双鸭山矿业集团东荣一矿3.0Mta的新井设计

摘 要本设计为双鸭山矿业集团东荣一矿3.0Mt/a的新井设计，共有3层可采煤层，平均总厚度为7.3m。煤层工业牌号为长焰煤。设计井田的可采储量为333.07Mt。服务年限为79a。拟定双水平开采。东荣一矿开拓方式为双立井，集中大巷布置，共划分14个带区，其中首带区为2个，达产工作面2个。本设计为带区开采，年工作日为330天，采用“四、六”式工作制，工作面长为180m，每刀进度为0.8m，每日割12刀。提升设备主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。通风方式为两翼对角式通风。因为本人知识有限，缺乏一定的现场经验。所以，设计中难免会出现错误，恭请各位老师不吝匡正。关键词 井田开拓 双水平 倾斜长壁采煤法 AbstractThe task of this design is to construct a 3.0million tons new shaft for Shuangyashan Mining Administration. This mine has three mixable Coal Seams, and its average thickness is 7.3 meters. Designed field of mixable capacity is 333.07 million tons. It can adapt for 79years, and is divided into two levels. This mine shaft is applied to double in dined shaft development method; Layout of gating allargando mining district Eros heading; the well farmland turns to is divided into totally 14 adopt the zone mines and 2 worked faces. This worked fence is left two worked face, words 330 days every year. Adapt “four-six” work situation, work face is 180meters length of circle is 0.8meters, and times is 12 one day.Because my limit working ability and time. There must be lots of faults in this design. I plead with directors point them out and reify it, and I will accept it sincerely and humble.Keywords： The expand technology of coal mining、Two levels、 Long wall mining coal law mining目录摘要IAbstractII目录III绪论1第1章 井田概况及地质特征21.1 井田概况21.1.1交通位置21.1.2地形地势21.1.3气象及地震情况31.1.4水文地质情况31.1.5煤田开发史31.2 地质特征31.2.1矿区范围内的地层情况31.2.2井田范围内和附近的主要地质构造41.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征51.2.4岩石性质、厚度特征51.2.5井田内水文地质情况51.2.6煤质、牌号及用途6第2章 井田境界、储量及服务年限72.1 井田境界72.1.1 井田周边情况72.1.2井田境界确定的依据72.1.3 井田未来发展情况72.2 井田储量72.2.1 井田储量的计算72.2.2 保安煤柱82.2.3 储量计算方法82.2.4 储量计算的评价82.3矿井工作制度、生产能力及服务年限92.3.1 矿井工作制度92.3.2 矿井生产能力及服务年限9第3章 井田开拓113.1 概述113.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述113.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况113.2 矿井开拓方案的选择113.2.1 井硐形式和井口位置113.2.2 开采水平数目和标高133.2.3 开拓巷道的布置143.3 选定开拓方案的系统描述153.3.1 井硐形式和数目15.3.2 井硐位置及坐标153.3.3 水平数目及高度163.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置163.3.5 井底车场形式的选择173.3.6 煤层群的联系193.3.7 带区划分193.4 井筒布置及施工193.