级设计采矿08-4正文部分

一般设计部 矿区概述及井田地质特 矿区概 矿区地理位 矿区气候条 矿区的水文情 井田地质特 矿井地 水文地质特 井田地质构 煤层特 煤层在含煤地层中的分布及组合特 可采煤 煤的特 井田境界与储 井田境 矿井工业储 矿井工业储 工业广场保护煤 矿井可采储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 确定依 矿井设计生产能 矿井服务年 井型校 井田开 井田开拓的基本问 井筒形式的确 井筒位置的确定、采（带）区划 工业场地的位 开采水平的确 矿井开拓方案比 矿井基本巷 井 开拓巷 井底车场及硐 准备方式——带区巷道布 煤层地质特 带区位 带区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 地表情 带区巷道布置及生产系 带区准备方式的确 带区巷道布 带区生产系 带区内巷道掘进方 带区生产能力及采出 带区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 采煤方法的选 回采工作面参 回采工作面破煤、装煤方 工作面支护方 放顶煤参数确 回采工作面劳动组织和正规循环作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 井下..............................................................................................................................概 井下原始数 带区设备选 设备选型原则 带区设备选型及能力验 大巷设备选 主大巷设备选 辅助大巷设备选 矿井提 矿井提升概 主副井提 主井提 副井提升设备选 矿井通风及安 矿井地质、开拓、开采概 矿井地质概 开拓方 开采方 变电所、充电硐室、 工作制、人 矿井通风系统的确 矿井通风系统的基本要 矿井通风方式的选 矿井通风方法的选 带区通风系统的要 带区通风方式的确 矿井风量计 工作面所需风量的计 备用面风量的计 掘进工作面需风 硐室需风 其他巷道需风 矿井总风量计 风量分 矿井阻力计 计算原 容易和时期矿井最路线确 矿井通风阻力计 矿井通风总阻力计 矿井总风阻和等积孔计 选择矿井通风设 选择主要通风 电动机选 安全的预防措 预防瓦斯和煤尘的措 预防井下火灾的措 防水措 设计矿井基本技术经济指 参考文 专题设计部 矿井瓦斯预测与抽放技术研 引 国内外研究现 国内外瓦斯理论、技术研究、抽采现状和发展趋 瓦斯的理论研究现 瓦斯抽采技术现 煤层瓦斯运移的理论基 瓦斯在煤体中的赋存规 煤体的基本结构特 瓦斯的构成及其物理特 煤体中瓦斯的赋存规 2多孔介质的概念及特 基本概 基本特 3煤层瓦斯的基本运移规 瓦斯在煤层中运移的基本参 瓦斯在煤层中的运移规 4上履煤、岩层采后卸压和采动裂隙分布特征规律研 履岩分带和分区的依 履岩的基本划分情 矿井瓦斯涌出规律分析及预测研 影响瓦斯涌出的主要因 矿井地质构造方 煤炭采掘方 客观自然条件方 瓦斯涌出的涌出规 煤体的瓦斯涌出规 采落煤的瓦斯涌出规 上、下邻近层瓦斯涌出规 矿井瓦斯涌出的数学预测模 3.1煤壁瓦斯涌出 3.2采落煤瓦斯涌出 3.3综采工作面瓦斯涌出 4矿井瓦斯涌出量预 4.1矿井瓦斯基础参 4.2矿井瓦斯储 4.3矿井瓦斯涌出量预 相似模拟实验的目的和意 实验原 付家焉矿采空区瓦斯来源分 2相似模拟实验的目的和意 基本概 理论基 实验结 矿井瓦斯抽采技术应用研 矿井瓦斯抽采必要性及可行 矿井瓦斯来源分 瓦斯抽采必要 瓦斯抽采方法的确定及应 瓦斯抽采安全技术措 抽采系统安全措 抽采泵站安全措 环境保护与瓦斯综合利 环境保 瓦斯综合利 结 参考文 英文原 PRESENTSITUATIONANDDEVELOTRENDOFCOALMINEAUTOMATIONANDCOMMUNICATIONTECHNOLOGY Technical 中文译 煤矿自动化和通信技术现状与发展趋 煤矿自动化和通信的发展历 煤矿自动化技 煤矿通信技 若干技术问 结 致 矿区概矿区地理葛亭煤矿中心距济宁市14km，105国道(-)从本矿井东1.97km处通过，327国道(一级公路)从矿区南部横贯东西，兖州、济宁、邹城的公路已成环形，并与104国道相连，公路极为便利。连接京沪、京九两大南北铁路干线的新(乡)～菏(泽)～兖(州)～石(臼港)30km至兖109km190km与京广铁路相连。济北矿区铁路线从本矿井东南部通过，从兖州西站接轨，煤炭铁路外运十分方便。著名的京杭大运河由北向南流经济宁市构成重要的水上要道，河宽60～80m，门规划，京杭运河将建成为南北水上的主要航道。经疏通后年通过能力为2500万t。1-1所示。矿区气候 13.5℃34.3（1957（1960621日9.8℃（19631月218日)17降水量：年平均降水量688.86mm，年最大降水量为1186.0mm(1964年)，年最小降水量为347.90mm(1988年)，日最大降水量177.1mm(196579日)，降水多集中于每年的7、8月份。一般春季雨量少，时有春旱。年平均蒸发量1751.7mm，年最大蒸发量2228.2mm(1960年)1493.0mm(1984年)8级，平均风速为2.3m/s。最大积雪厚度0.15m，最大冻土深度0.31m矿区的水文情+37.04～+41.2m，平均高程为+38.00m0.7‰期有记录的最高洪水位标高为+36.67m，最大流量为626m3/s（1964年9月6日枯水季高湖水位标高为+36.86m（1957715日。 葛亭矿交通位置示意井田地质特矿井地1、奥陶系中、下统(O1-据邻区钻孔地层总厚800m左右，本区最厚度155.53m，主要岩性为灰及2、中石炭统本溪组19煤层。3、上石炭统太原组133.25～22.37m12层，其中三、十下灰厚度大且稳定；五、七、八灰较稳定，其他石2216、17煤层为较稳定煤层，全矿井大部分可采；6、15上煤层为部分可采煤层，并有沉缺现象。本组地层为典型的海陆交互相沉积，4、下二叠统山西组51、2（2上、2下、3上、33煤层厚度大，储量丰富，5、下二叠统下石盒子组6、上二叠统上石盒子组”B层铝土岩”，0～5.87m2.00m，是较好的标志层。其下发育有一层中细粒砂岩，以此砂岩作为7、上侏罗统蒙阴组本组地层钻孔最大残厚594.59m，主要分布在矿井的南部，以N3-1号孔为中心，4-1、4-5中上部有一岩浆（辉长岩类侵入体呈岩床状钻孔厚度分别为0.40m2.10m本组地层底部多有紫红色砂砾岩，与下伏地层呈角度不整合接触，易于区分。8、第四系厚190.70～270.90m，平均235.95m。中部厚，向四周变薄。由粘土、钙质粘土、砂质79.50～100.00m透水性好。63.00～90.00沉积，上部砂层多而薄，下部砂层少而厚。本段属强富水段。64.50～90.00m色粘土。 矿井地层第四系 阴组 )组 组石1317～23层，为本`属海陆交互相沉积，厚度稳定。C)O)6510520219886-252171水文地质1、第四系砂及砂砾孔隙含水第四系厚190.70～270.90m，平均235.95m，北部及东北部较薄，6线、7线、8线附近最厚（S8-1270.90m。矿井内先后施工5个第四系全取芯孔，根据钻探和测井相结79.50～100.00m81.30m好。