陶三煤矿采矿项目可行性研究报告 108页

'陶三煤矿采矿项目第一章矿区概述及井田特征第一节矿区概述一、交通位置陶三煤矿位于河北省邯郸县境内，行政隶属河北省邯郸县工程乡、康庄乡所辖，东距邯郸市15km，西距武安市20km。邯（郸）—长（治）铁路从本区中部通过，在邯郸站南侧与京广铁路交汇，邯郸至武安公路分别从本区中部及北部通过，交通条件极为便利。见交通位置图1－1。二、地形、地貌及水系该区位于太行山与华北平原间的丘陵地带，呈南、北高，中部低的特征。地表标高介于118.00m～239.80m之间。区内地貌形态主要是构造剥蚀低山丘陵。本区发育有一条沁河，属海河流域子牙河水系滏阳河的支流。受地形控制，沁河由西南部的师窑支流和西部的王沟支流在牛叫河村附近汇合而成，流经井田中部，沿张岩嵛村流出井田，并向东汇入滏阳河。河谷底部常年流水，水量随季节变化增减，井田内河床一般宽30～50m，最宽处可逾百米，谷底与地面的最大高差可达24m，底部常有涓涓细流，亦为雨季之泄洪通道。其上游西沟支流建有北牛叫和北李庄水库，西南支流建有康庄水库，沁河建有八河坝水库，总库容量为290.90万m3。1963年最高洪水位在陶庄附近为+157.0m，在牛叫河村桥北小庙下部地台边缘最高洪水位为+123.0m。三、气象及地震本区属半干旱暖温带大陆性季风气候。据邯郸气象站资料，多年平均气温为13.4℃18 ；多年月平均气温最高为26.9℃（7月份），最低气温为-2.0℃（1月份）；极端最高气温为42.5℃，极端最低气温为-21.0℃，多年平均日照时数为2594h，多年平均无霜期202d，积雪最大厚度14.00～16.00cm，冻土最大深度37.00～42.00cm。年内风向多为南风和西北风，最大风速20m/s。多年平均降水量为562.7mm。三交通位置图1－1历年最大降水量为1575.3mm（1963年），历年最小降水量为220.0mm（1986年）。本区地震烈度为7度，地震动峰值加速度为0.15g。18 供电电源来自邯郸电网，邯郸供电公司在本矿工业广场设有110千伏变电站，站内安装有31.5MVA变压器两台，6KV双回路供电。工业广场内设有6KV配电室，负责矿井配电，装有高压开关38台。井底设置中央变电所，装备高压开关31台。陶三煤矿施工及生活用水水源取自上石盒子二段底砂岩含水组，井下洒水取自伏青灰岩含水层。邯郸矿区建材比较齐全，除木材外采外，钢材、水泥、石灰、砂子、砖、石等均可由当地供应。四、邻近煤矿开发状况陶三煤矿北部有永年县焦窑煤矿，西部有陶一、陶二及邯郸县姬庄煤矿。焦窑煤矿位于陶三煤矿的北部，1969年10月建井，1970年8月建成投产，建有主、副斜井一对（坡度为25°），井口标高+283m，设计生产能力为21万t／a，开采水平为+150m和－70m两个水平，主采1、2煤层，1煤层厚度1.00～1.50m，2煤层厚度1.20～3.50m，局部2煤层被冲刷形成无煤带。该矿1998年在其井田深部施工一副立井，并已投入使用，现开采水平已达-300m。目前矿井涌水量为300m3／h。该矿井属低沼气矿井。陶一煤矿位于陶三煤矿的西部，1976年建成投产，为主斜副立井单水平混合开拓方式，主采1、2煤层。目前矿井涌水量为390m3／h。该矿井属低沼气矿井。陶二煤矿位于陶三煤矿的西部，1975年5月25日建井，1982年5月1日投产，设计能力为90万t／a，采用立井开拓，主、副井井筒深度分别为431、445m，水平标高为-258m，主采1、2煤层，开采方式为走向长壁采煤法，采煤机械化程度为80%，矿井通风方式为中央边界式。原按高沼气低二氧化碳矿井设计。18 姬庄、衡水煤矿位于陶三煤矿西南部的西侧。其中，衡水煤矿正常涌水量为550m3／h，最大涌水量达680m3／h，主采2煤层，正延深采9煤层。矿区范围内因煤层埋藏较深，无开采矿井。五、区内经济概况陶三煤矿位于邯郸县，该县煤炭储量丰富，煤炭开采业作为邯郸县支柱产业之一，并带动了建材、冶金、机械制造等其它行业的发展，劳动力主要从事工矿业生产及相关产业、农业生产，邯郸县经济较为发达。矿井改扩建所需主要建材可由当地得到解决。第二节井田地质特征一、地层及地质构造（一）地层陶三煤矿地质勘探钻孔揭露地层较齐全，地层由老到新有奥陶系中统、石炭系中统和上统、二叠系、三叠系及第四系。1、奥陶系中统峰峰组（O2f）以巨厚～厚层状灰色、深灰色纯灰岩、褐黄色花斑状灰岩和白云质灰岩组成，地层厚度170m左右。2、石炭系（C）（1）石炭系中统本溪组（C2b）主要由灰色巨厚层状石灰岩及浅灰色铝质泥岩组成。上层夹一层不可采薄煤层（10煤层），下层铝质泥岩具鲕状结构，局部含透镜状赤铁矿。地层厚度13～31m，平均厚度20m。本组地层假整和于奥陶系中统峰峰组地层之上。（2）石炭系上统太原组（C3t）18 本组为一套海陆交替相沉积的泥质岩、碳酸岩和碎屑岩。主要由深灰色、灰色粉砂岩、泥岩及灰色中～细粒砂岩组成。其中夹有6～8层石灰岩，赋存稳定的石灰岩为伏青、小青、中青、大青灰岩，是煤层对比的标志层，不稳定有一座、野青两层石灰岩。本组地层含煤5～14层，主要可采及局部可采煤层有6、8、9煤层。本组地层厚度112～153m，平均厚度120m。3、二叠系（P）（1）下统（P1）a、山西组（P1s）该组为本区的主要含煤地层，岩性主要由深灰色粉砂岩、泥岩和浅灰色中～细粒砂岩组成，含煤2～8层，中下部1、2煤层为稳定可采煤层。上界为骆驼脖砂岩，底界以北岔沟砂岩与下伏太原组地层呈整合接触。本组地层厚度变化较大，地层厚度49～83m，平均厚度67m。b、下石盒子组（P1x）本组与下伏山西组地层连续沉积，由灰绿、深灰和带紫花班状粉砂岩及浅灰色铝质泥岩组成。地层厚度41～87m，平均厚度68m。（2）上统（P2）a、上石盒子组（P2s）本组地层共划分为四段，总厚度420～647m，平均厚度517m。地层由下至上分述如下：一段（P2s1）由灰、深灰、紫灰色花斑粉砂岩和浅灰、灰白色砂岩组成，砂岩成分以石英为主，具交错层，粉砂岩多以铝土质成分为主。本段地层厚度103～189m，平均厚度148m。二段（P2s2）本段主要由厚层状浅灰色、灰白色中~粗粒岩石与厚层状灰白、灰紫花斑粉砂岩组成。本段地层厚度103～147m，平均厚度124m。18 三段（P2s3）本段以灰、紫灰色带花斑粉砂岩为主，地面风化呈紫褐黄色，岩性较单一，夹2～3层细粒砂岩薄层，下部偶夹厚层透镜状粗粒砂岩。地层厚度82～129m，平均厚度96m。四段（P2s4）本段由紫灰、灰、浅灰紫色粉砂岩与浅灰黄褐色（风化）中～粗粒砂岩呈互层沉积。本段地层厚度132～182m，平均厚度149m。b、石千峰组（P2sh）本组地层划分为两段，总厚度165～276m，平均厚度237m，地层由下至上分述如下：一段（P2sh1）由绿灰、紫灰色中～细粒砂岩与紫色粉砂岩相间交替沉积，以粉砂岩为主。本段地层厚度92～171m，平均厚度145m。二段（P2sh2）本段由紫红色粉砂岩、紫色泥岩及浅紫色细粒砂岩组成。地层厚度73～105m，平均厚度92m。4、三叠系（T）（1）下统（T1）a、刘家沟组（T1l）岩性以薄~厚层状紫色、灰紫色及紫红色细粒砂岩为主，夹粉砂岩薄层或粉砂岩透镜体。本组与下伏二叠系石千峰组整和接触。地层厚度大于550m。b、和尚沟组（T1h）由灰紫、浅紫色中厚层状细粒砂岩间夹紫及紫红色粉砂岩组成。本组地层厚度大于230m。（2）上统（T2）18 二马营组（T2e）因断层缺失底部地层，所见地层为浅褐黄色中～厚层状中粗粒砂岩为主，次为紫红、灰黄、浅灰和蓝紫色泥岩及粉砂岩。地层厚度大于185m。5、第四系（Q）由冲洪积的砂质粘土、粘土及砂、砾石组成，地层分布不均，厚度变化大。地层厚度0～21.96m。（二）地质构造邯郸矿区地处山西断隆Ⅱ级构造单元，太行拱断束Ⅲ级构造单元，武安凹断束Ⅳ级构造单元的东部，陶三煤矿位于邯郸矿区的东部，地处半个山至紫山东倾单斜构造的东部。本区地层总体走向为北东向、北北东向，地层倾角一般10°～25°，2～6勘探线地层倾角为10°～14°，6～10勘探线因岩浆岩侵入，使地层产状变陡，达18°～22°；18～20勘探线由于断裂构造密度较大，使地层倾角变化较大，在断层附近地层倾角可达30°左右。井田内的构造以断裂为主，并伴有轴向近东西的呈“W”型的简单宽缓褶皱构造。在24勘探线附近，有一明显的“马鞍型”构造，由店子背斜、史村向斜及史村东北部的向斜组合而成。地层倾角在轴部都很平缓为6°左右，在两翼较陡。对本井田起主导作用的断裂带，大至可划分两个断裂束，由南向北是：由井田的南部至12勘探线间的F1、F32断层束，其间断层走向以北东及北北东向且断距大为其特征；12勘探线以北的断裂束走向以北西及北北西向且断距较小为特征。断层间形成地垒或地堑，这两束断裂构造破坏了井田内褶皱构造线的连续性和本井田的完整性。本井田构造形迹展布情况分述如下：1、褶皱18 （1）北牛叫～葛岩嵛向斜由陶二井田延伸到陶三煤矿中北部，轴向近东西，两翼产状大致对称，倾角在15°～25°之间，在本区轴长1900m，并被F1、F20断层切割，轴迹位置可靠。（2）南牛叫背斜由陶二井田延伸到陶三煤矿，轴线位于13与15勘探线之间，轴向近东西，1302孔处于轴线附近，与北牛叫～葛岩嵛向斜相对应，两翼产状大致对称，倾角为15°～25°，在本区轴线长2800m，并被F1、F20、F25断层切割，为一宽缓的简单背斜构造。（3）店子背斜由半个山井田向东延伸入本区，西店子村以西轴向为北东向，进入店子村以东，轴向转为北西向，向南至24勘探线轴向转变为近南北向，轴部位于22勘探线以南，并分别被F1、F20、F37断层切割，在本区轴线长2700m。（4）史村向斜位于24勘探线与史村之间，轴向近南北，在本区轴线长1900m。2、断层据地质填图、地震勘探和钻孔揭露已发现大小断层共13条，其中落差大于100m的断层有2条，落差50～100m的有6条，落差30～50m的有1条，落差小于30m的有4条，其中影响到煤系地层的有7条。断层的性质均为高角度正断层，断层倾角一般60°～70°；断层走向多为北东及北北东向，少数北西及北北西向。本井田总体构造形态为向东及南东倾斜的单斜构造，依本井田的构造发育程度和条件分析，其构造类型中等。主要断层的控制程度及断层特征叙述详见表1－2－1。18 3、岩浆岩岩浆岩在本区10勘探线以北大面积出露。煤系地层及二叠系上石盒子组四段地层中均有岩浆岩侵入，按岩浆岩侵入煤系地层层位的高低，本区岩浆岩自下而上大致分为五层：第一层岩浆岩（h1）：侵入于奥陶系顶与大青灰岩之间，侵入厚度1.10～203.31m，分布在6勘线以北，一般侵入1～4层。第二层岩浆岩（h2）：侵入于大青灰岩与伏青灰岩之间，一般侵入1～5层，厚度1.27～210.20m（未穿透）。第三层岩浆岩（h3）：侵入于伏青灰岩与野青灰岩之间，一般侵入1～3层，厚度0.96～23.2m，多数分布于13勘探线以北，其南部有少量分布。第四层岩浆岩（h4）：侵入野青灰岩与1煤层之间，一般1～3层，厚度0.42～15.09m，全区均有分布。第五层岩浆岩（h5）：侵入于1煤层与山西组顶界之间，仅有2003孔见到一层，厚4.33m，对1煤层没有影响。18 陶三煤矿断层统计表表1－2－1编号性质走向断层面落差(m)长度(m)位置备注倾向倾角F1正断层N61°E～N25°ESE53°～70°70～10808600断层沿东店子村东侧、石坡村、张庄村、康庄村西、师窑村、陶二煤矿生活区东由南向北延伸为井田西部边界断层。断层可靠F20正断层N53°E～N17°ENW50°～70°15～3708950在12线以北尖灭，向南出井田。24线以南地下与F1相交。断层可靠F37正断层N45°ENW65°30～35>3200与F32断层相交，向南出本区。断层可靠DF44正断层N50°WSW70°251350可靠DF9正断层N35°W～N43°WNE～SE70°0～65700可靠F33正断层N48°ENW64°～70°40～803700隐伏断层与F32相交。断层较可靠F26正断层N29°ENW50°～70°25～80330015～18线之间为F2的分支断层，地下与F25相交。较可靠F25正断层N20°ESE55°15～55>2000隐伏断层，较可靠F23正断层N～N40°ESE70°10～803700师窑村东、康庄、南牛叫村控制可靠南部与F1相交，北到13线尖灭。断层可靠DF75正断层N50°W～N25°ENE～SE70°10～1003800可靠DF40正断层N20°E～N5°ENE74°0～23400可靠DF30正断层N5°ESE70°25580可靠DF74正断层N47oWSW70O101080较可靠18 二、水文地质（一）区域水文地质概况陶三煤矿位于邯邢水文地质单元南单元的康二城亚单元的东部。该单元的北部边界分布在紫山岩体一带，其地表分水岭即为该单元的北部边界；西界以紫山～鼓山断层为界；东界以奥陶系石灰岩顶界面标高-1100m为界；南部边界分为两段，即南部西段以双玉泉断层为界，南部东段以胡峪断层为界。整个单元的形状似三角形，面积约200km2。单元内主要含水层组按其含水介质不同可划分为三种类型：一是第四系松散砂卵砾石孔隙含水层，二是二叠系砂岩裂隙含水层组，三是石炭系薄层石灰岩及奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层组。（二）井田水文地质条件本区内发育一条季节性河流～沁河，它是由区内西部的王沟支流和西南部的野河、师窑支流在牛叫河村附近汇合而成，经陶三煤矿东部张岩嵛村流出区外。该河平时主要排泄其上游矿坑水，水量在1000～1500m3/h，雨季期间为上游地区大气降水排泄通道，并形成洪水和洪峰。据调查，1963年最高洪水位在牛叫河村桥北的小庙下部地台边缘，其最高水位标高为+123.00m。现已在沁河上分别建有八河坝、康庄、北牛叫、张庄等小型水库，总库容量约为290.9万m3。1、含水层特征陶三煤矿地层共有七个含水层，自上而下分述为：（1）奥陶系中统石灰岩含水层（Ⅰ）该层是由厚层状石灰岩、白云质灰岩等组成。本层总厚度约为550m，分为峰峰组、磁县组和马家沟组三组八个层段。其中，峰峰组的二、三段，磁县组的二、三段和马家沟组的二段为含水层段。其余层段则为相对隔水层段。陶三煤矿18 内奥灰埋藏深度较大，奥灰顶界面标高在矿区西部为-550～-800m，东部为-800～-1100m，埋藏深度大于700m，且又受北部伏青灰岩下的巨厚层岩浆岩的影响，制约了岩溶的发育。因此，本区奥灰含水层岩溶发育极差，富水性较弱，奥灰水属深埋藏滞流型。钻孔单位涌水量为0.041L/s·m，渗透系数为0.12m/d，水质类型为SO4—Ca型，据陶二煤矿观11孔1997年1月观测资料，水位标高为108.6m。（2）大青石灰岩含水层（Ⅱ）岩性为中厚层状的隐晶~细晶质石灰岩，局部夹燧石条带，层位稳定，平均厚度6.24m。据陶庄井田抽水实验资料，钻孔单位涌水量介于0.015～0.138L/s·m，渗透系数介于0.024～1.82m/d；水质类型以HCO3·SO4－Ca·Mg型为主，属富水性弱～中等的含水层。据陶二煤矿观14孔观测资料，1986年6月水位标高为108.92m。（3）伏青石灰岩含水层（Ⅲ）岩性为灰色隐晶质石灰岩，层位稳定。揭露厚度1.20～6.53m，平均厚度4.50m。钻孔单位涌水量介于0.165～0.405L/s·m，渗透系数介于4.36～11.77m/d。水质类型以HCO3·SO4—Na·Ca型为主，水位标高124.53～161.82m(1968年)。由以上资料分析，伏青石灰岩含水层属富水性中等的含水层。（4）野青石灰岩含水层（Ⅳ）岩性为隐晶质含泥质石灰岩。局部相变为泥岩及粉砂岩，沉积不稳定。钻孔单位涌水量为0.011L/s·m,渗透系数为0.366m/d。水质类型以HCO3·SO4—Ca·Mg型为主，水位标高141.75～142.74m之间。该层属富水性较弱的含水层。（5）2煤层顶板砂岩含水层（Ⅴ）18 岩性为中～细粒结构、泥硅质胶结长石石英砂岩，局部相变为粉沙岩。其平均厚度为11.96m。从陶二煤矿生产揭露来看，该层以滴淋水形式为主，初见水时水量较大，一定时间后水量明显下降并趋于稳定，以消耗储存量为主。目前稳定水量在150m3/h左右。钻孔单位涌水量为0.0055～0.269L/s·m，渗透系数为1.958m/d。水位标高为156.12～156.96m(1965年)。该层属富水性弱的含水层，局部为中等富水性。（6）下石盒子组砂岩含水层（Ⅵ）岩性为中～细粒结构、泥硅质胶结石英砂岩，砂岩分为上、中、下三层，下层相当于骆驼脖砂岩，层位稳定，但厚度变化较大，上两层层位不稳定。本含水层主要是指其底部砂岩层。该层总厚为1.65～44.26m，平均厚度22.30m。