某煤層開拓方案的設計對比分析摘要本設計對天裕煤礦9號煤層的地質(zhì)條件進行了分析、總結(jié)，提出了三種開拓方案，選取了較優(yōu)的方案。并在該開拓方案的基礎上進行回采布置，對回采設備進行了選型，確定了各巷道形狀以及大小。對礦井的主要運輸系統(tǒng)輔助運輸系統(tǒng)通風系統(tǒng)做出了相應的設計。烏海市天裕工貿(mào)公司煤礦（以下簡稱天裕煤礦）位于烏海市海南區(qū)東北部，行政隸屬海南區(qū)巴音陶亥鎮(zhèn)管轄。井田地質(zhì)構(gòu)造總體中等，主要可采煤層厚度中等，賦存穩(wěn)定，水文地質(zhì)條件中等，井田范圍內(nèi)儲量較豐富。設計采用雙斜井單水平開拓方式。主要運輸采用帶式輸送機運煤，輔助運輸采用無軌膠輪車?；夭刹捎瞄L臂采煤法用全部垮落法處理頂板。全礦通風選用抽出式通風，通風方式是中央并列式。掘井工作面采用壓入式通風。關(guān)鍵詞：無軌膠輪車輔運；長壁采煤法；綠色開采；目錄摘要 1第一章礦區(qū)概述及井田地質(zhì)特征 51.1礦區(qū)概述 51.1.1交通位置 51.1.2地理位置及地貌特征 51.1.3河流情況 51.1.4氣象情況 61.1.5地震情況 61.2井田地質(zhì)特征 61.2.1井田地形及勘察情況 61.2.2地質(zhì)構(gòu)造 81.3煤層特征 81.3.1含煤地層 81.3.2含煤性 81.3.3各煤層的具體情況 91.3.4煤的特征 101.3.5其他開采技術(shù)條件 13第二章井田境界和儲量 142.1井田境界 142.1.1井田內(nèi)部及四鄰情況 142.1.2圈定的井田范圍 142.2井田工業(yè)儲量 152.2.3井田工業(yè)儲量 152.3礦井可采儲量 152.3.1礦井永久保護煤柱損失量 152.3.2礦井可采儲量 16第三章礦井工作制度、設計生產(chǎn)能力及服務年限 163.1礦井工作制度 163.2礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限 163.2.1設計生產(chǎn)能力 163.2.2服務年限 16第四章井田開拓 194.1井田開拓的基本問題 194.1.2井硐數(shù)目 194.1.3工業(yè)廣場及井口位置 204.1.4風井位置 214.2方案比較 214.2.1各方案的基本情況及優(yōu)缺點 214.2.2確定方案進行綜合比較 224.3礦井基本巷道 234.3.1井筒 234.3.2井底車場選型 254.3.3主要開拓巷道 25第五章準備方式——采區(qū)巷道布置 265.1煤層的地質(zhì)特征 265.1.1采區(qū)位置 265.1.2煤層地質(zhì)情況 265.1.3其他開采技術(shù)條件 265.2采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng) 265.2.1采區(qū)準備方式的確定 265.2.2采區(qū)尺寸與巷道布置 275.2.3盤區(qū)運輸和通風排水 275.3盤區(qū)車場選型設計 295.3.1車場布置 295.3.2盤區(qū)主要硐室 295.4采區(qū)采掘計劃 295.4.1盤區(qū)主要巷道的參數(shù)確定 295.4.2盤區(qū)生產(chǎn)能力 29第六章采煤方法 306.1采煤工藝方式 306.1.1設計盤區(qū)的地質(zhì)條件 316.1.2確定采煤工藝方式 316.1.3回采工作面參數(shù)的確定 316.1.4采煤及相關(guān)配套設備設備選型 316.1.5端頭支護及超前支護方式 366.1.6回柱方法 376.1.7各工藝過程及其注意事項 376.1.8勞動組織和循環(huán)作業(yè)圖 396.2回采巷道布置 416.2.1回采巷道布置方式 416.2.2工作面回采巷道布置 41第七章井下運輸 437.1概述 437.2盤區(qū)運輸設備選擇 447.2.1煤炭的運輸（主要運輸）方式選擇 447.2.2井下煤炭運輸（主要運輸）設備 447.2.3井下輔助運輸設備 45第八章礦井提升 488.1概述 488.2主副井提升 488.2.1主井運輸設備 488.2.2副斜井井運輸 49第九章礦井通風及安全技術(shù) 509.1礦井通風系統(tǒng)選擇 509.1.1礦井通風系統(tǒng)的基本要求 509.1.2礦井通風方式的選擇 519.1.3礦井通風系統(tǒng)方案比較 529.1.4盤區(qū)通風系統(tǒng)的要求 529.1.5工作面通風方式的選擇 529.2盤區(qū)及全礦所需風量 539.2.1采煤工作面實際需風量 539.2.2備用工作面需風量 559.2.3掘進工作面需風量 559.2.4硐室需風量 559.2.5其它巷道需風量 569.2.6礦井總需風量 569.3全礦通風阻力的計算 579.3.1礦井最大最小阻力路線 579.3.2礦井通風阻力計算 579.3.3礦井通風總阻力 579.3.4總等積孔 589.4通風機選型 609.4.1主要通風機選型 609.5防止特殊災害的安全措施 629.5.1瓦斯管理措施 629.5.2煤塵的防治 629.5.3預防井下火災的措施 629.5.4防水措施 63第十章設計礦井基本技術(shù)經(jīng)濟指標 64第十一章環(huán)境保護 65淺述深厚軟弱復合頂板巷道控制支護技術(shù) 661深部厚層軟弱復合頂板巷道支護方案 661.1理論分析 671.1.1強弱強理論 671.1.2巷道斷面的選擇 671.1.3巷道布置層位 671.2數(shù)值模擬分析 682松軟破碎圍巖的巷道支護原則分析 683巷道巷幫支護分析 694巷道支護概述 694.1巷道支護技術(shù) 694.2支護形式 704.2.1預留煤柱 704.2.2型鋼支護 70參考文獻 78第一章礦區(qū)概述及井田地質(zhì)特征1.1礦區(qū)概述1.1.1交通位置烏海市天裕工貿(mào)公司煤礦（以下簡稱天裕煤礦）位于烏海市海南區(qū)東北部，行政隸屬海南區(qū)巴音陶亥鎮(zhèn)管轄。東經(jīng)106°52′37″～106°54′01″；北緯39°26′56″～39°28′22″天裕煤礦井田西南部緊鄰烏海市海南區(qū)，距離海南區(qū)2km，其間有G110國道（京藏高速）、S215省道、烏棋（烏?！灞P井）公路等相通。同時，烏（海）～棋（盤井）公路、G6京藏高速、海（勃灣）～拉（僧廟）公路均穿越本礦井田。井田西距烏海市～公烏素運煤專用線拉僧仲廟站約5km，沿該鐵路線北上約45km可到烏海北站與包蘭鐵路（包頭～蘭州）相接。礦井交通便利，為煤炭外運和其它生產(chǎn)建設物資的運輸提供了方便條件。1.1.2地理位置及地貌特征礦井所在區(qū)域為半沙漠的丘陵地貌，中北部較高，南部較低，標高一般在+1200m～+1230m左右。最高點位于本區(qū)中部，標高+1246.10m，最低點位于礦區(qū)西部邊界處，標高+1199.7m，最大標高差46.4m，區(qū)內(nèi)一般高差20m左右。井田大部被第四系風積砂及殘坡積砂土、礫石等覆蓋，僅井田中部的丘陵處有部分基巖剝蝕區(qū)；井田東北部發(fā)育零星小山丘，呈現(xiàn)為高原侵蝕性丘陵荒漠、半荒漠地貌特征。1.1.3河流情況井田周邊最大水系為黃河，黃河距井田約18km，據(jù)烏海市水文觀測站資料，該段黃河多年平均流量1018m3/s，最大流量5820m3/s，最小流量60.8m3/s，水位標高+1063m～+1067m，水深2.5m～11.6m。井田內(nèi)無常年地表水流，只有幾條小型沖溝，洪水期有洪水匯入黃河，其它季節(jié)干涸。1.1.4氣象情況該區(qū)地處鄂爾多斯高原西緣，屬干溫帶高原大陸性氣候，日照強，氣候干燥，降水稀少，蒸發(fā)強烈。據(jù)海勃灣氣象臺近30年資料統(tǒng)計，年平均氣溫為7.8℃℃～8℃,絕對最高溫度為39.4℃℃,絕對最低氣溫為-32.6℃℃.