鸡西正阳煤矿井田设计说明书

摘 要

本设计为鸡西矿业集团正阳煤矿（37#、38#、41#、48#、52#）1.5Mt/a新井设计，煤层总厚度为12.1m。本区煤层煤种有焦煤、瘦煤，其中以焦煤为主，井田的设计可采储量130.80Mt，设计服务年限为62.29a。

设计采用双立井开拓方式，集中大巷布置方式。大巷运输采用10t架线式电机车牵引3t底卸式矿车运输。本井田共划分6个采区,各个煤层分层开采，投产工作面1个。 本设计井田采用大巷装车式下部车场，分区式通风，工作面年工作日为330d，采用“四、六”工作制，工作面长为194m，截深0.8m，采用的采煤方法为走向长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤工艺，顶板处理方法为全部垮落法。

关键词 立井开拓 走向长壁采煤法 分区式通风 综合机械化采煤

I

Abstract

This design for the mine of Jixi ZHengyang ,the capacity of designed mine is 1.5Mt per year.This mine has five minable coal seam.their names are 37#、38#、41#、48#、52#.The thickness of the coal seam is 12.1 m,the kind of coal are coking coal,meager lean coal.the coking coal is the most.This mine’s workable mine reserves is 130.8Mt, length of service is 62.29 years.

The mine’s development way is vertical shaft development, gathering main roadway.Main roadway’s transfer is the 10t battery locomotive tow the 3t drop-bottom mine car.This shaft area developed into 6 districts.All of the seam are slicing ,the working face number is 1, Partition type ventilation,The working day of one year are 330 days,the working system is four groups working for six hours,the length of the working face is 194m,the web is 0.8m,the coal winning method is longwall coal mining method.The coal winnig technology is comprehensive mechanized coal mining technology.The roof’s way is caving method.

Key words vertical shaft development longwall mining on the strike

partition type ventilation comprehensive mechanized coal mining

II

目录

摘 要 .......................................................................................................................... Ⅰ Abstract ...................................................................................................................... Ⅱ 第1章 井田概况及地质特征 ................................................................................. 1

1.1井田概况 ........................................................................................................ 1

1.1.1 井田位置及范围 ................................................................................. 1 1.1.2 交通位置 ............................................................................................. 1 1.1.3 地形地势 ............................................................................................. 2 1.1.4 气候 ..................................................................................................... 2 1.1.5 河流 ..................................................................................................... 2 1.1.6 工农业概况 ......................................................................................... 2 1.2地质特征 ........................................................................................................ 2

1.2.1 矿区范围内的地层情况 ..................................................................... 2 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 ................................................. 3 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 ......................................................... 3 1.2.4 岩石性质﹑厚度特征 ......................................................................... 5 1.2.5 井田内水文地质情况 ......................................................................... 5 1.2.6 沼气 煤尘 及煤的自然情况 ............................................................. 5 1.2.7 煤质﹑牌号及用途 ............................................................................. 6 1.3 勘探程度及可靠性 ....................................................................................... 6 第2章 井田 储量 服务年限 ............................................................................... 7

2.1井田境界 ........................................................................................................ 7

2.1.1 井田周边情况 ..................................................................................... 7 2.1.2 井田境界确定依据 ............................................................................. 7 2.1.3 井田未来发展情况 ............................................................................. 7 2.2井田储量 ........................................................................................................ 7

2.2.1 井田储量的计算 ................................................................................. 7 2.2.2 保安煤柱 ............................................................................................. 8 2.2.3 储量计算方法 ..................................................................................... 8 2.2.4 储量计算的评价 ............................................................................... 10 2.3矿井工作制度、生产能力和服务年限 ...................................................... 10

III

2.3.1 矿井工作制度 ................................................................................... 10 2.3.2 矿井生产能力的确定 ....................................................................... 10 2.3.3 服务年限 ........................................................................................... 11

第3章 井田开拓 ................................................................................................... 12

3.1 概述 ......................................................................................................... 12

3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 ....................................... 12 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 ............................... 12 3.2 矿井开拓方案的选择 ............................................................................... 13

3.2.1 井硐形式和井口位置 ....................................................................... 13 3.2.2 开采水平数目及标高 ....................................................................... 16 3.2.4 矿井开拓方案的确定 ....................................................................... 19 3.3 选定开拓方案的系统描述 ....................................................................... 23

3.3.1 井硐形式和数目 ............................................................................... 23 3.3.2 井筒位置及坐标 ............................................................................... 23 3.3.3 水平数目及高度 ............................................................................... 24 3.3.4 石门、大巷数目及布置 ................................................................... 24 3.3.5 井底车场的形式及选择 ................................................................... 26 3.3.6 煤层群的联系 ................................................................................... 27 3.3.7 采区划分 ........................................................................................... 27 3.4 井硐布置和施工 ....................................................................................... 28

3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护 ................................................... 28 3.4.2 井硐布置及装备 ............................................................................... 28 3.4.3 井筒延深意见 ................................................................................... 30 3.5 井底车场及硐室 ....................................................................................... 30

3.5.1 井底车场形式的确定及论证 ........................................................... 30 3.5.2 井底车场的布置 ............................................................................... 30 3.6 开采顺序 ................................................................................................... 31

3.6.1 沿井田走向的开采顺序 ................................................................... 31 3.6.2 沿井田倾向的开采顺序 ................................................................... 31 3.6.3 采区接续计划 ................................................................................... 32

第4章 采区巷道布置及采区生产系统 ............................................................... 33

4.1 采区概述 ................................................................................................... 33

IV

4.2 采区巷道布置 ........................................................................................... 33

4.2.1 区段划分 ........................................................................................... 33 4.2.2 采区上山布置 ................................................................................... 34 4.2.3 采区车场形式选择 ........................................................................... 36 4.2.4 采区煤仓形式、容量及支护 ........................................................... 37 4.2.5 采区硐室简介 ................................................................................... 38 4.2.6 采区工作面接续 ............................................................................... 39 4.3 采区准备 ................................................................................................... 39

4.3.1 采区巷道的准备顺序 ....................................................................... 39 4.3.2 采区巷道的断面图及支护方式 ....................................................... 40

第5章 采煤工艺 ................................................................................................... 45

5.1 采煤方法的选择 ....................................................................................... 45 5.2 采煤工艺 ................................................................................................... 45

5.2.1 机械设备选择 ................................................................................... 45 5.2.2 回采工艺过程 ................................................................................... 46 5.2.3 循环作业方式和劳动组织形式 ....................................................... 47

第6章 井下运输和矿井提升 ............................................................................... 49

6.1 矿井井下运输 ........................................................................................... 49

6.1.1 运输方式和运输系统的确定 ........................................................... 49 6.1.2 矿车的选型及数量 ........................................................................... 49 6.1.3 采区运输设备的选择 ....................................................................... 51 6.2 矿井提升系统 ........................................................................................... 52 6.2.1 矿井提升设备选择及计算 ...................................................................... 52 第7章 矿井通风系统与安全 ............................................................................... 55

7.1 矿井通风系统的确定 ............................................................................... 55

7.1.1 矿井通风原始条件 ......................................................................... 55 7.1.2 矿井通风系统的类型 ..................................................................... 55 7.1.3 选择矿井通风系统的依据 ............................................................. 56 7.2 风量计算和风量分配 ............................................................................... 56

7.2.1 风量计算与风速验算 ....................................................................... 56 7.2.2 风量分配 ........................................................................................... 62 7.2.3 风量的调节方法与措施 ................................................................... 63

V

7.3 矿井通风阻力的计算 ............................................................................... 63

7.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通风阻力 ................................... 63 7.3.2 矿井等积孔的计算 ........................................................................... 65 7.4 通风设备的选择 ....................................................................................... 66

7.4.1 主扇的选择计算 ............................................................................... 66 7.4.2 电动机的选择 ................................................................................... 68 7.4.3 反风措施 ........................................................................................... 68 7.5 矿井灾害预防措施 ..................................................................................... 68

7.5.1 顶板安全技术措施 ........................................................................... 68 7.5.2 瓦斯防治措施 ................................................................................... 68 7.5.3 粉尘防治措施 ................................................................................... 69 7.5.4 防灭火措施 ....................................................................................... 69 7.5.5 防治水措施 ....................................................................................... 69 7.6 矿井瓦斯抽采措施 ..................................................................................... 70 第8章 矿井主要技术经济指标表 ....................................................................... 71 参考文献 ................................................................................................................... 73 致 谢 ....................................................................................................................... 74

VI

第1章 井田概况及地质特征

1.1井田概况

1.1.1 井田位置及范围

正阳煤矿位于鸡西煤田北部条带，距鸡西市东北方向约10公里。西部以F2、F5断层及其投影延长线与城子河煤矿为界；东部以F40及F34断层与杏花煤矿及地方兴华小井为界；浅部以各生产斜井及哈达地区的露头为界。地理坐标：东经130°51′，北纬45°22′。矿区范围控制拐点20个，井田面积12.25平方公里，开采深度由200米至-400米标高。

1.1.2 交通位置

正阳（鸡西）煤矿位于鸡西煤田北部含煤条带的中东部，距鸡西火车站10公里。井田东西走向长4.5公里，南北宽2.4公里，行政区划隶属于鸡西市城子河区。井田中心地理坐标为东经：130°51′00″，北纬：45°22′00″。鸡密公路在矿区中部经过，矿区铁路专用线与鸡密铁路相连，交通方便（见交通位置图）。交通位置图详见图1-1。

交通位置图滴道矿比例尺 1：600000东海矿正阳矿城子河矿滴道至林口鸡西鸡西矿务局鸡东石墨矿通密山通密山杏花矿柳毛矿至牡丹江小恒山矿恒山矿二道河子矿张新矿水源地

通桦木林场图1-1 交通位置图

1

1.1.3 地形地势

正阳煤矿位于长白山系完达山脉的南麓，地势北部高，南部低，山腹缓慢，山峰顶园，平均海拔高度为200-300米，属低丘陵为主的老年期地貌。区内最高山峰是北大顶，海拔6.14米。矿区内地势迳流条件良好，雨季降水以迳流形式流出矿区注入穆棱河。每年降雨集中在6、7、8三个月中，年降雨一般在400-500mm，最高达750mm。

1.1.4 气候

冬季长—严寒，夏季短—温热多雨，春季风大干旱，气温回升快，秋季降

温迅速多干霜，年平均气温-3.5º，最低温度零下35º，最高温度零上37º；属寒温带性气候。

1.1.5 河流

区内最大河流为穆陵河，由西向东呈蛇曲型流经本区深部，其他尚有哈达河、杏花河，分布于井田的东部及中部，皆由北向南注入穆陵河。穆陵河夏秋季水量较大，流量78.1 m3/s，最大流量3120 m3/s，在井田深部流过，对本井田影响不大。哈达河在井田东部境界附近流过，影响也不大；其余则是季节性水沟，对本井田开采影响较小。

1.1.6 工农业概况

区内镇、队以农业为主，其次种植少量经济作物如蔬菜、黄烟等；井田邻

近穆陵河的河砂、砾岩及杏花大队后山的火山碎屑岩，可供建筑之用。井田北侧有青山萤石矿正在开采，可供炼钢催化剂之用。

1.2地质特征

1.2.1 矿区范围内的地层情况

井田内的地层有桦山群之东山组、鸡西群之穆陵组、城子河组、滴道组。城子河组为主要含煤地层。穆陵组含煤不佳，滴道组不含可采煤层。四者总厚度为1474 m。由上到下分述如下：

①东山组（kjd）：总厚度为210m，东厚西薄，岩性为中酸性的火山碎屑岩、

2

粉砂岩、泥岩薄层所组成。

②穆陵组（J3m）：厚度为658m，岩性为灰色粉砂岩、细砂岩、深灰-黑色泥岩较。灰绿色凝灰质砂岩、泥岩十余层为标志。还有局部可采煤层2～3层。煤层的夹层或顶底板含凝灰页岩为特征。

③城子河组（J3ch）：厚度470～550m，农场较薄粒度变粗，由灰白色中粗砂岩、泥岩夹煤25层组成。其中可采或局部可采4层煤，即本井田之开采煤层。本地层以黑色泥岩及黄褐色含斜长石凝灰砂岩为特征。

