大雁矿业集团四矿1.8Mta新井设计

摘 要 该设计矿井为内蒙古大雁四矿新井设计，设计生产能力为1.8Mt/a，服务年限54a。井田共划分为1个水平开采，井田内有4层可采煤层。井田平均走向长5.0km，平均倾斜长2.5km，煤层平均倾角8，属缓倾斜煤层。 由于井田倾斜长度较大，且为缓倾斜煤层，以及煤层地质条件等因素影响，决定本井田内全部采用倾斜长壁采煤法开采,工作面全部为综合机械化采煤。本设计矿井采用双立井和集中大巷布置方式。 关键词 可采储量 采煤工艺 倾斜长壁 Abstract This design mine pit for the dayan four mine new well design, design productivity is 1.8Mt/a, service life54a. Well field altogether division is 1level mining, in the well field has 4 to be possible to mine coal the level. The well field moves towards long 5000m equally, medium bank long 2500m, the coal bed average inclination angle 8, is the easy gradient coal bed. Because the well field incline length is big, also is the easy gradient coal bed, as well as factor influences and so on coal bed geological condition, decided in this well field uses completely inclines long wall mining coal law mining,Working surface completely for synthesis mechanization mining coal. This design mine pit uses the double vertical shaft and concentrates the big lane arrangement way. Key word:Recoverable resources Mining coal craft Inclined mining 目 录 摘要 I Abstract II 绪论 1 第1章 井田概况及地质特征 1 1.1 井田概况 1 1.1.1 交通位置及范围 1 1.1.2 地形与河流 1 1.1.3 气象 1 1.2 地质特征 2 1.2.1 矿区范围内的地层情况 2 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 3 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 3 1.2.4 岩石性质 厚度特征 4 1.2.5 井田内的水文地质情况 4 1.2.6 沼气 煤尘及煤的自燃性 4 1.2.7 煤质 牌号及用途 5 1.3 勘探程度及可靠性 5 第2章 井田境界 储量 服务年限 6 2.1 井田境界 6 2.1.1 井田周边情况 6 2.1.2 井田境界确定的依据 6 2.1.3 井田未来发展情况 6 2.2 井田储量 6 2.2.1 井田储量的计算 6 2.2.2 保安煤柱 6 2.2.3 储量计算方法 6 2.2.4 储量计算的评价 7 2.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限 7 2.3.1 矿井工作制度 7 2.3.2 矿井生产能力及服务年限 7 第3章 井田开拓 9 3.1 概述 9 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 9 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况 9 3.2 矿井开拓方案的选择 9 3.2.1 井硐形式和井口位置 9 3.2.2 开采水平数目和标高 10 3.2.3 开拓巷道的布置 10 3.3 选定开拓方案的系统描述 13 3.3.1 井硐形式和数目 13 3.3.2 井硐位置及坐标 13 3.3.3 水平数目及高度 13 3.3.4 大巷(运输大巷 回风大巷)数目及布置 13 3.3.5 井底车场形式的选择 14 3.3.6 煤层群的联系 14 3.3.7 带区划分 14 3.4 井筒布置及施工 15 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐维护 15 3.4.2 井硐布置及装备 15 3.4.3 井筒延伸的初步意见 17 3.5 井底车场及硐室 17 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 17 3.5.2 井底车场的布置 存储线路 行车线路布置长度 18 3.5.3 通过能力计算 18 3.5.4 井底车场主要硐室 20 3.6 开采顺序 20 3.6.1 沿煤层走向的开采顺序 20 3.6.2 沿煤层倾斜方向的开采顺序 20 3.6.3 带区接续计划 21 3.6.4 三量的控制 21 第4章 带区巷道布置与带区生产系统 22 4.1 