大专毕业论文

1、长 冶 职 业 技 术 学 院毕 业 设 计（论 文）皇联煤业矿井通风设计姓 名 所在学院 长冶职业技术学院 专业班级 煤矿开采技术专业 学 号 日 期 2010年 9月 15日 目 录前 言1第一章 井田地理概况与地质特征1第一节、矿区概述1第二节、井田地质特征2第二章 井田储量、设计能力及服务年限13第一节、矿井储量13第二节、矿井设计能力及服务年限15第三章 井田开拓、采区准备和采煤方法15第一节、井田开拓15第二节、采区准备19第三节、采煤方法23第四章 矿井通风设计24第一节、矿井通风系统的确定25第二节、矿井风量计算和分配27第三节、矿井通风阻力计算31第四节、矿井通风设备的选择3

2、3第五节 矿井通风费用概算35第五章、矿井安全工程专题设计37第一节、矿井瓦斯治理37第二节、矿井防治水42第三节、顶板灾害防治49第四节、矿井防灭火51主要参考文献58致 谢59前 言本次采区设计是根据太原理工大学继续教育学院六长专业证书培训班毕业设计指导书要求，经过学员认真学习讨论，结合学习内容，理论联系实际，在专业课程老师的帮助和指导下进行设计,不足之处，请老师给予指正为盼。设计矿井山西阳城皇联煤业有限责任公司位于阳城县县城东约20km，行政区划隶属于阳城县北留镇管辖，其地理坐标为东经112°3349112°3554，北纬35°312235°331

3、2。矿区交通便利，南部6km处有晋阳高速公路，由东西穿过，矿区西部有侯月铁路通过，西距阳城站10km；矿区往东24km处可与太焦铁路路线上的晋城车站相接；村于村之间有简易公路相通，地理位置优越，交通十分便利。该矿批准开采3#无煤煤，矿区面积10.0205km2,矿井地质储量14820万吨，设计生产能力120万吨/年，井田开拓方式为综合开拓方式，采煤方法为综合机械化分层采煤。第一章 井田地理概况与地质特征第一节、矿区概述一、地理位置及交通条件山西阳城皇联煤业有限责任公司位于阳城县北留镇以北5km 处，距阳城县城约20km，其地理坐标为：东经112°3316112°3439；北

4、纬35°315435°3318。矿山紧靠阳城大电厂，距陵沁公路七公里、晋阳高速公路五公里、侯月铁路阳城站十公里，地理位置优越，交通十分便利。矿井交通位置示意图见附图1。二、地形地势井田位于太行山脉西侧沁水盆地东南边缘，为低山丘陵地带。井田内沟谷纵横，梁峁绵延，地形较复杂。总的地势为东北高西南低，地形最高点位于井田东北部山梁上，标高1013.1m，地形最低点位于井田西边界沟谷中，标高617.4m，地形最大相对高差395.7m。三、河流分布本区属黄河流域沁河水系。井田西距沁河约4km，沁河是附近最大的地表水体，属常年性河流。井田内无常年性河流和大的地表水体。界内樊山河为沁河的一

5、条支流，为季节性河流，雨季降水沿沟谷向西流经沟底、皇城、郭峪、大桥沟在润城汇入沁河。沁河向南穿切太行山经河南省济源、沁阳、博爱、温县至武涉县南侧嘉应关注入黄河。四、水源和电源本矿井水源取自距主井工业场地1.5km处行人斜井场地两口现有深井，属集团公司内部取水井，水源丰富可靠，可作为本矿永久供水水源。本矿电源采用双回路供电，在工业场地建有一座10/6kV、 10/0.4kV变电所, 两回电源线路采用10kV架空专用线路，一回LGJ-150 10kV 5km引自东庄35KV变电站10kV母线，另一回LGJ-150 10kV 5km引自由北留35kV变电站10kV母线。两回电源线路，当任何一回路发生

6、故障停止供电时，另一回路能担负矿井全部负荷，矿井的两回电源线上均不得分接任何负荷。五、井田开发简史据现有资料，井田无大规模开采历史。第二节、井田地质特征一、井田范围、9号、15号煤层，标高从610m到470m，井田呈不规则多边形，东西最宽约3.8km，南北最长约2.7km。井田面积10.0205km2。井田范围由以下座标点连线圈定：1. X=3937497 Y=19640862 2. X=3934924 Y=196408623. X= 3934695 Y=19642971 4. X=3935030 Y=196436655.X=3935047 Y=19644693 6. X=3937496 Y=

7、19644692二、煤系地层矿区沟谷纵横，大面积为基岩裸露区，仅在沟坡两侧零星为第四系黄土覆盖，现结合钻孔资料，将该区地层由老至新叙述如下：1、奥陶系中统马家沟组（O2m）为含煤岩系的基底，岩性为深灰色、青灰色中厚层状灰岩、灰黄色泥灰岩及角砾状泥灰岩等。一般厚400500m。2、石炭系中统本溪组（C2b）岩性主要为菱铁矿、黄铁矿、鲕状结构铁铝岩、灰色粘土岩、不稳定的煤层组成，底部常见不稳定窝状褐铁矿层，与下伏奥陶系中统马家沟组呈平行不整合接触。一般厚4.30m，局部达30m左右。3、石炭系上统太原组（C3t）为区内主要含煤地层，岩性主要为砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层(线)和石灰岩等。厚9

