毕业设计（论文）：矿井通风系统

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第116页中国矿业大学2011届毕业设计目录1矿区概况及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1交通位置11.1.2地形、地貌11.1.3河流11.1.4气象与地震21.1.5矿区经济概况21.1.6水源及电源21.1.7环境状况21.1.8矿区总体规划及开发现状21.1.9现有煤炭运销和经济效益情况31.1.10其它地面建筑情况31.2井田地质特征31.2.1井田地质构造31.2.2水文地质31.3煤层及煤质51.3.1煤层51.3.2煤层顶、底板61.3.3煤质71.3.4瓦斯、煤尘爆炸及煤的自燃72井田境界和储量82.1井田境界及可采储量82.1.1井田境界82.1.2可采储量82.1.3工业储量计算82.1.4工作制度、设计生产能力及服务年限112.2井田开拓122.2.1井田开拓的基本问题122.2.2矿井基本巷道183采煤方法及带区巷道布置293.1煤层的地质特征293.1.1煤层顶、底板特征293.1.2煤层的瓦斯、水文地质特征303.2带区巷道布置及生产系统313.2.1带区巷道布置313.2.2带区生产系统323.2.3带区内巷道掘进方法343.2.4带区生产能力和采出率353.3采煤方法363.3.1采煤工艺方式363.3.2采煤工艺方式363.3.3工作面参数的确定393.3.4回采工作面破煤、装煤方式393.3.5回采工作面运煤方式、主要采煤机械选型413.3.6工作面支护方式及采空区处理43 第116页中国矿业大学2011届毕业设计3.3.7端头支护及超前支护方式453.3.8采煤工艺453.3.9劳动组织和循环作业图表463.3.10回采工作面吨煤成本483.3.11回采巷道布置504矿井通风514.1矿井通风系统选择514.2采区通风524.2.1采煤工作面通风类型的确定524.2.2通风构筑物544.3掘进通风544.3.1局部通风方法和布置方式544.3.2掘进工作面需风量554.4矿井所需风量564.4.1矿井所需总风量564.4.2风量分配584.5矿井通分阻力594.5.1矿井最大阻力路线604.5.2总风阻和等积孔计算654.6矿井主要通风机选型664.6.1自然风压664.6.2主要通风机分压、风量674.6.3电动机选型704.7矿井主要通风机选型704.7.1矿井反风措施及装置704.8概算矿井通风费用714.9安全灾害的预防措施724.9.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施724.9.2预防井下火灾的措施754.9.3防水措施764.9.4预防井下水灾的措施775.矿井安全技术措施795.1矿井安全技术概括795.1.1矿井瓦斯涌出概况795.2矿井火灾795.2.1煤矿自然发火概括795.2.2矿井自燃发火分析795.2.3预防性灌浆防灭火825.3事故预防及处理计划的编制89参考文献91专题部分92铁北矿矿井采空区火灾防治概述921．矿井自然发火分析922．矿井自然发火防治技术措施942.1防止煤炭自燃的开采技术措施942.2合理的通风系统95 第116页中国矿业大学2011届毕业设计2.3预防性灌浆952.4阻化剂防火962.5氮气防灭火技术962.6均压通风技术962.7新注砂防灭火技术972.8井下安全管理措施972.9其他技术措施973火灾监测技术973.1火灾信息探测方法和火灾探测器973.2火灾报警与联动控制系统：983.3束管监测系统：983.4计算机在防灭火中的应用994防灭火材料994.1灌浆防灭火材料994.2三相泡沫防灭火994.3新型凝胶防火1004.4注凝胶、注浆、注水防灭火的比较1005应用现状分析101英文原文102中文译文111致谢116 第116页中国矿业大学2011届毕业设计1矿区概况及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1交通位置扎赉诺尔矿务局铁北矿井，位于扎赉诺尔煤田的西北部。地理坐标：东经117。45，30：～46，40：；北纬49。26，15～27，30：。行政区局内蒙古自治区呼伦贝尔盟满洲里市扎赉诺尔区。西距满洲里市29KM，东距海拉尔市160KM，至哈尔滨市908KM。滨州铁路横贯井田南侧。矿区内设有专用铁路与滨洲线连接。至各旗（县）均有公路相通，交通方便。图1-1交通位置图1.1.2地形、地貌该区位于大兴安岭西坡之内蒙古高原，但区内地形平坦，一般标高在+544.30m～544.60m之间。东西面环山，多为15～30。左右的缓坡状丘陵。南北方向为平坦草原。1.1.3河流 第116页中国矿业大学2011届毕业设计煤田内水体颇多，木得那亚旧河床在煤层露头以外仅200～500m。井田南、西侧并流经井田之上的人工河（达赉湖浅水渠、即木得那亚河改道工程），南通达赉湖，北入海拉尔河，流经中苏边界，最后注入黑龙江。海拉尔河床平坦，汛期河水有时出槽，有时使工人河逆向流动。1.1.4气象与地震该区属大陆性气候，冬寒夏热，温差变化大，最低气温-42.7。C。最高气温37.4。C。结冰期长达7个月，冻结深度一般为2.5～3m。积雪厚度一般在5～12㎜。雨量多集中在六、七、八月份，年最大降雨量371.4㎜。一般为250～330㎜，年蒸发量1200～1500㎜，为降雨量的4.5倍。全年最大频率风向为西南风，一般风速为2～5m/s，最大为、20m/s，风力一般为2－3级，最大为8级。根据中国科学院出版刊物报导，本区为无震区。过去十多年只凭感觉发生过5次地震。1979年2月6日地震部门报导，在达赉湖地区发生过5.3级地震，震中在达赉湖西岸。最近呼盟地区地震局图件表明，本区为6度震区。1.1.5矿区经济概况该区以煤炭工业为主，无其他重要工业。矿区内除蔬菜种植外，多为草原畜牧业。矿区职工待业子弟较多，劳动力来源比较充裕。矿务局有砖瓦厂一处，年生产能力1000万块，基本满足矿区发展需要。另外扎赉诺尔矿区有煤矸石砖瓦厂一处，也可以为矿区所用。矿区周围多为火成岩无石场。1.1.6水源及电源矿区无论地表水，地下水均比较丰富，建设水源比较方便。矿区已建成达赉湖水源日产量13000吨供全矿区工、农业用水。主要电源为灵泉二电厂，发电机组能力为25000KW，基本满足矿区及呼盟地区用电电量。产品销售，主要为富拉尔基二电厂，灵泉二电厂，少量为地区所用。1.1.7环境状况本矿区位于呼伦贝尔大草原，地表呈丘陵构造，地形简单，地貌单元属冲击平原。境内水资源丰富，湖沼星罗棋布，地表水对污染物的稀释能力较强，环境容量很大。矿区原有自然景观为辽阔草原，植被在中国植被区划分中属于温带草原大兴安岭森林草原地带。由于人类活动及自然灾害的影响，草原植被已遭到破坏，局部出现了沙化迹象。矿区土壤以黑土为主，有机质氮、磷含量均较高，养分条件较好。矿区草甸土存在着不同程度的盐渍化现象。在已消失的湖泡区及蝶形低洼地，盐渍化较重，地表层有明显的灰白色的盐碱斑。1.1.8矿区总体规划及开发现状 第116页中国矿业大学2011届毕业设计根据国际、国内经济的发展趋势和我国煤炭行业发展现状，国家制定了稳定东部煤炭生产规模，巩固自给能力；加大中部煤炭开发强度，增加对东部的补给能力；适度加快西部煤炭资源开发，满足本地需要并开始形成对东部的补给能力的煤炭行业开发总体布局。根据这一总体布局，国家选择了13个煤炭资源条件好的区域，作为国家大型煤炭基地，蒙东地区就是其中之一。根据国家13个大型煤炭基地规划，扎赉诺尔矿区属蒙东(含东北)大型煤炭基地规划区，规划铁北矿井建设规模4.00～8.00Mt/a。井田内无矿井及小煤窑，相邻矿井有：西部为灵泉矿和灵北矿，北部为灵东矿，东部为规划的铁南立井，南部为铁北外围普查找煤区。灵泉矿生产能力为1.8Mt/a，灵东矿生产能力为5.0Mt/a，灵北矿生产能力为0.66Mt/a，灵北矿由于井田内可采煤量减少产量开始萎缩。1.1.9现有煤炭运销和经济效益情况扎煤公司现有3座矿井和1座露天矿，2004年核定能力为5.43Mt/a，2005年签订煤炭销售合同约7.00Mt，2005年核定能力为6.86Mt/a。截至2004年12月底，扎煤公司资产已达16.0亿元，净资产9.3亿元，销售收入4.3亿元。公司成立以来累计生产煤炭近300Mt，上缴税费10多亿元。矿区现有煤炭产量已供不应求,经济运行情况良好，财务状况良好。1.1.10其它地面建筑情况扎赉诺尔矿区是具有百年开发历史的老矿区，矿区行业门类齐全，建筑材料如水泥、预制构件、砖瓦等均能生产，部分建筑材料需就近外购,满足矿井建设的需要。1.2井田地质特征1.2.1井田地质构造本井田位于扎赉诺尔含煤盆地中部，为一宽缓不对称向斜构造，其轴向主要呈北20°东方向，北端向东偏转轴向25～30°，两翼地层倾角均较平缓，西翼略陡，一般3～5°，浅部有时可达7°，东翼略为平缓，一般2～3，浅部有时可达5°。本井构造另一特点是含煤地层不同层段沉积中心沿盆地轴向作有规律的侧向迁移。Ⅱ煤层群沉积中心在新开河以东Ⅲ-Ⅲ走向剖面一带；Ⅰ煤层群沉积中心在新开河以西Ⅱ-Ⅱ走向剖面附近。地层倾角由上至下由大变小，Ⅰ煤层群倾角为3～7°，Ⅱ煤层群倾角为2～5°。井田内断裂构造不发育，仅在东部边界附近27—28线、30线上见有一小型缓坡状平卧断层，区内长度约2km，该断层由90—118、90—109、90—120、90—110钻孔控制，富水性、导水性较差，断层较可靠。井田内未见岩浆岩活动。1.2.2水文地质 第116页中国矿业大学2011届毕业设计井田位于扎赉诺尔煤田地貌单元的中部低洼平坦地带，地下水流向受盆地地质构造、海拉尔河丰枯水位影响，呈北东—南西与煤层走向基本一致，顺层而流，丰水期向呼伦湖方向排泄，枯水期向额尔古纳河方向排泄。井田水文地质特征与一般煤田的水文地质特征不同，主要特点是煤层含水。煤层含水层是主要直接充水含水层和强导水层，煤层含水层是裂隙含水，煤层顶、底板岩层含水层是以裂隙含水层为主的弱含水层，甚至是隔水层，第四系砂砾含水层也是主要含水层和强导水层。第四系中粘土、亚粘土及砂层中的厚层淤泥可视为隔水层：分布于新开河西与原木得那亚河东岸，于第四系地质剖面3、4、5、Ⅱ、Ⅲ剖面，厚4～10m，于第四系第2地质剖面Q27孔见有4m厚的淤泥，但呈不连续状。粘土、亚粘土分布面积约占井田面积三分之一，但井田大部分面积仍为粉、细砂裸露区，大气降水可直接渗入补给，砂砾层中地下水仍起着连通作用。（1）含水层井田内含水层按时代划分为第四系、伊敏组和大磨拐河组三个大含水煤岩组，按空间由上而下划分为第四系砂砾含水层和煤层及其顶、底板粗、中砂岩含水层共5个含水层。（2）第四系砂砾含水层广泛分布于煤系地层之上，岩性为砂砾、粗砂，以砂砾为主，呈灰～灰绿色，分选差，砾石呈浑圆～次圆状，砾石直径一般5～20mm，最大达40mm。厚度2.50～13.30m，平均8.30m，一般在8.00～10.00m左右，经抽水试验其水文地质参数q为5.47～6.14L/s·m，K为59.64～70.86m/，T为733.42～744.18㎡/d，S为1.30×10-3～6.56×10-3，a为1.13×10-5～5.72×10-5㎡/d。其补给源为大气降水和春汛期冰雪融化地面积水之垂直渗透和丰水期新开河侧向补给，枯水期则侧向补给新开河。在砂砾含水层之上全区普遍发育一层灰色、分选均匀的粉、细砂，厚度为1.50～11.30m，一般在4.00～6.00m，发育比较稳定。水位埋深1.08m，经邻区抽水实验其水文地质参数q为0.91L/sm，K为12.06m/d，T为159.07㎡/d，S为0.11，a为1450.74㎡/d。水温0～4℃，水化学类型为HCO3～CL～Na～Mg水，地下水类型为承压水。Ⅱ煤层顶板粗砂岩含水层全区普遍发育，粗砂岩为泥质胶结，厚19.54～30.30m，水位埋深0.60m～21.79m，经邻区抽水试验其水文地质参数q为0.34～0.36L/sm，K为1.54～1.88m/d,T为24.14～36.64㎡/d，S为3.48×10-3～3.57×10-4，a为1.03～6.94×104。水化学类型为HCO3～CL～Na～Mg水，地下水类型为承压水。矿井涌水量（1）充水因素经对勘探获得资料及邻近生产矿井水文资料综合分析，区内地形平坦，地表径流差，大气降水及春汛期冰雪融化，易于积聚，区内地表水系发育，新开河纵贯全区，地下水与大气降水、地表水关系密切。第四系地层广泛覆盖于煤系地层之上，大气降水和地表水通过垂直渗透于第四系砂层，煤田西侧地形较高，分布面积广，煤系地层倾角平缓，煤层及各含水层露头接受大气降水和地表水的垂直、顺层补给和顺层排泄。井田内抽水钻孔和长期观测孔未曾封闭，将会导致各含水层的水进入巷道，增大矿井涌水量。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计从矿井水文地质资料分析和井田区抽水试验资料分析，随降深增加和时间的增长，单位涌水量减小。随开采面积的增加，增大或减小关系不明显。（2）矿井涌水量根据井田水文地质条件、充水因素及邻近生产矿井的水文资料，经扎煤公司采用比拟法预计，一水平矿井正常涌水量为500m³/h，最大涌水量为900m³/h；二水平矿井正常涌水量为230m³/h，最大涌水量为300m³/h。1.3煤层及煤质1.3.1煤层井田内有Ⅰ、Ⅱ、共2个煤层群，属于本井开采的是Ⅱ煤层。根据地质报告批复，Ⅰ煤层群水文地质条件复杂，如果开采Ⅰ1和Ⅰ2煤，冒落带高度将波及到第四系含水砂层，存在突水可能；其他煤层属不可采煤层。Ⅱ1煤：全区发育，是本井主要可采煤层。煤层变化规律是沿走向一般北翼厚、南翼薄，沿倾向西翼厚、东翼薄，两翼由浅至深煤层厚度增大。在27—28线以北煤层结构较简单、煤层稳定，多为单层或一层夹矸；接近27—28线时个别点夹矸2～3层；以南结构复杂、急剧分岔变薄，分岔最大间距达32.39m，一般夹矸3～5层，局部8层，属较稳定～不稳定。夹矸岩性为泥岩、粉砂岩、中、粗粒砂岩。Ⅱ2煤：Ⅱ2煤全区发育，是本井最主要可采煤层，煤层变化规律是北翼厚、南翼薄，沿倾向西翼厚、东翼薄，两翼向盆地中心由薄逐渐增厚，在向斜轴以西分岔前煤层最厚。在31线以北沿走向由南至北厚度一般20.00～26.00m，厚度变化较小，仅西北边缘略薄，一般在18.00～19.00m；在31线以南因分岔厚度变薄，一般14.00m左右，南部边缘90—26孔煤厚仅10.92m。煤层结构简单，夹矸0～1层，局部2～3层，夹矸多位于煤层顶部或下部，厚度一般小于0.50m，夹矸为泥岩或炭质泥岩。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图1-2铁北矿综合柱状图1.3.2煤层顶、底板经对井田内可采煤层顶板30m，底板30m的岩性进行采样分析，岩性由泥岩、粉砂岩及粗中砂岩组成，以粗、中砂岩为多，泥质胶结，粗、中砂岩松散、抗压强度低。泥岩、粉砂岩、细砂岩有随深度增加，抗压强度增高的规律。而粗、中砂岩的抗压强度没有明显变化。一般规律是煤层的抗压强度普遍较高，岩石抗压强度较低，岩石随粒度变粗而抗压强度变低。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计1.3.3煤质（1）煤类及其分布规律Ⅱ煤是本井主要可采煤层，以褐煤为主，长焰煤次之。（2）本区煤呈黑褐色，条痕褐色，弱沥青光泽，断口多呈平坦状、贝壳状及参差状，性脆易碎，易风化，可见龟裂现象。见有不发育的内生裂隙。煤的结构常以条带状为主，线理状、透镜状次之。煤的构造多为水平层理；煤的硬度系数为2.5，长焰煤视密度为1.25～1.33g/cm³，平均为1.29g/cm³。真密度为1.47～1.62g/cm³，平均为1.53g/cm³。褐煤视密度为1.28～1.37g/cm³，平均为1.31g/cm³。真密度为1.54～1.63g/cm³，平均为1.58g/cm³。（3）褐煤的化学性质①煤的水分（Mad）：一般在6.90%～12.29%之间，平均为10.17%。②煤的灰分（Ad）：一般在6.38%～24.04%之间，平均为14.23%。Ⅱ1煤为中灰煤。③挥发分（Vdaf）：一般在39.71%～45.01%之间，平均为42.52%。④全硫（St,d）：一般在0.24%～0.61%之间，平均为0.39%。属特低硫煤。⑤磷分(Pd):一般在0.004%～0.026%之间,平均为0.013%。Ⅱ1煤属中磷煤。⑥粘结指数（GRI）：均为0。⑦透光率（PM）：一般在23%～45%之间，平均为33%。⑧发热量（Qb,ad）：一般在19.65MJ/Kg～23.96MJ/Kg之间，平均为21.72MJ/Kg。⑨恒湿无灰基高位发热量（QGW-A.GN）：一般在21.49MJ/Kg～22.60MJ/Kg之间，平均为22.12MJ/Kg。（4）长焰煤的化学性质①煤的水分（Mad）：一般在5.20%～9.06%之间，平均为7.19%。②煤的灰分（Ad）：一般在9.18%～22.40%之间，平均为14.20%。Ⅱ31+2、Ⅱ3煤为低灰煤。③挥发分（Vdaf）：一般在40.94%～45.71%之间，平均为41.91%。④全硫（St,d）：一般在0.14%～0.47%之间，平均为0.32%。属特低硫煤。⑤磷分（Pd）：一般在0.007%～0.065%之间，平均为0.02%。属低磷煤。⑥粘结指数（GRI）：最小为0，最大为3，一般多为0。⑦透光率（PM）：一般在54%～68%之间，平均为62%。⑧发热量（Qb,ad）：一般在23.19MJ/Kg～24.96MJ/Kg之间，平均为24.32MJ/Kg。⑨恒湿无灰基高位发热量（QGW-A.GN）：一般在23.38MJ/Kg～26.15MJ/Kg之间，平均为24.63MJ/Kg。1.3.4瓦斯、煤尘爆炸及煤的自燃（1）瓦斯与本矿井邻近生产井均为低瓦斯矿井。本井勘探阶段采集了6个孔13个瓦斯测试结果，根据井筒检查钻瓦斯鉴定资料，L3孔Ⅱ煤瓦斯含量总计为0.53ml/g。因此，本井按低瓦斯矿井设计。（2）煤尘 第116页中国矿业大学2011届毕业设计根据褐煤层、长焰煤层的煤尘爆炸测试结果，均有爆炸性。与本井邻近生产矿井爆炸指数为42.9%，具有爆炸危险性。因此，本井煤尘有爆炸危险性。（3）煤的自燃Ⅱ煤属容易自燃煤层，根据井田内着火点的测试结果，Ⅱ煤层小于305°C。故本井Ⅱ煤属容易自燃，自燃发火期为1～6个月。（4）地温本井无地温危害。2井田境界和储量2.1井田境界及可采储量2.1.1井田境界表2-1井田境界拐点坐标表拐点号国家坐标(3°)国家坐标(6°)经距（Y）纬距（X）经距(Y)纬距(X)1′39553802.0005470823.00020553802.0005470823.0002′39555145.0005477995.00020555145.0005477995.0003′39555556.0005478600.00020555556.0005478600.000A39556800.0005477535.00020556800.0005477535.000B39556918.0005477621.00020556918.0005477621.000439558900.0005475950.00020558900.0005475950.000539557177.0005469762.00020557177.0005469762.0002.1.2可采储量本区地质构造简单，厚煤层大部分属于稳定型，局部为较稳定型，因此，基本勘探类型为一类一型是合理的。本井地质勘探基本勘探网度为1000×1000m；煤质勘探网度为500～1000×500～1000m；水文地质中第四系网度为1500×1500m主线加密一倍。根据本区构造和煤层特点，勘探网度比较合理。2.1.3工业储量计算（1）经济可采储量范围 第116页中国矿业大学2011届毕业设计根据国土部国土资储备字[2006]13号“关于《内蒙古自治区满洲里市扎赉诺尔煤田铁北煤矿资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明”，批准的铁北矿井资源储量为1231.59Mt，由I煤组和Ⅱ煤组组成。