带区概况 22 4.1.1 设计带区的位置 边界 范围 带区煤柱 22 4.1.2 带区地质和煤层情况 22 4.1.3 带区生产能力 储量及服务年限 22 4.2 带区巷道布置 22 4.2.1 区段划分 22 4.2.2 带区斜巷布置 23 4.2.3 带区下部车场布置 23 4.2.4 带区煤仓形式 容量及支护 25 4.2.5 带区硐室简介 26 4.2.6 带区工作面的接续 26 4.3 带区准备 27 4.3.1 带区巷道的准备顺序 27 4.3.2 带区主要巷道的断面示意图及支护方式 27 第5章 采煤方法 28 5.1 采煤方法的选择 28 5.2 回采工艺 28 5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 28 5.2.2 工作面循环方式和劳动组织形式 29 第6章 井下运输和矿井提升 32 6.1 矿井井下运输 32 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 32 6.1.2 矿车的选型及数量 32 6.2 矿井提升系统 34 6.2.1 矿井提升设备选择 34 第7章 矿井通风安全 35 7.1 矿井通风系统的确定 35 7.1.1 概述 35 7.2 风量计算与风量分配 35 7.2.1 风量计算 35 7.2.2 风量分配 37 7.2.3 风量的调节方法与措施 37 7.2.4 风速的验算 37 7.3 矿井通风阻力计算 39 7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 39 7.3.2 矿井等积孔计算 40 7.4 通风设备的选择 40 7.4.1 主扇的选择计算 40 7.4.2 主扇的选择计算 41 7.4.3 反风措施 41 7.5 矿井安全生产措施 41 7.5.1 预防瓦斯爆炸的措施 41 7.5.2 预防煤尘爆炸的技术措施 41 7.5.3 水患的预防措施 42 7.5.4 火灾的预防措施 42 第8章 矿井排水 43 8.1 概述 43 8.2 矿井主要排水设备 43 8.2.1 排水方式与排水系统简介 43 8.2.2 主排水设备及管路的选择计算 43 第9章 技术经济指标 45 参考文献 47 总 结 48 致 谢 49 附 录 I 50 附 录II 53 44 绪论 近年来，我们政府十分重视煤炭工业的发展，作出了一系列的决定，在强调安全第一的原则下，调整结构，改进技术条件，对旧的采煤方法进行改造，提高煤炭产量和经济效益，经过美国煤炭科技人员的努力，煤矿开采技术、采掘机械化水平和生产集中化程度都有了很大的提高。本设计主要是关于新矿井的设计，其中包括开拓方式、巷道布置、采煤工艺、支护方式、设备选型、通风安全以及矿井的各个系统。本设计主要是针对小倾角煤层群的开采方法，本方法采用反倾向的巷道布置，不需要布置上下山，因此，可以节省很多开采费用，也更利于矿井的生产和管理。 希望通过毕业设计，进一步巩固所学的理论知识，使所学的专业知识能够穿联起来进行综合运用，培养应用所学知识解决工程设计及相关实际问题的能力。通过毕业设计这个过程，能够对所学的知识有更深的理解，而且可以发现自己的不足之处，还可以培养自己查阅相关资料的能力，对《煤矿安规程》《设计手册》等相关书籍有进一步的了解，同时还可以提高自己的手工绘图和计算机绘图能力，为我以后的工作打下良好的基础。 第1章 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 交通位置及范围 大雁四矿交通便利，矿区东接牙克石市，西连海拉尔区，南邻巴彦嵯岗苏木，北至海拉尔河与陈巴尔虎旗相望国防公路301线在矿区北部通过，滨洲线铁路在矿区中部穿过。大雁矿区，隶属于内蒙古自治区呼伦贝尔鄂温克族自治旗管辖。四矿位于大雁矿区的东部.井田范围：东起F6断层；西至F3；南部以煤层露头为界；北至F4。井田走向以东西为主，倾斜方向以南北为主。交通位置如图1-1 图1-1 交通位置图 1.1.2 地形与河流 大雁四矿地势为四周高中部低，呈盆地状，海拨标高在640-900m之间，地表植被以草本植物为主，有部分森林，矿区北部及南部有水系和沼泽。大雁四矿井田内地形比较简单，其地势为东南高而西北低。海拉尔河为本地区的主要区域性河流，由东向西流经矿区北侧，其距离井田较远，对井田开发无影响。 1.1.3 气象 大雁四矿属于亚寒带大陆性气候，年平均气温为-3.1C,最低气温为-46.7C ，最高气温为+36.5C ，年平均风速为2.9m/s，最大风速为23 m/s，风向多为西南，春季干燥风大，夏季湿润短促，秋季气温骤降，冬季漫长而寒冷，年降雨量小，蒸发量大，年平均降水量为345.2m，年平均蒸发量为1314.7mm，降雪期为每年9月到翌年的5月中旬，结冻期为每年10月至翌年4月末，冻结厚度一般在3m左右，并有岛状永久冻土层。 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 本矿区内出露地层主要为古生界泥盆系上统大民山组（D2d）的蚀变安山岩， 本区域地层时代、厚度、岩性及化石属种等情况，详见地层综合柱状图1-2 图1-2 地层综合柱状 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 1.四矿位于大雁煤田的东部，根据一O九地质队精查及矿务局补勘成果，区内经钻探、物探实见证实：共有四条大、中型断层，其力学性质均属张扭性正断层。