采煤方法和盘区巷道布置设计方案毕业论文

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采煤方法和盘区巷道布置设计方案毕业论文

1 矿区概述及井田特征 ..................................................................................... 7 1.1 矿区概述 ...................................................................................................................... 7

1.1.1 矿区地理位置及交通条件 ................................................................................ 7 1.1.2 矿区地形、地势及河流 .................................................................................... 7 1.1.3 矿区气象 ............................................................................................................ 9 1.1.4 矿区地震震级及裂度 ........................................................................................ 9 1.1.5 矿井井田内小煤矿情况 .................................................................................... 9 1.2 井田地质特征 .............................................................................................................. 9

1.2.1 煤系地层 ............................................................................................................ 9 1.2.2 区域地质构造 .................................................................................................... 9 1.2.3 井田地质构造 .................................................................................................. 14 1.3 矿井水文地质特征 .................................................................................................... 14

1.3.1 地表水概况 ...................................................................................................... 15 1.3.2 矿区水文地质概况 .......................................................................................... 15 1.3.3 含水层特征 ........................................................................ 错误!未定义书签。 1.3.4 断裂带水文地质特征 ...................................................................................... 17 1.4 煤层特征 .................................................................................................................... 17

1.4.1 煤层稳定性评价 .............................................................................................. 17 1.4.2 煤的物理性质及煤岩特征 .............................................................................. 20 1.4.3 煤类的确定及煤类分布 .................................................................................. 20 1.4.4 煤的化学性质及有害元素 .............................................................................. 21

2 井田境界和储量 ......................................................................................... 22 2.1 井田境界 .................................................................................................................... 22 2.2 井田工业储量 ............................................................................................................ 22 2.3 井田可采储量 ............................................................................................................ 23

2.3.1 矿井设计资源／储量 ...................................................................................... 23 2.3.2 矿井设计可采储量 .......................................................................................... 23

3 矿井生产能力、服务年限及工作制度 ............................................................ 25 3.1 矿井生产能力及服务年限 ........................................................................................ 25

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3.1.1 确定依据 .......................................................................................................... 25 3.1.2 矿井设计生产能力 .......................................................................................... 25 3.1.3 矿井服务年限 .................................................................................................. 25 3.1.4 井型校核 .......................................................................................................... 25 3.2 矿井工作制度 ............................................................................................................ 27 4 井田开拓 ................................................................................................... 29 4.1 概述 ............................................................................................................................ 29

4.1.1 地质构造 .......................................................................................................... 29 4.1.2 煤层赋存状况 .................................................................................................. 30 4.1.3 水文地质情况 .................................................................................................. 30 4.1.4 地形因素 .......................................................................................................... 30 4.1.5 综述 .................................................................................................................. 30 4.2 确定井田开拓方式 .................................................................................................... 31

4.2.1 确定井筒形式、位置、数目及坐标 .............................................................. 31 4.2.2 工业场地的位置 .............................................................................................. 32 4.2.3 盘区划分 .......................................................................................................... 33 4.2.4 主要开拓巷道 .................................................................................................. 33 4.2.5 方案比较 .......................................................................................................... 33 4.3 矿井基本巷道 ............................................................................................................ 33

4.3.1 井筒 .................................................................................................................. 36 4.3.2 井底车场及硐室 .............................................................................................. 39 4.3.3 主要开拓巷道 .................................................................................................. 39 4.4 开拓系统的综述 ........................................................................................................ 41 5 采煤方法和盘区巷道布置 ............................................................................ 43 5.1 煤层的地质特征 ........................................................................................................ 43

5.1.1 带区位置 .......................................................................................................... 43 5.1.2 带区煤层煤层特征 .......................................................................................... 43 5.1.3 开采煤层的瓦斯及煤尘情况 .......................................................................... 43 5.1.4 煤层顶底板岩石构造情况 .............................................................................. 43 5.1.5 水文地质 .......................................................................................................... 44 5.1.6 地质构造 .......................................................................................................... 44 5.1.7 地表情况 .......................................................................................................... 45

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5.2 采煤方法和回采工艺 ................................................................................................ 45

5.2.1 采煤方法的选择 .............................................................................................. 45 5.2.2 回采工艺 .......................................................................................................... 45 5.2.3 工作面设备选型 .............................................................................................. 49 5.2.4 工作面长度的确定 .......................................................................................... 52 5.2.5 支护方式 .......................................................................................................... 53 5.2.6 正规循环方式和劳动组织方式 ...................................................................... 55 5.2.7 机电设备的使用、维护、检修及搬运 .......................................................... 57 5.3 开采巷道和生产系统 ................................................................................................ 61

5.3.1 概述 .................................................................................................................. 61 5.3.2 带区生产能力和服务年限 .............................................................................. 61 5.3.3 带区形式 .......................................................................................................... 63 5.3.4 带区带区划分 .................................................................................................. 63 5.3.5 带区储量及回采率 .......................................................................................... 63 5.3.6 带区生产系统 .................................................................................................. 63 5.4 带区车场设计及硐室 ................................................................................................ 5.5 带区采掘计划 ............................................................................................................ 66

5.5.1 带区巷道的断面和支护形式 .......................................................................... 66 5.5.2 带区巷道的掘进方法和作业方式 .................................................................. 66 5.5.3 带区工作面配备及三量管理 .......................................................................... 66 5.5.4 工作面推进速度、生产能力、盘区回采率 .................................................. 67

6 矿井运输与提升 ......................................................................................... 68 6.1 概述 ............................................................................................................................ 68

6.1.1 矿井设计生产能力及工作制度 ...................................................................... 68 6.1.2 煤层及煤质 ...................................................................................................... 68 6.1.3 运输距离和货载量 .......................................................................................... 68 6.1.4 矿井运输系统 .................................................................................................. 69 6.1.5 矿井提升概述 .................................................................................................. 69 6.2 盘区运输设备的选择 ................................................................................................ 70

6.2.1 设备选型原则 .................................................................................................. 70 6.2.2 盘区运输设备选型及能力验算 ...................................................................... 70 6.3 主要巷道运输设备的选择 ........................................................................................ 72

6.3.1 主运输大巷设备选择 ...................................................................................... 72

III

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6.3.2 辅助运输大巷设备选择 .................................................................................. 72 6.3.3 运输设备能力验算 .......................................................................................... 75 6.4 主井提升 .................................................................................................................... 75

6.4.1 主井提升原始数据 .......................................................................................... 75 6.4.2 提升容器的确定 .............................................................................................. 75 6.4.3 钢丝绳的选择 .................................................................................................. 77 6.4.4 提升机的选择 .................................................................................................. 77 6.4.5 提升电动机的选择 .......................................................................................... 78 6.4.6 提升机相对井筒的位置 .................................................................................. 78 6.4.7 提升系统的总变位质量 .................................................................................. 79 6.4.8 对防滑性能的分析 .......................................................................................... 84 6.4.9 提升机提升能力的验算 .................................................................................. 84 6.5 副井提升设备的选择 ................................................................................................ 84

6.5.1 选型依据 .......................................................................................................... 84 6.5.2 罐笼的选择 ...................................................................................................... 84 6.5.3 钢丝绳的选择 .................................................................................................. 85 6.5.4 提升机的选择 .................................................................................................. 85

7 矿井通风与安全 ......................................................................................... 86 7.1 矿井概况、开拓方式及开采方法 ............................................................................ 86

7.1.1 矿井地质概况 .................................................................................................. 86 7.1.2 开拓方式 .......................................................................................................... 86 7.1.3 开采方法 .......................................................................................................... 86 7.1.4 变电所、充电硐室、火药库 .......................................................................... 87 7.1.5 工作制、人数 .................................................................................................. 87 7.2 矿井通风方式与通风系统的选择 ............................................................................ 87

7.2.1 矿井通风系统的基本要求 .............................................................................. 87 7.2.2 矿井通风方式的选择 ...................................................................................... 87 7.2.3 矿井主要通风机工作方式选择 ...................................................................... 88 7.2.4 盘区通风系统的要求 ...................................................................................... 7.2.5 工作面通风方式的选择 .................................................................................. 7.3 盘区及全矿所需风量 ................................................................................................ 90

7.3.1 工作面所需风量的计算 .................................................................................. 90 7.3.2 备用面需风量的计算 ...................................................................................... 92

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7.3.3 掘进工作面需风量 .......................................................................................... 92 7.3.4 硐室需风量 ...................................................................................................... 93 7.3.5 其他巷道所需风量 .......................................................................................... 93 7.3.6 矿井总风量 ...................................................................................................... 93 7.3.7 风量分配 .......................................................................................................... 94 7.4 矿井通风阻力计算 .................................................................................................... 95

7.4.1 矿井通风总阻力计算原则 .............................................................................. 96 7.4.2 矿井最大阻力路线 .......................................................................................... 96 7.4.3 矿井通风阻力计算 .......................................................................................... 96 7.4.4 矿井通风总阻力 .............................................................................................. 98 7.4.5 两个时期的矿井总风阻和总等积孔 .............................................................. 98 7.5 选择矿井通风设备 .................................................................................................... 99

7.5.1 选择风机的基本原则 ...................................................................................... 99 7.5.2 选择主要通风机 .............................................................................................. 99 7.5.3 电动机选型 .................................................................................................... 102 7.6 防止特殊灾害的安全措施 ...................................................................................... 103

7.6.1 预防瓦斯的措施 ............................................................................................ 103 7.6.2 预防粉尘的措施 ............................................................................................ 104 7.6.3 防止井下火灾的措施 .................................................................................... 104 7.6.4 防水措施 ........................................................................................................ 105 7.6.5 顶板管理 ........................................................................................................ 106 7.6.6 防突管理 ........................................................................................................ 106

8 矿井排水 ................................................................................................. 107 8.1 概述 .......................................................................................................................... 107

8.1.1 概况 ................................................................................................................ 107 8.1.2 排水系统概述 ................................................................................................ 107 8.2 排水设备选型 .......................................................................................................... 107

8.2.1 初选水泵 ........................................................................................................ 107 8.2.2 管路的确定 .................................................................................................... 109 8.2.3 管道特性曲线及工况的确定 ........................................................................ 109 8.2.4 检验计算 ........................................................................................................ 112 8.3 水仓及水泵房 .......................................................................................................... 113

8.3.1 水仓 ................................................................................................................ 113

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8.3.2 水泵房 ............................................................................................................ 113 8.4 技术经济指标 .......................................................................................................... 114 9 技术经济指标............................................................................................116 10 经济技术综述............................................................................................118 感谢 ....................................................................................................... 120 参考文献 .................................................................................................. 121

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1 矿区概述及井田特征

1.1 矿区概述

1.1.1 矿区地理位置及交通条件

金石煤矿（以下简称井田），位于沁水煤田南翼，晋城市西北20km处，跨泽州和沁水两县。工业广场位于泽州县下村镇史村,地理坐标为北纬35°34′11″—35°39′50″,东经112°36′06″—112°43′49″。

井田范围：根据中华人民共和国国土资源部于2002年10月14日颁发的金石矿采矿许可证（副本）[证号：1000000220020，有效期限28年9个月（2002年10月至2031年7月）。

金石井田北至大阳井田南界，南以纬线3941500为界，东以煤层露头及小窑为界，西以经线51500为界，东西倾斜长约3.4km，南北走向长约6.5km，面积21.5km2。

山西省煤炭工业局于2005年6月9日颁发的金石矿煤炭生产许可证（副本）（证号：G040502004G3），矿井生产能力180万t/a，有效期限2005年6月

太（原）—焦（作）铁路由井田东10余km处通过，侯（马）—月（山）铁路从西南约7km处通过。矿井有铁路专用线经古书院矿与太焦铁路接轨，距古书院矿18km。207国道（太原—洛阳）在金石矿东侧约20多km处通过，晋（城）—长（治）、晋（城）—阳（城）、晋（城）—焦（作）、长（治）—邯（郸）、太（原）—长（治）高速公路已建成通车。交通极为便利（图1-1）。

图1-1 金石矿交通位置图

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1.1.2 矿区地形、地势及河流

金石井田位于太行山中段东麓山前丘陵地带，地势西高东低，海拨在194.10~339.6m之间，地表起伏较大，基岩裸露面积较小，属山前冰碛台地地形。

井田内地表水系不发育，仅有中关小溪、栾卸小溪和紫牛湾小溪3条季节性小溪，

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均属北洺河支流，雨季时出现水流，旱季断流。该矿区最高洪水位+114m。

1.1.3 矿区气象

本区属性季风气候，根据沙河赵泗气象站1982~1992年资料，多年平均降水量497.0mm，雨季多集中在7、8月份，年平均气温13℃，多年平均蒸发量1719mm。风向以北、北东及南为主。1963年8月1日—10日连续10天降雨为12.5mm，造成百年以来的特大洪水。邢台地区蒸发量为1453—2172mm，蒸发量远大于降水量。冻结期从11月至翌年2月，冻土深度约0.44m。全年最多的风向为南风，最大风速为16.7m/s 。

1.1.4 矿区地震震级及裂度

邢台地区于1966年3月8，在隆尧县白家寨发生6.8级地震，余震不断，东庞矿区距隆尧县45公里，有三级震感。同年3月22日在宁晋县发生了7.2级大地震。

根据国家地震局、建设部发办[1992]160号文“关于发布《中国地震烈度区划图》和《中国地震烈度区划图使用规范》的通知”，邢台地区地震烈度为7度。

1.1.5 矿井井田内小煤矿情况

金石井田周边共有正在生产的小煤窑20个，分别属沙河白塔镇或武安邑城镇，详情见后金石周边小煤矿井口坐标附表。开采下组煤的主要集中在井田西部的刘石岗地区和井田北部的上关、新村附近以及井田东部章村井田内，开采上组煤的主要分布在井田的西部和南部。小煤窑的非法开采和越界开采给该矿造成重大的经济损失，对安全生产构成严重威胁，另外工业广场附近分布有古小窑，开采年限及开采情况已无法考证。

1.2 井田地质特征

1.2.1 煤系地层

1.2.1.1、太原组（C3t） K1石英砂岩（相当于晋祠砂岩）底或相当层位至K7砂岩底。连续沉积于本溪组之上，为主要含煤地层之一。由灰色中、细粒砂岩，灰黑色粉砂岩、泥岩，灰色粘土泥岩、石灰岩、硅质岩、菱铁矿及煤组成。属海陆交互相沉积。自下而上K2、K3、K5三层石灰岩普遍发育，层位稳定，是对比煤层的良好标志层。自下而上编号

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依次为：16、14、13、11、8、7、6、5号，5号煤层薄而不稳定，属不可采煤层，根据规范要求。其余七层煤均为不可采煤层。煤层总厚7.79m。

K1石英砂岩：灰—灰白色，细粒结构，含少量泥质及星散状黄铁矿，硅质胶结，分选性良好。沉积不稳定。厚0m-5.43m，平均3.30m。

K2石灰岩：深灰色、厚层状，致密坚硬，块状，性脆，裂隙充填方解石脉。上部质纯，含有燧石条带，底部含较多的泥质、有机质及星散状黄铁矿。靠下部常夹有薄层钙质泥岩。含小泽蜒、似纺锤蜓及腕足类等动物化石。厚7.10m-14.13m，平均9.85m。位于太原组下部。

K3石灰岩：为13号煤顶板。灰—深灰色，厚层状，致密坚硬，性脆，夹少量燧石条带，含腕足类及蜓类等动物化石。沉积稳定，厚0.20m-6.19m，平均2.80m。

K4石灰岩：为11号煤顶板，深灰色，含泥质较多，沉积不稳定，厚0m-0.90m，平均0.49m。

K5石灰岩：位于本组上部，为7号煤顶板。深灰色，致密坚硬，质不纯，含星散状黄铁矿及腕足类动物化石，沉积稳定，厚1.00m～4.48m，平均2.35m。

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1.2.1.2、山西组（P1s） K7砂岩底（或相当层位的粉砂岩）至K8砂岩底，与下伏太原组呈整合接触，为主要含煤地层之一。由灰白～灰色，中、细粒砂岩，灰黑色粉砂岩，泥岩及1～3层煤组成，其中主要煤层一层，编号3号，平均厚度6m，是本组唯一可采煤层。本组滨岸为过渡相沉积，在金石、段都、坪头一带，均有零星出露。本组厚39.45m～73.08m，平均49.83m，分上下两层段叙述如下：

（1）下段：K7砂岩底至K砂岩底，厚20m左右，以灰色、深灰色细粒砂岩，灰黑色粉砂岩、泥岩及3号煤层组成。3号煤层以下岩层常夹有不规则菱铁矿结核，具水平层理及不规则的水平层理，含保存不好的植物化石。

K7砂岩：灰色、深灰色细粒砂岩，富含煤粒及暗色矿物，具缓波状层理，夹泥质包裹体，局部为中粒砂岩、粉砂岩。厚0.35m～14.09m，平均3.98m。

3号煤层：赋存于本段上部，结构简单、沉积稳定，为本区主要可采煤层之一。厚4.75m～7.15m，平均厚6m。

（2）上段：K砂岩底至K8砂岩

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底，一般厚30m左右，以灰白色中粒砂岩，灰色薄层细砂岩，灰黑色粉砂岩及泥岩组成，间夹不稳定的薄煤层1～2层。

K砂岩：为山西组中部的一层砂岩，灰白色、中粒、钙质胶结。斜层理，沉积稳定，厚0.36m～29.00m，平均8.04m。

山西省地处华北古板块内部，属典型的板内构造。根据《山西省区域地质志》按断块构造学说的划分方案，晋城矿区位于华北断块中的吕梁—太行断块沁水块坳东部次级构造单元沾尚—武乡—阳城北北东向褶带南段（图3-3-1）。

沁水块坳是山西省最大的四级构造单元，总体呈北北东向展布，沁水煤田的范围与块坳相当。沁水块坳是一个被断裂围限的矩形断块，主体部分出露二叠系和三叠系，周缘翘起，下古生界出露。沁水块坳形成于中生代，是受水平挤压形成的坳陷。相对周缘构造单元而言，沁水块坳较稳定，变形强度由边缘向内部减弱。块坳主体部分发育开阔的北北东向短轴褶曲，两翼岩层倾角一般小于20°，边缘断层多为逆冲性质，尤其是东西两侧边缘均向外侧逆冲，显示了水平挤压特征。

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沁水块坳东侧以晋（城）—获（鹿）断裂带与太行山块隆相接。该断裂带是一条区域性的大断层，省内延展超过320km，总体走向北北东。有迹象表明，晋获断裂带生成时间较早，中生代燕山运动中“死而复苏”，表现为由西向东位移的逆冲断裂带。由于变形强度的差异，尤其是后期隆升剥蚀和改造的差异，晋获断裂带表现为分段特征。黎城以北基岩露头区，逆冲断裂保存完好，变质基底逆冲于下古生界之上。黎城以南线形构造仍然十分清楚，南段庄头断层至晋城之间地表出露为由古生界组成的线形褶皱。

