采礦工程專業(yè)畢業(yè)論文--煤礦采區(qū)設(shè)計目錄引言1第一章井田概況及地質(zhì)特征2第二章采煤方法和回采工藝8第三章采區(qū)巷道和生產(chǎn)系統(tǒng)22第四章采區(qū)車場設(shè)計及硐室34第五章礦井通風(fēng)系統(tǒng)42第六章防止特殊災(zāi)害的安全措施57第七章主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)60參考文獻61設(shè)計總說明本設(shè)計部分為xxxxxxx責(zé)任有限責(zé)任公司xxxxxxx新井設(shè)計全篇共七個部分礦井概況及井田地質(zhì)特征采煤方法和回采工藝采區(qū)巷道和生產(chǎn)系統(tǒng)采區(qū)車場設(shè)計和硐室礦井通風(fēng)系統(tǒng)防止特殊災(zāi)害的安全措施和主要經(jīng)濟指標(biāo)xxxxxxx礦位于鄭州礦區(qū)新密煤田由xxxxxxxxxxxxxx和xxxxxxx三家出資組建井田走向長125km傾斜寬3～4km面積50km2井田內(nèi)可采煤層為二3煤和二1煤煤層賦存穩(wěn)定二1煤層平均厚度為55m二3煤層平均厚度為13m煤層傾角變化范圍不大為812°井田可采儲量為223×104萬t礦井首采區(qū)平均涌水量為1910th相對瓦斯涌出量為4436m3t屬于低瓦斯礦井煤塵有爆炸危險煤層不易自燃xxxxxxx年設(shè)計生產(chǎn)能力為300萬ta服務(wù)年限為533年礦井采用雙翼長壁后退式開采礦井同時生產(chǎn)的采區(qū)數(shù)目為3個各采區(qū)布置一個生產(chǎn)工作面礦井通風(fēng)方法為中央邊界式通風(fēng)設(shè)計過程中確定的方案要技術(shù)上可行經(jīng)濟上合理并且安全可靠采煤方法中選用的設(shè)備盡量考慮國產(chǎn)并且設(shè)備之間要相互配套設(shè)計內(nèi)容要不能違背《煤礦安全規(guī)程》等規(guī)定不能出現(xiàn)原則性的錯誤第1章井田概況及地質(zhì)特征11井田概況com置xxxxxxx井田位于河南省xxxxxxx西側(cè)行政區(qū)劃屬新xxxxxxx和xxxxxxx及新xxxxxxx管轄G107國道鄭新公路京廣鐵路京珠高速鄭石高速公路從井田東側(cè)通過新密公路從井田南部通過區(qū)內(nèi)公路以xxxxxxx為中心可通往鄭州40km新密48km禹縣38km平頂山110km許昌74km等地新鄭國際機場位于井田的東北部本區(qū)已形成非常便利的立體交通網(wǎng)絡(luò)礦井交通位置見圖1-1-1com地形地貌區(qū)內(nèi)絕大部分為第三四系沖積層覆蓋為平原微丘地形地勢總體比較平坦僅西北部沖溝較發(fā)育西部邊緣地帶出現(xiàn)一些小丘陵和零星突起井田內(nèi)海拔標(biāo)高一般在100m～175m平均為125m左右相對高差約為75mcom地表水系本區(qū)主要河流為雙洎河屬淮河水系河床寬度10～30m16m正常流量2m3s平均行水深度05m河底坡降1200～11200河底巖性為沙壤土雙洎河為常年性河流該河自西北向東南流經(jīng)本井田河流流量受季節(jié)影響較大旱季較小雨季較大最大洪水流量為256m3s洪水位標(biāo)高為12233mcom氣候特征本區(qū)屬大陸性半干旱氣候其特點是干濕季節(jié)性交替明顯年溫差較大四季分明夏季炎熱冬季寒冷春秋兩季氣候宜人年平均氣溫141℃月最高氣溫386℃1976年6月月最低氣溫為-81℃1977年1月每年6～9月為雨季年最大降水量為9771mm1954年最小降水量為2139mm1985年年均降水量為5926mm年蒸發(fā)量為1680～2041mm本區(qū)風(fēng)向風(fēng)力隨季節(jié)交替變化夏季多東南風(fēng)和南風(fēng)冬季多西北風(fēng)和北風(fēng)年平均風(fēng)速237ms最大風(fēng)速為18ms月平均相對濕度8月最大為831月最小為63年平均相對濕度為70年均霜期為159天年均霧日為32天結(jié)冰期一般為12月至翌年3月凍土深度為100mm～150mm積雪厚度150mm～200mmcom礦區(qū)工農(nóng)業(yè)生產(chǎn)概況xxxxxxx總面積873km2人口62萬xxxxxxx礦井工業(yè)場地位于新xxxxxxx辛店鎮(zhèn)現(xiàn)代通訊設(shè)施完備信息傳播方便快捷通訊網(wǎng)絡(luò)與全國聯(lián)網(wǎng)運行辛店鎮(zhèn)已形成煤電水泥焦炭鋁等產(chǎn)業(yè)鏈被xxxxxxx委市政府確定為能源建材工業(yè)園xxxxxxxxxxxxxx和xxxxxxx參股進行聯(lián)合開發(fā)建設(shè)具體運作由三方通過人才技術(shù)資源的重新整合而組建的河南省xxxxxxx有限責(zé)任公司承擔(dān)地質(zhì)構(gòu)造及煤層賦存情況xxxxxxx地質(zhì)條件復(fù)雜區(qū)內(nèi)斷層褶曲發(fā)育煤層頂?shù)装迤鸱兓烨颐簩淤x存不穩(wěn)定薄無煤帶發(fā)育從勘探資料物探資料和實際揭露情況看1112采區(qū)內(nèi)已經(jīng)查明落差大于10m的斷層18條且次一級頂?shù)装逍鄬訕O其發(fā)育目前11回風(fēng)上山實際揭露斷層10條11206上下順槽已經(jīng)揭露斷層21條斷層發(fā)育頻率達到每110m發(fā)育1條另外二1煤層賦存很不穩(wěn)定薄無煤帶發(fā)育1112采區(qū)已經(jīng)查明發(fā)育14塊煤厚小于2m的薄無煤帶復(fù)雜的地質(zhì)構(gòu)造造成工作面回采和掘進時經(jīng)常出現(xiàn)打碴甚至全巖現(xiàn)象對采掘影響極大煤層頂?shù)装迩闆r二1煤層偽頂為炭質(zhì)泥巖不發(fā)育厚度005m直接頂為砂質(zhì)泥巖局部發(fā)育厚度05m平均20m左右?guī)r石硬度系數(shù)為46老頂為大占砂巖局部地段直接壓煤巖石硬度系數(shù)為58底板為砂質(zhì)泥巖巖石硬度系數(shù)為46二1煤層賦存很不穩(wěn)定薄無煤帶發(fā)育直接底為砂質(zhì)泥巖局部發(fā)育厚度03m平均10m左右?guī)r石硬度系數(shù)為46老底為大占砂巖巖石硬度系數(shù)為58受斷層和薄無煤帶工作面采掘時將會發(fā)生打碴現(xiàn)象由于頂?shù)装鍘r石都較為堅硬對采掘影響較大水文地質(zhì)條件xxxxxxx地質(zhì)條件復(fù)雜尤其是在滹沱背斜軸部和SF19SF22SF32正斷層附近L7-8灰?guī)r裂隙發(fā)育含水十分豐富且通過一些斷裂破碎帶或隱伏導(dǎo)水構(gòu)造受到L1-4灰?guī)r和O2m灰?guī)r水的補給目前礦井總涌水量已經(jīng)達到1450m3h風(fēng)井區(qū)域為520m3h主副井區(qū)域為930m3h并且從實際揭露和打鉆情況看各個出水點和鉆孔涌水量都比較大其中11回風(fēng)上山上段施工時2007年3月發(fā)生突水水量為230m3h造成該頭停掘近兩個月11回風(fēng)上山下段在SF22正斷層下盤L7-8灰?guī)r富水區(qū)掘進時集中出水點最大水量370m3h目前仍有200m3h11軌道石門1鉆場L7-8灰?guī)r疏水鉆孔最大水量160m3h目前仍有140m3h11回風(fēng)上山和11軌道上山L7-8灰?guī)r和L1-4灰?guī)r注漿孔時共有18個鉆孔水量超過100m3h最大達到220m3h復(fù)雜的水文條件嚴(yán)重威脅著礦井安全生產(chǎn)139 146 168 二1 灰黑 似金屬～金剛 呈現(xiàn)結(jié)構(gòu)煤特征 松軟 鱗片 141 151 192 com井田內(nèi)可采煤層特征見表煤層特征表煤層名稱 兩極厚度平均厚度m 煤層結(jié)構(gòu) 穩(wěn)定程度 煤層間距m 二3 0-698137 含夾矸1層較簡單 不穩(wěn)定大部可采 二1 0-2175550 含夾矸1～2層較復(fù)雜 較穩(wěn)定主要可采 186054-12800 