/sb、工作面回风风速验算条件：0.25×S回≤Q回≤6.0×S回，m2式中S回——采煤工作面胶带顺槽面，m2；即：0.25×13.50≤Q回≤6.0×13.50满足：Q采=3.38～81.00m3/s②综掘工作面实际需风量的计算A、按瓦斯涌出量计算Q掘=100×q综掘×K掘通式中：Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/s；q综掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m/min；K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.8。则Q综掘=100×0.094×1.8=16.92m3/min=0.28m3/s，按生产实际Q综掘取1.0m3/sB、按局部通风机吸风量计算Q掘＝Qf×Ii﹢0.25S(m3/min)第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业Qf——掘进面局部通风机实际吸风量，m3/s。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；综掘面配2台2×30KW局部通风机单级运行，实际吸风量：Qf＝500～720m3/min＝8.30～12.00m3/s；Ii——掘进面同时运转的局部通风机台数，取1台；Q综掘＝（8.30～12.00）×1﹢0.25×13.50≈（11.67～15.38）m3/sC、按人数计算Q综掘＝4×Nj式中：4——每人每分钟供给的风量不得小于4m3；Nj——工作面同时工作的最多人数，综掘面取9人。Q综掘＝4×9=36m3/min=0.6m3/sD、按风速进行验算按《煤矿安全规程》规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：0.25×Sj≤Q掘≤4×Sj式中：Sj——掘进工作面巷道过风断面，m2。工作面顺槽取11.44m2。条件：0.25×S掘≤Q掘≤4.0×S掘，m3/s即：0.25×13.50≤Q综掘≤4.0×13.50满足Q综掘=3.38～54.00m3/s第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合《煤矿安全规程》的规定风速要求。确定综掘工作面配风量为14.0m3/s。由于双顺槽倒替掘进，且停掘顺槽不停风。ΣQ综掘=4×14=56m3/s。③普掘工作面实际需风量的计算A、按瓦斯涌出量计算Q掘=100×q掘×K掘通式中：Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/s；Q普掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m/min；K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.8。则Q普掘=100×0.094×1.8=16.92m3/min=0.28m3/sQ普掘取1.0m3/sB、按局部通风机吸风量计算岩巷掘进：Q掘＝Qf×Ii﹢0.15S(m3/min)式中：Qf——掘进面局部通风机实际吸风量，m3/s。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s，以防局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；普掘面配2台2×第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业30KW局部通风机单级运行，实际吸风量：Qf＝500～720m3/min＝8.30～12.00m3/s；Ii——掘进面同时运转的局部通风机台数，取1台；Q普掘＝（4.9～6.8）×1﹢0.15×16.00≈7.30～9.20m3/sC、按人数计算Q普掘＝4×Nj式中：4——每人每分钟供给的风量不得小于4m3；Nj——工作面同时工作的最多人数，普掘面取9人。Q普掘＝4×9=36m3/min=0.6m3/sD、按炸药量计算需要风量每千克炸药供风≮25m3/min：Q普掘＞24A（m3/min）式中：A—次爆破炸药最大用量，取10Kg；Q普掘＞24×10=240m3/min=4m3/sE、按风速进行验算按《煤矿安全规程》规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：0.15×Sj≤Q掘≤4×Sj式中：Sj—掘进工作面巷道过风断面，m2。断面取19.5m2。