④滴道组（J23d）：厚度0～61.4m ，岩性以砾岩为主夹细粉砂岩薄层泥岩，质坚硬抗风化，不整合于麻山群之上，城子河组之下。

⑤煤系下伏地层，麻山群Pt1-2m 。

地表部分还有全新统（Q4）的冲击层伏盖厚度3～25 m 。详见煤系地层综合柱状图1-1：

1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造

主要断裂构造详见表1-2。

表1-2 主要断裂构造表

编 号 F18 F20 F63 位 置 背斜北中部 背斜北 背斜中部 产 状 走向 NW NE NW 倾 向 NE NE NE 倾 角 75 70 75 性 质 正 正 正 落 差 20 20 10-30 控 制 程 度 可靠 可靠 可靠 备 注 井下实见 井下实见 井下实见 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征

可采煤层及顶底板岩石特性详见表1-3。

表1-3 可采煤层及顶底板岩性特征表

序 煤号 层名称 1 平均 37 2.00～2.30 2.20

煤层厚度/m 最小～最大 层间距/m 50 倾角/° 顶板 16 围岩 底板 煤的牌号 焦煤 硬视密/t/m3 煤层构造及稳定性 稳定 度/f 度中砂岩 3

中砂岩 2.5 1.4

续表1-3

2 3 4 5 38 2.20～2.60 2.50 41 2.10～2.60 2.40 48 2.10～2.50 2.30 52 2.60～2.90 2.70 40 16 22 16 40 16 16 中砂岩 中砂岩 中粗砂岩 中砂岩 中砂岩 中粗砂岩 焦煤 焦煤 焦煤 焦煤 2.5 1.4 稳定 2.5 1.4 稳定 2.5 1.4 稳定 2.5 1.4 稳定 中粗砂中粗砂岩 岩

图1-2 煤层综合柱状图

4

1.2.4 岩石性质﹑厚度特征

区内组成岩石有粉砂岩、细砂岩、粉砂岩、中砂岩、粗砂岩及少量薄层凝灰岩。

1.2.5 井田内水文地质情况

1.河流

在矿区范围内有三条小河，一条向阳河，在井田的西部边界流过，向南注入穆棱河，是季节性河流，河床坡度为千分之十，最大流量3~4m3/s，枯水期最小流量为3L/s，一般为0.10-0.15m3/s，洪水位标高在井田内为220-200米。第二条是正阳河，从二采和三采之间流过，经正阳村往西汇入向阳河，是一条季节性河流，夏季一般流量约4.0-5.0L/s，洪水位标高在井田内为250-200米。第三条是普山河，由北向南从井田东半部流过，向南注入穆棱河，河床宽15-30米，河床坡度为千分之七，一般流量为0.1-0.3m3/s，洪水位标高在井田内为227-207米，这三条小河的河道在井田内有良好的排泄渠道、地面径流，地下径流及矿井排水都从这里汇集排泄。

地下水成因类型为第四纪冲积层孔隙潜水及基岩风化裂隙水，构造裂隙中含水，随矿井开采深度的增加而涌水量有所减少。

2. 地下水的补给和排泄条件 1)地下水的补给：

浅部地下水的补给方式，是地面降水通过基岩裸露地段补给，目前正阳煤矿以进入深部开采，由于裸露面积小，所以降水的垂直补给量小。

2)地下水的排泄条件：

本矿区由于地下水在差致地形较高的岗坡地段，地下水位深达30米左右，和地形低凹地段的谷地的地下水位之间的高差小，形成矿区内地下水的坡度小，加上岩石的渗透性使矿区内地下水的运动迟缓，不利于地下水的排泄。往往在地下水流区下游有亚粘土覆盖的地方水力性质呈承压状态，形成带状低水头的承压水区。

1.2.6 沼气 煤尘 及煤的自然情况

1.瓦斯赋存情况及涌出量

5

正阳煤矿相对瓦斯涌出量为11.58m3/t，瓦斯绝对涌出量为36.33m3/min，鉴定等级为高瓦斯矿井。各煤层瓦斯的涌出量随着开采深度的不断延深，瓦斯涌出量呈逐渐增大的趋势。

2.煤尘爆炸性及煤的自燃情况

正阳矿在开采范围内，各煤层煤尘爆炸指数在37.91%-61.15%,各煤层没有自燃发火性。

3.矿井涌水量

正阳矿的矿井涌水量平均87.2m3/h。

1.2.7 煤质﹑牌号及用途

本矿区煤为黑色—深黑色，玻璃光泽—强玻璃光泽，裂隙发育、质脆易碎。以光亮型—半光亮型煤为主，极少为半暗型煤，容重最小为1.38，最大为1.，平均为1.4.煤种主要为1/3焦煤为主。

1.3 勘探程度及可靠性

本区从1956年进入概查至1990年初精查勘探结束，施工期经历了30多年，总设计完成槽探工程20850.7m，井探7.25m，钻探施工324个孔，工程量1769.41m，其中地质孔287个，工程量175027.31m，水文孔37个，工程量1927.10m，整个施工过程分为三个阶段：普查施工42个孔，工程量25395.25m，详查施工82个孔，工程量58861.22m，精查施工200个孔，工程量96742.2m，其中水文孔37个，工程量1927.1m，抽水段5段，可靠性较高。

6

第2章 井田 储量 服务年限

2.1井田境界

2.1.1 井田周边情况

正阳煤矿位于鸡西煤田北部条带，距鸡西市东北方向约10公里。西部以F2、F5断层及其投影延长线与城子河煤矿为界；东部以F40及F34断层与杏花煤矿及地方兴华小井为界。

2.1.2 井田境界确定依据

在划分井田境界前应认真查看地理地形、地质条件的相关资料然后决定是否可以以自然地质条件作为井田境界；

所确定的井田边界是否适于选择井筒位置，在此安排地面生产系统和各建筑物是否合理（例如交通运输是否便利）；并且要为矿井发展留有空间；

随着机械技术设备的不断更新，因此所圈定的井田要有合理的走向长度，以利于机械化程度的不断提高等等。

2.1.3 井田未来发展情况

井田的深部勘探到可采煤层，未来可继续延伸开采。

2.2井田储量

2.2.1 井田储量的计算

设计井田范围内计算煤层为五层，各煤层储量计算边界与井田境界基本一致。矿井储量是指矿井内所埋藏的具有工业价值的煤炭数量。它不仅包含着煤在地下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田的勘探程度及开采技术条件。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。

矿井工业储量是指平衡表内。矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。矿井可采储量是指矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率的

7

储量。

2.2.2 保安煤柱

在一般情况下，保护煤柱应根据围护面积边界和移动角值进行圈定。设保护煤柱是为了保护地面需要受保护的对象建筑等及周围的保护带。当受保护边界与煤层走向斜交时，应该根据基岩移动角求得垂直于围护边界方向的上山方向移动角和下山方向移动角，然后再确定保护煤柱。如若是立井保护煤柱应按其深度，用途，煤层赋存条件和地形特点留设，立井深度大于或等于400米的以边界角圈定，小于400米的以移动角圈定。

为了安全生产，本设计矿井依据《煤矿安全规程》，留设保安煤柱如下： 1.煤层大巷两侧煤柱各宽50m； 2.井田内部断层留设20m保安煤柱； 3.河流两侧各留设15m宽围护带； 4.地面建筑物留设15m宽围护带； 5 边界断层留设20m保安煤柱。 按以上方法计算得：

工业广场煤柱损失：1.69Mt；

断层、地面、边界保安煤柱损失：29.37Mt； 开采损失量：36.Mt。

2.2.3 储量计算方法

1.工业储量计算 计算公式如下：

块段储量=块段面积×平均倾角余割×块段平均厚度×容重

根据正阳煤矿初步设计储量诸图，通过等高线块段法计算本井田工业储量，各煤层工业储量见表2-1，表2-2，表2-3可采煤层储量计算总表。

2.可采储量计算

计算公式如下：ZK=（ZC－P）×C 式中 ZK—可采储量； ZC—工业储量； P—永久煤柱损失； C—采区回采率。

8

回采要求：中厚煤层不应小于80%，薄煤层不应小于85%。经各煤层可采储量计算，汇总计算出本设计井田可采储量为130.80Mt。

表2-1 矿井地质资源量 单位：Mt

煤 层 总资源储 量 37# 38# 41# 48# 52# 合 计 资 源 储 量 （331） 26.81 30.47 29.25 28.04 32.91 151.44 （332) 3.58 4.06 3.90 3.74 4.39 19.67 (333) 5.36 6.09 5.58 5.61 6.58 29.49 合 计 35.75 40.63 39.00 37.38 43.88 196. 表2-2 矿井设计资源 单位：Mt 煤层 37# 38# 41# 48# 52# 合计 矿井地质资源/储量 35.75 40.63 39.00 37.38 43.88 196. 煤层 编号 37# 38# 一水平 41# 48# 52# 合计 二水平

矿井工业333 资源/储折减量 量 1.07 1.22 1.17 1.12 1.31 5. 设计资源/储量 16.65 18. 18.18 17.37 20.37 91.46 16.65 34.68 39.41 37.83 36.26 42.57 190.75 永 久 煤 柱 井田 境界 0.4 0.45 0.43 0.41 0.48 2.17 断 层 0.78 0. 0.85 0.81 0.96 4.29 防 水 0 0 0 0 0 0 地面建筑 0.2 0.3 0.2 0.3 0.4 1.4 开 采 损 失 3.33 3.75 3. 3.48 4.07 18.27 3.33 设计资源/储量 33.30 37.77 36.35 34.74 40.73 182. 可 采 储 量 12.49 14.20 13. 11.15 13.10 .58 12.80 表2- 3 矿井可采储量计算表 单位：Mt 水平 煤 炭 损 失 量 工业场地 0.31 0.35 0.33 0.32 0.38 1.69 0 9

巷道 0.52 0.59 0.57 2.42 2.82 6.92 0.52 小 计 0.83 0.94 0.90 2.74 3.20 8.61 0.52 37#

续表 2-3

38# 合计 总计 41# 48# 52# 18. 18.18 17.37 20.37 91.46 182.92 0 0 0 0 0 1.69 0.59 0.57 2.42 2.82 6.92 13.84 0.59 0.57 2.42 2.82 6.92 15.53 3.75 3. 3.48 4.07 18.27 36. 14.55 13.97 11.47 13.48 66.27 130.80 2.2.4 储量计算的评价

本设计井田的各类储量计算严格执照有关规定执行。由于技术水平所限，储量计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定的误差。

2.3矿井工作制度、生产能力和服务年限

2.3.1 矿井工作制度

根据《煤炭工业矿井设计规范》规定： （1）矿井年工作日可以按330天计算；

（2）矿井可以采用“四六”制或“三八”制工作形式，本矿井采用前者； （3）每日净提升时间16小时。

2.3.2 矿井生产能力的确定

矿井生产能力的大小主要根据井田储量、煤层赋存状况、地质条件、开采技术水平等情况来确定，还应该考虑到当前及今后市场的需煤量。

依据以上拟定的矿井生产能力，服务年限的确定现提出三种方案，具体如下：

方案A：1.5 Mt/a

Ｔ＝Ｚ／（Ａ×Ｋ）＝130.80／（1.5×1.4）=62.29a 方案B：1.8Mt/a

Ｔ＝Ｚ／（Ａ×Ｋ）=130.80／（1.8×1.4）=51.90a 方案C：1.2Mt/a

Ｔ＝Ｚ／（Ａ×Ｋ）=130.80／（1.2×1.4）=77.88a

参照《煤炭工业矿井设计规范》规定，方案A较合理，即：矿井生产能力：

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A＝1.5Mt/a，矿井服务年限T＝62.29a。

2.3.3 服务年限

矿井服务年限计算公式如下：T=Z /（A×k） 式中 Z—矿井设计可采储量，Mt；

A—矿井生产能力，Mt/a；

k—矿井储量备用系数，k=1.3～1.5。

根据本矿井实际情况，取k=1.4。

T=Z/（A×k）=130.80/(1.5×1.4)=62.29a

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第3章 井田开拓

3.1 概述

3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述

正阳煤矿位于鸡西煤田北部条带，距鸡西市东北方向约10公里。西部以F2、F5断层及其投影延长线与城子河煤矿为界；东部以F40及F34断层与杏花煤矿及地方兴华小井为界；浅部以各生产斜井及哈达地区的露头为界。