本井田位于太行山复背斜西翼，沁水盆地东翼南端。为阳城山字形构造体系脊

柱部分南端东侧及马蹄形盾地的北侧与新华夏构造体系的复合部位。北西向压扭性开阔背向斜褶曲伴有少数与褶曲轴向近似垂直的张性断裂和与褶曲轴向斜交的扭性断裂。

表1－2－1 主要地质构造特征表

可采程度局泥岩或粉砂岩粉砂泥岩较稳定部不4°左右，可采 1.35 煤层结构煤组煤层一般厚度（m）夹石层数下石盒子组 3# 6 5.8－6.35 普遍含一层夹石夹石厚度顶底板岩性稳定容重倾角（°）（t/m3）顶板底板性一般为0.3m左右 1.2.2 区域地质构造

邢台煤田位于新华夏系第二沉降带（华北平原沉降带）西部，西与新华夏系第三隆起带（即太行山隆起带）毗邻，位于前述沉降带和隆起带之间的太行山山前断裂带的东侧，属于华北平原沉降带范畴。煤田形成后，受到我国东部中新生代多次构造运动的影响，尤其受到新华夏系的强烈改造。邯邢煤田位于太行山东麓，华北盆地西缘。煤田西部为太行山隆起的中南段，整体走向呈北东向展布，由赞皇隆起和武安断陷组成。前者由太古代和少部分元古代变质岩系组成，后者主要由古生代地层组成。金石井田即位于武安断陷北部太行山隆起带东侧，为新生代华北盆地的西部边缘。由于西侧太行山隆起的上升和东侧华北盆地的沉降，使邯邢煤田形成走向NNE～近SN，西边翘起，东边倾降，并具波状起伏的翘倾断块。煤田边界断层多为走向NNE的正断层，煤田内发育有大量NNE

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—NE向正断层及少量NNW向正断层，组成一系列地堑、地垒和阶梯状单斜断块。自北向南有NNE向的晋县栾城断陷(地堑)、宁晋隆尧断隆(地垒)、巨鹿邯郸断陷(地堑)及南部的邢台断陷（与太行山隆起带中的武安断陷共同构成邢台武安断陷），呈雁行状斜列展布。

煤田内褶皱构造主要分布在近东西向的隆尧南正断层以南至洺河一线。轴向NNE，与大断层走向平行展布的背、向斜为煤田内主要褶皱构造，延伸较长，形态清晰,EW向～NW向褶皱规模小，断续出现。地层倾角比较平缓，一般为10°～20°，局部可达30°左右。如图2.1：

现将煤田内对金石井田有控制作用的区域性构造简述如下：

（1）隆尧南正断层：展布于隆尧─南宫一带，横贯煤田中部，总体走向近EW，断层面向南倾斜，倾角55°左右，落差900～2900m。在煤田内延伸长度约44km，将邯邢煤田分为南北两个构造单元。其下盘（北侧）构成尧山山系，出露煤系基底奥陶系灰岩；其上盘（南侧）有煤系地层广泛赋存。

（2）太行山山前大断裂南段：由隆尧─邢台之间的唐庄农场断层、晏家屯断层、邢台─邯郸间的百泉断层、临洺关断层等组成，总体走向NNE，唐庄农场断层走向NE。断层面均向东或SE倾斜，落差500～1800m。太行山山前大断裂是太行山隆起带与华北盆地的分界，在隆尧南断层以南构成太行山隆起带和华北盆地次一级构造单元──邢台武安断陷与巨鹿邯郸断陷之间的分界。

1.2.3 井田地质构造

井田内构造主要为—走向北北东（北部）逐渐转折为北东向（南部），倾向北西的单斜构造。井田内地层平缓，倾角3°—10°，一般在6°以内。在此基础上发育着波幅不大两翼平缓，开阔的背向斜褶曲构造，褶曲轴向大多为北西—南东向,使井田内地层呈波状起伏。伴有少数落差较小，延伸长度较短的高角度正断层。断层走向多为北东向，倾向多为北西。所见断层落差均未超过20m，属小型断

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层。落差小于5m的断层和小型陷落柱较为发育。但在矿井生产过程中未发现岩浆岩活动。总的说来，本井田构造仍属简单类。

1.3 矿井水文地质特征

1.3.1 地表水概况

井田范围内没有常年性地表水，季节性的小溪流有中关小溪、栾卸小溪和紫牛湾小溪。虽然位于井田外围，但仍处于井田所属水文地质单元。对本矿井具有间接充水意义的河流有南沙河和马会河等。

1.3.2 矿区水文地质概况

金石井田东缘为长河冲积——洪积河谷地带，井田地势西北高、东南低、东西向沟谷发育，沟谷水流注入长河。

长河为沁河支流，由东北向西南从井田东缘流过。史村河、河底河等长河支流由西北向东南注入长河（这些河流均为石盒子组泉水补给，其补给面积小）为季节性河流。长河全长约20km，两岸发育有狭窄的阶地，河谷内建有南庄水库。井田内的史村河、河底河的上游分别建有刘村，常坡两座水库。河流、水库渗漏段、地表水补给地下水。

金石井田从水文地质单元上来讲，属延河泉域。延河泉是我省较大的岩溶大泉之一，它位于阳城县东冶乡延河村北沁河西岸。高出河面约5m，出露地层为奥陶系中统上马家沟组灰岩，泉水沿上马家沟组灰岩底部涌出，其单泉平均流量为3.1m3/s。

延河泉泉口出露标高463.78m，泉水流量受降水影响大，不稳定系数为2.3。由于受地层岩性、地质构造、岩溶、地形和水文网的控制，整个泉域构成一个完整的从补给、径流到排泄的地下水流域。中奥陶统厚层石灰岩是组成延河泉域的主要含水层，沁水向斜使泉域地层构成南部向北，东西两侧向中间倾斜的储水构造。泉域的东边界为晋获断裂带；西边界为震旦系变质岩；南边界为山西与河南间的天然分水岭（老地层出露段）；北边界为寺头断层。

延河泉域东邻晋城三姑泉域，东北靠长治辛安泉域、北倚洪洞广胜寺泉域，总面积为2990km2，其中奥陶系出露面积1316km2。

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金石井田位于长河上游一带，在区域水文地质上，属长河径流带的中上游。井田内上、下马家沟组岩溶十分发育，有大的溶洞，据钻孔揭露，溶洞内有大的涌沙现象。岩溶地下水的补给来自东部和东北部高平一带的灰岩裸露区和浅埋区的降雨入渗补给，以及丹河上游径流灰岩区和断裂的渗漏补给。由于晋获断裂带（延河泉域东边界）以大阳为界，分为南北两段，南段为阻水断裂，北段为透水段，在高平一带为导水断裂，岩溶地下水处于分流状态，一部分地下水补给金石地区，一部分流向三姑泉。因此，金石井田内的岩溶地下水资源极其丰富。井田内岩溶地下水供水井出水量极其可观，单井出水量达2200—2800m3/d。

井田内的区域地下水，除奥陶系岩溶水外，还有石炭系薄层—中厚层石灰岩裂隙水和二叠系砂岩裂隙水，以及第四系冲积层孔隙水。但这部分地下水分布范围局限，一般水量不是很大。现简述如下：

（一）第四系冲积层孔隙潜水

主要分布于盆地及河、沟谷地带，含水量变化较大，7-9月份为富水期， 1-4月份为贫水期，靠大气降水及季节性水流补给，仅供当地人畜饮用水用。在无污染地区，水质一般良好，多为重碳酸·硫酸—钙·镁型水，PH值7.12～7.8左右，总硬度181.62～309.42mg/L。受污染区则水质变坏。

（二）二叠系砂岩裂隙水和石炭系裂隙岩溶水，赋存于二叠系砂岩及石炭系灰岩中的裂隙岩溶中。二叠系含水层主要是厚层砂岩中裂隙含水，隔水层为底部的泥岩和砂质泥岩。在二叠系分布较广的山区，其沟谷及两岸常有下降泉出露，泉水出自砂岩层中，水量随季节性变化很大。在无污染地区水质良好，常作为当地供水水源。水源类型为重碳酸·硫酸—钾·钠·钙·镁型水，PH值7.4～7.8，总硬度：56.16～237.6mg/L，井下资料428.04mg/L。

石炭系含水层分布在层位稳定，厚度大，岩溶裂隙发育程度变化较大的厚层石灰岩中，其富水性变化也很大。一般与石灰岩所处位置及岩溶发育程度有关，岩溶发育程度又与地形地貌、地质构造、地下水动力条件有关。所以，富水段多分布于盆地、沟谷及地质构造较为发育地区，区内在上覆地层厚度大于50m，且距河谷较远的地段，往往富水性很少。水质多为重碳酸·硫酸—钙型水，局部受煤系地层中尤其是煤中的硫分的影响，水质发生变化，多为硫酸·重碳酸—钙·镁型水。PH值7.4，总硬度122.76～309.42mg/L。

（三）奥陶系石灰岩岩溶水

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主要赋存于中奥陶统上、下马家沟组石灰岩中，尤其赋存于下马家沟组石灰岩中。该组石灰岩厚度巨大，岩溶裂隙发育，溶蚀强烈，层位稳定，补给充分，富水性极强。地下水总的径流方向是由东北、西南、西部向延河泉水排泄带流动。富水性也是由东北、西南、西部向延河泉水排泄带渐渐变强。中南部好于其它部位。相对隔水层为中奥陶统底部之含石膏脉的泥质灰岩。水质类型属重碳酸—钙型或重碳酸·硫酸—钙·镁型水，PH值7-7.5左右，总硬度162.6～441.07mg/L。井田内奥陶系峰峰组基本不含水。

1.3.4 断裂带水文地质特征

井田内的断裂构造多表现为高角度正断层。除栾卸附近有NW向断裂外，大多呈NE或NNE向，即基本与金石向斜轴平行。

在南部郭二庄煤矿二坑在21大巷（+80m水平）穿越此F1断层时，未见突水，但早在1956年2月23日该矿一坑在该断层附近开采时发生了突水。显示了该断层富水性极不均一。

F10断层位于井田西南东下河村的西侧，井田内长度1450m。据1708号钻孔对该断层带进行的抽水试验，渗透系数0.311m/d，单位涌水量0.0231L/s·m，富水程度较弱。生产揭露的中小断层大小693条，性质均为正断层，其中有水或导水断层仅数条。1#、2#煤层生产中揭露的中小断层具有在2#煤层以下、4#煤层以上落差变小或尖灭之特征，有水断层表现为以静储量为主，一般初始水量仅5~6m³/h左右，且短时间内即可被疏干，一般不需特别处理。深部富水断层部分表现为静储量为主，部分与灰岩含水层联通性较好，2004年2月20日，九煤一采运输上山巷道掘进时，遇一落差5m断层，初始水量20m³/h，数日后水量渐增大至30m³/h，当该巷向前揭露大青灰岩后，原出水点水量明显减小。

1.4 煤层特征

1.4.1 煤层稳定性评价

金石矿主要可采煤层为1#、2#、9#煤层，4#、6#、7#、8#、10#为大部分或局部可采煤层，2下#煤层是2#煤层的分叉煤层，仅小块可采，3#煤层仅个别达到可采厚度。现从上到下分述如下：

A 1#煤层

1#煤层位于山西组中部，为井田最上一层主要可采煤层。下距2#煤层3.09~29.80m，平均19.71m。

1#煤层最厚0.26~2.98m，平均2.76m，煤层厚度多集中在2.2～2.6m之间。煤层一般含矸1~2层，夹矸平均厚0.15m，煤层平均厚：上分层0.78m，下分层0.58m。1#煤层厚度变异系数（γ）分别为31.3%、22.9%、35.7%，可采指数（Km）分别为0.94、1.00、

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0.94，应属较稳定煤层。

B 2#煤层

2#煤层是井田内主要可采煤层之一，位于山西组底部，1#煤层之下3.50~30.50m，平均17.90m。

2#煤厚度1~7.29m，平均3.59m。煤层厚度多集中在2.6～3.2m之间。煤矿已采区煤层结构较复杂，距煤层底板0.2~0.3m处有一层0.2m左右的炭质泥岩夹矸，煤层中、下部有一层夹矸，厚0~0.60m，其厚度和层位均不稳定。用煤层厚度变异系数、可采指数评价均属不稳定煤层，见表1.5。

C 3#煤层

3#煤层位于太原组顶部，一座灰岩之下1.17~20.34m，平均7.17m处。下距野青灰岩3.27~12.14m，平均6.54m。

3#煤层真厚度0~2.04m，平均0.56m。煤层厚度多集中在0.5～0.7m之间。区内仅个别点煤厚达到可采厚度，且零星分布，不能成片，绝大部分地区煤层不可采。3#煤层用煤层厚度变异系数、可采指数评价，属极不稳定煤层。

D 4#煤层

4#煤层位于太原组上部，野青灰岩之下0~2.16m，平均1.30m处，上距3#煤层5.04~15.03m，平均10.26m，下距6#煤层平均29.84m。

煤层真厚0~1.97m，平均0.74m。煤层厚度多集中在0.5～1.1m之间。煤层结构简单，一般不含夹矸。用煤层厚度变异系数、可采指数评价均，属极不稳定煤层。

E 6#煤层

6#煤层位于太原组中部，上距4#煤层19.62~43.67m，平均29.84m。下距伏青灰岩0~21.30m，平均13.59m。

6#煤层厚度0~2.84m，平均0.81m。煤层结构较复杂，含矸1~2层，单层夹矸厚0.30m左右。煤层厚度多集中在0.9～1.6m之间，煤厚变化较大，常有尖灭和相变为炭质泥岩的地方。用煤层厚度变异系数、可采指数评价均，属极不稳定煤层。

F 7#煤层

7#煤层位于太原组中部，伏青灰岩之下2.35~9.85m处，上距6#煤层平均21.90m，下距中青灰岩1.14~14.77m，平均7.51m。

7#煤层厚度0~1.96m，平均0.83m。煤层厚度多集中在0.4～0.9m之间，煤层结构简单，一般不含夹矸。井田北部、西部煤厚变化较大，大部分地区可采，且煤厚变化不大。井田东部及南部煤层较薄，不可采面积较大。用煤层厚度变异系数、可采指数评价

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均，属极不稳定煤层。

G 8#煤层

8#煤层位于太原组下部，大青灰岩之下0~2.17m，平均0.10m处，上距7#煤层17.54~31.36m，平均24.85m，下距9#煤层平均12.43m。

8#煤层真厚0~2.61m，平均0.82m。含矸0~3层，一般含一层夹矸，夹矸厚0.2~0.3m左右。煤层厚度多集中在0.7～1.3m之间，8#煤层煤厚变化较大，主要在井田中、西部地区出现一些南北向狭长可采条带，其余有一些局部可采处。西南部有火成岩侵入，且局部有吞蚀煤层现象。可采煤厚0~2.12m，平均0.65m，用煤层厚度变异系数、可采指数评价均，属极不稳定煤层。

H 9#煤层

9#煤层位于太原组底部，为本井田主要可采煤层之一。上距8#煤层1.22~42.58m，平均12.43m，下距本溪灰岩7.31~23.50m，平均15.93m。

9#煤层真厚0.45~14.71m，平均6.25m，全区可采。煤层厚度多集中在3.1～7.5m之间。煤厚变化值也大。且北部大于南部，西部大于东部。东南部煤层受火成岩和断层影响，煤厚多在3.0m以下。9#煤层结构复杂，含矸0~7层，煤层愈厚，夹矸层数愈多，夹矸总厚度在12勘探线以北大于0.5m， 12勘探线以南，夹矸总厚多小于0.5m，用煤层厚度变异系数、可采指数评价均，属较稳定煤层。

J 10#煤层

10#煤层位于本溪组顶部的灰岩之下或夹于其中，上距9#煤层10.58~31.05m，平均18.48m，下距奥陶纪灰岩顶面1.32~22.92m，平均15.42m。

10#煤层真厚度0~1.94m，平均0.88m，煤层厚度多集中在0.5～1.3m之间，煤层结构简单，煤层沉积不稳定，有尖灭或变为炭质泥岩现象。用煤层厚度变异系数、可采指数评价均，属不稳定煤层。

金石矿各煤层厚度、可采性、层间距及稳定性评价结果详见表1.5。表1.5 各煤层厚度稳定性评价结果表统计煤层点数 1# 1# 87 34 煤层厚度（m）最小最大平均可采性变异系稳定性指数Km 数γ 31.3 22.9 较稳定稳定备注 0.26 2.83 1.46 0.94 0.80 2.83 1.56 1.00 全区已采区 19

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1# 1# 2# 2# 2#

53 0.26 2.60 1.37 0.94 2.50 1.67 0.97 7.29 1.69 0.67 35.7 27.2 86.6 56.5 83.6

较稳定较稳定不稳定较稳定不稳定

未采区已采区生产点全区已采区未采区续表 1.5

7 0 81 25 56

0 1.11 7.29 2.91 1.00 0

3.78 1.14 0.52

统计煤层点数 2# 3# 4# 6# 7# 8# 9# 煤层厚度（m）最小最大平均可采性变异系稳定性指数Km 数γ 45.8 46.5 46.1 83.6 44.5 56.3 47.83 59.5 不稳定备注 516 0.10 8.00 2.76 0.92 77 86 92 93 0 0 0 0 0 2.04 0.56 0.01 1.97 0.74 0.37 2.84 0.81 0.51 1.96 0.83 0.34 2.61 0.82 0.53 已采区生产点极不稳定全区极不稳定全区极不稳定全区极不稳定全区极不稳定全区较稳定全区 0.45 14.71 6.25 0.96 0 1.94 0.88 0.52 10# 88 极不稳定全区 1.4.2 煤的物理性质及煤岩特征

各煤层均为高变质煤，为黑色～灰黑色，受构造破坏，裂隙十分发育，煤体结构多为碎裂结构和碎粒结构，硬度较小，机械强度低。燃烧时难燃、无烟，无火焰或火焰短，不熔不膨胀。视相对密度无岩浆岩区1.40~1.50，岩浆岩区1.60。

煤岩成分由镜煤，亮煤、暗煤和丝炭组成。太原组各煤层以半亮型为主，山西组1#、2#煤层则以半亮型和半暗型为主，含有较少量的暗淡型煤。

1.4.3 煤类的确定及煤类分布

1、2、9各主要可采煤层煤布着贫煤和无烟煤两大类，各煤层煤类以三号无烟煤为主，局部为贫煤。1#煤层以第10勘探线为界，2#煤层以第10勘探线以北150m为界，

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3#煤层以第7勘探线为界，北部为贫煤，南部为无烟煤。4#、5#、6#、7#、8#、9#、10#煤层全属无烟煤。