条件：0.15×S掘≤Q掘≤4.0×S掘，m3/s第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业即：0.15×19.5≤Q普掘≤4.0×19.5满足Q普掘=2.93～78.00m3/s经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合《煤矿安全规程》的规定风速要求。确定普掘工作面配风量为12.0m3/s。ΣQ普掘=12.0m3/s。④硐室实际需要风量爆破材料发放硐室3m3/s；后期采区变电所：2m3/s。ΣQ硐=5.0m3/s⑤其它巷道需要风量备用工作面：10m3/s大巷联络巷地点：25m3/sΣQ其它=35.0m3/s则：Q矿进=（16+56+12+5+35）×1.25=155.0m3/s综合以上计算结果，矿井总进风量取155.0m3/s。矿井总需风量为155m3/s。其中：副斜井进风量为30m3/s，主斜井进风量为20m3/s，二号进风立井进风量为105m3/s，二号回风立井回风量为155m3/s。(2)风量分配第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业将矿井总风量分配到井下各用风地点，风量分配详见表5-5-3。表5-5-3矿井风量分配表顺序用风地点数量（个）单位配风量（m3/s）总配风量（m3/s）110号煤综采工作面120202备用回采工作面110103综掘工作面（掘进按停掘不停风考虑）415604普掘工作面112125爆炸材料发放硐室1336其他巷道507合计155井下各巷道负风速符合《煤矿安全规程》要求，回风大巷风流中瓦斯浓度低于0.7%。(3)风压计算矿井通风风压按下式计算：式中：h——矿井风压，Pa；α——摩擦阻力系数，N.s2/m4；L——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；Q——通过井巷的风量，m3/s；S——井巷净断面积，m2；第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业h局——局部阻力，h局=15%h，Pa。经计算，矿井通风容易时期风压929.43Pa(94.84mmH2O)，通风困难时期负压为1722.35Pa(175.75mmH2O)。(4)等积孔计算矿井通风等积孔按下式计算：式中：A——等积孔，m2；Q——风量，m3/s；h——风压，Pa。经计算，矿井通风容易时期等积孔6.05m2，通风困难时期等积孔4.44m2。矿井通风难易程度为容易，属小阻力通风矿井。第三节安全一、预防瓦斯爆炸的措施1、防止瓦斯超限：通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法。矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使采、掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》的要求。矿井必须建立完善的瓦斯、二氧化碳和其它有害气体检查制度，采掘工作面的瓦斯浓度每班至少应检查2第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业次。采掘工作面二氧化碳浓度应每班至少检查2次。采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯，特别是采煤工作面上隅角等地点应加强检测与处理。不用的巷道及时封闭。2、防止瓦斯引燃：严格控制和加强管理生产中可能引火的热源。3、瓦斯安监系统：在采掘工作面以及与其相联接的顺槽中设置瓦斯报警仪，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室。在主要工作地点设置甲烷断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。此外配备完善的个体检测设备。4、防止瓦斯灾害事故扩大，回风井井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。井下建立完善的隔爆设施。5、矿井因故停风，必须制定恢复通风，排除瓦斯和送电的安全措施。6、井下设置完善的隔爆水棚等隔爆设施。二、预防煤尘爆炸的措施1、采煤工作面必须采取煤层注水、喷雾、洒水和其它防尘措施。2、掘进工作面必须采用湿式钻眼、冲刷巷帮、水炮泥、放炮喷雾、装煤洒水和净化风流等综合防尘措施。3、采掘机械均应安装有效的内外喷雾装置，严禁干式作业。4、井底煤仓、输送机和其它煤炭转载地点配备喷雾洒水装置或设置捕尘器，保持喷雾洒水系统的完好性。