本科畢業(yè)論文-年產120萬噸開元煤礦新井設計

開元煤礦1.2Mt/a新井設計一般部分為開元煤礦1.2Mt/a新井設計，共分10章：1.礦區(qū)概述及井田地質特征；2.利。井田走向(東西)最長約4941.10km,最短約3940.95km傾向(南北)長平均約5.5km,井田水平面積為25.45km2。主采煤層為15號煤層，平均傾角8°,厚約2.5m。井40m;礦井正常涌水量為140m3/h,最大涌水量為220m3/h;煤層硬度系數f2.3,煤質為瘦煤、貧煤；礦井相對瓦斯涌出量為6.69m3/t,絕對瓦斯涌出量為16.89m3/min;煤層無自燃發(fā)火傾向，為Ⅲ類不易自燃煤層；煤層無爆炸危險。礦井年工作日為330d,每天凈提升時間16h。礦井工作制度為：實行“三八”制。translationofanacadandreservesoftheminingfield;3.workingsystem,designedminecapacityand4.developmentofminingfield;5.preparation7.undergroundconveying;8.mineexaltation;9.mineventilationandsafetybasictechnicalandeconomicKaiyuancoalmineliesinYangquan,Shanhighwayrunacrossthesouthernpartoftheminingfield,thetrafficisveryconvenient.It'sf8°.Thegeologicalresources/reservesoftbeltconveyorisappliedtotransportcoalandtra第一篇一般部分1井田概況及地質特征 11.1井田概況 1.2地質特征 1.3煤層特征 92井田境界和儲量 2.1井田境界 2.2井田勘探 2.3礦井各類儲量的計算 3礦井工作制度、設計生產能力及服務年限 3.1礦井工作制度 3.2礦井設計能力及服務年限 4井田開拓 4.1井田開拓的基本問題 4.2礦井基本巷道 5準備方式—采區(qū)巷道布置 5.1煤層地質特征 5.2采區(qū)巷道布置及生產系統(tǒng) 5.3采區(qū)車場及主要硐室 6.1采煤工藝方式 6.2設備 6.3頂板管理 6.4回采巷道布置 7井下運輸 7.1概述 7.2采區(qū)運輸設備的選擇 8.1概述 8.2主副井提升設備選型 9礦井通風設計 9.1礦井概況 9.2礦井通風系統(tǒng)和通風方式 9.3風量計算及分配 9.4全礦通風阻力的計算 9.5通風機選型 9.6礦井災害防治措施 10設計礦井基本技術經濟指標 參考文獻 1井田概況及地質特征1.1.1交通位置開元煤礦現礦井工業(yè)廣場東距壽陽縣城約14km,井田中部有壽陽~段王運煤鐵路專用線，井田南部有石~太鐵路線，經壽陽東站可達全國。壽陽站通往全國各大城市里程見表1-1。表1-1壽陽站通往全國各大城市里程表地名石家莊北京秦皇島連云港上海鄭州西安里程鐵路公路307國道從井田中部通過，太(原)-舊(關)高速公路從井田南部通過，交通十分方便。交通位置圖見圖1-1.井田位于壽陽、陽泉構造堆積盆地區(qū)的西北部，屬黃土丘陵地貌，梁、峁比較發(fā)育且平坦，溝谷多呈“U”字形寬谷、井田內大面積為第四系黃土及第三系紅土所覆蓋，沖溝中有基巖出露，為石炭系太原組及二疊系上、下石盒子組地層。井田地勢總的趨勢為西高東低，北高南低，最高點在井田西南的寺兒溝，標高為1247.3m;最低點在井田東南的寺莊，標高為1062.7m,最大高差為184.6m,一般相對高差多在40-100m之間。降水多集中在6-9月，7、8兩個月最多，多為暴雨常夾冰雹；蒸發(fā)量：平均年蒸發(fā)量為1754.16mm,年最高達2265.0mm,年最低為1483.8mm;氣溫：年平均氣溫為7.60℃,一月份最冷，平均-8.80℃,七月份最熱，平均氣溫為21.60℃;風向：風向夏季為東南、冬季為西北；風速：年平均風速為2.48m/s,最大月平均為3.9m/s,最小月平均為1.0m/s;霜期：初霜期9月中旬，終霜期為次年的4月中旬，長達7個月之久，全年無霜期為148天；凍土深度：最大凍土深度為1.10m。按山西省城市(縣城)地震基本烈度區(qū)劃圖，該區(qū)屬七級基本地震烈度區(qū)?，F礦井工業(yè)場地建有35kV變電所，雙回35kV電源引自新元煤礦110kV降壓站。2000年在礦井工業(yè)場地內已打一眼深井，通過抽水試驗，各項指標均滿足國家生活身想費社巖當身想費社巖當虎白也相對劃7該質也隔動型8賀巴制砂書語用思最智知世中邊過婦該質也砂質或巖度質思制沙歲復附包現卷發(fā)包制型簽切世中數卷0貫四包城卷貫世粉砂歲3翅死巴制砂名708F員四想花質視智砌厭母制沙名8質四包沙質觀劃讀用思沙兩現出即9型巡0灰網思砂質現歲銹歷色石允型河爾思制砂劃29筑世石我智灰但黏質眼智…一網色或簽n國包合數誤劃四想或型”的死巴制砂安該質也石頁慰0貧網包好質配容M想網包現容質色鋼用呢安e用網也魂巖灰白1歲石名格1琵典和士34雜世明砂治6雜包砂質泥慰B 0三D2質深巴第砂名N頁學世中砂卷n雜世調兩現巖成屬世用沙名9成歷也中相砂巖該歷原要砂用或巖*質思最沙智員擔沙或智五盡誘質但或劃員世砂典呢慰復想制教砂卷2復也現巖員世砂質成歲題用一談質想砂質退劃4192逾該質包社質呢容整風世預沙劃1.2地質特征1.2.1地層井田位于沁水煤田西北隅，屬掩蓋半掩蓋區(qū)，新生界地層廣泛分布，基巖零星出露于溝谷之內。地層由老到新依次為：奧陶系中統(tǒng)；石炭系中、上統(tǒng)；二迭系；第三系；1)奧陶系(O)2)石炭系(C)泥巖、鋁質泥巖及2-4層石灰?guī)r組成，夾淺灰色細粒砂巖及2-3層煤線。底部為透鏡狀分布的山西式鐵礦及G層鋁土礦，與下伏地層平行不整合接觸。4層，自下而上依次為K2下、K2、K3及K4石灰?guī)r。含煤11層，編號依次為8、9上、9、11、12、13、13下、15、15下、16、17號，其中8、9、15、15下號4層可采。3)二疊系(P)色砂質泥巖、泥巖和煤層組成。底部以K7砂巖連續(xù)沉積于太原組之上。本組含煤6層，編號依次為1、2、3、4、5、6號，其中3、6二層可采。厚度為111.60~133.14m,平均厚度為122.60m。以底部K8砂巖連續(xù)沉積于山西組之巖為灰、灰白色粗-細粒砂巖。上部為灰、灰綠色、灰黃色中粗粒長石，石英砂巖夾紫紅色砂質泥巖、泥巖。頂部為1-2層鋁質泥巖或含鋁質泥巖，富含菱鐵質鮪粒，風化后呈鮮艷的紫紅色斑塊，俗稱“桃花泥巖”,可作為輔助標志層，與頂部的上石盒子組分界。厚度為235.00~438.45m,平均厚度為345.00m,以K12(獅腦峰砂巖)為界分為上①下段(P?s')自K10砂巖底至K12砂巖底。下部以黃綠色、灰綠色中細粒砂巖為主，夾黃褐、黃硅質膠結。其上為黃綠色、暗紫色細粒長石、石英砂巖與暗紫色、黃綠色砂質泥巖互層。4)第三、第四系(R+Q)厚度為0~25m,由鮮紅、暗紫色粘土，紫紅色細砂巖，淺灰色礫巖組成，不整合覆于各不同時代基巖之上。厚度為5~70m,下部為黃土、淡紅色細-粉砂土。中部為灰褐、黃灰色粘土夾泥灰?guī)r薄層。上部主橙紅、深紅色粘土、亞粘土、夾多層古土壤層。厚度為10~30m,淡紅、褐黃色亞粘土、粘土，夾古土壤層及1-3層鈣質結核，底部為淡紅色砂礫石層。厚度為0~15m,井田內廣泛分布，為淡灰黃、土黃色亞粘土、亞砂土、含鈣質結核厚度為0~20m,分布于各大溝谷之內，為近代沖洪積物、基巖風化砂土層。1)區(qū)域地質構造開元井田位于沁水煤田壽陽礦區(qū)西北部，陽曲一盂縣緯向構造帶南翼，其東西兩側受太行經向構造帶和新華夏系構造的控制，南部受壽陽西洛南北向構造帶的影響，整個礦區(qū)是在緯向與經向和新華夏系構造復合控制之下。