年降水量54.19mm～357.6mm，平均158.1mm，主要集中在7、8、9月份；年總蒸發(fā)量3132.1mm～3913.3mm，平均3485.1mm，是年降水量的20多倍。全年多風，冬春有西北風，夏秋有東南風，平均風速3.1m/s，最大風速可達24m/s。晝夜溫差變化甚大，凍結(jié)期可達半年之久，最大凍土深度1.5m。1.1.5地震情況依據(jù)國家標準《中國地震動參數(shù)區(qū)劃圖》（GB18306-2015）,烏海市區(qū)域地震動峰值加速度為0.20g，對照地震裂度為Ⅷ度，屬強震預測區(qū)。據(jù)歷史記載，1976年9月23日在北緯39°59′05″、東經(jīng)106°27′00″的巴音木仁蘇木發(fā)生過一次6.2級地震，震源深度35km，距烏海市很近。1.2井田地質(zhì)特征1.2.1井田地形及勘察情況桌子山煤田大地構(gòu)造分區(qū)屬華北地臺-鄂爾多斯地臺向斜，位于鄂爾多斯地臺向斜西緣涿子山褶皺斷裂叢的中南部。煤田主要構(gòu)造線呈近南北走向，主要構(gòu)造為壓扭構(gòu)造；次級構(gòu)造線呈東西向展布，以伸展構(gòu)造為主。區(qū)域構(gòu)造較為復雜，主要構(gòu)造有：臺東麓大斷裂、臺山背斜、甘德-西來鳳大斷裂、甘德背斜區(qū)域地層調(diào)查：桌子山煤田為石炭-二疊紀含煤建造。地層劃分：前中生代地層屬華北地層區(qū)、冀晉魯豫地層區(qū)、鄂爾多斯地層區(qū)、賀蘭山-卓資山地層區(qū)；中新生代地層屬于陜甘寧地層區(qū)鄂爾多斯地層劃分。主要含煤地層為上石炭統(tǒng)太原組（c2t）和下二疊統(tǒng)山西組（p1s）。從古到新依次為太古宙千里山群、元古界震旦系長城系、古生代寒武紀、奧陶紀、石炭紀和二疊紀、中生代三疊紀、侏羅紀和白堊紀、新生代第三紀和第四紀。1、奧陶系（O）①奧陶系下統(tǒng)三道坎組（O1s）地層厚度大于200m，巖性為灰色中厚層狀石灰?guī)r夾灰白色鈣質(zhì)石英砂巖。與下伏寒武系呈平行不整合接觸。②桌子山組（O1z）地層厚度大于400m，巖性為灰色厚層狀生物碎屑灰?guī)r，含動物化石，垂直節(jié)理發(fā)育，局部有小溶洞發(fā)育。該組地層為煤系地層基底，與下伏三道坎組呈整合接觸。③克里摩里組（O2k）地層最大厚度392.51m（BKY05號鉆孔），全組地層厚度大于400m，巖性為深灰色泥巖及泥灰?guī)r。均勻?qū)永?，堅硬致密。與下伏奧陶系下統(tǒng)桌子山組呈平行不整合接觸。2、石炭系（C）地層厚度89m～240.38m，平均189.58m，與下伏奧陶系中統(tǒng)克里摩里組組呈平行不整合接觸。依據(jù)巖性組合及沉積旋回特征將本組地層劃分為兩個巖段，其中上統(tǒng)太原組（C2t）為主要含煤地層之一，其巖性上部以灰黑色、灰色、砂質(zhì)泥巖、泥巖為主，夾灰白色粒砂巖，含動物化石及黃鐵礦結(jié)核，含12號薄煤層，下部為深灰色砂質(zhì)泥巖及白色中、細粒砂巖，含14、15、16、17號煤層。3、二疊系（P）下統(tǒng)山西組（P１s）：為主要含煤地層之一，井田內(nèi)無出露，其巖性組合上、中部以灰白色、灰黑色砂巖、砂質(zhì)泥巖、泥巖及煤層組成，下部為灰、灰黑色粘土巖、砂質(zhì)泥巖及煤層，富含動物化石，含1～10號煤層，依據(jù)巖性組合及沉積旋回特征，將該組劃分為四個巖段。本組地層厚度0～147.24m，平均120.19m，與下伏太原組呈整合接觸。下統(tǒng)下石盒子組（P1x）：出露于井田中北部，局部遭受剝蝕變薄，地層厚度0～158.37m，平均64.04m，巖性為灰白色中粗粒砂巖夾少量灰綠色砂質(zhì)泥巖，依據(jù)巖性特征將該組劃分為三個巖段，本組不含煤。與下伏山西組呈整合接觸。4、第四系（Q）巖性為風積砂、殘坡積物及沖洪積物，由砂土、亞砂土及砂礫組成，厚度0～55.89m，平均9.00m。1.2.2地質(zhì)構(gòu)造井田地處鄂爾多斯臺向斜西緣的桌子山褶斷束之中南部，地層總體構(gòu)造形態(tài)為向西北傾斜的單斜構(gòu)造，地層傾角8°～30°，井田斷裂構(gòu)造較發(fā)育。據(jù)以往及三維地震資料，井田范圍內(nèi)發(fā)育斷層18條，其中逆斷層8條，正斷層10條，落差大于10m的斷層9條，分別為井田東部邊界附近的西來峰逆斷層、西來峰支一斷層、西來峰支二斷層、F4、F7、DF9、DF10、DF11、DF12、DF13?，F(xiàn)將主要構(gòu)造特征敘述如下：1、白云鄂博背斜白云鄂博背斜為本井田的主要構(gòu)造形態(tài)，井田東部基本為其軸部。受西來峰逆斷層的切割，白云鄂博背斜不完整，東翼僅保留了小部分，傾向北東，最大傾角36°。西翼形態(tài)較為完整，傾向北西，傾角22°～30°。2、西來峰逆斷層位于井田西部，為一壓扭性逆斷層，走向近南北，傾向西，傾角61°～66°，落差大于425m～560m，延伸長度75km。井田內(nèi)僅為該斷層中段一部分，長度約2.5km。由于該斷層影響，使其西部（上盤）地層抬升，煤層遭受剝蝕破壞。1.3煤層特征1.3.1含煤地層井筒含煤地層為石炭系上統(tǒng)太原組及二疊系下統(tǒng)山西組。1.3.2含煤性石炭系上統(tǒng)太原組地層總厚89.00～240.38m，平均厚度189.58m，共含11～18號煤層，煤層總厚平均為6.42m，含煤系數(shù)為3.39%。其中可采煤層為16-1、16-2、17號煤層，可采煤層總厚為5.10m，平均可采煤層含煤系數(shù)為2.69%。其余煤層為極不穩(wěn)定零星賦存，無工業(yè)價值。二疊系下統(tǒng)山西組地層總厚0～147.24m，平均厚度120.19m，含1～10號煤層，煤層總厚平均為7.81m，含煤系數(shù)6.50%。其中可采煤層為8-1、9-1、9-2、10號煤層?？刹擅簩涌偤駷?.82m，可采煤層含煤系數(shù)為4.84%。其余煤層為極不穩(wěn)定零星賦存，無工業(yè)價值。1.3.3各煤層的具體情況1、8-1煤層位于二疊系下統(tǒng)山西組第一巖段（P１s1）中部；煤層自然厚度0.32m～1.69m，平均1.27m；可采厚度0.70m～1.46m，平均0.94m，厚度穩(wěn)定，變化不大。煤層結(jié)構(gòu)較簡單，一般不含夾矸或含1層夾矸；頂板巖性多為灰白色泥巖及細、粉砂巖，底板巖性為灰褐色粘土巖及灰黑色砂質(zhì)泥巖；距下部9-1煤層層間距2.46m～10.53m，平均間距4.75m；為全井田發(fā)育大部可采較穩(wěn)定煤層。2、9-1煤層為9號煤層的上分層煤層，位于山西組第一巖段（P１s1）中部，煤層自然厚度1.16m～3.59m，平均2.66m.可采厚度除BKY03孔斷薄外，其余見煤點全部可采，可采厚度1.46m～1.77m，平均1.61m；厚度較穩(wěn)定，總體由南向北有增厚趨勢。煤層結(jié)構(gòu)較簡單，含夾矸0～3層；頂板巖性為灰褐色粘土巖夾薄煤層或炭質(zhì)泥巖，底板為黑色泥巖或粘土巖；距下部9-2煤層0.70m～1.02m，平均間距0.84m。分叉范圍內(nèi)屬大部可采穩(wěn)定煤層。3、9-2煤層為9號煤層的下分層,位于9-1煤層下部。分叉范圍內(nèi)僅東南部BKY03孔為斷層缺失外，全部可采；煤層結(jié)構(gòu)簡單，一般不含夾矸或含1層夾矸；煤層自然厚度0.74～0.96m，平均0.82m；可采厚度0.74m～0.87m，平均0.80m。距下部10號煤層1.71～5.71m，平均間距4.20m。合并區(qū)內(nèi)9號煤層自然厚度4.08m～6.77m，平均5.5m；可采厚度1.63m～4.72m，平均3.49m，總體由南向北有增厚趨勢。煤層結(jié)構(gòu)復雜，含夾矸4～7層。頂板巖性為泥巖、底板巖性為砂質(zhì)泥巖或細、粉砂巖，屬穩(wěn)定煤層。9煤合并區(qū)占65%左右，僅在井田中央呈西北至東南方向分布是分叉區(qū)。另據(jù)現(xiàn)有9煤工作面資料，在一采區(qū)只有529鉆孔至BKY04鉆孔間條帶是分叉區(qū)，其余大部是合并區(qū)。