井田开拓采煤方案设计16000字

井田开拓采煤方案设计本设计矿井的井田面积为16.6566km²,设计年产量150万t/a。矿井服务年限为53.83a。井田工业储量为13888万t,矿井可采储量10496万t。井田内煤层赋存比较稳定。煤层倾角平均为6°。主采3号煤层平均厚矿井绝对瓦斯涌出量为14.19m³/min,相对瓦斯涌出量为2.16m³/t属于低瓦斯矿井。井田为立井单水平开拓。矿井通风方式两翼对角式通风。采用综采放顶煤采煤法，工作面长200m,推进长度为1056m。矿井年工作日为330d,工作制度为“三八”制。关键词：立井开拓、综采放顶煤采煤法、两翼对角式通风 1 第二章井田境界和储量 52.1井田境界 52.1.1井田周边状况 62.1.2井田境界确定的依据 72.2矿井工业资源储量 72.2.1储量等级的圈定 72.2.2矿井工业储量的计算 82.3矿井可采储量 82.3.1保护煤柱留设原则 错误!未定义书签。2.3.2矿井永久保护煤柱损失量 8第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 3.1矿井工作制度 3.2矿井设计生产能力及服务年限 3.2.1确定依据 3.2.2矿井设计生产能力 3.2.3矿井可采储量计算 3.2.4矿井服务年限 4.1井田开拓的基本问题 4.1.1确定井筒的形式、数目、位置 4.1.2确定工业广场及井口位置 4.1.3开采水平确定及采区划分及其布置 4.1.4主要开拓巷道布置及数目 4.1.5开拓方案比较 4.2矿井基本巷道 4.2.2井底车场 4.3主要开拓巷道 第五章准备方式—采(盘)区或带区巷道布置 5.1煤层的地质特征 5.2采(盘)区巷道布置及生产系统 5.2.2确定区段斜长和区段数目 5.2.4盘区生产能力及采出率 5.3采(盘)区或带区车场选型设计 6.1采煤工艺方式 6.1.1盘曲煤层特征及地质条件 6.1.2确定采煤工艺 6.1.3综采工作面的设备选型及配套 6.1.4回采工作面破煤、装煤方式 6.1.5端头支护及超前支护方式 6.1.6采煤工作面正规循环作业 6.2.1回采巷道布置方式 6.2.2回采巷道参数 7.1.1矿井设计生产能力及工作制度 7.1.3运输距离和货载量 7.1.4矿井运输系统 7.2采(盘)区或带区运输设备选择 7.2.1设备选型原则 7.2.2盘区运输设备选型及能力验算 7.3大巷运输设备的选择 7.3.1主运输大巷设备选择 7.3.2辅助运输大巷设备选择 7.3.3运输设备能力验算 8.2主副井提升 第九章矿井通风及安全技术 619.1矿井通风系统选择 9.1.1矿井通风方式的选择 9.1.2矿井主要通风机工作方式选择 9.1.3盘区通风系统的要求 9.1.4工作面通风方式的选择 9.2采(盘)区或带区及全矿所需风量 9.2.2备用面需风量计算 9.2.3掘进工作面需风量 9.2.4硐室需风量 9.2.5其他巷道所需风量 9.2.6矿井总风量 9.2.7风量分配 9.3全矿通风阻力的计算 9.3.1矿井通风阻力计算 9.3.2矿井通风总阻力 9.3.3两个时期的矿井总风阻和总等级孔 9.4通风机选型 第十章设计矿井基本技术经济指标 78第二章井田境界和储量2.1井田境界其井田边界东起煤层露头线，南部与石圪节、王庄、常村井田相接，西以经线38407000与常村井田分界，北以文王山南断层为界。井田境界范围以1~13号拐点为界，详情见表(2-1)。井田南北倾向长3.5~3.9km,平均3.7km,东西走向长3.5~5.5km,平均4.5km,面积为16.6566km2。煤层3号煤层点号123456789漳村井田属黄土高原丘陵地带。纵观井田，四周环山，中间低平，最高点位于井田南部，海拔约+1003m;最低位于井田西部，海拔+888m;东南高于西北，相对高差215m,一般地形标高在+900m~+950m,工业广场标高为+900m,地表冲沟发育，一般呈南北向发育。漳村煤矿范围内，采矿许可证允许的小煤矿共有13个，合计生产能力为0.49Mt/a,开采煤层均为3号煤层，为地下开采。开采方式均采用房漳村煤矿井田内含煤12层，总厚153.43m。