com煤層瓦斯煤塵及自燃特性本區(qū)瓦斯呈西高東低的特征總體東北部屬瓦斯風(fēng)化帶西南部為瓦斯帶范圍CH4含量總的變化趨勢是隨煤層埋深的增大而升高根據(jù)礦井煤層瓦斯含量結(jié)合瓦斯含量等值線圖分析礦井屬低瓦斯礦井二3和二l煤層火焰長度分別為10mm14mm和10mm加巖粉量分別為43和43結(jié)論為均有爆炸危險性通過地質(zhì)報告鉆孔樣品燃點測試結(jié)果確定二3和二1煤層均為不易自燃煤層com礦井綜合柱狀圖第2章采煤方法和回采工藝21采煤方法com煤層賦存及開采技術(shù)條件本礦井主采煤層二1煤煤厚0～2175m平均550m全井田可采二3煤層下距二1煤約18m煤厚0～698m平均137m屬不穩(wěn)定大部分可采煤層首采區(qū)二1煤平均厚度581m傾角＜12°為三軟煤層煤的硬度f07左右含夾矸1～2層直接頂板為易冒落泥巖砂質(zhì)泥巖厚度0～283m隨采隨落老頂為中粒砂巖厚度2～35m一般15m能冒落但周期來壓不明顯直接底板以泥巖砂質(zhì)泥巖為主厚度075～1719m平均310m層理普遍發(fā)育遇水易膨脹勘探區(qū)內(nèi)構(gòu)造受到多級復(fù)合控制致使區(qū)內(nèi)構(gòu)造復(fù)雜化井田構(gòu)造復(fù)雜程度中等本礦井屬低瓦斯礦井煤塵有爆炸危險煤層不易自燃com采煤方法的選擇根據(jù)開拓布置設(shè)計對二1煤論證其采煤方法本礦井主采煤層二1煤煤厚0～2175m平均550m厚度變化較大根據(jù)國內(nèi)外厚煤層開采技術(shù)發(fā)展現(xiàn)狀結(jié)合井田開采技術(shù)條件設(shè)計認(rèn)為二1煤可供選擇的采煤方法主要有一次采全高綜采放頂煤一次采全高大采高綜采和分層綜采大采高綜采適應(yīng)煤層厚度在4～m經(jīng)過在各種地質(zhì)條件下的探索和實踐大采高綜采工藝在技術(shù)上已趨成熟大采高綜采可以實現(xiàn)高產(chǎn)高效相對一般分層綜采具有以下優(yōu)點1簡化了回采巷道降低了巷道掘進率和巷道維護工作量2避免了分層時做大量勘探煤厚的工作量及嚴(yán)格控制分層采高的困難減少了工作面搬家次數(shù)及費用3大采高采場過風(fēng)斷面大為稀釋瓦斯創(chuàng)造了有利條件大采高綜采的缺點是適應(yīng)煤層厚度變化能力較差對煤層及頂?shù)装逡筝^高本礦井二1煤煤厚0～2175m厚度變化較大煤層及頂?shù)装遢^軟屬三軟煤層大采高綜采采高大支架重量大由于采高大采場礦壓顯現(xiàn)強烈如煤層及頂?shù)装逅绍浌ぷ髅嫒菀灼瑤椭Ъ苋菀紫孪萃七M困難也難以實現(xiàn)高產(chǎn)高效根據(jù)礦區(qū)內(nèi)生產(chǎn)礦井以往的實踐經(jīng)驗來看三軟煤層分層綜采單產(chǎn)也較低僅為350500kta的水平機械化分層開采工作面單產(chǎn)較低的原因分析主要有以下兩個方面1礦井煤層及頂?shù)装遢^軟回采上分層時設(shè)備和支架是以松軟的煤層作底板液壓支架易下沉或前傾前探梁不能充分起到支撐頂板作用容易引起片幫及冒頂常導(dǎo)致機道阻塞甚至壓埋采煤機組清理機道處理冒頂占用時間較多致使開機率低產(chǎn)量低效率低效益差2由于煤層厚度變化大煤層底板起伏不平且規(guī)律不明顯因此開采下分層時對機械化開采更不利底板隆起之處煤層薄另外開采上分層時因煤層軟難以保持上分層底板的平整造成下分層頂部起伏不平當(dāng)開采下分層時分層厚度變化大常常難以構(gòu)成適宜機采的回采面推進困難回采率低效率低而礦區(qū)實踐證明綜采放頂煤單產(chǎn)高效率高成本低巷道掘進量小可減少綜采設(shè)備的搬家次數(shù)節(jié)省采面的安裝和搬遷費用對不穩(wěn)定厚煤層有較好的適應(yīng)性其存在的主要問題是煤炭回收率相對稍低原煤灰分相對較高要求管理水平高由于三軟煤層大采高綜采及分層綜采存在較多的問題再加上經(jīng)過十幾年的探索綜采放頂煤技術(shù)研究解決了三軟不穩(wěn)定厚煤層放頂煤一次采全高的工藝問題鄭煤集團公司三軟不穩(wěn)定放頂煤采煤工藝研究也已獲得重大突破部分綜采放頂煤工作面單產(chǎn)已達180Mta以上因此結(jié)合鄭州礦區(qū)新密煤田礦井生產(chǎn)情況根據(jù)本礦井煤層賦存特點對二1煤的開采設(shè)計采用綜采放頂煤采煤法com回采工作面參數(shù)的確定com1工作面長度及推進方向長度工作面長度與地質(zhì)因素和機械設(shè)備能力頂板管理等技術(shù)因素關(guān)系密切直接影響生產(chǎn)效益適當(dāng)加大工作面長度不僅可以減少工作面的準(zhǔn)備工程量提高回采率而且也相對減少了端頭進刀等輔助作業(yè)時間保證工作面高產(chǎn)高效而提高工作面推進方向長度可以減少搬家倒面次數(shù)為工作面連續(xù)穩(wěn)產(chǎn)高產(chǎn)高效創(chuàng)造條件近幾年隨著綜放設(shè)備開發(fā)水平的提高和采煤工藝的成熟陽泉潞安晉城鄭州等礦區(qū)綜采放頂煤工作面長度一般為120～200m部分工作面加大到300m以上參照國內(nèi)礦井放頂煤工作面長度綜合鄰近井的實踐經(jīng)驗設(shè)計認(rèn)為本礦井二1煤放頂煤綜采工作面長度150180m左右推進方向長度2000m左右較為適宜二3煤煤層厚度較小采用薄煤層綜采解放下賦的二1煤層根據(jù)考察多個礦井薄煤層綜采工作面長度參數(shù)工作面長度暫按110120m左右考慮待取得二3煤開采經(jīng)驗后可適當(dāng)加長工作面長度com2工作面采高二1煤為厚煤層井田內(nèi)煤層平均厚度550m首采區(qū)平均厚度581m設(shè)計采用綜采放頂煤開采割煤高度取26m放煤高度321m采放比1123二3煤層煤厚平均137m設(shè)計采用一次采全高薄煤層綜采采煤方法由于二3煤屬不穩(wěn)定部分可采煤層設(shè)計僅考慮其作為配采com3采煤機截深目前我國綜采工作面的截深一般為600～800mm考慮到本礦井煤層及頂?shù)装寰^軟的實際情況為減少煤壁片幫設(shè)計采煤機截深取600mmcom工作面設(shè)備選型com1設(shè)備選型原則和裝備標(biāo)準(zhǔn)建設(shè)高產(chǎn)高效礦井是煤炭工業(yè)的發(fā)展方向提高礦井機械化水平是發(fā)展高產(chǎn)高效的有效途徑目前采煤機朝大功率大截深高速電牽引方向發(fā)展運輸設(shè)備朝大運量大功率重型化高強度多點驅(qū)動高自動化方向發(fā)展液壓支架朝簡單實用高工作阻力高強度高可靠性方向發(fā)展采用電液控制系統(tǒng)提高移架速度和安全性能針對這種發(fā)展趨勢結(jié)合本井田三軟煤層實際情況在工作面主要設(shè)備選型時考慮以下原則1機械設(shè)備的選擇首先滿足技術(shù)先進生產(chǎn)可靠提高綜采設(shè)備的開機率達到高產(chǎn)高效同時設(shè)備間相互配套保證運輸暢通并增加運輸環(huán)節(jié)的緩沖能力以期達到采運平衡最大限度地發(fā)揮綜采優(yōu)勢2為綜采工作面創(chuàng)造快速連續(xù)開采的條件加大工作面推進方向長度減少搬家次數(shù)并保證快速搬家同時做到采準(zhǔn)工作快適當(dāng)增大巷道斷面特別是順槽斷面3對輔助運輸系統(tǒng)要求系統(tǒng)簡單環(huán)節(jié)少工作人員能快速方便地到達工作地點xxxxxxx礦井作為大型礦井依照高技術(shù)高質(zhì)量高效率高效益的開發(fā)建設(shè)原則其工作面裝備需充分依靠科技進步立足國內(nèi)選擇先進的高產(chǎn)高效性價比高安全可靠的采掘運支設(shè)備com2二1煤綜放工作面設(shè)備選型1采煤機a采煤機應(yīng)具有的生產(chǎn)能力采煤機應(yīng)具有的最小生產(chǎn)能力由下式計算QhQy×f[D×N-M×t×K]式中Qh工作面設(shè)備所需最小生產(chǎn)能力thQy要求的工作面年產(chǎn)量15×106taD年生產(chǎn)天數(shù)按330d計算f能力富裕系數(shù)14N日作業(yè)班數(shù)4班M每日檢修班數(shù)1班t每班工作時數(shù)6hK開機率06則Qh15×106×14[330×4-1×6×06]589thb采煤機裝機功率裝機功率包括截割電動機牽引電動機破碎電動機液壓泵電動機機載增壓噴霧泵電動機等電動機功率總和裝機功率由下式估算P＝Q×Hw＝589×07＝413kW式中P裝機功率kWQ采煤機生產(chǎn)率589thHw比能耗一般06～07取07c采煤機所需牽引力據(jù)經(jīng)驗統(tǒng)計采煤機牽引力一般為其裝機功率數(shù)值的05～1倍d確定滾筒直徑滾筒直徑一般按最大采高的06倍考慮滾筒直徑取18m根據(jù)煤層的開采技術(shù)條件煤的硬度及采高參照礦區(qū)內(nèi)工作面裝備情況考慮到礦區(qū)內(nèi)設(shè)備的互換性工作面采煤機實際訂貨資料為國產(chǎn)MG250600-WD型無鏈電牽引采煤機采煤機技術(shù)參數(shù)見表2-1-12工作面可彎曲刮板輸送機轉(zhuǎn)載機破碎機工作面刮板輸送機生產(chǎn)能力的選擇原則是保證采煤機采落的煤被全部運出并留有一定的備用能力工作面刮板輸送機的運輸能力應(yīng)滿足Qc＝Kc×Km×Ky×Qm＝11×105×105×589＝714t式中Qc刮板輸送機應(yīng)具有的運輸能力thKc采煤機截割速度不均衡系數(shù)11Qm采煤機平均落煤能力589thKm采煤機與刮板輸送機同向運動時修正系數(shù)105Ky運輸方向及傾角系數(shù)105表2-1-1采煤機技術(shù)參數(shù)表項目 