钻孔单位涌水量为0.742L/s·m，渗透系数为7.13m/d，水质类型为HCO3·SO4－Ca·Na型，水位标高为170.11m，该层具有中等富水性。（7）上石盒子组二段底砂岩含水层组（Ⅶ）岩性为一套粗～中粒结构、泥硅质胶结石英砂岩，厚度5.40～64.60m,平均厚度20.25m。单井最大出水量44.70m3/h，钻孔单位涌水量为0.274L/s·m，渗透系数为1.40m/d，水质类型为HCO3·SO4—Ca·Mg型，水位标高1969年为187.42m，目前水位标高为163.4～165.3m，相比1969年下降近20m。该层具有中等富水性。各含水层特征详见表1－2－2。2、隔水层特征矿区内各含水层之间均存在一定厚度并且有良好隔水性能的隔水岩层。奥陶系石灰岩顶至9煤层底板间的距离为21.65～40.66m。其间岩性由砂质泥岩、铝质泥岩、粉砂岩组成，具有良好的隔水性能。大青石灰岩（Ⅱ）与伏青石灰岩（Ⅲ18 ）间距为28.42～41.09m，平均为33.98m,岩性60%为泥岩、粉砂岩，同时还有厚度不等的岩浆岩侵入，侵入厚度在陶三煤矿北部（6～12勘探线之间）较大，特别在602孔及801孔厚度均大于200m，这些厚层岩浆岩体虽然与围岩接触带间发育一定裂隙，具有一定的弱富水性，但由于其致密坚硬，在很大程度上还是增强了相邻含水层之间的隔水能力。伏青石灰岩（Ⅲ）与野青石灰岩（Ⅳ）的间距为34.53～60.77m,岩性以粉砂岩、泥岩为主，同时也有厚度不等的岩浆岩侵入，均具有较好的隔水性能。野青石灰岩（Ⅳ）与2煤层顶板砂岩（Ⅴ）间距为21.88～47.14m,平均为36.10m，岩性中粉砂岩和泥砂岩占60%以上，亦具有良好的隔水性能。2煤层顶板砂岩（Ⅴ）与下石盒子组底砂岩（Ⅵ）的平均间距为50.99m，岩性中粉砂岩占62%，这些厚层粉砂岩亦具有良好的隔水性能。下石盒子组底砂岩（Ⅵ）与上石盒子组二段底部砂岩（Ⅶ）的间距为121.60～184.50m，平均为149.36m，岩性中粉沙岩、泥岩和铝质泥岩占50%～60%，这些厚层的泥岩、铝质泥岩起到了很好的阻隔水作用。（三）地表水体与含水层之间的水力联系陶三煤矿有小型水库4座，并发育一条季节性河流，但这些地表水体多发育在三叠系刘家沟组及二叠系石千峰组地层之上，而刘家沟组及石千峰组均由厚层粉砂岩、泥岩组成，裂隙不发育，它能起到良好的阻隔水作用，一般情况下，地表水体不会与其下伏各含水层发生水力联系。各含水层之间均有一定厚度的具有良好隔水性能的泥岩、铝质泥岩、粉砂岩隔水岩层。含水层水位各不相同，说明其无水力联系。但在遇到断层、陷落柱等特殊情况下，仍会发生水力联系。值得指出的是，大青灰岩含水层与奥陶系灰18 含水层特征一览表表1－2－2含水层编号含水层名称水位标高（m）单位涌水量q(L/s·m)渗透系数k(m/d)水质类型矿化度(g/l)备注Ⅶ上石盒子二段底砂岩187.420.2741.4HCO3·SO4—Ca·Mg0.594陶庄水井目前水位标高136.4～165.3mⅥ下石盒子底砂岩170.110.7427.13HCO3·SO4—Ca·Na0.294Ⅴ2煤顶板砂岩156.12～1560960.0055～0.26961.958HCO3·SO4—Ca·Na0.303Ⅳ野青石灰岩141.75～142.740.0110.366HCO3—Na·Ca0.758Ⅲ伏青石灰岩124.53～161.820.165～0.4054.36～11.77HCO3·SO4—Ca·Mg0.591Ⅱ大青石灰岩135.01～162.540.015～0.13860.024～1.82SO4—Ca0.725Ⅰ奥陶系中统石灰岩135.060.040.12HCO3·SO4—Ca·Mg1.79218 岩含水层水位标高比较相近，二者之间可能存在一定的水力联系。（四）充水因素分析综上所述，2煤层顶板砂岩含水层、伏青灰岩含水层、陷落柱导水、未封闭及封闭不良的钻孔导水，将是陶三煤矿开采上组煤时未来矿井充水的主要因素，开采下组煤时的主要充水水源是大青及奥灰含水层水。（五）矿井涌水量矿井正常涌水量566m3/h，最大涌水量1030m3/h。第三节煤层特征一、煤层陶三煤矿内主采1、2号煤层，其赋存标高介于-450m～-1050m之间，煤层倾角10～25°。因受F1、F20断层影响，南部1、2号煤层可采上限基本在-600m水平左右，北部可采上限在-450m，南北两翼可采上限成一阶梯状。从煤层倾斜宽度分析，南翼垂高450m，倾斜长度一般在1200～1500m,北翼垂高600m，倾斜长度一般在2400～3000m。陶三煤矿含煤地层为二叠系下统山西组，石炭系上统太原组，中统本溪组，共含煤23层，可采及局部可采煤层5层，其中1、2、9煤层为可采和大部可采煤层，6、8煤层为局部可采煤层。现将可采煤层分述如下：1煤层：位于山西组地层中部，下距2煤层13～33m （平均20m）。煤层厚度0.30～3.32m，平均厚度1.25m，纯煤厚0.30～2.12m，纯煤平均厚度1.17m，为薄煤层，煤层结构简单。大部不含夹矸，10线以北含夹矸0.15～0.64m的泥岩。煤层赋存不稳定，局部可采。2煤层：为主要可采煤层，位于山西组下部。煤层厚0.8～7.71m，平均厚3.53m，为中厚～厚煤层，纯煤厚度0.8～7.56m。煤层结构简单，普遍含一层夹矸，厚0.09～0.62m，一般0.29m。2煤层全区可采，但厚度变化较大，由北向南逐渐增厚。18 6煤层：位于太原组中部，上距2煤层49～99m（平均64m左右），与上部4煤层20～40m（平均27m左右）。煤层厚度0.35～4.77m，平均厚度0.96m，纯煤厚度0.35～4.77m，纯煤平均厚度0.92m，为薄煤层。煤层结构简单，赋存较稳定，局部可采。8煤层：位于太原组底部。上距6煤层32～56m（平均45m），距7煤层10～25m（平均18m左右）。煤层厚0.38～1.89m，平均厚0.98m，纯煤厚度0.38～1.89m，纯煤平均原0.88m，为薄煤层，煤层结构简单，局部可采。9煤层：位于太原组底部，上距8煤层2～16m（平均5.8m）。煤层厚度0.67～3.64m，平均厚度2.07m，为中厚煤层，煤层结构复杂，大部可采。详见煤层特征表1－3－1二、煤质及工业用途陶三煤矿内各煤层均变质为无烟煤。其中1、2煤层多属中~富灰特低硫无烟煤二号。6、9煤层多属中～高灰富硫无烟煤二号。8煤层属低～中灰富硫无烟煤三号（煤质分析成果见表1－3－2）。根据各煤层煤质化验结果，本区1、2煤煤粉可用于发电和锅炉用煤，块煤可用作合成氨用煤及民用煤。6、8、9煤主要为民用煤。三、开采技术条件1、煤层顶、底板本区设计主采2煤层。1煤层顶板岩性以粉砂岩（平均厚度3.89m）为主，次为泥岩，节理、裂隙较发育，容易跨落。底板岩性以粉砂岩为主，平均厚度8.0m。根据生产矿井实践，易发生底鼓。2煤层直接顶岩性以中、细粒砂岩（平均厚11.96m）为主，开采煤层时有剥落危险。2煤伪顶岩性为炭质泥岩、砂质泥岩，开采时易跨落。煤层底板以粉砂岩或细粒砂岩为主。巷道掘进时应预防底鼓的发生。18 2、瓦斯陶三煤矿瓦斯涌量为51.28m3/min（24.61m3/t），故该矿按高瓦斯矿井设计。3、煤尘本区1、2、6、8、9煤层均无爆炸性。4、煤的自燃各煤层的自燃倾向性为：1煤层为Ⅲ类不易自燃；2煤层为Ⅳ类或Ⅲ类不易自燃；6、8、9煤层为Ⅲ类不易自燃。18 采矿工程专业毕业设计煤层特征表表1－3－1含煤地层煤层编号煤层真厚(m)纯煤真厚(m)煤层结构煤层间距(m)可采程度煤层稳定性最小－最大平均最小－最大平均夹矸层数结构类型最小－最大平均山西组10.30—3.321.250.30—2.121.170-1简单13—3321大部可采（79.1%）较稳定20.80—7.713.530.8—7.563.370-1简单可采（100%）稳定49—9964太原组60.35—4.770.960.35—4.770.920-2简单局部可采（53.3%）较稳定32—564580.38—1.890.980.38—1.890.880-1简单局部可采（73.3%）较稳定2—165.890.67—3.642.370.67—3.642.070-4复杂可采（94.1%）稳定20 采矿工程专业毕业设计煤质分析成果表表1－3－2项目煤层工业分析（%）元素分析（%）水份Mad灰份Ad挥发份Vdaf固定碳Fcd全硫Std磷Pd发热量（MJ/kg）碳Cdaf氢Hdaf氮Ndaf氧+硫Qdaf+SdafQb·dafQgr·d最小～最大最小～最大最小～最大最小～最大最小～最大最小～最大最小～最大最小～最大最小～最大最小～最大最小～最大最小～最大平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）平均（样点）1原煤0.38～6.1912.32～35.813.97～9.7655.92～80.830.29～4.780.0065～0.040132.83～38.8218.80～30.4890.76～94.101.61～3.670.66～1.483.59～4.092.57（22）22.61（20）6.66（21）73.88（8）0.96（22）0.014（14）34.24（12）27.20（8）92.03（3）2.93（3）1.21（3）3.77（3）精煤0.49～6.204.03～14.980.93～8.3185.09～90.100.41～0.7192.05～93.721.41～3.580.61～1.592.24～4.062.4（14）8.04（14）4.43（22）87.73（8）0.57（9）92.90（11）2.83（17）1.15（8）3.10（8）2原煤0.40～5.4312.86～34.402.75～9.4057.07～78.610.12～6.230.00～0.18432.70～35.0821.66～29.0790.84～94.101.56～3.591.29～1.712.62～4.002.57（32）41.07（33）6.12（28）73.94（9）0.79（33）0.058（22）34.21（18）26.41（19）92.20（4）2.37（6）1.48（4）3.62（4）精煤0.18～5.364.3～14.031.08～8.1783.37～92.350.16～2.5430.00～30.6392.28～96.371.05～3.550.46～1.701.69～4.332.11218.42（22）4.37（33）86.70（13）0.82（14）30.32（2）93.74（13）2.33（27）1.35（10）2.65（10）6原煤0.62～4.2115.55～37.293.22～13.7049.78～72.311.34～5.470.00～0.01019.04～34.7218.82～26.8987.98～93.421.07～3.440.71～1.254.55～7.332.08（15）23.52（12）6.33（11）63.16（3）3.04（14）0.0054（8）30.72（7）23.96（3）90.70（2）1.94（3）0.98（2）5.94（2）精煤0.53～3.697.00～17.813.21～9.0874.72～88.170.46～1.8890.01～94.871.00～3.900.65～1.402.55～5.181.98（10）10.60（9）5.64（9）82.68（3）1.28（7）92.60（7）2.23（13）1.22（6）3.68（6）8原煤0.68～3.298.45～24.655.78～8.2278.26～82.500.19～4.120.006～0.01334.49～34.7729.64～31.0390.252.810.955.991.96（7）14.64（4）6.875（4）80.38（2）2.76（9）0.0084（5）34.63（2）30.34（2）（1）（1）（1）（1）精煤0.58～2.532.16～9.834.93～6.9488.86～91.380.81～3.4190.68～92.281.57～3.581.04～1.154.07～4.941.37（5）5.56（5）6.42（5）90.12（2）2.56（4）91.28（3）3.01（6）1.11（3）4.59（3）9原煤0.54～4.2615.47～33.653.91～11.8464.20～72.381.90～5.890.001～0.02533.17～34.2223.78～27.1588.36～89.831.55～3.430.10～1.286.93～7.552.21（12）23.44（12）7.68（12）67.18（3）3.36（12）0.011（8）33.84（7）25.06（3）89.10（2）2.50（3）0.69（2）7.22（12）精煤0.55～3.273.72～9.201.57～7.4585.66～88.121.69～3.1190.31～93.661.90～3.400.92～1.212.72～5.162.03（8）6.96（8）4.73（12）86.68（3）2.49（7）91.92（7）2.55（12）1.06（7）4.24（7）20 采矿工程专业毕业设计地质柱状图95 采矿工程专业毕业设计第二章陶三煤矿井田境界和储量第一节井田境界陶三煤矿的境界为：西部为陶二煤矿采矿许可证的东界及F1、F20断层，北部以4063200纬线为界；东部至矿井设计划定的拟登记的1，2煤层-1050m等高线及F32断层；南部以点X=4049050、Y=38529450和点X=4050850、Y=38525400两点连线为界。陶三煤矿南北长约13.4～14.4km，东西宽约1.7～2.7km，面积约28.2km2。第二节井田工业储量1、地质储量陶三煤矿内可采及局部可采煤层共五层，即1、2、6、8、9号煤层，由于下组煤（6、8、9）埋藏深度大、水文地质条件复杂，受奥灰水影响暂不能开采，且6、8、9煤层的全硫平均含量大于3%，根据现行规范，未列入查明的矿产资源（11292万t）。可供开采的上组煤1、2号煤层地质资源量18525万t。陶三煤矿内1、2号煤层地质资源量汇总见表2－2－1，6、8、9号煤层地质资源量汇总见表2－2－2。2、工业资源/储量设计开采对象以2号煤层为主，局部开采1号煤层、，其地质资源量为18525万t，工业资源/储量为地质资源量乘以可信度系数75%后的资源量，为13893万t。95 采矿工程专业毕业设计陶三煤矿上组煤地质资源量汇总表表2－2－1煤层计算水平资源量（万吨）1-700以浅1072-700～-10502148小计32202-700以浅5218-700～-105010087小计15305合计-700以浅6290-700～-105012235合计18525陶三煤矿下组煤地质资源量汇总表表2－2－2煤层计算水平资源量（万吨）6-700以浅498-700～-10502161小计26598-700以浅313-700～-10502375小计26889-700以浅454-700～-10505491小计5945合计-700以浅1265-700～-105010027合计1129295 采矿工程专业毕业设计第三节井田可采储量1、设计资源/储量（1）安全煤柱的留设a、村庄保护煤柱陶三煤矿地面村庄保护煤柱根据岩层移动角留设。移动角按φ=54°,δ=γ=74°,β=74°－0.6α进行取值。村庄围护带宽度取15m。b、断层煤柱断层煤柱留设暂按构造煤柱考虑H＞25m时留设煤柱宽度20m。需说明的是生产期间要实行超前勘探，若遇到特殊情况发现断层导水，则按含水层的水头压力计算留设防水煤柱。c、陶三煤矿边界煤柱陶三煤矿边界煤柱包括与陶二煤矿采矿许可证的东界隔离煤柱，设计按陶三煤矿侧留设25m隔离煤柱；矿井北、南部按井田境界一侧30m留设。d、地面铁路、公路煤柱因陶三煤矿内煤层埋深一般在570～1170m，煤层采深与采厚比162～334，在铁路和公路下采用全部垮落法进行开采时，对路体有一定程度的破坏。在计算储量时将铁路及公路下的储量列入安全煤柱范围内。生产期间开采路下煤炭时应先征得有关路管部门同意，并按有关规定编制专项设计。各类永久煤柱合计8177万t。（2）设计资源/储量工业资源/储量13893万t，减去各类永久煤柱7135万t后，为设计资源/储量，设计资源/储量为6758万t。2、设计可采储量设计资源/储量减去工业场地煤柱、乘以采区回采率后（2煤回采率80%）的储量为设计可采储量，矿井设计可采储量5406万t。95 采矿工程专业毕业设计第三章矿井生产能力、服务年限及工作制度第一节生产能力及服务年限一、陶三煤矿生产能力的确定通过综合分析，设计确定陶三煤矿的设计生产能力为60万t/a，其理由如下：1、资源丰富、地质构造控制可靠经精查地质勘探和地震补勘，陶三煤矿的地质构造控制可靠，资源储量丰富，加之煤层埋深较大，无人为破坏和地方矿井吞食现象，使得煤层赋存完整性好。