0.000179～0.321952L/.m0.1563～2.26436m/d2、333.40～39.85m18.32m4.70～21.10m30326.7S7－5、S8－1和水文地质条件补充勘探报告G6钻孔抽水试验资料，水位标高为+32.69m，单位涌水量为0. ～0.00608L/s.m，矿化度为0.4012～2.4057g/L，水质类型为HCO3-砂岩含水层为富水性弱含水层，是开采3煤层的直接充水含水层3、三灰含水11.9％。漏水点全部分布在-600m以浅，5个漏水钻孔中，4个漏水孔分布在－300m验资料，三灰水位标高为+1.51～+32.27m0.000209～0.005666L/s.m，矿化度为0.5499～0.6731g/L，水质类型为HCO3-K+Na～HCO3-K+Na.Ca渗透系数为根据其他类似矿井的经验，一般情况下采场的底板破坏深度约12m左右，三灰上距3煤层34.19～67.30m，平均50.37m，正常情况下不会发生底鼓突水，三灰是开采3煤层的4矿井内有燕山晚期较大规模的岩浆岩侵入，据钻孔资料，岩浆岩上部、中部、底281346.41333753.8却收缩，在其顶部、中部和底部产生裂隙，因而形成相对富水段。5矿井内有57个钻孔十下灰，有11个钻孔发生漏水，漏水孔率19.3％，绝大部分位于浅部十下灰及断层附近。漏水点多分布于-570m56％的漏水点分布在-250m以浅。精查阶段十下灰水位+31.51～+32.88m，单位涌水量0.002138～1.6879L/s.m，矿化度0.7027～0.7288g/L，水质类型为SO4.HCO3-Ca.K+Na.Mg～SO4.HCO3-Ca.Mg，渗透系数0.03144～37.3535m/d为富水性弱～强含水层浅部N7-11钻孔抽水试验单位涌水量1.6879L/s.m220mN7-100.002138L/s.m，表现出十下1660.60～4.45m2.10mN7-11、N7-12、N6-1号孔附近较厚。矿井掘进中过十三灰，厚度1.26m，基本不含水。7奥灰是开采3、16、17煤层的间接充水含水层。矿井内共有44个钻孔奥灰，最大厚度155.03m（N6-1有1个钻孔了奥灰五段62.59m。据钻孔取芯资料，顶部岩芯破碎、裂隙发育，顶部之下局部裂隙发育但多为方解石充填。有13个钻孔漏水，漏水孔29.5％，充水空间发育。0.6818～0.7424g/LSO4.HCO3-Ca.Mg～HCO3.SO4-K+Na.Ca.Mg，富36.039～15.925m/d2.59～7.26m/d323.33～852.62m2/d129.00～376.53m2/d。奥灰至3煤层平均间距为215.1m，正常开采情况下距奥灰水较远，但由于大落差断层的切割，可能使对盘的奥灰与3煤对接或距3煤很近，造成突水，故在采区掘进和开1737.31～67.49m47.50m16煤层正常间距为43.84～82.3258.78m对矿井安全生产构成浅（奥灰顶板标高为-306.77m奥灰水位为34.98m（奥灰顶板标高为-548.30m3177m-386m4.2098P据《煤矿防治水规定》中计算突水系数P/M，隔水层厚度取平均值，突水系数为0.0716～0.0886P/m16、17煤层的底板间接充水含水层。石盒子隔水层组、17煤层与奥灰间的隔水层。164.50～90.00m1～210m四系下组抽水试验资料，水位标高为15.7～25.433m，单位涌水量为0.00004～0. L/.-..g煤系上覆地层重要隔水层组。这是本矿井重要水文地质特征之一。2砂岩和泥岩。据钻孔资料，残厚9.10～594.59m，共有22个钻孔上侏罗统，未发0.00125L/s.m，富水性极弱据检1和检2号孔抽水试验资料水位标高为34.86～36.00m，0.001106～0.00327L/s.mSO4.HCO3-MgCa，矿0.98g/L0.004079～0.02093m/d。30.00～273.70m28310.710.00～85.00m371个钻孔3.71231.00～36.13m0.0100～0.02945L/..S4-..487～0.747g/L，渗透系数为.07040～0.124m/d。石盒子组是局部含少量裂隙水的相对隔水层组，可以有效地阻隔上侏罗统底部砂砾岩水和第四系砂层水的下渗补给。4、171737.31～67.49m47.40m。由杂色粘土岩、0.1919262.82362.01m3/h.3315.38563.68m3/h；开采突水系数大于0.1P/m的区域，本矿井正常涌水量为99.19792.82892.01m3/h248.792.821041.12m3/h类型划分为复杂型，整个矿井水文地质类型划分为复杂型。井田地质构11.2所示。22～田（东区）3条，分别为：F25-1位于矿井南部，N4-1与N4-4钻孔之间，北端尖灭，SN，倾向W，倾角74°，0～155m0.70km。属查明断层。F3N5-12、N6-3、N7-1、N10-14.50km，NE～NNESE～SEE50～70°60～175m。N7-1500mF4位于矿井中部，N5-6、N10-2、N12-1钻孔一线延展长度4.50km，NNE，倾向SEE50～67°0～155m。南端尖灭，北端延出区外。N6-5、N7-2、N10-2钻孔穿过，N5-2、N8-6、N9-2钻孔及20条线控制。N8-6钻孔以北初步控制，南段为310129个钻孔见岩浆岩，主要分布于矿0.40～231.37m107.80m。据江苏省煤田地质勘探对N5－10、N7－8、N8－6、N8－9等钻孔岩浆岩段的镜下鉴定：属浅成相中性3、16、17煤层。侵入煤层部位方式主要有沿煤层中间侵入，沿煤层顶板侵入，沿煤层中63163、16、17煤层均不同程度受到岩浆岩的影响，8线以面积的3煤层及F7以16、17煤层局部被吞蚀。在岩浆岩侵入地区，煤的变质程度取决于岩浆岩体的厚度和煤层距岩浆岩体的距离以及岩浆岩体所处的位置。当岩浆顺煤层侵入，与煤层接触时，均出现三种情况：1.2.使煤层分层增多，结构变得复杂；3.生变化，灰分增高，挥发分降低，有害成份增加，变质程度增高，距离岩体很近的煤又有部分正常煤共存的特点(3煤层T03－2号孔)，说明岩浆岩携带的热量不足以使 区域构造示意煤层特煤层在含煤地层中的分布及组合51、2(2上、2下)、3上、3224、5、6、7、8上、8下、9、10上、10中、10下、11、12上、12中、12下、14、15上、15下、16、17、18上、18中、18下3、16、17煤层全区大部分可采，按煤层在含煤地层中的位置，可采煤层分成上、下两组。上组煤为3煤层，下组煤为16、17煤层。各煤层的厚度、结构、稳定性及间距变化情况见可采煤层控制情况一览表(表1-2)及可采煤层一览表(表1-3)。另外2、6、和15上煤层在区内有部分可采点，但分布面积较1/3，故作为不可采煤层，不参加资源储量估算。 可采煤层控制情况一览数385451611 可采煤层特征一览30-0-简单稳定0-可采煤本矿井含可采煤层共31、3为矿井主要可采煤层位于山西组中下部2煤层9.83～40.60m22.18m，下距太原组海相泥岩4.17～22.06m，平均11.43m；下距16煤层110.70～189.10m，平均156.84m；煤层厚度0.57～9.61m，平均6.39m；可采性指数0.87，煤厚变异系数26.04%，1～2煤层结构简单。81.46km2，平均1.53m粉砂岩，少数为粉、细砂岩互层。2、16176.53～13.32m10.29m；0.00～3.14m1.20m0.9028.86%，属较稳2层夹石，夹石岩性多为炭质砂岩，炭质粉砂岩，少F71.24m，可采面积约14.84km23、178.63～18.20m13.15m0.00～1.51m，0.99m0.8614.16%，属稳定～较稳定煤层。部分含一层夹石，夹石多为泥岩、炭质泥岩，少数为粉砂岩，煤层结构简单，可采范围内平均厚1.00m。