5、定期进行清扫巷道、冲洗煤尘、刷浆工作，减少巷道堆积的落尘。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业6、加强通风管理、控制巷道风速，防止煤尘飞扬。7、井下所有局部通风机均设置除尘器。8、井下主要巷道应设置隔爆水棚等隔爆设施。9、采取有效措施防止引燃煤尘，杜绝非生产需要的火源，严格控制生产中可能发生的热源。三、预防井下火灾的措施1、井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。2、井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定，并应正确使用各类安全保护装置，防止电流过负荷而引起火灾。3、机电硐室采用不燃性材料支护并设置防火门，配备灭火器。4、加强生产中的安全管理。井下运输过程中注意防跑车砸坏电缆，生产中应注意冒顶等外力损坏电缆及电气设备。5、井下设置完善的消防洒水供水管路系统和消火栓。6、机电硐室和采煤工作面附近巷道中配备消防灭火器材。7、提高回采率，加快回采速度，采完后立即封闭采空区。8、井下设置KYSC-1型井下移动式火灾气体束管采样监测系统。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业9、工作面装备两台WJ－24阻化剂喷射泵。四、预防井下水灾的措施1、在掘进巷道过程中，严格执行“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则，掘进工作面配备探水钻机。2、井田境界、断层、采空区等留设防水安全煤柱。3、在巷道低洼处设小水泵，排除巷道内积水。五、顶板管理1、严格控制控顶面积，使其限制在作业规程规定的范围内,必要时采取强制放顶措施。2、采煤工作面初次来压、周期来压、顶板异常、在集中压力带下和采煤工作面收尾时，必须制定相应的特种支护措施。3、及时支护，严格敲帮问顶制度，存在隐患时要处理后再作业。4、井下职工必须进行培训学习，贯彻规程，做到应知应会，持证上岗。5、加强顶板监测，避免冒顶事故。6、采掘工作面过断层时，要加强支护，保证安全。六、矿井安全出口矿井布置主斜井、副斜井、二号进、回风立井4个井筒，其中主副、斜井布置人行台阶，二号进回风立井设置梯子间，均作为矿井的安全出口。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业七、自救器及安检仪器配备为了提高矿工的自身安全性，预防突发性灾害事故的发生，所有下井人员必须配带自救器。为保证安全生产，矿井装备了安全生产监控系统，并配备了必要的安检仪器仪表。八、矿山救护山西汾河焦煤股份有限公司某煤矿矿山救护主要有霍州煤电集团有限责任公司军事化矿山救护大队，已签订救护协议，可保证矿井发生灾害后的及时救护。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业第六章矿井主要设备第一节主、副井提升设备一、主斜井提升设备主斜井采用胶带输送机提升煤炭，井筒内另一侧设置有架空乘人器，担负矿井升降人员的任务。㈠设计依据主斜井斜长：L=817.35m，倾角α=15°提升量：Q=520t/h工作制度：年工作日330天，日工作16小时，两班工作，一班检修。㈡设备选型计算1、主斜井提升设备选型：①、原始资料：输送物料：原煤、粒度0—300mm输送量：Q=520t/h散密度：γ=0.9t/m3水平输送距离：Lh=789.5m提升高度：H=211.542m倾角：α=15°驱动方式：采用皮带机头部双滚筒双电机变频调速软驱动。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业电动机：YB2400M－4型，N=400kW，U=660V两台。减速器：M3PSF90型、i=31.5、带两个冷却风扇、(SEW)两台。胶带：钢丝绳芯阻燃抗静电胶带，必须满足MT668-97标准要求，St=2500N/mm。制动器：SH18B-US2-1型，两台。逆止器：DSN200型低速逆止器，[M]=200kN.m.，一台。自控液压拉紧装置：ZY-400/9.5D-B-10/80型，拉紧行程S=8m，F=100kN，N=9.5kw（防爆）。②、选型核算：根据输送带上物料的最大截面积、带速和倾斜系数，经核算带宽B=1000mm、带速：V=3.15m/s，满足Q=520t/h的生产能力。验算结果如下：阻力：上分支阻力F1=29765.5N下分支阻力F2=13439.1N提升阻力F3=95160.4N圆周力：P=138365.0N轴功率：N0=435.8kW电机功率：N=610.2kw>2×400kw双滚筒双电机驱动，功率配比：P1:P2=1：1液压绞车自动张紧，启动系数A=1.0。