玉溪煤矿2.4Mta矿井初步设计

1第一章 井田概况及地质特征第一节 井田概况交通位置玉溪井田位于山西省南部、樊庄普查区的东南部，行政区划隶属沁水县胡底乡所辖，其地理坐标为：东经 11236201124100，北纬 354215354500。全套图纸加 153893706曲（沃）辉（县）公路从本井田南部通过，向西经端氏镇、沁水县城，在侯马与大运公路相通；向东在高平市与 207 国道交会；侯月铁路经过端氏镇，距本井田约 17km，向西在侯马与南同蒲线接轨，向南在月山与太焦铁路相交，交通尚称方便。玉溪井田至邻近各县、市的的里程见下表玉溪井田至邻近各县、市的里程表单位：km名 称 沁水县 阳城县 晋城市 高平市 长治市2里 程 51 42 68 26 76第二节 地质特征一、地层1区域地层本区位于沁水煤田南部，与晋东南地区地层沉积规律一致，以元古界地层为结晶基底，向上依次沉积了下古生界（寒武系、奥陶系） 、上古生界（石炭系、二叠系） 、中生界（三叠系）地层，第四系地层分布于山梁及沟谷中。2井田地层区内地层出露条件较好，为二叠系上统上石盒子组上段、石千峰组、三叠系下统刘家沟组，第四系地层零星分布。二、地质构造井田构造勘探区范围内没有发现断层，也无岩浆岩体侵入，构造属简单类。现将各褶曲、陷落柱及小构造特征分述如下： 褶 曲 ： 区 内 共 有 褶 曲 5 条 ， 轴 向 近 南 北 向 、 NNE 向 为 主 ， 呈 “)(”形 。 陷落柱：井田内共发现 3 个陷落柱，均分布于东部边界附近，由地表露头控制。 节理及裂隙井田内节理不太发育，一般以两组为主，规律性不强总体以走向 6095一组最发育，其次走向为 120135和 170175及3530等三组较发育。三、煤层1含煤性煤层主要分布于山西组(P 1S)、太原组(C 3t)。含煤地层总厚122.08(14-3 孔)161.90m (0801 孔)，平均 138.04m。共含煤29 层,含煤系数 6.10(0801 孔)%8.36% (14-3 孔)，平均6.78%。可采含煤系数 5.86%。 山西组(P 1S)一般含煤 13 层，其中 3 号煤全区可采。含煤系数7.7314.99%，平均 11.67%，可采含煤系数 11.31%。主要可采煤层3 号煤层位于本组下部，其余煤层为极不稳定的薄煤层，不具工业价值。 太原组(C 3t)一 般 含 煤 6 7 层 ， 仅 15 号 煤 层 达 可 采 。 含 煤 系 数 2.91% (13-1孔 ) 6.65% (14-3 孔 )， 平 均 3.01%， 可 采 含 煤 系 数 1.85%。 主 要 可 采煤 层 15 号 煤 位 于 本 组 下段。其余煤层为极不稳定的薄煤层。2可采煤层 号煤层位于山西组下部，厚度 5.12(12-1 孔)7.20m(11-1 孔)，平均5.85m，纯煤厚度 4.62m(12-1 孔)7.00m(11-1 孔)，平均 5.71m。距底板 0.95m 处，有一层较稳定的夹矸，其厚度平均为 0.28m，岩性为泥岩或炭质泥岩。此外，在该层夹矸之上及煤层上部，尚有极不稳定的薄层夹矸。顶板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，局部为细粒砂岩。底板均为泥岩。该煤层厚度大且稳定，结构简单，全区可采，为稳定型可采煤层。下距号可采煤层 82.80m(14-3 孔)84.54m(13-1 孔)，4平均 84.34m。 15 号煤层位于太原组一段顶部，厚度 1.20(1202 孔)2.30m(14-3 孔)，平均 1.84m，在煤层中下部具一层 0.05(1202 孔)0.15m(13-1 孔)，平均 0.10m 的泥岩夹矸。顶板为 K2石灰岩，底板为泥岩。煤层结构简单，厚度较大，属稳定型可采煤层。3、煤尘爆炸性据地质报告钻孔采样测试，本井田 3 号煤层煤尘无爆炸危险性。4、煤的自燃据地质报告钻孔采样测试，3 号煤层 T 1-3为 9-15，本矿井3 号煤层属不自燃煤层。五、水文地质井田主要河流樊庄河发源于老马岭一带，属于固县河的支流，为季节性河流，东西横穿井田。枯水期流入井田东边界王回村时流量为 4.34L/s，王回村以南 50m 消失形成地下水；在其下游玉溪村出露,流量为 14.34L/s，然后又消失形成地下水；在南边界外出露，河床较窄，多为卵、砾石及砂、粘土组成，砾石磨园度及分选差。其次为樊庄河支流，主要有金地坡沟谷，王回村西沟谷，玉溪北沟谷，西部洞沟一带等，上游均有常年性流水，下游多入渗 Q4砂、砾石层中，至樊庄河附近时均已消失，属于季节性河流，受大气降水影响较大。