2)井田地質構造開元煤礦井田總體構造形態(tài)為一走向東西，向南傾斜的單斜構造，在此單斜上發(fā)育有次級的寬緩褶曲，使井田呈舒緩的波狀起伏，煤層傾角為2-8°,平均傾角為6°。(1).褶曲井田內發(fā)育較大褶曲二條。放馬溝向斜：位于井田中部，放馬溝村南。走向近東西，北翼傾角110°,南翼傾角4—80°。井田內延伸約2500m。上峪背斜：位于井田中部，放馬溝向斜南。兩翼傾角4—60°。該井田斷層比較發(fā)育，斷層走向大致成北東東向，主要受東西向區(qū)域構造(即：放馬溝向斜、上峪背斜)的影響，其中被鉆探或巷道揭露、三維地震探測的較典型的斷層表述一下(見表1-2、1-3)。①F12正斷層位于井田西北部，放馬溝村北。走向近東西，傾向南，傾角70—800。為209和H1號孔所揭露，209號孔缺失K3-K2下地層，使太原組地層縮短35m。H1號孔太原組缺失K3灰?guī)r及其上、下部地層，使地層縮短17m。故該斷層斷距在17—35m間，井田內延伸長度約1200m。②FIl正斷層位于F12斷層南，屬其分支斷層。走向北東，傾向南東，傾角750,斷距20m,延伸長度約160m:表1-2井田大型斷裂構造統(tǒng)計表斷層序號斷層性質落差延伸長度鉆孔或巷道揭露備注正209、H1鉆孔井田西北部放馬溝村北正位于Fi?斷層南屬其分支斷層正位于F??斷層北走向北走向北東傾向南東4(F??)正7位于F??斷層西與F??斷層基本平行延伸正823*孔揭露走向北東東傾向南正210#孔揭露位于F12斷層北走向近似東西傾向南正H2#孔揭露推斷其走向北東東傾向南正巷道揭露位于井田西北角走向北東東傾向南正巷道揭露位于井田北部H5號孔東走向東西傾向北正巷道揭露位于Fh1斷層南走向北西傾向南西正位于H5號孔南走向北東傾向北西正巷道揭露位于P35號孔南走向北東東傾向南正巷道揭露位于Fh4斷層南走向近東西傾向南 根據2002.6山西省壽陽縣地方國營黃丹溝表1-35m以上落差斷層特征一覽表(三維地震帶內)煤層斷層序號斷層性質落差延伸長度備注1正三維帶內北西處走向近似東西2正三維帶內南西處走向近似東西3正三維帶內中部走向北東4正三維帶內中部走向北西5正三維帶內中東部走向北西6正三維帶內中東部走向近似東西1正三維帶內北西部走向近似東西2正三維帶中部走向北東3正三維帶中部走向北西4正三維帶中部走向北西5正三維帶中部走向北西6正三維帶中東部走向北西7正三維帶中東部走向近似東西15”1正三維帶西部走向近似東西2正三維帶中部走向北東3正三維帶中部走向北西4正三維帶中部走向北西5正三維帶中東部走向近似東西6正三維帶中東部走向北西15”1正三維帶西部走向近似東西2正三維帶中部走向北東3正三維帶中部走向北西4正三維帶中部走向北西5正三維帶中東部走向近似東西6正三維帶中東部走向北西③正斷層位于井田西北部，F12斷層北，走向北東，傾向南東，傾角850,斷距15m,延伸長④F14正斷層位于井田西部，F13斷層西，走向近東西，與F12斷層基本平行延伸，傾向北，斷距7m,延伸長度430m。⑤F19正斷層為23號孔揭露，測井解釋斷點深度348.40m,6號煤斷失，推斷其走向北東東，傾向南，斷距8m,延伸長度600m。⑥F53正斷層位于F12斷層北，走向近東西，傾向南，傾角800,斷距16—30m,延伸長度1500m。210號孔所遇即該斷層。⑦F54正斷層為H2號孔揭露，測井解釋斷點位置431.20m,推斷其走向北東東，傾向南，斷距7m,延伸長度500m。⑧F62正斷層位于井田西北角，為生產礦井巷道中所見，走向北東東，傾向南，傾角750,斷距12m,延伸長度約670m。⑨Fh1逆斷層位于井田北部，H5號孔東，巷道中所見，走向近東西，傾向北，傾角750,斷距6m,延伸長度115m。⑩Fh2正斷層位于Fh1斷層南，巷道中所見，走向北西，傾向南西，傾角750,斷距6m,延伸長另外，三維地震勘探中發(fā)現一條落差30m的斷層，小于15米斷層36條；開采過程尚見到幾條斷距2—3.5m,延伸不長的層間小斷層。井田內陷落柱已證實的有35個，最大者長軸90m,短者20m;地表所見陷落極少，隱伏較多；三維地震解釋28個，最大者長軸254m,短者20m。陷落柱其規(guī)模大小不等，形狀以圓形和橢圓形為主。井田內無巖漿巖侵入現象，故對煤層及煤質無影響。1.2.3水文地質1)含水層及隔水層井田主要含水層自下而上為奧陶系中統(tǒng)石灰?guī)r含水層、石炭系上統(tǒng)太原組石灰?guī)r含水層、二迭系砂巖含水層、第四系砂石層等，各含水層分述如下：奧陶系中統(tǒng)埋深130~570m,井田北部外圍大面積出露，本統(tǒng)分上、下馬家溝組及峰峰組，以上馬家溝組石灰?guī)r含水層富水性最強。奧灰水位標高為+630m,井田內僅15號及15下號煤層在井田南部低于該標高。(2).石炭系上統(tǒng)太原組石灰?guī)r溶蝕裂隙含水層太原組含水層主要是K2、K2、K3、K4層石灰?guī)r層，石灰?guī)r單層厚度為2-3m,一般富水性弱，單位涌水量為0.0035L/s.m,滲透系數為0.0165m/d,水位標高為913.52m。山西組，下石盒子組，主要以K7、K8砂巖及3號煤頂板砂巖為主要含水層，砂巖厚m,水質屬HCO3·C1-Na型。上石盒子組，主要以K10、K12等砂巖為主要含水涌水量為0.234L/s·m,滲透系數為0.13m/d,水位標高為1083.27m,水質屬HCO3-CO3·Na本井田內主要隔水層有，奧灰頂面至15下號煤層頂板間的巖層，以泥質巖類為主，厚度為80m左右，石炭、二迭系各含水層間的巖層，也以泥質巖類為主，厚度大，沉積2)礦井充水條件含水層富水性弱，對礦井充水影響小，井田內奧灰水位標高為+630m左右，由于隔水層最上一層可采煤層3號煤100m,因此，煤層開采一般不受河谷第四系含水層地下水的影3)礦井涌水量根據陽煤集團地質處提供的礦井涌水資料：礦井正常涌水量為140m3/h,最大涌水主要含煤地層為山西組和太原組含煤地層總厚度為180.78m,煤層總厚度為17.83m,含煤系數9.9%。共含16層煤，自上而下依次為1、2、3、4、5、6、8、9、11、12、13、13下、15、15下、16、17號。其中南部分區(qū)為3、9、15、15下號煤層可采。m。南部分區(qū)東、西兩側變薄不可采，中間部分全部可采。煤層結構簡單，含或偶含1層夾石。頂、底板巖性以砂質泥巖和泥巖為主。本煤層屬局部可采煤2).9號煤m,南部分區(qū)西部9號煤與8號煤合并，煤層明顯增厚，煤層含夾石在0—4層，其巖性為泥巖或炭質泥巖，厚度一般小于0.20m,煤層結構簡單。頂板為泥巖或砂質泥巖，局部為中、細粒砂巖。底板為砂質泥巖、泥巖、局部為粉砂巖或細粒砂巖。本煤層屬全分區(qū)3).15號煤位于太原組下部，K?石灰?guī)r為其直接頂板，局部有薄層炭質泥巖偽頂。煤層厚度為1.42~4.89m,平均厚度為3.55m。南部分區(qū)東、西兩側變薄不可采，中間部分全部可采。底板為泥巖、砂質泥巖，局部為粉砂巖或細粒砂巖，本煤層屬局部可采煤層。煤號平均厚度煤層間距(m)最小一最大平均夾石層夾石厚度穩(wěn)定性3較穩(wěn)定9穩(wěn)定較穩(wěn)定15下穩(wěn)定位于太原組下部，距15號煤0.80~14.4m,為太原組最下一層可采煤層。煤厚度為平均2.5m。煤層結構簡單-復雜。頂板巖性為中、細粒砂巖或砂質泥巖，底板巖性為砂質泥巖、細粒砂巖，局部為炭質泥巖或粉砂巖。本煤層屬全分區(qū)穩(wěn)定可采煤層。1.3.2煤質各煤層為中~高變質煤層，煤種屬瘦煤、貧煤。原煤灰分分別為3號煤25.19%;9號煤35.10%;15號煤24.47%;15下號煤28.96%。硫分分別為：3號煤0.34%;9號煤0.71%;15號煤2.81%;15下號煤1.36%。