主要断层情况详见表1-1 表1-1 主要断裂构造 顺序 名称 性质 断层面 走向 断层面 倾向 倾角(） 落差 （m） 水平断 距(m) 1 F6 正 NS S 6～12 30～70 16～34 2 F3 正 NS S 24 ～46 20～30 8～26 3 F4 正 EW W 18 ～25 15～25 12～36 4 F5 正 NS N 25 ～30 25～40 0～9 2.大雁矿区内构造以断裂为主，地层基本是单斜状产出。断裂方向以近东西向的走向断裂及南北向断裂为主。区内无岩浆岩侵入。 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 本井田开采的煤层主要位于白垩系下统大磨柺河含煤组，本组共有中厚煤层4组，为了清楚起见，现将各煤层厚度、结构、容重和顶底板情况分层详见下表“可采煤层特征表”1-2 表1-2可采煤层特征 序号 煤层名称 煤层厚度（m） 层 间 距 （m） 倾角（） 围岩 煤的牌号 硬 度 （ƒ） 容重 （t/m3） 煤层构造及稳定性 最小～最大 顶板 底板 平均 1 18 2.8 3.1 16-19 9 中砂岩 粉砂岩 褐煤 2.5 1.24 稳定 3 2 25 2.9 3.2 7 中粗砂岩 细砂岩 褐煤 2.5 1.24 稳定 3 15-18 3 27 2.9 3.1 8 细砂岩粉砂岩 细砂岩 褐煤 2.5 1.24 稳定 3.0 17-22 4 32 2.9 3.2 8 中粗砂岩 细砂岩 褐煤 2.5 1.24 稳定 3.0 1.2.4 岩石性质 厚度特征 区内煤层顶底板岩石约有87%以上为泥岩、砂质泥岩、泥质砂岩、粉砂岩及细砂岩组成，13%以下为粗砂岩及含砾砂岩组成。据肉眼鉴定，这几种岩性均由泥质或凝灰质胶结，松散破碎。矿区内煤层顶、底板均为泥岩或粉砂岩，胶结较差，遇水膨胀,有底鼓的倾向，易产生冒顶，矿山开采时要留设一定厚度的煤皮假顶及底煤，同时需加强支护，并留有足够的保安煤柱，切实做好顶、底板管理工作。力学指标见表1-3 表1-3岩石主要物理力学性质指标表 名称 容重 kg/cm3 孔隙度 压强度 kg/cm3 抗拉强度 kg/cm3 变形模量 kg/cm3 弹性模量kg/cm3 砂岩 1.8- 2.4 6- 24 2- 20 0.5-0.4 0.5- 8 1- 10 砾岩 2.1- 2.5 5- 14 1- 15 0.2-1.5 0.8- 8 2- 8 泥炭岩 2.6- 2.8 1.6-5.2 12.83 0.6-2.0 2- 7 5- 10 灰岩 2.2-2.7 5- 20 5- 20 0.5-2.0 1- 8 5- 10 页岩 1.8-2.2 16-30 1- 10 0.2-1.0 1- 3.5 2- 8 石英长石 2.6-2.8 0.12-0.5 15- 35 4.0-3.0 6- 20 6- 20 1.2.5 井田内的水文地质情况 本矿区地下水埋藏较浅，主要以煤层裂隙水为主。大雁煤田内没有主要河流通过，四矿井田位于大雁煤田的东南部，胜利河由东南向西北流经一矿井田的西南部后汇入海拉尔河。本区含水层以煤系风化裂隙带含承压水为主，风化带以下为煤系风化裂隙含水层为辅。本区第四系地层基本无水，但却是大气降水及火山岩裂隙水渗入补给煤系地层含水层的良好通道。 1.2.6 沼气 煤尘及煤的自燃性 1.瓦斯 本设计矿井瓦斯涌出量非常小，瓦斯含量及煤尘爆炸指数较低，随着深度增加，瓦斯涌出量逐渐增加，不同煤层瓦斯含量也有不同。主要可采煤层CH4平均含量为0.15m3/t，各主要可采煤层瓦斯自然成分以N2为主，CO2次之，CH4最少，本矿瓦斯相对涌出量为0.7m3/t，属于低瓦斯矿井。 2.煤尘 煤尘爆炸指数45-53%之间，各层均属于不易自燃性煤，发火等级为1。 3.煤的自燃 本区煤种为褐煤，煤化程度低、燃点比较低，煤层含水分又较高，煤炭采出后堆积在一起，煤堆很容易发热，当温度达到临界值时，就会发生煤的自燃。井下煤层裸露点封闭或通风不及时，也会发生煤层的自燃现象。 1.2.7 煤质 牌号及用途 1.煤的物理性质及特征 本区煤种为褐煤，所有煤层其物理性质共性明显，差异不大，具有沥青光泽，多属暗淡（或半暗淡）型煤。本区煤岩组分以凝胶化物质为主，其次是丝质炭化物质，以及含量不高的稳定组分和矿物杂质。矿物以泥质和浸染状粘土为主，石英颗粒次之。 2.煤质及工业用途 本区煤种为褐煤，煤的灰分产率较高，干燥基发热量较低，全硫含量为低硫煤适合于火力发电，大型锅炉及民用煤。 1.3 勘探程度及可靠性 根据本区断裂的一般规律，往往在大断裂附近还有很多较小的断裂，这些都需要在建井和生产过程中予以注意。有的钻孔孔斜较大，对构造的推定也有一定的影响。本井田的精查工作量是很大的，基本上搞清本井田的煤层赋存情况和主要的地质构造情况。但由于地质构造复杂，相当一部分断裂仍是推定的，控制程度还有较大摆动。矿井涌水量是用类比法推算的，瓦斯等级也是推算的，所以可靠性都不足，待矿井建成后，根据实际情况重新确定。 第2章 井田境界 储量 服务年限 2.1 井田境界 2.1.1 井田周边情况 井田南部以煤层露头标高线为界，北（深部）以F4断层为界，西以正F3断层为界；东以正F6断层为界。煤层平均倾角为8，视密度1.24t/m3。 2.1.2 井田境界确定的依据 1.井田要有合理的走向长度，以利于机械化程度的不断提高。 以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据； 2.