京莊礦8號煤層開采設計【含CAD圖紙+文檔】

壓縮包內(nèi)含有CAD圖紙和說明書,均可直接下載獲得文件，所見所得，電腦查看更方便。Q 197216396 或 11970985 摘 要本次設計主題京莊礦8#煤層礦井初步設計京莊礦位于大同市西南約20km，大同煤田東部，煤層平均厚度為2.56m。井田面積為22.3平方公里，工作面長度為160m，工業(yè)儲量為7.9Mt，可采儲量為7.1Mt，礦井生產(chǎn)能力為1.0Mt/a。年工作日為330天，日工作班數(shù)為4班。由通風報得知瓦斯相對涌出量平均為0.2m3/t，屬于低瓦斯礦井，煤層為易自燃煤層。開拓方式采用主副立井開拓方式，采煤工藝為傾斜長臂采煤法。關鍵詞：基本資料；礦井開拓；采煤工藝ABSTRACTThe design theme of 8# coal seam mine in Jing Zhuang mine is preliminarily designed.The Jing Zhuang coal mine is located in the southwest of Datong, about 20km, and the average thickness of the coal seam is 2.56m in the east of Datong coalfield. Ida area is 22.3 square kilometers, the length of working face is 160m, industrial reserves are 7.9Mt, recoverable reserves are 7.1Mt, and mine production capacity is 1.0Mt/a. The annual working day is 330 days, and the number of daily working classes is 4.According to ventilation report, the average gas emission is 0.2m3/t, which belongs to low gas mine and coal seam is easily spontaneous combustion coal seam.The development way is to use the main and auxiliary shaft development methods, and the mining technology is inclined long arm coal mining method.Keywords:Basic information; mine development; Mining Technology目 錄1 井田概述和井田地質(zhì)特征11.1礦區(qū)概述11.1.1礦區(qū)地理位置11.1.2礦區(qū)地形地貌11.1.3礦區(qū)水文簡況11.1.4礦區(qū)的氣候21.1.5礦區(qū)的地震資料21.2井田地質(zhì)特征21.2.1井田勘探程度21.2.2礦區(qū)地質(zhì)層位概況31.2.3礦區(qū)井田構造41.3煤層的埋藏特征51.3.1煤的層數(shù)51.3.2煤的物理性質(zhì)及煤巖特征61.3.4煤的其他性質(zhì)71.3.5煤的風氧化72 井田境界、儲量與工作制度82.1井田境界82.2工業(yè)儲量的計算82.3礦井的工作制度83 井田開拓103.1井田開拓的確定103.2井筒103.3開采水平的設計113.4礦井基本巷道及建井計劃113.4.1井底車場形式113.4.2主要開拓巷道134 準備方式164.1帶區(qū)巷道布置164.2帶區(qū)巷道運輸系統(tǒng)174.3確定帶區(qū)生產(chǎn)能力174.4帶區(qū)主要回采巷道185采煤方法205.1采煤工藝方式205.1.1采煤方法的選擇205.2液壓支架225.3采煤機245.4工作面上下出口支護方式255.5勞動組織和工作面成本256 礦井通風與安全286.1礦井通風系統(tǒng)的選擇286.1.1擬定礦井通風系統(tǒng)286.1.2通風方式的選擇286.3防止特殊災害的安全措施327 礦井運輸、提升、排水系統(tǒng)347.1主副井提升選型347.1.1確定主、副提升方式347.1.2主井提升347.1.3副井提升367.2運輸設備選擇及驗算367.2.1設備選型原則367.2.2帶區(qū)運輸設備選型及能力驗算367.3井下排水438 設計礦井基本技術經(jīng)濟指標44參考文獻46致 謝471 井田概述和井田地質(zhì)特征1.1礦區(qū)概述1.1.1礦區(qū)地理位置 京莊礦位于大同市西南約20km，大同煤田東部，地理坐標：東經(jīng)11258291130834；北緯395832400543。區(qū)內(nèi)有忻州窯、煤峪口、永定莊、同家梁、大斗溝、白洞等大型侏羅系煤層生產(chǎn)礦井；有北羊路、南信莊、南辛莊、銀堂溝、槽家窯、鄭家?guī)X等村莊，屬大同市南郊區(qū)管轄。