水文地质属简单。5第二章 井田开拓第一节 井田境界及储量一、井田境界及储量1、探矿权境界山西兰花科创玉溪煤矿有限责任公司取得的玉溪井田探矿权境界由 12 个拐点坐标圈定，其地理坐标为东径：11236201124100，北纬 354215354500，井田形状呈台阶状，南北宽 5.1km，东西长 6.78km，面积为26.172km2。最大勘探深度 880.24m。探矿权边界拐点坐标详见下表序号 X Y 序号 X Y1 3959098.0 19647362.6 7 3954068.7 19650841.462 3957248.3 19647393.4 8 3955455.8 19650817.83 3957229.6 19646262.5 9 3955468.7 19651572.04 3955380.2 19646292.9 10 3957318.1 19651540.55 3955367.7 19645538.8 11 3957331.2 19652294.46 3953980.6 19645561.5 12 3959180.6 19652262.72、晋城矿区总体规划中的井田境界玉溪矿井为晋城矿区总体规划中的单列项目，总体规划中的玉溪井田边界是在玉溪探矿权边界的基础上适当进行了调整，调整后的井田走向长 5.2km，倾斜宽 5.06.4km，面积 29.79km2。晋城矿区总体规划中的玉溪井田境界拐点坐标见下表点号 纬距 (X) 经距 (Y) 点号 纬距 (X) 经距 (Y)1 3959260.000 19652260.000 4 3953990.000 19645853.0002 3954068.000 19650841.000 5 3959260.000 19645853.0003 3954050.000 19650087.000本次井田境界按晋城矿区总体规划中确定的范围进行设计。二、资源量全井田内 3 号煤层总资源量为 256.47Mt，其中探明的资源量(331)97.13Mt，占总资源量的 38.8%，探明的和控制的资源量(331+332)232.51Mt，占总资源量的 90.7%。3 号煤层资源量估算见下表1、工业资源/储量地质资源量中探明的资源量 331 和控制的资源量 332，经分类得出的经济的基础储量 111b 和 122b、边际经济的基础储量 2M11 和72M22，连同地质资源量中推断的资源量 333 的大部，归类为矿井工业资源/储量，即：矿井工业资源/储量=111b+122b+2M11+2M22+333 k （ k可信度系数，取 0.85）3 号煤层资源量估算结果汇总表资源量(Mt)勘查区名称勘探程度煤层编号面积(km2) 煤种 331 332 333 331+332 331+332+333玉溪探矿权勘探3 25.00 WY3 97.13 102.71 9.73 199.84 209.57车山探矿权勘探3 0.34 WY3 2.90 2.90 2.90樊庄普查区普查3 4.45 WY3 29.77 14.23 29.77 44.00合 计 29.79 97.13 135.38 23.96 232.51 256.47由以上公式可知，矿井工业资源储量中扣除了 331 和 332 资源量中的次边际经济的资源量 2S11、2S22 和 333 资源量的一部分。本井田主采 3 号煤层为低中灰、特低硫-低硫、特高热值的无烟煤，是良好的化工及动力用煤。3 号煤层厚度 4.627.00m，平均 5.85m，赋存稳定，结构简单，全区可采。则：矿井工业资源/储量 =111b+122b+333 k=97.13+135.38+23.960.858= 252.88Mt矿井工业储量汇总见下表单位：Mt资源/储量331 332煤层编号煤类 111b 2M11 2S11 小计 122b 2M22 2S22 小计 333k合 计3 WY3 97.13 97.13 135.38 135.38 20.37 252.882、设计可采储量矿井设计可采储量：矿井设计资源/储量减去工业场地、井筒、井下主要巷道等保护煤柱的煤量后乘以盘区回采率的资源/储量。矿井设计可采储量=矿井设计资源/储量（工业场地、井筒和井下主要巷道煤柱煤量）盘区回采率盘区回采率：3 号煤层为厚煤层，取盘区回采率为 75%；经计算，矿井 3 号煤层设计可采储量为 164.25Mt。