3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况

井田开拓方式的选择应全面考虑各种因素，主要因素包括： （1）井田地质和水文地质条件（特别是表土层情况）； （2）煤层赋存和开采技术条件； （3）地形地貌和地面外部条件； （4）技术装备和工艺系统条件； （5）施工技术和设备条件；

（6）总体设计和矿井生产能力要求等。

对以上各种因素要综合研究，通过系统优化和多方案技术经济比较后确定。影响本设计井田开拓方式的具体因素如下：

（1）地表因素

正阳煤矿位于长白山系完达山脉的南麓，地势北部高，南部低，山腹缓慢，山峰顶园，平均海拔高度为250米，属低丘陵为主的老年期地貌。

（2）煤层赋存情况

整个井田的煤层上部标高在200m，下部标高在-400m，整个矿区共有五层可采煤层，即37#、38#、41#、48#和52#，全区发育。煤层走向长度为4.5km，倾向2.4 km。本井田煤层系缓倾斜中厚煤层，平均倾角在16°。

确定井田开拓方式的原则：

1.贯彻执行有关煤炭工业的技术,为多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低、效率高创造条件．要使生产系统完善、有效、可靠，在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量，尢其是初期建设工程量，节约基建工程量，加快矿井建设；

2.合理开发国家资源，减少煤炭损失；

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3.合理集中开拓布置，简化生产系统，避免生产分散，为集中生产创造条件；

4.必须贯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风系统，创造良好的条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常性保持良好状态；

5.要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术，新工艺，发展采煤机械化，自动化创造条件。

3.2 矿井开拓方案的选择

3.2.1 井硐形式和井口位置

1井硐形式方案比较

立井开拓和斜井开拓方式在技术上均可行，综合开拓虽然对工业广场布置和井底车场要求很高，但针对本井田的地质状况，综合开拓方式也可行，应该予以考虑。本着合理开发全矿井，集中生产运输环节简单，初期井巷工程量少、投资省、出煤早、达产快，安全高效的原则，设计提出了三个开拓方案：

①方案一：双立井开拓方式见图 3-1； ②方案二：双斜井开拓方式见图 3-2； ③方案三：主斜井副立井开拓方式见图 3-3。

图3-1 双立井开拓方式

图3-2 双斜井开拓方式

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图3-3 主斜井副立井开拓方式

以上三种井筒开拓方案技术比较如下： （1）双立井开拓

优点：

立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。机械化程度高，易于自动控制。井筒为圆形断面结构合理，维护费用低，有效断面大通风条件好，管线短，人员升降速度快。

缺点：与斜井优点相对应。

适用条件：煤层赋存深度200－1000m，含水砂层厚度20－400m,立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角，厚度，瓦斯，水文等自然条件，技术上也比较可靠。

技术评价：正阳煤矿煤层赋存深度200－-400m，井田的地表，地质构造，等因素，适合采用双立井开拓，故此方案在技术上可行。 （2）双斜井开拓

斜井有如下优点：

井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业建筑，井筒装备，井底车场及硐室投资少。井筒装备和地面建筑物少，不用大型提升设备，钢材消耗量小。胶带输送机提升增产潜力大，改扩建比较方便，容易实现多水平生产，并能减少井下石门长度。

缺点：

在自然条件相同时，斜井要比立井长得多。围岩不稳固时，斜井井筒维护费用高，采用绞车提升时，提升速度低，能力小，钢丝绳磨损严重，动力消耗大，提升费用高，当井田斜长较大时，采用多段绞车提升，转载环节多，系统复杂，更由于斜井较长，沿井筒敷设管路，电缆所需的管线长度较大。斜井通风风路较长，对瓦斯涌出量大的大型矿井，斜井井筒断面小，通风阻力过大，

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可能满足不了通风的要求，不得不另开专用进风或回风的立井并兼做辅助提升。当表土为富含水的冲积层或流砂层时,斜井井筒掘进技术复杂,有时难以通过。 适用条件 ：井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用。

技术评价：正阳煤矿层赋存为200m～-400m．垂深达600m，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊施工的缓斜和倾斜煤层，故此方案技术上可行。

（2）主斜井副立井开拓方式

优点： ①掘进速度快； ②可满足最大风量的通风要求； ③有助于辅助运输。 缺点： ①井口相距较远，不利于工业广场的布置； ②地面工业建筑分散，生产调度及联系不方便； ③地面工业建筑占地多，增加了煤柱损失。 技术经济评价：根据正阳煤矿的实际情况可知，正阳煤矿煤层赋存深度200－-400m，并且地面工业建筑不多，适合采用主斜副立，故此方案在技术上可行。

依据开拓方案技术比较，三个方案都符合适用条件，方案均合理下面进行详细经济比较见表。

2.井口位置方案比较

在井田的走向的储量或靠近位置，使井田两翼可采储量几本平衡，井筒应尽量避开或少穿地质及水文复杂的地层或地段。

方案一：井筒位于井田浅部见图 3-4。

图 3-4 井田浅部

方案二：井筒位于井田中部见图 3-5。

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图 3-5 井田中部

方案三：井筒位于井田深部见图 3-6。

图 3-6 井田深部

经过简单的技术比较后认为：

1．井筒位于井田浅部时，煤柱尺寸最小，压煤最少，但石门最长；

2．井筒位于井田中部时，煤柱尺寸稍大，但石门长度较短，且沿石门的运输工程量也小；

3．井筒位于井田深部，煤柱尺寸最大，压煤量最大，且初期工程量大， 石门也较长，但对于开采井田深部煤层及井通延伸有利；

本井田煤层均为缓倾斜中厚煤层，井田走向长度大，但倾斜长度不大，从有利井下运输和减少提升费用，节约成本方面出发，也应该将井筒布置在井田中部或稍靠上方的位置，由此可初步确定本设计的井筒位置在井田的中部。

3.2.2 开采水平数目及标高

开采水平的尺寸以水平垂高表示。水平垂高是指该水平开采范围的垂高。合理的水平垂高的要求：

1. 具有合理的区段数目； 2. 具有合理的阶段斜长； 3. 要有利于采区的正常接替；

4. 要保证开采水平有合理的服务年限及足够的储量；

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5. 经济上有利。

表3-1 矿井的阶段高度

井型 大、中型矿井 小型矿井 开采缓斜煤层的矿井 100～250 60～100 开采倾斜煤层的矿井 100～250 80～120 开采急倾斜煤层的矿井 100～150 80～120 表3-2 矿井和开采水平服务年限

矿井设计 生产能力 （Mt/a） 6.0及以上 3.0-5.0 1.2-2.4 0.45-0.9 矿井设计 服务年限 （a） 70 60 50 40 第一开采水平设计服务年限（a） 煤层倾角 < 25° 35 30 25 20 煤层倾角 25°～45° - - 20 15 煤层倾角 > 45° - - 15 15 根据以上各方面原因及本井田的实际情况，现确定水平划分方案如下 方案一：井田划分两水平开采，一水平标高-100m，二水平标高-400m 方案二：井田划分三个水平开采，一水平标高-100m，二水平标高-250m，三水平标高-400m。

方案比较详见表3-3。

表3-3 服务年限比较表

方案一 方案二 水平名称 一水平 二水平 一水平 二水平 三水平 水平标高 -100 -400 -100 -250 -400 水平垂高 300 300 300 150 150 阶段斜长 1088 1088 1088 4 4 区段数目 5 5 5 3 4 区段斜长 218 218 218 181 181 可采储量 /万t 60 60 60 3147 3147 服务年限/a 31.1 31.1 31.1 15.0 15.0 方案一和方案二技术上都符合要求，但由于两水平有利管理，便于接续，因此方案一技术上优于方案二，所以选择方案一。

3.2.3 开拓巷道的布置

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运输大巷服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输，以及通风、排水和管线的敷设。

方案一：集中大巷

方案二：分组集中大巷

比较方案示意图详见图3-7，图3-8。

图3－7 集中大巷

图3－8 分组集中大巷 大巷布置方式优缺点

特布置方式 总的巷道工程量较少，生产比较集中，采区巷道分优优组联合布置，大巷容易维点 护，运输条件好。 大巷工程量少，生产区域比较集中，运输条件好，采区巷道集中联合布置，开采程序比较灵活，开采强度大， 大巷维护容易。 初期工程量小，投资少，建井速度快，每一个采区的地工程量少。 分组集中大巷布置 集中大巷布置 分煤层大巷布置方式 18

缺石门长度较长，掘进工程缺点 适可采煤层数目多，间距大适应条件 小不同，采区巷道为分组联合布置，煤层分组间距大，井底车场在煤层群上部或中间时，初期工程少， 工期长。 量大。 总的石门长度大，有反向运输，初期工程量大，建井时间长。 煤层间距小，井田走向长度大，服务年限长，下部煤层底版有坚硬岩层，采区尺寸大，石门长度短。 大巷数目多，总的维护量大 煤柱损失大，采区数目多，生产分散，管理不方便。 煤层间距较大，集中布置在技术上有困难，经济上不合理时。 经过技术比较选择方案一，集中大巷布置方式。

3.2.4 矿井开拓方案的确定

根据以上三个方面的比较提出三个矿井开拓方案，进行详细的技术经济比较，确定矿井开拓方案。

方案一：双立井两水平开拓，一水平标高-100； 方案二：双斜井两水平开拓，一水平标高-100；

方案三：主斜副立两水平开拓，一水平标高-100； 方案比较详见图3-9，图3-10，图3-11。

图3-9 方案一

图3－10方案二

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图 3－11 方案三

方案一、方案二和方案三的石门等相似，粗略估算只要比较不同之处即可

表3-4 各方案粗略估算费用表

基建费 / 万元 生产费 / 万元 总计 基建费/万元 生产费/万元

方案一 主斜井开凿 副斜井开凿 井底车场 方案二 1088×0.46791=509.1 1088×0.46791=509.1 1000×0.819=8.2 立井开凿 井底车场 2×300×0.90395=2.4 1200×0.819=657.8 立井提升 立井排水 费用/万元 百分率 方案三 立井开凿 斜井开凿 井底车场 斜井提升 排水费 1.2×60×0.3×3.998=9412.9 360×24×365×43.6×0.28-4×10=3850.0 14463.1 100% 斜井提升 斜井排水 费用/万元 百分率 1.2×60×1.088×1.206=10297.6 360×24×365×43.6×0.42×10-4=5774.9 17638.9 121.9% 300×0.90395=271.2 1088×0.46791=509.1 600×0.819=382.9 1.2×60×1.088×1.206=10297.6 360×24×365×43.6×0.28×10-4=3850.0 20

续表 3-4

总计 费用/万元 15310.8 百分率 105.9% 由表3-3计算可知方案一、方案二和方案三均属技术上可行，但方案二与方案三比较，方案二明显费用过高，所以下面详细比较方案一与方案三。

水平服务年限也符合要求，两方案需要通过经济比较才能确定其优劣。 方案一、方案三的建井工程量，生产经营工程量，基建费，生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总与表3-5—表3-8。

表3—5 建井工程量

初期 项目 主井井筒/m 副井井筒/m 主石门/m 运输大巷/m 井底车场/m 项目 运输提升/万t·km 采区上山运输 一区段 二区段 三区段 四区段 五区段 大巷和石门运输 一水平 立井提升 一水平

方案一 300+20 300+10 150 1200 1200 表3—6 生产经营工程量

方案一 工程量 项目 运输提升/万t·km 采区上山运输 一区段 二区段 三区段 四区段 五区段 大巷和石门运输 一水平 斜井提升 一水平 21 方案三 1088+20 300+10 170 1200 600 方案三 工程量 1.2×1308×5×0.18=1412.6 1.2×1308×4×0.18=1130.1 1.2×1308×3×0.18=847.6 1.2×1308×2×0.18=565.1 1.2×1308×1×0.18=282.5 1.2×（1.2+0.15）×60=10594.8 1.2×60×1.088=8538.6 1.2×1308×5×0.18=1412.6 1.2×1308×4×0.18=1130.1 1.2×1308×3×0.18=847.6 1.2×1308×2×0.18=565.1 1.2×1308×1×0.18=282.5 1.2×（1.2+0.15）×60=10594.8 1.2×60×0.3=23.4