8、0.30m。本组属半咸水、三角洲碳酸岩台地沉积环境，沉积旋回明显，有五个较大旋回，根据岩性、化石组合及区域对比，自下而上分为三段。1）、一段(C3t1)K1砂岩底至K2灰岩底，由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及煤层组成。15号煤层位于该段顶部，厚2.51m。煤层顶有一薄层黑色泥岩伪顶。K1砂岩不发育，以底部的砂质泥岩及粉砂岩与本溪组分界，本段一般厚26.50m。2）、二段(C3t2)K2灰岩底至K4灰岩顶，岩性由石灰岩、泥岩、粉砂岩和23层薄煤线组成，以色深、粒细灰岩比例大为特征。一般厚21.50m。、K2灰岩：厚层状深灰色，含生物碎屑微晶灰岩，局部泥质成分含量较高，动物化石丰富，平均厚4.50m。、

9、深灰色泥岩：顶部为不稳定的13号煤层，平均厚6.50m。、K3灰岩：深灰色含生物碎屑泥晶灰岩，平均厚4.00m.、深灰色泥岩夹砂质泥岩或砂岩，顶部为11号煤层(线)，中部夹12号煤层，平均厚8.00m。、顶部为K4灰岩或黄色泥岩，中部为灰黄色砂岩，下部为深灰色泥岩，平均厚3.00m。3）、三段(C3t3)K4灰岩顶至K7砂岩底。由砂岩、粉砂岩、泥岩、煤及灰岩组成，全段厚42.30m。、泥岩和砂岩：本层砂岩发育，煤层较多，中、上部夹7、8号煤，下部为9、10号煤，其中9号煤层局部可采。厚24.70m。、K5灰岩：为生物碎屑泥晶灰岩。厚2.60m。、泥岩、粉砂岩夹砂岩：中部夹5、6号煤，顶部5号煤

10、较稳定，平均厚10.50m。、K6灰岩：常相变为砂质泥岩，不稳定，平均厚2.00m。、泥岩、砂质泥岩：厚2.50m。4、二叠系下统山西组（P1S）是区内主要的含煤地层。底部以K7砂岩与下伏太原组整合接触，主要岩性为砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及煤层。根据岩性特征自下而上分为两个岩性段，厚一般48.60m。1）、一段(P1s 1)K7砂岩底至3号煤层顶砂岩底。由砂岩、泥岩及煤层组成，顶部为3号煤层，厚6.05m，顶板为砂岩；中部为深灰色、黑色泥岩；下部为深灰色砂质泥岩，底部为灰色粉砂岩与下伏太原组整合接触。厚19.10m。2）、二段(P1s2)3号煤顶砂岩至1号煤顶板砂岩底。主要岩性为砂质泥岩、泥岩、

11、砂岩及煤层。下部为灰色中细粒砂岩，局部相变为粉砂岩；中、上部为泥岩、砂质泥岩夹砂岩，上部夹1号煤，中部夹2号煤，均不可采。本段厚29.40m。5、二叠系下统下石盒子组（P1x）主要由砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、铝质泥岩等组成，下部偶见煤线(层)。顶部为灰绿、紫红富含菱铁质鲕粒的铝质泥岩(俗称“桃花泥岩”)；上、中部为绿灰、浅灰色细中粒砂岩夹砂质泥岩；中下部为砂质泥岩夹砂岩，与下伏山西组地层呈整合接触，厚约87.70m。6、二叠系上统上石盒子组（P2s）主要岩性为黄色、紫红色泥岩与中粗粒砂岩互层，底部为灰白色含砾砂岩，区内出露广泛，厚约105m。7、第四系（Q）浅红色亚粘土，于山坡广泛出露，沟谷及河

12、床为浅黄色亚砂土及砂、砾石层所覆盖。厚07.50m。三、地质构造本井田位于太行山复式背斜西翼，沁水盆地东翼南段，晋获褶断带的西侧。井田内岩层走向北东75°，倾向北西，倾角34°，总体为产状平缓的单斜构造。在井田的南西边缘地层略有起伏，为近南北向的宽缓背向斜构造。井田内未发现断层陷落柱及火成岩侵入等构造。井田地质构造属简单类型。四、煤层及煤质（一）含煤性井田内含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，含煤地层总厚为139.90m，共含煤12层，煤层总厚度为15.94m，含煤系数为11.39，含稳定可采煤层3层，即3、9、15号煤层，总厚11.09m，含煤系数7.93。（二

13、）可采煤层1. 3号煤层位于山西组中下部，煤层厚度5.686.59m，平均6.17m，稳定可采。煤层结构简单较简单，夹02层夹矸，局部3、4层。3号煤直接顶板多为粉砂岩、泥岩，直接顶下常有0.10.5m的炭质泥岩及灰色泥岩伪顶，老顶为灰色细粒砂岩、泥岩互层，成分以石英为主，泥质、钙质胶结。底板一般为粉砂岩。3号煤属结构简单较简单、全区稳定可采的厚煤层。2. 9号煤层位于太原组K4灰岩之上，上距3号煤层底板63.71m，煤层厚度1.062.06m，平均1.65m。煤层结构简单较简单，夹03层夹矸，局部4层。其直接顶板多为粉砂岩、泥岩，底板多以K4石灰岩为主，局部为泥岩。9号煤属结构简单较简单、稳

