矿区的特征及作用-建筑毕业论文

XX大学20XX届本科生毕业设计XXXXXXX学院毕业设计题目姓名学号专业班级分院指导教师20XX年XX月XX日目录1矿区概述及井田地质特征…………………………………………………31.1矿区概述…………………………………………………………………31.2井田地质特征……………………………………………………………61.3煤层特征………………………………………………………………102井田境界和储量……………………………………………………………122.1井田境界…………………………………………………………………122.2矿井工业储量……………………………………………………………122.3矿井可采储量……………………………………………………………143矿井工作 制度 关于办公室下班关闭电源制度矿山事故隐患举报和奖励制度制度下载人事管理制度doc盘点制度下载 及设计生产能力、服务年限………………………………153.1矿井工作制度……………………………………………………………153.2矿井设计能力及服务年限………………………………………………154井田开拓……………………………………………………………………244.1井田开拓的基本问题……………………………………………………244.2矿井基本巷道…………………………………………………………355准备方式……………………………………………………………………455.1煤层的地质特征…………………………………………………………455.2带区巷道布置及生产系统……………………………………………475.3带区车场选型设计……………………………………………………486采煤 方法 快递客服问题件处理详细方法山木方法pdf计算方法pdf华与华方法下载八字理论方法下载 ……………………………………………………………………516.1采煤工艺方式……………………………………………………………516.2回采巷道布置…………………………………………………………637井下运输……………………………………………………………………697.1概述………………………………………………………………………697.2大巷、采区运输设备选择…………………………………………………708矿井提升…………………………………………………………………738.1概述……………………………………………………………………738.2主副井提升……………………………………………………………739矿井通风与安全……………………………………………………………909.1矿井通风方式选择……………………………………………………909.2矿井风量计算…………………………………………………………919.3矿井通风阻力计算……………………………………………………919.4矿井通风设备选择……………………………………………………949.5矿井灾害的防治措施…………………………………………………9410矿井基本技术经济指标…………………………………………………961矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述一、位置与交通刘店井田位于安徽省涡阳县境内，西南距涡阳县城约15km，行政区划隶属马店镇、龙山镇和新兴乡管辖。井田的勘查范围由以下11个拐点圈定，面积为110.15km2。勘查范围拐点坐标见表1-1-1。勘查范围拐点坐标表表1-1-1 拐点号 坐标 北纬 东经 X Y 1 33.4054 116.1545 3728662 39431611 2 33.4148 116.1827 3730297 39435795 3 33.4051 116.2307 3728495 39442996 4 33.3802 116.2052 3723310 39439488 5 33.3857 116.1954 3725014 39438002 6 33.3733 116.1658 3722456 39433449 7 33.3624 116.1652 3720331 39433279 8 33.3540 116.1439 3718999 39429840 9 33.3506 116.1131 3717989 39424984 10 33.3716 116.1130 3721994 39424990 11 33.3854 116.1247 3724999 39426998濉阜铁路从井田外东侧经过；井田周围尚有以涡阳县城为中心的公路网直达淮北、永城、亳州、阜阳、蒙城和宿州等地。交通十分方便。见图1-1-1。二、地形与河流本井田地处淮北平原西南部，地形平坦，地面标高介于+30.16～+31.47m之间，总体趋势为北高南低。井田内主要河流为涡新河，其支流胜利河、岭孜河、大寨沟、五道沟、白洋沟、洪沟和青龙河等均流入涡新河。上述沟、河流量均受大气降水的影响而随季节性变化。三、气候与气象本井田所在地属大陆与海洋过渡性气候，四季分明，冬冷夏热。该地区每年夏季多东南风，冬季多西北风，最大风速14.0m/s；年均气温14.0℃左右，最高气温40.0℃，最低气温-17.2℃；年均降雨800mm左右，且雨量在每年的7、8月份最高；全年无霜期在212天左右。四、地震基本烈度根据《建筑抗震设计 规范 编程规范下载gsp规范下载钢格栅规范下载警徽规范下载建设厅规范下载 （GB50011-2001）》的有关规定，本井田所在地的抗震设防烈度为7度。1.2井田地质特征一、地层本井田为全隐蔽含煤区，钻探所及地层由老到新依次有石炭系、二叠系和新生界。二、构造本井田位于淮北煤田涡阳向斜的东翼，总体构造形态为一走向北东、倾向北西、倾角一般为5°～30°且发育有一系列次级褶曲和断层的单斜。井田内共查出李庄向斜、庚庄背斜、武大寨向斜和石塚背斜等次级褶曲4个。全井田共发现断层109条，其中正断层95条，逆断层14条。若按断层的最大落差大小来分，则有大于等于100m的8条，小于100m而大于等于50m的4条，小于50m而大于等于20m的27条，小于20m的70条。断层的展布方向主要为近东西向和北北西向，其它方向较少。断层主要特征见表1-2-1。本井田的东部岩浆侵入较为严重，一般呈岩脉状和似层状侵入煤系，其中0线以南主要入侵7煤组及其上下层位，且多集中在东部和西南部；0线以北则多入侵7至10煤组，岩体西厚东薄。岩浆所及，往往破坏煤层的结构，使煤的变质程度增高直至质变为天然焦，或使煤层厚度变薄乃至被吞蚀。本井田尚未发现岩溶陷落柱。总体来看，本井田的构造复杂程度为中等。三、煤质本井田可采煤层以中灰、低硫～低中硫、低磷、低挥发份、高熔灰分、中～高热值的贫煤和瘦煤为主，伴有少量焦煤和无烟煤。其中焦煤和瘦煤可作炼焦用煤，贫煤可作动力用煤和民用煤，无烟煤可作民用煤。本井田基岩的风氧化带深度为自新生界底界向下垂深25m。四、水文地质（一）主要水文地质特征1．地表水体井田内无大的地表水体，流经其中的河流主要有王道沟、白洋沟、涡新河与淝河。涡新河为人工渠，在井田西部经过，流向自北向南，河床宽20m左右，深4～5m；淝河流经井田中部，流向自北向南，河床宽20～40m，深3～4m。上述河流均属淮河水系，为雨源型的间歇性河流，流量受大气降水影响，雨期暴涨，流量猛增，枯水期流量很小，甚至断流。当地最高洪水位为31.05m。2．新生界本井田新生界松散层厚度在290.00～390.00m左右，总体趋势为西厚东薄。按照沉积物的组合特征和含、隔水情况，可将新生界松散层自上而下大致分为一含、一隔、二含、二隔、三含和三隔计3个孔隙含水层（组）和3个隔水层（组）。其中三隔主要由粘土和亚粘土组成，局部夹薄层细、中砂和1～2层部分固结成岩的钙质粘土或亚粘土，底部含较多砾石。该层（组）厚度大，介于10.00～110.00m之间，分布较稳定，隔水性能好，可以阻隔上覆一、二、三含及地表水与下伏基岩含水层（组）间的水力联系，系井田内重要的隔水层之一。3．二叠系本井田二叠纪煤系主要由泥岩、粉砂岩、砂岩和煤层组成。根据地层顺序及其与煤层间的相互关系，自上而下大致可分为上石盒子组砂岩裂隙含水层、下石盒子组7煤顶（底）板砂岩裂隙含水层和山西组10煤顶（底）板砂岩裂隙含水层。尽管上石盒子组砂岩裂隙含水层含水较丰富，但因其下距7煤层约150m左右，故与矿坑联系不密切，系矿井开采的间接充水水源；7、10二煤层顶（底）板砂岩裂隙含水层均位于可采煤层与泥岩之间，岩性、厚度变化较大，且砂岩裂隙发育不均，一般富水性较弱，补给条件较差，以消耗储存量为主，是矿井开采的直接充水含水层。4．石炭系本井田石炭系太灰岩溶裂隙含水组主要由灰岩与其间的泥岩、粉砂岩和细砂岩组成，其中含灰岩13层，累厚40m左右。灰岩中充填裂隙较发育，局部具溶蚀现象，钻进过程中多数钻孔在该含水组顶部冲洗液明显消耗，总体富水性弱，是10煤层底板直接充水含水层。但淮北地区太灰岩溶裂隙发育不均，富水性差异较大，部分矿井其富水性可达中等～强。鉴于该组上距10煤层在正常地段为16.11～58.98m，受构造影响处仅为6.17～24.50m，如果直接开采10煤层，绝大部分地段很可能因太灰水压过高而引发底板突水事故。5.另据区域地层资料，本井田的东南部和东北部外围尚有奥陶系（厚度347～377m）和寒武系（厚度大于600m）二富含岩溶裂隙水的含水组存在。6.断层带本井田共发现断层109条，其中正断层95条，逆断层14条。断层落差不等，延展长度不一。从钻孔揭露的情况来看，断层带多见以泥质胶结为主的角砾岩，且在断层带及其附近，闭合状裂隙较为发育，岩芯较破碎，局部泥化强烈，绝大部分钻孔在穿过断层地段的冲洗液消耗不明显，表明其导水性较差。但是，若受采动影响，部分断层有可能被活化而成为导水的重要通道。综上所述，本井田新生界松散层孔隙水对井下开采基本没有影响，但二叠纪煤系砂岩裂隙水和石炭系太灰岩溶裂隙水则系矿井开采的主要充水因素。因此，本井田的煤矿床属于水文地质条件中等的裂隙充水矿床。（二）矿井涌水量《安徽省涡阳县刘店煤矿勘探地质报告》采用比拟法预计的一水平（-650m）矿井正常涌水量和最大涌水量分别为450m3/h和610m3/h；采用地下水动力学法预计的一水平（-650m）太灰岩溶裂隙含水组的可能突水量为109m3/h。目前，本矿井的一水平已调整为-641m，但与-650m相差不大。因此，按照《安徽省涡阳县刘店煤矿勘探地质报告》采用的比拟法和地下水动力学法及其相关参数分别预计的一水平（-641m）矿井涌水量和太灰岩溶裂隙含水组的可能突水量均比原一水平（-650m）的小，但小得不多。为更趋安全，本次设计仍然采用《安徽省涡阳县刘店煤矿勘探地质报告》提供的一水平（-650m）矿井涌水量和太灰岩溶裂隙含水组的可能突水量。然而，考虑到在建设和生产过程中可能受井筒淋水、井下洒水和防火灌浆等因素的影响，矿井的正常排水量和最大排水量分别取500m3/h和660m3/h。五、其它开采技术条件（一）煤层顶（底）板岩石工程地质特征本井田可采煤层顶（底）板主要为泥岩、粉砂岩、砂岩和岩浆岩，局部为炭质泥岩。岩石的单向抗压强度为：泥岩、粉砂岩介于20.0～56.6Mpa之间，细、中砂岩介于60.3～128.4Mpa之间。一般情况下，相同岩石的物理力学性质差异不大，但不同岩石的的力学强度则有所不同，其中砂岩较高，粉砂岩次之，泥岩较低。然而，若受构造或风化作用，各类岩石的力学强度均明显降低。因此，本井田可采煤层顶（底）板主要为坚硬～半坚硬岩类，软岩类次之。按照煤炭科学研究院煤层顶（底）板岩性指标分类：本井田的砂岩属中等稳定型，粉砂岩属中等～不稳定型，泥岩属不稳定型。本矿井的工程地质类型属以坚硬～半坚硬岩类为主的层状矿床，工程地质条件中等。但考虑到淮北矿区各生产矿井煤层顶（底）板中泥岩多遇水软化，强度明显降低，故建议在矿井生产过程中，对这一问题引起足够的重视，认真总结邻近矿井的成功经验，加强对顶（底）板的管理工作，确保安全生产。（二）瓦斯本井田共采集瓦斯样品31个。从瓦斯煤样测试成果来看，可采煤层的瓦斯含量虽有随煤层埋深的增加而增高的趋势，但普遍较低。可采煤层实测瓦斯含量除10煤层的1个点达2.43m3/t以外，其余均小于1.00m3/t；瓦斯成分则以N2为主。然而，部分样品中重烃含量相对较高则应引起足够重视。考虑到南邻涡北井田的瓦斯等级较高，本次设计暂按高瓦斯矿井对待。（三）煤尘爆炸与煤的自燃本井田可采煤层均有煤尘爆炸危险。本井田10煤层为不自燃～不易自燃煤层，7煤层为不易自燃煤层。（四）地温本井田所在地的恒温带深度为自地表向下垂深25m，相应的温度为17.2℃。本井田地温梯度为2.35℃/hm，属正常地温区。预计本井田在510m以下开始进入一级高温区。1.3煤层特征本井田的含煤岩系为华北型石炭、二叠系，其中二叠系的山西组与下石盒子组为主要含煤层段。井田内二叠系含煤层段总厚877m，煤层总厚30.30m，含煤系数为3.45%。其中山西组含煤三组，1～4层，煤层累厚0.24～14.64m，9煤和11煤不发育，不可采，仅10煤层可采，其厚度介于0～7.29m之间，平均2.23m，系主要可采煤层；下石盒子组含煤五组，1～7层，煤层累厚0.34～15.66m，4煤、5煤和6煤极不稳定，不可采，8煤零星可采，仅7煤层可采，其厚度为0～7.37m，平均1.94m，但受岩浆侵入影响，7煤层多质变为天然焦。本井田的可采煤层为大部可采的中厚煤层，煤层的结构简单～较简单，煤层的稳定性属较稳定型。可采煤层主要特征见表2-2-2。本井田可采煤层以中灰、低硫～低中硫、低磷、低挥发份、高熔灰分、中～高热值的贫煤和瘦煤为主，伴有少量焦煤和无烟煤。其中焦煤和瘦煤可作炼焦用煤，贫煤可作动力用煤和民用煤，无烟煤可作民用煤。本井田基岩的风氧化带深度为自新生界底界向下垂深25m2井田境界和储量2.1井田境界一、井田境界刘店井田位于安徽省淮北矿区涡阳区的东北隅，其南、东分别自八里槽断层（DF1）和10煤层隐伏露头，北、西分别至宿北断层（F41）、7煤层-1000m底板等高线和经线39425000。全井田走向长约18.0km，倾斜宽5.5km左右，面积约99.0km2。2.2矿井工业储量（一）资源/储量估算范围、对象、方法及参数1．估算范围本井田资源/储量的估算范围为各可采煤层的井田范围，其中浅部自各可采煤层的风氧化带底界，深部至各可采煤层的-1000m底板等高线。电子版地质报告还估算了大高家断层以西块段-1000～-1200m的深部资源量。2．估算对象本井田参加资源/储量估算的煤层有7、10计2层。3．估算方法本次资源/储量估算运用地质块段法在各可采煤层底板等高线图上进行。4．估算参数（1）煤层最低可采厚度为0.70m，天然焦最低可采厚度为0.80m；（2）原煤最高可采灰分产率为40%；（3）原煤最高硫分为3%；（二）资源/储量估算结果1.资源/储量按照《安徽省涡阳县刘店煤矿勘探地质报告（电子版）》中7、10二煤层底板等高线及资源/储量估算图与相应煤层储量估算明细表核算，本井田共有资源/储量（121b+122b+2S22+333）318561kt，扣除148356kt天然焦资源量（2S22）后，共有煤炭资源/储量（121b+122b+333）170205kt。其中大高家断层以西有煤炭资源/储量（121b+122b+333）和天然焦资源量（2S22）分别为156514kt和45853kt，以东有煤炭资源量（333）和天然焦资源量（2S22）分别为13691kt和80428kt。煤炭资源/储量见表2-1-1。此外，大高家断层以西块段尚有-1000～-1200m的深部煤炭资源量（334？）和天然焦资源量（2S22）分别为24252kt和22075kt。鉴于大高家断层以东煤炭资源量少，多为天然焦，而目前天然焦市场前景较差，故该块段资源量暂不考虑开采，以作矿井后备之用。因此，本次设计的对象为井田内大高家断层以西煤炭资源/储量。2．设计储量（1）永久性煤柱损失量a．防砂煤柱量：按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000版）》的有关规定，本井田新生界底部虽无含水层分布，但为防止垮落带波及松散层，必须在可采煤层的浅部留设一定高度的防砂煤柱。本次留设的防砂煤柱高度一般在50m左右（详见本章第三节）。经计算，共有防砂煤柱量1667kt。b．断层煤柱量：考虑到井田内断层对开采可能造成的危害程度不同，本次参照淮北矿区生产矿井断层煤柱留设的经验，暂按断层的最大落差大于等于100m、小于100m而大于等于50m和小于50m而大于等于20m，分别在其两侧各留100m、50m和30m宽度作为断层煤柱。经计算，共有断层煤柱量15700kt。当然，在正式开采之前，各断层煤柱的安全尺寸尚须按照取得的基本参数计算确定。（2）设计储量大高家断层以西查明煤炭资源/储量扣除永久性煤柱损失量后，共有设计储量139147kt。