要适于选择井筒位置，合理安排地面生产系统和各建筑物,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 随着技术的进步和勘探水平的全面提高，井田范围内的储量会越来越精确，可能在更深部发现可采煤层。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量的计算 矿井工业储量是指平衡表内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 本设计矿井依据《煤矿安全规程》，留设保安煤柱如下： 1.边界断层留设30m～50m保安煤柱，井田内部断层留设30m保安煤柱； 2.河流两侧各留设15m保安煤柱，地面建筑物留设20m保安煤柱； 3.煤层大巷两侧煤柱各宽50～100m。 按以上方法计算得：工业广场煤柱损失：4.8Mt； 断层、边界、巷道保安煤柱损失：8.6Mt； 总损失量：13.4Mt； 2.2.3 储量计算方法 1.工业储量计算 计算公式如下： 块段储量=块段面积平均倾角余割块段平均厚度容重. 根据大雁四矿立井初步设计储量诸图，通过等高线块段法计算本井田工业储量为186Mt，矿井储量计算如表2-1。 表2-1 矿井储量汇总表 水平 煤层 工业储量A+B+C(万t) 煤炭损失 可采储量（万t） 工业场地 井田境界 断层 巷道 合计 开采损失 Ⅰ 18 4740 135 45 40 130 300 921 2440 25 4560 155 50 50 120 362 1053 2763 27 4700 166 55 60 143 382 1097 2859 32 4700 175 50 60 459 702 1405 2812 合计 18600 631 190 134 859 1757 4476 13800 2.2.4 储量计算的评价 本设计矿井的各类储量都是严格按照国家各有关规定计算的。 2.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限 2.3.1 矿井工作制度 根据《设计规范》规定： 1.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； 2.矿井年工作日按330天计算，每日净提升时间16h。 2.3.2 矿井生产能力及服务年限 本设计矿井各可采煤层均为中厚煤层，按矿井设计规范要求确定本矿的带区采出率为80%，矿井已查明的工业储量为186Mt,通过计算得本井田内工业广场煤柱，境界煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的7.2%，由此计算确定本井田的可采储量为138 Mt。 本设计矿井初步决定采用大型矿井设计，拟定三个方案，即矿井生产能力为1.5Mt/a，1.8Mt/a和2.4Mt/a三个方案， 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=65a ； P2=54a ； P3=41a； 通过与采矿设计手册相核对，确定54a为比较合理的服年限，即本矿井的生产能力为1.8Mt/a，矿井服务年限为54a。 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 矿区东接牙克石市，西连海拉尔区，南邻巴彦嵯岗苏木，北至海拉尔河与陈巴尔虎旗相望。附近几个矿井大都为立井多水平仰俯斜开采。 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况 影响本设计井田开拓方式的具体因素如下： 煤层走向长度为5km，倾向2.5km。本井田煤层系缓倾斜中厚煤层，平均倾角在8左右。整个井田的煤层上部标高在+650m，下部标高在+300m，东部以F3、F4断层为界,西部以3勘探线为界，南部以F5断层为界。整个矿区共有四层可采煤层，即全区发育。 3.2 矿井开拓方案的选择 3.2.1 井硐形式和井口位置 设计提出了三个开拓方案： 方案一：双立井开拓 方案二：双斜井开拓 以上两种井筒开拓方案比较如下：斜井与立井相比 斜井缺点：斜井井筒维护费用高，采用绞车提升时，提升速度低，能力小钢丝绳磨损严重，动力消耗大，提升费用高在自然条件相同时，斜井要比立井长得多；围岩不稳固时． 斜井优点：胶带输送机提升增产潜力大，改扩建比较方便，容易实现多水平生产，并能减少井下石门长度。井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业建筑，井筒装备，井底车场及硐室都投资少；井筒装备和地面建筑物少，不用大型提升设备，钢材消耗量小； 立井优点：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，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，机械化程度高，易于自动控制； 缺点：与斜井优点相对。 通过上述井筒开拓方案的技术比较，确定立井开拓方案在技术上可行。根据规定，对技术可行方案应进行经济比较，井筒开拓方案比较如表3-1 方案一和方案二相比较，方案二斜井的井口在井田之外，偏离储量中心，巷道往返量大，相应的增加了运输、提升、排水费用综合上述各种方案的优缺点，方案一还是比较优越。因此，选用方案一进行井田开拓. 