矿采工程东曲矿150万吨矿井设计大学论文

太原理工大学成人教育学院2014届毕业设计PAGE1-摘要本设计是东曲矿150万吨矿井设计。东曲矿区位于山西省古交市汾河南岸，由井田到太原公路42km，铁路距省城太原56km。地理位置优越，交通十分便利。井田走向最大为5000m，最小2650m，平均大约4500m。倾斜长最大为3900m，最小1850km，平均大约3087m。井田面积13.89km2。主采煤层为4、8、9号煤，平均倾角4°，平均厚度分别为5.40m、2.52m、3.66m。煤层赋存稳定，倾角平均2.56°为近水平煤层。井田工业储量28266.25万吨，可采储量24386.513万吨。矿井服务年限为67.74a。矿井正常涌水量15.8m3/h，最大涌水量75.8m3/h。矿井瓦斯相对涌出量为0.95～3东曲煤矿设计年生产能力为150万t/a，矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。矿井的采煤方法主要为倾斜长壁后退综合机械化一次采全高开采。矿井的开拓方式为双斜井两水平开拓方式，一水平布置在+695m，二水平布置在+620m。主斜井用来提煤，副斜井用来提升设备和人员。矿井采用一矿一面的高效作业方式，另外设一备用面。工作面的长度为180m。运输大巷采用胶带运输机运煤，辅助运输采用电机车牵引矿车。矿井通风方式为中央分列式。本设计共包括10章：1矿区概况及井田地质特征；2井田境界和储量；3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4井田开拓；5准备方式；6采煤方法；7井下运输；8矿井提升；9矿井通风及安全技术；10设计矿井基本技术经济指标。关键词：新井设计；工业储量；斜井开拓；采煤方法；通风方式目录1矿井概述及井田地质特征 71.1矿区概况 71.1.1交通位置 71.1.2地理位置 81.1.3地形地貌 81.1.4水文情况 81.1.5气候条件 81.1.6地震资料 81.2井田地质特征 81.2.1煤田地层概述 81.2.2含煤地层概述 101.2.3地质构造 111.3煤层特征 141.3.1煤层赋存情况 141.3.2煤质 141.3.3顶底板条件 161.3.4瓦斯、煤尘、煤的自燃 172井田境界和储量 182.1井田境界 182.1.1井田境界 182.1.2井田特征 192.2矿井工业储量 192.2.1矿井工业储量 192.2.2矿井可采储量 203矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 253.1矿井工作制度 253.2矿井设计生产能力及服务年限 263.2.1矿井设计生产能力的确定 263.2.2井型校核 263.2.3矿井的服务年限 274井田开拓 284.1井田开拓的基本问题 284.1.1井筒形式的选择 284.1.2水平的选择 304.1.3井筒位置的选择 314.1.4大巷形式的选择 344.1.5大巷方位的选择 354.1.6开拓方案和综合经济比较 354.1.7工业广场的位置、形状和面积的确定 414.2矿井基本巷道 414.2.1井筒 414.2.2井底车场 454.2.3主要开拓巷道 465准备方式——带区巷道布置 495.1煤层的地质特征 495.2带区巷道布置及生产系统 495.2.1确定带区的倾斜长度（推进长度） 495.2.2带区煤柱的确定 495.2.3工作面的长度和数目的确定 495.2.4带区内煤层的开采顺序 505.2.5带区巷道布置 505.2.6生产系统 505.2.7确定带区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式 515.2.8带区内部巷道的掘进方法 515.2.9带区生产能力的确定 525.3带区车场选型设计 545.3.1确定带区车场的形式 545.3.2带区主要硐室布置 546采煤方法 566.1采煤工艺方式 566.1.1采煤方法的确定 566.1.2回采工艺 566.1.3工作面设备布置图见设计图纸 676.1.4劳动组织和循环作业 676.1.5主要技术经济指标 686.2回采巷道布置 706.2.1带区巷道布置 706.2.2保护煤柱尺寸的确定 717井下运输 737.1概述 737.1.1井下运输设计的原始条件和数据 737.1.2矿井运输系统 737.2带区运输设备选择 737.2.1工作面及分带斜巷运输设备的选择 737.2.2带区辅助运输设备的选择 747.3大巷运输设备选择 757.3.1轨道大巷运输设备的选择 757.3.2运输大巷运输设备的选择 778矿井提升 808.1概述 808.2主副斜井提升 808.2.1主斜井提升 808.2.2副斜井提升 809矿井通风设计 819.1选择矿井通风系统 819.1.1矿井概况 819.1.2矿井通风系统的基本要求 819.1.3矿井的通风方式方案的提出 839.1.4通风方式方案的技术比较 849.1.5通风方案的经济比较 859.1.6矿井主扇工作方法的选择 879.1.7带区内通风系统 889.2全矿风量的计算与分配 899.2.1确定带区及矿井所需风量 899.2.2确定带区、全矿的风量分配及矿井所需的总风量 929.2.3风速验算 929.3全矿井巷通风阻力 939.3.1通风容易时期和通风困难时期最大阻力路线的确定 939.3.2矿井摩擦阻力及通风阻力计算 959.3.3矿井总风阻及总等积孔的计算 979.4矿井通风设备的选型 989.4.1确定风机设计工况点 989.4.2矿井主扇选择 999.4.3电动机的选择 999.4.4对矿井通风设备要求： 1009.4.5反风、风硐的基本要求 1019.5防止特殊灾害的安全措施 1019.5.1瓦斯管理措施 1019.5.2煤尘的防治 1019.5.3防火 1029.5.4防水 1029.5.5其他安全措施 1029.5.6避灾线路 10210矿井基本技术经济指标 10311结束语 106参考文献 107致谢 1091矿井概述及井田地质特征1.1矿区概况1.1.1交通位置东曲矿位于山西省古交市境内，市区北10km处。本井田交通十分便利，东部有太原—古交铁路经过，是连接镇城底、西曲矿和东曲矿的运煤专线与太焦铁路相连。另外，公路四通八达，矿区交通极为方便。详见图1-1东曲矿交通位置。图1-1东曲矿交通位置图1.1.2地理位置地理坐标为东经112°51′44″—112°55′20″，北纬35°31′53″—35°37′15″。1.1.3地形地貌井田内为起伏不平的低山丘陵地形，大部分地区被黄土覆盖，西部出露基岩较多，地形切割剧烈，冲沟发育。地势西北高东南低，最高点在井田的西部，标高为941.2m，最低点为井田的南部河床，标高为784.41.1.4水文情况井田内水系多呈网状分布，西部有汾河。常年干涸无水。1.1.5气候条件本井田气候为暖温带大陆性季风型，四季分明。年最小降水量265.7mm，最高降水量1010.4mm，平均612.2mm，雨水多集中在7-9月；年均蒸发量为1783mm，最小为1480.5mm，最大为2428.3mm，蒸发量为降水量的2-3倍。气温一般较高，日最高温度为38.61.1.6地震资料历年地震资料及文献记载，古交地区未发生过5级以上破坏性地震。山西省地震局在《山西省地震基本烈度区划分》上，将古交划分为六度地震烈度。1.2井田地质特征1.2.1煤田地层概述该矿井田多被第四系黄土覆盖，仅在井田中部和西部地区有零星出露，奥陶系灰岩为煤系地层基岩。地层由老至新如下：一、奥陶系中统（O2）揭露厚度456.071、下马家沟组（O2x）厚80.88~187.00m，一般厚1402、上马家沟组（O2s）厚108.02~264.97m，一般厚3、峰峰组（O2f厚46.46~104.06m，平均二、石炭系（C）1、中统本溪组（C2b）灰色铝土质泥岩为主，夹砂质泥岩、砂岩，底部常见鸡窝状山西式铁矿。