采矿东里煤矿设计说明书

0.9Mt/a5km，地界属襄垣县古韩镇管辖，矿区边界为不规律多边形。地理座标为东径113°00′07″—5km，距长治井田工业储量为11647万t，矿井可采8671万t。矿井设计生产能力0.9Mt/a,服务年限为68.8a。矿井正常涌水量为28.7m3/h，最大涌水量为53.5m3/h。矿井瓦斯涌出350m，双立井开拓，主井装备箕斗，副井装备罐笼。大巷采用胶带运煤，辅助采用1.5t厢式矿车。矿井通风方式为两翼对角式330d，7.井下；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标: 第一章井田概述及井田地质特 矿区概 地理位置及交通交通条 工农业生产建设概 电力供应基本情 1.1.5地形与气 井田地质特 地 地质构 煤 煤 水文地 其它开采技术条 勘探程度及开采条件评 第二章井田境界及储 井田境 井田境 第三章矿井工作制度及设计生产能 矿井工作制 矿井设计生产能 矿井服务年限的验 井型校 第四章井田开 井田开拓的基本问 井筒形式、数目、位置的确 开拓方案的确 矿井基本巷 井 井 主要开拓巷 井底车 副井系统硐 煤层地质特 采区位 采区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 地表情 采区巷道布置及生产系 采区准备方式的确 采区巷道布 采区生产系 采区内巷道掘进方 采区生产能力及采出 采区车场选型设 采区车场形式、线路布置、调车方 采区主要硐室的布 采煤工艺方 工作面参 工作面破煤、装煤、运煤方式及相应设 工作面支护方式及采空区处 各工艺过程注意事 回采工作面吨煤成 劳动组织和循环作业图 回采巷道布 回采巷道断面选择及其掘进方 井下................................................概 井下设计的原始条件和数 距离和货载 矿井系 采区设备选 设备选型原 采区设备的选 能力验算 大巷设备选 7.3.1大巷设备选 辅助大巷设备选 7.3.3设备能力验 概 主副井提 主井提 副井提 钢丝 矿井提升 天 矿井通风系统选 矿井概 矿井通风方法、方 采区和工作面通风方 通风容易和通风时 采区及全矿所需风 采煤工作面实际需要风 掘进工作面需风 硐室需风 其它巷道所需风 矿井总风 矿井风量的分 全矿通风阻力的计 计算的原 通风容易时期和通风时期最路线的确 通风阻力的计 矿井总风阻及总等积 通风机选 主要通风机的选 电动机的选 防止特殊的安全措 瓦斯管理措 煤尘的防 预防井下火灾的措 防水措 致 第一章矿区概地理位置及交通交通113°00′07″—113°00′58″，36°28′37″—36°29′14″。井田位于潞安煤业（）公司五阳矿井田范围内。拟选的工业场地位5km，45km，215km。2.5km，3.5km，工农业生产建设概电力供应基本情10kV110KV6kV106kV井全部负荷用电。涌水量1.38～13.94L/sm，水重碳酸硫酸盐－钾＋钠型水质，矿化度小于0.5－1g/L，可作1.1.5地形与气876m20m。地势北高南低，西高东低。爽。年内常有干旱、霜冻、冰雹、暴雨、大风等性天气发生。夏季多东南风，冬季多814.3mm，平均532.8mm；蒸发量为1515—1914.7mm；平均1768.1mm最大冻土深度0.82m。据“山西省基本烈度区划图”，本区裂度为6度区。井田地质特地（一）（Zkm。与下伏地层呈角度不整合接触。（E377～570m。与下伏震旦系呈平行不整合接触。（O476～700m。与下伏寒武系呈整合接触。分下统（O1质64～209m，130m。中奥陶统（O2（O2X37～213m，120m（O2S170～308m，230m。（O2f0～176m，120m。（C32～177m（C2b0～35m，20m。（C3t3～75～20（K1（P266～422m（P1S（K71～2336～72m，60m。与上伏地层连续沉积，整合接触。（P1X、杏黄色泥岩、粉砂岩及砂岩，夹2～3层锰铁矿层；顶部为杂色鲕状铝土质泥岩。厚68～361m。（P2S（K10色斑块的黄绿色砂持泥岩、紫红色泥岩，夹锰铁矿2～3层；中部为杂色砂质泥岩夹多层黄绿色含砾中粒砂岩及少量灰色泥岩，上部为杂色砂岩、泥岩及含砾中、粗粒砂岩；顶部223～653m。上统石千峰组（P2sh）:黄绿色厚层中、粗粒砂岩及石膏薄层。厚22～217m。（T1850m（T1l115～568m400m。（T1h474m，250m。（T2e600m。550m。上统延长组（T3y夹30～138m，50m。（N5～268m，与（Q0～330m。（二）奥陶系中统峰峰组石炭系中统本溪组4.00～31.77m，10m石炭系上统太原组二叠系下统山西组为本井田主要含煤地层之一本组厚48.33～71.89m，平均58.60m由砂岩粉砂岩、石丰富为特点。属滨海三角州沉积。底部以K7砂岩与下伏地层呈整合接触。二叠系下统下石盒子组K8砂岩底—K10砂岩底，厚43.30～85.10m，平均58.70m。主要为浅灰色～深灰色泥岩、以K8砂岩与下伏地层整合接触。二叠系上统上石盒子组200m。140m。176m。第四系地质构20—30晋（城）－获（鹿）250km宽20～25km。总体为北23～25度东。由断裂和与之平行的褶皱组成。石梁以北，褶在与上述褶断带主要压性结构面斜交的方向上尚发育两组扭裂面；一组为北北西断裂、源庄断裂，其为北65～75度东，延伸长度可达11km。武（乡）－阳（城）10～20km。极为开阔平缓，两翼岩层倾角在1020其为北25度东左右。一般长5～8km，最大的为和顺蔡家庄断裂，长23km，这些断裂50～60形成追踪河谷。区内仅北东东一组较为发育如安泽县罗云—屯留县张店一带。断裂为，，本井田总体为一北东的向斜即天仓向斜两翼地层倾角5～12°，局部15°以上，2～40m煤本井田含煤地层为石炭、二叠系，属华北型沉积。煤系地层总厚613m，共含煤31层，11.84m，1.93％。 主要含煤地层为下二迭统山西组和下石盒子组，共含煤8～15层，平均总厚8.88m，4.77％，5（上 l2K453mK844m0～6.35m，3m，层位稳定，全井田发育，煤层结构简单，厚度变化不大，局部地段有岩浆侵入。