开拓方案经济比较见表3-1 表3-1 开拓方案经济比较表 方案 双 立 井 开 拓 双 斜 井 开 拓 内容 工 程 量 单价（元） 费 用 （元） 工程量 单 价 （元） 费 用 （元） 单位名称 数量 单位 数量 数量 数量 单位 数量 数量 基岩段主井掘进费 24.0 10m 86000 2064000 105 10m 28000 2940000 主井提升 费用 28.0 10m 0.87 24.4 110 10m 0.398 46.1282 副井提升 费用 28.0 10m 2.68 75.04 110 10m 0.681 78.7917 箕 斗 2 个 243700 487400 — — — — 罐 笼 2 个 218700 437400 — — — — 主井提机 1 个 1175578 1230500 1 个 89000 89000 副井提机 1 个 846753 876250 1 个 1946500 1946500 总 计 16456051.6 18453722.2 井口位置与开拓方式要相互协调，特别是提、运煤炭的主井位置还要与地面生产系统、工业广场布置相匹配. 3.2.2 开采水平数目和标高 方案一：井田划分一个开采水平，实行仰俯斜开采。 方案二：井田划分两个开采水平，一水平标高+500 m，二水平标高+300 m。各水平均实行仰俯斜开采水平储量及服务年限如表3-2 表3-2水平储量及服务年限 方案一 可采储量 服务年限 单水平 138 54 方案二 一水平 60 23 二水平 78 31 从该表中可知，方案二的一水平服务年限达不到规范要求的服务年限，而方案一的水平服务年限能够满足一水平服务年限不小于25a的基本要求，储量充足，且有利于带区的接续，巷道利用率高，吨煤工效相对较低。故而采用方案一的水平划分方法，即划分一个开采水平。 3.2.3 开拓巷道的布置 方案一：分组集中运输大巷 方案二：集中运输大巷 方案一的优点如下： 由于方案一用总石门贯穿所有煤层，总石门、分煤层大巷和带区车场中可以选用同一种运输设备，分煤层大巷与分带巷道之间再没有斜巷联系，所以，方案一的运输段数最少。 方案一的缺点如下： 1.由于巷道多，总工程量大，所以巷道维护量大，维护费用高； 2.由于煤层倾角小，造成各水平总石门长度大，工程量大；当井田内存在倾向断层时，分煤层回风大巷要频繁找煤，大巷的弯道数量增加，影响运输设备的运行速度且增加投资，所以，该方案对构造适应能力差； 3.由于工程量大，又是单层开拓、扒皮式回采，所以采掘干扰严重；每层煤都要掘进多条分煤层大巷，分煤层大巷总条数过多，井田开拓掘进总工程量大，给费用和成本带来了过重的负担； 4.由于带区材料车场和带区入风石门（也担负掘进运矸的任务）是从煤层底板穿向煤层，煤层倾角缓，要留大量的护巷煤柱； 图3-1方案一水平平面图 两翼回风石门较长，压煤量较多；所以煤炭采出率低。 5.通风网路较长，通风费用较高；每层煤的护巷煤柱较大，在有自然发火危险的煤层中，护巷煤柱压裂透风容易引起自然发火； 图3-2方案二水平平面图 方案二与方案一相比优点如下： 1.由于总工程量较其它方案大为减少，所以巷道维护量大为减少，巷道维护费大大降低； 2.由于煤层间的开采顺序是阶梯式，总工程量又少，所以采掘干扰轻微，回采面接续从容。井田每翼可安排1～3个带区阶梯式同采，增产潜力大，排产灵活，矿井服务年限内的均衡生产容易保证； 大巷工程量及与大巷有关的联络巷道大大减少，无总石门，也无回风石门，总工程量最少，大大降低了费用和成本； 3.当遇到走向断层时，集中大巷不必频繁转弯，带区斜巷向下延伸或向上调整带区斜巷的长度即可保证带区斜巷与所有煤层的联络，所以第二方案对地质构造的适应能力较强； 4.由于层组内煤层间的开采顺序是阶梯式，带区斜巷又不压煤，所以给层组内煤层的搭配开采创造了条件，有利于矿井生产期内综合指标的稳定； 5.以斜巷代替石门做为煤层间的联络巷道，使得每层煤仰、俯斜工作面可推进长度失衡的状况较其它方案大为改善，最大限度地缓解了工作面接续的紧张状况，降低了分带巷道的运输费用； 两个方案的井底车场、水平运输大巷以及各种带区石门和带区斜巷的工程量基本相等，综合以上考虑选择方案二最合理。 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。 3.3.2 井硐位置及坐标 井筒布置在井田中央的理由： 1.有较好的地形条件：井口处标高+650m，地面坡度不足2，平正土方量小； 2.交通条件好； 3.地处井田储量中央：井筒距北部边界1.6km，南部边界1.4km，西部边界2.5km，东部边界2.5km； 4.确定井筒坐标为：①主井井口坐标为： XA=540400 YA=5456650 ②副井井口坐标为：XB=540300 YB=546750 3.3.3 水平数目及高度 本井田采用单水平开拓,实行仰俯斜开采. 3.3.4 大巷(运输大巷 回风大巷)数目及布置 大巷数目：本设计带区采用一条运输大巷、一条回风大巷。 根据本矿地质条件，经分析比较后，运输大巷采用岩石大巷布置，回风大巷采用煤层大巷布置。 大巷与石门服务年限较长，运输能力大，所以大巷和石门的断面和支护设计基本相同，断面尺寸如图3-3 图3-3大巷断面图 3.3.5 井底车场形式的选择 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，根据本设计矿井的有关设计参数，，初步拟定本设计井田井底车场形式为环形与尽头结合式车场，采用两翼来车的形式。 3.3.6 煤层群的联系 根据本设计井田煤层间的位置及联系，设计本井田煤层群开采时的联系方式是联合准备，即18#、25#、27#、32#煤层组成一个统一的采准系统，准备巷道为四个煤层共用，大巷采用集中布置方式。 