1.4.4 煤的化学性质及有害元素

A 化学性质

6#、7#、8#、9#煤的水分为2.23~2.67%，其它煤层煤的水分为1.50~1.85%，风氧化的煤水分明显增高，达3.11%以上，最高达20.78%。

各煤层灰分变化较大，3#、6下#、8#煤层属低灰煤； 1#、2#、4#、5#、6#、7#、9#、10#煤层属中灰煤。各煤层经1.4~1.5比重液洗选后灰分大大降低，浮煤灰分一般在8%左右。

各煤层中1#、2#煤层属特低硫煤；3#、4#、5#、6#、6下#和9#煤层属中高硫煤；7#、8#和10#煤层属高硫煤。经过浮选太原组各煤层硫分含量有较大幅度降低，脱硫率在40%以上。

B 有害元素

依据现行磷含量和砷含量分级标准，3#、4#、6下#煤层属特低磷分煤；2#、6#、8#、9#、10#煤层属低磷分煤；1#、7#煤层属中磷分煤。各煤层原煤砷均属一级含砷煤。

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2 井田境界和储量

2.1 井田境界

井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确定。一般以下列情况为界：

1．以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；

2．以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界； 3．以相邻的矿井井田境界煤柱为界； 4．人为划分井田境界。

金石井田北至大阳井田南界，南以纬线3941500为界，东以煤层露头及小窑为界，西以经线51500为界，东西倾斜长约3.4km，南北走向长约6.5km，面积21.5km2。

井田沿走向长度最大为6.7km，最小为6km，平均为6.5km。沿倾向最大为3.7km，最小为3.2km，平均为3.4km。

2.2 井田工业储量

矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表2－2－1的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量汇总表见2－2－2。

表2－2－1 矿井高级储量比例地质开采条件储量级型别比例（％）井田内A+B级储量占总储量的40 35 25 35 40 20 25 15 大型中型小型大型中型小型中型小简单中等复杂 22

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比例第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例第一水平内A级储量占本水平内储量的比例表2－2－2 矿井工业储量汇总表

煤层名称工业储量（万吨） A 6110.1 B 6982.9 A+B 13093 C 43 40 30 15 30 20 定不作具体规不要求 70 60 40 60 50 30 不40 作具体规定 A+B+C 3#煤层 17457 总计 6110.1 6982.9 13093 43 17457 2.3 井田可采储量

2.3.1 矿井设计资源／储量

矿井设计储量为矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量。而在该井田范围内只有煤田境界煤柱和断层煤柱。可暂时按工业储量的5％－7％计入，本设计取5％，故：

Zs＝Zg－P 式中：

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Zs——矿井设计储量； Zg——矿井工业储量；

P ——永久煤柱损失量，可暂按工业储量的5％－7％计入，本设计取5％；由此：

矿井设计储量Zs＝17457×（1－5％）＝16584.15万吨

2.3.2 矿井设计可采储量

矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率所得到的储量。各种主要巷道的保护煤柱及可采储量见表2－2－3；矿井工业广场地保护煤柱留设见图2－2－1；工业广场保护煤柱设计计算参数见表2－2－4。

工业场地指标计算，其工业广场面积为18×0. 9×10000=162000平方米，松散层移动角Φ=45°，基岩移动角γ=75°，β=69°，δ=72°。煤层倾角平均约在α=4°。由垂直断面法求得3#煤层保护煤柱压煤为360.7万t。

3#煤层保护煤柱的计算方法见图2-2-1（垂直断面法计算图）。

表2－2－3 矿井可采储量汇总表矿井设计储量（万吨）

开采水平

煤层名称

工业储量(A+B+C) (万吨)

永久性煤柱损失断层

Ⅰ 3#

17457

25.98

境界 342.3

170

表2－2－4 工业广场保护煤柱设计参数表

煤层倾角煤厚（m） Φ（°） γ（°） β（°） δ（°） 3~5

埋深（m） 297

矿井可采储量（万吨）设计煤柱损失工业广场 360.7

井下巷道 948

其他 200

12816.9

设计储量可采储量

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3 矿井生产能力、服务年限及工作制度

3.1 矿井生产能力及服务年限

3.1.1 确定依据

《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、外部条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。

矿区规模可依据以下条件确定：

（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大。

（2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市）、交通（铁路、公路、水运）、用户、供电、供水、建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模。

（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤种、煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据。

（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高。投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。

3.1.2 矿井设计生产能力

金石一矿井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。

确定金石一矿矿井设计生产能力为1.8Mt/a。

3.1.3 矿井服务年限

初步设定该矿井设计年产量为180Mt/a，根据公式： ZTAK 式中：

T——矿井服务年限，年； Z——矿井可采储量，万吨； A——矿井生产能力，万吨/年；

K——储量备用系数，K=1.3～1.5，此处取1.3。

由此验算服务年限如下：

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T12816.9=54.7>50年

1801.3

符合要求。

Ⅰ－ⅠⅡ－Ⅱ Ⅱ ⅠⅠ 图2场

Ⅱ－2－1 工业广保护煤柱计算图

3.1.4 井型核

校

校核：

按矿井的实际煤层开发能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件因素对井型进行（1）煤层开发能力。井田内9号煤层平均6.25m，为特厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个放顶煤工作面保产。

（2）辅助生产环节的能力校核。矿井设计为特大型矿井，开拓方式为双立井单水平开拓，主立井采用箕斗提升，副立井采用罐笼提升和下放材料，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送

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表3.1 新建矿井设计服务年限

机运到井底煤仓，再经主立井箕斗提升到地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。主运输大巷采用胶带运输机运输，辅助运输大巷采用无轨胶轮车运输，运输能力大，调度方便灵活。

（3）通风安全条件的校核。矿井煤尘无爆炸危险性，瓦斯涌出量小，属低瓦斯矿井，但为了防止可能出现的瓦斯局部突出，采取预抽瓦斯措施。矿井采用并列式通风，辅助运输大巷做进风用，主运输大巷做回风用，可以满足通风需要。

（4）矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足《煤矿工业矿井设计规范》要求，见表3.1。

3.2 矿井工作制度

根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定矿井设计年工作日为330d，工作制度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班生产6h。

矿井每昼夜净提升时间为16h。

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矿井设计生产能力 (Mt／a) 第一开采水平设计服务年限(a) 矿井设计服务年限二一三四(a) 煤层倾角＜25° 煤层倾角25°～45° 煤层倾角＞45° 6．0及以上 3．0～5．0 1．2～2．4 0．45～0．9 70 60 50 40 35 30 25 20 -- -- 20 15 -- -- 15 15 （米）图3.1 作业循环图表

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4 井田开拓

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，简历矿井提升、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不知开拓巷道等问题，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，合理学则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，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：

（7）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术，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。

（8）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。（9）合理开发国家资源，减少煤炭损失。

（10）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。

（11）要适合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。

（12）根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其他有益矿物的综合开采。

4.1 概述

4.1.1 地质构造

金石井田位于太行山隆起带与山前大断层之间的过渡地带，即武安断陷的北部。为一不完整的、被NNE向断层切割的NNE向金石向斜向斜称为金石向斜。该向斜宽缓开阔，略显波状起伏，向斜形态较清晰完整。在第12勘探线以南，发育一轴向NWW向的向斜，与NWW向栾卸向斜相复合的构造。井田东部规模较大的NNE向称为栾卸向斜。金石向斜

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与栾卸向斜之间还有李石岗向斜及李石岗南背斜等次级褶皱构造。区内大中型断层大多分布在金石向斜东翼及栾卸向斜西南翼，井田南半部有火成岩岩床侵入，

井田为单斜构造，以断裂构造为主。矿井地质构造简单。地层走向为34 º，倾向向东南倾斜，倾角10º—15º。断层基本为高角度正断层，断层面倾角一般70～80º，以NNE及NS为主，断层面一般不宽。北部构造相对简单，大中型断层一般相互交叉或切割，落差大的切割落差小的。小构造比较发育，走向与其邻近的大中型断层基本一致，但延伸不远即消失。

4.1.2 煤层赋存状况

该井田含煤5～6层,煤层总厚度约15m，其中以6、7号煤层为矿井主采煤层。10、11、12号煤层赋存状态极不稳定，为局部可采煤层，故暂不可采。各煤层变质程度较高，煤种牌号为无烟煤。

4.1.3 水文地质情况

井田内含水层自下而上有奥灰强含水层，厚度大，富水性较强；大青灰岩含水层厚度5~6m，为较强含水层；伏青灰岩含水层厚度3.5m左右，为较强含水层；野青灰岩含水层含水性差，一般不含水；山西组砂岩含水层厚7.0m左右，含水性弱到中等；上石盒子组细砂岩以上含水层厚度大于100m，虽含水性不强，但静储量比较大；第四系砂砾石层最厚94m，一般50~60m，富水性较强。矿井正常涌水量192m³/h，最大211m3/h。

4.1.4 地形因素

本井田位于太行山东麓山前丘陵地带，武安盆地的西部，呈山前过渡平原地形特征。井田地面海拔标高在+246.87～+355.77m。

4.1.5 综述

综合上述因素：本井田不具备平硐开拓的地形条件。由于煤层埋藏深、表土层厚，不具备斜井开拓的条件。且水文地质条件属中等类型。故采用立井开拓。

符合立井开拓的适用条件及优点：立井开拓的适用条件一般为：（1）煤层赋存较深或冲击层较厚。

（2）适用于水文复杂，多水平开采的倾斜煤层。

（3）立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件，技术上也比较可靠。当地质条件不利于平硐或斜井开拓时均采用立井开拓方式。

其优点如下：

（1）能通过复杂的地质条件，提升能力大，机械化程度高，易于自动控制；

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（2）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。

4.2 确定井田开拓方式

4.2.1 确定井筒形式、位置、数目及坐标

（1）井筒形式的确定

由于金石矿区表土层较浅，煤层赋存较浅，所以采用立井开拓方式。立井开拓井筒短，提升速度快，提升能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。而采用斜井开拓掘进费用低，建井工期短，投产快，可以实现煤的连续运输，具体选择要做后续比较。

（2）井筒位置的确定

选择井筒的位置应考虑如下原则：

（1）初期开采条件有利，储量可靠，井巷工程量省，建井工期短。（2）井田两翼储量大致平衡，井下运输、通风、开采比较有利。（3）要充分利用地形，少占地，少压煤。（4）井口标高要高于历年最高洪水位。

（5）井筒应尽量避免穿过流沙层、含水层、较厚的冲击层，有煤和瓦斯突出危险的煤层。

（6）井底距奥陶灰岩要保持一定的安全距离。

（7）井底车场及主要硐室尽量布置在较稳定的岩层中，便于硐室的开掘和维护。对井下合理开采的井筒位置：（1）井筒沿井田走向的位置

井筒沿井田走向的的有利位置以后应在井田。当井田储量呈不均匀分布时，应在储量分布的，以此形成两翼储量比较均匀的双翼井田，应尽量避免井筒偏于一侧。

①井筒设在井田（储量分布的），可使沿井田走向的井下运输工作量小，而井田偏于一翼边界的相应井下工作量要较前者大；

②井筒设在井田时，两翼产量分配，风量分配比较均匀，通风网络较短，通风阻力较小。井田偏于一侧时，一翼通风距离较长，风压较大。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，就要增加巷道断面，增加掘进工程量。

③井筒设在井田时，两翼分担比较均匀，各水平两翼开采结束的时间比较接近。如井筒偏于一侧，一翼过早采完，然后产量集中于另一侧，将使运输，通风过于集中，采煤掘进互相干扰，甚至影响全矿生产。

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④实际工作中，由于井田地质条件和其他因素的影响，只要尽可能使两翼均衡，同时可将井筒布置在靠近高级储量地段，使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有可能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

立井开拓时井筒沿煤层倾向位置的几个原则。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大的水文、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，井筒应可能不通过或少通过流沙层、较厚的冲积层及较大的含水层。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和维护。

综上所述，在走向方向上：布置在井田储量有利于矿井的两翼开采，有利于通风、运输、工作面的接替，故井筒位置选在井田走向。

在倾斜方向上：布置在井田可以避免布置在井田浅部时形成的过长石门开拓，也可以避免布置在井田深部所造成的工业广场压煤过多。故井筒位置选在井田倾向储量。

（3）井筒数目的确定

根据目前的技术经济条件，采用立井开拓时，立井的数目至少在两个以上。同时根据本井田具体的条件，两个立井可以满足井田运输的要求，在本矿井设计中，将西南部边界风井和主、副井作为矿井的初期工程。因此，本矿井设计为三个井筒即：主井、副井和回风立井。井筒特征见表。

4.2.2 工业场地的位置

工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。

工业场地的形状和面积：根据表2.4所列工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为18公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为450m，宽为400m。

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4.2.3 盘区划分

9号煤层倾角平缓，为4º~10º，一般为6 º，为近水平煤层，故设计为单水平开采。盘区式开采。9号煤层的生产能力为：可采储量146Mt，服务年限58a。

4.2.4 主要开拓巷道

9号煤层平均厚度为6.25m，赋存稳定，底板起伏不大，为水平煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度大。故矿井开拓大巷布置在煤层中，留大巷煤柱护巷，大巷间距30m。布置一条主运输大巷，一条辅助运输大巷，共两条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，辅助运输大巷沿底板掘进，主运输大巷比辅助运输大巷高3~5m掘进。大巷沿走向布置，局部半煤岩及岩巷，巷道坡度随煤层而起伏，一般4º~6º，主运输大巷上仓段局部10º。

4.2.5 方案比较

根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列三种：方案一：双立井开拓方案

方案二：由于地面至第一水平只有300米左右,故可考虑用用主斜副立开拓。但经过论证地面属丘陵地带，用此方案两井筒地面联系比较困难，不紧凑。工业广场布置复杂，不适合大型矿井连续运输的宗旨，所以在技术上予以淘汰。

方案三：双斜井开拓方案。

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方案三

由于方案Ⅰ和方案Ⅲ在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案Ⅰ和方案Ⅲ两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差

表3－2－1 基建工程量

时期项目方案Ⅰ 方案Ⅲ 主井井筒/m 294+20 907 副井井筒/m 296+5 809 早期井底车场/m 15860+16260 19800+12090 主石门/m 150 — 运输大巷/m 相同方案未参与比较。

3000 3000 表3－2－2 基建费用表

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方案Ⅰ 方案项目工程量/m 294 297 32320 150 1000 元/m 99593 118503 27220 40652 19490 2397.63 2397.63 用/万元 293.01 351.41 874.31 81.3 584.7 工程量/m 907 809 310 — 1000 方案Ⅲ 单价元/m 35920 38572 28459 — 19490 2343.10 2343.10 费用/万元 325.79 312.05 907.56 — 584.7 主井井筒副井井筒初期井底车场石门运输大巷小计共计别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于表3－2－1、表3－2－2、表3－2－3和表3－2－4。通过费用汇总表在经济上来比较两方案的优越。

表3－2－3 生产经营费用

项目方案Ⅰ生产经营费用/万元提升井筒维护排水合计 180×24×365×54.7×0.3×10-4＝2587.53 294×18×0.0029=15.329 6×18×0.0029=15.5 1.2×12816.9×294×0.85＝384.35 提升井筒维护排水合计

180×24×365×54＝2846.28 907×18×0.00809×18×0.0025=36.4 1.2×12816.9×906×0.48=669.58 项目 /万元 3002.68 3593.06 35

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表3－2－4 费用汇总表

方案项目基建工程费生产经营费总费用

方案Ⅰ 费用/万元 2397.63 3002.68 5400.31 百分率/％ 102.3 83.6 90.97 方案Ⅲ 费用/万元 2343.10 3593.06 5936.16 百分率/％ 100 100 100 从前面表格中的计算可以看出，方案Ⅰ的总费用要比方案Ⅲ的低出9.03％，很明显方案Ⅰ要比方案Ⅲ优越的多，故决定采用方案Ⅰ。

、确定方案

综上比较可知方案Ⅲ的总费用超过了方案Ⅰ的10％，故决定采用方案Ⅰ。即采用两立井一水平。第一水平位于620m，采取上下山结合开采。整个矿井划分为两个大的阶段，水平垂高为180m。

井筒特征

在矿井开拓方式确定以后，还应对矿井主要井筒（包括主井、副井、风井）的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。

4.3 矿井基本巷道

4.3.1 井筒

矿井初期共用三个井筒，分别为主立井、副立井、南回风立井，由于井田被大断层F1分开，故北部区域在井田末期采，并在北翼再设北回风立井做回风用。

（1）主立井

主井主要用于提煤。井筒直径6.50m，采用16t多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用单层砼结构，井壁厚度：基岩段400mm。井筒装备有钢丝绳罐道，井深294m。

主井井筒断面布置如下：

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图3－3－1 主井断面布置图

（2）副立井

副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径7.0m。支护材料：采用混凝土砌碹；井壁厚度：基岩段450mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水管管道等。井深为297m。

副井井筒断面布置如下：

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图3－3－2 副井断面布置图副井风速校核：

式

中：

V——通过井筒的风速，m/s；

Q——通过井筒的风量，m3/s； S——井筒净断面积，m2；

M——井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；

Vmax——《安全规程》规定的允许最大风速；

由此：

V120000.838.46560

＝6.5m/s<8m/s

所以井筒选择符合要求。

（3）西回风立井

位于矿井西部井田边界，担负矿井西区的全部回风任务，根据总回风量及梯子间布置确定井筒净直径为5m，净断面面积19.6m²,表土层掘进断面积33.2 m²，基岩段掘

QMV河北工程大学毕业设计

进断面积28.3 m²，井深560m，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，M、S、T与罐笼井筒一样，取决于梯子间的布置和结构尺寸。井筒断面布置如图4.6。

根据后面章节通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合《煤炭工业设计规范》和《煤矿安全规程》的规定。 φ图4.6 风井断面图

（4）东回风立井

位于矿井东部井田边界，担负矿井东区的全部回风任务。其井筒装备及断面形式同西回风立井。风井断面参见图4.6。

4.3.2 井底车场及硐室

井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。

井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力30～50﹪。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操