见下表单位：Mt永久煤柱损失 保护煤柱煤层工业资源储量陷落柱井田境界地面设施 小计设计资源储量工业场地主要井巷 小计开采损失设计可采储量3 252.88 1.46 4.29 15.73 21.48 231.40 5.29 7.16 12.45 54.7 164.25第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、开拓方式的确定设计矿井年工作日 330d。井下实行“四六”工作制，每天 4 班作业，3 班生产，1 班检修。地面实行“三八”工作制。每天净提升时间为 16h。二、设计生产能力及服务年限9玉溪矿井设计生产能力 2.40Mt/a，根据矿井的开拓部署，3 号煤层用一个水平进行开采。按储量计算矿井服务年限：T=Z/（KA）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 1.35。T164.25/(1.352.40)50.7a即按矿井设计可采储量计算的 3 号煤层服务年限为 50.7a，满足设计规范大于 50a 的要求。第三节 井田开拓一、开拓方式的确定及方案的选定在表土层厚、煤层埋藏较深时，一般情况下采用立井开拓，立井开拓适应性很强，技术上也成熟可靠，国内潞安、兖州、淮南等地已建成多个采用立井开拓、设计生产能力超过 6.00Mt/a 的特大型矿井。从本井田 3 号煤层埋深大部分在 450m 以上的情况来看，一般应采用立井开拓，但近年来随着现代化大型带式输送机的发展和广泛运用，新型辅助运输方式的逐步推广，以及长距离斜巷掘进技术的改进，国内外一些煤层埋藏较深的大型矿井采用了斜井或斜立井混合开拓方式，充分发挥了胶带输送机连续运输提升能力大、井上下系统简单的优点。矿区北部的赵庄矿井设计生产能力 6.00Mt/a，采用了主斜井副斜井副立井的混合开拓方式，主斜井提升高度10429m，斜长 1557m，目前运行状况良好。根据井田开采技术条件，设计提出三个方案进行比较：1方案：斜井开拓采用斜井开拓。工业场地布置主斜井、副斜井两个井筒，主斜井井口标高+797.2m，井底标高+327m，斜长1706m，井筒倾角16，净断面17.9m 2。井筒内装备B1200mm胶带输送机提升煤炭，另外装备架空乘人器担负矿井人员的上下井任务。副斜井井口标高+792.2m，井底标高+327m，斜长1365m，井筒倾角20，净断面17.0m2，井筒内铺设900mm轨距、43kg/m的双轨，装备1台4m单钩绞车提升大件，装备1台3m双钩绞车负责日常材料、矸石等的辅助提升。井下以+327m 水平开拓全井田，副斜井落底后布置+327m 水平车场与中央大巷及主斜井沟通。根据井田形状、煤层产状、开采技术条件和井口位置等具体条件，井筒落底位置基本位于井田南部中央，从井底沿南北方向布置一组大巷到井田边界开拓全井田，为满足高瓦斯矿井的通风需要，大巷按 5 条布置，分别为 2 条辅助运输大巷、1 条胶带输送机大巷和 2 条回风大巷，大巷东西两翼工作面推进长度为 22003000m，长度较为适中。 本矿井为高瓦斯矿井，通风是制约矿井生产能力的重要因素，根据计算，瓦斯抽采后全矿井需风量为 290m3/s，若不新打进风立井，按主斜井最大风速 4m/s、副斜井最大风速 8m/s 计算，需要主斜井井筒净宽 6m，掘进断面达到 28.2m2；副斜井井筒净宽 6m，净断面达到 30.2m2；井筒断面大，掘进速度慢，支护困难，且通风系统富裕能力小，难以适应井下瓦斯含量增大的变化。若在风井场地新增加111 个进风立井，一方面主、副斜井断面可大大减小，掘进速度快，支护简单，通风系统富裕能力大，可以避免因井下瓦斯含量增大而影响矿井正常的生产；另一方面，两个立井贯通很快形成通风系统，安装临时提升设备后可以很快布置综掘面掘进大巷和工作面顺槽，减少工期约 4 个月，投资只增加约 500 万元，按提前投产 4 个月、生产原煤产量 0.80Mt、吨煤利润 150 元计算，该方案提前一年创利润 1.2 亿元，可提前还贷，减少利息损失。综上所述，矿井投产初期在玉溪村北布置 1 对进、回风立井，采用中央并列式通风系统、抽出式通风方式。另外，设计还对进、回风立井位置进行了三个场地方案的比较，详见后述内容。为满足通风及安全出口的需要，后期在北部杨段洼村附近布置1 个回风立井。2方案：斜立井混合开拓斜井开拓的缺点是所有材料均需在井下由矿车换装到无轨胶轮车后才能运送到各使用地点，另外从通风方面考虑也需增加一个进风立井，若将方案风井场地的进风立井装备并布置到工业场地，装备小型无轨胶轮车可直接进出的罐笼就可实现日常材料、小型设备等从地面到井下工作地点的连续运输。