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业头部张力：S1=228757.8NS2=90392.8N尾部张力：S3=15634.7NS4=15634.7N打滑验算、最小张力1％悬垂度也满足要求。安全系数：m=B·St/S1=10.93>7.0满足要求经过选型核算，所选带式输送机能满足使用要求。2、主斜井架空乘人器设备选型：①、原始资料：输送距离：L=550m（不包括拉紧长度）线路倾角：α=15°下井人员：164人吊椅间距：10m绳轮直径：1400mm名义速度：V=1.12m/s乘员及吊椅重量：C=100kg（乘员重85kg）托绳轮间距：8m钢丝绳规格：6×19S+FC－φ22－1770－右同向（少油芯）q0=1.78kg/m，钢丝绳总破断力为Sk=283kN。②、选型核算：上行满员时阻力：F上=18942.1N下行无人乘坐时阻力：F下=-3641.47N第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业尾部导向轮钢丝绳张力：S3=Cq0g=17444N,S4=1.01S3=17618.4N头部驱动轮进绳侧张力：S1=F上＋S4=36560.5N头部驱动轮出绳侧张力：S2=S3-F下=21085.47Neμα=2.193α—钢丝绳围包角，取π，μ=0.25S1/S2=1.730＜eμα=2.193满足要求驱动轮圆周力：F=S1-S2=15475.03N轴功率：N0=FV/1000=17.33kw电机功率：N=1.3N0=22.53kw钢丝绳校核：6×19S+FC－φ22－1770－右同向（少油芯）,钢丝绳总破断力为Sk=283kN。经计算钢丝绳的安全系数：m=1.214(Sk/S)=9.4>6.0满足要求绳轮直径/钢丝绳直径比值为：1400/22=63.63>60满足要求。经计算吊座间距10m，运输线路长550m，最大班下井人数164人，绳速1.120m/s时，下井时间为37.47min。满足设计规范要求的最大班下井时间斜井不超过60min的要求。㈢主斜井配电及控制1、胶带输送机电动机容量660V，2×第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业400kW。电控系统设有电动机短路、欠压、过载、断电等电气保护及胶带输送机防跑偏、纵撕、打滑、沿线急停开关、温度等各种安全保护。胶带机控制室与胶带沿线之间设联系信号装置。2、架空乘人器供电电源引自主斜井井口房低压配电柜。架空乘人器电控装置采用PLC控制系统，设有过速飞车、欠速打滑、重锤下限位、上变坡点掉绳，全程急停、断绳、电机温度、电机过电流过电压、制动器动作失效等保护。设置远程实时监视和监控系统，监视架空乘人装置的运行情况。二、副斜井提升设备㈠副斜井设备选型提矸采用1t固定式矿车，矿车自重Qz=610kg，载矸Q=1800kg，每钩由5辆矸石车组列，提升终端荷重31.77kN；运送大件时，使用特制平板车运送。运送重21t（包括运支架车重）液压支架为最不利提升工况，提升终端荷重55.36kN。提升钢丝绳选用26ZBB6V×18+NF1670ZZ423279GB8918-2006型钢丝绳，钢丝绳直径26mm，单重2.79kg/m，抗拉强度1670MPa，所有钢丝破断力总和488.99kN。钢丝绳安全系数：m大件＝7.7>6.5；m矸石＝12.25>6.5。提升系统钢丝绳最大静张力Fj=63.49kN（提升最大件时），最大静张力差Fjc=45.85kN（发生在提升最大件时，提大件时对侧需配3辆矸石车）。提升设备选用2JKY-2.5×1.第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业2型双滚筒液压提升机。其主要技术参数：滚筒直径D=2.5m；滚筒宽度B=1.2m；最大静张力Fj=80kN；最大静张力差Fc=55kN；最大提升速度Vmax=4.0m/s。电动机计算功率229.32kW，选用Y系列6kV，250kW交流鼠笼式电动机，随提升机成套。钢丝绳在滚筒上三层缠绕，缠绕宽度B=797.08mm。副斜井提升能力：副井最大班作业时间3.27h<6h。㈡副斜井配电及控制副斜井提升机房两回6kV高压电源引自矿井35/6kV变电所；两回380V低压电源引自矿井工业场地6/0.4kV配电点。提升机电控设备随液压提升机配套。电控系统机、电、液保护齐全，具有提升机必要的电气保护与联锁。