采矿-3.0mt煤矿设计

：本设计通过详细介绍山西潞安圭志达煤矿五井的井田概况和地质特征层和十一号煤层，平均厚度分别为3.75m、3.25m、3.20m，煤层倾角4o～7o，平均5o，属于近水平煤层。经过技术经济比较，煤矿设计生产能力为300万t/a，服务年限为68 ：立井开拓；条带式；单一长壁采煤法；综合机械化采煤；:Thisdesignintroducescoalfield’sgenneralsituationandgeologiccharacteristicinNo.5collieryofWUYANGindetail.Basedonaseriesoftechniqueandeconomycomparisons,thesuitableminedevelopmentscheme,miningmethod,mine’s(work-ingarea’s)openingsandeaainproductionsystemhavebeendetermined.Thegeologicstructureinthecoalieldissimple,themainstructureisTiancangSynclineacrossedthefieldfromwesttoeast.Theminehaslowgasandnodangerofcoal-dustexplosion.Themaincoalseamsthatisdesignedhasthreelayers.Theburyingdepthis3#coalseam,9#coalseamand11#coalseamfromshallowtodeep.Theiraveragethicknessis3.75m,3.25mand3.20mrespectively.Theirangleofdipis4o～7o,theaverageis5o,sotheybelongtoflatseams.Thedesignedcapacityofthemineis3milliont/aandtheexpectedlifeofthemineis68years.Basedontechniqueandeconomycomprisions,theplanchoosesminshaftdevelopmentforthefirstlevel,adoptslongwallminingmethodalongthedipandcomprehensivemechanizedcoalmining.Theauxiliaryhaulagesystemisseparatedfromthemainhaulage,andtheauxiliaryhaulsystemadoptsthesinglerailhoistcranewhichisadvancedintheinternational.Thetwo-waydiagonalventilationsystemisusedforthefirstlevel.Inaword,afteraseriescomparisonsoftechniqueandeconomyandsoon,thedevelopmentschemeandtheminingmethodcanbothbefulfilledtherequestofthemine:shaftdevelopment;mininginstrips;longwallminingmethodalongthedip;comprehensivemechanizedcoalmining;two-waydiagonalventilationsystem.TOC\o"1-2"\h\z\u第二节主要技术经济指 致谢 参考文 第一节矿区概7.025.0k3.52.51-1-1。939.6m，最低点位于西漳河与865.3m,74.3m.区内发育主要河流为西浊漳河,西浊漳河自西向东流经扩区北部,河床开阔,阶地发育,常年流水,为区内最大河流,400m×500m的小型水库,0.680m3/s.,本区,在东李村汇入浊漳河,流量较小,为季节性河流,360m3/.四、气象及情本区属大陆性气候,一年四季分明,根据襄垣县气象资料统计:年最大降水量为㎜（71）,279.8㎜(501648.2七三个月,蒸发量大于降水量.夏季最高温度38.1℃,冬季最低温度-29.1℃,平均温度9℃,最平均温度8℃.冰冻期多在十月末开始,次年四月开始解冻,冻土0.55m,20m/s,2m/s.根据山西省(78)省震29图1-1-图1-1- 交通位置太夏洛太夏洛公店五路井阳田西断层五南矿层断山太榆王文矿务漳村焦黄常屯路王石圪节铁公路路留村矿公井庄田临矿长矿屯 至长1956，19631985150万吨/年，实际生产能力已达到220万吨/年。生产水平有两个，第一水平+728.4已基本采完，第二水平+568为该矿井主要生产水平，到1994年底可供开采地质储量为2668.171990七、古迹和其他地面建筑情本井田区域内 K5含水层中。分析结果整体呈碱性，为无侵蚀性水。据《矿井水文地质规程》规定，0.3-0.5150第二节井田地质特奥陶系下统64m-209m，130m。