其中331级储量为913.30Mt，332级储量为518.29Mt。I煤组埋藏浅，风化裂隙发育，煤层厚度一般2～3m，顶底板岩层松软，顶底板难于管理，且I煤组上部无完整的隔水层。如果开采Ⅰ煤层群，冒落带和裂隙带高度将波及到第四系含水砂层，存在突水可能，鉴于Ⅰ煤层群水文地质条件复杂，地质报告批复提出Ⅰ煤层群暂不开采，储量划为暂不能利用储量。经分析，设计同意地质报告批复，故将I煤组划为暂不开采煤层，储量列为非经济可采储量。需说明的是：I、Ⅱ煤组平均距离为209.93m，I煤组位于Ⅱ煤开采后的弯曲下沉带，I煤组破坏程度较小，存在回采可能，因此，建议在水文地质条件等影响因素满足回采要求的情况下，可考虑在回采Ⅱ煤后，再回采I煤组。综合分析，确定Ⅱ煤层为本井的可采煤层，储量列为经济可采储量。（2）煤炭资源量估算指标煤层最低可采厚度采用：褐煤≥1.50m，长焰煤≥0.80m，硫分<3%，灰分<40%。（3）矿井资源储量计算1、矿井地质资源量批准的铁北井地质资源储量为1331.59Mt，包括Ⅰ煤组的Ⅰ1、Ⅰ2、Ⅰ3煤层和Ⅱ煤层。Ⅰ煤组煤种均为褐煤，资源储量149.23Mt，其中Ⅰ1资源储量33.31Mt；Ⅰ2资源储量75.22Mt；Ⅰ3资源储量40.70Mt。Ⅱ煤组煤种有褐煤、长焰煤，资源储量1082.36Mt，其中褐煤资源储量927.00Mt，长焰煤资源储量155.36Mt。参与矿井工业资源储量计算的煤层为Ⅱ煤层，经计算，工业资源储量。本矿区属于缓倾斜煤层，对于缓倾斜煤层：ZG=S×M×D（2-1）公式中：ZG—————工业储量，Mt；S———井田面积，k㎡；；M———煤层厚度，m；D———煤的容量，取1.4t/m³2、依据上述公式计算结果如下：Ⅱ1煤层工业储量：ZG1=27.80×15×1.4=583.8(Mt)Ⅱ2煤层工业储量：ZG2=27.80×12.81×1.4=498.56(Mt)矿井工业储量：ZG=ZG1+ZG2=583.8+498.56=1082.36(Mt)矿井设计资源储量=矿井工业资源储量-永久煤柱损失。井田境界煤柱损失量计算边界煤柱损失量 第116页中国矿业大学2011届毕业设计(2-2)式中：――边界煤柱损失量；――边界长度，为边界煤柱周长；――边界宽度，30m；――煤层厚度，12.81m；――煤的容重，1.40t/m³。经计算边界煤柱损失量=207.12Mt经计算，矿井设计资源储量为=1082.36-207.12=875.24（Mt）矿井永久保护煤柱损失量(1)工业场地煤柱根据扎煤公司提供的资料，新生界第四系地层岩层移动角45°，侏罗系地层岩层移动角70°。(2-3)式中：――边界煤柱损失量，；――工业广场面积，；――煤层厚度，；――煤的容重，1.40。经计算工业场地煤柱量为39.01Mt。(2)主要大巷煤柱根据扎煤公司生产矿井实际情况及开拓部署，主要大巷煤柱留60m煤柱，煤柱量为31.46Mt。(3)道路等煤柱河道煤柱国铁滨州线、新开河镇和301国道均位于井田北部边界，彼此相连，煤柱统一考虑，在计算边境煤柱损失之内(4)带区境界煤柱带区境界线两侧各留20m煤柱，其煤柱量为3.77Mt。(5)开采损失Ⅱ号煤层属厚煤层，设计取带区回采率取0.75，带区回采损失217.97Mt。矿井可采储量井田的可采储量Zk按下式计算：Zk=(Zg-P)×C(2-4)式中：Zg——矿井工业储量，Mt;Zk——矿井可采储量，Mt;P——各种永久煤柱的储量之和，Mt;P=207.12+39.01+129.12+3.77+31.46=410.48（Mt)C——带区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80；薄煤层不低于0.85；本矿取0.75。Zk=（1082.36-410.48）×0.75=503.91(Mt) 第116页中国矿业大学2011届毕业设计由此可得本矿井可采储量为5.0391亿吨。2.1.4工作制度、设计生产能力及服务年限1.工作制度矿井设计年工作日330d。每天四班作业，其中三班生产，一班准备及检修。每天净提升时间按16h。矿井设计生产能力及服务年限确定依据根据可采储量、煤层开采技术条件、技术装备标准、经济效益及煤炭市场需求等影响因素，综合分析，设计提出了4.00Mt/a、7.00Mt/a和9.00Mt/a三个方案，推荐设计生产能力为4.00Mt/a，理由如下：(1)储量分析全井可采储量为503.91Mt，分别按4.00Mt/a、7.00Mt/a、9.00Mt/a井型计算，储量备用系数取1.3计算，服务年限分别为96.7a、62.9a及50.3a，只有4.00Mt/a规模能够满足《煤炭工业矿井设计规范》要求。(2)开采技术条件本井煤层厚，赋存稳定，倾角平缓，一般3～5°，瓦斯含量低，构造简单；煤层富水性强、导水性较差，水文地质条件较简单；虽煤层顶底板为软岩，但煤层厚，一般15～26m，煤层相对于岩层抗压强度较大；根据邻近生产矿井实践经验，将井底车场及硐室、主要巷道布置在煤层里，采用锚喷(加锚索加钢筋梁)支护能够满足要求。因此，本井开采技术条件均符合三种规模的要求。(3)矿井经济效益矿井生产高度集中化、大型化是煤矿生产发展的趋势。2003年兖州矿区6个特级高产高效矿井生产原煤39.12Mt，平均年产达到6.52Mt。神华集团主力生产矿井单井年产量已超过10.00Mt，取得了显著的经济效益，充分显示了特大型矿井的规模效益。因此，矿井规模越大，成本越低，经济效益越好。(4)煤炭市场需求扎煤公司2004年生产煤炭4.25Mt，2005年已签订煤炭销售合同约7.00Mt。根据规划，矿区将建设大型电厂和煤化工项目，矿区现有煤矿的煤炭产量已无法满足市场需求。因此，急需新建大型矿井，以满足煤炭市场需求。根据规划，电厂最终规模为4×600MW，每年需煤炭10.00Mt，考虑到扎煤公司现有的煤炭产量和外销煤量，本井设计规模不应小于4.00Mt/a。(5)符合蒙东大型煤炭基地规划及矿区总体规划要求根据蒙东大型煤炭基地规划，扎赉诺尔矿区到2012年最终规划规模10.00Mt/a，其中灵东矿井规划规模为4.00～8.00Mt/a；原国家计委以计交能[1998]302号文批准的扎赉诺尔矿区总体规划中，拟建铁北矿井规模为4.00Mt/a。同时内蒙古自治区发展和改革委员会编制的《内蒙古煤炭工业发展规划》，拟建铁北矿井规模为4.00Mt/a。(6)工作面单产综放工作面单产主要取决于顶煤的冒放率。本井初期开采的Ⅱ2煤厚3.63～19.38m，平均 第116页中国矿业大学2011届毕业设计14.43m，节理裂隙发育。根据扎煤公司生产实践，Ⅱ煤节理裂隙发育，顶板松软，采用综放开采，周期来压步距小，放煤均匀，无大块，不需采取特殊措施。应当指出，如果本地市场需求有较大增加时，可对矿井进行适当改扩建，以满足市场需求，提高矿井经济效益。2.矿井服务年限及水平服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为：（2-5）式中:T——矿井服务年限，a；Zk——矿井可采储量，Mt；A——设计生产能力，Mt；K——矿井储量备用系数，取1.3则，矿井服务年限为：T=503/(4×1.3)=96.7a其中一水平可采储量222.88Mt，二水平可采储量281.03Mt，储量备用系数取1.3。一水平服务年限42.9a，二水平服务年限53.8a，符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。2.2井田开拓2.2.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。(1)确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；(2)合理确定开采水平的数目和位置；(3)布置大巷及井底车场；(4)确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；(5)进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；(6)合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：(1)贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。(2)合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计(3)合理开发国家资源，减少煤炭损失。(4)必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。(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、综掘机械化、自动化创造条件。(6)根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。1.确定井筒形式、数目、位置井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本井田煤层被第四系所覆盖，埋藏较深，特别是开采的主要对象Ⅱ煤埋藏深度400m左右，Ⅱ煤埋藏深度500m左右，第四系冲积层厚约23m，含水丰富。如采用斜立开拓，即主井为带式输送机斜井，主斜井斜长为(倾角16°)1560m，穿过第四系冲积层斜长110m，穿过I1煤层顶板粗砂岩含水层及I1～I3煤层间中、粗砂岩含水层厚度190m，斜长689.0m，井筒工程量大，施工难度大。2.井筒位置的确定根据煤层赋存特点、铁路接轨及供电电源位置、初期带区位置等因素，设计考虑了三个井口位置方案。（1）煤层和水文条件对开拓的影响本井田地表高程在+545～+550m之间，煤层赋存高程在+230～+50m，埋藏深度为315～490m，属近水平煤层。对矿井开拓影响较小。第四系厚度约12～27m，第四系砂砾含水层位于其中，广泛分布于煤系地层之上，岩性为砂砾、粗砂，以砂砾为主，厚度一般在8.00～10.00m左右。经抽水试验其水文地质参数q为5.47～6.14L/s·m，K为59.64～70.86m/d，T为733.42～744.18㎡/d，S为1.30×10-3～6.56×10-3，a为1.13×10-5～5.72×10-5 第116页中国矿业大学2011届毕业设计㎡/d，属丰富含水层。在砂砾含水层之上有一层灰色、分选均匀的粉、细砂，全区普遍发育，厚度为1.50～11.30m，一般在4.00～6.00m，发育比较稳定。水位埋深1.08m，经邻区抽水实验其水文地质参数q为0.91L/sm,K为12.06m/d,T为159.07㎡/d，S为0.11,a为1450.74㎡/d。水温0～4℃，水化学类型为HCO3～CL～Na～Mg水，地下水类型为承压水。Ⅰ1煤顶板粗砂岩含水层，Ⅰ1-Ⅰ3煤及煤层间粗、中砂岩含水层，Ⅱ煤层顶板粗砂岩含水层，煤及煤层间粗、中砂岩含水层均属中等含水层，其中：Ⅰ1煤～Ⅰ3煤水文地质类型为一类三型，水文地质条件复杂；Ⅱ煤水文地质类型为一类二型，其水文地质条件中等。因此，在井筒施工经过第四系砂砾含水层段和其它含水层时，均受水害威胁。巷道掘进和工作面回采时受Ⅱ煤层间粗、中砂岩含水层影响。（2）开拓方式方案比较方案说明借鉴我国现有高产高效矿井及国外生产矿井的经验，结合本井田地形地貌、煤层赋存等情况特提出以下三种开拓方案：方案一双立井单水平上、下山开拓；方案二双斜井单水平上、下山开拓；方案三主斜副立单水平上、下山开拓。表2-2建井工程量工期项目(m)方案1(m)方案2(m)方案3(m)初期主井355.2+2013071307副井346.5+51121346.5+5井底车场及硐室10008001000后期主井延伸89+20613613副井103.6+5547103.6+5 第116页中国矿业大学2011届毕业设计井底车场及硐室10008001000 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图2-1开拓方案比较图表2-2建井工程费用方案项目单价/元.m-1方案1方案2方案3立井斜井工程量/m费用/万元工程量/m费用/万元工程量/m费用/万元前期主井井筒8283378637531113074951307495副井井筒828341363522911121464352291井底车场及硐室1622144510001628001161000162小计　764　1074　948后期主井延伸9002378610998613232613232副井延伸90024136108.598547226108.598井底车场及硐室1622144610001628001161000162小计　　358　574　492合计112216481440表2-3运输费比较表方案名称系数运量(万t)运程(m)单价(元/t)费用(万元)立井副井方案一井筒提升一水平1.27278355.20.772389二水平1.214285890.751144大巷运输一水平1.27278265.80.21486二水平1.214285265.80.21954小计4973方案二井筒提升一水平1.2727813070.283179二水平1.2142856130.262674大巷运输一水平1.27278265.80.21486二水平1.214285265.80.21954小计7279方案三井筒提升一水平1.2727813070.283179二水平1.2142856130.262674大巷运输一水平1.27278265.80.21486二水平1.214285265.80.21954 第116页中国矿业大学2011届毕业设计小计7279表2-4排水费比较表项目基建费运输费排水费合计百分比方案一1122497315227617100%方案二16487279152210449137%方案三14407279152210241134%表2-5方案费用汇总表项目基建费运输费排水费合计百分比方案一1122497315227617100%方案二16487279152210449137%方案三14407279152210241134%在上述经济比较中需要说明以下几点：（1）方案1、方案2和方案3中带区划分方案及带区巷道布置形式相同，开采方式也相同。（2）大巷和带区的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算。从以上技术经济比较结果可以看出：方案二比方案一的费用多出37%，超过了10%，方案三比方案一的费用多出34%，超过了10%，故方案一为最优方案，即该矿井设计选用双立井单水平上下山开采的开拓方案。上山阶段，从+545m～+460m，阶段斜长2030m，下山阶段，从+545m～+475m，阶段斜长1810m。3.业场地的位置、形式和面积工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中央。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为，形状为矩形，长边垂直于井田走向。4.开采水平确定根据煤层赋存条件和可采储量分布情况，设计推荐二个水平，即Ⅱ1煤设为一水平，水平高程为+195m，主水平大巷沿Ⅱ1布置，设辅助水平，开采Ⅱ1,Ⅱ2煤设为二水平，水平高程为+70m，大巷沿Ⅱ2煤布置，开采Ⅱ2煤层，主要理由如下：(1)井田构造形态为一个宽缓向斜，向斜轴位于井田倾向的中部，煤层倾角一般3～5°，Ⅱ1煤与Ⅱ2煤层间距一般90～130m，层间岩层松软，如采用单水平开拓，层间需采用斜巷联络，不仅运输、通风、行人不便，环节多，且软岩巷道工程量大，维护费用高。(2)Ⅱ1煤和Ⅱ2 第116页中国矿业大学2011届毕业设计煤厚均为特厚煤层，且储量丰富，划分二个水平时，一、二水平服务年限分别为42.9a和53.8a，满足规范要求。(3)由于煤层倾角缓，设计将分水平布置的三条大巷(带式输送机、轨道运输、回风)全部设在主要可采煤层内，煤炭运输采用1.6m宽带式输送机运输，辅助运输采用无级绳连续牵引车牵引矿车或平板车运输，适应近水平煤层巷道运输，岩巷工程量小，巷道维护费用低。(4)由于井底落平点处Ⅱ1煤底板高程为＋192m，煤厚16.74m；Ⅱ2煤底板高程65.00m；煤厚26.08m。为使初期投产水平(一水平)简化环节，并可兼顾二水平，设计初期采用下部装载方式，既一、二水平井底装载高程均设在Ⅱ1煤内。辅助运输及回风大巷分水平(煤层)设置。为使井底车场及硐室尽可能布置在煤层内，并可方便分层回采巷道布置，设计将一水平设在+195m，井底车场及大巷基本在Ⅱ1煤层内；二水平设在+70m，井底车场、硐室、大巷可全部布置在Ⅱ2煤层内。(五)矿井采用中央并列抽出式通风系统，即副井入风，中央风井回风。当开采二水平时，副井和中央风井延伸，仍作为进风井和回风井，后期不需新凿回风井。5.主要开拓巷道根据井田构造形态、煤层赋存情况、井口位置选择、主运输方式、辅助运输方式和工作面回采方向等因素综合考虑，如果大巷沿煤层走向布置，采煤工作面需俯斜开采，工作面涌水将紧随工作面，工作环境差，工作面设备始终位于水中，影响设备性能和产量，综合分析，设计采用大巷沿煤层倾斜布置，其优点是工作面推进长度长；搬家次数少；走向长壁开采，便于井下排水、通风、运输和行人。因此，一、二水平运输、轨道和回风大巷均沿煤层倾斜布置，为避免联络巷道交叉，平面上回风大巷、带式输送机和轨道运输大巷间距为60m；立面上轨道巷和带式输送机巷沿煤层底板(留1m煤皮)布置，回风巷沿煤层顶板（留1m煤皮）布置开采顺序本着“先浅后深、先易后难、优劣配产”的原则。在同一煤层内中，矿井初期先投产距工业场地最近、勘探程度最高、煤层最厚、赋存条件最好的西带区，由近及远逐渐接续工作面；层间原则上采用下行、扒皮、分层开采顺序。2.2.2矿井基本巷道1.井筒的用途位置及装备根据开拓部署，矿井移交生产时建成三条井筒，分别为主井、副井和中央风井。主井井筒净直径7.0m，井筒内布置一对40t箕斗，担负全矿井煤炭提升任务。井筒内装备整体轧制方形罐道、罐道梁，罐道梁采用树脂锚杆、金属托架固定。断面见图2-2-2。副井井筒净直径7.5m，井筒内布置单层双车一宽一窄一对罐笼,担负人员、材料、设备、矸石等提升任务，同时作为入风井。井筒内装备整体轧制方形罐道，罐道采用树脂锚杆、金属托架固定。井筒内设有梯子间，作为矿井安全出口。还布置排水、消防、洒水管路,以及动力、通讯、信号等电缆。断面见图2－3。中央风井井筒净直径6.0m，担负全矿井的回风任务。井筒内设有玻璃钢梯子间，作为矿井安全出口，还设有防火注砂管路。断面见图2－4。井筒结构 第116页中国矿业大学2011届毕业设计（一）施工方法图2－2主井井筒平面图 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图2－3副井井筒平面图 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图2－4中央风井井筒井田内第四系地层广范分布，不整合覆盖于煤系地层之上,由一些未胶结松散沉积物所组成。上部为风积砂、亚粘土及腐植土组成。下部为冲积相砂、砂砾、粘土及亚粘土组成。地层厚度21.5m；下部为中生界侏罗系扎赉诺尔群伊敏组，该组为扎赉诺尔煤田主要含煤地层，按其地层层位、岩性组合及含煤性,可分为三段。其中上部含煤段以浅灰色粉砂岩及中、细粒砂岩为主，夹砂砾及泥岩薄层,局部段粗砂岩较厚,含Ⅰ煤层群,与下伏地层泥岩段为不整合接触；中部砂泥岩段以粉砂岩、泥岩及砂岩为主；下部含煤段以细砂岩、粉砂岩为主，局部夹中粗砂岩、砂砾岩和泥岩。根据《铁北煤矿井筒检查孔勘探报告》提供的资料,井筒穿越含水层由上而下有第四系砂砾含水层和煤层及其顶、底板粗、中砂岩含水层共5个含水层。现分述如下：（1）第四系粉砂及砂砾含水层第四系粉砂及砂砾含水层，广泛分布于煤系地层之上，组成岩性为砂砾、粉砂，以砂砾为主。