因此9煤大部分區(qū)域為一層煤，小部分分叉為9-1、9-2煤。屬于全井田可采穩(wěn)定煤層。4、10號煤層位于山西組第一巖段（P１s1）底部；煤層自然厚度0.88m～1.53m，平均1.11m，可采厚度除BKY03孔斷失外，其余見煤點全部可采；可采厚度0.75m～1.26m，平均0.97m；煤層結(jié)構(gòu)簡單，含0～1層夾矸；頂板巖性為泥巖或砂質(zhì)泥巖，底板為細粉砂巖；距下部16-1煤層33.26m～80.02m，平均間距54.88m；屬于全井田發(fā)育可采較穩(wěn)定煤層。5、16-1煤層為16號煤層上分層，位于石炭系中統(tǒng)太原組第一巖段(C2t1)中上部。分叉范圍內(nèi)全部可采，結(jié)構(gòu)簡單，含夾矸0～2層。煤層自然厚度2.01m～5.87m，平均4.03m?？刹珊穸瘸鼴KY05孔斷失外，其余見煤點全部可采，可采厚度1.11m～4.42m，平均3.05m。頂板巖性為深灰色泥巖或砂質(zhì)泥巖，局部為細粒砂巖，底板多為灰黑色泥巖或炭質(zhì)泥巖；距下部16-2煤層0.70m～4.06m，平均間距1.73m。屬分布區(qū)全部可采的穩(wěn)定煤層。6、16-2（16）煤層為16號煤層的下分層,位于16-1煤層下部。分叉范圍內(nèi)大部可采，煤層結(jié)構(gòu)簡單，一般不含夾矸或含1層夾矸，煤層自然厚度0.46m～4.13m，平均2.38m；可采厚度0.45m～1.62m，平均0.99m；合并區(qū)內(nèi)16號煤層自然厚度3.30～10.48，平均6.50m，總體趨勢井田中部煤層厚度較大，煤層結(jié)構(gòu)復雜，含夾矸2～10層。頂板巖性為砂質(zhì)泥巖或細砂巖，底板巖性為灰色細、粉砂巖或砂質(zhì)泥巖。距下部17號煤層2.17m～11.13m，平均6.50m。屬分布區(qū)內(nèi)大部可采較穩(wěn)定煤層。7、17號煤層位于石炭系上統(tǒng)太原組第一巖段(C2t1)底部。局部可采，煤層厚度0.39～1.78m，平均1.07m。結(jié)構(gòu)較簡單，含夾矸0～3層，可采厚度0.70～1.15m，平均0.96m，總體趨勢由東向西有增厚趨勢，井田中部煤層厚度大。頂板多為深灰色泥巖及砂質(zhì)泥巖，底板為灰色細粘砂巖或粘土巖。屬局部可采不穩(wěn)定煤層。1.3.4煤的特征（一）物理性質(zhì)各煤層物理性質(zhì)基本相近，顏色為黑色或褐黑色，以弱玻璃光澤為主，瀝青光澤次之，結(jié)構(gòu)條帶狀，參差狀斷口較多，少有階梯狀斷口，層狀構(gòu)造為主，少量均一狀，礦物質(zhì)多為粘土泥質(zhì)，遇見硫鐵礦顆粒。平均視密度：8-1號煤1.56t/m3，9-1號煤1.58t/m3，9-2(9)號煤1.50t/m3，10號煤1.51t/m3，16-2號煤1.39t/m3，17號煤1.45t/m3。（二）化學性質(zhì)井田范圍內(nèi)各主要可采煤層煤質(zhì)見表1-3-3。（三）煤的可選性根據(jù)地質(zhì)報告，9-2號煤（現(xiàn)9號煤）精煤回收率占破碎50～0.5mm級31.00%～32.00%，占全樣26.10%～26.90%，矸石占1.248%～3.490%，±0.1含量51.1%～55.6%，可選性等級為極難選；16-1號煤精煤回收率占破碎50-0.5mm級21.50%～46.00%，占全樣18.40%～39.42%，±0.1含量66.9%～72.3%，可選性等級為極難選。（四）煤的風化和氧化井田內(nèi)鉆孔揭露可采煤層采樣化驗資料未發(fā)現(xiàn)有風化和氧化現(xiàn)象。（五）煤類根據(jù)中國煤炭分類（GB5751-2009）劃分本井田各可采煤層煤類，井田范圍內(nèi)各可采煤層均為1/3焦煤。（六）煤的工業(yè)用途評價井田各可采煤層均為中灰～高灰、中等～中高揮發(fā)分、特低硫～中高硫、粘結(jié)性強、熱值高的1/3焦煤；主要作為動力用煤和煉焦用煤。1.3.5其他開采技術(shù)條件1、瓦斯根據(jù)2017年內(nèi)蒙古安科安全生產(chǎn)檢測檢驗有限公司編制的《烏海市天裕工貿(mào)有限公司煤礦礦井瓦斯等級鑒定報告》（2017年度），礦井絕對瓦斯涌出量0.67m3/min，相對瓦斯涌出量0.69m3/t；礦井絕對二氧化碳涌出量1.33m3/min，相對二氧化碳涌出量1.37m3/t；采面最大絕對瓦斯涌出量0.50m3/min，掘進面最大絕對瓦斯涌出量0.14m3/min，鑒定本礦井為低瓦斯礦井，無煤與瓦斯突出現(xiàn)象。2、煤塵爆炸及煤的自燃根據(jù)2017年內(nèi)蒙古安科安全生產(chǎn)檢測檢驗有限公司編制的《煤塵爆炸性、煤自燃傾向性檢驗報告》（2017年度），井田范圍內(nèi)煤塵具有爆炸危險性，煤層屬自燃煤層。3、地溫生產(chǎn)勘探報告對5個鉆孔中有2個鉆孔進行了簡易測溫，經(jīng)測定本區(qū)最高溫度為25.3℃，屬地溫正常區(qū)。第二章井田境界和儲量2.1井田境界2.1.1井田內(nèi)部及四鄰情況井田北部為神華君正白云烏素煤礦，該礦井為技改礦井，設計年生產(chǎn)能力1.20Mt/a;東部為烏海市華資煤焦有限公司滴力幫烏素煤礦，礦井設計生產(chǎn)能力1.20Mt/a;同時，井田東部隔西來峰斷層與天譽四礦相鄰，天譽四礦煤礦設計生產(chǎn)能力1.20Mt/a，綜采回采工藝，屬于正常生產(chǎn)礦井。井田西部為海南區(qū)，無礦井。井田南部為煤層露頭，無井田。2.1.2圈定的井田范圍根據(jù)內(nèi)蒙古自治區(qū)國土資源廳2017年5月26日為該礦續(xù)發(fā)的采礦許可證，證號：C1500002010121120107037，有效期至2018年11月7日。井田范圍由5個拐點圈定，面積2.40km2，開采標高由+1150m～+580m。井田范圍拐點坐標見表3-1-1。井田境界拐點坐標一覽表2.2井田工業(yè)儲量2.2.3井田工業(yè)儲量根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》（GB50215-2015），礦井地質(zhì)資源量中探明的資源量331和控制的資源量332，經(jīng)分類得出的經(jīng)濟的基礎儲量111b和122b、邊際經(jīng)濟的基礎儲量2M11和2M22，連同地質(zhì)資源量中推斷的資源量333乘以可信度系數(shù)K，歸類為礦井工業(yè)資源量。工業(yè)資源量按下式計算：工業(yè)資源/儲量＝111b+122b+2M11+2M22+333K＝9.28+2.86＋10+8.58×0.8＝30.63MtK——可信度系數(shù)。根據(jù)該井田地質(zhì)構(gòu)造中等，k值取0.8。設計范圍內(nèi)各煤層工業(yè)儲量如表3-1-5所示：注：K取0.8其中：采礦證批準采掘標高范圍內(nèi)保有資源/儲量38.00Mt，探明的經(jīng)濟基礎儲量（111b）11.82Mt，控制的經(jīng)濟基礎儲量（122b）3.16Mt，推斷的內(nèi)蘊經(jīng)濟資源量（333）13.02Mt。采礦證批準采掘標高外保有資源/儲量為15.99Mt，探明的經(jīng)濟基礎儲量（111b）0.85Mt，控制的經(jīng)濟基礎儲量（122b）0.12Mt，推斷的內(nèi)蘊經(jīng)濟資源量（333）4.26Mt。由上面可知九號煤層的工業(yè)儲量為：14.644+15.99=30.634Mt2.3礦井可采儲量2.3.1礦井永久保護煤柱損失量1、井田煤柱的損失計算如下。（井田邊界、斷層、風氧化帶及采空區(qū)）由礦井設計可采儲量匯總表得知，九號煤層永久保護煤柱損失量為：0.206+0.595=0.801Mt2、礦井工業(yè)廣場及主要井巷煤柱，由礦井設計可采儲量匯總表得知：0.04+0.204=0.244Mt合計：0.244+0.801=1.045Mt2.3.2礦井可采儲量由礦井設計可采儲量匯總表可知，九號煤層設計可采儲量為：10.855+14.572=25.427Mt第三章礦井工作制度、設計生產(chǎn)能力及服務年限3.1礦井工作制度 礦井設計年工作日為330d，采用“三、八”制工作制，二班生產(chǎn)，一班檢修，日凈提煤時間16h。