72.2％。22、三22位于下石盒子组中下部，上距K560m左右，下距K425～30m，煤层厚0～2m，0.6m，23、三2222432位于下石盒子组中部，下距三210m2120～2.08m，0.64m，煤据邻近钻孔426、423采样简述如下（1）37.73％，洗煤挥发分（Vdaf）14.36—15.18％14.77％，变化不大。原煤硫分（St，d）0.32％，属特低硫煤。原煤干基弹筒发热量（Qb，d）33.85MJ/Kg氧（Odaf）3.02％。另据五阳矿地质测量科提供3号煤煤层样：原煤灰分（Ad）9.18—23.95％，14.18％，属低灰—中灰煤。原煤硫分（St，d）0.11—0.65％0.41％属特低—低硫煤。原煤空气干燥基弹筒发热量（Qb，ad）17.67—33.97MJ/Kg29.55MJ/kg。属中高热值—30—401-2-2。1-2-2主要可采煤层煤质特13（2）15－3原煤灰分（Ad）16.25％，精煤灰分（Ad）9.15％，属低中灰分煤。洗煤挥发分13.41％（Std2.33％（Qbad（3）15－1原煤灰分（Ad）16.84％，洗煤灰分（Ad）8.14％，属低中灰分煤。洗煤挥发分13.73％。原煤硫分（St，d）1.00％，属低硫分煤。原煤空气干燥基惮筒发热量（Qb，ad）32.52MJ/Kg3（KHG）90—99CO21100℃329.6％0.328.4％。为强结渣煤。本井田煤类确定，3号煤层按中国煤炭分类（CBS751—86）分类，以精煤挥发分为主要分类指标粘结指数为辅助指标3号煤层精煤挥发（Vdaf）在14.36—15.18％30—40（SM）。4．（SM水文地（一）北西漳河的西源；南至长子南的漳源；北止于武乡县之漳河北源，构成一个完整的水而一系列褶断带构成的盆地，由于表层堆积了厚度不等的松散沉积物，又为区域孔231km，11311km26.35×108m3。井田地处区域的中西部。（二） 中奥陶统石灰岩岩溶裂隙含水层：井田内无钻孔该层位。据夏店详查资料1703部的石膏层停止本含水层岩溶发育不均一因而水位变化幅度较大富水性常因地而673mHCO-·SO2-—Ca2+型。 3、K514.66m。其含水性主要取决于裂隙岩溶的发育程度。据简易水文地质观1703，q0.0036L/s·m，K0.0052m/d，水位820.24m，水质类型为HCO-—K++Na+3K7砂岩岩性为中~3.05m；33量一般无明显变化。据夏店勘探区详查地质报告中、号钻孔抽水资料，q0.0287～0.005L/s·m，K值为0.067－0.263m/d，水位标高845.61～909.71m，水质类型为HCO-.CI-—K++Na+型。该含水层为承压的弱含水层。33K80.7～18.25m4.15m报告中1703q0.005L/smK0.067m/d909.71m，HCO-K++N+3350－80m；而坚硬岩类，风化裂隙深度不超过基岩面下40m3－4q值为0.092L/s·mK0.126m/d，水质类型为HCO-—Ca++K+Na+型,消耗量变化较为明显，量大消耗量达3.960m3/h3第四系松散孔隙含水层：井田范围内分布广泛，厚0～25m，一般厚度在15m左右。由砂质粘土、砂土、粉砂及砂砾组成。井田附近浊漳河北源含水丰富，受大气降2m，呈层状分布于各含水层之间，阻隔其上、下含水层之间的水力联系。第四系孔隙含水层，井田范围内主要分布于浊漳河。该含水层水与浊漳3（三）邻近的矿井主要开采3号煤层，立井开采。井下主要充水来源，一为3号煤顶板砂岩33号煤层直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层，由于开采造成的塌陷裂隙可能沟通底板扰动破坏深度也可能达到K7砂岩，使其成为间接充水含水层。3440～550m，受基岩风化带及第四系含水层水的影响煤层至中奥陶统间有较厚的岩层阻隔，一般不致造成底板突水。（四）0.775km2400m28.72m3/h，53.55m3/h。其它开采技术条3、15－3号煤层甲烷含量和1-2-3。表1-2-3煤层甲烷含量成份测定结果 烷 份33、15－380％以上，属甲烷带。另3：33.0—10.0m3/t。紧邻本井田据邻区钻孔采样对煤尘性试验结果及五阳矿地测科提供资料，3号煤层火焰长15mm，扑灭火焰岩粉量50％，煤尘没有性据邻区部分钻孔采样作煤的自燃趋势试验结果及五阳矿地测科提供资料，3△T1-3＜25℃，据夏店勘探区详查地质报告资料，全区地温梯度变化0.66～1.5℃/100m勘探程度及开采条件（一）35～123．3（二）16492万t。第二章井田境井田境够大的储量我国合理的长度一般为小型矿井不小于1500m中型矿井不小于4000m：7000m。2、充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）35、尽量为矿井发展留有余地：划分井田是要尽量划分大一些或者留有一个后备区，（二）1、2、3、4、5、6、7、8、17.85km2东里煤矿井田系东里村安全煤柱的一部分，位于潞安煤业（）公司五阳煤矿井田储量计算采用地质块段法，即Q=D×L×S计算，Q—块段煤炭储量D—煤的容重，t/m3；31.45；1．311647t。311167t2-1-1表2-1-1矿井设计储量计量 单位：万3 矿井设计可采储量按下列计算Zk=（Zs—式中：Zk——311167t，50%的8671万t2-1-2。表2-1-2矿井可采储量计算 3三、安全煤柱及各种煤柱的留设和计算45°72°计算各煤柱。20m，50m，30m，30m30m。第三章矿井工作制按照《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井每昼夜净提升时间16小时。这样充分考虑16矿井设计生产根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.1规定：矿井设计生产能力，应根据资源条件、外12343 煤炭价格回升幅度较大，且3号900kt/a矿井服务年限的验3-13-16．0----矿井服务年限的计 为TA