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车。

井底车场设计示意图如下：

井底车场布置图3-4-1

4.3.3 主要开拓巷道

辅助运输大巷和主运输大巷基本沿9号煤层底板布置，局部半煤岩及岩巷，巷道坡度随煤层而起伏，一般4º~6º，辅助运输大巷局部7 º，主运输大巷上仓段局部10 º。主运输大巷铺设混凝土底板，厚度100mm，辅助运输大巷铺设混凝土底板，厚度200mm。主、辅运输大巷均为锚梁网索喷支护矩形断面，掘进宽度为6m，高为3.6m与3.8m，设计掘进断面为21.6m²和 22.8 m²。辅助运输大巷和主运输大巷断面特征如图4.7和4.8所示。

总回风大巷基本沿煤层顶板掘进，布置在煤层中，回风大巷断面及支护特征为锚梁网索喷支护矩形断面，掘进宽度为6m，高为3.7m，设计掘进断面为22.2 m²，净断面为20.3 m²。回风大巷断面特征见图4.9。

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图4.7 辅助运输大巷断面（半圆拱，锚喷，B=5200）

图4.8 主运输大巷断面（半圆拱，锚喷，B=4500）

图4.9 回风大巷断面（半圆拱，锚喷，B=5000）

4.4 开拓系统的综述

本矿井井型为180万t，通过技术经济比较：确定本井田为立井单水平开拓。通风方式采用并列式，在井田开采后期由于通风线路较长，可以考虑在井田北部边界另开凿后期风井。本井田主要采用盘区式开采，只有东部边界角度为10º，采用采区式上

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山开采，主要运输采用胶带输送机运输，辅助运输为胶轮车运输。

矿井的生产系统如下： 1、运煤系统

采煤工作面——带区运输斜巷——带区煤仓——盘区运输大巷——盘区煤仓——主运输大巷——主井提升至地面

煤巷掘进面掘出的煤直接经皮带运输到盘区煤仓。部分岩石巷道掘出的煤直接由副井提至地面处理。 2、运料系统

副井——井底车场——辅助运输大巷——盘区下部车场——盘区辅助运输大巷——带区下部车场——带区运料斜巷——采煤工作面

副井——井底车场——辅助运输大巷——大巷掘进工作面 3、排矸系统

采煤工作面——带区运料斜巷——带区下部车场——盘区辅助运输大巷——盘区下部车场——辅助运输大巷——井底车场——副井提至地面

运输大巷掘出的矸石直接到井底车场由副井提出。 4、通风系统

新鲜风流——副井——井底车场——辅助运输大巷——盘区下部车场——盘区辅助运输大巷——带区下部车场——带区运料斜巷——采煤工作面——带区运输斜巷——盘区运输大巷——主运输大巷——主井

煤巷掘进工作面需要的风用局部扇风机提供，经盘区运输大巷至主运输大巷排出。运输大巷掘进工作面需要的风用局部扇风机提供，由盘区运输大巷至主运输大巷排出。

5、供电系统

高压电缆由井底车场变电所——辅助运输大巷——盘区辅助运输大巷——盘区变电所——运输机、移动变电所等处

6、压气和供水系统

掘进岩巷的凿岩机和锚杆打眼机所用的空气，采掘工作面、斜巷以及运输斜巷皮带机转载点所需的防尘喷雾用水，分别由地面（或井下）压气泵房和地面贮水池（或井下小水泵）以专用管路送至各个需要的地点。

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5 采煤方法和盘区巷道布置

5.1 煤层的地质特征

5.1.1 带区位置

设计首采带区（南六带区）位于井田南翼，大巷西部。

5.1.2 带区煤层煤层特征

根据本区煤层赋存条件，在F2断层以北区，煤层赋存稳定，且煤层倾角较小，采用带区式开采方式布置在技术上较合理；矿区南翼煤层走向变化较大，但煤层倾角也未超过8°，经综合分析，全区以带区式布置较为合理。

经综合各种地质因素分析，确定本矿准备方式为带区式准备方式。

5.1.3 开采煤层的瓦斯及煤尘情况

1、瓦斯涌出量统计

经地质分析及预测，9#煤瓦斯涌出量小于1m3/t，煤层最大瓦斯涌出量4m3/t，为低瓦斯矿井。

2、煤尘和自燃发火情况

根据地质报告提供的资料，煤尘无爆炸危险性，自燃倾向等级为三类不易自燃煤层。

5.1.4 煤层顶底板岩石构造情况

煤层围岩特征如下表：

表5.2 煤层围岩特征表煤层围岩类型岩石名称岩层厚度（m）类别岩性特征灰黑色至深灰色，中下部含9号煤基本顶中砂岩 2~5 Ⅱ级硅质结核，具斜波状层理，含少量泥岩包裹体 43

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深灰色，块状，质不均，夹直接顶粉砂岩 4~11 Ⅱ级薄层泥岩，可见植物化石碎片伪顶泥岩 0~1 Ⅱ级灰黑色，质软，随采掘脱落，含植物化石碎片，含碳质直接底粉砂岩 1.2 Ⅱ级灰黑色，质软，均匀层理，局部炭化深灰色，薄之中厚层状，水老底细砂岩 4.25 Ⅱ级平层理发育，可见贝壳状断口 5.1.5 水文地质

5.1.6 地质构造

井田为单斜构造，以断裂构造为主。矿井地质构造简单。断层基本为高角度正断层，断层面倾角一般70～80º，以NNE及NS为主，断层面一般不宽。北部构造相对简单，大中型断层一般相互交叉或切割，落差大的切割落差小的。小构造比较发育，走向与其

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邻近的大中型断层基本一致，但延伸不远即消失。

带区内地质构造简单，煤层整体呈东西部高，中部低的向斜构造，造成煤层底板有较小的波动，但变化不大煤层倾角一般在4º~10º，平均倾角6º。井田沿东西走向贯穿整个井田有一个落差较大的断层，称为大断层F1，以此将井田分为南北两翼。井田，井底车场附近有一沿南北走向贯穿有一向斜。南二、四、六盘区内分别有金石西向斜和南向斜，但构造简单。其他盘区内构造简单。

5.1.7 地表情况

各盘区对应地面有零星分布的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采区全部搬迁措施。地表无大的地表水系和水体。

5.2 采煤方法和回采工艺

5.2.1 采煤方法的选择

为了选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，并考虑实习矿井实际使用经验。金石矿区煤层赋存比较稳定，可采煤层主要为3#煤层，3#煤层属于近水平煤层，平均倾角3°—5°。煤层平均厚度为6m。煤尘无爆炸性，煤层无自燃发火性；煤块硬度较大，中等稳定，容易冒落。老顶为稳定的粉砂岩。厚度在3.5m～18m之间，平均厚度8m左右。地质构造简单，结合设计矿井矿井实际情况以及现有的生产技术条件，设计采用综合机械化放顶煤回采工艺，倾斜长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。

5.2.2 回采工艺

本带区9号煤层采用综合机械化放顶煤采煤工艺。

就目前煤矿地下开采技术发展趋势看，放顶煤是采煤工艺的重要发展方向，它具有高产，高效，安全，低耗以及劳动条件好，劳动强度小、巷道掘进量少减少搬家倒面次数、对煤层厚度变化及地质适应性强的优点。根据我国综采生产的经验和目前的技术水平，综采适用于以下条件：煤层地质条件较好，构造少，上综采后能很快获得高产，高效。

放顶煤采煤法的适用条件及评价：放顶煤采煤法组要具有以下优点：

（1）单产高工作面内具有多个出煤点，而且在工作面内可实行分段平行作业，即在不同地段采煤和放煤同时进行，因而易于实现高产。

（2）效率高由于放顶煤工作面的一次采出厚度大，生产集中，放煤工艺劳动量小以及出煤点增多等原因，其生产效率和经济效益大幅度提高。

（3）成本低放顶煤采煤法比分层开采减少了分层数目和铺网工序，由此节省

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了铺网费用。

（4）巷道掘进量小掘进率和巷道维护费用减少，便于采掘接替。（5）减少了搬家倒面次数，节省了采煤工作面的安装和搬迁费用（6）对煤层厚度变化及地质构造的适应性强。

除上述一些优点外，放顶煤采煤法尚存在以下一些问题和不足，有待于在实践中逐步得到解决：

（1）煤损多（2）易发火（3）煤尘大（4）瓦斯易积聚放顶煤工作面的适用条件：

（1）煤层厚度一般认为一次采出的煤层厚度以6~10m为佳。9号煤层平均煤厚6.25m，符合条件。

（2）煤层硬度放顶煤开采时，煤的坚固系数一般应小于3。

（3）煤层倾角缓斜煤层采用放顶煤开采时，煤层倾角不宜过大，否则支架的倒滑问题会给开采造成困难。

（4）煤层结构煤层每一夹矸层厚度不宜超过0.5m，其坚固系数也应小于3。顶煤中夹矸层厚度占煤层厚度的比例也不宜超过10%~15%。

（5）顶板条件直接顶应具有随顶煤下落的特性，其冒落高度不宜小于煤层厚度的1.0~1.2倍，老顶悬露面积不宜过大，以免受冲击。

（6）地质构造

（7）自然发火、瓦斯及水文地质条件 2、9号煤采煤工艺 1）落煤方法

9号煤采用轻型综放设备，采用双滚筒机组割煤，支架尾梁摆动插板伸缩放顶煤。采煤机端头斜切式进刀，双向割煤，往返一次进两刀，采两刀放一次顶煤，其中割煤高度2.2m,放煤高度平均4.05m，采放比为1:1.84。

2）放煤

顶煤由顶板压力，支架反复支撑，尾梁上下摆动等综合方式进行松动，支架收回插板，下摆尾梁放煤。根据工作面情况，本工作面为外段一次采全高工作面，采用两刀一放。放煤时，从工作面一端同时开放两个放煤口，一次放出顶煤。

工作面推采出切眼，架后顶煤冒落即开始放煤，放煤要从工作面一端开始单向进行，不得双向进行。在推采过程中注意观察顶板情况，若工作面推采出切眼后15米，顶板不落，必须采用放震动炮的方式崩顶，迫使顶板下落。

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3）装煤方法

利用采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装底煤及后溜子运煤。 4）运煤方法

工作面采用刮板输送机运煤，至运输平巷与胶带输送机搭接。 5）采煤机进刀方式

工作面端头采煤机斜切进刀，留三角煤。上端头进刀行程长25m，下端头长20m。割煤的工艺过程：

（1）当才采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；

（2）采煤机两滚筒调换位置，前滚筒降下，后滚筒升起，沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直；

（3）再调换滚筒上下位置，重新反向割煤至输送机机头处；

（4）将三角煤割掉，煤壁移直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤。采煤机进刀方式见图5.1。

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-A A--A A--A A--A

A-图5.1 采煤机进刀方式

6）支护方法

工作面采用ZF2800/16/26轻型放顶煤液压支架跟机移架支护方式支护，上、下端头采用液压端头支架支护。上下顺槽采用绞接顶梁配合单体支柱支护，超前支护20m。

（1）架间距为1.5m，支护方式为及时支护。（2）工作面两侧巷道采用梯形断面，锚杆支护。 7）工艺流程

割煤→移架→推前刮板输送机→割煤→移架→推前刮板输送机→放顶→拉后刮板输送机。

工作面日产量：9#煤：综采煤量0.6×6×175×2.2×1.5×97%=2016.63t/d

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放顶煤量0.6×6×175×4.05×1.5×85%=3253.16t/d 9#煤：日产量：2016.63+3253.16=5269.79t/d

5.2.3 工作面设备选型

1、采煤机选型计算（1）采煤机平均割煤速度

9号煤采煤机平均割煤速度

V=Qd（L+I）/(60×3T×K×L×H×B×γ×C)= 1. m/min 式中 V——采煤机平均割煤速度，m/min；

Qd——工作面日产量，2016.63t； L——工作面长度，175m； I——采煤机开缺口行程，取50m； T——每班工作时间，取6h； K——工作面开机率，取0.63； H——工作面平均采高，取2.2m； B——采煤机截深，取0.63m； γ——煤层容重，1.5t/m3； C——工作面回采率，97% （2）采煤机生产能力

9号煤正常开机时理论生产率Q

Q=60×H×B×V×γ×C=228.69t/h 式中 Q——正常开机时理论生产率，t/h；

V——采煤机平均割煤速度，1.m/s （3）采煤机最大割煤速度Vmax： 9号煤采煤机最大割煤速度Vmax：

Vmax=1.4V=2.65m/min （4）采煤机割煤功率N

9号煤：根据采煤机割煤速度，按能耗系数法计算采煤机割煤功率。 N=60×B×H×Vmax×Hw/3.6=183.65~214.25kw 式中 Hw——采煤机能耗系数，取3.0~3.5

根据以上计算，选择MXA-300LH型采煤机。主要技术参数见表5.3。 2、刮板输送机选型计算（1）前刮板输送机选型。

（5.1）5.2）5.3）5.4）

（

（河北工程大学毕业设计

9号煤工作面刮板输送机运输能力取1.2倍采煤机平均生产能力，即

Qc=Q×K=274.43t/h （5.5）

式中 Q —— 正常开机时理论小时煤量，228.69t/h；

K —— 刮板输送机运输富裕系数取1.2。

考虑设备可靠性，且刮板输送机运输距离要大于工作面设计长度175m，故设计确定运输能力为600t/h。选用SGZ730/2型输送机。

输送机技术参数见表5.4。

刮板输送机输送能力要与采煤机生产能力相匹配；外形尺寸要与采煤机相匹配。（2）后刮板输送机选型。9号煤采用低位放顶煤方法，所以需要后刮板输送机。因为后刮板输送机主要运送顶煤，经计算单位时间放顶煤量为综采煤量的1.62倍。所以后刮板输送机运输能力至少是前刮板输送机的1.62倍，可知分别为：

9号煤：

Qc=Q×K=444.58t/h (5.6)

式中 Q——前刮板输送机的运输能力下限，274.43t/h；

K——系数1.62。

考虑设备可靠性，且刮板输送机运输距离要大于工作面设计长度175m，故设计确定运输能力为600t/h。选用SGZ730/2型输送机。

输送机技术参数见表5.4。

表5.3 MG250/575—W采煤机主要技术参数表煤机型号Type 采高m 截深mm 适应倾角滚筒直径mm 滚筒转速r/min 最大截割转矩N·m 摇臂回转中心距mm 牵引力kN 牵引速度m/min MXA-300LH 2.2-4.5 630 800 1000 12° Φ1400、Φ1600、Φ1800、Φ2000 37.23、22、47 132758 213230 2228 200 400 8.35 4.175 50

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牵引方式mm 机面高度mm 卧底量mm 灭尘方式装机功率kw 电压V 机重T 续表 5.3

无链牵引齿轮式 1095 185 内外喷雾 300 1140 48 表5.4 前后刮板输送机SGZ730/2型刮板机技术参数表结构型式输送型号能力（t/h） SGZ730/2 600 设计长度（m） 200 链速（m/s）刮板链型式链条规格（mm） 26×92—C 中部槽规格（mm） 1500×730×220 轧制 0.95 中双链 3、转载机

顺槽转载机SZZ7/160，主要技术参数见表5.5。表5.5 SZB730/75顺槽转载机技术参数表

系列型号 SZZ7/160 装机功率中部槽规格刮板链型配用破碎输送量（t/h）设计长度（m）（kW）（㎜）式机型号 1100 37.8 160 1500×7×222 中双链 PCM132 4、顺槽胶带输送机：

顺槽胶带输送机选择SSJ1200/M可伸缩带式输送机，主要技术参数见表5.6。表5.6 SSJ1200/M顺槽胶带输送机技术参数表型号 SSJ1200/M 输送量带宽带速 (t/h) (mm) (m/s) 1200 1200 2 最大输送长度 (m) 1400 主电机功率 (Kw) 160×3 传动滚筒直径(mm) 800 托辊直径 (mm) 108 51

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5、乳化液泵站

乳化液泵站与液压支架配套，乳化液泵站选择BRW200/31.5型，主要技术参数见表5.7。

表5.7 BRW200/31.5型乳化液泵站主要技术参数

型号 BRW200/31.5 6、大巷运输皮带

大巷胶带运输机与矿井产量相匹配，选择MB4000，主要技术参数见表5.8。表5.8 MB4000大巷胶带运输机技术参数表

输送量（t/h）带宽带速最大储带主电机功率 (Kw) 2×150 3×150 传动滚托辊筒直径直径 (mm) (mm) Ф800 102 公称流量 L/min 200 工作压力 MPa 31.5 柱塞直径 mm 40 柱塞数 5 往复次数次/min 552 电机功率 kw 125 液箱容积 1500 型号 (mm) (m/s) 输送长度长度 (m) 1500 (m) 120 MB4000 1000~1500 1200 2.8 5.2.4 工作面长度的确定

1、本井田内9＃煤煤层厚度为6.25m。地质条件简单，低瓦斯矿井。通风相对简单。采用一个工作面即可达产，为了减少煤柱损失，采用沿空掘巷单巷布置。本盘区走向长度3750m，可以将其大体上划分为4个分带，每个分带由各有4个工作面组成，每个工作面长大约为175m。

2、工作面长度的验算（1）根据通风条件验算

工作面的长度越长，瓦斯涌出量越大，所需风量越大，而工作面的断面积一定，风量太大会导致工作面的风速加大，引起煤尘飞扬，出于对工作环境的考虑，因此对工作面长度有一定的。根据下式：

L≤60vMSCf/ QbBPN=210m （5.7）

式中 v —— 工作面通过的最大风速，v=4m/s；

S —— 工作面最小控顶距，取4.38 m； M —— 采高2.2m；

Cf—— 风速收缩系数，可取0.9~-0.95；

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Qb —— 昼夜产煤一吨所需风量，1m3/min； B —— 循环进度，即机采面采煤机截深，0.63 m； P —— 煤层产出率，即单位面积上出煤量，P=MγC,t/m²; N —— 昼夜循环数，即每日割煤刀数。工作面长度为175m米，小于210m，故合理。（2）根据采煤机能力验算工作面进刀：

KZt1 6.2 （5.8）

NLt260r式中 K —— 事故影响系数，取0.8；

t1 —— 每班工作时间，取6h； Z —— 工作班数，3班；

N —— 割煤方式系数，双向割煤取1； L —— 工作面长度，175m；

r —— 采煤机实际生产正常割煤速度，取1.74 m/min； t2 —— 每班辅助时间，取1小时。所以日进刀数6<6.2，故取日进刀6合理。

（3）工作面日产量： 9#煤：综采煤量0.6×6×175×2.2×1.5×97%=2016.63t/d 放顶煤量0.6×6×175×4.05×1.5×85%=3253.16t/d