本地层由南至北呈增厚趋势，厚1.64－26.15m，平均厚2、石炭系上统太原组（C3t）由煤和泥岩、砂质泥岩、砂岩、石灰岩等组成。本组地层厚58.78-91.15m，平均三、二叠系（P）1、下统山西组（P1S）深灰色、黑灰色砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤组成。本组地层厚37.20－77.34m，一般53.36m2、下统下石盒子组（P1x）灰色砂岩、砂质泥岩、泥岩、铝土质泥岩组成。沟谷内有出露，风化后呈灰白，黑灰、杏黄等杂色，地表易于辨认。底部发育一层5m厚的灰白色中粒砂岩，定为标识层k8，是与山西组分界的标识，下距3#煤35.91m，按其层位可与太原西山骆驼脖子砂岩对比。全组厚44.09~3、上统上石盒子组（P2x）由中砂岩、砂质泥岩及泥岩组成。砂岩风化后呈绿色，泥岩为杏黄色，交错层理及斜层理发育，砂岩发育地段加厚。底部往往有一层中粗粒砂岩，成分以石英为主，硅质胶结，分选性差，稳定性较差，为与下石盒子组分层标识k9，在该矿体上3m出，发育一层9m厚的铝土质泥岩，鲕状结构，风化后多小孔，四、第三系（N）沿山坡及较大的沟谷两侧出露，岩性为深红色粘土，遇水晒干后坚硬，含锰铁矿黑色斑点，风化后形成鲕状小洞，下部含大量的浅黄色钙质结核。本组厚0~40五、第四系（Q）顶部多为黄色植耕土，其下多为黄色、棕黄色、黄褐色等亚粘土、粘土及砂土组成。底部可见淡红色亚粘土，含钙质结核，厚0~351.2.2含煤地层概述该矿井田含煤地层为石炭系太原组和二叠系山西组，以评述之。太原组（C3t）：为井田主要含煤地层之一，由深灰色或黑色泥岩、砂质泥岩、砂岩、石灰岩、煤等组成。海陆交替相沉积，旋回明显，含煤5~10层，但仅有9#、15#两层煤可采。本组发育4~6层浅海相灰岩，为地层对比的标识层，自上而下编号为k2-k6，本组厚58.78~91.15m，一般厚太原组标识层k2灰岩，深灰色致密坚硬，上部夹3-4条带状黑色燧石为其特征。厚7.42-10.99m，平均9k3灰岩，上距k2顶4.60m，厚1.10-5.5mk4灰岩，位于太原组中下部，下距k3灰岩约8m，上距9#煤层底板4m左右。灰色，含黄铁矿结构，劈理发育多被碳酸盐类矿石充填，厚0k4上灰岩为深灰色泥质灰岩，发育不佳，稳定性较差，在井田的北、南部变薄或相变为砂岩、砂质泥岩，含黄铁矿结构及有腕足类化石，为9#煤的直接顶。厚0-3.05m，一般k5灰岩，局部发育不稳定，有时相变为砂岩或砂质泥岩，上距3#煤层15m，厚0-4.58山西组（P1S）：主要含煤地层之一，由灰、深灰、灰黑色砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤组成。为陆相沉积。砂岩多为中细粒，石英含量较多。砂质泥岩与泥岩层理发育，含植物化石。3#煤层之下的泥岩中常见扁豆状铁质结核。本组厚度37.20-77.34m，一般厚53m左右，含煤3-5层，可采煤层仅3#煤一层。该组底界有一层灰白色细粒砂岩，定为标识层k7厚约1.2.3地质构造（一）区域构造该矿井田位于沁水煤盆地东南边缘，太行经向构造体系的复背斜南端西翼。从地质力学观点分析，位于新华夏系第三隆起带（太行山隆起）与秦岭纬向构造带的复合部位。（二）井田地质构造基本构造为走向NNE,倾向NWW，倾角3-15°的单斜构造，发育次级缓波状褶曲和一些小型的层间断裂。附图1-2东曲煤矿煤系地层综合柱状图图1-2图1-2煤系地层柱状图1、褶曲：轴向主要为北东向，其次为北西向和近南北向。有些褶曲还发生弧形弯转，轴长一般200-2000m，最长达3500m，两翼倾角2-10°，在开采3#（1）东西向褶曲龙王山向斜（X1）：位于井田中部，从东向西横穿井田，长3500m，为东高西低的倾伏向斜，高差达75m，倾角1-2°，轴向S80°W，两翼倾角兴隆山背斜（B2）：在龙王山向斜东段的X1-2与X1-3向斜之间，轴向呈EW，两翼平缓，东高西低，全长2500，两翼倾角3-5°。（2）北东向褶曲桥沟向斜（X1-1）：位于井田北部的桥沟村一带，轴向N35°E，长1000m，两翼倾角3-6°西东曲向斜（X3）：位于井田中部蟠龙山背斜（B3）之南侧，为一西部宽缓，东部狭窄的倾伏向斜，轴向NE30°，长1000m2、断层该井田在地质勘探阶段为发现断层，井下开采时共发现2条小型断裂结构，断距最大9m，一般在1.0m，走向延伸长度多在200从已揭露的断层看，对采区的划分没有太大的影响，破坏煤层的力度也较弱。但这些断层往往与冲刷带同时出现，直接影响工作面的布置及巷道的正常掘进，给生产造成较大的困难。3、冲刷带主要作用于3#煤层顶部，冲刷带长度50-1650m，宽6-50m，深度0.4-5.84、陷落柱井田在井下开采时发现2个陷落柱，1个位于四盘区4304工作面的南部，长轴为50-60m，短轴为20-30m，该陷落柱不仅在3#煤层中所见，在695岩巷掘进和Ⅸ1.3煤层特征1.3.1煤层赋存情况该井田含煤地层为二叠系山西组和石炭系太原组，共含煤13层，可采煤层仅三层，即山西组3#煤，太原组的9#、15#煤。山西组总厚6.90m，含煤系数13％，太原组煤层总厚（一）3#煤层位于山西组中下部，煤层4.83-7.46m，平均6.30m，中夹矸石4-6层，其厚度在0.05-0.70m之间，煤层的下部往往有一层0.50m软煤层。顶板为泥岩或砂岩。煤层底板标高在+675.69－+782.28（二）9#煤层上距3#煤层41.89-62.47m，平均51.0m，煤厚0.35-2.72m，平均1.52m，井田的东部有一面积近（三）15#煤层赋存与太原组底部，上距9#煤层25.34-49.62m，平均31m，煤厚0.80-5.27m，一般含夹矸1-3层，最多可达7层，夹石厚0.011.3.2煤质（一）物理性质3#煤为黑灰色、金属光泽、贝壳状断口，致密坚硬，均一条带状结构，由亮煤和镜煤组成，宏观煤岩类型为光亮型。9#煤为灰黑色玻璃光泽，致密性脆，暗煤和亮煤组成，条带结构，阶梯状断口，宏观煤岩类型为半光亮型，可见黄铁矿结核或星散状赋存于煤中。15#煤为黑色、油脂光泽，以暗煤为主，夹镜煤条带，平坦状断口，块状结构，煤中富含黄铁矿结核，宏观煤岩类型为半暗淡型。（二）化学性质可采煤层名称煤层厚度（m）煤层间距（m）煤层结构煤类稳定性顶底版岩性倾角（°）容重小～大平均小～大平均夹石层数夹石厚度（m）顶板底板3#4.83～7.046.286～70.2～0.5无烟较稳定沙质泥岩泥岩2～101.546.60～58.6053.109#0.80～1.961.401～20.2～0.3无烟较稳定泥岩或石灰岩泥岩2～101.525.10～45.2229.3515#1.67～3.562.071～30.2～1.25无烟较稳定石灰岩泥岩2～101.5各煤层厚煤水分一般在2％左右，洗煤后水分下降，厚煤灰分产率从上至下，呈递增趋势，3#煤为低灰煤，9#、15#煤为中灰煤；硫分以3#煤最低，为特低硫煤，9#、15#煤从特低硫-高硫均有，9#煤则以中硫煤占主导地位，而15#煤则以富硫煤为主，水平向上9#煤在井田的中南部及西部局部地段展布富硫地带，15#煤在南部张开大面积的富硫带；垂向上，煤的硫分由上至下增加。经统计三层煤的灰分变化标准差均小于5，硫分变化标准差3#煤小于0.5，9#、15#煤大于0.8；3#煤层煤质变化小，，9#、15#煤层煤质变化达。精煤挥发分在垂向上由上至下降低。煤中的元素主要碳为主，约占94％，其次为氢占3％，说明煤化程度高。附表1-3煤层特征表（三）工艺性能1、煤的粘结性和结焦性各主要可采煤层的坩锅粘结性多为1，少数者为2，胶质层Y值为0，其粘结性亦为0，结焦性很弱。