千煤矿200万吨新井通风安全设计毕业设计

毕业设计主要内容和要求：毕业设计主要内容和要求：该生毕业设计由一般设计、专题和外文翻译三部分组成。一般设计部分：一般设计部分：芦岭矿 1.2Mt/a 新井通风设计。主要内容包括井田开拓、采区巷道布置、采煤方法及工艺、矿井通风设计和矿井安全技术措施设计，重点完成通风设计。专题部分：专题部分：芦岭矿煤层突出危险性预测及鉴定。介绍煤层瓦斯压力、坚固系数、瓦斯放散指数等相关参数的测定方法，进而提出了用 D、K 综合指标法预测煤层瓦斯突出。设计要求：设计要求：独立完成上述设计内容，方案论证、计算、分析要正确，专题要有自己的见解，结论要合理。说明书条理要清楚，论述充分，叙述要简明扼要，文字通顺，符合专业技术用语要求，图纸完备、正确。翻译部分：翻译部分：Mitigation of Methane Emissions from Coal Mine Ventilation Air翻译要求：翻译要求：译文字数不少于 3000 安，语句通顺、完整，语义准确。院长签字： 指导教师签字：中国矿业大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点；工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 评阅教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 评阅教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业设计答辩及综合成绩答 辩 情 况回 答 问 题提 出 问 题正 确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字： 年 月 日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人： 年 月 日摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为芦岭矿 120 万吨/年新井设计。芦岭矿位于安徽省淮北市，交通便利。井田走向（南北）长约 7.67km，倾向（东西）长约 4.52km，井田总面积为 46.39km2。主采煤层为 8 号煤，平均倾角为 18，煤层平均总厚为 9.25m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为 14692.7 万吨，矿井可采储量 10578.3 万吨。矿井服务年限为 63 年，涌水量不大，矿井正常涌水量为 75m3/h，最大涌水量为 120m3/h。矿井瓦斯涌出量较高，为高瓦斯矿井。井田为立井单水平开拓。大巷采用胶带运输机运煤，辅助运输采用无轨胶轮车设备。矿井通风方式为中央分列式通风。矿井年工作日为 300d，工作制度为“四六”制。一般部分共包括五章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田开拓；3.采煤方法及采巷道布置；4.矿井通风；5.矿井安全。 专题部分题目：芦岭矿煤层瓦斯突出的预测与鉴定。采用 D、K 指数法预测煤层有无突出危险。翻译部分主要内容为关于减少瓦斯对大气危害的问题，英文题目为：Mitigation of Methane Emissions from Coal Mine Ventilation Air。ABSTRACTThis design includes of three parts: the general part, special subject part and translated part. The general part is a new design of Luling mine. Luling mine lines in West of huibei in Anhui province. The traffic of road and railway is very convenience to the mine. The run of the minefield is 8.82 km ,the width is about 5.26 km，well farmland total area is 46.39 km2.The eight is the main coal seam, The thickness of the mine is about 9.25m in all. The proved reserves of the minefield are 146.927 million tons. The recoverable reserves are 105.783million tons. The designed productive capacity is 1.2 million tons percent year, and the service life of the mine is 63 years. The normal flow of the mine is 75 m3 percent hour and the max flow of the mine is 120 m3 percent hour. The mineral well gas gushes the deal higher, for high gas mineral well.The well farmland is a single level in an inclined well to expand.The working system “four-six” is used in the Sehe mine. It produced 1.20Md/a.This design includes five chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.development