总产量：2016.63+3253.16=5269.79t/d

（4）根据运输能力验算工作面每小时生产能力

Q=274.43t/h

后刮板输送机

Q=444.58t/h

运输设备小时运输能力：刮板输送机，600t/h；后刮板输送机，600t/h；带式输送机，1200t/h；从输送能力角度检验，工作面长度合理。

5.2.5 支护方式

1、顶板管理方法

选择支架规格的质量要求：

（1）初撑力不低于规定值的80%（25MPa）。

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（2）支架排成一条直线，其偏差不超过正负50mm。中心距不超过正负100mm。（3）支架与运输机垂直，偏差小于正负5°，支架与顶板接触严密，与顶板平行支设，不前倾后仰。

（4）及时移架，端面距≤340mm，前梁前端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm。（5）支架完好，不漏液、不窜液，推移、护帮、侧护等各部件完好，能正常使用。（6）支架编号管理，实行分段包机责任制管理。

（7）支架内无浮尘、浮矸堆积，活柱，缸台和阀体无煤尘堆积。（8）相邻支架错距不超过顶梁侧护板地2/3。 2、支架形式的选择 1）采区地质条件

9#煤的顶板岩性为粉砂岩，厚15米，灰色，以石英、长石为主。局部为细粒砂岩。底板为粉砂岩，厚5.67米、深灰色，石英、长石为主，层状结构。煤层较稳定。采煤工艺为放顶煤，采用ZFS4000/17/28C插板式放顶煤支架。

2）9#煤支架选用ZFS4000/17/28C插板式放顶煤支架，端头支架采用ZAZ9800/17/35型。

架型选择： 1．支护最大高度

考虑到顶板为伪冒顶或可能局部冒落，支架最大高度应是煤层的最大开采高度再加200-300mm，

hmax=Hmax+（0.2-0.3）m=2.4m (5.9)

式中 Hmax—煤层开采的最大高度，2.5m。

2．支护最小高度如下式

hmin=Hmin-（0.25-0.35）m=2.3m (5.10)

式中 Hmin—煤层开采的最小高度，2.2m。

支架参数：

表5.9 9号煤液压支架技术参数表

技术特征

支架高度(m) 中心距(m) 工作阻力(kN) 初撑力(kN) 1.7—2.8 1.5 4020 3950 54

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技术特征

支护强度(kN/㎡) 对底板比压(Mpa) 长×宽(m) 重量(t) 表5.10 端头支架技术参数表支架形式中置式型号 ZAZ9800/17/35 3、支架布置

煤层倾角(°) ≤15° 支护高度(M) 1.7-3.5 初撑力(KN) 8680-8770 637 1.8 6.08×1.43 16.5 续表 5.9

工作阻力支护强度质量(t) 9710-980530-560 29 0 工作面设计切眼长度为175m，工作面倾斜长度1165m，共计安装支架107架。 4、支架控顶距

（1）最大控顶距：从支架切顶线到煤壁的最大距离为5050mm；（2）最小控顶距：4380mm。

5.2.6 正规循环方式和劳动组织方式

（一）工作面作业方式和正规循环

1、作业方式：工作面采用“四六”作业制，三采一准。工作面作业方式见图5.2。

一二三四（米）图5.2 工作面作业方式

2、正规循环：

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1）循环工艺： 9号煤采煤工艺：

割煤→移架→推前刮板输送机→割煤→移架→推前刮板输送机→放顶→拉后刮板输送机

2）循环工艺要求：

（1）机组正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，支架随割煤机推进依次移架。

（2）工作面采高控制在2.2m左右。

（3）移架先降后移，带压擦顶移架支护顶板，移架滞后滚筒3～5架。顶煤酥软处紧跟机组前滚筒停机移架，片帮处超前移架。

（4）推溜在移架后顺序进行，滞后机组后滚筒距离不小于6m。推溜必须从机头或机尾单向进行，弯曲段长度不小于12m；推后溜必须保持刮板输送机平直，停车时严禁推溜，移机头、机尾时必须停车进行。（二）劳动组织

1、劳动组织形式：采用专业工种分段追机作业，以充分利用工时，发挥设备效能。 2、劳动组织见表5.11。

表5.11 劳动组织表工种生产一班班长采煤机司机移架推溜工工溜司机转载机司机泵站司机胶带司机端头维护工清煤工看电缆工验收员电工库工合计 3 2 2 1 2 1 3 3 2 1 1 1 22 3 2 2 1 2 1 3 3 2 1 1 1 22 56

班次生产二班生产三班 3 2 2 1 2 1 3 3 2 1 1 1 22 检修班 3 2 2 1 2 1 12 4 5 3 35 定员 12 8 8 4 8 4 21 13 6 3 3 8 3 101 河北工程大学毕业设计

5.2.7 机电设备的使用、维护、检修及搬运

1、采煤机

（1）采煤机检修人员要持证上岗，必须携带便携式瓦检仪，严格执行操作规程，遵守岗位责任制。

（2）煤机检修维护人员必须熟知各部位的原理、结构、性能，并能及时排除采煤机故障。

（3）每天必须检查各部位是否符合要求，螺栓是否紧固，手柄是否灵活可靠，油位、油压是否正常。

（4）开机前，必须发出信号，待人员闪开后方可起动，并空载运转3～5分钟，如发现问题及时处理，严禁带故障运转作业。

（5）开机前，必须先打开喷雾及电机水冷系统，严禁无水开动采煤机，停止电机后方可断水。当采煤机得电后，泵站电动机启动后，制动器仍为制动状态；此时，须将液压传动部上的开关阀打开，制动器就立即打开，解除制动。当采煤机停止牵引时，制动器就起作用产生制动，防止采煤机下滑。

（6）必须时刻保证采煤机控制刮板输送机运转的闭锁装置灵敏可靠。（7）停煤机后，操作手柄必须归零位，隔离开关打到关闭位置。

（8）采煤机检修时，必须与刮板输送机停电闭锁，班工长指派专停送电，并在开关上挂“有人工作，禁止送电”标志牌，同时上、下滚筒要摘掉离合器。

（9）采煤机制动器每周必须检修一次并留有记录，检修煤机制动器时，必须将煤机可靠地固定在工作面上。

（10）煤机检修时，严格按照说明书规定认真进行，不得缺项，并按照规定注入各种油脂。

2、工作面刮板输送机和转载机

（1）刮板输送机司机必须持证上岗，严格执行操作规程。

（2）刮板输送机司机要懂得刮板输送机的性能、结构、原理，并能迅速排除一般故障。严格执行《煤矿安全规程》第七十二条的规定。

（3）开车前必须认真检查各传动系统、机头、机尾等部位是否正常，螺栓、刮板是否齐全紧固，有问题及时处理。

（4）顶（拉）刮板输送机时严格执行顶（拉）刮板输送机的规定及注意事项。（5）工作面刮板输送机司机必须站在前部刮板输送机外侧的安全地点，并能看清前后部刮板输送机的运行情况，发现异常及时停车。开刮板输送机处有能停止顺槽刮板输送机的单向按钮；前后两部刮板输送机必须规定使用不同的声光信号，由机组司机控制。

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（6）运行中，机组上方出现大碴块时，必须停机处理，以防断链。

（7）移前后两部刮板输送机机头、机尾时，必须将机头（尾）过渡槽处浮煤、杂物清理干净，推移时要协调一致，以免损坏设备，移机头、机尾时必须停车,且有班组长现场指挥。必须采用远距离操作注液，且机头（尾）附近不能有人工作。

（8）工作面刮板输送机必须保持平直，严禁出现死弯，弯曲长度不小于18米，由于工作面的前后两部刮板输送机的电机、减速机都采用水冷却，所以在生产中要保护好水的管路系统，没有水时严禁开动刮板输送机，下机头的冷却管路系统由工作面司机负责，上机尾的由班工长安排专人负责。

（9）运行中，刮板输送机负荷较大运行困难时，必须停车找出原因进行处理。（10）任何人不得在刮板输送机机头前方坐卧或停留。

（11）刮板输送机机头与转载刮板输送机搭接要合理，保证不拉回头煤。（12）拉移转载机时，必须将两帮活煤清理干净，卧好机尾，以减少拉移阻力，并将工作面刮板输送机和转载机停电闭锁。

（13）使用回柱机拉机头及转载机时，必须严格执行使用回柱机的有关规定。（14）拉移转载机机尾适宜为止，严防拉过。

（15）拉移转载机后，要操持有足够宽的人行道，保证行人方便。（16）拉移后将机头、机尾固定牢固，机尾盖好盖板，随推采及时盖严。（17）拉移转载机后要认真检查各连接处是否有脱节，确定无问题后，先点动试运转再开车。

（18）回采过程中，要注意观察刮板输送机机头位置的变化刮板输送机下滑时，调整上、下头进度，机头多进二至三刀，并单向顶溜，即从机头向机尾顶；刮板输送机上窜，处理方法与下滑时相反。

（19）工作面刮板输送机开不动时，采取以下措施 ① 开不动，不能硬开，查明原因，再启动刮板输送机。

② 若是煤、碴压住刮板输送机，把煤、碴清净，再启动刮板输送机。 ③ 若是刮板输送机刮板卡绊住，必须松开链条进行处理。

④ 底链断链时，必须将刮板输送机吊起进行处理。吊起刮板输送机时，必须用道木或其它支撑物支垫稳固，在支垫之前，严禁人员将身体任何部位伸入刮板输送机下方。

⑤ 处理断链或掉链过程中，严禁开动刮板输送机。

（20）严禁人员搭乘刮板输送机，严禁用刮板输送机运送物料。

（21）刮板输送机检修时，班工长必须安排专人停送电，并挂停电标志牌，按规定项目检修和注油。

3、皮带机

（1）皮带机行人跨越皮带的地方，必须设置过桥。

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（2）必须清净上下帮及皮带底下的浮煤、活矸等杂物，保证正常的运输空间。（3）必须使用阻燃皮带。

（4）必须使用低速、跑偏、撕带、断带、温度、烟雾等保护装置，并确保灵敏可靠。

（5）硐室及机头前后20米内，必须采用不燃材料支护，并要安全良好，无折梁断柱。

（6）托滚、底滚必须齐全，润滑良好，转动灵活无异响。皮带安装要平直，运送平稳，不打滑，不跑偏，不磨机架。

（7）皮带机道必须有消防管路，每50m留一个水门甩头，并备有25m配套软胶管。机头必须配备两个完好有效的灭火器和充满砂子的砂箱。

（8）正确使用张紧车，使皮带具有足够的张紧力。

（9）皮带机司机必须持证上岗，严格执行《采煤技术操作规程》第十三章的规定。（10）皮带严禁开大碴和水煤。

（11）使用皮带运送物料时，必须严格遵守《采煤技术操作规程》第十七章629条至0条的规定。

（12）检修皮带时，必须停电闭锁并按检修规定逐项认真检修。 4、乳化泵站

（1）泵站司机必须持证上岗，严格执行操作规程。

（2）开泵前，检查各部件是否完好，各接头、螺栓等是否紧固可靠。（3）泵站压力不得低于30MPa （4）乳化液配比浓度达到3~5％。

（5）司机要定时对各部位注油，注意运转情况，如有异常，及时停泵处理。（6）必须配备两台乳化泵，保证工作面供液。（7）管路连接完好，不得有漏液。（8）泵站检修严格按照规定认真执行。 5、小绞车

（1）小绞车、托绳辊、罐挡等必须符合《小绞车运输规范》的要求。

（2）绞车司机、把勾人员按《采煤技术操作规程》第十六章、第十七章进行操作。（3）斜坡运输必须使用大罐橛、满罐绳、运输前方挂红灯，严格执行“行人不开车，开车不行人”的规定。

（4）严格按照我局下发的《小绞车运输规范》执行。 6、回柱机

（1）使用回柱机时，必须首先检查绞车的戗压柱是否齐全、牢固可靠。绞车绳卡子、绳勾是否完好，无问题时，方可使用。

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（2）使用绞车移机头（机尾）时，拉转载机时，逮工字钢棚子时，必须使用ф12毫米以上的新绳套，不准用绳勾直接挂被拉体。

（3）绞车开动时，人员必须离开绳道，防止崩绳伤人。（4）绞车使用完毕后，及时收回绞车绳，开关停电闭锁。（5）当绞车紧绳时，严禁用手或脚捋绳、蹬绳。

（6）移绞车时必须遵守《采煤技术操作规程》230～232条的规定。 7、电器设备检修

（1）电气维修人员严格执行《煤矿安全规程》中的有关规定。

（2）严格执行停送电制度，检修时必须切断上一级电源，闭锁挂停电牌，坚持“谁停电，谁送电”的原则。

（3）严禁带电检修，搬迁设备，坚持验放电制度。

（4）放电时使用规程规定的专用放电线，放电前检测瓦斯浓度必须低于1%，方可放电。

（5）定期检查电气设备的防爆性能、绝缘性能，、保护性能和使用性能，对不符合要求的设备配件应及时更换。

（6）所有电工要熟练掌握电气设备的使用性能和一般维护技能，保证设备完好，运行可靠。

（7）每台电气设备开关要设置等级、容量、整定电流挂牌制度，明确专人负责。（8）电缆必须吊挂整齐，勾间距不大于3m，电缆严禁使用铁丝吊挂。

（9）电缆应挂于水管上方并且保持300毫米以上间距，电缆间要隔开100mm间距，低压在上，高压在下。

8、超重、超长、超宽设备及物料的运输（1）井下起吊设备及重物时，应遵守以下规定：

① 利用导链起吊设备及重物时，必须对导链进行全面检查，检查各部件是否齐全灵活可靠完好，严禁使用带病的导链起吊，严禁使用不能自锁的导链吊运设备。

② 起吊大件设备的重量必须符合导链的技术规定，严禁超负荷起吊。

③ 起吊导链时必须悬挂牢固，往支架上悬挂导链时，支架必须牢固并且有足够的强度，导链与支架之间用钢丝绳或40型链子连接牢固；悬挂之前必须对附近5米范围内的顶板进行一次安全检查，发现问题严禁起吊。

④ 严禁用岔口棚子作起吊梁，严禁用歪扭错口的支架起吊设备重物。

⑤ 吊运大件设备时，至少有两人进行，一人检查指挥一人操作，严禁一人吊装，拉链人员必须站在起吊重物受力的外侧，重物下严禁站人，以防重物突然倾斜或掉下伤人。

⑥ 负责检查的人员要时刻注意起吊过程中顶板、支架的安全若有险情立即停止工

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作。

⑦ 上下山巷道起吊重物时，必须在悬吊的支架下打牢戗棚，斜坡的下方不得站人，上下山超过20°时、不得用棚梁作为起吊点。

⑧ 操作导链人员要用力均匀，严禁猛拉，松导链时要小心操作，严防导链自锁失灵造成设备及重物突然落下伤人。

（2）运送超重、超长、超宽设备及物料时，必须遵守以下规定：

① 所用罐或罐盘之上要用道木垫底，所装物料及设备的重心必须居中，捆绑必须牢固、要用8#铁丝（三股合一）或钢丝绳（单股）捆绑两次以上。

② 若所运物料超过一层时，层与层之间要用木板或板皮等物隔开。

③ 运送轨道、管子等物料时，必须先用麻绳或钢丝绳（单股）捆绑牢固，并用木寨子等物打紧。

④ 超重的物料及设备采用罐盘运输时，要用锚链在车盘上固定牢固，方可运输。 ⑤ 开车运输前，要认真检查绞车各部件及绳的完好情况，开车回放必须匀速平稳慢开慢回。

⑥ 罐或罐盘掉道上道时，必须由有有经验的劳工人或班组长统一指挥，且正确支垫，严禁强拉硬拽。

⑦ 运输时必须使用红灯和大罐橛，严格执行“开车不行人，行人不开车”的规定。 ⑧ 其它未涉及到的事项严格按《小绞车运输规范》执行。 9、油脂使用

（1）综采使用的油脂，其粘度、燃点、水分、酸碱度、杂质应进行抽样化验，不符合规定的严禁使用。使用中不得随意更换油的品种或混用不同牌号、不同品种的油脂。

（2）使用前必须严格过滤。换油时，彻底清洗液压系统，做到无油垢、无水份、无锈蚀、无金属碎屑。

（3）确保液压系统油箱和各种机箱的密封性能，防止粉尘和其它脏物进入。（4）各类油脂要分类挂牌管理。（5）严禁使用清水代替乳化液。

（6）泵站和液压系统中的各级滤网、过滤器和管路要经常清洗，对泵箱每月应清洗一次。

5.3 开采巷道和生产系统

5.3.1 概述

本带区位于矿井中部，井底车场周围，盘区含有9#煤，走向长度3km，倾向长度1.165km，采区面积1.97km2，盘区可采储量1852万t。本盘区向斜构造，煤层倾角0º~4°。

5.3.2 带区生产能力和服务年限

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1）带区储量

带区走向长度3000m；倾向斜长1165m，可采煤量面积大约1.97km²，可采储量大约1852万吨。

2）带区生产能力的确定（1）工作面日产量计算 9号煤综采工作面日产量计算

A=LL1MγC （5.11）

式中 A——工作面日产量，t /日；

L——工作面长度，m； L1——工作面日进度，m /日； M——煤厚，m； γ——煤的容重，t /m3；

C——回采工作面的回采率，综采97％，放顶85% 9#煤：综采煤量0.6×6×175×2.2×1.5×97%=2016.63t/d 放顶煤量0.6×6×175×4.05×1.5×85%=3253.16t/d 日产量：2016.63+3253.16=5269.79t/d （2）带区生产能力的确定

本矿井内只一个带区进行生产，一个工作面生产来保证产量。所以矿井生产能力即为带区生产能力，为180万t/a。

带区日产量＝工作面单产＋掘进头产量

＝1.1×工作面日产量=1.1×5269.79t/d＝5796.769t

符合带区生产能力要求。 3）带区服务年限

带区的生产能力要与盘区的储量相适应，使带区具有相应的服务年限。按掘进先行，以掘保采，采掘并举的原则，避免开采强度过大，确保盘区正常生产接替。带区服务年限：

TnCZA0 （5.12）

式中 Tn——带区服务年限，a；

C——带区可采储量，万t； Z——带区回采率，％ A0——带区生产能力，万t/a。代入数据：Tn＝1852×0.8/180＝8.2a

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带区服务年限过短是不利的，将会增加带区的搬家次数，直接影响带区的正常接替和整个矿井的产量。根据一些矿区的经验，带区生产能力与带区服务年限的关系，因此带区服务年限为8.2a是符合规定的。

5.3.3 带区形式

由于本带区走向长度大，长度3km，倾向长度1.165km，煤层平均倾角4°，为近水平煤层，煤层平均厚度为6.25m。采用倾斜长壁采煤法开采。

本带区的煤层赋存条件好，服务年限较长。由井底车场开掘石门找到煤层，布置大巷，找到本带区位置，开掘带区下部车场（煤层角度4°，采用底板绕道立式车场），分别煤层中开掘进风顺槽和运输顺槽，从而打开切眼，形成通风网络图，形成工作面进行回采。本带区距离井底车场近，采用并列式通风。本带区175m为一个条带，布置一个工作面，4个条带为一个带区，合用一个带区煤仓，布置带区煤仓的运输顺槽下部要开掘行人斜巷。