中上部为浅灰色中厚巨厚层状石灰岩，含奥陶系中统下马家沟组奥陶系中统上马家沟组308m奥陶系中统峰峰组石炭系中统本溪组石炭系上统太原组该组厚度为82m-142m，一般厚度为90m。岩性以灰白色砂岩及灰色粉砂岩，泥岩为主。发育石灰岩46层，煤1015层。底部为灰白色中厚层状砂岩。与下伏地层为整合接二叠系下统山西组36m-68m，60m14合接触。二叠系下统下石盒子组48m-78m.65m.二叠系上统上石盒子组410m-550m岩，紫红色泥岩。底部为灰白色厚层状中粗粒砂岩。与下伏地层整合接触。二叠系上统石千峰组三叠系下统刘家沟组三叠系下统和尚沟组三叠系中统二马营组三叠系中统铜川组550m。上部为紫红色砂质泥岩，夹中细粒砂岩。下部为紫红灰绿三叠系上统延长组30m138m.50m。岩性为紫红，灰绿色中厚层状中细粒砂岩上第三系5m-268m.以棕红色粘土砂质粘土为主，底部为砾岩层。在武乡县张村第四系0m-330m.岩性为棕黄色淡黄色亚粘土，含砂质粘土亚砂土夹钙质结核及子组地层3出露。根据钻孔资料及地质填图成果，现将本扩区地层发育情况由老到新叙⒈奥陶系中统上马家沟组泥灰岩，局部夹石膏层。⒉奥陶系中统峰峰组⒊石炭系中统本溪组该组厚度为4.50m-15.80m，平均厚度10.30m.岩性以灰色块状铝土泥岩为主⒋石炭系上统太原组95m-139m，101.55m.是本区主要含煤地层之一。其岩性主要8-151-7K24.819.85，7.70.12动物贝壳化石。K5石灰岩：厚度为0504.37，平均厚度2.46。为深灰色中厚层状隐晶质石灰岩，层K60.21.37，0.67.⒌二叠系下统山系组灰白色，灰色中细粒石英砂岩，灰色灰黑色粉砂岩砂质泥岩泥岩，夹14层煤。其下部的3号煤层为主要可采煤层，厚度为2.20m-4.90m，平均厚度为3.75m.顶板一般为⒍二叠系下统下石子组40.58m-149.60m，81.26m⒎二叠系上统上石盒子组该组厚度为103.6m-557.80m，平均厚度为280.46m岩性为紫红紫灰等杂色泥岩或0m-70.40m.，26.30m浅黄色亚粘土含砂质粘土，夹姜石层，顶部为耕植土。与下伏地层不整合接触。潞安矿区位于华北断块区吕梁-太行断块沁水块坳东部次级构造单元沿尚-武乡-阳城北北东向褶带中段,晋获断裂带西侧.晋获断裂带对矿区构造格局的形成和发展具有重要的控制作用.矿区主体构造方向与晋获断裂带一致,呈北北东向展布,区域性地层走向亦为北北东-北东向,向西缓倾,沿和倾向均呈波状起伏,形成宽缓的短轴褶曲,轴向北北东-北东东,两翼地层倾角仅几度到几十度.区内主要构造形式为断裂构造,构造格局具有东西分带,南北分段的规律.由东向西,构造变形强度增加,短裂形式由以北东-北东东正断层为主演变为北北东-南北向逆断层为主.沿南北方向,分别以文王山地垒和二岗山为界,可分为北、中、南三段。矿区内总体构造形态为北东东向宽缓褶曲（褶曲轴向西缓倾）1215轴略有起伏西陡东缓本向斜构成了区内煤层基本起伏形态沿有9条勘探线制，已查明。矿区内总共有9条断层，全为正断层，主要分布于南北边界一带，以北东东-70°～80°，其中两条断距较大的正断层，分别构成扩区的南北边3-1构造，此外扩区中部有三条正断层。这些正断层是在剖面共轭剪破裂发展起来的“Y”（3重力联合作用的产物。1.4km，全长大于13km北东东倾向南东倾角70°断距由西向东逐渐变小区内断距290m，沿有3-6，72，87等钻空，已查明。3该断层位于付村，张家庄南一线，区内约1.5km，全长约10km， 北西，倾角70°。断距由东向西渐小，最大断距约20m。 测线，3-75°，断距由东向西渐小，至南-4570m。有位于果园，南峰沟，西李村一线，区内约5km， 北50°东，倾向南东，倾角75°，断距由东向西渐小区内最大断距60m有 位于南峰沟南，向西为西大巷正断层所截。区内约1.3km，全长约1.8km。近75°15m51制，圭志达矿井下巷道。位于韩家庄南，东周村一线，横贯扩区长约2.2km，全长约4.2km。 倾向南西，倾角75°，断距中部小（约12m，东西部大（28-30m，沿 南-23，南-44等孔控制，已查明。（7）3-13-1位于草场南，平行于文王山北正断层，北东东，倾向北西，倾角75°。3-1（8）圭志达矿有水102-2号孔，五-65号孔，地表有多处露头，已查明。表1-2- 主要断层特征 倾角（度落差50o50o80°第三节煤层的埋藏特本区主要含煤地层为石炭系上统太原组(C3t)及下统山西组(P1s)石炭系上统太原组8-15（K6该组共含煤为8-15层。按煤层顺序分述如下K57mK512mK46mK46m12#0-0.70m，0.33mK38.70m，8.6％二叠系下统山西组39.20m-73m，57.48m。岩性为灰色粉砂岩砂1432.20m-4.90m3.75m.3层。产植物化石碎屑。该组共含煤1-4层。按煤层顺序分述如下1﹟0-0.7m，0.41m3#30m2#煤层：厚度为0-0.70m，平均厚度0.38m。位于本组中上部，层位极不稳定。下3#15m3#煤层：厚度为2.20m-4.90m，平均厚度3.75m。位于本组中下部，其厚度大，层位稳定。