原煤揮發(fā)分：3號煤14.01~21.52%;9號煤13.24~34.51%;15號煤11.49~23.70%;15下號煤12.96~27.37%。發(fā)熱量分別為：3號煤26.72MJ/kg;9號煤22.15MJ/kg;15號煤25.44MJ/kg:15下號煤23.00MJ/kg。1.3.3瓦斯、煤塵及煤自燃和地溫1).瓦斯瓦斯涌出量6.69m3/t,本設計各煤層瓦斯含量均為6.69m3/t。開元煤礦委托煤炭科學研究總院撫順分院瓦斯實驗室于2007年9月對可采煤層進行2).煤的自燃開元煤礦委托煤炭科學研究總院撫順分院通風防滅火實驗室于2007年9月對可采煤3).礦井地溫2井田境界和儲量2.1井田境界開元煤礦井田位于山西省壽陽縣城西北14km處，地理坐標：東經112°2.2.1井田勘探工作1)原華北煤田地質勘探局大地隊及148隊，于1957年-1958年自盂縣經壽陽至太原作過三等點45個和四等點65個，1958—1960年國家測繪局又布設由太原經壽陽至盂縣一、二等2)改建工作于1978年9月至1979年10月由148隊測量分隊擔任，主要是滿足航控急需及上、下兩層，按1:1000、1:5000地形測量規(guī)范中有關標石規(guī)格制作，唯原軍控點為一層柱坐標為1954年北京坐標系(中央子午線111°,六度帶投影),高程為1956年黃海高程3)控制精度按《國家三角測量和精密導線測量規(guī)范》進行作業(yè)。使用瑞士T3或T2經緯儀，水平角按全圓方向觀測法(依儀器類型),Ⅲ等點觀測9或12測回，IV等點觀測6或9測回，天頂距按中絲法4測回觀測，小三角用T2經緯儀水平角和天頂距各測3測回，其精度圖2-1井田范圍陽煤集團開元礦井田范圍表2-1精度表等級三角形閉合差測角中誤差網之角度邊長(km)最弱點位中誤差(m)最大最小平差后菲萊羅最大最小最大最小IV東5.48”土1.44”±1.34”IV西小三角6小三角73小三角93起算數據I、Ⅱ等點抄自山西省測繪局，計算在西安市707部隊利用DTS-18機(990點程序),用間接觀測平差法解算，采用的是點松弛法，高程用逐次趨近法平差。4)報告用1:5000地形圖，系1978年民航二中隊航空攝影，像片為23X23cm大像幅黑白像片，像片比例尺為1:18000,代號為7852航區(qū)。航測調繪于1979-1981年由我隊測量分隊按煤炭部航測大隊制定的《1:5000-1:10000航測外業(yè)技術要求》作業(yè)的。內業(yè)成圖于1982年由煤炭部航測大隊采用微分法成圖，三度帶投影，中央子午線114°,基本等高距為5m。2.2.2鉆孔測量工作1)1960—1962年，坪頭普查補充勘探由119隊完成，1962年12月提交普查報告，山西省煤管局技委會于1963年9月10日(第03號)文審查批準，勘探面積120km2,批準儲量其中全取芯孔3個，無巖芯孔3個。鉆探評級煤層17層，甲級12層，乙級2層，丙級2層，廢2)1960年148隊在河底一帶進行精查勘探時，在本礦內施工鉆孔7個，進尺2231.40m,其中全取芯孔2個，無巖芯孔5個。鉆探見煤層測井煤層28層，其中甲級3層，乙級21層，丙級4層。經詳查鉆孔驗證，測井施工質量有將3)1981—1985年，148隊進行了壽陽礦區(qū)坪頭勘探區(qū)詳查，礦內施工鉆孔6個，進尺2640.87m,均為煤系取芯孔。按1978年部頒《煤田地質勘探探甲級孔1個，乙級孔5個，測井全為甲級孔。鉆探見可采煤層30層，其中甲級22層，乙級8層；測井評級煤層32層，全為甲級。測井質量良好，鉆探質量較好。表2-2鉆探工程量一覽表孔數(個)進尺(m)全取半取不取合計取芯不取芯合計坪頭普查補充119隊1960～1962年336河底精查148隊1960年257坪頭詳查148隊1981～1985年66黃丹溝精查148隊1985年735生產補鉆晉中勘探隊1985年11采區(qū)補鉆148隊1995年11生產補鉆陽煤集團地測處2002年44生產補鉆陽煤集團地測處2004年66合計其中全取芯孔7個，煤系取芯孔3個，無巖芯孔5個。按1978年部頒《煤田地質勘探鉆孔質量標準》驗收，鉆探甲級孔8個，乙級孔6個，丙級孔1個；測井甲級孔8個，乙級孔7個。鉆探驗收煤層48層，其中甲級32層，乙級12層，丙級4層；測井評級煤層82層，其中甲級78層，乙級4層，施工質量較好。本次勘探只繪制了一號井田5層煤層底板等高線及儲量計5)1985年4月晉中煤田地質勘探隊為黃丹溝煤礦施工生產補充鉆探，井田內施工1個6)1995年7月，148隊為原一號井田舊井采區(qū)施工補充勘探孔1個，進尺235.54m,煤系地層取芯。經驗收，鉆探、測井質量均為甲級，鉆探驗收煤層4層、2層優(yōu)質，2層合格；測井驗收煤層4層，全為優(yōu)質層，資料可靠。并于1995年9月提交《山西省壽陽縣黃丹溝煤7)1997年，148隊受黃丹溝礦委托，通過收集以往的勘查資料，結合礦井地質調查和井下煤層厚度控制點的測量以及取樣化驗，經過比較充分綜合整理、研究，提交了《山西省壽陽縣黃丹溝煤礦礦井地質報告》。該報告于1998年6月18日修改后，經山西省儲委辦公室復核后，報省儲委審核并簽發(fā)決議書，由山西省礦產儲量委員會以晉儲字[1998]15號8)2002年1月起，陽煤集團地質測量處為黃丹溝煤礦進行了生產補充勘探，截止6月底煤層17層，其中優(yōu)質11層，合格6層。全部進行了數字化測井，所見可采煤層全部為優(yōu)質。9)2004年5月，陽煤集團地質處再次對黃丹溝井田東北翼15號煤合并區(qū)進行補充勘探，中，k-8揭露的15號煤層，k-9揭露的15號和15下號煤層，均為可采煤層。其余鉆孔15號煤2.3礦井各類儲量的計算2.3.1礦井地質資源儲量的計算井田范圍內的地質資源儲量是礦井設計的基本依據。用分組的方法來計算9號的地質把井田共劃分為若干個組。煤炭地質資源儲量計算公式一般為：計算見表2-3和表2-4所示。表2-3煤層地質資源儲量計算分塊分塊傾角(°)實際面積(m2)分塊煤層平均厚度(m)分塊儲量(Mt)12345678 注：15下號煤層的容重為1.43t/m3,平均厚度為2.5m15號煤層礦井的地質資源/儲量=114.26Mt整個井田范圍礦井的地質資源/儲量Z?=114.26Mt按照《煤炭礦井工業(yè)設計規(guī)范》規(guī)定礦井地質資源儲量的分類如下：礦井工業(yè)資源/儲量按下式計算：礦井工業(yè)資源/儲量=111b+122b+2M11+2M22+333k其中探明的資源儲量、控制的資源儲量、推斷的資源儲量各占地質儲量的60%、30%、10%。2.3.2礦井的工業(yè)資源/儲量計算15號煤層礦井的工業(yè)資源/儲量=113.12Mt2.3.3礦井設計資源/儲量1)礦井永久保護煤柱損失量(1)井田邊界保護煤柱邊界保護煤柱可按下列公式計算：E邊界寬度，邊界煤柱每側留設30m煤柱；M——煤層厚度；γ——煤的容重。則井田的邊界保護煤柱為：15號煤層的平均厚度為2.5m,容重為1.43t/m3;本煤層的邊界長21.98km。(2)斷層保護煤柱斷層保護煤柱可按下列公式計算：Zg=L×b×M×YL斷層長度,2.1km;1煤柱寬度，斷層煤柱每側留設30m煤柱；2)煤層礦井設計資源/儲量Z=ZIW-ZZ15+號煤層礦井設計資源/儲量=110.31Mt整個井田范圍的礦井設計資源/儲量Z?=110.31Mt2.3.4煤層礦井設計可采資源/儲量根據《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》有關條文，不同井型與其對應的工業(yè)廣場面積見表2-3-1。由表2-5可知，并結合本設計井型(1.2Mt/a),應該是14.4公頃，但是考慮到近些年來建筑技術的提高，建筑物不斷向空間發(fā)展，所以，工業(yè)廣場的面積都由縮小的趨勢。