14、定可采的中厚煤层。3. 15号煤层位于太原组下部K2灰岩下，上距9号煤层底板30.98m，煤层厚度2.245.39m，平均3.27m，煤层厚度变化大，结构简单复杂，含14层夹矸，局部分层多达23层。顶板为K2灰岩；底板为泥岩、铝土泥岩。15号煤属结构简单复杂、稳定可采的中厚煤层。表2-1-1 可 采 煤 层 特 征 表 含煤地层煤层编号煤层厚度（m）煤层间距（m）煤层结构顶板岩性底板岩性煤层稳定程度可采性最小-最大平均最小-最大平均矸石层数类别P1s35.686.596.1741.7768.8563.7104简单较简单粉砂岩泥岩粉砂岩稳定全区可采C3t91.062.061.6504简单较简单粉

15、砂岩泥岩石灰岩泥岩稳定全区可采21.7537.7730.98152.245.393.2714简单复杂石灰岩泥岩铝土泥岩稳定全区可采 (三)物理性质 1. 3号煤层宏观煤岩特征：为黑色灰黑色，半亮光亮型煤，玻璃似金属光泽，条带状结构，层状构造，阶梯状、贝壳状断口，条痕灰黑色，裂隙不发育。显微煤岩特征：煤岩组分主要为镜质组(半镜质组)，惰质组次之。镜质组：以无结构均质镜质体为主，次为胶质体、基质镜质体；惰质组：氧化丝质体为主，呈碎屑状、透镜状分布。2. 9号煤层宏观煤岩特征：为黑色灰黑色、光亮型煤，似金属光泽，条带状结构，层状构造，阶梯状、贝壳状断口，条痕灰黑色，质坚硬，裂隙不发育，偶见黄铁矿。显

16、微煤岩特征：煤岩组分主要为镜质组（半镜质组）、惰质组次之。镜质组：以无结构均质镜质体为主，次为胶质镜质体、基质镜质体。惰质组：氧化丝质体为主，呈碎屑状、透镜状分布。矿物质以粘土矿物为主，其次为少量黄铁矿、碳酸盐矿物。3.15号煤层宏观煤岩特征：为黑色灰黑色、半亮型煤，似金属光泽，以条带均一结构、粒状、阶梯状断口为主，贝壳状次之，条痕为灰黑色，裂隙较为发育，常见黄铁矿充填。显微煤岩特征：煤岩组分主要为镜质组、惰质组。镜质组：主要为无结构均质镜质体，其次为胶质镜质体，偶见基质镜质体分布。镜质组：以氧化丝质体为主，呈碎屑状分布，或分布于镜质体中，或与粘土渗杂在一起。矿物质以粘土矿物和黄铁矿为主。本井

17、田3号、9号煤显微煤岩类型为单组分组类微镜煤，15号煤为双组分组微镜惰煤。3、9、15号煤均为黑灰黑色，强玻璃似金属光泽，贝壳状、阶梯状断口，均一条带状结构，层状构造，内生裂隙较发育。9、15号煤层沿层理和裂隙充填有方解石和脉状黄铁矿细脉。(四)化学性质1.3号煤2009年11月19日山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿进行了简易筛浮试验,同时对3号煤的煤质进行了化验, 又根据寺河精查勘探区地质报告中井田内钻孔煤芯煤样化验资料（465、475号孔煤芯煤样化验分析成果），煤质结果综合如下:水分(Mad)：原煤：1.533.88，平均2.97浮煤：1.213.38，平均2.04。灰分(Ad)：原煤：

18、10.3817.87，平均13.83浮煤：4.608.63，平均6.20。挥发分(Vdaf)：原煤：6.367.70，平均6.92浮煤：4.886.14，平均5.33发热量（Qgr.d）：原煤：31.45MJ/kg浮煤：32.5934.39 MJ/kg，平均33.49 MJ/kg全硫(St,d)：原煤：0.300.32%，平均0.31浮煤：0.370.47%，平均0.42元素分析： Cdaf 94.00；Hdaf 2.74%；Odaf 1.84；Ndaf 0.91。2.9号煤2009年11月21日山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿进行了简易筛浮试验,同时对9号煤的煤质进行了化验，又于2009年

19、12月15日分别在两个不同地点采样化验，综合寺河精查勘探区地质报告中井田内钻孔煤芯煤样化验资料（465、475号孔煤芯煤样化验分析成果），煤质结果如下:水分(Mad)：原煤：2.943.88，平均3.42浮煤：1.363.69，平均2.75。灰分(Ad)：原煤：12.6819.83，平均16.12浮煤：4.817.88，平均6.51。挥发分(Vdaf)：原煤：6.537.87，平均7.13浮煤：4.676.58，平均5.75发热量（Qgr.d）：原煤：28.9334.61MJ/kg，平均30.93MJ/kg浮煤：32.9633.05 MJ/kg，平均33.00 MJ/kg全硫(St,d)：原煤