單位 參數(shù) 備注 采煤機型號 MG250600-WD 電牽引采煤機 總裝機功率 kW 600 截割功率 kW 250×2 采高 M 18～35 截深 Mm 600 滾筒直徑 M 18 驅(qū)動方式 交流電牽引 牽引力 kN 535 牽引速度 mmin 0～124 供電電壓 V 1140 重量 T 41 經(jīng)計算工作面前部刮板輸送機的運輸能力應(yīng)大于714th轉(zhuǎn)載機破碎機能力應(yīng) 不小于刮板輸送機能力根據(jù)采煤機生產(chǎn)能力放煤能力及工作面長度并考慮各環(huán)節(jié)的能力配套及煤層生產(chǎn)能力潛力實際訂貨情況為前部刮板選用SGZ764500型刮板輸送機后部刮板選用SGZ630320型刮板輸送機SZZ764200轉(zhuǎn)載機及PLM1000破碎機因此二1工作面采用走向長壁后退式綜合機械化放頂煤一次采全高采煤方法全部垮落法管理頂板采放平行作業(yè)22回采工藝com藝方式為了保證安全采用及時支護即在采煤機割煤后先移架再移刮板輸送機工藝過程為割煤-移架-推溜com采煤機的工作方式和進刀方式1工作方式綜采工作面采煤機為雙滾筒采煤機正常工作時前端的滾筒沿頂板割煤后端滾筒沿底板割煤這種布置方式司機操作安全煤塵少裝煤效果好2進刀方式綜采工作面的進刀方式為工作面端部斜切進刀并且為割三角煤其過程如下①當(dāng)采煤機割至工作面端頭時其后的輸送機已移近煤壁采煤機身處尚留下一段下部煤〔圖2-2-2a圖2-2-2工作面端部割三角煤斜切進刀方式a起始b斜切并移直輸送機c割三角煤d開始正常割煤1-綜采工作面雙滾筒采煤機2-刮板輸送機com采煤機滾筒螺旋的確定雙滾筒采煤機采用相背旋轉(zhuǎn)即右滾筒右旋順時針左滾筒左旋逆時針右滾筒采用右螺旋左滾筒采用左螺旋com綜采工作面巷道布置端頭支架及加強支護1綜采工作面巷道布置見工作面層布置圖2端頭支護區(qū)段軌道平巷采用工作面液壓支架作端頭支護區(qū)段運輸平巷采用3部端頭支架作端頭支護并且滯后工作面液壓支架一個截深3加強支護順槽工作面前方20m以內(nèi)需加強支護避免應(yīng)力集中提前對巷道造成破壞采用單體液壓支柱和鉸接頂梁作為加強支護的支架com作面組織循環(huán)作業(yè)及循環(huán)圖表主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)綜采工作面一般只有割煤前移架和推刮板輸送機等3個主要工序習(xí)慣上完成著3個主要工序后就算完成一個循環(huán)因而一般是按多循環(huán)方式組織作業(yè)的但安排作業(yè)方式時必須將機械設(shè)備檢修作為綜采工作面的一個很重要的工序進行適當(dāng)安排保證檢修時間1循環(huán)作業(yè)按正規(guī)循環(huán)作業(yè)組織生產(chǎn)每割兩刀放一次頂煤為一個循環(huán)每生產(chǎn)班各完成1個循環(huán)總計每天完成3個循環(huán)a作業(yè)方式采用了先進的設(shè)備為了減少工人的勞動時間和勞動強度采用四六制工作制度b循環(huán)作業(yè)圖表見圖2-2-5-1圖2-2-5-1工作面正規(guī)循環(huán)圖表2勞動組織a勞動組織形式采用專業(yè)工種追機作業(yè)和綜合工種全斷面分段作業(yè)相結(jié)合的勞動組織形式b勞動組織勞動組織表見表2-2-5-2表2-2-5-2工作面勞動組織表工種 班次 小計 一班 二班 三班 檢修班 跟班隊長 1 1 1 1 4 驗收員 1 1 1 0 3 班長 2 2 2 3 9 采煤機司機 3 3 3 0 9 運輸機司機 1 1 1 0 3 轉(zhuǎn)載機司機 1 1 1 0 3 司泵工 1 1 1 0 3 皮帶司機 2 2 2 0 6 支架工 15 15 15 0 45 端頭支架工 6 6 6 0 18 運料工 0 8 8 機修工 1 1 1 8 11 電修工 1 1 1 8 11 打眼注水工 3 3 3 0 9 支架維修工 0 0 0 10 10 巷修替棚工 12 12 12 0 36 看工具工 1 1 1 0 3 送饃工 1 1 1 1 4 皮帶檢修工 1 1 1 5 8 合計 53 53 53 44 203 3主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)表見2-2-5-32-2-5-3工作面主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)表序號 名稱 單位 數(shù)量 備注 1 采煤方法 綜合機械化放頂煤 2 頂板管理 完全跨落法 3 生產(chǎn)方式 三采一檢修 4 工作面長度 m 180 5 工作面走向長度 m 1800 6 采高 m 35 煤層平均厚度55 7 循環(huán)進尺 m 060 8 日循環(huán)個數(shù) 個 3 9 日循環(huán)進尺 36 10 回采率 ％ 80 11 循環(huán)產(chǎn)量 t 390852 二1煤層工作面 23設(shè)備配備工作面機械設(shè)備配備見表表2-3綜采工作面機械設(shè)備配備表使用地點 設(shè)備名稱 單位 數(shù)量 型號 工作面 端頭支架 架 4 ZFZ40002130 過渡支架 架 2 ZFZ36001928FT 中間支架 架 109 ZFZ36001928LT 采煤機 臺 1 MG250600-WD 前部刮板輸送機 部 1 SGZ-764500 后部刮板輸送機 部 1 SGZ-630320 下副巷 轉(zhuǎn)載機 部 1 SZZ-764200 輪式破碎機 臺 1 PLM-1000 膠帶輸送機 部 2 DTL17>201302×280X 信號照明綜合保護 臺 1 ZXZ8-41140 無極繩絞車 部 1 SQ-8075B 上副巷 乳化液泵 臺 2 BRW315315 乳化液泵箱 個 1 RX31525B 注水泵 臺 1 WRB-160315 注水泵箱 個 1 RX20016A 移動變壓器 臺 3 KBSGZY12501011402臺KBSGZY630106601臺 無極繩絞車 部 1 SQ-8075B 信號照明綜合保護 臺 2 ZXZ8-41140 組合開關(guān) 臺 1 QJZ-20001140 軟啟動 臺 4 QJR25011402臺QJR12511402臺 回柱絞車 臺 2 JH-14t 24工作面通風(fēng)系統(tǒng)com按瓦斯涌出量計算Qwkg×QgCg-Cm561m3min式中kg工作面瓦斯涌出量不均衡系數(shù)取15Qg工作面瓦斯絕對涌出量m3min取最大值374m3minCg工作面回風(fēng)流中瓦斯最高允許濃度取1Cm工作面進風(fēng)流中瓦斯?jié)舛热?com按人數(shù)計算Qw4NK4×150×105630m3min式中4每人應(yīng)供給的最小風(fēng)量m3minN工作面最多數(shù)按交接班時兩班人數(shù)加上其他輔助人員150K備用系數(shù)com按溫度計算本工作面實測溫度為2326OCQw60×V×S60×1218×9648970V風(fēng)速按照風(fēng)速與溫度的關(guān)系取1218msS綜采工作面平均斷面取9m2com經(jīng)比較取計算風(fēng)量最大值970m3mincom按工作面極限允許風(fēng)速驗算根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定工作面最低風(fēng)速為025ms最高風(fēng)速為4msVQ60s97060×918ms因為025ms＜V＜4ms故工作面配風(fēng)量及風(fēng)速符合規(guī)程規(guī)定25回采工藝過程中的安全注意事項com割煤采煤機由工作面中部向下割煤前滾筒沿頂后滾筒沿底當(dāng)割到機頭時采煤機停止?fàn)恳蠲旱耐瑫r及時移架到機頭推移采煤機后邊的溜子然后采煤機向上牽引上滾筒沿頂下滾筒沿底沿著運輸機彎曲段逐漸斜切進入煤壁直至雙滾筒全部進入煤壁采煤機停止?fàn)恳埔茝澢渭皺C頭溜子拉機頭過渡架要求所推移部分和采煤機處溜子成一條直線然后采煤機下滾筒沿頂上