顶板主要为石灰岩、泥岩、粉砂岩，底板主要为泥岩。煤的特1性系数)1.872.40(3煤层)，天然焦硬2.531-4。23、16煤层宏观煤岩组分多以亮煤、暗煤为主，夹少量镜煤条带及丝炭；17煤层以亮41-5。在有机显微煤岩组分中，凝胶化组分平69%山西组煤层略高于太原组煤层，各煤层都不同程度地含有少量腐泥基质条带。无机组分～8～ 各煤层主要物性特征3 各煤层显微煤岩组分及镜煤反射率3项目1、煤的工业分析指标及其变化规律(见表1-3煤层变化于低中灰～16、17煤层变化于低灰～7.13～27.84%31617煤层均以低中灰为主，3煤层北部天然焦区为中灰、中高灰；16煤层在北部及西北部有中灰零星分布；17N5-3、N6-1孔周围为中灰；16、17煤层有特低灰零星分布。-1.43煤层为低灰，16、172.14～14.90%，浮煤回收率变化在50～77%之间。用洗选的方法脱除煤中矿物杂质，以降低灰分的效果较挥发分：各煤层浮煤挥发分产率(Vdaf)35%西组煤层的浮煤挥发分产率比太原组煤层相对低4.86%。太原组煤层煤化程度相对山西组煤层略高。发热量：山西组煤层原煤分析基弹筒发热量平均为27.71MJ/kg，变化于29.64MJ/kg28.18MJ/kg30.76MJ/kg，各煤层均属中高热值～硫分：31.0％，为特低～低硫煤，且以硫化物硫为主，次1617煤层硫分变化于中高硫～高硫之间，平均为高硫煤。太原组煤层原煤硫分以硫化物硫为主，次为有机硫；而浮煤硫分则以有机硫为主，次为硫化物硫。本区太原组煤层有机硫含量相对较高由于有机硫的增大给煤的洗选带来较大硫化物硫在洗选过程中有较好的脱硫效果。各煤层的全硫、硫化物硫，有机硫脱硫系数（1-7 稳定煤层主要煤质指标一览3磷 脱硫系数一览3全硫硫化物硫有机硫---2元素组分：本矿井各煤层受岩浆岩影响均出现不同变质阶段的煤，未受岩浆岩82.01～85.18%82.95%；氢含量在4.89～5.91%之间，平均5.47%；氮含量在1.13～1.72%之间；氧含量在9.01～1.32%之间。受岩浆岩体影响的煤层，煤的元素组成差别较大，煤的变质程度越高，碳含量越高，氢含量越低，氮含量变化不明显，氧含量也明显降低。太原组煤层元素硫含量高于山西组。其它有害元素：3、17煤层原煤属特低～低磷煤，平均为低磷，16煤层为特低磷。经1.4液洗选，3煤层为低磷，16、17煤层为特低磷，脱磷系数（见表4.8氯在各煤层中的最高含量为0.08％，作为炼焦或锅炉燃烧用煤不会腐蚀锅炉及炉壁。砷在各煤层中的最高含量为7μg/g，不超过酿造和食品工业小于8μg/g的要求。铜、铅、 3376％1617煤层酸性、碱性成分相差不大。山西组煤层的灰熔融性(ST)1250℃，为高熔～难熔灰分；太原组煤层灰熔融性(ST)1250℃，为以低熔为主的低～西组煤层低，太原组煤层严重。1、煤的结焦性：山西组煤层粘结指数(GR.I)47～82，胶质层厚度(Ymm)15.5mm为－23～24%3～5.274。太原组的气肥煤、气煤的上述指标均比山西组煤层高。从上述各煤层的粘结性指标(1-8)等指标都显示出各煤层具有良好的结焦性能。 结焦性指标一览3成焦率半焦根据邻区岱庄煤矿利用煤芯煤样进行的炼焦试验，结果表明所得焦块外观均为银灰331617煤层的焦块上部有蜂焦。3上、316、17煤层炼得的焦炭质量好(1-9)16、17煤层的焦炭有少量的蜂焦，在转鼓中易成焦屑，16、17煤层的焦炭有部分蜂焦是由于惰性成分含量不足所致。另外3上、3煤层稳定组分较高也是焦炭好的一个原因。 炼焦试验质量指标一览332燃烧性根据挥发分固定碳发热量和灰分计算各煤层的比均小于2.0，35005％(1-10)，说明各煤层为燃烧性好的煤。 燃烧性指标一览3比3408～1278DDPM670DDPM，太原组仅16煤层测一个点，数值偏大，但邻区唐口井田太原组煤层变化于1410～37300DDPM23642DDPM，供参考。镜煤平均最大反射率测定值都在1％以下，最大流动度在37300DDPM以下，属低4、低温干馏：3煤层焦油产率(ar，d)6.0～15.0％之间，平均焦油产率小121.8～18.212％，属高油煤。根据元素分析计算碳氢比(1-1)，316％，而太原组煤层均小16％。 低温干馏结果一览3焦油产 5319.4～22.7％，为中等结渣煤。因此认为该井田的山西组煤层煤中矿物质的结渣性较强，将来会给气化和部分工业锅炉用煤带来较大。CO23CO2反应性试验，当试验温度在900～950℃时，二氧化碳分解率均小于60％(见表1-12)。 煤对二氧化碳反应性一览分解率3唐口井田本矿井所采简易可选性试验样的，各主要煤层按不同分选密度±0.1含量煤层当指定浮煤灰分为10％、8％时，理论分选密度分别为1.61、1.49±0.1含量分别为8.6％、24.0％，为极易选煤和中等可选煤。16、17煤层当指定浮煤灰1016100％，1798.51.8，故各煤层均为易选煤（1-13 含量一览313、1713～6mm3～0.5mm粒级，16煤层3～0.5mm13～6mm-0.5mm粒级产率最低。2、17煤层13～6mm粒级中灰分最高，16煤层–0.5mm粒级灰分最高，各煤层均在3～0.5mm粒级中灰分最低(见表1-14)3原煤浮沉分为13～6、6～3、3～0.5、-0.5mm四级，分别入浮1.30、1.40、1.50、1.60、1.80五级密度液，各级浮煤主要集中在1.3～1.4密度级内，1.4～1.5密度级产率占第二位。与邻区唐口井田3岱庄煤矿3上煤层资料均相符。16、17煤层浮煤主要集中在1.3密度级内，其次为1.3～1.4密度级内。 筛分试验结果一览粒度3-12、动力用(S)<150熔融性高的煤掺混或和低发热量煤掺混(tvr12.54/kg)33煤层对二氧化碳反应性试验温度在900～950℃时二氧化碳分解率均小于60为中层煤气发生炉用煤。粉煤悬浮床气化炉对煤质要求不严，特别是太原组高硫、低、强粘结气煤、气肥煤，均可适用于K-T炉气化用煤的要求。7％，但由于粘结性强(Y值>9mm)，热稳定性差(济宁煤田三)<16Vdaf>35Ad<5％，12.98m3/t，绝对涌出量最大为7.58m3/min；CO2相对涌出量最大为2.09m3/t，绝对涌出量最大为5.41m3/min2、煤尘根据精查阶段钻孔取样分析，各煤层的煤尘性试验结果(见表1-15)表明，火焰长度在0～800mm之间，一般大于600mm，扑灭火焰的岩粉量为0.0～81.0%，可燃基挥发分一般在35%左右，煤尘指数变化在38～45%之间，各煤层均有煤尘性。在煤矿生产过程中，煤炭科学总院抚顺分院对3、16煤层进行了煤尘性鉴定，其结果为强1-16所示。 煤尘、煤的自燃一览3有有有 煤尘性鉴定结果岩份量3强16强33、16煤层自燃倾向及自然发火期进行了鉴定、测试分析，3、16煤层均为自燃煤层，自燃倾向等级均为Ⅱ类；331～91天，最短发火31天，1647～111471-17所示。 %%%℃℃316井田境二十里铺镇及长沟镇管辖《淄博矿业公司葛亭煤矿采矿证》(证号为3700000420299)批准的矿井范围，南为济宁矿业运河煤矿，东邻鲁西煤矿，具置见图2.1。葛亭矿批准的开采范围由14个拐点圈定（见表2-1，其极值地理坐标为东经 矿区拐点坐标一览坐标（54c坐标系坐标（80坐标系XYXY12345678916、17煤层。井田的长度为2.0～4.3km，平均长度为3.4km，倾斜长度为km2.8km9.5km2图 邻区矿井矿井工业储矿井工业储2-20.7m40%。3，16，176.39m、1.20m、0.99m1：5000煤层底板等高线图上，并按照《煤 储量计算厚度、灰分指急斜煤层2-2 块段划分示意