20、：1.481.65%，平均1.58浮煤：0.740.96%，平均0.85元素分析： Cdaf 93.71；Hdaf 2.642.70%，平均2.67；Odaf 1.83；Ndaf 0.87%3.15号煤根据寺河精查勘探区地质报告中井田内钻孔煤芯煤样化验资料（465、475、476号孔煤芯煤样化验分析成果），15号煤层煤质结果如下：水分(Mad)：原煤：2.583.01，平均2.83浮煤：1.021.22，平均1.09。灰分(Ad)：原煤：14.3223.30，平均18.80浮煤：3.054.36，平均3.91。挥发分(Vdaf)：原煤：6.567.95，平均7.35浮煤：4.715.95，平均

21、5.27发热量（Qgr.d）：34.0334.44MJ/kg，平均34.25MJ/kg全硫(St,d)：原煤：2.173.01%，平均2.59浮煤：1.692.01%，平均1.85元素分析(精查勘探区)碳含量(Cdaf)：90.4193.69%，平均92.54氢含量(Hdaf)：2.493.57%，平均2.87氧含量(0daf)：0.102.65%，平均1.34氮含量(Ndaf)：0.652.51%，平均0.99（五）工艺性能根据本次化验结果结合区域资料，3、9号煤层的主要工艺性能如下：（1）抗碎强度3号煤用落下试验法试验测的25mm的为95%，9号煤层为90%，均属高强度煤层。（2）发热量各

22、煤层高位发热量大于29.60MJ/kg，属特高热值煤。（3）煤灰熔融性煤灰成分以Si02和Al203为主，3号煤层软化温度ST为1430，为较高软化温度灰，9号煤层软化温度ST大于1500，为高软化温度灰。（4）低温干馏勘探阶段曾作此试验，结果均无油。（5）煤的结渣性当鼓风强度为0.3m/s时，3号煤层的结渣率为5.43%，属弱结渣性煤；9号煤结渣率为15.26%，属中等结渣性煤。（6）煤的热稳定性3号煤层Ts+6为95.7%，9号煤层Ts+6为98.6%，均属高热稳定性煤。（7）煤的可磨性3号煤层HGI（哈氏可磨系数）为46；9号煤层HGI（哈氏可磨系数）为48，均属较难磨煤。（8）煤对CO

23、2的反应性在950时，3号煤层二氧化碳还原率为37.8%，9号煤层二氧化碳还原率为30.9%。15号煤层未做此项试验，依据区域资料，15号属特高热值、中等高软化温度灰、强结渣性、高热稳定性、较难磨、对二氧化碳反应性低的煤层。（六）煤类按照中国煤炭分类国家标准GB（575186）对本区各层煤进行分类，主要以浮煤挥发分（Vdaf）及氢元素（Hdaf）为分类指标。根据化验结果，井田内3号煤层的浮煤挥发分（Vdaf）为5.33；氢元素（Hdaf）为2.74，故3号煤属于WY02；9号煤层的浮煤挥发分（Vdaf）为5.75，氢元素（Hdaf）为2.67，故9号煤属于WY02 。根据钻孔化验资料,15号煤

24、层的浮煤挥发分（Vdaf）为5.27，氢元素（Hdaf）为2.493.57%，故15号煤属于WY02-WY03。（七）煤质及工业用途评价3号煤层为低中灰、特低硫、特高热值的无烟煤，煤对CO2反应低、中等结渣、浮煤回收率良等，固定碳含量高，为良好的合成氨用煤、动力用煤和铸造用型焦特种配煤。9号煤层为低中灰、中硫、高特高热值、高强度之无烟煤，热稳定性好，中等可选，浮煤回收率良等，为良好的动力用煤。15号煤层为低中灰分、中高硫分、特高热值、高熔灰分、高强度之无烟煤。热稳定性好，浮煤回收率良等，为良好的动力用煤。五、其它地质因素1、瓦斯根据晋煤安发20092031号文关于2009年度年产30万吨及以上

25、煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，山西阳城皇联煤业有限责任公司瓦斯绝对涌出量为12.54 m3/min，瓦斯相对涌出量为21.7 m3/t，属高瓦斯矿井，不存在煤与瓦斯（二氧化碳）突出危险性。在生产时应加强通风和保安措施，确保安全生产。2、煤尘和煤的自燃据山西煤矿设备安全技术检测中心对该矿送检煤样的检验报告：煤尘爆炸性测试情况为：火焰长度为0mm，加岩粉用量0%，结论为无爆炸性。据山西煤矿设备安全技术检测中心对该矿送检煤样的检验报告：自燃倾向测试情况为：自燃等级为级，为不易自燃煤。3、地温据对生产窑的调查，该区属地温正常区，参考邻区资料，地温梯度为0.602.9/100m，恒温带

26、温度13，恒温带深度在85m左右。4、井田水文地质类型井田内主要可采煤层3号煤的直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层，钻孔单位涌水量0.00020.002 L/m.s，富水性极弱，井田北部奥灰水水位高于3号煤层底板，但其间有近100m的岩层间隔，在没有大的导水构造沟通的情况下，对3号煤层开采影响不大。区内没有发现断层，构造比较简单，主要以倾向北西的单斜构造为主，因此，水文地质条件属简单类型。第二章 井田储量、设计能力及服务年限第一节、矿井储量一、地质储量的计算井田内有可采煤层三层，批准开采3号、9号、15号煤层，本井田煤层倾角为35度，储量计算面积直接在平面图上用求积仪复读数三次，然后取三次的平