可采储量5406万吨，按60万t/a产量计算，储量备用系数1.4，其设计服务年限64.3a。其可采储量、生产能力、服务年限三者关系比较协调，资源条件较优越，有利于矿区持续稳定发展。陶三煤矿的开拓部署和采掘接续安排，未来生产布置一个采区，一个2煤综采工作面，不但采、掘、开衔接方便协调，而且可保证60万t/a的生产能力。2、生产能力过小或过大效益不佳陶三煤矿开采水平为-711m，处于地表以下800多米深，深井开发其原煤生产成本必然较高，若生产能力过小，会增加单位成本，降低生产效益；若人为过份加大产量，提高能力，虽然矿井储量丰富、基础条件可靠，可降低单位成本提高经济效益，但从通风的角度分析这种意义难以实现。因为煤层埋藏较深，巷道路线长，人为增加采面产量会受通风和瓦斯抽放的约束不易实现，反而增加了基础成本。上述理由说明，将矿井设计生产能力确定为60万t/a是合理的，既可充分发挥国有资产的作用，又能符合井下生产实际条件，可做到投资少、效益佳。二、陶三煤矿及其水平服务年限陶三煤矿95 采矿工程专业毕业设计可采储量5406万t，储量备用系数按照《规范》并结合井下开采技术条件取1.4，按60万t/a设计生产能力，计算出矿井的服务年限64.3a。矿井共布置两个水平，一水平上山开采，二水平上下山开采，其中一水平（-711m）服务年限28a，二水平（-930m）服务年限36.3a。第二节矿井工作制度陶三煤矿的工作制度为设计年工作日300d，每天三班作业，其中二班生产，一班准备，每班工作时间为8h。每天净提升时间14h。95 采矿工程专业毕业设计第四章井田开拓第一节概述矿井开拓方式按井筒倾角不同分为平硐、斜井、立井三种形式，按井筒形式分为单一开拓和综合开拓。因矿井主采2号煤层，其赋存标高介于-450m～-1050m之间，煤层倾角10～25°。井口标高为+124m，使得井筒深度大于500m，所以不适合斜井开拓，而选择立井开拓。见表4－1－1开拓方式分类表4－1－1开拓分类适用条件煤层赋存深度(m)冲击层厚度（m）平硐当地侵蚀基面以上小于10斜井0-500小于20-40立井200-100020-400立井开拓适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件限制，技术上也比较可靠。而且提升能力大,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。所以本矿井采用立井开拓。三、开拓方式陶三煤矿井田其煤层赋存标高介于-450m～-1050m之间，赋存形态呈倾斜窄、走向长的长条带状。对于井田的开拓方式，根据矿井煤层赋存条件，提出了三种方案进行技术经济比较，并对三种方案再进行逐级优化。各方案的技术分析及设计特点论述如下：方案1：立井开拓，主、副立井位于井田中部，专用回风井位于井田边界，二水平采用立井直接延伸。方案2：立井开拓，主、副立井位于井田中部，专用回风井位于井田边界，二水平采用暗斜井延伸。95 采矿工程专业毕业设计方案3：立井开拓，主、副立井及专用回风井均位于井田中部，二水平采用暗斜井延伸。方案的主要优缺点如下：上述三个方案均采用立井开拓，方案1为立井两水平开拓，二水平为立井直接延伸，其主要优点是延伸二水平时工程量省，巷道维护简单；而其缺点是二水平延伸时矿井不能正常生产，且在二水平需要掘进石门。方案2主要优点是延伸二水平时，不影响矿井正常生产，而其缺点是延伸二水平时斜井距离较长，工程量比立井大，后期维护费用较多。方案3的专用回风井位置设在井田中部与前两个方案不一样，所以它的通风系统与两个方案也不一样。它的优点是工业广场集中，管理方便，缺点为风井工程量比前两种方案大，通风系统路线长。综合比较三个方案，对方案3予以否定。开拓方案经济比较：按照技术可行原则，确定了适合本矿的开拓方案共有2个，为了确定最终经济上合理的开拓方案，对方案1和方案2进行经济比较，见表4—1—1方案综合比较表表4－1－1项目名称方案1方案2基建费用8273万元8065万元生产经营费用19978万元20076万元工程量9196m9558m建设工期3年3年比较结果分析：95 采矿工程专业毕业设计由方案经济比较结果来看，在初步设计的两个方案中，方案1、方案2初期都是采用立井开拓，费用基本一样。在开采第二水平时，方案1采用立井开拓，方案2采用暗斜井开拓。从方案综合比较结果可看出两方案费用相差不多。考虑到今后二水平延伸，方案1在延伸期间对矿井生产影响较大，方案2在后期矿井延深工程施工不影响矿井正常生产，能搞好顺利接替。并且后期使用暗斜井延深，施工简单，只是在工程量及后期维护费用上要比方案1大。综合分析比较，把方案2定位最优方案。第二节井筒位置的确定一、井筒位置陶三煤矿为立井开拓方式，对于立井井口及工业场地位置的选择，设计注重从如下方面进行考虑：1、井筒沿井田走向的位置井田的井筒沿井田走向的有利位置建立在储量分布的中央，以此形成两翼储量比较均匀的双翼井田，避免井筒偏于一侧。这样可使沿井田走向的井下运输工作量最小，而井筒偏于一翼边界则相应增大井下运输工作量。井筒设在井田中央时，两翼产量分配、风量分配比较均匀，通风网络比较短，通风阻力较小。井田偏于一侧时，一翼通风距离较长，风压增大。当产量集中于一翼时，风量成倍增加，风压按二次方关系增加。如要降低风压，就要增加巷道端面，增加掘进工程量。考虑到本井田储量比较均匀，可将井筒布置在井田中央地段，初期投产的采区地质构造简单、储量可靠，从而使矿井建设投产后能有可靠的储量和较好的开采条件，以便迅速达到设计能力。2、井筒沿煤层倾向的位置95 采矿工程专业毕业设计井筒设在井田中部，可使石门总长度最短、沿石门的运输工作量小；井筒设在浅部时，总的石门工程量虽然稍大，但初期（第一水平）工程量较及投资较少，建井期较短；井筒设在深处的初期工程量最大，石门总长度和沿石门的运输工作量也较大，但如煤系基底有含水特大的岩层，不允许井筒穿过时，它可以延伸井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利；而在浅、中位置，井筒只能打到一、二水平，深部需用暗井或暗斜井开采，生产系统较复杂，环节较多。从保护井筒和工业场地煤柱损失看，愈靠近浅部，煤柱的尺寸愈小，愈近深部，则煤柱损失愈大。3、对掘进与维护有利的井筒位置。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具有较好的水文、围岩和地质条件。虽然用特殊凿井法可以在水文地质情况复杂的条件下掘砌井筒，但所需的施工设备较多，掘进速度慢，掘进费用高。因此，井筒应尽可能不通过流沙层、较厚的冲击层及较大的含水层。为便于井筒的掘进和维护，井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及采动影响的地区。井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件，便于大容积硐室的掘进与维护。4、位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统之间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件，应尽量避免穿过村镇居民区、文物古迹保护区、陷落区或采空冒落区、洪水侵入区；要尽量少占农田、果园经济作物区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。为考虑长期运输的行车安全和管理，要尽量避免与公路或其他农用道路相交，力求使接轨点位于编组站配线一侧。另外，井口标高应高于历年的最高洪水位；还要考虑风向的影响，防止污染。总之，选择井筒位置要统筹井田全局，兼顾前期和后期、地下与地面等各方面因素。95 采矿工程专业毕业设计综合考虑矿井的地质条件，煤炭储量情况，瓦斯含量等情况，在本矿井中可提出两个井位方案进行比选。井位1方案：立井井筒布置在矿井首采区中部。井位2方案：立井井筒布置在普7孔附近，相对井位1方案的位置南偏约400m。根据陶三煤矿地面条件：地貌形态主要是受构造剥蚀的低丘陵地形，地表水系有滏阳河支流—沁河。工业场地选择时在考虑地形、地表水体的前提下还应考虑道路交通、工广保护煤柱与村庄保护煤柱尽量重叠、矿井排矸与规划矸石砖厂相结合等因素。因此，仅从地面条件分析，工业场地宜布置在沁河和北李庄村的北侧。建井施工条件：陶三煤矿上覆第四系冲积层厚度一般0～22m，对井筒施工基本不影响。井位选择只注重考虑不受构造影响，井底车场及硐室层位有利施工维护即可。井下开采条件：陶三煤矿煤层赋存特点是埋深大，走向长，地质构造特征是断层比较发育。因此，井筒位置选择应尽量考虑靠近矿井中部、储量级别高、地质条件相对简单、通风系统容易形成、井巷施工便于多头平行作业、靠近首采区的地带。根据以上条件经分析认为井位方案2具有工业场地能够有效开发利用资源，延长了首采区的生产时间，缓解了井下采区接续矛盾。故设计推荐2方案，将立井井口选择在北李庄村北普7孔附近。二、井筒数目陶三煤矿95 采矿工程专业毕业设计投产时共有主、副、风三个井筒。矿井后期生产时，因井田范围大、通风距离长、瓦斯涌出量高，需在南北两翼各建一个回风井，实行对角式通风。见表4—2—1，井筒断面图见图4-2-1。井筒特征表表4－2－1序号项目单位主井副井风井1井口坐标Xm4057901.0004057916.0004058090.000Ym38530681.00038530714.00038529922.0002井口标高Zm+124.00+124.00+1733提升方位角度3°3°4井底车场标高m-711-711-4255井筒全深m861861598其中表土段m252512基岩段m836836541.86井筒直径净m6.56.05.0掘m7.46.95.77井筒断面净m233.1828.2719.63掘m24337.3925.528井筒支护混凝土混凝土混凝土9支护厚度m0.450.450.3510井筒装备一对9吨箕斗，复合刚性罐道一对一吨矿车单层双车多绳罐笼（一宽一窄）。复合刚性罐道，设梯子间，各种管线。梯子间95 采矿工程专业毕业设计95 采矿工程专业毕业设计图4-2-1提前建设北翼风井，不但可解决浅部一水平生产通风问题，另外，通过北翼风井工程可对矿井北翼的水文地质条件、瓦斯涌出情况及地温变化情况，提前得到进一步了解和掌握，为今后的生产提供可靠的基础资料第三节开采水平的设计一、水平划分及水平标高确定矿井内主采2号煤层，局部开采1号煤层，其赋存标高介于-450m～-1050m之间，煤层倾角10～25°。因受F1、F20断层影响，陶三煤矿南部1、2号煤层可采上限基本在-600m水平左右，北部可采上限在-450m，南北两翼可采上限95 采矿工程专业毕业设计成一阶梯状。从1、2煤倾斜宽度分析，南翼垂高450m，倾斜长度一般在1200～1500m,北翼垂高600m，倾斜长度一般在2400～3000m。若实行单一水平开采，会使采区倾斜长度过大，给生产技术管理带来一定困难，故设计确定布置两个开采水平。为使阶段斜长合理，南北两翼均能统筹兼顾，水平大巷布置要与井筒联系方便，结合矿井目前实际施工情况，设计确定一水平标高为-711m，二水平标高为-930m。后期二水平开采时，一、二水平采用暗斜井连接方式。在确定一水平标高时，设计也曾考虑了-750m和-650m两个不同标高方案。若将一水平标高确定在-750m则其上山部分阶段垂高达300m，下山部分至井田边界-1050m标高垂深亦为300m，水平上、下煤层垂高一致。这样，失去了二水平布置的意义，且给采区布置带来斜长过大、设备选型困难、管理复杂，井口位置据井底水平标高和车场层位需调整且地形条件不好，同时增加了井筒深度使投资提高。若将一水平布置在-650m标高，虽省投资，但因南翼受F1和F20断层影响，-650m水平以上储量较少，部分地段–650m水平及其以浅基本无法开采，导致南翼下山开采斜长过大，并致因构造影响南翼近1800m长的水平大巷不能沿煤布置。所以，设计否定了一水平-650m和-750m不同标高方案，将其确定在-711m水平。二、主要巷道布置及层位据矿井开拓布署，为满足井下煤炭运输、辅助运输、通风、行人的需要，设计确定井下大巷为两条，即运输大巷和回风大巷，为专用回风巷。煤炭运输通过皮带上山进入采区煤仓，然后经运输大巷到井底煤仓。由于本矿井为矿井煤层埋藏深，地应力大，所以设计将主要大巷布置在2煤层的底板砂岩中，以减少对大巷的维护工作量。皮带上山据煤炭的转、运、卸要求，布置在岩层中实行穿层布置。95 采矿工程专业毕业设计第四节采区划分矿井内主要开采2号煤层，局部开采1号煤层。2号煤层平均厚度3.37m，其结构简单、赋存稳定、全区可采。根据井下地质构造情况、结合水平划分原则，设计划分采区时，采区其边界一般按水平大巷和落差较大的断层或褶曲设置自然边界，对地质构造简单的区域按目前井下采区开采技术条件设置采区人为边界。陶三煤矿共划分14个采区，其中-711m水平浅部共5个采区，-930m水平共10个采区。采区开采顺序先从北翼由近而远前进式布置。分采区可采储量汇总见表4－4－1。95 采矿工程专业毕业设计分采区可采储量汇总表表4－4－1类别储量采区煤层供开采储量（万t）村庄煤柱（万t）路体压煤（万t）可采储量（万t）小计（万t）备注北一1196107522115122501301北二1145941825932356287411北三119116016251624901951354北四1187551594032305218244北五1671531161575092171230509352北六1522651552北七1952402南一1135571437622289527985619南二1354810881421132706南三124101202842455415264南四178190661682128565102南五1D级2237190190南六1D级2南部1287681306032716220473小计11664929327133824845261118324068总计6509354021595406540695 采矿工程专业毕业设计第五节井底车场一、井底车场及硐室1、井底车场形式据副立井井位与井下水平大巷的相对位置，井底车场为刀式，利用水平大巷作为其调车线。辅运材料、矸石等，由蓄电池机车牵引1t矿车列车组，车场处于2煤顶板砂岩层位。2、主要硐室（1）主提装载系统主井提升装载方式为上提式，主要硐室有主井井底煤仓、定量运输机硐室、箕斗装载硐室等。（2）主排水系统排水系统的主要硐室有井下中央水泵房、水仓、管子道、配水巷等。水泵房布置8台水泵，水仓有效容量根据《煤矿安全规程》规定，为8700m3。（3）供电系统在井底车场内设有中央变电所硐室，在采区设有采区变电所硐室。（4）其它硐室在井底车场内设有消防材料库，在运输大巷靠近回风上山处设有井下火药库、机车修理间等。95 采矿工程专业毕业设计第五章采煤方法和采区巷道布置第一节煤层的地质特征陶三煤矿地质构造以断裂为主，地层倾角一般10～25度。主采2号煤层，资源/储量无老窑破坏现象。2号煤层顶、底板岩性均为粉砂岩和细砂岩。可采煤层分述如下：2号煤层为主要可采煤层，位于山西组下部。煤层厚0.8～7.71m，平均厚3.53m，为中厚～厚煤层。煤层结构简单，普遍含一层0.29m夹矸，煤层赋存稳定全区可采，但厚度变化较大，由北向南逐渐增厚。区内各煤层均变质为无烟煤。其中2煤层多属中~富灰特低硫无烟煤二号。开采技术条件为：2煤层为Ⅲ类不易自燃煤层；各煤层煤尘均无爆炸危险性。第二节采煤方法和回采工艺一、采煤方法选择1、采煤方法采煤方法的选择，应根据采区构造、煤层赋存情况、开采技术条件及安全、产量、效率、成本、煤的回收率及矿井的生产实际经验等诸多因素综合考虑后确定。根据煤层赋存条件及各种采煤方法对煤层厚度的不同要求和适应性，结合邻近矿井在生产实际中的采煤经验，设计确定采用长壁式采煤法。鉴于地层倾角较大，按断裂构造的发育程度和延展情况，采煤工作面的推进方向确定沿煤层走向布置，即陶三煤矿采煤方法为走向长壁采煤法。2、工作面顶板管理95 采矿工程专业毕业设计矿井内主采的2号煤顶板，均为粉砂岩和细砂岩，岩性比较稳定，一般情况下初期来压和周期来压规律性强，顶板实现全部冒落法比较易管理，但在井田北部，火成岩已侵入了部分地带，为防止该地带大面积的顶板悬露而突然垮落造成事故，设计建议后期北翼开采在工作面自开切眼推进到一定长度时，实行强制放顶措施，保证顶板初次垮落的安全实现。对于放顶距、放顶方法，可在生产过程中据实测资料确定。