可采煤层2层，分别为3号、15号煤层，其中主采3号煤层，由于15号煤层含硫分较高，作为后期储备资源开采，因此本次矿井初步设计只针对3号煤层。上部边界：3号煤层以上无可采煤层。下部边界：3号煤层以下有15号煤层为较稳定可采煤层，但其含硫分西以井田边界为界，东以小窑破坏边界及采空区边界为界。3号煤层为稳定全区可采，储量计算范围内煤层底板标高460~845m,垂深105~461m。除去报损区及陷落柱，计算总面积为13.77km²。本次设计矿井的煤质稳定，煤种类单一，水文地质条件属简单类型，煤系中没有岩浆岩破坏活动，因此依据对地质构造和煤层控制、研究程度邻近不可采边界的块段都不圈定高级储量；断层煤柱中不圈定高级储量，一律降为C级储量；2.2.2矿井工业储量的计算漳村煤矿井田范围内全区可采煤层就只有3号煤层，因此本次设计针对3号煤层计算工业储量。水平面积：在1:1000的煤层底板等高线图上求出。煤层厚度与倾角：查阅资料可知，漳村煤矿的煤层最小可采厚度为容重：根据3号煤层的取样测定数据可知，容重为1.30t/m³。2)储量计算公式：Zg=S×M×γS—采区的面积，km²;式(2.1)据图可知3号煤层的水平面积为=16.17km²;煤层倾角为6°;则3号煤层的面积为S=16.17÷cos6°=16.26km²M—3号煤层煤的平均厚度为6.57m;根据《煤炭工业矿井设计规范》有关规定，确定井田边界煤柱按20m留设，大巷煤柱按20m留设，区段平巷煤柱15m。Z₁=L×B×M×R=20×18604×及表土层的移动角更所做出的保护平面与煤层的交线确定。保护煤柱的留设与计算一般采用垂直断面法求得，计算方法与步骤如下所示：图2.1用垂直断面法确定的工业广场保护煤柱(1)定受保护面积走向和倾斜的四条直线，得到矩形abcd。在矩形外缘加上20m宽的维护(2)确定受保护煤柱通过受保护面积的中心作出一煤层倾斜剖面I-I,在这个剖面上，由的剖面Ⅱ-Ⅱ,按走向的移动角δ=75°作保护线，得到沿走向的煤柱边界A'B′和C'D′,将n'k′和A'B′,C'D′均绘制在平面图上，即可得保护煤柱边界ABCD。煤柱为一个梯形。(3)煤柱煤量计算工业广场保护煤柱煤量计算公式如下：P₃=H×S×γ式(2.3)式中：P₃—工业广场的保护煤柱煤量；S—梯形面积；H—煤层平均厚度；工业广场按Ⅱ级进行保护，围护带的宽度为20m,本矿井的设计生产能力为1.5Mt,由表2.3知，工业广场的面积取0.8ha/0.1Mt,即12.0公顷，其形状为长方形，长度为400m,宽度为300m,地表层的移动角及岩层的移动角见表2.2。h=738.13m;AC=641.73m,BD=710.41m;则有P₃=H×S×γ=6.57×527380.50×1.30=4504356.85t式(2.5)工业广场的占地面积指标见表2.3。2.4以上保护煤柱的总储量损失为：4.50+3.18=7.68Mt式(2.11)煤柱类型占用储量/Mt工业广场保护煤柱断层保护煤柱0井田边界保护煤柱村庄保护煤柱03.1矿井工作制度根据《煤炭工业矿山设计规范》本矿井的设计年工作日为330天，采用“三班八小时制”工作制度，分三班作业，两班生产一班检修，每班各工作8小时。因此，本矿井设计每昼夜净提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限结合教材可知，确定井田规模大小等数据，需要在地质结构上满足需求，有充足的煤炭储量，再结合实际情况，不拘泥于当下，多考虑国家对未来发展的基础上才能确定井田的一系列数据。除此之外，还要考虑设备人员的运输情况、投资成本和后续经济效益的匹配情况，综合考虑，最后再确定井田的一系列基本数据。3.2.2矿井设计生产能力漳村煤矿井田储量丰富，煤层赋存稳定，厚度变化不大，顶底板条件好，倾角较小，技术装备先进，经济效益好，交通运输便利，宜建大型矿井。考虑井田褶曲较发育，最终确定漳村煤矿矿井设计生产能力为1.5Mt/a。