滾筒沿底向下牽引割三角煤下行割煤的同時追機拉架采煤機割煤至機頭采煤機向上返推移機頭及采煤機后邊的溜子拉移過渡支架當(dāng)采煤機再次行到下機窩開始向上割煤支架和溜子相應(yīng)前移采煤機由中部向機尾割煤的情況與此類同com移架移架前清凈支架前方及支架內(nèi)的煤矸等雜物移架前打好抬底座千斤頂鄰架打上推溜手把本架打上拉架手把然后緩慢降架待支架前移時立即停止降架拉架時手不離操作手把防止支架拉移超前移架工操作時必須站在支架架箱內(nèi)嚴(yán)防移架時抬底座千斤頂彈起或支架與前部運輸機之間擠傷人員移架時架前架下不得有任何人進行其它作業(yè)或停留端頭支架移架后和基本架架尾齊為拉到位拉第一架和最后一架前必須升緊端頭抬棚防止降架時木棚梁下落支架到位后要及時升起前后立柱頂梁接頂后穩(wěn)定供液3～5秒鐘以確保支架初撐力com推運輸機推移輸送機在輸送機運行中進行前部輸送機停止運轉(zhuǎn)時除機頭機尾外不得拉移推移機頭機尾時必須清凈浮煤保護好管線推移時遵循自下上而上下順序推移的原則彎曲段長度不得小于15m保證不得出現(xiàn)死彎不能有兩處以上彎曲段處理上竄下滑需分段推移時可有兩處彎曲段通常每30～60m為一段不得任意分段或從兩端向中間擠移輸送機推移不動時要詳細查找原因采取措施及時進行處理處理好后方可推移輸送機推移輸送機后及時把手把打回零位進入煤壁側(cè)作業(yè)時要先做好煤壁側(cè)臨時支護片幫地段要進行閉幫設(shè)專人監(jiān)護當(dāng)前部輸送機支架出現(xiàn)上竄下滑趨勢時可改變推移順序com放煤采用間隔多輪順序放煤見矸關(guān)門的方式為最大限度提高頂煤回收率端頭支架也應(yīng)放煤采放煤平行作業(yè)即割上半部煤時放下半部頂煤割下半部時放上半部頂煤放煤時每輪放出頂煤量的12～13反復(fù)進行將煤放完盡量使頂煤保持均勻下降以減少混矸提高煤質(zhì)放煤步距12m拉兩次架放一次頂煤當(dāng)大塊煤矸堵住放煤口時必須采取有效措施進行處理嚴(yán)禁爆破處理com清煤浮煤必須清理干凈明確劃分區(qū)段責(zé)任到人班長驗收員要班班檢查驗收若遇到進入煤壁側(cè)清煤等特殊情況則必須閉鎖前部輸送機設(shè)專人監(jiān)護做好臨時支護加固頂板設(shè)專人觀山確保退路暢通然后方可清煤清煤落后部輸送機時必須安排專人傳信號統(tǒng)一指揮浮煤浮矸清凈推移后部用的千斤頂或單體柱要及時抬出第3章采區(qū)巷道和生產(chǎn)系統(tǒng)服務(wù)年限xxxxxxx井田東西走向長135km南北傾斜寬3～4km面積約50km2井田可采儲量為223981Mt規(guī)模按300Mta考慮儲量備用系數(shù)采用14則計算礦井服務(wù)年限為533a其中-325m水平以上可采儲量為145245Mt服務(wù)年限為346a需要說明的是位于井田東北部的賈梁勘查區(qū)地質(zhì)儲量18145Mt普查由于地質(zhì)條件相對復(fù)雜位于xxxxxxx城區(qū)附近單獨建井的難度非常大可考慮作為礦井的后備區(qū)以充分有效利用資源32井田開拓com井田開拓1開拓方式本井田為新生界地層所覆蓋的煤田井田地表地形較為平坦新生界表土層厚度從數(shù)十米到400m不等西南薄東北厚主采煤層二1煤埋深230～～～Ixxxxxxx方案井口位置位于xxxxxxx村東結(jié)合開拓方式方案I又分為方案I1一對立井開拓和方案I2一立一斜聯(lián)合開拓兩個方案方案I1xxxxxxx東一對立井開拓方案該方案主副井井口位于xxxxxxx村東約120～210m10-4孔西北約200m井口標(biāo)高139m井筒落底水平標(biāo)高-325m主立井井筒直徑為50m裝備一對20t箕斗副立井井筒直徑為65m裝備一對一寬一窄15t雙層四車罐籠方案I2xxxxxxx東一立一斜聯(lián)合開拓方案該方案井口位置位于xxxxxxx東約120～210m井口標(biāo)高139m主斜井落底標(biāo)高-150m和首采區(qū)輸送機上山-325～-150m直接連接副立井落底水平標(biāo)高-325m主斜井傾角a16o斜長L＝1048m采用B＝1200mm鋼絲繩芯帶式輸送機運煤副立井井筒直徑為65m裝備一對一寬一窄15t雙層四車罐籠開拓方式見圖2-3-45方案IIxxxxxxx方案xxxxxxx東南一對立井開拓方案該方案井口位置位于xxxxxxx村東南約550m井口標(biāo)高131m井筒落底水平標(biāo)高-130m井筒深度261m主立井井筒直徑為50m裝備一對20t箕斗副立井井筒直徑為65m裝備一對一寬一窄單層二車罐籠各井口位置及開拓方式方案綜合分析評價如下方案Ixxxxxxx方案和方案IIxxxxxxx方案井口與工業(yè)場地位置分別位于井田初期開發(fā)塊段的南北邊界附近方案IIxxxxxxx方案落底水平淺為淺部井方案井筒較短初期投資省初期運營費用少方案Ixxxxxxx方案井筒相對較深初期投資稍大但有利于采區(qū)接替和后期開發(fā)兩個方案各有優(yōu)缺點需技術(shù)經(jīng)濟比較確定根據(jù)以上分析結(jié)合開拓方式設(shè)計對方案I和方案Ⅱ進行了進一步的技術(shù)經(jīng)濟比較比較結(jié)果詳見表3-2-1由表3-2-1可以看出方案Ⅱ為淺部立井方案井筒短初期工程量少壓煤量少基建投資省但該方案的主要不足是1對于整個井田而言井口位于北部邊界附近距離全井田儲量中心距離較遠后期開發(fā)不利2本方案為淺部方案由于礦井涌水量較大井筒落底水平較淺則對礦井的生產(chǎn)接替非常不利后期大部分為下山開采開拓工程量大排水困難運營費用高3井口及工業(yè)廣場壓首采區(qū)煤量較大不利于礦井初期投產(chǎn)采區(qū)工作面的布置4該區(qū)域表土層后井筒需要特殊方法施工井筒投資高工期長綜合以上分析盡管方案Ⅱ初期工程量較小基建投資較省但由于該方案為邊界淺部井方案初期排水困難排水系統(tǒng)復(fù)雜且該方案后期井下主輔運輸距離長運營費用高對整個井田的開發(fā)非常不利因此方案II也不宜作為礦井的推薦方案而方案Ixxxxxxx方案則可以彌補方案Ⅱ的不足方案I1一對立井開拓方案和方案I2一立一斜聯(lián)合開拓方案井口及工業(yè)場地位置基本相同方案I1主井采用立井方案I2主井采用斜井井口及工業(yè)場地位置和開拓方案比較表可比部分表3-2-1序號 項目 單位 方案Ixxxxxxx方案 方案IIxxxxxxx方案 方案I1一對立井 方案I2主斜副立 一對立井 工程量 投資萬元 工程量 投資萬元 工程量 投資萬元 1 基本特征 井口標(biāo)高 m 139 139 131 井底標(biāo)高 m -325 主斜井-150副立井-325 -130 井筒垂高或斜長 m 主立井464副立井492 主斜井1048副立井492 主立井261副立井281 2 井巷工程 井筒 m 956 2800 1540 2731 542 1592 井底車場及硐室 m 3275 2735 2943 2384 4075 3260 合計 m 4229 5535 4483 5115 4617 4852 3 主井提升系統(tǒng) 套 20t箕斗 1909 12m寬皮帶 2116 20t箕斗 1749 4 副井提升系統(tǒng) 套 1 1192 1 1192 1 1132 5 排水系統(tǒng) 套 1 989 1 989 2 1780 6 風(fēng)井工業(yè)場地 hm2 107 80 107 80 ±0 ±0 7 工業(yè)場地占地可比 hm2 183 1373 174 1305 194 1455 8 公路運輸 km 15 30 15 30 31 62 9 可比投資合計 萬元 11108 10827 11030 10 井筒及工業(yè)場地煤柱量 Mt 107 104 84 11 施工技術(shù)條件 表土層厚60m 表土層厚116m 表土層厚164m 12 建井工期 月 494 522 47 13 可比部分生產(chǎn)經(jīng)營費萬元a 3174 3110 3404 