27、均值，作为储量计算面积。煤层厚度按井田内各资料点煤层储量厚度的算数平均值，并按下列公式求取煤层的储量。地质储量（Q）=平均厚度×井田面积(S)×平均容重(d)井田地质储量详见下表2-2-1。煤层号煤层厚度(米)井田面积(平方米)平均容重(吨/平方米)地质储量(吨)3#6.05100204001.45879039599#1.64100204001.452382851115#2.51100204001.4536469245矿井地质储量14820万吨二、可采储量的计算按照规定井田边界、工业广场、大巷、及井筒等均应留设保护煤柱，井田边界留设20米隔离煤柱，采区之间留设30米隔离煤柱

28、，大巷保护煤柱为50米。可采储量按下式计算：Z=(Zc-P)CZc矿井地质储量 P永久煤柱损失量C采区回采率，取80%85%井田可采储量详见下表2-2-2。煤层号煤层地质储量永久煤柱损失量采区回采率%可采储量(吨)3#8790395987904080696199359#23828511238285852005169215#364692453646928530688870可采储量12036万吨第二节、矿井设计能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日300天，每天四班生产（三班生产、一班准备），日净提煤时间15小时。二、矿井生产能力及服务年限1、矿井生产能力根据矿井煤层赋存及资源情况，综合考

29、虑储量、井型及服务年限三者的关系，本矿设计为单水平开采。根据煤炭市场供求关系矿井生产能力情况，确定矿井生产能力为1200Kt/a。2、矿井服务年限矿井设计服务年限按下列公式计算：T=ZK/K·AT矿井设计服务年限，年； ZK矿井可采储量，千吨； K储量备用系数，取1.4; A矿井设计生产能力，千吨/年T=120360÷(1200×1.4)=71.6年经计算，矿井服务年限为71.6年。第三章 井田开拓、采区准备和采煤方法第一节、井田开拓一、井田开拓方式（一）井筒位置、形式及数目井田开拓方式采用立井斜井综合开拓方式。在确定的工业场地内开凿一个主斜井和一个副斜井，作为矿

30、井的主、副提升井，在井田中部开凿一个回风立井，具体用途及特征如下:1、主斜井：担负矿井煤炭提升、进风兼作安全出口。净宽4.50m，净断面10m2，倾角16°，斜长561m。井筒右侧装备一条带宽1000mm的带式输送机，左侧设胶带检修道，轨距600mm，轨型30kg/m。胶带与检修道中间设行人台阶，扶手与胶带机架固定在一起。2、副斜井：担负矿井辅助提升、进风兼作安全出口。净宽4.2m，净断面8m2，倾角22°，斜长387m。装备JK2.5×2A-30单滚筒提升机，600单轨串车和架空乘人器、行人台阶。3、回风立井：担负矿井回风任务，兼作矿井的安全出口。净径5m，净断

31、面19.63m2，垂深175m。井筒内装备梯子间。（二）、开拓方案本次设计主要针对3号煤层的开拓布置进行设计。开采下组煤时，主、副斜井采用暗斜井延深开采9号、15号煤层。（9#、15#煤层开采本设计暂不考虑）在选定的矿井工业场地处及四周1km的范围内，水文地质条件简单。设计从表土层厚度、井筒垂深、煤层产状以及井田水文地质条件等方面分析，井田既适合于斜井开拓方式，也适合于立井开拓方式。结合矿井井型、煤层赋存条件、矿井瓦斯涌出量、井筒提升设备、井下开拓布置和回采面装备水平、回采面年推进度等因素，经多方研究分析和论证，最后确定了立井斜井综合开拓方式。井田开拓方案和井下开拓部署，主要以3号煤层开采的合

32、理性为主，在本次设计中对9号、15号煤层的开拓方式未做详细的布置。该矿井为高瓦斯矿井，井下巷道按照轻型综采放顶煤采煤法进行布置，井下共设置三条巷道，即轨道运输巷，胶带运输巷和专用回风巷，这三条巷道均沿3号煤层布置。设计考虑初期采用一个水平开发全井田的3号煤层。井下辅助运输采用连续牵引车牵引1t系列矿车，主运输采用胶带输送机。该开拓方案将全井田的3号煤层划分为四个采区。矿井先期开采位于井底煤仓附近的西一采区。该采区基本布置在井田中央，储量可靠。采区接替顺序为：西一采区西二采区东一采区东二采区。矿井通风系统为中央并列式。（三）、开采水平的划分本矿井下部煤层为3号、9号、15号煤层，煤层平均间距分别

33、为48.51米和31.6米，层间距大，而且各煤层倾角仅限35度，为近水平煤层，有长距离布置集中巷道的条件，同时井田长度不是很长，为节省巷道工程量，减少生产环节确定每层煤为一个水平，分三个水平进行开采。二、开拓巷道综述（一）大巷布置运输和回风大巷全部在煤层中进行布置。根据煤层赋存情况及井田形状，本设计提出两种开拓方案。方案一、在井田中部沿南北方开掘三条大巷即运输大巷、轨道大巷、回风大巷，在大巷东西两面布置两个采区进行长壁开采。方案二、在井田中部沿东西方向开掘运输大巷、轨道大巷、回风大巷，在大巷南北两侧布置四个采区进和长壁开采。（二）开拓方案的技术比较方案比选：方案一的优点：1、大巷保安煤柱及采区