下距分界砂岩（K7）10m6.94，3#、9#、11#1．3#2.20-4.90m，3.75m，0-4o～7o5o,2．9#煤层：位于K5、K4石灰岩之间，厚度为2.40-4.20m，平均厚度为3.25m，含夹矸0-1层，煤层倾角在4o～7o之间，平均5o,厚度变化大，层位稳定，为全区发育11#2.30-4.20m，3.20mK4、K32、3、4表1-2- 可采煤层特征度距围岩层数顶板底板无0无0硬硬无0硬硬 （PM6-1工还在南-8443#849-950Kg/37.2-37.320-24为主，暗煤次之，夹少量镜煤，丝炭条带，9#、15#煤层见有黄铁矿结合。据南-14号孔鉴定资料，3#87.3％，1.6％，11.1％4.1％，3.5％，0.6％。本区对3#煤作了较多的采样测试，现将有关叙述如下：3#煤TS+6为79.5-97.5%，平均90.1%，属热稳定性好的。3#煤可磨性指数变化在109-128之间，属25mm71.9%，属高强度煤。从试验结果看，3#煤焦油产率（Tar,ad）在1.05-2.60%之间，平均1.62%，属含油煤，不宜作为低温用煤。半焦产率为89.38-92.82%，干馏总水份产率（Water,ad）为0.62-2.88%。3#煤B、C49A3#煤硫份含量低，发热量高，为良好的动力用煤和炼焦配煤。太原组煤层由未发现瓦斯及突出事故。3号煤层平均甲烷含量为7.12ml/g.r。其最大值为17.4739、111、2号煤厚度小，且3号煤层开采过程中，瓦斯涌出来源将主要来自开采层本身。据南-5、南-11号等孔的，3号煤层之煤尘属有。从试验结果看，3号煤△T1-3(还原样与氧化样燃点之差)4-17℃之间，属不自燃煤层。（本次地质勘探工作,自九二年五月开始至九五年底结束,历时三年半多,加之以前地质勘探工作,扩区图幅范围共有钻孔0个,其中太灰水长期观测孔6个.地层自上下有:第四系覆盖层,上石灰统太原组,局部发育有本溪组及奥陶系灰岩地层.共主要含水层11层,11层含水层可分为三个类型:(一)3#)3#孔隙式含水层,(三)第四系风化壳孔隙式含水层.发现及钻探验证的断层有:果园东断3-1文王山北断层及六个岩溶陷落柱.现将各含水层分述如下:本区层厚600m左右,扩区南部边界文王山有露头,区内钻孔最大厚度202m左右,云质灰岩,原始水位标高+688.53m,IO2-2)+661.29m,涌水量K213#CISO4-KNa4.81-8.85m,平均厚度7.7m,涌水量q=5.5×10-4L/s.m,渗透系数k=0.0054m/d,+664.43m,3#煤间距K3IC3-1-3q=7.5×10-4L/s.mk=0.0075m/d，水位标高+676.40m3#78.2m.4k4q=0.00124L/s.m,k=0.0056m/d，静止水位+686.56m3#62.7m.5k50.5-4.34m，平均厚2.5m+697.76mk=0.132m/d3#28.7m。6k7粉砂岩，本区内含水层厚1.5-14.0m，平均厚度6.5m，涌水量q=0.0714L/s.m，渗透系k=0.132m/d3#8.5m二叠系下山西组3#煤顶板砂岩含水3#3#煤开采的直接充水含水层，0-24.5m，平均厚度8m,单位涌水量q=0.0714L/SM，渗透数k=0.0132m/d,距3#煤间距k8q=0.0714L/S.mk=0.132m/d,3#36.4m。k91.4-13.9m6.5m,静水位标高+856.53m,单位涌q=0.0714L/S.m,k=0.132m/d3#50.4m。k101.4-1.9m,7.6m,静水位标高西扩区广为黄土覆盖，全区厚薄不均，下伏风化壳发育深度50米左右，这些3.65-52.59m,平均厚度26.3m,风化壳约有50m。79mq=0.3185L/s·m，渗透系数一k=1.112m/d3#335.8m。3#煤埋深大，底板承压高，因此有可能发生底板突水事故，在开采西于30m，且全为张性断层，均有可能成为含水层的导水通道。另外西扩区的岩溶⒈矿井涌水量的计算，均采用邻区水文参数，计算结果精度不高，参考第一节井田境本井田原属于南峰井田，19904113841100038403800线，南至文王山北断层，北以小黄庄断层为界，南北长约4km,东西宽约7km，煤层分布面28.0km2。各煤层均为近水平煤层，井田四周无小窑开采。2-1-1X38404925,Y4036285X38403925,Y4038980X38407500,Y4041000X38409455,Y4041280X38409382,Y4040965X38409807,Y4040908图2-1-1第二节地质储量的计参加储量计算煤层范围均以省煤管局统晋煤生字（1990）1006384110038403800线，南至文王山北断层，北以小黄庄4km,7km28.0km2。3号煤储量计算最低标高+140m，最高标高+670m，65%，28.0k100%，28.0k其余各煤层根据储委一九八六年十二月颁发《煤炭资源地质勘探规范规定，15°，因此面积采用水平投影面积，煤层厚3#煤 9#煤 11#煤 表2-2- 矿井地质储量汇总