本設計取工業(yè)廣場的面積為0.12km2。長軸定為400m,短軸定為300m。采用垂直剖面法計算工業(yè)廣場的壓煤損失，圍護帶的寬度取20m。井型/Mta占地面積/公頃(Mt)表2-6巖層移動角煤層名稱廣場中心煤層傾角/(°)煤層厚度沖擊層厚沖擊層移動角φ/(°)走向移動角δ/()上山移動角γ/(°)下山移動角9815下由此根據上述以知條件，畫出如圖2-2所示的工業(yè)廣場保護煤柱的尺寸：S=梯形面積=(上寬+下寬)×高/(2×COSa)(2)井筒保護煤柱算，而風井的保護煤柱又在井田邊界煤柱范圍內，故不用重復計2)礦井的可采儲量Zk=(Zg-P)XC 2.3.5分采區(qū)與分煤層計算可采儲量式；其中北部采區(qū)為首采區(qū)。詳細情況請參考第四章首采區(qū)標高為710—1050m,此采區(qū)的面積占整個井田面積的46%,由前面煤柱損工業(yè)廣場煤柱壓煤量為1.59Mt,其中這類煤柱損失在首采區(qū)各煤層中占49%,在第二采區(qū)各煤層中占51%。第二采區(qū)標高為610—720m,此采區(qū)面積占整個井田面積的54%,由前面煤柱損3礦井工作制度、設計生產能力及服務年限按照《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》規(guī)定：礦井設計生產能力按年工作日330d計算，每天凈1)資源情況：煤田地質條件簡單，儲量豐富，應加大礦區(qū)規(guī)模，建設大型礦井。煤2)開發(fā)條件：包括礦區(qū)所處地理位置(是否靠近老礦區(qū)及大城市),交通(鐵路、公路、水運),用戶，供電，供水，建筑材料及勞動力來源等。條件好者，應加大開發(fā)強度3)國家需求：對國家煤炭需求量(包括煤中煤質、產量等)的預測是確定礦區(qū)規(guī)模4)投資效果：投資少、工期短、生產成本低、效率高、投資回收期短的應加大礦區(qū)1)井田內煤層生產能力不是太大，儲量不是太大，其可采儲量為69.93Mt。主要集中15:號煤層，全井田可采。故井田有建設1.2Mt/a的條件；2)井田內地質構造及水文地質條件簡單。主要斷層僅有兩條。屬于低瓦斯礦井，但、3)具有良好的外運條件。307國道從井田中部通過，太(原)-舊(關)高速公路從4)井田內煤質好，煤炭用戶落實，因此市場有保障；5)礦井有較合理的服務年限。井型確定為0.9Mt/a時，服務年限為74.34a,服務年6)近十年以來，我國煤礦已有很多大型礦井投產。因此生產管理經驗方面比較成熟。3.2.3礦井服務年限礦井服務年限必須與井型相適應，我國各類井型的礦井和第一水平的設計服務年限如表3-1我國各類井型的礦井和第一水平設計服務年限礦井設計生產能力礦井設計服務年限第一開采水平服務年限/a煤層傾角煤層傾角煤層傾角25°~45°6及以上 各省自定礦井可采儲量Z?、設計生產能力A、礦井服務年限T三者之間的關系為：礦井第一采區(qū)可采儲量Z、設計生產能力A、礦井第一采區(qū)服務年限T,三者之間的1)煤層開采能力井田內15-號煤層可采，煤厚2.5m,為中厚煤層，賦存穩(wěn)定，厚度變化不大。煤層傾角平均8°,地質條件簡單，根據現代化礦井“一礦一井一面”的發(fā)展模式，可以布置2)輔助生產環(huán)節(jié)的能力校核3)通風安全條件的校核采用后退式U型通風，詳細通風系統(tǒng)請參照第五章內容。通過第九章的通風設計知這種4井田開拓4.1井田開拓的基本問題井田開拓是指在井田范圍內，為了采煤，從地面向地下開拓一系列巷道進入煤體，建立礦井提升、運輸、通風、排水和動力供應等生產系統(tǒng)。這些用于開拓的井下巷道的形式、數量、位置及其相互聯(lián)系和配合稱為開拓方式。合理的開拓方式，需要對技術可行的幾種開拓方式進行技術經濟比較，才能確定。井田開拓主要研究如何布置開拓巷道等問題，具體有下列幾個問題需認真研究。1)確定井筒的形式、數目和配置，合理選擇井筒及工業(yè)場地的位置；2)合理確定開采水平的數目和位置；3)布置大巷及井底車場；4)確定礦井開采程序，做好開采水平的接替；5)進行礦井開拓延深、深部開拓及技術改造；6)合理確定礦井通風、運輸及供電系統(tǒng)。確定開拓問題，需根據國家政策，綜合考慮地質、開采技術等諸多條件，經全面比較后才能確定合理的方案。在解決開拓問題時，應遵循下列原則：1)貫徹執(zhí)行國家有關煤炭工業(yè)的技術政策，為早出煤、出好煤高產高效創(chuàng)造條件。在保證生產可靠和安全的條件下減少開拓工程量；尤其是初期建設工程量，節(jié)約基建投資，加快礦井建設。2)合理集中開拓部署，簡化生產系統(tǒng)，避免生產分散，做到合理集中生產。3)合理開發(fā)國家資源，減少煤炭損失。4)必須貫徹執(zhí)行煤礦安全生產的有關規(guī)定。要建立完善的通風、運輸、供電系統(tǒng)，創(chuàng)造良好的生產條件，減少巷道維護量，使主要巷道經常保持良好狀態(tài)。5)要適應當前國家的技術水平和設備供應情況，并為采用新技術、新工藝、發(fā)展采煤機械化、綜掘機械化、自動化創(chuàng)造條件。6)根據用戶需要，應照顧到不同煤質、煤種的煤層分別開采，以及其它有益礦物的綜合開采。4.1.1確定井筒形式、數目、位置及坐標1)井筒形式的確定井筒形式有三種：平硐、斜井、立井。一般情況下，平硐最簡單，斜井次之，立井最復雜。平硐開拓受地形跡埋藏條件限制，只有在地形條件合適，煤層賦存較高的山嶺、丘陵或溝谷地區(qū)，且便于布置工業(yè)場地和引進鐵路，上山部分儲量大致能滿足同類井型水平服斜井開拓與立井開拓相比：井筒施工工藝、施工設備與工序比較簡單，掘進速度快，井筒施工單價低，初期投資少；地面工業(yè)建筑、井筒裝備、井底車場及硐室都比立井簡單，通風路線長、阻力大、管線長度大；斜井井筒通過富含水層、流沙層施工技術復雜。的條件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，對輔助提升特別有利，井筒斷面大，可滿足高瓦斯礦井、煤與瓦斯突出礦井需風量的要求，且阻力小需用設備多，要求有較高的技術水平，井筒裝備復雜，掘進速度慢，基本建設投資本礦井煤層傾角平均為8°,為緩傾斜煤層；表土層薄，無流沙層；水文地質情況比(1)有利于第一水平的開采，并兼顧其他水平，有利于井底車場和主要運輸大巷的布經后面方案比較確定主、副井筒位置在井田中央(具體見開拓圖)。為0.12km2,形狀為矩形，長邊垂直于井田走向，長為400m,寬為300m。1)開采水平的確定井田主采煤層是15煤層，煤層平均傾角是8°,自煤層720m等高線以北煤層平均傾角為10°,以南煤層傾角平均為5°,且南北兩部分煤層的傾角變化都很平緩。因此2)采區(qū)劃分開拓及采準巷道布置綜合考慮(綜合機械化一翼不小于1000～2000m高等普采不小于(2)初期投產和達產的采區(qū)應盡量靠近主、副井，以求盡量縮短工期和降低投資；(3)開發(fā)多煤層的井田，對近距離的煤層經比較可布置聯(lián)合采區(qū)；(4)全井田和第一水平采區(qū)劃分時，要和采區(qū)接替統(tǒng)一考慮；(5)在煤層傾角<12°,條件適宜時，可采用傾斜長壁布置。根據水平劃分方案，結合采區(qū)劃分原則可將整個井田劃分為南北兩個大采區(qū)，其中北部采區(qū)定為首采區(qū)，采用上山開采的準備方式，南部采區(qū)采用下山開采的準備方式。4.1.4井底車場的布置由于井底車場一般要為整個礦井服務，服務年限長，故要布置在較堅硬的巖層中。本礦井布置位置可以選擇在煤層頂板或煤層底板中。煤層頂板為中硬的砂泥巖地板為堅硬的砂巖，后者相對于前者維護費用較低，但基建費用比較高，且井底車場的位置要與礦井的開拓方式相適用，需要進行技術與經濟比較，以選擇最優(yōu)方案。