3.经济储量（1）工业场地煤柱量按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000版）》中淮北矿区地表移动实测参数（φ=45°，δ=73°，β=73°-0.57α，γ=73.3°）计算，本矿井共有工业场地煤柱量8976kt。（2）非经济储量为提高矿井的投资效益，本次将F-4、F32和F34三断层围成的孤立块段内的煤炭资源量作为非经济储量。经计算，共有非经济储量2209kt。（3）经济储量设计储量扣除工业场地煤柱量和非经济储量后，共有经济储量127962kt。2.3矿井可采储量（1）开采损失量因井田内可采煤层均属中厚煤层，故将各煤层的经济储量乘以20%的采区回采损失率后即为开采损失量，共有28333kt。（2）可采储量经济储量扣除开采损失量后，共有可采储量99629kt。3矿井工作制度及设计生产能力、服务年限3.1矿井工作制度矿井设计年工作日为330d。每天3班作业，其中2班生产，1班检修。每班工作8h，每天净提升时间为14h。3.2矿井设计能力及服务年限刘店矿井设计生产能力，淮北矿区总体规划和可行性研究均确定为1.50Mt/a，并分别获得国家发改委和集团公司的审查批准。本次设计针对影响矿井设计生产能力合理确定的主要因素，进一步分析论证如下：（一）矿井建设的外部因素1．交通运输便捷本井田东南约8km有濉（溪）～阜（阳）铁路，南有涡北矿区铁路专用线；淮北～涡阳公路从井田东侧通过，涡阳～永城公路贯穿井田西部。矿井铁路专用线及进场公路较短，交通运输十分方便。2．供电电源可靠矿井西南侧约13km处有涡阳城北110kV区域变电所，西南约16km处有涡阳城南220kV区域变电所，东南约40km处有电力系统新建的杨柳220kV区域变电所。矿井供电电源充足、可靠。3．供水水源充足本井田新生界松散含水层分布广，沉积厚度大，蓄水量丰富，水质较好，消毒后能够满足矿井生活用水对水质及水量的要求。另外，矿井井下正常排水量为500m3/h，经处理后，水质能够达到生产用水标准。因此，矿井水源充足可靠。4．市场条件煤炭是我国的主要能源，长期以来，煤炭在我国一次性能源中占70%左右，虽然近几年国家实行经济结构和能源结构调整，以及技术进步的影响，使煤炭在一次性能源中的比重有所下降，但我国“煤多、油少”的能源资源结构，使煤炭是我国主要能源的地位不会改变。综合考虑未来我国经济发展、结构调整、高效清洁能源的加快利用、环境保护、节能技术、能源供应经济与安全以及能源结构变化等因素。“十五”及其以后相当长时期内，我国煤炭供求形势总体上将趋于紧张。从消费方面看，由于国民经济将继续保持较高的发展速度，对能源的需求也将保持在一定水平上，煤炭作为我国的主要能源，其消费总量总体呈上升趋势；从供给方面看，随着老矿区老矿井的衰老报废减产，国家环境保护政策对高硫、高灰等劣次煤炭的限制，以及对不符合安全生产条件的小煤矿实行关闭整顿，煤炭生产能力将大为下降，而国有重点煤矿生产准备能力又严重不足。据有关方面的预测，2005年、2010年和2020年中国煤炭消费需求将达20亿吨、22亿吨和25亿吨左右。根据现有生产矿井的能力和在建规模，剔除衰老报废矿井因素的影响，2010年和2020年全国现有煤矿和在建煤矿的供应能力分别为19.0亿吨和15亿吨。因此，2010年和2020年全国需要规划新增产能3亿吨和10亿吨，以实现煤炭的产需平衡。本井田地处华东腹地，区位优势明显，主要可采煤层以特低～低硫、低磷、中高发热量的贫瘦煤为主，为国家稀缺煤种，市场竞争力强，销售前景看好，在目前的市场背景下，刘店矿井应珍惜难得的市场机会，以提高企业效益为宗旨，在井田资源条件许可的情况下，宜适当地加大矿井的生产能力。5．矿区接替淮北矿区后继煤炭资源相对不足，尤其是勘探程度较高、可用于近期矿区接替的井田更为缺乏；而睢肖老区经过近40年的开采，煤炭资源逐渐枯竭，煤炭产量逐年递减；因此，从确保矿区正常接替，稳定和扩大集团公司的生产规模考虑，矿井井型宜适当加大。（二）影响矿井生产能力的资源条件1．资源/储量条件本井田含可采煤层2层，平均总厚度4.17m；全井田共有煤炭资源/储量194.457Mt，扣除大高家断层以东后备区13.691Mt后，井田煤炭资源/储量180.766Mt，可采储量99.629Mt；分别按0.90、1.20、1.50、1.80Mt/a井型计算，储量备用系数取1.35，矿井服务年限分别为82a、61.5a、49.2a、41.0a。从本井田资源/储量条件上看，0.90Mt/a井型服务年限偏长，1.80Mt/a井型服务年限偏短。2．勘探程度上述勘查工作，查明了井田的地层层序及总体构造形态，查明或基本查明了井田内较大断层的发育情况，基本查明了岩浆岩的分布特点；查明了7、10可采煤层的厚度、结构、间距和稳定性等主要特征，煤层对比可靠；查明了可采煤层的煤质特征及其变化情况，并划分了煤类；基本查明了井田的水文地质特征，确定了井田的煤矿床属水文地质条件中等的裂隙充水矿床，分析了矿井的充水因素，预计了矿井涌水量；对岩体工程地质、瓦斯、煤尘、煤的自燃、地温和环境地质等其它开采技术条件也作了不同程度的了解和评价；估算了可采煤层的资源/储量。总的来看，本井田的地质勘查程度是比较高，为矿井的工作面布置和生产能力的提高提供了可靠保证。3．煤层赋存条件本井田含可采煤层2层，其中10煤层两极厚度0～7.29m，平均厚度2.23m。其顶板为泥岩，粉砂岩或细粒砂岩。煤层底板多为暗色泥岩或细粉砂岩。主要分布在-1勘探线以西。10煤层厚度相对均匀，1线～7线之间煤厚在2～3m，南部一带厚度较薄，西南角部分地段不可采，F32断层以东大部分不可采。总体上看煤层结构简单，稳定性较好，煤层生产能力较大；7煤层受岩浆岩的影响，煤层厚度变化较大（平均为1.94m），为较稳定性煤层，煤层生产能力相对较小。4．煤种条件本井田可采煤层以中灰、低硫～低中硫、低磷、低挥发份、高熔灰分、中～高热值的贫煤和瘦煤为主，为国家稀缺煤种，市场竞争力强，销售前景看好。（三）井田构造与初期采场条件1．井田构造本井田位于淮北煤田涡阳向斜的东翼，总体构造形态为一走向北东、倾向北西的单斜构造。井田内断层及褶皱较发育，煤层倾角变化较大，一般50～300。全井田共发现断层109条，其中正断层95条，逆断层14条。若按断层的最大落差大小来分，则有大于等于100m的8条，小于100m而大于等于50m的4条，小于50m而大于等于20m的27条，小于20m的70条。断层的展布方向主要为近东西向和北北西向，其它方向较少。首采区三维地震勘探证实采区内部小构造发育较多，不利于工作面布置。本井田的东部岩浆侵入较为严重，一般呈岩脉状和似层状侵入煤系，其中0线以南主要入侵7煤组及其上下层位，且多集中在东部和西南部；0线以北则多入侵7至10煤组，岩体西厚东薄。岩浆所及，往往破坏煤层的结构，使煤的变质程度增高直至质变为天然焦，或使煤层厚度变薄乃至被吞蚀。本井田构造条件是影响工作面单产提高的重要因素。2．初期采场条件为了提高矿井前期效益，本矿井初期开采厚度较大、条件较好的10煤层；为了减少初期工程量、缩短建井工期、初期在工业场地保护煤柱线两侧分别布置东一（10）和北一（10）2个采区，分别移交1个10煤层高档普采和综采工作面。其中东一（10）采区走向长1100～1400m，倾斜宽450～900m，煤层倾角200～300，平均煤厚2.20m，可采储量4081.8kt；采区内受断层影响较大，工作面走向长度较短，适合布置高档普采工作面；采区生产能力按500kt/a计算，采区服务年限为6.0a。北一（10）采区走向长1100～1200m，倾斜宽600～900m，煤层倾角为100～150，平均煤厚3.05m，可采储量5700.5kt，适合布置综采工作面；采区生产能力按1000kt/a计算，采区服务年限为4.2a。从首采区开采条件上看，各采区内只能布置1个综采或1个普采面生产，全矿井初期以1个综采面和一个普采面同采为宜。因此，从首采区储量、煤层倾角、工作面回采难度上看，初期工作面单产不宜过高。（四）水文地质条件本井田新生界松散层孔隙水对井下开采基本没有影响，但二叠纪煤系砂岩裂隙水和石炭系太灰岩溶裂隙水则系矿井开采的主要充水因素。其中石炭系太灰岩溶裂隙含水组主要由灰岩与其间的泥岩、粉砂岩和细砂岩组成，其中含灰岩13层，累厚40m左右。灰岩中充填裂隙较发育，局部具溶蚀现象，钻进过程中多数钻孔在该含水组顶部冲洗液明显消耗，总体富水性弱，是10煤层底板直接充水含水层。但淮北地区太灰岩溶裂隙发育不均，富水性差异较大，部分矿井其富水性可达中等～强。鉴于该组上距10煤层在正常地段为16.11～58.98m，受构造影响处仅为6.17～24.50m，如果直接开采10煤层，绝大部分地段很可能因太灰水压过高而引发底板突水事故。随着开采强度和深度的增大，井下涌水将制约生产能力的提高。因此，对矿井的设计生产能力应充分考虑其影响。（五）工作面接替条件本井田主要可采煤层2层，首采的煤层为10煤层；煤层赋存较浅、厚度较大、开采条件较好、适合综采面前期接替的块段主要是DF60断层以北的东二（10）采区和F10以北～3线的北二（10）采区两个10煤层开采块段，因此，综采工作面接替条件较好，能保证矿井一个综采工作面的稳定生产和接替。位于井田南翼的南一（10）采区和南二（10）采区是东一（10）采区的主要接替块段，其采区走向长度短、断层较多、煤层较薄，只适合普通机械化开采或炮采，可保证矿井普采工作面的生产接替。因此，矿井前期南、北两翼各保证一个工作面接替比较容易，矿井后期随着南部和北部采场的打开，可适时增加一个炮采工作面，来稳定矿井的生产能力。（六）工作面单产本井田东部的任楼煤矿目前开采中组煤的72～82煤层（任楼井田内10煤层不发育），平均煤厚2.0～2.8m，由于该井田内斜切断层较发育，造成综采面走向推进长度普遍较短（一般500～1500m），加之工作面装备较差，综采面单产一般为0.6～0.8Mt/a，局部煤厚较大的轻放工作面单产达到1.0Mt/a。本井田地质条件与任楼井田相近，初期综采开采块段的10煤层厚度较大（平均3m），单从煤层厚度上看，综采面有高产的条件；但考虑到井田内断层、褶皱较发育、煤层倾角变化较大以及煤层稳定性等制约因素，并结合淮北矿区实际单产水平，本设计认为矿井初期开采10煤层时，综采面单产可达到0.8～1.00Mt/a。构造较复杂、煤层较薄的南翼普采工作面长度均不足800m，结合本区邻近生产矿井的实际情况，工作面单产考虑0.3～0.5Mt/a。因此，本矿井以1个综采工作面达到1.20Mt/a的设计生产能力较为困难，1.50Mt/a设计生产能力以2个工作面同采来保证，就工作面接替和工作面单产而言，相对较为容易实现。而1.80Mt/a设计生产能力需要2个综采工作面同采来保证，矿井初期综采工作面接替较为紧张。综上所述，从本井田外部建设条件、市场条件、煤种条件以及矿区接替要求等方面看，本井田开发规模应适当加大；但考虑到井田储量有限、构造较复杂、可采煤层较少、首采区小断层较多，结合采场接替条件以及工作面单产水平等制约因素，本矿井建设规模又不宜过大。结合矿井开拓布置，本设计对矿井生产能力提出1.50、1.80、1.20Mt/a3个井型 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 进行分析比较：方案I：矿井设计生产能力为1.5Mt/a。该方案矿井投产时，工业场地内布置主井、副井、回风井3个井筒；井下南、北翼分别移交东一（10）和北一（10）2个10煤层采区，采区内10煤层平均厚度分别为2.20、3.05m，分别装备1个10煤层高档普采工作面和1个10煤层综采工作面，工作面单产分别为0.5Mt、1.0Mt/a。矿井后期2～3个工作面生产。矿井计算服务年限49.2年。该方案移交井巷工程量28941.0m，万吨掘进率193.0m；矿井出煤工期28.5个月，竣工工期45.8个月；矿井静态总投资103798.4万元，静态吨煤投资685.3元/t。该方案矿井投产时井下巷道布置见图2-2-1。方案Ⅱ：矿井设计生产能力为1.8Mt/a。该方案井筒布置、首采煤层、建井工期均与方案I相同。初期移交北一（10）采区1个综采工作面和东一（10）采区一个综采工作面。该方案北一（10）采区综采面单产按1.0Mt/a，东一（10）采区综采工作面按0.8Mt/a。矿井初期2个工作面同时生产。矿井计算服务年限41.0年。该方案移交井巷工程量29026m，万吨掘进率161.3m；矿井出煤工期28.5个月，竣工工期45.8个月；矿井静态总投资109992.5万元，静态吨煤投资611.1元/t。该方案矿井投产时井下巷道布置参见图2-2-2。方案Ⅲ：矿井设计生产能力为1.2Mt/a。该方案矿井投产时，工业场地内布主井、副井、回风井3个井筒；井下移交北一（10）采区（区内10煤层平均厚度3.0m），装备1个10煤层综采工作面，工作面单产为1.2Mt/a。矿井计算服务年限61.5年。该方案移交井巷工程量20251m，万吨掘进率168.8m；矿井出煤工期28个月，竣工工期28个月；矿井静态总投资95992.5万元，静态吨煤投资799.9元/t。以上3个井型方案技术经济比较见表2-2-1。井型方案主要技术经济指标比较表表2-2-1 序号 方案项目 单位 方案I 方案Ⅱ 方案Ⅲ 1 矿井生产能力 Mt/a 1.5 1.8 1.2 2 矿井服务年限 a 49.2 41.0 61.5 3 移交井筒数目 个 3 3 3 4 移交采区名称 东一(10)采区北一(10)采区 东一(10)采区北一(10)采区 北一(10)采区 5 移交工作面数目 个 1个10煤层高普面,1个10煤层综采面 2个10煤层综采面 1个10煤层综采面 6 移交井巷工程量 m 28941 29026 20251 7 万吨掘进率 m 193.0 161.3 168.8 8 建井工期（出煤/竣工） 月 28.5/45.8 28.5/45.8 28/28 9 矿井静态投资 万元 103798.4 109992.5 95992.5 10 静态吨煤投资 元/t 685.3 611.1 799.93个井型方案相比，方案Ⅲ（1.20Mt/a）初期移交1个综采工作面，井巷工程量少、初期投资小；考虑到本井田构造相对复杂，以一个综采工作面达到设计产量，工作面单产偏高，实现的难度较大，而且井田开发强度低，因此，本设计不予采用。方案Ⅱ（1.80Mt/a）虽然吨煤投资小；但井田开发强度偏大，服务年限偏短，工作面接替紧张；在本井田断层、褶皱较发育、煤层倾角变化较大的开采条件下，矿井初期达产和后期稳产难度大。相对而言，方案I（1.50Mt/a）矿井设计生产能力与资源条件相适应，矿井开发强度和服务年限适中，有利于稳定发挥矿井资源优势和投资效益；工作面单产与井田构造和煤层条件相适应，工作面接替容易，矿井达产、稳产有保证；因此，本设计采用井型方案I，即1.50Mt/a井型方案。三、矿井服务年限按1.50Mt/a设计生产能力，并考虑1.35的储量备用系数，矿井计算服务年限为49.2年。其中一水平计算服务年限为36a。4井田开拓4.1井田开拓的基本问题一、井田主要特点本井田具有以下主要特点：（一）新生界松散层较厚。厚度介于290.00～390.00m之间，一般在300m左右；（二）井田总体构造形态为一倾向北西、倾角5°～30°、不对称的向斜，其向斜轴部大致在7线附近，7线以北向西倾斜，7线以南向北倾斜。（三）煤层埋藏较深，回采上限在-260～-380m之间；回采下限为-1000m。（四）煤层赋存特征：井田内二迭系煤系地层中含7、10可采煤层共2层，平均煤厚分别为1.94、2.23m。从煤层稳定性上看，7、10煤层均属较稳定煤层。从煤层间距上看，7、10煤层平均相距90m，10煤层具备上行开采的条件。井田内10煤层厚度大，储量丰富，赋存稳定，适宜做首采煤层。10煤层F7以东和F2～5线2个块段，煤层赋存浅、厚度大、构造简单，适合矿井前期开采。（五）储量分布规律：本井田共有煤炭资源/储量170.205Mt；其中，大高家断层以西156.514Mt，占91.96%；大高家断层以东（后备区）13.691Mt，占8.04%。在大高家断层以西的156.514Mt煤炭储量中，7煤层为56.544Mt、占36.13%，10为99.970Mt、占63.87%；按水平分：-641m以上59.755Mt，占38.18%，-641～-800m为56.628Mt、占36.18%，-800～-1000m为40.131Mt、占25.64%。（六）井田东部岩浆侵入较为严重，一般呈岩脉状和似层状侵入煤系，其中0线以南主要入侵7煤组及其上下层位，且多集中在东部和西南部；0线以北则多入侵7至10煤组，岩体西厚东薄。岩浆所及，破坏煤层的结构，使煤的变质程度增高直至质变为天然焦，或使煤层厚度变薄乃至被吞蚀。