2、发热量各煤层高位干基发热量一般在28MJ/kg左右，属中高发热量之煤层。3、煤灰熔融性煤灰成分以SiO2和Al2O3为主，其软化温度ST均大于1250℃4、煤中的有害成分含量3#煤磷含量为0.045%，9#、15#煤小于0.01％，前者属于低磷煤，后者为特低磷煤；原煤硫含量3#煤小于0.5%，9#、15#煤分别为2.50%、3.04%，经1.4比重液洗选后，3#煤硫粉略有上升，9#、15#煤则明显下降。煤中有害成分主要为9#、15#煤的硫。1.3.3顶底板条件（一）3#煤顶底板条件从钻孔和生产揭露实际资料看，3#煤层普通沉积有伪顶，直接顶和老顶。伪顶岩性为炭质泥岩，弧度不均匀，0—0.5m，一般为直接顶岩性为砂质泥岩，致密较硬，节理裂隙发育。厚度为1.5—9m，一般为老顶岩性为中粒或细粒砂岩，厚度4—13m，一般为煤层上覆岩性，从伪顶、直接顶到老顶为软弱—较硬——坚硬型，再上是软弱——坚硬相间的平行复合结构。老顶初次来压：在生产实践中根据老顶岩层的厚度和裂隙发育程度长期观测，初次来压为30—50m，周期来压在3#煤直接底板为炭质泥岩，厚度0.83—5.84m，平均为2.47（二）9#煤顶底板条件9#煤层顶板岩性以K4上石灰岩为主，有时为砂质泥岩或细砂岩，K4上石灰岩厚度0—3.05m，一般在0.56m左右，致密坚硬，稳定性差，节理裂隙发育，有方解石充填。单向抗压强度变化范围44.9—49.0MPa之间，平均47.0MPa；单向抗拉强度变化范围2.62—6.05MPa之间，平均3.90MPa；抗剪强度变化范围3.57—煤层上覆岩性，从直接顶到老顶属于坚硬——较硬型，再向上是硬——较硬相间的平行复合结构。因节理裂隙发育，开采后易冒落。老顶初次来压为12m，周期来压步距为9#煤层直接底板为泥岩，厚0.8—4.69m，平均1.62m，稳定性差，强度低，单向抗压强度变化范围6.3—6.7MPa，差异不大；单向抗拉强度变化范围0.29—0.41MPa，平均0.36MPa；抗剪强度变化范围0.92—1.16MPa之间，平均1.02MPa；膨胀率1.36（三）15#煤顶底板条件直接顶为k2石灰岩，厚度7.42—10.99m，平均9.32底版为泥岩或铝土质泥岩，厚0—3.42m，平均1.3.4瓦斯、煤尘、煤的自燃（一）瓦斯本矿多年开采证实，井下瓦斯含量很低，瓦斯随采掘巷道的延伸而增加的规律不明显。该矿近十三年的沼气相对涌出量未超过7m3/t·d，二氧化碳相对涌出量多在5（二）煤尘本矿在生产中对3#、9#煤层进行了煤尘爆炸性鉴定，结果无煤尘爆炸危险性。（三）煤的自燃本矿在1983年对9#、15#煤层作了煤的自燃趋势鉴定，确定两煤层均为易自燃煤，3#煤层未作鉴定，但从地面堆积6个月后即发生自燃，说明了3#没层亦属于易自燃煤。2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田境界在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：1.井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；2.保证井田有合理尺寸；3.充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4.合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。本井田西与西曲矿相连，北到泊村，管庄、巴公镇以南，东到西元庆西泊南村一带，南于镇城底矿井相邻。根据以上划分原则以及古交地区煤田的整体规划，确定四周边界为：井田的北部、西北、西南均以风氧化带为界，西部、东部和南部人为化定边界。2.1.2井田特征该矿走向长度最大为5000m，最小2650m，平均大约4500m。倾斜长最大为3900m2.2矿井工业储量2.2.1矿井工业储量本井田构造中等，煤层产状平缓，倾角多在2-10°之内，故采用水平投影面积及煤层伪厚估算储量，其公式如下：Zg=S×M×γ其中：Zg——矿井的工业储量，万t；S——井田的倾斜面积，km2；M——煤层的厚度，6.30γ——煤的容重，1.50t/m3；面积S的确定（网格法）由网格法得：本矿井共计65个网格。故井田投影面积：S=65×500×500=1625(㎡)井田工业储量Zg=S×M×γ3#煤Zg1=1625×6.3×1.5＝15356.25（万t）9#煤Zg2=1625×1.52×1.5＝3705（万t）15#煤Zg3=1625×2.51×1.5＝6118.125（万t）所以：Zg=21822.125（万t）工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供利用的列入平衡表内的储量，即A+B+C级储量。2.2.2矿井可采储量计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失：工业广场保护煤柱；井田边界煤柱损失；采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；建筑物、河流、铁路等压煤损失；其它各种损失。各种煤柱损失计算边界煤柱井田边界长度8050m，取边界煤柱30m。则：面积s=8050则边界煤柱损失为：3#煤Zb3=24.15×6.3×1.5＝228.2175（万t）9#煤Zb9=24.15×1.52×1.5＝54.6998（万t）15#煤Zb15=24.15×2.51×1.5＝90.9248（万t）合计：P1=24.15×10.33×1.5=373.8961（万t）风化带煤柱风氧化带长8700m,取风氧化带煤柱20m，则：面积S=8700则风氧化带煤柱损失为：3#煤Zb3=17.4×6.3×1.5＝164.43（万t）9#煤Zb9=17.4×1.52×1.5＝39.672（万t）15#煤Zb15=17.4×2.51×1.5＝65.51（万t）合计：P2=17.4×10.33×1.5=269.612（万t）工业广场压煤井口附近要有一定范围用以布置工业场地，其中包括：主副井生产系统、建筑物与结构物。查《煤炭工业设计手册》，大型矿井工业广场占地面积为（0.8-1.1）×104㎡/10万t。本矿井设计生产能力为150万t/a，则工业广场占地面积为1.5×105㎡，工业广场矩形布置，取走向450m，倾向330m，所以工业广场实际占地面积1.485×由地质资料知：东曲矿井3号走向移动角为δ=75°，上山移动角为γ=75°，下山移动角为β=δ-0.8δ=72.6°，表土层移动角为φ=45°。工业广场位置大致在井田的中央：根据本矿地质资料，表土层厚度约为0—35.01m，表土层厚度平均15井筒穿煤层时，见煤深度3#煤：H3=649#煤：H9=11515#煤：H15=146矿井工业广场保护等级为1级，围护带宽度取20m，则占地面积为：470×图2-1工业广场煤柱计算示意图所以，根据工业广场煤柱计算示意图、计算公式，得各煤层工业广场煤柱损失为：S=h×cotφ=15×cot45°=15（m）3#煤：q=(64-15)/(tan72.6°+tan2.56°)=15.14(m)l=(64-15)/(tan75°-tan2.56°)=15.57(m)l’=(64-15)/tan75°=13.31(m)倾向长度a=l+q+2s+470=15.57+15.14+30+470=530.71(m)走向长度b=2*(l’+s)+350=2*(13.13+15)+350=406.26(m)由上所述知，工业广场煤柱可近似为矩形：压煤损失为Zb3=530.71×406.26×6.3×1.5=203.7479（万t）9#煤：q=(115-15)/(tan72.6°+tan2.56°)=30.9(m)l=(115-15)/(tan75°-tan2.56°)=27.12(m)l’