续表 3-6 采区上山维护 排水 一水平 方案 项目 主井井筒 副井井筒 井底车场 主石门 运输大巷 合计 百分率 项目 运输提升/万t·km 采取上山运输 一区段 二区段 三区段 四区段 五区段 小计 大巷及石门 一水平

1.2×3×3×1.05×13.5=153.09 240×24×365×43.6×10-4=9040.9 方案一 工程量/m 300+20 300+10 1200 150 1200 单价/元m-1 9039.5 9039.5 81.9 2700 3900 105.74％ 采区上山维护 排水 一水平 1.2×3×3×1.05×13.5=153.09 240×24×365×43.6×10-4=9040.9 表3—7 建井基建费用表

方案三 费用/万元 2.26 280.22 657.82 40.5 468 1735.8 工程量/m 1088+20 300+10 600 170 1200 单价/元m-1 4679.1 9039.5 81.9 2700 3900 100％ 方案三 单-1 费用/万元 518.44 280.22 328.91 45.9 468 11.5 表3—8 生产经营费比较

方案一 工程量/价/费用/万元 万t/km-1 元·（t·km） 1412.6 1130.1 847.6 565.1 282.5 10594.8 1.52 1.96 2.28 2.48 2.56 1.18 2147.15 2215.00 1932.58 1401.45 723.2 8419.38 12501.86 22

工程量/万t/km-1 1412.6 1130.1 847.6 565.1 282.5 10594.8 单价/元·t·km-1 1.52 1.96 2.28 2.48 2.56 1.18 费用/万元 2147.15 2215.00 1932.58 1401.45 723.2 8419.38 12501.86

小计 主、斜井 一水平 小计 运输费合计 维护采区上山费 排水费 一水平 小计 合计 百分率 23.4 153.09 9040.9 2.28 42 0.151 12501.86 5368.03 5368.03 262.27 29.78 1365.18 7794.96 34084.23 100％ 8538.6 153.09 9040.9 2.00 42 0.184 12501.86 续表3-8 17077.2 17077.2 37998.44 29.78 1663.53 8093.31 46091.75 135.22％ 从前述技术经济比较结果来看，虽然方案一的基建费用略高于方案三，但是其生产经营投资费用明显低于方案三，选定方案一进行开拓。

根据以上各方面原因及本井田的实际情况，现确定水平划分方案如下： 井田划分二个开采水平；一水平标高-100m，二水平标高为-400m，均为上山开采。

3.3 选定开拓方案的系统描述

3.3.1 井硐形式和数目

根据井田的地形地势，煤层赋存，地质构造等因素，经过第二节中井筒形式确定方案的技术分析和经济比较，该矿井采用双立井开拓，即一主一副两个井筒。

3.3.2 井筒位置及坐标

对矿井井筒位置有以下的要求：

１）井筒沿煤层倾向的位置，应使总的石门工程量小，初期工程量及投资小，建井期短，且煤柱损失小。

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２）井筒沿走向的有利位置应在井田的．当井田储量呈不均匀分布时，应在储量分布的，在此开成两翼储量比较均衡的双翼井田，应尽量避免井筒偏于一侧，造成单翼开采的不利局面。

３）为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土层有较好的水文，围岩和地质条件。

依据本井田的储量分布图，及剖面图。考虑水平划分及主要巷道布置，确定井口的位置在整个井田的储量，坐标为：

主井：X：428500 Y：5024910 Z: +250 副井：X：428500 Y：5024840 Z: +250

3.3.3 水平数目及高度

分二个水平，第一水平标高为-100，垂高300m，第二水平标高为-400垂高300m。

3.3.4 石门、大巷数目及布置

1）大巷数目：一条运输大巷、一条回风大巷。

2）大巷布置：大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种。 (1)煤层大巷

当煤层顶底板较稳定，煤层较坚硬，易维护，煤层起伏和断层、褶皱小时，可保证巷道较为平直，保证运输设备运行。对于新建矿井，在煤层中布置巷道，在建设期间，还有早出煤，早投产，节省投资以及探明地质情况的优点。

下列情况宜布置煤层大巷： 单独开拓的薄煤层或中厚煤层；

煤层群中相距较远的单个薄煤层或中厚煤层，走向不大， 资源/储量有限、服务年限短的；

③煤层群（组）下部的薄及中厚煤层中开集中大巷的； 煤质坚硬，围岩稳定，维护简单，费用不高的煤层；

煤系底部有强含水层或富含水的岩溶时，不宜布置底板大巷的； 煤层坚硬而顶板松软或膨胀，难以维护的。 (2)岩石大巷

优点很多，如维护条件好，费用低。大巷方向、坡度可根据运输等功能要

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求选定，而较少受地质构造的影响。可不留或少留护巷煤柱，煤的损失少，安全条件好，受煤和瓦斯突出以及自燃发火影响较小。缺点主要为岩石工程量大，掘进速度慢，投资费用高，建设工期长。

本设计井田对大巷布置提出两种方案： 方案一：煤层大巷布置 方案二：岩石大巷布置

煤层大巷与岩石大巷相比较有下列缺点： 煤层大巷的巷道维护困难，维护费用高；

岩层大巷掘进费用高，速度慢，工程量大，但维护费用低。 综上所述。在本设计井田中，应布置岩石集中大巷。

本设计矿井中，大巷和石门服务年限较长，运输能力要求不大，所以大巷和石门的断面和支护设计在本设计中基本相同，其内部设施也基本相同，见图3-12，图3-13。 图3-12 运输大巷断面示意图

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图3-13 石门断面示意图

3.3.5 井底车场的形式及选择

按照矿车在井底车场内运行特点，井底车场可分为：环行式和折返式两大类型。

井底车场型式选择的因素如下：

1. 车场的通过能力，有30%以上的富裕系数，有增产的可能性； 2.调车简单，管理方便，弯道及交叉点少；

3.井巷工程量小，建设投资省，便于维护，生产成本低； 4.操作安全，符合有关规程和规范的要求；

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5.施工方便，各井筒间井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，缩短建井时间。

由于井筒形式为立井，生产能力1.50Mt为大型矿井，大巷用底卸式矿车运输，井筒距离运输大巷较近，井底车场选择立井折返梭式车场。

3.3.6 煤层群的联系

本矿井共有五层煤，即：37#，38#，41#，48#，52#煤层，五层煤层间距较小，开采顺序是先采上煤层， 后开采下煤层的下行式开采顺序。

3.3.7 采区划分

将井田划分成若干采区时，应考虑如下所述原则：

（1）采区宜双面布置，当受一些地质条件时，也可单面布置；

（2）采区走向长度根据煤层地质条件，开采机械化水平，采区储量，生产能力与巷道维护等因素综合考虑；

（3）要考虑采区接续关系，便其适应各翼储量及产量分配； （4）采区划分既要有意识地缩短大巷； （5）条件好的煤层，走向长度可适当加大；

（6）开采多煤层的井田，应尽量联合布置采区，搞集中生产；

结合上述采区划分原则，以井田内的断层为边界，从而划分的具体情况如图3-14

图3-14 采区划分示意图

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3.4 井硐布置和施工

3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护

根据主副井围岩性质，并按规定，来确定主副井筒支护方式，主井与副井井筒采用相同的支护：

表土段：混凝土砌碹； 煤层段：料石砌碹； 基岩段：锚喷支护。

3.4.2 井硐布置及装备

应综合考虑井硐围岩性质，运输方式，通风安全等因素后再合理的布置井硐，具体遵循原则如下：

1.对运输、通风、管线等布置的要求，满足施工需要

2.有利于井筒检修、维护、清扫和人员通行安全； 3.合理使用断面空间， 减少井筒工程量；

根据该设计矿井年产量、提升方式等实际情况，本矿井建成投产时共开凿2个井筒，即主立井和副立井。如图3-15、图3-16：

3-15主井井筒断面图

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图3-16 副井井筒断面 表3-9井筒特征表

井筒名称 主井 井口标高/m +250 井筒深度/m 第一水平 -100 井筒直径/m 净 5.5 掘进 7.0 井筒断面/m2 净 16.72 掘进 38.48 支护 厚度 500 材料 混凝土(整体) 混凝土(整体) 井筒 装备 16t多绳箕斗 1t矿车双层四车罐笼 副井 +250 -100 6.5 7.0 16.72 38.48 500 主井：装备一对16t多绳提升箕斗，担任提煤任务，井筒净直径6.5m，井筒深度330m，采用钢丝绳罐道，井筒内不设梯子间，亦不敷设管路电缆。

副井：装备一对1t矿车双层单车多绳罐笼，副井担负升降人员下放材料及设备、提升矸石和矿井进风，井筒净直径6.5m，井深300m，采用型钢组合罐道，井筒内设梯子间，并敷设有排水、压风、撒水管路和动力、通讯及提升信号电缆等。罐道梁、管子梁、梯子梁等均采用树脂锚杆与井壁固定。

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3.4.3 井筒延深意见

开拓延伸的方案的原则： 1.扩大或保持矿井生产能力；

2.利用现有井巷，设施及设备，减少不必要的投资； 3.积极采用新技术，新工艺和设备；

4.尽可能缩短新、旧水平的同时生产时期。

根据前面确定的最优开拓方案，决定采用暗立井延伸

3.5 井底车场及硐室

3.5.1 井底车场形式的确定及论证

井底车场形式的选择主要依据如下：

1.该矿井设计生产能力为1.50Mt/a，年工作日330d，实行四•六工作制，每日净提升16小时；

2.矿井采用双立井开拓方式，两个开采水平，集中大巷布置;

3.主要运输大巷采用 3.0t底卸式矿车，辅助运输采用1t固定式矿车； 4.本设计矿井瓦斯较高矿井。

综合以上所述，结合设计要求，经分析比较后，本设计矿井选用3.0t底卸式矿车，梭式井底车场。

3.5.2 井底车场的布置

井底车场线路布置的要求

（1）井底车场线路布置时，应充分考虑各硐室布置的合理性；

（2）井底车场的线路主要由主井空、重车线，副井进、出车线和回车线组成，由于通过各个井底车场的煤种数量不同，其各线路的数目和长度亦相应不同；

（3）为保证运行安全，应尽量避免在曲线巷道顶车，机械推车需布置在直线段上；

（4）井底车场的线路工程量小；

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（5）尽量减少道岔和交岔点； （6）线路布置要有利于通风；

（7）底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题。

3.5.3 井底车场主要硐室

1.主井系统硐室

主井设有3.0 t底卸式矿车卸载站硐室、翻车机硐室、井底煤仓及井底煤仓装载硐室、清理井底煤硐室及水窝泵房等。主井井底散煤采用矿车处理，用绞车提升至车场水平。

2.副井系统硐室

副井系统硐室有副井井筒与井底车场连接处（马头门）、主排水泵房（水泵房）、水仓及清理水仓硐室、主变电所（变电所）及等候室等。

为使主变电所向主排水泵房的供电距离最短，主排水泵房和主变电所应联合布置。变电所与水泵房的底板标高应高出井筒与井底车场联结处巷道轨面标高0.5米，水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置闭门，以防止进下突然涌水淹没矿井。

3.其它硐室

有调度室、医疗室、架线电机车库及修理间、蓄电池电机车库及充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站等。

3.6 开采顺序

3.6.1 沿井田走向的开采顺序

为了有利于矿井的均衡生产和合理配采，确定生产的连续性，有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理。根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，采用井田单翼开采，首采区为中部一采区和西部一采区同时进行。依据本设计矿井的采区划分的具体情况，采用走向长壁开采，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。

3.6.2 沿井田倾向的开采顺序

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在同一煤层内，沿倾斜煤层的开采顺序，可分为上行式和下行式开采顺序。除近水平煤层外，对于缓倾斜、倾斜和急倾斜煤层，根据其采动影响关系，一般只采用下行式开采顺序。本矿属于缓倾斜煤层，故沿煤层倾斜方向上采用下行式开采顺序。在垂直方向上的开采顺序是，先采完第一水平，再采第二水平。