（七）井田开采范围大。东西长约18km，南北宽约5.5km，面积约99km2。其中大高家断层以西约60km2。二、开拓方式根据井田上述特点，本矿井采用立井、两翼集中石门及大巷开拓方式。三、井口及工业场地位置选择（一）井口及工业场地位置的选择本设计在确定井口位置时主要依据以下原则：1．井口位置尽量靠近构造简单、煤层赋存浅、厚度大、储量丰富且易于初期开采的块段，以便首采区布置；2．井口位置应尽量靠近井田储量中心，以利于全井田南、北两翼煤层的开拓开采；3．井口处表土较薄，井底车场特别是主要硐室的岩性好；4．井口及工业场地尽量避开村庄、道路、河流；5．工业场地尽量少压煤，特别是少压开采条件好的煤；6．地面铁路专用线走向顺直流畅，并尽量少穿河流。根据上述原则，结合地面条件、井下首采块段位置、表土层厚度及矿井开拓布置情况等因素，设计提出3个井口位置方案进行比选。方案I：井口位于7线G73孔西南200m处，地面标高+30.87m，表土厚约300m。初期工业场地内设主、副、回风3个井筒，井底水平标高为-641m，位于7煤层顶板约90m处的细、粉砂岩中。后期在井田西翼深部设1个西回风井。初期移交东一（10）及北一（10）2个10煤层采区，分别装备1个10煤层高档和综采工作面，采区生产能力分别为0.50Mt/a和1.00Mt/a。该方案移交井巷工程量28831m，万吨掘进率192.2m出煤工期30.5月，竣工工期44.8月。工业场地压煤量8580kt。地面铁路专用线长9.776km，进场及地销煤公路长11.824km。方案Ⅱ：井口位于7线G75孔西南270m处，地面标高+30.98m，表土厚约325m。初期工业场地内设主、副、回风3个井筒，井底水平标高为-641m，位于7煤层顶板约110m处的粉砂岩中。后期在井田西翼深部设1个西回风井。初期移交东一（10）及北一（10）2个10煤层采区，分别装备1个10煤层高档和综采工作面，采区生产能力分别为0.50Mt/a和1.00Mt/a。该方案移交井巷工程量28941m，万吨掘进率193.0m，出煤工期28.5月，竣工工期45.8月。工业场地压煤量10220kt。地面铁路专用线长9.745km，进场及地销煤公路长10.754km。该井口位置方案井下开拓布置见图2-3-2及图2-3-3。方案Ⅲ：井口位于7线04-13孔东南300m处，地面标高+30.70m，表土厚约340m。工业场地内设主、副、回风3个井筒。井底水平标高为-650m，位于7煤层顶板约180m处的砂岩、砂质泥岩中。初期移交北一（10）和南二（10）2个10煤层采区，分别装备1个10煤层综采和高档普采工作面，采区生产能力分别为1.00Mt/a和0.50Mt/a。该方案移交井巷工程量29978m，万吨掘进率199.9m，出煤工期31.5月，竣工工期46.8月。工业场地压煤量14860kt。地面铁路专用线长9.654km，进场及地销煤公路长11.611km。以上3个井位方案技术经济比较见表2-3-1。井口位置方案比较表表2-3-1 方案名称比较项目 井口位置方案Ⅰ 井口位置方案Ⅱ 井口位置方案Ⅲ 井口位置 7线G73孔西南200m处 7线G75孔西南270m处 7线04-13孔东北300m处 井口处地形、地貌 地面平坦 地面平坦 地面平坦、无村庄 井口处原始标高（m） +30.87 +30.98 +30.70 井口处表土层厚度（m） 300 325 340 井筒数目(初期/后期) 3/4 3/4 3/3 水平标高（m） -650 -641 -650 井底车场层位及岩性 7煤顶板90m细砂岩 7煤顶板110m粉砂岩 7煤顶板180m砂岩、砂质泥岩 移交采区及工作面数 2/2 2/2 2/2 工业场地煤柱（kt） 8580 10220 14860 铁路专用线长度（km） 9.776 9.745 9.654 场外公路长度（km） 11.824 10.754 11.611 井巷工程量（m） 28831 28941 29978 井巷工程投资（万元） 38538.7 38709.0 40307.4 万吨掘进率（m/万t） 192.2 193.0 199.9 建井工期(月)(出煤/竣工) 30.5/44.8 28.5/45.8 31.5/46.8以上3个井位方案相比，方案I具有以下主要优点：1.井口位于井田东翼浅部，靠近DF2以东开采条件较好的10煤层块段，初期采场条件好，工程量较少，建井工期短。2.井口处表土层较薄，节省井筒投资。3.工广压煤量最少，分别比方案Ⅱ和方案Ⅲ少1640kt和6280kt。方案I主要缺点：1.井口偏于井田浅部，后期通风、运输距离长，开采井田深部需补打回风井。2.初期巷道需穿落差200m的DF2断层。3.井口位置受到DF2、DF61两条断层的影响，井底车场巷道岩性较差。4.矿井后期形成单翼开采。方案Ⅱ主要优点：1.井口位于井田中浅部，初期可打开DF2以东和3～6线2个开采条件较好（煤层赋存浅、厚度大、构造简单、适合前期开采）的10煤层块段，尤其是距离适合综采的块段较近，矿井达产有保证。2.井口附近构造相对较简单，井底车场巷道及硐室岩性相对较好。3.建井工期相对方案Ⅲ较短。方案Ⅱ主要缺点：1.井口距DF2断层以东首采块段稍远，竣工工期较长。2.初期巷道需穿DF2（落差0～200m）断层。3.井口处表土层相对方案Ⅰ较厚。方案Ⅲ主要优点：1.井口位于井田中部，有利于后期井田深部煤层的开采。2.井口附近构造简单，有利于井底车场巷道施工和维护。3.矿井后期不需增设回风井。方案Ⅲ主要缺点：1.该井口位置井筒距离开采条件好、煤层埋藏浅及勘探程度高的东部块段较远，首采面的可靠性较差。2.工业场地压煤量大，分别比方案Ⅰ和方案Ⅱ多6280kt和4640kt，且压好煤多。3.井口处表土层厚，增加矿井初期建设投资。综上分析，上述3个井口位置均不同程度地受到井下构造、首采区条件、表土层厚度及地面条件的限制，井位选择的难度较大；相对而言，方案Ⅱ井口位于井田中浅部，靠近DF2以东和3～6线2个条件较好的10煤层开采块段，即距离适合综采的开采块段较近，初期采场条件好，工程量较少，投产工期较短，移交工作面勘探程度高，且井口处表土层相对较薄；因此，设计采用井位方案Ⅱ（井口位于7线G75孔西南270m处）。（二）前期回风井位置关于前期回风井的位置，设计考虑了2个方案。方案I：回风井设在工业场地内，矿井前期采用中央并列式通风方式。方案Ⅱ：回风井设在井田浅部7线04-13孔西南200m处，矿井前期采用中央分列式通风方式。2个方案相比，工期、工程量相差不大，虽然方案Ⅱ具有回风井井筒较浅、井筒投资较省、对矿井通风管理、灾害应变能力有利等优点，但却存在以下不足：1．2个工业场地，生产管理不便；2．场地分开布置，占地面积大，压煤多，且对东一采区的走向条带布置极为不利；3．回风大巷须布置在10煤层顶板，需要留设保护煤柱；4．10煤层露头走向变化较大，回采上限标高相差120m（-260m～-380m）回风大巷布置、施工较为困难。5．生产期间回风大巷的掘进处在回风流中，施工条件较差；6．矿井前期通风线路短，负压低；后期通风线路长，负压高，西部和北部需各打一个风井。前、后期需设5个井筒。综合上述分析认为，中央分列式通风方式不及中央并列式通风方式好，故设计采用方案I。（三）后期风井及其位置后期开采深部采区煤层时，南翼采区最大通风距离将达到18km左右，超过了回风井风机通风能力范围，必须增设一个风井。设计提出开凿回风井（方案Ⅰ）和开凿进风井（方案Ⅱ）2个方案进行分析比较。方案Ⅰ：在井田西部第9勘探线G911孔东约160m处开凿1个西回风井，回风水平标高-800m，布置-800m总回风巷，用采区回风石门与总回风巷联络，形成采区通风系统。该方案的优点是：1．南北两翼实行分区通风，通风系统稳定、可靠，利于矿井风量的调节。2．采区巷道服务时间短，巷道维护工程量小。3．后期南翼采区回风水平标高-800m，进风水平标高-1000m，抗灾能力强；井筒施工工程量小。该方案缺点是：1．人员只能从副井下井，到作业地点的线路长，增加了工人的劳动强度。2．进风路线长，对工作面降温不利。方案Ⅱ：在井田西部第9勘探线G911孔西约500m处开凿1个进风井，井筒内安装提升设备，可以上下人员，回风水平标高-1000m。该方案的优点：1．进风井可以上下人员，到作业地点的线路短，可以降低工人劳动强度，且不需增加风机管理人员。2．进风路线短，有利于工作面的降温。该方案的缺点：1．全矿井只有1个回风井，不利于井下风量的调节。2．进、回风水平在同一水平标高，抗灾能力小。3．深部采区总回风巷布置在-1000m水平，压力大，服务时间长，巷道维护工程量大；井筒施工工程量大（比方案Ⅰ多施工200m）。综上分析，方案Ⅰ南北两翼实行分区通风，通风系统更加稳定、可靠，井下风量调节容易，矿井抗灾能力强，井巷维护工程量小，因此，本设计推荐此方案，即在井田西部第9勘探线G911孔东约160m处开凿1个回风井。四、井筒数目及用途根据矿井提升和通风要求，本矿井初期在工业场地内设主井、副井和回风井3个井筒。主井净直径5.0m，装备1套16t双箕斗，用于井下煤炭提升并兼进部分风。副井净直径6.8m，装备1套1.5t双层四车1宽1窄罐笼，用于井下辅助提升和进风。井筒内设梯子间，作为矿井的一个安全出口。回风井净直径5.5m，主要用于矿井回风。井筒内装备密闭梯子间，作为矿井的另一个安全出口。矿井后期，在井田西部增设一个西回风井。矿井前期采用中央并列式通风，后期为混合式通风。综上所述，矿井初期在工业场地内设主、副、回3个井筒，后期增设1个西回风井，全矿井前、后期共设4个井筒。五、水平划分及水平标高的确定（一）水平划分本井田煤层回采上限为-260～-380m，平均-320m，回采下限-1000m，回采总高度为680m，煤层倾角5°～30°，井田浅部、深部煤层倾角较大，中部煤层倾角较小。根据井田的具体特点，本设计在水平划分时，着重考虑了以下主要原则：1．第一水平应有较合理的储量和较适中的服务年限；2．本矿井采用走向长壁与倾斜长壁相结合的采煤方法，水平划分时应保证工作面有一个合理的有效推进长度和合理的区段数目；3．井底车场所处层位岩性较好，以便于车场巷道的维护。根据上述原则，结合井田煤层倾角变化较大的具体特点，本设计提出2个水平划分方案进行比较：方案Ⅰ：全井田采用一个水平上、下山开采方式。该方案水平标高设为-800m，上山部分阶段垂高420～540m，由于水平以上垂高过大，考虑在-641m水平建立包括运输、通风等系统的辅助水平。方案Ⅱ：全井田划分为二个水平开采，矿井后期通过暗斜井延深方式。一水平标高-641m，采用上、下山开采方式，下山采至-800m；二水平标高-1000m。上述两个方案相比，虽然方案Ⅰ对-800m以浅、-641m以深开采有利，但由于主、副立井受太灰水影响，不能直延至-800m水平；且矿井初期投资大、工期长，故设计不采用。根据本井田的具体特点，结合井底车场及相关硐室的岩性，设计确定全井田划分为二个水平开采。第一水平标高为-641m，采用上、下山开采方式，下山采至-800m；第二水平标高暂定为-1000m，采用暗斜井延深方式。（二）水平标高的确定1．防砂煤柱的计算基础本井田基岩被厚度在290.00～390.00m的西厚东薄的新生界松散层所覆盖。按照沉积物的组合特征和含、隔水情况，可将新生界自上而下大致分为一含、一隔、二含、二隔、三含和三隔计3个含水层（组）和3个隔水层（组）。其中三隔主要由粘土和亚粘土组成，厚度大，分布较稳定，隔水性能好，又直覆于煤系之上，可以阻隔上覆一、二、三含及地表水与下伏基岩含水层（组）间的水力联系。本井田可采煤层浅部的覆岩岩性总体属中硬型；煤层倾角多在5°～30°之间；基岩的风氧化带厚度为自新生界底界面向下垂深25m。（2）防砂煤柱的留设依据、计算公式及参数选取根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000版）》中有关条款及其附录六的具体规定，结合本井田新生界底部沉积物的具体情况和可采煤层及其覆岩的赋存特点，确定在可采煤层的浅部留设防砂煤柱。公式为：Hs=Hb+Hm式中：Hs—防砂煤柱高度；Hb—保护层厚度；因松散层底部粘土层厚度大于累计采厚，故取3A；A=∑M/n，其中∑M为累计采厚，n为煤层分层数。Hm—垮落带高度；公式为：Hm=（M－ω）/〔（K－1）cosα〕式中M为煤层厚度；α为煤层倾角；ω为垮落过程中顶板的下沉值，本次取刘店矿实测值0.2m；K为垮落岩石的碎胀系数，考虑到煤系多为砂岩与泥岩相间沉积，K取1.4。（3）防砂煤柱高度计算结果本井田可采煤层隐伏露头处防砂煤柱高度计算结果见表2-3-3。2．回采上限标高的确定由于用以计算防砂煤柱的钻孔中煤层及其覆岩的厚度不同，因而计算的煤柱高度不尽一致，加上基岩顶界面标高又有差异，故煤柱的底界面参差不齐，且均位于基岩风氧化带内。为确保安全生产和巷道的维修与管理，本次一律自风氧化带底界下移15～25m左右取整确定回采上限，因此，防砂煤柱高度一般在40～50m之间。而据此确定的大高家断层以西可采煤层的回采上限标高则均在-260～-380m之间，见表2-3-4。可采煤层防砂煤柱计算高度成果表表3-3-3 煤层 7 10 煤柱高度（m）最小～最大平均（点） 4.82～18.4411.80（12） 7.31～22.2715.20（7）3．第一水平标高的确定根据本井田煤层赋存特点、回采上、下限标高、井底车场及相关硐室岩性，结合井下开拓布置和井筒检查孔资料等，对矿井第一水平标高，本设计提出-630m（方案Ⅰ）、-641m（方案Ⅱ）、-650m（方案Ⅲ）、-660m（方案Ⅳ）4个方案进行比选。各方案均采用上、下山开采方式，下山采至-800m。4个标高方案的情况比较详见表2-3-4。4个标高方案的情况比较如下：1．井底车场副井马头门的岩性：方案Ⅲ位于泥岩（6.55m厚）为主的岩层中，方案Ⅳ的副井马头门顶板位于泥岩中，两方案岩性均较差，对硐室及井筒的施工及维护很不利。而方案Ⅰ和方案Ⅱ的副井马头门均位于34.58m厚的粉砂岩中，岩性较好。2．装载胶带机巷和箕斗装载硐室岩性：除方案Ⅰ位于泥岩和粉砂岩中、岩性较差外，其它3个方案均位于46.41m的粉砂岩中，岩性较好。3．井底煤仓上口岩性：方案Ⅱ的煤仓上口岩性为粉砂岩，岩性较好，其它3个方案均位于泥岩为主的岩层中，岩性较差。4．开拓巷道布置：由于受DF2-1断层和DF2断层影响，其间的10煤底板灰岩随着煤层抬起至-600m，井筒至东一采区的开拓巷道为避免穿入10煤层底板，巷道出井底车场后转向北，水平标高越低无效巷道越多，因此水平标高不宜过低。北三采区大巷受10煤层隆起的影响（5线G55孔附近10煤层底板等高线标高为-650m左右），若标高较低需要增加1组斜巷，辅助运输、巷道施工均不利。综合上述分析比较，-641m水平方案南、北翼大巷布置相对较顺畅，有利于减少工程量，有利于缩短建井工期，而且井底车场及相关硐室岩性较好。因此，设计采用方案Ⅱ，即-641m水平方案。第一水平标高方案比较表表2-3-2 方案比较项目 Ⅰ(-630m) Ⅱ(-641m) Ⅲ(-650m) Ⅳ(-660m) 水平标高(m) -630 -641 -650 -660 可采储量(kt) 36592 水平服务年限（a） 18.1 阶段垂高(m) 300～340 311～351 320～360 330～370 阶段斜长(m) 310～380 321～391 330～400 340～410 井底车场层位 7煤顶板约120m 7煤顶板约110m 7煤顶板约100m 7煤顶板约90m 副井马头门岩性 粉砂岩 粉砂岩 粉砂、泥岩 粉砂、细砂岩 主井马头门岩性 粉砂岩 细砂岩、泥岩 粉砂岩、泥岩 泥岩 装载胶带机巷岩性 泥岩 粉砂岩 粉砂岩 粉砂岩 箕斗装载硐室岩性 粉砂岩、泥岩 粉砂岩 粉砂岩 粉砂岩 井底煤仓上口岩性 粉砂岩、泥岩 粉砂岩 泥岩 泥岩4.2矿井基本巷道本井田可采煤层2层，7、10煤层平均层间距90m；10煤层距下方的太灰顶界16～59m；井田内褶曲构造较发育，煤层走向变化大；根据煤层赋存特点，设计确定井下巷道采用两翼集中石门及大巷布置方式。考虑到上、下煤组层间距较大（平均90m），10煤层距下方的太灰顶界较近等因素，设计确定初期在10煤层顶板、沿-641m水平分南、北两翼各布置一组轨道、胶带机和回风石门及大巷，用于井田7、10煤层的开采。大巷之间平面间距40m，采用3岩布置方式。为提高矿井灾害的应变能力，根据建设单位的意见，将胶带机大巷（石门）一般高于轨道大巷（石门）8m布置，回风大巷（石门）一般高于胶带机大巷（石门）8m。回风井井底及回风大巷水平标高确定为-625m。