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐维护193.4.2 井硐布置及装备203.4.3 井筒延伸的初步意见213.5 井底车场及硐室213.5.1 井底车场形式的确定及论证213.5.3通过能力计算243.5.4 井底车场主要硐室253.6 开采顺序253.6.1 沿煤层走向的开采顺序253.6.2 沿煤层倾斜方向的开采顺序263.6.3 带区接续计划26第4章 带区巷道布置与带区生产系统274.1 带区概况274.1.1 设计带区的位置、边界、范围、带区煤柱274.1.2 带区地质和煤层情况274.1.3 带区生产能力、储量及服务年限274.2 带区巷道布置274.2.1 区段划分274.2.2 带区斜巷布置284.2.3 带区煤仓形式、容量及支护294.2.4 带区硐室简介314.2.5 带区工作面的接续314.3 带区准备314.3.1 带区巷道的准备顺序314.3.2 带区主要巷道的断面及支护方式31第5章 采煤方法335.1 采煤方法的选择335.2 回采工艺335.2.1 回采工作面的工艺过程及使用的机械设备335.2.2 工作面循环方式和劳动组织形式34第6章 井下运输和矿井提升386.1 矿井井下运输386.1.1 运输方式和运输系统的确定386.1.2 矿车的选型及数量396.2矿井提升系统42第7章 矿井通风安全437.1 矿井通风系统的确定437.1.1 概述：437.1.2 矿井通风系统的确定437.1.3 主扇工作方式的确定437.2 风量计算与风量分配447.2.1 矿井风量计算的规定447.2.2 风量计算447.2.3 风量分配467.2.4、风速的验算477.2.5 风量的调节方法与措施497.3 矿井通风阻力计算507.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力507.3.2 矿井等积孔计算507.4 通风设备的选择517.4.1 主扇的选择计算517.4.2 主扇的选择计算527.4.3 反风措施527.5 矿井安全生产措施527.5.1 预防瓦斯爆炸的措施527.5.2 预防煤尘爆炸的技术措施537.5.3 水患的预防措施547.5.4 火灾的预防措施547.5.5 其他事故的预防547.5.6 避灾路线及自救规程规定55第8章 矿井排水568.1 概述568.1.1 矿井水来源及涌水量568.1.2 对排水设备的要求568.2 矿井主要排水设备578.2.1 排水方式与排水系统简介578.2.2 主排水设备及管路的选择计算58第9章 技术经济指标60总 结62致 谢 辞63参考文献64附 录 165附 录 26869绪论大学四年的学习以近尾声，回想短暂而又充实的四年，我感觉学习到了很多专业知识，对煤矿生产系统亦有了深刻的了解。2007年3月4月中旬我在李伟老师的带领下于双鸭山市东荣一矿进行了为期40多天的毕业实习，对采煤一线有了更深的体会，所以这次毕业设计我做了东荣一矿12#、13#、16#煤层的新井设计。中国矿井瓦斯爆炸事故频繁发生，本设计根据东荣一矿特殊的地质情况，尝试用一种创新模式，有效的解决了污风下行问题。在设计过程中反复对照了采矿设计手册、安全规程等专业书籍，设计也更加合理。通过本次毕业设计，我的学识又向前迈了一大步，作为一个即将走向工作岗位的采矿人，我由衷地感到自豪。第1章 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1交通位置东荣一矿位于双鸭山煤田东部，距红兴隆16千米,距市中心55千米。矿区交通发达，矿区铁路由双市经新安矿、四方台矿到达东荣一矿，依饶公路公路从井田边穿过，交通极为方便。图11东荣一矿交通位置示意图1.1.2地形地势东荣一矿地势平坦，标高一般都在+110米左右，最高标高+175米。1.1.3气象及地震情况东荣一矿地区内冻土带深达2米以上。夏季最高气温达到38，历史最大降雨量为737毫米，平均降雨500毫米，每年7、8、9三个月份为降雨期，年平均降雨量在452737毫米，冻结期每年10月至翌年4月。该区属大陆性寒温带气候，温差变化较大，冬季最低气温达到零下39，一般为零下2030。根据中国地震裂度区划图2001双鸭山地区地震裂度小于4。1.1.4水文地质情况矿区内有七星河从该其西北侧流入挠力河，最后注入乌苏里江。1.1.5煤田开发史东荣一矿煤田为新近开发，无煤田开发历史。1.2 地质特征1.2.1矿区范围内的地层情况双鸭山煤盆地基底在元古界时曾处于长期被剥蚀状态。当时的古地形是西高东低，因此早白垩世含煤建造沉积从东向西逐渐扩张，区域地层见：图12东荣一矿区域地层表图图12东荣一矿区域地层表1.2.2井田范围内和附近的主要地质构造本区地质构造主要有褶皱、断裂。以断裂为主、褶皱次之。井田南部、东部局部有向斜构造，井田范围内主要有七条断层，叙述如下：F14断层：位于东荣一矿西部，断层走向127131,倾向SW，倾角75，落差2040米，正断层。控制程度较可靠。南部断层：位于东荣一矿南部，为东荣勘探区南部边界断层。断层走向60112的弧形断层,倾向S，倾角80，落差6001500米，逆断层，控制程度可靠。F13断层：位于东荣一矿西部，断层走向130140,倾向SW，倾角75，落差015米，正断层，控制程度较可靠。F1断层：位于东荣一矿东北部，东采区边界断层。走向近115125，倾向SW，倾角75，落差50-70米，正断层，控制程度可靠。F18断层：位于东荣一矿西南部，为东荣勘探区西部边界断层。