京莊礦處于老礦區(qū)及大同市郊區(qū)，京包鐵路、大秦鐵路，北同蒲鐵路，均交匯于大同市，大運、京大高速公路均已建成通車，區(qū)內(nèi)有大同至王村鐵路專線，忻州窯運輸干線；次級公路成網(wǎng)，交通運輸方便。1.1.2礦區(qū)地形地貌京莊礦位于山西省北部、呂梁北部黃土高原區(qū)、大同煤田北東部，為低山丘陵地貌，中部溝谷發(fā)育，為低山丘陵臺地，海拔高程12001400m。全區(qū)地形東南邊緣口泉山脈較高，最高標高1550m；最低處位于口泉河河床，標高1100m，相對高差450 m，一般標高約1300m。井田大部被黃土覆蓋，溝谷及山脊有基巖出露。1.1.3礦區(qū)水文簡況井田屬海河流域永定河水系，桑干河北岸支系。區(qū)內(nèi)主要河流有十里河、口泉河、鵝毛口河。十里河位于大同市西南，為大同煤田內(nèi)最大河流，流域面積1044km2，全長61.5km，河床寬50-60m，坡度0.21%，樹枝狀水系，歷史上最大流量224m3/s，最小0.003m3/s。口泉河流經(jīng)本井田，流域面積600km2，全長50km，河床寬20150m，坡度57%，樹枝狀水系。為間歇性河流，平常流量很小，且主要靠礦坑排水補給，雨季山洪爆發(fā)流量猛增，最大洪峰流量達600m3/s。鵝毛口河位于大同煤田南部，流域面積110km2，全長12km，河床寬80130m，坡度1.8%，樹枝狀水系。最大流量0.043m3/s。1.1.4礦區(qū)的氣候本區(qū)屬大陸性氣候。冬季嚴寒，夏季炎熱，氣候干燥，風沙嚴重。年均氣溫6.88.8，年極端最高氣溫37.2，年極端最低氣溫-26.5，季節(jié)溫差和晝夜溫差顯著；歷年年降水量28.08431.5mm，69月份降水量最多，約占全年降水量的80%；歷年蒸發(fā)量1885.12386.3mm，57月份蒸發(fā)量最大，約占全年蒸發(fā)量的5060%；大同風沙多且著名，西北風幾乎貫穿全年，5月風力最大，風速14.022.0m/s；冰凍期當年11月至次年3月，最大凍土厚1.56m；最大積雪深度22cm，歷年霜凍期177218天。1.1.5礦區(qū)的地震資料大同市及周邊地區(qū)為地震多發(fā)地帶，但多為眾多小震形式出現(xiàn)，其中1989年10月18日大同縣陽高縣地震震中烈度8級，造成重大災難。1.2井田地質(zhì)特征1.2.1井田勘探程度大同煤田地質(zhì)工作開展較早，1938年日本人進行了包括本井田在內(nèi)的1/萬地質(zhì)測量。19521966年，山西煤田地質(zhì)勘探115隊進行過不同比例尺的地質(zhì)測量；19821985年，山西煤田地質(zhì)勘探114隊、115隊進行1/萬地質(zhì)修測成圖。1986年12月，山西煤田地質(zhì)勘探115隊提交山西省大同煤田北部石炭二疊系詳查勘探地質(zhì)報告，1987年10月山西省煤炭工業(yè)管理局以第8701號文批準，本井田位于該詳查區(qū)內(nèi)。2001年12月，山西煤田地質(zhì)勘探115隊提交大同煤田同忻井田石炭二疊系精查地質(zhì)報告，2002年1月國土資源部以國土資認儲字2002160號文批準。2005年2006年1月，山西煤田地質(zhì)勘探115隊受大同煤礦集團委托，依據(jù)同忻井田歷次勘查所獲的原始地質(zhì)資料，按煤、泥炭地質(zhì)勘查規(guī)范和國土資源部劃定的同忻井田范圍進行綜合整理、分析研究，編制了本次評估利用的山西省大同煤田同忻井田石炭二疊系煤炭資源儲量核實報告，該報告經(jīng)國土資源部礦產(chǎn)資源儲量評審中心評審，國土資源部以“國土資儲備字2006100號”關于山西省大同煤田同忻井田石炭二疊系煤炭資源儲量核實報告礦產(chǎn)資源儲量評審備案證明予以備案。2009年7月，山西省煤炭地質(zhì)115勘查院編制了山西省大同煤田同忻井田（擴界）石炭二疊系煤炭資源儲量核實報告，該報告經(jīng)國土資源部礦產(chǎn)資源儲量評審中心評審，國土資源部以“國土資儲備字2009249號”關于山西省大同煤田同忻井田（擴界）石炭二疊系煤炭資源儲量核實報告礦產(chǎn)資源儲量評審備案證明予以備案（附件11）。1.2.2礦區(qū)地質(zhì)層位概況京莊礦位于大同煤田的東北部邊緣，含煤地層上部為侏羅系，下部為石炭二疊系。前者已開發(fā)利用，且資源面臨枯竭；后者尚未開發(fā)，大同煤礦集團申請開發(fā)后者。故僅介紹石炭二疊系含煤地層的地質(zhì)特征及煤炭資源基本情況。根據(jù)鉆孔及區(qū)域資料，同忻井田內(nèi)地層由老到新為：上太古界集寧群，古生界寒武系、奧陶系、石炭系和二疊系，中生界侏羅系以及新生界第四系?，F(xiàn)分述如下：1.上太古界集寧群（Ar3jn）上太古界集寧群由古老變質(zhì)巖系的花崗片麻巖組成。井田內(nèi)深埋沉積覆蓋層之下，井田外的東南部口泉山脈有大范圍出露。2.古生界1）寒武系（）大同地區(qū)缺失元古界，下古生界寒武系直接覆蓋于上太古界集寧群之上，出露于井田東南界外口泉山脈一帶。寒武系巖性底部為砂質(zhì)泥巖、粉砂巖、頁巖夾薄層白云巖、泥灰?guī)r；中部主要為鮞狀灰?guī)r夾白云巖；上部為厚層狀灰?guī)r夾泥質(zhì)條帶灰?guī)r及竹葉狀灰?guī)r。