式 T——矿井的服务年限Zk——矿井的可采储量，万t；K——K=1.4；A——矿井设计生产能力，万t/a。8671万t，则矿井服务年限为井型校13矿井煤尘没有 第四章井田开拓的基本问1234、确定矿井开采程序，做好开采水平的56、合理确定矿井通风、及供电系统1、执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条234、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；井筒形式、数目、位置的确本矿井的实际情况，初步确定为双立井开拓。由于本矿是通风线路较长，初步定为分1井筒沿井田的有利位当井田形状比较规则而储量分布均匀时，井筒沿井田的有利位置应在井田的；当井田储量分布不均匀时，井筒应布置在井田储量的，以形成两翼储量比较均衡的双翼井田，可使沿井田的井下工作量最小，通风网络较短，通风阻力小。应尽量避234、有利于掘进与为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的及便于，应使井筒通过的为便于井筒的掘进和井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及受采动影响井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件，便于大容积硐室的掘进和5、便于布面工业场井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路线。为了便于地面系统之间互相联接，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，线短，工程量小及有良好的技术条件，应尽量避免穿过村镇居民区、古迹保护区、陷落尤其是大型桥涵隧道工程。为考虑长期的行车安全和管理，要尽量避免与公路或其他另外，井口标高应高 的最高洪水位；还要考虑风向的影响，防止污染。总之选择井筒位置要统筹井田全局，兼顾前期和后期、与地面等各方面因素。不仅要考虑综合以上分析初步确定主副井筒布置在井田风井布置在南北两侧各一个。1234地面积为12公顷，形状为矩形，长边平行于井田，长为400m，宽为300m。开拓方案的确主副井井筒均为立井采用分列式通风主副井井底标高350米风井底标高米，工业广场布置于井 ，只设一个水平。大巷布置在岩层中