5.3.4 带区带区划分

本带区使用走向长壁采煤方法，工作面长度设计为175m，由于煤层瓦斯不大，自燃发火不严重，所以为了节省煤炭资源，区段之间采用无煤柱护巷，并且因为煤层厚度较大，不适宜采用沿空留巷，应采用沿空掘巷，这样有助于避开压力升高区，所以把整个采区划分为4个分带，单翼布置工作面，本带区出现小块三角煤，对于其他带区出现的三角煤采用普采进行开采。

5.3.5 带区储量及回采率

该带区走向长度3.75km，倾向长度1.165km，采区面积2.57km2，可采储量2417万t。9号煤带区回采率为75%。

5.3.6 带区生产系统

1）运煤系统

采煤工作面——运输顺槽——带区煤仓——胶带机运输大巷——石门——井底煤仓——主井提升至地面

2）运料系统

副井——井底车场——石门——辅助运输大巷——带区下部车场——进风顺槽——采煤工作面

3）排矸系统

采煤工作面——进风顺槽——带区下部车场——辅助运输大巷——石门——井底车场——副井

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4）通风系统

新鲜风流——副井——井底车场——石门——辅助运输大巷——带区下部车场——进风顺槽——采煤工作面——运输顺槽——行人斜巷——运输大巷——石门——井底车场——主井

5）行人系统

副井——井底车场——石门——辅助运输大巷——带区下部车场——进风顺槽——工作面

6）掘进通风

运输顺槽掘进工作面——运输顺槽——回风行人斜巷——运输大巷——石门——井底车场——主井

7）供电系统

高压电缆由井底车场变电所——石门——运输大巷——盘区变电所——运输机、移动变电所等处

8）压气和供水系统

掘进岩巷的凿岩机和锚杆打眼机所用的空气，采掘工作面、平巷以及运输上山皮带机转载点所需的防尘喷雾用水，分别由地面（或井下）压气泵房和地面贮水池（或井下小水泵）以专用管路送至各个需要的地点。

9）供液系统

工作面乳化泵站→工作面皮带机道高压管路→工作面液压支架。

5.4 带区车场设计及硐室

盘区煤层倾角小，平均4º，为近水平煤层。盘区布置，顺槽直接和回采巷道连接，不设带区车场，采用无轨胶轮车辅助运输，在顺槽和大巷连接处需抹角，抹角大小为3m×3m，与大巷成45º角，以便于无轨胶轮车的拐弯。

顺槽与大巷均为胶带输送机运煤，4个分带为一个带区，合用一个带区煤仓，其他顺槽胶带输送机与大巷输送机直接搭接，不设带区煤仓。

煤层底板坡度小，起伏不大，无轨胶轮车完全可以适应，故不设带区绞车房。 1、装车站布置

大巷采用皮带运输，大巷不设装车站，由带区煤仓给煤机直接与大巷皮带搭接。 2、带区主要硐室布置 1）带区煤仓

煤仓布置于运输大巷的上部，用于连接分带运输巷和胶带机大巷。本带区采用4个分带合用一个带区煤仓。

根据带区工作面年产量确定一带区煤仓容量为500吨。

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（1）按循环产量计算煤仓容量Q 9号煤：

Q＝Llhγ （5.13）

式中 L——工作面长度，取最大值；

l——循环进度，0.6m； h——采高，6.25m； γ——煤的容重，1.5t/m³。代入数值Q=984.375t>500t 所以，煤仓的选择合适。（2）煤仓尺寸的确定 A 煤仓断面积

根据《设计规范》可知，圆形断面直径，一般在2到5米左右，在此取直径为5米作为煤仓直径，断面积为12.56 m2。

B 煤仓高度

经计算得煤仓高度为18.9m，取20m。 C 煤仓倾角

在此取垂直煤仓为90°。 2）盘区变电所

井底变电所至盘区的供电系统电路压降较大，为保证盘区正常生产，需布置盘区变电所。

（1）一般规定及要求

A 变电所的位置应设置在岩石稳固，地压小，通风良好，无淋水的地点。 B 变电所应设在采区用电负荷中心。

C 硐室必须装设向外开的防火铁门。提醒全部敞开时，不得妨碍交通。铁门上应装设便于关严的通风孔，以便必要时隔绝通风。装有铁门时，门内可加设向外开的铁栅门，但不得妨碍铁门的开关，或装设向外开的防火栅栏两用门。

D 变电硐室以及从硐室出口防火铁门起5米内的巷道应砌镟或用其他不燃性材料支护。

E 变电所长度超过6米时，必须在硐室的两端各设一个出口。 F 硐室内的电缆进去放火门因设在套管，管孔应密封。 G 硐室内不应有滴水现象。

综上，盘区变电所布置在东区大巷中段，位于主运输大巷和辅助运输大巷之间。（2）硐室尺寸确定

平面尺寸，根据变电所的设备布置，设备的外形尺寸，设备的维修和行人安全间隙

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来确定，则变电所的宽度为3.6米，长度为12.5米。

硐室内设备排列将高压和低压设备分别布置在硐室两侧，其间过道大于0.8米。（3）硐室的断面形状及支护

硐室断面为半圆拱形，采用锚网喷支护，底板用100号混凝土铺底并高出邻近巷道底板200~300mm。具有0.3%的坡度。

5.5 带区采掘计划

5.5.1 带区巷道的断面和支护形式

表5.12 带区巷道特征表

井巷名称胶带机运输大巷辅助运输大巷运输平巷进风平巷回风石门石门巷道性质煤巷煤巷煤巷煤巷岩巷岩巷支护方式锚喷锚喷锚梁网+锚索锚梁网+锚索锚喷锚喷断面形状半圆拱半圆拱梯形梯形半圆拱半圆拱 5.5.2 带区巷道的掘进方法和作业方式

带区巷道采用煤巷和岩石巷道。机械化掘进，连续运输。利用AM—50掘进机掘进，煤岩分掘分运。配套设备掘进采用AM—50掘进机，运输煤岩采用桥式胶带转载机，伸缩带式输送机，辅助运输采用无轨胶轮车车，支护采用机载锚杆钻机打锚杆支护。

工作面通风采用局部扇风机，扇风机采用压入式。局扇和启动装置安装在离掘巷道口10米以外的进风侧，局扇把新鲜风流经风筒送到掘进面，污风沿巷道排出。在通风除尘方面，在巷道内或主机上设置干式布袋除尘装置，配合内外喷雾，综合除尘。

5.5.3 带区工作面配备及三量管理

1、根据本矿采掘的具体情况，在移交带区时有一个盘区进行生产，每个带区布置一个轻放工作面，一采一准。

2、三量及可采期见表5.13。（1）开拓煤量及可采期

由以掘进的开拓巷道所圈定的那部分可采煤量即为开拓煤量。

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开拓煤量大于盘区煤量而盘区的服务年限为8.2年符合规定。（2）准备煤量及可采期

由准备巷道所圈定的那部分可采煤量即为准备煤量。

由以上几节可以看出准备煤量可采期明显大于一年，符合规定。（3）回采煤量及可采期

由回采巷道所圈定的可采储量为回采煤量。

由以上几节可知回采煤量可采期为1.1年，大于6个月，符合规定。以上结果均符合《规范》中的有关规定。所以设计合理。表5.13 三量及可采期煤层面积煤厚容重可采系数倾角开拓 9# 1970718 6.25 1.5 75% 准备 9# 1970718 6.25 1.5 75% 回采 9# 228112 6.25 1.5 95% 4 203.66 1.1 4 1852 8.2 4 1852 8.2 煤量可采期（年） 5.5.4 工作面推进速度、生产能力、盘区回采率

1、工作面进度：

设计带区的煤层适宜于轻放，结合邻矿的经验和现在采煤方法进度常规，设计日进刀6刀，截深0.63m，日进度为3.78m。

2、生产能力的确定

工作面日生产能力：A＝175×6.25×3.6×1.5×0.93=5492.8t

带区生产能力=工作面日生产能力×1.1×330=5492.8t×1.1×330=199.4万t，所以一个工作面开采时可以达产。

3、带区回采率

带区回采率采区实际采储煤量100= %=87%>75%

采区可采储量

煤炭采出率是评价采煤法的主要指标之一，与采煤系统参数密切相关。国家规定：厚及特厚煤层的盘区煤炭采出率不得底于75%，符合规定。

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6 矿井运输与提升

6.1 概述

6.1.1 矿井设计生产能力及工作制度

矿井煤层埋藏较深，储量丰富，煤质优，厚度大，煤层能力大，井型为1.8Mt/a。矿井工作制度为“四六”制，三班生产，一般检修，每天净提升时间为16h，矿井设计年工作日为330d。

6.1.2 煤层及煤质

盘区所采煤层为9号煤层，其煤层特征：黑色，亮煤为主，具有金属玻璃光泽，煤层平均厚度6.25m，煤层倾角4º~10º，平均倾角6º。煤层局部夹矸，坚硬、性脆，局部煤质疏松，煤的硬度为2~2.5，煤的体积质量为1.5t/m³。

盘区内9号煤层瓦斯涌出量1m³/t，瓦斯最大涌出量为4 m³/t，瓦斯涌出量小。煤尘无爆炸性和自燃倾向性。

6.1.3 运输距离和货载量

顺槽平均运距为1160m，最大运距2000m；大巷平均运距为1380m，最大运距2500m；石门运距为530m。故从井底车场到工作面最大运距为5030m。

盘区内布置一个工作面、两个连采面（掘进面）保产，设计放顶煤综合机械化工作面日产量5269.79t，连采面日产量527t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。

辅助运输量，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输考虑以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其他固定工作点的人员运输，其运量见表6.1。

表6.1 辅助运输量

工作面安装、搬家材料设备/t·d-1 104 支架/架·d-1 安装设备/t·d-1 人员/人·班-1 正常生产材料、设备/t·班-1 南六盘区 52 52 12（安）110（安）220（搬） 12（搬） 68

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6.1.4 矿井运输系统

根据矿井井下开拓系统和带区回采工作面的布置，确定煤炭矸石材料设备和人员在内的运输系统如下：

5.1.1.1．煤炭运输系统：

综采工作面的煤炭——分带运输斜巷——带区溜煤眼——运输大巷——井底煤仓经主井提升至地面

5.1.1.2．设备材料和人员的运输系统：

副井罐笼中的设备（材料、人员）——井底车场——轨道大巷——运料斜巷(进风行人斜巷)——分带轨道巷（分带运煤斜巷）——综采工作面。

5.1.1.3．矸石运输系统：

掘进工作面出的矸石——分带轨道巷——运料斜巷——轨道大巷——井底车场——由副井提至地面。

6.1.5 矿井提升概述

矿井提升设备是当前立井沟通井下和地面的唯一运输设备。它的任务是沿井筒提运煤炭、矸石，下放材料、升降人员和设备，其性能和提升能力是决定生产能力的重要因素。一旦提升设备发生故障，整个矿井将陷于瘫痪。所以必须确保提升设备的运转安全、可靠。

矿井提升设备的特点是较短的距离内，以很大的速度往返运行。在这种条件下，为了确保提升容器的运行准确、安全、可靠，矿井提升必须具备性能良好的控制设备和相应的保护装置。因此，其设计和选用、运转和维护都必须符合《煤矿安全规程》的有关规定。

同时，矿井提升设备又是一个动力消耗很大的较为复杂的大型固定设备，其运转的经济性和合理性对节约电耗、降低成本具有很大意义因此必须经济合理的选择和使用矿井提升设备。

本矿井设计年产量为180万吨，工作制度概述为：年工作日330天，采用“四六”制工作，煤层倾角约为4°～10°，瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤的散集容重为1.2t/m3，矸石的散集容重为0.97t/m3。井下采用胶带运输机运输煤炭，采用无轨胶轮车运送矸石、材料及设备。

主井装备一对16吨箕斗，安装JKM2.8×6（Ⅱ）多绳摩擦提升机提升，担负提煤任务。副井装备一对3吨单层双车罐笼，安装3.25m单绳绞车，作为提矸，下料，上下人员及进风用。矿井最大班下井人数为425人。

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6.2 盘区运输设备的选择

6.2.1 设备选型原则

带区主要设备主要包括回采工作面、分带斜巷的主要运煤设备、矸石、运料运输设备。其设备类型主要由地质特征、开拓系统、开采方法、运输倾角、运距、运量和瓦斯等条件来决定，对于带区运输设备，原则上不必进行设计计算，直接从有关设备技术特征表中选用即可。

带区设备选型时，运输设备的小时生产能力的确定依据是回采工作面可弯曲刮板输送机小时运输能力，应大于回采工作面采煤机设计的小时生产能力，同时不应小于回采工作面的小时运输能力。各种设备选型特征如表5－1－1、表5－2－2、表5－1－3所示。

表5－1－1 可弯曲刮板输送机

型号 SGZ7/500

－

出厂长度（m）

型号 YSB－160

表5－1－2 可伸缩胶带输送机特征表

运输

型号

能力t/h

SSD800、2×40SJ－80

表5－1－3 顺槽转载机特征表

型号

机型出厂长度）小时运量t/

电动机

型号

功率（Kw）电压（V）

400 600

800

2.0

40×2

660/1140 0.86

出厂长度（m）

台数

宽

度

速度m/s

电动机

与转载机机接

储带长度

台数

功

（Kw）电压（V）

率因数

电动机

功率（Kw）电压（V）

160×2

660/1140

运输能力t/h

900 184

输送带

头（m）（m）

（mm）

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SZZ-7/160 边链 43 1000 KBY550－132 132 1140

6.2.2 盘区运输设备选型及能力验算

（1）运输设备选型

结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备的技术特征，盘区运输设备配套选型如下：刮板运输机型号为SGZ730/2；转载机型号为SZZ7/160；破碎机型号为PCM132；顺槽胶带型号为SSJ1200/M。各设备技术特征见表6.2、表6.3、表6.4、表6.5。

表6.2 刮板输送机技术特征

项目型号制造厂家生产能力运输机长度电压等级项目总装机功率链速中部槽尺寸 t/h m V 单位 kW m/s mm 技术特征 2×132 0.95 730 单位 SGZ730/2 600 200 1140 续表 6.2

技术特征表6.3 转载机技术特征

项目型号生产能力运输机长度总装机功率电压等级链速长中部槽尺寸宽高 t/h m kW V m/s mm mm mm 单位 SZZ7/160 1100 37.8 160 1140 1.28 1500 7 222 技术特征表6.4 破碎机技术特征

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项目型号破碎能力破碎机总重总装机功率最大输出块度长外形尺寸宽高单位 PCM132 t/h t kW mm mm mm mm 技术特征 1200 14.8 132 ≤300 4560 2095 1742 表6.5 顺槽胶带技术特征

项目型号生产能力胶带宽度项目电压等级带速 t/h Mm 单位 V m/s 单位 SSJ1200/M 1200 1200 续表 6.5 技术特征 1140 2 技术特征工作面与运输顺槽中的运输设备采用转载机连接，为使煤块有合理的块度，在转载机上安装破碎机，其型号及技术特征见表6.4。

（2）运输能力验算

设计长壁采煤工作面采煤机最大顺槽出煤能力为450t/h，工作面刮板运输机生产能力为600t/h，转载机的生产能力为1100t/h，破碎机通过能力为1200t/h，顺槽胶带通过能力为1200t/h，盘区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节后一设备运输能力均依次大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。

6.3 主要巷道运输设备的选择

6.3.1 主运输大巷设备选择

大巷一般采用轨道运输，并选用标准矿车，牵引设备一般采用电机车，小型矿井亦可采用无机绳运输。大型矿井，采区生产集中矿井一翼走向长度小于3Km，条件适合，技术经济比较优越时，可采用胶带输送机。

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矿车类型应根据矿井设计生产能力选择。年生产能力大于90万吨的矿井，应选用底卸式矿车，辅助运输可选用1.5吨固定矿车和平板车，材料车和人车等辅助车辆。年生产能力小于90万吨的矿井，选用一吨固定式矿车和与之相一致的辅助车辆。根据以上原则，同时参考《矿山固定机械》有关内容，确定选用以下固定设备。（见表5－1－4、表5－1－5）

粘着

型号

质量（t）

ZK10-9/550

900

1140

表5－1－4 架线式电机车主要技术特征表

配套电机

轨

距

轴

距

速度Km/h 型

功

率

电压（V）

（mm）

外形尺寸

号（Kw） Q－21

550

4500×1060×1550

表5－1－5 矿车主要技术特征表

名称 1.5t固定箱式矿车 1.5t平板车

型号

名义

大载

轨

距

轴

距

缓冲器

形尺寸（mm）

（Kg）

载重重（t）（mm）（mm）

MGC1.7－9B MP1.5－9B MC1.5－9B

1.5

900

550

1.5

900

550

1.5

900

550

单列弹簧式

2400×1050×1150

974

单列弹簧式

00×880×1150

1.5t材料车

单列弹簧式

2000×880×1150

494

6.3.2 辅助运输大巷设备选择

设计矿井大巷采用掘进机掘进，顺槽巷道采用连续采煤机掘进，大巷和顺槽巷道均采用锚杆支护，回采面为大功率采煤机进行放顶煤开采，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度大为加快，需要一种更为方便、更灵活机动和快捷的运输方式与之相配套，胶轮车运输时在全世界广泛使用和长期证明与连续采煤机掘进、回采面快速推进相配套的有效辅助运输方式，该方式除了设备一次投资高和设备维护量较大外，系统敷设于维护工作量极少，且很少收到中间环节的干扰，运输非常灵活，这就是为有效利用工

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时、实现快速采掘创造了有利的条件。故辅助运输采用无轨胶轮车，井底车场中设人员乘车站、材料设备换装站。井下运输车辆特征及用量见表6.7。

表6.7 井下运输车辆特征及用量

载名称井下拖拉铲机车支架搬运铲井下装载铲井下人力运输机轻便货车吊车

型号重量/t FBL—15 外形尺寸/mm 长宽高数量/辆 2 2 2 2 4 4 2 数量/辆 1 1 6 2 1 1 功率/马力 150 2×22kW 150 150 90

使用地点 35 10620 2250 2150 4855 1350 1600 大巷运输牵引车车场调度牵引车支架短途运输就位材料短途运输就位工人运输人员、长材运送轻货快送续表 6.7