砂砾呈灰～灰黄色，分选差，砾石呈浑园—次园状，砾石最大直径2.0cm，其余均在0.5cm。含水层厚度18.6m，静止水位埋深2.9m，经抽水试验其水文地质参数q=5.468～6.141L／s·m，k=6.025～7.575m/d；地下水化学类型为HCO3－Ｃ1－Ca－Na水，地下水类型为潜水。其补给源为大气降水和春汛期冰雪融化地面积水之垂直渗透和丰水期新开河侧向补给，枯水期则侧向补给新开河。在砂砾层之上发育一层灰白色或灰黄色，分选均匀的细砂，其厚度为11.50m，发育比较稳定；表土厚0.3m。（2）煤系含水层包括伊敏组的Ⅰ、Ⅱ煤组的煤及其顶、底板粗、中砂岩。由于井田区位于扎赉诺尔向斜盆地的中心，煤田西侧中、低山丘陵分布，大气降水和春汛期冰雪融化水，通过煤层及各含水层露头垂直渗透顺层补给，补给源水头高且压力较大，含水层顶、底板具有较好隔水性能的隔水层存在，以顺层补给顺层排泄为主。（3）1煤及其顶板粗、中砂岩含水岩组该含水岩组的含水层埋于地下，以粗、中砂岩含水层为主，埋于地下42.88～52.34m范围内。煤层裂隙发育，中砂岩厚度5.75m，粗砂岩厚3.47m。该含水段经L1孔抽水试验，静止水位埋深3.90m；q=0.143～3.266L／s·m；Ｋ=1.542～3.107m／d；水化学类型为HCO３-Ｎa水，地下水类型为承压水。（4）Ⅰ3、Ⅰ2煤、Ⅰ3、Ⅰ1煤层间粗、细砂岩和Ⅰ3煤底板粗砂岩含水岩组（Ⅲ含）全区普遍发育，含水岩组岩性为粗砂岩和细砂岩，泥质胶结松散，总厚度42.78m。埋深64.19～68.11m、73.84～74.84m、101.28～102.48m为细砂岩；埋深73.84～77.64m、102.48～120m、125.62～139.8m为粗砂岩。单层厚度1～18m。水位埋深3.55m，经抽水试验其水文地质参数q=0.342～0.356L/s·m；Ｋ=6.734～9.716m/d；水化学类型为HCO３-Ｎ 第116页中国矿业大学2011届毕业设计a-Ca水,地下水类型为承压水。（5）Ⅱ煤及其顶板中砂岩、中粗砂岩、细砂岩含水岩组（Ⅱ含）全区普遍发育，细、中砂岩为泥质胶结，比校松散，含有较丰富的地下水。含水层总厚度为23.01m。埋深170.07～174.72m、204.34～206.34m、263.03～266.1m为中砂岩;埋深246.83～250.33m、255.91～263.03m为细砂岩。单层厚度2～7m。水位埋深5m，经抽水试验其水文地质参数q=0.007～0.45L/s·m；Ｋ=1.937～5.99m/d；水化学类型为HCO３-Ｎa-Ｃa水，地下水类型为承压水。水温5.5℃。（6）Ⅱ煤顶板粗砂岩含水岩组（Ⅰ含）该含水层发育比较稳定，粗砂岩泥质胶结，比较松散，比较富水。其厚度28.04m。静水位埋深24.5m，埋深于428.94～456.98m。抽水试验其水文地质参数q=0.0006～0.086L/s·m；Ｋ=0.186～0.247m/d,水化学类型HCO3-Na-Ca型，地下水类型为承压水。考虑到井田内第四系地层较薄，上部由松散沉积物组成，下部由冲积相砂、砂砾、粘土及亚粘土组成，土、砂层抗压强度较低；井筒深度456.98ｍ以上基本处在含水层中，并且岩石强度较低。为防止井筒在施工中出现溃砂淹井事故，为此设计提出采用沉井法、预注浆法及冻结法施工井筒三个方案。沉井法虽然具有施工简单，但是大直径深井井筒偏斜问题较难解决；冻结法施工比较安全可靠，并且广泛用于含水地层的井筒施工，缺点是冻结费用高、准备工期长；注浆法施工井筒具有施工简单、工期短等优点，缺点是该井需穿越含水地层的岩性多为泥岩和砂岩互层，一旦出现封水不严、注浆效果达不到要求等问题，将直接施工安全和建设工期，此时再采取其它施工措施，将增加费用。综合分析,设计确定采用冻结法施工主井、副井和中央风井井筒。（二）井壁结构形式根据井筒检查钻，经分析，确定主井、副井和中央风井采用全井冻结法施工,双层井壁钢筋混凝土砌碹复合支护。井筒特征见2-6表。表2-6井筒特征表井筒名称主井副井中央风井井口坐标（m）纬距（X）5473680.5135473830.4225473667.401经距（Y）20555735.50120555708.53220555681.159井口高程（m）＋546.900＋546.900＋546.900提升方位角（°）193°00′00″283°00′00″193°00′00″井筒倾角（°）909090水平高程（m）第一水平＋200.00＋195.00＋205.00最终水平＋70.00＋80.00井筒深度（m）第一水平468.90391.90341.90最终水平516.90466.90井筒直径净7.07.56.0 第116页中国矿业大学2011届毕业设计（m）掘进8.0/8.7/9.19.2/9.97.5/8.0井筒断面（㎡）净33.244.228.3掘进50.2/59.4/65.066.4/76.944.2/50.2井筒支护材料钢筋混凝土钢筋混凝土钢筋混凝土厚度(mm)750/1100/1300850/1200750/1000井筒装备金属托架、冷轧方形罐道、罐道梁金属托架、冷轧方形罐道，设置梯子间、休息点和管子间，敷设各种电缆玻璃钢梯子间2.井底车场（1）井底车场形式的选定根据开拓方式确定的主、副井井口位置、大巷位置以及地面生产系统布置等因素，综合分析确定车场形式为：东翼列车采用折返式调车方式，西翼列车采用环形调车方式。（2）空、重车线长度的确定、列车运行及调车方式、车场通过能力由于大巷主要运输方式采用带式输送机运送煤炭，掘进煤在带区直接进入主运输系统，因此，井底车场初期只担负井下材料和设备等辅助运输。后期随着巷道的延伸，局部可能出现少量岩石巷道，届时井底车场除担负材料和设备运输外还担负矸石运输任务，故井底车场空、重存车线长度均按一列车长度设置。西翼列车由连续牵引车在10号道叉前摘钩，由机车将列车顶入井底车场重车线，然后单机驶入空车线，将空列车或材料设备车拉走；东翼列车在2号道叉前停车，换向将列车顶入重车线，然后单机进入空车线将将空列车或材料设备车拉走。经计算车场通过能力满足材料、设备及矸石运输的要求。井底车场线路及调车方式见图2－5。（3）井底车场硐室名称及位置（1）井底煤仓的形式、容量、清理撒煤方式矿井达产时，井下由西翼带式输送机机头驱动硐室、井底煤仓和装载硐室组成装载系统，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。为了保证矿井正常生产，充分发挥带式输送机和箕斗提升的潜力，依据《煤炭工业矿井设计规范》，井底设置一个直径10m，高约46ｍ的圆筒仓，总容量约2700t。煤仓下部设有定量板式输送机，担负定量向箕斗输煤任务。主井井底撒煤清理方式：清理撒煤硐室位于主井井底，为了便于清理，布置一条倾角为25°的斜巷，采用1.5t固定矿车提升设备，将撒煤装入矿车经斜巷运至西翼带式输送机大巷上方，由翻笼卸入溜煤眼装入主运输系统中。（2）水仓布置及容量计算、水仓的清理方式水仓入口设在井底车场出车侧，水仓容量按照矿井8ｈ正常涌水量计算，同时考虑其它用水部分流入水仓等因素，设计确定布置三条水仓，容量约为5000ｍ3。水仓采用人工清理，矿车运输。（3）其它硐室井底车场内设有中央变电所、主排水泵房、水仓、等候室、调度室、工具室、医疗室、消防材料库、无级绳连续牵引车绞车硐室。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计另外在井底车场西侧设有机车修理间、充电硐室及爆炸材料发放硐室，爆炸材料发放硐室炸药储存量不超过1ｄ的供应量。硐室采用独立通风方式，回风直接排入西翼回风大巷。（4）井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料车场巷道、交叉点采用三心拱形断面,锚网、锚索、钢筋梁喷射混凝土复合支护；副井井筒与井底车场连接处采用锚网、钢梁、混凝土砌碹复合支护；煤仓为圆形断面钢筋混凝土支护；中央变电所、中央水泵房等硐室采用三心拱形断面锚网、钢梁、混凝土砌碹复合支护。井底车场及硐室工程量见表2-8。表2-8井底车场及硐室工程量表序号巷道或硐室名称支护方式及支护材料巷道长度（m）掘进体积（m³）一车场巷道1车场巷道三心拱断面,锚网、锚索、钢筋梁喷砼支护522.09226.02交岔点三心拱断面,锚网、锚索、钢筋梁喷砼支护102.02645.0计624.011871二硐室三心拱断面,锚网喷、钢梁砼碹支护1814.627933.4合计2438.639804.4 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图2－5井底车场布置3.主要开拓巷道运输大巷、轨道大巷、回风大巷等主要开拓巷道的断面形状、大小、支护方式及参数分别如图2-6、2-7、2-8所示。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图2-6皮带大巷断面图 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图2-7轨道大巷断面图 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图2-8回风大巷断面图 第116页中国矿业大学2011届毕业设计3采煤方法及带区巷道布置3.1煤层的地质特征带区内主采煤层为Ⅱ1煤层。Ⅱ1煤层全区可采，厚度在3.63~19.38m之间，平均厚度为14.43m。Ⅱ1煤含夹石3~5层，一般厚0~0.1m，不稳定。煤层倾角近水平,一般2°~5°，平均3°，最大7°，最小近水平状态。煤层变化规律是沿走向一般北翼厚、南翼薄，沿倾向西翼厚、东翼薄，两翼由浅至深煤层厚度增大。本区煤呈黑褐色，条痕褐色，弱沥青光泽，断口多呈平坦状、贝壳状及参差状，性脆易碎，易风化，可见龟裂现象。见有不发育的内生裂隙。煤的结构常以条带状为主，线理状、透镜状次之。煤的构造多为水平层理；煤的硬度系数为2.5，长焰煤视密度为1.25～1.33g/cm³，平均为1.29g/cm³。真密度为1.47～1.62g/cm³，平均为1.53g/cm³。褐煤视密度为1.28～1.37g/cm³，平均为1.31g/cm³。真密度为1.54～1.63g/cm³，平均为1.58g/cm³。3.1.1煤层顶、底板特征Ⅱ1煤全区发育，是主要可采煤层。煤层变化规律是沿走向一般北翼厚、南翼薄，沿倾向西翼厚、东翼薄，两翼由浅至深煤层厚度增大。在27—28线以北煤层结构较简单、煤层稳定，多为单层或一层夹矸；接近27—28线时个别点夹矸2～3层；以南结构复杂、急剧分岔变薄，分岔最大间距达32.39m，一般夹矸3～5层，局部8层，属较稳定～不稳定。夹矸岩性为泥岩、粉砂岩、中、粗粒砂岩。适合放顶煤采煤法。表3－1井田西带区南部煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)最小－最大平均煤层层数煤层结构夹石层数夹石厚度(m)最小－最大平均顶底板岩性与Ⅱ3煤层间距(m)最小－最大平均稳定性顶板底板Ⅱ15.92～16.7012.422～8复杂1～70.3～8.662.91粉砂岩、泥岩、局部细、中粗粒粉砂岩和砂砾岩泥岩，细粒砂岩119.16～145.15130.09较稳定 第116页中国矿业大学2011届毕业设计表3－2井田西带区北部煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)最小－最大平均煤层层数煤层结构夹石层数夹石厚度(m)最小－最大平均顶底板岩性与Ⅱ3煤层间距(m)最小－最大平均稳定性顶板底板Ⅱ115.05～17.5016.321～2简单0～10～0.320.04粉砂岩、泥岩、局部细、中粗粒粉砂岩和砂砾岩泥岩，细粒砂岩119.16～145.15130.09稳定表3－3井田东带区南部煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)最小－最大平均煤层层数煤层结构夹石层数夹石厚度(m)最小－最大平均顶底板岩性与Ⅱ3煤层间距(m)最小－最大平均稳定性顶板底板Ⅱ111.79～17.4915.771～5复杂0～80.47～4.541.99粉砂岩、泥岩、局部细、中粗粒粉砂岩和砂砾岩泥岩，细粒砂岩119.16～145.15130.09较稳定表3－4井田东带区北部煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)最小－最大平均煤层层数煤层结构夹石层数夹石厚度(m)最小－最大平均顶底板岩性与Ⅱ3煤层间距(m)最小－最大平均稳定性顶板底板Ⅱ115.84～18.8617.661～3简单0～20～0.50.1粉砂岩、泥岩、局部细、中粗粒粉砂岩和砂砾岩泥岩，细粒砂岩119.16～145.15130.09稳定 第116页中国矿业大学2011届毕业设计3.1.2煤层的瓦斯、水文地质特征与本井邻近生产井均为低瓦斯矿井。本井勘探阶段采集了6个孔13个瓦斯测试结果，Ⅱ1煤瓦斯含量为0.30ml/g，根据井筒检查钻瓦斯鉴定资料，L3孔Ⅱ1煤瓦斯含量总计为0.53ml/g，因此，本井按低瓦斯矿井设计。经对勘探获得资料及邻近生产矿井水文资料综合分析，区内地形平坦，地表径流差，大气降水及春汛期冰雪融化，易于积聚，区内地表水系发育，新开河纵贯全区，地下水与大气降水、地表水关系密切。第四系地层广泛覆盖于煤系地层之上，大气降水和地表水通过垂直渗透于第四系砂层，煤田西侧地形较高，分布面积广，煤系地层倾角平缓，煤层及各含水层露头接受大气降水和地表水的垂直、顺层补给和顺层排泄。根据井田内各含水岩系的富水性和导水性分析，第四系砂砾含水层富水性、导水性强。Ⅰ1煤虽有部分隔水岩层或细粒岩层存在，但因风化裂隙发育，与第四系砂砾含水层有水力联系。Ⅰ1、Ⅰ3煤及煤层间粗、中、细砂岩含水层富水性、导水性强，与第四系砂砾含水层有水力联系，是矿井最大的充水源，也是矿井涌水量最大的地段。Ⅱ1、Ⅱ2煤及煤层间粗、中、细砂岩含水层富水性、导水性由中等到强，地下补给仅为煤及围岩于露头部位由大气降水顺层补给。从矿井水文地质资料分析和井田区抽水试验资料分析，随降深增加和时间的增长，单位涌水量减小。随开采面积的增加，增大或减小关系不明显。与本井邻近生产矿井Ⅱ1煤属容易自燃煤层。根据井田内着火点的测试结果，Ⅱ2煤还原样燃点为315°C，其余煤层均小于305°C。故本井Ⅱ2－1属容易自燃，自燃发火期为1～6个月。3.2带区巷道布置及生产系统3.2.1带区巷道布置布置原则：根据煤层赋存条件及所选的采煤方法，多做煤巷，少做岩巷；生产系统简单、合理、可靠，运输环节少；断面满足运输、通风、行人的需要。巷道布置：本井属低瓦斯矿井，开采条件好、煤层厚、倾角小、构造简单。带式输送机大巷、轨道运输大巷和回风大巷均沿煤层布置，带式输送机大巷与回风大巷巷道平面间距为60m，带式输送机大巷与轨道运输大巷巷道平面间距为60m，轨道大巷和带式输送机大巷沿煤层底板（留1.0m煤皮）布置，回风大巷沿煤层顶板（留1.0m煤皮）布置，大巷两侧直接布置采煤工作面。工作面布置两条顺槽，分别为运输顺槽和回风顺槽。开采下分层时，工作面内错布置，工作面长度为240m，分带运输巷和分带轨道巷向内缩10.0m左右。由于矿井采用中央并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置三条大巷，一条运煤，一条辅助运输和回风，通过带区下部车场和带区工作面相连接，另一条作回风用。在轨道大巷一侧掘带区下部车场与带区材料巷沟通；带区运输巷作为带区回风巷掘斜巷与回风大巷相贯通。带区材料巷和带区进风巷作为两条进风巷，带区运输巷作为带区回风巷。根据铁北 第116页中国矿业大学2011届毕业设计煤矿煤层的赋存条件，适宜建设高产高效矿井，因此本设计采用一矿一面达产。矿井主采Ⅱ煤层，将井田大致分为四个部分。因为工作面回采时间比较长，因此，本设计的工作面接替为按顺序推进（一带区二带区三带区四带区）。本设计先采一带区煤层，沿上部边界向大巷回采，即俯斜式开采。（1）带区煤仓带区煤仓设在分带运输顺槽与运输大巷连接处，一个分带设一个带区煤仓。带区煤仓采用垂直煤仓，断面为圆形，煤仓高度为19.34m，用混凝土砌碹支护，壁厚300mm。煤仓容量按采煤机连续作业割一刀煤的产量计算：Q=Q0+LMbγC0kt（3-1）式中：Q——煤仓容量，t；Q0——防空仓漏风留煤量，取Q0=10t；L——工作面长度，L=250m；M——采高，M=6m；b——进刀深度，b=0.8m；γ——煤的容重，γ=1.24t/m³；C0——工作面的采出率，C0=0.85；kt——同时生产的工作面数目，取kt=1。则，煤仓容量为：Q=10+250×6×0.8×1.24×0.85×1=1274.8t煤仓的断面直径为：所以，煤仓断面直径取8.23m，煤仓高度为19.34m，容量为1274.8t。（2）绞车房绞车房布置在煤层中，分带提升绞车房的位置应选择在围岩坚硬的薄及中厚煤层或岩层中，避开瓦斯突出、地质构造复杂、含水丰富的地方，并且有良好的通风条件；有防火、防水、防潮的措施，室内不能滴水等。选用无级绳绞车进行轨道运输，距轨道大巷15m，距离分带轨道顺槽20m左右，以利于维护。（3）分带移动变电站带区变电所应设在带区用电负荷集中的地方，故放在两条大巷之间，其位置见带区巷道布置图。高压电气设备与低压设备分别集中在一侧布置，故硐室宽度取3.6m；高度根据行人的高度和设备要求以及吊挂电灯的高度确定为3m，通道高度取2.5m。硐室断面形状采用半圆拱，长度为8m，采用锚喷支护。底板采用100＃混凝土铺底，并高出邻近巷道200-300mm且具有3‰的流水坡度，以防矿井水流进变电所。硐室与通道的连接处，设有向外开的防火栅栏两用门。3.2.2带区生产系统（1）运输系统主运输系统：由工作面至井底煤仓采用带式输送机运输，从井底煤仓至地面采用箕斗提升。即Ⅱ1煤层由回采工作面→分带运输巷→一水平带式输送机大巷→井底煤仓→主立井→地面。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计辅助运输系统：顺槽采用无极绳连续牵引车牵引1.5t矿车或平板车运输，井底车场采用防爆蓄电池机车牵引1.5t矿车或平板车运输，井筒采用罐笼提升。其中材料和设备由地面→副井→井底车场→轨道运输大巷→掘进头或工作面。掘进煤：综掘工作面掘进煤经掘进面配备的可伸缩带式输送机，进入主运输系统；普掘工作面通过可弯曲刮板输送机、可伸缩带式输送机进入主运输系统。（2）通风系统新鲜风流由地面→副井→井底车场→轨道大巷→工作面运输巷→工作面。乏风由工作面→分带轨道巷→回风大巷→中央风井→风硐→地面。带区内主要通风设施见图3-1所示。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图3-1带区内主要通风设施（3）排水采、掘工作面水泵→分带轨道巷→轨道运输大巷→井底车场→井底水仓→副井→地面。(4)辅助运输系统地面副井井底车场轨道大巷带区下部车场分带轨道顺槽综放工作面（5）运矸系统1）开拓工作面→小矿车→轨道大巷→井底车场→副井→地面2）掘进工作面→小矿车→分带轨道顺槽→带区下部车场→轨道大巷→井底车场→副井→地面（6）行人1）地面副井井底车场轨道大巷带区下部车场分带区进风平巷、分带轨道顺槽综放工作面2）地面副井井底车场轨道大巷带区下部车场分带轨道顺槽掘进工作面（7）供电系统高压电缆由井底中央变电所经轨道大巷至带区变电所，降压后由低压电缆分别送到综放和掘进工作面附近的配电站，以及胶带运输机和绞车房等用电地点。（8）供水系统采掘工作面和运输顺槽及运输机转载点所需要的防尘喷雾用水，由副井的供水管下井，然后送至各个用水地点。3.2.3带区内巷道掘进方法带区内巷道主要有两种：岩巷和煤巷。掘进带区下部车场时，采用钻爆法施工，挂腰线掘进；掘进煤巷时，采用配套综掘设备进行落、装煤，通过桥式胶带转载机和可伸缩带式输送机、刮板输送机运输煤岩。带区内所有工作面顺槽均沿煤层底板掘进，采用综掘机及其配套的设备施工，后配备刮板输送机和胶带输送机组成机械化掘进系统，采用转载机、给料破碎机和胶带输送机运煤，双巷或三巷同时掘进，每隔100m掘联络巷贯通。