地面采用“四、六”制工作制。3.2礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限3.2.1設計生產(chǎn)能力本次設計的9煤組、屬中厚較穩(wěn)定煤層，煤炭資源豐富，地質(zhì)構(gòu)造較為簡單，同時煤層的生產(chǎn)能力中等。應建設中型礦井，產(chǎn)能為90萬t/a。3.2.2服務年限礦井設計服務年限礦井服務年限按下式計算T=Z/（A×K）=25.427/（0.9×1.40）=20.2a式中：T——礦井服務年限，a；Z——設計可采儲量，25.427Mt；K——儲量備用系數(shù)，取1.40；A——礦井設計生產(chǎn)規(guī)模，取0.90Mt/a。第四章井田開拓4.1井田開拓的基本問題井田開拓對礦井來說至關(guān)重要，開拓時所開掘的井筒、巷道、硐室不僅服務范圍大，在服務時間上也較長。所以選擇合適的開拓方案對礦井的初期建設工程量，資金的投入，建井時間上有很大的影響。礦井投產(chǎn)后，對開拓巷道還需要進行維護，所以制定開拓方案時還要考慮到這些因素。好的開拓方案，對礦井運輸通風的運營維護成本都是有利的?，F(xiàn)提出三種可行信方案進行比較。一、方案一：1、主井采用斜井開拓，傾角為16°。2、副井采用斜井開拓，傾角為14°。3、風井采用斜井開拓。傾角為16°。4、回井底車場設中央變電站、井底水倉、煤倉等硐室。二、方案二：1、主井采用立井開拓。2、副井采用立井開拓。3、回風井采用立井開拓。4、井底車場設中央變電站、井底水倉、煤倉等硐室。三、方案三：1、主井采用斜井開拓，傾角為16°。2、副井采用立井開拓。3、回風井采用立井開拓。4、井底車場設中央變電站、井底水倉、煤倉等硐室。4.1.2井硐數(shù)目根據(jù)生產(chǎn)需要確定井硐的數(shù)目。一、方案一:1、井筒包括：1條主斜井，1條副斜井，風井為斜井數(shù)量為1。2、井下硐室：1個中央變電站，1個井底車場和1個煤倉。3、大巷包括：運輸大巷1條，輔運大巷1條，總回風大巷1條。二、方案二:1、井筒包括：1個主立井，1個副立井，回風井為立井數(shù)量為1。2、井下硐室：1個中央變電站，1個井底車場和1個煤倉。3、大巷包括：運輸大巷1條，輔運大巷1條，總回風大巷1條。二、方案三:1、井筒包括：1個主斜井，1個副立井，回風井為斜井數(shù)量為1。2、井下硐室：1個中央變電站，1個井底車場和1個煤倉。3、大巷包括：運輸大巷1條，輔運大巷1條，總回風大巷1條。4.1.3工業(yè)廣場及井口位置工業(yè)廣場為滿足對初期開采有利就，節(jié)省建井工程量，縮短工期；平衡兩翼儲量利于煤和材料運輸，和通風系統(tǒng)的布置；交通便利，不占或少占良田；盡量少壓煤，對礦井開拓有利的地質(zhì)條件；避免自然災害等條件，工業(yè)廣場位置布置在井東西方向的中間位置，位于井田北部南北邊界距離狹窄處。井口位置一、方案一主井井口坐標：（4369614.816，36404277.950，1223.09）副井井口坐標：（4369884.900，36404267.342，1217.0）二、方案二主井井口坐標：（4369731.422，36405637.400，1223.09）副井井口坐標：（4369677.123，36404881.312，1217.0）三、方案三主井井口坐標：（4369255.376，36401556.367，1223.09）副井井口坐標：(43699642.454，36405454.265，1217.0)4.1.4風井位置一、方案一風井井口坐標：（4369678.194，36404291.694，1219.90）二、方案二風井井口坐標：（4369776.213，36405651.624，1219.90）三、方案三風井井口坐標：（4369490.345，36407861.745，1219.90）4.2方案比較4.2.1各方案的基本情況及優(yōu)缺點方案一采用主井副井回風井都為斜井的開拓方式。方案二采用主井副井回風井都為立井的開拓方式，在井田北部邊緣，從外向內(nèi)依次平行布置有回風大巷，主運大巷，輔助運輸大巷。風井采用立井，位于回風大巷的中間位置，井口位于工業(yè)廣場內(nèi)。方案三采用主斜井副立井回風斜井的開拓方式方案一優(yōu)點：主井采用的斜井開拓，可以選用帶式輸送機進行煤炭的提升，膠帶帶輸送機提升能力強，系統(tǒng)簡單容易維護；副井采用斜井開拓且角度小于等于14°可以采用無軌膠輪車進行輔運，無軌膠輪車機動靈活，可以實現(xiàn)從地面一直到井下的連續(xù)運輸，不用在井井底車場重新裝載物料，可以減少井下人員在井下行走的距離降低了勞動強度，也節(jié)省了時間同時提高了工作效率;減少了井底車場的開拓工程量，簡單的運輸系統(tǒng)有利于井下的運輸。方案一缺點：井筒的長度較方案二長，初期的工程開拓量大；建井時間比較長，投產(chǎn)相對慢;初期投資大。方案二優(yōu)點：主副井以及回風井均采用立井開拓井筒長度短，初期工程量??；采用立井開拓建井時間短，投產(chǎn)快；初期投資少。方案二缺點：主井采用立井開拓，井底的煤炭只能采用箕斗提升，箕斗的提升能力不如膠帶輸送機且不連續(xù)，裝載卸載都比較麻煩；副井采用立井開拓，物料的運輸人員的升降都靠的是罐籠，罐籠體積有限在下放一些形狀不規(guī)則的物料時很難裝載，一些大型設備難于運輸，物料人員到達井底后要重新裝載和換乘，加大了工作量，還很不方便；采用立井開拓就不得不布置復雜的井底車場，井底車場開鑿在巖層中工程量大，且通風阻力大，井下運輸系統(tǒng)復雜等。方案三優(yōu)點：主井及回風井采用的斜井開拓，可以選用帶式輸送機進行煤炭的提升，膠帶帶輸送機提升能力強，系統(tǒng)簡單容易維護；副井采用立井開拓井筒長度短，初期工程量小；采用立井開拓建井時間短，投產(chǎn)快；初期投資少方案三缺點：井筒的長度較方案二長，初期的工程開拓量大；建井時間比較長，投產(chǎn)相對慢;初期投資大。副井采用立井開拓，物料的運輸人員的升降都靠的是罐籠，罐籠體積有限在下放一些形狀不規(guī)則的物料時很難裝載，一些大型設備難于運輸，物料人員到達井底后要重新裝載和換乘，加大了工作量，還很不方便；采用立井開拓就不得不布置復雜的井底車場，井底車場開鑿在巖層中工程量大，且通風阻力大，井下運輸系統(tǒng)復雜等。4.2.2確定方案進行綜合比較確定采用方案一。雖然方案一的初期工程量大，但斜井施工較立井施工難度小，且投產(chǎn)后具有明顯的優(yōu)勢。主斜井采用帶式輸送機提升煤炭和立井箕斗提升煤炭相比運輸能力大，轉(zhuǎn)載次數(shù)少且能夠連續(xù)運輸。副斜井采用礦用燃油膠輪車運輸人員設備以及物料相對于立井開拓的運輸來說，運輸能力大，裝載卸載次數(shù)少甚至可實現(xiàn)從地面到工作面的連續(xù)運輸，減少了人員的工作量同時還節(jié)省了時間。采用礦用防爆燃油人車和物料車進行輔助運輸相對于架線式電機車來說更加的機動靈活，取消了電纜的架設和軌道的鋪設節(jié)省了費用，在安裝工作面時各種作業(yè)車可直接到達工作面加快了安裝速度，為工作面的快速安裝和搬家倒面提供了有利條件。不用開鑿復雜的井底車場，井下用帶式輸送機運煤，主要運輸系統(tǒng)簡單，通風阻力小。4.3礦井基本巷道4.3.1井筒1、主井為斜井，采用膠帶運輸，斷面形狀為直墻半圓拱。主斜井斷面圖2、副井為斜井，采用無軌膠輪車運送設備、材料、人員，斷面形狀為直墻圓弧拱。副斜井斷面圖3、回風井采為斜井，抽出式通風，不設反風道，斷面形狀為半圓拱形。回風斜井斷面圖4.3.2井底車場選型主副井均采用斜井開拓，采用膠帶輸送機運煤，無軌膠輪車輔助運輸。無軌膠輪車轉(zhuǎn)彎半徑小機動靈活，無需復雜的井底車場。主井到達開采水平后一段石門連接井底煤倉。