本矿井移交时，北翼从井底车场向北布置1条轨道石门、1条主胶带机斜巷及1条回风石门，与布置在10煤层顶板的北翼轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷相接。南翼从井底车场向南布置1条轨道石门、1条主胶带机斜巷及1条回风石门，然后折向东与东一采区上山相接。后期北翼轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷向西延伸用于开采北二采区和北二（下）采区，在F10-1断层和F4断层附近向北布置一组轨道石门、胶带机石门和回风石门用于开采北三采区。南翼轨道石门、胶带机石门和回风石门在DF5-1断层处折向西用于开采西部块段。一、开采顺序（一）根据本井田煤层赋存特点，结合邻近矿井开采经验，本设计确定矿井初期采用上行式开采方式，先行开采煤层厚度大，储量丰富、发热量高的10煤层（10煤层距上部7煤层平均层间距90m，具备上行开采的条件），待上部岩层稳定后，可开采上部的7煤层。（二）沿煤层走向采用由近及远的前进式开采顺序。（三）沿煤层倾斜方向采取由浅至深。即先一水平、再二水平，先上山后下山的开采顺序。二、采区划分及配采计划（一）采区划分根据本矿井煤层赋存特点，确定全矿井按上（7煤层）、下（10煤层）2个煤层组划分采区；为合理开发井田，结合确定的井口位置和开拓巷道布置，设计对开采块段划分提出了两个方案进行比较：方案Ⅰ：全井田划分为7个开采块段。即DF2断层以东至煤层露头为东一采区，DF2断层以西、9勘探线以北为南一采区，F29断层至9勘探线为南二采区，F4断层以东、3勘探线以南为北一采区，F4断层至F29断层之间以F10断层为界分为北二采区和北二（下）采区，3勘探线以北为北三采区。方案Ⅱ：全井田划分为9个开采块段。即DF2断层以东至煤层露头以DF60断层为界分为东一采区和东二采区，DF2断层以西、9勘探线以北以F31断层为界分为南一采区和南二采区，F29断层至9勘探线为南二（下）采区，F4断层以东、3勘探线以南为北一采区，F4断层至F29断层之间以F10断层为界分为北二采区和北二（下）采区，3勘探线以北为北三采区。DF2断层以东至煤层露头共有可采储量1238.25万吨（7煤层和10煤层），其中DF60断层以北共计568.61万吨，DF60断层以南共计669.64万吨。若按50万吨/年生产能力计算服务年限分别为8.4年和9.9年，服务年限均较长。方案Ⅰ将其作为一个开采块段存在以下问题：1．DF60断层落差10～30m，断层两侧必须布置两组上山，上山间通过石门联系，增加了井巷工程量和煤炭运输距离。2．DF60断层以北小构造相对较少，煤层厚度较大（平均3m）适合作为北一采区综采工作面的接替块段，应单独作为一个采区块段。因此，DF2断层以东至煤层露头以DF60断层为界分为东一采区和东二采区较为合理。矿井南翼的F31断层至DF2断层之间虽然只有444.2万吨的可采储量，但考虑到F31断层东西两侧煤层发生较大角度的扭转，不宜作为一个采区开采，故将DF2断层以西、9勘探线以北以F31断层为界分为南一采区和南二采区。综上所述，为了合理开发井田，减少井巷工程量，满足工作面接替要求，设计采用方案Ⅱ，即全井田划分为9个开采块段。结合不同煤层组，全井田第一水平上、山共划分为29个煤（层）组采区。（二）配采计划在安排配采计划时，主要遵循以下原则：1．矿井初期尽量开采厚度较大，煤质较好的煤层以及构造相对简单的块段，以确保矿井前期效益。2．在保证矿井综采面顺利接替的条件下，适当安排厚、薄煤层搭配开采。3．从发展的角度出发，适当提高工作面单产，尽量减少同采采区和工作面数目，以利矿井集中生产。4．矿井两翼产量力求均衡，以利于两翼运输及风量、负压的相对稳定。5．考虑到邻近矿井水灾较严重，本矿井应尽量推迟下山阶段的开采时间。矿井第一水平配采计划表见表2-3-3由配采计划表可以看出：矿井一水平生产时，产量递增年限为3a，矿井均衡生产年限为31a。三、井筒本矿井工业场地内设主井、副井和回风井共3个立井井筒。（一）井筒布置、用途及装备1．主井井筒主井井筒净直径5.0m，井口绝对标高为+32.5m，井底水平标高为-641m，井筒深度为678.5m。井筒内布置1套16t多绳双箕斗，主要用于煤炭提升，并兼进部分风。井筒装备采用方管罐道和罐道梁，用牛腿托架固定在井壁上。2．副井井筒副井井筒净直径6.8m，井口绝对标高为+32.5m，井底水平标高为-641m，井筒深度为711.5m。井筒内布置一套1.5t矿车双层四车600mm轨距罐笼（一宽一窄），供提升矸石及上下人员、设备、材料之用。本井筒为矿井的进风井，并兼作矿井的一个安全出口。井筒装备采用方钢管罐道，设有玻璃钢梯子间。井筒内还敷设排水管3趟，并预留1趟位置，压风管、动力电缆架、通讯信号电缆架各一趟。3．回风井井筒回风井井筒净直径5.5m，井口绝对标高为+32.5m，井底水平标高为-625m，井筒深度为662.5m。井筒内敷设注浆管一趟。本井筒为矿井回风井。井筒内装备密闭玻璃钢梯子间，为矿井另一安全出口。梯子间大小梁用牛腿托架固定在井壁上。（二）井壁结构1．水文地质根据井筒检查孔资料，主井、副井和回风井井筒处新生界松散层厚度分别为318.2m、319.1m和318.8m，基岩风化带厚度分别为51.5m、46.2m和51.1m。井筒穿过的新生界松散层可划分出3个含水层（组）和3个隔水层（组），其中，第3隔水层位于第3含水层（组）之下，厚度为86.08～91.36m，平均厚度为88.72m，底板埋深318.87～319.14m。以粘土、亚粘土、含铝土质粘土为主。该隔水层厚度大，分布较稳定，隔水性能好，是区域及井田内之重要隔水层。从总体上看，第3隔水层基本上能阻隔上部松散层孔隙水与下部煤系地层裂隙之间的水力联系。主井、副井和回风井井筒穿过的基岩段，在风化带以下约50m范围内为含水砂岩，无隔水岩层。2．施工方法本矿井3个井筒均需穿过厚370m左右的新生界松散层和基岩风化带，故井筒必须采用特殊凿井法施工，目前可供采用施工方法有冻结法和钻井法两种。本矿井工业场地内布置有主井、副井和回风井三个井筒，井筒穿过的基岩所占的比例约为45%，厚度达320m~350m。若采用钻井法一次钻全深，需在工业广场内设置泥浆池和预制井壁场地等，这对工业场地的布置、井口附近有关永久建筑物的施工及环境保护影响较大。钻井法施工基岩段时，不仅施工速度慢，而且费用高，建井工期难以保证。若采用冻结法施工井筒穿过的新生界松散层，根据两淮井筒施工经验，新生界松散层的冻结深度在380m左右，不仅技术可靠，经济合理，而且建井速度、工期和井壁质量均较易得到保证。综上所述，本矿井主井、副井和回风井井筒穿过的新生界松散层段建议采用冻结法施工。本矿井主井、副井和回风井井筒穿过的基岩段采用普通法施工。若基岩段含水量大，建议采用地面预注浆，争取实现打干井，提高综合成井速度，缩短建井工期。3．冻结深度根据相关规范，结合淮北矿区临近在建矿井的实践经验，冻结深度必须深入不透水的稳定岩层10m以上。根据本矿井三个井筒穿检查孔资料，主井、副井和回风井井筒的冻结深度分别为422.0m、382.0m、420.0m。4．井壁结构冻结段井壁结构设计的原则为内层井壁按1.0水压计算，外层井壁按承受冻结压力计算，按水、土压力共同作用校核井壁总厚度。主井和副井井筒冻结段井壁均采用双层钢筋混凝土内夹塑料复合井壁，并在冻结壁与外层井壁之间铺设25~50mm厚的泡沫塑料。主井、副井和回风井井筒冻结段井壁支护深度分别为410m、375m和410m。主井井筒冻结段井壁总厚度0～200m为950mm，200～410m为1000∽1250mm，混凝土强度等级为C30～C55。副井井筒冻结段井壁总厚度0～200m为1100mm，200～375m为1700mm，混凝土强度等级为C30～C55。回风井井筒冻结段井壁总厚度0～200m为1000mm，200～410m为1050～1400mm，混凝土强度等级为C30～C55。主井、副井和回风井井筒基岩段井壁采用素混凝土井壁结构。主井、副井和回风井井筒基岩段井壁厚度分别为400mm、450mm和400mm，混凝土强度等级均为C30。5、井底车场及硐室本矿井采用立井、两翼集中石门及大巷开拓方式，工业场地内布置有主井、副井和回风井3个井筒，井底车场位于-641m水平、7煤层顶板。井下煤炭采用胶带输送机运输，矸石、材料、人员、设备等辅助运输采用10t架线电机车牵引1.5t固定式矿车、600mm轨距、30kg/m钢轨。一、井底车场形式的确定根据已确定的矿井开拓布置、井筒提升与大巷运输方式、井筒与主要运输石门相互位置关系以及地面生产系统布置等，结合井筒东侧断层分布情况，从减少初期井巷工程量、缩短建井工期、有利于井底车场调车及硐室维护等方面考虑，设计认为不宜布置立式车场，应采用卧式车场布置形式，南北向进出车。该布置形式的主要特点是：车场线路布置简单，进出车及调车方便，井底车场工程量省，与南北翼石门联系方便且顺畅。-641m水平井底车场线路布置见图2-5-1。二、井底车场通过能力本矿井井下煤炭采用胶带输送机运输，-641m井底车场仅担负矿井矸石、材料、设备及人员的辅助运输，采用10t架线式电机车牵引1.5t固定式矿车运输。矿井矸石率按年产量的16%计取，则井底车场承担的矸石年运量为240kt。本矿井矸石列车由20辆1.5t固定式矿车组成，每一调度循环由两列矸石车组成。每一调度循环时间为13.8min（列车运行调度见图2-5-2）。井底车场年通过能力按下式计算：N=×式中：N－－井底车场年通过能力，kt/a；252－－年运输工作时间与千吨换算系数1×10-3的乘积，按年工作300d、日工作14h计算；1.15——运输不均衡系数；G——每辆矸石车净载矸量，G=2.7t；m——每列矸石车矿车数，辆；n——每一调度循环矸石列车数，列；计算结果如下：N=×=1714.9kt/a按16%的矸石系数，则车场的富裕系数为：K==7.1由上述计算结果可知，井底车场运输能力富裕系数为7.1，完全能够满足矿井1.50Mt/a生产能力时辅助运输要求。三、井底车场岩性本矿井辅助运输水平标高为-641m，副井马头门位于7煤顶板粉砂岩中，岩性相对较好；主井箕斗装载硐室位于粉砂岩中；回风井及回风水平标高为-625m，回风井马头门位于粉砂岩中。车场巷道位于7煤顶板粉砂岩、细砂岩及泥岩中。四、井底车场硐室（一）主井系统硐室主井系统硐室主要包括箕斗装载硐室、装载胶带机巷、井底煤仓、主井井底清理撒煤硐室和换尾绳硐室等。1．箕斗装载硐室及装载胶带机巷本矿井分两个水平开拓，一水平标高为-641m，二水平暂定-1000m。关于主井装载方式，本设计考虑了2个方案。即主井装载上提式和半上提式。半上提式布置主井井底撒煤清理及排水系统复杂、井巷工程量大、巷道施工及维护不便。而上提式装载方式清理系统简单方便，井筒及井巷工程量省。因此，本设计确定采用上提式装载方式。装载胶带机巷底板标高-592m，箕斗装载硐室位于7煤层顶板的粉砂岩中。装载硐室净宽6m，净高13.7m；采用马蹄形断面，锚喷加钢筋混凝土支护。硐室上部与装载胶带机巷相连；装载胶带机巷净宽5.2m，净高4m。主井箕斗装载硐室及装载胶带机巷共同构成井下煤炭装载系统。2．井底煤仓主井井底煤仓位于主井井筒东侧35m处，煤仓净直径9.0m，煤仓上口标高为-557m，下口标高-592m。上下口采用钢筋混凝土结构，仓体采用素砼支护；煤仓底部设有压风清扫系统，上下设有满载和空载信号；煤仓有效容量约1000t。3．井底清理撒煤系统本矿井主井箕斗装载采用上提式。主井井底清理撒煤系统设于-641m水平。主井井筒撒煤经沉淀池沉淀后装入1.5t固定式矿车，经10t架线式电机车牵引至北翼石门翻车机煤仓，经转载进入井下主胶带机系统。4．换尾绳硐室根据主井换尾绳的要求，换尾绳硐室设于-611.5m水平，净宽4.2m、净高3.5m，长10m。硐室位于粉砂岩中，采用锚喷加混凝土支护。（二）副井系统硐室副井系统硐室主要包括副井马头门、中央变电所、中央水泵房、管子道、井底水仓及副井井底清理系统等。1．副井马头门根据副井提升容器、下放长材料等的要求，副井马头门最大净宽5.6m、净高6.5m。硐室位于7煤层顶板细砂岩中，采用锚喷加钢筋混凝土支护。2．中央变电所、中央水泵房及管子道中央变电所和中央泵房采用联合布置，管子道位于副井井筒南侧10m。中央变电所布置在副井井筒北侧，净宽5.0m，净高4.0m，采用锚喷加混凝土支护。中央水泵房布置在井筒南侧，净宽5.0m，净高5.7m，长61.0m采用锚喷加混凝土支护。考虑到后期排水量的增加，中央水泵房内预留了一台水泵的位置。3．井底水仓本矿井预计正常排水量为500m3/h。按8小时正常涌水量计算，水仓有效容积不小于4000m3；水仓采用内外仓联合布置形式，内外仓平面间距为25m，水仓有效净断面按9.0m2计算，采用混凝土支护，水仓设计总长度为494m。考虑到后期排水量的增加，在水仓内侧预留了扩建水仓的位置。4．副井井底清理系统副井井底清理斜巷下部设有积水池、吸水井、水泵房等，采取斜巷清理方式。（三）其它硐室除上述主要硐室外，井底车场内还设有电机车修理间、消防材料库、等候室、人车库、调度室、医疗室、工具室及爆破材料库等硐室。另外，为便于煤巷普掘面的掘进出煤及主井井底清理撒煤的处理，在北翼轨道石门设有1.5t矿车翻机车硐室及煤炭转运系统。5准备方式5.1煤层的地质特征一、设计采区煤层赋存情况概述本井田内有可采煤2层（7、10煤），主要可采煤层为10煤，本设计开采10煤层，本煤层赋存稳定，结构简单，其地质特征可见表3.1：表3.1煤层地质特征表 1 走向长度（m） 3700 12 顶板含水情况 隔水层，含水弱 2 倾斜长度（m） 3500 13 底板岩性 泥沙、粉砂岩 3 煤层倾角（0） 10 14 地板含水情况 含水弱 4 煤厚（m） 3 15 涌水量（m3/h） 266.1 5 煤的容重（t/m3） 1.35 16 最大涌水量（m3/h） 452.9 6 工业储量（万吨） 16998.24 17 自燃发火期(月) 3 7 可采储量（万吨） 12073.7 18 煤尘爆炸指数（%） 19.75～20.13 8 设计损失（万吨） 1906.1 19 自燃发火等级 Ⅱ级 9 设计回采率（%） 85 20 工业牌号 瘦煤、贫煤 10 可采年限（a） 71 21 相对瓦斯涌出量 5.3064 11 顶板岩性 泥岩、粉砂岩 22 低温率(℃/100m) 3二、设计煤层的物理特征⑴厚度：最小厚度1.91m，最大厚度4.38m，平均厚度2.96m，煤层厚度变化不大。⑵产状：走向NW30°，倾向SW60°，倾角最小8°，最大14°，平均12°。⑶结构：煤层结构简单，局部有夹矸，煤层稳定。⑷煤质：煤层硬度小，节理较发育，平均容重1.36t/m3。煤质牌号为气煤，煤尘具有爆炸性，爆炸指数为39.12%，煤层具有自燃倾向性，自燃发火期为6～12个月。⑸瓦斯：瓦斯含量低，瓦斯相对涌出量4.35m3/t.d，绝对涌出量小于10m3/min。三、顶底板特征⑴伪顶：局部有伪顶，岩性为砂质页岩，厚0～0.4m，平均0.2m。⑵直接顶：为深灰色页岩，砂页岩或互层，局部相变为中细砂岩，个别为灰质页岩，顶板的厚度、岩性变化不大。直接顶一般为二类顶板，随采随冒，能及时充填采空区。⑶基本顶：为灰白色中粒砂岩，厚度2～5m，较为稳定，基本顶来压强度为Ⅱ级，初垮步距为13～25m。⑷底板：为灰、深灰色页岩，厚0.3～11.9m，平均1.32m，稍含砂质。四、水文地质特征⑴水文：主要为砂岩裂隙水，涌出方式为淋水，正常涌水量2m3/h，最大涌水量10m3/h，水文地质条件简单。⑵地质构造：井田为缓倾斜构造，断层大多位于井田边界或采区边缘部位，井田内没有岩浆侵入和岩溶塌陷现象。⑶开采环境：2煤和7煤相距105m，采区地面局部为村庄和小型砖瓦厂，无河流，周围无其它煤矿开采，留有边界防隔水煤柱，总体上开采环境较简单。⑷矿井瓦斯：瓦斯等级属低瓦斯矿井，二氧化碳属一级，相对瓦斯涌出量为了4.36m3/t，二氧化碳相对涌出量为4.86m3/t，煤层爆炸指数V=39.12%，属爆炸危险性煤层，煤的自然发火期为5～12月，有时为1～3个月。5.2带区巷道布置及生产系统本采区采用上下山开采，为全矿较大采区，采区西、北部，以煤层露头为界，南部以井田边界为界，东部以黄湾向斜和葛洼向斜交接处为界，南部以黄湾向斜轴线为界。一、确定采区走向长度煤层地质条件，开采机械化水平，采区巷道布置类型和经济效果综合考虑。采区走向长度是确定采区范围的一个重要参数，需要根据采区的1、地质条件井田沿走向无大的地质构造，断层少，落差小，煤层厚度变化不大，不存在无煤带，围岩平衡，平巷易维护，采区走向长度可适当加大。2、开采技术装备(1)区段平巷铺设胶带输送机，风巷用调度绞车牵引矿车辅助运输，采区走向长度可以加大。(2)区段平巷单巷掘进时，每掘进800m左右，开一切眼，将机、风巷联系起来，因此掘进通风不构成限制采区走向长度的因素。