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风可通过联络巷构成通风回路，在掘联络巷贯通前的独头段采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-II型2*55KW局部通风机，通风方式为压入式。3.2.4带区生产能力和采出率1、带区生产能力（1）工作面循环产量工作面长度250m，平均采高9.0m，采煤机截深：0.8m。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计循环产量中煤：250×8.95×0.8×1.32×93%=2197t，夹矸：250×0.05×0.8×2.40×93%=22t（2197+22）×95％＝2108t其中工作面回采率按93%计算。考虑一定的正规循环率95％。（2）班循环产量及循环数根据工作面单产、长度和采高，综放工作面需日进6刀，每班循环数平均为2个。班产量为2108×2=4216t。（3）工作面单产计算根据以上计算，综放工作面日产、年产量计算分别如下：日产量为4216×3=12648t年产量为12648×330=4.17Mt。（4）回采工作面推进度工作面年进度：综放工作面每日进6刀，即4.56m/d,125.4m/月，1505m/a。（5）回采工作面倒替接续关系矿井生产即达产，工作面布置在Ⅱ煤层内，矿井投产时在西翼布置一个工作面，下行式开采。2、带区采出率根据《煤矿矿井设计规范》强制条款规定，带区回采率取75％。工作面回采率取93％，其中割煤回采率取97％，放顶煤回采率取91％。放顶煤工作面回采率取93％，现阶段难以达到，但《煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005）》有强制性条款规定，设计按要求列出，望建设单位努力争取达到。Kt—同时生产的工作面数目，Kt取1；Q=10+250×3.6×0.8×1.32×0.97×1=808t溜煤眼的断面半径：（808/（1.32×57×3.14））0.5=1.85m。根据采矿工程设计手册，煤仓直径一般为3.5-5.5m,所以盘区煤仓直径取4m，溜煤眼高度57m，容量945t。3.3采煤方法3.3.1采煤工艺方式1、井田地面条件分析本井田面积较大，主采煤层Ⅱ1及Ⅱ2煤全区发育，井田东西倾斜宽3.80km，南北走向长7.30km，井田面积27.80k㎡。井田北部边界地面分布有村庄、国道和铁路等建（构）筑物。居民分布集中，范围较大，动迁可能性较小，设计按留设煤柱考虑，如果该区域采取不动迁村庄情况下回采，可采用保护性房柱式采煤法或充填采煤法，但必须在局部试验成功后再推广使用。村庄煤柱以外区域，地面无保护设施，适合长壁垮落采煤法或放顶煤采煤法。带区所采煤层为Ⅱ煤层，其煤层特征：褐煤、长焰煤为主，其平均厚度为6m，平均倾角为3°，夹矸层厚度一般1-15cm，煤层厚度往南变薄， 第116页中国矿业大学2011届毕业设计不过变化不大，带区内水文地质条件比较简单，涌水量主要来源于大气降水补给和地表水补给。现使用综采放顶煤技术开采。煤属容易自燃煤层，根据井田内着火点的测试结果，Ⅱ煤层小于305°C属容易自燃煤层，自燃发火期为1～6个月；Ⅱ煤瓦斯含量为0.5m³/t。因此，本井按低瓦斯矿井设计。2、煤层开采技术条件分析Ⅱ煤层是主要可采煤层。煤层变化规律是沿走向一般北翼厚、南翼薄，沿倾向西翼厚、东翼薄，两翼由浅至深煤层厚度增大。在27—28线以北煤层结构较简单、煤层稳定，多为单层或一层夹矸；接近27—28线时个别点夹矸2～3层；以南结构复杂、急剧分岔变薄，分岔最大间距达32.39m，一般夹矸3～5层，局部8层，属较稳定～不稳定。夹矸岩性为泥岩、粉砂岩、中、粗粒砂岩。适合放顶煤采煤法。3.3.2采煤工艺方式经对井田地面条件、煤层开采技术条件及矿井规模综合分析，村庄煤柱内可采用试验成功的房柱式采煤法或充填采煤法。村庄、国道及铁路煤柱以外区域，Ⅱ1煤适合采用放顶煤采煤法。Ⅱ1煤属特厚煤层，目前国内外开采实践经验证明，特厚煤层比较理想的采煤法是分层开采。根据煤层开采技术条件，借鉴国内外高产高效矿井发展现状，设计对适合本井厚煤层开采的采煤工艺提出了四个方案：一方案为上分层采用放顶煤综采，下分层采用综采；二方案采用放顶煤综采一次采全高；三方案为上分层采用大采高综采，下分层采用放顶煤综采；四方案采用分层综采。四个方案的特点如下：一方案：上分层采用放顶煤综采，下分层采用综采经过近几年的快速发展，我国放顶煤综采开采已经取得了成功，放顶煤综采开采技术已经达到世界领先地位，作为一种高产、高效、安全、低耗、经济效益好的采煤方法已经成为厚煤层开采工艺的首选之一，现已遍布全国各个厚煤层矿区。其适用条件是：煤层厚度变异系数大；煤硬度系数小于3；煤层倾角0～15°;煤层顶板中等冒落以下；对自燃发火期短和有煤尘爆炸危险的矿井应采取防灭火和防尘措施。1998年至2000年全国超过2.0Mt/a综采队共有45个，其中综放队有33个，占73.3％。东滩矿综放队2004年创造出了6.58Mt高产，工作面全部为国产设备。主要装备为：ZFS7200型液压支架、MGTY400/930-3.3D型采煤机和SGZ-1000/1050型刮板输送机。本井Ⅱ1煤分两层开采，分层采高为8.00m，夹矸层数0～8层，夹矸一般为泥岩，粉砂岩，中、细粒砂岩，顶底板较软。邻井灵泉矿生产实践经验表明，分层采高6.00m（夹矸位于煤层上部，平均厚度0.30m），割煤高度3.00m，放煤高度3.00m，截深0.60m，放煤步距1.20m情况下，工作面回采率达80％，且放出的煤大块较少。因此，本井采用放顶煤综采技术上是可行的。上分层采用综放开采时，布置一个综放工作面，采高为9.00m，工作面长度为260m，工作面单产为4.17Mt/a左右。该方案的优点：1、工作面单产较高；有进一步增产的可能性，工作面综合回采率较高，一般80%～85%； 第116页中国矿业大学2011届毕业设计2、割煤高度较小，煤壁不易片帮；3、设备性能较稳定，效率较高，可实现采、装、运、支全面机械化；4、对厚度变化大的煤层适应性强，巷道掘进率低；5、工作面搬家次数少，费用低；6、综放工作面与大采高工作面相比，初期投资少，成本较低。该方案的缺点：1、工作面煤尘较大；2、设备多，工序复杂，占用人员较多；3、根据目前情况分析，下分层采用综采巷道维护量大、产量难以保证。二方案：放顶煤综采一次采全高用一次采全高的方式开采厚煤层，在我国有较快发展，目前我国一次采全高所采煤层较厚的是安家岭斜井。安家岭斜井4101工作面主采4-1号煤层，全煤厚12.0m，煤层倾角2°～5°。采用放顶煤工艺，工作面长度为230m，割煤高度3.2m，放煤高度8.8m，采放比为1：2.75。一采一放双轮顺序放煤工艺。工作面回采率82％。铁北矿东翼所采Ⅱ2-1煤层，平均厚度达16.32m，由于顶底板较软，开采时须在底板预留1.0m煤皮。根据目前国内采煤机割煤情况，选择割煤高度3.5m，放煤高度为11.82m，采放比1:3.4。根据国家煤矿安全监察局综合司文件煤安监司函综合〔2006〕1号《关于煤矿安全规程第68和158条修订稿征求意见的通知》，采放比大于1:3严禁放顶煤开采，如果本规定不实施，本方案与其他方案相比，更适合本井条件，可优先选用。如果本规定实施，本方案将不成立。故设计暂不作进一步比选。三方案：上分层采用大采高综采，下分层采用放顶煤综采3.50m以上采高综采经过近几年的快速发展，已经成为我国建设高产高效矿井的重要途径之一，目前比较成熟的大采高综采采高为3.50～4.65m。国内采用大采高综采的矿区有神东、沈阳、铁法、龙口、开滦、邢台、西山、大同等矿区，这些矿区经过反复探索均取得了较好的经济效益。采用国产大采高综采设备的工作面单产最高为3.0Mt左右，一般单产为1.00～2.00Mt，产量偏低的主要原因是设备质量不过关、煤层条件较差。而神东矿区大柳塔井采用全套引进高强度、大功率、大运量和机电一体化的综采工作面设备，工作面的单产和工效均得到了大幅度的提高，2000年综采队创造出了单产8.03Mt的国内纪录；2004年上湾矿综采工作面生产原煤10.75Mt，创综采工作面年产世界记录。神东公司榆家梁矿（一井两面）创造煤矿单井全年产量1480万t，刷新煤矿单井年产世界纪录。工作面全部为引进设备，主要装备：液压支架JOY（2×7625KN）/141架、采煤机SL500型、刮板输送机SDAFC9-3×700KW。本井煤层倾角小、瓦斯低、厚度大。第一分层采高为4.00m，第二分层回采时可留1.00m厚煤皮作为顶板，以确保下分层回采的正常进行，因此，本井上分层采用大采高综采，下分层采用放顶煤综采是可行的。虽然本矿区目前无大采高综采经验，但是，已经积累了几十年普通综采开采的成功经验，如果选用在神东矿区使用成熟的进口设备，借鉴大柳塔井的生产管理经验、提前培训使用进口设备的综采技术工人，工作面单产达到4.00Mt/a是可能的。上分层采用大采高综采时，布置一个大采高工作面，采高为4.00～4.50m，工作面长度为250m。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计该方案的优点：1、工作面采高大、开机率高、单产高，产量有保障，并且有进一步加大推进度和提高单产的可能；2、工作面设备少、工序简单；3、引进综采工作面设备装备水平高、性能稳定，可靠性高；4、工作面工人劳动强度低，可全面实现采、装、运、支机械化；5、工作面回采率较高。在不考虑内错或外错情况下，一、二分层间留设1.0m厚煤皮时，一、二分层工作面综合回采率约83％左右。该方案的缺点是：1、工作面采高大，煤壁稳定性差；2、巷道掘进率较放顶煤综采高；3、综采工作面设备需部分引进，初期投资高；4、上分层开采时间较短，短期内需购开采下分层的综放设备，投资大。四方案：分层普通综采分层普通综采是指采高为3.50m以下的分层综采采煤法，是我国九十年代前厚煤层普遍使用的采煤方法之一,由于大采高综采和放顶煤综采的快速发展，分层普通综采逐渐被取代，近几年发展速度较慢。到目前为止，国内分层普通综采的矿井一般均采用分层铺网方式，由于铺网工序复杂，综采队单产均未达到2.00Mt/a。而单层综采工作面最高产量为2.20Mt/a。分层普通综采在本矿区已经使用多年，也积累了很多经验，一般采用分层铺网方式，也可采用分层间留设煤皮的方式，因此，采用分层普通综采是可行的。如果选用国内使用成熟的先进设备，加强生产管理，工作面单产达到2.00Mt/a是可能的。该方案的优点：1、采用铺网方式时，第一分层回采率高，达95%左右；2、工作面割煤高度小，煤壁不易片帮；3、设备国产率高，投资较少；4、工作面煤尘小。该方案的缺点是：1、铺网工作量大、工序复杂、下分层巷道维护困难，维护成本高；2、生产组织管理工作较复杂、掘进率高、支护成本高；3、由于下分层工作面布置需采用内错或外错式布置，下分层煤柱增多，回收率低，煤层综合回采率较低；4、工作面单产低，效率低，搬家次数多。综上所述，分层综采在本矿区已经逐渐被分层放顶煤综采所取代，四方案与其它两个方案相比，已没有优势。三方案进口设备制造周期长、价格高，如果只配一套设备，工作面搬家、设备维修时无备用设备，影响正常生产，如果备用一套设备，初期投资高。一方案是主要设备和配件均为国产，设备制造周期短、价格低。如果矿区内其它矿井也选用同类综放设备，设备的互换性和通用性将进一步增强。综合考虑，本设计采用一方案，即上分层采用放顶煤综采，下分层采用综采。投产时在西带区北翼布置一个综放工作面，工作面单产为4.17Mt/a左右。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计3.3.3工作面参数的确定1、工作面长度采煤工作面长度和采高除受煤层地质条件制约外，还与工作面的产量和效率有关。合理的工作面长度，既可减少巷道准备工程量和工作面搬家次数，又可相对减少端头进刀等辅助作业时间，提高设备利用率。随着综放工作面装备水平和管理水平的提高，高产高效综放工作面长度正逐渐加大，目前，国内综放工作面最长为300m。根据工作面长度与单产关系曲线和带区尺寸，本井综放工作面长度应在230～280m之间。在生产过程中，可根据地质条件的变化及生产经验加以调整，以期达到最好的经济效果。为减少巷道维护工程量以及获得良好的通风效果，工作面采用从边界向大巷推进的俯斜式开采顺序。根据《煤矿开采学》的有关论述，综放工作面的连续推进长度不宜小于800-1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损，随工作面推进距离增大而减少，确定首采带区工作面平均推进长度为2200m。2、采高放顶煤综采适用于煤厚5.0m以上的煤层，缓倾斜厚煤层放顶煤综采技术近几年在我国有了长足的发展，已经成为兖州、潞安等矿区厚煤层开采的主要工艺方式，并达到了国际领先水平，突出优点是可以充分利用中厚煤层高效采煤机和刮板输送机，在不增加支架数量的情况下可一次采出5.5～12.0m厚的煤层。根据煤层赋存条件、选择的采煤工艺和配套设备情况，借鉴类似条件矿井的生产实践经验，将初期平均厚度为16.32m的煤层分两层开采，上分层采高取9.0m；采煤机割煤高度取3.5m，放煤高度取5.5m。下分层采用大采高综采。在生产过程中，可根据地质条件的变化及生产经验加以调整，以期达到最好的经济效果。3.3.4回采工作面破煤、装煤方式1、工作面破煤方式及其设备选择工作面设计采用双滚筒采煤机破煤、在采煤机截割煤的同时，利用滚筒螺旋齿片和弧型挡煤板自动将煤装到工作面刮板输送机，余煤由铲煤板随移溜铲入刮板输送机；根据计算结果和煤的硬度，借鉴国内各矿区采煤机使用情况及我国采煤机发展现状及本矿由于煤层硬度和夹矸情况存在一定的变化，为达到更好的割煤效果，采煤机装机功率应适当加大。设计选用MG610/1400-WD型双滚筒电牵引采煤机，采高2.1～4.16m，牵引速度0～14.5m/min，滚筒直径2.24m，总装机功率1400kW，截深0.8m。表3-5MG610/1400-WD型双滚筒电牵引采煤机型号MG610/1400-WD采高(m)2.1～4.16煤层倾角（°）≤35°截深（mm）800滚筒直径（m）2.24牵引方式电牵引（交）无链　销轨 第116页中国矿业大学2011届毕业设计牵引力（kN）150牵引速度（m/min）0～12摇臂摆动中心距（mm）650/410卧底量（mm）434～554电动机功率（kW）610台数（台）2电压（V）3300冷却方式水冷喷雾除尘方式内、外喷雾总重（t）65制造厂家鸡西煤矿机械厂由于Ⅱ1煤赋存稳定，煤层倾角平缓，采煤机采用端部割三角煤斜切进刀、往返一次割两刀的割煤方式，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。割三角煤进刀过程如下见图3-2：（1）当采煤机割至工作面端头时，将其后的输送机移近煤壁。（2）调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直（3）再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；（4）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤，。图3-2工作面端部割三角煤斜切进刀(a)起始(b)斜切并移直输送机(c)割三角煤(d)开始正常割煤1-综采面双滚筒采煤机；2-刮板输送机3.3.5回采工作面运煤方式、主要采煤机械选型1、回采工作面运煤方式回采工作面采下的煤由工作面刮板输送机通过转载机运到皮带运输顺槽。2、回采工作面刮板运输机的选择 第116页中国矿业大学2011届毕业设计刮板输送机的选型主要从设备能力、使用寿命、可靠性、互换性、大块压溜和煤壁片帮等方面考虑。前部刮板输送机运输能力应满足采煤机最大落煤能力的要求，后部刮板输送机运输能力应满足最大放煤流量的要求。经计算，前部刮板输送机运输能力不小于1574t/h，后部刮板输送机运输能力不小于1889t/h。根据计算结果，选择SGZ-1200／2×600型（前部）和SGZ-1200／2×700型（后部）刮板输送机共两台，前部刮板输送机电机功率为2×600kW，运输能力为2000t/h；后部刮板输送机电机功率为2×700kW，运输能力为2500t/h。表3-2SGZ-1200／2×600型前部刮板输送机技术特征表型号SGZ-1200／2×600输送能力2000t/h内槽宽1000mm装机功率2×600kw电压3300v圆环链规格2×φ38×137mm圆环链破断负荷1810kN表3-7SGZ-1200／2×700型前部刮板输送机技术特征表型号SGZ-1200／2×700输送能力2000t/h内槽宽1200mm装机功率2×700kw电压3300v圆环链规格2×φ38×137mm圆环链破断负荷1810kN3、转载机和破碎机为了配合工作面的快速推进、减少辅助生产时间，提高工作效率、减轻工人的劳动强度，选择自移式刮板转载机，运输能力不小于2614t/h。根据计算结果，选择配套的SZZ-1200/525型自移式刮板转载机一台，电机功率525kW，运输能力3500t/h；选择PLM³500型破碎机一台，功率250kw，破碎能力3500t/h4、可伸缩带式输送机可伸缩带式输送机能力与工作面生产能力息息相关，根据设备选型原则，带式输送机小时运输能力应大于转载机小时运输能力。因此，选用SSJ1400／4×400型可伸缩带式输送机，带宽B＝1400mm，L＝3170m，Q＝3000t／h，电机功率为4×400kw。5、液压支架 第116页中国矿业大学2011届毕业设计综采放顶煤液压支架的选型是放顶煤技术的关键，它不同于普通综采液压支架，其作用不仅是支护顶板、推移支架和刮板输送机，还起到回收和破碎顶煤、隔离矸石的作用。支架按放煤口位置分为高、中、低位放顶煤液压支架。从实际使用情况上看，低位放顶煤液压支架是在尾梁下部放煤，利用尾梁下部可伸缩插板来控制顶煤排放速度和破碎块煤，因此，低位放顶煤液压支架具有放煤连续、无脊背损失、回采率高、产量高、煤尘小、放煤速度快、采煤和放煤可平行作业、工人劳动强度低等优点。是目前普遍使用的架型，故设计选用低位放顶煤液压支架。综放液压支架的工作阻力与采深、顶煤厚度、顶煤强度有关，本矿采高9.0m，其中割煤高度3.5m，放煤高度5.5m。井田内可采煤层顶板岩性由泥岩、粉砂岩及粗中砂岩组成，以粗、中砂岩为多，泥质胶结，粗、中砂岩松散、抗压强度低。一般规律是煤层的抗压强度普遍较高，岩石抗压强度较低，岩石随粒度变粗而抗压强度变低。根据支架选型经验公式计算，其支架支护强度为0.441～0.588MPa，工作阻力在4151～5534kN之间。根据计算结果，考虑一定的富裕系数，确定工作阻力为8000kN。为了使支架对煤厚变化有较大的适应性，支架调高范围根据经验取2.00～3.80m，同时，借鉴国内综放支架使用经验，正常段选择ZFS8000／20／38型正四连杆放顶煤液压支架，支护强度为0.97～1.0MPa，工作阻力8000kN，初撑力为6182kN，支撑高度2.0～3.80m，中心距1.50m，底板比压2.70Mpa，重量28.7t左右。排头选择端头放顶煤液压支架，工作阻力13000kN，支撑高度2.3～3.80m，中心距1.50m，底板比压2.956～3.139Mpa。端头支架和正常支架之间选用ZFG10000/2300/3800型过渡支架3架，工作阻力10000kN，支撑高度2.3～3.80m，中心距1.50m，移架步距0.8m,配PM³1电液控制系统。随着采煤技术的快速发展，液压支架控制正逐渐由手动控制向电液自动控制转变，这种转变不仅加快了工作面的移架速度，减轻了工人的劳动强度，而且改善了工作面顶板的支护状况，从而使工作面产量成倍增加，为工作面实现半自动化或全自动化创造条件。借鉴兖州矿区生产实践经验，支架控制系统选用PM³1电液控制系统，要求应具备单架单动作双向按键控制、单架双向自动程序控制、成组支架的自动程序控制、成组推溜控制、支架与采煤机联动的全工作面自动化控制、采煤机红外线启动及手动操作等功能。