engineering of coalfield; 3.The layout of panels 2.Boundary and the reserves of mine; 4. The ventilation of the mine;5. the safety operation of the mine. Special subject parts of topics is Forecasting and Identifying of coal and gas outburst. Translation part of main contentses, English topic is: Mitigation of Methane Emissions from Coal Mine Ventilation Air目 录一般部分1 1 矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征.1 11.1.矿区概述 .11.1.1. 地理位置及交通 .11.1.2. 气候 .11.2.井田地质特征 .21.2.1. 区域地层概况 .21.2.2. 矿井煤系地层赋存状况 .21.2.3. 地质构造及分布状况 .21.2.4. 构造分布状况及展布特征 .41.2.5. 水文地质条件 .41.2.6. 地温及地压 .51.3. 煤层特征.61.3.1. 煤层情况 .61.3.2. 主采煤层的围岩性质 .71.3.3. 煤的特性 .81.3.4. 矿井开采煤层安全状况 .82 2 井田开拓井田开拓.9 92.1 井田境界及可采储量 .92.1.1 井田境界 .92.1.2 可采储量 .92.1.3 矿井设计生产能力及服务年限 .102.22.2 井田开拓井田开拓 .112.2.1 井田开拓的基本问题 .112.2.2 矿井基本巷道 .162.3 大巷运输设备选择 .222.3.1 煤炭运输 .222.3.2 辅助运输 .232.4 矿井提升 .243 3 采煤方法及采区巷道布置采煤方法及采区巷道布置.26263.1 煤层地质特征 .263.1.1 煤层埋藏条件 .263.1.2 煤质特征 .263.1.3 煤层顶底板围岩性质 .263.1.4 其他开采技术条件 .263.2 采区巷道布置及生产系统 .273.2.1 首采区位置及范围 .273.2.2 采区煤柱尺寸的确定 .273.2.3 采区巷道布置 .273.2.4 采区通风系统和运输系统 .293.2.5 采区巷道掘进方法 .303.3 采区车场及主要硐室 .313.3.1 采区车场设计 .313.3.2 采区主要硐室 .333.4 采煤方法 .333.4.1 采煤工艺方式 .333.4.2 回采巷道布置 .374 4 矿井通风矿井通风.39394.1 矿井概况 .394.1.1 矿井自然条件 .394.1.2 开拓方式 .394.1.3 开采方法 .394.2 矿井通风系统选择 .404.2.1 矿井通风系统的基本要求 .404.2.2 矿井通风方式 .404.2.3 矿井通风方法 .434.3 采区通风 .444.3.1 采区上山通风系统 .444.3.2 回采工作面通风方式 .454.3.3 采区通风构筑物 .464.4 掘进通风 .474.5 矿井所需风量 .514.5.1 矿井总风量的计算 .514.5.2 矿井风量分配 .534.5.3 风速验算 .544.6 矿井通风阻力 .554.6.1 矿井通风阻力的计算原则 .554.6.2 矿井通风容易时期和困难时期 .554.6.3 矿井通风阻力计算 .614.7 矿井主要通风机选型 .634.7.1 矿井自然风压 .634.7.2 通风机工作风量 .644.7.3 通风机工作风压 .654.7.4 通风机的选择 .654.7.5 电动机的选择 .684.8 矿井反风措施及装置 .694.8.1 矿井反风的目的和意义 .694.8.2 矿井反风设施的布置 .704.9 概算矿井通风费用 .704.10 矿井通风系统评价 .715 5 矿井安全技术措施矿井安全技术措施.72725.1 矿井安全概况 .725.2 矿井火灾 .725.3 预防性灌浆设计 .75专题部分煤层突出危险性预测及鉴定 .7878翻译部分MITIGATION OF METHANE EMISSIONS FROM COAL MINE VENTILATION AIR.8888一一般般部部分分1 矿区概述及井田地质特征1.1.矿区概述1.1.1.1.1.1. 地理位置及交通地理位置及交通河南大有能源股份有限公司千秋井田位于河南省义马市之南12km，义马煤田中部，属义马市及渑池县辖区。地理座标东经11145111115105；北纬 344136344316。属于河南大有能源股份有限公司。 1.1.2.1.1.2. 气候气候本区气候属大陆性海洋性过渡气候，春秋温和少雨，夏季炎热多雨，冬季寒冷多风，春秋两季多东北风，夏季多东及东南风，平均风速为 3m/s，最大风速为 8m/s，年平均风速18m/s。年平均降雨量为 940.50mm，集中在 69 月份，占全年的 65，7 月份降雨量最大，路海3 1 0铁渑池县黄渑宜公路 连 霍 高 速 公 路陇 观音堂 道 国 新安县 新安县城洛河洛阳市铁门义马市仁村石寺河陈村张 村渑池县城果圆笃忠盐镇宜阳县陕县曹窑千秋井田义马煤田交通位置图义马矿区千秋煤矿一日暴雨可达 180mm。年平均气温为 14.3，一月份最低为-23.2，7 月份最热可达 41。平均蒸发量为 1801.9mm，蒸发量 68 月份最大。霜期为 10 月下旬至 4 月中旬，冻结期一般为 12 月上旬至次年 2 月份上旬，冻结深度在 300mm500mm。1.2.井田地质特征1.2.1.1.2.1. 区域地层概况区域地层概况在地层区划上，本区属于华北地层区、鲁西分区、徐宿小区，其岩性及厚度相对稳定。