(3)采区供电采用移动变电站，不受压降影响，供电距离不受影响。3、经济因素在经济上，采区走向长度的变化将引起掘进费，维护费的变化，其中采区上、下山，采区车场和硐室的掘进费以及相应的机电设备安装费均随着采区走向长度的增加而减少，区段的维护费、运输费将承受采区走向长度的增加而增加，对于该矿而言，由于煤层赋存条件好，区段平巷的维护费、运输费对采区走向长度不会构成太大的影响。因此，确定一、二采区走向长度均为2100m，均匀双翼采区，这样工作面连续生产时间长，设备搬家次数少，减少搬家费用，掘进费用也相应减少。二、确定区段斜长和区段数目自F2断层至采区东部边界，采区的走向长2800～4000，平均走向长3700米；采区倾斜长度1000～1800，平均3500米。本区全部采用区段开采，区段宽度为130米，区段长度一般1000～1800米，根据采区走向长度及工作面长度，本采区上下山阶各分11个区段进行回采。三、煤柱尺寸的确定⑴采区煤柱的要求采区煤柱的强度取决于煤层物理力学性质，煤柱形状，留设时间和受采动影响的程度，次数等。大巷距离煤层的垂距在20米以上，或者布置在较坚硬的岩层中，一般不受采动影响，其上方可不留护巷煤柱，厚煤层阶段平巷（或条带进回风巷），巷道不好维护，如果煤柱尺寸大，增加资源损失和自燃发火的危险性，对此进行无煤柱开采。⑵采区煤柱的留设与尺寸本煤层煤自燃发火性高，因此在开采时采区边界30米的煤柱，在-360水平运输大巷，回风巷及采区上下山每侧只留20米煤柱。四、采区上、下山的布置由于本采区开采单一煤层，且采区上、下山服务年限较长，故将其布置在煤层底板岩石中，距煤层底板20m，两条上山之间的平均距离为25m，在空间上，运输上山布置在比轨道上山高4～6m处，为了充分利用上山采区的系统，考虑到通风、运输排水、施工及生产的均衡性，将上山布置在采区的中央，这样可以使投资少，见效快，上山的倾角为：轨上12°，运上12°，运上、轨上均采用锚喷支护，净断面为：运上8.3m2，轨上为14.9m2。五、区段平巷布置根据本采区的具体情况，采区的区段平巷采用水平布置，双巷掘进，每隔800m区段平巷用联络巷联系，以解决掘进通风问题。六、联络巷的布置轨道上山与轨道大巷之间用下部车场联络，与区段平巷采用上、中部车场联系，运输上山与运输大巷和区段运输平巷通过溜煤眼联系，在采区上山中部在轨道上山与运输上山间布置采区变电所，机、风巷每800m左右开一切眼。七、采区内布置：为使矿井尽快投产，首采工作面为七层煤层，再采二煤层，各煤层不同采，首采区内布置一个面进行生产，一个面准备。5.3带区车场选型设计一、采区上部车场形式的选择采区上部车场有甩车场和平车场两种，平车场有如下特点：在平台上设置车辆调运工作，根据车辆调运方向不同，上部车场又可分为逆向和顺向两种，根据该矿井的地质情况，采用平车场较为全适合，由于上部倾角较大，且为联合布置采区，有阶段回风石门同回风大巷联系，因此，选用逆向平车场较为合适，逆向平车场指车辆进入平台后，车辆进入储车线方向与提升方向相反。二、采区中部车场形式的选择本采区全部采区走向长壁采煤法上下山开采,区段进回风巷,经过上下山和回风石门,于运输大巷和回风大巷相连,需设下部与上部车场,四、采区主要硐室的布置1、采区煤仓当采区内煤炭是连续性运输，大巷为不连续运输时，煤仓可起调节和缓冲作用，因此，设置一定的采区煤仓是充分发挥矿井及采区生产能力的一项重要措施。1）采区煤仓容量　采区煤仓的容量取决于采区的生产能力，为了保证正常生产能力应以高峰时的能力为准，根据所设计采区的生产能力，结合矿井的经验，将此采区煤仓的容量定为400t。2）煤仓的形式及参数　煤仓形式按倾角不同可分为：垂直式、倾斜式及混合式三种。垂直式煤仓一般为园形断面。断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，速度快。因此选之。煤仓直径选为5m，高为20m，此时煤仓的总容量为:V=πRh=3.14×2.2×2.5×20=392.5t3）煤仓的结构及支护①煤仓的结构包括有煤仓上部的收口，仓身，下口漏斗及溜口闸门基础，溜口和闸门装置。②由于煤仓断面较大，为了保证煤仓上口安全，需要用混凝士收口，仓身用锚喷支护，在仓下口用混凝土砌筑，为了大巷安全，煤仓与大巷边接处必须加强支护，在煤仓下部收口处，四周铺设数根钢梁，灌入混凝土，并与大巷边为一体，煤仓溜口闸门处的有效尺寸为700mm的正方形，为了好处理煤仓事故，在收口处设观察孔，当堵塞时，用钢钎捅煤块即可，在煤仓内设置自动测定装煤指示器。2、采区绞车房绞车房是采区上部车场的主要硐室。1）绞车房设在二层煤底板岩石中，此处围岩稳固，无大的地质构造与含水层，无淋水。因此，以利于绞车房的维护。2）绞车房设两个安全出口，即负丝绳通道及绞车房通道，绞车房设备由绳道运入时，绳道宽度应能满足使最大部件通过，绳道与绞车房联接处，布置一段平巷，绳道在5m长度内，用不可燃材料支护，风道在5m内，采用不可燃材料支护，风道中设置调节风窗。3）绞车房布置及尺寸绞车房内布置原则是：在保证安全生产和易于安装检修的条件下，尽可能布置紧凑，以减少硐室工程量。绞车房采用不可燃材料支护，用半圆拱形断面。锚喷支护。3、采区变电所采区变电所是采区供电的枢纽。采区变电所布置在2煤底板两条上山中间，宽为3.5m，长为20m，布置成“︹”形，高度为3m，硐室通道宽为2m，高度为2.5m，硐室地面留有3‰向外流水的坡度，用不燃性材料支6采煤方法6.1采煤工艺方式一、采煤方法选择1．开采条件本井田位于淮北煤田涡阳向斜的东翼，总体构造形态为一走向北东、倾向北西、倾角多在5°～30°、且发育有一系列次级褶曲和断层的单斜构造。井田东部受岩浆岩的影响较严重，构造复杂程度总体上属中等构造复杂程度。据地质钻探揭露以及地震资料分析，井田内共发育断层109条，其中正断层98条，逆断层11条。按断层的最大落差大小来分，落差大于100m的断层有8条；落差在100～50m的断层有5条；落差在50～20m的断层有18条；落差小于20m的断层有78条；断层基本上呈东西向、北北西方向有规律地展布。本井田以二叠系下统山西组和下石盒子组为主要含煤岩组。山西组含煤三组，1～4层，总厚度0.24～14.64m。11煤层、9煤组不发育，不可采，10煤层局部有两个分层，为该矿区主要可采煤层之一，平均厚度2.23m，总体上是较稳定煤层。下石盒子组含煤五组，1～7层，总厚度0.34～15.66m。8煤层零星可采，6、5、4煤层为极不稳定的不可采煤层。7煤层由于受辉绿岩穿插，常出现1～2个分层，多变质为天然焦，为主要可采煤层，平均厚度1.94m，总体上是较稳定煤层。全井田共有可采储量9962.75万吨，其中：10煤层6092.52万吨，占总可采储量的61.2%；7煤层3870.23万吨，占总可采储量的38.8%。按水平分，-641m水平以上3659.21万吨，占总可采储量的36.7%；-641m～-800m可采储量3656.80万吨，占总可采储量的36.7％；-800m～-1000m可采储量2646.74万吨，占总可采储量的26.6％。本井田10煤层顶板为泥岩，粉砂岩或细粒砂岩，砂岩顶板对下伏岩煤层具冲刷作用。煤层底板多为暗色泥岩或细粉砂岩。7煤层顶底板主要为泥岩粉砂岩。一般情况下，岩石的力学强度以砂岩和岩浆岩较高，工程地质条件较好；粉砂岩次之；泥岩较低。根据钻孔瓦斯资料，本矿井瓦斯成分以N2为主，测定的煤层最高瓦斯含量为2.43ml/g.r（采样深度763.90m处的10煤层），可采煤层的瓦斯含量，随埋藏深度增加而增加，在采样深度750m处陡然升高。预计矿井一水平生产时，瓦斯涌出量为12.97～17.78m3/min，矿井瓦斯涌出量较小，但从煤层瓦斯含量随埋藏深度的变化特征而言，深部煤层的瓦斯含量增加明显，有可能存在局部瓦斯富集现象，同时参照临近生产矿井，本设计按高瓦斯矿井进行设计。本井田的10煤层和7煤层都具有煤尘爆炸危险性，10煤层为不自燃—不易自燃，7煤层为不易自燃。本井田地温梯度为2.35℃/hm，属于正常地温区。预计本井田在26℃为安全上限值，范围为340m-400m，而510～545m以下地温已达31℃，为一级高温区。2.采煤机械化发展现状我国综合机械化采煤技术提高较快，生产技术和管理经验日趋成熟，国有重点煤矿采煤、掘进机械化程度达到77.78%和79.85%，综采机械化程度达到62.98%，分别比1990年提高12.68%、16.84%、27.51%；采煤工作面和综采工作面平均单产提高111%和89%，工作面数量减少33%，124个综采队组年产超过百万吨。我国煤矿高产集约化开采技术和设备的研究开发取得重要突破。我国研制开发成功厚煤层、中厚煤层和较薄煤层高效开采大功率机电一体化综采成套技术装备，其中，交流变频调速电牵引采煤机有30多种型号，装机功率300～1200kW,供电电压1140～3300V，开采高度1.2～5m，适应煤层倾角0～45°；重型刮板输送机最大装机功率1400kW，运力2500t/h，过煤量8Mt以上；强力液压支架支护高度达5m，工作阻力达8000～10000kN，承载寿命试验达35000次，并装备了大流量电液控制系统。近几年，淮北矿区通过改革采煤方法，完善回采工艺，已经探索出适合淮北矿区条件的高产高效采煤方法，煤厚在4.5m以上采用综放开采；煤厚在3.8～4.5m采用综采一次采全高回采，煤厚在0.8～1.8m作为开采保护层采用薄煤层综采开采。采煤设备装备水平也在不断提升，综采面液压支架工作阻力由4200kN、4800kN上升到6000kN、6400kN，架型将由四柱支撑掩护式逐步向两柱掩护式过渡；采煤机由MG-375、MG-475型液压牵引升级为MG300/700、MG400/920型电牵引采煤机。刮板机由SGZ-400、SGZ-500升级为SGZ-764/630、SGB-880/800、SGZ-1000/1050型，皮带机由胶带宽1m增加到1.2m。综合以上分析，根据本井田的煤层开采条件，并结合当前煤炭生产技术的发展和综采实践经验，本矿井在适合综合机械化开采的块段均选择以综采为主的采煤工艺。在走向长度较短、煤层较薄、倾角较大、构造复杂的块段采用普通机械化开采。3．采煤方法本井田煤层走向变化较大，区内发育有三个次级背斜和二个次级向斜；煤层倾角5°～30°，煤层浅部及深部倾角较大，中部较为平缓。目前我国走向长壁采煤法开采技术业已成熟，并被广泛采用。倾斜长壁开采的优点是工期短、前后期工程量省。根据大同燕子山矿（4.0Mt/a）对2种采煤方法的比较结果，倾斜长壁较走向长壁布置，矿井初期巷道工程量减少4.0%，矿井前后期巷道工程量减少35.8%，矿井前后期总运输量减少42.4%，经济效益显著。但倾斜长壁开采工作面排水困难，且综采时受煤层倾角影响大。我国倾斜长壁采煤法多用于开采倾角12°以下的缓倾斜煤层。近年来，部分矿区在12°以上煤层中也开始使用。煤层倾角大小直接决定能否保证工作面采、装、运、支等工序正常进行。当煤层倾角较小时，其工艺特点与走向长壁相差不大；但随着煤层倾角的增大，综采支架等设备稳定性变差，尤其是俯斜开采时采煤机装煤效果较差，系统故障率高，可靠性下降，从而给开采带来一定困难。本设计根据煤层覆存状况选择合理的采煤方法，其中北一采区走向长1300m～1500m，倾斜宽1600m，煤层倾角5～16°，适合采用倾斜长壁开采。东二采区走向长1100m～1300m，倾斜宽1550m，煤层倾角21°左右，由于煤层倾角较大，宜采用走向长壁开采。东一（10）采区走向长1100～1500m，倾斜宽600～900m，煤层倾角20～30°，宜采用走向长壁采煤法。综上分析，本井田采用走向长壁和倾斜长壁相结合的采煤方法，全部冒落法管理顶板。4．回采工艺的确定近年来，随着煤炭开采技术的不断发展，我国在薄及中厚煤层中采用综合机械化开采方面取得了长足的进步，在部分矿区取得了丰富的经验和明显的效益。1.1～1.3m厚的薄煤层综采工作面单产达到300kt/a以上；1.8～2.4m厚的中厚煤层综采工作面单产达800kt/a以上。铁法煤业（集团）有限责任公司2000年在1.3m厚的煤层中，引进世界最前沿技术以及高产高效全自动化刨煤机开采设备，实现工作面计算机远程控制和工作面无人作业，创造了年产1200～1500kt的单产水平，从而为薄煤层综合机械化开采积累了丰富经验。国内部分矿井薄及中厚煤层综合机械化开采情况见表4-1-1。本井田10煤层厚度0～7.29m，平均2.23m；7煤层厚度0～7.37m，平均1.94m，煤层为薄及中厚煤层。根据国内薄及中厚煤层综合机械化开采的成功经验以及新技术、新工艺的不断发展和应用，同时为了提高矿井机械化程度，增加矿井开采效益，结合本矿井构造分布及煤层条件，本设计推荐矿井以综合机械化回采工艺为主。对于构造复杂、块段不规则以及厚度太薄的块段或煤层，采用高档普采或其它回采工艺。薄及中厚煤层综采工作面情况表表4-1-1 矿井名称 煤层参数 工作面参数 生产起止日期 工作面产量（kt） 厚度(m) 倾角（度） 硬度（f） 长度(m) 采高（m） 总产量 折算年产量 大同燕子山矿 1.3 0～2 3 130 1.3 1996年5月～12月 237 356 大同同家梁矿 1.2 1～4 3.4 130 1.2 1996年3月～1996年7月 151 402 双鸭山七里矿 1.2 1～4 1～2 124 1.2 1986年4月～8月 100 300 徐州权台矿（分层） 2.5～5.3 5～10 0.8 150 2.4 1995年4月～1996年5月 333 800 鸡西小恒山矿 1.8 11 2 160 1.8 1982年6月～1982年12月 512 8765．工作面推进方向矿井正常生产期间，为切实掌握采区内煤层及地质构造变化规律，充分发挥采煤机械化效能，保证矿井安全高产稳产，回采工作面采取后退式布置。即走向长壁工作面沿煤层走向向上山方向推进；倾斜长壁工作面沿煤层倾斜（伪倾斜）方向向主要运输大巷方向推进。二、工作面主要技术参数的确定1．工作面长度随着长壁工作面开采技术的日趋成熟和管理水平的提高，国内近几年投产、在建和新设计的矿井工作面长度普遍加长，长度多在200m以上。如兖州矿区兴隆庄、东滩、济宁二号、济宁三号等矿井综采工作面长度达到210～300m。结合淮北矿业集团多年来开采的实际情况以及本井田煤层开采条件，设计推荐综采工作面长度为170～200m，普采工作面长度为140～160m。2．工作面采高10煤层、7煤层平均厚度分别为2.23m、1.94m，根据已确定的采煤工艺，设计采用一次采全高方式回采。3．工作面年推进度（1）综采工作面目前，美国产量较高的综采工作面年推进度已达到5000～7000m；我国生产条件较好的矿区综采工作面年推进度已达3000m左右，神东大柳塔矿在采高3.5m、面长238m、采用进口大采高综采设备条件下，工作面年推进度达到6000m以上。兖州矿区东滩、济宁二号、济宁三号矿井2001年5月份在工作面长度为227～188m，煤层厚度为5.6～6.9m，采用综放工艺开采条件下，工作面月推进度已达256～289m。考虑到薄及中厚煤层综采工作面管理难度较大，根据已确定的工作制度，本矿井实行两班生产、一班检修，按采煤班每班割煤5～6刀，每刀进0.6m，日循环进尺6.0～7.2m，循环率取0.9，年工作日300天计算，综采工作面年推进度为1620～1944m；据此，并结合本井田主采煤层厚度、顶底板岩性等因素，综采工作面年推进度取1600～1800m。（2）高档普采工作面根据淮北矿区生产经验，结合矿井地质条件及开采技术条件，本设计确定高档普采面的年推进度为1100m。4．工作面单产为合理确定工作面单产，设计从以下几个方面对工作面单产水平进行分析和预测：（1）国内综采工作面单产水平随着国内综合机械化开采的日趋成熟以及新技术、新工艺的应用，国内较先进的中厚煤层综采面单产已达到1000kt/a以上；2003年山东省兖矿集团济三矿年产煤突破1000万吨大关，成为世界上第一个达到年产1000万吨生产水平的高产高效井工煤矿；矿井工作面单产同时实现年产煤600万吨，标志着我国煤炭工业在复杂的开采条件下，开采技术达到了世界领先水平。淮南矿区的张集矿，2003年2个综采队完成原煤产量608万吨，单产水平达到24.67万吨/月。另外，淮北矿区较先进的中厚煤层综采面单产也已达到800～1000kt/a。（2）安全技术措施水平的提高为工作面单产提高提供了可靠保证。本矿井所在的淮北矿区地质条件均较复杂，存在瓦斯、水、火、顶板等自然灾害。目前，对这些灾害的预防技术措施已发展成熟，如瓦斯方面：积极开展瓦斯抽放工作，坚持先抽后采的方针，正确处理生产接替和瓦斯抽放的关系，加强瓦斯监测、监控等。防治水方面：采用地面高分辨三维地震查明矿井地质构造，防止断层导水。