3.2.3矿井可采储量计算根据下列公式计算：Zk=(Zg-P)×C式(2.12)Qg—工业储量，万t;C—矿井采出率，(厚煤层不低于0.75,中厚煤层不低于0.80,薄煤层不低于0.85),本矿井为厚煤层，本矿井为厚煤层，因此取0.80;ZK=Zg-P=(138.88-7.68)×0.8=103.2.4矿井服务年限系为：式(3.2)K——矿井储量备用系数，取1.3。则矿井设计服务年限为：T=104.96÷(1.5×1.3)=矿井井型和水平的设计服务年限要求如表3.1:矿井的设计生产务煤层倾角煤层倾角煤层倾角能力(Mt/a)0°~25°25°~45°45～90°综上可知矿井设计服务年限符合要求。第四章井田开拓4.1.1确定井筒的形式、数目、位置针对漳村煤矿地质特点，漳村井田属黄土高原丘陵地带。矿区内地层总体呈一向西倾斜的单斜构造，地层产状一般为3°~7°,地形结构较复杂。而主采的3号煤层，煤层厚1.97～7.88m,平均厚度6.57m,煤层倾角为1°~11°,煤层结构简单，顶底板岩性较好且稳定，开采地质条件较好，本矿井煤层埋深大，冲积层厚，倾角小，为满足综合机械化生产，适宜采用立井开拓方式。综合考虑，结合地质条件以及经济条件比较，故开拓方式确定为立井潞安集团漳村煤矿为新建矿井，倾角较小，走向长度较长，且瓦斯涌出量低，所以设计建井初期1个主井、1个副井、2个风井。漳村煤矿四面环山，中间低平，最高点位于井田南部，最低点位于井田西部，3号煤层东西走向较长，开采服务年限较长，且单水平开采，为后期开采顺利，综合考虑各方面原因，经方案比较确定主、副井筒位置在根据本设计矿井的生产实际：产量为1.5Mt/a,3号煤层煤层走向较长，不易自燃但却具有煤尘爆炸危险，为保证井下生产时有足够的风量并有较强的抗灾能力，将风井布置在矿区井田边界。风井具体位置，详见开4.1.2确定工业广场及井口位置结合上述井筒位置，工业广场布置在主、副井井口位置，即井田走向的中央位置，对于本矿井井田走向中央也大致是井田储量中央。占地指(公顷根据表4.1工业场地占地面积指标明细表，确定地面工业场地的占地面积为12公顷，形状为长400m,宽300m的矩形布置。矿井开拓水平内同时生产的采区(带区)个数矿井设计生产能力(Mt/a)2.4,3.0以上20.6及以下井田主采煤层为3号煤层，3号煤层倾角平缓，为1°~11°,平均6°,为近水平煤层，故设计为单水平开采。分四个盘区式开采。3号煤层生产能力：可采储量为104.96Mt,服务年限为53.83a。3号煤层平均厚度为6.57m,赋存稳定，为近水平煤层，由于矿井服1)提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井单水平开拓主副井用立井布置，布置在井田中央，井筒开凿到与主运、辅运大巷同一水平。如图4.1所示。大巷分别布置在底板岩层中和煤层中方案二：立井两水平开拓主副井均采用立井，大巷布置方式与方案一相同。如图4.2示。方案三：斜井单水平开拓主副井筒选择斜井，布置在井田东部。将主斜井掘进到主运大巷下，布置一个煤仓，并在边上开掘一个行人进风斜巷，副斜井掘进到与辅运大巷同一水平，直接相连。大巷布置方式与方案一相同。如图4.3所示。方案四：斜井单水平开拓主副井筒选择斜井，布置在井田东部。将主斜井掘进到主运大巷下，布置一个煤仓，并在边上开掘一个行人进风斜巷，副斜井掘进到与辅运大巷同一水平，直接相连。大巷布置方式与方案一相同。如图4.4所示。2)技术比较对比四个方案结合本矿地质条件及服务年限可知对于方案三、方案四井筒长，施工时间较长，施工费用相对高。围岩不稳定时井筒维护困难。有明显缺陷所以直接淘汰。对方案一、方案二进行经济对比。3)经济比较费用巷道名称数量(10m)基价(元)费用(万费用(万主井费用(万开凿井底车场小计生产提升系数提升高度(km)(元)费用(万费用(万涌水量费用(万排水时间(h)服务年限(年)(元)表4.6方案二：立井两水平上山开采巷道名称数量(10m)基价(元)费用(万费用(万元)主井井底车场小计系数煤量(万t)提升高度(Km)基价(元)费用(万元)提升第一水平第二水平排水涌水量时间(h)服务年限(年)基价(元)费用(万元)小计方案方案二名称立井单水平开拓立井两水平开拓费用(万元)百分比(初期基建费用生产费用总费用针对一、二方案的投资费用进行比较；由对比结果可知，方案二的费用高于方案一，综合经济、技术和安全三方面的考虑，选取最优方案为：立井单水平井开拓。