地層厚度約460m。2）奧陶系（O）區(qū)內(nèi)僅出露下統(tǒng)，巖性主要以灰、深灰色厚層狀石灰?guī)r為主，夾灰色及淺灰色泥質(zhì)灰?guī)r和白云質(zhì)灰?guī)r。地層厚度0-63.50m。3）炭系（C）中統(tǒng)本溪組（C2b）：巖性為深灰、灰色夾少量紫紅色鐵質(zhì)泥巖、鋁土質(zhì)泥巖、砂質(zhì)泥巖、粉砂巖夾薄煤層和1-2層石灰?guī)r。與下伏亮甲山組平行不整合接觸。厚度11.26-42.32m，平均厚度23.81m。上統(tǒng)太原組（C3t）：巖性為灰白、灰、深灰色砂巖、粉砂巖、砂質(zhì)泥巖、泥巖、高嶺質(zhì)泥巖及煤層。本組為大同煤田下部石炭系主要含煤地層，共含煤十余層，其中3-5、8號煤層為較穩(wěn)定的主要可采煤層。井田東部和西部煤層遭受煌斑巖侵入，一方面煤層層位遭置換，一方面使煤質(zhì)硅化變質(zhì)。太原組由北向南變薄，厚度19.0592.46m，平均厚度72.39m。與下伏本溪組整合接觸。4）二疊系（P）下統(tǒng)山西組（P1s）：主要巖性為灰白、灰、深灰色砂巖、砂質(zhì)泥巖、夾有煤層，山西組含煤4層，僅下部的山4號煤層局部可采，其它煤層零星分布不可采。井田內(nèi)分布與太原組相近，最北、最南部沉積缺失，本組厚度075.37m，平均厚度23.41m。山西組之上的下石盒子組、上石盒子組、石千峰組均缺失。3.中生界井田內(nèi)賦存中生界的侏羅系下統(tǒng)永定莊組，中統(tǒng)大同組和云崗組，三疊系和白堊系缺失。大同組為主要含煤地層，由大同煤礦集團所屬各礦開采，現(xiàn)已基本開采殆盡，不是本次評估的對象，不再敘述。4.新生界井田內(nèi)缺失第三系，第四系為中、上更新統(tǒng)及全新統(tǒng)。中、上更新統(tǒng)下部為亞粘土，亞砂土，上部為馬蘭黃土。全新統(tǒng)主要為現(xiàn)代風積、洪流積物，多分布于河床及溝谷中。新生界總厚度022.8m，平均厚度4.50m。1.2.3礦區(qū)井田構造京莊礦處于大同向斜的東翼?；緲嬙煨螒B(tài)為一走向N1050E，傾向NW、東高西低的單斜構造，地層傾角一般310。東南及南部靠近煤層露頭處的口泉山一帶地層陡峭，傾角一般3080，局部直立、倒轉(zhuǎn)，向西北方向很快變?yōu)槠骄?，井田構造簡單?.斷裂井田內(nèi)斷裂稀少，僅發(fā)現(xiàn)2條正斷層，沿NNE向展布，落差僅10m左右。南部邊界白洞一帶發(fā)育一逆斷層，落差較大，井田南部邊界處有一條逆斷層。2.陷落柱據(jù)鉆孔資料，1308孔附近推測存在一不規(guī)則陷落柱，可能由巖溶陷落所致。在侏羅系礦井中也揭露出一些陷落柱，多呈不規(guī)則狀。3.褶皺井田內(nèi)存在兩個較大褶曲，即刁窩咀向斜和韓家窯背斜、褶曲幅度較小，均為舒緩波狀。伴隨背斜和向斜，產(chǎn)生一些次級波狀小褶皺。井田內(nèi)斷裂稀少，且落差很??；褶皺幅度小，且多呈波狀。對煤層破壞作用不大， 對煤層開采不會帶來太大影響。陷落柱多為不規(guī)則狀，且未勘查清楚，對煤層開采有一定影響，開采過程中應加以重視。1.3煤層的埋藏特征1.3.1煤的層數(shù)井田含煤地層為侏羅系和石炭二疊系，前者俗稱上煤系，不屬于本次評估對象；后者俗稱下煤系，為本次評估對象。山西組厚0-75.37m，平均厚23.41m，含煤4層，自上而下為山1、山2、山3、山4號煤層，煤層總厚平均0.96m，含煤系數(shù)4.0%。山4號煤層為局部可采煤層，其它煤層零星分布，為不可采煤層。太原組厚度19.0592.46m，平均厚度72.39m。含煤10層，自上而下為1、2、3-5、6、7-1、7、8、9、10、11號煤層，煤層平均總厚20.64m，含煤系數(shù)29%。其中2、3-5、8、9號煤層為可采煤層；3-5、8號煤層為主要可采煤層。其它煤層極不穩(wěn)定，僅零星分布，個別點可采，無工業(yè)意義?？刹擅簩樱?.山4號煤層：位于山西組下部，煤層厚07.55m，平均0.67m。含夾矸04層，一般12層。屬煤層結構簡單較簡單、局部可采的不穩(wěn)定型煤層。2. 2號煤層：位于太原組上部，上距山4號煤層16.6038.80m，平均28.32m。煤層厚06.80m，平均0.94m。屬煤層結構簡單較簡單、局部可采的不穩(wěn)定型煤層。3. 3-5號煤層：位于2號煤層之下0.709.60m，平均2.28m。煤層厚035.31m，平均厚度13.67m，最厚點位于永5號孔。該煤層厚度大，層位穩(wěn)定，為全井田大部可采的較穩(wěn)定型煤層。煤層結構復雜，一般由815分層組成，含矸平均約17%。受煌斑巖侵入破壞，部分地段煤層失去工業(yè)價值。4. 8號煤層：位于6號煤層之下，煤層厚7.4751.56m，平均24.42m，煤層厚013.70m，平均2.56m。含夾矸08層，一般01層。屬結構簡單較簡單、大部可采的較穩(wěn)定型煤層。受煌斑巖侵入破壞，部分地段煤質(zhì)硅化，2106孔煤質(zhì)失去工業(yè)價值。5. 