副井到達開采水平后經(jīng)過一段石門和轉(zhuǎn)向輔運大巷兩側(cè)的岔道相連。井底水倉水泵房，中央變電站等硐室就布置在石門和大巷的附近。4.3.3主要開拓巷道主要運輸大巷（膠帶大巷）由主井到達開采水平后經(jīng)一段石門與之連接。副井延伸到開才水平后經(jīng)石門與輔運大巷（無軌膠輪車輔助運輸大巷）連接。三條大巷均開鑿在巖石里，采用錨網(wǎng)噴綜合支護。第五章準備方式——采區(qū)巷道布置5.1煤層的地質(zhì)特征5.1.1采區(qū)位置將該煤層分成四個采區(qū)，首采區(qū)位于井田北部，首采區(qū)為一采區(qū)和二采區(qū)。5.1.2煤層地質(zhì)情況煤層厚度在3.49m以上屬于厚煤層。井田范圍內(nèi)地質(zhì)情況中等，有斷層、陷落柱等復雜地質(zhì)構(gòu)造。水文地質(zhì)條件是中等類型，井田范圍內(nèi)煤塵具有爆炸危險性，煤層屬自燃煤層，礦井屬于低瓦斯礦井，無煤與瓦斯突出現(xiàn)象。5.1.3其他開采技術(shù)條件生產(chǎn)勘探報告對5個鉆孔中有2個鉆孔進行了簡易測溫，經(jīng)測定本區(qū)最高溫度為25.3℃，屬地溫正常區(qū)。5.2采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)5.2.1采區(qū)準備方式的確定本礦井多煤層開采，設計分上下煤組采用分煤組開拓，各煤組內(nèi)采用聯(lián)合集中布置，由于上煤組8-1、9-1、9-2、10煤屬于近距離煤層群，9煤存在分叉及合并區(qū)，且大部為合并區(qū)，9煤厚度較大，設計采用聯(lián)合布置，開拓下山巷道均沿9-2煤層布置；下煤組16-1、16-2、17煤屬于近距離煤層群，16煤存在分叉及合并區(qū)，且大部為合并區(qū)，16煤厚度較大，設計采用聯(lián)合布置，開拓下山巷道均沿16-1煤層布置。利用現(xiàn)有工業(yè)場地設主斜井、副斜井、回風斜井三個井筒進行斜井開拓。本設計中輔助運輸大巷（無軌膠輪車巷）、主運輸大巷（帶式輸送機巷）都布置在煤層底板巖石中?；仫L大巷布置在煤層中。大巷完工以后就可以掘進順槽、開切眼、車場和必要的硐室。系統(tǒng)簡單；更加有利于綜合機械化；將技術(shù)經(jīng)濟效果明顯提高，作面單產(chǎn)、巷道的掘進率、盤區(qū)采出率、勞動生產(chǎn)率和噸煤成本等指標，都有顯著地提高和改善。5.2.2采區(qū)尺寸與巷道布置1、盤區(qū)尺寸確定全井田上、下煤組均以+1050m水平為界各劃分2個采區(qū)，上煤組劃分為一、二采區(qū)，下煤組劃分為三、四采區(qū)，一～四采區(qū)順序開采。采區(qū)工作面的推進放向在1.2～2.0千米之間。次礦井雖然屬于中型礦井，但是采用綜合機械化采煤的方法產(chǎn)90萬t/a的產(chǎn)量不算太大，再加上井田邊界的限制，所以可以將采區(qū)劃分的小一點，該設計首采盤區(qū)為井田的一二采區(qū)。2、巷道布置井下開拓巷道采用分煤組集中下山布置方式，上、下煤組聯(lián)合布置。沿9-2號煤層布置上煤組中央運輸下山、軌道下山和回風下山,各下山在+1050m水平落平通過+1050m聯(lián)絡巷聯(lián)系;沿16-1號煤層布置下煤組中央運輸下山、回風下山，上煤組中央運輸下山通過煤倉、下煤組中央運輸下山與主斜井連通；上煤組中央軌道下山與副斜井直接連通；上煤組中央回風下山通過輔助回風下山(原副斜井)、地面回風道或9煤回風石門與回風斜井連通，形成上煤組開拓系統(tǒng)；下煤組中央運輸下山與主斜井連通，中央回風下山與回風斜井連通。5.2.3盤區(qū)運輸和通風排水1、運煤系統(tǒng)運煤系統(tǒng)如圖5.1。圖5.1運煤系統(tǒng)路線圖其中在回采工作面內(nèi)煤炭的運輸是采用刮板輸送機，運輸順槽采用帶時輸送機運煤，在工作面與運輸順槽間采用轉(zhuǎn)載機轉(zhuǎn)載，盤區(qū)運輸巷和主要運煤大巷中采用帶式運輸機運煤，到達井底煤倉后，由膠帶輸送機將煤從井底提升到地面。2、輔助運輸系統(tǒng)輔助運輸系統(tǒng)如圖5.2，包括回采工作面和掘進工作面。圖5.2輔助運輸系統(tǒng)路線圖3、通風系統(tǒng)通風統(tǒng)如圖5.3。圖5.3通風系統(tǒng)路線圖4、排水系統(tǒng)污水從工作面流出經(jīng)順槽水泵將水排到大巷，又經(jīng)大巷流到井底水倉局部低洼處采用水泵排水，經(jīng)水泵房將水排到地面，或經(jīng)過處理在用作工作用水。污水的排放充分利用巷道的現(xiàn)有條件，在條件允許的情況下，進量將巷道開掘的有一定的角度，能夠使水依靠重力自己排出。在巷道的一側(cè)開挖水溝，底板具有一定的角度偏向水溝一側(cè)，避免污水聚集在巷道的中央影響通行。5.3盤區(qū)車場選型設計5.3.1車場布置盤區(qū)巷道傾角平緩，無軌膠輪車擔任輔助運輸，不用設置絞車房。輔助運輸順槽與盤區(qū)輔助運輸巷經(jīng)一段斜巷連接。運輸順槽直接與盤區(qū)主運輸巷連接?；仫L順槽與盤區(qū)回風巷直接連接，經(jīng)過斜巷與盤區(qū)輔運巷連接并由風門隔開。5.3.2盤區(qū)主要硐室為了滿足生產(chǎn)的需要，礦井生產(chǎn)必須開掘一些硐室。用來完善各個系統(tǒng)或者是儲備一些材料等用途。輔助運輸采用的是礦用防爆無軌燃油機車運輸，為了滿足兩車相遇時巷道寬度不足以錯車的情況，需要在盤區(qū)輔助運輸順槽中間隔一定距離開掘出一個滿足錯車要求的巷道。盤區(qū)內(nèi)還要開掘一些其他生產(chǎn)必須的硐室。5.4采區(qū)采掘計劃5.4.1盤區(qū)主要巷道的參數(shù)確定各順槽開鑿在煤層中，采用錨網(wǎng)支護，掘進速度300m/月。5.4.2盤區(qū)生產(chǎn)能力1、綜采工作面（1）工作面循環(huán)進度采煤機截深為0.8m，也就是說采煤機割一刀煤工作面向前推進0.8m。工作面的回采率取0.93，首采工作面的平均頂?shù)装寰嚯x是3.49m，該層煤的容重是1.31t/m3。本項目設計盤區(qū)一個回采工作面生產(chǎn)。一個采面的生產(chǎn)能力為：A0=LV0MγC0式中L——采煤工作面長度，取m；V0——推進速度，取1584m/a；M——煤層厚度或采高，取3.49m；γ——煤的容重，取1.30t/m3；C0——采煤工作面采出率，厚煤層取97%。采煤機截深取0.8m,一天截6刀，采用三八制一個班截3刀。一天工作面推進速度為4.8m,采煤工作面年推進速4.8m/d×330d/a=1584m/a。因此一個采面生產(chǎn)能力A0=150×1584×3.49×1.30×97%=90萬t/a。3、盤區(qū)采出率盤區(qū)內(nèi)工業(yè)儲量為：30.63Mt；盤區(qū)內(nèi)實際采出煤量為：25.427Mt；則：盤區(qū)采出率=25.427/30.63×100%=83%第六章采煤方法6.1采煤工藝方式不同的采煤工藝有不同的特點，從炮采（爆破）到普采再到綜采機械化程度越來越高，大大降低了井下作業(yè)的勞動強度。但不同的采煤工藝有著不同的，要根據(jù)礦井的地質(zhì)條件，礦山企業(yè)的裝備能力，以及礦井的設計生產(chǎn)能力等方面來確定。6.1.1設計盤區(qū)的地質(zhì)條件首采盤區(qū)位于井田北部，煤層傾角最大為十六度，較其他盤區(qū)大。煤層厚度在1.63m～4.72m，平均厚度為3.49m。該盤區(qū)煤層結(jié)構(gòu)中等，煤層中不含夾矸。煤層的層位穩(wěn)定，厚度的變化不大，在整個盤區(qū)內(nèi)厚度都比較均勻。6.1.2確定采煤工藝方式本盤區(qū)煤層較厚，還有地質(zhì)條件較好，因此選用綜合機械化采煤，煤層厚度在1.63m到4m厚度適中，正好選用一次采全高的采煤方式。綜合機械化采煤相對于普采雖然初期投資大，但是機械化程度高，所需人員少，采煤效率高，系統(tǒng)維護簡單，工作環(huán)境作業(yè)條件改善。