另外，井下用大采高采煤法时，液压支架的整体运输尺寸为 779016502800mm，为保证支架性能不宜进行拆装，故副斜井承担液压支架、采煤机等大件设备的升降，基于上述考虑，提出采用斜立井混合开拓方案。工业场地布置主斜井、副斜井和副立井三个井筒。主斜井井筒长度、倾角、断面、装备等均同方案；副斜井井筒长度、断面、倾角同方案，由于现在只担负液压支架、采煤机等大件设备的升降，井筒内铺设 900mm 轨距、43kg/m 的单轨，装备 1 台 4m 单绳12绞车；副立井井口标高+790m，井筒净直径 7.0m，为满足小型无轨胶轮车直接上下井的需要，井筒内装备 1 个 54102300mm 单层加宽罐笼，提升机为 JKMD-34 型落地式多绳摩擦轮提升机，提负日常材料、设备、矸石、人员等的辅助提升任务。井下以+327m 水平开拓全井田，副立井落底后并向东布置辅助运输巷与中央大巷及主、副斜井贯通。向北布置一组中央大巷至井田中央后，再布置东西向的一组大巷至井田边界，两组大巷开拓全井田。矿井移交生产时，采用中央并列式通风系统、抽出式通风方式。回风立井选择在玉溪村北，井筒净直径 7.5m，井筒内装备梯子间兼作矿井安全出口。矿井采用分区式通风系统，后期在北部井田中部布置 1 个回风立井。3方案：立井开拓根据近年来国内外矿井提升技术和设备应用的现状，设计考虑了将方案中的两个副井合为一个副立井，同时主井也由斜井改为立井的开拓方案，即立井开拓方案。工业场地布置主立井、副立井两个井筒。主立井井口标高+795m，装载水平标高+350m，井筒净直径 6.0m，装备JKMD44E 型落地式多绳摩擦轮提升机、1 对 20t 箕斗提升煤炭；副立井井口标高+790m，井筒净直径 8.5m，井底车场水平标高+350m。对副立井提升设备的布置，考虑到本井田 3 号煤层瓦斯含量高，煤层埋藏深，根据矿区相邻矿井解决瓦斯、通风问题的成功经验，井下采煤方法为大采高综采。大采高液压支架运输尺寸为779016502800mm，为满足大件设备提升的需要，井筒内布置 113个 70003500mm 的加宽罐笼满足液压支架整体升降的需要，提升机为 5.34 型落地式多绳摩擦轮提升机。井下以+350m 水平开拓全井田，主、副井落底后布置+350m 水平环形车场，主井箕斗装载硐室采用半下放式，井底撒煤通过清理斜巷清理。井下利用东西向的一组巷道和南北向的一组巷道共两组大巷开拓全井田。4方案比较从上述三个方案比较来看，方案初期可比投资最高（比方案多 15%，增加投资 2485.4 万元） ，井上下系统复杂，且首采区没有位于已完成三维地震勘探的井田东南部，瓦斯含量也较高，在技术、经济方面均不占优势，应首先淘汰。方案与方案相比，虽然装备了副立井后实现了地面到工作地点的连续运输，但井下巷道贯通工程量最大，建井工期最长，投资也较多（比方案多13.8%，增加投资 2280.8 万元） ，此外，本矿井以一个大采高综采面和三个掘进面达到设计生产能力，井下用料不多，换装工作量也不是太大，故综合比较后，设计推荐方案，即采用斜井开拓方案。风井井筒位置根据推荐的斜井开拓方案，设计对进、回风井井筒位置提出了三个方案进行比较。方案：玉溪村西风井场地位于玉溪村西约 300m 处，场地自然标高+810+820m，场地较开阔。其优点是井筒深度最小，风井场地距矿井工业场地相距较近，联系便利。其缺点是井下工程量稍大。14方案：玉溪村北风井场地选择在玉溪村北的山地上，场地自然标高+905m 左右，场地相对狭窄。其优点是距玉溪村相对较远，不占农田；井下距主、副斜井井底较近，联系工程量较小，比方案少 1500m 左右。缺点是井筒比方案增加约 100m；场外道路工程量大，修筑困难；场地狭窄，发展空间受限制。方案：玉溪村东风井场地选择在玉溪村东的台地上，场地自然标高+850m 左右，场地较开阔。其优点是地面开阔，发展空间大；井下工程量相对较小，较方案少 150m 左右；缺点是风井位置距玉溪村相对较近，场地有滑坡危险。上述三个方案相比，方案方案由于距玉溪村较近，且场地有滑坡危险，故首先淘汰，其它两个方案工程量及投资比较见表2.34。从比较结果来看，方案井巷工程量最小，投资比方案少1030.2 万元（18.4%） ，建井工期短，虽然与工业场地高差达到110m，但现中石油瓦斯抽采已修筑道路到达风井场地，可大大减少道路工程量及征地面积，故设计推荐方案，即风井场地位于玉溪村北的高台上。第四节 井筒及装备一、井筒布置装备主斜井、副斜井位于矿井工业场地，进风立井、回风立井位于15玉溪村北的风井场地。1主斜井井筒净宽5.2m，净断面17.9m 2，倾角16，斜长1706m，担负全矿井煤炭提升任务、人员上下井和安全出口。