3、采煤工艺从煤层厚度分析，2号煤层平均厚3.53m。从煤层结构分析，2号煤层结构简单，一般夹矸一层，夹矸厚度较薄（平均厚0.29m）。由煤层厚度及结构分析，2与煤层开采均采用机械化一次采全高。从陶三煤矿生产能力保证程度分析，由一个2煤综采工作面保证60万t/a的生产规模完全可行。1、综采工作面循环及作业方式以移架为标志，沿工作面每割一刀，工作面向前推进一个截深的距离，随即完成移架、清理浮煤、修整工作面和推移输送机等全部工序后即完成一个循环。综采工作面的作业方式和矿井工作制度一致，采用三八制。劳动组织形式可采用分段接力追机作业，既可降低劳动强度，又能充分利用工时。2、工序安排以采煤机割煤为中心，使采煤机割煤、移架、移输送机三个主要工序合理配合。根据顶板及煤壁情况，采煤机割煤后，先移支架，再移输送机，采煤工艺过程为采煤→移架→移输送机。（1）采煤机割煤方式95 采矿工程专业毕业设计采煤机采用工作面端部斜切进刀，一般采用双向割煤方式。现场实际操作亦可结合地层倾角变化必要时实行单向割煤方式。（2）移架方式移架方式采用成组整体依次顺序式，可每组2架，由大流量电液控制系统控制。3、工作面参数及生产能力1、工作面年推进度在工作面长度一定的条件下，回采工作面年推进度主要取决于采煤机截深、牵引速度和开机率。a、采煤机截深结合煤的硬度、工作面顶板条件、工作面煤层生产能力和矿井设计工作面个数及矿井生产能力综合考虑，确定采煤机功率的截深为0.6m。b、采煤机开机率近几年国内综采工作面统计，开机率一般为50～70%左右，本次设计按照国内平均水平，但又可行的原则，确定采煤机开机率为55%。c、采煤机速度采煤机割煤速度与采煤机本身性能及移架速度有关，国内综采面采煤机割煤速度一般3～5m/min，本次设计选用大功率电牵引采煤机，其速度均能满足要求。d、工作面年推进度设计工作面长度130m，结合上述参数，采煤机截深为0.6m，采煤机开机率为60%，采煤机平均割煤速度按4.0m/min，采煤机双向割煤，每割一刀所需时间约50min（包括斜切进刀时间），工作面回采可实现班进刀数4刀，日进刀数8刀，考虑工作面搬家等其它因素，取回采工作面年推进度1100m。95 采矿工程专业毕业设计2、工作面生产能力工作面生产能力按下式计算：2煤：Q=l·M·L·γ·C=130×3.53×1100×1.57×93%=73.7万t/a式中：Q——工作面生产能力，万t/a；l——工作面长度，130m；M——工作面平均采高，3.53m；L——年推进度，1100m；γ——煤的实体容重，1.57t/m3；C——工作面回采率，93%。经计算，移交投产时2煤采煤工作面产量为73.7万t/a，完全可实现60万t/a的生产规模。二、采煤工作面设备选型1、设备选型原则和装备标准建设高产高效矿井是煤炭工业的发展方向，提高矿井机械化水平是发展高产高效的有效途径。目前采煤机朝大功率、大截深、高速电牵引方向发展；运输设备朝大运量、大功率、重型化、高强度、多点驱动、高自动化方向发展；液压支架朝简单实用、高工作阻力、高强度、高可靠性方向发展，采用电液控制系统，提高移架速度和安全性能。针对这种发展趋势，结合本井田实际情况，在工作面主要设备选型时考虑以下原则：（1）机械设备的选择首先满足技术先进、生产可靠、提高综采设备的开机率，达到高产高效。同时设备间相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。95 采矿工程专业毕业设计（2）为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进方向长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，采用树脂锚杆支护以提高掘进速度，保证工作面接替要求。（3）对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，工作人员能快速方便地到达工作地点。陶三煤矿设计生产能力为60万t/a。依照高技术、高质量、高效率、高效益的开发建设原则。矿井建成投产时以一个2号煤层综采工作面保证60万t/a的规模。2、工作面设备选型（1）采煤机选型针对2号煤层赋存特征，采煤机选型如下：a、工作面应具有的最小生产能力由下式计算：Qh=Qy×f/[D×（N－M）×t×K]=0.6×106×1.4/[300×(3－1)×8×0.6]=291t/h式中：Qh——工作面设备所需最小生产能力，t/h；Qy——要求的工作面产量，0.6×106t/a；D——年工作制度，300d；f——能力富裕系数，1.4；N——日作业班数，3班；M——每日检修班数，1班；t——每班工作时数，8h；K——开机率，一般取0.6。b、采煤机牵引速度采煤机平均截割牵引速度VcVc=Qh/（60×B×H×γ×C×K）=291/（60×0.63×3.53×1.57×0.93×0.80）=1.9m/min式中：Vc——采煤机平均截割牵引速度，m/min；95 采矿工程专业毕业设计Qh——采煤机可实现的生产能力，398t/h；H——平均采高，3.53m；B——截深，0.63m；γ——煤的容重，1.57t/m3；C——工作面回采率，0.93；K——有效割煤时间利用率，0.80。c、采煤机装机功率装机功率包括截割电动机、牵引电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机的功率总和。装机功率由下式估算：P=Q×Hw=291×0.75=218kW式中：P——装机功率，kW；Q——采煤机生产率，291t/h；Hw——比能耗，一般0.6～0.75。d、采煤机所需牵引力据经验统计，采煤机牵引力一般为其装机功率数值的0.5～1倍。e、确定滚筒直径滚筒直径一般按最大采高的0.6～0.7倍考虑。根据煤层的厚度变化范围，确定滚筒直径为2.0m为宜。根据上述计算结果，采煤机选用MG300/500－WD型无链电牵引采煤机完全符合要求。该型采煤机主要技术参数见表5－2－1。MG200/500－WD型采煤机技术参数表表5－2－1项目单位技术参数采高m1.6～3.8适应煤质硬度f≤495 采矿工程专业毕业设计煤层倾角度≤35°截深m0.630.8滚筒直径m1.61.82.0牵引方式电牵引-齿轮-销轨牵引力kN500牵引速度m/min0—11/8.1滚筒中心距mm6220机面高度mm1426卧底量mm465～265装机功率200×2+37×2+18.5电压V1140灭尘方式电机、电控、摇臂分别水冷总重t35（2）工作面可弯曲刮板输送机选型工作面刮板输送机生产能力的选择原则是保证采煤机采落的煤被全部运出，并留有一定的备用能力。工作面刮板输送机的运输能力应满足：Qc=Qm×KC×Km×Ky=1.1×1.08×0.9×398=426t/h式中：Qc——刮板输送机应具有的运输能力，t/h；KC——采煤机截割速度不均衡系数，1.1；Qm——采煤机平均落煤能力，398t/h；Km——采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数，1.08；Ky——运输方向及倾角系数，0.9。考虑工作面运输条件变化，为了避免工作面煤壁片帮压机影响生产，设计应适当加大刮板输送机功率。综合工作面长度等因素，设计选用SGZ730/200×2型刮板输送机完全符合要求，其技术性能参数见表5－2－2。95 采矿工程专业毕业设计SGZ730/200×2型刮板输送机技术参数表5－2－2项目单位型号备注型号SGZ730/200×2输送能力t/h600t/h设计长度m100～180装机功率kW200×2链速m/s2.1（1.1）刮板链型式中双链溜槽结构整体铸造中部槽规格mm（L×W×H）1790×730×220与采煤机、液压支架配套供电电压V1140此外，设计还选定了SGZ730/110型转载机和和PLM90型破碎机（电机功率90kW），性能参数分别见表5－2－3和5－2－4。（3）运输顺槽可伸缩胶带输送机回采工作面设计生产能力0.90Mt/a，首采2212工作面运输顺槽长950m，工作面运输顺槽可伸缩胶带输送机运量按Q=400t/h输送能力计算，顺槽倾角0～5°，物料松散比重：1.1t/m3。运输顺槽选用单机驱动可伸缩胶带输送机DSJ100/60/200型，其性能主要参数为：带速2.5m/s；电动机：YB315L1－4型1台，功率200kW，转速1500r/min，电压1140V；胶带带宽1000mm，PVG800S五级整芯阻燃带；传动滚筒Φ1000mm，机尾改向滚筒Φ630mm；减速器、制动器、拉紧装置等随机配套；安全综合保护装置包括满仓装置、低速打滑装置、防跑偏装置、烟雾报警装置、自动洒水装置、温度保护装置、撕带保护装置、沿线停车装置等。95 采矿工程专业毕业设计SGZ730/110型转载机技术参数表5－2－3项目单位型号备注型号SZD730/110输送能力t/h900装机功率kW110刮板链型式中双链设计长度m50供电电压V660/1140链速m/s1.2链条破断负荷kN850（φ26）链条规格φ26×92mm中部槽规格分体式PLM90型破碎机性能参数表表5－2－4项目单位型号备注型号PCM90装机功率kW90输送能力（破碎）t/h1000进口粒度mm700×700出口粒度mm＜300供电电压V1140配套转载机730系列三、支架设备选型工作面支护：工作面采用支撑掩护式液压支架支护顶板，上下端头各配过渡液压支架，工作面巷道超前支护采用外注式单体液压支柱与金属顶梁，超前支护距离不小于20m。95 采矿工程专业毕业设计（一）支架选型1、支架型式国内外长壁工作面生产经验表明，液压支架是工作面装备中对生产能力影响最大的设备，因此必须把支架的可靠性放在首位，不但要稳定可靠，故障率低，而且使用寿命长，结构型式简单实用，支架工作阻力大，对煤层厚度适应性强。根据陶三煤矿煤层条件，2号煤层工作面适宜选用支撑掩护式支架。2、支架结构高度支架最大高度Hmax和最小高度Hmin分别由工作面最大采高Mmax及最小采高Mmin确定，同时考虑一定的顶板冒落高度及立柱可缩量余地。另外，在选择支架的最大和最小高度时，尽可能地考虑保持工作面煤层实际开采厚度范围与支架最佳工作高度范围的一致。确定支架最小高度还应考虑矿井井下支架运输工具和辅助运输巷道断面的高度。支架最大结构高度：Hmax=Mmax+200支架最小结构高度：Hmin=Mmin－200式中：Mmax——煤层最大采高，mm；Mmin——煤层最小采高，mm。根据首采区内的钻孔统计，2煤层厚度在首采区内的变化范围一般在3.47～3.94m，由此确定支架高度为：Hmax=Mmax+200=3940+200=4140mmHmin=Mmin－200=3470－200=3270mm3、支架工作阻力估算采用岩重法确定支架工作阻力。从支架承受的顶板载荷与采高近似成直线关系的观点出发，按支架承受的载荷为工作面最大采高的6～8倍岩重进行估算，计算式为：95 采矿工程专业毕业设计P=（6～8）×9.8×S×γ×M×Cosα=3380～4506kN式中：P——支架承受的荷载，kN；S——支架支护面积，m2；按支架顶梁长3.8m计，端面距按0.34m计，支护面积为1.5×4.14=6.21m2计算。γ——顶板岩石容重，2.5t/m3；M——煤层最大采高，m（3.94m）；α——煤层倾角，20°。4、支架选型按照设备选型原则，选用ZZ5200/22/42型液压支架，该型支架高度为4.2～2.2m，工作阻力为5200kN，支护强度0.82Mpa，底板比压1.58Mpa，支架为双活动侧护板、整体底座正装推移，前端有抬底装置。可满足2号煤层开采要求。（二）配套乳化液泵站支架的快速、安全操作是实现高产高效的前提，支架移架速度主要取决于支架液压系统的流量。支架供液系统应具有的流量QL由下式估算：QL=1000×Vy×Kf（n1×s1×F1+n2×s2×F2+n2×s2×F3）/J式中：QL——支架供液系统应具有的流量，L；Vy——移架速度，0.06m/s，3.6m/min；Kf——同时用液工况富裕系数，2.0；n1——推移千斤顶个数，100；s1——支架移动步距，0.8m；F1——活塞作用面积，0.0001m2；n2——立柱个数，400根；s2——升柱降柱行程，0.095m；95 采矿工程专业毕业设计F2——降柱时活塞作用面积，0.0002m2；F3——升柱时活塞作用面积，0.0003m2；J——支架中心距，1.5m。经计算，QL=119L/min。依上述结果，支架供液系统最低流量应不低于119L，选用乳化液泵站为BRW160/31.5型，配套液箱为RX400/25(容积2500L),完全满足要求。主要参数如下：功率：110kW电压：1140V额定流量：160L/min额定压力：31.5Mpa。（四）喷雾泵站喷雾泵站选用KMPB320/10型，主要技术参数如下：功率：75kW电压：1140V额定流量：320L/min额定压力：10MPa四、工作面主要设备配备工作面主要设备配备见表5－2－5。2号煤层工作面主要设备配备表表5－2－5序号设备名称设备型号单位数量备注1双滚筒采煤机MG200/500—WD台12可弯曲刮板输送机SGZ730/200×2台13支撑掩护式液压支架ZZ5200/22/42架904转载机SGZ730/110台195 采矿工程专业毕业设计5破碎机PLM90台16可伸缩胶带输送机DSJ100/60/200部17乳化液泵BRW160/31.5台28喷雾泵KMPB—320/10A台19过渡支架ZZ5200/22/42G架6设备相互配套第三节采区巷道和生产系统一、采区巷道布置（一）回采工作面布置方式从采区的构造分析，由于区内DF9（H=0～65m）断层的存在，而且这些断层的延展方向与煤层走向基本一致，故工作面顺槽不宜沿倾向布置。再由煤层赋存条件分析，1、2号煤层倾角平均18°，煤层倾角相对较大。所以，设计确定工作面顺槽沿煤层走向布置，实行走向长壁的方式布置回采工作面。（二）采区巷道布置1、上山位置上山位置处于井筒煤柱之中，为双翼采区。该布置方式的优点是：上山位置处于工业场地及井筒煤柱之中，上山巷道与工广煤柱合并，可最大限度开发和利用煤炭资源。采区上山靠近井底车场，井下下辅助运输距离短、生产效率高。2、上山条数及层位采区内1、2号煤层实行联合布置开采，根据采区的通风、运输、辅助运输和安全条件，采区上山共布置三条。分别为运输机上山、轨道上山和专用回风上山，上山巷道沿2号煤层底板按岩巷布置。3、上山与回采工作的联络方式95 采矿工程专业毕业设计由于上山巷道布置在2号煤层底板岩石中，轨道上山可通过中部甩车场直接与2煤回采工作面轨道顺槽相接。轨道上山与1煤工作面的联络方式，可采用平石门和反斜石门两种方式，反斜石门虽有工程量省的优点，但是存在着增设斜巷绞车，提升环节多的缺点。而1、2号煤层赋存特点是相距较近（20m）、倾角较大（18°），采用平石门联络比较有利，设计予以采用。即由2煤各工作面甩车场的顶板以穿层平石门的方式联络1号煤层工作面顺槽。回采工作面的运输机顺槽与采区运输机上山由工作面溜煤眼连通。4、回采方式由于采区上山位置处于井筒及工业场地煤柱之中，回采工作面跨越上山开采难以实现，故采区内的工作面的回采方式为后退式。5、回采工作面接续安排矿井投产时，以“一井一区两面”达到设计生产能力。首采区按双翼采区，首采工作面布置在采区北翼最上部区段的1、2号煤层中，工作接续衔接可南北两翼互换并沿煤层倾斜方向由上而下依次接续。二、采区各主要系统1、煤炭运输工作面采落的煤炭进入可弯曲刮板运输机→顺槽转载机→顺槽胶带运输机→上山胶带运输机→主井井底煤仓→主井提出地面。2、辅助运输辅助运输采用1t固定箱式矿车及材料平板车，工作面所需材料、设备，经采区下部车场，由上山绞车提至中部车场，通过平石门或直接进入回采工作面轨道顺槽，轨道顺槽采用调度绞车运输。3、通风系统95 采矿工程专业毕业设计新鲜风流由-711m轨道大巷→采区轨道、运输机上山→回采工作面下槽→回采工作面；工作面乏风经由回风顺槽→专用回风上山→总回风巷→回风井。4、采区排水首采区布置为上山采区，采区的水可通过各上山流入到-711m水平的大巷水沟，汇入到井底水仓。第四节采区车场设计及峒室采区轨道上山下部车场采用环形绕道布置，即下部车场布置方位与采区上山方位垂直，车场形式为双道起坡平车场。轨道上山各中部车场为单侧甩车场。采区内的硐室主要有轨道上山绞车房、采区变电所硐室等。采区提升绞车房的位置应选择在围岩坚硬的薄及中厚煤层或顶板岩石中，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。因而，本设计中绞车房布置在回风水平底板岩石中。