主副井井筒均为立井采用分列式通风设两个水平第一水平主副井深300米，第二水平深350米风井深608米工业广场布置在井田第一水大巷布置在煤层中

（一）4-1～4-方案费用计算2、本次经济对比只比较各个方案中不同的开拓系统2，，矿井基本井井力小，费用低以及便于施工等优点，因此主、副井筒及风井均采用圆形断面。2主井井口位于矿井工业场地，担负全矿井90万t/a的煤炭，井筒为立井形式，圆形6.5m33.18m12吨长形箕斗，井壁采用混凝土砌碹厚450mm,充填混凝土厚1000mm。此外，还布置有检修道、动力电缆、照明电4-4。2图4- 主井井筒断

4-5副井井筒断21.5吨矿车双层四车加宽罐笼一对，井壁采用混凝土砌碹支护方式。24-7。备双孔密闭梯子间，梯子梁采用树脂锚杆固定4.2(c)主要开拓巷本设计矿井的胶带输送机大巷设计为半圆拱形断面，采用锚喷支护方式。锚杆沿巷道两帮及顶布置，采用Φ162100mm800mm100100mm，强度为2050m设置一个躲避硐，与巷道一起掘进，混凝土强度为304.3()。二、辅助大Φ16×2100mm800mm100mm100mm，强度为C20，巷道每隔50m设置一个躲避硐与巷道一起掘进混凝土强度为C30。为方便行车，巷道底板铺设300mm厚的混凝土，混凝土强度为C30。辅助大巷断面4.3(b)。道两帮及顶布置采用Φ16×2100mm树脂锚杆间排距均为800mm基础深100mm，100mm，强度为C2050m设置一个躲避硐，与巷道一起掘进，混凝土强度为C304.3(c)。井底车(1)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，宜采用折返与环形相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，应结合此设计矿井为立井开拓，煤炭由大巷胶带输送机运至井底煤仓；再由箕斗经主井54m。240m10t220t(3)2台架线电机车(轨道)，车场内的材料设备、集装箱平板车由电机车牵副井系统副井系统硐室由水泵房、变电所、水仓、清理水仓硐室、调度室及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安置，故把变电所和水泵房布置在南采区大巷一侧附近，并设有防爆密封门，水仓布置在一采区大巷一侧(1)变电所：长度为8m，放置2台变压器水泵房与井筒的垂直距离不小于20m与变电所联合布置设置两个出口15m土砌碹，断面为半圆拱。(2)888m3/hQ0=88×8=704根据水仓的布置要求,水仓的容量为 式中S—水仓有效断面积，15.5L—水仓长度，150m；则，Q=15.5×150=2325m32由于矿井地面建 材料库，矿井初期不设井 材料库 硐室 井120万井筒直风井井筒断面布置风井井筒断面布置井筒特图 胶带大巷断轨 大图 轨道大巷断煤层地质特采区位采区煤层3号煤层，其煤层特征：3号煤层为一稳定～较稳定、结构简单的中厚煤层，3号煤层低灰分，特低硫、磷，高发热量，煤层平均厚度为4.5m，煤层倾角较小，151.45t／m3。cm3/g煤层顶底板岩石构造3号煤层顶、底板多为中细粒砂岩和粉砂岩，局部为砂质泥岩。据地质报告提供的资水文地直接充水含水层，30.01t/s·m，为简250以上，正常地段二2煤层的开采不存在底板突水的；矿井预计正常涌水量88m3/h地质构地表情较少，采取全部搬迁措施。区内地表水系不发育，仅有用于灌溉的沟渠交错。采区巷道布置及生产采区准备方式的确本设计矿井大巷布置在岩层中，辅助采用电机车和无机绳绞车+串车的机械化配采区巷道U面的上下山贯通后就可以布置回采巷道，工作面瓦斯涌出量小，前期采用并列式通风后期工作面要在大巷和回风井贯通形成回路后再掘工作面顺槽。首采采区北一采区位于井田北翼，平均长度为2670m.。倾斜长度平均为1500m。10200m。(3)为2101工作面，然后依次采下一个工作面。待采空区上覆岩层稳定后，采用连采机采用房50%计算。采区采区内顺槽铺设B=800的胶带输送机，煤炭经采区煤仓到大巷胶带机。采区内辅助采用无机绳绞车，材料经井底车场，由电机车经辅助大巷至工作面的辅助顺槽，最后由无机绳绞车到达工作面采区生产煤由工作面刮板机—→巷机、破碎机—→顺槽胶带输送机—→采区回风上山皮带—→350辅助系绳绞车至工作面。地面—→副井—→350水平井底车场—→井底车场换装站—→350水平大巷—→采区上山—→工作面顺槽—→工作面。采区工作面路线为副井—→350水平大巷—→采区上山—→区段顺槽—→回风大巷—→回风石矿井建设初期主要大巷辅助大巷回风大巷均为岩石大巷矿井投产后， 变电所—→ 大巷—→采区变电所—→工22KW排水路线：工作面—→顺槽—→辅助大巷—→副井井底水仓—→地面采区内巷道掘进方SGW-40T安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。FD2*55kW采区生产能力及采出 M——煤层厚度C0——工作面回采率，取c＝0.95则：A0=200×1188×4.5×1.45×0.95=147 式中：A1L4.8H3.0C1——连采面回采率，取c＝0.97则：A1=4.8×12000×3.0×1.4×0.95=23.94A带=A0+A1=147+23.94=170.9490t/a，170.94t/a，能满足矿井的产量要求。50%。部分煤炭资源损采区采出率=采区实际采出煤量/采区工业储量 3%采区内工业储量为：2918采区内实际采出煤量为：2681则：盘区采出率=2681/2918×100%=0.750.8，0.8591%，规定。采区车场选型采区车场形式、线路布置、调车5-5-45-5-5采区中部车5-5-6采区下部车采区主要硐室的布式中Q——煤仓容量Q0——防空仓漏风留煤量，取Q0L——工作面长度M——采高， bbC0C0ktkt=1Q101504.50.61.450.81479.8