采用地面直流电法探查导水通道，寻找富水区。防灭火方面：逐步配备注氮系统、远程注浆系统、束管监测系统，进一步提高矿井的防灭火水平。热害防治方面：目前国外井下降温技术和大功率制冷设备已经成熟，并得到广泛应用。综上所述，安全技术措施水平的提高为工作面单产提高提供了可靠保证。（3）按设计确定的年推进度计算综采面单产A=L·h·l·r·c×10-3式中：A—工作面单产，kt/a；L—工作面年推进度，m/a；h—工作面采高，m；l—工作面长度，m；r—煤的容重，t/m3;C—工作面回采率。各煤层综采工作面产量计算结果见表4-1-2。各煤层高档普采工作面产量计算结果见表4-1-3。综采工作面产量计算表表4-1-2 参数煤层 L（m/a） h(m) l(m) r(t/m3) C A(kt/a) 10 1800~1600 2.38 200 1.35 0.95 1099～977 7 1800~1600 2.10 180 1.35 0.95 873～776高档普采工作面产量计算表表4-1-3 参数煤层 L（m/a） h(m) l(m) r(t/m3) C A(kt/a) 10 1100 2.38 140 1.35 0.95 470 7 1100 2.10 140 1.35 0.95 415（3）按采煤机割煤速度计算综采面单产A=T·b·h·r·Vc·t·u·n·c×10-3式中：A、h、r、C符号意义同前T—设计年工作天数，天；b—采煤机截深，m；Vc—采煤机平均割煤速度，m/min；t—每班工作时间，min/班；u—综采机组开机率；n—每天采煤班数，班；工作面产量计算结果见表4-1-4。工作面产量计算表表4-1-4 煤层名称 计算参数 A(kt/a) T(天) b(m) h(m) r(t/m3) Vc(m/min) t(min/班) μ n(班/天) C 10 300 0.6 2.38 1.35 5.0 420 0.5 2 0.95 1154 7 300 0.6 2.10 1.35 5.0 420 0.5 2 0.95 1018综上分析，考虑到本矿井构造较为复杂，本设计确定7煤层综采工作面单产为600～800kt/a；10煤层综采工作面单产为800～1000kt/a。高档普采工作面单产按300～500kt/a。三、首采工作面主要设备选型（一）国内外采煤工作面设备发展水平1、液压支架目前，国外综采液压支架的主要发展趋势是高阻力、高可靠性、宽中心距和电液控制的二柱掩护式支架，可有效地遏止顶板岩层向采空区移动的纵向推力，改善工作面围岩的受力条件，减少工作面的片帮冒顶。支架普遍采用电液控制和高压大流量供液系统，移架速度达6～8s/架，1996年美国已全部采用电液控制。国内神东补连塔矿国产大采高液压支架采用了大流量片阀，移架速度只能达到12～15s/架。可见电液控制系统优势明显。2、采煤机滚筒采煤机的主要发展趋势是大功率、电牵引、多电机、大截深和自动控制等。1996年美国长壁面采煤机的平均功率已达933kW，最大1492kW，采煤机割煤速度普遍在8～9m/min以上，最高达到13m/min，空载牵引速度最大达45.9m/min，截深加大到1.0～1.2m。大部分采煤机装有遥控、监测、故障诊断系统。国产电牵引采煤机经过多年的研制和实践已经成熟，装机总功率已达1200kW，牵引速度达到12.8m/min，截深达到0.8m，基本上能满足大采高综采面和放顶煤工作面生产能力3000kt/a的采煤需要。3、工作面刮板机工作面刮板机是向重型化、大功率、大运量、高强度和高寿命方向发展。1998年，美国长壁面刮板机功率平均1195kW，最大2238kW，溜槽宽最大1.332m，运量最大4000～5000t/h。近年来安装的工作面刮板机还采用了CST保护驱动控制装置，可实现重载软启动和载荷分配。国产工作面刮板机功率达到1400kW，溜槽宽达到1.2m，运量达到2500t/h，长度达到300m。（二）设备选型原则1．设备选型应以“技术先进、生产可靠”为原则，同时兼顾设备间的相互配套，保证运输系统流畅。以达到采运平衡和最大限度地发挥综采优势。2．根据国内综采工作面装备经验，为减少设备故障率，提高开机率，综采工作面采运设备应留有一定的富裕能力，从而实现工作面安全生产。3．目前国内采运设备、液压支架的研制已接近或达到国际水平，因此，工作面液压支架、采煤机、工作面刮板运输机、转载机、破碎机等设备的选择应优先采用国产设备。（三）工作面液压支架及单体液压支柱选型矿井首采区为东一（10）及北一（10）采区。10煤层顶板为泥岩、粉砂岩或细粒砂岩；底板多为暗色泥岩或细粒砂岩。1．东一（10）采区单体液压支柱选型东一（10）采区煤层厚度0.93～3.91m，平均约2.20m。煤层采取一次采全高回采工艺，设计确定单体液压支柱支护高度为1.7～3.2m。根据煤层顶底板岩性，结合淮北矿区开采的实际经验，10煤层顶板多为2类（局部3类），底板多为Ⅱ级（局部为Ⅲ级）。按照国内现行“缓倾斜煤层工作面顶、底板分类方案”及支架支护强度计算结果，本着液压支柱能顶得住，并能满足煤层厚度、倾角、通风等要求的原则，确定10煤层首采工作面选用DZG1－17/31.5型单体液压支柱。其支护高度1.7～3.2m，支柱工作阻力为250kN。2．北一（10）采区液压支架选型北一（10）采区煤层厚度2.03～5.80m，平均约3.05m。煤层采取一次采全高回采工艺，设计确定液压支架支护高度为1.8～3.8m。支架支护强度按经验公式计算：P=7·m·r×9.8×10-3式中：P—支架支护强度，MPa；m—采高，按3.6m计；r—岩石容重，t/m3;计算结果如下：P=7×3.6×2.6×9.8×10-3=0.64Mpa按支架有效支护面积7.0m2计算，北一（10）采区支架工作阻力为4480kN，据此确定北一（10）采区首采工作面支架选用ZZ5200-18/38型支撑掩护式支架；其支撑高度为1.8～3.8m，支架工作阻力为5200kN。（四）综采工作面采煤机选型1．采煤机平均割煤速度计算Vc==(h=2.7mr=1.35)=4.2m/min式中各符号意义同前。2．采煤机平均小时能力计算Q=60·Vc·m·b·r式中：Q—采煤机平均小时能力，t/h；其余符号意义同前。计算结果如下：Q=60×4.2×3.0×0.6×1.35=612t/h3．采煤机功率估算根据美国、日本等国经验，开采1t较硬的煤所需能量为0.6～0.7kW·h，据此估算，采煤机功率应为367～428kW。根据上述计算结果，并充分考虑切割小断层对采煤机性能要求，设计选用MG680WD型采煤机。其牵引速度为0～7m/min，截深为0.63m，装机总功率为680kW，电压等级为1140V。（五）高档普采工作面采煤机选型通过类比法（即根据相类似的开采条件，参照同类型采煤机的使用经验，来确定采煤机的装机功率），根据煤层厚度以及煤质硬度、工作面单产，并充分考虑开采煤层对采煤机性能的要求，本设计确定高档普采面选用4MG200－W1型采煤机。其牵引速度为0～6m/min，截深为0.60m，装机总功率为200kW，电压等级为1140V。四、其他设备选型根据采煤机小时割煤能力，结合国内综采工作面设备配套经验，各运输环节应留有一定的富裕能力，以减少设备故障率，提高开机率，保证矿井生产安全高效。（1）综采工作面及顺槽主要运输设备选型如下：工作面刮板输送机：选用SGZ-764/630型，输送能力900t/h，装机功率630kW；工作面刮板转载机：选用SZZ-764/160型，输送能力1100t/h，装机功率160kW；破碎机：选用PCM110型，破碎能力1000t/h；顺槽胶带输送机：选用SSJ1000/2×220型，输送能力900t/h，装机功率2×220kW；乳化液泵站：选用MRB125/31.5型，流量125L/min。工作压力31.5MPa；喷雾泵站：选用XPB-250/5.5型，流量250L/min，工作压力5.5MPa；（2）高档普采工作面及顺槽主要运输设备选型如下：工作面刮板输送机：选用SGZ-630/220型，输送能力450t/h，装机功率220kW；工作面刮板转载机：选用SZZ-630/75型，输送能力450t/h，装机功率75kW；破碎机：选用LPS－1000型，破碎能力1000t/h；顺槽胶带输送机：选用SSJ800/2×100型，输送能力450t/h，装机功率2×100kW；乳化液泵站：选用 XRB2B－80/200型，功率37kW，流量80L/min。工作压力20MPa；喷雾泵站：选用XPB-250/5.5型，功率30kW，流量250L/min，工作压力5.5MPa；6.2回采巷道布置一、首采煤层选择本矿井采用立井、主要大巷、石门开拓方式。井筒设在7线G73孔西南约270m处。井底车场位于-641m水平、7煤层顶板约110m处的粉砂岩中。-641m南、北翼主石门及大巷均位于10煤层顶板。7煤层平均厚度1.94m，由于受岩浆侵入影响，多变质为天然焦，并使结构复杂化。10煤层平均厚度2.23m；煤层结构简单，开采条件较好，首采块段煤层厚度大，具备高产的能力。10煤层与7煤层平均层间距90m，具备上行开采（先采下组煤10煤层）的条件。因此，首采煤层选择10煤层。二、首采区位置选择首采区位置的选择主要遵循以下原则：1．首采区要求地质勘探程度较高、地质构造简单、储量丰富可靠，且煤层赋存稳定。2．首采区应布置在井筒附近，尽量减少初期工程量及井巷贯通距离，使初期投资少、工期短、达产快。3．首采区布置应有利于采场接替方便，投产后易于拓展空间。4．应尽量避免初期搬迁村庄，尤其是较大的村庄；避开主要河流、重要构筑物的影响。5．首采区尽量布置在有邻近矿井生产实践经验的煤层中，以保证矿井投产后能够尽快达产。6．首采区布置要有利于瓦斯、通风管理。按照上述原则，结合矿井开拓部署，对矿井移交及达产采区位置本设计提出2个方案进行比较。方案I：矿井达到设计产量时，移交东一（10）、北一（10）2个采区，分别装备1个10煤层高档普采工作面和1个10煤层综采工作面（见图4-2-1）。方案Ⅱ：矿井达到设计产量时，移交东一（10）、东二（10）2个采区，分别装备1个10煤层高档普采工作面和1个10煤层综采工作面（见图4-2-2）。方案比较见表4-2-1。达产采区方案比较表表4-2-1 序号 方案项目 方案Ⅰ 方案Ⅱ 1 首采块段煤层倾角 东一（10）：20～30°北一（10）：5～16° 东一（10）：20～30°东二（10）：17～30° 2 首采块段平均煤厚（m） 东一（10）：2.20北一（10）：3.05 东一（10）：2.20东二（10）：3.07 3 工作面装备及数目 1高档普采1综采 1高档普采1综采 4 达产采区产量（kt/a） 东一（10）：500北一（10）：1000 东一（10）：500东二（10）：1000 5 同采煤层数 1 1 6 首采工作面推进长度（m） 东一（10）：700北一（10）：1500 东一（10）：700东二（10）：1000 7 达产采区可采储量(kt) 东一（10）：4082北一（10）：5701 东一（10）：4082东二（10）：4918 8 达产采区服务年限（a） 东一（10）：6.0北一（10）：4.2 东一（10）：6.0东二（10）：3.6 9 移交井巷工程量（m） 28941 31021 10 建井工期（出煤/移交）（月） 28.5/45.8 34.8/45.8 11 矿井万吨掘进率（m） 192.9 206.8从勘探程度来看，两方案首采的各采区都进行了三维地震勘探，勘探程度较高，影响工作面布置的5m以上断层均已查明，因此，方案比较可靠。从首采区和首采工作面的构造条件看，北一采区断层相对较少，而且断层走向垂直于煤层走向，有利于倾斜长壁开采的工作面布置。东二采区断层相对较多，断层走向不利于走向长壁开采的工作面布置。两方案普采工作面均布置在东一采区，故设计着重对综采工作面位置选择进行比较。由表4-2-1可以看出方案Ⅰ将首采的综采工作面选择在北一采区具有以下优点：1．工作面推进长度比方案Ⅱ的综采首采面长，东二采区只有1000m左右的推进长度，工作面搬家频繁，而北一采区基本可满足一年的推进时间，对工作面的接替和矿井的稳产非常有利。2．方案Ⅰ的综采首采工作面选择在北一采区比方案Ⅱ的移交井巷工程量节省2080m，缩短了达产工期，减少了矿井投资。3．方案Ⅰ选择的北一采区，首采工作面和接替工作面全部为上山开采。而东二采区的接替面需选择在下山或其它采区，给矿井生产期间通风、运输带来不便。综合以上分析，不难看出，本矿井的综采工作面选择在北一采区是合理的，不但缩短了建井工期，而且井巷工程量小、投资省。因此，设计采用方案Ⅰ，矿井达到设计产量时，移交东一（10）、北一（10）2个采区，分别装备1个10煤层高档普采工作面（生产能力按500kt/a考虑）和1个10煤层综采工作面（生产能力按1000kt/a考虑）。达产采区主要技术特征见表4-2-2。达产采区主要技术特征表表4-2-2 序号 项目 单位 东一（10）采区 北一（10）采区 1 走向长度 m 1100～1500 1300～1500 2 倾斜宽度 m 600～900 1600 3 煤层倾角 度 20～30 5～16 4 平均厚度 m 2.20 3.05 5 可采储量 kt 4082 5701 6 开采煤层 10 10 7 采煤方法 单一煤层、走向长壁 单一煤层、倾斜长壁 8 回采工艺 一次采全高 一次采全高 9 工作面装备 高档普采 综采 10 首采工作面走向推进长度 m 700 1500 11 首采工作面长度 m 140 180 12 工作面数目 个 1 1 13 采区生产能力 kt/a 500 1000 14 采区服务年限 a 6.0 4.2（三）采区布置方式1．采区布置方式根据本矿井各煤层间距（平均90m）及其分组情况，结合淮北矿区煤层分组开采的经验，本矿井采用分煤层布置采区。2．采区巷道布置本矿井达产时移交东一（10）及北一（10）2个采区，分别布置一个走向长壁工作面和一个倾斜长壁工作面。（1）东一（10）采区巷道布置东一采区煤层倾角20～30°，采区走向长度1100～1500m，倾角较大，走向长度较长，宜布置走向长壁工作面开采。根据开拓巷道布置，结合煤层赋存状况，为便于布置工作面，上山沿DF64断层布置。本矿井按高瓦斯矿井设计，为满足高瓦斯煤层开采时通风要求，设计对3条上山和2条上山进行比较后认为：3条上山即布置1条轨道上山、1条胶带机上山和1条回风上山的布置方式具有专巷专用、互不影响、安全可靠的优点。轨道上山、胶带上山进风；胶带机上山风速低，有利于降低采区煤尘污染和改善工作面作业环境。上山断面小，有利于加快施工进度，缩短建井工期，且巷道支护、维护比较容易，虽然增加1条上山工程量，但布置2条上山即布置1条机轨合一上山和1条专用回风上山，存在上山风速大、工作面作业环境差、煤炭运输与辅助运输相互干扰、生产安全难以保证的缺点，且巷道断面大，施工、维护条件差。因此，设计推荐布置3条上山方案。关于上山层位，由于10煤层底板灰岩水的影响，3条上山只能布置在煤层或顶板中。为满足上山胶带机运输对倾角的要求，胶带机上山只能布置在顶板岩石中。据此，设计提出以下两个方案进行比较。方案Ⅰ：采用2岩1煤布置方式，即轨道上山和胶带机上山布置在10煤层顶板的岩石中，回风上山布置在煤层中。轨道上山倾角20°，胶带机上山倾角为16°。方案Ⅱ：采用2煤1岩布置方式，即胶带机上山布置在10煤层顶板的岩石中，倾角为16°，轨道上山和回风上山布置在10煤层中。本采区煤层倾角为20～30°，平均26°。方案Ⅱ将轨道上山布置在煤层中，减少了岩巷工程量，但上山倾角为26°，提升相同设备或材料时，绞车所需提升能力比方案Ⅰ的大；且矿车装载能力也较方案Ⅰ的小。综上所述，考虑到轨道上山布置在岩石中有利于巷道维护和辅助提升，回风上山由于没有提升要求，可布置在煤层中。因此，设计采用方案Ⅰ，即2岩1煤布置方式。（2）北一（10）采区巷道布置根据北一（10）采区煤层赋存情况，该采区采用倾斜长壁的布置方式，采区回采巷道通过联络巷直接与-641m北翼10煤层顶板大巷相联。3．回采巷道布置（1）国内外无煤柱护巷技术的发展状况无煤柱护巷（包括沿空留巷和沿空掘巷两种形式）是合理开发煤炭资源、提高回采率、降低掘进率、提高企业技术经济指标的一项措施，尤其对缓和矿井采掘关系、改善矿井安全条件效果显著。目前，世界一些主要产煤国家都不同程度地推行和应用了无煤柱开采技术，如英国、德国、苏联等，并取得了丰富经验和成果。英国沿空留巷工作面曾达到70%，巷内支护多采用金属支架，巷旁充填多采用水泥和膨润土等速凝材料。德国沿空留巷工作面曾达43%，传统的巷内支护多采用U型钢支架、壁后水泥充填方式，近年来，部分煤矿为降低开采成本，大量采用锚网支护。