ZzmF/

（2-Zz——m——煤层平均厚度F——将各参数代入（2-1）2-3Zz 煤层地质资源量计面积储量总储量123451234512345

ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22

（2-Zg——矿井工业资源/Z111b——探明的资源量中经济的基础储量Z122b——控制的资源量中经济的基础储量；Z2m11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2m22——控制的资源量中经济的基础储量；Z333——推断的资源量；k0.70.8。Z111bZz*60%*70%48.51（Mt）Z122bZz*30%*70%24.25（Mt）Z2m11Zz*60%*30%20.79（Mt）Z2m22Zz*30%*30%10.39（Mt）Z333kZz*10%*k9.24（Mt）将各数代入式(2-2)Zg工业广场保护煤各类保护煤柱按垂直断面法或垂确定用岩层移动角确定工业场地村庄煤柱20m10m15m30m20m2-4。 工业场地占地面积指井型2.420m宽，则井田边界保护煤柱损失量2.34Mt。30m1.61Mt大巷保护煤柱：大巷两侧的保护煤柱宽度各为50m0.8-1.1平方公顷/1090万吨/年，所300m×300m的正方形。工业广场的中心处在井田倾向的上部，190m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留带，宽度为15m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层2-5。 葛亭矿表土层及岩层的移动煤层厚度冲击层厚度фδγβ190-2-3所示的工业场地保护煤柱的尺寸。对于可采煤3、16、17，由图可得出各自保护煤柱的尺寸为：由CADS3煤= S16煤=972231.62/cos7.5°=980620.97m2S17煤=906790.28/cos7.5°=914614.94m2则工业广场的煤柱量为（2-6：Z工Z 工业广场煤柱量，万吨 R----1.4t/m3则：Z3煤= Z16煤=980620.97×1.2×1.4×10-4=164.74(万吨)Z17煤=914614.94×0.99×1.4×10-4=126.77(万吨所以：Z工 工业广场保护煤矿井可采储矿井设计资源储量按式（2-3）Zs(ZgP1