（5-1.451.4525

24m25m(3)井底变电所至采区的供电系统电路压降较大为保证采区正常生产需布置采变电所。采区变电所应设在通风良好，围岩定，地压小，易，无淋水，易于搬迁变200～300mm。采煤工艺方4.5m采煤法。工作面参150m。为减少巷道工程量以及获得良好的通风效果，工作面采用从边界向大巷推进的后综采工作面设计采滚筒采煤机破煤170型双滚筒6-1。表6- 采煤机技术特 型MG-m5截mm量V1（a1（b3、再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处，6-1（c1（d经机和破碎机至胶带输送机上。（一）回采工作面采下的煤由工作面刮板输送机通过机和破碎机运到区段回风平巷AAA-AAAAAAA-AAAA-AAAAA- 图6-1工作面端部割三角煤斜切进(a)起 (b)斜切并移直输送 (c)割三角 (d)开始正常割（二）刮板机、机和破碎机的选输送机。煤质较硬时、块度较大时优先选边链；较软时选用能力大的中单链；煤表6- 刮板输送机技术特 mV项单型mV项单型mVmm长宽高表6- 破碎机技术特项单型tV工作面支护方式及采空区处（一）34.5m，故工作面支护方式采1234、支架与采煤机、输送机等设备相匹配DBT公司生产的二柱式支6-5表6- 支架技术特 mmmtm（三）PLakhk式 P——支架工作阻力，kN/架La——La=1.8m/

（6-k——跨落带岩层平均容重，取

hk——跨落带岩层垂高，按开采煤层总垂高的2hkLz——直接顶岩梁长度，LzLdLh（Ld为端面距，m；Lhm=4.3+0.3=4.6mPLakhk=1.8×25×9×4.6=1863kN＜8638×0.8=6910.4（一）

LzLd10m1.0m，帮要背实；当机头支架侧护（二）工作面采用DZ31型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护1)20m1m20m一排单体柱，1m1m20m1m。2)平巷的超前支20m1m20m的单体支柱，1m。3)3LxLd