9號煤層：位于8號煤層之下0.917.88m，平均6.63m，煤層厚06.82m，平均0.98m。含夾矸03層，一般01層。屬結構簡單較簡單、局部可采的不穩(wěn)定型煤層?；桶邘r僅在西部2個鉆孔中見到，對煤層影響不大。1.3.2煤的物理性質(zhì)及煤巖特征區(qū)域變質(zhì)煤各可采煤層以弱玻璃光澤為主，少量玻璃光澤或瀝青光澤，層狀、均一狀結構，塊狀構造，參差狀斷口，內(nèi)生裂隙發(fā)育。宏觀煤巖以半亮型煤為主，半暗型煤其次。半亮型煤以亮煤為主。半暗型以暗煤居多。接觸變質(zhì)煤按與巖漿巖遠近分三類：與巖漿巖直接接觸的硅化煤，無色，土狀光澤，塊狀構造，粗糙狀斷口，結構雜亂；天然焦、緊接硅化煤，剛灰色，略具金屬光澤，氣孔發(fā)育，塊狀、似焦炭；變質(zhì)煤，位于天然焦與正常煤之間，與正常煤物理性質(zhì)相近。顯微組分：區(qū)域變質(zhì)煤：有機組分以鏡質(zhì)組為主，絲質(zhì)組次之；鏡質(zhì)組主要為基質(zhì)鏡質(zhì)體與云質(zhì)鏡質(zhì)體；絲質(zhì)體多為碎屑絲質(zhì)體、粗粒體、氧化絲質(zhì)體及少量火焚絲質(zhì)體；無機組分以粘土類礦物為主，其他組分含量很少。接觸變質(zhì)煤：天然焦有機組分有的全部為天然焦，有的以天然焦為主，含少量鏡質(zhì)組、半鏡質(zhì)組、絲質(zhì)組和穩(wěn)定組；無機組分以粘土類為主，碳酸鹽含量明顯增多；變質(zhì)煤的無機組分和有機組分與正常煤無明顯區(qū)別；硅化煤介于天然焦與變質(zhì)煤之間。1.3.4煤的其他性質(zhì)全硫：原煤全硫山4、2、3-5號煤層平均小于1.00%，在0.750.95之間； 8、9號煤層平均大于1.00%，分別為2.31%、2.39%。山4、2號煤層為低硫煤，3-5煤層為中硫煤， 8、9號煤層為中高硫煤，各煤層間自上而下硫分增高的規(guī)律明顯。發(fā)熱量：各煤層原煤發(fā)熱量平均在21.1325.54MJ/Kg之間，以山4號煤層較高，均為中熱值煤。浮煤發(fā)熱量較原煤提高611MJ/Kg。煤灰熔融性及灰粘度：軟化溫度普遍大于1350，部分大于1500，各煤層均為中等高軟化溫度煤灰。3-5、8號煤層煤灰粘度均為不熔。粘結性和結焦性：各煤層粘結指數(shù)平均在78.783.8之間；膠質(zhì)層最大厚度均為22mm，各層平均在11.513.4mm之間。結渣性：3-5號煤層結渣率最低，山4、8號等煤層結渣率均屬中等強結渣煤?？赡バ裕汗峡赡ハ禂?shù)45.267.4，大多小于60%，為較難磨煤，個別大于60為中等可磨煤。1.3.5煤的風氧化本井田的風氧化煤僅分布于井田東南部地區(qū)高陡煤層出露地段。據(jù)地表及小煤窯調(diào)查，風氧化煤多為土狀光澤，棕褐、黑灰、黑色，裂隙發(fā)育，結構疏松，粉狀或碎塊狀，一般無可燃性。風氧化煤的水分、灰分較高，發(fā)熱量低，無粘結性。2 井田境界、儲量與工作制度2.1井田境界 本井田位于山西省北部、呂梁北部黃土高原區(qū)、大同煤田北東部，為低山丘陵地貌，中部溝谷發(fā)育，為低山丘陵臺地，海拔高程12001400m。全區(qū)地形東南邊緣口泉山脈較高，最高標高1550m；最低處位于口泉河河床，標高1100m，相對高差450 m，一般標高約1300m。井田大部被黃土覆蓋，溝谷及山脊有基巖露。2.2工業(yè)儲量的計算井田內(nèi)大部分地區(qū)地層傾角平緩，傾角為3，采用煤層的偽厚度及煤層水平投影面積估算。井田的地質(zhì)儲量的計算公式：Z=s*r*m （2-1）關于以上公式參數(shù)的確定： 1.s-用井田的水平投影面積。2.m-煤的平均厚度。2.56 3.r- 煤的容重,1.4t/m 38煤層的平均厚度為2.56m；井田面積為22.3平方千米，煤的容重為1.4t /m 3，由上面的公式可計算出8工業(yè)儲量為：Z=s*r*m=7992萬噸可采儲量=工業(yè)儲量-損失煤量=7192.8萬噸2.3礦井的工作制度查閱煤礦礦井開采設計手冊（上冊）可確定該工作礦井的年工作數(shù)是330天，每天的凈提升時間為14小時，采用“四六”制。生產(chǎn)能力=工作面長度*煤層厚度*容重*循環(huán)次數(shù)*回采率*330*截深 (2-2)生產(chǎn)能力=160*2.56*1.4*6*330*0.9*1=102萬噸礦井的年設計生產(chǎn)能力（井型）A，服務年限T及可采儲量Zk，三者的關系用下式表達：T=本公式見煤礦礦井采礦設計手冊（上冊）公式233，式中： K礦井儲量備用系數(shù)，可取1.4 Zk井田可采儲量，萬噸當A102萬t/a時，該礦井的服務年限為50年。3 井田開拓3.1井田開拓的確定本設計為大同礦務局京莊礦初步設計，井田面積為22.3平方公里，井田結構是簡單較簡單、大部分可采的較穩(wěn)定型煤層，一般傾角為3。開拓方式的選擇：本礦井8號煤層埋藏深，水文地質(zhì)簡單，因此適用立井開拓。3.2井筒礦井投產(chǎn)前，要先開掘主井、副井、回風井。到生產(chǎn)中期，因地制宜可另行開鑿風井。其中主3.2礦井開拓巷道立井作為主提升井，在井筒內(nèi)安設箕斗，用來提升煤炭；副立井：配備罐籠，用來提升礦井人員、材料、設備、矸石；風井主要用來回風。