蓄电池电XK12—9/192—KBT FBL—40 ST—3.5S MT—16C TY2/4FB UC—2C

40 10540 3107 2150 6 16人 2 2 载8800 2768 1880 6200 2000 2070

外形尺寸/mm 长宽高名称长材车维修车材料平板拖车支架拖车采煤机拖车连采机、梭车拖车型号 PC—4C SL—2C CHT—50 重量/t 2 2 15 50 功率/马力 90 90 使用地点人员、长材运送管线检修材料运送支架运送采煤机运送连采机、梭车运送 6200 2000 2096 6200 2000 2070 6100 2440 710 5450 3655 1530 74

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工具拖车 4 工具运送 6.3.3 运输设备能力验算

（1）主运输设备

设计长壁采煤工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为1000t/h，四个带区合用一个缓冲煤仓，长壁采煤工作面顺槽带式运输机来煤和连续采煤机来煤同时由大巷带式输送机来运输。大巷胶带运输机运输能力为1200t/h，能满足要求。

（2）辅助运输设备

矿井采掘面等各工作地点人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其他固定工作地点的人员运输，确定最大班需运送人员为52人，所选的MT—16型14座人员运送车四辆，TY—2/4FB型轻便货车4人座轻便货车4辆。一次运送能力72人，可以满足人员运送要求。

正常生产期间材料、设备运量为每班52t，根据运距5030m、平均行车速度10km/h、装卸载调车等车时间0.5h/次、牵引车每班可运行5次，所选15t牵引车2辆，每班运输能力为75t，大于每班运量，可以满足材料、设备运输要求。

6.4 主井提升 6.4.1 主井提升原始数据

矿井年产量180万t，井筒深度560m，装载水平与井下运输水平的高差25m，卸载水平与井口的高差25m，年工作日330d，净提升时间16h。

提升方式：双箕斗提升。

主井提升系统示意图如图6.2。

主井提升系统示意图6.4.2 提升容器的确定

⑴箕斗的选择

75 河北工程大学毕业设计

①经验提升速度

提升高度 H=Hs+Hx+Hz=560+25+25=610m （6.1）式中 Hs——矿井深度，m；

Hx——卸载水平与井口的高差，m； Hz——卸载水平与井下运输水平的高差，m。

经验提升速度 Vj0.4H10.58(m/s) （6.2）

②一次提升时间估算

Tg=Vj/a1+H/Vj+u+θ （6.3）

=10.58/0.75+650/10.58+10+16=101.53s

式中 Tg——一次提升时间；

a1——提升加速度，0.75 m/s2；

u——容器启动初加速度爬行延续的时间， 10s；

θ——提升容器在每次提升终了后的休止时间， 16s 。

③一次经验提升量

TgAnCaf101.5318000001.151.2Qj13.26t/次（6.4）

3600tbr360016330式中 Qj——一次提升量，t/次；

An——矿井年产量，t/a；

C——提升设备不均衡系数，1.15； af——提升能力富裕系数, 1.2；

br——年工作日数，330d。

按Qj的计算值选用16吨箕斗，故选用JDG-16/150×4标准底卸式四绳16吨箕斗，其载重Q=16吨，自重Qc=17.81吨。

⑵按选定的箕斗,所需的提升速度 ① 一次所需要的提升时间

一次实际提升量：Q=r×Vr=1×16=16t

3600Qbrt36001633016T183.65s （6.5）

afCAn1.21.15120104② 所需的提升速度

2Tu0.5a1 v  0.5 a 1   uT4a1H20.50.75183.6510160.50.75183.56101640.757004.62m/s76

22河北工程大学毕业设计

6.4.3 钢丝绳的选择

1．绳端荷重

Qd=(Q+Qc)kg=(16000+17810)kg=33810kg （6.7）

2．钢丝绳悬垂长度

Hc=Hj+Hs+Hz=650+25+30=705m （6.8）

式中 Hs——矿井深度，650m；

Hz ——提升容器在卸载位置时，容器底部至主导轮轴线的高度；箕斗井

取18-25m；

Hj——井架高度，箕斗井取30-35m

3．钢丝绳单位长度重量计算

nBHcgroma4.35kg/mpkQQC3381016661064705 （6.9） 1090007式中 δB——钢丝绳公称抗拉强度，1666×106Pa

r0——钢丝绳平均密度,9000kg/m3

ma——钢丝绳安全系数, ma=7.2-0.000 5×Hc=7； g——重力加速度，10m/s2。

故选用绳6×37股（1+6+12+18）绳纤维芯三角股钢丝绳，左右捻各两根。查钢丝绳规格：pk=473.4kg/100m,d=36.5mm,δB=1666Mpa，Qq=856000N。

4．验算钢丝绳的安全系数

nQq4856000m7.43ma (6.10)

gQQZnpkHc10160001781044.35705式中 Qq——钢丝破断拉力总和，N。

故所选钢丝绳符合要求。 5．平衡尾绳单位长度计算

Q=npk/n1=4×4.35/2=8.7kg/m （6.11）

故选用绳6×37股（1+6+12+18）绳纤维芯三角股钢丝绳，查钢丝绳规格：pk=473.4kg/100m,d=36.5mm,δB=1666Mpa，Qq=856000N。

6.4.4 提升机的选择

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⑴摩擦轮直径

D≥100d=3650mm （6.12） ⑵ 最大净张力和张力差计算

Fj=（Q+Qz+PH）g=(16000+17810+4.73×700)×10=371.21kN （6.13） Fe=（Q+ PH）g=（16000+4.73×700)×9.8=193.11kN （6.14）

故选用JKM——3.5／6（Ⅱ）型多绳摩擦轮提升机，其主要技术数据：主导轮直径Dm=3.5mm,最大净张力784kN,最大净张力差225.4kN,导向轮直径3m。 ⑶最大净张力和张力差验算

Fj=（Q+Qz+PH）g=(16000+17810+4.73×700)×10=371.21kN <784kN Fe=（Q+ PH）g=（16000+4.73×700)×9.8=193.11kN <225.4 kN 故验算符合要求。

6.4.5 提升电动机的选择

⑴提升电动机功率估算

kQvg1.1533810104.621.2N2343.0KN （6.15）

100010000.92式中 N——提升电动机估算功率，kW；

Q——一次实际提升量，kg； v——标准速度，m/s；

η——减速器的传动效率，0.92； k——矿井阻力系数，1.15； ρ ——动力系数，1.2； g——重力加速度，m/s2。 ⑵电动机转数

n60vi604.6210.52.8r/min （6.16） D3.143.5⑶电动机选择

按N、n及电压等级，选用YR2500-16/2150三相交流绕线型异步电动机，其中技术数据如下：额定功率Ne＝2500kw,转数n=375r/min,过负荷系数λ＝2.32，转子飞转力矩（GD２）＝91007Nm2,效率ηd=91.5%,额定电压V=1111v，采用ZHD2R-180减速器，i=10.5。

提升实际速度:

Vm=3.14×3.5×2.8/60×10.5=4.62m/s （6.17）

6.4.6 提升机相对井筒的位置

⑴由于采用多绳摩擦提升，故提升机安装在井塔上部。

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井塔高度

Hj=Hx+Hr+Hg+Hmd+0.75r （6.18） =25+14.5+10+5+0.75×1.25=55.43m

式中 Hx——卸载高度，m；

Hr——容器全高，m； Hg——过卷高度，10m； r——导向轮半径，m ；

Hmd——摩擦轮与导向轮间的高差，m。 ⑵确定主导轮与导向轮的水平间距

L0=S+r-R=2+1.25-1.4=1.85m （6.19）

6.4.7 提升系统的总变位质量

1．电动机转子变位质量

md=(GD2)×i2 /(g×D2) （6.20）＝91007×10.52/（9.8×3.52）=83577.86kg 式中(GD2)——转子飞转力矩，N×m2

2．提升系统总变位质量

Q2Qz2pLpqlq2mtmjmd,kgm16000178102（24.73798.965.52730）11331392083577.86＝161838.56（6.21）

式中 Q——有效载荷质量，kg；

QZ——容器质量，kg； n1——提升钢丝绳数；

mt——天轮变位质量，kg；选用TSH3500/23.5天轮，变位质量1.13t mj——提升机变位质量

Lp——705+20+3×3.14×3.5+30+3.14×3.5=798.96m 3．提升速度图参数的确定

⑴初加速度 a0=0.5m/s2 v0=1.5m/s ⑵主加速度

①按减速器的能力确定主加速度

a1≤[2Mmax/D-(kQg+pH]/ m′ （6.22） =[2×6600/3.5-(1.15×16000×9.8+4.73×700]/ 78260.7

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=2.5m/s2

式中 Mmax——减速器轴输出端允许的最大力矩,查表的ZHD2R-180减速器最大输

出转矩为666.4Kn·m

m′——不包括电动机变位质量的提升系统的变位质量 m′=∑m -md

=161838.56-83577.86 =78260.7kg

②按电动机过负荷能力计算最大加速度

a1≤[0.75λFe-(k×Qg+pH)]/∑m （6.23） =[0.75×2.32×175961.53-(1.15×16000×9.8+4.73×705)]/161838.56 =0.76m/s2

式中 λ——电动机最大力矩与额定力矩与之比；

Fe——电动机额定拖动力，

Fe=1000×Ne×η/vm=1000×2500×91.5%/13=175961.53N。

《煤矿安全规程》规定：主井提升物料时，加速度a≤1.2m/s2,所以主加速度为0.76 m/s2.

⑶减速度

KQgpH0.35Fe1.15160009.84.737050.35112615.38a3161838.56（6.24） m0.85m/s24．提升速度图参数的计算 ⑴初加速阶段

t0=v0/a0=1.5/0.5=3 s （6.25） h0=1/2×v0×t0=1/2×1.5×3=2.25 m （6.26）

⑵主加速阶段

t1=(vm-v0)/a1=(13-1.5)/0.76=11.02 s （6.27） h1=(vm+v0)×t1/2 （6.28） =(13+1.5)×11.02/2 =79.m

⑶正常减速阶段

t3=(vm-v4)/a3=(13-0.5)/0.85=14.7 s （6.29）

h3=(vm+v4)×t3/2 （6.30）

=(13+0.5)×14.7/2 =99.22 m

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⑷爬行阶段

t4=h4/v4=3/0.5=6 s （6.31）

⑸制动阶段

t5=v4/a5=0.5/1=0.5 s，（6.32） h5=v4t5/2=0.5×0.5/2＝0.125m （6.33） ⑹等速阶段

h2=H-h0-h1-h2-h3-h4-h5 =705-2.25-79.-99.22-3-0.125 =520.51 m

t2=h2/vm=520.51/13 =40.0 s

⑺提升一次循环所需的时间

Tc=t0+t1+t2+t3+t4+t5 =3+11.02+40+14.7+6+0.5 =75.22s

Tx=Tc+θ=75.22+16=91.22s

休止时间θ规程规定：对于12t到30t的箕斗，每一吨1s，故本矿为16s ⑻提升能力年提升量

A=（3600×br×t×Q）/（c×Tg） =(3600×330×16×16)/(1.15×91.22) =29135(t/a)>1800000 t/a

故提升能力能满足。

5．提升动力学计算 ⑴初加速阶段初加速开始

F0=(kQ+pH)g+ma0 =(1.15×16000+4.73×705)×9.8+161838.56×0.5 =298265.78N

初加速终了

F0′= F0-2ph0g =298265.78-2×4.73×2.25×9.8 =298057.2 N ⑵主加速阶段

6.34） 6.35）

6.36）（6.37）6.38）

6.39）

（（（（（河北工程大学毕业设计

主加速开始

F1= F0′+m（a1-a0）（6.40） =298057.2+161838.56 ×(0.76-0.5) =340135.22N

主加速终了

F1′=F1-2ph1g （6.41） ⑶等速阶段等速开始

等速终了

⑷减速阶段减速开始

减速终了

⑸爬行阶段爬行开始

爬行终了

=340135.22－2×4.73×79.×9.8

＝332728.82 N F2= F1′-ma1 =332728.82 -161838.56×0.76 =209731.52 N

F2′=F2-2ph2g ＝209731.52－2×4.73×520.51×9.8 ＝161476.12N

F3= F2′- ma3 =161476.12-161838.56×0.85 ＝23913.42N

F3′=F3-2ph3g=23913.42-2×4.73×99.22×9.8 ＝14715.02N F4= F3′+ ma3 =14715.02+161838.56×0.85 =152277.79N

F4′＝F4－2ph4g =152277.79-2×4.73×3×9.8 ＝151999.67 N

（6.42）

（6.43）

6.44）

（6.45）

6.46）（6.47）

（（河北工程大学毕业设计

⑹抱闸停车阶段抱闸停车开始

F5= F4′-ma5 （6.48）

=151999.67 -161838.56×1 =18.2881 N

抱闸停车终了

F5′＝F5－2ph5g （6.49）＝18.2881－2×2.76×0.125×9.8 ＝1882.5261 N

（）（）（）

图6.3 提升系统提升速度和力学图

根据以上各阶段的提升力，提升时间，提升距离，绘制提升速度图和力图，见图6.3,其中抱闸停车阶段，由于时间短，力可略去不计。

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6.4.8 对防滑性能的分析

（1）静防滑：双容器提升货载，采用等重尾绳系统，故以一侧提升货载，另一侧下放空容器最为不利，最容易产生滑动点为等尾绳提升过程的任意点。

（2）动防滑：双容器提升时，以提升重物，下放空容器时加速阶段，且导向轮侧位于下放时，对防滑不利，最容易产生滑动的点为最大加速阶段的任意点。

6.4.9 提升机提升能力的验算

An3600brtQ360033016162415946t/a （6.50）

CaTg1.151.291.22其中a 为富裕系数 An>1800000t/a 所以提升能力足够。

6.5 副井提升设备的选择

6.5.1 选型依据

工作制度：330d/a 井筒深度：560m 提升方式：单层双车罐笼轨道中心距：1900mm 轨距：900mm

车辆：5t平板车，质量1.1t，装在3m³集装箱、材料架、油罐

大件：放顶煤液压支架（28t整体运输，特制平板车，质量2.93t）；连续采煤机成套设备不可拆最重件——连续采煤机主机底盘质量32.8t（特制重型33t平板车，自重5.49t）。

6.5.2 罐笼的选择

提升高度： H=560+15=575 m 提升速度： v=0.4×5751/2=10m/s 经验提升时间：

T=10/0.7+575/10+5+30=106.8s

一次经验提升量：

Qf=(A×c×af×Tj)/(3600×t×br)

=(1600000×1.15×1.2×106.8)/(3600×16×330) =12.4t

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选用罐笼：GDGY-1×2/75×4多绳罐笼

6.5.3 钢丝绳的选择

根据罐笼规格选用绳6×37股（6＋12＋12+18）绳纤维芯三角股钢丝绳，左右捻各两根。查钢丝绳规格：pk＝473.4kg/100m,d＝36.5mm,δB＝1666Mpa。

尾绳单位长度计算

qsnpk44.739.46kg/m n2故选用（GB/102——74）6×37股（1＋6＋12＋18）绳纤维芯钢丝绳。查钢丝绳规格：pk＝943.6kg/100m,d＝52.0mm,δＢ＝1666Mpa

6.5.4 提升机的选择

⑴卷筒直径 D≥100d=100×52=5200mm ⑵最大净张力和张力差计算

S1=〔Qz+z×(G+G0)+n×pk×Hc〕×g =7500＋2×（718+1500)+4×4.057×362×9.8 =174.54kN S =zGg=2×718×9.8 =14.07kN

故选用JKM——3.25/4（Ⅰ）型多绳摩擦轮提升机，其主要技术数据如下：主导轮直径3.25m,最大净张力441kN,最大净张力差137.2kN,导向轮直径3m。

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7 矿井通风与安全

7.1 矿井概况、开拓方式及开采方法

7.1.1 矿井地质概况

金石井田位于太行山隆起带与山前大断层之间的过渡地带，即武安断陷的北部。为一不完整的、被NNE向断层切割的NNE向金石向斜与NWW向栾卸向斜相复合的构造。总观地貌形态为西北、东南部高，中间低的向斜区，地表标高在210m左右。井田走向长度5680m，倾斜方向长度4282m，水平面积23.38km²。井田内煤层赋存稳定，主要可采煤层为9号煤层。井田可采储量约为146Mt，矿井年产量为1.8Mt，为大型矿井，服务年限为58a。

在井田范围内，9号煤层赋存稳定，平均倾角6º，矿井相对瓦斯涌出量1m³/t，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性。

7.1.2 开拓方式

井田开拓采用立井单水平盘区、采区式相结合开拓，水平标高-370m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分五个盘区和两个采区，南区为南二、南四、南六盘区，南八、南十采区，北区为北一、北三盘区。矿井先开采南区，最后开采北区。南区服务年限为38a，北区服务年限为20a。

7.1.3 开采方法

盘区内布置一个放顶煤工作面保产，工作面长度175m，同时布置一备用面，一个工作面布置两个顺槽，相邻工作面之间采用沿空掘巷。放顶煤工作面生产能力为5269.79t/d，每日推进度为3.78m，采煤机选用MXA-300LH型采煤机，截深0.63m，日进6刀。

放顶煤工作面装备的部分机电设备见表7.1。

表7.1 放顶煤工作面部分机电设备一览表

1 2 3 4 5 地点工作面工作面胶带顺槽胶带顺槽工作面机电设备名称 MXA-300LH采煤机 SGZ730/2刮板机 SZZ7/160转载机 SSJ1200/M运输机 ZFS4000/17/28C放顶煤支架 86

容量 300kW 2×132kW 160kW 3×160kW 4020kN 河北工程大学毕业设计

为保证生产正常接替，前期南区安排两个通风的煤层平巷掘进头，后期北区安排两个通风的煤层平巷掘进头和两个北区岩石大巷掘进头。

7.1.4 变电所、充电硐室、火药库

井下大巷采用无轨胶轮车辅助运输，仅井底车场采用电机车运输，井底车场设变电所、充电硐室。盘区内不设变电所。遇岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需通风。

7.1.5 工作制、人数

各工作面均采用四六工作制。

井下同时作业的最多人数为400人，综采面同时工作的最多人数为55人。

7.2 矿井通风方式与通风系统的选择

7.2.1 矿井通风系统的基本要求

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，要使用以下基本要求：

（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）工业场地不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有胶带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（8）可以通风的矿井，采区尽可能通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。

7.2.2 矿井通风方式的选择

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、冲击层深度、矿井瓦斯等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。

一般说来，新建矿井多数是在并列式、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使用条件列表比较，见表7.2。