Zs——矿井设计资源/储P1——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量ZsZgP1113.181.612.34109.23（Mt）Zk(ZkP2Zk——P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算85%0.85。矿井工作制根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3330d计算，每16h。矿井工作制度采用”三八制”作业，两班生产，一班检修。矿井设计生产能力及服务年确定依2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开矿井设计生产能。6.39m，煤0.9Mt/a。。矿井服务ZkA和矿井服务年限T

TT——

AK

（3-Zk——A——设计生产能力，0.9K——1.5。把数据代入3-1得矿井服务年限：20a。井型校按矿井的实际煤层开采能力，能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核3#6.39m6.8°，（2）能力的校性，自燃发火期为31~111天，因自燃发火期短，所以需要采取特殊防范措施。考虑到本井田和倾向平均都不大范围较小因此矿井采用并列式通风可以满足通风要求2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相3-1。25°0.45～0.90Mt/a时，矿井设计服40a20a。 万ta600————井田开拓的基本问、井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升通风排水和动力供应等生产系统这些用于开拓的井下巷道的形式、确定矿井开采程序，做好开采水平的合理确定矿井通风、及供电系统必须执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态。本矿地表地势平坦，无大的地表水系和水体，地面平均标高为+38m井筒形式的确4-1。质情况属复杂型，涌水量较大；井筒需要特殊施工—冻结法建井，因此需采用立井开拓。 井筒形式比1环节和设备少、系统简单、费用低受地形影响特别升能力小，提升力大、管线长度斜井井筒通过富含水层，流沙地质条件简井筒施工技术求有较高的技术掘进速度慢，基输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常。因此，井筒位置的确定原则：沿井田的有利位使沿井田的井下工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。位于井田中部时，石门较短，沿石门的工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以的矿井，从井下及开采有利出发，井筒应位于井田中部，使上山部分斜长略大于下山，井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区古迹保护区陷落区或采空区洪水浸入区尽量避免桥涵工程，，附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的及防洪措施由于本井田倾角平缓，厚度变化小，且交通较方便。故把井筒置于井田，即工业因为本矿井为低瓦斯矿井，煤炭无突出，但有自燃发火倾向，井田长度不大且面积较小，采用并列式通风，在工业场地布置主井副井及风井。共计三个井筒。井筒位置的确定、采（带）区划有利于第一水平的开采并兼顾其他水平有利于井底车场和主要大巷的布置，不受崖崩滑坡和洪水的；水源、电源较进，矿井铁路线短，道路布置合理本矿井长度不大，面积较小，地势平坦，为减少压煤，主副井筒布置在井田左中部，且两井筒的地面标高大于最高洪水位标高。4-14-1工业场地的位面积为9公顷，形状为方形，一边平行于井田。根据制图规范1∶5000的图按300m×300m绘制。开采水平的确3、16、1736.8°-230m-710m480m（倾200~300左右。矿井开拓方案比4-2主、副井均为立井，布置于井田左部，倾向，大巷布置在岩层当中。主、副井均为立井，布置于井田左部，倾向，大巷布置在煤层当中。主、副井均为立井，两井布置于井田，大巷布置在岩层当中。主、副井均为立井，两井布置于井 ，大巷布置在煤层当中以上所提四个方案中，数量和大巷、回风大巷长度以及采区和带区布置总体基本其优点也是显而易见的：减少了大巷保护煤柱，系统干扰降低，各种畅通，由于是厚煤层开采，通风安全性提高，通风条件优化，巷道条件好，费用低，对方案一立井单水平上下山岩石大方案三立井单水平上下山岩石大方案四立井单水平上下山煤层大4-2三、四中为立井开在井田煤层深部，通风线路短，通风阻力小，允许通过的风量大，下井筒较长，相应的管缆长度长，费用高。考虑到本井田瓦斯低，虽然煤炭有自燃发4-2~5。 方案一立井开拓（岩巷）费用计算数量基价（费用（元小计（元煤量（时间服务年限大巷煤量（ 方案二立井开拓（煤巷）费用计算数量基价（费用（元小计（元000煤量（时间服务年限大巷煤量（ 方案三立井开拓（岩巷）费用计算数量基价（煤量（时间服务年限大巷煤量（ 方案四立井开拓（煤巷）费用计算数量基价（000煤量（时间服务年限大巷煤量（4-6、4-7 方案二立井开拓（煤巷）详细费用计算基价（费用（元000煤量（时间服务年限大巷煤量（大巷 方案四立井开拓（煤巷）详细费用计算基价（费用（元（万元000（万元煤量（时间服务年限大巷煤量（大巷4-8 方案二、方案四经济比较百分比百分比0004-8知，两种方案经济比较总费用基本相同，但是方案二的前期基建费用低，生矿井基本巷井井筒直径为5.0m，井深540m，净断面面积为19.63m2。表土段掘进毛断面积为36.32m2，掘进深度为20m，支护的钢筋混凝土厚900mm；基岩段掘进毛断面积为26.42m2，掘520m400mm。4-3井筒直径为6.0m，井深520m，净断面面积为28.27m2。表土段掘进毛断面积为50.26400mm。4-4155m处打一风井，用于矿井前后期的回风。井筒净直径为开拓巷6.39m稳定，底板起伏不大，为缓倾斜煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度较大。布置一条大巷，一条轨道大巷，均布置在煤层中，留大煤柱护巷；大巷水平间距50m。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于井田，沿布置，坡度控制在3‰以内。大巷为锚喷支护半圆拱断面，局部锚索组合梁支护，喷射厚度120mm。大巷掘进宽度为4600mm，高为3620mm，设计掘进断面14.8m24-6，4-7。井底车场及硐矿井为立井开拓，煤炭由大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求井底车场布置形式应根据大巷方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时宜采用折返与环形当大巷采用带式输送机运煤，辅助采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种方式时，应结根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采式井底车场。该车场利用主要巷道作为调车线和通过线车场巷道工程量小井底车场布置如图4-7井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用：2000×880×150（mm，故70m。摘钩，经道岔CD，通过调车线，到E，拉走空车。调车线停放一备用机车，用于材料和设备的。井底车场硐室主要有：井底煤仓、变电所、主排水泵房、消防材料库及工具室、效装煤高度为21m，经计算煤仓容量为1200t；胶带输送机能力为1000t/h，工作生产能力为325t/h，两小时为700t。据设计经验和规范，可知容量符合要求；煤仓采用上水仓布置在井底车场副井的西侧，水仓开口在调车线的中部，矿井最大涌水量为454.8m3/324.0m3/Q—水仓容量S—水仓有效断面积，10L—水仓长度，1045.61m