具體見下表：圖3-1 風井井筒斷面圖表3-1 主井井筒特征表井 型0.9Mt/a提升容器兩套12t箕斗帶平衡錘井 筒 直 徑6.5m井 深400m井筒斷面積23.76m2井筒支護混凝土井壁厚450mm充填混凝土50mm基巖段毛斷面積31.17m2表土段毛斷面積45.36m2 3.3開采水平的設計 井田主采煤層為3-5號煤層和8號煤層，其他煤層暫不考慮，本次設計主要研究煤層為8號煤層。8號煤層傾角為3，有局部近水平煤層，因此特設計為單水平開采。3.4礦井基本巷道及建井計劃本設計的井田僅有一層近水平可采煤層，采用雙立井盤區(qū)式開拓方式，通風方式為中央并列式，運輸大巷布置在8煤層的底板巖石中。3.4.1井底車場形式圖3-2 井底車場平面圖 1.井底車場形式選用立井刀式環(huán)形井底車場，采用固定式礦車運煤，調(diào)車方式為頂推。主要有空車線、重車線、材料車線、回車線、調(diào)車線和人車場等線路。2.井底車場硐室布置在副井井底內(nèi)硐室有：水泵房、水倉、中央變電所等。井底車場巷道和主要硐室的斷面為半圓拱，支付方式為錨噴。 1）水倉 據(jù)有關資料，本礦的正常涌水量為45m3/h，小于1000m3/h。 故 V=Q8式中：V水倉容積，m3； Q礦井正常涌水量，m3/h；由此：V=845=360m3布置有主、副兩個水倉，兩個水倉的容量相同，所以每個水倉的容量為180m3。由水倉的容量為180m3，每水倉的長度可由容量除以斷面積，設定水倉斷面積為10m2 則L=18010=18m2）井底車場平面設計選用1.5t的固定式礦車運煤，其長度為2400mm,一列礦車一般有二十個車廂，車場內(nèi)的空、重車線調(diào)長度可都按1.5倍列車長度計算，最后取取調(diào)車線長度為100 m。3）調(diào)車方式重列車在電機車牽引下，進入調(diào)車線，接著對電機車進行摘鉤，等其過了第一個道岔、錯車線，第二個道岔后，然后回到列車尾部，頂推列車，使其進入副井重車線。最后，電機車由第一個道岔和繞道回車線進入副井空車線，將空列車牽引出井底車場。礦車在井底車場內(nèi)是環(huán)形運行的。圖3-3 運輸大巷斷面圖3.4.2主要開拓巷道 運輸大巷布置在煤層中，其特征表如下：圖3-4 雙軌道大巷表3-2 單位工程量及材料消耗表名稱堅固性系數(shù)支護形式凈周長凈斷面掘進斷面混凝土消耗樹脂錨桿水溝拱墻單位掛網(wǎng)錨噴mm2m2m3m3根m數(shù)量3-514.1314.3816.40.720.32111備注水溝采用一號水溝，錨桿排距800mm800mm 軌道大巷布置在巖層中，其特征值如下：表3-3 單位巷道工程量及材料消耗表名稱堅固性系數(shù)支護形式凈周長凈斷面掘進斷面混凝土消耗樹脂錨桿水溝鋪軌拱墻單位掛網(wǎng)錨噴mm2m2m3m3根mm數(shù)量3-514.1314.3816.40.720.321112備注水溝采用一號水溝，錨桿排距800mm800mm回風大巷布置在巖層中，圖表如下： 圖3-5 回風大巷斷面圖表3-4 單位巷道工程量斷面/m2設計掘進尺寸噴射凈設計風速寬度/m高度/m厚度/m17.312.36500040001004 準備方式4.1帶區(qū)巷道布置 本井田中煤層為緩傾斜煤層，井田準備方式帶區(qū)開采，共劃分為6個帶區(qū)。井田走向長度1154m，傾向長度為821m。井田采用高產(chǎn)高效礦井巷道布置方式，在大巷兩旁直接布置采煤工作面，不需要開掘帶區(qū)上下山。工作面通風方式為U型通風。工作面布置的回采巷道有分帶運輸斜巷和分帶回風斜巷。同時，在工作面推進大巷兩旁時需留設保護煤柱，也就是工作面的停采線的位置，用來保護大巷的穩(wěn)定性，根據(jù)煤層的厚度和頂板巖層留設30m的煤柱。分帶斜巷與大巷連接方式有石門、溜煤眼、，斜巷連接等方式。結合本礦井確定的開拓方式以及分帶斜巷與三條大巷的層位關系，設計采用斜巷的連接方式完成分帶斜巷與大巷之間的物料、人員、煤炭的運輸。連接方式如圖所示：圖4-1 首采工作面示意圖該礦井采煤工作面設計采用后退式開采順序，斜巷布置和掘進采用沿空掘巷。沿空掘巷是完全沿采空區(qū)邊緣或僅留很窄煤柱掘進巷道，防止采空區(qū)的水與有害氣體串入巷道，危及安全生產(chǎn)，可以有效減少煤炭的損失，提高工作面回采率，雖然不能夠減少斜巷的長度，但也減少了開掘工程量，降低了開掘成本，維護費用也減少了。4.2帶區(qū)巷道運輸系統(tǒng)礦井煤的運輸全部采用膠帶輸送機，可以保證連續(xù)運輸。1、運煤系統(tǒng)采煤工作面分帶運輸斜巷運輸大巷井底煤倉主井箕斗提升機地面。運材料設備系統(tǒng)2.材料采用礦車運輸。地面副井井底車場軌道大巷分帶回風斜巷采煤工作面3、排矸系統(tǒng)礦井的排矸路線與礦井的材料設備運輸路線相反。4、排水系統(tǒng)在工作面水自流入運輸大巷水溝，經(jīng)水溝水排入井底車場水倉，然后經(jīng)管道排入地面。4.3確定帶區(qū)生產(chǎn)能力設計井型為1.0Mt/a，綜采，工作面長160m。工作制度為四六制，即三采一準。現(xiàn)以首采工作面為例進行計算。