提升机的安全保护功能齐备，具有过载、过卷、过速、闸瓦磨损、高压油过压、补油欠油、短路、断路、零位等故障保护。同时具有油温油位信号。提升信号选用一套副斜井串车提升信号装置。三、轨道暗斜井提升设备轨道暗斜井提升采用单钩串车提升方式，担负全矿矸石提升、重大件运送、材料设备下放等辅助提升任务。㈠设计依据暗斜井井筒特征：斜长Lj＝322.4m,倾角α＝14°最大班提升量、提升容器同副斜井提升。㈡提升设备选型暗斜井提矸每钩由4辆1t矿车组列；运送大件时，使用特制平板车运送。运送重21t（包括运支架车重）液压支架为最不利提升工况第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业，提升终端荷重51.86kN。提升钢丝绳选用26ZBB6V×18+NF1570ZZ398279GB8918-2006型钢丝绳。提升系统钢丝绳最大静张力Fj=56.24kN（发生在提升最大件时），钢丝绳安全系数m大件＝8.18>6.5，m矸石＝16.32>6.5。提升设备选用JKY-2/1.5B型单滚筒液压提升机，其要技术参数：滚筒直径D=2.0m；滚筒宽度B=1.5m；最大静张力Fj=60kN；最大提升速度Vmax=3.0m/s。电动机计算功率210.98kW，选用Y系列660V，220kW交流鼠笼式电动机，随提升机成套。钢丝绳在滚筒上两层缠绕，缠绕宽度B=937.86mm。暗斜井提升能力：暗斜井最大班作业时间5.15h<6h。㈢配电与控制提升机硐室采用6kV电源供电，6kV电源引自井下暗斜井变电所。硐室内设有KBSGZY-T-400/6,6/0.69kV,400kVA矿用隔爆型移动变电站，通过矿用隔爆型真空馈电开关直接向提升机电控装置供电。提升机电控设备随液压提升机配套，电液控系统中具有提升机必要的电气保护与联锁。第二节通风设备一、设计依据本矿为低瓦斯矿井，采用机械抽出式通风方式。矿井现通风系统为由主斜井、副斜井进风，澡眼沟回风立井回风。回风立井安装有两台TZK60-№24轴流式通风机；改扩建后矿井采用中央分列式通风系统：关闭原有的回风立井，由主斜井、副斜井第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业及新开掘的二号进风立井进风，二号回风立井回风。二号回风立井新装备通风设备，现有两台TZK60-№24轴流式通风机通风能力偏小不再利用。1、设计依据矿井所需风量Qk=155m3/s矿井所需最小负压hkmin=929.43Pa矿井所需最大负压hkmax=1722.35Pa二、设备选型计算考虑通风设备漏风及风道局部阻力损失，通风机所需风量及负压为：Q=162.75m3/s，Hmin=1229.43Pa，Hmax=2022.35pa根据矿井所需通风机风量、负压，对能够满足矿井通风容易及困难时期矿井通风需要的通风机选择考虑两个方案。详见通风设备选择方案比较表5-2-1。表5-2-1通风设备选择方案比较表内容方案一方案二通风机型号FBCDZ－10－№30BGAF28－15－1叶轮直径(m)3.02.8调节方式停机调节叶片角度停机调节叶片角度反风方式反转反风调节叶片角度电动机型号YBF系列Y系列功率（kW）2×315630电压（V）60006000转速（r/min）580750通风容易风量（m3/s）164.0164第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业机运行工况时期负压（Pa）1248.391248.39效率（%）70.071.2角度（°）43°/35°-8°转速（r/min）580750轴功率（kW）292.48287.55困难时期风量（m3/s）163.0164.0负压（Pa）2028.572053.53效率（%）81.083.0角度（°）46°/38°-5°转速（r/min）580750轴功率（kW）408.22405.76投资相对值（万元）设备、安装0-20土建0+80合计0+60年运行费相对值（万元）电费0-2.5维修、折旧费0+5合计0+2.5方案一与方案二相比，从投资上讲：方案一选用FBCDZ型防爆对旋风机，其设备价格要略高于方案二选用GAF型矿井轴流风机，但方案一毋需建风机房，减少了土建投资，总投资方案一较少；从年运营费上讲：两个方案前、后期风机运行效率相当，从矿井通风容易时期向困难时期过渡期间，风机运行效率逐渐增高，年电耗两个方案差别不大；从安装施工方面上讲：方案一土建工程量小、工期短、风机安装简单方便，优于方案二；从风机运行方式上讲：方案一风机运行方式更为灵活，通风机可以单级、双级运行，以使风机保持较高的运行效率，节省电耗。综合比较，设计推荐方案一。