井筒内装备B=1200mm胶带输送机，并安设斜井架空乘人器，井筒内敷设排水管路、消防洒水管路、动力电缆及通信电缆。2副斜井井筒净宽4.6m，净断面17.0m 2，倾角20，斜长1356m，担负全矿井设备、材料、矸石等辅助提升任务兼安全出口。井筒内铺设900mm轨距、43kg/m的双轨，装备1台4m单绳绞车提升大件，装备1台3m绞车负责日常材料的辅助提升，井筒内敷设消防洒水管路、通信电缆等。井筒通过45t平板车下放液压支架，根据山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司煤矿机械制造分公司生产的ZMP45型平板车高度为480mm，经复核，副斜井断面可满足运输要求。3进风立井井筒净直径6m，净断面28.3m 2，井深578m，担负矿井生产初期的进风任务。4回风立井井筒净直径7.5m，净断面44.2m 2，井深563m，担负矿井生产初期的回风任务，井筒内装备封闭梯子间作为安全出口，并敷设瓦斯抽采管路、压风管路等。本矿井为高瓦斯矿井，矿井风量为 290m3/s；井下胶带运输巷采用皮带连续运输，辅助运输采用无轨胶轮车运输，矿井从通风、运输等因素考虑，开拓大巷共布置 5 条，其中 2 条辅助运输大巷、1条胶带输送机大巷和 2 条回风大巷。16二、盘区划分盘区走向长度和倾斜宽度应根据煤层地质条件、开采机械化水平、集中生产要求、开拓及回采巷道布置综合考虑。本矿井采煤方法为大采高综采，机械化水平高；辅助运输采用无轨胶轮车，因此设备方面有利于增大盘区尺寸，但本矿井为高瓦斯矿井，考虑通风的需要，盘区尺寸不宜过大。本井田走向长 5.2km，倾斜宽 5.06.4km，仅开采 3 号煤层，3号煤层厚度大，赋存稳定。此外，井田 3 号煤层瓦斯含量高。根据上述井田尺寸及 3 号煤层赋存条件，结合工作面生产能力和装备水平，本着适当加大盘区尺寸、增加工作面推进方向长度、尽量减少工作面搬家次数、提高工作面单产及效率的原则，并考虑到高瓦斯矿井回采、掘进的通风因素，设计确定工作面推进方向长度 2000m 左右。结合矿井开拓布置，井下共划分为两个盘区：一盘区：位于井田南部，可采储量 80.13Mt；二盘区：位于井田北部，可采储量 84.12Mt；开采顺序为盘区前进式，即由靠近井筒的盘区向井田边界推进。第五节 井底车场及硐室17一、井底车场形式及通过能力井底车场采用卧式布置，以+327m 水平标高为井底车场标高。由于本矿井煤炭采用胶带输送机运输，由主井提升，井底车场主要担负材料、设备、矸石、人员等辅助运输任务，且辅助运输采用无轨胶轮车，在换装站换装后直达使用地点，故车场的通过能力是非常富裕的，完全能够满足矿井生产的需要。二、井底车场硐室1主井生产系统硐室主井系统硐室主要为井底煤仓及装载硐室。井底布置 1 个井底煤仓，距主斜井井底斜长 20m。煤仓上口标高+380.5m，净直径 8.0m，有效容量约 1500t。2副井系统硐室副井系统硐室主要包括：换装站、主变电所、主排水泵房、管子道、水仓、胶轮车加油检修硐室、消防材料库、井下爆炸材料库等。 换装站由于副斜井为轨道运输，大巷为无轨胶轮车运输，所有材料、设备、矸石等均需在矿车和胶轮车之间进行转载，故在副斜井井底设换装站。根据设备换装要求，硐室长 55m，净宽 7.6m，净高8.4m，采用钢筋混凝土支护。 主变电所、主排水泵房及管子道主变电所和主排水泵房采取联合布置，管子道位于副斜井南侧。主变电所、主排水泵房均采用混凝土砌碹支护。主变电所长 60m，净宽 4.5m，净高 4.2m，净断面积 13.5m2。主排水泵房长 27.9m，净宽 4.5m，净高 5.25m，净断面积21.5m2。18 水仓井底水仓布置在副斜井南侧，入口与车场巷道相连。矿井正常涌水量 130m3/h，最大 240m3/h，按煤矿安全规程规定，所需水仓有效容量应为：Q81301040 m 3由于地质报告中提供的矿井涌水量较大，为保证矿井生产安全，设计水仓容量考虑较大的富裕系数，设计水仓长度 308.5m，净断面9m2，有效容量约 2220m3。 管子道管子道与主斜井相接，排水管路沿主斜井布置到达地面。矿井如发生突水事故，在主斜井铺临时轨道，水泵经主斜井进入管子道到达中央水泵房。19第三章 井田开拓第一节 运输方式的选择一、煤炭运输方式选择目前国内大中型矿井的大巷煤炭运输较为普遍地采用带式输送机运输，因此，大巷运输确定采用带式输送机运输方式。二、辅助运输方式的选择矿井辅助运输系统主要应满足以下要求：减少辅助运输环节及转运次数，减少辅助运输人员，提高运输效率。