3.6.3 采区接续计划

根据井田的地质条件，将第一水平划分为三个采区，详见采区分布示意图。合理的采区接续应有如下要求：

1.符合煤层采动影响关系，最大限度采出煤炭资源；

2.开采水平、采区的生产正常接续，保证矿井持续稳产、高产； 3.便于灾害防治，有利于巷道维护；

4.合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，减少巷道维护费； 详见采区接续表3-10。

表3-10 采区接序表

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第4章 采区巷道布置及采区生产系统

4.1 采区概述

本设计采区为西部一采区，位于井田西部.西以F2断层为界，东以F18断层为界。浅部，以+200标高为界，深部以-100标高为界。走向长1400m， 倾斜长1050m.采区面积1.68 km2。

采区煤柱包括采区范围内的巷道煤柱采区边界煤柱、断层煤柱、隔水煤柱等。采区内有四个大的断层构造，煤层顶板岩层为粉砂岩，底板为细沙岩，煤层发育较好，平均16o，平均厚度为2.42m，视密度为1.4t/m3，低灰分，煤种以焦煤为主。

采区内煤层全部可采，根据几何法求得工业储量为28.46Mt，可采储量22.08 Mt，本采区设计生产能力1.5 Mt/a，服务年限T=Z/A×K，经计算得服务年限为11.5a。

4.2 采区巷道布置

4.2.1 区段划分

本采区倾斜长度为1050m左右，工作面长度为194m，因采用走向长壁采煤法，所以划分以工作面长度为标志。则采区共划分为5个区段进行开采。运输大巷设在-100m标高处。本采区煤层系典型的缓倾斜中厚煤层，应用综合机械化采煤工艺开采，一个工作面达产。

本设计采区采用下行式开采顺序，即先采上部煤层，后采下部煤层。采用综合机械化采煤工艺，“四•六”工作制，三班采煤一班准备，日进9刀。截深取0.8m，年工作330d，采区达产需要一个工作面。

工作面长度的确定

该采区设计产量为1.5Mt/a，一个工作面达产，扣除掘进煤的产量，即工作面产量为1.35Mt/a。

确定工作面长度的公式如下：

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A0=L×V0×M×r×c

式中：

A0―工作面年生产能力，t； L―工作面长度，m；

V0―工作面年推进度，m； M―煤层厚度，m； r―煤的视密度，t/ m3；

c―工作面回采 率，取0.93～0.97。

1350000＝L×2376×2.2×1.4×0.95，

则 L＝194m 。

一般情况下工作面长度与通风无直接关系。瓦斯涌出量较大的煤层，需要用来冲淡瓦斯的风量较大。所以在高瓦斯矿井中，应按采煤工作面的通风能力来确定工作面长度

L‘=（60×V×B×Cｆ×M）／（Qb×Sn×P×∮）

L<= L‘，所以L＝194m。区段数目为五个。

4.2.2 采区上山布置

采区上山布置应综合考虑受煤层厚度、采区服务年限及产量、瓦斯涌出量、煤层顶底板岩性等因素的影响，使上山布置方案在技术上可行，在经济上合理。

1.上山条数的确定

在一般情况下，布置两条上山（一条运输上山，一条轨道上山），就可以满足采区运输、通风和行人的需要，但在下列情况下还需要布置一条回风上山。

1）运输和轨道上山均布置在底板岩石中，需要弄清煤层情况或为提前掘进其他采区的巷道以及需要泄水的采区。

2）产量较大，经常出现上、下分阶段同时生产、需要简化通风系统的采区。 3）生产能力很大的厚煤层采区，集中联合布置采区、分组联合布置采区。 4）产量较大，瓦斯涌出量很大的采区特别是下山采区。 考虑本采区为瓦斯涌出量很大的采区，拟布置三条上山，分别为轨道上山，运输上山和回风上山，为了实现单翼布置开采及生产均衡的要求，三条上山大致布置位于采区东边界，各条上山间距大致留设为25m。

2.上山位置的选择

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采区上山的位置，有布置在煤层中或底板岩石中的问题以及相对于煤层群的上部、中部或下部的问题。

1）岩石上山

优点：维护状况良好，维护费用低，煤柱留设少。 缺点：掘进困难，联络巷道工程量大。

适用条件：对单一厚煤层采区和联合准备采区，在未采用可伸缩金属支架的情况下，为改善维护条件，将上山布置在煤层底板岩石中。 2）煤层上山

优点：掘进容易、费用低、速度快、联络巷道工程量少。

缺点：煤层上山受工作面采动影响较大，生产期间上山的维护困难，需要金属可伸缩支架，煤柱留设多。

适用条件：

a.为部分煤层服务的，维护期限不长的专用通风或运煤上山。 b.煤层顶底板岩石比较稳定，煤质在中硬以上，上山不难维护。 c.开采薄或中厚煤层的单一煤层采区，采区服务年限短。

根据本设计采区煤层及顶底板岩性等实际情况，结合上述煤层上山和岩石上山的情况，本设计采区就上山布置方式提出如下三种方案：

方案一：三条煤层上山 方案二：三条岩石上山 方案三：两岩一煤上山

下面对于这三种采区上山布置方案进行技术评价: 1）三条煤层上山布置方案

该方案将轨道、运输、通风上山布置在52#煤层中，受采动影响，维护这三条上山较为困难；且留设大量保护煤柱。但该采区布置三条煤层上山的方案在技术上合理。

2）三条岩石上山布置方案

该方案将轨道、运输、回风上山布置在煤层底板岩石中，对于本采区，该方案在技术上可行。

3）两岩一煤上山布置方案

该方案将运输上山和轨道上山布置在煤层底板岩石中，将回风上山布置在煤层中，该方案在技术上适合本采区。

根据本设计采区实际情况，三条煤层、两岩一煤、三条岩石上山布置方案

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在技术上均合理，具体选用哪种方案，还应该进行经济比较，根据上山位置只需比较两种就可以，详见表4-1上山布置方案经济比较。

表4-1 上山布置方案经济比较表

长度 掘进单价 掘进费用 维护单价 维护费用 服务年限 合计 总计 方案一 轨道上山 1050m 运输上山 830m 回风上山 1050m 方案二 轨道上山 1050m 18660元/m 209200元 3.52元/ m﹒a 4815元 11.5a 12099465元 42504元 11.5a 209034元 运输上山 830m 18660元/m 16794000元 3.52元/ m﹒a 33598.4元 11.5a 16827598元 58634506元 ﹒a 42504元 11.5a 209034元 回风上山 1050m 18660元/m 209200元 3.52元/ m11061元/m 11061元/m 11061元/m 11614050元 40.2元/ m﹒a 4815元 11.5a 12099465元 9180630元 40.2元/ m﹒a 383709元 11.5a 95339元 33763269元 11614050元 40.2元/ m﹒a 参见经济比较表4-1，两岩一煤和三条岩石上山布置方案中，通过经济比较，得出三条煤层上山布置方案在经济上合理，故本设计采区选用三条煤层上山布置在52#煤层中。

4.2.3 采区车场形式选择

1.上部车场的选择

由于轨道上山以水平的巷道与区段回风石门相连，绞车房与区段回风平巷在同一水平的岩石中，因此上部车场为平车场。

2.中部车场的选择

由于是煤层群联合布置，轨道上山布置在煤层中，中部车场采用石门甩车式

3.下部车场的选择

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由于本井田采区较少，采用大巷装车式下部车场不会影响到别的采区的生产，煤层间距较小，石门较短，因此下部车场采用大巷装车式

4.2.4 采区煤仓形式、容量及支护

（1）煤仓形式

采区煤仓的形式按倾角分为：垂直式、倾斜式和混合式三种。

倾斜式煤仓可分为拱形断面或圆形断面，其倾角应在60º以上，如果煤仓下口设计合理，也较少发生堵塞现象；垂直式煤仓一般为圆形断面，圆形断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，速度快；混合式煤仓由于曲折多，施工不方便采用较少。

通过比较，设计采区煤仓采用垂直式。 （2）煤仓容量

(1) 按采区高峰生产延续时间计算(Qh＞Qt时)

Q＝Qo＋（Qh－Qt）×thc×ad

式中:

Q h―采区高峰期生产能力，t/h（一般为平均产量1.5～2.0倍） Qt―采区装车站通过能力，t/h（为平均产量的1～1.3倍） thc―采区高峰生产延续时间，机采取1～1.5h ad―不均衡系数，机采取1.15～1.2，

Q＝10＋[4087.03×2/18－4087.03×1/18]×1.05×1.15＝284.2t

(2) 按采煤机连续作业割一刀的容量计算

Q＝Qo＋L×m×b×r×Co×Kt

式中:

Q―采区煤仓容量；

Qo―防空仓漏风留煤量，一般取5～10t； L―工作面长度，m； m―采高，m； b―进刀深度，m； r―煤的视密度；

Co―工作面的回采率；

Kt―同时生产工作面系数综采时取1；

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n―采区内同时生产的工作面数目。

故Q＝10+218×2.2×0.8×1.4×0.95×1＝520.3t

一般情况下煤仓容量与采区生产能力的关系可参考下表：

表4-2 煤仓容量与采区生产能力的关系表

采区生产能力万t/a 采区煤仓容量t 30以下 50—100 30--45 100--200 45--60 200—300 60--100 300--500 100以上 大于500 经过计算可知，取最大值Q＝520.3t将其值取整，所以本采区煤仓容量为600吨。

（3）煤仓的支护

煤仓的结构包括煤仓上部收口、仓身、下口漏斗及闸门基础、溜口和闸门装置。各处支护形式如下：

由于煤仓的断面较大，为了保证煤仓上口的安全，作混凝土支护。仓身设在坚硬的岩石中，可以不支护。下口漏斗用混凝土砌筑。为了防止大块煤、矸石、废木料等进入煤仓，在收口设铁篦。

为了保证安全，煤仓与大巷连接加强支护，在煤仓下部收口处四周铺设数根钢梁，灌入混凝土，并与大巷支护连为一体。

4.2.5 采区硐室简介

采区主要硐室包括采区煤仓、采区绞车房、采区变电所。

采区变电所是采区供电的枢纽，一般宜设在围岩稳定，地压小通风较好，无淋水的地点用用电负荷中心。硐室宽度在3.6米左右，高度为2.5—3米之间，采用不可燃材料支护。硐室与通道联接处，装设向外开的防火栅栏两用门。硐室与电器设备应有0。5m的通道，相互之间应留0。8m以上通道温度不超过30℃，必须有足够的照明，机电硐室应设置瓦斯自动检测报警断电仪，并配备便携式个体检测设备。

采区变电所形式有一字形、人形和Ⅱ形，一般采用一字形，断面一般为半圆形，用混凝土砌筑。本矿井的每个采区变电所均放在轨道上山和通风上山之间的岩石中。

采区绞车房设在围岩稳定、无淋水、地压小和容易维护的地点。宽度为2000mm—2500mm，长度为6米，高度在3—4.5米之间。硐室与电器设备应有

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0.5m的通道，相互之间应留0.8m以上通道温度不超过30℃，必须有足够的照明，绞车房设两个安全出口，即钢丝绳通道、绞车房通道。

4.2.6 采区工作面接续

表4-3 采区工作面接续表

工作面：第一组数字代表采区名称，第二组数字代表煤层序号，第三组数字代表区段号

4.3 采区准备

4.3.1 采区巷道的准备顺序

当运输大巷的掘进工作面超过采区沿走向的位置一定距离（100m左右）后，即可开始采区的准备工作。

首先，在采区沿走向的边界位置，由运输大巷开掘采区下部车场，并由此在煤层中开掘轨道上山、行人回风上山及运输上山。当上山掘至采区的上部边界，轨道上山的上部车场与回风石门相通，运输上山直接与行人回风上山连接，形成通风回路。然后，在第一区段下部掘进中部车场，并由此向采区掘进区段运输平巷，掘进运输石门与运输上山之间开掘溜煤眼，与此同时，在第一

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区段的上部掘进回风平巷，掘进回风石门与采区风井相连通。

在掘进上述巷道的过程中，要将下部的采区煤仓、采区变电所、上部的绞车房等硐室及相关联络巷道掘完，并完善车场。这样第一区段的采煤工作面就准备完毕。各巷道及硐室的规格质量经检验合格后，即可安装机电设备移交生产。