断层走向140150,，倾向NE，倾角75，落差1035米，正断层，控制程度较可靠。F10断层：位于东荣矿中央，断层走向132150,，倾向NE，倾角75，落差在030米，正断层，控制程度可靠。F17断层：位于东荣一矿西南部，东荣勘探区边界断层，断层走向138153，倾向SW，倾角75，落差在70100米，正断层，控制程度较可靠。1.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征煤层名称煤层厚（m）层间距/m最小-最大平均容重t/ m3）围 岩煤的牌号倾角/度最大最小顶板底板平均122.261.8527.036.030.01.36粗沙岩粉沙岩长焰煤5-132.113上2.652.08.0-13.09.01.35粉沙岩细砂岩长焰煤6-112.4163.002.525.65-33.029.01.37细砂岩细砂岩长焰煤7-102.81.2.4岩石性质、厚度特征煤层顶底板的厚度一般都大于5m,多为细砂岩和粉砂岩。1.2.5井田内水文地质情况根据矿井水文地质规程第4条分类原则东荣一矿水文地质类型为中等偏复杂，确定的主要依据为：1、受采掘破坏或影响的含水层：矿井充水主要含水层是煤系裂隙含水层，含水较丰富，单位涌水量为1.317升/秒米，且以静储量为主。孔隙裂隙、含水层补给一般，只是含水层之间的相互补给。据此水文地质类型符合中等。2、开采受水害影响程度：采掘工程在一定程度上受水害影响，但因资料较清楚，不威胁矿井安全，从这一条看符合水文地质条件中等。3、地质报告对矿井涌水量未做详细预测，根据矿井含水系数，考虑到改扩建后长壁开采对顶板的大规模破坏，参照矿井实际情况，暂推测矿井正常涌水量为70m3/h，最大涌水量为100m3/h，必要时有关部门需进一步做这方面的工作。据此水文地质类型符合偏复杂。4、防治水工作难易程度：矿井防治水工作中等，需要进行水文补勘，查清第三、四系厚度及水位动态，以合理确定回采上限和采掘针对性的防治水措施，巷道和空区积水，要及时探放。据此水文地质类型符合偏复杂。综上所述，东荣一矿水文地质类型确定为中等偏复杂 1.2.6煤质、牌号及用途12#、13#、16#煤层均为单一煤种，工业牌号为长焰煤，主要用途为工业用煤和民用。 第2章 井田境界、储量及服务年限2.1 井田境界2.1.1 井田周边情况东荣一矿位于双鸭山煤田东部，距市中心55千米，区域交通四通八达，矿区铁路纵横交织。周边有东荣二矿，东荣三矿，四方台矿新安矿等，区位独特，利于发挥煤田整合优势。2.1.2 井田境界确定的依据井田境界确定的主要依据有以下几种：1.以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据；2.井田要有合理的走向长度，以利于机械化程度的不断提高；3.适于选择井筒位置，合理安排地面生产系统和各建筑物；4.划分的井田范围要为矿井发展留有空间。2.1.3 井田未来发展情况东荣一矿为新建矿井，矿区交通发达，周边工业以钢铁，化工为主，市场需煤量大，前景广阔。2.2 井田储量2.2.1 井田储量的计算东荣一矿井田范围内的设计煤层有12#、13#、16#三层，各煤层储量计算边界与井田境界基本一致。矿井储量是指矿井内所埋藏的具有工业价值的煤炭数量。它包含煤在地下埋藏的数量，并表示煤炭的质量，反映井田的勘探程度及开采技术条件。矿井储量分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。矿井工业储量指A+B+C级储量的总和。矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。矿井可采储量是指矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以带区回采率的储量。2.2.2 保安煤柱为了安全生产，依据煤矿安全规程，东荣一矿留设保安煤柱如下：1.边界断层留设30m50m保安煤柱；2.井田内部断层留设25m保安煤柱；3.地面建筑物留设20m保安煤柱；4.煤层大巷两侧煤柱各宽50100m。2.2.3 储量计算方法1.工业储量计算块段储量块段面积平均倾角正割块段平均厚度容重根据储量诸图，各煤层工业储量见采煤层储量计算总表2-2-4。2.可采储量计算计算公式如下：k =(c-P)C 式中：k可采储量，Mtc工业储量，MtP永久煤柱损失，Mt C采区回采率（东荣一矿取80%）经各煤层可采储量计算，汇总计算出东荣一矿可采储量为416.34 Mt，详见可采煤层储量总表2-2-4。2.2.4 储量计算的评价本设计矿井的各类储量计算严格按照有关规定执行。表2-2-4 矿井可采储量汇总表煤层号工业储量/ Mt面积/Km永久煤柱/Mt可采储量/Mt占总储量百分比/%12119.7241.5023.9595.7828.76 13135.8241.5027.16108.6532.6216160.8041.5032.165128.6438.62合计416.3441.5083.27333.07100.00 2.3矿井工作制度、生产能力及服务年限2.3.1 矿井工作制度根据设计规范规定：（1）矿井年工作日按330天计算；（2）矿井每昼夜四班工作，其中三班进行采、掘工作，一班进行检修；（3）每日净提升时间16h。