主斜井裝備帶式輸送機運輸提升能力大可以實現(xiàn)煤炭從工作面到地面的連續(xù)運輸易實現(xiàn)全礦井主運輸系統(tǒng)的集中控制效率高成本低作為人員安全出口斜井更為便利但對于本礦井而言主斜井與主立井相比其缺點也比較明顯1井口處表土層厚度約116m斜井通過表土段長度約421m斜井通過表土段施工復(fù)雜斜井比立井長度大井筒維護費用高各種管線的投資也比立井高2主斜井落底水平標(biāo)高為-150m后期利用初期-325～方案I1一對立井和方案I2主斜副立初期投資相差不多從主運輸角度看方案I2采用主斜井可以使全礦井主運輸連續(xù)化而顯得更加優(yōu)越但本礦井表土層厚達116m主斜井穿表土層長度約421m施工難度較大同時由于井筒長度大維護費用相應(yīng)較高同時后期需兩段提升運營費用高管理復(fù)雜采用了立井斜井聯(lián)合的綜合開拓方式礦井斜井井筒施工過程中由于涌水量大施工非常困難投資高工期長因此主要考慮到礦區(qū)目前表土段井筒施工的技術(shù)水平和經(jīng)驗經(jīng)過比較采用方案I1即xxxxxxx一對立井開拓方案主副立井位于同一廣場該方案同其他方案相比主要具有以下優(yōu)點1主副立井表土段較淺可以采用普通法施工對井筒的施工和維護有利節(jié)省基建投資2主副立井工業(yè)場地位置鄰近新密公路地面公路投資少聯(lián)系方便3礦井初期為上山開采有利于礦井的排水通風(fēng)特別是在本礦井涌水量較大的情況下優(yōu)點更為突出4工業(yè)場地位置鄰近xxxxxxx周莊谷莊三個村莊工業(yè)場地壓煤與村莊煤柱有大部分重合壓煤損失大大減少這幾個村莊也可不用搬遷減少了搬遷費用5從全礦井來看井筒位于井田中南部鄰近首采區(qū)對首采區(qū)中央采區(qū)的開采有利且工業(yè)場地的壓煤對首采區(qū)影響較少同時井筒基本位于儲量中心附近位置有利于礦井東西兩翼的開拓6根據(jù)施工的井檢孔資料井筒落底-325m水平井底車場巷道及硐室所處巖性較好有利于施工及維護同時也可兼顧到前后期的開采全礦井可用一個水平開拓減少了開拓準(zhǔn)備工程量com首采區(qū)域位置首采區(qū)的選擇決定著礦井能否早出煤早投產(chǎn)容易達產(chǎn)根據(jù)開拓布置及建設(shè)同類條件下現(xiàn)代化高效礦井的要求設(shè)計以兩個二1煤綜放面為主保證礦井300Mta設(shè)計生產(chǎn)能力并布置一個二3煤薄煤層綜采面配采以充分回收資源并解除對二1煤層的壓茬關(guān)系根據(jù)礦井開拓布置首采區(qū)域選擇在井田中部5～13勘探線之間桃樹園斷層以南-325m等高線以淺滹沱背斜兩翼塊段首采區(qū)域走向長度3800m傾向?qū)挾?700m左右見煤鉆孔60個二1煤層鉆孔平均厚度581m可采儲量7476Mt按300Mta能力計算中部首采區(qū)域1112采區(qū)服務(wù)年限178acom礦井儲量1礦井地質(zhì)資源量參與地質(zhì)資源量計算的共有4層煤分別為一1煤二1煤二3煤和七4煤其中二1煤屬于主要可采煤層一1煤二3煤和七4煤屬大部分可采煤層礦井共獲得地質(zhì)資源量43834Mt由于一1煤距奧灰較近受奧灰?guī)r溶裂隙承壓水的影響目前的開采技術(shù)條件尚不成熟故列為暫不能利用資源量一1煤地質(zhì)資源量為5078Mtxxxxxxx井田能利用的地質(zhì)資源量為387560Mt其中二１煤319310Mt占824二３煤58030Mt占150七４煤10220Mt占26井田能利用地質(zhì)資源量詳見表3-2-3-1xxxxxxx井田能利用地質(zhì)資源量匯總表表3-2-3-1單位Mt儲量類別 煤層編號 煤類 儲量 A B C D ABCD 能利用儲量 二1 PM 6179 7045 7594 2589 23407 WY 8524 8524 小計 6179 7045 16118 2589 31931 二3 PS 361 1072 598 2031 PM 884 2463 3347 WY 425 425 小計 1245 3960 598 5803 七4 FM 563 459 1022 小計 563 459 1022 合計 FM 563 459 1022 PS 361 1072 598 2031 PM 6179 7929 10057 2589 26754 WY 8949 8949 合計 6179 8290 20641 3646 38756 《河南省新密煤田xxxxxxx井田勘探報告》礦產(chǎn)資源儲量評審意見書中根據(jù)礦產(chǎn)資源量套改技術(shù)要求對礦井資源儲量按新標(biāo)準(zhǔn)進行了套改二1和二3煤AB級套改為121b及121CD級套改為122b和122其中基礎(chǔ)儲量按05的可采系數(shù)計算預(yù)可采儲量七4煤層C級套改為332D級套改為333一1煤層屬高硫煤層且水文地質(zhì)條件復(fù)雜AB級套改為2S21C和D級套改為2S22套改后的結(jié)果為詳見附錄預(yù)可采儲量1217235Mt預(yù)可采儲量12211633Mt探明的經(jīng)濟基礎(chǔ)儲量121b14469Mt控制的經(jīng)濟基礎(chǔ)儲量122b23265Mt控制的內(nèi)蘊經(jīng)濟資源量332563Mt推斷的內(nèi)蘊經(jīng)濟資源量333459Mt探明的預(yù)可研次邊際經(jīng)濟資源量2S21324Mt控制的次邊際經(jīng)濟資源量2S224754Mt分煤層分水平分塊段的地質(zhì)資源量詳見表3-2-3-2表3-2-3-2xxxxxxx井田地質(zhì)資源量匯總表單位Mt煤層編號地質(zhì)資源量 二１ 二３ 七４ 合計 xxxxxxx井田能利用部分 -325m以淺 178349 42608 10220 231177 -325m以深 140961 15422 0 156383 合計 319310 58030 10220 387560 注報告中一1煤暫不能利用煤炭資源儲量2S212S22為5078Mt 2礦井工業(yè)資源儲量根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》礦井工業(yè)資源儲量121b122b332333×k386642Mt經(jīng)計算xxxxxxx井田的工業(yè)資源儲量為386642Mt其中二1煤31931Mt二3煤5803Mt七4煤9302Mt一1煤層屬高硫煤層且水文地質(zhì)條件復(fù)雜套改后為次邊際經(jīng)濟資源量按規(guī)范規(guī)定不計入工業(yè)資源儲量3礦井設(shè)計資源儲量礦井設(shè)計資源儲量是礦井工業(yè)資源量儲量減去設(shè)計計算的斷層煤柱防水煤柱井田境界煤柱地面建構(gòu)筑物煤柱等永久煤柱損失后的資源儲量為保證礦井的安全生產(chǎn)礦井需要留設(shè)的安全煤柱有①斷層煤柱采用《礦井水文地質(zhì)規(guī)程》中導(dǎo)水?dāng)鄬臃栏羲褐粼O(shè)公式計算導(dǎo)水?dāng)鄬用褐鵏05kMm式中k安全系數(shù)取25M煤層厚度取55mp水頭壓力25～92MPakp煤的抗張強度取01MPa井田斷層較多且以高角度正斷層為主經(jīng)計算在斷層兩側(cè)留設(shè)60114m寬的煤柱同時應(yīng)加強斷層導(dǎo)水性以及水頭壓力和煤巖抗張強度的研究以便及時調(diào)整煤柱寬度確保安全生產(chǎn)②村莊及地面建構(gòu)筑物煤柱井田內(nèi)地面村莊較多根據(jù)建設(shè)單位意見結(jié)合礦區(qū)經(jīng)驗對開采影響較大的村莊進行搬遷對開采影響較小或村莊規(guī)模較大搬遷困難的村莊考慮留設(shè)煤柱其巖層移動角為表土Ф45°基巖δ75°β63°γ75°留設(shè)煤柱的村莊主要包括初期的xxxxxxx谷莊周莊及后期的xxxxxxx人和寨馬寨后小莊前小占莊官莊另外由于南水北調(diào)干渠煤柱尺寸較大楊樓王老莊徐莊可考慮充分利用干渠煤柱來避免村莊受開采的影響和破壞另外在井田東部井田邊界附近還存在鄭韓故城的北部城墻宮殿遺址和金須胡莊墓葬區(qū)三處國家級文物由于均位于南水北調(diào)中線干渠以東且位于井田邊界附近為礦井最后期開采的范圍因此對井田的開拓與開采影響較小設(shè)計對三處國家級文物區(qū)均按留設(shè)煤柱考慮同時在開采過程中建設(shè)單位應(yīng)加強對巖移規(guī)律的觀測和研究為資源的充分合理利用和對地面永久建筑物的保護或協(xié)調(diào)開采提供基礎(chǔ)數(shù)據(jù)工業(yè)廣場壓煤損失量礦井年設(shè)計能力為30╳106t按煤礦圖3-2-3-4工業(yè)廣場壓煤煤炭損失量計算圖③井田境界煤柱井田境界煤柱以計算的斷層煤柱為準(zhǔn)但不小于20m④南水北調(diào)中線干渠防水煤柱對南水北調(diào)中線干渠按《建筑物水體鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開采規(guī)程》中的相關(guān)規(guī)定留設(shè)防水安全煤柱HshHliHbHfe式中Hsh防水煤柱垂高mHli導(dǎo)水裂隙帶最大高度mHb保護層厚度mHfe基巖風(fēng)化帶深度m根據(jù)煤層上覆巖性特征結(jié)合礦區(qū)內(nèi)煤層防水煤柱留設(shè)經(jīng)驗經(jīng)計算初步計算干