34、保安煤柱较少，煤炭损失少。2、运输环节少，运输费用少。3、巷道布置间单。方案一缺点：1、建井工期长，投资见效慢。2、通风路线长，通风阻力大。3、不能对井田内赋存煤层进行充分开采。方案二的优点：1、工作面布置快，建井工期短，投资见效快2、对井田南部的赋存煤层可进行充分开采。方案二的缺点：1、大巷保安煤柱增加，煤炭损失量较大。2、运输环节增多，运输费用多。（三）、开拓方案经济比较综合以上多方面的考虑，认为第二种方案从总体上来说比较适合矿井生产实际，确定方案二为开采设计方案。（四）、井底车场各硐室主要硐室均采用半圆拱断面，荒料石砌碹。在副斜井井底车场设有：中央变电所、中央水泵房、管子道、水仓、侯车室

35、。在轨道运输大巷南侧设有消防材料库、爆破材料发放硐室。井底车场巷道及硐室支护开式采用砼碹支护。（五）、巷道断面和支护形式巷道断面尺寸根据运输、通风、行人、管线敷设等要求而定，各类巷道视围岩条件、服务年限、用途等不同选用不同的断面及支护形式。矿井掘进巷道主要有斜井、大巷、及顺槽，采用综掘方式，根据岩土特征、煤层顶底板特征设计主斜井、副斜井为三心拱形断面，表土段采用现浇素混凝土砌碹支护，基岩段均采用锚喷支护，围岩破碎地段可采用锚网喷支护；回风立井表土段和基岩段均采用现浇素混凝土井壁。皮带运输大巷、轨道运输大巷、回风大巷为三心拱形断面，均采用锚网喷支护。工作面回风顺槽和运输顺槽为矩形断面，采用锚网喷

36、支护。开切眼为矩形断面,采用单体液压支柱支护。（六）、井底车场本井田采用斜井开拓，主运输由主斜井经胶带输送机运到地面，辅助运输采用单滚筒提升机运料，由副斜井从地面运至井底车场，根据煤层水平状况，为节省投资，井下辅助运输采用无极绳绞车运输。井底车场采用平车场即可满足要求。第二节、采区准备一、采区范围根据开拓方案的设计，先期开采位于井底煤仓附近的西一采区，该采区位于回风立井西部，西大回风巷北部，采区北部和西部均为我矿矿界。采区东西走向2000米，南北走向1200米，面积约240万平方米。首采工作面为3101工作面，工作面位于西一采区东部，工作面长度为200米，顺槽长度1200米。主要结合本矿煤层赋

37、存条件，考虑工作面刮板输送机铺设长度、工作面支护难易程度、工作面产量等因素确定。二、采区地质概况采区地质构造和煤层特征与矿区地质构造和煤层特征基本相似，根据3号煤层赋存情况，煤层厚度5.69-6.69米，平均6.05米，赋存稳定，直接顶为灰白色细砂岩，厚度在9-10米左右，层位稳定致密，性脆，层理发育，属类顶板；老顶为粉砂岩和泥岩互层，灰黑色，厚度在8-9米以上，不易垮落；煤层底板为10米左右的粉砂岩组成，层位稳定，岩性致密。采区内未发现断层陷落柱及火成岩侵入等构造。井田地质构造属简单类型。三、采区储量、生产能力及服务年限采区煤层全部可采，根据几何法求得可采储量为21054kt,采区设计生产能

38、力为1200kt/a，采用倾向长壁采煤法采煤，服务年限为17.5年。采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层厚度，工作面长度和推进度, 采煤工作面生产能力按下式计算：A=M×I×L×R×C式中：A回采工作面年生产能力M回采工作面采高I回采工作面长度L回采工作面年推进长度R煤的容重C工作面回采率所以A=3×200×1458×1.45×0.95=1205Kt/年。可以满足矿井设计生产能力1200 Kt/年的要求。四、采区巷道布置1、采区设计方案的选择考虑到矿井生产能力及管理水平，提出两种采方

39、案。方案一：布置一个综合机械化放顶煤工作面。方案二：布置一个综合机械化分层开采工作面方案一布置一个综合机械化放顶煤工作面，在放顶煤时工人劳动强度加大，回收率降低，但省去铺网的费用，生产成本较低。方案二布置一个综合机械化分层开采工作面，回收率提高，劳动强度降低，生产成本增加。从目前国内煤炭资日益减少，煤炭市场需求旺胜，设计推荐方案二是比较积极稳妥的。根据该矿煤层赋存和开采技术条件以及管理水平，本着投资少，见效快，安全性好和回收率高的原则，确定采用倾向长壁分层开采方法。采空区采用全部垮落法管理顶板。2、采区巷道布置主、副斜井落底后，仍按原方位角布置北大皮带运输大巷和北大轨道输大巷。到达井田中央后，

40、按东西方向沿煤层底板布置采区轨道运输大巷和皮带运输大巷。沿煤层顶板布置回风大巷。垂直采区大区布置工作面巷道。回采工作面巷道采用二条巷布置，即运输顺槽、轨道顺槽。工作面长度为200米，工作面之间的煤柱宽度为20米。工作面回采巷道采用双巷掘进。3、移交生产达到设计产量时采区数目及位置矿井移交生产布置一个采区、一个综采工作面。为了减少初期工程量，缩短建井工期，尽快投产，首采面就近布置。结合本矿井的实际特点，首采面布置在井田的中西部，利于矿井早日达产。4、工作面的个数及开采顺序矿井达到设计生产能力时，矿井布置一个回采面和两个掘进工作面，首采工作面为3101工作面，然后顺序开采3102、3103，西一盘