2.3.2 矿井生产能力及服务年限东荣一矿已查明的工业储量为416Mt,，井田内工业广场煤柱，境界煤柱等永久煤柱损失量约占工业储量的20%，各可采层均为中厚煤层，按矿井设计规范要求，确定带区采出率为80%，由此确定东荣一矿的可采储量为333Mt。根据地质报告的资料描述，井田内的煤储量丰富，地质构造比较简单，煤层生产能力大以及煤层赋存深等因素，初步决定采用大型矿井设计。并初步确定三个方案，即矿井生产能力为3.0Mt/a、4.0Mt/a和6.0Mt/a三个方案，分析论证如下：按照公式P=Z/AK式中: P-为矿井设计服务年限，a；Z-井田的可采储量,Mt；A-为矿井生产能力,Mt/a；K-为矿井储量备用系数，一般取1.4；计算得：P1=79a； P2=59a ； P3=39a；经与安全规程和采矿设计手册相核对，确定79a为比较合理的服务年限，即东荣一矿的生产能力为3.0Mt/a，矿井服务年限为79 a。第3章 井田开拓3.1 概述3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述东荣一矿为新开发矿井，附近有先期开发的东荣二矿及东荣三矿。东荣二矿及东荣三矿均采用双立井，双水平开拓。3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况影响井田开拓方式主要因素包括：（1）井田地质和水文地质条件（特别是表土层情况）；（2）地形地貌和地面外部条件；（3）施工技术和设备条件；（4）技术装备和工艺系统条件；（5）煤层赋存和开采技术条件； （6）总体设计和矿井生产能力要求等。影响东荣一矿井田开拓方式的具体因素如下：（1）地表因素：井田北部及中部皆为平原地带,地表平均标高125m。井田南部为断层，地表平均标高90m。（2）煤层赋存情况整个井田的煤层上部标高在-100m，下部标高在-750m，东部以F10断层为界,西部以 F18 断层为界，南部以南部断层为界。共有三层可采煤层，即12#、13#、16#，均全区发育。煤层走向长度为10.5公里，倾向6.0公里。煤层平均倾角8，属于缓倾斜煤层。3.2 矿井开拓方案的选择3.2.1 井硐形式和井口位置1.井筒形式依据东荣一矿井田的地形，地质构造，煤层赋存等因素，提出两种井筒开拓方案，具体情况如下：方案I 双立井开拓方案II 主立井，副斜井开拓以上两种井筒开拓方案技术比较如下：方案I：双立井开拓优点：1.立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利；2.机械化程度高，易于自动控制；3.井筒为圆形断面机结构合理，维护费用低，有效断面大通风条件好，管线短，人员升降速度快；缺点： 1.初期投资大，建井期限稍长；2.需要大型的提升设备；3.多水平开拓，立井石门长度大，掘进工程量大，掘进费用高。方案II：主井立副斜井开拓优点：兼有斜井和立井的优点，副井采用斜井开拓，井筒施工简单，掘进速度快，费用低主井采用立井开拓，井筒容易维护，有效断面大，有利于通风，提升速度快缺点：如果井口相近，则井底相距较远，井底车场布置，井下的联系就不太方便，如井底相近，由井口相距较远，地面工业建筑物就比较分散，生产调度及联系不太方便，占地比较多，相应地增加煤柱损失适用条件：介于双立井与双斜井之间技术评价：根据设计井田的地表状况，煤层赋存及工业广场的布置等实际情况，如用综合开拓不利于地面工业广场的布置，也不利于井底车场的布置，井下的联系和生产调度较为繁琐，故该方案在技术不合理，不适合本设计矿井所以东荣一矿不利于用综合开拓.根据上述井硐开拓方案的技术比较，确定双立井开拓方案在技术上可行。根据井田的地形地势，煤层赋存，地质构造等因素，和井筒形式方案的技术分析和经济比较，确定该矿井采用双立井开拓。 2.井口位置依据东荣一矿的储量分布图，及剖面图考虑水平划分及主要巷道布置，确定井口的位置在整个井田的储量中心，坐标为：主井坐标：经度-23933.6，纬度+62571.1副井坐标：经度-23887.1，纬度+62633.93.2.2 开采水平数目和标高东荣一矿井田水平标高的确定主要考虑了5个因素：1) 合理的水平服务年限；2) 煤层赋存条件及地质构造；3) 生产成本；4) 水平接替5) 井底车场及其主要硐室的位置应尽量处于较好的岩层内。根据上述因素，本设计井田设计提出水平划分方案如下：井田划分两个开采水平 ：以-420为分界线，以上为第一水平，以下为第二水平。水平储量及服务年限如下：表3-2-1水平划分方案比较表内容方案水平划分服务年限/年可采储量/ Mt通风难易提升难易单水平一水平79333.07困难困难双水平一水平45189.72容易容易二水平34143.35容易容易从该表中可知，双水平方案的水平服务年限，通风、提升容易，矿井效率更高。故采用双水平方案将其划分两个开采水平，两水平标高分别为-250 m和-450 m，一水平二水平垂高都为300 m，都采用俯仰斜开采， 3.2.3 开拓巷道的布置开拓巷道是指为全矿井、一个水平或若干带区服务的巷道。由于3煤层的间距较小，根据煤层埋藏特征和煤炭设计规范的有关规定，本设计采用集中大巷，带区联合准备布置方式。为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，运输大巷布置16#煤层的底板岩石中，上水平的运输巷兼用做下水平的回风巷，这样生产系统较简单，而且提高了井下运输效率。.