3.3.7 带区划分 带区是能共用一个带区煤仓的所有煤层的所有工作面所组成的区域，据此将整个井田划分为13个带区，详见带区划分示意图3-4 图3-4带区划分图 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 依据水文及地质资料，井筒岩石大部分为粉砂岩，有少部分的细砂岩和中砂岩。根据井筒特征及装备情况 本设计井筒支护形式为：混凝土整体灌注式，主副井井壁厚度均为450mm。 3.4.2 井硐布置及装备 主井：主井的用途是提升煤炭，其直径为6.5m，净断面面积32.2m2，掘进断面面积41m2，壁厚为450mm，井筒深度300m。井筒内装备一对16t刚性罐道立井多绳箕斗，采用180mm180mm10mm方形空心型钢罐道，端面布置采用树脂锚杆固定拖架。井筒内设有玻璃钢复合材料梯子，作为矿井安全出口和井筒检修之用，并敷有排水管路三趟（一趟预备），井下消防洒水管路。另外，井筒还敷设有动力电缆、通讯讯号电缆。 副井：副井为提升矸石、运料和人员，其直径为6.5m，井筒直径6.5m，净断面面积33.2m2，掘进断面积43m2，壁厚为450mm井筒深度285m，井筒装备两对1.5t固定式矿车，双层四车刚性立井多绳罐笼，担负矿井辅助提升任务，兼作进风井筒。 其中主井,副井壁厚为450mm,主、副井壁充填混凝土厚度为50mm。详见主副井井筒断面图3-5和图3-6 图3-5主井井筒断面 图3-6副井井筒断面 3.4.3 井筒延伸的初步意见 本井田划分为一个水平，不需要延深。 3.5 井底车场及硐室 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 该矿井井底车场形式的选择依据如下： 1.矿井采用双立井开拓方式，一个开采水平，集中大巷布置，两翼来煤量基本相等； 2.该矿井设计生产能力为1.80Mt/a，年工作日330d，实行四六工作制，每日净提升16h； 3.本设计矿井属于低瓦斯、低涌水量矿井； 4.主要运输大巷采用3t底卸式矿车运输，每列车由25辆矿车组成，由两台10t架线式电机车一前一后牵引。卸载时，机车通过卸载站。辅助运输、掘进煤和矸石列车采用1.5t固定式矿车，由18辆1.5t矿车组成，由一台架线式电机车牵引。 综合以上所述，经分析比较后，本设计矿井选用环形和尽头式井底车场。 3.5.2 井底车场的布置 存储线路 行车线路布置长度 1．存车线长度的确定 （1）副井空、重车线长度，大型矿井按1.0－1.5列车长； （2）材料车线长度，大型矿井应能容纳15个材料车； （3）大型矿井的主井空、重车线长度各为1.5－2列车长； 2.存车线长度的计算 ①主井空、重车线，副井进、出车线： L=mnLk+NLj+Lf 式中 L—主井空、重车线，副井进、出车线有效长度，m； m—列车数目，列； n—每列车的矿车数，按列车组成计算确定； Lk—每辆矿车带缓冲器的长度，m; N—机车数； Lj—每台机车的长数； Lf—附加长度，取10m； 经过计算，得主井L=125（3.45+0.2）+24.5+10=110.25m 副井L=1.518（2.4+0.2）+24.5+10=89.2m ②材料车线有效长度 L=ncLc+nsLs 式中 L—材料车线有效长度，m； nc—材料车数，辆； Lc—每辆材料车带缓冲器的长度，m； n—s设备车数，辆； Ls—每辆设备车带缓冲器的长度，m； L=ncLc+nsLs=152.6=39m； 根据实际需要，取材料车线长40m。 3.5.3 通过能力计算 1．矿井日产原煤5500t，日产掘进煤为5500t0.06=330t，3t底卸式矿车日运煤量为5500t0.94=5170t。3t底卸式矿车列车数为5170/（325）=69列。每日运矸石量为55000.15=825t，1.5t固定式矿车列车数为825/（1.518）=31列。 每日进入井底车场的3t底卸式矿车数与1.5t固定式列车数之比为69/31=3:1，每一调度循环时间为23min，列车进入井底车场平均间隔时间为23/3=8min，列车在井底车场平均运行时间为7.5min，3t底卸式矿车在井底车场平均运行时间为6.5min，1.5t固定式列车在井底车场平均运行进间为8.5min。 2．通过能力计算 按公式计算： N =TaQ/1.15T =33018602538/(1.1523) =383万t/a 通过能力富余系数为383/180=2.1>1.3，所以满足设计规范要求。 3．调度表和井底车场 线路布置见表3-3和图3-7 表3-3 列车调度表 图3-7井底车场线路布置图 3.5.4 井底车场主要硐室 1.主井系统硐室 主井设有井底煤仓及井底煤仓装载硐室，3t底卸式矿车卸载站硐室,清理井底撒煤硐室及水窝泵房等。主井井底撒煤采用矿车处理，用绞车提升至车场水平。 2.副井系统硐室 副井系统硐室有主排水泵房（中央水泵房）、水仓及清理水仓硐室、主变电所（中央变电所）等 3.其它硐室 其它硐室有架线电机车库及修理间、防火门硐室、消防材料库、人车站调度室、医疗室等。 3.6 开采顺序 3.6.1 沿煤层走向的开采顺序 根据有利于矿井的均衡生产和合理配采，有利于生产的连续性；有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理本要求及该设计矿井的煤层分布及带区划分的具体情况，采用井田双翼同时开采，在工业广场煤柱两边布置首采工作面，向双翼由近及远开采，这样初期工程量和基建投资少，并且投产快。 3.6.2 沿煤层倾斜方向的开采顺序 本矿属于缓倾斜煤层，考虑到本设计井田内共有4个可采煤层，即18#、25#、27#、32#煤层。