安全性提高等優(yōu)點。6.1.3回采工作面參數(shù)的確定本盤區(qū)的設計年推進長度為1584m。本盤區(qū)構(gòu)造中等，煤層賦存狀態(tài)穩(wěn)定，頂?shù)装宓臈l件比較好，確定初期工作面長度為150m，采高為1.63m到4m。采煤機截深一般為0.6～0.8m,本設計采用0.8m。受井田境界和產(chǎn)量影響工作面長度和推進長度應該做出相適應的調(diào)整。6.1.4采煤及相關(guān)配套設備設備選型1采煤機項目參數(shù)單位型號MG400/890-WD采高2.1-4.1m截深0.8m滾筒直徑2.0m滾筒轉(zhuǎn)數(shù)29r/min搖臂長度2160mm搖臂擺動中心距6220mm牽引力450kN牽引速度0-8.7m/min牽引方式電牽引裝機功率400×2+90kW滅塵方式內(nèi)外噴霧機面高度1460mm最小臥底量464mm電壓1140kV適應傾角≤2、運煤三機配套設備刮板輸送機工作面日產(chǎn)量為3060t，采煤機每小時落煤170t，為保證工作面采出煤炭能夠快速運出工作面，以及兼顧后續(xù)煤礦產(chǎn)量提高，刮板機主要技術(shù)特征表如表所示。破碎機破碎機主要技術(shù)特征表如表所示。轉(zhuǎn)載機轉(zhuǎn)載機主要技術(shù)特征表如表所示。3液壓支架（一）支架選型本礦采煤工作面的支護采用液壓掩護式支架，工作面支架的型號確定為ZZ8800/18/38，端頭支架為兩架一組，型號為ZT16000/16/38，工作面端頭支架數(shù)量為四組八架，中部支架為96架。（二）支護方式由于39#煤層煤質(zhì)中硬，為防止片幫和冒頂，所以選用及時支護方式。及時支護的優(yōu)點為利于行人運料和通風，缺點為加大了控頂距寬度不利于控制頂板。滯后支護的優(yōu)點為控頂距離較小，能適應周期來壓及直接頂穩(wěn)定性好的頂板，缺點為對穩(wěn)定性差的直接頂適應性差。（三）超前支護本礦的超前支護采用單體支柱和金屬鉸接頂梁聯(lián)合進行支護?？紤]到壓力峰值點一般在距煤壁前方10m左右的地方，所以超前支護距離選為30m。4掘進工作面的機械配備綜掘工作面機械設備配備所示。綜掘工作面機械設備配備表6.1.5端頭支護及超前支護方式1、端頭支護以及超前支護方式該設計采用端頭液壓支架來支護端頭處頂板。2、超前支護回風順槽超前支護采用3排單體液壓支柱進行支護，排距是為1.0m。運輸順槽超前支護采用兩排單體液壓支架進行支護，排距為1.0m。6.1.6回柱方法在要回柱之前必須先要檢查頂幫的安全狀況確認安全，然后才能夠進行回柱。在回柱工作的時候監(jiān)督保護的人員必須時時刻刻觀察頂板和兩幫的情況。如果發(fā)生異常情況時要立即通知回柱工作的人員及時地撤離有危的險地帶。若頂板破碎且無法保證回柱人員安全，嚴禁超前回柱，應該用鋼絲繩拉倒單體液壓支柱或用鏟煤板推倒單體支柱后，再將其拽出危險區(qū)域進行回收單體液壓支柱。6.1.7各工藝過程及其注意事項1、割煤割煤工序為采煤機前滾筒割頂部煤，后滾筒割底部煤，割一刀液壓支架、可彎曲刮板輸送機推移完成一個循環(huán)。采煤機進行雙向割煤，往返一個來回割兩刀煤。2、進刀采用端部斜切進刀方式。煤機割到端頭后，機頭進刀時，將前滾筒降下，后滾筒升起，改變行駛方向進行斜切進刀，與此同時液壓支架滯后采煤機進行跟機移架，如圖6.1a；直至采煤機走完彎曲段并全部進入刮板機的直線段，然后刮板輸送機沿采煤機方向至端頭方向依次將刮板輸送機推直，如圖6.1b所示；又一次次將兩滾筒位置調(diào)換，進到時在上部的滾筒下降下部，在下部的滾筒上升到上部，采煤機反向運行割三角煤，如圖6.1c所示；割完三角煤后采煤機跑空刀返回，改變兩滾筒的上下位置進行正常割煤，如圖6.1d所示。這就完成采煤機的進刀全過程。圖6.1采煤機進刀方式示意圖3、移架工作面采用液壓支架支護，支護方式為及時支護，也就是先移動液壓支架后推移刮板輸送機。要是沒有特殊情況，液壓支架推移在采煤機工作的位置之后5～7臺液壓支架之后。如果遇到特殊情況，支架可以僅滯后前滾筒1～2架，每次移動液壓支架向前推進0.8m。如果是工作面來壓亦或是頂板破碎，再者已經(jīng)出現(xiàn)漏頂?shù)默F(xiàn)象，則需要提前移動液壓支架。4、推移刮板輸送機（推溜）推移刮板輸送機時要在正在移動液壓支架的位置之后20m也就是12臺液壓支架的距離。每一次推移刮板輸送機向前移動0.8m。推移刮板運輸機時各推移千斤頂?shù)囊簤河透紫嗷ヅ浜现鸫瓮瞥?，避免推移不均勻造成刮板輸送機局部過度彎曲，最大水平彎曲不得超過1～3°，垂直彎曲不能超過3°，推移刮板輸送機時不能先推兩頭后推中間，因為這可能造成刮板輸送機中間鼓起，支架發(fā)生咬架等事故。6.1.8勞動組織和循環(huán)作業(yè)圖工作面采高為3.49m，滾筒的截深0.8m，采用“三八”工作制。時間0點到8點早班生產(chǎn)一班，時間8點到16點生產(chǎn)二班；時間16點到24點夜班為檢修班，；。每個生產(chǎn)班割3刀煤。循環(huán)圖表圖6.2勞動人員配備見圖6.3。圖6.2循環(huán)作業(yè)圖表圖6.3工作面勞動組織圖表1、工作面生產(chǎn)循環(huán)作業(yè)及工序安排采高為3.49m，滾筒截深為0.8m，每個生產(chǎn)班割3刀煤，日進尺4.8m。本設計采用的是及時支護。2、工作面循環(huán)產(chǎn)量計算Q1Q1=150×3.49×0.8×1.31×0.93=510t日產(chǎn)量=Q×日循環(huán)數(shù)（6.8）=510×6=3060t6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式布置回采巷道是為了把回采工作面和個主要開拓巷道聯(lián)系起來，構(gòu)成煤炭運輸、輔助運輸、通風等生產(chǎn)系統(tǒng)，來保證回采的連續(xù)進行。順槽沿煤層的走向布置，主運順槽長1000m，回風順槽長1000m，主運順槽安設帶式輸送機運煤斷面尺寸4m×3m?；仫L順槽兼做行人、運料，斷面尺寸為4×3m；輔運順槽用于按放設備列車和工作面設備的回撤，斷面規(guī)格為5×3m；工作面切眼用來安裝回采設備，規(guī)格為7.5×4.2m。6.2.2工作面回采巷道布置工作面運輸順槽、輔運順槽和回風順槽巷道支護見表6.9、圖6.4工作面主運輸順槽斷面示意圖和圖6.5工作面行人回風順槽斷面示意圖?；仫L順槽 運輸順槽第七章井下運輸7.1概述井下運輸包括煤的運輸，矸石的運輸，物料的運輸，設備的運輸，以及人員的運輸。煤炭的運輸我們稱之為主要運輸，用來運輸煤炭大巷道叫做主運大巷。除煤炭以外的其他運輸都稱作是輔助運輸，用來輔助運輸?shù)拇笙锓Q作是輔助運輸大巷。7.2盤區(qū)運輸設備選擇7.2.1煤炭的運輸（主要運輸）方式選擇1、主要運輸大巷煤炭運輸方式選擇根據(jù)開拓方案的部署，產(chǎn)量為90萬t/a，僅布置有一個回采工作面和一個掘進工作面?，F(xiàn)大巷的煤炭運送擬定選用膠帶輸送機運煤。采用膠帶輸送機運煤有很多優(yōu)點：運煤輸系統(tǒng)簡單并且運輸能力大，并且中間過程中轉(zhuǎn)載環(huán)節(jié)少或者不需要轉(zhuǎn)載，簡化了運煤系統(tǒng)。對煤炭的運輸及其方便。膠帶運輸機與軌道礦車相比更能適應大巷底板的上下起伏以及局部坡度變化的要求；減少了裝載轉(zhuǎn)載的設備及其構(gòu)筑物，大大減少了礦井建設的工程量；采用帶式輸送機運輸，更能適應綜合機械化采煤。綜合機械化采煤產(chǎn)量高，連續(xù)性強，傳統(tǒng)的礦車運輸在聯(lián)系性方面不能滿足要求，需要建立井下煤倉用來儲煤，這樣一來大大地降低了生產(chǎn)效率。2、盤區(qū)主要煤炭運輸方式選擇盤區(qū)采用帶式輸送機運煤。7.2.2井下煤炭運輸（主要運輸）設備1、煤炭運輸系統(tǒng)礦井投產(chǎn)時井下只有一個綜采工作面回采，工作面達到設計產(chǎn)量0.9Mt/a。運輸線路如圖7.1。圖7.1主要運輸路線圖2、煤炭運輸設備的選型主運大巷采用帶式輸送機的主要參數(shù)和運輸順槽所采用帶式輸送機的主要參數(shù)見表7.1。表7.1井下帶式輸送機主要技術(shù)特征表3.運煤能力驗算ABAn≥﹙KAB﹚／（Tη×330﹚≥﹙1.2×3000000﹚／（16×0.8×330﹚≥853t/h通過驗算，各運輸環(huán)節(jié)的運輸設備均能夠滿足要求。7.2.3井下輔助運輸設備1、輔助運輸系統(tǒng)輔助運輸采用防爆無軌膠輪車進行材料和設備的運輸，使用防爆人車接送工作人員。運輸線的路如圖7.2：圖7.2輔助運輸路線圖2、輔助運輸設備選型在天裕煤礦9號煤層的設計中選用的礦用無軌燃油膠輪車設備采取進口與國產(chǎn)，其中一部分采的是進口的車輛，如各種專用車輛，也有一部分是國產(chǎn)的力求做到以最少的投資成本和運行費用，達到安全、經(jīng)濟、高效、合理的目標。根據(jù)本礦井的具體情況取平均行駛速度：V=16km/h。具體選型見表7.2。