=(115-15)/tan75°=26.79(m)倾向长度a=l+q+2s+470=30.9+27.12+30+470=558.02(m)走向长度b=2*(l’+s)+350=2*(26.79+15)+350=433.58(m)由上述所知，工业广场煤柱可近似为矩形：压煤损失为Zb9=558.02×433.58×1.52×1.5=55.1637（万t）15#煤：q=(146-15)/(tan72.6°+tan2.56°)=40.485(m)l=(146-15)/(tan75°-tan2.56°)=35.53(m)l’=(146-15)/tan75°=35.1(m)倾向长度a=l+q+2s+470=40.485+35.53+30+470=576.015(m)走向长度b=2*(l’+s)+350=2*(35.1+15)+350=450(m)由上所述知，工业广场煤柱可近似为矩形：压煤损失为Zb15=576.015×450×2.51×1.5=97.5913（万t）合计P3=203.7479+55.1637+97.5913=356.5029（万t）矿井可采储量可采储量的计算公式为：Zk=（Zg-P）×C式中：Zk——矿井可采储量，Mt；Zg——矿井工业储量，Mt；P——永久煤柱损失，Mt；C——采区采出率，取0.75所以本矿井的可采储量为：Zk=（Zg-P）×C=（25179.375-356.5029-373.8961-269.612）×75%=18134.523万t本矿井为煤层单水平开拓，主采3#煤层，平均倾角2.56°，为近水平煤层，9#煤和15#煤联合开采，其矿井的水平储量表见表2-2。表2-2矿井储量综合表（单位：万吨）单位万t3#煤9#煤15#煤总计工业储量Zg15356.2537056118.12525179.375边界煤柱p1228.217554.699890.9248373.8961风氧化带煤p2柱164.4339.67265.51269.612工业广场煤柱p3203.747955.163797.5913356.5029Zg-p1-p2-p314759.85463555.46455864.098924179.364Zk=（Zg-p）×75%11069.89109419.563418134.5233矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度本矿井年工作日为300天，采用“四六”工作制，即三班采煤，一班检修，每班工作6小时。根据煤炭设计规范，矿井日净提升确定为14小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力的确定矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。针对东曲矿的实际情况：地质构造相对较简单，储量丰富，煤层赋存较稳定，为近水平煤层（倾角平均2.56°），煤层单水平开拓，主采煤层3#煤，平均厚度为6.30m，9#和15#煤厚分别为1.52m、2.51m；瓦斯和水涌出量较小，走向长度最大为5000m，最小2650m，平均大约4500m。倾斜长最大为根据以上条件和东曲煤矿的最初设计，确定本矿井的年设计生产能力为150万t/年。3.2.2井型校核通过对实际煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核：煤层开采能力东曲矿井田3#煤层赋存稳定的厚煤层，倾角为2º—10º，地质结构简单，易于采用放顶煤开采。据实习矿井生产实际，可布置一个综采放顶煤工作面保产，煤层开采能力能满足矿井设计生产能力。辅助生产系统能力校核本设计的矿井为大型矿井，开拓方式为双斜井单水平开拓。主斜井采用胶带连续运输，运输能力大，能满足提升方面的要求。大巷采用强力胶带输送机运煤，运输能力也能达到要求，且机械化程度高。辅助运输采用1.5吨固定厢式矿车，调车和通过能力均能满足要求，各辅助生产环节都能满足要求，不会影响生产能力。安全条件校核本矿井瓦斯涌出量为0.95~3.48m3储量条件校核规范规定，矿井的设计生产能力应与矿井的储量相适应，以保证足够的服务年限。井田的可采储量为18134.523万t，矿井的服务年限为86.35年；第一水平可采储量11069.891万t，第一水平服务年限52.71年，可以满足矿井的设计生产能力。3.2.3矿井的服务年限矿井实际的地层和煤层特征地质构造相对较简单，储量丰富，煤层赋存较稳定，为近水平煤层（倾角平均2.56°），煤层单水平开拓，主采煤层3#煤，平均厚度为6.30m，9#和15#煤厚分别为1.52矿井服务年限的计算矿井服务年限的计算公式：T=式中：T——矿井的服务年限，a；Zk——可采储量，万t；A——矿井设计年生产能力，为150万t；K——矿井备用系数，取1.4。所以矿井服务年限为：T==18134.523/（150×1.4）=86.35（a）因为86.35>60年，符合煤炭工业矿井设计规范规定的大型矿井（120～240万t/年）服务年限至少在60年以上的标准，满足设计要求。第一水平服务年限的校核)T1=Zk1/(A×K)=11069.891/（150×1.4）=52.71（a）4井田开拓4.1井田开拓的基本问题4.1.1井筒形式的选择平硐、斜井与立井开拓的优缺点比较见表4-1表4-1平硐、斜井与立井开拓的优缺点比较表优点缺点平峒运输环节少，设备少，系统简单，费用低受地形及埋藏条件限制，只适用于赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地带，并且要便于布置工业场地斜井掘进速度快，井筒施工单价低，延伸对生产干扰少斜井井筒长，提升深度有限，通风路线长，阻力大立井井筒通风断面大，通风阻力小，不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件制约施工技术复杂，需要的设备多，要求有较高的技术水平，基建费用高本井田内地表为起伏不平的低山丘陵地形，大部分地区被黄土覆盖，西部出露基岩较多，地形切割剧烈，冲沟发育。地势西北高东南低，最高点在井田的西部，标高为941.2m，最低点为井田的南部河床，标高为784.4m，相对高差为142.8m。表土厚0～39.5m，可采煤层赋存稳定，倾角2～10度，属低瓦斯矿井，三号煤埋深平均从上表并结合本井田的地质状况可以看出，受地形及埋藏条件限制平峒不适合本井田。斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井筒装备、井底车场及垌室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：斜井井筒长，辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。本井田地表为中部高南北低的低山黄土丘陵区，表土厚0～39.5m，地质构造简单，没有大的断层和富含水层，可采煤层赋存稳定，倾角2～10度，属低瓦斯矿井，三号煤埋深平均4.1.2水平的选择东曲矿可采煤层3层，地质构造相对较简单，储量丰富，煤层赋存较稳定，为近水平煤层（倾角平均2.56°）。煤田走向长度最大为5000m，最小为2650m，平均大约4500m。倾斜长度最大为3900m由地质柱状图知：主采煤层3#煤，平均厚度为6.30m，9#和15#煤厚分别为1.52m、2.51m；3#煤层距9#煤层51m距离较远，9#和15#煤层相距31m。3层可采煤层可以两水平（3#煤单水平开拓，9#和15#煤联合开拓）或三水平（各煤层分别设水平）开拓，其优缺点见表表4-2水平优缺点比较表项目优点缺点两水平开拓运输集中，减少了井底车场的数目，相应减少设备的投资。9#煤向15#煤转载简单，生产集中，有利于达产，水平服务年限合适。