采用半圆拱形断面，选用不可燃的材料支护并联合锚杆支护。根据所选绞车确定其尺寸为：高4.5m，宽6m，长7m。采区变电所是采区供电的枢纽，由于低压输电的电压降大，故合理地确定采区变电所的位置及尺寸是保证采区生产、减少工程费用的重要措施。采区变电所位置应设置在岩石稳固、地压小、通风条件好、无淋水的地方。本设计采区变电所位于两条大巷之间。断面形状是半圆拱，硐室宽3.6m，高3.5m，长度8m，变电所的支护要用不可燃材料，在此采用锚喷支护，用100号混凝土铺底，厚200mm，以防矿井水流进变电所，硐室设置3‰的坡度，便于向外流水。变电所两端各设一个出口通道，通道高度取2.5m，采用锚喷支护。硐室与通道相连处，设向外的防火栅栏两用门。95 采矿工程专业毕业设计第五节采区采掘计划一、巷道断面和支护形式设计采区准备巷道布置在2煤底板岩石中，回采巷道为煤巷。岩石巷道采用半圆拱断面，沿煤回采巷道为矩形断面，根据锚杆支护在我国众多矿区使用的成功经验，结合本矿井煤层及围岩条件及实际施工实践，设计采、准井巷工程实行锚喷、锚网喷联合支护为主，对各别地质构造复杂和围岩破碎段架设锚索、钢带或锚网与U型钢联合加强支护。断面大小遵照《煤矿安全规程》中有关规定，满足矿井通风、行人、运输、管线布置、设备安装与检修等要求进行设计。主要巷道断面特征见表5－5－1。主要巷道断面特征表表5－5－1巷道名称规格（m×m）净断面(m2)掘进断面(m2)支护形式支护厚度(mm)-711m水平轨道大巷4.80×3.6014.816.02锚喷120采区轨道上山4.50×3.5013.614.1锚喷120采区回风上山4.50×3.7014.515.7锚喷120采区运输上山4.20×3.4014.315.6锚网喷120采区下部车场4.50×3.8515.116.4锚喷120采区中部车场4.00×3.3011.512.6锚喷120工作面运输顺槽4.50×3.5015.816.2锚网50工作面轨道顺槽4.20×3.5014.715.3锚网50采区总回风巷4.60×3.6016.618.0锚喷120二、巷道掘进和进度指标95 采矿工程专业毕业设计由于矿井为高瓦斯矿井，所以在煤巷掘进时采用炮掘方式，每天三班循环作业。为保证本矿井施工安全和建设的高质量、高速度，要求采用新技术、新工艺和新设备，努力提高机械化水平。参照近年国内同类型矿井实际井巷施工成巷水平，确定尚未完成的采区井巷工程建设进度指标为：煤层巷道（炮掘）120m/月。三、掘进工作面个数及装备1、掘进工作面个数矿井移交投产时装备2个综采工作面。根据采区和工作面的接续要求，结合实际生产管理经验，设计配备了5个煤巷炮掘工作面，采掘面比2：5。2、掘进设备为保证采面正常接续，避免采掘失调，开拓、掘进工作面亦利用已有设备配以气腿凿岩机、耙斗装岩机、煤电钻等钻爆掘进作业线。四、移交生产时三个煤量根据开拓布置及采区布置，移交生产时所获得的三个煤量及可采期见表5－5－2。移交生产时三个煤量表5－5－2指标名称数量（万t）计算可采期备注开拓煤量6124.9（年）准备煤量6124.9（年）回采煤量46.216（月）95 采矿工程专业毕业设计第六章提升矿井设计年产量为60万t/a，新建主立井和副立井，全部煤炭由主井箕斗提升至地面，主井井筒净直径为φ6.5m，装备一对箕斗提升煤炭。副立井井筒净直径为φ6m，装备一对1t矿车单层二车四绳罐笼（一宽一窄），担负矿井矸石、材料、人员及设备的升降任务。矿井工作制度为：年工作日300天，每天净提升时间为16h。一、主井提升设备（一）设计依据1、井口锁口标高：+124m2、井底车场水平标高：-711m3、净提升时间：16h4、年工作日：300天（二）提升容器的确定1．箕斗的选择(1)小时提升量Ah=AnCat/brt=60*104*1.15*1.2/300*14=198t式中：Ah——小时提升量An——矿井年产量C——不均衡系数1.15at——提升能力富裕系数1.2br：每年工作日数，br=300d；t：每天工作小时，ts=14h。(2)合理经济速度VjVj=（0.3-0.5）×式中：Vj：合理经济速度，m/s；95 采矿工程专业毕业设计H：提升高度，m；其中H=Hz+Hs+Hx。Hz：装载高度，18-25m；Hs：矿井深度，m；Hx：卸载高度，15-25m；则Vj=0.4×=0.4×=11.8（m/s）(3)一次循环时间TxTx=H/Vj+Vj/a+u+θ式中：Tx：一次循环时间，s；Vj：合理经济速度，m/s；a：提升加速度，m/s2；一般取0.8m/s2。u：箕斗低速爬行时间，u=10s；θ：箕斗卸载休止时间，θ=10s。则Tx=835/11.8+11.8/0.8+10+10=50.63+10.49+10+10=82.24s(4)小时提升数nsns=3600/Tx式中：ns：小时提升数，次；Tx：一次循环时间，s；则ns=3600/82.24=43（次）(5)一次提升量QQ=As/ns式中：Q：一次提升量，t；As：小时提升量，t；ns：小时提升数，次；则Q=198/4395 采矿工程专业毕业设计=4.6（t）按Q的计算值选用9t箕斗，故选用JDS——9/110×4标准底卸式四绳9t箕斗，其技术特征见表6－1。JDS9/110×4箕斗技术特征表表6－1项目技术特征单位箕斗型号JDG9/110×4名义载煤量9t有效容积10m3最大终端载荷440kN最大提升高度1300m箕斗自重11.6t（二）提升钢丝绳的选择1、绳端荷重Q=10.7+9=19.7t2、钢丝绳的悬垂长度HC=124+710+32+30=896m3、钢丝绳单位长度重量Pk≥=3.55kg/m主绳选择31ZBB6V×34+SF1670ZZ（SS）钢丝绳四根（左、右捻各半）。其主要技术特征：直径：dk=31mm单位重量：pk=3.941kg/m最大钢丝直径：δ=2.2mm抗拉强度：σ=1670MPa95 采矿工程专业毕业设计钢丝破断力总和：Qp=677kN钢丝破断拉力系数：1.1774、尾绳选择P8×4×9－139×23－1370扁尾绳二根。其主要技术特征：断面（宽×厚）：139×23mm单位重量：qk=7.97kg/m抗拉强度：σ=1370MPa5、系统不平衡重量计算△=2qk-4pk=0.184kg/m△/4pk=1.2%<3%故按等重尾绳计算。（三）选择提升机1、主导轮直径Dg≥90dk=2790mmDg≥1200δ=2640mm2、最大静张力Fj=Q+4pkHC=19700+4×3.941×896=338kN3、最大静张力差FC=9×9.81=88.29kN下大件：为了对防滑有利，下大件时轻侧加配重，所加配重根据防滑验算取值。4、选择JKMD－2.8×4（Ⅰ）型四绳摩擦落地式提升机，其主要技术参数如下：主导轮直径：Dm=2.8m天轮直径：Dm=2.8m最大静张力：Fj=350kN95 采矿工程专业毕业设计最大静张力差：FC=95kN减速器速比：i=10.5旋转部分变位重量：Gj=9.5t天轮变位重量：Gt=3.2×2=6.4t衬垫摩擦系数：μ=0.25衬垫比压：Pm=1.962MPa钢丝绳间距：a=300mm（四）电动机的选择1、提升高度：Ht=124+711=835m2、提升速度：Vm′≤0.5=14.4m/s暂取Vm′=9m/s3、电动机功率：Ne==1377kW4、根据以上数据选用南阳防爆集团有限公司生产YKS500三相异步电动机，其主要技术参数如下：额定功率：Ne=1400kW额定电压：Ve=6000V额定转速：ne=744r/min效率：η=95.2%转动惯量：J=144kg·m2电动机的重量：G=11t电动机的变位重量：Gd==8100kg实际提升速度：Vm==10.4m/s95 采矿工程专业毕业设计5．运输能力验算矿井设计日产量为4000t，设计净提升时间为16h,平均每小时提升量为250t，小于主井提升能力。二、副井提升设备（一）设计依据1、井口锁口标高：+124m2、井底车场水平标高：-711m3、最大班提升量：（1）最大班下井人数：160人（2）矸石：47车/班（3）砂石、水泥：12车/班（4）坑代品：12车/班（5）材料、设备：12车/班（6）保健车：2车/班（7）其它：5车/班4、矿车：MGC1.1－6A自重：610kg载重：1700kg5、一吨矿车单层双车多绳宽罐笼自重：8637kg全高：7030mm载人数：38人6、一吨矿车单层双车多绳窄罐笼(加配重)自重：8637kg（罐体高度增加500mm）全高：7030mm95 采矿工程专业毕业设计载人数：23人7、大件重量：12500kg(包括平板车重量)8、提升方式：双罐笼提升，罐笼间距1800mm（二）提升钢丝绳选择1、绳端荷重提矸：Q矸=8637+2(610+1700)=13257kg提人：Q人=8637+38×75=11487kg提大件：Q大=8637+12500=21137kg2、钢丝绳的悬垂长度HC=124+711+32+25=892m3、钢丝绳单位长度重量Pk≥=3.58kg/m主绳选择31ZBB6V×34+SF1670ZZ（SS）钢丝绳四根（左、右捻各半）。其主要技术特征：直径：dk=31mm单位重量：pk=3.941kg/m最大钢丝直径：δ=2.2mm抗拉强度：σ=1670MPa钢丝破断力总和：Qp=677kN钢丝破断拉力系数：1.1774、尾绳选择P8×4×9－139×23－1370扁尾绳二根。其主要技术特征：断面（宽×厚）：139×23mm单位重量：qk=7.97kg/m抗拉强度：σ=1370MPa95 采矿工程专业毕业设计5、系统不平衡重量计算△=2qk-4pk=0.176kg/m△/4pk=1.12%<3%故按等重尾绳计算。（三）选择提升机1、主导轮直径Dg≥90dk=2790mmDg≥1200δ=2640mm2、最大静张力提矸：Fj矸=Q矸+4pkHC=27318.5kg=268kN提人：Fj人=Q人+4pkHC=25548.5kg=250.6kN提大件：Fj大=Q大+4pkHC=35198=345.3kN3、最大静张力差提矸：FC矸=2×1.7×9.81=33.35kN提人：FC人=38×0.075×9.81=27.96kN下大件：为了对防滑有利，下大件时轻侧加配重，所加配重根据防滑验算取值。4、选择JKMD－2.8×4（Ⅰ）型四绳摩擦落地式提升机，其主要技术参数如下：主导轮直径：Dm=2.8m天轮直径：Dm=2.8m最大静张力：Fj=350kN最大静张力差：FC=95kN减速器速比：i=10.5旋转部分变位重量：Gj=9.5t95 采矿工程专业毕业设计天轮变位重量：Gt=3.2×2=6.4t衬垫摩擦系数：μ=0.25衬垫比压：Pm=1.962MPa钢丝绳间距：a=300mm（四）电动机的选择1、提升高度：Ht=124+711=835m2、提升速度：Vm′≤0.5=14.4m/s暂取Vm′=9m/s3、电动机功率：Ne==509kW4、根据用户要求选用上海电机厂生产ZD2－85/36－6B直流电动机，其主要技术参数如下：额定功率：Ne=800kW额定电压：Ve=660V额定转速：ne=630r/min效率：η=93.8%转动惯量：J=167kg·m2电动机的变位重量：Gd==9394kg=9.394t实际提升速度：Vm==8.796m/s95 采矿工程专业毕业设计最大班辅助作业提升时间平衡表表6－1项目单位每班数量每次提升量每班提升次数每次净提升时间（s）每次休止时间（s）每次提升循环时间（s）每班提升时间（min）下降人员人160316113.4346159.4315.94提升人员人7.97其他人员人4.78矸石车/班47224113.4315128.4351.37砂石、水泥车/班1226113.4315128.4312.84材料、设备车/班12112113.4340153.4330.69坑代品车/班12112113.4340153.4330.69保健车车/班212113.4340153.435.11其它车/班515113.4340153.4312.79合计h2.87二、轨道上山提升计算（一）设计依据1、斜井斜长：633m2、最大倾角：22°3、最大班提升量（1）提升人员：58人（2）矸石：28车/班（3）砂石、水泥：8车/班（4）坑代品：8车/班（5）材料、设备：6车/班（6）保健车：2车/班95 采矿工程专业毕业设计（7）其它：3车/班4、矿车型号：MGC1.1－6A自重：610kg载重：1700kg5、斜井人车：XRB15－6/6S1，XRB15－6/6S2，两个首车首车1自重：2200kg首车2自重：2200kg每车载人：15人最大速度：4m/s6、大件重量：12500kg(包括平板车重量)（二）提升钢丝绳的选择一次提升量：提矸时每次4车；升降人员时两个首车。1、绳端荷重提矸石时：Q矸=4（610+1700）(sin22°+0.01cos22°)=3547.kg提人时：Q人=（2200×2+2×15×75）（sin22°+0.01cos22°）=2552.8kg提大件时：Q大件=12500(sin22°+0.01cos22°)=4798.8kg2、提升钢丝绳悬垂长度：Lc=633+20+20+15=688m3、所需钢丝绳单位重量Pk≥=2.5kg/m选择26NAT6V×18+FC1570钢丝绳。其主要参数为：直径：dk=26mm单位重量：pk=2.79kg/m95 采矿工程专业毕业设计抗拉强度：σ=1570MPa钢丝绳最小破断拉力：Qp=397kN钢丝破断拉力系数：1.156（三）提升机选择Dg≥60×26=1560mm选择JKB2/1.8单滚筒矿用防爆提升机，其主要技术性能：滚筒直径：Dg=2m滚筒宽度：B=1.8m最大静张力：FJ=60kN减速比为：30（四）验算安全性能1、计算最大静张力提矸石时：Fj矸=[Q矸+pkLc(sin22°+0.2cos22°)]×9.81×10-3=45.5kN＜60kN提人时：Fj人=[Q人+pkLc(sin22°+0.2cos22°)]×9.81×10-3=35.59kN＜60kN提大件时：F大件=[Q大件+pkLc(sin22°+0.2cos22°)]×9.81×10-3=57.62kN＜60kN2、计算提升钢丝绳安全系数提物（按提大件）：提人：3、计算钢丝绳在滚筒上的缠绳宽度（按2层缠绳）：95 采矿工程专业毕业设计Bˊ==1673mm＜1800mm其中：Kc——钢丝绳缠绕层数，取2层ε——钢丝绳间的间隙，取2.5mm（五）选择电动机正常提升速度按V＝3m/s计算；提升大件时按半速运行。N=1.15FjV/η=179kW选择YB355L－8型防爆电动机，其主要技术参数：功率：185kW电压：660V转速：740r/min实际提升速度：Vm==2.548m/s（六）运动学计算取a1=a3=0.5m/s2，v0=v4=1.5m/s，a0=a5=0.3m/s2，vmax=2.548m/s，LH=LB=20m初加速阶段：t0=v0/a0=5sL0=1/2v0t0=3.75m等速阶段:L01=LH-L0=16.25mt01=L01/v0=10.833s加速阶段:t1=（vmax-v0）/a1=2.1sL1=1/2（vmax+v0）t1=4.24m矿车进入车场前的减速段：t3=t1=2.1sL3=L1=4.24m95 采矿工程专业毕业设计矿车进入车场后的减速段：t5=t0=3sL5=L0=3.75m矿车在车场上的等速段：L4=LB-L5=16.25mT4=L4/v0=10.833s矿车在井筒内等速运行阶段：L2=Lt-(LH+LB+L1+L3)=624.514mt2=L2/vmax=245.08s一次提升净提升时间：T0=t0+t01+t1+t2+t3+t4+t5+θ=（280.94+θ）s提矸休止时间：θ=25s一次提升循环时间：T=2（T0+θ）s轨道上山提升系统的速度图见图6－1－3。轨道上山最大班辅助作业提升时间平衡表见表6－1－2，最大班提升时间4.6h，最大班工人下井时间为22.38min，分别小于7h和60min，符合提升要求。轨道上山最大班辅助作业提升时间平衡表表6－2项目单位每班数量每次提升量每班提升次数一次净提升时间（s）每次休止时间（s）每次提升循环时间（s）每班提升时间（min）下降人员人58302245.6690671.3222.38提升人员人11.19其他人员人6.71矸石车/班2847280.9425611.8871.39砂石、水泥车/班842280.9425611.8820.4材料、设备车/班616280.9425611.8861.1995 采矿工程专业毕业设计坑代品车/班824280.9425611.8840.79保健车车/班221280.9425611.8810.2其它车/班313280.9425611.8830.59合计h4.6第七章大巷运输第一节运输方式的选择一、原煤运输方式的选择为减少运输环节，简化运输系统，提高矿井自动化和集中控制程度，矿井投产时首采区煤炭运输自井下工作面至井底煤仓，采用胶带输送机连续运输方式。