本矿井开拓方式为立井开拓，主井提升煤炭；副井升降人员、运料排矸；风井回风。图4.5为主井的布置形式，井筒断面直径为6.5m,装备一对16t箕斗，井筒采用金属罐道梁，钢轨罐道。图4.6为副井的布置形式，井筒断面直径为6.5m,布置一对双层单车(3t)罐笼以及梯子间和管路间，井筒采用槽钢组合罐道梁，球扁钢组合罐图4.7为风井的布置形式，井筒断面直径为5.0m,井筒内布置有梯子间和管路间。主、副井井壁采用混凝土砌碹，砌碹厚度为500mm,表土层段井壁厚度为1000～2000mm;风井井筒采用混凝土砌碹井壁，基岩段井壁厚度为井筒形式确定后，应用风速校核井筒的净断面积。按照《煤矿安全规程》的规定的允许最大风速进行验算，即表4.8井筒特征表井筒特征井型提升容器一对16t箕斗井筒直径井深净断面积井筒支护基岩段毛断面积表土段毛断面积0中线X96.9井型一对3t箕斗矿车双层单层罐笼井筒直径井深净断面积井筒支护基岩段毛断面积表土段毛断面积#q件d1导1do图4.6副井井筒断面图井型井筒直径井深净断面积基岩段毛断面积表土段毛断面积图4.7风井井筒断面图《煤矿安全规程》中规定的允许最高风速见表4.11。按《设计规范》的要求，主、副井的空、重车线的长度的验算公式：m——列车数，应分别为1.5～2.0或1.0～1.5,m=1.8或1.3;L₁——每辆矿车长度，L₁=3.34;L₃——电机车制动的距离，一般为12～15m,这里取15m。L=m×n×L₁+L₂+L₃=1.3×17×3.34+4.5+15=93.314m式(4.3)这里取94m。4.3主要开拓巷道辅助运输大巷断面示意图见图4.9。巷道特征见4.12。(1)确定巷道的净宽度根据《煤矿安全规程》规定，取人行道宽c=840mm,非人行道一侧宽t=b-(A₁/2+A₁/2)=1600-(1335/2+1335/2)=265mm式(4.4)B=a+2A₁+c+t=400+2×1335+840+265=4175mm式(4.5)半圆拱形巷道拱高：ho=B/2=4175/2≈2087.5mm=2088mm式(4.5)半圆拱半径：R=2088mm式(4.6)由《井巷工程》知半圆拱形壁高要满足的条件为：h₃≥h₄+hc-√(R-n)²-(k+b₁)²式(4.7)b₁=B/2-a₁=4175/2-(400+1335/h₃≥2000+360-√(2088-3h₃≥h₅+h₇+hp-√R²-(K+m+D/式(4.8)式(4.9)式(4.10)b₂=B/2-C₁=4175/2-(1335/2+840)=580mm式(4.11)h₃≥1800+900+200-√2088²-(360+300+335/2+580)²=1358mm式(4.12)h₃≥1800+hb-√R²-(R-j)²式(4.13)h₃≥1800+200-√2088²-(2088-200)²=1108mm式(4.14)综合以上计算并考虑到一定的富余量，确定本矿井的大巷壁高为h₃=则巷道的净高为：H=h₃-hb+ho=1400-200+2088=3288mm式(4.15)S=B(0.39B+口2)式(4.16)h₂=h₃-hb=1400-200=1200mm式(4.17)S=4175×(0.39×4175+1200)=11807943.75mm²≈11.8m²式(4.18)P=2.57B+2hz=2.57×4.175+2×1.2=13.13m式(4.19)式(4.20)满足要求。本巷道支护方式为锚喷支护，锚杆长度为1.6m,锚杆间距M=0.78≈巷道设计掘进宽度：B₁=B+2T=4175+2×100=4375mm式(4.21)巷道设计掘进高度：H₁=H+hb+T=3288+200+100=3588mm式(4.22)S₁=B₁(0.39B₁+h₃)=4375×(0.39×4375+1400)≈13.59m²式(4.23)系图4.9辅助运输大巷断面示意图表4.12大巷断面特征表围断面/m²锚杆净岩类别规格m5巷第五章准备方式一采(盘)区或带区巷道布置本次设计主采3号煤层一盘区，位于井田西北部。