开采9#煤的初期工程量大，转载9#煤相应增加运输距离。多开联络巷道，工程量多，联系复杂，通风复杂，管理复杂。三水平开拓系统简单可靠，对每层煤的初期工程量都不大。运输分散，增加了一套生产系统，相应增加了设备和工程开拓量，投资大，9#和15#煤单水平开拓，水平服务年限不合适。根据上表并结合3层可采煤层的具体情况和地质特点可以看出：由于9#煤层厚度1.52m，与15#煤层的距离31综上所述，本设计决定采用3#煤层单水平开拓，9#煤层和15#煤层联合开拓的两水平开拓方案。4.1.3井筒位置的选择井筒位置的确定原则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运输大巷的布置，石门的工程量要尽量少；有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；井田两翼的储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的威胁；工业场地宜少占耕地，少压煤；水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。主副井井筒位置的确定由4.1.1的论述可知本井田采用斜井开拓，考虑以上井筒位置确定原则，并结合矿井实际情况，对井筒位置可以提出两个方案。方案a：两斜井设在北部边界露头处由井田的走向剖面图可以看出煤层两端跷，中间凹有很长一段距离倾角很小呈水平趋势。为了解决排水、硐室维护等问题，在跷端采用两条岩石大巷，等煤层倾角变小接近水平时采用煤层大巷。方案b：两斜井设在储量的中央两斜井设在储量的中央，采用煤层大巷运输，很好的解决了排水的问题且运输费用小，但是需要留置大量的煤柱。因此，需对两方案进行粗略的经济比较。两方案经济比较表见表4-2方案比较示意图见图4-3，图4-4。虽然，方案b两斜井布置在斜井的中央会造成大量斜井煤柱的留设，但是考虑到当今经济技术的发展，煤柱会得到大部分的回收，且方案a比方案b的百分率为126.3%大于110%，因此方案二优势明显。图4-3方案a：两斜井设在北部边界露头处图4-4方案b：两斜井设在储量的中央表4-5井筒位置选择经济比较表方案a（万元）方案b（万元）基建费岩石大巷1100*（1915.5+14398+20234）*10=591.657煤层大巷4200*（1366.6+974.8+1476.9）=1603.686煤层大巷3100*（1366.6+974.8+1476.）*10=1183.673主斜井井筒235.8*258.7=48.5441主斜井井筒272*2058.7=55.9966副斜井井筒235.8*2962.8=69.8628副斜井井筒272*2962.8*10=80.5881小计1911.91471722.0929生产费用提升费用1.00*11069.89*0.272=3011提升费用1.00*11069.89*235.8=2610.28维护费用岩巷1100*（15.72+13.56）*52.71*10-4=169.768煤巷3100*（31.74+21.96）*52.71*10-4=877.4煤巷4200*（31.74+21.96）*52.71*10-4=1188.8运输费用5534.9455*0.429*2.1=4986.4323运输费用2767.4728*0.429*1.05+2767.4728*0.429*1.05=2493.2162排水费用150*24*365*52.71*0.459*10-4=3179.0771排水费用150*24*365*52.71*0.459*10-4=3179.0771小计12223.67759471.3733总计费用14135.5922费用11193.4662百分率126.3%百分率100%风井位置的选择风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下，与提升井筒的贯通位置最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本矿井第一水平采用中央分列式通风，故将风筒布置边界风氧化带的煤柱初，从而减少了煤柱的损失。经以上的论述和比较，可以得出井筒位置的坐标见表4-6表4-6井筒坐标井筒名称XY主井534.053939.23副井534.03939.20风井535.433942.2534.153937.254.1.4大巷形式的选择该井田地质构造相对较简单无大的断层和影响开采的地质构造。储量丰富，煤层赋存较稳定，属低瓦斯矿井。3号煤埋深平均70m，为近水平煤层（倾角平均2.56°），f=2-4，容重1.5t/m3。因此采用煤层大巷具有很大的优势：掘进速度快，掘进出煤减少初期投资；煤层埋深浅压力相对较小有利于巷道硐室的维护。但是，该井田走向长度最大为5000m平均大约4500m因此，两煤和一煤一岩各具优势，需对两煤和一煤一岩作经济比较和综合比较。两煤和一煤一岩粗略经济比较表见表4-7。表4-7两煤和一煤一岩粗略经济比较表两煤大巷（万元）一煤一岩大巷（万元）掘进费用4200×（1366.6+974.8）×10-4=983.394200×（1915.5+974.8）×10-4=1213.93维护费用4200×（21.69+31.74）×52.71×10-4=1182.8444200×（21.69+15.72）×52.71×10-4=850.328总计2166.2322064.254百分率104.9%100%由以上的比较结果可知，两费用近似相同（相差不足5%），因此还需对两方案进行综合的经济比较。4.1.5大巷方位的选择 本设计井田，地质构造相对较简单，储量丰富，煤层赋存较稳定，为近水平煤层（倾角平均2.56°）。煤田走向长度最大为5000m，最小为2650m，平均大约4500m。倾斜长度最大为3900m，最小1850m，平均大约3087m，井田面积13.89km2。井田边界基本规则，采用工作面直接向大巷推进的带区准备方式，大巷方位可以沿走向也可沿倾向，因此，具体采用何种经济方式还需综合比较。4.1.6开拓方案和综合经济比较开拓方案粗略比较综合4.1.1~4.1.5所述，对设计井田综合提出以下四种方案：方案一、斜井（中央）两水平两煤走向大巷，见图4-8。方案二、斜井（中央）两水平一岩一煤走向大巷，见图4-9。方案三、斜井（中央）两水平两煤倾向大巷，见图4-10。方案四、斜井（边界）两水平走向大巷，见图4-11。四种开拓方案的经济比较表见表4-12。方案一、三的区别仅在于大巷是沿倾向布置还是沿走向布置，两方案的系统都简单可靠、可行。但方案三的费用比方案二的费用高11.9%，所以决定选用方案一。方案二、四的区别在于斜井的位置是在中央还是在边界。两方案都充分结合了矿井的实际情况设计，方案四比方案二费用高出28.77%，但方案二未考虑斜井煤柱损失的费用。考虑到采用一岩一煤（岩石大巷为辅助运输巷，煤层大巷为胶带运输巷）可以解决煤层起伏对运煤和辅助运输的影响，中和煤层大巷维护费用高和岩石大巷掘进费用高的缺点，综合利用岩石大巷和煤层大巷的优势，和随着经济技术的发展斜井煤柱会得到大量回收，最后决定选用方案二。余下的一、二方案均属技术上可行，经济上合理，但是两方案初期投资和工程量还存在差异，生产经营费用也略有不同。因此，两方案还需要进行更详细的比较来确定其优劣。