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业3、方案确定设计选用FBCDZ－10－№30B，n=580r/min防爆对旋轴流式风机两台，配YBF系列，10极，6kV，2×315kW隔爆电动机。两台通风机，一台工作，一台备用。通风机通过电动机直接反转实现反风。每台风机入口前配带蝶形阀门。风机扩散塔入口处装有消音装置，以降低噪音对环境的污染。通风机房两回6kV电源引自矿井二号风井场地35/6kV变电所6kV不同母线段。选用KYN28型高压开关柜作为高压配电保护用，高压真空正反转柜控制6kV交流鼠笼型电动机的起停，通风机电动机直接起动。低压电源分别取自通风机房高压开关柜柜内6/0.4kV,50kVA变压器，为电动风门及照明等380/220V低压负荷提供电源。设有通风机在线监测装置，对电动机电流、电压、定子温度和通风机轴承温度、风机振动等参数进行实时监测，保证通风机安全可靠的运行。第三节排水设备采用二级排水系统。工作面涌水流入工作面临时水仓，通过配套水泵排至轨道暗斜井井底水仓；在轨道暗斜井井底设有主排水泵房，矿井涌水经敷设于轨道暗斜井、副斜井的排水管路排至地面工业场地“井下水处理站”水池。一、设计依据矿井正常涌水量Qz=560m3/h矿井最大涌水量Qmax=700m3/h第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业副斜井斜长Lj＝557.7m，倾角α＝15°，垂深144.3m轨道暗斜井斜长Lj＝322.4m，倾角α＝14°，垂深78m矿井水处理站高出井口39.5m，总排水长度1250m，排水高度261.8m。二、设备选型计算1、设备选择根据矿井所需流量、扬程水泵选择考虑两个方案，详见排水设备方案比较表5-3-1。表5－3－1排水设备方案比较表方案内容方案一方案二排水设备矿用耐磨离心式水泵MD720－60×5n=1480r/min，3台MD450-60×5n=1480r/min，5台配套隔爆电机YB系列,4极,6kV,1000kWYB系列,4极,6kV，630kW排水管路Φ426×12,2趟Φ426×12,2趟工作方式正常涌水一泵一管两泵一管最大涌水二泵二管四泵两管运行时期初期后期初期后期管网静扬程（m）267.3267.3267.3267.3管网阻力系数0.00002630.00004460.00004250.000096工况点参数流量（m3/h）800.0760.0880.0800.0扬程（m）285.11294.09301.22314.54效率（％）79.080.079.078.0吸水高度(m)3.884.033.574.07轴功率（kW）825.58798.88479.72461.25日排水正常涌水16.8017.6815.2716.80第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业时间（h）最大涌水10.5011.059.5510.5年电耗（k•kWh）6173.66288.426522.416898.37方案一与方案二设备投资大体相当、排水设备能力都能满足本矿的排水需求。但方案一与方案二相比：设备台数少，使用方便，易于管理维护；年电耗小，年运营费用低，利于节能；针对本矿水文地质条件复杂的实际情况，预留一台水泵、一趟管路，使得排水设备的总排水能力裕量大，更利于解决矿井防治水的安全问题。经综合比较，设计优先推荐方案一。2、排水设备方案确定设计选用MD720－60×5（配6kV，1000kW隔爆电动机）矿用耐磨离心式多级水泵三台，一台工作、一台备用、一台检修。水泵运转工况点参数及水泵排水能力见表6-3-1。沿轨道暗斜井、副斜井敷设两趟Φ426×12无缝钢管，其能力满足正常及最大涌水时的排水要求。3、配电及控制主排水泵房三台水泵~6kV电源均引自与水泵房毗邻的暗斜井变电所。水泵起动采用高压隔爆软起动装置。配备一套矿用隔爆兼本质安全型排水自动化装置，实现矿井主排水自动化，并纳入全矿综合自动化系统。第四节压风设备矿井地面空气压缩机房设三台UD250-8型螺杆式压缩机（风冷），两台工作，一台备用。单台压缩机，排气量43m3第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业/min，额定排气压力0.8Mpa，配6kV，250kW电动机。空气压缩机房两回6kV电源引自二号风井场地35/6kV变电所6kV母线段。空气压缩机房内设配电室及控制室。高压开关柜选用KYN28型移开式高压开关柜为压缩机驱动电动机提供电源；两回380V低压电源分别引自二号风井场地35/6kV变电所380V母线段。由地面集中供风的压风干管选用一趟Φ219×6无缝钢管，沿二号进风立井井筒敷设至井下。