在古老变质基底上，沉积有青白口系、震旦系、寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、侏罗系、白垩系、第三系和第四系。1.2.2.1.2.2. 矿井煤系地层赋存状况矿井煤系地层赋存状况井田内含煤地层由一系列基本连续的沉积物组成，总厚度约 1185m；石炭系中上统不含可采煤层，厚度约 175m；下二叠统山西组及下石盒子组为主要含煤段，含主采煤层8、9、10，厚度约 400m；上二叠统上石盒子组含煤数层，大多不可采，厚度 610m 以上，自下而上分述如下：1）石炭系（1）中石炭统本溪组与下伏奥陶系呈假整和接触。6-7 线 8 孔穿过厚度 8.95m。3 孔穿过地层厚度 14.34m，下部为青灰灰白色铝质泥岩，夹绿色薄层泥岩，底部含铁质结核，上部为青灰色深灰色泥岩或粉砂岩，含铝质和黄铁矿。（2）上石炭统太原组与下伏本溪组整和接触。仅 6-7 线 8 孔穿过，厚 160.69m，一般含煤 46 层，煤层厚度薄且煤质差，无开采价值。本组含石灰岩 1014 层，多在 6m 以上，四灰局部达 26.5m，三、四灰裂隙、溶洞发育，含水丰富。本组为海陆交互相沉积。下部：灰绿深灰色粉砂岩、砂岩为主，夹薄层石灰岩，含 34 层薄而不稳定的煤层，无开采价值。中部：以灰色石灰岩为主，夹灰灰绿色泥岩与粉砂岩，含薄煤 12 层均不可采。上部：灰深灰色砂岩与粉砂岩为主，夹薄层石灰岩 23 层，一般不含煤。2）二叠系与下伏太原组呈整合接触，为本区主要含煤地层，含煤岩系总厚度约 1010m，含煤1958 层，可采及局部可采者有 8 层，煤层平均总厚度为 20.60m。（2）下二叠统下石盒子组与下伏山西组连续沉积，为主要含煤段。自铝质泥岩底界面向上至 3 煤组下第一层中细粒砂岩（K3）底界面为止，厚度为 245325m，平均厚度为 280m。底部：铝质泥岩，俗称铝土。厚度 04.7m，一般厚度为 3m 左右，该岩石呈灰白色或银灰色、微肉红色。贝壳状断口，有滑腻感，局部地段发育有两层，下层呈青灰色，多含菱铁鲕粒，铝质含量较低；上层发育较稳定，质地较纯，粘土矿物成份主要是高岭石，在显微镜下还见有碳酸钙结核，为湖泊相化学沉积。本层为 9 煤下部的标志层，即 K2。下部：以灰浅灰色中、细砂岩为主， 8、7 三层可采煤层。8 层为特厚煤层，是本区主要标志层之一。中地质构造及分布状况1）区域地质构造基本特征在区域构造格局中，宿东向斜为徐宿弧形构造的组成部分。徐宿弧形构造位于丰沛和太（和）蚌（埠）隆起之间，以肖县复式背斜（闸河矿区）和宿东向斜（宿东矿区）为其外缘，北段为 N2070E，中段为近南北，南段为 N2070W，向西弧形突出，顶端位于徐楼。宿东向斜北受宿北断裂控制，南有光武固镇断裂，西南有西寺坡逆冲断裂，东有固镇长丰断裂，宿北断裂为区内规模最大的一条东西向断裂带，由龙山孟集和宿县蒿沟段陷带组成，长度大于 200km，断面南倾，倾角 70，断距大于 1000m，早期具右行走滑性质，生成于中生代，横贯于徐宿弧形构造中段与南段之间，南北两侧构造与地貌截然不同，是地貌单元的分界线；光武固镇断裂横贯于淮北煤田南缘边界，也是徐宿构造的南界断层，控制长度大于 200km，这两条断层生成于中生代，第三纪仍有活动，其间的古生代地层应为徐宿推覆体的下盘。西寺坡逆冲断裂由四条走向的 NW 冲断层组成，走向 N603510W，延展长度 36.5km，倾向北东，倾角浅部陡，深部缓。区域频率测深资料证实滑脱面下为二叠系煤盆地。这三条断裂是控制宿东向斜内各级、各序次构造的边界。宿东向斜总体呈不对称的向斜构造，向斜轴向 N255030W，轴长 18km，宽1.55.8km，轴部为二叠系地层，向斜的东北翼，因受北东方向主压应力的影响（即 F4 逆断层的推压牵引作用），两端地层倾角大，一般 70左右，中段地区煤系地层被剥蚀，呈单斜构造，西南翼倾角较缓，一般在 1025。向斜的两端及最宽缓部位发育有短轴褶曲。芦岭井田处于宿东向斜西南翼的东南段。2）矿井地质构造井田内主要以斜切断层为主。根据井田构造发育的复杂程度，将井田划分为三部分，见图 1-2。图 1-2 矿井地质构造图1.2.3.1.2.3. 构造分布状况及展布特征构造分布状况及展布特征井田内发育有走向北西、北东及近南北向的三组断层，断层面多以东倾为主，倾角较大，一般为 6070。逆断层多以近南北向为主，倾角 6075，落差多为 1050m，倾向东倾、西倾各半。正断层多以东倾为主，走向分为两组:即北东和北西，落差大小不一，大者达百米以上，一般为 2050m。倾角一般为 6080。断层平面组合形态以平行排列和“Y”型为主，剖面上呈地垒、地堑或阶梯型。从实见情况看，断层力学性质以扭性为特征，即无论其先期力学性质是张性还是压性，后期都受到不同程度扭动改造。根据物探程度将区内断层划分为查明、基本查明、基本控制和控制程度差四中类型。凡钻探工程点多及井下采掘巷道实见的断层定为查明断层；有一定钻探工程点或今巷实见，但断层尚可摆动者及物探划为可靠断层的定为基本查明；仅一点控制或物探划为较可靠的断层，定为基本控制断层；结合周围资料推断的断层定为控制程度差的断层。1.2.4.1.2.4. 水文地质条件水文地质条件芦岭煤矿为新地层覆盖的隐伏矿床。新地层由两大部分组成: 即砂、砂砾、裂隙硬泥灰岩等构成的含水层和粘土、砂质粘土、软泥灰岩等构成的隔水层（见图 1-3）。煤系地层含水层以裂隙、孔隙含水为特征，含水性不均,变化较大。井田大多数大中型断层含水性及导水性较弱，但存在导水及诱发(采动影响)断层导水的可能性，尤其是东部，断层发育，切割关系复杂，对矿井开采有着严重的水患威胁。