（6-

Lx

（6-式 Ld——端面距，取Lh——支架前梁和顶梁长度之和，根据所选支架，取b——采煤机截深，取0.6m LxLd

LdLxb（1m1m200mm顶底板与上一个循环顶底板错差过±50mm机头机尾各10m要平缓过渡防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。50mm中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角＜7°，相邻支架间2/3350～550mm之间；移架过程为0.6m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒100mm1050m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。22台端头支架，其滞后普通支架一个循环，40m段是压力集中区，特制订以下管理措施。（一）（二）端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面刮板输送机机头推架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须手拖住采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚七、顶板及矿压观测措工作面及区段巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉架时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面40m加强，对于回采工作面吨煤成C1C2C3C4等组成。各种设备的年折旧费见表6-6表6- 机械设备折旧折旧费（元机单体支二、工资10033.5吨。则吨煤工资费(C2)100/33.5=2.98元/t。三、材料费材料消耗费用包括坑木费用、费用、费用、坑袋费用以及其他材料费用，综采面材料费(C3)5.0元/t（见《采煤工作面分册》第七项。四、电费11010kw2.660.9。代入得：动力电耗=1010×2.66×0.9/469.8=5.15kwh/2200KW。代入得：照明电耗=200×5/469.8=2.12kwh/t电力费=单价×（动力用电单耗+照明用电单耗0.4元/kwh，代入得：电力费=0.4×（5.15+2.12）=2.911元/t(C设备折旧费(C1)+工资(C2)+材料消耗费(C3)+电费=1.259+2.98+5+2.911=12.15元劳动组织和循环作业用比较类推法，根据类似工作面的定员和工作面及劳动配备对各项工种和人员数6-7。表6- 劳动组织22268采煤机3339刮板机1机胶带机482237911811023223791124511245112451113411025 在册人数工作面正规循环作业图表见图6-1