开拓巷道布置方式的选择根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为单煤层布置，分煤组布置和全煤组集中布置采用集中运输大巷时，各煤层（组）间用采区石门联系当煤层倾角太大时，层间联系也可用溜井或斜巷 2.方案比较现依据矿井设计生产能力及技术可行角度，特提出以下二种大巷布置方式： 方案一：集中运输大巷布置方案二：分组集中运输大巷布置技术经济分析比较：表3-2-2开拓方案技术经济分析比较表特点集中大巷布置分组集中大巷布置优点1.大巷工程量少2.生产区域比较集中，运输条件好3.带区巷道集中联合布置，开采程序比较灵活，开采强度大4.大巷维护容易1.总的巷道工程量较少2.生产比较集中3.带区巷道分组联合布置4.大巷容易维护，运输条件好缺点1.石门总长度大2.初期工程量大，建井时间长3.有反向运输1.石门长度较长2.掘进工程量大适应条件1.煤层间距小2.井田走向长度大，服务年限长3.下部煤层底版有坚硬有岩层，带区尺寸大，石门长度短1.可采煤层数目多，间距大小不同2.带区巷道为分组联合布置，煤层分组间距大3.井底车场在煤层群上部或中间时，初期工程少，工期长依据东荣一矿的地质条件及煤层赋存状况：东荣一矿共有可采煤层3层，即12#、13#、16#，3层煤平均间距20m,间距较小。针对上述情况，由对比表可知，东荣一矿适合于集中大巷布置，既采用方案一。3.3 选定开拓方案的系统描述3.3.1 井硐形式和数目本设计井田采用一对立井开拓，即主井、副井。主井用以提升煤炭，副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备及兼作进风井。.3.2 井硐位置及坐标井筒确定在661钻孔附近，理由是：经经济比较确定井筒位置及坐标、方位角等参数如下表 表3-7 井筒参数表井筒名称井口坐标井口标高/m方位角（。）井筒倾角（。）井筒长度/m用途主立井-23933.6+62571.1119.58390750主提升运输副立井-23887.1+62633.9119.58390750辅助提升，进风进人运料3.3.3 水平数目及高度东荣一矿采用双水平开拓,拟定第一、二水平标高分别为-250m,420m，都实行俯仰斜开采。3.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置一水平大巷数目：一条运输大巷、一条回风大巷。二水平大巷数目；一条运输大巷、一条回风大巷主副立井通过石门与主井底车场相连，回风井通过回风石门与回风大巷相连，在本设计井田中，由于12#、13#、16#煤层间距小，可布置岩石集中大巷。因此，根据本矿地质条件，运输大巷采用岩石大巷布置，回风大巷采用岩层大巷布置。大巷断面图3.3.5 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，因此井底车场设计是否合理直接影响矿井的安全和生产。1.立井井底车场的基本类型：（1）环形式：立式、斜式、卧式；（2）折返式：梭式、尽头式；2.井底车场形式比较：类型结构特点优缺点适用条件环形式立式.存车线和回车线与主要运输大巷垂直.主、副井距主要运输大巷较远，有足够的长度布置存车线1.空、重车线基本位于直线上2.有专用的回车线3.调车作业方便4.可两翼进车5.弯道顶车6.工程量大1.150万矿井2.刀型车场适用于60万的矿井，增加回车线能力，可提高到90120万斜式.存车线与主要运输大巷斜交.主要运输大巷可局部作回车线1.可两翼进车2.工程量小3.存车线有效长度调整方便4.弯道顶车5.一翼调车方便，别一翼在大巷调车1.适用于6090万的矿井2.地面出车方向受限制卧式1.存车线与主要运输大巷平行.主、副井距主要运输大巷较近1.空、重车线位于直线上2.工程量小3.调车方便4.可两翼进车5.弯道顶车6.巷道内坡度较大适用于6090万的矿井折返式梭式利用主要运输大巷作主井空、重车线、调车线和回车线1.工程量小，交叉点少，弯道少2.可两翼进车利用大型底纵卸式、底侧卸式矿车，可用于大型矿井尽头式利用石门作主井空、重车线.工程量少2.调车方便利用大型底纵卸式、侧卸式矿车，可用于大型矿井综上所述，结合本设计矿井的有关设计参数，通过对各种形式井底车场的适用条件及优缺点做简单比较后，拟定本设计井田井底车场形式为折返式底卸式矿车车场，采用两翼来车的形式。3.3.6 煤层群的联系本设计12#、13#、16#煤层组成一个统一的采准系统联合准备，准备巷道为三个煤层共用，大巷采用集中布置方式。煤层各分带区进风运输斜巷通过分带集中平巷与煤仓把煤运到运输大巷装车，后由矿车通过石门运到井底车场，煤通过主井提升出地面。3.3.7 带区划分东荣一矿地质条件简单。由于各煤层的倾角8左右，煤层赋存稳定，厚度平均为2.4m，顶底板良好。整个井田的一水平划分为14个带区。详见带区划分示意图：带区划分示意图3.4 井筒布置及施工3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐维护本设计井田采用双立井开拓方式，布置两个井筒，井筒穿过的岩石大部工作面循环图表表 第6章 井下运输和矿井提升6.1 矿井井下运输本设计矿井年产量3.0Mt/a,属大型矿井,采用立井开拓方式,主井提升采用箕斗提升,运输大巷采用5t底卸式矿车运输,掘进煤及矸石用1.5t固定式矿车运输.6.1.1 运输方式和运输系统的确定井下运输设计应对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的运输作统筹安排，运输方式与设备的选型要根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、瓦斯情况及采煤方法确定。