下石盒子组二叠系古生界P1Z75.000-1.80 0.82472.000-2.18 0.92530.0030.000-3.56 0.8760.29-2.22 0.89720.005.31-13.61 9.25820.001.63-4.06 2.8411062.89K21:10009煤层编号地层系统界 系 统 组累计厚度间距 /m煤层厚度岩性柱状水 文 地 质 描 述第六合水层段：以灰白色灰色细砂岩为主，局部有粗砂岩和含细砾砂岩，局部砂岩裂隙发育，含水较为丰富，据钻孔抽水资料，q=0.002020.003451/s.m,k=0.00150.0023m/d,水位标高21.4421.50，水化学性质为重碳酸氯化钠镁型。图 1-3 矿井水文地质图1.2.5.1.2.5. 地温及地压地温及地压本井田无钻孔测量地温资料。据宿县矿区祁 1 孔和临涣井田的 3-4 线 6 孔井温测量结果,宿县地区地温随深度增加而升高，其中 500m 以上深度，增温梯度为平均每百米 1.11.5；500m900m 深度,每百米增温 1.52.5，全孔平均每百米增加 1.52.0。本井田地压显现尤为突出,但至今尚无具体的测试数据。就静压而言,按新地层平均密度2.04t/m3、岩石平均密度 2.67t/m3计算，矿井-400m 水平静压力为 996t/m2；-590m 水平达1503t/m2。从生产实践情况看，影响因素最大的还是采动压，新掘巷道的地压显现在煤巷中显现为风巷明显高于机巷，并且显现速度快；岩巷压力显现既与围岩有密切关系，也与深度相关，同时还与采区有关；同等深度的岩巷，在四采区的压力明显高于其它采区；砂岩层位的压力明显低于其它岩性组合的层位。岩巷中的压力显现持续时间长，压力释放速度慢。矿井对矿压的综合治理措施主要是采取两大手段，一是根据实际情况选取不同的支护形式，即在支护形式上采取措施，二是采用重复修护,加强支护质量,以增加巷道的使用时间。1.3.煤层特征1.3.1.1.3.1. 煤层情况煤层情况井田含煤地层以二叠系下统下石子组和山西组为主，上统上石盒子组含煤次之，本溪组不含煤，太原组含 46 层薄煤或煤线。各组含煤情况详见表 1-1。表 1-1 各组含煤情况表地层名称地层厚度/m含煤层数可采层数两极厚度平均厚含煤系数备注本溪组14.34000不含煤太原组160.694600薄煤或煤线山西组12013092. 197. 401.60下石盒子组2801028699.1463.4114. 15.35上石盒子组610827169. 388.1100.6二叠系煤系10101958860.2048.5814. 12.041）煤组位于上石盒子组底部，下距 K3标志层 10m 左右。煤组厚度 24m，含煤层数多达 11 层，一般 35 层，最大厚度 5.15m，各煤层间距大小不一，一般 15m，煤层厚度变化较大，稳定性较差，以 3-4层发育相对稳定，定为 3 煤层，局部可采，其它多属难以成片的煤层，由于分层多，对比困难，可靠程度低。 2）煤组位于下石盒子组上部。上距 K3标志层 75m 左右，煤组厚度约 12m，多为单一煤层，部分钻孔出现有 23 个分层，个别达 4 个分层，各煤分层间距一般 35m，除 4-2 外，其它分层厚度变化大，稳定性差，以发育较好的 4-2 对比为 4 煤层，对比可靠程度一般。为局部可采煤层。3）8 煤层主采煤层，稳定特厚，全区可采。平均厚为 9.25m，两极厚度为 0.3017.75m。东部拐头区相对较厚，平均为 10.58m。煤层结构复杂，上部含 12 层、局部 24 层夹矸，厚度为 0.102.50m，下部有时也含 1 层夹矸，厚度为 0.020.64m，平均 0.35m。下石盒子组二叠系古生界P1Z75.000-1.80 0.82472.000-2.18 0.92530.0030.000-3.56 0.8760.29-2.22 0.89720.005.31-13.61 9.25820.001.63-4.06 2.8411062.89K21:10009煤层编号地层系统界 系 统 组累计厚度间距 /m煤层厚度岩性柱状岩性描述上部以中/细粉砂岩/粉砂岩为主，夹2-3层鲕状泥岩，多为灰灰绿色，见紫斑状。砂岩为灰灰白色，成分较单一，硬度大，多为石英砂岩，微波状斜理，及交错层理，含2-3层煤组，4煤组附近多具鲕状结构,4煤组一般含5-6层，局部煤层薄，不稳定，仅4煤组为局部可采煤层，灰份含量中偏高。煤组厚15-25m，中部以深灰色厚层状泥岩，粉砂岩为主，夹薄层/中厚层石英砂岩，靠近煤处泥岩发育。含5煤组及6煤组。5煤组一般含煤12层，煤层薄，不稳定;5煤层局部可采，褐黑色，以暗煤为主，灰份含量中偏高。6煤组：一般含煤12层，12线以东较为发育。6煤层为褐黑色，高灰份，薄煤层，不稳定。下部以灰色浅灰色中细砂岩为主，靠近煤层过渡为泥岩/粉砂岩,底部为质高岭岩(K2),是本区主要标志层之一,含煤7煤层/8煤层/9煤层。7煤：黑色，块状结构，半亮型煤，煤层结构简单，不稳定，局部可采，古河流冲蚀为严重，底板多为泥岩/粉砂岩,8煤层：灰色褐黑色，块状及鳞片状结构，局部含1-2层夹矸,属半亮型煤,煤层稳定,全区可采。顶板为泥岩或细砂岩，底为砂质泥岩。煤层：灰黑色，鳞片状或粒状结构，不含夹矸，较稳定，顶板为砂质泥岩，底板为泥岩。图 1-4 矿井开采煤层柱状图1.3.2.1.3.2. 主采煤层的围岩性质主采煤层的围岩性质8 煤层直接顶板多为厚层状灰色泥岩，厚 1.55.0m，局部为细砂岩、粉砂岩，伪顶为0.10.5m、局部厚达 2m 的炭质泥岩，极易离层。老顶为厚层状中、细砂岩。顶板较为平整，稳定性较好，裂隙不太发育，属 II 类顶板。8 煤顶分层回采时，现已改为金属网和塑料单、双层双抗网，垮落后与采空区灌入的黄泥浆形成人工再生顶板，比较稳定，采后易于垮落。底板为薄层状灰色砂质泥岩或粉砂岩。8 层底板，厚度一般为 24m，层面滑面发育，裂隙密集，岩石极为破碎。采掘工作面经常出现冒顶、漏顶现象，顶板管理十分困难，属 V 类顶板。底板为灰色块状泥岩，厚度25m,含植物根茎化石。1.3.3.1.3.3. 煤的特性煤的特性煤的工业分析： 8 煤属低硫、低碳和低中灰分煤层。胶质层厚度一般在 1016mm。坩埚粘结性 46，而煤岩组分中以具粘性的凝胶化组分为主，根据铁箱试验结果分析，8 煤层为优良的肥气煤，煤质比较稳定，不宜单独炼焦，可作焦配煤。