4.1.5礦井開拓延伸方案及階段劃分1)提出方案根據以上分析，現提出以下四種在技術上可行的開拓方案，分述如下：方案一：立井兩水平開拓主、副井井筒均為立井，布置于井田中央，第一水平布置在700m標高處，第二水平布置在610m標高處，兩個水平均采用上山開采。如圖4-1所示。方案二：斜井兩水平開拓。主、副井井筒均為傾角15°的斜井，布置于井田中央，第一水平布置在700m標高處，第二水平布置在610m標高處，兩個水平均采用下山開采。如圖4-2所示。方案三：立井單水平上下山開拓采用立井開拓，將井底車場布置于700m標高處，采用上下山分別開采上下兩個采區(qū)。如圖4-3所示。方案四：斜井單水平上下山開拓。采用斜井開拓，將井底車場布置于700m標高處，采用上下山分別開采上下兩個采區(qū)。如圖4-4所示。2)技術比較方案一、二區(qū)別在于是采用立井還是斜井開拓，還有各個方案對應產生的井底車場、石門的不同。兩方案的生產系統(tǒng)均較可靠。兩方案對比：方案一需開立井井筒，階段石門和立井井底車場，并相應的增加了井筒和石門的運輸，提升，及排水費用。而方案二則開斜井，階段石門和斜井井底車場，以及相應的增加了斜井的提升和排水費用，粗略估算見表4-1。數量基價/元費用/萬元小計/萬元主井開鑿副井開鑿基建費用(萬元)井底車場石門開鑿巖巷系數小計(萬元)煤量(萬t)提升長度(km)基價主井提升生產費用(萬元)排水涌水量時間(h)服務年限(a)基價石門運輸系數煤量(萬t)平均運距(km)小計(萬元)基價總計費用(萬元)百分率(%)數量基價/元費用/萬元小計/萬元斜井開鑿基建費用(萬元)井底車場石門開鑿巖巷系數小計(萬元)煤量(萬t)提升長度(km)基價斜井提升生產費用(萬元)排水涌水量時間(h)服務年限(a)基價石門運輸系數煤量(萬t)平均運距(km)基價小計(萬元)總計費用(萬元)百分率(%)通過上表知：粗略估算第一方案明顯優(yōu)與第二方案，所以決定選用方案一。表4-2方案三、四粗略估算費用表數量基價/元費用/萬元小計/萬元主井開鑿基建費用(萬元)副井開鑿井底車場巖巷系數小計(萬元)煤量(萬t)提升長度(km)基價主井提升生產費用(萬元排水涌水量時間(h)服務年限(a)基價小計(萬元)總計費用(萬元)百分率(%)數量基價/元費用/萬元小計/萬元斜井開鑿基建費用(萬元)井底車場小計(萬元)系數煤量(萬t)提升長度(km)基價斜井提升生產費用(萬元)排水涌水量時間(h)服務年限(a)基價小計(萬元)總計費用(萬元)百分率(%)方案三、四區(qū)別在于700m標高以上是采用立井還是斜井，兩方案的生產系統(tǒng)均較可用。而方案四則多開斜井，以及斜井井底車場并相應的增加了斜井的提升和排水費用，粗略估算見表4-2。通過上表知：粗略估算兩方案費用相差相對較大，故選擇方案三。現在只剩下方案一和方案三需對它們進行經濟比較才能最終確定。3)詳細經濟比較方案一、三的差別在于后期建井工程量、生產經營工程量、基建費、生產經營費和經濟比較的結果，分別見表4-3、4-4、4-5、4-6和4-7所示。表4-3建井工程量方案一方案三前期副井井筒/m后期0副井井筒/m000上山/m00表4-4生產經營工程量工程量運輸提升方案一方案三上山運輸區(qū)段12345678912下山運輸3456789石門運輸立井提升上山維護下山維護排水表4-5基建費用表方案一方案三工程量工程量單價費用/萬元工程量單價費用/萬元前期主井井筒副井井筒井底車場上山合計后期主井井筒副井井筒井底車場主石門上山下山合計表4-6生產經營費方案一方案三運輸提升工程量單價費用工程量單價費用上山運輸下山運輸區(qū)段123456789123456789小計石門運輸立井提升上山維護費下山維護費合計表4-7費用匯總方案一方案三費用百分率費用百分率前期基建工程費基建工程費生產經營費總費用(1)兩方案的第一、二水平(采區(qū))均布置有兩條采區(qū)上山，這些上山的開掘費用近(2)副井、石門及采區(qū)上山的輔助運輸費用占運輸費用的20%進行估算；(3)井筒、井底車場及主回風石門等均布置在中硬或堅硬的巖層中，它們的維護費用底于5元/a·m,故比較中未對維護費用進行比較。由以上的經濟比較表格可知，兩個方案在經濟上相差很大，顯然方案三為最佳方案。即該設計選用：立井單水平上下山開采的開拓方案，本設計僅有一個開采水平，共劃分為南北兩個采區(qū)，北部采區(qū)的標高為1070～700m,平均斜長為2700m,采用上山開采的準備方式；南部采區(qū)的標高為700～610m,平均斜長2900m,采用下開采的準備方式。4.2礦井基本巷道4.2.1井筒立井服務年限長，承壓性能好，通風阻力小，維護費用低以及便于施工等優(yōu)點，因此主、1)主井主井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為6.5m,凈斷面面積33.18m2,井筒內裝備兩對12t長形箕斗，井壁采用混凝土砌碹厚450mm,充填混凝土厚50mm。此外，還井筒特征表如圖4—5所示。2)副井副井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為7.2m,凈斷面面積為40.71m2,井筒內裝備一對1.5t礦車雙層四車加寬罐籠一對，井壁采用混凝土砌碹支護方式，井筒主要道、電纜道。副井井筒斷面和井筒特征表如圖4—6所示。3)風井風井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為5m,凈斷面面積為19.63m2,采用混凝土支護方式，井壁厚度為400mm,備有安全出口。風井井筒斷面和井筒特征表如圖4—7所示。4)風速驗算九章《礦井通風與安全》的風速驗算可知，所選擇的井筒符合風速要4.2.2井底車場設計年產量為1.2Mt,煤炭運輸采用1.2m膠帶輸送機，輔助運輸采用由7t架線式電機車牽引的一列1.5t固定礦車。井底車場線路布置及調車方式如圖4—8所示。副井空重車線長度驗算n-每列車的礦車數，按列車組成計算確定，其一般值見下表14-8,輛；表4-8列車牽引的礦車數機車粘重固定礦車(T)底卸式礦車(T)單機7T架線式8T蓄電池式雙機主井井筒斷面圖井型180萬t提升容器兩套12t雙箕斗井簡直徑井深凈斷面積井簡支護基巖段毛斷面積表土段毛斷面積圖4-5主井井筒斷面圖主要開拓巷道如石門布置在底板巖石中。由于其服務時間長，為了便于維護，并根據現場使用情況，其斷面均采用半圓拱型，并采用錨噴支護。各主要開拓巷道的斷面尺寸，均按運輸設備的外形尺寸以及《規(guī)程》中的有關安全間隙的要求而確定的，并按通風要求驗算風速，驗算結果見第九章基基井型180萬t提升容器5t礦率震層四車加置烯籠一井簡直徑井深凈斷面積井簡支護巖段毛斷面積表上段毛斷面積圖4-6副井井筒斷面圖井型180萬t井簡直徑井深凈斷面積基巖段毛面積表土段毛面積圖4—7風井斷面圖1-主井2-副井3-軌道大巷4-膠帶機大巷5-井底煤倉6-中央變電所7-水倉8-爆破材料庫9-等候硐室10-膠帶機機頭硐室11-醫(yī)療室12-水泵房5準備方式—采區(qū)巷道布置護煤柱為界南鄰井田南部采區(qū)。采區(qū)東西走向最長約4941.09km,最短約3940.86km,南北傾向長平均約2700m,采區(qū)垂高360m。本采區(qū)所采煤層為15煤層，其煤層特征見表5-1所示。表5-1采區(qū)煤層特征表煤層名稱傾角/°結構穩(wěn)定性容重/tm-3硬度15+”8單一穩(wěn)定自燃發(fā)火傾向Ⅲ類不易自燃。該采區(qū)地質構造簡單，無大的構造影響生產，煤層走向起伏不明顯，平均傾角8°左5.1.4頂底板特性15*煤層頂底板特性如表5-2所示。