ABCDD—（0二（00—0二57.00—0二0061707第四盘第二盘区第三图2-2-1 第四盘第二盘区第三1式中：S，m2；S，m2；1S11S，m2；1γ—煤的容重，t/m3第三采储量计Zk是矿井设计可以采出的储量，其计算方法为将工业储量中的因采区采出率(厚煤层不低于75%，中厚煤层不低于80%，薄煤层不低于85%，本矿井的煤层留置的煤柱损失量(一般为工业储量的10%)而不能采出的煤炭量即得矿井的可采表2-2- 矿井可采储量汇总

—二NHδ时，其下部各层均留安全煤柱。4采深与采厚的比值大于40；厚煤层分层采深与采厚的比值大于60时，对工业企业铁路值大于60；厚煤层分层采深与采厚的比值大于80时，对路网III级铁路线路可不留煤表2-3- 煤柱宽度中厚煤层煤柱宽度厚煤层煤柱宽度————————30m（断层不含承压水40m（20落差大，含水断层一侧留30~50m10~15m第三 矿井工作制度及生产能第一节工作制330天，矿井每昼夜分三2416小时。表3-1- 矿井工作制度年工作日数（天3第二节矿井设计生产能力及服务年 小型矿井：9、15、21、30（万吨/年小煤矿 6～8、3～5（万吨/年）以下这些类型中，除小煤矿以外，不应出现介于两种生产能力的中间类型。60223-1-2在划定的井田范围内，当矿井生产能力A一定时，可计算出矿井的设计服务T其计算公式为：式中 A—工作面生产能力K—煤矿储量备采系数K=1.4 A、K表3-2- 矿井及第一水平设计服务年矿井设计生产能力万吨矿井设计服务年第一开采水平设计服务年限煤层倾角〈本井田的煤层长和倾向长以及矿井水文地质条件，整个井田虽然为近水平4o～7o7km，所以整个+230～+490划分为第二水平；方案二划分三个阶段，三个水平，以+10～+490划分为第一+130～+31050～+1303-1-3同水平划分方案的阶段参数3-1-43-2-3——通过上述比较矿井生产能力,分三个水平开采时，井型为300万t/a时，第（煤层倾角小于25o时，一水平服务年限要大于30。井型为240t/a根据设计规范，当分两个水平开采时，设计生产能力为240万t/a时，矿井年限也满足要求，矿井生产能力为240万t/a符合设计要求。当设计能力为300万t/a时，第一水平的服务年限要大于30年，但总服务年限大于60年，所以矿按年工作日为330天，可知本矿的日生产能力为：Ä=A/330=9091t第四章井田开第一节矿井开拓方式的确（一）井筒形式的选择4-2-14-2-1井下煤炭不需受地形即埋设备多技术施工不能躲开煤层顶底板建井工期短受地形及煤层埋藏条件便于布置工业广场和引可充分利用各种开拓方（二 井筒位置选1动于50～100m请参阅图4-2-1主副井相对位置。本井田可采用立井开拓(主井设箕斗、副井0.8～1.1公顷2 石门 35～40m30m主 副 主副井相对位4-2-2副副主工业广4-2-2井的水平划分。而且煤层倾角为4度左右，属于近水平煤层，所以划分两个水平三、主要大巷及回风道的布置方式和位置选(一)、主要阶段或水平主要大巷是沟通采区与井底车场的主要交通干线并进组集中布置，请参阅图4-2-3集中大巷布置10～30m，4-2-4。4-2-3大巷分组集中布置方4-2-4（二）3、为便于总回风道的掘进和，全井田回风大巷的标高宜一致1、保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常矿井各水平的开采顺序按照从上到下的原则，作好水平和矿井延深工40-60m第一水平划分为四个采区，采区长平均1440m，倾向长2900m。12（4-2-5）主主立副立集 大井底车主石4-2-54-2-6）集 大图4-2- 斜井-立井开拓系统示意2表4-2- 预提方案比较风条件好，升降速度快立井井筒掘进技术和施工需要穿越含水层，施工复下水平的延伸较辅助采用立井速度延伸斜井井筒的施工比较方地面工业广场可布置在井田工业广场和斜井井筒大量井口位置不易布置在井田箕斗提升，副井用单绳罐笼作为提升，两井兼做进风井。第二 达到设计生产能力时工作面的配圭志达井田开拓平面圭志达井田开拓平面第五 矿井基本巷道及建井计第一节井110年以上的矿井都采用圆形断面。其主要缺5-1-1。表5-1- 立井井筒名名称 风井等井（10～15年2据一些矿井利用延伸间延伸箕斗立井井筒的经验：在浅井（350～440米）利用5-1-2。表5-1- 井筒平面布置形一对25矿车双层单车36m/s，并应有可靠的降尘设施，保证粉5-1-3表5-1- 井筒允许最大风升降和物料的井888煤炭设计工业规范”规定按0.5m进级大于6.5m一般以0.2m进级确定井筒1、主立井断面净尺寸的确定（主井为多绳箕斗提升 L1—罐道梁中心线间距，毫米；a—两侧罐道中间的距离，毫米；h—钢轨罐道的高度，毫米；S020bS0=112则 L1=1950+2×200+112=246220040㎜。2、副立井断面净尺寸的确定（副井为单绳罐笼提升 b=1740，b1=1740M、N、J M=600+600+m+S2/2=600+600+77+160=2037毫式 600—梯子孔宽度，毫米一般木梯子 m=50毫米金属梯子 m=77毫米（按S2， H=2（700+100）=1600毫米。J=300～400N=H-J=1200～1300N=127030075考虑到减小通风阻力，设计取7.0m。 式 Q—矿井的总供风量Tq—吨煤供风量，m3/min/t;K—风量备用系数，查表选取1.35（并列式通风 Q=12272.7m3/min=204.5m3/s。S0=Q/v S0—有效净断面积，m2，设梯子间时，S0=S—A，A为梯子间面积，一般取A=2.4m2左右。 v=Q/S0=204.5/(50.3—2.4)=4.3m/s8m/s（矿井主要进风巷风速v8m/s）满足条件，符合《煤矿安全规程》规定。3式中：S0—有效净断面积，m2，设梯子间时，S0=S－A，A为梯子间面积，一a=2.4m2左右。v—允许最大风速，m/s设梯子间时，v8m/s。Q/6.28设梯子间时：DQ/6.28253.6/6.28253.6/6.28