图4-8方案一、斜井（中央）两水平两煤走向大巷图4-9方案二、斜井（中央）两水平一岩一煤走向大巷图4-10方案三、斜井（中央）两水平两煤倾向大巷图4-11方案四、斜井（边界）两水平走向大巷表4-12开拓方案经济比较表（单位：万元）方案一方案三基建费用煤层大巷4200*（1366.6+974.8）*10-4=983.388煤层大巷5500*（1366.6+974.8）*10-4=1287.77生产费用维护费用4200*（31.74+21.96）*52.71*10-4=1188.8213维护费用5500*（31.74+21.96）*52.71*10-4=1556.7898运输费用2*2767.4728*0.429*1.05=2493.2162运输费用2767.428*0.429*1.00+1383.7364*0.429*1.00+691.857*0.429*0.50+691.857*0.429*1.5=2374.4628总计4665.42555219.0226百分率100%111.9%方案二方案四基建费煤层大巷4200*（1915.5+974.8）*10-4=1213.926主斜井井筒235.8*258.7*10-4=48.5441副斜井井筒235.8*2962.8*10-4=69.8628岩石大巷1100*（1915.5+1439.8）*10-4=369.083煤层大巷3100*（1366.6+974.8）*10-4=725.834主斜井井筒272*2058.7*10-4=55.9966副斜井井筒272*2962.8*10-4=80.5881小计1231.50171332.3329生产费用提升费用1.00*11069.89*235.8=2610.28提升费用1.00*11069.89*0.272=3011维护费用煤巷4200*（15.72+21.96）*52.71*10-4=834.1673岩巷1100*（15.72+13.56）*52.71*10-4=169.768煤巷3100*（31.74+21.96）*52.71*10-4=877.4运输费用2767.4728*0.429*1.05+2767.4728*0.429*1.05=2493.2162运输费用5534.9455*0.429*2.1=4986.4323排水费用150*24*365*52.71*0.459*10-4=3179.0771排水费用150*24*365*52.71*0.459*10-4=3179.0771小计9116.740612223.6774总计费用10449.0735费用13455.1791百分率100%百分率128.77%详细经济比较表4-13建井工程量项目方案一方案二初期主斜井井筒235.8+108.8235.8+108.8副斜井井筒235.8235.8+36.2运输大巷两煤2*4200煤巷4200岩巷4200后期主斜井井筒297.5297.5副斜井井筒297.5297.5运输大巷两煤2*4200煤巷4200岩巷4200表4-15基建费用表方案项目方案一方案二工程量单价费用工程量单价费用初期主斜井井筒344.62058.770.94344.62058.770.94副斜井井筒235.82962.869.862722962.880.59运输大巷84001439.81209.43煤巷4200974.8409.42岩巷42001915.5804.51小计1350.231365.46后期主斜井井筒297.52058.761.25297.52058.761.25副斜井井筒297.52962.888.14297.52962.888.14运输大巷84001439.81209.43煤巷4200974.8409.42岩巷42001915.5804.51小计1358.821363.32共计2709.052728.78表4-14生产经营工程费项目方案一项目方案二维护费2377.64维护费1668.33表4-16费用汇总表方案项目方案一方案二费用/万元百分率费用/万元百分率初期建井量1350.23100%1365.46101.12%基建工程量2709.05100%2728.78100.73%生产经营费2377.64142.52%1668.33100%相对费用6436.92111.7%5762.57100%在上述的经济比较中需说明以下几点：两方案的生产经营费中，运输费、排水费等近似相同，在比较中未进行比较。两方案的井底车场、石门的掘进费用、维护费用略有不同，但费用较小，也未做比较。两方案都未涉及通风等费用。在方案比较中，凡是相同的都为做比较，因此最后的总费用为相对费用，只做比较用，不代表实际方案的费用。由以上的比较可以看出方案一比方案二的相对费用高11.7%，大于10%，且方案一与方案二的初期基建费用基本相同，因此决定选用方案二斜井（中央）二水平折返式井底车场煤层胶带运输大巷岩石轨道辅助运输大巷的开拓方式。4.1.7工业广场的位置、形状和面积的确定工业场地的选择主要考虑以下因素：尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；占地要少，尽量做到不搬迁村庄；尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副斜井筒位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章第三节内容，工业广场为450m×330m4.2矿井基本巷道4.2.1井筒主斜井本矿井设计年生产能力150万t，主斜井内采用胶带输送机运输，型号为STJ-1200/4×280s型钢丝绳强力胶带运输机。主斜井参数见图4-17和表4-18。副斜井采用JT型提升绞车牵引矿车。小矿车选用MG1.7-6A副斜井断面及参数见图4-19和表4-20。风井风井内设梯子间作为另一个安全出口。见图4-21图4-17主井断面图(半圆拱，混凝土，B=3000)1：50表4-18主井断面技术特征表围岩（f）断面（m2）掘（mm）支护厚度mm每米混凝土消耗量（m3）铺底（m3）粉刷面积（m2）净掘宽高拱壁基础合计4-67.710.1350032502501.280.750.192.220.307.5图4-19副斜井断面图表4-20副井断面技术特征表围岩类别断面（m2）掘（mm）喷射厚度（mm）锚杆净周长（m）净掘宽高形式外漏长度排列方式间排距锚深长×直径煤13.214.244003700100树脂100菱形80020002100×1613.8图4-214.2.2井底车场车场的型式和布置形式本井底车场不经过石门与巷大直接相连，减少了工程量。由于该车场采用了胶带输送机运煤系统，使车场形式大为简化，实际它只是一个带有机车绕道的单环行车场，且通过能力较大较富裕。布置形式见图4-22。图4-22斜井环行井底车场（胶带输送机运煤）车场副井空重车线的验算大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0～1.5列车长。辅助运输采用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车运输，其尺寸为2400×1050×1200。电机车选用ZK6-6/550-1型架线电机车，其尺寸为4460×1014×一列车的长度L列车＝4500＋2400×15＝40500mm副井空重车线的长度应≥40.5×1.5=60.75所选车场的副井空重车线的长度L副井空重车线＝105m>调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。车场峒室的布置，见图4-224.2.3主要开拓巷道主要开拓巷道的支护方式根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷布置在煤层底板的岩石中，辅助运输大巷布置在煤层的中辅。胶带输送机大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用架线式电机车牵引1.5吨固定厢式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运输大巷）均采取锚喷，其支护效果好，经济效益可观。