8 煤层厚度为 2.315.94m，平均厚度 9.25m，属于特厚煤层。8 煤层结构属于极其松软、破碎类型，煤层的坚固性系数平均在 0.10.3 之间，瓦斯放散初速度为 1330，大于突出临界值。8 煤层瓦斯压力大、含量高，在-590m 标高处煤层瓦斯压力为 4.004.43MPa，煤层瓦斯含量为 21.9622.67m3/t，由此可见 8 煤层有较强的突出危险性。1.3.4.1.3.4. 矿井开采煤层安全状况矿井开采煤层安全状况8 煤中、东部块段-400m 标高处煤层瓦斯压力为 2.59MPa，煤层瓦斯含量为18.95m3/t；-400m-590m 标高范围煤层瓦斯压力为 2.594.43MPa，煤层瓦斯含量为18.9522.67m3/t；-590m-800m 标高范围煤层瓦斯压力为 4.436.47MPa，煤层瓦斯含量为 22.6725.40m3/t。8 煤层为矿井的主采煤层，煤层较硬，煤的坚固性系数为 0.81.3，矿井绝对瓦斯涌出量为 9.06m3/min，相对瓦斯涌出量为 10.08m3/t。表 1-2 自然发火倾向及煤尘爆炸参数测定表煤层自燃倾向性分类最短自然发火期/月煤层爆炸性指Vdaf/%8容易自燃24 33.942 井田开拓2.1 井田境界及可采储量2.1.12.1.1 井田境界井田境界井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确认。一般情况下以下列情况为界：1）以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；2）以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保安煤柱为界；3）以相邻矿井井田境界煤柱为界；4）人为的划分井田境界；东以 F32 断层为界,西以补 13 线和 6-7 线为界与朱仙庄煤矿相邻,浅部以 10 煤层露头为界，深部以-800m 等高线为界，走向长约 8.2km，倾斜宽 3.6 km，勘探面积 29.5 km2，采矿登记面积(包括生活区)为 33.877 km2。2.1.22.1.2 可采储量可采储量根据中华人民共和国国土资源部 2002 年 12 月颁布的煤、泥炭地质勘查规范（DZ/T0215-2002），资源储量估算指标，井田各煤层最低可采厚度均定为 0.8m；最高灰分(Ad)40%；最高硫分(Std)3%；最低发热量(Qnetd)17.0MJ/kg。经各阶段的勘探、补勘以及矿井生产期间取样化验，各煤层均达到规范中储量计算的各项指标。井田储量应分煤层计算,计算公式为Zg=SH (2-1)式中：Zg矿井工业储量，万吨； S煤层面积，m2； H煤层厚度，m；8 煤纯煤平均厚度为 9.25m。 计算煤层煤的容重，t/m3。8 煤容重为 1.37t/m3。带入数据的 8 煤的工业储量为 14692.7 万吨。煤柱损失如下：西井田井界：61.2 万吨；西断层损失：36.1 万吨；西防水煤柱：60.2 万吨；西风井煤柱：60.2 万吨；南断层合计：119.4 万吨；南防水煤柱：28.8 万吨；南风井煤柱：60.2 万吨；工广煤柱：162.1 万吨。损失量合计为： P = 61.2+36.1+60.2+60.2+119.4+28.8+60.2+162.1 = 588.2 万吨确定矿井可采储量为：Zk=(Zg-P)C (2-2)式中：Zk矿井可采储量，万吨； Zg矿井工业储量，万吨； P永久性煤柱损失量，万吨； C采区采出率，煤矿矿井设计手册规定：厚煤层不应小于0.75，中厚煤层不应小于0.80，薄煤层不应小于0.85，本设计取0.75。Zk=(14692.7-588.2)0.75 =10578.3 万吨2.1.32.1.3 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限矿井年工作日为 300d，每天三班作业，两班出煤，一班检修，每天净提升时间为 16h。矿井设计生产能力煤炭工业矿井设计规范第 2.2.1 条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模；3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。本设计根据保有可采储量、煤层赋存条件、回采接替、工作面生产能力、开采技术条件和地面村庄等因素多方面分析，结合集团公司发展规划，确定矿井设计生产能力为 120 万t/A。服务年限根据矿井可采储量、矿井设计生产能力，采用 1.4 的储量备用系数，矿井服务年限为： (2-4)()10578.38(120 1.4)63kTZAK（年）=式中：T矿井服务年限，年； 矿井可采储量，万吨；kZ A矿井设计生产能力，万吨/年； K储量备用系数，取 1.4。符合煤炭工业设计规范中设计生产能力为 120240 万吨的大型矿井在非缺煤地区的服务年限不少于 50 年的要求，所以设计生产能力为 120 万吨/年是合理的。2.22.2 井田开拓井田开拓2.2.12.2.1 井田开拓的基本问题井田开拓的基本问题地质条件对开采方式的影响影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告、所确定的煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质条件等。其中以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大。1)井硐形式、数目、位置及坐标（1）确定井硐形式井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐开拓是最简单最有利的方式，斜井次之，立井最复杂。在针对某一具体井田时，应从其地形、地质、开采技术技术条件及经济条件等方面综合考虑。