其中18#煤层位于最上部，32#煤层位于最下部，4层煤层分为一组，布置集中运输巷道，实行仰俯斜开采，同一层煤先采俯斜，再采俯斜。 3.6.3 带区接续计划 根据井田的地质条件，将该井田划分为13个带区，详见带区接续表3-4。 表3-4带区接续表 3.6.4 三量的控制 经过计算矿井“三量”即开拓煤量、准备煤量、回采煤量及可期 均满足设计规范要求，因此可以移交产。 缩带式输送机。 6.2 矿井提升系统 6.2.1 矿井提升设备选择 本设计矿井主井采用一对16t刚性罐道多绳摩擦箕斗提升，副井采用一对1.5t矿车双层双车立井多绳罐笼提升。 表6-3 箕斗资料 型号 JDG16/1504Y 名义载重量 箕斗自重 有效容积 17.6m3 16t 17.8t 最大提升高度 1000m 表6-2-2 提升机的技术特征表 型 号 JK—2。5／11。5 电动机功率 2800KW 卷筒数量 1个 卷筒宽度 2000㎜ 卷筒直径 2500㎜ 提升速度 6.6m/s 最大提升高度 1258m 传动效率 0.85 表6-4 罐笼的技术特征表 型 号 GDG1.5/6/2/4 矿车型号 MGC1.7—6 乘人面积 一层面积 5.5㎡ 乘人数 60 总面积 11㎡ 乘车辆 4 罐笼总载重 13.68t 罐体自重 10.78t 最大终端载荷 550kN 罐笼长和宽 52901204㎜ 第7章 矿井通风安全 7.1 矿井通风系统的确定 本设计矿井采用中央并列式通风系统。 7.1.1 概述 根据矿井勘探资料，本设计矿井瓦斯相对涌出量0.7m3/t,矿井属于低瓦斯矿井，井田范围内煤有自燃倾向，自燃发火期约为4～8个月左右，瓦斯含量将会随着开采深度的增加而增多。 7.2 风量计算与风量分配 7.2.1 风量计算 矿井总风量为： Q＝（∑Q a＋∑Q b＋∑Q c＋∑Q 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．按采煤工作面需风量计算 （1）按瓦斯涌出量计算： Qa＝100qCH4aiKi=1003.61.4＝504(m3/min) 式中 qCH4ai—第i个工作面瓦斯绝对涌出量； Ki—通风系统，取1.4； （2）按人员计算： Qa＝4Ni＝425＝100(m3/min) 式中：N第i个工作面最多人数； （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，其温度和风速符合表7-1 采煤工作面的需要风量可按下式计算 Qa =60VaiSaiKi 式中 Vai—第i 个采煤工作面的风速，m/s； Sai—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13.4m2； Ki—工作面长度系数，取1.3。 表7-1 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（） ＜15 0.3～0.5 15～18 0.5～0.8 18～20 0.8～1.0 20～23 1.0～1.5 23～26 1.2～1.8 Q采=601.013.41.3=1045.2m3/min 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 b—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=0.7m3/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1.2～2.0。 故： Q b =1000.71.6=112m3/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1.2～1.3。 表7-2 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) 150 JBT-52(11KW) 200 JBT-61(14KW) 250 JBT-62(28KW) 300 故 Q b =2501.25=312.5m3/min （3）按人数计算 Q b =4Ni =438=152 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312.5m3/min。 3．硐室实际需风量： 井下爆破材料库取220m3/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160m3/min。机电硐室取75 m3/min。柴油机硐室取850 m3/min。 则∑Qc＝（220+160+75+850）m3/min＝1305m3/min 4．其它巷道实际需风量： 按瓦斯涌出量计算 ∑Q d =133qtkt =1333.61.25=598.5 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1.2～1.3； 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。 矿井总进风量为 Q＝（∑Q a＋∑Q b＋∑Q c＋∑Q d）K ＝（1092+312.56+1305+598.5）1.23=4870.5m3/min 7.2.2 风量分配 分配方法： 1.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。 2.