4.3.2 采区巷道的断面图及支护方式

采区的主要巷道包括回风上山、运输上山、轨道上山及上下区段平巷。为了保证采区的安全，节省巷道维护费用，本设计采区主要巷道采用锚喷支护，并随时进行锚喷支护监测，确保巷道安全。

具体各巷道断面及技术特征详见图4-1、图4-2、图4-3。

图4-1运输上山断面图 表4-4 运输上山特征表

巷道

支护 断面积（m2） 净周长 40

锚喷厚度

形状 矩形 方式 锚喷 净 9.45 掘 10.45 （m） 12.4 （mm） 100

图4-2 轨道上山断面图 表4-5 轨道上山特征表

巷道 形状 矩形 支护 方式 净 锚喷 9.45 掘 10.45 12.4 100 断面积（m2） 净周长 （m） 锚喷厚度 （mm） 41

图4-3回风上山断面图 表4-6 回风上山特征表

巷道 形状 矩形 巷道 形状 梯形 巷道 形状 梯形 支护 方式 净 锚喷 支护 方式 锚喷 支护 方式 锚喷 8.1 掘 9.1 断面积（m2） 净 掘 11.8 12.9 11.4 设计尺寸（m） 顶高 底宽 2.8 4.2 100 净周长(m) 14 净周长(m) 14 喷厚 (mm) 120 喷厚 (mm) 120 表4-7区段运输巷断面特征表

断面积（m2） 净周长 （m） 锚喷厚度 （mm） 表4-8区段回风巷断面特征表 断面积（m2） 设计尺寸（m） 净 掘 顶高 底宽 11.8 12.9 2.8 4.2 42

图4-5区段回风巷断面图

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图4-4区段运输巷断面图

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第5章 采煤工艺

5.1 采煤方法的选择

采煤工艺是采煤系统与回采工艺的总称。它的选择应结合具体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗小、低成本、便于管理等因素。设计时，应尽量采用行之有效的先进技术，积极提高机械化水平。应结合本采区的实际情况，采用合理的采煤工艺。

1．采区煤层赋存状况及地质构造因素； 2．开采水平的划分及采区巷道布置； 3．现有技术及设备；

4．储量、年产量、服务年限等各项指标。

本采区煤层走向长度为1400m，倾向长度1050m，煤层倾角16总厚度12.1m,开采水平布置在-100标高处，该采区除边界断层无明显地质构造，采区煤层为中等涌水量、高瓦斯。

根据本采区的实际情况，倾斜长壁采煤方法不适合该采区，故采用走向长壁。

这种方法技术成熟，设备的选型多样，使巷道掘进、辅助运输、行人都比较容易，通风线路布置简单，可靠。

综上所述，可确定本采区的采煤方法为走向长壁采煤法。

5.2 采煤工艺

5.2.1 机械设备选择

表5-1 采煤机

型号 采高 截深 牵引型式 卧底量 牵引力

MGT375/750 1.8-3.5 800mm、1000mm 无链液压牵引 200mm 350KN 45

适应煤层倾角范围 滚筒直径 牵引速度 机面高度 适应煤层硬度 总重 0º～25 º 1.8m、2.0m 0-6.5m/min 1190mm ≤4.5 40t

表5-2 刮板输送机 型号 设计长度 输送量 中部槽 型号 支撑高度 类型 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 SGD730/180 200m 500t/h 1500×730×220 ZY3600/14/32 1.4～3.2m 支撑掩护式 设备名称 采煤机 刮板输送机 液压支架 转载机 破碎机 胶带输送机 回柱绞车 变电站 乳化液泵 调度绞车 喷雾泵 照明设备 链条破断负荷 功率 电压 链速 表5-3 液压支架

外形尺寸 支架中心 移架步距 规格型号 MGT375/750 SGD730/180 ZY3600/14/32 SZB-7/132 PGM10 SSJ1200/3×200M JAJ-13 KSGZY—630/6 MRB125/320 JD-114 WPZ-320/63 KBY-80/35 单位 台 台 台 台 台 部 台 台 台 台 台 套 5550×1430×1400 1500mm 700-900mm 数量 1 1 128 1 1 2 2 2 4 2 1 1 850KN 2×90KW 1140V 0.92m/s 表5-4 工作面主要设备表

5.2.2 回采工艺过程

1.回采工艺主要包括落煤、装煤、运煤、工作面支护和采空区处理五个方

面。

根椐本采区地质情况，将矿井生产系统回采工作安排如下：

(1)落煤 采用走向长壁采煤法，使用双滚筒采煤机割煤，工作面端头割三角煤斜切进刀方式，双向割煤往返一次割两刀，截深0.8m。

(2)装煤 采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工装

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入刮板输送机中。

(3)运煤 由刮板输送机经转载机转入区段运输平巷里的胶带输送机，后经运输上山运到采区煤仓，由石门装车站运到井底车场。

(4)工作面支护 工作面内部用液压支架支护，工作面端头采用端头支架支护，滞后于工作面中间支架一个截深。区段巷道采用超前支护方式，超前在20m左右，主要原因则由于其对地质条件适应性强，而且有利于机头与架子的稳定。

(5)采空区外理方法采用全部垮落法处理采空区。

5.2.3 循环作业方式和劳动组织形式

工作面采用“四、六”作业制，三班生产，一班检修。工作面劳动组织表如5-5所示，工作面技术指标如5-6所示，工作面循环图表如5-7所示。

表5-5 劳动组织表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 工种 电工 支架工 端头工 清理浮煤工 采煤机司机 工长 转载机司机 胶带输送机司机 机修工 总控制台 质量验收员 班长 小计 序号 1 2

班 次 一 1 2 4 2 4 1 1 2 1 1 1 1 21 二 1 2 4 2 4 1 1 2 1 1 1 1 21 指标名称 工作面推进长度(m) 工作面长度(m) 47

三 1 2 4 2 4 1 1 2 1 1 1 1 21 四 4 1 6 1 1 1 14 合计 7 6 12 6 12 3 3 6 9 4 4 14 77 数量 1400 194 表5-6工作面技术经济指标表

续表 5-6

3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 工作面采高(m) 煤层倾角(°) 煤的硬度(ƒ) 煤的视密度(g∕cm3) 进刀深度(m) 日进度(m) 月进度(m) 日产量(t) 月产量(t) 工作面回采率(%) 表5-7 循环作业图表

2.2 16 2.5 1.40 0.8 7.2 216 4214 1220 95

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第6章 井下运输和矿井提升

6.1 矿井井下运输

6.1.1 运输方式和运输系统的确定

1.采煤工作面的运输方式：

工作面用采煤机落煤，煤用可弯曲刮板输送机运输。 2.采区运输平巷运输方式：

在采区运输巷道内，应用桥式转载机和可伸缩式胶带运输机运输。 3.采区回风平巷运输方式：

采区回风平巷内铺设轨道运料，1t固定式矿车。 4.运输大巷运输方式： 在运输大巷和石门内，采用10t架线式电机车牵引3t底卸式矿车运输方式。

6.1.2 矿车的选型及数量

1.架线式电机车台数的确定 工作电机车台数计算如下:

N=1.5Q(11L+30)/(2100P)

式中:

N—工作电机车台数, 台； 1.5—产量与运输不均衡系数；

Q—采煤班产量，t；

L—运输加权平均距离，km； 11—运行时间与运距换算系数；

2100—每班工作时间与机车载重乘积； 30—装卸及调车时间 N＝1.5×1404×(11×0.95+30)/(2100×10)＝4.05 取N＝5台

检修及备用电机车台数取工作电机车台数的25%，但不小于1台。

N1＝N×25％＝2台

则架线式电机车总台数为7台。 2.电机车型号确定

49

本设计矿井选用ZK10－6／250型电机车，该架线式电机各项参数如下表6—1所示。

表6-1 电机车参数表 型号 ZK10-6/250 轨距 600mm 电机型号 ZQ－21 额定电压 250V 外形尺寸 4500×1060×1550 3.大巷运输及辅助运输矿车型号确定 大巷运输选用3t底御式矿车运输，辅助运输选用1t固定式矿车运输。

表6-2 3t底卸式矿车技术特征表

名称 3t底卸式矿车 缓冲器 型号 双列弹簧式 名称 1.0t固定式矿车 缓冲器 型号 单列弹簧式 大牵引力 6t 大牵引力 6t 型号 MG 1.1-6A 型号 MDC 3.3-6 容积 3.3m3 载重量 3t 轨距 600mm 轴距 1100mm 自重 1800kg 牵引高度 320mm 生产厂家 吉林市矿山机械厂 牵引高度 320mm 生产厂家 沈阳煤机厂 外型尺寸：长×宽×高(mm) 3680×1200×1400 表6-3 1.0t辅助运输矿车技术特征表 容积 1.1m3 载重量 1t 轨距 600mm 轴距 550mm 自重 653kg 外型尺寸：长×宽×高(mm) 2000×828×1143 4.确定矿车台数 w5PN G式中:

W-矿车数量； P-机车质量；

N-工作电机车台数； G-矿车装载质量。

W=5×10×5/3≈83.3辆

取W=85辆

检修及备用矿车数取使用矿车的20％

50

W1=20％×84≈17

所以底卸式矿车的数量为W+W1=101辆

井下主要大巷采用3t底卸式矿车运煤，10t架线式电机车牵引，每列矿车由17辆矿车组成。辅助运输，掘进煤列车和煤矸混合列车由34辆组成

6.1.3 采区运输设备的选择

采区运输设备包括工作面运输设备，运输、回风巷运输设备。各设备只选型合理，才能有机的构成一个整体，使煤炭、材料的运输才能协调进行。

1. 工作面输送能力的确定 机采工作面

Q运=QmK1K2K3

Qm—采煤机实际生产能力，t/h；

K1—采煤机和运输机同方向运行时调整数，求得1.3； K2—输送机装载不均匀系数，取1.5；

K3 —煤层倾角和运输方向的关系系数，取0.7。 Qm=234×1.3×1.5×0.7=319t （1）工作面输送机选型原则： ① 刮板输送机输送能力应大于工作面最大生产能力的1.2倍； ② 要根据刮板链的负荷情况，确定链条数目，结合煤质硬度选择链条的结构形式，煤质较硬块度较大时优先选用双边链，煤质较软时，可选用单链或双中链。

综上所述，刮板输送机选择型号为：SGD-730/180。 （2）转载机选型原则 ① 转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力（一般为1.2倍）它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面输送机；

② 转载机的机型，机头传动装置及电动机和中部槽的类型及刮板链类型，应尽量和工作面刮板输送机机型一致，以便日常维修和管理；

③ 转载机尾部和工作面输送机头部有一定的卸载高度（约600mm）以避免工作面输送机底链回煤。

根据以上原则及本矿采区输送能力，选择转载机型号为：

SZB－7/132

51

表6-4 转载机参数表

型号 SZB－7/132 出厂长度 29.7m 质量 24.9t 生产厂家 山西煤机厂 外形尺寸外型尺寸：长×宽×高(mm) 1500×730×220 （3）可伸缩带式输送机选型原则：

① 工作面运输巷带式输送机运输能力，要大于工作面刮板输送机的能力； 根据以上原则，选择SSJ1200/3×200M型可伸缩带式输送机。

表6-5 可伸缩带式输送机参数表

型号 SSJ1200/3×200M 运输能力 1200t/h 运距 2200m 生产厂家 淮南煤机厂 带宽/mm 1200 6.2 矿井提升系统

6.2.1 矿井提升设备选择及计算

矿井提升系统主要包主井提升系统和副井提升系统，设备选型过程以及各种特性如下：

1.主井提升

型号 有效容积 最大提升高度 表6-6 多绳摩擦式箕斗参数表 JDG16/150×4Y 名义载重量 17.6m3 1000m 16t 箕斗自重 17.8t 主井采用一对16t从多绳摩擦式箕斗提升，型号为如表6-6所示。 QJ式中:

ACafTJ3600tbr

QJ—一次经验提升量，t/次；

A—矿井年产量；

C—主提升设备的提升不均衡系数，有井底煤仓时为1.10～1.15；

52

af—富裕系数，主提升设备对第一水平留有1。2富裕系数； br—提升设备年工作日数，取330d；

TJ—提升时间，h。 提升时间TJ的计算过程如下：

TJHVmu Vma式中:

TJ—经验提升时间，s；

a—提升加速度取，0。7m/s；

u—提升容器爬行阶段附加时间，取10；

—提升容器每次提升终了后的休息时间，取12s； H—提升高度，m。

vm0.44008m/s

TJ=8/0.7+400/8+10+12=83.43 s

KQVg校核Ne

1000式中:

N—提升电动机估算功率，kw；

Q一次提升容量，kg； V—标准速度，m/s；

—减速器的传动效率，取η＝0。95； K—矿进阻力系数，箕斗取1。15； e—动力系数，箕斗取1。2； g—重力加速度，取9。8m/s2。

1.15166.69.8N1.2=1503KW

10000.95选用的提升机功率为2×800＝1600kw﹥1503Kw符合。

53

提升机的技术特征如下表6—7所示。

表6-7 提升机的技术特征表

型号 卷筒数量 卷筒直径 最大提升高度 JK—2.5／11.5 1个 2500㎜ 1258m 电动机功率 卷筒宽度 提升速度 传动效率 2×800KW 2000㎜ 6.6m/s 0.85 2.副井提升 选用一对1t矿车双层四车罐笼型号为GDS1/6/2/4.提升机选用和主井一样型号的提升机，但电动机功率为1200kw.