平硐开拓受地形及埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存在较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求时才能采用。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单；井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：在相同条件下，斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；围岩不稳固时，井筒维护费用高；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂；为斜井留置保安煤柱，煤炭损失大。斜井开拓的适用条件是：煤层埋藏较浅、表土层不厚、水文地质情况简单、无流沙层、井筒不需特殊施工的缓斜和中倾斜煤层。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利；井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。采用斜井开拓，与立井相比，同样的开采深度，斜井的井筒较长，沿井筒铺设管路、电缆及其它线路的长度较大，采用绞车提升的速度较低，对 120 万吨/年的大型矿井来说，副井的提升能力达不到要求；另外，斜井井筒的维护也比较困难，而且维护量大，保护煤柱的损失也比立井的大；最重要的是本矿井开采的煤层瓦斯涌出量大，需要良好的通风效果，采用斜井开拓，通风路线长，阻力大，不利于瓦斯的排出。如果采用斜井和立井联合开拓，与立井开拓相比，除去上述斜井的一些缺点外，还要多开一个井底车场，并且运输环节多，生产系统复杂化，地面井口分散，难于管理。立井开拓需要较长的石门联系，但总体来说，立井开拓具有以下优点： 承压能力强，维护工程量少，维护费用低； 煤柱损失较斜井少，易穿冲积层和含水层； 提升能力大，机械化程度高，易于自动控制； 圆形断面有效面积大，通风条件好，较为经济； 人员升降速度快。芦岭煤矿表土层厚 26m，煤层赋存深（下界为 800m） ，矿区产量大（120 万 T/A） ，走向较倾斜长（西北到东南约 8.2km，倾斜宽 3.6 km） ，故立井开拓是最佳井硐形式。（2）井硐位置的确定合理的井筒位置应使井下开采有机，井筒的开掘和使用安全可靠，地面工业广场布置合理。井田设置井筒时，井筒沿井田有力的位置应在井田中央。芦岭煤矿沿东南、中、西北三部分组成，无论从地理因素，还是储量均匀分布考虑，井筒应设在中部。井筒沿井田倾斜方向的有利位置要求煤柱损失少。考虑到芦岭煤矿赋存较深，因此井筒为不占用浅部煤量而略靠下部，见煤点定在- 590 芦岭矿地质条件无特别之处，井筒位置受地形的影响不大。但从矿井均衡生产、通风来看，选择在中下部比较合理。为了是工业广场少占矿区面积，可将工业广场井筒仍在矿区中央。本矿区地处平原，为避免井筒受洪水的影响， 规范要求井口标高应高于历年最高洪水位 0.5m 左右。根据相关水文资料，确定井筒地面标高为25.0m。故确定各井筒坐标如表 2-1 所示表 2-1 井口坐标表井筒名称主井395238503707332+25.0副井385238783707356+25.0南风井395224943708498+25.0（3）井筒数目据煤矿安全规程规定：每一生产矿井必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口，各出口的距离不得小于 30m。因此在矿区中部设置一对主、副立井，间距为 50m。主井装备箕斗，用于煤炭提升；副井装备罐笼，用于提升材料、矸石，升降人员，并装备有梯子间、排水管、通讯电缆等设备，同时用作进风井。本矿井为高瓦斯矿井，前期为迅速达产采用中央分列式，设置南风井一个；但由于本矿走向较长，后期采用两翼对角式，井筒个数为四个。1)工业广场工业广场及井筒位置确定的原则：工业广场应尽量位于井田中央或储量的中心，以形成双翼井田，降低运输、通风、巷道维护费用，做到均衡生产，综合经济效益好；工业广场应不压煤或少压煤；工业广场有较好的地形和工程地质条件；井筒应有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平；有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门的工程量要尽量少；有利于首采区或带区布置在井筒附近的富煤地段，以保证有良好的前期效益；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱煤层；离水源、电源较进，矿井专用铁路线短，道路布置合理。为了减少地面搬迁量同时减少资源损失，将工业广场设置在主、副井附近,即：将工业广场和井筒布置在储量中央。煤矿矿井设计手册规定的工业广场占地指标，见表2-2所示。表 2-2 工业场地占地面积指标井型(Mt/a)占地面积指标(公倾/Mt)2.40、3.00781.20、1.809100.45、0.9012130.09、0.3015本设计矿井为 120 万 t 的大型矿井，取 10 公顷/Mt，则其总占地面积为 1.2010 公顷/Mt=12 公顷=1215 亩180 亩=0.12km2，取工业广场的长宽分别为 400m 和 300m，并按一级保护留设围护带 15m。4）开采水平、上下山及矿井开拓延深本设计矿井开采煤层的倾角为 1113，为缓倾斜煤层，倾斜长为 1.64.0km。根据“缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高宜为 150350m”，本井田煤层露头线最高标高为-200m左右，煤层最深部标高为-900m 左右，故井田宜划分为两个阶段，即一个水平，阶段平均垂高 350m 左右，上山阶段垂高可适当加大。