主要开拓巷道的特征（断面形式和断面大小）胶带运输大巷，轨道辅助运输大巷等主要开拓巷道的断面形式、断面大小、支护方式及参数见图4-23、表4-24和图-25、表4-26。各主要开拓巷道的风速检验详见本设计第九章有关内图4-23胶带输送机巷断面图表4-24胶带输送机巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/m喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深直径岩石9.810.73.83.5100100矩形80016001612.3半圆拱双轨运输大巷（锚喷，B=4600）1：50图4-25轨道大巷断面图表4-26轨道大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/m喷射厚度mm锚杆/mm净周长/m净掘宽高锚杆排数排列方式间排距锚深直径岩石14.316.64.84.110012矩形80016001414.85准备方式——带区巷道布置5.1煤层的地质特征本井田主采煤层3#煤，为黑灰色、金属光泽、贝壳状断口，致密坚硬，均一条带状结构，由亮煤和镜煤组成，宏观煤岩类型为光亮型。比重及硬度较大，普氏硬度为2～3，平均容重为1.50t/m3，块质随变质程度而增。3#煤位于山西组中下部，煤层厚度为4.83-7.46m，平均6.30m，煤层倾角2°～10°，平均2.56°，属于近水平煤层。中夹矸石4-6层，其厚度在0.05～0.70m之间，煤层的下部往往有一层0.50m软煤层。顶板为泥岩或砂岩。煤层底板标高在+675.69～+782.28煤尘爆炸指数较小，无煤尘爆炸危险。井下瓦斯含量极底，瓦斯相对涌出量0.95m3~3.48/t，二氧化碳相对涌出量5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1确定带区的倾斜长度（推进长度）考虑到工作面采用综采放顶煤工艺，应充分发挥综采设备的作用，工作面搬家比较耗费时间，应尽可能的减少搬家的次数。神华集团的大柳塔矿的工作面推进长度已经达到4000多米，在现有的巷道支护和设备在技术上是完全没有问题的。本矿地质构造简单，只在西北部有一小断层，煤层小，顶底板稳定，从而确定一带区的倾斜长度（推进长度）为1850m5.2.2带区煤柱的确定东南部井田边界留30米的境界煤柱，东北露头处风氧化带煤柱20米，西北部大巷的护巷煤柱约为40米，分带间采用跳采，留3米小煤皮沿空掘巷。5.2.3工作面的长度和数目的确定合理的工作面长度是实现高产高效的的重要条件。在一定的范围内加长工作面的长度有利于提高产量、效率和效益，并能降低巷道的掘进率，但是工作面长度受设备、煤层地质条件及瓦斯涌出量等因素的约束，同时工作面长度加大，生产技术的管理难度增大，因此，超过一定长度范围，工作面单产、效率以及安全生产条件等都会下降。影响工作面长度的技术因素：设备条件是影响工作面长度的重要因素之一。煤层地质条件是影响工作面长度的又一重要因素。通风能力对工作面长度取决于工作面的瓦斯涌出量，本矿井属低瓦斯矿，所以工作面不受通风能力的限制。随着开采技术的发展，工作面有加长的趋势，结合本矿井的设计生产能力及设备能力，工作面长度选在150～200米之间。本矿井的一带区布置11个工作面，由井田中央向东北边界依次为1301、13025.2.4带区内煤层的开采顺序带区分带间采用跳采，留3米小煤皮沿空掘巷，可以大量的减少带区内的煤柱损失，并且3米小煤皮使得分带斜巷（顺槽）处于压力降低区，有利于维护。另外，3米小煤皮还可以阻挡邻近分带的采空区积水和瓦斯。一带区的开采顺序为：先采1301工作面，同时掘进1303工作面的分带斜巷（顺槽），采完301工作面后，采已经准备完毕的1303工作面，1305工作面准备，采1305工作面时，1302准备，依次类推。5.2.5带区巷道布置按照矿井的初步设计，一带区是一个以倾斜长壁全部跨落法布置的带区。井田的倾斜中央布置轨道辅助运输大巷和皮带运输大巷，它们之间用联络巷联系，与工作面的推进方向垂直。1301工作面的顺槽中的胶带直接搭接在胶带运输大巷的胶带上，形成工作面的运煤系统。1301工作面的辅助运输顺槽与辅助运输大巷相连，胶带运输大巷的后段，既未设置胶带段，兼做回风大巷与回风井相连。5.2.6生产系统运煤系统在工作面铺设刮板输送机，分带运输斜巷铺设可伸缩式胶带输送机，运输大巷设置胶带，起运煤路线如下：采煤机割煤（支架放煤）——前后刮板输送机——转载机（破碎机）——分带运输斜巷（顺槽）——胶带运输大巷——井底煤仓——主斜井——地面煤仓材料运输系统回采工作面所需材料运输路线为：地面——副斜井——井底车场——材料换装硐室——轨道辅助运输大巷——分带辅助运输斜巷（顺槽）——工作面设备安装路线地面——副斜井——井底车场——材料换装硐室——轨道辅助运输大巷——分带辅助运输斜巷（顺槽）——工作面排矸石系统本设计除辅助运输大巷外，其他巷道皆为煤巷，出矸石量很少。出矸石点——轨道辅助运输大巷——井底车场——副斜井——地面通风系统工作面通风路线为：（地面新鲜风流）副斜井——轨道辅助运输大巷——行人运料进风斜巷——分带辅助运输斜巷（顺槽）——工作面（污风风流）——胶带运输大巷后段——风井5.2.7确定带区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式尺寸顺槽的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，由此确定顺槽的尺寸为4500mm支护方式采用锚网支护，锚索补强，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。掘进通风采用混合式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。为了防止回风短路，在顺槽设置风门，具体位置见带区巷道布置5.2.8带区内部巷道的掘进方法施工方法采用MRH—S100型综掘机割煤。前期SGB630型刮板输送机运输，后期用SJ—800型胶带运输机运输，迎头用锚杆钻机打孔和安装锚杆。用煤电钻式YJ—24型风钻打帮部锚杆孔。用煤电钻式风动扳手安装帮部锚杆。锚索用锚杆钻机打孔和安装。工艺流程切割出煤——后撤掘进机——临时支护顶板——锚网支护顶板和两帮——清理浮煤——拖胶带输送机通风掘进通风基本要求：掘进巷道应采用矿井全风压或局部通风机通风，不得采用扩散通风。局部通风机和启动装置必须安置在进风巷中，距回风口不得小于10米。掘进通风方式分为压入式、抽出式和混合式。综合本矿井设计的实际情况，工作面推进长度为500——1850米，巷道为4.5×3的矩形巷道，所以采用混合式通风。5.2.9带区生产能力的确定影响带区生产能力的因素包括：煤层赋存状况和地质构造、矿井生产能力、带区的正常接替和准备时期的采、掘、、运、通风的装备水平及设备能力。回采工作面的单产计算A0=N×L×S×M×r×c×300×10-4（万t/a）式中：L——工作面长度，mS——截深，M——采高R——煤的容重C——回采率N——采煤机日进刀数A0=N×L×S×M×r×c×300×10-4=6×180×0.6×6.3×1.5×82%×300×10-4=150.64（万t/a）带区的生产能力计算带区同时生产的回采工作面数目确定后，可按下式计算带区的生产能力。AB=K1×K2×n×A0(万t/a)式中：K1——工作面产量不均衡系数，带区内同采一个工作面，取1；K2——带区内掘进出煤系数，取1.05；n——带区内同时生产的工作面个数。