渠兩側(cè)煤柱寬度為750～920m由于規(guī)劃的南水北調(diào)工程位于礦井后期約40a左右開采影響范圍之內(nèi)后期開采時應(yīng)根據(jù)實測的井上下數(shù)據(jù)結(jié)合實際實施的南水北調(diào)干渠工程情況對安全煤柱尺寸進行核準(zhǔn)⑤其它煤柱留設(shè)采區(qū)邊界煤柱沿各采區(qū)邊界兩側(cè)各留設(shè)10m煤柱G107國道位于井田東部邊界附近后期開采時根據(jù)實測的井上下數(shù)據(jù)對是否留設(shè)安全煤柱尺寸進行確定風(fēng)井工業(yè)場地布置及地面供電線路走廊和采區(qū)上山位置方向基本一致以盡量減少保護煤柱尺寸礦井設(shè)計資源儲量計算結(jié)果詳見表2-1-44可采儲量礦井設(shè)計資源儲量減去工業(yè)場地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采區(qū)回采率為礦井可采儲量工業(yè)場地保護煤柱礦井工業(yè)場地按I級保護級別維護圍護帶范圍取20m其巖層移動角為表土Ф45°基巖δ75°β63°γ75°采區(qū)回采率按照《設(shè)計規(guī)范》要求厚煤層不小于75中厚煤層不小于80薄煤層不小于85經(jīng)計算xxxxxxx井田設(shè)計可采儲量為223981Mt其中二1煤為183411Mt二3煤為33811Mt七4煤為6759Mt其中-325m水平以淺的設(shè)計可采儲量為145245Mt礦井設(shè)計可采儲量詳見表3-2-3-5xxxxxxx井田設(shè)計資源儲量匯總表表3-2-3-5單位Mt煤層 水平 工業(yè)儲量 煤柱 設(shè)計儲量 邊界 斷層 地面建筑河流含文物保護南水北調(diào)干渠 小計 二１ -325m以上 178349 1574 10938 10479 22991 155358 -325m以下 140961 2446 17020 24258 43724 97237 小計 31931 4020 27958 34737 66715 252595 二３ -325m以上 42608 0754 4803 5762 11319 31289 -325m以下 15422 0076 0486 0583 1145 14277 小計 5803 0830 5289 6345 12464 45566 七4 -325m以上 9302 0106 0261 0010 0377 8925 -325m以下 0 0 0 0 0 0 小計 9302 0106 0261 0010 0377 8925 合計 386642 4956 33508 41092 79556 307086 xxxxxxx井田可采儲量匯總表表3-2-3-6單位Mt煤層 水平 設(shè)計儲量 煤柱 開采損失 可采儲量 工廣巷道 小計 二１ -325m以上 155358 6827 6827 32677 115854 -325m以下 97237 10626 10626 19054 67557 小計 252595 17453 17453 51731 183411 二３ -325m以上 31289 2999 2999 5658 22632 -325m以下 14277 0303 0303 2795 11179 小計 45566 3302 3302 8453 33811 七4 -325m以上 8925 0973 0973 1193 6759 -325m以下 0 0 0 0000 0000 小計 8925 0973 0973 1193 6759 合計 307086 21728 21728 61377 223981 第4章采區(qū)車場及峒室41采區(qū)車場com采區(qū)上部車場形式的選擇由于采區(qū)軌道上山在煤層中掘進采區(qū)上部車場選用甩車場其示意圖見圖5-3-1調(diào)車方式來料時通過絞車房絞車鋼絲繩牽引運料車由人工將運料車推到甩車道4中進入繞道3中再到區(qū)段軌道平巷中空車運行方向與來料時相反圖5-3-1采區(qū)上部車場甩車場1-運輸上山2-軌道上山3-繞道4-甩車道5-絞車房6-回風(fēng)巷7-風(fēng)門8-風(fēng)窗com采區(qū)中部車場形式的選擇采區(qū)軌道上山與運輸上山均布置在同一煤層中為了避免車場與運輸上山交叉必須開掘繞道選用甩入平巷的甩車場其示意圖見圖5-3-2圖4-1-2甩入繞道的中部車場1-運輸上山2-軌道上山3-甩車道4-繞道5-區(qū)段運輸平巷6-下區(qū)段回風(fēng)平巷7-聯(lián)絡(luò)斜巷8-風(fēng)門調(diào)車方式來料時通過絞車房絞車鋼絲繩牽引運料車在軌道上山2中運行到達預(yù)定位置時通過甩車道3進入下區(qū)段回風(fēng)巷6中人推行礦車到區(qū)段運輸平巷5中或通過繞道4進入?yún)^(qū)段運輸平巷5中空車運行調(diào)車方式與來料車調(diào)車方式方向相反com采區(qū)下部車場1概況采區(qū)下部車場在煤層中掘進線路設(shè)計應(yīng)滿足各運輸列車的線路其主要運輸設(shè)備為機車型號為ZK710-6550長×寬×高4500×1060×1550mm33t底卸式礦車型號為MD36-6長×寬×高3450×1200×1400mm3輔助運輸為15t固定式礦車型號為MG17-6A長×寬×高2400×1050×1200mm3以上設(shè)備規(guī)距為600mm2單開道岔平行線路連接設(shè)計表5-3-1道岔型號及其主要參數(shù)道岔型號 道岔名 主要參數(shù)mm 轍叉角α a b L T L0 ZDK638515 ZDK638515單開道岔 110183611310 4266 4534 8800 - - 圖5-3-3單開道岔平行線路連接單開道岔平行線路連接設(shè)計圖見圖5-3-3經(jīng)查找資料道岔主要參數(shù)見表并且S1300mmR10000mmB6500mmTR·tan05α10000×tan05×11310990mmm6629mmnm-T6629-9905639mm式中S-線路中心距mR-曲線半徑m3采區(qū)下部車場線路設(shè)計礦井第一水平為-380m水平-350-450m煤層傾角為750采區(qū)下部車場采用底板繞道式示意圖5-3-4其設(shè)計線路示意圖見圖5-3-5圖4-1-3底板繞道采區(qū)下部車場示意圖說明軌道上山起坡角為2501運輸大巷2材料繞道dLen1×Lm-c1-lAB-k14520×24-3-1-23552495m式中Le--機車長mn115t礦車個數(shù)個Lm礦車長度mc1插入直線段應(yīng)大于一礦車的長度mlAB豎曲線高低道坡度點水平距離設(shè)計為1mk1內(nèi)側(cè)曲線弧長mk1314·R1·α1180314×15×901802355Lgdl5c224958833595m式中l(wèi)5單開岔道線路連接長度mc2插入直線段一般不小于2m設(shè)計為3米圖4-1-5采區(qū)下部車場線路設(shè)計示意圖各設(shè)計計算數(shù)據(jù)在計算中代入出現(xiàn)和求出1采區(qū)煤倉2運輸上山膠帶中心線3軌道上山軌道中心線4運輸大巷繞道開口位置確定為XLBmx1 式中m見單開道岔非平行線路連接計算值為10125mx1運輸上山中心線至軌道上山中心線間距為30m調(diào)車方式來料時來料車由機車牽引至采區(qū)下部車場c2中摘掉機車機車通過道岔駛?cè)肓硪卉壍郎系V車由于慣性在原線路上行駛至d段由絞車房絞車通過鋼絲繩牽引礦車空車運行方向與來料時方向相反4縱面線路的豎曲線連接礦井軌道線路除了有平面線路外還有斜面線路如采區(qū)上下山材料斜巷等于是就有了平面與斜面如何連接的問題線路右斜面過度到平面時為了避免線路以折線狀突然拐到平面上斜面線路與平面線路之間設(shè)置豎曲線以使車輛平穩(wěn)運行可靠豎曲線半徑是采區(qū)車場設(shè)計中一個參數(shù)見圖5-3-6R過大一是使車場線路布置不緊湊增加了車場巷道工程量二是推后了摘鉤點的位置增長了提升時間尺寸過小又會出現(xiàn)礦車變位太快易使相鄰兩車廂上緣擠撞造成礦車在豎曲線處車輪懸空而調(diào)道TR·tanβ212×tan2502266mKπ·R·β1800314×12×2501800523m 