6、乳化液泵站乳化液泵站应保证供液系统与所选择的液压支架相匹配，以满足移架的要求，选择与支架配套的GRB-500/31.5型乳化液泵站一套，每套泵站包括4泵2箱，每个工作面配备4台乳化液泵站，乳化液泵单机功率为315kw。综采工作面设备配置见表3-8。表3-8综采工作面设备配置表序号设备名称设备型号功率（KW）数量1采煤机MG610/1400-WD14001台2液压支架ZFS8000/20/38PM³1电液控制170架过渡支架ZFG10000/23/38PM³1电液控制3架3端头支架ZTZ13000/23/382架 第116页中国矿业大学2011届毕业设计4刮板输送机SGZ-1200/1200SGZ-1200/14002×6002×7001台1台5转载机SZZ-1200/525包括自移系统5251台6破碎机PLM³5002501台7可伸缩带式输送机SSJ1400/4×4004×400+5.51台8乳化液泵站GRB-500/31.53151套9喷雾泵站BPW/Z-320/10751套3.3.6工作面支护方式及采空区处理1.支架选型及布置综采放顶煤液压支架的选型是放顶煤技术的关键，它不同于普通综采液压支架，其作用不仅是支护顶板、推移支架和刮板输送机，还起到回收和破碎顶煤、隔离矸石的作用。支架按放煤口位置分为高、中、低位放顶煤液压支架。从实际使用情况上看，低位放顶煤液压支架是在尾梁下部放煤，利用尾梁下部可伸缩插板来控制顶煤排放速度和破碎块煤，因此，低位放顶煤液压支架具有放煤连续、无脊背损失、回采率高、产量高、煤尘小、放煤速度快、采煤和放煤可平行作业、工人劳动强度低等优点。是目前普遍使用的架型，故设计选用低位放顶煤液压支架。综放液压支架的工作阻力与采深、顶煤厚度、顶煤强度有关，本矿采高9.0m，其中割煤高度3.5m，放煤高度5.5m。井田内可采煤层顶板岩性由泥岩、粉砂岩及粗中砂岩组成，以粗、中砂岩为多，泥质胶结，粗、中砂岩松散、抗压强度低。一般规律是煤层的抗压强度普遍较高，岩石抗压强度较低，岩石随粒度变粗而抗压强度变低。根据支架选型经验公式计算，其支架支护强度为0.441～0.588MPa，工作阻力在4151～5534kN之间。根据计算结果，考虑一定的富裕系数，确定工作阻力为8000kN。为了使支架对煤厚变化有较大的适应性，支架调高范围根据经验取2.00～3.80m，同时，借鉴国内综放支架使用经验，正常段选择ZFS8000／20／38型正四连杆放顶煤液压支架，支护强度为0.97～1.0MPa，工作阻力8000kN，初撑力为6182kN，支撑高度2.0～3.80m，中心距1.50m，底板比压2.70Mpa，重量28.7t左右。排头选择端头放顶煤液压支架，工作阻力13000kN，支撑高度2.3～3.80m，中心距1.50m，底板比压2.956～3.139Mpa。端头支架和正常支架之间选用ZFG10000/2300/3800型过渡支架3架，工作阻力10000kN，支撑高度2.3～3.80m，中心距1.50m，移架步距0.8m,配PM³1电液控制系统。支架技术特证见表3-9和3-10。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计表3-9ZFS8000／20／38型液压支架技术特征表型式初撑力(KN)最低高度(mm)最大高度(mm)额定工作阻力(KN)支护强度(Mpa)中心距(mm)对底板比压（MPa）重量(t)支撑掩护式低位放顶煤支架61852000380080001.05～1.18215002.95～3.0726表3-10ZFG10000/2300/3800型端头支架技术特征表型式初撑力(KN)最低高度(mm)最大高度(mm)额定工作阻力(KN)支护强度(Mpa)中心距(mm)移架步距（mm）重量(t)支撑掩护式低位放顶煤支架702823003800100001.25～1.3821500800293、采空区处理采空区采用顶板全部跨落法处理。4、移架及推溜方式该液压支架采用先进的电液控制系统，可实现多种移架方式及推溜方式：一、支架可实现的四种移架方式：邻架自动顺序移架；成组顺序移架；煤机和支架联动移架；手动移架。二、工作面可实现的四种推溜方式：双向邻架推溜；双向成组推溜；采煤机割煤后自动拉架并推溜；手动推溜。3.3.7端头支护及超前支护方式由于工作面的上、下出口处悬顶面积大，机械设备多，又是材料和人员出入的交通要口，所以必须加强支护。针对本设计工作面的具体特点，不仅要采煤，同时要放煤，机械设备比一般工作面多，决定采用端头放煤支架支护。根据支架选型要求及设计的特点，选用ZFG10000/2300/3800型端头支架。1.机头、机尾贴帮柱及切顶柱打法及要求机头打一排贴帮柱，从切顶线向外打10m，柱距1.0m，帮要背实；当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离小于1米时，打两根切顶柱，单体柱均匀布置;当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离大于1m时，打密集柱切顶，柱距200mm。并且迎山有力。2.工作面采用DZ22-24.5/100Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。1)辅助进风巷的超前支护从煤壁线向外20m超前支护，为二排支设，离工作面煤柱侧１m打20m一排单体柱，柱距1m；另一侧距煤柱1米打20m一排单体柱，柱距1m。2)胶带运输巷的超前支护从煤壁线向外20m超前支护，为一排支设，距转载机外侧500mm 第116页中国矿业大学2011届毕业设计左右（人行道侧），柱距1m。3)机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,木垛距离不超过3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。4)当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为1m的戴帽点柱（用单体柱）。3.超前支护管理1)超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。2)超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.7m安全出口和运送物料通道。3)当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。4)在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收,备品备件码放必须距工作面70m以外.3.3.8采煤工艺1、工作面日进刀数矿井设计生产能力400万t/a，一年按330天计算，日产量应为Qd=400万t/330天=12121t采煤机截深0.8米，工作面进刀数为：N=Qd/（LMBγC）（3-2）N=12121/（250×9×1.4×0.8×0.9）=5.985（刀）式中L——工作面长度，250m；M——煤层厚度，9m；B——采煤机截深，0.8m；γ——煤的容重，1.4/m³；C——工作面回采率，取0.9。取日进刀数6刀，即每班进2刀。验算日产量：Q日=LBMγCN（3-3）=250×0.8×9×1.25×0.9×6=12150t考虑10%的掘进煤量，日进6刀是能满足矿井产量要求的。2、回采工作面推进度工作面年进度：综放工作面每日进6刀，即4.56m/d,125.4m/月，1505m/a。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计3、采放比割煤高度为3.5m，采放比为：3.5：（9－3.5）=1：1.5714、循环放煤步距根据椭球体理论，顶煤是按近似椭球体形状流出来的，如果放顶煤高度为h，则放出椭球体长轴为2a，近似于h，短轴为2b，放出椭球体短轴与长轴的关系为：（3-4）椭球体短轴长度为：2b=1.6～1.94m放煤步距L应在1.6～1.94m之间比较合理，其脊背煤损较小，混矸率较低。又根据采煤机截深和支架的移架步距，确定循环放煤步距为：L=0.8×2＝1.6m因此，综放工作面采用多轮顺序低位放煤，两刀一放，循环放煤步距为1.6m。3.3.9劳动组织和循环作业图表1、劳动组织用比较类推法，根据类似工作面的定员和工作面及劳动定额配备对各项工种和人员数目进行确定，具体工种和人员数目见表3-11在确定在册人数时，出勤率按96%计算，在册人数按式计算。在册人数=出勤人数×（7/6）/出勤率（3-5）式中7/6—替休系数；出勤率按96%在册人数=75×（7/6）/96%=842、工作制度回采工作面工作制度采用“四六”工作制，三班采煤，一班检修。3、工作面正规循环作业图表工作面正规循环作业图3-3。4、工作面主要技术经济指标工作面主要技术经济指标见表3-12。表3-11劳动组织表 第116页中国矿业大学2011届毕业设计班次工种一班二班三班四班合计班长11114采煤机司机11114集中控制操作工22217液压支架工2226输送机、转载机操作工2226端头支护及超前支护444214泵站、配电站1113机电维修工114410放煤工44412皮带工1113备料、清理工2226合计212124975表3-12工作面主要技术经济指标指标工作面特征单位数量工作面长度m260工作面倾角°3采高m10截深m0.8日进度m/d4.56日产量t/d14610月进度m/月125.4月产量t/月438300回采工作面效率t/工37.23坑木消耗m3/万t10截齿消耗个/万t90乳化液消耗Kg/万t500油脂消耗Kg/万t300吨煤成本元/t11.68日出勤人数工84（备注：每月按30天计算） 第116页中国矿业大学2011届毕业设计3.3.10回采工作面吨煤成本工作面吨煤成本由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。1、设备折旧费(C1)设备折旧费(C1)=（固定资产原值总和-设备残值）/使用年限各种设备的年折旧费见表3-13。表3-13机电设备折旧表设备名称型号数目折旧费（元/t）采煤机MG610/1400-WD10.206前部刮板机SGZ-1200/120010.06后部刮板机SGZ-1200/140010.06液压支架ZFS8000/20/381700.698顺槽转载机SZZ-1200/52510.017顺槽皮带机SSJ1400/4×40010.121破碎机PLM³50010.025端头支架ZTZ13000/23/3820.004乳化液泵站GRB-500/31.510.006采煤机喷雾泵站BPW/Z-320/1010.002隔爆移动变电站KSGZY-500/610.11单体液压支柱DZ22-24.5/100Q600.005合计1.3142、工资(C2)工资费包括基本工资费、附加工资、奖金人均工资平均每工100元，工效为37.32吨。则吨煤工资费(C2)为100/37.32=2.68元/t。3、材料费(C3)材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、坑袋费用以及其他材料费用，综采面材料费(C3)一般为5.0元/t（见《采煤工作面分册》第七项）。4、电费(C4)动力用电消耗：动力电耗=电机容量总和×循环开动时间×负荷系数/循环产量。其中，电机容量总和取6380kw，循环开动小时数取3.55小时代入得：动力电耗=6380×3.55×0.9/2811=7.25kwh/t照明用电消耗：照明电耗=照明用电总功率×循环照明时数/循环产量其中，照明用电总功率--包括工作面及上下顺槽照明用电，取200KW，代入得：照明电耗=200×6/2811=0.43kwh/t 第116页中国矿业大学2011届毕业设计电费总消耗(C4)电力费=单价×（动力用电单耗+照明用电单耗）单价取0.35元/kwh，代入得：电力费=0.35×（4.25+0.43）=2.688元/t5、工作面的吨煤成本工作面吨煤成本(C)=设备折旧费(C1)+工资(C2)+材料消耗费(C3)+电费(C4)=1.314+2.68+5+2.688=11.68元/t 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图3-3工作面正规循环作业图3.3.11回采巷道布置回采巷道布置方式1.布置方式工作面瓦斯涌出量为1.068m³/t，生产能力为400万t/a，根据以风定产的要求以及后面的通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式，工作面回采巷道布置方式为一进一回。靠近工作面煤壁左侧为运料行人兼进风巷，右侧布置一条皮带兼回风巷。采用采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。2.煤柱尺寸工作面两顺槽各留20m煤柱。1、回采巷道断面选择《煤矿安全规程》规定：巷道净断面必须满足行人、运输、通风、安全设施、设备安装、检修和施工的需要。运输巷道净宽度由运输设备本身轮廓最大宽度和《煤矿安全规程》所规定的人行道宽度和有关安全间隙相加而得；无运输设备的巷道，主要根据行人及通风的需要来选取。另外，参考邻矿现场经验，选择工作面分带运输巷和工作面分带轨道巷的断面如图3-4所示。2、巷道掘进方式及施工技术井下大硐室采用混凝土砌碹支护，主要开拓巷道及顺槽断面形状均为直墙矩形，主要开拓巷道采用锚网喷+锚索+钢筋梁支护，顺槽采用锚网梁+锚索支护；综采放顶煤工作面开切眼断面形状为矩形，采用锚网梁+锚索支护。回采巷道均为煤巷，采用综合机械化掘进设备掘进。配套综掘设备主要为：S― 第116页中国矿业大学2011届毕业设计150型掘进机，SSJ650／2×22型可伸缩胶带输送机。其主要技术特征见盘区准备方式内容。3、支护各巷断面及支护特征均相同，为锚杆，锚索联合支护，矩形断面，运输平巷、轨道巷掘进宽度均为4.8m，高为3.0m，断面面积为14.4㎡。图3-4分带运输巷、分带轨道巷断面图4矿井通风4.1矿井通风系统选择通风路线：新风由地面→副井→一水平（或二水平）井底车场→一水平（或二水平）轨道运输大巷或带式输送机大巷→中部车场→运输顺槽→工作面；乏风由工作面→回风顺槽→中部车场→一水平（或二水平）回风大巷→中央风井→风硐→地面。采掘工作面实行独立通风。其中回采工作面全负压通风；掘进头为局部通风机压入式通风；井下爆破材料发放硐室独立通风。矿井通风系统的基本要求： 第116页中国矿业大学2011届毕业设计选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：1．矿井至少要有两个通地面的安全出口；2．进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；3．北方矿井，冬季井口需装供暖设备；4．总回风巷不得作为主要行人道；5．工业广场不得受扇风机的噪音干扰；6．装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；7．可以独立通风的矿井，采(盘)区尽可能独立通风；8．通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；9．通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：1．自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲积层深度、矿井沼气等级。2．经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表4-1。表4-1通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件，水平标高为+545m。煤层为稳定煤层，。矿井年产量400万t，为特大型矿井，井田走向长度7.3km 第116页中国矿业大学2011届毕业设计，煤层倾角平缓，煤层有自然发火危险，煤尘有爆炸性，瓦斯涌出量小，矿井风量不大，为实现尽快采煤和保证安全起见，根据以上分析，确定前期技术可行的方案为：中央并列式通风。后期采用分区式方法通风。通风方式采用抽出式，根据矿井开拓方式及井筒布置，通风系统采用中央并列式通风。4.2采区通风4.2.1采煤工作面通风类型的确定适用于本设计的采煤工作面通风类型有U、Z、Y和双Z等形式图4-1回采工作面通风类型表4-2回采工作面通风类型比较表类型优点缺点U形采空区漏风少在工作面上隅角附近容易积存沼气，影响工作面的安全生产。Z形采空区漏风大，需要维护一条巷道，巷道维护费用高。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计在采空区上部维护一条回风巷，工作面回风流经回风巷时，采空区的漏风可将其中的沼气排至回风道，工作面比较安全。Y形增加一条进风巷，能有效地解决回风流的瓦斯浓度过高和积存问题。对回采工作面的瓦斯和气候条件没有改善；要求工作面的上顺槽沿采区一翼全长预先掘好，且在回采期间始终维护；同时，还需要在采区边界开一条为相邻两个采区共用的回风上山，故采区巷道的掘进和维护费用较大。双Z形对于瓦斯涌出量大和采用综采机组的回采工作面，能有效解决产量严重受通风限制的问题。中间巷道开掘在煤体中，并且在回采期间始终维护，故掘进和维护费用较大。由于本设计矿井为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量很小，且U形通风漏风量少，易于通风管理。结合设计带区回采工作面推进方向，确定回采工作面的通风类型为U型后退式通风。4.2.2通风构筑物矿井通风系统除了有结构合理的通风网路和能力适当的通风机外，还要在网路中的适当位置安设隔断，引导及控制风流的设施和装置，以保证风流按生产需要流动。为了保证带区内通风风流的稳定，在巷道内设置一系列通风构筑物，控制风流的流动。本矿的主要用风门在通风系统中既要隔断风流又要行人或通车的地方应设立风门。在行人或通车不多的地方，可构筑普通风门。而在行人通车比较频繁的主要运输道上，则应该构筑自动风门。4.3掘进通风4.3.1局部通风方法和布置方式掘进巷道时，为了稀释和排出自煤（岩）体涌出的有害气体，爆破产生的炮烟和矿尘以及保持良好的气候条件，必须对掘进工作面进行通风。《煤矿安全规程》规定，掘进通风应采用矿井全风压和局部扇风机通风，禁止采用扩散通风。1)掘进通风方法的选择掘进通风的方法分为利用矿井总风压和利用局部动力设备两种方法。本设计掘进通风由于掘进头长度较长(1500米)，利用矿井总风压达不到掘进通风的要求，因此本设计选用局部动力通风方法，动力设备为局部扇风机。如图4-2。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图4-2压入式通风示意图2)掘进通风方式的选择局扇通风由局部扇风机和风筒组成，按其工作方式分为压入式和抽出式。现对这两种通风方式进行较：(1)抽出式通风时，污浊风流必须通过局部通风机，极不安全。而压入式通风时，局部通风机安设在新鲜风流中，通过局通风机的为新鲜风流，故安全性高，(2)抽出式通风有效吸程小，排出工作面炮烟的能力较差：压入式通风风筒出口射流的有效射程大，排出工作面炮烟和瓦斯的能力强(3)抽出式通风由于炮烟从风筒中排出，不污染巷道中的空气，故劳动卫生条件好。压入式通风时炮烟沿巷道流动，劳动卫生条件较差，而且排出炮烟的时间较长。(4)抽出式通风只能使用刚性风筒或带刚性圈的柔性风筒，压入式通风可以使用柔性风筒。从以上比较可以看出，两种通风方式各有利弊。但压入式通风安全可靠性较好，故在煤矿中得到广泛应用。因为本设计矿井是低瓦斯矿井，因此掘进的通风方式选为压入式。如图4-3所示。