1、煤的工作面运输方式：工作面用采煤机落煤，割下来的煤用可弯曲刮板运输机运输。2、分带运煤入风巷运输方式：本设计带区采用可伸缩胶带运输机运输。并且设有轨道，用电机车牵引1.5t固定式矿车，以便于对胶带运输机进行检修，和在开采初期，为运输入风巷运料、排矸。3、分带运料回风巷运输方式：本设计带区运料回风巷为机轨合一巷布置。可伸缩胶带运输机用于巷道掘进期间运煤；轨道运行电机车牵引1.5t固定式矿车，用于运料和掘进初期排矸。4、大巷运输方式：主要运输大巷的运输方式应根据运量，运距技术经济效果优化确定。本设计采用轨道运输，采用10吨架线电机车牵引矿车运输。综合上述运输方式，确定东荣一矿井下煤炭及材料运输系统如下：运煤系统：由工作面采出的煤装入刮板输送机运至分带运输入风巷，经转载机至胶带输送机运至带区运输入风斜巷进带区煤仓在集中运输大巷装车，由电机车牵引至井底车场，通过主井提升到地面。运料系统：工作面所需物料及设备经副井下放至井底车场，由电机车牵引经集中运输大巷至带区下部材料车场，经带区运料回风斜巷、分带运料回风巷运至采煤工作面。6.1.2 矿车的选型及数量1.架线式电机车台数的确定工作电机车台数计算如下:N=1.5Q(11L+)/(2100P)式中: N工作电机车台数,台；1.5产量与运输不均衡系数；Q采煤班产量，t；L运输加权平均距离，Km；11运行时间与运距换算系数；2100每班工作时间与机车载重乘积；P机车粘着质量，t；装卸及调车时间，一般取2030min；故 N1.510000(113+25)/(210010)41检修及备用电机车台数取工作电机车台数的25%，但不小于1台。N1N2511台，因为是双机牵引，故取11台，则架线式电机车总台数为52台。2.电机车型号确定本设计矿井选用ZK10-9550-Q型电机车，该架线式电机各项参数如下表所示：表6-1-1 电机车技术参数型 号轨 距电机型号额定电压外形尺寸ZK10-9550-Q900mmZQ24550V4500136015503.大巷运输及辅助运输矿车型号确定大巷运输选用5t底卸式矿车运输，辅助运输选用1.5t固定式矿车运输。表6-1-2 矿车技术参数项 目5t底卸式矿车1.5t固定箱式矿车型 号MDCC5.56MG1.76A容积（m3）5.51.7名义载重量（t）51.5轨距（mm）600600牵引高度（mm）430320外形尺寸长（mm）50502400宽（mm）13601050高（mm）16001200车轮直径400350厂家山西运输机械总厂淮南市矿车厂4.确定矿车台数每组运煤列车矿车数确定为22辆，本设计矿井有6组运煤列车，则5t底卸式矿车总数为：N226132辆，备用及检修的台数为nN2533辆，总矿车数为：N总Nn165辆。每组材料列车牵引22辆1.5t固定式矿车，东荣一矿确定备有4组材料列车即N：42288辆，备用及检修的1.5t矿车数为：nN2522辆，总材料车为N总=N+n=110辆。6.1.3 带区运输设备的选择1、工作面输送能力的确定 机采工作面Q运=QmK1K2K3 Qm-采煤机实际生产能力 t/h Qm=567t/h K1-采煤机和运输机同方向运行时调整数 求得1.3 K2-输送机装载不均匀系数 取1.5 K3 -煤层倾角和运输方向的关系系数 取0.7Q运=5681.31.50.7=775t2、工作面输送机选型原则：、刮板输送机输送能力应大于工作面最大生产能力的1.2倍；、要根据刮板链的负荷情况，确定链条数目，结合煤质硬度选择链条的结构形式，煤质较硬块度较大时优先选用双边链，煤质较软时，可选用单链或双中链。、为了防止重型刮板输机的下滑应在机头，机尾安装防滑锚固装置。当工作面倾角较大时，选用单链式或双中链。、刮板输机中部槽两侧应附设采煤机滑移或行走滚轮跑道为防止采煤机掉道，还应设有导向装置。、为了配合采煤机双向往返采煤的需要，应在输送机靠煤壁一侧附设产煤板，以清机道浮煤。、为了配合采煤机行走时能自动铺设拖移电缆和水管，应在输送机靠采空区一侧附设电缆槽。所以，Q刮= 1.2Q运=1.2775=930t/h；因为双翼开采，所以工作面输送机输送能力为Q刮/2 ，为465t/h。综上所述，可弯曲刮板输送机选择型号为：SZD730/180。（输送机详细指标见采矿工程设计手册下 ，3016页）。3.转载机选型原则、转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力（一般为1.2倍）它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面输送机。、转载机的机型，好机头传动装置及电动机和中部槽的类型及刮板链类型，应尽量和工作面刮板输送机机型一致，以便日常维修和管理。、转载机尾部和工作面输送机头部有一定的卸载高度（约600mm）以避免工作面输送机底链回煤。所以转载机输送能力=1.2465=558 t/h。