表5-215F”煤層頂底版特性煤層名稱直接頂老頂底板巖性厚度類別巖性厚度類別巖性厚度類別砂巖砂巖Ⅲ類粉砂巖Ⅲ類5.1.5水文地質含水層富水性弱，對礦井充水影響小，井田內奧灰水位標高為+630m左右，由于隔水層距最上一層可采煤層3號煤100m,因此，煤層開采一般不受河谷第四系含水層地下水的影響。地質報告提供采區(qū)內礦井正常涌水量為140m3/h,最大涌水量為220m3/h。5.2采區(qū)巷道布置及生產系統(tǒng)層的傾角由北部的8°變?yōu)榱?°,因此可在此標高處將井田劃分為南北兩個部分；本設計中采用上下山的開采方式將整個井田劃為一個水平兩個采區(qū)，故首采采區(qū)走向長度為4.5km,傾向長度平均為2700m。區(qū)段斜長=采煤工作面長度+區(qū)段煤柱寬度+區(qū)段上下兩平巷寬度巷寬度，則兩個相鄰工作面參數由上式可表示為由井田開拓平面圖可得到首采區(qū)的斜長為2700m,代入式(5-1)及式(5-2)得：式中m=10m(工作面采用雙巷布置，兩巷道之間留設10m煤柱)第二采區(qū)的斜長D為2900m,采用下山開采，代入式(5-1)及(5-2)式中m=10m(工作面采用雙巷布置，兩巷道之間留設10m煤柱)n取12止采空區(qū)矸石的冒落，采區(qū)兩邊也應留一定寬度的采區(qū)邊界煤柱，但是由于整個井田僅劃為了兩個采區(qū)，采區(qū)的露頭煤柱、邊界煤柱與井田邊界煤柱重合，故不重復計算。相鄰的兩個區(qū)段的平巷間留設10m的區(qū)段保護煤柱。采區(qū)上、下山均布置在15“煤層中，由于上、下山使用時間長，上、下山的外側留設50m的上、下山保護煤柱；在礦井服務的后期可以和兩條上山之間的40m煤柱一起回采。在采區(qū)內地質構造情況簡單，僅存在兩個小斷層，所以在斷層兩邊還應留設30m的斷層煤柱。采區(qū)煤柱留設方法見表5-3所示。表5-3采區(qū)煤柱尺寸煤柱區(qū)段保護煤柱上、下山保護煤柱斷層保護煤柱寬度(m)5.2.4采區(qū)上、下山布置由于采用中央分列式通風方式，首采區(qū)的風井布置在井田北部邊界的中央，第二采區(qū)的風井布置在井田南部中央；同時考慮到巖巷掘進的費用太高，而15煤層的頂底板比較穩(wěn)定且煤層較薄，現采用留設50m的外側保護煤柱和40m的間距保護煤柱，將上下山布置在15*煤層中。由于該采區(qū)15*煤層的賦存情況以基本探明，故確定采區(qū)上下山的數目為兩條，即一條運輸上(下)山，一條軌道上(下)山。兩條上下山的斷面如圖5-2所示。5.2.5區(qū)段平巷的布置首采區(qū)開采一個煤層，煤層厚度為2.5m,煤層硬度f系數為2.3,屬于中硬煤層，所以將區(qū)段平巷布置在煤層中。為達到設計產量，盡量集中生產、區(qū)段依次接替。由于采區(qū)的涌水量不大，煤層賦存穩(wěn)定，而且煤層采用一次采全高開采，工作面需要等長布置，區(qū)段平巷采用雙巷布置。區(qū)段平巷均采用矩形斷面，錨網支護。具體見工作面層面布置圖。5.2.6采區(qū)內工作面的接替順序根據采區(qū)巷道布置接替，區(qū)段接替由上到下依次接替。5.2.7采區(qū)通風、運輸及其它系統(tǒng)1)運煤系統(tǒng)工作面→運輸平巷→運輸上山→采區(qū)煤倉→運輸石門→井底煤倉→地面。2)運料系統(tǒng)副井→井底車場→軌道石門→采區(qū)下部車場→軌道上山→采區(qū)上部(中部)車場→區(qū)段回風平巷→工作面。3)回風系統(tǒng)新鮮風流：主、副井→井底車場→軌道石門→采區(qū)下部車場→軌道上山→采區(qū)上部(中部)車場→區(qū)段運輸平巷→工作面。污風風流：工作面→區(qū)段回風平巷→運輸上山→回風井→地面。4)出矸系統(tǒng)圖5-2上、下山布置斷面圖掘進工作面→平巷→采區(qū)中(上)部車場→軌道上山→采區(qū)下部車場→軌道石門→井底車場→副井→地面。5)供電及排水系統(tǒng)供電系統(tǒng)：地面變電所→副井→井下中央變電所→采區(qū)變電所→移動變電站→工作面。排水系統(tǒng)：工作面(掘進頭)→區(qū)段平巷→采區(qū)中部車場→軌道上山→采區(qū)下如果工作面內涌出的積水或區(qū)段平巷內的積水不能自流到中部車場時，應安設局部5.2.8采區(qū)內各種巷道的掘進方法SGB—620/40(SDW—40T)型刮板運輸機。掘進時轉載機接刮板運輸機和可伸縮膠帶輸槽，將其縮到20—25m,并將可伸縮帶式輸送機延伸50—75m,轉載機與刮板運輸機的1)工作面生產能力A=1×L?XMXyXC2)采區(qū)生產能力K;——采區(qū)掘進煤系數，取為1.1;K?——工作面之間出煤影響系數，由于同采工作面?zhèn)€數為1個，故K?=1;1)首采區(qū)工業(yè)儲量由于首采區(qū)的范圍即為整個井田的北部區(qū)域，故首采區(qū)的工業(yè)儲量即為該部分井首采區(qū)煤柱損失應包括井田邊界保護煤柱，露頭防水煤柱，上山保護煤柱，工業(yè)廣場保護煤柱和斷層15煤層P水=3665×30×2.5×1.43×10?PLu=2600×(40+2×50)×2采用下面公式計算采區(qū)采出率：采區(qū)開采過程中的煤柱損失主要有：采區(qū)煤柱損失，工作面的落煤損失，約占采區(qū)煤柱損失的3%—7%,這里取5%。2)第二采區(qū)工業(yè)儲量由于第二采區(qū)的范圍即為整個井田的南部區(qū)域，故首采區(qū)的工業(yè)儲量即為該部分井田的工業(yè)儲量，由第二章數據得Q=61.08Mt第二采區(qū)煤柱損失應包括井田邊界保護煤柱，下山保護煤柱，工業(yè)廣場保護煤柱15*煤層Pru=2300×(40+2×50)×2采區(qū)開采過程中的煤柱損失主要有：采區(qū)煤柱損失，工作面的落煤損失，約占采區(qū)煤柱損失的3%—7%,這里取5%。5.3采區(qū)車場及主要硐室本設計中兩個煤層采用聯(lián)合布置，兩條上山布置在15-煤層中，煤層所選用的采區(qū)車風井風井絞車房運輸上山繞道車場軌道上山由于煤層平均傾角為8°,起坡點落在井底車場主石門的頂板，且頂板圍巖條件比較好，因此選用石門式采區(qū)下部車場。見圖5-6所示。運輸上山運輸上山行人斜巷軌道上山文5.3.4采區(qū)主要硐室1)采區(qū)絞車房采區(qū)絞車房應布置在圍巖穩(wěn)定無淋水、地壓小、易維護的地點。應避開較大的地質構造、含水層，并不受開采的影響。本采區(qū)上部為逆向平車場，軌道上山以水平的巷道與區(qū)段回風平巷相連，絞車房布置硐室斷面為半圓拱型，高度為3800mm,用錨噴支護。2)采區(qū)變電所采區(qū)變電所應布置在圍巖穩(wěn)定、地壓小、無淋水、通風條件良好且采區(qū)用電負荷處。所以本采區(qū)變電所設在采區(qū)中心地區(qū)即第三區(qū)段中央，呈“一”型布置，采用錨噴支護。該變電所服務整個采區(qū)。6.1.1采區(qū)煤層特征及地質條件采區(qū)所采煤層為15號煤層，平均厚度為2.5m,煤層平均傾角8°,為近水平煤層，結構單一，賦存穩(wěn)定。表6-1影響回采的地質因素特性描述瓦斯相對涌出量為6.69m3h煤塵無爆炸危險性煤炭自燃發(fā)火等級為Ⅲ類不易自燃煤質各煤層為中~高變質煤層，煤種屬瘦煤、貧煤地溫地壓屬大地凈力場型，原巖應力的大小和方向是影響巷道圍巖和采場頂板穩(wěn)定性的關鍵因素之一6.1.2確定采煤工藝方式采煤方法的選擇，應根據煤層賦存情況、開采技術條件、地面保護要求、設備供應狀況以及設計生產能力、效率、成本和煤的回收率等因素，經綜合技術經濟比較后確定。需遵循以下原則：1)煤炭資源損失少，采用正規(guī)采煤方法；2)安全勞動條件好；3)盡可能采用機械化采煤，達到工作面高產高效；4)材料消耗少，生產成本低；5)便于生產管理。經詳細討論，并結合開元煤礦現有實際情況，確定主采煤層選用綜合機械采煤工藝。