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图4-3局部通风示意图4.3.2掘进工作面需风量该设计矿井掘面进采用综掘机掘进。掘进工作面需风量应满足《煤矿安全规程》对作业地点空气的成分、含尘量、气温、风速等规定要求，按下列因素计算。（1）按瓦斯涌出量计算铁北矿瓦斯绝对涌出量0.51m³/min，二氧化碳绝对涌出量0.765m³/min计算。Q综掘＝100QCH4掘×K掘(4-1)=100×0.765×1.6=153m³/min式中Q综掘—掘进工作面配风标准，m³/min；QCH4掘—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m³/min；　　K掘—工作面通风不均匀系数，取K掘＝1.6。（2）按局扇实际吸风量计算Q综掘＝Q局×Ⅰ×Kf（4-2）＝400×1×1.2＝480m³/min式中:Q局—局扇额定风量，综掘工作面局扇型号为FDⅡ№6.3型；I—同时运转的局扇台数，1台；Kf—防止局扇吸循环风的风量备用系数，取1.2。（3）按人数计算Q综掘=4Nc=4×16=64m³/min式中：NC—综掘工作面同时工作的最多人数，按交接班两班人员同时在井下考虑，综掘16人(4)按风速验算《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为15m/min，最高风速为240m/min，根据以上计算所需风量进行验算：其中回采工作面最大净断面积S＝21㎡。按工作面满足最低风速要求验算： 第116页中国矿业大学2011届毕业设计Q采≥15×21＝315m³/min按工作面满足最高风速要求验算：Q采≤240×21＝5040m³/min符合要求。故掘进工作面风量取480m³/min。4.4矿井所需风量4.4.1矿井所需总风量矿井总风量分别按“井下同时工作的最多人数”、“采煤、掘进、硐室等实际需风量”进行计算，取最大值。1、按人数计算风量Qk=4×N×K1（4-3）式中：4——以人数为计算单位的供风标准，是对每人每分钟供给4m³的规定风量；N——在井下同时工作的最大人数，本矿井取403人；K1——矿井通风备用系数，抽出式取1.6。Qk=2579.2m³/min。2、矿井所需风量Q总Q总=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）K（4-4）式中：∑Q采——各回采工作面和备用工作面所需风量之和，m³/min；∑Q掘——各掘进工作面所需风量之和，m³/min；∑Q硐——各硐室所需风量之和，m³/min；∑Q它——其它巷道所需风量之和，m³/min；K——矿井通风备用系数，抽出式取1.6。（1）采工作面实际需风量计算如下：①按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算铁北矿瓦斯绝对涌出量4.27m³/min，二氧化碳绝对涌出量7.54m³/min计算。Q采=100×QCH4×KC（4-5）式中Q采—综采工作面实际需风量，m³/min；QCH4—采煤工作面的绝对瓦斯涌出量，m³/min；KC—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1.2～1.6，本矿井综采放顶煤工作面取1.5。Q采=100×7.54×1.5=1131m³/min②按工作面温度计算Q采＝60×Vc×Sc×Ki（4-6）式中Q采—综采工作面实际需风量，m³/min；Vc—回采工作面的适宜风速，m/min；取54m/min（工作面进风流气温18°～20 第116页中国矿业大学2011届毕业设计°）；Sc—回采工作面的平均有效断面，m/min；取12.0㎡；Ki—工作面长度系数，回采工作面长度260m，因此系数Ki取1.3～1.4。Q采＝60×0.7×12×1.4＝907.2m³/min③按人数计算Q采=4NC（4-7）式中NC—综采工作面同时工作的最多人数（包括交接班），69人。Q采=4×69≈276m³/min从以上分类计算中取最大者，取Q综采＝1131m³/min④按风速验算《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为15m/min，最高风速为240m/min，根据以上计算所需风量进行验算：其中回采工作面最大净断面积S＝21㎡。按工作面满足最低风速要求验算：Q采≥15×21＝315m³/min按工作面满足最高风速要求验算：Q采≤240×21＝5040m³/min符合要求。故采煤工作面风量取1131m³/min。（2）备用工作面需风量备用工作面风量按正常回采面风量的50%计算。Q备=1131×50%=565.5m³/min（3）硐室需风量计算采区变电所及变电硐室,可按经验值确定需风量:Qri=60~80m³/min取其最大值：80m³/min（4）爆破材料库大型爆破材料库不得小于100m³/min；中小型爆破材料库不得小于60m³/min。根据经验和其他统计资料，本开拓设计各个硐室分别配风如下火药库：100m³/min绞车房：60m³/min采区变电所：80m³/min其它硐室：100m³/min；矿井所需风量Q总Q总=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）K(4-8)=（1131+565.5+480×2+80+100+60+80+100）×1.6=4108m³/min 第116页中国矿业大学2011届毕业设计4.4.2风量分配1.通风容易时期和困难时期的确定在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。其通风容易时期在东区正常回采期间，困难时期在东、西区接替时期。在通风容易时期：一带区有一个回采工作面、三个掘进工作面。在通风困难时期：二带区有同样有一个回采工作面、三个掘进工作面；但是通风线路随工作面的推进而加长，通风阻力也随着曾加。2.配风的原则和方法根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下顺槽的风量乘以1.2。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。1.综放工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，工作面进风侧顺槽风量为:（4-9）式中：—进风巷与回风巷通过的风量，m³/min；K—工作面漏风系数，取1.2；—工作面所需的风量，m³/min。则：=1.2×1131=1357.2m³/min2）掘进头、硐室由于掘进头在没有行成风路时通风比较空难，掘进面温度和风尘浓度比较大，分配风量时已经加大考虑了，因此与其实际所风量相等，即：掘进头：Q掘=960×1.2=1152m³/min材料发放硐室：Q材=120×1.2=144m³/min充电硐室：Q充=160×1.2=192m³/min其它巷道：Q其=100×1.2=120m³/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。表4-3矿井主要巷道风速校核表通过风量巷道断面积巷道风速允许风速巷道名称Q(m³/min)S(㎡)V(m/s)V(m/s)副井410844．21.55<8井底车场410813．84.96<8轨道大巷398813．84．81<8进风行人斜巷113114．41．31<8分带运输巷113114．41．31<8 第116页中国矿业大学2011届毕业设计回采工作面1131151．26<6分带轨道巷113114．41．3<4回风巷4108125.71<8风井410828．32．42<15经验算，所有巷道风速均符合《煤炭安全规程》之规定。4.5矿井通分阻力矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主扇之前，必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩檫阻力和局部阻力。摩檫阻力一般占通风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、困难时期的最大阻力路线。1）矿井通风总阻力的计算原则1）矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa。2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10％计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。3）当风量按照各用风地点的需要或自然分配后，选择达到设计产量时通风最容易时期和最困难时期通风阻力最大的风路，然后分别计算这两条风路中各段井巷通风阻力，分别累加后即得到矿井通风最容易和最困难两个时期的最大通风阻力。（2）通风容易和通风困难两个时期位置的确定当开采一带区第一个分带时，所需风量小，通风线路短，通风阻力小，确定此时为通风容易时期。当二带区第一个分带刚投入生产时，所需风量大，通风线路长，通风阻力大，确定此时为通风困难时期。（3）沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出两个区段的摩擦阻力：（4-10）式中：hfr——摩擦阻力，Pa；L——巷道长度，m；U——巷道周长，m；——摩擦阻力系数，Ns2/m4；Q——通过该巷道的风量，m³/s；R——通风阻力系数，Ns2/m8；S——巷道断面积，㎡。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计4.5.1矿井最大阻力路线图4-4通风容易时期立体图图4-5通风容易时期网络图1．通风容易时期（如图4-4）副井井口2→5→8→15→11→14→12→23→24→地面； 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图4-5通风容易时期网络图图4-6通风困难时期网络图 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图4-7通风困难时期立体图2．通风困难时期（如图4-6）副井井口2→5→10→11→21→23→24→地面沿着风路，将各区段的摩擦阻力叠加，并考虑适当的局部阻力系数，即可算出通风容易时期和通风困难时期的通风总阻力。分别为：（4-11）表4-4通风容易时期矿井通风总阻力巷道名称支护α×10LUSRQhV 第116页中国矿业大学2011届毕业设计4形式mm㎡Ns2/m8m³/sPam/s副井混凝土20032125.644.20.00270.89.531.60井底车场锚喷9520014.313.80.01070.851.655.12轨道大巷锚喷957314.313.80.00466.716.744.83进风行人斜巷锚网1256614.614.40.004242.321.67分带运输巷支架320300014.614.40.46924270.371.67工作面锚网12526014.9150.014248.261.60回风顺槽锚喷95317114.614.40.1472484.841.67回风大巷锚喷9021813.3120.01570.875.615.90风井混凝土78.430820.4528.30.00270.810.892.50总计530.22表4-5通风困难时期矿井通风总阻力表巷道名称支护α×104LUSRQhV形式mm㎡Ns2/m8m³/sPam/s副井混凝土20032125.644.20.00270.810.351.67井底车场锚喷9520014.313.80.01070.856.125.34轨道大巷锚喷95115614.313.80.06066.7265.034.83进风行人斜巷锚网1256614.614.40.004242.321.67分带运输巷支架320300014.614.40.46924270.371.67工作面锚网12526014.9150.014248.261.60回风顺槽锚喷95317114.614.40.1472484.841.67回风大巷锚喷90131513.3120.09170.8495.586.15风井混凝土78.430820.4528.30.00270.811.842.61总计1204.73通风容易时期：=1.15530.22=609.75=1.101204.73=1325式中：，—通风容易及困难时期矿井井巷摩擦阻力，1.15，1.10—通风容易及困难时期局部阻力系数 第116页中国矿业大学2011届毕业设计4.5.2总风阻和等积孔计算通风阻力及等积孔计算（1）容易时期：总风阻为：R=hr1min/Q1min2=609.75/（4108/60）2=0.12(N.S2/m8)总等积孔：Ar1min=1.1917/R0.5=1.1917/0.120.5=3.4㎡（2）困难时期:总风阻为：R=hrmax/Qfmax2=1325/（4108/60）2=0.22（NS2/m8）总等积孔：Amin=1.1917/R0.5=1.1917/0.340.5=2.43㎡表4-6矿井等积孔表容易时期困难时期等积孔(㎡)3.42.43由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2㎡，总风阻均小于0.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。4.6矿井主要通风机选型4.6.1自然风压由于风流流过井巷时与岩石发生了热量交换，使得进、回风井内的气温出现差异，回风井里面的空气密度比进风井里的空气密度较小，因而两个井筒底部的空气压力不相等，其压差就是自然风压。矿井自然风压是借助于自然因素而产生的促使空气流动的能量。矿井自然风压的大小，主要取决于进回风侧空气的温度差和矿井的深度，温差越大，矿井越深，自然风压就越大。（1）地表气温的对于山区平硐开拓的矿井，或深部露天转地下的矿井，或井筒开拓的浅矿井，自然风压受地表气温变化的影响较大。对于竖井开拓的深矿井，地温随深度增加而增大，地面空气进入井筒与岩石发生热交换，地表气温的影响比较小，自然风压的大小虽有改变，方向不变。（2）矿井深度近似认为自然风压的大小与矿井深度成正比。深1000m的矿井，“自然通风能” 第116页中国矿业大学2011届毕业设计占总通风能量的30％。（3）矿井自然风压的计算矿井进、回风井的空气柱的的容重差（容重差又主要由温度差造成）以及高差和其它自然因素所形成的压力差称为自然风压.它对矿井主扇的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压对主扇的影响。其计算公式为：本设计利用平均密度法计算矿井自然风压。hn=(ρ1-2Z1-2－ρ2-3Z2-3－ρ3-4Z3-4)×g(4-12)式中：hn—自然风压，Pa；ρ1-2、ρ2-3、ρ3-4—分别为图中1、2、3点间的空气密度，kg/m³Z1-2、Z2-3、Z3-4—分别为图中1、2、3点间的高差(见图4.8)则冬季自然风压为：hn冬=﹝0.5×(1.23+1.29)×(546-225)－0.5×(1.29+1.25)×(-225+238)－0.5×(1.22+1.25)×(546-238)﹞×9.8=74.11Pa则夏季自然风压为：hn夏=﹝0.5×(1.16+1.23)×(546-225)－0.5×(1.24+1.22)×(-225+238)－0.5×(1.187+1.22)×(546-238)﹞×9.8=-13.07Pa本矿井冬、夏季各点空气密度如表4-7。表4-7空气密度表(kg/m³)地点季节1进风井口2225井底3238井底4风井夏季1.161.231.221.187冬季1.231.291.251.22 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图4-8矿井自然风压4.6.2主要通风机分压、风量(1)风机风压由于本设计采用抽出式通风，在冬季自然风压帮助扇风机工作，夏季阻碍扇风机工作，因此风机风压按下式计算：hfsmin=hrmin－hn+h1(4-13)hfsmin—采区通风最容易时期主扇工作风压，Pa；hrmin—采区通风最容易时期井巷总阻力，530.22Pa；hn—系统冬季自然风压，74.11Pa；h1—风机自身阻力，设计取100Pa；计算得：hfsmin=530.22+100-74.11=556.11Pahfsmax=hrmax－hn+h1(4-14)式中：hfsmax—采区通风最困难时期主扇工作风压，Pa；hrmax—采区通风最困难时期井巷总阻力，1204.73Pa；hn—系统夏季自然风压，-13.07Pa；计算得：hfsmax=1204.73+100+13.07=1317.8Pa(2)主扇风量Qf=K×Q(4-15)式中：Qf—扇工作出风量，m³/s；K—外部漏风系数，取1.05；Q—风井需风量，4108m³/min；计算得：Qf=4313.4m³/min=71.89m³/s。(3)矿井总风阻矿井总风阻由下式计算：RfS=hfS/Qf2(4-16)式中：RfS—矿井总风阻，NS2/m8；hfS—风机风压，Pa；Qf—风井风量，m³/s通风容易时期： 第116页中国矿业大学2011届毕业设计Rfsmin=hfsmin/Qf2=556.11/71.892=0.1076NS2/m8；通风困难时期：Rfsmax=hfsmax/Qf2=1317.8/71.892=0.2548NS2/m8；(4)主扇工况点工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。如图4-8所示。主要通风机工作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程hf=Rf×Qf2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期：Rfsmin=hfsmin/Qf1min2=0.11（N·S2/m8）困难时期：Rfsmax=hfsmax/Qf1max2=0.25（N·S2/m8）风机风压与风量的关系：容易时期：hfsmin=RfsminQf2=0.11Qf2困难时期：hfsmax=Rfsmax×Qf2=0.25Qf2通风容易和困难时期风阻见表4-8。表4-8通风容易和困难时期风阻容易时期困难时期0.110.25 第116页中国矿业大学2011届毕业设计图4-9通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线根据以上数据，在扇风机个体特性图表上选定风机，该矿井东区前后期风机型号均为62A14-11-No.24的对旋式轴流风机。根据62A 第116页中国矿业大学2011届毕业设计14-11-No.24的对旋式轴流风机的性能曲线，可以确定扇风机实际工况点，见表4-9。表4-9工况点型号时期叶片安装角转速(rpm)理论风压(Pa)实际风压(Pa)理论风量(m³/s)实际风量(m³/s)效率输入功率kw62A14-11-No.24容易25°750558.673572780.71198困难35°7501313159772820.802794.6.3电动机选型由于主要通风机输入功率较大，且Nmin/Nmax=198/279=0.71〉0.6，故通风容易与困难时期均选用同一型号的同步电动机。电动机的输入功率：Nei=ke×Ne0/ηe（4-17）式中：Nei——电动机的输入功率；Ne0——电动机的输出功率；ηe——电动机的效率，%；大中型同步电动机ηet=0.98；ke——电动机的容量系数，轴流式风机取1.1则：Nei=1.1×279/0.98=313kw根据电动机的输入功率以及主扇要求的转速选择型号为GR136-8的同步电动机，其详细参数见表4-10。