41、区回采完毕后，依次回采东一盘区、东二盘区、西二盘区。 第三节、采煤方法一、采煤方法的选择根据3号煤层赋存情况，结合本矿管理装备技术水平，3号煤层采用长壁分层开采的采煤方法，顶板采用全部垮落法管理。二、采煤工艺根据矿井生产能力以及煤层赋存条件，结合本矿开采技术水平，3号煤层采用综采采煤工艺方式，矿井以两个生产采区、一个综采工作面保证矿井设计生产能力。在此前提下，结合工作面采高、放煤高度、3号煤层的煤质特征和晋城地区各生产矿井综采机组设备配套情况，对工作面采煤、装煤、运煤方式进行确定和设备选型。工作面采煤设备：选用MXA300/3.5A型无链牵引双滚筒采煤机，滚筒直径1.8米，最大采高3.5米，截

42、深0.656m，电机功率300kW。工作面运煤设备：工作面运输设备均选用与采煤机配套的SGZ-764/264A型双电机可弯曲刮板输送机，铺设长度200m，运输能力650t/h，电机功率160×2kW。根据工作面运煤设备的运输能力，回采工作面胶带顺槽运煤设备选用SDJ-150型可伸缩胶带输送机，铺设长度1170m，运输能力260t/h，电功功率150kW。破碎机选用PEM1000×650型颚式破碎机，电机功率55kW，破碎能力为450吨/小时。配套转载机选用SZZ-764/132型刮板转载机，电机功率75kW。根据煤层厚度及顶板岩性及采高，回采工作面顶板支护采用ZZP4000

43、/17/35型支撑掩护式铺网液压支架127架，端头使用ZT7350/18/36支架4架；顶板管理采用强制放顶全部垮落法。第四章 矿井通风设计第一节、矿井通风系统的确定一、选择矿井通风系统的原则和基本要求选择矿井通风系统应坚持下列基本原则：1、系统简单，风流稳定；2、安全可靠，抗灾能力强；3、技术可靠，符合实际；4、经济合理，效益高。选择矿井通风系统的基本要求：1、每个矿井至少有两个能够行人的通达地面的安全出口，其间距不得小于30米；2、井风井口必须布置在稳定的地层中，并不受粉尘、有害和高温气体侵扰的地方，并能防洪、防冻。矿井通风和主要通风机的噪声不得造成公害；3、所有矿井必须采用机械通风；4、

44、矿井必须有完整的独立通风系统，禁止把两个独立的矿井合并为一个通风系统；5、尽量采用并联通风系统，并使各条风路的阻力接近相等。避免在通风系统中设置过多的风桥、风门、调节风窗等通风设施；6、矿井必须按实际从风量核定矿井产量，严禁超通风能力生产。二、矿井通风方式的选择依据井田开拓部署及煤层赋存条件，确定矿井采用中央并列式通风系统，主斜井、副斜井进风，回风立井回风。通风方法采用机械抽出式。1、采掘工作面通风回采工作面采用“U”型全负压通风，井下二个掘进头、均采用局部通风机压入式通风。配备FBN05.6/15型四台局部通风机，功率为15KW。2、硐室通风井下主变电所、主排水泵房、候车室、消防材料库、胶车

45、硐室等利用主扇风机负压通风。采区变电所采用独立通风。三、主要通风机方式选择根据相关资料该矿井属高瓦斯矿井，煤层无爆炸性。煤的自燃等级为级，为不易自燃煤，矿区及周边无地面小煤窑塌陷区。为了合理的选择主要通风机的工作方法，现将抽出式通风、压入式通风及混合式通风的优缺点比较如下：1、抽出式通风在主要进风道不需要安设风门，有利于运输、行人、通风管理工作方便、容易。而用用压入式通风，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，运输、行人不便，漏风较大，通风管理工作较困难。2、抽出式通风使煤矿井下风流处于负压状态，工作面处于负压区域，当主要通风机一旦因停止运转造成井下停风时，井巷中空气的压力将逐渐升高，恢复成正常

46、的大气压力状态，因而在短时间内可抵制采空区的瓦斯涌出，比较安全。而压入式通风使井下风流处于正压状态，当主要通风机停止运转时，井巷中的空气压力降低，可使采空区瓦斯涌出量增大，不利于矿井安全生产，综合各种因素考虑，本设计通风方法选择抽出式。四、确定矿井通风容易时期和困难时期根据开拓方案将全井田的3号煤层划分为四个采区。矿井先期开采位于井底煤仓附近的西一采区。首采工作面为靠近回风立井的3101工作面，因此可以确定通风容易时期为首采工作面，通风困难时期为末采工作面。第二节、矿井风量计算和分配一、矿井风量计算根据煤矿安全规程，矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：1、按井下同时工作的最多