式中R---豎曲線半徑右設(shè)計者確定mK---巷道轉(zhuǎn)角0圖5-4-6豎曲線4大巷裝車線路設(shè)計大巷裝車線路設(shè)計示意圖見圖5-3-7L1Len·LM44516×3454637m式中L1空車存車長度mn一列車礦車的個數(shù)個LM3t底卸式礦車的長度m4制動安全距離mL2n·LM16×345552m式中L2重車線存車長度mL3Le05LM4505×3456225m式中L3煤倉溜煤閘門至渡線道岔長度m圖5-3-7盡頭式大巷裝車站線路設(shè)計示意圖1運輸上山2采區(qū)煤倉3空車存車線4重車存車線5道岔LL1L2L3L4637552622588134m式中L車場線路長度mL4單開道岔長度m42采區(qū)主要硐室的布置com采區(qū)煤倉由于煤層產(chǎn)量不同采區(qū)煤層煤倉應(yīng)分別設(shè)計此處只說明2煤層的采區(qū)煤倉圖5-3-7采區(qū)煤倉斷面示意土圖煤層工作面年生產(chǎn)超過10Mt根據(jù)查找資料確定2煤層采區(qū)煤倉容量為500t煤倉上下口在一個垂直面上采用錨桿支護煤倉高度為20m直徑為55m為了避免堵倉煤倉下口采用雙曲線并且在煤倉內(nèi)預(yù)埋鋼絲繩為了防止雜物和大塊煤及矸石進入煤倉在煤倉上口設(shè)置鐵蓖子煤倉示意圖見圖5-3-7絞車房絞車房布置在圍巖穩(wěn)定無淋水地壓小易維護的地點巖層中并且與煤層底板有一定的安全距離采用錨網(wǎng)噴支護絞車型號為JTY12×12B其絞車房硐室主要尺寸見表5-3-2表5-3-2JTY12×10B絞車絞車房硐室主要尺寸寬度mmkm南北傾斜寬3～4km面積約50km2礦井瓦斯相對涌出量為329m3t綜合各種通風(fēng)方式的特點選定中央分列式邊界式為礦井的通風(fēng)方式采用這種通風(fēng)方式安全性好礦井通風(fēng)阻力小對瓦斯自然發(fā)火的管理有利且工業(yè)廣場不受主要通風(fēng)機噪音的影響com礦井主要通風(fēng)機的工作方式方案的比較1抽出式抽出式通風(fēng)是將主要通風(fēng)機安裝在回風(fēng)井附近工作時使井下整個通風(fēng)系統(tǒng)處于負(fù)壓狀態(tài)采用這種通風(fēng)方式當(dāng)?shù)V井與地面間存在漏風(fēng)通道時漏風(fēng)從地面漏向礦內(nèi)當(dāng)塌陷裂通過廢舊小窯時會將小窯內(nèi)積存的有害氣體抽到井下并使工作面的有效風(fēng)量減少一旦主要通風(fēng)機因故停止運轉(zhuǎn)時井下的風(fēng)流壓力提高有可能使采空區(qū)內(nèi)瓦斯涌出量減少比較安全2壓入式壓入式是將主要通風(fēng)機安裝在進風(fēng)口附近工作時使井下整個通風(fēng)系統(tǒng)處于正壓狀態(tài)采用這種通風(fēng)方式礦井地面漏風(fēng)是從礦井內(nèi)漏向礦外在跨落裂隙通達地表時礦井采空區(qū)煤炭自燃生成的有害氣體及小窯內(nèi)積存的有害氣體可通過裂隙向外漏出但因為漏風(fēng)源附近煤炭自燃初期生成的氣體難以檢測到使自燃征兆不宜發(fā)現(xiàn)一旦主要通風(fēng)機因故停止運轉(zhuǎn)井下的風(fēng)流壓力降低有可能上采空區(qū)拿瓦斯涌出量增加比較危險并且壓入式通風(fēng)必須在礦井總線路設(shè)置若干構(gòu)筑物而其中有些是交通要道人員車輛或提升容器來往頻繁使風(fēng)門易損壞漏風(fēng)較大通風(fēng)管理比較困難3壓抽混合式壓抽混合式通風(fēng)是在進風(fēng)井口安裝一風(fēng)機作壓入式運轉(zhuǎn)在回風(fēng)井口安裝一風(fēng)機作抽出式運轉(zhuǎn)采用這種通風(fēng)方式通風(fēng)系統(tǒng)的進風(fēng)部分處于正壓回風(fēng)部分處于負(fù)壓工作面大致處于中間其正壓或負(fù)壓均不大采空區(qū)連地面的漏風(fēng)較小但使用時風(fēng)機設(shè)備多管理比較復(fù)雜通過上述分析與比較選定主要通風(fēng)機的工作方式為抽出式com采區(qū)通風(fēng)系統(tǒng)圖采區(qū)通風(fēng)系統(tǒng)圖見圖9-1-1圖9-1-12煤層首采區(qū)通風(fēng)系統(tǒng)圖新鮮風(fēng)流乏風(fēng)1運輸大巷2軌道上山進風(fēng)3運輸上山回風(fēng)4區(qū)段運輸平巷5工作面6區(qū)段回風(fēng)平巷7回風(fēng)大巷52全礦所需風(fēng)量的計算及其分配com原則礦井需風(fēng)量按下列要求分別計算并取最大值1按井下同時工作的最大人數(shù)供風(fēng)量不得少于4m3人·min2按采煤掘進硐室及其他實際需風(fēng)量的總和進行計算com礦井風(fēng)量的計算1按回采工作面所需風(fēng)量的計算共2個采煤工作面采煤工作面風(fēng)量應(yīng)該按下列因素分別計算取其最大值①按瓦斯涌出量計算Qwi100×Qgwi×Kgwi9-2-1式中Qwi--第i個采煤工作面需要風(fēng)量m3minQgwi--第i個采煤工作面瓦斯絕對涌出量m3minKgwi--第i個采煤工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風(fēng)量系數(shù)取14二1煤層采煤工作面瓦斯絕對涌出量為969m3min需要風(fēng)量為13566m3min7煤層采煤工作面瓦斯絕對涌出量為692m3min需要風(fēng)量為9688m3min②按工作面進風(fēng)溫度計算Qwi60×Vwi×Swi×Kwi9-2-2式中Vwi--第i個采煤工作面的風(fēng)速按其進風(fēng)溫度確定取16Swi--第i個采煤工作面的有效通風(fēng)斷面取最大和最小控頂時的有效斷面的平均值對于支撐掩護式支架Sw3×M-03M為采高mKwi--第i個采煤工作面的長度系數(shù)工作面長為187米經(jīng)查找資料為14二1煤的平均采高為35m有效通風(fēng)面積為96m2需要風(fēng)量為120924m3min7煤的平均采高為25m有效通風(fēng)面積為66m2需要風(fēng)量為88704m3min③按使用炸藥量計算Qwi25×Awi25×5125m3min式中25每使用1K炸藥的供風(fēng)量m3minAwi--第i個采煤工作面一次爆破使用的最大炸藥量Kg取5Kg兩煤層相同④按工作人員數(shù)量計算Qwi4×Nwi4×35140m3min式中4每人每分鐘供給的最低風(fēng)量m3minNwi--第i個采煤工作面同時工作的最多人數(shù)為35人綜合上述計算2煤采煤工作面風(fēng)量為13566m3min7煤采煤工作面風(fēng)量為9688m3min⑤按風(fēng)速進行驗算按最低風(fēng)速驗算各個采煤工作面的最小風(fēng)量Qwi60×025×Swi二1煤層最小風(fēng)量為144m3min7煤層最小風(fēng)量為99m3min按最高風(fēng)速驗算各個工作面的最大風(fēng)量Qwi60×4×Swi二1煤層最大風(fēng)量為2304m3min7煤層最大風(fēng)量為1584m3min經(jīng)驗算后確定Qw213566m3min和Qw79688m3min共計需風(fēng)量為23254m3min2掘進工作面需風(fēng)量的計算共4個掘進工作面煤巷掘進工作面的風(fēng)量應(yīng)按下列因素分別計算取其最大值①按瓦斯涌出量計算Qhi100Qshi×Kghi式中Qhi第i個掘進工作面的需風(fēng)量m3minQghi第i個掘進工作面的絕對瓦斯涌出量m3min2Kghi第i個掘進工作面的瓦斯涌出不均勻和備用系數(shù)查找資料為2二1煤層掘進工作面瓦斯絕對涌出量為056m3min需要風(fēng)量為112m3min7煤層掘進工作面瓦斯絕對涌出量為034m3min需要風(fēng)量為66m3min②按炸藥量計算Qni25Ahi25×8200m3min式中25使用1Kg炸藥的供風(fēng)量m3minAhi第i個掘進工作面一次爆破使用的最大炸藥量Kg取10兩煤層相同③按局部通風(fēng)機吸風(fēng)量的計算Qhi∑Qhfi×Khfi式中∑Qhfi第i個掘進工作面同時運轉(zhuǎn)的局部通風(fēng)機額定風(fēng)量的和m3minKhfi為防止局部通風(fēng)機循環(huán)風(fēng)的風(fēng)量的備用系數(shù)取13兩煤層各有2個掘進工作面2煤層掘進工作面局部通風(fēng)機額定風(fēng)量和為200m3min需要風(fēng)量為260m3min7煤層掘進工作面局部通風(fēng)機額定風(fēng)量和為150m3min需要風(fēng)量為195m3min4按工作人員數(shù)的計算Qhi4×Nhi4×1040m3min式中Nhi第i個掘進工作面同時工作的最多人數(shù)人各工作面相同5按風(fēng)速進行驗算按最小風(fēng)速驗算各個煤巷掘進最小風(fēng)量Qhi60×025×Shi60×025×13642046m3min按