表4-10电动机参数型号功率kw电压（V）电流（A）转速rpm启动方式GR136-8330380350750开启式4.7矿井主要通风机选型4.7.1矿井反风措施及装置矿井生产过程中如果在进风井附近进风巷道中发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸等事故时，为避免CO、CO2等进入工作区域，危及井下作业人员及设备安全，要求主要通风机能够使井下风流反向，避免灾害或事故扩大。此过程叫反风。反风装置就是使矿井风流反向的设施、设备，《煤矿安全规程》规定：“生产矿井主要通风机必须在10分钟内完成反风。并且达到正常风流的40%。”4.7.2矿井反风设施布置、方法及安全可靠性分析 第116页中国矿业大学2011届毕业设计目前我国常用的反风方法有两种：一是利用反风道反风；二是利用主要通风机反风。设计矿井所选的通风机是双级叶轮轴流式矿井主要通风机。叶片型线为机翼扭曲式，安装角度在20～50之间无级可调。当需要反风时可使通风机直接反转，不需要调节通风机的任何装置为缩短通风机的正反风交替时间，通风机上备有刹车装置。通风机与电动机之间调心连轴器通过传动轴直联。通风机的直接反转风量达到60%，部分超过75%。区域性反风和局部反风如果一个采区或一个工作面发生事故，需该区域的风流方向局部发生改变，以免事故扩大，而不需整个矿井反风，此时应实行局部和区域性反风。反风时通过风门、风桥、风墙等通风设施把区域或局部通风系统对调，达到反风目的，增强采区和工作面的抗灾能力。4.8概算矿井通风费用1）电费（W1）吨煤电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用下式计算：(4-18)(4-19)(4-20)式中:――吨媒电费，元/；――主要通风机年耗电量，；――电价，元/；――矿井年产量，；――局部通风机和辅助通风机的年耗电量，；――通风机的最大功率，；――变压器效率，可取0.95；――电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆耗损，在0.9～0.95范围内选取。吨煤其他通风费用见表4-11设计矿井的一套机房所有的通风设施造价总机300万元。回收率4%，服务年限为25年，年折旧费为万元。则吨煤通风设备折旧为：23.06/400=0.057元/吨 第116页中国矿业大学2011届毕业设计根据生产经营指标通风设施年维护费为：24万元/年则吨煤通风设备维护为：8/400=0.06元/吨通风设备折旧和维修费0.057元/吨+0.06元/吨=0.117元/吨。通风器材购置维修费：所有通风器材购置按80万计算。则吨煤通风材料消耗费为：80/400=0.2元/吨井巷工程折旧、维修费：风井430元/米回风顺槽450元/米专为通风服务的井巷维护费为：万元/吨则吨煤井巷维护费为：164.24/400=0.4106元/吨。通风人员工资：根据工资制度和人数计算一年工资支出100万元。吨煤工资为：100/120=0.83元/吨表4-11通风费用列表费用项通风设备折旧和维修费井巷工程折旧、维修费通风器材购置维修费通风人员工资合计单价（元/t）0.1170.41060.250.831.6076则吨煤通风成本为：0.195+1.04+0.25+0.83+10.76=2.3676元4.9安全灾害的预防措施4.9.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施本矿井按低瓦斯矿井设计。但在矿井建设和生产中应加强对各煤层瓦斯的监测工作，以避免发生瓦斯爆炸。（一）防止瓦斯积聚措施1、健立稳定、合理、可靠的通风系统本矿井为新建矿井，设计通风方式为抽出式、通风系统为中央并列式，符合本矿井煤层赋存条件和开拓布置要求。风井配备高效通风机满足井下风量需求，通风机在合理区域内运行。初期供风距离近，系统简单，通风系统稳定。希望本矿井在今后生产中做好以下工作：(1)制定通风系统管理标准，根据各项指标对通风系统可靠性进行评价；(2)杜绝通风系统中平面交叉、采区内部上下两头进风、不合理串联通风、扩散通风、老塘通风；(3)巷道贯通后及时调整通风系统，防止风流紊乱。2、保证工作面有充足的风量 第116页中国矿业大学2011届毕业设计一是矿井坚决执行以风定产，严禁超通风能力开采；二是明确工作面配风标准，对确定为瓦斯异常区的采、掘工作面在正常配风量标准的基础上再进行增加；三是严格掘进供风管理，风筒出口到工作面距离应在作业规程中明确规定，杜绝风筒出现破口、挤压、接头漏风现象。3、杜绝掘进工作面停风加强掘进工作面供风管理，杜绝无计划停风，设计综掘面配备FDⅡ№6.3/22×2型双风机双电源局部通风机，普通掘进工作面配备FDⅡ№5.6/15×2型双风机双电源局部通风机，能实现主风机停止运转，备用风机自动进行切换运转功能，杜绝工作面停风现象，并需设专职局扇司机，每班交接班前对风机自动切换情况进行试验；同时，执行有计划停风制度，对需要检修停风的工作面提前编制有计划停风通知书，撒出全部人员、设备停电后，方可停风，在恢复通风前，按规定排放瓦斯。4、积极开展瓦斯地质研究预防瓦斯事故要积极进行瓦斯地质研究。在煤层揭露后选取有代表性的煤层和地点进行采样，对数据进行分析处理，研究得出瓦斯地质数学模型，预测没采区域瓦斯含量情况。根据实际瓦斯涌出情况和瓦斯地质研究数学模型，划分确定瓦斯异常区，制定瓦斯异常区装备管理标准，在开采异常区域时，按照标准进行装备管理，提高工作面供风量，安设瓦斯监测探头，配备专职瓦斯检查员等。5、其它巷道防止瓦斯积聚措施(1)独头巷道扩散通风距离不超过6m，且巷道宽度不得小于1.5m无瓦斯涌出，并经常检查其瓦斯是否超限；(2)所有巷道风速必须符合《煤矿安全规程》要求；(3)己报废巷道、硐室，将较长时间不用的巷道、硐室或硐室的某一部分，必须及时密闭，并设置警示标志，经常检查密闭效果。（二）瓦斯积聚的处理在矿井生产过程中，因地质条件、开采技术和通风管理等因素的影响，不可避免地会出现瓦斯积聚现象。瓦斯积聚一般发生在采煤面上隅角、停风的巷道、启封盲巷、临时停风巷道等地点。1、上隅角瓦斯积聚的处理由于风流在采煤面上隅角形成涡流，同时该处风速较低，而瓦斯比重比空气小，浮在空气上部，生产过程中涌出的瓦斯易积聚在上隅角，不易被风流带走，因此上隅角最易发生瓦斯积聚。可采取如下措施：(1)在回采工作面与回风巷联接处(上隅角)附近设置抗静电帆布风幛，迫使一部分风流清洗上隅角，防止瓦斯聚集。(2)加强安全监测管理，随时监测瓦斯情况，超限时及时切断工作面电源；(3)加强瓦斯检查，配备业务水平高、责任心强的专职瓦斯检查员；(4)加大采煤面倾斜方向与回风巷的角度，使风流流经上隅角的面积尽可能的大一些；(5)加强超前支护，保证回风巷通风断面；(6)在上隅角安设喷雾设施，及时消灭产生的摩擦火花。2、掘进工作面瓦斯积聚的处理 第116页中国矿业大学2011届毕业设计在掘进巷道中最常遇到的瓦斯积聚形式有巷道顶板附近；钻孔中和打钻时的孔口附近。通常掘进工作面只要供风充足，涌出的瓦斯会随风流及时排出，一般不会发生瓦斯积聚。除采用独立通风外，防止瓦斯积聚尚需采取以下措施：(1)消除巷道顶板附近的措施保证巷道风速，在一般瓦斯涌出情况下使顶板处的风速不小于1.0m/s。巷道掘进时，对超挖部分以不燃材料填实，消除空洞。(2)防止打钻时的瓦斯局部积聚采取保证打钻巷道的供风量，采取在巷道中安设风幛、倾斜挡板等方法增加钻孔孔口附近的风速等措施。(3)掘进工作面局扇必须设置在进风口侧新鲜风流中，距掘进巷道回风口不得小于10m处，防止产生循环风，风筒出风口应随工作面掘进及时移动，确保掘进工作面有足够风量。3、启封盲巷瓦斯积聚的处理本矿井虽为新建矿井，但在今后的生产过程中仍存在因需要启封密闭巷道(即盲巷)，由其位于采空区或回风道附近的巷道的时候。如果对这些巷道采取处理不当，后果将不堪设想。因此，在启封盲巷恢复通风时，严格执行瓦斯排放制度，保证了瓦斯安全排放。4、临时停风巷道的处理临时停工的工作面要保持正常通风，对因故临时停风的掘进工作面，应立即撤出人员，切断电源。根据《煤矿安全规程》，制定符合本矿井停风巷道防爆措施。结合其它生产矿井的经验，一般有停风时间不超过8h的要打栅栏，停风1个月内的要设置板闭，长期停工和停风时间超过1个月的，必须进行砖闭。临时停风的掘进工作面在恢复通风前，必须按规定检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。（三）控制和消除引爆火源主要控制措施：第一点是防爆电气设备必须取得合格证，入井前需由专门的防爆检查员进行安全检查，合格后方可入井；第二点是防止电缆碰撞、急弯、划伤、刺伤等机械损伤；第三点是电缆导线连接要牢固，无明接头，有过电流和漏电保护；第四点是设置保护接地和漏电保护装置，定期进行预防性试验，发现漏电要及时处理；第五点是按程序操作电气设备，严禁带电维修电源开关闭锁和搬迁电气设备、电缆电线，做到日常维护检修和巡回检查相结合。1、防止放炮引燃瓦斯放炮工作涉及炸药领退、编号、导通、脚线扭结、炸药运送、预制炮头、打眼定炮、联炮、联线放炮等十几道工序，每天都要反复操作，如果某一环节出现问题，尤其是现场放炮环节出现问题，在瓦斯异常区就可能发生瓦斯事故。因此，要加强放炮管理，抓好放炮的每一道工序、每一个环节。做到：一是严格执行一炮三检制度，认真检查放炮前后的瓦斯情况；二是放炮前后冲刷煤尘；三是坚持使用水炮泥，黄泥封孔；四是正规放炮操作程序，严格执行放炮管理规定；五是加强雷管导通工作，杜绝不合格的雷管出库。2、消灭井下火源的其它措施(1)采区内电器设备均采用防爆型；弱电设施为本安型。生产过程中应加强机械及电器设备的管理，按照《煤矿安全规程》的规定周期进行各项检查、测定和调整，保持其各项性能完好。按照作业规程进行操作，防止机械磨擦及碰撞引起火花及电火花。(2)必须使用安全炸药，采用水炮泥，在放炮前后仔细检测瓦斯浓度，在瓦斯浓度达到1%时，严禁装药爆破，严禁违章作业。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计(3)巷道所用风幛必须用不透气、抗静电、不延燃、耐撕裂的材料制造，以防静电引起火花引发瓦斯及煤尘爆炸。(4)井口房和通风机房附近20m内，不得有烟火或用火炉取暖。(5)井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。(6)井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定专门安全措施。(7)严禁在井下修理矿灯。(8)井下工作人员必须严格遵守《煤矿安全规程》及各工种有关规定。(9)采用湿式打眼，防止火花产生。(10)井下各供电系统采用中性点不接地系统，在各采区变电所、配电点及机电硐室等处均设置局部接地极，通过接地线、电缆铠装外皮及接地芯线将上述接地极接成一完整接地网，该网的任一处接地电阻均不得大于2Ω。井下高、低配电设备均设有选择性漏电保护装置。(11)各种电气设备及测量仪器、仪表的使用、检修均应严格按《煤矿安全规程》及有关工种的有关规定执行。(12)加强井下电气设备及机械设备的维护管理。(13)采掘工作面及其它作业地点风流中瓦斯达到1％时，必须停止用电钻打眼及一切施工。(14)对因瓦斯浓度超过规定应切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1％以下时，才可通电启动。4.9.2预防井下火灾的措施工作面采完后，在运输、回风顺槽等处砌筑密闭。要求密闭内注满砂，每个密闭10m长，注砂量约167m³。正常注砂要求在三个小时之内注完一个密闭，非正常情况下要求能在二个小时之内注完一个密闭。扎煤公司现有生产矿井废弃巷道封闭均采用水沙充填方式处理，按照水沙充填要求铺设管路，均采用D159×10的无缝钢管。（二）氮气防灭火1、氮气防灭火的技术要求氮气既可以用作预防性注氮也可以用作灭火性注氮。放顶煤开采有自然发火倾向煤层注氮气要求连续注入，并且注氮量、注氮高顶步距符合要求，考虑因素有：自燃发火期长短，工作面长度，工作面推进度，工作面配风量。2、注氮流量计算（1）按产量计算QN＝〔A/（1440ρtn1n2）〕×（C1/C2－1）＝19.46m³/min（2）按采空区氧化带氧浓度计算QN＝〔（C3－C2）Qv〕/（CN+C2－1）＝20m³/min（3）按瓦斯量计算 第116页中国矿业大学2011届毕业设计QN＝Qc·C/（10-C）＝13.2m³/min式中，QN—注氮流量，m³/min；A—年产量，500×104t；t—年工作日，取330d；ρ—煤的密度，1.32t/m³；n1—管路输氮效率，取0.95；n2—采空区注氮效率，取0.85；C1—空气中的氧浓度，取20.8％；C2—采空区防火惰化指标，取7％；K—工作面回采率，80％；Qv—采空区氧化带的漏风量，取10m³/min；CN—注入氮气中的氮气纯度，取97％；C3—采空区氧化带内原始氧浓度，取15％。上述流量计算的最大值为20m³/min，考虑1.2的安全备用系数，流量为24m³/min，即1440m³/h。3、注氮工艺系统及设备的选择注氮方法为综放工作面采空区埋管注氮气。为了减少采空区氮气外漏，上下隅角处设有挡风帘。制氮机本身带有检测氮气浓度的装置，另外也通过对采空区埋管取样化验分析检测注氮后的气体。本矿井选用JXZD-800井下移动式制氮装置2组，能同时联合运转。每组产氮量800Nm³/h,工作压力0.05～0.6Mpa，耗电量222kW，外型尺寸（4.1×1.5×1.5）×5m。4、注氮管路的选择每组装置出口管路按公称通径80mm考虑，壁厚取4mm，则出口管路选取83×4，2组管路并联后管路内径按125mm考虑，壁厚取4mm，则出口管路选取133×4，长度共2900m。（三）井下灭火器配备根据《矿井防灭火规范》第27条，“井底车场、机电硐室、火药库、风动工具清洗硐室等火灾隐患严重的地点，必须配备足够数量的灭火器材”。本矿井配备了足够数量的干粉灭火器、泡沫灭火器、灭火手雷、阻化剂等。4.9.3防水措施本矿井下产生粉尘的地点主要包括：综采放顶煤工作面，各类巷道掘进工作面，原煤运输装载、卸载、转载地点。为降低全矿井粉尘产生总量及其扩散范围，除了对重点粉尘源进行有效的控制外，要从整体上对粉尘采取综合防治措施，并加强井下人员的个体防护。井下洒水管路要经过各扬尘地点，并保证管路的畅通和洒水压力。井下煤仓放煤口及各带式输送机卸载、转载处均设喷雾装置或除尘器，作业期间进行洒水降尘。煤仓不得放空，更不能作为风流通道使用。对于粉尘聚积处要定期清理，并撒布岩粉，避免聚积的粉尘重新扬起。监测各通风风路的风速，发现风速超限要及时处理，减小由于通风需要而增加的扬尘。定期对主要大巷进行除尘刷浆。同时要经常检测煤(粉)尘的浓度。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计另外，对于井下经常接触粉尘的采煤机司机和锚喷工作的喷浆工、搅拌工等均采取了个体防护措施，配备了防护用品，即配备防尘口罩、防尘安全帽和使用压风呼吸器等个体卫生及安全防护措施。（1）采煤工作面除尘综采放顶煤工作面是本矿产生粉尘和扩散粉尘的重点之一，采煤机的割煤过程和液压支架放顶煤过程中都将产生大量煤尘，在风流作用下，飘浮于采煤工作面及回风顺槽中，与同时产生的瓦斯混合，成为产生爆炸事故的极大隐患。按照《煤矿安全规程》的要求，采煤机必须装配内、外喷雾装置，且内喷雾压力不小于2Mpa，外喷雾压力不小于1.5Mpa，因故不能喷雾时，采煤机不允许作业。液压支架放煤口安设喷雾装置，在降柱、移架或放煤操作时同步喷雾降尘。（2）掘进工作面除尘掘进工作面是产生粉尘的另一个重要地点，本矿岩巷采用普通掘进法施工，凿岩机(或煤电钻)打眼、放炮爆破、装岩机(装煤机)装岩除渣等作业过程都能产生大量岩(煤)尘。按照《煤矿安全规程》的规定，掘进过程中必须采取湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水和净化风流等防尘措施。半煤岩巷、煤巷采用综掘施工，按照《煤矿安全规程》的要求，掘进机必须装配内、外喷雾装置，且内喷雾压力不小于3Mpa，外喷雾压力不小于1.5Mpa。综掘工作面防尘主要采用综掘机内外喷雾装置防尘，并配备KC型掘进机除尘器。掘进工作面局扇、混凝土喷射机安装通风除尘器。作业人员必须佩戴防尘保护用品。（3）转载运输的防尘1、装车机、带式输送机、刮板输送机、转载机等的转载点上均配备自动喷雾洒水等防尘装置，作业时自动开启降尘装置。2、回风顺槽靠近出口及距工作面50m内、装煤点下风方向15～25m处、带式输送机巷、刮板输送机顺槽及巷道、采区回风下山、承担运煤的进风巷、等处设置一道风流净化水幕。（4）通风防尘加强通风管理，严格控制风速，风速的大小是影响空气中粉尘浓度的一个重要因素风速过大，会将堆积煤尘吹起，风速过小，会影响工作面的风量。因此在工作面投产初期，利用通风设施对工作面的风速、风量进行调节，达到合理的风量和风速。（5）防止粉尘聚集定期冲洗和清扫巷道，防止粉尘聚集。（6）个体防护对接触粉尘多的工种，如锚喷、采掘工人等，要求配备个体防护用具(如防尘面罩等)，减少粉尘危害。4.9.4预防井下水灾的措施矿井正常涌水量为500m³/h，最大涌水量为900m³/h。经对勘探获得资料及邻近生产矿井水文资料综合分析，区内地形平坦，地表径流差，大气降水及春汛期冰雪融化，易于积聚，区内地表水系发育，新开河纵贯全区，地下水与大气降水、地表水关系密切。第四系地层广泛覆盖于煤系地层之上，大气降水和地表水通过垂直渗透于第四系砂层，煤田西侧地形较高，分布面积广，煤系地层倾角平缓，煤层及各含水层露头接受大气降水和地表水的垂直、顺层补给和顺层排泄 第116页中国矿业大学2011届毕业设计为了预防生产过程中可能发生的突水事故，设计采取了预先打探水钻措施，措施如下：（1）矿井开拓、开采所采取的安全保证措施根据本矿井煤层赋存条件和水文地质条件，在矿井开拓开采方面采取以下防治水安全保证措施：1、配备足够数量的探放水和注浆堵水设备；2、留设井田边界煤柱和大巷隔离煤柱；3、井下排水系统包括排水泵房、水仓、水沟、排水管路等排水设施，并保证足够的排水能力；4、采掘时可能遇到构造时，应提前进行探放水，查明水文地质条件，采取必要的疏放水措施；5、加强井下前兆观察，如有异常，应及时采取有效措施；6、随着开采深度的增大，井下涌水量将增加，井下排水能力应随之调整；7、在积水巷道应做好排水工作，保证运输畅通；8、采煤工作面提前一年准备完成，然后向煤层顶板打钻孔，将煤层顶板含水层里可能影响生产的水提前放出，降低生产时工作面涌水量。该措施在扎煤公司已经应用比较普遍，并取得了较好效果。（2）防水安全煤(岩)柱留设根据地质报告及批复文件，Ⅰ煤组顶板及煤层含水层水量较大，且存在与地表水沟通可能，故将Ⅰ煤组列为暂不能利用储量，兼作为防水煤柱。（3）井下探放水措施1、探放水原则采掘生产必须执行“有疑必探，先探后掘”的原则，本矿采掘生产遇到下述情况时必须采取探水措施：（1）接近或穿越含水层、断层、含水裂隙时；（2）接近封闭不良的钻孔时；（3）接近各类防水煤柱或打开隔离煤柱放水时；（4）接近水文地质条件复杂地段，采掘工作遇到有突水征兆时；（5）接近有水或有稀泥的灌浆区时；（6）采掘地点受顶底板承压含水层威胁，煤(岩)柱厚度小于安全值时；（7）采煤工作面提前一年准备完成，向煤层顶板打钻孔，提前释放煤层顶板含水层里可能影响生产的水。2、探放水设备本矿探放水设备选用MAZ-200探水钻机。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计5.矿井安全技术措施5.1矿井安全技术概括5.1.1矿井瓦斯涌出概况（1）概括与本井邻近生产井均为低瓦斯矿井。本井勘探阶段采集了6个孔13个瓦斯测试结果，Ⅱ1煤瓦斯含量为0.30ml/g，Ⅱ2煤瓦斯含量为0.30ml/g。根据井筒检查钻瓦斯鉴定资料，L3孔Ⅱ1煤瓦斯含量总计为0.53ml/g，Ⅱ2煤瓦斯含量总计为0.52ml/g。因此，本井按低瓦斯矿井设计。（2）防治措施将瓦斯浓度控制在合理的范围内，搞好通风；减小高于最低点燃能量的热源存在的时，并且要小于瓦斯的引火感应期；瓦斯-空气混合气体中的氧气浓度小于12％5.2矿井火灾5.2.1煤矿自然发火概括与本井邻近生产矿井Ⅱ1煤和Ⅱ2煤属容易自燃煤层。