具體可按下式計算：A0=LV0MC0 （4-1）式中：A0工作面生產(chǎn)能力， t/a； L工作面長度，m； M煤層厚度，m； V0工作面年推進長度，20000m/a; 煤層容重，tm3； C0工作面回采率，取C00.9。則礦井年生產(chǎn)能力：A0=1602.420001.40.9=103（萬t/a），一個工作面產(chǎn)量為1.0M t/a，符合要求。4.4帶區(qū)主要回采巷道自運輸大巷挖掘材料車場、進風行人斜巷，而后在煤層中沿傾斜方向掘進分帶運輸進風斜巷至上部邊界，同時沿煤層傾斜向上掘進分帶工作面回風運料斜巷。運輸進風斜巷和回風運料斜巷掘至上部邊界以后即可沿煤層開掘開切眼，貫通兩條斜巷，在開切眼內(nèi)安裝工作面設備，經(jīng)調(diào)試后沿俯斜推進的傾斜長壁即可進行采煤。其主要回采巷道斷面如下：表4-1 斜巷主要參數(shù)圍巖類別斷面/m2掘進尺寸/mm噴射厚度/mm錨桿/mm凈周長/m凈設計掘進寬度高度形式外露長度排列方式排間距長度直徑頂幫頂幫頂幫煤15.716.947003600100樹脂50矩形80080080080024002400202016.8圖4-2 運輸進風斜巷斷面圖圖4-3 回風運料斜巷斷面圖5采煤方法5.1采煤工藝方式5.1.1采煤方法的選擇 該井田地質(zhì)構造簡單，煤層傾角不大，8煤層為中厚煤層，頂、底板較穩(wěn)定。綜合考慮地質(zhì)構造情況、技術水平、經(jīng)濟效益等, 最后選用普通綜采工藝方式進行開采?；夭晒ぷ髅骈L度根據(jù)工作面年生產(chǎn)量和工作面的斜巷布置，回采工作面長度為160m。工作面的推進長度依據(jù)8號煤層1帶區(qū)的地質(zhì)條件及總體設計確定，工作面得推進長度在2000m左右。推進方向:沿走向布置，傾向推進。根據(jù)循環(huán)圖表，工作制度為四六制，三采一準的作業(yè)方式，每天完成6個循環(huán)，采用1m截深的采煤機，最終得到的工作面的日推進長度為6m。1.工作面長度的確定工作面長度按下式驗算： （5-1） 式中：A0工作面生產(chǎn)能力，萬t/a M煤層厚度，m； 煤層容重t/m3； L工作面長度，m； C0工作面回采率，取C0=0.9； V0工作面年推進長度解得工作面長度L為160m.2.確定選擇“三機”型號和進刀方式工作面“三機”為刮板輸送機、采煤機和液壓支架。型號：MG650/1620-WD型采煤機一臺；ZZ8800/18/38型支撐掩護式液壓支架100架；SGZ-800/800刮板輸送機一部。3.回采工作面落煤方式需要裝備雙滾筒采煤機用于采煤，落煤方式：當人面向煤壁時，雙滾筒采煤機的的右滾筒是右螺旋，順時針割煤；而左滾筒為左螺旋，逆時針割煤。采煤方法采用雙穿梭割煤法。當采煤機在采煤工作面的一端斜切進刀，前滾筒割頂部煤層，后滾筒割底部煤層。采煤機到達另一端后斜切進刀，返回的過程中再割一次煤。往返割兩刀煤。割煤方式為往返一次割兩刀。4.采煤機進刀方式雙滾筒采煤機端部割三角煤斜切進刀，具體如圖5-1所示： 圖5-1 采煤機端部斜切進刀5.移架方式和移架順序采用及時支護，即割煤后，緊跟著移架，然后距離采煤機一定距離推移輸送機，其工序可以簡化為割煤、移架、推溜，一架時支架要與頂板保持一定壓力，移架步距要與采煤機滾筒截深相適應，為1米。液壓支架的移架順序采用單架依次順序，要確保支架能夠移成一條直線，這樣操作簡單、方便，安全，工作面環(huán)境好。6.綜采面端頭作業(yè)工作面機頭、機尾分別用2臺端頭支架以及單體柱進行支護，其滯后普通支架一個截深，又因為端頭離超前支護20m的范圍內(nèi)屬于英里集中區(qū)，故端頭支架必須達到初撐力。7.采空區(qū)管理采用全部跨落法處理采空區(qū)，當頂板不易垮落時，采取注水軟化。8.主要設備技術參數(shù)結合本礦井煤層厚度、地質(zhì)情況、技術水平，該工作面采用普通綜采。5.2液壓支架選用支撐掩護式液壓支架，根據(jù)工作面頂?shù)装鍘r性及煤層厚度、采高等條件，并根據(jù)礦井實際情況，工作面上、下端頭空頂區(qū)采用SDA(T10)型端頭支架支護，以及佳木斯煤機廠生產(chǎn)的ZY35B型支撐掩護式支架。工作面機頭和機尾一共布置端頭架4架，中間架100架，共計104架。相關數(shù)據(jù)見表5-1和表5-2。表5-1 SDA(T10)型端頭支架技術特征表型 號SDA(T10)工作阻力（kN）4500初撐力（kN）1810最小支撐高度（m）1.80最大支撐高度（m）3.45支護強度（MPa）0.3230.404中心距（mm）1750質(zhì)量（t）18.0表5-2 工作面液壓支架技術特征項 目單位數(shù)目型 號ZZ8800/18/38型液壓支架型 式支撐掩護式支撐高度m1.83.8支架寬度m1.651.85中心距m1.75推溜力kN990拉架力kN505工作阻力kN8800支護強度MPa0.94初撐力KN7755底板比壓MPa1.92推移步距mm800質(zhì)量t20.453制造廠家沈陽天安、重慶大江信達1.