5-1-4表5-1- 井壁厚度经验数土块100主井：400㎜; 副井：450㎜; 风井：400㎜; 厚度设计为50㎜。表5-1- 井筒断面积计算公井筒断面积净D—井筒净直㎜5-1-6表5-1- 井筒掘进断面尺76五、井筒特征（5-1-表5-1- 井筒特征m直径—二最净掘净掘厚材角水平水平终进进度料990905623639950059090783886320等49090—67287456500附：井筒断面插图（5-1-1、5-1-2、5-1-第二节井底车井底车场是连接井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称是连接井下和井筒提升两个环节的枢纽井下煤炭和矸石通过井底车场经井筒转运的形式与出口方向井筒形式井筒与主要巷道的位置关系直接影响井底车万t/年一水平井筒距大巷远根据立井井底车场的形式可选择环形5-2-1表表5-2- 备选方案比类 图 结构特 优缺环形刀式井底车线式井底

的回车

60t/a的线折返尽头式井线折返尽头式井

适用于45t/a的矿 。本矿井设计生产能力为300万t/a，考虑到矸 的位置关系，本设计决定选择选择环行刀式车场。车场路线如图5-2-1所示。 ααα图5-2- 井底车场线路车场的通过能力为60万t，按矸石率10%计，再加上材料的和的井底硐室主要包括井底煤仓、变电所、水泵房、水仓、库、翻车机及推车机硐室和电机车修理与充电硐室。变电所与水泵房组成联合硐1表5-2- 井底煤仓形面夹角（度井300万吨/年，属特大型矿井，矿井煤种不分装分式中：Qmc——井底煤仓的有效容积1.0～2.0q——箕斗小时提煤量，吨/松0.93计算得：Qmc=94710002a5-2-2图5-2- 水仓布置管子道 材料 横3、井下库井下库的位置，应选择在稳定的围岩内，避开含水层和破碎带，距离主要回风道要近。因为本矿井的主要用于边角煤的开采和部分岩巷的掘进，火药的用量不大，所以考虑把库的位置选在石门与大巷交叉点附近。。井下库选用壁槽式其容量不得超过矿井三昼夜的需求量和十昼夜的电需求量和电必须分别。用局部通风机进行通风，污风直。三、井底车场主要巷道硐室的支护方式及材土进行支护，对水仓如围岩条件好时，采用混凝土喷层或不支护，半煤岩段则采用片石砂浆砌璇支护，用150#混凝土进行铺底。井底车场硐室的工程量见表表5-2- 井底车场及硐室工程量m净土土石室石库石第三节主要开拓巷15-3-1 2222经验算得胶带输送机斜巷的风速V=5.2m/s，因此大巷设计满足和表5-3- 胶带输送机巷特征断面寸锚杆类别净宽高长mⅢ浆5-3-2喷射消耗W（根（克（㎜根带网125-3-3表5-3- 轨道巷特征断面寸锚杆类别净宽高长mⅢ浆式设计掘进工程量喷射消耗W（根（（㎜根5224044591