煤流系统为：投产工作面的煤炭→工作面刮板输送机→运输顺槽转载机→运输顺槽可伸缩胶带输送机→上山胶带机→主立井井底煤仓→地面。考虑到矿井一水平煤层走向变化较大，确定开采时原煤运输方式采用12t蓄电池机车牵引3t底卸矿车，由3t底卸矿车将煤卸入卸载站煤仓再转入主井井底煤仓。二、辅助运输方式辅助运输主要是承担矿井的矸石、材料、设备、人员的运输任务。根据矿井开拓布署，井下各不同环节的辅助运输方式为：车场及大巷采用12t蓄电池机车牵引1t固定矿车；轨道上山为单钩串车提升，采、掘工作面采用调度绞车。第二节煤炭运输设备选型输送物料的特性及设备工作制度：1、输送物料：原煤，粒度0～300mm2、松散密度：γ=1.1t/m33、工作制度：300d/a，16h/d一、大巷煤炭运输设备选型95 采矿工程专业毕业设计由于矿井为高瓦斯矿井，所以在煤炭运输时，大巷内不可以使用架线式电机车，本矿选用CTL12/6GY防爆特殊型蓄电池电机车，其技术参数见表7-2-1.CTL12/6GY型蓄电池电机车技术参数表7－2－1名称单位参数额定电压V192牵引力kN16.48速度km/h8.7最大速度km/h17.5电机功率kw22×2齿轮传动比17.5轨距mm600轴距mm1220通过最小曲线半径m10外形尺寸（长×宽×高）mm5200×1050×1600制方式机械、电阻、空气重量t12二、上山带式输送机选型（一）设计依据1、输送能力：按井下工作面原煤产量的峰值计算2、输送机长度：458m3、提升高度：137.6m4、倾　　角：　13～25°（二）选型计算1、输送机主要参数确定（1）运量的确定95 采矿工程专业毕业设计运量应按井下工作面原煤产量的峰值进行选取，设计按Q=584t/h输送能力计算。（2）带速带宽的确定设计确定上山带式输送机的带速为V=3.15m/s，计算带宽为B=1000mm。（3）输送机拖动方式的选择根据建设单位意见，确定带式输送机拖动方式选用液粘软启动装置。为防止输送机满载上运停止，保证可靠制动和防逆转，在驱动装置配置一套液压推杆制动器和低速轴逆止器。2、输送机安全校验根据输送机设计规范，为防止上运输送机发生逆转，应设置制动器和逆止器。制动器或单个逆止器应满足系统所需逆转力炬。经计算系统逆转力矩=22008Nm预选液压推杆制动器BYWZ5－400/121[M]=2000Nm折算到低速轴制动力矩：[M]×i/1.5=2000×20=26666Nm式中：[M]——额定最大制动力矩=2000Nmi——减速比=20；低速轴制动力矩〉系统逆转力矩满足要求低速轴逆止器选用NJ(NYD)160，承载能力[M]=25000Nm>22008Nm满足要求。（三）选型结果上山带式输送机主要技术参数为：运量：Q=584t/h带宽：B=1000mm带速：V=3.15m/s机长：L=458m95 采矿工程专业毕业设计胶带：ST1250×B1000L=950m阻燃钢丝绳芯胶带电动机：YB315M2－4N=160kWV=660V两台减速机：B3SH10－20+风扇i=20两台液体粘性软启动装置：YNRQD160/1500两台电力液压推杆制动器：BYWZ5－400/80[M]=1000～2000Nm两台逆止器：NYD160[Mz]=25kN.m液压绞车拉紧装置：DYL－01－4/80一套卸料滚筒为单出轴安装逆止器，传动滚筒为双出轴，分别接驱动装置。带式输送机技术参数，见表7—2—1带式输送机技术参数表7－2－1序号名称单位参数备注上山胶带输送机上仓带输送机输入参数1运量t/h5845842带宽mm100010003带速m/s3.153.154机长m4582015提升高度m65.4137.66托辊阻力系数0.0300.0307传动滚筒围包角度2102108滚筒摩擦系数0.300.30输出数据1胶带强度N/mmST1250NJR2004层2胶带最大张力kN12048.33胶带绕出点张力kN5117.74安全系数10.416.55传动滚筒直径mm8008006计算轴功率kW2111017传动效率0.870.9195 采矿工程专业毕业设计8功率储备系数1.21.29计算电机功率kW29113310装机功率kW2×16016011电动机YB315M2－4YB315M2－4V=660V12减速器B3SH10－20B3SH10－2015传动比202016拉紧行程/拉紧力m/kN4/802/80第三节辅助运输设备矿井投产时回采工作面主要集中在中央采区生产，井下辅助运输的区间主要是主副井井底车场与采区下部车场区间内的运输，该区间运输距离短（仅200m左右）。后期井下辅助运输距离最大可达7000m，设计以前期为主，兼顾后期，故选用辅助运输方式为适应性强、机动灵活、投资低的5t蓄电池机车牵引1t固定矿车。通过电机车的粘着重量、牵引电机升温条件、重车下坡制动条件等方面计算，列车组成情况为：矸石列车可由15辆1t固定矿车组成；材料及小型设备列车可由15辆1t材料车组成；运输最大件（即综采支架）时牵引1辆10t重型平板车。实际生产过程中因辅助运输距离短，列车组成可适当缩减。矿井投产时井下蓄电池机车选用两台，其中一台工作，一台备用，考虑到地面调运，全矿共选用三台。第四节矿车辅助运输车辆采用1t固定式矿车。液压支架整体运输采用10t重型平板车搬运，设备列车、乳化液泵站、喷雾泵站等设备选用1t平板车。矿车规格特征见表7－4－1；矿车数量按排列法计算，使用地点配备见表7－4－2。95 采矿工程专业毕业设计矿车规格特征表7－4－1型号外型尺寸长×宽×高（mm）名义载重（kg）轨距（mm）轴距（mm）自重（kg）MG1.1－6A1t固定式矿车2000×880×11501000600550610MC1－6A1t材料车2000×880×11501000600550465Mp1－6A1t平板车2000×880×410100060055091010t平板车3410×1320×480100006001100992矿车排列表表7－4－2序号使用地点名称及型号单位数量1井筒提升1t固定矿车MG1.1－6A辆42井下机车运输1t固定矿车MG1.1－6A辆153采区车场1t固定矿车MG1.1－6A辆84掘进工作面1t固定矿车MG1.1－6A辆165付井空车线1t固定矿车MG1.1－6A辆156其他1t固定矿车MG1.1－6A辆167蓄电池机车CDXT－5台281t材料车MC1－6A辆1091t平板车Mp1－6A辆51010t平板车MP6－10辆1011乳化液车1t改装辆112保温水车BWC0.6－6辆195 采矿工程专业毕业设计第八章排水与供电第一节矿井排水根据矿井开采情况，本设计在副井井底车场水平设置中央水平房，中央水泵房水泵将矿井涌水通过敷设在副立井井筒内的排水管路排至地面矿井水处理站。一、中央水泵房排水设备（一）设计依据正常涌水量：566m3/h最大涌水量：1030m3/h锁口标高：124m井底车场标高：-711m水处理水池排高：5m（二）设备选型计算1、确定水泵的排水能力正常涌水时：Qz=1.2Q=679.2m3/h最大涌水时：Q大=1.2Q=1236m3/h2、水泵扬程估算：H=1.01～1.1（Ht+5.5+3）=854～930m3、选择水泵：型号：SGD200×10额定流量：420m3/h额定扬程：935m额定效率：76%95 采矿工程专业毕业设计额定转速：1480r/min4、水泵台数的确定正常涌水时：n正′=679.2/420=1.6台取n正=2台最大涌水时：n大′=1236/420=2.94台取n大=3台备用水泵：n备′=0.7n正=0.7×2=1.4台取n备=2台检修水泵：n检′=0.25n正=0.25×2=0.5台取n检=1台考虑到本矿井为下组煤开采水量较大，故本水泵房安装8台水泵，并预留4台位置位置。正常涌水时，2台工作，6台备用及台检修；最大涌水时，3台工作。（三）排水管路的选择1、排水管公称直径Dg==（0.445∽0.367）m取Dg=400mm由于本矿井井筒深，并考虑到后期下组煤开采，因此，在副井井筒内辅设3条φ426的排水管路，正常涌水时1条工作，2条备用；最大涌水时2条工作；为了节省钢材，减少阻力，将排水管路分为四段。第一段从水泵排水管路并联点到绝对标高-600m，第二段从绝对标高-600m到绝对标高-400m，第三段从绝对标高-400m到绝对标高-100m，第四段从绝对标高-100m到地面。2、壁厚的计算δ=0.5×Dg()+a=0.88cm经计算第一段选择φ426×25的无缝钢管，第二段选择φ426×20的无缝钢管，第三段选择φ426×16的无缝钢管，第四段选择φ426×95 采矿工程专业毕业设计9的无缝钢管。每台水泵吸水管选用φ325×8无缝钢管。（四）管路阻力系数的计算1、吸水管阻力系数R吸=()=47.44式中：φ2——直管阻力系数φ2=0.62φ3——弯管的阻力系数1φ4——滤网阻力系数3φ5——异径管阻力系数0.352、泵出口到并联点阻力系数=（φ11+φ12+φ13+φ14+φ15）=236.6式中：φ11——直管阻力系数φ11=0.308φ12——闸阀阻力系数0.5φ13——逆止阀阻力系数10φ14——分流三通阻力系数1.5φ15——弯管阻力系数13、泵房并联点到地面阻力系数=()=236.6式中：φ21——速度压头系数1φ22——直管阻力系数φ22=68.92n3——弯管的个数8φ23——弯管的阻力系数195 采矿工程专业毕业设计n4——闸阀个数2φ24——闸阀阻力系数0.5n5——三通个数2φ2——三通阻力系数2（五）工况点的确定1、正常涌水时（2台泵一趟管）管网等效阻力系数：R等=1.7（R吸+R排1+22R排2）=2857.9s2/m5=0.0002205151h2/m5管路的特性方程：H=H测+R等Q2=845.5+0.0002205151Q2绘制工况图，得工况点M1：Qm1=459m3/h；Hm1=892m；ηm1=76%。2、最大涌水时（3台泵2趟管）管网等效阻力系数：R等=1.7［R吸+R排1+（3/2）2R排2］=2154s2/m5=0.0001662023h2/m5管路的特性方程：H=H测+R等Q2=845.5+0.0001662023Q2绘制工况图，得工况点M2：Qm2=466m3/h；Hm2=882m；ηm2=76%3、管路未淤积时（一台泵一趟管）R等=R吸+R排1+R排2=971.3s2/m5=0.0000749456h2/m5管路的特性方程：H=H测+R等Q2=845.5+0.0000749456Q2绘制工况图，得工况点M3：Qm3=478m3/h；Hm3=862.6m；ηm3=75%。95 采矿工程专业毕业设计（六）水泵排水能力计算1、正常涌水日工作时间：T正=24Q正/Qm1/n1=14.8h2、最大涌水日工作时间：T大=24Q大/Qm2/n2=17.7h（七）实际流速的计算正常涌水时：1、排水管：2.3m/s2、吸水管：1.7m/s最大涌水时：1、排水管：1.75m/s2、吸水管：1.73m/s（八）电动机的选择1、正常涌水（2台泵1趟管）电动机的轴功率：1542.2kW电动机的功率：1731kW2、正常涌水（3台泵2趟管）电动机的轴功率：1548.6kW电动机功率：1738.8kW95 采矿工程专业毕业设计3、管路未淤积（1台泵1趟管）电动机的轴功率：1575.85kW电动机功率：1768.8kW因此选择YB710M2－4型矿用防爆型电动机，其主要技术参数如下：额定功率：1800kW额定电压：6kV额定转速：1480r/min额定效率：92%（九）电耗计算年电耗：2.22×107kw·h二、副井井筒井底水窝排水设备副立井井筒涌水量10m3/h，井底水窝排水高度为25m。根据上述条件，选择KWQB20－36/3型矿用隔爆型潜水电泵两台。其中一台工作，一台备用，其技术参数：流量：20m3/h扬程：36m配备电动机功率：7.5kW排水管路选择一趟108×4的无缝钢管。第二节矿井供电一、供电电源95 采矿工程专业毕业设计根据本地区电力系统现状，矿井可研阶段，邯郸电业局曾在2002年11月19日以邯电业计【2002】69号《关于邯郸矿务局建设35kV北李庄输变电工程的批复》文件确定了陶三煤矿工业广场的35kV电源方案，即由陶二110kV变电338间隔出一回路作为主供电源，备用电源来自邯郸矿务局机修厂35kV线路。经与邯郸矿务局共同协商，拟将电厂—机厂线路开口引入新井35kV变电站。矿井已具备两回35kV专用电源线路，电源可靠。二、电源线路矿井设两回35kV架空线路，一回取自陶二站35kV母线338出线间隔，一回从35陶户线T接，引入新副井工业广场35kV变电站。根据矿井以及机厂35kV站的负荷计算，陶二——新井段的两回线路通过负荷约为14100kW，按经济电流密度，选择LGJ-185mm2钢芯铝绞线，当一回线路故障时，另一回能承担全部用电负荷。陶二站——新井站线路约2.5km，线路全长设架空地线。三、主变选型根据矿井电力负荷统计表，在矿井最大涌水量时，补偿后6kV母线有功功率9663kW，无功功率3749kvar，视在功率10365kVA，主变选用SF9－12500/35、35/6.3kV、12500kVA电力变压器两台，正常情况下一台运行，一台备用，负荷率为82.9%，当一台主变故障退出运行时，另一台主变能保证全矿井的用电负荷。主变压器主要参数：型号SF9－12500/35额定容量12500kVA额定电压35±2×2.5%/6.3kV连接组别Yd11阻抗电压12.5%空载电流0.50%二、井下供配电95 采矿工程专业毕业设计1、供电电压井下高压采用6kV，采区低压动力采用1140V及660V，井底车场采用660V，照明及手持电钻采用127V。2、井下供配电系统中央变电所：井下电源引自地面35/6kV变电站6kV母线，根据负荷统计，下井电缆选用YJV42－6/6kV，3×185mm24回及1回YJV42－6/6kV，3×240mm2交联聚乙烯绝缘电力电缆，经副井引至井下中央变电所。5回电缆分别取自地面变电站6kV不同的母线段。当一回电缆故障时，其余电缆能保证井下最大涌水量时的全部用电负荷。本矿井为瓦斯与煤尘矿井，根据《煤矿安全规程》有关要求，中央变电所所有设备均选用矿用隔爆型配电装置，高压系统均为单母线分5段接线。中央变电所内设BGP49－6型矿用隔爆型高压配电装置26台，分别向8台主排水泵、采区及两台动力变压器供电；低压系统均为单母线分段接线。设有两台KBGS－200/6、6/0.69kV、200kVA、Yd11型矿用隔爆型动力变压器及KBZ－400(200)A/660型矿用隔爆型低压馈电开关20台，向井底车场低压动力、水泵电动阀门及照明供电。中央变电所高低压配电装置为双列布置。采区供配电：自中央变电所6kV的两段母线各引一回电缆向采区供电，电缆型号为VV22－6/6kV，3×120mm2，每根电缆均能满足采区的全部用电负荷。设采区变电所一座。分别向采煤工作面、上山绞车、上山胶带机、掘进、及空调器等设备供电。采区变电所选用BGP9L－6型矿用隔爆型高压配电装置，KBGS型矿用隔爆型动力变压器。变电所低压侧均采用选择性漏电保护装置。为使高压深入负荷中心，在综采、综掘工作面均设有KBSGZY95 采矿工程专业毕业设计型矿用隔爆型移动变电站。根据《煤矿安全规程》及有关法规规定，本设计中，所有开拓及掘进工作面的局部通风均采用双局扇、双开关，且采用专用电缆、专用变压器供电，并配有风电沼气闭锁装置。井下高压电缆采用MYJV22－6/6kV煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘电力电缆或MYPTJ－3.6/6型煤矿用监视屏蔽电缆；低压电缆选用MYJV22－0.6/1kV煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘电力电缆或MYP－0.66/1.14、MYP－0.38/0.66、MYQ-0.3/0.5、MZ－0.3/0.5型煤矿用阻燃橡套电缆。符合煤炭行业标准MT818.1～818.14－1999的规定。3、井下接地在中央水泵房的集水及主水仓各设一组用3000*500*5mm镀锌钢板制作的主接地极；并在所有的装有电气设备的硐室和每个低压配电点设置一组局部接地极。主接地极与局部接地极之间通过电缆的铠装层及接地芯线形成井下总接地网。井下总接地网的接地电阻在任何一点测量均不得大于2Ω。