两个阶段划分为：第一阶段从煤层露头线-590m，第二阶段从-590m 至井田深部边界。结合本矿井的实际情况，本设计采用单水平上下山联合开采，水平标高-590m。5）主要开拓巷道考虑到系统的可靠性和生产的方便，由于本井田内煤层自然发火较为严重，大巷服务年限长，不宜布置在煤层中，而煤层底板基本稳定，故将大巷布置在煤层底板中。在一水平布置一条运输大巷、一条轨道大巷，均布置在煤层底板岩层中，井底布置一个刀把式环形车场。图 2-1 矿井井口保护煤柱布置图6）矿井开拓方案比较开拓方案说明根据矿井地质地形、煤层赋存及开采技术条件，结合矿井外部条件及设备情况，本设计初步提出两个可行的开拓方案进行比较，其示意图如图 2-3 所示。方案 1：双立井单水平，上下山联合开采，上、下山采区倾斜长度约为 1500m（图 2-3a）。方案 2：双立井两水平开采，一水平采用双立井，延深水平采用立井延深，其他与方案1 相同（图 2-3b）。方案比较方案 1 和方案 2 的主要区别在于延深开采时采用暗斜井延深还是直接立井延深，两方案生产系统均简单可靠。方案 1 多开了采区下山（倾角 16，21200m）、下山车场，相应增加了提升、排水费用。方案 2 多了延深立井井筒（2250m）、阶段石门和下部车场，相应增加了立井和石门的运输、提升、排水费用。两方案的通风费用相差不大，未列入比较，粗略比较见表 2-3。由于方案 1 的经济效益明显优于方案 2，故选择方案 1。（a）立井单水平上下山开采（b）立井两水平，立井延深开采图 2-2 两种开拓方案示意图表 2-3 方案 1 与方案 2 费用粗略比较表方案项目方案 1方案 2采区运输下山采区轨道下山下山车场12000.32571=390.85212000.36826=441.9128000.28113=224.904主立井延深副立井延深石门开凿下部车场2500.91385=228.4632501.13828=284.5729500.28113=534.14710000.28113=281.13基建费用/万元小计1057.668小计1328.31立井提升下山提升排水1.233480.4350.85=1485.50761.233481.20.5=2410.562502415.5365（0.12+0.06）10-4=611.01立井提升石门运输立井排水1.233480.6850.85=2339.24761.233481.200.381=1836.84672502415.53650.1510-4=509.175生产经营费用/万元小计4507.08小计4685.27总共费用/万元5564.7486013.58方案 1 比方案 2 少用 448.832通过以上比较可以看出：本矿井采用立井单水平上下山联合开采，安全可靠、经济合理、技术可行的。2.2.22.2.2 矿井基本巷道矿井基本巷道1）井筒根据最终确定的开拓方案可知主、副井均为立井，并在井田中央边界设一个风井。立井井筒断面形状主要根据井筒的用途、服务年限、井筒穿过的岩层性质及涌水情况、选择的支护方式及施工方法等因素而定。一般来说，立井井筒的横断面形状有圆形和矩形两种，但圆形断面的立井有服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用低及便于施工等优点，根据部矿井的实际情况，主、副井和风井的断面均选用圆形断面。主井：井筒采用立井形式，净直径 6.5m，净断面 33.18m2，装备两对 12t 长形箕斗，带平衡锤，供主井提煤用。井壁采用混凝土砌碹厚 450mm，充填混凝土厚 50mm。此外，还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通讯信号电缆、人行台阶等设施。主井井筒断面和井筒特征分别见图 2-4 和表 2-12。副井：井筒采用立井形式，净直径 7.2m，净断面面积 40.72m2，井筒内装备一对 1.5t矿车双层四车加宽罐笼，井壁采用混凝土砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁，行钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道、电缆道。副井井筒断面和井筒特征分别见图 2-5 和表 2-13。风井：两个风井井筒采用立井形式，两个风井井筒净直径均为 5m，净断面 19.63m2，井筒内设有梯子间。采用混凝土支护方式，井壁厚度为 400mm，备有安全出口。风井井筒断面和井筒特征分别见图 2-6 和表 2-14。风速验算：所选定的副井作为进风井，风井作为回风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第 4 章矿井通风的风速验算可知，所选择的井筒符合风速要求。图 2-3 主井井筒断面布置图表 2-4 主井井筒特征表井型150 万吨/年井筒直径6.5m井深610m提升容器两对 12t长形箕斗净断面积33.18m2基岩短毛面积38.48m2表土段毛面积44.18m2井筒支护混泥土砌碹井壁厚 450mm表土段砌碹井壁厚 1000mm充填混泥土厚 50mm图 2-4 副井井筒断面布置图表 2-5 副井井筒断面特征表井型120 万吨/年井筒直径7.2m井深590m提升容器1.5 吨矿车双层四车加宽罐笼一对净断面积40.72m2基岩段毛断面积46.57m2表土段毛断面52.81m井筒支护混凝土砌碹井壁厚 450mm表土段砌碹井壁厚 1000mm充填混凝土厚 50mm图 2-5 风井井筒断面布置图表 2-6 风井井筒断面特征表井型120 万吨/年井筒直径5m提升容器无井深245m净断面积19.63m2基岩段毛断面积23.78m2表土段毛断面积26.42m2井筒支护混凝土井壁厚 400mm表土段井壁厚 800mm混凝土充填厚 50mm2）井底车场由于井筒形式、提升方式、大巷运输方式及大巷距井筒的水平距离等的不同，井底车场的形式各异。