盘区内无断层，层理发育，中厚层状，岩质较硬，采后不易冒落。盘区内的煤层发育较好，平均厚度6.57m,煤的容重1.3t/m³。3号煤层特征如下表5.1所示表5.1煤层特征度距煤层结构(夹石层度稳定砂质泥岩粉砂岩泥岩砂质泥岩粉砂岩煤层名称灰分3号煤层为低灰～中灰分、特低硫～低硫、高热值～特高热值、较高软化温度灰之贫煤，可作为动力用煤和民用煤。3号煤层经洗选后也可作为冶金喷吹用煤。根据3号煤层煤尘爆炸性试验结果，其火焰长度10mm,扑灭火焰的岩粉量为40~45%,可见3号煤层的煤尘有爆炸危险性(见表5.3)。采样试样编水分工业分析(%)灰分挥发分地点号(mm)量(%)论料道4根据煤炭科学研究总院重庆分院2005年5月24日对漳村煤矿23材料道和2201综采面3号煤层煤样的煤自燃倾向性等级鉴定结果(表5.4),3号煤层不易自燃。煤样编号工业分析(%)着火温度(℃)采样地点TT自燃倾向性分类6面矿井涌水量：地质报告预计矿井3号煤层的正常涌水量为80m³/h,最大为260m³/h。采掘工程一般不受水害影响，根据《矿井水文地质规程》,3号煤层水文地质条件属简单类型。地质构造：3号煤层地层产状总体呈一向西倾斜的单斜构造。5.2采(盘)区巷道布置及生产系统本设计只对首采盘区进行详细设计。首先开采井田西部一盘区，虽然初期的工程量及投资建设费会比较大，但考虑到漳村煤矿服务年限较长，以便于后期开采，所以综合考虑后选择首采一盘区。本次矿井设计在煤层盘区工作面运输顺槽与回风顺槽平行双巷掘进布置，顺槽之间掘联络5.2.1确定盘区的走向长度井田划分为4个盘区，首采盘区走向长度为2240米。5.2.2确定区段斜长和区段数目顺槽保护煤柱为15m。盘区走向平均长为2240m,倾向长平均为1864m工作面长度定为200m,区段平均长1610m,宽200m。顺槽平均宽度取4.5m,高3m。一个采区区段数目为8个。缓倾斜及倾斜煤层煤柱参考尺寸见表5.5。盘区两边各留设10m的盘区边界煤柱。厚煤层巷道一侧巷道类别备注水平大巷主要回风大20左右巷煤柱尺寸可小一些采区上下山20左右区段平巷目前常不留边界煤柱较大断层10～15到30～50根据具体情况而定盘区生产能力由于3号煤层煤厚平均6.57m,结合矿井地质条件和需求量，决定在该Ao=L×γ×M×V₀×C₀式(5.1)L一工作面长度，取200m;M—煤层厚度，6.57m;γ—煤的容重，1.30t/m3;V₀一工作面年推进长度；采煤机截深取0.8m,一天割4刀煤，采用Vo=330×4×0.8=1056m/a式(5.2)Co一工作面放煤率、回采率，取0.83、0.93;Ao=200×1.30×3×1056×0.93=0.766Mt式(5.3)Ao=200×1.30×3.57×1056×0.83=0.综上(2)计算盘区采出率盘区采出率按下式计算：式(5.4)盘区内的工业储量为34.85Mt,盘区内的实际采出煤量为29.38Mt。煤层不得低于0.75的规定。5.3采(盘)区或带区车场选型设计大巷两侧布置工作面的方式，因此顺槽和大巷直接连，因此不需要设置盘区车场。第六章采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1盘曲煤层特征及地质条件3号煤层顶底板岩性大部分为泥岩、粘土岩、炭质泥岩，其次为砂岩。盘区瓦斯涌出量很小，煤层无自燃倾向性，但煤尘具有爆炸性。6.1.2确定采煤工艺存条件较稳定，构造比较简单，顶、底板条件良好，故选用综采放顶煤回采工艺。6.1.3综采工作面的设备选型及配套采煤机：放煤步距与采煤机截深：本次设计采用的截深为0.8m,一刀一放。因此放煤步距为0.8m。采煤机割煤高度与采放比：结合教材可知放顶煤的采放比严禁小于1:后，确定采放比为3:3.57=1:单循环作业时间按下式计算：式6-1式6-2L₁一自开切口长度，40m;t₁—辅助时间，30min。综放工作面一般采用大功率的双滚筒采煤机来保证工作面的高效率。采煤机装机功率根据工作面实际需要的要求，参考同类型采煤机的使用条件来选定，类比见表6.1。采煤机功率(kw)单滚筒双滚筒根据上述条件工作面选用7LS6C型采煤机。采煤机技术特征见表6.2。