四、井下照明根据《煤矿安全规程》及《矿山设计规范》的要求，本设计在井底车场、运输大巷、上仓胶带机硐室、暗斜井、调度室、消防材料库、火药库、机车库、采区车场、采区运输机上山、运输顺槽、综采工作面及井底车场和采区的机电设备硐室设有固定照明。照明灯具选用DGSC－127/13型矿用节能型荧光灯，并选用了照明变压器综合保护装置，使照明供电更为安全可靠。95 采矿工程专业毕业设计第九章通风和安全第一节概况陶三煤矿为高瓦斯矿井，瓦斯分布具南高北低的不均一性。主要表现为落差较大的断层附近及10勘探线以北地层与煤层受到岩浆岩侵入破坏，瓦斯含量低，10勘探线以南由于含煤地层受岩浆岩的影响相对较弱，煤的变质程度低瓦斯含量相对较高。各主要可采煤层均无煤尘爆炸危险性,开采煤层为不易自燃煤层。地温梯度平均为小于3℃/100m，不属地温异常区。31℃等值线从本区中偏西部穿过。地温随着煤层埋深的增加而增高，一般为西部较低，东部较高。在背斜部位地温较高，在向斜部位地温较低，在断裂构造发育部位，断层局部导热所致地温较高。断层局部导热所致。第二节矿井通风一、通风方式及通风系统从前述矿井开拓、采区布置、大巷运输可以说明，井下各系统独立性相对较强，其中，通风系统也不例外。为节省投资，最大限度利用已有工程设施，设计确定投产时，由新凿的副立井进风，井下风流通过采区后，由专用回风巷经总回风巷到回风井排出地面，形成中央分列式通风系统；生产后期随着井下开采范围扩大，在井田南、北两翼分别建南风井和北风井，形成对角式通风系统。通风方式采用机械抽出式通风方式。二、采、掘进工作面及硐室通风陶三煤矿投产时，井下布置两个综采工作面、五个普掘工作面。95 采矿工程专业毕业设计回采工作面为后退式开采，采用全负压通风，工作面为上行通风。采掘工作面通风采用局部扇风机正压通风。井下充电硐室、炸药发放硐室、上山绞车房等硐室由通风设施调节风量，利用矿井通风负压实行独立通风。三、矿井风量、负压和等积孔的计算（一）矿井风量根椐《煤矿安全规程》规定，矿井所需风量按下列不同方法分别计算，并取其大值：1、按井下同时工作的最多人数计算矿井总进风量Q矿进=4×N×K矿通=4×220×1.45=1276m3/min(21.2m3/s)式中：Q矿进——矿井总进风量，m3/min；N——井下同时工作的最多人数，人；K矿通——矿井通风系数，取1.45。2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算Q矿进=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K矿通　m3/min式中：Q矿进——矿井总进风量，m3/min；∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；∑Q硐——独立供风硐室实际需要风量的总和，m3/min；∑Q其它——矿井除了采煤、掘进和独立供风硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/min；K矿通——矿井通风系数。1）采煤工作面风量①按瓦斯涌出量计算Q采=100×q瓦采×K采通=100×12.72×1.45=1844m3/min=30.8m3/s95 采矿工程专业毕业设计式中：Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min；q瓦采——采煤工作面的风排瓦斯绝对涌出量。由表5－1－5、5－1－6可知回采工作面瓦斯绝对涌出量为26.0m3/min，回采工作面瓦斯抽放量为13.28m3/min，回采工作面风排瓦斯涌出量为12.72m3/min；K采通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，机采工作面取1.45。②按工作面风流温度计算Q采=V采×S采×K=1.2×10.5×1.2=15.1m3/s式中：Q采——采煤工作面需要的风量，m3/s；V采——采煤工作面适宜风速，当采煤工作面温度20°C左右时V采=1.2m/s；S采——采煤工作面的平均有效断面积，10.5m2；K——工作面长度系数，取1.2。回采工作面液压支架长5m，顶梁长2.91m，则最小控顶距为2.91+0.2=3.11m，最大控顶距为2.91+1.0=3.91m，平均控顶距为3.51m，工作面的有效通风断面系数取0.85，设计按煤层平均煤厚3.53m计算采煤工作面平均有效过风断面积为10.5m2。③按回采工作面人数计算需风量Q采=4×N=4×25=100m3/min=1.7m3/s式中：N——工作面同时工作的最多人数，取25人。综上计算，工作面最大风量为30.8m3/s，计算风量时取31m3/s。⑤按风速对工作面风量进行验算0.25×S采≤Q采≤4×S采式中：S采——采煤工作面的平均断面积，10.5m2；2.63≤Q采≤42即1.35m3/s≤31m3/s≤21.6m3/s95 采矿工程专业毕业设计经验算，工作面风量为31m3/s时，符合《煤矿安全规程》规定。2）掘进工作面所需风量矿井投产时井下共布置三个掘进工作面。①按瓦斯涌出量计算Q掘=100×q瓦掘×K掘通式中：Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；q瓦掘——掘进工作面风排瓦斯绝对涌出量。普掘工作面瓦斯涌出量3.22m3/s，边掘边抽瓦斯量2.6m3/s，风排瓦斯量0.62m3/s。掘进工作面风排瓦斯绝对涌出量均按0.62m3/s；K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取K=2。计算结果：Q综掘=2.1m3/s.②按人数计算掘进工作面实际需要的风量Q掘=4×N=4×10=40m3/min=0.67m3/s式中：N——掘进工作面同时工作的最多人数，取10人。③按炸药量计算炮掘进工作面实际需要的风量Q掘=25×A=25×5=125m3/min=2.1m3/s式中：A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，5kg。④按局部扇风机吸风量计算设计为煤巷掘进工作面配备的局扇为FBD－7.1/60型对旋轴流局部通风机，该局扇实际吸风量500m3/min。掘进工作面局扇架设处的风量不但要满足局扇的吸风量，同时要保证该处巷道风量应满足最低风速要求。局扇架设处煤巷最大断面15.0m2，风速0.25m/s，风量3.75m3/s；岩巷断面最大为14.5m2，风速0.15m/s，风量2.2m3/s。均按煤巷配风量为：Q=500+60×3.75=725m3/min=12.1m3/s。95 采矿工程专业毕业设计⑤按风速对掘进工作面配风量进行验算0.25×S≤Q≤4×S；即3.6m3/s≤12.1m3/s≤58m3/s式中：S掘——掘进巷道的断面，m2；经验算，掘进工作面配风量符合《煤矿安全规程》规定。⑥掘进工作面需风量计算∑Q掘=3×12.1=36.3m3/s。3）硐室需风量①爆破材料发放硐室井下设爆破材料硐室，根据生产矿井实际，一般同类型爆破材料发放硐室供风为100～150m3/min，设计取120m3/min=2m3/s，并经验算符合《规程》第130条规定。②充电硐室据设计手册资料及制造厂家提供，充电硐室的供风量不小于100m3/min，可使回风流中氢气体积浓度不大于0.5％，设计取120m3/min=2m3/s。③上山绞车房硐室按硐室中运行的机电设备发热量进行计算：Q=（3600×∑W×θ）/（ρ×Cp×60×△t）=（3600×185×0.025）/（1.2×1×60×4）=58m3/min=1.0m3/s取2m3/s式中：Q——绞车房硐室供风量，m3/min；∑W——绞车运转的电机功率，绞车电机功率为185kW；θ——机电硐室发热系数，取0.025；ρ——空气密度，一般取1.2kg/m3；Cp——空气的定压气热，一般可取1.000kJ/kg.K；△t——机电硐室进回风流的温度差，取4℃；95 采矿工程专业毕业设计3600——热功当量，取3600kJ。④采区变电所采区变电所参同类型硐室及设备，配风量取2m3/s。硐室需风量合计为∑Q硐=2＋2＋2+2=8m3/s。4）其它地点的需风量其它风量取8m3/s。矿井总需风量为：Q矿进=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿通=（31.8+36.3+8+8）×1.2=101m3/s矿井瓦斯涌出量为51.28m3/min，瓦斯抽放量为19.85m3/min，需风排瓦斯量31.43m3/min，用总风量对总回风巷瓦斯含量进得校验。60Q矿进＞q×K÷0.75%60×101＞31.43×1.25÷0.75%即6060＞5238式中：Q矿进——矿井总进风量，m3/min；q——矿井风排瓦斯相对涌出量，m3/min；K——瓦斯涌出不均系数，取1.25；根据以上校验结果，总风量为101m3/s，符合《煤矿安全规程》规定要求。（二）通风负压及等积孔根据采掘布置及生产安排，对中央分列式通风系统的初、后期通风负压进行了分别计算，局部通风阻力按井巷摩擦阻力的15%计算。通风阻力及通风等积孔计算公式如下：hm=αLpQ2/s3h=hm+hj+hgA=1.19Q/95 采矿工程专业毕业设计式中：hm——井巷摩擦阻力，Pa；α——井巷摩擦阻力系数，N·s2/m4；p——井巷净周界长度，m；L——井巷长度，m；s——井巷过风断面积，m2；Q——井巷通过的风量，m3/s。h——通风总阻力，Pa；hj——井巷局部风阻，取hj=15%hm；hg——自然风压，冬季130.2Pa,夏季92.44Pa。A——通风等级孔，m2；经计算：中央分列式通风系统初期通风负压为806.82Pa，通风等积孔为4.23m2。后期通风负压为1527.35Pa，通风等积孔为3.08m2。通风难易程度为容易。矿井通风负压及等积孔计算结果见表9－2－1。不同时期矿井通风负压计算见表9－2－2～3。通风负压、等积孔计算结果汇总表表9－2－1通风时期矿井阻力自然负压（冬季）合计自然负压（夏季）合计等积孔冬季夏季容易时期937.02130.2806.8292.441029.464.233.75困难时期1434.91130.21304.7192.441527.353.333.08四、矿井风量的分配井下风量分配原则为：采掘工作面分配的风量不低于计算的风量。综采工作面配风量为33m3/s，掘工作面有效配风量为10m3/s，充电硐室、绞车房硐室配风量均为3m3/s，火药库配风量为4m3/s。95 采矿工程专业毕业设计五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施1、通风设施井下通风设施主要有风门、调节风门、密闭墙、测风站等。在主要进、回风巷之间的联络巷设正反双道风门。在需要控制风量的独立通风的硐室设置调节风门。在进、回风巷之间的废弃巷道、在采完后的回采工作面或采区设密闭墙予以封闭。在要主要进、回风巷、回采工作面、掘进工作面设置永久测风站或临时测风站。2、防止漏风措施矿井采用中央分列式通风系统，主扇风机的工作方法为抽出式，随着开采范围的扩大，井下废旧巷道和采空区也越来越多。因此，矿井内外部均易漏风。设计要求各类风门均采用双道无压风门；煤仓或溜煤眼均不得放空。同时要求生产管理中严格按《煤矿安全规程》要求控制漏风，要对所有通风构筑物除正确选择位置，保证施工质量外，建立健全井下各通风设施的管理、维修、维护制度。对不使用的巷道、回采工作面停采后均应按相关规定及时进行密闭，尽量提高采空区的密实程度，有效阻止采空区漏风；通风设施受采动影响后要及时修复。次外，生产中还应加强监测监控，随时分析井下各用风地点的风量变化情况，以有效控制漏风。3、降低风阻措施优化井巷支护形式，改善巷道维护状况，主要巷道采用光爆锚喷等施工技术，可有效降低巷道摩擦阻力系数，对安全、经济都有重要意义。设计中尽量缩短风路长度，巷道断面选择在保证巷道风速为经济风速的前提下适当加大，同时应及时清除巷道中废弃物，保持井巷畅通。95 采矿工程专业毕业设计95 采矿工程专业毕业设计中央通风系统容易时期通风负压计算表表9—2—2序号巷道名称支护方式摩擦阻力系数井巷长度断面净周长净断面　风量　风速阻力（风压）备注αLPSS3QQ2vH（N·s2/m4）（m）（m）（m2）（m2）3（m3/s）（m3/s）2（m/s）（Pa）1副井混凝土砌碹0.038834.518.8428.2722593.18101102013.57269.75　2副井井底车场锚喷0.00812814.714.83241.797556255.0726.12　3南翼轨道大巷锚喷0.0083514.714.83241.798572255.749.17　4采区轨道上山锚喷0.0086814.113.62515.468165615.9620.01　5采区轨道上山锚喷0.00817014.113.62515.466643564.8533.21　6采区轨道上山锚喷0.00822014.113.62515.466440964.7140.41　7采区轨道上山锚喷0.0089914.113.62515.464621163.389.39　8采区车场锚喷0.0088513.412.41906.62224841.772.31　9工作面皮带顺槽锚网0.0151431615.753906.98224841.404.25　101221综采工作面皮带顺槽锚网0.0159501615.753906.983310892.1063.55　11综采工作面液压支架0.03415014.513.42406.103310892.4633.47　121221综采工作面轨道顺槽锚网0.01586015.414.73176.523310892.2468.11　13回风联系巷锚喷0.017015.414.73176.523612962.454.40　14总回风巷锚喷0.00891016.416.64574.309386495.60225.74　15总回风巷锚喷0.0085516.416.64574.30101102016.0816.09　16风井混凝土砌碹0.0036539020.4233.1836528.27101102013.048.12　17风硐混凝土砌碹0.0046014.2814.282911.95101102017.0712.01　　小计　　　　　　　　　846.1　　局部阻力　　　　　　　　　126.92按15%　井巷通风总阻力　　　　　　　　　937.02　95 采矿工程专业毕业设计中央通风系统困难时期通风负压计算表表9—2—3序号巷道名称支护方式摩擦阻力系数井巷长度断面净周长净断面　风量　风速阻力（风压）备注αLPSS3QQ2vH（N·s2/m4）（m）（m）（m2）（m2）3（m3/s）（m3/s）2（m/s）（Pa）1副井混凝土砌碹0.038834.518.8428.2722593.18101102013.57269.75　2副井井底车场锚喷0.00810914.714.83241.796846244.5918.28　3北翼轨道大巷锚喷0.0088314.714.83241.797556255.0716.94　4北翼轨道大巷锚喷0.00885014.714.83241.796339694.26122.38　5轨道山上部车场锚喷0.0088014.113.62515.466339694.6314.24　6采区轨道下山锚喷0.00838014.113.62515.466238444.5665.50　7采区轨道下山锚喷0.0086014.113.62515.465934814.349.37　8采区轨道下山锚喷0.00818014.113.62515.464722093.4617.83　9顺槽进风联络巷锚喷0.0086013.412.41906.623310892.663.67　10综采工作面皮带顺槽锚网0.01510501615.753906.983310892.1070.24　11综采工作面液压支架0.03415014.513.42406.103310892.4633.47　12综采工作面轨道顺槽锚网0.015118915.414.73176.523310892.2494.16　13采区专用回风下山锚喷0.0086015.414.73176.526440964.359.53　14采区专用回风下山锚喷0.00838015.414.73176.526744894.5666.16　19采区回风上山锚喷网0.01287616.416.64574.306846244.10174.27　20总回风巷锚喷0.00891016.416.64574.309386495.60225.74　21总回风巷锚喷0.0085516.416.64574.30101102016.0816.09　22风井混凝土砌碹0.0036539020.4233.1836528.27101102013.048.12　23风硐混凝土砌碹0.0046014.2814.282911.95101102017.0712.01　　小计　　　　　　　　　1247.75　　局部阻力　　　　　　　　　187.16按15%　井巷通风总阻力　　　　　　　　　1434.91　95 采矿工程专业毕业设计第三节灾害预防及安全装备陶三煤矿属煤与瓦斯矿井，开采煤层为不易自燃煤层，各煤层均无煤尘爆炸危险性。