按照主运煤列车在井底车场内的运行方式不同，井底车场可分为环形式和折返式两大类型。按井底车场的卸载方式不同有分为底卸式矿车井底车场、带式输送机井底车场和固定矿车井底车场。选择井底车场形式的原则如下：a. 井底车场的通过能力必须满足矿井设计生产能力，并有 30%以上的富余系数，使矿井具备一定的增产潜力；b. 操作安全，符合有关规程、规范的要求；c. 车场井巷工程量小，建设投资省，便于维护，生产成本低；d. 调车工作简单，机车运行可靠，管理方便；e. 车场施工方便，各井筒间、车场巷道与主要运输巷道间能迅速贯通，缩短矿井建设时间；f. 井底车场应该开掘在易于维护的岩层内；g. 合理布置各种硐室，尽量减少巷道的交叉点。本设计矿井为年产 120 万吨的大型矿井，要求的井底车场通过能力要大，另外，为了运输煤炭更加便利，调车方便，本设计决定采用刀式环形井底车场，并在井底车场布置清理斜巷、中央变电所、水泵房、水仓、等候室、调度室、消防材料库和火药库等硐室，其平面布置图如图 2-7 所示。井底车场的调车方式为：电机车牵引重列车进入调车线，当行至分车道岔 N1前 1020m减速行驶，并在行进中电机车与重列车摘钩，电机车加速行过分车道岔 N1后 N1复原位，重列车借助惯性驶向重车线；而电机车机头则经 19 到达 15，牵引空列车经 19、20 驶向采区。图 2-6 井底车场布置图3）主要开拓巷道运输大巷、轨道大巷、主石门、采区石门等主要开拓巷道均布置在煤层底板岩层中，断面均采用半圆拱型，锚喷支护。各主要开拓巷道的断面尺寸，均是按运输设备的外形尺寸以及规程第 19 条，第 20 条有关安全间隙的要求而确定的断面尺寸，并按通风要求验算风速满足要求。运输大巷断面尺寸和特征分别如图 2-7 表 2-7，轨道大巷尺寸及特征与运输大巷相同。图 2-7 运输大巷断面设计图表 2-7 运输大巷断面特征断面积/m2掘进尺寸/mm锚杆/mm净周长/m围岩类别净掘宽高喷射厚度/mm形式外露长度列方式排距锚深规格岩12.814.245003750100树脂100菱形800200021001413.72.3 大巷运输设备选择大巷煤炭运输方式主要有机车牵引矿车和胶带输送机两种运输方式，两种运输方式均有各自的特点。采用机车牵引矿车可同时统一解决煤、矸石、材料的运输问题，能适应矿井两翼生产的不均衡性，能满足井下不同煤种的煤层分采分运的要求，对巷道弯曲无多大的限制，运煤过程中产生的煤尘少，对通风安全有利，长距离运输也没有困难等优点。缺点是运输量小，运输不连续，不易实现集中管理和自动控制；大巷往返列车频繁，调度困难，容易发生交通事故；采区装车站、车场、硐室工程量大，占用设备多、人员多、空间大。采用胶带输送机时为连续运输，运量大、效益高，易于实现自动化，适合机械化开采；系统简单，易实现集中管理和自动控制，事故少、安全可靠，人员少、生产效率高。主要缺点是需要解决辅助运输问题，投资大，设备留有较大的富裕能力，设备利用不充分，同时运输巷要求直，受地质构造的影响。上述说明矿车运输适于运距长、拐弯多、不同煤种分运的条件；胶带运输则适于运量大、不存在多煤种分运、巷道比较直且煤层倾角小的条件。2.3.12.3.1 煤炭运输煤炭运输芦岭煤矿建设规模为 120 万吨/年，根据实践经验，运距在 3km 内的运距采用胶带运输比矿车运输优越，本矿井运距在 3km 内；同时矿井可采煤层都属于 J21，不存在不同煤种；矿井工程地质属于中等类型，主要有断层及褶曲的影响，巷道布置可以尽量地取直。根据千秋煤矿的实际情况以及目前煤炭开采机械化的发展趋势，设计考虑煤炭运输采用胶带输送机的运输方式，选择 SSJ1200/600 可伸缩胶带输送机，其参数见表 2-8。胶带输送机驱动装置均采用防爆电机，拉紧装置采用固定带式输送机液压自动拉紧装置，并配备防打滑保护装置、烟雾保护装置、温度保护装置、堆煤保护装置、自动撒水装置、火灾自动灭火、报警装置、防跑偏保护装置、可靠的逆止装置、断带保护装置、防撕裂保护装置、双向拉绳开关等。运输能力验算：设计走向长壁综采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为 686t/h，工作面刮板运输机运输能力为 800t/h，转载机的输送能力为 900t/h，破碎机通过能力为1100t/h，运输斜巷胶带输送机输送能力为 1200t/h，带区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。表 2-8 SSJ1200/600 可伸缩胶带输送机技术特征输送量1800t输送长度1500m带速3.55m/s带宽1200mm抗拉强度 1400kN/m输送带储带长度100m型号YB355L2-4功率3200kW电动机电压1140V机头1113433002506mm外形尺寸机尾192722000872mm生产厂家淮南煤矿机械厂2.3.22.3.2 辅助运输辅助运输矿井辅助运输既要考虑大巷的辅助运输，同时还要兼顾工作面辅助运输巷的运输方式。目前国内矿井的辅助运输方式主要有调度绞车、柴油机车、蓄电池机车、单轨吊车、无轨胶轮车、卡轨车、齿轨机车等。由于无轨胶轮车、单轨吊车、卡轨车、齿轨机车的运输方式投入成本大、投资高、使用及维护费用高，一般用于较大型矿井，根据本矿井实际情况，这些辅助运输方式不宜采用，本设计重点考虑了蓄电池机车和柴油机车两种牵引设备的比较。蓄电池机车牵引矿车运输方式主要优点是运行稳定、经济、环保无污染；但是牵引力小，需要设充电变流室，井巷工程量大。柴油机车牵引矿车具有机动灵活、经济、安全、检修方便、牵引力大等优点。缺点是具有废气污染，对矿井通风有较高的要求。综合以上分析，由于煤层瓦斯涌出量较大，根据矿井巷道布置和通风安全的要求，采用柴油机车的运输方式对井下空气有一定污染，更重要的是井下运输的安全性较低，考虑到后期瓦斯含量有增大的可能，设计采用 XK8-7/140 型防爆型蓄电池电机车，具体参数见表 2-9。辅助运输中所选用的材料车和平板车的技术特征见表