本矿井煤层为近水平煤层，主要巷道均沿 3 号煤层布置，锚网支护，坡度一般 35，最大不超过 8，采煤方法为大采高综采，巷道为综掘机掘进，机械化程度高、推进速度快，用人、用料数量少。根据上述特点，需要一种方便、灵活、快捷的辅助运输方式与之配套，以实现井下“一条龙”式连续运输。从本矿区相邻矿井实际生产情况来看，无轨胶轮车运输在 3 号煤层的开采中已得到成功的应用，相邻寺河、亚美大宁等矿井辅助运输均采用了无轨胶轮车运输方式。因此，结合本矿井的具体特点，设计确定井下辅助运输方式为无轨胶轮车运输。第二节 运输设备选型一、煤炭运输方式选择矿井投产时，在井下一盘区布置一个厚煤层大采高综采工作面，20原煤通过中央大巷带式输送机运至主斜井井底煤仓，煤仓容量约为2000t。井底煤仓下口设有一台甲带式给料机，原煤由给料机经主斜井带式输送机提升至地面，经转载进入地面选煤厂，对原煤进行洗选加工。中央大巷带式输送机的选型本着主要运输环节的能力满足2.40Mt/a 生产规模的需要，结合大巷条件、煤仓的缓冲能力、主运输设备的配套情况以及工作面的峰值煤量(工作面顺槽设备能力1800t/h，掘进煤 200t/h)等因素选型。由于中央大巷带式输送机运输距离较长、运输能力大，为降低起动和紧急制动时胶带的动张力，延长减速器、电动机和工作机构等关键部件的使用寿命，实现电机间的功率平衡，应对带式输送机的起/制动加速度进行控制，因此在驱动装置选型时应采用软起/停驱动方式。二、设计依据矿井投产时井下布置1个厚煤层一次采全高综采工作面、3个综掘面和1个普掘面满足生产需要，矿井设计生产能力2.40Mt/a。综掘面设计进度500m/月，设计年工作日330d，每天三班生产，一班检修，每班运输时间5h。矿井辅助运输量根据开拓巷道布置、支护方式及采掘进度，主要运输的物料为锚杆、锚索、金属网片、水泥、砂石、坑木等，主要运输的设备为采掘工作面装备和电器设备；工作面安装期为14d，搬家期为10d；为错开运输高峰，考虑工作面搬家和安装与大巷铺底错开，且每天运输4班；人员运输考虑以各采掘工作面人员、巷修铺底人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输。21首采盘区综采面最大运距：大巷2570m，顺槽3060m，以此为基础计算采煤、掘进面辅助运输量。首采盘区辅助运输量表名 称 单位 数量 名 称 单位 数量支护材料 t/班 53 风墙砌筑材料 t/班 2铺底材料 t/班 23 坑木 m3/班 3.5其它设备、材料 t/班 7胶轮运输车辆及机车选择 人员运输车辆选择矿井采掘工作面共 5 个，井下最大班人数合计为 80 人。为节省路途时间，提高工效，所有采掘人员必须一次运送到位，考虑到人员运输车运输时间短、使用次数少，且国内常州煤研所、煤科院太原分院等国内科研及生产厂家已有成熟产品，并在国内寺河等多个矿井有成功使用的先例，故从尽量减小车辆外形尺寸及降低投资方面考虑，选取 WCQ-3CR 型 21 座无轨胶轮人车 4 辆。此外，考虑其他辅助人员如地测人员等以及检查人员运送和轻型货物（如爆破材料、班中餐、检修备件等）的运输，选取 WCQ-3C 型无轨胶轮客货车 3 辆。WCQ-3CR 型无轨胶轮人车主要性能及参数如下：额定载人数：21 人；发动机：50 kW（FB4105A） ；爬坡能力：14；最大速度：38 km/h；离地间隙：220mm；转弯半径：7000mm；外形尺寸（长宽高）：550018002200mm；机车自重：4.4t。22WCQ-3C 型无轨胶轮客货车主要性能及参数如下：额定载重：3t；发动机：75kW（CKS6108FB） ；爬坡能力：14；最大速度：73 km/h；离地间隙：220mm；转弯半径：7500mm；外形尺寸（长宽高）：550020632250mm；机车自重：5t。 支架及大件设备运输车辆选择为实现采煤工作面快速搬家，保持车辆正常循环的需要，选用国产 WC40Y 支架搬运车满足支架、采煤机等大件的运输。该车除可运输支架、采煤机、泵站、机头等整件大设备并协助安装外，也可搬运其它重物料。根据采煤工作面设备配置，液压支架为 118 架，按支架搬家时间 10d 考虑，每天四班作业，搬运车水平路面最大速度 24km/h，满载最大速度 12km/h，按重载速度 6km/h，空车速度 12km/h，经计算，每班需搬运车 1.8 辆，取 2 辆。WC40Y 型支架搬运车性能及参数如下：最大载重量：40t；爬坡能力：12发动机最大转距：1100Nm；车重：24.27 t；车速：水平路面最大 24km/h，满载最大速度 12km/h；转弯半径：内 2.580m，外 6.770m外形尺寸：长 9643mm，宽 3520mm，高 1670mm；23 物料及普通设备运输车辆选择矿井正常生产时为每日三班运输、每班净运输时间5h。