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业第七章建井工期第一节建井工期一、施工准备的内容与进度矿井在井筒开挖前应先完成工业场地、风井场地及矸石场地等工作，做好技术、物资供应、劳动组织安排以及水、电、路、通信和场地平整等“四通一平”工作，完成部分施工所需的行政、福利设施和库房等，以满足施工需求。根据选定的矿井工业场地地形特征和矿井建设和外部条件，结合矿井井筒形式和施工方法，参考同类矿井建设经验，确定矿井施工准备期为3个月。二、矿井移交标准①矿井土建、安装所有单位工程按设计标准全部建成；②经试运转和试生产考核，主要生产系统和设备性能良好，可以形成设计生产能力；③完成了环保、安全、消防等三个专篇的编制和相关部门的审批、预验收，以及项目工程质量认证；三、井巷施工平均成巷进度指标第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业井巷平均成巷进度指标是计算和确定矿井建设工期的依据和基础，其大小直接影响建设工期的长短。设计在对全国专业施工队伍施工水平调研的基础上，综合分析本矿井井巷布置、断面大小、提升运输及施工安全等具体的施工条件和特点，对井巷平均成巷进度指标进行确定，力求正确反映建设工期。井巷平均成巷进度指标如下：立井井筒表土及强风化基岩段：70m/月；立井井筒基岩段：100m/月；岩巷：130m/月；煤巷：250m/月；硐室：岩500m3/月，煤700m3/月。四、影响工期的主要井巷工程根据井巷工程施工进度安排，影响工期的主要井巷工程有二号进风立井、二号回风立井之间的联络巷、胶带暗斜井、轨道暗斜井之间的下部车场巷道等。五、三类工程施工组织的基本原则1、始终抓住主要连锁工程，优化施工方案和顺序，缩短建设工期。2、合理安排施工力量，力争做到均衡施工，提高劳动生产率和设备利用率。3、三类工程相互创造有利施工条件，充分利用时间和空间进行平交叉作业，提高整体效益。4、第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业紧紧围绕井巷工程，合理安排土建和安装工程的施工时间，适时形成矿井各个生产系统。六、建设工期矿井建设的关键是井巷工程，当井下同时施工的掘进队伍为5个时，井巷工程施工工期为28.7个月，矿井设备安装及联合试运转试生产为4.4个月(其中2.1个月与井巷施工平行作业)，则矿井建井工期为31.0个月，加上施工准备期3个月，则矿井建设总工期为34.0个月。七、加快建井速度的措施及建议1、做好施工前的准备工作，确保矿井开工后能连续施工。2、应组织技术力量强、施工经验丰富的施工队伍施工主要井巷工程，使矿井主要井巷尽早贯通，尽快形成全负压通风系统。3、井筒落底贯通后，应提前进行进风立井永久提升设备的安装工作，以加快建井期间的提升能力。第二节产量递增计划矿井初期投产时，由于地质条件、开采技术都存在着一个逐步熟悉和掌握的过程，且生产工人的技术水平也有待提高，矿井难以立即达产。根据对国内一些矿井的达产时间调查，结合本矿井地质与开采条件，设计达产计划为：投产后第一年生产能力为1.50Mt；第二年达到设计生产能力2.10Mt。第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业第八章技术经济第一节劳动定额一、定员依据矿井设计定员的范围是达到设计生产能力对所需要的全部生产工人，管理人员，服务人员和其他人员其中生产工人与管理人员之和称为原煤生产人员。1、《煤炭工业设计规范》规定的各种矿井设计必须达到的矿井原煤全员效率指标。2、矿井各类人员的比例，按设计规范规定的管理人员占原煤生产在册人数的11%；矿井井下工人占原煤生产工人的百分比一般为75～80%。3、各类人员在册人数=出勤人数×在册系数二、定员方法用原煤全员效率反算定员总数的方法来确定各类人员。1、计算原煤生产人员的出勤人数每日原煤生产人员出勤人数=矿井设计日产量（吨）/原煤全员效率（吨/人）根据《设计规范》本矿全员效率取10t/人。