47、人数计算，每人每分钟供给风量不得小于4m3。Q矿进=4×N×K矿通 m3/min式中：N井下同时工作的最多人数，148人；K矿通矿井通风系数，取1.20。则Q矿进=4×148×1.20=710.4m3/min=11.84m3/s。2、按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算，各地点的实际需要风量，必须使该地点风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体的浓度，风速、温度以及每人供风量符合煤矿安全规程有关规定。Q矿进=（Q采+Q掘+Q硐+Q它）×K矿进式中：Q采采煤工作面实际需要风量总和，m3/min；Q掘掘进工作面实际需要风量总和，m

48、3/min；Q硐独立通风硐室实际需要风量总和，m3/min；Q其它矿井除采煤、掘进和硐室地点外的其他井巷需要进行通风的风量总和，m3/min；K矿进矿井通风系数，取1.25。（1）采煤工作面实际需求量计算 以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1%，CO2浓度不超过1.5%为标准，且应低于最高风速4m/s。Q采=100×q采×kC式中：q采采煤工作面瓦斯绝对涌出量，8m3/s（抽放后）； Kc工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。取1.5。Q采采煤工作面需要风量，m3/min；则采煤工作面所需要风量为：Q采100×8

49、5;1.51350（m3/min）20（m3/s），取整20m3/s 按工作面温度计算，采煤工作面的需风量可按下列公式计算：Q采=60·Vc·Sc·Ki式中：VC采煤工作面适宜风速，取1.5m/s；SC采煤工作平均有效断面，取9.0m2；Ki工作面长度系数，取1.1；Q采=60×1.5×9.0×1.1=891m3/min=14.85m3/s 按工作人员数量计算Q采=4nc式中：4每人每分钟供给最低风量，m3/min；nc采煤工作面同时工作的最多人数，取60。Q采=4×60=240m3/min=4m3/s。 按风速验算根据现行

50、煤矿安全规程的规定，采煤工作面的最低风速不得小于0.25m/s，最大风速不得大于4m/s的要求进行验算，即采煤工作面风量应满足：0.25×SCQ采4×SC式中：SC回采工作面平均有效断面，m20.25×9.0204×9.0即Q采2.25，36 备用工作面风量=10 m3/s（2）掘进工作面实际需求量计算 以掘进工作面回风巷CH4、CO2浓度不超过1%、1.5%为标准，且应低于最高风速4m/sQ掘100×q掘×Kd式中：Q掘掘进工作面实际需风量，m/s；q掘一个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.47m3/min（抽放后）；Kd工作面瓦斯涌出

51、量不均匀的备用风量系数，取1.8；Q掘100×0.47×1.8=84.6 m3/min1.41m3/s 按掘进工作面最大人员数量计算 Q掘=4×nj =4×16=64m3/min=1.1m3/s 按局部通风机的实际风量计算：Q掘= Qt×I×kt式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min；Qt掘进工作面实际使用局部通风机的额定风量，顺槽掘进头局扇选用FBDNO.6.7/2×30，风量按6.1710.0m3/s；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台；kt防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。掘进工作面需

52、风：420×1×1.2=504m3/min=8.5m3/s井下同时工作的掘进工作面个数为2个，为保证停掘不停风，停止掘进后，局部通风机仍然工作的工作面个数为2个，则井下掘进工作面风量：Q掘=8.5×4=34m3/s（3）硐室实际需要风量计算井下需要独立通风的硐室仅有采区变电所。采区变电所需风量按Q硐= 2m3/s（4）其它需要风量的计算Q其它风量按采煤、掘进、硐室的总和的8%计算，即：Q其它=（Q采+Q掘+Q硐）×5%=（20+10+34+2）×8%=6m3/s（5）矿井总进风量Q矿井=（Q采+Q掘+Q硐室+Q其它）·K矿通=（20+

53、10+34+2+6）×1.25=90m3/s 取Q矿井=90m3/s综合1、2计算结果矿井总进风量为90m3/s，其中主斜井进风量为50m3/s，副斜井进风量为40m3/s，回风立井回风量为90m3/s。二、矿井风量分配将矿井总进风量分配到井下各用风地点，具体配风量分配如下：综采放顶煤工作面（1个）：20m3/s备用工作面（1个）：10m3/s掘进工作面（2个）：8.5×2m3/s停掘不停风（2个）：8.5×2m3/s采区变电所（1个）：2m3/s其它用风6m3/s。第三节、矿井通风阻力计算一、矿井通风阻力最大线路的选择由于矿井服务年限较长（71.6年），所以只对

54、西一盘区（服务年限17.5年）进行矿井通风总阻力计算。矿井达到设计产量后，在开采首采工作面3101区段时通风路线最短，且只有一个回采面和两个掘进工作面，此时矿井通风阻力最小，即为通风容易时期，最大阻力路线为：主斜井总运输巷（225米）回采工作面西大回风巷（180米）回风井当采区回采至西一盘区最西区段时，通风路线最长，工作面数量也最多，此时矿井通风阻力最大，即为通风困难时期，最大阻力路线为：主斜井总运输巷（1650米）回采工作面西大回风巷（1600米）回风井二、计算矿井通风总阻力根据两个时期阻力最大的路线采用下式进行计算各段井巷的摩擦阻力，可以得出附表的数据 ,Pa式中：H摩矿井通风总阻力，mmH2o；a各巷道的摩擦阻力系数，N*s2/m4L各巷道的长度，m，一些短