型号适应倾角/()适应煤层硬度电动机功率/kw液压支架：(1)支架型式的选择经过分析，结合漳村矿井的实际情况，选用双输送机支撑掩护式低位放顶煤液压支架。(2)支架结构高度查阅资料并结合实际最大高度比采高多200mm左右即：Hmax=Mmax+0.2最小高度即：Hmin=Mmin-0.35故Hmin=3.0-0.35=2.6根据计算并且结合实际选择ZZ9200/24/50式6-3式6-4型放顶煤液压支架。支架型号高度(m)中心距(m)支架工作阻力(kN)支护强度(MPa)支架中心距(m)适应倾角(°)、(3)移架方式因为煤层比较稳定，所以采用成组连续式。要等到拉架过后才能进行放煤，一般要滞后5组支架。(4)放煤方式对比3号煤层地质条件，结合课本知识可知，由于综放工作面的顶煤厚3.57m,因此采用单轮间隔放煤，这样可以减少混矸，操作时采用本架操作，计划一采一放，采放平行作业。1.工作面刮板输送机刮板输送机的运输能力依据经验应该大于工作面的生产能力：选用SGZ1200/600型刮板输送机，其技术参数如表6.4。型号运输能力(t/h)设计长度(m)中双链刮板链间距(mm)(2)工作面后刮板输送机的运输能力应能满足放出煤的需求型号运输能力(t/h)链速(m/s)功率(kw)中双链1.进刀方式：采用端部割三角煤斜切进刀。2.进刀方法：进刀方式如图6.1所示。3.采煤工艺工艺流程为：割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜6.1.5端头支护及超前支护方式由于工作面和顺槽之间存在高差，因此设置端头支架，其特征如表6.6。序号技术参数12345四柱支撑掩护式6.1.6采煤工作面正规循环作业(1)劳动组织形式实行追机作业，将工作面划分为若干段，将工人划分为若干组，各组轮流接力追机。可充分利用工时，这样会提高工作效率，并且减轻劳动强度，适用于较强的综采工作面，一个工作循环就是完成割煤、移架和推移输送机的主要工序。本工作面采用“三八”作业制的多循环作业方式。(2)劳动组织表：Q=Q₁+Q₂式6-8式中：Q₂—放顶煤放的产量，t;Q一每个循的环产量，t;L₁一工作面长度，200m;M₂—放煤高度，取3.57m;P—煤的容重，1.30t/m³;C₁—割煤回采率，97%;C₂—放煤率，86.1%。Q1=200×0.8×3.0×1.30×0Q₂=200×0.8×3.57×1.30×0日产量：Qr=Q×日循环数=1244.62×4=4978.48t工作面主要技术经济指标见表6.10。(2)锚固形式：选用两支锚固剂，一支先放一支后放。为了安全起见，选择树脂加长锚固(3)锚杆布置：锚杆每排的距离确定为1m,每一排打7支锚杆。每支的距离是800mm,邻近帮壁的时候锚杆距离帮壁500mm。7.1.1矿井设计生产能力及工作制度漳村煤矿初步设计生产能力为1.5Mt/a。盘区所采煤层为3号煤层，该煤层特征为低灰～中灰分、特低硫～低硫、高热值～特高热值、较高软化温度灰之贫煤，煤层平均厚度为6.57m,煤层倾角平均6°。煤的体积质量为1.30t/m³。3号煤层瓦斯含量较小是低瓦斯矿井，煤尘不易自燃，但却具有爆按照设计确定顺槽的运距是2130m,平均1860m,大巷的运距是2200m,平均2150m。因此，计算得知井底车场到达工作面的最大运距为4330m。辅助运输量要按照具体生产需要来确定。对于工作面的必要品需要尽量一次到位，然后缓慢补充，做到不耽误生产。井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统。(1)运煤系统采煤工作面→运输顺槽→盘区煤仓→运输大巷→井底煤仓→主井→地(2)运料系统(3)人员运送系统地面→副井→井底车场换乘站→辅运大巷→各个工作地点。(4)排矸系统采煤工作面→回风顺槽→轨道大巷→井底车对于设备的选型应该考虑开拓系统状况，做到生产能力的相互匹配。需要注意生产能力要满足：采煤机的生产能力<工作面输送能力<转载机、胶带输送机能力设备要方便运输、检修。