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。 7.2.3 风量的调节方法与措施 1．局部风量调节 风量的调节可采用增阻法，减阻法及辅助通风机调节法。 增阻法所采取的措施是调节风扇，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 总风量的调节方法有改变全通风机工作特性来改变矿井总风阻。采取的办法是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。 7.2.4 风速的验算 1．工作面风速验算： （1）最低风速验算： Qa≥15Sai=1513.4＝201m3/min Sai——采煤工作面的净断面积，m2； 1092m3/min > 150 m3/min （2）最高风速验算： Qa≤240Sai=24013.4＝3216m3/min Sai——采煤工作面的净断面积，m2； 1092m3/min < 3216m3/min 故检验都符合要求。 2．掘进低风速验算： （1）按最低风速验算： Qm≥15Sai＝1513.4＝2013/min Sai——掘进工作面的净断面积，m2； 201m3/min > 150m3/min （2）按最高风速验算： Qm≤240Sai＝24013.4＝3010m3/min Sai——掘进工作面的净断面积，m2； 1800 m3/min < 3010 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Q d＝380m3/min Qd≥0.15609＝81m3/min 故检验符合要求 （2）大巷风速验算： 矿井总风量： Q＝（∑Q a＋∑Q b＋∑Q c＋∑Q d）K=4870.5m3/min Q/S大巷＝4870.5／（1360）＝6.2m/s 根据<<规程>>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7-3 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 1.0 8 运输机巷道、带区进、回风道 0.25 6 回采工作面、掘进机的煤巷和半煤岩巷 0.25 4 掘进中岩巷 0.15 4 其它行人巷道 0.15 1 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 hfr＝aLUQ2／S 式中 hfr—井巷的磨擦阻力，Pa； a—磨擦阻力系数,s2/m4； L—井巷的长度,m； U—井巷的周边长,m； S—井巷的净断面积，m2； 井巷通风总阻力计算： 摩阻系数α（Ns2/m4） 巷道长度L(m) 断面净周长P(m) 净断面S(㎡) 风量Q(m3/s) 风速υ(m/s) 通风困难时期 0.012 2486.4 14 13.2 46 3.66 通风容易时期 0.014 1563.5 13.9 13.4 42.9 3.2 通过平均井巷净断面积进行计算： hfmax＝0.0122506.4142116/2000＝445Pa hfmin＝0.0141623.513.91838/1953＝297Pa 在井下，局部风阻为总风阻的10% 则总风阻：hmax＝hfmax／0.9＝494 Pa hmin＝hfmin／0.9＝330 Pa 抽出式通风考虑一定的漏风量,则通过主扇风机的风量为: Q扇＝KQ＝1.154870.5/60＝93.4m3/s K―漏风系数;k=1.15 则矿井总阻力为: Rmax＝hmax /Q2＝0.046，0.046＜0.35 Rmin＝hmin /Q2＝0.032，0.032＜0.35 由以上计算得出，本矿井通风容易程度属容易。 7.3.2 矿井等积孔计算 矿井通风等积孔是衡量矿井通风难易程度和是否经济的重要指标，由于矿井井型和瓦斯等级不同，等积孔不同，等积孔的经济合理值变化较大，不能用一个标准来衡量全矿井的通风难易程度。因此，可以用矿井等积孔表示矿井通风的难易程度，根据矿井总风阻或等积孔，通常把矿井通风难易程度分为三级，如下表所示。 表7-4 矿井通风难易程度表 矿井通风难易程度 矿井总风阻Rm（NS2m-8） 等积孔A(m2) 容易 <0.355 >2 中等 0.355～1.420 1～2 困难 >1.420 <1 等积孔的计算方法： A =1.19Q/h1/2 式中 A—矿井或通风区的等积孔，m2； 则通风困难时期: A1=1.194870.5/(5681/260)=4.1m2>2m2 通风容易时期: A1=1.194870.5/(3641/260)=5.2m2>2m2 对照上表可知，该矿井通风难易程度为容易。 7.4 通风设备的选择 通风设备的选择是根据计算出的Q和通风最容易时期最小阻力和通风最困难时期最大阻力进行设计的。 7.4.1 主扇的选择计算 1.风机的工作风量 Qf＝KQ 式中 K—考虑外部漏风系数,取1.15； 由公式得 Qf＝1.154870.5/60＝93.4m3/s 2.风机的风压 对抽出式通风矿井,通常采用轴流式风机,轴流式风机风压静压力: Hs=h+hd+hn 式中 h—矿井总风阻; Hd—风机附属装置的阻力取20; Hn—自然风压,当自然风压与主扇风机风压同向作用时,Hn取正,反向取负； 最大阻力Hs1： Hs1=hf1+hd-hn =484+20＝504 Pa Hs2=hf2+hd+hn =336+20＝356 Pa (由于进回风井长度基本相等,且其井口标高基本相等,则Hn取0) 风机实际工况点 R