根据前述各工作面地点材料用量，按每车净载重3t考虑，计算矿井所需普通辅助运输车辆。首采盘区单程最大运距5630m（副斜井井底至采煤工作面）、重车行车速度15km/h，空车行车速度20km/h，井下卸载及等车时间25min/次计算，则每班每车可往返4次。综合计算，每班需无轨胶轮车7辆，因该车为井下主要运输车辆，按设备备用1辆考虑，据此选取WCQ-3BI型运输车9辆。WCQ-3BI型运输车性能及参数如下：发动机功率：75kW额定载重：3t爬坡能力：14传动方式：机械传动驱动方式：四轮驱动最大速度：26km/h离地间隙：220mm转弯半径：5m车辆自重：6.0t外形尺寸：475017002000mm 矸石排卸车及装载车数量矿井矸石主要为掘进盘区联络巷、风桥、立交点等岩石巷道或冒顶等特殊情况下所产生，掘进矸石尽量不出井，充填废弃巷道或顺槽横贯，根据采掘工作面进度安排，矸石量占矿井年产量的1.5%，经计算，日均运送矸石量109t，平均每班36t，采用WCQ-3型无轨胶轮车运输矸石，该车载重为3.0t，每班需运输矸石12车。按掘进工作面与井底、顺槽距离及装卸载时间计算，每车每班可往返2434次，考虑备用，选胶轮车6辆。WCQ-3型胶轮车性能及参数如下：发动机型式：进口/国产发动机功率：75kW驱动方式：四轮驱动传动方式：液压驱动爬坡能力：14转弯半径：4650mm最大速度：20km/h额定载重：3.0t车辆自重：6.0t外形尺寸：475017501950mm为解决普掘工作面的矸石装载、短途物料设备运送、巷道清理，配备 1 台 FBZL30 型防爆装载机。FBZL30 型防爆装载机性能及参数如下：额定载重：3.0t；额定斗容：1.7m 3；最大车速：32km/h；外形尺寸：708023702650 mm；车重：10.2t；所选辅助运输车辆见下表25辅助运输车辆一览表序号矿车名称 矿车型号数量（辆）备 注1 胶轮人员运输车 WCQ-3CR 4 井下人员运输2 轻便客货车 WCQ-3C 3 其它辅助人员及轻型货物运输3 支架搬运车 WC40Y 2 支架及大件设备运输4 小型多用途车 WCQ-3BI 9 普通设备、材料运输5 普通运输车 WCQ-3 6 掘进矸石运输6 防爆装载机 FBZL16 1 普掘面矸石装载7 工具存放箱 4 井上下8 3m3集装箱 8 井上下矿车选型 矿车型号在+350m 水平副斜井井底车场，设计采用 1.5t 固定式矿车运输矸石，5t 材料车运送长材料，5t 平板车运送较大件设备，特制平板车运送大型设备，如采煤机、液压支架等。 各类矿车数量计算1.5t 固定式矿车数量采用排列法计算。材料车、平板车、特制平板车等其它车辆的数量按煤炭工业设计规范(GB50215-2005)规定计算选取。 1.5t 固定式矿车计算副斜井每钩提升 3 辆矿车，则：副斜井井底车场运行 4 钩 43=12 辆；副斜井井筒运行 2 钩 23=6 辆；26副斜井井口车场 2 钩 23=6 辆；工业场地运行 2 列 212=24 辆；计：矿车 48 辆，加 20%备用，取 60 辆。 其它车辆根据计算和井下实际需要确定其它车辆数目如下：5t 材料车 60 辆；5t 平板车 20 辆；36t 特制平板车 8 辆；油脂专用车 2 辆；此外，为提高运输效率，配备了 8 只集装箱，4 只工具存放箱。达到设计产量时，各类车辆数目见表。矿井达到设计生产能力时各类矿车数量表矿车名称 矿车型号 使用地点 矿车数（辆） 备注1.5t 固定式矿车 MGC1.79 井底车场、副斜井、地面 605t 材料车 MLC59 井底车场、副斜井、地面 605t 平板车 MPC59 井底车场、副斜井、地面 2036t 特制平板车 井底车场、副斜井、地面 8油脂专用车 井底车场、副斜井、地面 23m3集装箱 井上下 8工具存放箱 井上下 427第四章 采区布置及装备第一节 采煤方法一、采煤方法的选择通过以上开采技术条件的分析，井田构造及水文地质条件简单，本矿采用一次采全高综合机械化采煤方法，以“一井一面”达到矿井 2.40Mt/a 的设计生产能力。二、采煤工艺与机械配备1采煤工艺的确定设计确定矿井采用长壁大采高综合机械化采煤工艺，全部冒落法管理顶板。