AB=K1×K2×n×A0=1×1.05×1×150.64=158.17工作面的采出率与带区采出率的验算工作面采出率工作面的工业储量=工作面长度×工作面推进长度×煤层厚度×煤的容重=180×1850×6.3×1.5×10-4=314.685(万t/a)工作面损失的煤量包括：割煤损失=工作面长度×工作面推进长度×割煤高度×割煤损失率×煤的容重=180×1850×2.5×5%×1.5×10-4=6.2437（万t）放煤损失=工作面长度×工作面推进长度×放煤高度×放煤损失率×煤的容重=180×1850×3.825%×1.5×10-4=47.4525（万t）工作面采出率=（工作面的工业储量－工作面损失的煤量）÷工作面的工业储量×100%=（314.685－6.2437－47.4525）÷314.685×100%=82.9.94%带区采出率：带区工业储量：Q带损=327.5（面积，万㎡）×6.3××1.5=3094.875（万t）边界损失煤柱：Q边界=900（边界长度，m）×30（煤柱宽度）×6.3×1.5×10-4=25.515（万t）风氧化带：Q氧化=2200（风氧化带长度）×20（风氧化带煤柱宽度）×6.3×1.5×10-4=41.58（万t）大巷煤柱：Q大巷=1600×40×6.3×1.5×10-4=60.48（万t）条带间煤柱：Q分带=10×3×1850×6.3×1.5×10-4=52.4475（万t）工作面采煤损失：Q采面=（6.2437+47.4525）×10=536.962（万t）所以：带区煤柱损失量为：Q带损=Q边界+Q氧化+Q大巷+Q分带+Q采面=716.9845带区采出率=（带区工业储量－带区煤柱损失量）÷带区工业储量×100%=76.83%>75%符合规范要求。5.3带区车场选型设计5.3.1确定带区车场的形式带区车场一般由装煤车场和辅助提升车场组合而成。本设计带区车场的装煤车场采用大巷装车式车场，辅助提升车场采用底板绕道式车场。工作面生产的煤由运输顺槽中的可伸缩胶带直接搭接在胶带运输大巷的胶带上，经胶带输送机送至井底煤仓。底板绕道式井底车场先由轨道大巷做一段平的斜巷，然后用25°的斜巷向上，直到与轨道顺槽同一标高，然后再通过一段平巷与轨道顺槽相接。车场采用绞车提升。绞车房独立通风，从绞车房打一条斜巷与运输大巷直接相连，为避免通风短路，在绞车房的回风斜巷上打一个风窗，调节风量，满足绞车房的通风要求即可。图5-1带区下部辅助运输车场运输大巷2.轨道大巷3.行人运料进风斜巷4.绞车房5.绞车房回风斜巷6.回风斜巷7.轨道顺槽5.3.2带区主要硐室布置绞车房绞车房布置在煤层底板，绞车房要有专门的回风斜巷。带区变电所带区变电所应设在带区用电负荷集中的地方，故放在两条大巷之间，分带顺槽附近。高压电气设备与低压设备应分别在一侧布置，故硐室宽度取3.6m；高度根据行人的高度和吊挂电灯的高度确定，故硐室高度取36采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采煤方法的确定煤层的赋存特征本矿井3＃煤层倾角2°～10°，平均2.56°，为近水平煤层。煤层厚度变化4.83~7.46m，平均6.30m。煤质稳定，硬度中硬，普氏硬度为2～3，属无烟煤，为低硫低磷低灰分。平均容重为1.50t/m3。矿井属低瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险。顶板为泥岩或砂岩。煤层底板标高在+675.69~+782.28m之间变化，上距标识层k8砂岩约36采煤方法的确定本矿的煤层赋存条件简单稳定，地质特征简单，参照矿井的初始设计和实际经验，并遵循以下原则：煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；安全劳动条件好；尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效；材料消耗少，生产成本低；便于生产管理。确定3＃煤层的采煤方法为倾向长壁采煤法。本带区煤层平均厚度6.306.1.2回采工艺确定回采工作面长度、推进方向、推进度由前面第五章准备方式的论述知工作面长度定在150——200m由L=n×B×T×η/t式中：L——工作面长度，n——同时放煤支架数T——每班工作时间t——每架支架放煤所需时间B——支架宽度，取1.5η——每班工作时间利用率η就本矿实际，煤层厚度平均6.3m，顶煤厚度约3.8m，平均每架放煤时间6~8min，取n=3，B=1.5mL=3×1.5×300/（6~8）=168.75~225（m）结合本矿井田的可采储量和服务年限及设计生产能力，决定取工作面长度为180m。工作面长度确定为180推进方向由工作面向大巷回采。工作面的日产量为：A0=A/d式中：A0——工作面日产量，t；A——矿井设计生产能力，150万t；d——年工作日，取300天。A0=150×104/300=5000t工作面的日产量也可用式6.1-2计算A0=Lg×V0×M×γ×C0式中：A0——工作面日产量，t；Lg——工作面长度，180V0——工作面推进速度，m/d；M——煤层厚度，6.30γ——煤的容重，1.50/m3；C0——工作面放顶煤回采率，0.82；由以式(6.1-1)、(6.1-2)可得：V0=A/（Lg×M×γ×C0×d）=150×104/（180×6.30×1.50×0.82×300）=3.58采煤机的截深为0.600N=V0/0.600=3.58/0.600=5.97为了方便工人的工作和管理取N=6，即每天进6刀。则工作面的实际年出煤量为：A=N×L×S×M×r×c×300×10-4（万t/a）式中：L——工作面长度，mS——截深，M——采高R——煤的容重C——回采率N——采煤机日进刀数A0=N×L×S×M×r×c×300×10-4=6×180×0.6×6.3×1.5×82%×300×10-4=150.64（万t/a）工作面日出煤量为：A0=A/d=150.64×104/300=5021.33(t)考虑到在回采的同时，有两个煤巷掘进头正在掘进，在此我们取掘进出煤量为工作面产量的5%。则矿井实际总出煤量为：A总=A×（1+5%）式中:A总——矿井总出煤量，万t；A——工作面实际出煤量，万t；5%——掘进出煤量占工作面产量的百分比A总=150.64×（1+5%）=158.17万t可见158.17>150，所以能满足矿井的设计生产能力日推进度为：0.600×6＝3.60月推进度为：3.60*30=108年推进度为：3.60×300=1080工作面落煤工作面落煤方式工作面采用采用综合机械化的放顶煤回采工艺，全部垮落法管理顶板。工作面落煤机械选型采煤机选型要适合特定的地质条件，并且采煤机采高、截深、功率、牵引方式等主要参数要选取合理，有较大的适用范围，满足工作面开采生产能力的要求。本设计工作面沿底开采采高2.5m，放煤高度3.8m，割煤进度每刀要达到矿井的设计生产能力采煤机的平均生产能力应能达到5000×（2.5/6.3）t/18h=110.23t/h按照《综采生产管理手册》P152之规定，工作时间有效利用系数K值一般在0.3～0.45之间，通过提高生产管理水平，实现现代化矿井的高产高效，K值可达到0.5以上，K取0.5。则采煤机割煤能力应能达到110.23/0.50=220.46t/h采煤机的牵引速度Vc=L/(K×td)L——工作面长度,m;K——工作面开机率,50%;td——进一刀所需时间td=18×60/6=180(min)Vc=L/(K×td)=180/(50%×180)=2依据以上原则及计算结果，选用MG360W型双滚筒采煤机，其技术特征见表6-1。表6-1采煤机主要技术特征一缆表：型号MG360W适应采高2.1～3.4煤的坚固性系数f<3煤层倾角0～25截深600滚筒直径1.6、1.8牵引方式液压传动无链牵引牵引力250KN牵引速度0～8.5链条规格齿轮销排式主泵形式ZB6-107油马达形式JZM-2.8滚筒中心距6600机面高度1450卧底量300控顶距2375调高泵形式双柱塞泵喷雾灭尘方式外喷雾采煤机工作方式和进刀方式采煤机的工作方式由于采区内煤层赋存稳定