根据以上原则及本矿采区输送能力，选择转载机型号为：SZB730/75，运输能力630 t/h, （转载机详细指标见采矿工程设计手册下 ，3018页）。6.2 矿井提升系统6.2.1 矿井提升设备选择设备选型过程考虑增产可能，因此选型如下：. 主井：采用两对16t多绳摩擦式提升箕斗型号为JDG161504，标准箕斗选择过程如下. 副井：采用1.5t双层4车罐笼和一个5t双层2车罐笼.2.设备选型（1）主井采用一对16t刚性罐道立井多绳箕斗提升（2）副井采用一对1.5t矿车双层双车立井多绳罐笼提升。第7章 矿井通风安全7.1 矿井通风系统的确定7.1.1 概述：根据邻近矿井的数据及实际勘探资料，可以得出本设计矿井矿井瓦斯相对涌出量为4.0 m3t，矿井属低瓦斯矿井。随着开采深度增加，瓦斯涌出量逐渐增加，不同煤层瓦斯含量也有不同。煤尘有爆炸危险性，根据煤尘爆炸性试验指标，煤尘爆炸指数3638%之间，该矿开采的煤层属于易爆炸危险的煤层。井田范围内煤有自燃倾向，煤层的自然发火期为36个月，矿井总体为级自然发火矿井。7.1.2 矿井通风系统的确定本设计矿井为年产3.0Mt/a的大型矿井，瓦斯含量小，煤层埋藏较深，地质条件较简单，走向长度大，达9.6km，经比较决定本设计矿井采用两翼对角式通风系统。7.1.3 主扇工作方式的确定矿井主扇的工作方式有三种：压入式、抽出式、混合式。本设计矿井采用压入的主扇工作方式，其原因如下：1抽出式通风新鲜风流沿巷道进入工作面，整个井巷空气清新，劳动环境好；而压入式通风时，污风沿巷道缓慢排除，当掘进巷道越长，排污风速度越慢，受污染时间越长。2如果采用压入式，使井下风流处于正压状态，主扇停转时瓦斯涌出量将可能增大，容易引起事故。且压入式通风的线路较复杂，管理较困难。3如果采用混合式通风，会产生较大的通风阻力，且风机设备多，管理复杂。综合上述，且根据东荣一矿矿井巷道长，低瓦斯，高粉尘的特点，确定矿井的通风方式为抽出式。7.2 风量计算与风量分配7.2.1 矿井风量计算的规定1规定，生产矿井的风量应该按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。每一工作地点每人每分钟供给风量都不得少于4m32 .按该用风地点风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体浓度，风速及湿度等符合煤矿安全规程的有关各项规定要求分别计算取其最大值。3规定，矿井风量备用系数为1.151.45。矿井风量按上述进行计算后，还应根据邻近或类似矿井经验按实际需要进行校核。7.2.2 风量计算矿井总风量为： Q（Q aQ bQ cQ d）K 式中：Q a矿井总进风量，m3/min；Q a采煤工作面实际需风量和，m3/min；Q b掘进工作面实际需风量和，m3/min；Q c硐室实际需要风量和，m3/min；Q d矿井除了采煤，掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要风量和，m3/min；K矿井通风系数。1采煤工作面需风量计算：（1）按瓦斯涌出量计算：Q采100q采Kc=1006.31.4882(m3/min)式中： q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；Ki备用风量系数，机采一般1.21.6，取1.4；（2）按人员计算：Qa4NK41701.15782(m3/min)式中：4每人每分钟供风标准，m3/min；N井下同时工作的最多人数； K矿井通风系数，一般1.101.15，取1.15（3）按工作面温度计算：采煤工作面应该有量好的劳动气候条件，其温度和风速符合下表要求：表7-2-1 工作面空气温度与风速对应表工作面空气温度（）工作面风速（）150.30.515180.50.818200.81.020231.01.523261.51.8采煤工作面的需要风量可按下式计算Qa =60VcScKi式中： Vc采煤工作面适宜风速，m/s； Sc回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，经计算得18m2；Ki工作面长度系数，取1.2。Q采=601.5181.5=2430m3/min根据的有关规定，工作面需风量应从多个因素计算中取最大值，由于此两个工作面同时生产，则单个工作面需风量确定2100m3/min。因为东荣一矿矿为低瓦斯矿矿井，因此是按工作面需风量计算。2按掘进工作面需风量计算：（1）按瓦斯涌出量计算Q b =100q掘kd 式中： Q 掘掘进工作面的需要风量，m3/min； q掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min，q掘=1.2m3/min；Kd掘进工作面的通风系数，主要包括瓦斯涌出量不均衡和备用风量等因素，一般Kd取1.22.0。故： Q b =1001.50.8=270m3/min（2）按局部通风机的实际吸风量计算Q b =QfIkf式中： Q b掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min，各种通风机的额定风量按下表选取；I第i个掘进工作面同时通风的局部通风机台数，台；kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.21.3。