2工作面设备选型达产时以 1 个大采高工作面保证矿井 2.40Mt/a 的设计生产能力，回采工作面装备有引进与国产两种方案，设计考虑虽然引进的设备在国内多个矿井创造了较好的经济效益，且设备性能好，效率高，较易达到高产高效，但根据最近引进设备情况看，由于钢材涨价、美元贬值等多种因素影响，进口设备价格涨幅很大，而国内设备通过近几年的发展，设备性能较以前有较大的提高，基本能够满足高产高效的需要，且设备价格低，维修便利。根据本矿井煤层赋存条件、资源储量、设计能力、服务年限等情况，为减少投资并考虑国内目前最新关键设备发展现状，并结合矿区内赵庄、亚美大宁等矿井生产经验，设计除采煤机引进外，其余均选用国产设备。28工作面主要采煤设备选择分述如下： 采煤机采煤机开机率：我国一般为 35%45%，根据近几年国内 49 个百万吨综采工作面统计资料，平均开机率已达到 52%。结合本矿井的实际情况，本设计首采 3 号煤层长壁综采工作面采煤机开机率取 40%；煤层长壁综采工作面年产量按 2.40Mt/a 考虑，日产量为 7273t，相应的采煤机的平均截割牵引速度为：式中 L工作面长度，取 200mH采高，首采区 3 号煤层平均厚 5.71mB截深，0.8m煤层容重，3 号煤层为 1.46 t/m3T每班工作时间，为 6hI采煤机开缺口行程 m；取 50mK采煤机开机率，取 40%C工作面回采率，取 93%。代入则得V=3.4m/min为使工作面产量均衡，采煤机的实际截割牵引速度应根据煤层厚薄变化适当调整，空载时要求其速度不小于 15m/min，以减少辅助工作时间。综上所述，设计选用 SL500 型采煤机，主要技术参数如下：装机功率 1875kW，截深 0.81.0m，牵引速度 030m/min，采高 2.56.0m，牵引方式为无链电牵引，额定电压 3300V，频率50Hz。60)(723KTCrILV29 工作面可弯曲刮板输送机、转载机、破碎机一是运输能力与采煤机生产能力相适应。采煤机生产能力为：Q=60VMB式中 Q采煤机小时割煤量，t/h；V采煤机牵引速度，3.4m/min；M煤层开采厚度，5.71m；B截深，0.8m;煤的容重，1.46t/m 3；有效截割系数，取 0.9。代入则得Q=1224t/h考虑落煤不均匀系数后，工作面可弯曲刮板输送机的额定运量确定为 1300t/h。二是外型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相一致。四是支架宽度与刮板输送机的节距相一致。故工作面可弯曲刮板输送机参数要求如下：刮板输送机：SGZ1000/900 型，设计长度 205m，运输能力1400t/h，交叉侧卸机头，双速电机牵引，额定电压 1140V，功率2450KW。转载机：SZZ800/200 型，设计长度 50m，输送量 1400t/h，额定电压 1140V，功率 200KW。破碎机：PCM160 型，破碎能力 1400t/h，额定电压 1140V，功率 150kW。 可伸缩带式输送机工作面运输顺槽长度 2050m 左右，高差约 52m（下运） ，倾角3003。主要技术参数为：带宽 B=1200mm，运量 Q=1300t/h，带速V=3.15m/s，带长 L=2050m，倾角 =0 3，电动机 YB450M3-4，功率 355kW，两台，功率配比 1：1。PVG1400 阻燃型整芯胶带。 乳化液泵站为提高液压支架支护速度，与采煤机切割速度相适应，要求乳化液泵站具有大压力、大流量，据此设计选用 BRW400/31.5，公称压力 31.5MPa，公称流量 400L/min，四泵两箱，其中三台泵工作，一台泵备用，总功率 3250kW。 喷雾泵站选用 BPW315/10 型喷雾泵站，工作压力 10.0MPa，公称流量315L/min，该泵站由二台泵一个水箱组成，其中一台泵工作，一台泵备用，总功率 275kW。三、工作面顶板管理方式、支架设备选型1架型选择液压支架是综采工作面主要设备之一，目前美国长壁工作面中液压支架基本以掩护式为主，约占全部架型的 96%，且有向两柱式发展的明显趋势。液压支架技术另一重大突破是控制系统，应用电液控制技术，采用电磁（或微电机）控制的先导阀，先进可靠的压力和位移传感器，灵活自由编程的微处理机技术，红外遥感技术等现代科技成果，使液压支架的动作自动连续进行，移架速度大大提高，支架循环时间达到 68s。配合采煤机的煤岩识别系统等先进技术，可实现工作面自动控制。美国 1994 年共有 80 个长壁工作面，其中有 70 个工作面是电液控制的工作面，占 87.5%，使用两柱掩护式支架 73 套，占 91.25%，是美国长壁工作面使用的主要架型，支架工作阻力大部分在 70008000kN，最大的两柱掩护式支架工作阻