表7.2無軌膠輪車參數(shù)表

第八章礦井提升8.1概述本礦為主井為斜井，井筒斜長1260m，傾角16°。主井的主要任務是提升煤炭。因為帶式輸送機具有運輸能力大并且能連續(xù)運輸、自動化程度高的優(yōu)點，本設計煤炭的提升采用帶式輸送機運輸，地下到地面的原煤的提升任務。副井也為斜井，井筒長900m，傾角14°。副斜井的主要任務是運輸物料和運送人員。選用礦用燃油內(nèi)燃機車能將物料設備從地面直接運送到指定地點并配合特殊作業(yè)車進行物料裝卸，設備安裝等工作，大大減少了井下作業(yè)人員的勞動強度。無軌膠輪車可以將人員直接送到工作地點附近，減少了井下人員的步行距離，節(jié)約了時間?？傊褂脽o軌膠輪車進行輔運可以提高工作效率，對礦井的高產(chǎn)量有很重要的影響。礦井提升是井上下聯(lián)通的關(guān)鍵環(huán)節(jié)，是井下煤到達地面必經(jīng)的過程。根據(jù)開拓形式選擇合適的提升方式，這一點很重要。因為礦井提升服務年限長，從礦井生產(chǎn)一直到礦井關(guān)閉都需要礦井提升。8.2主副井提升8.2.1主井運輸設備主斜井選用帶式輸送機運輸運輸，帶式輸送機從井底煤倉將煤炭沿主井提升到地面，通過膠帶棧橋直接運輸?shù)较疵簭S，實現(xiàn)了工業(yè)廣場“采煤不見煤”。帶式輸送機運輸能力，有利于連續(xù)運輸，減少了裝載卸載的次數(shù)，是礦井高產(chǎn)高效的有力保障。主斜井膠帶輸送機選型計算過程及結(jié)果：1、運輸能力確定本礦井設計年產(chǎn)量為90萬t/a，但是考慮到工作面出煤量會因為種種確定的或不確定的因素而發(fā)生變化，造成出煤在數(shù)量和時間上的不均勻。就比如后期礦井增產(chǎn)，工作面的峰值產(chǎn)量，煤倉中儲煤過多等因素，帶式輸送機的運輸能力在選取時應該留有余量。本礦井設計選取主斜井膠帶運輸機的運輸能力為3000t/h。2、帶式輸送機的速度和帶寬根據(jù)主井帶式輸送機的運輸能力，煤炭粒度的大小，煤流的不穩(wěn)等特點，膠帶的寬度應該適當留有富裕。最終帶寬B=1400mm，較帶的運動平均速度V=4m/s。3、初定設計參數(shù)綜上所得：帶式輸送機帶寬B=1400mm，速度V=4m/s。上托輥間距1500mm，上托輥槽角35°，下托輥間距3000m，上下托輥輥徑152mm。4、由帶速、帶寬驗算輸送能力（1）按照帶速校核輸送能力Q=3.6vFγc（8.1）其中：k—傾斜系數(shù)，k=0.9F—輸送機膠帶上物料的最大橫截面，S=0.3753㎡；v—輸送機的帶速，v=4m/s；γ—物料松散的密度，γ=0.9/m3；Q=3.6vFγc=3.6×0.3753×4×0.9×900=4377t/h>3000t/h，滿足要求(2)按照煤塊最大粒度校核膠帶寬度 B≥2dmax+200=2×300+200≥800mm≤1400mm，滿足要求。8.2.2副斜井井運輸副井也為斜井，井筒長900m，傾角14°。副斜井的主要任務是運輸物料和運送人員。斜井坡度不大，滿足無軌膠輪車的運行條件。無軌膠輪車機動性能高，能將物料設備從地面直接運送到指定地點并配合特殊作業(yè)車進行物料裝卸，設備安裝等工作，大大減少了井下作業(yè)人員的勞動強度。無軌膠輪車可以將人員直接送到工作地點附近，減少了井下人員的步行距離，節(jié)約了時間?？傊褂脽o軌膠輪車進行輔運可以提高工作效率，對礦井的高產(chǎn)量有很重要的影響第九章礦井通風及安全技術(shù)9.1礦井通風系統(tǒng)選擇安全第一，是我們常常掛在嘴邊的，安全是一個礦井生產(chǎn)的重中之重。而通風又是礦井安全生產(chǎn)的重要組成部分，是生產(chǎn)的前提，也是安全的保障。重所周知空氣對人類的重要性，當然這里說的是人體呼吸所需要的，而不是井底的瓦斯之類的有毒有害氣體。在地面上氮氣、氧氣、二氧化碳化炭，可任由人們呼吸，我覺得他的無處不在不是因為它低廉，反倒是更加可貴。在井下就不一樣了，若不是因為通風系統(tǒng)為井下提供氣體，井下就不僅僅是暗無天日這么簡單了，連呼吸都不能進行，更別談什么回采掘進了。然而這還不是通風系統(tǒng)的全部功能，強大的通風系統(tǒng)，不僅可以將地面的新鮮空氣送入井下供井下的勞動人員呼吸，還能將井下生產(chǎn)過程中產(chǎn)生的各種有害氣體從井底排出，為井下創(chuàng)造安全的勞動環(huán)境。井下工作強度大在做到安全之后，為井下創(chuàng)造一點舒適性還是很有必要的。這還得仰仗我們的通風系統(tǒng)，通風系統(tǒng)可以對井下的氣候進行調(diào)節(jié)，做到井下冬暖夏涼。通風系統(tǒng)還能有效的防止井下煤塵飛揚，避免瓦斯?jié)舛冗^高。在井下發(fā)生火災時，通風系統(tǒng)進行反向通風能有效的控制火勢。9.1.1礦井通風系統(tǒng)的基本要求1、為安全起見，礦井必須有安全出口直通地面，該類安全出口在數(shù)量上必須大于等于2。2、礦井的進風口（主井，副井）不可以太低，最低也高過歷年洪水水位；3、通風系統(tǒng)要有調(diào)節(jié)井下氣候的功能；4、總回風巷道一般在正常情況下不可行人；5、通風機的噪音大比較大，在建井時要考慮好回風井的位置；6、回風井最好專井專用，不兼做它用；7、每個盤區(qū)應盡可地能采用獨立的通風系統(tǒng)；8、通風系統(tǒng)要創(chuàng)造有利于防瓦斯、防火、防水、防塵以及防高溫的條件；9.1.2礦井通風方式的選擇各通風方式的性能比較見表9.1。本礦井采用中央并列式。通風方式比較：據(jù)煤芯自燃趨勢試驗結(jié)果，煤層無自燃傾向，所以初期選用中央并列式。在井田南部邊沿中部三號拐點處開鑿回風井井筒9.1.3礦井通風系統(tǒng)方案比較本礦井在正常生產(chǎn)時采用抽出式通風，當發(fā)生井下火災等特殊情況時采用壓入式通風。抽出式通風是當下通風方式的主要形式，適應性比較廣泛，在高瓦斯礦井中其優(yōu)點尤為突出?；仫L立井在地面附近有兩條斜巷與之相連，兩臺抽出式通風機安裝在斜巷與地面相連的出口處，兩臺風機一臺工作一臺備用。抽出式通風機在井口形成負壓，礦井中的污風流就會源源不斷的流出來，同時礦井中行成了負壓，因為壓差外界的新鮮風流就會從主井和副井進入礦井中。當正在工作的風機故障時，啟動備用風機，要求在規(guī)定時間內(nèi)內(nèi)完恢復通風。9.1.4盤區(qū)通風系統(tǒng)的要求1、盤區(qū)通風總要求：（1）綜采工作面要能夠獨立的完成通風；（2）不漏或少漏風；（3）風流穩(wěn)定性能高；（4）對排放沼氣有利，能有效防止煤塵和采空區(qū)自燃；（5）必須保證風流暢通,擁有較好的井下氣候條件；（6）安全、經(jīng)濟、合理。9.1.5工作面通風方式的選擇工作面，采用上行風的通風，U型通風，風流從運輸順槽進入工作面，經(jīng)過工作面后沿回風順槽回到回風大巷。掘進工作面，壓入式通風，新鮮風流從主運大巷經(jīng)局部通風機壓入到掘進工作面又從新開掘的輔運順槽流入回風大巷。9.2盤區(qū)及全礦所需風量9.2.1采煤工作面實際需風量1、按瓦斯涌出量計算： (9.1) 則工作面需風量為：Qa=100qa×Kai=100×0.50×1.2=60（m3/min） Qa——為工作面瓦斯?jié)舛龋ㄈ?.50） Kai——為工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù)（取1.2）2、按工作面氣溫與風速的關(guān)系計算：氣候條件所對應的風速的要求，見表9.2。