图5-3- 回风斜巷的断面布置表5-3- 总回风斜巷特征断面寸锚杆类别净宽高长mⅢ浆经验算：以上开拓巷道的设计均符合通风 要求第六 采煤方法和采区巷道布作面，移交生产时工作面为一个，为11#煤第一分带工作面，是主采工作面。矿 采，一个准备工作面11#煤第二分带。首采工作面令一侧 Q主 S—主采面年推进度，取2900m；M—工作面煤层厚度，取3.2m；v—煤的容重，取1.4t/m3；Q配=500kt/aQ采=Q主+Q配Q掘=2838.56×5%=141.928t/a；Q=2838.56+141.928=2990.4883.0Mt/a第一节采煤方法的选3#9#11#用长壁采煤法，3#、#煤层分层同采，11#煤300t/6-2-1。 小断层和褶曲发育，综采的优势难以发挥的工作面采11101（ 滚筒直径 压 号：6LS-电牵引采煤机具有故障显示功能、无线电 压 号推移方式 或胶轮，可自行推移桥式 宽 速：1.4m/s 装机功率：160KW 5)支支护强度：0.83Mpa 号：BC480-6)液泵站 率：423L/min过滤直径：40 压液箱总容积 号：S2007)总功率：600KW～800KW 输送能力 速：2.0～3.0抗拉强度 号当采煤机运行至端头（尾）5米时，必须降低速度，由一名控制前21/4～1/3，搞好工作面两端头处的支综合考虑各因素，选用单体支柱+铰接顶梁对工作面两端头加强支护345移架后，支架成一条直线，其前后偏差不得超过±50，及时打出防片6第二节确定采（盘）区巷道布置和要11#2200米。插图如下200米。插图如下通过两方案的比较可以明显的看出当采用长壁后退式开采的时候，巷道布置简单，生产2条巷道，所以对采煤工作面的采动影响减少，可以使得工作面更加的稳定。所采工作面的长度，一般为120～150米；对拉工作面，其总长度一般为200～300米。采工80～150米。工作面沿推进。确定工作面长度为200米，井田内所有工作面长度一致，由于井田边界均长1500米，最小870米，最大1650米。因为综采工作面设备搬迁，井田边界附本矿井设计时第一水平划分为两个盘区，分别为第一、二盘区，第一盘区内8×38～12米宽的煤柱，再掘进相30米的煤柱，当工作面推进至煤柱边界时停采。9#11#1203#4o～7o,12o,矿井瓦斯涌出量较低，瓦斯相对涌出量仅为7.12m3/min,属于低瓦斯矿井。所以辅助和通风都不是20002900第三采工艺与劳动组工作面回采时采用专业工种追机作业的劳动组织形式，即工作面各个专业组，以采煤机截割作业为中心，沿工作面全长跟采煤机，进行各自分担的工序，80%6-2-1。表6-2- 劳动组织图班定 种222633391135机2226112413363361两巷两巷111121126-2-2表6-2- 正规循环作业图班班零点八点四点工作面时长图割煤、装移推移输送检=200×0.88×3.75×93%×1.35=828.63t828t800/0.88×10=91242290093%。附：12036-2-36-2-31112MMMMM度5MMMTTT30m3%个%%%第四节采（盘）区的准备与工作3#、9#3#9#11#292.4t/a。采区采出率

采区工业储量开采损失

采区工业储量 (6-3-1112-3=200×870×3.2×1.4=88.1t。工作面落煤损失=采区工业储量×5%=88.1×5%=4.405煤柱损失=采区工业储量×10%=88.1×10%=8.81则采区采出率=（88.1—4.405—123411#5法宽度，净宽度系指底板起1.6m高水平的巷道宽度；当其内通行设备时，其外侧加宽200mm；一般内侧加宽100mm；设计为了简化计算，也可采取内外侧均加宽200mm。无设备的巷道，可根据行人及通风的需要来选取。1、分带分带斜巷内设置可伸缩胶带输送机，兼做通风行人巷。根据设备的外形6-5-1图5-6- 分带斜巷断面布26-5-2图6-5- 分带轨道斜巷断面布进工作面个数设4个，其中回采巷道掘进面为2个，开拓巷道掘进面为2个，则2:4=1:26-5-1。6-5-1掘进工作面设备明细表1EBJ-12DZP-13 SJ-34QBZ-35JH2-56QBZ-57 SGB-18QBZ-19 KSGZY-1MLGF-/F-1 DSFA-216-5-2。表6-5- 掘进工作面劳动组织工班种次11班组长339防尘工11验收员支护工工272运料工272送饭工0112合计6-5-表6-5- 巷道掘进速 100200 3004/51/5～4/5，4/56-5-4：6-5-4 3030煤巷（掘150煤巷（综掘300

A=式中 M—矿井年掘进总进尺

100300

=4.7m/t==10%第一节系统和方式的确 井下系统的设计应符合以下规2、井下煤炭系统应减少总的破碎34、辅助应采用效率高，范围广的设备 1 工作面下部端头

机、破区 槽可伸胶输 煤

胶输 11#胶带输送机斜皮输 井底煤2

斗地采煤工作面采出的矸石系统采煤工作面刮输 工作面上部端头装载

单 区段回风巷单 11#轨道斜笼地

单 轨道石

单 副井井底车场2)掘进工作面采出的矸石系统

掘

可伸皮输 装载单 11#中轨道大笼地3

单 轨道石

单 副井井底车地 副井井底车

单 轨道石

单 11#轨道大单 区段回风斜4

单 采煤工作副井单 轨道石

单 11#轨道大

单 区段回风斜巷单 采煤工作井下通风、系统示意图7-1-图7-1- 井下通风、系统示意第二节设备的选择和计一、回采工作面设备选矿井设一个主采工作面，上煤层工作面日产8910t，工作面长200m，采用走Dreaduonght1500长 驱动电功率 供电电 链 联接强 溜槽尺 链条尺 采区斜巷长800～1600m，倾角≤7°。根据以上条件，采区平巷采DBTBBA1000L功 电 1140V根据回采巷道长度和BBA1000L型可升缩带式输送机的具体参数，各带区内只需要一台BBA1000L型可升缩带式输送机就能达到要求。二、辅助设备的选型计单轨吊是一套设备系统的总称，是将运送、物料的车辆悬吊在巷道顶部单轨上进行的系统单轨吊主要由单轨调系统的轨道及各种吊挂车辆组本设计对辅助的要求1、能将支架整体运到工作面2、能承担井下和材料的3、能承担掘进工作面和采煤工作面矸石到井底车场的456—8106—全传动—8860kg130023200m，南34o～5o4、采区产煤量4455吨/班，大巷运煤量4455吨/班，运矸量445.5吨/班。二大巷设备确定本设计大巷采用两套系统主采用胶带输送机主要负责井下煤的；辅助采用单轨吊，负责矸石、材料、等的，为了能实现连续，材料巷的辅助设备和采区选取同一型号，这里不在赘述。SSJ1200/4×200M型的带式输送机，表7-3- SSJ1200/500型带式输送机主要技术参 12M3 4 56M表7-3- SSJ1200/4×200M带式输送机主要技术参项目12M3倾角4带速5带宽M6强度78V9M第一节概3733016本矿井有三个可采煤层，即3#、9#、11#。煤的容重分别为1.35t／m3、／m3、1.40t／m3；矸石的容重为2.4t／m3；煤的松散系数为1.3。根据回采与掘进工作面的劳动组织，预计最大班下井人数为240人。矿井的开拓方式为立井多10%。第二节主井提An—矿井年产量，300t/aHs—井筒深度br，330dt，16hHz—装载高度，m18～25m20m。Hx—卸载高度，m，估取16～20m，取18mr—煤的散集容积质量，Kg/m3，1.31hA=Ancah式中 Ah——小时提升量