7.2.2盘区运输设备选型及能力验算盘区运输设备配套选型如下各表所示：型号适应倾角/()适应煤层硬度生产能力t/h型号运输能力(t/h)设计长度(m)中双链刮板链间距(mm)型号运输能力(t/h)链速(m/s)功率(kw)设计长度(m)中双链功率运输能力转载机长功率运输能力转载机长表7.6液压支架技术特征支架型号高度(m)中心距(m)支架工作阻力(kN)支护强度(MPa)支架中心距(m)适应倾角(°)技术参数额定压力功率经计算得知，本次设计放顶煤工作面的最大出煤量分别是707t/、和2079t/h,前后刮板机的运输能力分别是2000t/h和2500t/h,因此工作面的最大出煤量也不会超过3000t/h,为满足效率，选择的转载机的生产能力为4000t/h,破碎机通过能力为4000t/h,因此根据实际需求大巷带式输送机的能力确定为4000t/h,这样符合上述选型原则。因此，所选设备能满足要求。7.3.1主运输大巷设备选择本矿井是高产高效矿井，因此为了满足产量的需求，大巷采用带式输大巷带式输送机的主要技术参数见表7.8。带宽带速4功率分配驱动滚筒布置及个数头部双滚筒、尾部单滚筒驱动滚筒直径电机台数及功率3×1000(防爆)7.3.2辅助运输大巷设备选择本设计的巷道用双巷掘进，配合了现代化的设备，并且矿井的地质条件比较好。所以，为了满足矿井的生产需要也为了方便运输尽快投产。井下运输车辆各项参数见表7.9。名称载重型号量/辆使用地点铲蓄电池电铲铲井下人力轻便货车吊车长材车维修车材料平板车支架拖车车62222441大巷运输牵引车调度牵引车支架短途材料短途工人运输人员、长人员、长支架运送送连采机、1连采机、47.3.3运输设备能力验算1.主运输设备前面讨论到工作面的最大出煤量不会超过3000t/h。考虑到掘进平巷时也会出煤，加之设置了煤仓。因此大巷的带式输送机的能力选择4000t/h。这样完全满足生产需要。因此主运设备符合。2.辅助运输设备选择MT-16型车，每辆可以运送14人。第八章矿井提升漳村煤矿初步设计的年生产能力为1.5Mt/a,属于大型矿井，由于提升煤炭以及辅助提升的任务较大，一般均设主、副井两套提升设备。主井用箕斗提升煤炭，副井采用罐笼担负辅助提升任务。对于井筒形式为立井的矿井，井下的各种运输较为重要，但是通过提升设备将其运往地面更为重要，同时它也是连接地面与井下的重要枢纽。本矿井服务年限53.83年，产量也较大，因此开掘的井筒要有着极好的支护，而且必须能够达到服务年限。(1)主井年产量：An=150Mt/a;(2)工作制度：年工作日br,日工作小时数t,根据《煤矿设计规范》,(3)矿井开采水平井深Hs:Hs=260m;(4)提升方式：箕斗(5)矸石提升量：矸石按煤炭产量的20%计算，则矸石提升量为：最大班下井人数：一般按每天下井工人总数的40%计算。(6)卸载水平与井口高差Hx=18m;井下运输水平与装载水平的高差：(7)煤的松散密度：0.95t/m3。矿井设计生产能力为1.5Mt/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。具体参数见表8.1。淮名义载重有效容积南最大终端载荷煤尾绳悬挂装置最大允许载荷机最大提升高度m厂箕斗自重t(1)井筒各水平的深度(同上);(2)矸石提升量：矸石按煤炭产量的20%计算，则研石提升量为：150Mt×20%=30Mt式(8.1)(3)最大班下井人数：一般按每天下井工人总数的40%计算。(4)提升方式：罐笼选择宽罐笼型号为GDG1.5/9/2/4K,窄罐笼型号为GDG1.5/9/2/4罐笼具体参数如下表8.2:罐笼型号乘人面积/m2罐笼总载重/t罐体自重/t编制单位南京院第九章矿井通风及安全技术9.1.1矿井通风方式的选择漳村煤矿瓦斯含量较小，属低瓦斯矿井，因为井田的走向长度较大，三条大巷也沿着走向布置。结合实际矿井的各种特点，本次设计决定采用两翼对角式通风方式。采用两翼对角式通风，虽然在前期建井投资大，建井时间长，管理较为分散。但是这种通风方式风的流动路线短，通风阻力小，抗灾能力强，这对于煤尘有爆炸危险性的本矿井具有很大的适用性。9.1.2矿井主要通风机工作方式选择因漳村煤矿煤尘具有爆炸危险性，如果采用压入式通风，当通风机因故骤停时，井下风流压力降低，造成煤尘积聚，且可能会使采空区瓦斯涌出量增加，造成瓦斯聚集，这对本矿井具有致命威胁，因此决定采用抽出式通风。