第7章 矿井通风系统与安全

7.1 矿井通风系统的确定

7.1.1 矿井通风原始条件

本设计矿井生产能力为1.5Mt/a，井田走向长度为4.5km，倾向长度为2.4km，可采煤层为5层煤，煤层平均倾角为16°，赋存相对稳定，根据实际勘探资料，可以推算出鸡西正阳煤矿矿瓦斯相对涌出量为11.58m3/t，瓦斯绝对涌出量为36.33m3/min，矿井属高瓦斯矿井。

7.1.2 矿井通风系统的类型

按进、回风井在井田内的位置不同，通风系统可分为式、对角式、区域式和混合式，以下将这四种形式分析比较：

(1)式

风源在井下的流动路线是折返式的，其优点是地面建筑和供电较集中，便于管理，建井期短，井筒延深时通风比较方便；缺点是井底车场漏风大，风路长，风阻大，采空区漏风大，并且工业广场受扇风机噪音影响。

(2)对角式

分两翼对角式和分区对角式，这种通风方式安全出口比较多，通风线路是的，通风阻力小，工业广场不受污风的污染。缺点是井筒占用的安全煤柱较多，初期投产晚、投资大。

(3)区域式

在各采区分别设通风上山直贯地面，优点是风流在井下是直向式的。因此漏风小，阻力小，各采区阻力也较平均，矿井风压也较稳定，工业广场不受回风污染及噪音危害，且安全出口多；缺点是管理较分散，反风较困难。

(4)混合式

这种通风方式是几种通风方式混合组成的，通常适于地形复杂，温度高等条件下的矿井，系统较复杂，管理较困难。

矿井通风系统对保证矿井安全生产、提高经济效益具有极其重要的作用。根据本设计井田的实际情况，选择通风系统主要考虑因素如下：

55

(1)自然因素

煤层赋存深度：见煤+200m，勘探最深-600m，深部亦可能含煤；本设计矿井属于高瓦斯矿井，煤尘有一定爆炸危险，自燃发火期为12-17个月；本设计矿井年产1.5Mt，矿区范围内地质条件简单。

(2)经济因素

设计矿井通风系统时要仔细考虑井巷工程量、通风运营费、设备运转、维修和管理条件等。

结合上述情况，本设计矿井年生产能力1.5Mt，井田走向较大，瓦斯含量高，煤层赋存较浅，地质条件较为简单，且本设计井田范围内采区数目少。参照原煤炭部于1984年制定的《关于改革矿井开拓布置的若干技术规定》，本设计矿井采用区域式通风系统，具有安全性好、通风阻力小、漏风少、噪音小、安全出口多等优点。

7.1.3 选择矿井通风系统的依据

矿井主扇的工作方式有三种：压入式、抽出式、混合式。本设计矿井采用抽出式的主扇工作方式，其原因如下：

(1)抽出式通风线路短、漏风量小，系统较简单，而且容易将有些地点的有害气体能够比较快的排到井外。

(2)抽出式通风使井下风流处于负压状态，一旦主扇因故障停转，井下风流压力将会升高，会使瓦斯涌出量减少，适合于高瓦斯矿井安全生产的需要。

(3)采用压入式，使井下风流处于正压状态，主扇停转会使瓦斯涌出量增加，容易引起瓦斯涌出事故。且压入式通风的线路较复杂，管理较困难。

(4)采用混合式通风，会产生较大的通风阻力，且风机设备多，不易管理。

综合上述，且根据本设计矿井的实际情况，确定该矿井的通风方式为抽出式。

7.2 风量计算和风量分配

7.2.1 风量计算与风速验算

依据《煤矿安全规程》规定，矿井生产的风量应该按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。每一工作地点，每人每分钟供给风量都不得少于4m3。

56

依据《煤炭工业设计规范》规定，矿井风量备用系数应为1.15～1.45。矿井风量按上述进行计算后，还应根据邻近矿井或类似矿井瓦斯涌出量经验，按实际需要配风进校核。

矿井总进风量为：

QQQQQ　K abcd式中 Q — 矿井总进风量，m3/min；

3

Q— 采煤工作面实际需风量和,m/min； aQ— 掘进工作面实际需风量和，m3/min； bQ— 硐室实际需要风量和，m3/min； cQ— 矿井除了采煤，掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要风d量和，m3/min；

K — 矿井通风系数。 1．采煤工作面所需风量的计算

采煤工作面的风量应该按以下几方面分别计算，取其最大值。

100Qk(1)按瓦斯涌出量计算 Q wjgwjgw式中 Qwj— 第i个采煤工作面需要的风量，m3/min；

Qgwj— 第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；

kgwj— 第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常

机采工作面取kgwj=1.2～1.6；炮采工作面取kgwj=1.4～2.0；水采工作面取kgwj=2.0～3.0。

该工作面抽放能力预计平均为80m3 /min，因此，采区期间风排瓦斯量为

7.12m3 /min。

57

则： Qwj100Qgwjkgwj1007.121.61139m3/min

(2)按工作面进风流温度计算

采煤工作面应有良好的气候条，其气温与风速应符合表7-1的要求。

表7-1 采煤工作面空气温度与风速对应表

采煤工作面进风流气温/°C <15 15～18 18～20 20～23 23～26 采煤工作面风速/m·s-1 0.3～0.5 0.5～0.8 0.8～1.0 1.0～1.5 1.5～1.8 采煤工作面的需风量按下式计算： Q60VSK wjwjwjwj式中 Vwj— 第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表7-1中选取，

m/s；

Swj— 第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时的有效

断面的平均值，m2 ；

Kwj— 第i个采煤工作面的长度系数，可按表7-2选取。

表7-2 采煤工作面长度风量系数表

采煤工作面长度/ m <15 50～80 80～120 120～150 150～180 >180 工作面长度风量系数kwi 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.30～1.40 由上式得 Qwj60VwjSwjkwj601.88.51.41285m3/min；

58

(3)按工作面人员数量计算

Q4n wjwj式中 4 — 每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；

nwj— 第i个采煤工作面同时工作的最多人数，个； 所以： Qwj4nwj42184m3/min；

根据《规程》的有关规定，工作面需风量应从多个因素计算中取最大值，

则工作面需风量确定1285m3/min。

2．掘进工作面需风量的计算

煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。

(1)按瓦斯涌出量计算

Q100Qk highigh式中 Qhi— 第i个掘进工作面需要的风量，m3/min；

Qghi— 第i个掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；

kghi— 第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，一般

可取1.5～2.0。

即： Qhi100QghiKghi1007.121.5106m83/min (2)按局部通风机吸风量计算

QQk hihfihfi式中

Qhfi— 第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。

各种通风机的额定风量可以按表7-3选取。

59

khfi — 为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取

1.2～1.3。进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。

表7-3 各种局部通风机的额定风量

风机型号 FBD№5(2×5.5KW) FBD№5(2×7.5KW) FBD№5.6(2×11KW) FBD№5.6(2×15KW) 额定风量/ m3·min-1 150 250 300 380 1.3325故： QhiQhfiKhfi250 m3/min

(3)按工作面人员数量计算

Qhi4nhi42184m3/min；

式中 nhi—第i个掘进工作面同时工作的最多人数，个。

3．硐室实际需风量计算

机电硐室分配风量为200 m3/min；充电硐室分配风量为60 m3/min；井下爆破材料库取60m3/min。装设瓦斯检测报警自动断电仪，加强瓦斯监控保证安全生产。 则 ∑Q＝200+60+60＝320m3/min

4．其它巷道实际需风量计算

各类其他用风巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值。

(1)按瓦斯涌出量计算：

Qoi133QgoiKgoi1337.121.251183m3/min；

(2)按最低风速验算：

Qoi600.25Soi600.2511.8177 m3/min；

故取：Qoi=1183 m3/min；

60

矿井风速的验算：

1．采煤工作面风速验算

(1)按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量

Qwj600.258.5127.5m3/min

Qwj=1285>127.5m3/min； 满足要求。

(2)按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量

Qwi604Swi6048.52040 m3/min

Qwi =1285<2040m3/min； 满足要求。

2．掘进工作面风速验算

(1)按最小风速验算，各个煤巷或半煤巷掘进工作面的最小风量

Qhi600.25Shi600.258.5127.5m3/min

Qhi=1068>183 m3/min ；满足要求。

(2)按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量

Qhi604Shi6048.52040m3/min

Qhi=1068<2040m3/min；满足要求。

3．其它井巷风速验算

(1)其它井巷需风量 Qoi=1183 m3/min；满足要求。 (2)大巷风速验算 矿井总风量:

Q(QaQbQcQd)K(128510683201183)1024627.2m/min3

v

Q4627.23.03 m3/s； S152861

根据《规程》中要求，大巷中风速不能超过8 m/s,则符合要求。通过验算，各风速均满足要求。

表7-4 井下巷道的适宜风速表

序号 1 2 3 4 5 6 巷道名称 运输大巷、主石门、井底车场 回风大巷、回风石门、回风平硐 采区进风巷、进风上山 采区回风巷、回风上山 采区运输机巷、胶带输送机巷 采煤工作面 表7-5 井下巷道允许风速表

井巷名称 最低 无绳提升设备的风井和风硐 专为升降物料的井筒 风桥 升降人员和物料的井筒 主要进、回风巷 架线电机车巷道 运输机巷道、采区进、回风道 回采工作面、掘进机的煤巷和半煤岩巷 掘进中岩巷 其它行人巷道 － － － － － 1.0 0.25 0.25 0.15 0.15 允许风速(m/s) 最高 15 12 10 8 8 8 6 4 4 1 适宜风速 4.5～5.0 5.5～6.5 3.5～4.5 4.5～5.5 3.0～3.5 1.5～2.5 7.2.2 风量分配

按照风量分配原则及《煤矿安全规程》的各项规定本设计矿井的风量分配如下：

1．采煤工作面分配风量为1285 m3/min； 2．掘进工作面分配风量为1068 m3/min； 3．硐室分配风量为320m3/min；

62

4．其它井巷需风量为1183m3/min。

7.2.3 风量的调节方法与措施

1．局部风量调节

本设计矿井采用增阻法，调节风量。主要采用风窗调节方法。 2．矿井总风量调节

矿井总风量采用改变主扇的工作特性来改变。

起主要原理是改变主扇转速或改变主扇中叶片安装角的办法。

7.3 矿井通风阻力的计算

7.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通风阻力

1．摩擦阻力计算

结合矿井通风阻力的计算原则，摩擦阻力的计算如下：

h f ＝a×L×U×Q 2／S3 式中 hf— 井巷的磨擦阻力，Pa；

a — 磨擦阻力系数，s2/m4； L — 井巷的长度，m； U— 井巷的周边长，m； S— 井巷的净断面积，m2。 各段井巷的阻力计算结果见下表：容易时期最小通风阻力计算表 如表 7-6及困难时期最大通风阻力计算表 如表 7-7,图7-1通风网络图。

表 7-6 容易时期最小通风阻力计算表

序 号 1 2 巷道巷道名称 长度(m) 副井井筒 井底车场 300 1200 1000 净断面积（m2） 16.72 13.30 15.31 净周长（m） 20.41 10.82 14.78 63