其工藝特征為：采用滾筒式采煤機、液壓支架、刮板輸送機及其附屬設備等進行配套生產，實現落煤、裝煤、運煤、支護、頂板管理以及平巷運輸全過程的機械化，大大降低勞動強由綜合考慮采煤工藝特點和開元煤礦的實際煤層條件，決定采用單一走向長壁后退式一次采全高的綜合機械化采煤法。其優(yōu)點：工作面產量和效率高；巷道掘進較少，減少了巷道的維護工程量，同時生產也相對集中；工作面搬家次數少，節(jié)省搬遷費用，增加了生產時間；材料消耗少等優(yōu)點。6.1.3回采工作面長度的確定1)地質因素，包括煤層厚度、傾角、圍巖性質、地質構造；2)技術因素，包括采煤機、輸送機、頂板管理、工作面通風巷道布置；3)經濟因素。一般綜采工作面的長度范圍為150～250m,每個工作面長度盡可能保持一致。以首采區(qū)為例，由第五章內容可知采區(qū)傾向長度2700m,可分為11個區(qū)段，平巷寬為4.4m,工作面長227m;相鄰的兩條平巷之間的保護煤柱寬10m,每隔100m掘一個聯(lián)絡眼貫通。6.1.4回采工作面的推進方向和推進度選擇后退式回采，這種方法有利于回采巷道維護和通風。工作面推進長度為1474~6.1.5落煤方法雙滾筒采煤機割煤，采高2.5m,截深0.8m;(1)割煤方式：雙向往返割煤。6.1.6采煤機進刀方式采煤機端部斜切進刀單向割煤跑空刀和采煤機端部斜切進刀雙向割煤方式的各自優(yōu)表6-2進刀方式比較表端部斜切進刀單向割煤1.能及時、有效維護頂板；2.跑空刀清浮煤，有利于實現工作面“三平兩直”;3.控制程序編制和操作簡單，便于及時維修，有利于提高生產效率；1.跑空刀增加了循環(huán)作業(yè)時間；2.支架無法及時拉超前，不利于頂板維3.跑空刀清浮煤有可能加重煤壁片幫程度。4.如果發(fā)生端面冒頂，本工藝無法正常執(zhí)行。端部斜切進刀雙向割煤1.循環(huán)作業(yè)時間相對較短；2.能及時、有效維護頂板；1.與兩頭作業(yè)相互影響；2.控制程序編制、操作較復雜；3.清理浮煤工作量大常移架一般滯后煤機后滾筒3～5架進行，頂板破碎時緊跟前滾筒移架或人工操作超前移架。移架步距0.6m。3)在采煤機割煤時，超前采煤機前滾筒3架將護幫板收回，并滯后采煤機前滾筒3架，順序移架并將護幫板挑起。圖6-1端部斜切進刀單向割煤6.1.7推移刮板輸送機方式可在工作面任一支架上操作，實現從機頭至機尾或從機尾至機頭的推移順序動作(成組數量可調定)。推輸送機在移架后采煤機空刀下放到工作面下部后依次由工作面下部向上進行，推移彎曲段不小于25m,推移步距0.6m。6.1.8工藝流程工序質量要求見下表。表6-315101綜采面工序質量要求一覽表工序名稱質量特性技術要求割割煤割煤方式采高均勻煤壁齊直成一條直線頂底板平①無臺階②無傘檐③頂煤垮落≤300mm④嚴格沿底板開采，不丟底煤移架支架直支架正支架與頂底板垂直，歪斜度<±5°頂梁平①最大仰俯角<±7°②端面距≤340mm③相鄰支架高低差不超過主頂梁側護板的2/3間距勻①支架中心距1.5±0.1m②支架不擠、不咬接頂緊步距推移刮板輸送機輸送機直輸送機平上下彎曲角度<3°刮板輸送機與轉載機①搭接合理，底鏈不拉回頭煤推拉運輸機順序單向順序推移6.1.9支架與采煤機聯(lián)動的自動化控制方式序控制。自動程序控制有如下功能：隨采煤機的切割，提前3架自動收回采煤機行進前方6.2設備表6.1工作面配套設備采煤機液壓支架刮板輸送機單位數據型號制造廠家西安煤礦機械有限公司采高m截深m滾筒直徑m裝機功率最大計算生產能力牽引方式無鏈雙驅動電牽引牽引速度牽引力機面高度供電電壓V主機重量t技術特征單位標準型號形式支撐掩護式支架高度m寬度m中心距m初撐力工作阻力支護強度對底板比壓適應煤層傾角o供液泵壓運輸尺寸(長×寬×高)m重量T設計單位上海分院制造廠家蘇南煤機廠單位數據型號制造廠家中煤張家口煤礦機械有限責任公司輸送能力運輸機長度m電壓等級V功率鏈速中部槽尺寸技術特征單位標準型號形式支撐掩護式高度m寬度m中心距m初撐力工作阻力支護強度對底板比壓適應煤層傾角降-移-升循環(huán)時間S供液泵壓運輸尺寸(長×寬×高)m立柱型式雙伸縮缸徑/中缸內徑/柱徑工作阻力/初撐力推移千斤頂型式浮動活塞推力/拉力重量t設計單位上海分院制造廠家北京煤機廠6.3頂板管理6.3.1支護設計1)支架支護強度校核根據液壓支架支護強度校核公式知，公式為式6-1。H——工作面的采高，2.5m;r——頂板巖石容重，最大取2.3t/m3;g——重力加速度，取9.8N/kg。由計算數據可知所選支架支護強度符合要求.2)支架工作阻力校核P=pXs工作面阻力P不大于支架額定工作阻力的80%即3600kN,符合控頂設計對支架工作阻力3)支架初撐力校核對于老頂來壓強烈的工作面，支架的初撐力應適當加大，約為額定工作阻力的75%由液壓支架技術特征表可知，所選支架的初撐力為3141.6kN,符合控頂設計對支架6.3.2端頭支護及超前支護方式機頭打一排貼幫柱，從切頂線向外打10m,柱距1.0m,幫要背實；當機頭支架側護板(靠煤柱側)距煤壁距離小于1米時，打兩根切頂柱，單體柱均勻布置；當機頭支架側護板(靠煤柱側)距煤壁距離大于1m時，打密集柱切頂，柱距200mm。并且迎山有力。(1)軌道平巷的超前支護：從煤壁線向外30m超前支護，柱距1m。(2)運輸平巷的超前支護：從煤壁線向外30m超前支護，同樣保持1m的柱距支設30(4)當各聯(lián)絡眼進入超前支護范圍內，必須在各聯(lián)絡眼口加強支護。在聯(lián)絡眼口靠煤柱打一排柱距為1m的戴帽點柱(用單體柱)。(1)超前支護必須嚴格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直線；回柱時必須四人格柱帽。打好柱要上好保險繩并將柱與頂網或鋼帶用10#鐵絲捆緊，以防柱倒傷人。(2)超前支護處滿足高不低于1.8m,寬不低于0.7m安全出口和運送物料通道。(3)當機組行至工作面兩頭距巷道15m以內時，嚴禁在兩頭作業(yè)，以防甩出大塊煤傷人。當在拉動端頭架、推動轉載機、拖拉液壓管及電纜時嚴禁在兩頭作業(yè)并撤出人員，以防撞倒柱傷人或其它意外傷人。超前支護工作不能與同一地點其它工作平行作業(yè)。聯(lián)絡眼內材料必須提前工作面50m回收，備品備件碼放必須距工作面70m以外.6.3.3各工藝過程注意事項割過煤后工作面要保證煤壁平直，無傘檐(長度超過1m,最突出部分不超過150mm;長度在1m以下，最突出部分不超過200mm)。無馬棚、頂底板平直，如特殊需要，每循環(huán)頂底板與上一個循環(huán)頂底板錯差不能超過±50mm。機頭、機尾各10m要平緩過渡，防止出現臺階，支架頂梁必須接頂嚴實。中心距偏差不超過±100mm。支架頂梁與頂板平行支設，最大仰俯角<7°,相鄰支架間不能有明顯錯差(不超過頂梁側護板高的2/3),支架不擠不咬，架間空隙不大于200mm。移架時要保證支架移到位，梁端距依據采高變化保持在350～550mm之間；移架過程中要及時調整支架形狀，如發(fā)生倒架咬架等現象，需在移架過程中及時利用側護板進行刮板輸送機在推移后必須保證成一直線，保證刮板輸送機平整，不得出現飄溜，凹溜和局部起伏過大等現象。刮板輸送機的機頭機尾推進度保持一致，且必須保持推移步距為0.8m,以確保截深及產量和工程質量。推移工作面刮板輸送機時，必須距采煤機底滾筒大于15m進行，不得出現急彎、除進刀所需外其它地段不準出現彎曲。若推溜困難時，不應強推硬過，必須查明原因并處理后再推溜。工作面沒有超過100mm的碳塊。清煤工必須滯后移溜10個架，距采煤機大于50m,清煤人員必須面向機尾注意溜子、頂板、煤幫情況，以防發(fā)生意外。5).對工作面端頭架支護的管理工作面機頭機尾處各采用3臺端頭支架，其滯后普通支架一個循環(huán)，又因端頭至超前支護25m段是壓力集中區(qū)，特制訂以下管理措施。