图6-1工作面正规循环作业图=34.2t/工作面主要技术经济指标见表6-8表6- 工作面主要技术经济指m°采m截mm3/万元工（备注：每月按30天计算回采巷道布《煤矿安全规程》规定：巷道净断面必须满足行人、、通风、安全设施、设备安装检修和施工的需要巷道净宽度由设备本身轮廓最大宽度《煤矿安全规程》所规定的人行道宽度和有关安全间隙相加而得；无设备的巷道，主要根据行人及通风的需要来选取。另外，参考新桥矿现场经验，选择区段平巷和区段回风平巷的断面巷6-9、6-10所示。表6- 区段平巷巷道特mm锚网带αm表6- 区段回风平巷巷道特mm锚网带αm（一）掘进机，QZP―160A型机，SSJ800/2×40I型可伸缩胶带输送机。（二）掘进机按设计要求截割出巷道轮廓，然后找尽顶帮危煤，人工窜前探梁，探梁上20CK2550Z2570药卷放入孔中，用锚索将药卷20秒，然后撤下锚杆钻机。锚索打注10分钟后，对锚索上托盘、预应力垫片、锁具；然后涨拉预紧。0.8～1.0m为宜,0.5～0.7m概井下设计的原始条件和数井下设计的原始条件和数据见表7-1表7- 井下设计的原始条件和数 项目 数量 12工作度3h4年工日d5m6°7煤的重8瓦量9低煤性性距离和货载，476m2742m。，首采采区内布置一个工作面、两个掘进面即可保产，设计大采高工作面日产量3523.5t/d，掘进面日产量282.2t/d，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。辅助根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；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运7-2。表7- 采区辅助序 单1运送人员人·班-2正常生产t·班-3安装搬迁4安装搬家一、方式倾斜煤层，且距离较远，故采用带式输送机运煤。辅 回采工作面为大功率采煤机进行开采巷道掘进采用端头掘进机多巷掘进，锚杆支护，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度快，需要便、灵活机动和快捷的方式与之相配套机车—无极绳绞车+串车的机械化配套形式大巷采用电机车，采区内采用无机绳绞车，机动灵活，适用性强，满足建设高产高效的现代化，用起吊设备集装到大巷胶轮平板车(载重量15t)上，由电机车送到各采区车场，然后由起吊设备换装到支架平板车上，由电机车送到区段平巷，再用支架铲运车协助安连采机和梭车平板车上，由电机车运至区段平巷，再由无机绳绞车运至工作二、系井下系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统1工作面→区段回风平巷→回风上山→采区煤仓→石门→大巷→井底煤仓→2地面→副井→轨道大巷→绕道→轨道上山→区段平巷→工作3井下系统如图7-1所示图7-1井下系1--大巷2—回风大巷3—绕道4—上山5—回风上山6—区段平巷7—区段回风平巷8——回风斜巷9——溜煤眼10——采区煤仓11——石采区设备选设备选型以及局部与总体的统一；2必须使上下两个环节设备能力基本一致设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数为缓和上下两个环节的生产不均匀性或不连续性要采取一些3、必须注意尽量减少的次数，不要出现输送机—轨道—输送机—轨道的情况4必须使设备的安装和检修方便并应考虑输送设备对通风供电的要求是否合理，采区设备的选7-3。表7- 皮带机技术特 1 2 3 m4 256 7输送带类8输送带宽9 mm电动机功t能力设计回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为250t/h，工作面刮板机生产能力为400t/h，机的生产能力为630t/h，破碎机通过能力为500t/h，皮带机通过能力为400后一设备能力均大于或等于前面设备的能力，故所选设备能满足要求。大巷设备选大巷设备选煤，其能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。1022t/h煤经采区煤仓在胶带大巷直接装载到大巷带式输送机大巷带式输送机承担全矿年产1.5t煤炭的任务属大运量长运距的大型输送机运800mmv2m/s400t/hT—20074。辅助大巷设备选方便、更灵活机动和快捷的方式与之相配套，所以，本矿井采用电机车和无极绳绞活，适用性强，满足建设高产高效的现代化矿井的需要。井下车辆特征及数量见表7-表7- 大巷带式输送机技术特 1 2 3 m4 256 7输送带类8输送带宽9 mm电动机功t表7- 井下车辆特征及用外形尺寸长宽高2大巷牵引车2支架短途62材料短途MT-164工人24UC-226121662114设备能力验一、主设250t/h，采区设缓冲集中煤仓长壁回采工作面运煤斜巷带式机来煤到煤仓再装载到大巷带式输送机上。矿井设计生产能力为0.9Mt/a，大巷胶带机能力为400t/h，能满足要求。二、辅助设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35人，所选的MT-16型14座人员运送车辆，TY2/4FB4458人，可以满足人员运送装卸载调车等车时间0.5h/次，牵引车每班可运行5次，所选15t牵引车1辆，每班能力为75t，大于每班运量，可以满足材料、设备的要求。概煤层的埋藏浅，厚度大，储量丰富。矿井属高瓦斯矿井，煤层有自然发火，煤尘有性。33033.17m26.5m445m28.26m26m445m。主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。井下主采用胶带输送机，辅助主副井H确定合理的经济速度vHHz—装载高度，m，Hz=18~25m；Hs—矿井深度，m，Hs=445m；Hx—卸载高度，m，Hx=15~25m；估算一次提升循环时间

vjvj=6.7

(8-THvjvaxvaja—提升加速度，m/s2,一般取

(8-箕斗低速爬行时间，s—箕斗装卸休止时间，s10；

sACafs

af—1.2ts—提升设备每天工作小时数，ts=16h；br—提升设备每年工作日数，br=330d计算小时提升次数

TTx

(次 计算一次合理的提升量QQ'

Q'

重量可以大于或小于Q'。并考虑一定的富裕系数，最终选择立井多绳箕斗。技术参数见表表8- 主井箕斗技术参箕斗自重道4Y445计算一次实际提升量—V—标准箕斗的有效容积，m3

Q

(8- JDS12/110×4Y(2)3523.5t16h,220.2t，满副井提(1)40min5h来确1.520%40~6050%50%(2)1.5t1.5t矿车双层8.2.表8- 副井罐笼技术参罐笼质量直径4其他设备选钢丝(1)初步选择圆形6×7股钢丝绳，钢丝绳的抗拉强度= Qz=1150Q=19800kg，Hj=35m,Hz=18Hc=Hj+Hs+Hz=478箕斗拉煤安全系数ma=6.5。P=7.24