brAn——矿井年产量，300tc1.10～1.151.201.2；br——年工作日，330Ah=750t／h2HH式

HHHH

=12.0m／svm=8m／s。3、3Tx=H

vm+uau10s；θθ=20s4

Tx=m=AhTx=23表8-2- 箕斗特征长宽高65TxxT=3600brtQxcafa[Ta[T(u)]a[T(u)]22xx2式

Tx=0初始加速度a0v­ 加速度a和度a一般用 8-2-图8-2-1箕斗提升速度示意图和力图8-2-18-2-299.2-99.2-99.2-8.2-7.2-h0——容器卸载位置到天轮中心线的距离HjHxHzHhHh＝HgHg H0H0HhHsHzHxHcHcHh0Hhn1mmzmpn2——尾绳根数mq——每根尾绳单位长度的质量，kg/m对于等重尾绳n1mpn2mq)提升系统，提升钢丝A点受最大静张力，且重载容器在任何位置时，其值不变，每根提升钢丝绳单位长度的质量mp

图8-2-3多绳摩擦提升钢丝1(mm pm ，kg/mpb11mcma式中mama=7.2-0.0005Hc=6.905mp

(2500028500)/61700/(7.20.0005590)11590

=4.21kg/m根据mp18×7(1+6)绳纤8-2-3.表8-2- 钢丝绳特征破断拉力1

n(mmz)gmpgHn1

D，FjmFjcpbD，然1、提升机滚筒直径摩擦式提升机有导向轮井上安装，摩擦轮直径D≥90d=90×34.0=3060mm；8-2-4。表8-2- 提升机主要特征JKM-32Dt90°Dt≥80d=80×34.0=2720mm；Dt≥1200=2640mm。在设备表中选取型号为TSG3000的天轮，其主要特征见表8-2-5表8-2- 天轮特征TSH

Fjc=230

mgmzgn1mpgHcFjcmgHtHxHrHgHmd式中Ht—井塔高度Hr—容器全高Hg10m/s10m10mHx—容器卸载高度，mRd

Ht=35 功率PPkmgvm vm—所选提升机标准速度—考虑到提升系统运转时，加、度及钢丝绳重力等因素的影响系数，箕斗提升=1.2～1.4；罐笼提升=1.4；—器传动效率，取0.92根据P值，选取的电见规格表8-2-表8-2- 电规 额定功率额定电压TD173/48-第三节副井提140min4060

式中：nren—最大班工人下井人数，24058，n0=58；TT

u H—提升高度，按最终水平H=808m；T0—上下时罐笼休止时间，单层罐笼：5人以下T0=20s,每增11s2s40～60s。VpV H若升降物料 VmHH若为升降，VmHH600m0.5Vm=14.2s。经验算4060

=994≥24025h20%50%计算，运送坑木、支50%5h。已知：矿井日产量为9091t，矸石量为10%，运坑木和支架量以75t计；上下的一次提升时间为140s；运送材料和矸石的一次提升时间以150s计算；700s。则最大班净工作时间（700×1.5＋700×0.2＋0.5×151×150＋0.5×12.5×150）/3600＝3.74h＜5hGLS-3×1/2则F=58×75＋6480=10830 3cBc式中 σB—钢丝绳公称抗拉强度ma则:

BB

=10830/1.1×(155×102/7.5)-740=7.06Kg/m,8-3-1表8-3- 钢丝绳特征破断拉力4则:

z

z

H=120000/(5454+7.25×848)=10.76.5,1、提升机滚筒直径dD=3500mm。2d按钢丝绳中最粗的钢丝直径选择8-3-2。表8-3- 天轮特征TSH3B≥H303Dn'D(de2～3mm；Dp代入数据，求得：D≥1576.14mm2JK—3.5/11.5表8-3- 提升机参 卷筒Kgm/s2JK-4FJFj= 则:Fj=10830+7.06×848=16817KgFj1DL≥80d=80×40.0=3200mm,2HxHx=0；对于箕斗，Hx=18～25m。Hg—过卷高度,m6m,8m则:Hj=0+7.17+8+1.75+0.5=17.42m, 3、钢丝绳在滚筒上的内外偏角 4按外偏角计算5 L=[L-(H-C)2]1/2+D/2=[252 功率PPkmgvm vm—所选提升机标准速度—考虑到提升系统运转时，加、度及钢丝绳重力等因素的影响系数，箕斗提升=1.2～1.4；罐笼提升=1.4；P=1162.86KW根据P值，选取的电见规格表8-3-表8-3- 规格 额定功率额定电压T1250-第一节矿井通风系统的选1、并列式：出风井与进风井大致布置在井田，由主井兼作回风井或专设风井。适用于煤层倾角较大，不长（一般小于4Km左右，投产 、比并列式安全性要好、矿井通风阻力较小 漏风少，利于对瓦斯、自然发火的管理、工业广场地无噪声及回 的影响、在井动线路为折返式 线路长 一般适用于煤层长（超过4公里，井田面积大，产量较大的矿井。其4、混合式：进风井与出风井三个以上的井筒按式与对角式混合组成。其中有分列与对角混合式并列与对角混合以及并列与分列混、矿井距离很长以及老矿井的改扩建和深部开采藏深度及井田范围等条件，在设计投产初期采用并列式通风。要通风机因故停止运转时，井下压力提高，比较安全。平无法在高山上设置主通风机，总回风巷道无法连通或，煤层自然发火不严重的条件下使用。当主要通风机因故停止运转时，井下的压力降低。该方式在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物管理，漏风较大。且风井容易布置，在矿井初步设计时，采用抽出式通风。通风系统见示意图图9-1- 通风示意第二节采区及全矿所需风4m3②矿井中各地点的实际需要风量必须使中的沼气，二氧化碳，氢气和1.15—1.45，矿井风量按规定进行带区所需总风量

r

3／s式中KdQWQhQrQe——其它地点需风量之和，m3／s1 Kg

CWCg

Kg1.45；Qg——工作面沼气的绝对涌出量，8.0m3／min；Cg——工作面回沼气最高允许浓度，1%；Cin——工作面入沼气浓度，0.5% =1.45

=2400

W11%1QW1 N——工作面同时工作的最多人数，41人；QW≥4×41=1641QW60vw1Sw1kw11

Sw116.5vw1—回采工作面的风速，查表的vwi

kw1—工作面的长度系数，查表的kwi1QW60×0.5×16.5×1.40=6931Qw11160m3／min，Qw1=40m3/s。

Qmin≥15S=15×16.5=247.5Qmax≤240S=240×16.5=3960 W2 /2=3600m3／min=60m3/s60～80m3／min70m3／min。根据绞车150m3／min。故Qr=70+150=220m3／min=3.673式中Q—掘进工作面的需风量 —掘进工作面的绝对瓦斯涌出量kgh11.5～2.0

Q=100×1.0×1.8=180Qh14

nh1

4×26=104综上所述，掘进工作面所需风量Qh1360m/min=6m3/s3

600.15604式 Sh1—掘进工作面巷道的净断面积，根据区段巷道的设计Sh1=11.7m2

600.15

=60×0.25×11.7=175.5

604

=60×4×11.7=2808

h1

4100m3／minQe=100m3／min=1.7

r =7200=120第三节扇风机选和时期最hmax进行设计的它包括通风机和电的选择及通风机附0.70.9倍，并有足够的风150a，在达到设，阻力（即容易时期）0.7，必须计算通风容易和120m3／s300t/a，通风1101工作面。

LUQ2 =R S ａ—某段井巷的摩擦阻力系数，Ns2/m410%15%计算。通 时期矿井通风总阻

1.1h1.1h巷道支护LUmSSRQQhv名称形式N巷道支护LUmSSRQQhv名称形式Ns24mmNs28m3/m6/sm/井土724场5门9巷11巷8巷361巷46架61巷6巷58南混73

1.1表9-3- 通 时期井巷通风阻力计算巷道支护Ns2LUmSSRQQhv名称形式4mmNs28m3/m6/sm/进混72455场53门9巷1巷巷3巷架巷巷55井土75

1.1h

1.12094.71经过计算得出，全矿井通风容易时期的阻力是1710.8Pa；通风时期矿2304.2Pa。21m2。11、13采区共An为：An=式中 Qn—通风机的风量，120m3/shn—通风机的风压通风容易时期矿井的等积孔

1.08m通风时期矿井的等积孔

二、通风机和电的选1m式中 K=1.05～1.10风井无提升任务时取 取通风机装置各部分阻力⊿h=196Pa，hvd=49Pa通 时

Hs

Hnop则 .2=2549.2Pa

进出风井井口的标高差在150m以上,或进出风井的标高相同但井深为400m以上时,50m以内，所4在风机性能曲线表中，根据已计算出的风量和风阻，直观的满足风量和风=126m3/sQx=2549.2Pan=2038aQ轴平行线，三条线M1M2点，此两点即为风机工作的实际工况点。经粗略选择发现，28的轴流式通风机并联工作。风阻不变，风量减半。在风阻特性曲线上确定风机的工况点。矿井选用四台同型号的风机，两台工作，立方米/图9-3- 风机特性曲线和实际工况5、电的选Hsd

214.78 s

通 时期通风机