风量(m3/s) 77.12 .12 58.85 通风阻 力系数(N·s2/m4) 0.0040 0.0058 0.0058 风速(m/s) 4.61 4.80 3.84 阻力 （Pa） 31.16 131.6 33.16 3 运输大巷

续表 7-6

4 5 6 8 9 采区石门 轨道上山 运输平巷 回风平巷 风井井筒 小计 合计 4 1050 1300 194 1300 75 15.31 9.45 11.8 10.5 11.8 8.1 14.78 12.4 14 11 14 9.1 58.85 46.96 41.77 25.93 41.77 77.12 0.0058 0.0046 0.0074 0.0350 0.0074 0.0040 3.84 4.97 3. 2.47 3.53 9.52 18.33 81.92 143.10 129.93 143.10 21.15 733.45 806.80 7 回采工作面 合计部分加了10%局部损失

图7-1通风网络图

1.副井 2.井底车场 3.运输大巷 4.采区车场 5.轨道上山 6.运输上山7.运输石门 8.工作面 9.掘进工作面 10.回风石门 11.掘进工作面 12.回风上山 13.风井出风口

表 7-7 困难时期最大通风阻力计算表

序 号 1 2 4 5 6 8 9 巷道巷道名称 副井井筒 井底车场 采区石门 轨道上山 运输平巷 回风平巷 风井井筒 小计 合计 长度(m) 300 1200 1400 4 1050 1600 194 1600 75 净断面积（m2） 16.72 13.30 15.31 15.31 9.45 11.8 8.5 11.8 8.1 净周长（m） 20.41 10.82 14.78 14.78 12.4 14 11 14 9.1 风量(m3/s) 77.12 .12 58.85 58.85 46.96 41.77 25.93 41.77 77.12 通风阻 力系数(N·s2/m4) 0.0040 0.0058 0.0058 0.0058 0.0046 0.0074 0.0350 0.0074 0.0040 风速(m/s) 4.61 4.80 3.84 3.84 4.97 3. 2.47 3.53 9.52 阻力 （Pa） 31.16 131.6 115.82 18.33 81.92 176.02 129.93 176.02 21.15 881.95 970.15 3 运输大巷 7 回采工作面 合计部分加了10%局部损失 7.3.2 矿井等积孔的计算

矿井通风总风阻计算公式：

R=hf/Q2

矿井通风等积孔计算公式：

A1.19 R式中：R——矿井风阻，NS2/m8；

hf—— 矿井总阻力，Pa； Q——矿井总风量，m3/s； A——矿井等积孔面积，m2。 容易时期总风阻为：

R=hf/Q2=0.136NS2/m8

总等积孔为：

65

A1.191.192

3.23m R0.136困难时期总风阻为：

R=hf/Q2 =0.163NS2/m8

总等积孔为：

1.191.1922.947m R0.163 矿井容易与困难时期等积孔详见表7-8。

A表7-8 矿井等积孔

等积孔/m2 矿井通风难易程度 容易 中等 困难 容易时期 3.23 表7-9 通风难易程度对照表 矿井总风阻 Rm/Ns2·m-8 ＜0.355 0.355～1.420 ＞1.420 等积孔 A/m2 ＞2 1～2 ＜1 困难时期 2.4947 7.4 通风设备的选择

7.4.1 主扇的选择计算

1．计算通风机的工作风量

QfKQm

K=(1.05～1.10) K为外部漏风系数

式中 Qf — 风机风量m3/min；

Qm — 矿井总需风量。

QfKQm1.138564241.6m3/min 3．选通风机

66

(1)求风机实际的工况点 离心式通风机的工作风阻

RtmaxhfmaxQ2f970.1528

NS/m0.16377.122QtminhfminQ2f806.8028

NS/m 0.136277.12

图 7-2 通风机特性曲线

(2)风机风压与风量的关系 容易时期：

hfsmin=RfsminQ2fmin=0.136Q2fmin

困难时期：

hfsmax=RfsmaxQ2fmax=0.163Q2fmax

根据通风机的Qf、hfsmin、hfsmax在通风机特性曲线上，选择FBCDZ-6-NO19A号风机基本可满足要求，在其风量坐标Qf=77.12m3/s，做Q轴垂线，在其风压坐标hfsmin=806.805Pa，hfsmax=970.15Pa，两个工况点均在合理范围内，故选

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FBCDZ-6-NO19A型风机。

表7-10 矿井主要通风机工况点

型号 时期 叶处安装角 容易 困难 30° 26° 转速/r•min-1 600 600 风压/Pa 870 1043.2 风量/m3•s-1 效率/% 80 80 0.70 0.75 输入功率/Kw 240 282 FBCDZ-6-NO19A 7.4.2 电动机的选择

根据电动机在困难时期和容易时期所需要的功率，及电工技术特征手册的

配套设备，选用JSH05-4型电动机两台，一台工作，一台备用。两时期均用最大功率1050kw，电压6kV。

7.4.3 反风措施

短路反风 通过开关风门来完成。全井反风 前者风门能够导致沼气积聚，后者可保证井下工作地点适当的风量。

7.5 矿井灾害预防措施

7.5.1 顶板安全技术措施

1.加强现场管理，确保工程质量。并严格禁止工作人员在机道上通行，负责跟班检查采面工程质量，出现质量问题及时监督整改；观察信号顶子及硬帮煤壁出现的来压预兆，提出初次来压及周期来压预报，并根据现场实际情况补充制定针对性安全技术措施；遇到险情及时组织作业人员撤出，确保初次放顶及周期来压期间安全生产。

7.5.2 瓦斯防治措施

1.设瓦斯、一氧自动报警断电仪；

2.每班设一名专职瓦检员，负责系统内瓦斯管理的检查监督工作；

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3.设专人负责电气设备的防暴检查和维修，严禁明火操作电气设备不准带电搬运检修电气设备；

4.严禁放明炮、糊炮及软帮放炮；

5.坚持向煤体打钻和高压注水，降低回采时煤尘生成量；

6.采煤机割煤时必须洒水消尘，当采煤机无水或水量不足时不准割煤； 7.回风平巷及运输平巷的洒水消尘工作设专人负责，每班冲刷巷道不少于三次，工作面各段支架的煤尘由各段段长负责清洗。

7.5.3 粉尘防治措施

1.首先必须建立严格完善的规章制度，严格按《煤矿安全规程》中的有关规定工作；

2.在有些地段采用水帘喷雾撒水散布岩粉及设置水棚等综合防尘措施,尤其在风速过大的地方,应采取严格的防尘措施；

3.在井下一定距离内应有完善的防尘撒水系统。

7.5.4 防灭火措施

1.系统内上下两巷自见煤点开始到工作面必须铺设供水管路系统，当系统内出现高温火点时能及时处理；

2.该面切眼、运输平巷、初期回风平巷贯通后，采煤队提前进入该工作面，在运输平巷、初期回风平巷抽顶处打钻注水，防止煤体产生高温；

3.通风区设消防火检员，每天对该区全面检查一次，特别对掘进施工的运输平巷、回风平巷抽顶处做重点检查，发现异常及时汇报。

7.5.5 防治水措施

1.与小井相接的地带应留设30m防水煤柱，积水区域下采煤时，应该先探后采；

2.主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理污水时，另一个水仓能正常使用，并能保证排水系统；

3.对突水严重区域，可以用注浆堵水法来堵水，并且井下应设置防水闸和防水门。

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7.6 矿井瓦斯抽采措施

1.建立瓦斯抽放系统的条件

当采用通风方法解决瓦斯问题不合理时，应考虑抽放瓦斯。建立抽放系统的矿井要同时具备下列三个条件：

（1）回采工作面绝对瓦斯涌出量大于5米3/分。 （2）矿井绝对瓦斯涌出量大于15米3/分。

（3）全矿井瓦斯总抽放量能长期稳定在5米3/分以上。

本矿井绝对瓦斯涌出量为33.6m³/min ，回采工作面绝对瓦斯涌出量大于5米3/分，具备上述三个条件。因此，为了保证安全生产必须采取瓦斯抽放措施。本设计矿井瓦斯抽放措施依据[1]《煤矿安全规程》。

2.瓦斯抽放的方法 (1)抽出瓦斯来源：①本煤层抽放瓦斯 (2)抽放与采掘的时间配合：①边采煤边抽放 (3)抽放工艺手段方法：①钻孔抽放瓦斯方法

鉴于本设计矿井瓦斯赋存情况，综合选用本煤层边采边用钻孔抽放瓦斯的方法。

3.瓦斯抽放钻孔的布置

按钻孔与煤层的关系分为穿层钻孔和沿层钻孔；按钻孔角度分为上向孔、下向孔和水平孔。

本设计矿井采用穿层上向钻孔。

穿层钻孔是在开采煤层的顶板岩巷（或煤巷），每隔30米左右打钻场。从钻场向煤层打3至5个穿透煤层的钻孔，封孔或将整个钻场封闭起来，装上抽瓦斯管并与抽放系统连接。

1、钻孔方向：上向孔，并且打到煤层顶板中

2、孔间距：预抽前应根据可能抽放的时间，通过试抽确定合理的孔间距，一般为30—50m。

3、钻孔直径：抽放瓦斯的钻孔直径为70—100mm。

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第8章 矿井主要技术经济指标表

具体见矿井主要技术经济指标表8-1。

表8-1 矿井主要技术经济指标表

序号 1 名称 矿井生产能力 年产量 日产量 2 3 4 5 工业储量 可采储量 矿井服务年限 煤的视密度 煤的用途 煤层情况 6 可采煤层 可采煤层总厚度 煤层平均倾角 走向长度 倾斜长度 井田面积 8 9 10 11 12 开拓方式 水平标高 采区数 工作面数 大巷运输方式 提升方式 主井 副井

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单位 Mt/a Mt/a t 储量 Mt Mt a t/m3 数值 1.5 1.5 4214 196. 130.80 62.29 1.4 火力发电和民用 层 m （°） 井田范围 km km km2 二水平立井开拓 m 达产时采区及工作面 个 个 3t底卸式矿车 一对16箕斗 1t双层4车罐笼 5 12.1 16 4.5 2.4 10.8 -100 -400 1 2 7

续表8-1

13 14 15 16 17 通风方式 回采工效 采煤工艺 设计采区号 设计采区采煤方法 工作面长度 18 采煤机械 截深 日进尺 19 20 21 采区个数 矿井工作制度 年工作天数 日工作班数 顶板管理方法 d 班 全部垮落法 m m 个 四六工作制 330 4 m MGT375/750 0.8 7.2 6 t/工 综采，一次采全高 西一采区 走向长壁后退式采煤法 工作面主要技术指标 194 分区式 63.6

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参考文献

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致 谢

本毕业设计是在我的指导教师张俊文老师的细心指导下完成的。在设计过程中每次遇到问题，老师不辞辛苦耐心的讲解才使得我的设计顺利进行，从设计开题到资料的搜集直至最后设计的修改整个过程中，花费了老师很多的宝贵时间和精力，在此向张俊文老师表示衷心地感谢！同时也在此感谢毕业设计中给与我帮助老师们，老师们严谨的治学态度，开拓进取的精神和高度的责任心都将使我受益终生！

在此还要感谢设计过程中和我一起探讨问题的几位同学，并指出我设计上的错误，使我能及时的发现问题并改正错误，没有你们的帮助我不能及时的结稿，在此表示深深的谢意。

历经将近五个月的时间，我终于完成了我的毕业设计。回想起这么长的经历，我感受到了繁忙，感受到了疲惫，与此同时，我感受到了充实与获得知识的喜悦。

通过这次系统的毕业设计，使得我对所学的专业知识有了一个较为系统的重温，同时也使得我对矿井全系统有了一个更全面的了解。

这次毕业设计的完成，也意味着我的大学生活即将结束。在我大学的学习中，我得到了许多老师的热心帮助和支持。从我的班主任老师到我的多个辅导员老师，他们都从不同的角度在关心着我。在这里我也向他们表示由衷的敬意。

最后，我要向百忙之中抽出时间对本设计进行审阅，评议和参与本人设计答辩的各位老师表示感谢。

祝愿我的母校更名成功，教学水平蒸蒸日上！

学生：赵东学 2012年6月1日

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