QS

(4-则：Q由上面计算得知Q>Q0，故设计水仓容量满足要求井中心 4-34-98t井4-44-10t矿车双层四车加宽罐 井4-590万输送机图4-6大巷断面4-12断面净净 轨道大巷断面布 图4-7轨道大巷4-13巷道特征表断面喷射净净进外露长排间 4-8煤层地质特为了有利于矿井早投产，早回笼，缓解期建设的紧张状况，本设计选用3301带区位东三带区长平均2594.73m，倾向长平均1768.37m。带区内划分为13个倾斜1685.14m。设计首采区（东三带区）带区煤层带区内含煤地层位于山西组中下部，上距2煤层9.83～40.60m，平均22.18m，下距太原组海相泥岩4.17～22.06m，平均11.43m；下距16煤层110.70～189.10m，平均156.84m；煤层厚度0.57～9.61m，平均6.39m；可采性指数0.87，煤厚变异系数26.04%，1～2煤层结构简单。81.46km2，平均1.53m容重为1.47t/m3，硬度2.02.98m3/t；煤尘的性和自然发火性都较低煤层顶底板岩石构造3煤层顶板主要为粉砂岩、泥岩，少数为中、细砂岩，底板主要为泥岩，粉砂岩，水文地324.00m3/h454.80m3/h。地质构局部变化较大，煤层倾角平均3°～8°，总体呈近水平。经初步勘探无断层，具体有待开采地表情+37.04～+41.28m，平均高程为+38.00m0.7‰期有记录的最高洪水位标高为+36.67m，最大流量为626m3/s（1964年9月6日枯水季带区巷道布置及生产带区准备方式的确1）巷道布置简单，巷道掘进和费用低、投产快2）系统简单，占用设备少，费用少，通风线路短方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相，本设计矿井胶带大巷，辅助轨道大巷均布置在煤层中，辅助采用1t固定式长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助、行人比较现有设备都是按长壁工作面的回采条件设计和制造的不能完全适应倾斜长带区巷道本矿井设计采巷掘进方式两条巷道之间留设10m保护煤柱因此需要每隔150m布置一个联络巷；考虑到长距离掘进通风问题，每隔150m的联络巷要进行密闭，保证掘50%计算。带区内各工作面采用U型后退式通风，系统简单，漏风小。新鲜从副斜井经辅助大巷，通过辅助斜巷进入工作面，污风经煤炭斜巷进入大巷，再经带区带区内分带斜巷铺设B=1000mm的胶带输送机，煤炭到大巷，通过矿车集中到到井底煤仓由主井箕斗提升至地面带区内辅助采用连续牵引车，材料车从井底车场出来经辅助石门到达辅助大巷再经运料斜巷集中运料平巷，再经回采工作面的辅助斜巷到达工作面。5-1 带区巷道布置带区生产带区生产系统包括运煤系统、辅助系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水煤由工作面刮板机→斜巷机、破碎机→斜巷胶带输送机→大巷胶带输送辅助系辅助大巷→工作面轨道斜巷→工作带区3301工作面路线为副井→轨道大巷→33012巷→33015工作面→33011巷→胶带大巷→风井通风系统路线如图5-2。 通风系统路线胶带大巷、轨道大巷在煤层掘进，基本不产生矸石供电：地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→辅助斜巷→工作供电地面变电站副斜井 变电所辅助 大巷分带辅助 巷工作面在工作面辅助斜巷设置一趟4寸的管路在辅助斜巷的低洼处建一临时小水22Kw150D30*9工作面分带辅 斜巷辅 大巷井底水仓副井地带区内巷道掘进方护相配合；部分巷道采 掘巷道快速掘进技术，主要通过实 掘工艺中掘、支、运FD-2×55KW局5.2。带区生产能力及采出0.9Mt/a，采用综采放顶煤工艺，由于综采放顶煤产量大，因330天。