支架支護強度的驗算：根據(jù)經(jīng)驗，可按下式進行計算：支架支護強度校核由校核公式知：g = 9.8kHrcosa103 (5-2) 式中: g頂板對支架的壓強，Pa； k采高的倍數(shù),取8倍； H工作面的采高，2.56 m； r頂板巖石容重，最大取2.7t/m3； a煤層平均傾角,3。代入數(shù)據(jù)得: g =9.882.42.7cos3103=0.49MPa0.94MPa由計算數(shù)據(jù)可知所選支架支護強度符合要求。根據(jù)ZZ-8800/18/38型支撐掩護式液壓支架的特征表可知，工作阻力為8800kN。經(jīng)驗算，工作面阻力P在支架額定工作阻力的80%的范圍內(nèi)，符合要求。2支架初撐力校核支架初撐力約為額定工作阻力的75%為宜。則：P0=75%8800kN =6600kN 由液壓支架技術特征表可知，支架的初撐力為7755KN，符合要求。5.3采煤機表5-3 MG650/1620-WD型采煤機主要技術特征項目技術特征單位型號MG650/1620-WD采高1.5-3.0m適應媒質(zhì)硬度F4煤層傾角15截深800mm滾筒直徑1.4m牽引方式銷軌式牽引力775/388kN牽引速度12.525m/min兩搖臂回轉(zhuǎn)中心距離8460mm機面高度1549mm下切深度350,470,600mm噴霧滅塵方式內(nèi)外噴霧冷卻方式截割、牽引、破碎、泵站電機用冷水總重85t生產(chǎn)廠家天地科技股份有限公司上海分公司5.4工作面上下出口支護方式工作面采用單體液壓支柱加鉸接頂梁進行超前支護。1.工作面運輸平巷的超前支護從煤壁線向外20m進行超前支護，為三排支設，靠近工作面煤體側，安設20m一排單體柱，柱距為1m；另一側同樣安設一排柱距為1m的單體支柱，在距工作面煤體側1.5m打第三排單體柱，配合工字鋼頂梁支護。同時要打4排錨桿，巷道為矩形巷道，垂直打入頂板巖層中，遵循懸吊理論。2.工作面回風平巷的超前支護工作面兩斜巷的超前支護均相同。5.5勞動組織和工作面成本移架、推溜、清煤等工作是以采煤機割煤為中心進行的，采用分工種追機平行作業(yè)，有利于空間、工時的發(fā)揮進而展現(xiàn)綜采的優(yōu)勢。工作面采高為2.56m，采用雙滾筒一次采全高，截深為1m。工作制度為“四六”制，即三采一準，上一班與下一班之間實行現(xiàn)場交接班制，每班工作時間為6個小時。勞動組織配備表和正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表如下：工作面循環(huán)產(chǎn)量按下式計算：日產(chǎn)量=年產(chǎn)量/330d=3090t則工作面循環(huán)產(chǎn)量為：Q=日產(chǎn)量/循環(huán)進度=515t 表5-4 勞動組織配備表序號工種出 勤 人 數(shù)合計一班二班三班四班1班長111142采煤司機222283工作面開溜工111144運輸機司機222285轉(zhuǎn)載機司機111146泵站司機111147絞車司機111148電工、檢修工222289瓦斯員1111410支架工2222811安全員2222812綜合工種555520合計2121212184表5-5 工作面主要技術經(jīng)濟指標序 號項 目單 位數(shù) 量1工作面長度m1602采 高m2.563煤的容重t/m31.44循環(huán)進度m15循環(huán)產(chǎn)量t5156日循環(huán)數(shù)個67日產(chǎn)量t30908坑木消耗m3/萬t69回采率%90圖5-2 正規(guī)循環(huán)圖標6 礦井通風與安全6.1礦井通風系統(tǒng)的選擇6.1.1擬定礦井通風系統(tǒng)表6-1 礦井通風系統(tǒng)通風方式中央式對角式混合式通風方法抽出式壓入式混合式通風網(wǎng)絡串聯(lián)并聯(lián)串并聯(lián) 6.1.2通風方式的選擇通風方式的選擇，原則是多出煤，少投資，高效益，高回報。1、根據(jù)有關規(guī)定， 每個礦井配備安全出口，并且不少于兩個；2、降低通風的費用。主要風道斷面不能太小，壁面要求光滑，拐彎要求要緩，斷面變化要求盡可能要均勻。確保使每個采區(qū)產(chǎn)量均衡，通風阻力接近；3、進風井要避免混入塵土、污風、矸石燃燒氣體。設置進風井和回風井地點的地層穩(wěn)定，施工地質(zhì)條件越簡單占地越少越好；4、滿足瓦斯、火、塵、水和高溫等對礦井通風的要求，同時還要符合采區(qū)與掘進通風的有關要求，并且要考慮下一個水平的通風；5、回風井的服務范圍3Km左右。通過對通風方式的比較以及結合礦井的地質(zhì)情況，最終采用中央分列式通風。生產(chǎn)后期，如果有需要，應盡可能多地開設風井。6.2 礦井總風量的計算綜采工作面實際需風量，應按以下內(nèi)容計算，最終取其中最大值。確保工作面有適宜作業(yè)的空氣環(huán)境。1.按井下同時工作的最多人數(shù)計算 （6-1）計算的式中：N-在煤礦上工作的人數(shù)，6人；4-每個工人提供的風量，m3/min；-煤礦通風方面的一個數(shù)據(jù)，其中包含煤礦里失去的風和對風量的不均勻分配，一般可取1.21.25。這個煤礦工作最多達到40個人。礦井的通風系數(shù)取1.2，所以礦井的總量是： m3/min2.