9.1.3盘区通风系统的要求1.每个工作面应该保证通入稳定新鲜的风流，并且能够分区通风。2.使井下有害气体更容易排放。3.工作面风速不小于1m/s。4.对于煤层具有爆炸危险性的矿井，能有效保证工作人员的正常工作。9.1.4工作面通风方式的选择结合本矿井的条件可知，工作面是沿走向推进，倾向布置，矿井的瓦斯含量较小。考虑到下行风在稳定性和突发事故上的能力不及上行风，因此本设计决定工作面选择上行通风。由于盘区段较长，因本次设计矿井的为低瓦斯矿井，若选用Z形、Y形通风会加大投资费用，且在技术可行性上较为麻烦得多，因此最终决定选用U形通风，双巷进风能满足设计要求。9.2.1工作面所需风量计算1.按瓦斯涌出量计算查阅资料知回风巷中瓦斯的浓度不能超1%。即：式中Qb—排出瓦斯所需风量，m³/minQzi—瓦斯平均绝对涌出量，m³/min;漳村煤矿绝对瓦斯涌出量为8.07～17.92m3/min,则Qz=(17.92+8.07)/2=13.0m³/min;Kz一瓦斯涌出量不均衡系数，Kz=17.92/13.0=1.38。即工作面需风量：Qb大=100×13.0×1.382.按工作面气温与风速的关系计算查阅资料知，工作面温度和风速的对应，见表9.1工作面温度工作面风0.3~0.5~0.8~1.0~1.5~3.按人数计算9.2.2备用面需风量计算计算公式如下：计算知：Q备=0.5×2000取Q备=1200(m³/min)9.2.3掘进工作面需风量1.按瓦斯涌出量计算。按式9-1计算知，工作面需风量Qa掘=100qgai×Kai2.按人数计算按式9-2计算3.按吸风量计算风量I—同时工作的通风机台数。Q掘=(800-15×16.5)×1按照规定取三种方法中最大值，考虑富余量后：9.2.4硐室需风量根据资料知：9.2.5其他巷道所需风量根据资料，计算公式如下：取1700m³/min9.2.6矿井总风量∑Q采一放顶煤工作面的风量，m³/min;∑Q备一备采面的风量，m³/min;∑Q掘一掘进面的风量，m³/min;ZQ硐一硐室的风量，m³/min;ZQ其他一其他巷道的风量，m³/min。式9-8式9-9则ZQmin=1.2×(2000+1200+1ZQmax=1.2×(2000+1200+1100×3+22.根据矿井人数，按下式计算：式中N—井下最多人数，取N=400人；K—风量备用系数，取K=1.2。则总风量容易时期：8760m³/min,困难时期：10080m³/min。9.2.7风量分配1.通风容易时期和困难时期的确定通风容易时期是初期开采北部盘区时，由于巷道阻力在后期会增加，通风容易时期：北区布置一个采煤面、一个备采面、两个掘进面。2.配风(1)进风平巷：Q进=4000×1.2=4800m³/min(2)备采面：Q备=2000×1.2=2400m³/minQ掘=1100×1.2=1320m³/minQ掘=1600×1.2=1920m³/minQ充=100×1.2=120m³/minQ其=1600×1.2=1920m³/min经以上分配过程，矿井风量满足分配并且有一定的富余量。3.风速验算Si—巷道断面积，m²。风速验算分通风容易时期和通风困难时期(1)通风容易时期风速验算②井底车场V=3.22m/s。③辅助运输大巷V=Q/S=4.13m/s。④进风顺槽V=Q/S=2.42m/s。⑤工作面Q=4800m³/min,S⑥联络巷V=Q/S=2.42m/s。⑦回风顺槽V=Q/S=2.42m/s。⑧回风大巷V=Q/S=4.13m/s。⑨回风井(2)通风困难时期风速验算①副立井②井底车场V=Q/S=3.28m/s。③辅助运输大巷风速验算V=Q/S=4.13m/s。④进风顺槽风速验算V=Q/S=2.42m/s。⑤工作面风速验算Q=4800m³/min,S=26.68m²。V=Q/S=2.99m/s。⑥联络巷风速验算V=Q/S=2.42m/s。⑦回风顺槽风速验算V=Q/S=2.42m/s。⑧回风大巷风速验算V=Q/S=4.67m/s。⑨回风井风速验算V=Q/S=4.37m/s。两个时期各段巷道风速汇总见表9.2。通风容易时期通风困难时期副立井副立井井底