A0=330×H×γ×L×a×n×C×10- （5-A0——工作面采煤机生产能力n——65-1得：A=A——

AK1K2

（5-K1——工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，因此取K2——带区内掘进出煤系数，取A0——工作面生产能力，1.12Mt/a。把数据带入5-2得Mt/aMt/a带区内工业储量为：53.14Mt；煤柱损失量为：1.94Mt；车场损失量为：7.11Mt；其他损失量为：0.8Mt；53.141.945.680.8把数据代入5-3得（带0.750.80.8584.2%规定。带区车场选型设4°，为近水平煤层。轨道大巷在煤层中，大巷采用由架线式机车牵引1t固定式矿车，因此，轨道斜巷与大巷连接处需设立车场：连接处转角30°，15m15°100mSDJ—28A绞车，用于辅助提升；在距绞车15m处转角30°，曲线半径为15m，开石门，连接到平巷，长75m；下部延7m，设SQ—1200—75连续牵引车主绞车。井底变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所11542631-轨道大巷2-胶带大巷3-材料斜巷4-绞车房5-带区轨道斜巷6-绞车房回风5-3采煤工艺方采煤方法的选各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便；采2.0～3.5m高，可达到93～97%以上。采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的，需要等到再生顶板稳定后才可采进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条顶煤回采工艺，后退式自然垮落法管理顶板。本设计针对首采3301带区煤层赋存情况，采回采工作面参工作面选择后退式回采，有利于回采巷道和通风150~220m，每个工作面长度尽可能保持一致，综6.39m6.3mmm断面均为宽5.5m，高3.5m，断面面积为19.25m2；斜巷宽5m，高3.5m，断面面积17.5m2100m5.5m3.5m的联络巷。均属于矩形采巷掘进，巷道间均留设10m宽的煤柱。6-1。6-1MXA—回采工作面破煤、装煤方6-2，6-3。6-2MXA—mmm2量2V 刮板输送机技术特征mVm大采高条件下双向割煤与单向割煤的优缺点比较见表-4 双向割煤与单向割煤的优缺点比很好的消除过载现象。因此，工作面选向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。1.8～3.6m0.656m2.8m0.6m0.1m的截深全部达到0.8m后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒30m6-1所示。A 2AA2AA12A26-1工作面采煤机双向割煤往返一次进两刀，即采煤机上行（下行）A0.8m之内。否则，会使输送机过度弯曲，15m工作面支护方ZZP4800/17/35型二柱式掩护支架及其相配套的端头支架。工作面机头、机尾分21301346-5。6-5mmmt结合矿上实际情况，工作面支架支护强度按工作面最大采高的8倍进行计算，上 （6-则：F=4×6.3×2300×9.8×5.85=33234800kN4倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求工作面供液由EHP-3K200/53型液泵提供液泵压力为31.5MPa具体特点，不仅采煤，而且还要同时放煤，所以决定采用放顶煤端头支架支护，其技6-6。6-6--mmMT420m范围内由于受到工作面超前支撑压力影响需加强支护。同时为了扩大工作空间；改善因此端头支护采用放顶煤支架超前支护处缩短锚杆和锚索间排距增大尺寸参数。1.8m0.7m15m甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；工作面的斜巷内材料必须提前工作面50m70m以外。放顶煤参数确1.2.5～3.0m时，低位放顶煤支架的8～10m15m12m为宜。2.采煤机割煤深度和放煤步距根据矿井生产能力要求和作业制度本设计选MXA—300/3.5型采煤机的截深为0.656下面经验： （6-式中：d—h—放煤高度，m设计的S01工作面放顶煤的高度为4.5m，所以其经验放煤步距为0.78~1m，为了简化0.656m。3.回采工作面劳动组织和正规循环2.8m4.5m0.656m，采用”三八”6-7。式中：Qg——日割煤量

QgLH1na

（6-H1——采煤机割煤高度——煤层容重，t／m3；n——4C0——工作面割煤回采率，取0.85H1=2.8m=1.45t／m3，L=180m，a=0.656m，n=4，C0=0.85，将各值代入公1，可得：Qg=2.8×145×180×0.656×4×0.85

QfH2Lbn1

（6-式中：Qf——日放煤量H2——顶煤高度——L——b——n1——4C1——工作面放顶煤回采率，取0.756-722262226433机211421142226-4482114-336端头633222621113已知H2=4.5m=1.45t／m3，L=180m，b=0.656m，n1=4，C1=0.75，将各值代入公2，可得：QfQQg 工作面工人效率＝工作面日产量/＝45.83（t/工工作面为综采放顶煤技术，机采高度为2.8m，放煤高度为4.5m，循环进尺0.656m，0.656m46-9。工作面成本C1C2C3C4设备折旧费1.866（元/t工资15039.63t。则吨煤工资费（C2）150/39.63＝3.79（元/t）材料费采面材料费（C3）6.0元/t（见《采煤工作面分册》第七项。电费2500kW6h，代入得：＝2500610.92/15.67＝12.37（h/t照明用电耗＝照明用电总功率×循环照明时数/其中：照明用电总功率——200kW，＝200×8/15.67＝1.42（Wh/t电费总消耗单价——0.40元/kWh代入得：＝5.52（元工作面吨煤成本6-8。 工作面主要技术经济指1m2m3m4-34m5t6个47-8t9m3/6%元回采巷道布回采巷道布置方巷掘进，布置方式为一进一回，一条辅助斜巷，一条煤炭斜巷。新鲜从辅助斜巷进入工作面，污风从煤炭斜巷排出工作面。采用综掘机掘进，锚杆机进10m150m工作面巷道倾角平均4～8°，局部11°，总体呈近水平。利于辅助和施工；巷道断回采巷道斜巷支护（6-26-4.5m3.2m4.6m3.4m16.56m212m2650-700m之间，地压显现比较突出，传统的支护方式已经不能螺纹钢锚杆（高强度230kN800mm8m1.6m150×150×8mm3050×50mm、5.5×1.1m钢筋托梁组合锚杆支护。螺纹钢锚杆，直径Φ20mm，长2.0m，树脂加长锚固；钢筋托梁由Φ18mm圆钢焊接而成，用菱形金属网护帮。工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆，直径Ф18mm2m，杆尾螺纹为M16，规格型号为Ф18—M16—2000。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为120×120×6mm200×300×50mm3010°开切眼支护（6-1）mm2.4m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度230kN800mm；WX220/3.0220mm3200mm3mm8m1.6m150×150×8mm50×50mm、5.5×1.1m。另一侧为直径Φ18mm2.4m800mm。30° 工作面回风斜巷支间距 间距 工作面进风斜巷支 圆钢锚杆，端部锚竹锚杆，端部锚