按采煤工作面、掘進工作面、硐室及其它地點實際需要風量的總和進行計算： （6-2）在這個公式中：-在煤礦工作中需要的風總和量，m3min；-掘進面需要風量的總和，m3min；-硐室需的總風量，m3min；-其它方面所需風量的總和，m3min。 1）采煤工作面的需風量在計算工作面時需要瓦斯：結合煤礦實際情況，煤礦達到一定量時，礦井年生產(chǎn)能力為240萬ta，煤礦瓦斯量為3m3/t，是低瓦斯礦井。 按瓦斯涌出量計算工作面風量： （6-3）式中 -第i個采煤工作面瓦斯涌出量不均勻系數(shù)。對于機采工作面，其值為1.31.45。 -第i個采煤工作面瓦斯的絕對涌出量，m3/min。本工作面的瓦斯涌出量不均勻系數(shù)取1.3，所以工作面風量 m3/min2）按瓦斯涌出量計算工作面風量： （6-4）式中 -第i個工作面向前推進時瓦斯涌出量不均勻系數(shù)據(jù)。 -絕對涌出的瓦斯在第i個前進面的分配這個前進面的瓦斯系數(shù)為2，本掘進工作面的瓦斯涌出量不均勻系數(shù)取1.5，所以掘進工作面風量 m3/min3）硐室所需風量的計算采區(qū)絞車房的是6080 m3/min，采區(qū)變電所是6080 m3/min，充電硐室的是100200 m3/min。由以上可得礦井總風量是： m3/min3.根據(jù)礦井的日產(chǎn)量進行風量計算某礦礦為低瓦斯礦井，根據(jù)礦井通風的設計方法，計算如下： ，m3/min （6-5）式中：T-礦井平均日產(chǎn)量，t/d； q-從工作面能夠有良好的氣候條件為出發(fā)點，而得出的對于日產(chǎn)量中每一噸煤的供風標準，通過實際調(diào)查統(tǒng)計得出q=1； K-風量備用系數(shù)，一般取1.51.9。同忻礦K取為1.5，礦井的平均日產(chǎn)量是7037.83t/d，所以礦井總風量Q是：。有以上的計算可知，該礦的總進風量是10556.745 m3/min。 分配的原則：含有沼氣煤礦的風量。1）要計算前進的風量，要用到巷道的斷面，送風長度。2)煤礦下放火藥的地方，充電的地方，應單獨供風。3)風量調(diào)節(jié)，各巷道有危險的氣體的比例，應符合相關規(guī)定。4.其他巷道所需風量的計算按回采工作面、掘進工作面、硐室所需總風量的5來計算，則有： Qo =（1470+6302+560）5 =164.5m3/min5.礦井所需總風量的計算Q=（Qw+Qh+Qr+Qo）K （6-6）全礦按1個回采工作面和1個個掘進工作面進行計算。式中：Q礦井所需總風量 K風量富裕系數(shù)，取為1.1。 則，Q =（1057.5.8+455+560+164.5）1.1 = 2460.7 m3/min = 41.01m3/s 風速的驗算實際計算風量時，應避免出現(xiàn)備用風量兩極分化，要適中。采掘工作面及各條井巷的供風量確定后，要按規(guī)定的風速進行驗算。規(guī)定的風速限定下表：6-2 風速限定表井巷名稱最低允許風/(m/s)最高允許風/(m/s)無提升設備的風井和風硐15專為升降物料的井筒12風橋10升降人員和物料8主要進、回風巷道8架線電機車巷道1.08運輸機巷道、采區(qū)進、回風巷道0.256回采工作面、掘進中的煤巷和半煤巖巷0.254掘進中巖巷0.154其他通風行人巷道0.15 井筒風速計算如下述公式所示：V=Q/60S （6-7）式中：V井筒內(nèi)的風速，m/s Q井筒中的進風流量，m3/min S井筒的有效斷面，m2 根據(jù)上述公式，各井筒風速計算如下：1、主立井：需風量為2830m3/min,井筒有效斷面13.74m2,井筒內(nèi)風速大小為3.43m/s。 2、副立井：需風量5670m3/min,井筒有效斷面21.56m2,井筒內(nèi)風速大小為4.38m/s。以上三個井筒的風速都符合表6-4的允許風速規(guī)定，所以風速驗算合格。3、風井：回風的總量為8925m3/min，井筒有效斷面21.37m2，井筒內(nèi)的風速大小為6.96m/s.6.3防止特殊災害的安全措施1.預防瓦斯和煤塵爆炸的措施所有工作面，要每隔一段時間檢查，要有專門人員檢測；及時處理CH4聚集的地點，加強通風；掘進巷道時必須安設風電閉鎖裝置；工作面必須安設CH4自動檢測儀器；在大巷還要安裝CH4自動斷電儀器；在煤塵多的場所，要有滅塵措施；井下各個場所必須嚴格控制風速；綜采工作面的煤塵最大，所以必須采取注水措施；定期清掃煤塵。2.預防井下火災的措施對于井下重要的一些硐室要安裝防爆的防火門；煤礦設備應具有防爆功能；要防止煤層自然發(fā)火。3.防水措施井底車場應當有一個備用水倉；留設一些防水煤柱；疏水降壓；探放水。4. 防止冒頂事故的措施嚴格執(zhí)行相應的規(guī)章制度；搞好工作面端頭支護；嚴禁空頂作業(yè)；加強支架的管理和維修。7 礦井運輸、提升、排水系統(tǒng)7.1主副井提升選型7.1.1確定主、副提升方式本設計采用的是立井開拓，所以必須匹配相應的提升設備。依照慣例，主井提煤，提升設備用箕斗，副井是用來提升物料、矸石、人員的，提升設備用罐籠。7.1.2主井提升1.提升容器的型式和規(guī)格井型為1.0M