表7-2-2 各种局部通风机的额定风量表风机型号额定风量(m3/min)JBT-51(5.5KW)150JBT-52(11KW)200JBT-61(14KW)250JBT-62(28KW)300故： Q b =3001.2=360m3/min（3）按人数计算Q b =4Ni =430=120 m3/min式中： Ni掘进工作面同时工作的最多人数，人。按炸药量计算，风量偏小，故不作计算。根据以上计算取最大值300m3/min。3硐室实际需风量：井下爆破材料库取200m3/min。装设瓦斯检测报警自动断电仪，加强瓦斯监控保证安全生产，充电硐室取50m3/min。机电硐室取170 m3/min。柴油机硐室取300 m3/min。则Qc（100+150+70+400）m3/min720m3/min4其它巷道实际需风量：按瓦斯涌出量计算Q d =133qtkt =1331.01.2=159 m3/min式中： qt井巷的瓦斯绝对涌出量，m3/min；kt其他井巷的通风系数，一般取1.21.3；新矿井设计其他用风巷道所需风量难以计算时，也可以采取按采煤、掘进、硐室的总和的3%5%进行考虑。既Qd0.05(Qa+Qb+Qc)0.05(2100+360+720)=159m3/min矿井总进风量为 Q（Q aQ bQ cQ d）K（21002+3604+720+159）1.23=8018m3/min7.2.3 风量分配1风量分配原则矿井风量确定后，应将其分配到各用风地点，其分配原则主要是：（1）分配到各用风地点（包括回采面，掘进面，硐室等）的风量，应不低于前面所计算出的风量。（2）为维护巷道，防止坑水腐烂，金属腐蚀，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定风量。（3）风量分配后，应保证井下各出瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足煤矿安全规程的各项要求2. 分配方法（1）当矿井总风量确定后，先按照带区布置图给回采面，掘进面，硐室分配用风量。（2）从总风量减去回采面、掘进面、硐室用风量，余下风量按带区产量，采掘数目，硐室等分配到各个带区，再按一定比例将这部分风量分配到其他用风地点，用于维护巷道和保证行人安全。3. 风量分配（1）一个采煤工作面分配风量为2100m3/min；（2）一个掘进工作面分配风量为360m3/min；（3）硐室分配风量为720m3/min，爆破材料库分100m3/min，充电硐室取150m3/min，机电硐室取70 m3/min，柴油机硐室取400 m3/min；（4）其它井巷分配风量为364m3/min。7.2.4、风速的验算1工作面风速验算：（1）最低风速验算：Qa15Sai=1515225m3/minSai采煤工作面的净断面积，m2；2100m3/min 225 m3/min（2）最高风速验算：Qa240Sai=240153600m3/minSai采煤工作面的净断面积，m2；240153600m3/min2100 m3/min 225m3/min（2）按最高风速验算：Qm240Sai240153600m3/minSai掘进工作面的净断面积，m2；1440 m3/min 3600 m3/min故检验都符合要求3其它井巷风速验算：（1）其它井巷需风量Qd159m3/minQd0.1560981m3/min 故检验符合要求（2）大巷风速验算：矿井总风量：Q（Q aQ bQ cQ d）K=8018m3/minQ/S大巷8018（2060）6.7m/s根据中要求，大巷中风速不能超过8m/s,则符合要求。各用风点的风速通过验算，均满足要求。表7-2-3 井巷中风流风速(m/s)井巷名称允许风速(m/s)最低最高无绳提升设备的风井和风硐15专为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷8架线电机车巷道1.08运输机巷道、带区进、回风道0.256回采工作面、掘进机的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中岩巷0.154其它行人巷道0.1517.2.5 风量的调节方法与措施1局部风量调节调节的方法有增阻法，减阻法及辅助通风机调节法。增阻法主要是采用调节风扇，临时风帘，空气等调节装置。减阻法主要措施有扩大巷道断面，降低摩擦阻力系数，清除巷道中的局部阻力物，采用并联风路，缩短风流线路的总长度等。2. 矿井总风量的调节调节的方法有改变全通风机工作特性和改变矿井总风阻。采用改变全通风机的叶轮转速、轴流式风机叶片安装角和离心式风机前导器叶片角等，来改变通风机的风压特性，从而达到调节风机所在系统总风量的目的，改变矿井总风阻的措施有：(1)风硐闸门调节，在风机风硐间内安设调节闸门，通过闸门的开口大小可以改变风机的工作风限，从而调节分机的工作风量。(2)降低矿井总风阻，当矿井总风量不足时，通过降低矿井总风阻，来增加矿井总风量。7.3 矿井通风阻力计算7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力hfraLUQ2S式中： hfr井巷的磨擦阻力，Pa； a磨擦阻力系数,s2/m4；