如德国鲁尔矿区目前开采的煤层埋深在1000m以上，地压大、地温高，但鲁尔煤炭公司下属的各矿井综采面巷道均采用沿空留巷方式，该公司1997年在8个矿井16000m巷道中采用锚网支护，其中许多工作面为沿空留巷二次使用。德国沿空留巷巷旁充填多采用石膏、水泥、膨润土等速凝材料。国内徐州张集煤矿在平均煤厚3.2m的工作面，成功地实现了沿空留巷。该工作面巷内支护采用工字钢支架回采后，采用单体液压支柱配铰接顶梁加强支护，支护密度1.43根/m2，支护强度278kN/m2，工作面平均采高2.8～3.0m，最大3.1m。巷旁充填采用水泥、煤炭等速凝材料。澄河权家河矿在厚度2.6～3.5m的煤层中采用单排密集支柱沿空留巷方式，使用情况良好。该矿顺槽掘进时仅用锚杆支护，工作面采过后除了在巷内每米安设一架木棚外，靠采空区一侧设单排密集支柱用以切顶和挡矸。由于采取了这些措施，巷道在复用期间维护量较小。目前国内沿空掘巷使用普遍，沿空留巷在中厚煤层中已取得成功经验，在厚煤层中实践较少。（2）回采巷道布置为了改善采掘接替关系，提高工作面回采率，防止煤层自然发火，设计结合国内外无煤柱护巷技术的现状和发展趋势，确定本矿井首采区工作面巷道暂按沿空留巷方式考虑。另外，为保证综采工作面等长推进，工作面上下顺槽均采用平行布置（即沿中线掘进）。7井下运输7.1概述刘店矿井设计生产能力为1.50Mt/a，采用立井、两翼主石门及集中大巷开拓方式。煤层倾角变化较大（5°～30°），2层可采煤层厚度适中，回采工艺为综采机械化开采和高档普采，初期实行“一井两面”，两翼开拓，生产较为集中，煤炭运输两翼均衡。根据本矿井开拓方式和回采工艺，设计对井下煤炭运输方式提出胶带输送机和矿车两种方式。经综合分析比较后认为，虽然采用胶带输送机运输，巷道断面较大，设备投资较高，但却具有以下优点：1．胶带机可实现连续运输、且效率高、运输能力大，对综采工作面适应能力强，有利于充分发挥工作面设备生产能力。2．胶带机运输系统操作简单，易于实现集中控制和自动化管理，设备故障率低。3．本矿井主采煤层分布相对集中，尤其首采区距井筒近，运输距离短，采用胶带机运煤更为有利。综上所述，本矿井机械化程度较高，生产较为集中，采用胶带输送机运输方式，能充分发挥综采工作面设备的效能，提高大巷运输的自动化程度，因此，井下煤炭运输设计采用胶带输送机运输方式。二、煤炭运输设备选型1．设计依据初期胶带机运量为1.50Mt/a，年工作日为300d，日工作时间14h。2．运输设备选型本矿井初期在工业场地保护煤柱线外侧分别布置东一（10）和北一（10）2个采区,分别装备1个10煤层高档普采和综采工作面。主井采用上提式装载，主井西侧设有井底煤仓，煤仓上口标高为-557m。采区煤炭经南、北翼胶带机斜巷进入井底煤仓，最后经煤仓下口的-592m装载胶带机巷运往装载硐室装箕斗上提。根据井下巷道布置及运量、运距要求，结合建设单位的意见，确定初期主要胶带机大巷及斜巷胶带机采用PVC或PVG系列胶带输送机，采区胶带机采用矿用整芯阻燃系列胶带输送机。7.2大巷、采区运输设备选择一、辅助运输方式的确定（一）辅助运输条件本矿井初期在工业场地保护煤柱线外侧分别布置东一（10）和北一（10）2个10煤层采区。东一（10）煤层倾角较大（20°～30°），布置一个普采工作面；北一（10）煤层倾角较缓（10°～15°），布置一个综采工作面。井下辅助运输地点初期较少，矿井投产时移交一个综采面和一个普采面、配备8个掘进面，后期可能维持2～3个采煤面、8～12个掘进面。巷道坡度：井底车场、辅助运输大巷及石门一般为3‰，采区内将随着煤层倾角、辅助运输设备的不同而变化。井下整体运输的液压支架最大重量为20t/架。（二）辅助运输方式的选择根据本井田煤层赋存特点，设计对井下大巷辅助运输方式提出2个方案进行比选。方案Ⅰ：大巷辅助运输采用架线式电机车牵引1.5t固定式矿车。方案Ⅱ：大巷辅助运输采用蓄电池电机车牵引1.5t固定式矿车。方案Ⅰ主要优点：1．运输能力大、机动性强，设备投资省。2．不用充电，可以实现连续运输。3．直流架线电机车结构简单，工作可靠，维护方便。4．运输设备噪音小，无废气污染。主要缺点：1．沿巷道底板流动的杂散电流对金属有腐蚀。2．对矿井的瓦斯等级要求高。根据《规程》第三百四十七条，在高瓦斯矿井使用架线电机车时，必须遵守下列规定：1）沿煤层或穿煤层的巷道必须砌碹或锚喷支护；2）有瓦斯涌出的掘进巷道的回风流，不得进入有架线的巷道中；3）采用炭素滑板或其他能减小火花的集电器；4）架线电机车必须装设便携式甲烷检测报警仪。方案Ⅱ主要优点：1．运输能力大、方便灵活，适应性强。2．运输设备成熟、可靠。3．不需要架线，凡是铺设轨道的大巷，都可以行驶。4．运输设备噪音小，无废气污染。主要缺点：1．充放电时电能利用效率低，运行费用高，牵引能力和工作时间相对不足，需要经常充电。2．占用人员较多。综上分析，虽然方案Ⅰ对架线电机车行驶区域有一定的限制，但其运输系统成熟可靠、运量大、投资少，可以实现连续运输。根据建设单位意见，本设计采用方案Ⅰ，即大巷辅助运输采用架线式电机车牵引1.5t固定式矿车。二、运输设备选型本矿井暂按高瓦斯矿井设计，结合淮北矿区生产经验和建设单位意见，设计选用ZK-10-6/250-4KBT架线式电机车。列车组成按起动、运行发热、制动三个条件进行计算和校验，每列矸石列车由20辆1.5t固定式矿车组成。本矿井井下采用600mm轨距，主要运输道采用30kg/m钢轨。根据井下辅助运输量要求，结合两翼不同时期辅助运输距离，经计算矿井初期需5台机车，其中4台工作，1台备用。三、矿车及其它车辆为了便于矿区统一管理，并与井上下操车设备配套，井下矸石运输采用1.5t固定式矿车，材料采用1.5～3t材料车，设备采用平板车，大巷人员采用人车运输。矿车数量采用排列法计算，矿井初期需配备288辆1.5t固定式矿车。另外，根据井下设备、材料、人员的运输需要，设计配备了一定数量的其它运输车辆。井下辅助运输车辆配备见表3-2-1。井下辅助运输车辆配备一览表表3-2-1 名称 型号 载重量（t） 外型尺寸长×宽×高（mm） 轨距(mm) 轴距(mm) 牵引高度(mm) 自重(kg) 数量(辆) 矿车 MG1.7-6A 1.5(煤）2.7(矸） 2400×1050×1200 600 750 320 718 288 材料车 MC1.5-6A 1.5 2400×1050×1200 600 750 320 566 20 MLC3-6 3 600 750 320 20 平板车 MPC3-6 3 2400×1050×415 600 1100 320 530 30 PZC6/20 20 600 20 大巷人车 PRC-12 12(人) 4280×1220×1525 600 1500 108矿井提升8.1概述本矿井设计生产能力为1.50Mt/a。工业场地内设有主井、副井和回风井3个井筒。第一水平标高-641m，下山采至-800m，第二水平标高暂定-1000m，采用暗斜井延深；井口标高+32.5m，主、副井提升至第一水平-641m。8.2主副井提升（一）设计依据矿井工作制度为年工作日330天，每天净提升时间14小时,两班生产，一班准备，提升不均衡系数为1.1。(二)主井提升方案主井提升设备选型考虑了两个方案。方案Ⅰ：装备一套16t双箕斗，井筒直径5.0m，选用JKMD-4×4(Ⅲ)型落地式多绳摩擦轮提升机。由1台2300kW直流电动机拖动。转速52.52r/min，提升速度11m/s，提升能力2.02Mt/a。方案Ⅱ：装备一套20t双箕斗，井筒直径5.0m，选用JKMD-4×4(Ⅲ)型落地式多绳摩擦轮提升机。由1台2600kW同步电动机拖动。转速52.52r/min，提升速度11m/s,提升能力2.52Mt/a。两个方案的经济技术比较见表6-1-1。根据本矿井地质条件，方案Ⅰ采用16吨双箕斗，提升能力可以达到2.02Mt/a，已经为矿井以后增产留够了富裕量，且投资较省。方案Ⅱ采用20吨双箕斗，提升能力偏大，投资较大。综合以上分析比较，方案Ⅰ更为经济、合理。故主井提升设备选型采用方案Ⅰ。主井提升方案比较表表6-1-1 方案 I II 提升容器 1套16吨箕斗 1套20吨箕斗 井筒直径(m) 5.0 5.0 提升高度(m) 656.7 657.4 提升速度(m/s) 11 11 提升机 型号 JKMD-4×4(Ⅲ) JKMD-4×4(Ⅲ) 最大静张力(KN) 680 800 最大静张力差(KN) 180 220 电动机 型号 直流电动机 同步电动机 功率(kW) 2300 2600 转速(r/min) 52.52 52.52 供电方式 晶闸管直流供电 交－交变频装置 提升能力 年提升量(Mt/a) 2.02 2.52 富裕(%) 34.7 68 投资(万元) 设备及安装 土建 矿建 合计 年运行费(万元) 电费 268.4 323.5 维修、折旧 合计 备注 （三）提升设备选型计算按推荐的提升设备JKMD-4×4(Ⅲ)型落地式提升机进行选型计算：主井提升机及钢丝绳选择见表6-1-2主井提升运动学计算见表6-1-3主井提升系统变位重量见表6-1-4主井提升各阶段力的计算见表6-1-5主井电动机选择见表6-1-6主井防滑计算见表6-1-7主井提升机及钢丝绳的选择表6-1-2 提升容器 一套16t双箕斗 容器自重（kg） 25000 有效载重（kg） 16000 提升高度（m） 656.70 多绳轮提升机 型号 JKMD-4×4（Ⅲ） 摩擦轮直径（mm） 4000 天轮直径（mm） 4000 最大静张力（kN） 680 最大静张力差（kN） 180 衬垫摩擦系数 0.25 钢丝绳 主绳 型号 6V×37S+FC 直径（mm） 40 单位重量（kg/m） 6.67 抗拉强度（MPa） 1670 钢丝破断拉力总和（kN） 1189 根数 4 尾绳 型号 扁绳P8×4×19 GB/T8918-1996 尺寸（mm） 216×262根 单位重量（kg/m） 13.40 提升机实际静张力（kN） 589 提升机实际静张力差（kN） 156.96 钢丝绳安全系数 “规程”规定的安全系数 6.843 实际安全系数 8.074 提升机衬垫比压（MPa） 1.60主井提升运动学计算表表6-1-3 运动阶段 单位 数值 加速段 变加速 加速变化率 m/s3 0.5 末速度 m/s 0.5625 时间 s 1.5 行程 m 0.281 等加速 加速度 m/s2 0.75 末速度 m/s 10.4375 时间 s 13.17 行程 m 72.452 变减速 减速变化率 m/s3 -0.5 时间 s 1.5 行程 m 16.219 等速度 速度 m/s 11 时间 s 43.04 行程 m 473.432 减速段 变减速 减速变化率 m/s3 -0.5 末速度 m/s 10.4375 时间 s 1.5 行程 m 16.219 等减速 加速度 m/s2 -0.75 末速度 m/s 0.8625 时间 s 12.77 行程 m 72.135 变加速 加速变化率 m/s3 0.5 时间 s 1.5 行程 m 0.731 爬行段 等速段 速度 m/s 0.3 时间 s 16.67 行程 m 5 变减速 减速变化率 m/s3 -0.5 末速度 m/s 0.15 时间 s 0.77 行程 m 0.193 变减速 加速变化率 m/s3 0.5 末速度 m/s 0 时间 s 0.77 行程 m 0.038 一次提升纯运行时间 s 93.19主井提升系统变位重量表表6-1-4 内容 单位 数值 箕斗 kg 25000×2=50000 载重 kg 16000 提升机 kg 22900 天轮 kg 9450×2=18900 电动机 kg 8000 主绳 kg 22300 尾绳 kg 18600 变位重量之和 kg 156700主井提升各阶段力的计算表6-1-5 运动阶段 单位 计算公式 数值 静张力差 kN Fc=Q 156.96 加速段 变加速开始 kN F1=KQ 180.51 等加速 kN F1’=KQ+∑Ma1 298.03 等速段 等速开始 kN F2=KQ 180.51 等速终了 kN F2’=KQ 180.51 减速段 变减速开始 kN F3=KQ 180.51 等减速 kN F3’=KQ-∑Ma3 62.98 爬行段 等速开始 kN F4=KQ 180.51 等速终了 kN F4’=KQ 180.51 变减速终了 kN F5=KQ-∑Ma3 117.83 注：K=1.15a1=0.75a3=0.75a5=0.4主井电动机选择表6-1-6 内容 单位 数值 等效时间 s 109.19 等效力 kN 175.84 提升速度 m/s 11 电动机 等效功率 kW 2172 额定功率 kW 2300 转速 r/min 52.52 过载系数 2 实际过载系数 1.45 注：α=1β=1k=1.1主井防滑计算表6-1-7 磨擦系数 0.25 eμa 2.22443 围包角 183°13′55.4″ 静力矩 313.92 一级制动力矩（kN·m） 770 二级制动力矩（kN·m） 1000 安全制动 下放重载 《规程》要求减速度（m/s2） ≥1.500 安全制动减速度（m/s2） 1.551 极限减速度（m/s2） 1.797 提升重载 《规程》要求减速度（m/s2） ≤5.000 安全制动减速度（m/s2） 3.554 极限减速度（m/s2） 4.258 空载 安全制动减速度（m/s2） 2.843 极限减速度（m/s2） 2.985（四）主井提升电气设备及控制主井提升机采用交流电机拖动，电抠回路由晶闸管全波整流器（交—交变频）供电装置，全数字化控制，磁场回路由12脉动晶闸管整流器直流供电。电控系统实现提升系统的行程、速度、定子电流及转子电流等有关参数闭环调节，在安全回路、辅机控制等有关设施和环节采用PLC控制，并对提升过程中的各类故障进行报警、分析、记录和趋势预测等。电控系统的计算机可与矿井生产监控及管理系统联网，在矿调度中心能够进行监视。另外，井口卸载站、井下装载站各设1套提升机控制系统分站，对装卸载及配套设施进行控制，并发送提升信号。主井绞车房设1座6kV变电所，由地面35kV变电所引两路6kV电源，单母线分段运行，内设一台所用变压器柜作为低压主电源，另外一路备用低压电源引自副井变电所。二、副井提升（一）设计依据副井井筒直径为6.8m，主要担负全矿井升降人员，提升矸石，下放器材及设备等辅助作业。1．最大班下井工人数为181人，最大件（液压支架）重20000kg，平板车重1500kg。辅助作业量见最大班作业时间平衡表6-1-15。2．标高井口标高：+32.5m井底标高：-641m3．提升容器1套1.5t双层四车双罐笼（一宽一窄），宽罐笼可整体下放液压支架，大型设备及长材料，宽罐、窄罐自重均相同为18000kg，1.5t矿车自重718kg，载重2700kg。宽罐乘84人，窄罐乘60人。出车方式：升降人员时二层同时进出车,升降物料时倒钩一次。4．提升状态（1）提升矸石时，另一罐下4辆空矿车。(2)提升液压支架时，窄罐配重10.75t。（二）副井提升方案副井提升设备选型考虑了两个方案。方案Ⅰ：布置一套1.5t双层四车双罐笼（一宽一窄）,选用JKMD-4×4（Ⅲ）型落地式多绳摩擦轮提升机1台，配1600kW低速直流电机，提升速度11m/s,转速52.52r/min。方案Ⅱ：装备一套1.5t矿车双层四车双罐笼(一宽、一窄),选用JKM-4×4(Ⅲ)型井塔式多绳摩擦提升机，由1台1600kW直流电动机拖动,提升速度11m/s,转速52.52r/min，采用钢筋混凝土井塔.上述两个方案井筒直径均为6.8m，进出车方式均为：升降人员时双层同时进出车，升降物料时倒钩进出车.井塔式布置的主要优点是：占地面积小；提升设备重量轻；便于维护、检修；钢丝绳更换较方便；钢丝绳弯曲次数少，使用寿命长。缺点是：施工周期长。落地式布置的主要优点是：施工周期短；井塔抗震性能好。缺点是：换绳较复杂；钢丝绳弯曲次数较多，使用寿命短。经过上述比较，为加快了矿井建设速度,副井提升施工周期是关键，因此本设计推荐方案Ⅰ，选用落地式多绳摩擦轮提升机。副井提升方案比较见表6-1-8。