p QgQzcc

(8-选取的钢丝绳单位重力为38.57N/m，绳径为32mm，钢丝绳钢丝拉断力之和为ma矿井提升

ma

QgQzg

(8-表8-3 -238天抱角大于90。时，天轮直径Dt80d；当围抱角小于90。时，天轮直径Dt60d。根据以上原则，选择天轮的型号为TSG3000/188-4。表8- 矿井天轮技术参变位重力总重TSG矿井通风系统矿井概本矿设计生产能力为90万t/a，服务年限68a。全区可采煤层一层，即2#煤，煤层平均厚度4.5m，倾角为10～13°，平均12°，属于倾斜煤层。采立井双水平开拓方式。本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为6m3/min，相对涌出量为10m3/t；CO2绝对涌出量为1.28m3/min，相对涌出量为2.04m3/t，无煤与瓦斯突出。矿井设计生产能力按年工作日330d计算，每天净提升时间宜为16小时。矿井工作制度，实行“三八制”，井下同20035人。矿井通风方法、方123456789，可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较；，3采用压入式通风时须在矿井总进风路线上设置若干构筑物使通风管理工作比较，的有害气体抽到井下同时使通过主要通风机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综上所述，一般地说，在开采第一水平和低沼气矿井等条件下，采用并列式通风12一般说来，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9-1。表9- 通风方式比较小，比并列煤层较大（超4km，井型较结合本矿井的实际情况，决定前期采用并列式通风方式，后期采用两翼对角式1、能够有效地控制采区内方向、风量大小和风质23、的稳定性高456本设计矿井首采部分采用采区布 上山进风回风上山回风区 平巷进风45、下行风设备在回风巷运转安全性差：流线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，工作量大。“Y”型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。采用“U”型后退式通风方式，每个区段用区段回风平巷回风大巷。通风容易和通风时（一）1--副6--轨道大11--采区变电16--抽排2--主7--运输大12--回风上17--上顺3--井底车8--采区煤13--回风上18--采煤工4--轨道石9--掘进14--绞车19--5--运输石10--溜煤15--轨道上20--12图9-1通风容易时期12 875方风门调节风调节风图9-2通风容易时期网（二）通 时期立体图及网络774 35图9-3通风时期立体 2--副 3—回风大 4--大巷5—绕 6—上7—回风上 8—采区中部车 9—区段平10—采区上部车 11—区段回风平巷12—回风斜巷13--回风石27—7方风调节风调图-4通风时期网络采区及全矿所需风采煤工作面实际需要风Q4N式中：4——4m3N——35

（9-Kt——Kt1.251.2Q4×35×1.2=168（m3/min）根据《矿井安全规程》规定，按采煤工作面回风巷中沼气的浓度不得超过1％的Q100qa式中Q——回采工作面实际需风量

（9-qa采煤工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min，根据矿井资料Ka——回采工作面瓦斯涌出不均衡通风系数（1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值..结合本矿实际，取a＝1.4。则Q9-表9- 工作面适宜气候条 (9-vwi——第i个回采工作面风速，进温度20~23℃，取Vai=1.2m/s；Swi——第i个回采工作面有效通风断面，Swi=10m2；Kwi——第i1.4Qwi=60×1.2×10×1.4=1008Qmin0.2560SaiQmax460Sai式中：Sa——回采工作面的平均断面积，m2对于大采高工作面：Sa=10m2150m3/minQ2400m3/min由风速验算可知，Q=1008m3/min掘进工作面需风

（9-（9-Qh煤＝60×vh×Sh煤 (9-Qh煤——vh——0.25Sh煤——煤巷掘进巷道断面，Sh煤=15m2；Qh煤＝60×0.25×15×1.15＝258.751

Qh煤 (9-Qgh——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，0.40m3/min；Kgh——1.5。Qh煤≥100×0.40×1.5＝602

Qh煤≥4×Nh (9-Nh煤——35Qh煤≥4×36＝140258.75m3/min(2)1Qh岩＝60×vh×Sh岩 (9-Qh岩——Sh岩——岩巷掘进巷道断面，17.6m2Qh岩＝60×0.25×17.6×1.15＝303.62按量验

Qh岩 (9-25——使用1kg的供风量消耗量为96kg/100m2，所以一次用量为96×17.6/100＝16.9kg。Qh岩＝25×16.9＝422.5422.5m3/min。Qh＝Qh煤+2×Qh (9-Qh＝1103.75硐室需风一、井下《煤矿安全规程》规定，大型材料库风量不得小于100m3/min，中小型不得小于60m3/min100m3/min。100+80=180m3/min。其它巷道所需风Qd600.25S式中：S——其它巷道平均断面面积，取S=20

（9-矿井总风QKQ采Q掘Q硐Q式中：∑Q—

（9-K=1.2；∑Q采——∑Q掘——∑Q硐——∑Q其它——则 矿井风量的分1008m3/min。则掘进工作面共分配风量为：1269.3×2=2538.6m3/min。各段井巷风速验算为Vi=Qi （9-式 Vi——第i段井巷风速Qi——第i段井巷断面所通过的风量，m3/min。9-2