根据井田内着火点的测试结果，Ⅱ2煤还原样燃点为315°C，其余煤层均小于305°C。故本井Ⅱ1、Ⅱ2煤属容易自燃，自燃发火期为1～6个月。目前用于防灭火方面的材料主要有阻化剂，阻化剂选择有氯化铵、尿素、氯化钙、碳酸氢氨等组成；黄泥浆，浆液水土比不大于6∶1及注胶，胶液配方为：水玻璃：促凝剂：水=7.5：5：87.5。使用效果良好，且经济合理。主要采用注阻化剂或喷洒阻化剂进行防火，利用矿车或自制箱体为储备容器，配备注水泵组成阻化剂压注系统，向煤壁压注或向采空区喷洒阻化剂阻化剂；采前煤层注水；采中随采随注、埋管注浆及采后补浆，回采过程中必须随采随注，采煤工作面要留出注浆时间，每推进一个循环，必须注浆一次，并确保注浆质量，尤其是采面开切眼、轨道顺槽、运输顺槽、初次放顶前和初次来压期间要增加注浆量，对于防火形势严峻的，通过采空区预先埋管注浆，密闭后进行补浆。5.2.2矿井自燃发火分析1)煤炭自然倾向性的影响因素(1)煤化程度：各种煤化程度的煤都有发生自燃的可能性。煤化程度愈高的煤，自燃倾向性愈小。但煤化程度最低的褐煤最易发火。在烟煤里以煤化程度最低的长焰煤和气焰煤最易自然，贫煤则难以自然。在煤化程度高的无烟煤矿井自然火灾较为少见。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计但从生产实践可以看出，煤化程度相同的煤，有的具有自燃特性，有的难以自燃，因此，煤化程度不是判定煤炭自燃倾向性大小的唯一指标。(2)煤岩成分组成煤炭的四种煤岩成分中，暗煤硬度大，难以自然，亮煤和镜煤脆性大，易破裂有较高的自然性。丝煤结构松散，着火温度最低(190°C-270°C)。正是由于它们的微空和松散结构所以吸氧性较强。在常温下，丝碳是自热的中心，在煤的自然中起着火源的作用，而镜煤和亮煤灰分低，脆性最有利于煤炭自然的发展。与本井邻近生产矿井Ⅱ1煤和Ⅱ2煤属容易自燃煤层。根据井田内着火点的测试结果，Ⅱ2煤还原样燃点为315°C，其余煤层均小于305°C。故本井Ⅱ1、Ⅱ2煤属容易自燃，自燃发火期为1～6个月。2)矿井发火规律分析自燃发火是一种复杂的物理化学现象，到目前为止，还没有一种完善的理论能详尽无遗地解释自燃的全部过程和相应的现象。从生产管理的角度看，可以暂不追究煤炭自热、自燃演变的微观物理化学过程，但是，通过无数次自燃发火事例的分析可以发现，形成自燃发火必需具备以下四个基本条件：(1)可燃物：自燃倾向性煤呈碎裂状态并集中堆积存在；(2)通风供氧：有含氧量较高的气体流经碎裂煤体；(3)蓄热环境：气流速度适中，使碎裂煤体有积聚氧化的环境；(4)维持煤的氧化过程不断发展的时间。完整的煤体只能在其表面发生氧化，氧化生成的热量少且不易积聚，所以不会自燃。相反，煤受压时引起煤分子结构变化，含氧游离基增加；另外，破碎程度越大，氧化表面积就越大，也就越容易自燃。所以煤矿自燃发火大多发生在采动后的空间或受采动影响而被压裂的煤柱内，因此灭火工作就有它特殊的困难。煤炭自燃经常发生的地点有：有大量遗煤而未及时封闭或封闭不严的采空区，特别是采空区内联络眼附近和停采线处；巷道两侧和遗留在采空区内受压破坏的煤柱；沿底掘进的煤巷，造成顶煤松动、垮落形成的空顶区；巷道内堆积的浮煤或煤巷的冒顶、垮帮处。像矿井Ⅱ1煤和Ⅱ2煤层这样发火期短的煤层在回采过程中，采空区遗煤或煤柱往往会由自热发展到自燃，说明这些地点具备了适当的漏风条件，既供应了充分的氧气，又使氧化生成的热量易于积聚，使煤温逐渐升高而达到自燃。3)矿井煤层发火危险程度分析煤炭自然倾向性是煤的一种自然属性。实践证明，它取决于在常温下的氧化能力，是煤层发生自然的基本条件。然而在现实中，一个煤层或矿井自然发火的危险程度并不完全取决于煤的自然倾向性。(1)矿井开拓开采条件井田含两个可有经济开采价值的可采煤层有Ⅱ1、Ⅱ2煤厚分别为14.4m、20.6m，本井勘探阶段采集了6个孔13个瓦斯测试结果，Ⅱ2－1煤瓦斯含量为0.30ml/g，Ⅱ3煤瓦斯含量为0.30ml/g。根据井筒检查钻瓦斯鉴定资料，L3孔Ⅱ2－1煤瓦斯含量总计为0.53ml/g，Ⅱ3煤瓦斯含量总计为0.52ml/g。因此，本井按低瓦斯矿井设计。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计根据6个褐煤层、3个长焰煤层的煤尘爆炸测试结果，均有爆炸性。与本井邻近生产矿井爆炸指数为42.9%，具有爆炸危险性。因此，本井煤尘有爆炸危险性。大巷及采区上山均布置于煤层底板岩石中，采区巷道采用集中联合布置。为保证生产正常接替，前期及后期均设两个岩石掘进头掘进大巷及两个煤巷掘进头。(2)矿井通风条件结合本矿井的地质条件，因为矿井走向长度大于4km，而且煤尘具有爆炸性，自然发火期为1-6个月，故不可选用中央并列式通风；煤层赋存稳定，设计矿井年产量为400万t，通风要求即可改善通风条件，风流线路短阻力小。漏风少，网络简单，风流易于控制，便于主要通风机选择可选用分区式由于该矿井采用单一工作面集中生产故选择分区式通风。矿井地质条件简单，开拓条件较好，且采用了漏风小，通风能力强的分区式通风，因此使煤炭开采过程中自然发火危险性有所降低。但由于矿井煤层自然倾向性非常强，因此煤层仍有自然发火危险。4)矿井早期预报自然发火的方法煤炭自燃火灾早期预测预报主要有测温法和气体分析法两种。(1)测温法测温法是根据煤炭在氧化自燃过程中产生一定的热量，使周围的煤岩和空气温度升高的性质，通过检测煤岩和环境温度来判断煤炭的自燃程度，进行早期预测预报。(2)气体分析法气体分析法是依据煤炭在氧化自燃过程中，除放出一定热量外，同时还要热解释放出CO、C2H4等碳氢类气体的特点，通过检测分析采、掘空间是否有煤炭自燃而产生的气体产物，进行煤炭自燃的早期预测预报。上述两种方法，气体分析法是目前国内外较为广泛使用的一种方法。但是测温法和气体分析法结合起来，更能够预测出煤炭自热发火的程度。煤炭热解时，产生的气体产物种类及其与温度之间的对应关系随矿井和煤质的不同而异。因此，利用气体分析法预报自燃发火成功的关键是，在现场采取煤样，通过热解实验寻找适合常村矿的指标气体。5)预防煤炭自然发火的措施设计矿井目前主采煤层为Ⅱ1、Ⅱ2煤层，属容易自燃煤层，由于深部开采，地压大，煤层破碎，故造成开采、掘进遗留煤柱多，浮煤容易吸入氧气积热氧化从而诱发自燃火灾，同时地温高，煤的自然水份少，自燃倾向性大，最短发火期为1-6个月，被省煤炭工业局定为A级隐患。灭火工作的重点是采煤工作面采空区遗煤自燃发火，重点防治地点为各采煤工作面。(1)合理的开采方法①合理安排开采顺序，采区开采顺序遵循先进后远，先上后下的原则，尽量减少形成“孤岛”工作面。②合理布置巷道，开采过程中杜绝留顶煤。对拉面向前推进时，采面要合理布置，防止老塘漏风。③回采过程中要加快回采速度，提高回采率，以使采空区中自热(燃)带稳定时间小于煤层自燃发火期，在时间上和空间上尽量减少煤炭的积热氧化。④工作面采用后退式开采，回采过程中必须沿顶开采，不得任意留设或丢失顶煤；采空区浮煤要清理干净，不留浮煤；不得任意留设设计外煤柱，尤其是遇到断层时。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计⑤工作面接顶作业时，不得将板皮、道木等可燃物放于网上面，回柱放顶前应回尽采空区内的木刹、板皮等可燃物。⑥工作面上、下隅角每推进50m各施工一道黄泥墙，以减少采空区漏风。回风隅角温度过高时，必须立即采取注水、注浆等措施进行降温。⑦采煤工作面进、回风巷内应预先砌好留有门洞的防火墙，门洞附近均放置以备封预备封防火墙的门扇、木板，木板要逐次编号，摆放整齐。⑧严禁超越停采线开采，停采线预留煤柱宽度不得低于25米，以保护好密闭及其两侧的巷道，使煤体少被压裂，以防煤体压裂后漏风。⑨采掘过程中遇到高冒区，及时汇报生技科和安全科，由生技科牵头组织施工，必须用不燃性材料全部充填密实，通防监区负责对充填地点进行经常性的温度和气体检测。⑩掘进巷道内任何地点出现35°以上高温时，必须及时汇报调度室和安全科，以便采取措施，及时进行处理。(2)通风方面的措施①采区设有独立通风系统，严格实行分区通风，防火抗灾能力强，通风系统稳定可靠。②加强采区通风设施的日常管理工作，确保采区通风系统的稳定、可靠。③采区内的风门均安装闭锁装置，实现风门闭锁，使一组风门不能同时敞开，确保风流稳定。④采面的风量按规程规定的下限配给。⑤及时密闭采空区，防止老塘漏风，搞好沿空顺槽的喷涂堵漏处理。加强煤体超前注水，以利于煤体降温，防止煤炭积热氧化。5.2.3预防性灌浆防灭火预防性灌浆就是就是将水浆按一定的比例混合，制成一定浓度的浆液，借助输浆管路送往可能发生自然的采空区，以防止煤炭自然的发生。《煤炭安全规程》规定：“开采有自然发火的煤层，必须对采空区进行预防性灌浆”。1)灌浆方式的确定我国煤矿采用的预防性灌浆的方法多种多样，大体可分为：采前灌浆、随采随灌、采后灌浆等三种类型。(1)采前灌浆：所谓采前灌浆即是尚未开采先行灌浆。这种灌浆方法是针对开采老窑多、易自燃、特厚煤层发展起来的。(2)随采随灌：随着回采工作面的推进，同时向采空区灌浆。其作用一是防止遗留在采空区内的浮煤自燃；二是胶结顶板冒落的矸石，形成再生顶板，为下分层开采创造条件。另外，它还具有防尘、降温的作用。随采随灌的方法根据采区巷道布置方式的不同，顶板岩石冒落情况不同有多种多样。如埋管灌浆、插管灌浆、洒浆、打钻灌浆等。(3)采后灌浆：开采自然发火不是十分严重的厚煤层时，可在工作面采完后，封闭停采线的上下出口，然后，在上部密闭墙上插管灌注泥浆。其目的一是封闭采空区，其次是充填最易发生自燃火灾的停采线，以防止自燃火灾的发生。 第116页中国矿业大学2011届毕业设计设计矿井自然发火严重，采煤后需对采空区及时处理，本设计利用随采随灌的方式进行灌浆。该方式在回风道埋管灌浆工艺简单，使用方便。如图5-2-1所示。当工作面向前推进时，沿回风巷临时构筑支架以保护埋入冒落区的注浆管路，灌浆管埋入冒落区10~15m，随着工作面的推进，用回柱绞车向外牵引。图5-1埋管灌浆及洒浆示意图1—工作面运输巷；2—回风巷；3—输浆管路；4—埋入采空区的注浆管；5—洒浆胶管；6—工作面上隅角；7—维护回风巷的临时木垛2)浆液制备与输送(1)浆液材料选择土源距离煤矿风井3km，土质优良，容重1.3t/m³，属于亚黏土，塑性指数12，取土方便，矿井轻轨车可直接到达取土地点。这里利用黄土作为灌浆材料，采用机械取土制浆，建立集中灌浆站、泥浆搅拌池制备泥浆。为了提高泥浆质量，加大泥浆浓度，在制浆前将黄土充分浸泡使之粉化后再进行搅拌。(2)制浆工艺流程地面制浆工艺流程如图5-2所示。图5-2地面制浆工艺流程1-取土矿车2-轻便轨道3-储土场及栈桥4-水枪5-输水管6-自流泥浆沟7- 第116页中国矿业大学2011届毕业设计泥浆搅拌池8-输浆管9-风井10-水源泵房11-绞车房12-取土场制备的泥浆在搅拌池内再放置半小时左右，使之沉淀，澄出清水，保持最大浓度，再灌入井下。高浓度泥浆送入井下，隔绝供风，阻断煤炭自热、自燃过程。(3)泥浆水土比制备泥浆时，土水比大则泥浆浓度大，其黏度、稳定性与致密性越大，包裹效果越好。但水土比过大容易使管路堵塞。水土比过小则耗水量大，矿井涌水量增加。为使注浆效果达到最好，设计采用的土水比为1：4。(4)输送倍线的计算预防性灌浆一般是靠静压作动力。灌浆系统的阻力与静压动力之间的关系用输送倍线表示。泥浆的输送倍线是指从地面灌浆站至井下灌浆点的管线长度与垂高之比，即：N=(5—1)式中：N—输送倍线L—进浆管口至灌浆点的距离，mH—进浆管口至灌浆点的垂高，m一般情况下，泥浆的输送倍线值最好在5~6范围内变化。倍线过大，则相对于管线阻力的压力不足，泥浆输送受阻，容易发生堵管现象；倍线过小，泥浆出口压力过大，对泥浆在采空区内的分布不利。风井地面标高+545.00m，井底位于+238水平，工作面为+245m，风井到首采工作面回风巷入口距离为1600m。N=2692/545=4.94≈53)灌浆量的计算预防性灌浆量主要取决于灌浆形式，灌浆区的容积，采煤方法等因素。采前预灌、采后封闭停采线都是以充满灌浆空间为准。(1)制浆用土量的计算：Qt1=KmLHC(5—2)Qt2=KmlHC(5—3)式中：Qt1—灌浆用土量，m³Qt2—日灌浆用土量，m³/日G—日产量，t/日γ—煤容重，t/m³m—煤层开采厚度，mL—灌浆区的走向长度，ml—日进度，mH—灌浆区的倾斜长度，mC—煤炭回收率，%K— 第116页中国矿业大学2011届毕业设计灌浆系数，即泥浆的固体材料体积与需要灌浆的采空区空间容积之比。这里取K=0.1。Qt1=0.1×1600×215×3.8×0.85=111112m³Qt2=0.1×5.6×3.8×215×0.85=389m³/日(2)制浆用水量计算Qw1=kwQt3δ(5—4)Qw=kwQtiδ(5—5)式中：Qt3—灌浆用土量δ—土水比倒数，取5kw—冲洗管道用水量备用系数，一般1.10~1.25,本设计取1.15Qw1—日灌浆用水量Qw—灌浆总用水量Qw1=1.15×389×5=2237m³Qw=1.15×111112×5=638894m³(3)灌浆量计算Qj=(Qti+Qw)μ(5—6)式中：μ—泥浆收缩系数。其取值见表5-1。表5-1泥浆收缩系数表土水比1:11:21:31:41:51:6浆液容重1.451.31.21.161.131.11泥浆收缩系数0.7650.8450.880.910.930.94平均日灌浆量Qj=(Qt3+Qw)μ=(389+2237)×0.93=2442m³总灌浆量Qj=(Qti+Qw)μ=(111112+638894)×0.93=679506m³4)灌浆管道系统(1)灌浆管道布置如安全措施图所示，采用集中灌浆站，泥浆输送管道由风井进入，经总回风大巷到采区回风巷、工作面回风巷，再到工作面上隅角，进行埋管灌浆，或工作面洒浆（如图5.1）。从地面直到井下灌浆点铺设专用管路担负输浆任务。管路系统为：泵房→风井→回风巷→首采面顺槽→工作面采空区(2)管径计算由流体力学公式得 第116页中国矿业大学2011届毕业设计Q=vSS=d=(5—7)V=V0—使泥浆中固体颗粒顺利流动而不发生沉淀或堵塞的最小流速。一般为1~3m/s。本设计取2m/s。d==(5—8)Qj=Q`j/nt式中Qg—通过管子的流量n—工作班数，因是两班半采煤半班准备，所以取2.5t—每班各种时间，取8小时Q`j—平均日灌浆量Qj=2442÷(2.5×8)=122m³/h输浆管内径dp为：dp=0.0188Qg/Vp=0.0188√122/2=0.1468m=146.8mm根据钢管规格表，预选φ168×10无缝钢管，则输浆管干管内径dp=168-2×10=148mm验算流速V===1.97m/s　符合要求同理，设计输浆管支管预选φ140×10无缝钢管。则支管内径为140-20=120mm验算流速V===3.0符合要求(3)管壁计算垂直管道管壁：δ=0.5d(－1)＋a＋b(mm)(5—9)式中：d—管直径(内径)Rz—许用应力(无缝钢管：800kg/c㎡,普通钢管：600kg/c㎡，铸铁管：200kg/c㎡)P—管内压力，P=0.11γjHγj—泥浆比重，kg/m³,由表5.2，取γj=1.13H—高度（高差），mP=0.11×1.16×393.7=50.24kpa—管壁不均匀系数的附加，无缝钢管：1-2mm，铸铁管：7-9mmb—磨损系数，1-4mm 第116页中国矿业大学2011届毕业设计本设计采用无缝钢管，所以a取2,b取2δ=0.5d(－1)＋a＋b=0.5×0.148×(－1)+0.002+0.002=0.042+0.004=0.082=8.2mm从以上计算知所选钢管符合要求。水平管道管壁：δ=+a(5—10)式中：n—管道质量与壁厚不均匀的变动系数，取0.9d—管直径(内径)P—管内压力δ=+0.002=2.00mm经过计算所预选的无缝钢管符合要求。(4)管材确定选择管材的主要依据是管道所需承受的压力，而压力与井深成正比。通常情况下，井深不超过200m，多采用焊接钢管，井深超过200m，多采用无缝钢管。又由于当压力大于10~16个大气压时，采用无缝钢管。而此时计算的压力P=50.24kp已经远远大于这个数值，所以这里应采用无缝钢管。5)泥浆泵的选择由于泥浆泵向井下输送，所以不考虑扬程，只考虑压力即可。根据所得数据及压力，参照PN型泥浆选型选择泥浆泵型号如表5-2。表5-2泥浆泵选型表型号流量(m³/h)扬程(m)转数(r/min)轴功(千瓦)电动机型号4PN15039148055JO2-91-4根据常村矿的实际除加强正常的埋管注浆外，即回采前事先在回风巷内铺设注浆管，随回采工作面推进，注浆管随之接长。当第一根注浆管埋入采区约20m后，按上述同样的方法埋入第二根注浆管，这时两根注浆管随工作面推进同时接长。当第一根注浆管的管口距切顶线35~40m时，开始向第一根管注浆。当注浆量达到预定要求，第一根注浆管废弃。第二根注浆管的注浆方法与前者相同，并依次埋入以后各管。同时，应对上分层工作面坚持随采随洒浆工作。以利于下分层顶板管理和防止向采空区漏风。6)灌浆后的排水措施 第116页中国矿业大学2011届毕业设计工作面采用随采随灌的注浆方式，一部分泥浆将可能可能从采空区流入工作面下部的运输巷道。针对这种情况，在靠近放顶线的运输巷道内构筑滤浆密闭，使泥浆滞留于采空区而放出泥浆的水。此时要加强水情观测，如发现水量过少则说明采空区内可能有积水，若排水量较大则说明灌浆区内形成了通路。处理通路的方法有：暂时停止灌浆，间断灌浆，在浆液中加砂或锯末堵塞通路。7)罗克休泡沫在防火方面的应用(1)罗克休泡沫简介及施工工艺罗克休泡沫是由2种成分树脂和催化剂组成的注射产品，用于密闭空气和瓦斯、充填空隙孔洞以及加固煤岩地层。该产品只需1台专用泵和1支混合枪，用矿井压风做动力，要求压风压力在0.4-0.7Mpa即可，而泵输出的高压液体压力是供给压风压力地7倍。泵的体积是1.42m×0.52m×0.52m，质量约100kg。2种成分树脂和催化剂以4:1的体积比相混合，两组分在枪内由压缩空气来自动激活，发生快速发应生成泡沫，发泡后体积快速膨胀到原体积的25-30倍，直接注入到需处理区域，膨胀后，罗克休泡沫在几分钟内硬化。(2)罗克休泡沫应用范围及作用①充填破碎顶板（煤），防止顶板瓦斯积聚，防止破碎顶煤发火，阻止内外空气交换。②密闭墙堵漏风：阻止内外气体交换，防火及利于人身安全。密闭墙四周巷道压裂时，也罗克休泡沫压入裂隙堵漏。③采煤工作面进、回风隅角充填；防止大量新鲜风流进入采空区，防止采空区涌出大量瓦斯；防止长期大量空气进入采空区，引起遗煤氧化自然。④充填废弃老洞、溜眼（煤仓）：防止掘进工作面及工作面回采时，掘透采空区，造成事故；防止废弃溜眼（煤仓）漏风，引起溜眼（采空区）发火。⑤代替粉煤灰、沙子充填废弃老巷；加强巷道回采工作面巷道顶板，阻止气体泄露。⑥加固破碎的煤、岩顶板；超前加固掘进及回采工作面巷道顶板，防止冒顶。⑦沿空掘巷煤柱加固、堵漏风；加固破碎煤柱，提高支撑力；充填煤柱裂缝，防止煤柱及采空区漏风、发火；减少工作面回风巷支护密度。⑧加固工作面冒顶及片帮处；加固后顶板保持完整，防止人工装顶时的人身事故，支架有足够的支撑力，有利于快速推移输送机、拉架。⑨加固回撤支架后部煤岩体，用于支架顶板后尾梁处煤岩超前加固，加固后的煤岩体即提高工作面回撤速度，又封堵了回采空后漏风，确保了防火安全性。⑩工作面或巷道阻止冒顶、发火，增加顶板稳定性，顶煤煤体高温点注射后起灭火和加固封堵作用。(3)罗克休泡沫技术优点罗克休泡沫具有：(1)反应迅速；(2)高膨胀率；(3)较好的抗压能力；(4)可直接灭火；(5)施工工艺简单；(6)用途广泛。设计矿井在遇到局部火区或高温区时采用罗克休泡沫技术灭火。8)其他防灭火措施(1)消除或尽量减少自燃的物质基础。据研究，煤厚＞0.3~0.4m时方可产生自燃火源，因此，在有遗煤的地区尽量增加其分散度。因此，应提高回采率和加强工作面质量管理，防止采空区遗留成堆的碎煤。(2)控制漏风在易燃风速区(0.06m/min.㎡