(1)端頭支架必須達到初撐力。(2)端頭支架底座嚴禁鉆底，以防壓住推移桿使轉載機和工作面溜子機頭推移困難，損壞設備。若支架底座壓住推移桿，必須利用提底千斤將支架底座提起，然后在支架底座下墊順山板梁或柱帽將支架底座墊起。(3)當巷道及兩頭出口頂板破碎時，應架棚維護。架棚必須是一梁三柱，并且有戧柱。架棚時必須四人以上操作，兩人將板梁抬起至一個梁頭夠高，抬板梁時必須用雙手拖住板梁下方，在其下支上點柱將板梁打起，然后在梁頭支柱將板梁升緊，單體柱要支正、升緊，個以上有效閉鎖鍵)并派專人看管。采空區(qū)采用自然跨落法處理，若機頭端頭老塘懸頂面積大于8m2而不垮落，必須將錨索退出，若退出錨索后仍無法使采空區(qū)頂板跨落必須對采空區(qū)強制放頂，相應措施按有(1)在各轉載點落煤處加設緩沖裝置；(2)在割煤過程中一定要掌握好采煤機速度，保持在5m/min左右；(3)破碎機錘頭高度保持在150-200mm之間；(5)停機時及時停水，若工作面遇水大時，要及時采取排水措施；(6)在平巷皮帶機頭處加設除鐵器；作面所有支架拉過后必須升緊達到初撐力；平巷巷道超前工作面50m加強維護，對于失效錨桿由調度室安排重新補打，對于網破地6.3.4工作面頂板管理1)頂板及礦壓顯現規(guī)律板，直接頂裂隙較發(fā)育，須加強工作面頂板支護管理工作。預計頂煤的初跨步距為11m (該距離為支架切頂線到切眼后的距離),直接頂的初跨步距為18m,老頂的初跨步距為56m,老頂能夠形成懸頂結構，出現周期性的跨落現象，周期來壓步距10～15m,平均于兩幫的變形。預計超前支承壓力影響范圍為30m左右，高峰區(qū)10m,巷道變形量小，2)管理方法b.配置157組支撐掩護式液壓支架，對工作面頂板實行全支護法管理。3)正?；夭蓵r期頂板支護采用追機移架的方式對頂板進行及時支護，移架步距0.6m。a.移架順序(1)正常移架滯后采煤機后滾筒3～5個支架，防止空頂時間過長出現頂板事故。(2)排頭支架的移架順序：先移2#架，再移1#架，最后移3#架。b.管理要求(2)為加強工作面頂板管理，要求嚴格控制采高，不準任意加大或降低采高，尤其不得超高；要求認真掌握割煤工藝，頂底板要割平，相鄰兩排之間不得出現大于50mm(3)煤機割煤后距煤機后滾筒3～5組支架開始移架，并及時伸出護幫板護幫。頂板(4)加強工作面設備上竄下滑的控制，防止因頻繁調面影響頂板狀況。(5)確保支架支護強度，提高支護質量，支架升架時必須保持足夠的供液時間，支架立柱初撐力不得小于24Mpa。護幫板及時伸出護幫護頂，嚴禁出現前不護幫上不接頂(7)工作面因受煤層結構影響而頂板破碎時，應及時采取有效支護措施，防止冒頂(8)如若發(fā)現未知斷層，由于斷層處煤層節(jié)理非常發(fā)育、煤(巖)體破碎，極易造4)來壓及停采前的頂板管理a.在接面生產的同時，應及時編制工作面初次放頂安全措施，與作業(yè)規(guī)程一并貫徹執(zhí)b.工作面老頂初次來壓和周期來壓期間，要求加強來壓的預測預報工作，由礦壓組在c.加強上、下端頭及工作面的頂板管理，提高支護質量，適當加大支護密度。工作面d.工作面片幫加劇或頂板破碎處要及時跟機拉架，必要時及時拉移超前架6.3.5回采工作面正規(guī)循環(huán)作業(yè)設計采高為2.5m,工作面沿底板推進，機頭、機尾各10m隨巷道頂底板平緩過渡。循環(huán)進度0.8m。根據后面通風設計回采工作面風量計算，遵循以風定產原則。采用“三八”制作業(yè)(兩班生產，一班檢修),均執(zhí)行現場交接班制，每班有效工時為八個小時。循環(huán)方式為生產班進3個循環(huán)，日進6個循環(huán)。24小時正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表，見采煤方法圖。表6.5勞動組織配備表生產一班生產二班生產三班采煤機司機2226移架推溜工2226工溜司機1113轉載機司機1113泵站司機1113皮帶司機3339端頭維護工3339清煤工2226看電纜工l113班長1113驗收員2226電工2248檢修工44合計2).技術經濟指標P——煤的容重，1.43t/m3;C——工作面可采范圍內回采率，95%;6.3.6噸煤成本回采工作面噸煤成本是最終反應工作面技術經濟效果的一項綜合指標，它包括直接1)材料費(C)材料消耗費用包括坑木費用、火藥費用、雷管費用以及其他材料費用，綜采面材料費(C)一般為10元/噸。2)工資費(C)工作面工人平均日工資按200元/d計算，則噸煤工資成本為：噸煤工資成本=日工資×噸煤每工=200×0.018=3.6元/t表6-7工作面主要技術經濟指標1工作面面長(凈斜長)m2工作面推進長度m3煤層傾角084煤視密度5煤硬度6煤厚m7割煤高度m8截深9日循環(huán)數個6炸藥消耗kg/萬t雷管消耗發(fā)/萬t回采率%日產量t月產量t日推進度m月推進度m可采期月坑木消耗m3/千t3)工作面設備折舊費(C)a、設備殘余值按原始價格的5%計算；b、清理費按原始價格的3%計算；c、服務年限取10a;各種設備的年折舊費見表6-8所示。表6-8機電設備折舊費用表設備名稱型號折舊費/元液壓支架端頭支架6刮板機輸送機1平巷轉載機11平巷皮帶機1乳化液泵站1移動變電站1采煤機噴霧泵站1單體液壓支柱a、噸煤動力用電消耗負荷系數/循環(huán)產量y——煤層容重，1.43t/m2;d——循環(huán)進尺，0.8m;C——工作面回采率，取0.95。則：循環(huán)產量=227×2.5×1.43×0.8×0.95其中電機總容量取2500kW,循環(huán)開動小時數取1.5h,負荷系數取0.90,代入得：噸煤動力用電消耗=2500×1×1.5×0.9/616.76=5.47kWhb、噸煤照明用電消耗噸煤照明用電消耗=照明用電總功率×循環(huán)照明小時數/循環(huán)產量式中：照明用電總功率包括工作面及上下平巷照明用電，取500kW,代入得：噸煤照明用電消耗=500×2.7/616.76c、噸煤電費總消耗噸煤電力費=單價×(噸煤動力用電消耗+噸煤照明用電消耗)式中：單價取2.0元/kWh則：噸煤電力費=2.0×(5.47+2.19)=15.32元/t則：工作面噸煤成本(C)=材料消耗費(C)+工資費(C)+設備折舊費(C)+電費=33.45元/t6.4回采巷道布置6.4.1回采巷道布置方式1)采區(qū)巷道布置依據及要求b.要求：合理的集中生產，良好的經濟效2)布置方式選擇工作面瓦斯涌出量為6.69m3/t,生產能力為1.2Mt/a,根據后面通風設計關于工作面通風方式選擇的比較論述，確定采用偏U型通風方式。回采巷道采用雙巷布置，以解決掘進巷道時通風難的問題，故布置方式為每個工作面共布置兩條平巷一條進風一條回風。6.4.2回采巷道參數1)軌道平巷巷道斷面規(guī)格為：采用矩形(微梯形)斷面，凈寬×高=4.4×2.8m;均采用錨網、錨索聯(lián)合支護。作為回風、行人及輔助運輸巷道。支護參數如下圖所示2)煤炭運輸平巷與1901軌道平巷中一中平距220m平行布置，采用矩形(微梯形)斷面，凈寬×高=4.4×2.8m?？繉嶓w煤一側布置移動變電站，作為煤流運輸及進風巷道。支護參數如下7.1.1井下運輸設計的原始條件和數據1)、礦井生產能力2)、礦井工作制度三八制3)、煤層平均傾角4)、煤的碎脹系數5)、礦井瓦斯等級低瓦斯礦井6)、煤塵爆炸指數無爆炸危險7)、煤的自燃等級7.1.2礦井運輸系統(tǒng)1)運煤系統(tǒng)綜采工作面→區(qū)段運輸平巷→運輸上山→采區(qū)煤倉→運輸石門→井底煤倉2)運料系統(tǒng)副立井→井底車場→軌道石門→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→區(qū)段回風平巷→回采工作面3)運