为贯彻安全生产方针，本着安全第一、预防为主的原则，设计采取如下主要安全措施。一、瓦斯防治由于矿井为高瓦斯矿井，所以建立瓦斯抽放系统是必须的，在陶三煤矿地面工业场地内设瓦斯抽放站，对井下煤层实行大面积瓦斯预抽放，以消除或减小采掘过程中瓦斯危险性。采煤工作面瓦斯抽放：在回采工作面的顺槽中，沿煤层倾斜方向布置钻孔，对开采煤层进行瓦斯预抽和边采边抽，使工作面前方煤体卸压和降低瓦斯涌出量。采空区瓦斯抽放：采空区的瓦斯涌出在初期暂时不会影响矿井的正常生产，但随着矿井开采时间的延长与开采范围的扩大，将来采空区涌出的大量瓦斯无疑将加重矿井的通风负担。采空区瓦斯抽放可采用半封闭插管抽放法。掘进工作面瓦斯抽放：在掘进工作面巷道两侧交错布置钻场，实行边掘边抽，使掘进工作面前方煤体卸压和降低瓦斯涌出量。二、地温及热害防治由地质资料知，本区内以40m垂深作为恒温带与内热带分界，恒温带地温为13.4℃。地温梯度变化为1.91℃/100m～2.72℃/100m，平均为2.15℃/100m。预测井下-700m水平以上2煤层围岩原始岩温较高，一般为26℃～27℃之间。由于井下原始岩温较高，将给井下工作环境带来不利影响。为保证井下适宜的工作气温条件，考虑到地温梯度变化的不均匀性，本设计108 采矿工程专业毕业设计对矿井降温采取通风降温、隔热疏导和应用矿井空调系统综合治理，即加大风矿井风量，选择合理的矿井通风系统以排出热量降低风温；将矿井热源直接引入回风流中，避免矿井热源对风流的直接加热。由于矿井较深，仅靠上述措施难于减低矿井温度，所以采用矿井空调技术来调节和改善井下作业地区的温度条件，使-711m以上的工作地点气温可降至26℃以下，能保证适宜的工作环境。同时随着矿井投入生产，井下排水会使地下水的循环加快，也能对矿井产生较好的降温作用。在矿井建设期间对井下温度变化进行实测，以提高设计基础的可靠性。矿井降温部分本设计仅作简单介绍，地温及热害防治作为专项设计。三、预防井下火灾害的措施虽然井下煤层属不易自燃煤层，但生产中不能掉以轻心，要加强通风管理，防止漏风，及时封闭采空区，防止火灾发生。对外因火灾的预防措施：1、严格执行《煤矿安全规程》中消灭明火的规定。2、严格执行《煤矿安全规程》中关于放炮的有关规定，消灭放炮产生的火焰。3、必须执行《煤矿安全规程》中有关电气设备安装、使用、维护的规定，消除电气火源。4、按照《煤矿安全规程》规定，布置的各类防火门要经常检查维护，保证其功能及作用。5、维护好反风构筑物，必要时可进行局部或全矿反风。6、在井下胶带机转载处，主要机电硐室、材料库等配备消防器材并按要求设消防栓。四、预防煤尘的措施108 采矿工程专业毕业设计本区煤层无煤尘爆炸危险性，但为改善井下工作环境，防止煤尘飞扬，采掘工作面配备煤尘检测仪器，要求定期测定风流中的粉尘浓度，超过规定时立即处理。对各主要巷道、煤炭转载点设消防洒水管路，实行喷雾洒水，巷道定期清扫浮尘，采煤机组要带有内、外喷雾装置。五、预防井下水灾措施为保证矿井涌水及时排出，井下设有主排水泵房，建有完备的排水系统。对井下掘进配备了探水钻。生产期间要坚持有疑必探，先探后掘先探后采的原则。各采、掘工作面的作业规程要制定防治水措施，巷道通过断层、工作面回采过断层时，必须制定安全防范措施。要保证井上下矿内外通信联络和避灾路线的畅通。井下防探水要严格执行《煤矿安全规程》、《矿井水文地质规程》和《防治水条例》，配齐探水钻、泥浆泵和专门水文地质人员。放探水时要按《防探水规程》操作。陶三煤矿生产时，浅部已有排水系统要求正常运行。六、安全装备矿井配有安全生产监测监控系统，监测主机设在矿调度室，井下配置各类传感器，主要监测瓦斯、风速、一氧化碳、温度等环境参数以及主要机电设备的工况信息，并将监测到的信息通过主传输电缆全部传送到中心站主机，实现信息的显示、打印、储存等，做到对灾情的早期预报。井下人员均配备自救器避免事故发生，以保证人身安全及矿井安全生产。矿井设有救护队，其人员配备、设施设置比较完善，对救护人员要加强业务培训，不断提高救护人员素质。按照行业对安全装备的标准，设计配足了安全仪器及仪表。七、高地应力下巷道的掘进及支护措施由于陶三煤矿采深达到了830m，为深部开采，地质条件复杂，矿井地应力、涌水和瓦斯增大，巷道变形破坏严重，多次返修，既增加了巷道支护成本，又给施工安全带来隐患。所以，为从根本上解决上述深部开采问题，必须综合考虑深部岩体赋存的环境和开挖卸荷损伤等因素，分析深部高应力巷道围岩变形破坏机理，从而找到切实可行的高应力巷道变形控制方案。108 采矿工程专业毕业设计在进行巷道布置时，应尽可能不沿岩层背斜顶部或向斜底部，及平行于岩层断层布置巷道，应尽量垂直于断层带及背斜或向斜布置。巷道的轴线方向尽可能平行构造应力场的最大主应力方向(东西方向)，避免巷道轴线与最大主应力方向相垂直。根据地应力的测量结果和临近矿井巷道变形破坏的特征分析，可以看出陶三煤矿地应力属于水平应力＞垂直应力的类型，最大主应力在30Mpa左右。巷道的稳定性及变形破坏特征与水平应力与垂直应力的比值的大小及水平最大主应力的方向与巷道轴的夹角密切相关。(1)当巷道轴与水平最大主应力方向平行时，巷道周边应力有水平应力＞垂直应力,巷道变形破坏显现出铅垂应力的力学效应。(2)当巷道轴线与水平最大主应力方向垂直时，巷道周边应力有垂直应力＞水平应力,巷道变形破坏显现出水平应力的力学效应。(3)当巷道轴与水平最大主应力方向斜交时，巷道周边应力较为复杂，常显现出水平应力和铅垂应力共同作用的力学效应。本设计只作简单介绍，具体部分作为专项设计。八、巷道底鼓的治理巷道由于掘进或回采影响而引起其围岩的应力状态和围岩性质发生变化，使顶底板和两帮岩体发生变形并向巷道内位移，底板岩体向巷道内位移。强烈的底鼓不仅带来了大量的维修工作，增加了维修费用，而且还影响了矿井的安全生产。其特点有：1.巷道为软弱岩层时底鼓往往十分的强烈。2．巷道布置密集时，底鼓破坏剧烈。3．有水的巷道底鼓往往比较严重。108 采矿工程专业毕业设计这三种情况下底鼓往往成为影响巷道使用的主要问题，同时也说明了巷道底鼓属于岩体破坏后的力学行为问题，以及本来就已经破坏的岩体在巷道开挖后再变形和再破坏的规律问题。根据陶三煤矿的地质条件和埋藏深度，巷道处在高应力的作用下，底板受力后剪切破坏，形成楔形岩体在水平应力下产生错动而使底板变形鼓起。并且在施工的过程中不可避免的有积水的存在，底板岩层浸水后强度降低更容易破坏，而且底板积水使岩石在不同程度发生膨胀，在一定的程度上加大了底鼓的程度。巷道底鼓的综合治理方法：对于轻微底鼓和明显底鼓采用人工起底的方法，对巷道进行治理。对于严重底鼓和破坏性底鼓采用锚注加固的方法进行处理，采用锚注加固可以提高和改善围岩的力学性能使处于破裂状态的围岩通过注浆结成加固圈，注浆锚杆又起到悬吊、挤压、楔固等作用，使巷道围岩沿径向挤压的围岩压力转换成切向压力，防止围岩松动范围进一步扩展。注浆是辅助的加固措施，巷道围岩的稳定主要依靠围岩自身的稳定和一般支护，如果注浆过早，对浆液固结体的强度和变形性能要求较高，注浆过晚，会导致围岩破坏、变形严重，一般支护失败，注浆就不能发挥其作用，经验的注浆时间应在围岩变形速度开始变慢前后。108 采矿工程专业毕业设计第十章技术经济指标矿井设计生产能力90万t，工作制度为年工作日300d，日提升14小时；井下为“三八制”，其中两班生产，一班检修准备。根据矿井设计生产能力，劳动定员人数，计算矿井全员劳动生产率为5.00t/工，矿井生产工效率5.51t/工，井下生产工效率6.60t/工，符合《煤炭工业矿井设计规范》及本矿井的实际情况。技术经济指标序号指标项目单位数量或内容备注1煤层牌号无烟二号2可采煤层数目层5设计开采一层3可采煤层总厚度m9.094煤层倾角度10～255储量万t（1）工业储量万t13893（2）可采储量万t54066工作制定（1）年工作日数日300（2）日生产班数班3108 采矿工程专业毕业设计7矿井生产能力（1）年生产能力万t/年60（2）日生产能力t/日20008矿井服务年限a64.3第一水平服务年限a289井田境界走向m13.00倾向m1.70～3.7810瓦斯等级高级11通风方式前期中央分列式后期对角式12开拓方式前期双立井开拓二水平暗斜井延伸13水平标高m（1）第一水平m－711（2）最终水平m－93014回采工作面个数（1）生产个1108 采矿工程专业毕业设计（2）备用个115采煤工作面年进度m/a110016大巷运输方式煤：胶带机辅运：蓄电池机车17设计煤层采煤方法走向长臂式18采煤工作面主要技术经济指标（1）工作面长度m140（2）采煤机械MG300/500－WD型无链电牵引采煤机（3）工作面进度m/月144（4）坑木消耗量m³/千t10（5）工作面效率t/工32t/工工作面成本元/t158108 采矿工程专业毕业设计锚网支护巷道冒顶事故分析及对策[摘要]对锚网支护巷道冒顶情况、特点、原因进行分析，并提出预防对策，避免冒顶事故的发生。[关键词]锚网支护冒顶分析对策锚网支护是我国巷道支护一大跨越，给煤矿巷道支护改革带来生机，但在支护理论设计方面还存在漏洞，还没有形成完整的设计依据，多数是根据各地区条件差异，采用工程类比法进行支护形式和支护参数调整。随着采矿技术的不断发展，煤矿锚网支护技术突飞猛进。无论是从有效利用巷道断面，减少掘进量和减少支护材料运输量，以及节约支护材料而言，都具有架棚支护无可比拟的优越性。近两年来随矿井生产能力不断提高，要求巷道断面越来越大，这一点架棚支护是很难实施，我矿也不例外，受益匪浅。因此，锚网支护已成为我矿的主要支护形式，但在推广应用过程中，因各地区条件不同，特别是构造影响，也发生了几起严重的冒顶事故。1锚网支护巷道冒顶形式与分析我矿锚网支护经过几年的改革推广，其支护形式已成当今支护主体，但其也有不足之处，冒顶事故也发生过几次，根据冒顶形式划分，巷道冒顶大致可分为三类：108 采矿工程专业毕业设计一是大范围垮塌型。主要原因有两个方面：一是支护设计不当，支护参数选择不合理，在客观上不能满足现场要求，典型实例如12426扩切眼时，巷道跨度6米，在断层附近，巷道顶板为破碎离层性的复合顶板，松动圈范围大，支护设计不当，锚杆、锚索的长度、间距、排距等参数不合理，顶板就会发生较大范围的离层，直接顶出现弯曲下沉，且下沉速度快，下沉量大，进而张裂、拉断，锚杆失效，锚索拉断等，冒顶高度6米多，长度7米。其次，锚网支护巷道在掘进施工过程中施工工艺不合理或施工工程质量把关不严，或锚杆、树脂药卷材质不合格，偷工减料造成巷道的工程质量低劣，支护材料抗剪切强度低，达不到设计值，在地应力作用下发生断裂剪切，锚杆支护部分失效或全部失效，从而造成大　范围的冒落。二是掘进头的冒顶。主要是由地质条件造成的，巷道顶板有隐赋构造、断层破碎带、应力集中碎裂结构，所掘巷道托伪顶较厚等，除存在层面发育外，还有垂直裂隙结构面，其间容通性好，将岩体切割破碎，并且顶板整体强度低，开挖后自稳能力差，自稳时间一般不足1小时，下沉量大。当岩体自重作用在弱面上引起的下滑力超过侧向挤压所形成的摩擦力时，岩块就会发生冒落，造成冒顶事故。根据弱面分布和彼此组合的关系的不同，冒落形状大多为倒梯形、矩形、条带形等岩块冒落。这类冒顶主要跟迎头支护不及时，没有采取临时支护措施、锚杆初撑力达不到要求，锚索跟头远造成的。三是由局部扩散而导致冒顶。这类情况主要是巷道顶板受节理裂隙的影响，顶板锚杆之间发生局部漏顶，继而扩大漏顶空间，这时如果不及时控制，则最终造成拱形冒落。其次是片帮引起的局部冒落，由于帮部支护不及时或强度不够，首先帮脱落，造成空顶面积增大，顶板失稳冒落。2锚网支护巷道冒顶的特点锚网支护巷道冒顶与架棚支护巷道的冒顶事故相比，有其显著特点：（1）一般都发生在地质条件变化的地点。如有断层，顶板岩石破碎，顶板裂隙发育或有淋水的近距离多煤层复杂地带，顶板锚杆锚索锚固段有煤层或有容易离层的岩层弱面存在。108 采矿工程专业毕业设计（2）锚网支护巷道一般冒顶范围较大。较小范围的冒落长度一般不大于8ｍ左右，较大范围的甚至长达几十米。冒顶宽度一般小于巷道宽度，冒顶高度一般是超过了锚索锚固范围，当巷道顶板内某一层位有坚硬稳定岩层时，冒落高度一般不超过坚硬岩层，当巷道顶板为复合破碎顶板或在近距离多煤层应力集中区，这时锚索也会失去其锚固作用，冒落高度较大。（3）锚网支护巷道冒落大多发生在瞬间，随机性大，征兆不易发现，呈突发性。由于锚网支护效果不能直接观察，岩层顶板的破坏隐蔽性强，许多冒顶没有明显的预兆，因此来不及采取措施及撤离人员，一旦冒顶，极易造成极为严重的安全事故。3预防措施3.1从设计入手合理布置巷道巷道位置首先要尽量避开应力集中区和受动压影响强烈区，尽量避开地质构造带。原因：一是地质构造带内可能存在较大的构造应力，巷道开挖后构造应力集中释放剧烈且强度大，极易造成冒顶事故；二是由于地质构造区附近岩体的整体稳定性已受到破坏，甚至已离散为大小不等的岩块。在这些地带开掘巷道后，松散岩块之间的裂隙会迅速扩大，失去自稳，并且多数情况下松散岩体超出了锚杆支护的有效范围，即松动圈范围大于锚固长度，造成意想不到的后果。当然以上合理设计离不开对地质情况准确预报，分析各地区钻探、物探资料，部分了解各层位围岩状况，为巷道布置提供可靠依据。3.2选择合理的设计参数锚网支护设计首先考虑要保证巷道的安全可靠，同时还要经济合理。锚杆支护设计方法主要有工程类比法、理论计算法。108 采矿工程专业毕业设计巷道围岩是一个极其复杂的地质体，在进行支护设计时应对围岩各类地质力学条件充分了解，并且要进行多方面的地质力学测试，包括围岩强度、围岩结构、围岩深部位移和破坏范围、地应力及锚固性能等，但是这些参数的得到必须经过多次试验分析，尽可能提供准确结果，为支护参数选择打下良好基础。根据测试结果选择合适的支护设计方法，确定合理支护参数。不同围岩需要采取不同的支护参数，即使是同一巷道在不同地质条件下，也要及时根据变化的地质情况，及时调整支护参数行，包括缩小锚索间排距或在巷中打点柱等进行加强支护。设计方案要通过施工、监测反复实践、检验、调整完善，在动态中逐步优化完成。3.3确保锚网支护的施工质量施工中内在质量是锚网支护的生命，施工质量低劣和偷工减料都会直接导致冒顶事故的发生。首先要对锚杆、锚索、树脂药卷、网片包括钻杆、钻头等进行严格的产品质量验收，定期在井下要做锚固力测试。严防由于所用支扩材料产品质量不合格而造成锚杆支护失效或支护强度不够；其次，施工过程中要不断提高工艺技术水平，控制巷道成形，严禁巷道超宽与及时支护，做到一次成巷；最后，要强化打眼质量和锚杆快速安装工艺的管理，三径匹配合理，严格控制打眼深度，使锚杆具有一定的预紧力，同时要梯子梁、金属网等构件紧贴岩面，充分发挥其护表功能。3.4在地质破坏区采取加强支护措施在地质破坏区，围岩松软破碎，可进行预注浆加固围岩。随掘随冒可采取超前注浆。当围岩松软破碎，锚杆、锚索锚固力达不到要求，或随掘随冒，难以紧跟迎头布置锚杆时，此时应采取注浆提高围岩强度，然后点锚做临时支护，控制顶板自稳能力，从而提高锚固力。3.5加强对锚网支护工程监测锚网支护工程的监测，一是工程质量的监测，二是巷道围岩稳定性的监测。108 采矿工程专业毕业设计工程质量监测内容主要是锚固力和预紧力矩。发现锚杆锚固力达不到设计值时，要补打锚杆。预紧力矩监测，主要是保证锚杆具有一定的预紧力，必须做到及时监测，时刻把握工程质量关。巷道围岩稳定性监测主要内容包括巷道表面位移、顶板离层、锚杆受力和锚索受力。由于锚杆支护的隐蔽性，仅从表面现象看很难准确判断，况且一旦围岩破坏失稳，一般没有明显的预兆，不易被人们察觉，破坏往往具有突发性。因此，应用科学可靠的仪器进行锚杆支护监测工作，以便井下现场人员可以随时观测巷道围岩位移情况，判定围岩的稳定程度和安全性，发现异常，及时采取措施，保证安全。4结束语我矿在锚网支护推广应用过程中，不同程度地发生过几次冒顶事故，由于锚网支护巷道冒顶事故的突发性，其性质特别恶劣，总结这些事故的教训，制定相应的措施，加强管理，保证工程质量，重视监测，逐步优化设计方案，锚网支护巷道的冒顶是可以预防的，也是可以避免的。108'