副井提升方案比较表表6-1-8 方案 Ⅰ Ⅱ 水平标高（m） -641 -430 提升内容 人员、材料、设备、矸石 人员、矸石、材料、设备等 井筒直径（m） 6.8 提升高度（m） 673.5 457.4 提升容器 一套1.5t双层四车双罐笼(一宽一窄) 提升速度（m/s） 11 11 提升机 型号 JKMD-4×4(Ⅲ) JKM-4×4(Ⅲ) 最大静张力（kN） 770 770 最大静张力差（kN） 140 140 电动机 型号 ZD ZD 功率（kW） 1600 1600 转速（r/min） 52.52 52.52 供电方式 晶闸管直流供电 晶闸管直流供电 最大班作业时间(h) 3.55 3.55 投资（万元） 设备及安装 土建 矿建 合计 年运行费（万元） 电费 99.03 99.03 维修、折旧 合计 (三)提升设备选型计算按推荐的提升设备JKMD-4×4(Ⅲ)型落地式提升机进行选型计算：副井提升机及钢丝绳选择见表6-1-9副井提升运动学计算见表6-1-10副井提升系统变位重量见表6-1-11副井提升各阶段力的计算见表6-1-12副井电动机选择见表6-1-13副井防滑计算见表6-1-14副井最大班作业时间平衡表见6-1-15表6-1-9副井提升机及钢丝绳选择 提升容器 一套1.5t双层四车双罐笼（一宽、一窄） 水平标高(m) -650 容器自重(kg) 18000（宽、窄相同） 载重(kg) 13672矸石与矿车（21500液压支架与平板车） 提升高度(m) 673.5 钢丝绳悬垂长度(m) 745.44 多绳摩擦轮提升机 型号 JKMD-4(4（Ⅲ） 摩擦轮直径(mm) 4000 天轮直径(mm) 4000 最大静张力(kN) 770 最大静张力差(kN) 140 钢丝绳根数 4 摩擦系数 0.25 提升钢丝绳 型号 6V×37+FC 直径(mm) 40 抗拉强度(MPa) 1670 钢丝破断拉力总和(kN) 1189 单位重量(kg/m) 6.67 根数 4 扁尾绳 型号 P8×4×192根 尺寸 166×26 抗拉强度(MPa) 1370 单位重量(kg/m) 13.40 实际最大静张力(kN) 505.81（矸石）582.6（支架） 实际最大静张力差(kN) 105.95（矸石）105.46（支架） 钢丝绳实际安全系数 9.40（矸） 10.13（混提） 8.16（支架） 钢丝绳《规程》要求安全系数 7.827（物） 8.827（混提） 摩擦衬垫比压(MPa) 1.415（矸） 1.655（支架）副井提升运动学计算表表6-1-10 运动阶段 单位 数值 加速段 变加速 加速变化率 m/s3 0.5 末速度 m/s 0.49 时间 s 1.4 行程 m 0.229 等加速 加速度 m/s2 0.7 末速度 m/s 10.51 时间 s 14.32 行程 m 78.79 变减速 减速变化率 m/s3 -0.5 时间 s 1.4 行程 m 15.17 等速度 速度 m/s 11 时间 s 43.62 行程 m 479.80 减速段 变减速 减速变化率 m/s3 -0.5 末速度 m/s 10.51 时间 s 1.4 行程 m 15.17 等减速 加速度 m/s2 -0.7 末速度 m/s 0.79 时间 s 13.89 行程 m 78.46 变加速 加速变化率 m/s3 0.5 时间 s 1.4 行程 m 0.65 爬行段 等速段 速度 m/s 0.3 时间 s 16.67 行程 m 5 变减速 减速变化率 m/s3 -0.5 末速度 m/s 0.15 时间 s 0.77 行程 m 0.193 变减速 加速变化率 m/s3 0.5 末速度 m/s 0 时间 s 0.77 行程 m 0.038 一次提升纯运行时间 s 95.64副井提升系统变位重量表表6-1-11 内容 单位 数值 提升容器 kg 18000×2=36000 矸石(液压支架) kg 2700×4=10800(20000) 矿车(平板车加配重) kg 718×8=5744(12250) 提升机 kg 23500 天轮 kg 9450×2=18900 电动机 kg 3800 主绳 kg 22740 尾绳 kg 19600 变位重量之和 kg 141084(156790) 注:括号内数值为提支架数值副井提升各阶段力的计算表6-1-12 运动阶段 单位 计算公式 矸石 支架 静张力差 kN Fc=Q 105.95 105.46 加速段 变加速开始 kN F1=KQ 127.14 126.55 等加速 kN F1’=KQ+∑Ma1 225.90 236.31 等速段 等速开始 kN F2=KQ 127.14 126.55 等速终了 kN F2’=KQ 127.14 126.55 减速段 变减速开始 kN F3=KQ 127.14 126.55 等减速 kN F3’=KQ-∑Ma3 28.38 16.80 爬行段 等速开始 kN F4=KQ 127.14 126.55 等速终了 kN F4’=KQ 127.14 126.55 变减速终了 kN F5=KQ-∑Ma3 70.71 63.84 注：K=1.2a1=0.7a3=0.7a5=0.4副井电动机选择表6-1-13 内容 单位 数值 等效时间 s 135.64(183.64) 等效力 kN 116.5(101.61) 提升速度 m/s 11 电动机 等效功率 kW 1439(1255) 额定功率 kW 1600 转速 r/min 52.52 过载系数 2 实际过载系数 1.585(1.658) 注：α=1β=1k=1.1括号内数值为支架对应数值副井防滑计算表6-1-14 内容 结果 摩擦系数 0.25 eμα 2.22250 围包角 183°1′59″ 静力矩 212(211) 制动力矩（KN.m） 720 安全制动 下放重载 《规程》要求减速度（m/s2） ≥1.500 安全制动减速度（m/s2） 1.8(1.624) 极限减速度（m/s2） 2.208(2.126) 上提重载 《规程》要求减速度（m/s2） ≤5.000 安全制动减速度（m/s2） 3.303(2.968) 极限减速度（m/s2） 3.893(3.898) 空运行 安全制动减速度（m/s2） 2.763(2.891) 极限减速度（m/s2） 3.011(2.968) 备注：括号内数值为提支架数值（四）副井提升电气设备及控制副井提升机采用直流电机拖动，电枢回路由无环流、反并联的晶闸管整流器直流供电，采用纯12脉动、全数字控制，磁场回路由6脉动晶闸管整流器直流供电。电控系统能实现提升机的行程、速度、电枢电流及磁通等有关参数闭环调节和控制，并对安全回路、辅机控制等有关设施和环节采用PLC控制以及对提升过程中各类故障进行报警、分析、记录和趋势预测等。该电控系统的计算机可与矿井生产监控及管理系统联网，在矿调度中心能够进行监视。另外，在井口、井底车场各设1套提升机控制系统分站，完成提升信号的控制。条件许可时，也可对井上、下操车设备进行顺序控制。副井提升机设有半自动、手动、简易开车三种控制方式，并可在井口进行平层、换层操作。副井绞车房自设6KV变电所，内设两台500kVA电力变压器，变电所两路6kV进线电源由矿井地面35kV变电所供给。9矿井通风与安全9.1矿井通风方式选择本矿井为高瓦斯矿井，前期采用中央并列式通风方式，主、副井进风，中央回风井回风。后期增开西风井，通风方式为混合式通风方式。矿井所需风量、负压见表6-2-1。矿井所需风量、负压表表6-2-1 风量、负压生产期 风量（m3/s） 负压（Pa） 前期 146 1549 后期 216 31659.2矿井风量计算一、计算风量：Qi＝K×QK计算负压：Hi＝HK+△H式中：K－漏风系数，取1.1i－i=1表示前期，i=2表示后期Qk－矿井需要风量HK-矿井通风阻力△H－风井至闸门之间的阻力损失取200paQ1＝1.1×146＝160.6（m3/s）Q2＝1.1×216＝237.6（m3/s）H1=1549+200=1749(Pa)H2=3165+200=3365(Pa)二、计算轴功率计算轴功率Pi＝Qi·Hi/η1·η2式中：η1－风机装置效率η2－传动效率取0.98P1＝160.6×1749×10－3/0.74×0.98＝388kWP2＝237.6×3365×10－3/0.817×0.98＝1000kW厂方配套电机功率1600kW，选用同步电动机TD型，1600kW、6kV(同步电动机备用系数为1.4)。因各时期风量负压不断变化递增，因此按后期选取电机。三、反风方式风机反风时，只要将叶片调节到反风角度的位置，可实现反风,不需设反风道。因厂方未提供反风曲线,订货时要求厂家提供反风曲线，并满足《煤矿安全规程》要求，反风量不应小于正常通风量的40%，10min内实现反风.四、通风机电气设备及控制扇风机房设一微机监控系统，对扇风机拖动电机、风门以及有关工艺参数采用PLC控制和检测，并对扇风机运行过程中各类故障进行报警、分析、记录和趋势预测等，该电控系统的计算机可与矿井生产监控及管理系统联网，互送有关生产、管理信息。扇风机房两路6kV电源由地面35kV变电所供给，两路AC380V/220V低压电源就近变电所引入。9.3矿井通风阻力计算一、计算原则如果矿井的服务年限小于10~15a，选择达到设计产量后通风容易和通风困难两个时期的井巷阻力最大的风路，沿着这两条风路分别计算各路的通风阻力，累加可求得各时期的总阻力hrmin和hrmax。若矿井服务年限大于15～25a的通风容易和困难的通风阻力，因有外部漏风，通过主扇的风量必须大于通过总回风巷的风量。二、通风容易，困难时期阻力计算矿井通风容易时期为开采上山阶段的第一区段，通风困难时期一采区为下山阶段的第五区段，二采区为下山阶段的第五区段。一采区：通风容易时期的最大阻力路线0→1→2→5→6→13→15→17→18→20→23→24→25通风困难时期的最大阻力路线0→1→2→13→16→23→26→27→28→30→31→32摩擦阻力计算如下：hfr＝α×l×u/s3式中:α－摩擦阻力系数　　　l－井巷长度,mu－井巷断面周长，m二采区磨擦阻力计算分别见表9—5，9—6。磨擦阻力汇总见表9—7表9—7磨擦阻力汇总表 采区名称 容易时期 困难时期 一采区 1116.2 1643 二采区 122.8三、矿井总通风阻力通风容易时期的总阻力hrmin=1.2×∑hfrmin通风困难时期的总阻力hrmax=1.2×∑hfrmax则一采区hrmin=1.2×1116.2=1339.4pa以hrmax=1.2×1643=1971.6pa二采区以hrmax=1.2×122.8=147.4pa四、矿井总风阻及等积孔风阻计算Rmin=hrmin/Q2第四节扇风机选型一、自然风压hn=ρ1H1g1－ρ2H2g2―ρ1－2H1－2g式中:hn─自然风压ρ1ρ2─┈进出风井空气平均密度.ρ1－2－ρ1与ρ2的平均值.冬季:hn＝1.23×350×9.8－1.2×90×9.8－[(1.23＋1.2)÷2]×(350－90)×9.8＝64.7Pa夏季::hn＝1.2×350×9.8－1.24×90×9.8－[(1.2＋1.24)÷2]×(350－90)×9.8＝－86.2Pa　　　　　二、主扇静风压为了使所选主扇在通风容易时期的工作效率不至太低，有时需要考虑自然风压帮助主扇风压的作用，即对抽出式主扇，在通风容易时期静风压为：hfsmin＝hrmin－hnapa式中：hfsmin－通风容易时主扇静风压hrmin－通风容易时通风总阻力hna－通风容易时期帮助主扇风压的自然风压为了使所选用的主扇在通风困难时期的风压够用，有时考虑矿井自然风压反对主扇风压的作用。风机静风压：hfsmax＝hrmax+hnapa风机静风压hfsmin＝1339.4-64.7=1274.7pahfsmax＝1971.6+86.2=2057.8pa三、主扇风量容易时期一区：Qf=3448m3/min困难时期一区：Qf=3514m3/min四、风机选型根据以上数据，结合主扇风机个体特征曲线，选择扇风机为2K60No18型，转数为750，Z1=Z2=14。扇风机工况图见图8-5。五、对矿井主要通风设备的要求控制风流的风门、风桥、挡风墙、调节风门、风扇等设施的质量标准和 管理制度 档案管理制度下载食品安全管理制度下载三类维修管理制度下载财务管理制度免费下载安全设施管理制度下载 ，由矿务集团公司统一规定。9.4矿井通风设备选择根据矿井前期、后期的风量、负压的变化情况，通风设备选用矿用轴流式通风机，无需设反风道。设备选型考虑三个方案，其经济技术比较见表6-2-2。方案Ⅰ：选用GAF26.6-13.3-1型轴流式风机2台，1用1备,配1600KW、转速1000r/min、6kV同步电动机。方案Ⅱ:选用BDK-10-NO32型轴流式风机2台，1用1备。配560kW×2、转速580r/min、6kV防爆异步电动机。方案Ⅰ风机高效区宽，叶片调节方便，运行平稳，安全可靠，调节范围大。方案Ⅱ为了满足前期、后期的风量、负压的变化要求，前期、后期须采用不同的轮毂和不同的叶片，且叶片调节困难,电机通风散热条件差，不便于维修。通过上述分析比较，本报告推荐方案Ⅰ。9.5矿井灾害的防治措施一、预防瓦斯事故（一）加强通风系统管理1、使通风系统简单合理，避免角联通风作业地点有足够的风量和符合“规程”规定的风速。2、尽可能避免串联通风。3、通风设施不得随意拆除，任何地点都不能敞开风门不关。4、采面及各用风地点的巷道断面必须符合有关规定。（二）加强局部通风和局部瓦斯积聚区的管理1、局扇在井下连续运转的最长时间不超过半年，要定时维护。2、局扇有风电闭锁系统，瓦斯抽放由专业人员执行。3、掘进面必须执行“一炮三检”放炮制。4、加强风筒保修、修补工作。5、对井下设备安装瓦斯报警设备。二、预防煤尘事故1、建立健全防尘达标制度，配齐防尘设施。2、坚持进行工作面注水，注水时使用防尘剂。3、采掘面及其它地点放炮必须使用水炮泥。4、安装井下喷雾降尘系统，对粉尘大的巷道安设自动防尘喷雾设备。5、完善采煤机喷雾洒水系统。6、采掘地点安装隔爆水棚。三、预防火灾事故1、清理干净浮煤，不准随意留顶煤。2、采面不得推过停采线。3、采面有独立的通风系统。4、控制向采空区漏风，暂停的工作面根据停工时间长短采取临时封闭和永久封闭。5、采面结束后，应使采空区冒落严实。6、严格井口检查制度，防止火源下井。7、井下电缆、皮带、风筒必须为阻燃性。8、井下机电硐室、火药库、风动工具地点设防火门。9、井下电器为防爆型，并严禁明火作业。四、预防火灾1、地测部门要详细收集和整理地质资料。2、地测部门要制定防水计划，并且各单位制定具体防水措施。3、各排水泵要处于完好状态，可随时启动。4、雨季来临之前，在塌陷裂隙区进行充填，排水道要畅通，井下水仓、大巷水沟要提前清挖干净。10矿井基本技术经济指标表10.1设计矿井基本技术经济指标 序号 技术经济指标项目 单位 数量或内容 1 煤的牌号 以贫煤、瘦煤为主，焦煤、无烟煤次之 2 可采煤层数目 层 2 3 可采煤层总厚度 m 4.17 4 煤层倾角 ° 5～30 5 （1）矿井工业储量 万t 156514 （2）矿井可采储量 万t 99629 6 （1）矿井年工作日数 d 330 （2）日采煤班数 班 6 7 （1）矿井年生产能力 万t/a 150 （2）矿井日生产能力 t/d 4546 8 矿井服务年限 a 49.2 9 矿井第一水平服务年限 a 36 10 井田走向长度 m 18000 井田倾斜长度 m 5500 11 瓦斯等级 高 瓦斯相对涌出量 m3/t 7.67 12 通风方式 中央并列式 13 （1）矿井正常涌水量 m3/h 500 （2）矿井最大涌水量 m3/h 660 14 井田开拓方式 立井两水平 15 水平标高 m 一水平-641、二水平-1000 16 （1）生产的工作面数目 个 2 （2）备用的工作面数目 个 1 17 采煤工作面年推进度 m 1557 18 （1）移交时井巷工程量 m 28941 （2）达产时井巷工程量 m 37850 19 开拓掘进队数 个 8 20 大巷运输方式 架线电机车 21 矿车类型 1.5T矿车 22 电机车1类型 台数 2 23 设计煤层采煤方法 走向或倾斜长壁 24 （1）工作面长度 m 1200 （2）工作面推进度 m/月 1100－1400 （3）工作面坑木消耗量 m3/万t 0.6 （4）工作面效率 t/工 80.9 （5）工作面成本 元/t 32附图1、井底车场图2、正规作业循环图3、地质柱状图参考文献1、《煤矿开采学》徐永圻主编中国矿业大学出版社1999年版2、《矿井通风》董元平主编中国矿业大学出版社1997年版3、《煤矿固定机械及运输设备》牛树仁陈滋平主编煤炭工业出版社1998年版4、《煤矿安全规程》煤炭工业出版社2001年版5、《矿井灾害防治理论与技术》王省身主编中国矿业大学出版社1997年版6、《采煤工艺学》钱鸣高王庆康主编中国矿业大学出版社1992年版7、《特殊开采方法》洪元和主编中国矿业大学出版社1997年版8、《矿井设计规范》中国计划出版社1995年版第3页_1121670766.unknown_1179775006.unknown_1179775065.unknown_1122365591.unknown_1168672990.unknown_1121670352.unknown_1108302831.unknown