最高風(fēng)速驗算各個掘進工作面的最大風(fēng)量Qhi60×4Shi60×4×136432736m3min式中Shi第i個掘進工作面巷道的凈斷面積據(jù)資料顯示為7平方米經(jīng)驗算后確定2煤層各掘進工作面需風(fēng)量為260m3min7煤層各掘進工作面需風(fēng)量為2064m3min共計需風(fēng)量為9288m3min3硐室需風(fēng)計算各個獨立通風(fēng)硐室的供風(fēng)量應(yīng)根據(jù)不同類型的硐室分別進行計算①機電硐室6個發(fā)熱量大的機電硐室按硐室中運行的機電設(shè)備發(fā)熱量進行計算Qri3600×∑N×Qρ×Cp×60×Δt3600×500×00312×1×60×1075m3min式中Qri第i個機電硐室的需風(fēng)量m3min∑N機電硐室中運轉(zhuǎn)的電動機變壓器總功率Kw取500KwQ機電硐室的發(fā)熱系數(shù)取003ρ空氣密度一般取12Kgm3Cp空氣的定壓比熱一般可取1KJKgkΔt機電硐室進回風(fēng)流的溫度差度空氣壓縮機房電機功率和為230kw機電發(fā)熱系數(shù)為020機電硐室進回風(fēng)流溫差為10度需要風(fēng)量為230m3min水泵房電機功率和為680kw機電發(fā)熱系數(shù)為002機電硐室進回風(fēng)流溫差為10度需要風(fēng)量為68m3min絞車房2個電機功率和為180kw機電發(fā)熱系數(shù)為003機電硐室進回風(fēng)流溫差為2度需要風(fēng)量為90m3min每個采區(qū)變電所需風(fēng)量根據(jù)經(jīng)驗確定為90m3min有2個采區(qū)變電所共計風(fēng)量為180m3min合計上述機電硐室共需要風(fēng)量568m3min②爆破材料庫1個Qri4×V604×100607m3min式中V庫房容積m3但大型爆破材料庫不得小于100m3min設(shè)計為100m3min③充電硐室1個按其回風(fēng)流中氫氣濃度小于05計算Qri200×Qrhi200×0240m3min式中Qrhi第i個充電硐室在充電時產(chǎn)生的氫氣量m3min但煤礦安全規(guī)程規(guī)定充電硐室的風(fēng)量不小于100m3min定為100m3min4其他用風(fēng)巷道的需風(fēng)量的計算大巷裝車為盡頭式裝車根據(jù)最低風(fēng)速的要求每個需風(fēng)量為1161m3min每個采區(qū)煤倉機頭處通風(fēng)量為30m3min共計2922m3min5全礦井總風(fēng)量的計算礦井的總進風(fēng)量應(yīng)按采煤掘進硐室及其他地點實際需要風(fēng)量的總和計算Qm∑Qwt∑Qhi∑Qrt∑Qot×Km2325492887682922×115496156m3min設(shè)計為5000m3min式中∑Qwt采煤工作面和備用工作面的需風(fēng)量之和m3min∑Qht掘進工作面所需風(fēng)量之和m3min∑Qrt硐室所需風(fēng)量之和m3min∑Qot其他用地點所需風(fēng)量之和m3minKm礦井通風(fēng)系數(shù)取115com礦井風(fēng)量的分配及風(fēng)速的驗算礦井風(fēng)量的分配及風(fēng)速的驗算見表5-2-3表5-2-3礦井風(fēng)量的分配及風(fēng)速的驗算序號 井巷名稱 風(fēng)量m3min 凈斷面m2 風(fēng)速ms 最大風(fēng)速ms 1 副井 4900 4171 196 12 2 井底車場 5000 140 595 8 3 運輸大巷 2480 129 320 8 4 二1煤層軌道上山 2310 81 476 8 5 二3煤層軌道上山 1740 81 358 8 6 2煤上下順槽 1560 126 206 6 7 7煤上下順槽 1120 126 148 6 8 回風(fēng)大巷 5000 129 646 8 9 風(fēng)井 5000 1963 509 15 礦井通風(fēng)阻力的計算由于礦井服務(wù)年限比較長考慮到通風(fēng)機的設(shè)備選型礦井瓦斯涌出量隨深度的變化礦井所需風(fēng)量和風(fēng)壓也是變化的需分兩次進行通風(fēng)設(shè)計第一水平為第一期此處詳細設(shè)計期于水平為第二期此處不作詳細設(shè)計com礦井容易時期通風(fēng)阻力的計算礦井通風(fēng)容易時期為礦井剛達產(chǎn)時的通風(fēng)阻力礦井通風(fēng)容易時期通風(fēng)系統(tǒng)圖見圖5-3-1通風(fēng)阻力計算見表5-3-1表5-3-1礦井通風(fēng)容易時期阻力計算表巷道各段序號 巷道名稱 支架形式 α10-4N·S2m4 Lm Um Sm2 R10-4N·S2m8 Qms HPa 1-2 副井 混凝土 480 430 2289 4171 6511 8167 4342 2-3 副井至2煤層 錨噴 90 354 1459 140 16940 8333 11763 3-4 二1煤運輸大巷 錨噴 100 1300 1400 129 84782 4133 14484 4-5 二1煤軌道上山進風(fēng)段 梯形棚 200 628 1181 81 279116 3850 41372 5-6 區(qū)段運輸平巷 29U 150 1000 1440 126 107979 26 7299 6-7 工作面 綜采支架 300 187 1249 96 79198 26 5354 7-8 區(qū)段回風(fēng)平巷 29U 120 1080 1440 126 93294 26 6307 8-9 二1煤運輸上山回風(fēng)段 梯形棚 220 50 1147 76 28742 4033 4676 9-10 二1煤回風(fēng)大巷 29U 80 1260 1400 129 65738 50 16435 10-11 回風(fēng)石門 錨噴 80 227 1400 129 11843 50 2961 11-12 回風(fēng)井 混凝土 40 130 1570 1963 1079 8333 749 hfe115742Pa 注礦井局部阻力考慮α在中圖5-3-1礦井通風(fēng)容易時期通風(fēng)系統(tǒng)圖com難時期通風(fēng)阻力的計算礦井通風(fēng)困難時期為第一水平上山部分二1煤層最后一個工作面時的通風(fēng)其阻力即為礦井通風(fēng)困難時期的阻力其生產(chǎn)系統(tǒng)圖見圖5-3-2阻力計算見表5-3-2圖5-3-2礦井通風(fēng)困難時期通風(fēng)系統(tǒng)圖說明7煤層工作面布置形式為2煤層工作面布置相同在2煤層下方此處不于畫出表5-3-2礦井通風(fēng)困難時期阻力計算表巷道各段序號 巷道名稱 支架形式 α10-4N·S2m4 Lm Um Sm2 R10-4N·S2m8 Qms HPa 1-2 副井 混凝土 480 430 2289 4171 6511 8167 4342 2-3 副井至2煤層 錨噴 90 354 1459 140 16940 8333 11763 3-4 2煤運輸大巷 錨噴 100 1300 1400 129 84782 4133 14484 4-5 2煤軌道上山進風(fēng)段 梯形棚 250 675 1181 81 375007 3769 53280 5-6 區(qū)段運輸平巷 錨索網(wǎng) 150 1200 1440 126 129575 26 8759 6-7 工作面 綜采支架 300 204 1249 96 86397 26 5840 7-8 區(qū)段回風(fēng)平巷 錨索網(wǎng) 120 1260 1440 126 108843 26 7358 8-9 2煤運輸上山回風(fēng)段 梯形棚 220 214 1147 76 123020 3769 17478 9-10 巖石斜巷回風(fēng) 錨噴 100 184 1400 129 120 3769 1705 10-11 巖石水平回風(fēng) 錨噴 110 208 1400 129 14922 3769 2120 11-12 回風(fēng)斜井 梯形棚 90 680 1147 76 159908 50 39978 12-13 2煤回風(fēng)大巷 錨噴 80 1260 1400 129 65738 50 16435 13-14 回風(fēng)石門 錨噴 80 227 1400 129 11843 50 2961 14-15 回風(fēng)井 混凝土 40 130 1570 1963 1079 8333 749 hfd187253Pa 根據(jù)上述表格的計算結(jié)果再乘以1