表9.2 采煤工作面空氣溫度與風速對應工作面溫度(℃)<1515～1818～2020～2323～2626～28工作面風速(m/s)0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～2.02.0～2.5按下式計算： (9.2) Qai=60×0.25×30=450（m3/min）Vai——為工作面風速，取0.25m/s；Sai——為上下工作面斷面面積，取303、按人數(shù)計算 (9.3) Qai=4×15=60（m3/min）Nc——一個工作面同時工作的最多人數(shù)最大風量為Qam=450（m3/min）4、按風速進行驗算相關(guān)文件規(guī)定最低風速為0.25m/s，最高風速為4m/s的要求進行驗算。驗算公式：按最低風速驗算 (9.4) 按最高風速驗算 (9.5) 對于綜采工作面，取Sai=29m2，則有：Qmin=15×29=435<450Qmax=240×29=6960>450即有，Qmin<Qam<Qmax。得，Qai=450m3/min符合風速要求。9.2.2備用工作面需風量不設有備用工作面Qd=0m3/min。9.2.3掘進工作面需風量 (9.6)掘進工作面所需風量計算如下：1、按瓦斯涌出量計算（9.7）qbi=0.14m3/minQbi=100×0.14×1.3=18.2m3/minKbi——掘進工作面瓦斯涌出量不均勻的備用系數(shù)，設計取1.32、按人數(shù)計算按最多人數(shù)計算工作面所需風量(9.8)煤巷掘進面需風量：Qbi=4×15=60m3/min3、根據(jù)巷道最大掘進斷面30m2，風量應滿足以下要求：15×S450m3/min≤Qc≤7200m3/min。取Qc=2400m3/min。根據(jù)以上三中方法取最大需風量為Qc=2400m3/min9.2.4硐室需風量計算，公式如下：(9.10)本礦井下獨立通風的硐室有中央變電所、一采區(qū)采區(qū)變電所獨立通風，均配風360m3/min。防爆裝載機所需風量計算本礦井下采煤工作面輔助運輸采用防爆裝載機，依據(jù)《煤礦用防爆柴油無軌膠輪車安全使用規(guī)范》，行駛車輛的巷道，應按同時運行的最多車輛數(shù)增加巷道配風，配風量不小于4m3/min.kW。工作面配備ZL18EFB型防爆裝載機1臺，單臺功率48kW，工作面內(nèi)同時運行1臺，則需風量為：1×48×4＝192（m3/min）設計?。?92（m3/min）井下其它巷道需風量計算9.2.5其它巷道需風量井下其它巷道需風量按總風量的10%計取，需配風360m3/min。9.2.6礦井總需風量礦井所需要的風量應該按不同要求的需風標準進行分別計算，然后再根據(jù)計算結(jié)果，選擇最大的需風要求作為通風的依據(jù)。按最多人數(shù)計算:(9.12)按N=160，取Kt＝1.25，則礦井總風量為：Q＝4×160×1.25＝800m3/min按采煤、掘進、硐室及其它用風地點實際需要風量的總和計算(9.13)由于礦井采用抽出式通風方法，故取Kt＝1.2，則礦井總風量為：Q＝(450+2400+360+192+360)×1.2=4514.4m3/min綜上，應從兩者中取較大值作為礦井總進風量，即Q=4514.4m3/min。9.3全礦通風阻力的計算9.3.1礦井最大最小阻力路線通風容易時期如圖9.1。圖9.1通風容易時期路線圖通風困難時期如圖9.2。圖9.2通風困難時期路線圖9.3.2礦井通風阻力計算沿著阻力最大的風路，分別用下式計算出風路中各段井巷的摩擦阻力：9.3.3礦井通風總阻力礦井通風負壓按下式計算：式中：h——礦井通風負壓，Pa；α——巷道摩擦阻力系數(shù)，kg·S2/m4；L——巷道長度，m；P——巷道周界長度，m；Q——巷道通過的風量，m3/s；S——巷道凈斷面面積，m2；根據(jù)工作面開采接序，礦井移交開采一采區(qū)110903工作面和二采區(qū)120901工作面時，通風路線最長，此時應為礦井通風困難時期；同時礦井后期開采一采區(qū)110906工作面和二采區(qū)120908工作面時，通風路線最短，此時應為礦井通風容易時期。經(jīng)計算，礦井通風容易時期負壓605Pa，通風困難時期負壓792.1Pa。表9.7 礦井通風阻力容易時期困難時期阻力(Pa)605792.19.3.4總等積孔積孔計算如下： (9.17)（1）容易時期總風阻為：Re＝he/Q2＝605/(4514.4/75)2＝0.167(N·S2/m8)總等積孔：Ae＝1.1917/0.1670.5＝2.9m2（2）困難時期總風阻為：Rh＝hh/Q2＝792.1/(4514.4/75)2＝0.218(N·S2/m8)總等積孔：Ah＝1.1917/0.2180.5＝2.55m2通風難易程度評價見表9.8，通風容易時期和通風困難時期的等積孔見表9.9。

表9.8 礦井通風難易程度評價等積孔(m2)風阻(N·s2/m4)通風阻力等級難易程度評價<1>1.416大阻力礦難1~20.354~1.416中阻力礦中>2<0.354小阻力礦易表9.9 礦井等積孔容易時期困難時期等積孔(m2)2.92.55礦井通風容易的時期。如果工作面布置在井附近，等容孔等于2.9且大于2m2，通風困難。當通風困難時，工作面布置在礦井邊緣，總當量容積孔等于2.55，大于2m2，通風困難程度容易。因此，通過以上結(jié)論，很容易得出礦井通風的難易程度。9.4通風機選型9.4.1主要通風機選型確定通風容易和通風困難兩個時期主要通風機運轉(zhuǎn)時的工況點，選擇合適的風機1、自然風壓礦井的通風方式為中央并列式，回風井與副斜井的深度都不大，在地面的標高也大致相同，所以自然風壓可視為零。2、主要通風機工作風壓a.通風容易時期：本礦井為抽出式通風（負壓通風），在通風容易時期自然風壓與通風機風壓作用一致，通風機功率高，所以應當從通風系統(tǒng)阻力中減去自然風壓。通風容易時期主要通風機靜風壓為： (9.18)取hd＝20Pa，且hn＝0，故有通風容易時期通風機風壓為：hsdmin＝605－0-20＝585Pab.通風困難時期：困難時期，自然風壓與通風機作用相反，因此通風系統(tǒng)阻力需計算如下： (9.19)式中 hsdmax——通風困難時期通風機風壓，Pa。取hd＝20Pa，且hn＝0，故有通風容易時期通風機風壓為：hsdmax＝792.1＋0＋20＝812.1Pa3、初選通風機由前面求得通風機的兩個工況點為：容易時期點A（93.3，585），困難時期點B（93.3，812.2）。故初步確定采用FBDCZ-8-No23型軸流式通風機，上述兩個工況均處于合理工作范圍內(nèi)。4、求通風機實際工況點因為前面計算確定的工況點不一定是所選擇通風機的實際工況點。根據(jù)通風機的工作阻力，來確定其實際工況點。（1）通風機的工作風阻利用公式求風機工作風阻：容易時期 (9.20)則Rsdmin=585/93.32=0.067N·S2/m8困難時期 (9.21)則Rsdmax=812.1/93.32=0.093N·S2/m85、通風機最終確定最終選定礦井主通風機型號為FBDCZ-8-No23。根據(jù)該風機的性能曲線，可以確定通風機實際工況點，見表9.10。表9.10 通風機實際工況點型號時期葉片安裝角風壓Pa風量m3/s效率所需輸入功率kwFBDCZ-8-No23容易43°/35°1419.796.50.63145.5困難49°/41°938.398.50.76190.39.5防止特殊災害的安全措施9.5.1瓦斯管理措施1、嚴格執(zhí)行《安全技術(shù)操作規(guī)程》第四章第