单根钢绞线锚间距间距 工作面开切眼断面支77概架线式电机车牵引1t固定车厢式矿车和拼版材料车设备和材料工作面辅助采钢丝绳牵引卡轨车高效工作；工作面、大巷煤炭采用胶带机井下原始数0.9Mt/a，工作制度为”三八”制，两班生产，一班检修，每天净提升时间为16小时矿井设计年工作日330天分带巷到煤炭大巷平均运距为900m，最大运距1800m；从大巷到井底煤仓平均运距为1890m，最大运距3150m；主井深度540m。带区内布置一个工作面两个综掘面设计综采工作面日产量3941t综掘面日产量677.3t，矿井井下方式多样根据矿井具体情况选用系统包括运煤系统运料系统、煤炭系①带区工作面系统工作面分带斜巷大巷井底煤仓主井地②综掘面煤炭系统综掘面大巷井底煤仓主井地辅助系副井井底车场辅助大巷分带辅助斜巷工作副井井底车场辅助大巷掘进带区设备选设备选型原则必须使上下两个环节设备能力基本一致设计时应合理地选择不均匀系数设备能力备用系数为缓和井上下两个环节的生产不均匀性或不连续要采区一些缓冲设施，设置煤仓或储车线等。系统尽量简化，注意尽量减少的次数必须使设备的、安装和检修方便运行安全可靠，工作条件舒适并考虑必须在决定主要的同时统一考虑辅助是否合理经济根据葛亭矿井的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助采用架线式电机车牵引1t固定车厢式矿车和拼版材料车设备和材料工作面辅助采用钢丝绳牵引卡轨车高效工作；工作面、大巷煤炭采用胶带机。带区设备选型及能力验作面设备配套选型见表7-1。 工作面设备配套选型机分带巷胶带输送DX7-27-5 工作面刮板输送机技术特征mVm表- 机技术特征mV长宽高 破碎机技术特征tV1000采煤工作面最大出煤能力为300t/h，工作面刮板输送机生产能力为600t/h，机的生产能力为2200t/h，破碎机通过能力为3500t/h，分带平巷胶带输送机能力为 分带巷胶带输送机技术特征DXtV大巷设备选主大巷设备选 450t/h接大巷胶带，两者能力均为2200t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，采用ST可控启动装置。大巷带式输送机同斜巷胶带输送机相同，这样有利于维修和管理。辅助大巷设备选矿井采掘面等各工作地点人员以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员，确定最大班需运送人员为30人，所选的PRC-12人车可以满足人员运 固定矿车特征-mt1-辆7-8-tt-辆7-9-个3°辆 电机车特征-ZK7-t7VNh机-ZQ-台2--ｍ7辆33150m3m/s1m/s30牵引车每班可运行约5次，所选15t电机牵引车2辆，每班能力为75t，大于每班需 矿井提升概0.9Mt/a58.19330井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于2.98m3/t；煤尘的性和自然发火性都矿井开拓方式为立井单水平开拓，井底车场水平标高-520m35.0m540m19.63m236.32m2，20m900mm26.42m2，掘进深540m400mm。6.0m520m28.27m250.26m2，掘进深度为20m，井壁厚900mm；基岩段掘进毛断面积为37.39m2，掘进深度520m400mm16t1t矿车双层四车窄1t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤提升设备、人员、材料和矸石。主副井提主井提（1）0.9Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主井双箕斗提升至地面，装备16t侧卸式箕斗，地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKM-2.5/6（Ⅱ，提升能力为600t/h。具体参数见下表。 箕斗技术参-tｍt 多绳摩擦式提升机技术特征—ｍｍ3ｍ条4ｍ 钢丝绳技术特征—大小N/N•mm-—3941.4t16h246t，小7.0m21m600t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主井提升可以满足瞬时最大出煤的任务。副井提升设备选t/h落地式多绳摩擦提升机型号为JKM-2.25×4（Ⅱ）A，钢丝绳等具体参数如下： 罐笼技术参数———辆4人t根2根4 多绳摩擦提升机技术特征—ｍｍｍ条4ｍ 钢丝绳技术特征—/N•mm— 井上固定天轮的基本参—NNN矿井地质、开拓、开采概矿井地质矿井位于济宁煤田西北部，其开采上下限为-200～-800m，开采煤层一共为三层：316、17煤层。井田的长度为2.0～4.3km，平均长度为3.4km，倾斜长度为3.1km2.8km9.5km236.8°煤层自然发火性和煤尘无性均较弱。开拓方开采方一个综放工作面，工作面长度为180m。采巷掘进，留10m宽的煤柱。3941.40t/d2.4mMXA—0.6m4变电所、充电硐室、井下大巷采用架线式电机车和钢丝绳牵引卡轨车辅助，仅井底车场采用蓄电池电机车，井底车场设变电所、充电硐室，带区内不再设置变电所，由井底车场工作制、4008655矿井通风系统的确矿井通风系统的基本矿井通风方式的选一般说来，新建矿井多数是在并列式、分列式、两翼对角式和分区对角式中9-2。 通风方式比藏深，但长浅，长度不大，而煤层较（4k井约190m，水平标高为-520m；煤层为近水平煤层，分四个带区，煤层无自然发火，煤尘无性。本矿属于低瓦斯矿井，为了尽快出煤，减少初期投资，节省风井保护煤柱，同时考虑到矿井通风系统选择的原则本矿井采用并列式通风副井进风风井回风。矿井通风方法的选抽出式主扇使井下处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下，压入式主扇使井下处于正压状态，当主扇停转时压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。，比较，漏风较大。窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回把小窑塌陷区的有害气体带到地面。在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是新旧水时作业时，主要人行巷道和工作点上的污风不串联。通风构筑物和调节设施及辅助通风机要少充分利用一切可用的通风井巷，使通风井巷工程量最小进风井巷与采掘工作面的进的粉尘浓度不得大于0.5mg/m3新设计的箕斗井和混合井作进风井已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使进的含尘量达到上述要求。主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和气体的污染，井口排风60%采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿通风，电耙应位于的上风侧，有污风串联时，应人员作业。井下破碎硐室和库，必须设有独立的回风道10min40%带区通风方式的确2.98m3/t10m3/t，属于低瓦斯矿井，采区采用两条上轨道斜巷进风：这种通风方式新鲜不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响。运煤斜巷进风：由于方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在过程中所释放的瓦斯，可使进的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。机设备所散发的热量，使进的温度升高。此外，矿车来往频繁，需要加强管理，防止短路。择辅助斜巷作为进风巷，斜巷作为回风巷。：“U”形通风在区内后退式回采中这种通风方式具有系统简单漏风小等优点，但线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，工作量“Y”形通风当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时采用这种方式可以稀释回中的瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜有利于上下平巷安装机电设备，可以面，但需要边界准备回风上山，增加了巷道掘进、费用。特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放烟、煤尘速度情况；同时也需要在边界准备回风上山，增加了行道的和掘进费用。平巷、回风巷均要先掘后留，、掘进工程量大，故较少采用。，结合以上信息本设计选用轨道斜巷进风斜巷回风故工作面宜采用”U”形通风，矿井风量计工作面所需风量的计过1％。矿井瓦斯绝对涌出量为7.58m3/min，二氧化碳绝对涌出量为5.4m3/min。以瓦斯涌

（9-Qai——第iqa——第i个工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，7.58Kai——工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取1.5

1007.581.51137

Q"1005.41.5810

9-29-2（C

Qai60vai

（9-vai——第i个回采工作面风速，进温度20~23℃，取Sai——i22则： 601.523.41980

Qai4

（9-4——Nai——第i86则： 486344

由以上三个方法计算所得的工作面实际最大需风量为Qai=1980m3/minQmin0.2560Sai——第i

（9-（9-

min1980

m