则，本矿每日原煤生产人员出勤人数=3840/10=384（人）管理人员出勤人数=原煤日产人员出勤人数×11%=384×11%=43（人）第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业生产工人出勤人数=原煤生产人员出勤人数×89%=384×89%=342（人）井下工人出勤人数=生产工人出勤人数×75%=342×75%=256（人）井上工人出勤人数=生产工人出勤人数×25%=342×25%=86（人）2、计算原煤工人在册人数原煤生产工人在册人数=生产工人出勤人数×（75%×1.4+25%×1.2）=342×（0.75×1.4+0.25×1.3）1.050.325=470（人）管理人员在册人数=管理人员出勤人数×1.0=43×1.0=43（人）原煤生产人员在册人数=原煤生产工人在册人数+管理人员在册人数=470+43=513（人）3、设计服务人员及其它人员在岗人数服务人员在册人数=原煤生产人员在册人员人数×12%×1.0=470×12%×1.0=56（人）其它人员在岗人数=原煤生产人员在岗人数×2%×1.0=256×2%×1.0=10（人）4、汇总一定员总数，按下列表式汇总全矿定员总数=原煤生产人员+服务人员在岗人数+其它在岗人数=470+56+10=536（人）第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业表8-1-1劳动配备表序号工种出勤人数在岗系数在岗人数1生产工人其中：井下工人地面工人342256861.271.31.24343331032行政管理及技术人员原煤生产人员合计435131.01.24436363服务人员561.0564其它人员101.0105全矿定员总人数5361.21649第二节技术经济指标矿井主要技术经济指标表顺序指标名称单位指标备注1矿井设计生产能力（1）年产量Mt2.1（2）日产量t63642矿井服务年限a36.83矿井设计工作制度（1）年工作天数d330（2）日工作班数班3410号煤层煤质10、11号原煤（1）牌号肥煤和气肥煤，1/3焦煤（2）灰分Ad%14.63、16.02、25.51（3）挥发分Vdaf%36.93、37.78、33.49（4）硫分St,d%3.53、2.97、1.64第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业（5）发热量Qb,dMJ/kg29.172、29.135、25.4205东区资源/储量（1）工业资源/储量Mt247.72（2）设计可采储量Mt151.876煤层情况（1）可采煤层数2（2）可采煤层总厚度m5.49（3）煤层倾角度<15°（4）煤的视密度t/m31.37、1.407井田范围（1）走向长度km9.0（2）倾斜长度km4（3）井田面积km240.0448开拓方式斜井开拓9水平数目及标高水平数目个2第一水平标高m+55610井筒类型及长度（1）主斜井（净宽/长度）m5.0/864.4（2）副斜井（净宽/长度）m4.6/557.711采区个数个412回采工作面个数及长度个/m1/25013回采工作面年进度m237614采煤方法综采15顶板管理方法全部垮落法第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业16采煤机械化装备（1）采煤机械MG400/920-WD（2）工作面支架型式ZY4800/18/38（3）工作面刮板输送机SGZ830/800（4）工作面转载机SZZ-830/200（5）顺槽胶带输送机SSJ1200/3×20017掘进工作面个数个418井巷工程量（1）井巷总长度m14477.1（2）掘进总体积m3253378.6（3）万吨指标m68.919井下大巷运输（1）主运输方式胶带输送机（2）辅助运输方式14t电机车及无极绳绞车20提升（1）主井提升设备及容器1000mm宽强力胶带（2）副井提升设备及容器2JKY-2.5×1.21t矿车串车21通风（1）瓦斯等级低瓦斯（2）通风方式机械抽出式（3）通风机型号及数量型号/台FBCDZ－10－№30B/222西区排水（1）涌水量：正常500第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业最大700（2）水泵型号及数量MD720－60×5/323排水（1）用水量：正常m3/h565最大m3/h700（2）水泵型号及数量型号/台MD720－60×5/324压缩空气（1）压缩空气总需要量m3/min19.87（2）空压机型号及数量型号/台UD250-8/325地面生产系统（1）储煤场形式及容量kt露天，筒仓（2）矸石处理方式填沟复土26供电（1）电动机总容量kw11869（2）最大负荷无功功率kVA3844.4（3）吨煤电耗kw·h22.927二号风井场地（1）水源水源取自井下消防洒水管网（2）日用水量m3/d145.3628工业建筑总面积m23011.6工业建筑总体积m316631.3行政公共建筑总面积m28689.0行政公共建筑总体积m334756.030风井场地总占地面积ha3.1031全员效率t／工10第95页 太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）——采矿工程专业32矿井在籍总人数人649第95页'