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表7.2 通风方式比较通风方式并列式分列式通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业场地优点初期投资少，出煤较多没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较长，风阻建井期限略长，建井期略长，有缺点较大，采空区漏风较大有时初期投资稍大时初期投资略大煤层走向较大煤层倾角大、埋煤层倾角较小，（超过4km），藏深，但走向长埋藏较浅，走向井型较大，煤层使用条件度并不大，而且长度不大，而且都不严重比较严重上部距地表较发火严重的新矿井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-370m。煤层为近水平煤层，分南区和北区。矿井年产量1.8Mt，为大型矿井，井田走向长度5680m，煤层倾角小，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性，瓦斯涌出量小。根据以上分析，确定南六盘区（首采盘区）采用并列式，其他盘区和采区采用风路较长，采用两翼对角式，分别设南区风井和北区风井来进行盘区和采区开采。

瓦斯、自然发火瓦斯、自然发火浅，瓦斯和自然煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道井筒数目多，基建费用多风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比并列式安全性更好通风路线短，阻力小两翼对角式分区对角式 7.2.3 矿井主要通风机工作方式选择

煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：

（1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全。

（2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压

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力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。

（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。

（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。

（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式小。

（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。

综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低瓦斯矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。而矿井周围小煤窑较少，采用抽出式通风比较安全，漏风小。因此，确定该矿井采用抽出式通风。

7.2.4 盘区通风系统的要求

⑴每一个生产矿井必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口，各个出口之间的距离不得少于30m。

⑵进风井口必须布置在不受粉尘、灰尘、有害和高温气体浸入的地方。

⑶箕斗提升或装有皮带运输机的井筒不应兼作回风井。如果兼作回风井使用时，必须遵循下列规定：

①箕斗提升兼作回风井时，井上下装卸井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风率不超过15％，并应有可靠的降陈措施，但装有皮带输送机的井筒不得兼作回风井。

②箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒兼作进风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s；装有皮带运输机的井筒的风速不得超过4m/s，并都有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。皮带运输机的井筒中还应有装有专用的消防管路。

⑷所有矿井都必须采用机械通风，主要扇风机必须安装在地面。同一井口不宜选用几台主扇并联运转，主扇要用符合要求的防爆门。

⑸每个矿井必须有完整的的通风系统。

⑹采用多台分区主山通风时，总进风道的断面不宜过小。 ⑺回采工作面的掘进工作面都应采用通风。 ⑻井下火药库，井下充电峒室必须有单独的进风风流。

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7.2.5 工作面通风方式的选择

工作面通风有上行风和下行风之分，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：

（1）上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，瓦斯和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚。

（2）上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大；下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小。

（3）上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高。

（4）上行风上隅角瓦斯浓度常超限，了上产能力。（5）下行风运输设备在回风巷运转安全性差。

（6）下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转。

（7）下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸性的可能性比上行风大。

通过对上行风和下行风的比较，确定工作面通风为上行通风方式。

结合本矿井实际条件，工作面产量大，瓦斯涌出量小，故采用单巷进风，单巷回风，工作面通风方式为U型通风。

7.3 盘区及全矿所需风量

矿井总风量是井下各工作地点的有效风量和各条风路的漏风量的总和。矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，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他风路的风量，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。最后加上抽出式主扇井口和附属装置的允许漏风量（即矿井外部漏风量），得出通过主扇的总风量。

7.3.1 工作面所需风量的计算

每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。

矿井瓦斯相对涌出量为1m³/t，最大涌出量为4 m³/t。由于矿井产量大，绝对涌出量会相对增大，响应国家号召，在开采前采区预抽瓦斯措施，收集瓦斯。设计时矿井瓦斯相对涌出量按3 m³/t计算。

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（1）按瓦斯涌出量计算

根据《煤矿安全规程》规定，按采煤工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算。即：

Qai=100 qgai×Kai （7.1）式中 Qai——第i个采煤工作面实际需风量，m³/min;

qgai——该采煤工作面采煤时瓦斯的平均绝对涌出量，m³/min； Kai——该采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai =1.5。放顶煤工作面工作面日产量：5269.79t；

则瓦斯绝对涌出量qgai =5269.79t×3/(60×24)=10.98(m³/min) 工作面需风量：Qa放=100qgai×Kai=100×10.98×1.5=17(m³/min) 取为 Qa放=1700(m³/min) （2）按工作面气温与风速的关系计算

采煤工作面应有良好的劳动气候条件，其温度和风速应符合下列要求，见表7.3。表7.3 温度和风速要求工作面温度/ ºC 工作面风速/m·s¯¹ <15 0.3~0.5 15~18 0.5~0.8 18~20 0.8~1.0 20~23 1.0~1.5 23~26 1.5~1.8 按下式计算：

Qai放=60×vai×Sai （7.2）

式中 vai——采煤工作面风速，取vai=1.5m/s；

Sai——第i个采煤工作面平均断面积，对于放顶煤工作面，Sai=12.5m²。故工作面风量：Qa放=60×1.5×12.5=1125(m³/min) （1）按人数计算

按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。

Qa放=4×Nai （7.3）

式中 4——每人每分钟供给4m³的规定风量，m³/min； Nai——第i个工作面同时工作的最多人数，取55人。

故放顶煤工作面风量 Qa放=4×55=220(m³/min) 由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：

Qa放=17(m³/min)

（4）按风速进行验算

根据《煤矿安全规程》规定，按采煤工作面最低风速为0.25m/s、最高风速为4m/s

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的要求进行验算。

每个回采面：

Qmin≥0.25×60×Sai(m³/min) （7.4） Qmax≤4×60×Sai(m³/min) （7.5）式中 Sai——第i个工作面的平均断面积，m²。

对于放顶煤工作面 Sa放=12.5 m²

187.5 m³/min≤Qa放≤3000 m³/min

由风速验算可知，Qa放=1700m³/min，符合风速要求。

7.3.2 备用面需风量的计算

按下式计算：

Q备=0.5 Qa放(m³/min) （7.6）式中 Q备——备用工作面所需风量，m³/min。

所以，备用工作面所需风量为：

Q备=0.5×1700=850(m³/min)

7.3.3 掘进工作面需风量

矿井生产前期，为保证生产正常接替，在正常生产期间，南区安排两套通风的连采机煤层平巷掘进头，后期南区仍为两个通风的煤层平巷掘进头，但在北区增加两个岩石大巷掘进头。

通风方式：由于为单巷掘进，采用压入式局部通风机通风。各掘进工作面所需风量计算如下：

（1）按瓦斯涌出量计算。根据《煤矿安全规程》规定，按工作面回风风流中瓦斯浓度不得超过1%的要求计算。即：

Qai=100 Qgai×Kai （7.7）式中 Qai——第i个掘进工作面实际需风量，m³/min;

Qgai——该掘进工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，m³/min； Kai——该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai =1.5。掘进工作面日产量：527t；

瓦斯绝对涌出量 Qgai=527×5/(60×24)=1.83( m³/min)

工作面需风量 Qa掘=100 Qgai×Kai=100×1.83×1.5=274.5( m³/min)

（2）按人数计算。按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。

Qai=4×Nai （7.8）

式中 4——每人每分钟供给4m³的规定风量，m³/min；

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Nai——第i个工作面同时工作的最多人数，取20人。

故连采机掘进工作面风量 Qa掘=4×20=80( m³/min) （3）按局部通风机的实际吸风量计算需要风量煤巷掘进：

Q掘=（Q扇+15S）×I （7.9）式中 Q扇——局部通风机实际吸风量，m³/min；

S——安设局部通风机的巷道断面积，m²； I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。

局部通风机为FD—1No7.1/90型，吸风量800~600 m³/min，取800 m³/min；安设局部通风机的巷道断面积为20m²；掘进工作面同时通风的局部通风台数为1台。

故连采机掘进工作面风量为：

Q掘=（800+15×20）×1=1100( m³/min)

由以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：

Q掘=1100( m³/min)

7.3.4 硐室需风量

按经验值给风量：

机车检修、充电硐室 Q充=100( m³/min) 火药库 Q火=100( m³/min)

矿井煤层为近水平煤层，辅助运输方式为无轨胶轮车，盘区内各工作面设备材料均可由无轨运输设备运到各使用地点，故只在井底车场处布置各硐室，盘区内不布置硐室。

7.3.5 其他巷道所需风量

其他巷道所需风量由下式计算：

∑Qd≥60×0.25×S×4 （7.10）式中 S——其他巷道平均断面面积，取S=20.3m²。

∑Qd=60×0.25×20.3×4=1218( m³/min) 取1400 m³/min。

7.3.6 矿井总风量

（1）根据各用风地点需风量，采用由里向外配风，矿井总风量按下式计算： ∑Q=K×［∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他］（7.11）式中 ∑Q——矿井总风量，m³/min；

K——风量备用系数，取K=1.2；

∑Q采——放顶煤所需风量，m³/min；

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∑Q备——备采面所需风量，m³/min； ∑Q掘——掘进面所需风量，m³/min； ∑Q硐——硐室所需风量，m³/min； ∑Q其他——其他巷道所需风量，m³/min。

则 ∑Qmin=1.2×（1700+850+1100×2+200+1400）=7620( m³/min) ∑Qmax=1.2×（1700+850+1100×4+200+1400）=10260( m³/min) （2）根据矿井人数，按下式计算：

Q=4×N×K （7.12）式中 N——井下同时工作的最多人数，取N=400人； K——风量备用系数，取K=1.5。

则 Q=4×N×K=4×400×1.5=2400( m³/min)

两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为7620m³/min，通风困难时期为10260 m³/min。

7.3.7 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。其通风容易时期在南区正常回采期间，困难时期在南区末期和南、北区接替时期。

在通风容易时期：南区有一个采煤工作面、一个备采工作面、两个连采机掘进工作面。

在通风困难时期：南区同上，北区增加两个大巷掘进工作面。（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。逆风流而下，遇到分风地点则加上其他风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的风量，直至确定进风井的风量。

① 放顶煤工作面，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：

Q进1=1700×1.2=2040 m³/min

② 准备工作面：

Q备=850×1.2=1020 m³/min

③ 连采机掘进面：

Q连掘=1100×1.2=1320 m³/min

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④ 大巷掘进面：

Q掘=1100×1.2=1320 m³/min

⑤ 机车检修、充电硐室：

Q充=100×1.2=120 m³/min

⑥ 火药库：

Q火=100×1.2=120 m³/min

⑦ 其他巷道：

Q其他=1400×1.2=1680 m³/min

经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。井巷风速演算结果见表7.4。

表7.4 井巷风速演算表井巷名称副井井底车场辅助运输大巷进风顺槽工作面联络巷回风顺槽回风大巷一段回风大巷二段回风大巷三段回风立井 v/m·s¯¹ 5.62 4.83 6.29 2.38 3.90 2.86 2.86 4.14 5.22 5.91 5.87 井巷名称副井井底车场辅助运输大巷进风顺槽工作面联络巷回风顺槽回风大巷一段回风大巷二段回风大巷三段回风立井 v/m·s¯¹ 5.62 4.83 6.29 2.38 3.9 2.86 2.86 3.99 5.22 6.31 6.44 7.4 矿井通风阻力计算

矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主要通风机之前，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，可分摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力一般占通风阻力的90%左右，是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。

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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。

7.4.1 矿井通风总阻力计算原则

⑴矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa。

⑵矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算。

7.4.2 矿井最大阻力路线

（1）通风容易时期南区

副井井口→井底车场→-370m辅助运输石门→绕道→-370m辅助运输大巷→9605工作面下部车场→9605工作面进风顺槽→9605工作面→9605工作面运输顺槽→回风行人斜巷→-370m运输大巷→绕道→-370m运输石门→井底车场→主井出口

（2）通风困难时期南区

副井井口→井底车场→-370m辅助运输石门→绕道→-370m辅助运输大巷→南四采区下部车场→南六采区辅助运输上山→中部车场→运输顺槽→工作面→回风顺槽→上部车场→回风上山→-370m辅助运输大巷→南八采区下部车场→南八采区辅助运输上山→南八采区上部车场→-230m回风大巷→东风井

7.4.3 矿井通风阻力计算

沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的摩擦阻力：

hfr=aLUQ2/S3，Pa （7.13）式中 hfr——巷道摩擦阻力；

L、U、S——分别是巷道的长度、周长、净断面积；

Q——分配给井巷的风量； a——各巷道的摩擦阻力系数。

通风容易及困难时期各段井巷的摩擦阻力计算结果见表7.5和7.6。表7.5 通风容易时期摩擦阻力计算表支护形式混凝土副井砌碹南翼辅锚喷支助石门护南翼辅锚喷支助大巷护井巷名称 α (N·S2·m-4) 0.035 0.0075 0.0075 L/m 560 1175 2565 U/m 15.7 13.8 13.8 S/m2 19.6 18.5 18.5 R/ V/ 3-1Q/ m·s N·S2·m-8 m· s-1 0.03 0.014 0.04 70.1 35.05 35.05 3.6 1.9 1.9 96

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井巷名称 9605进风顺槽 9605工作面 9605运输顺槽南翼运输大巷南翼运输石门主井 L/m 1185 175 1185 2565 1175 560 U/m 14 14.4 15 13.8 13.8 17.28 S/m2 12 12.5 13.5 18.5 18.5 23.7 续表 7.5

支护形α (N·S2·m-4) 式混凝土0.015 棚支护轻放支0.035 架混凝土0.015 棚支护锚喷支0.0075 护锚喷支0.0075 护混凝土0.035 砌碹 R/ V/ 3-1Q/ m·s N·S2·m-8 m· s-1 0.18 0.04 0.13 0.04 0.01 0.02 28.08 28.08 28.08 35.05 35.05 70.1 2.3 2.2 2.1 1.9 1.9 3.0 表7.6 通风困难时期摩擦阻力计算表支护形式混凝土副井砌碹南翼辅锚喷支助石门护南翼辅锚喷支助大巷护四采区锚喷支辅助运护输上山 9401下混凝土顺槽棚支护 9401工轻放支作面架 9401上混凝土顺槽棚支护四采区锚喷支回风上护山南翼辅锚喷支助大巷护井巷名称 α (N·S2·m-4) 0.035 0.0075 0.0075 0.0015 0.015 0.035 0.015 0.0015 0.0075 L/m U/m S/m2 19.6 18.5 18.5 12.5 12 12.5 13.5 12.5 18.5 R/ N·S2·m-8 0.03 0.03 0.05 0.02 0.18 0.04 0.13 0.01 0.05 Q/ m3·s-1 70.1 35.05 35.05 70.1 46.7 46.7 46.7 70.1 35.05 V/ m· s-1 3.6 1.9 1.9 5.6 3.9 3.7 3.5 5.6 1.9 560 15.7 1175 13.8 3230 13.8 1085 1040 175 1040 1250 14.4 14 14.4 15 14.4 885 13.8 97

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α (N·S2·m-4) 0.0015 L/m 915 U/m 14.4 S/m2 12.5 R/ N·S2·m-8 0.02 续表 7.6 Q/ m3·s-1 70.1 V/ m· s-1 5.6 井巷支护名称形式八采区锚喷支辅助运护输上山 -230m锚喷支回风大护巷混凝土东风井砌碹 0.0075 0.003 165 13.8 440 15.7 18.5 19.6 0.05 0.0009 35.05 70.1 1.6 3.6 综上，风量通风总摩擦阻力容易时期为710Pa，困难时期为1350Pa。

7.4.4 矿井通风总阻力

容易时期通风总阻力：

hrmin=1.2×∑hrfmin （7.14）困难时期通风总阻力：

hrmax=1.15×∑hrfmax （7.15）式中 1.2、1.15——考虑风路上有局部阻力的系数。

∑hrfmin、∑hrfmax——矿井通风困难和容易时期的阻力之和。则hrmin=1.2×710=852Pa（<2940Pa） hrmax=1.15×1350= 1552.5Pa（<2940Pa）矿井通风总阻力见表7.7。

表7.7 矿井通风总阻力

总阻力/Pa 容易时期 852 困难时期 1552.5 7.4.5 两个时期的矿井总风阻和总等积孔

矿井通风总风阻计算公式：

R= hr/ Qf² （7.16）矿井通风等积孔计算公式：

A=1.16/√R （7.17）式中 R——矿井风阻，NS2/m8; hr——矿井总阻力，Pa；

Qf——矿井总风量，m³/s；

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A——矿井等积孔面积，m²。容易时期：

总风阻为：R= hrmin/ Qfmin²=852/(127)²=0.0528（NS2/m8）总等积孔：Amin= 1.16/√R=1.16/√0.0528=5.18（m²）全矿总阻力：hrmin=852（Pa）困难时期：

总风阻为：R= hrmax/ Qfmax²=1552.5 / (171)²=0.0531（NS2/m8）总等积孔：Amax= 1.16/√R=1.16/√0.0531=5.16（m²）全矿总阻力：hrmax=1552.5（Pa）

通风容易时期和困难时期的等积孔见表7.8。表7.8 矿井等积孔

等积孔/m² 容易时期 5.18 困难时期 5.16 由以上计算可以看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期等积孔均大于2m²，总风阻均小于0.35NS²/m8，属于通风容易矿井。

7.5 选择矿井通风设备

7.5.1 选择风机的基本原则

所选风机应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外，还应符合以下要求： ⑴风机应满足第一水平各时期的阻力变化要求并使当照顾下一水平的通风要求。 ⑵应留有一定余量。

⑶在风机的服务年限内，其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内。 ⑷考虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门调节。

7.5.2 选择主要通风机

根据前面计算，用通风机的个体特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转的工况点。

（1）自然风压

由《煤矿设计规范》可知：矿井进、出风井井口的标高差在150m以下，井深均小于400m时可不计算自然风压，且矿井通风总阻力较大，自然风压相对要小得多，故设计中不计算自然风压，即hn=0。

（2）主要通风机工作风压

① 该矿井为抽出式通风，通风容易时期主要通风机静风压为：

hfsmin= hrmin－hn冬+ h风硐（7.18）

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式中 hrmin——通风容易时期矿井通风总阻力，Pa； hn冬——容易时期帮助通风的自然风压，hn冬=0； h风硐——风硐的通风阻力，通常为20~50 Pa，取50Pa。

故 hfsmin=852－0+ 50=902（Pa）

② 通风困难时期，考虑自然风压反对主要通风机通风，主要通风机静风压： hfsmax= hrmax+hn夏+ h风硐（7.19）式中 hrmax——通风困难时期矿井通风总阻力，Pa； hn夏——困难时期反对通风的自然风压，hn夏=0； h风硐——风硐的通风阻力，通常为20~100 Pa，取50Pa。

故 hfsmax=1552.5+0+ 50=1602.5（Pa）（3）主要通风机的实际通过风量Qf

因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量Qf必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算：

Qf=1.05×Q （7.20）式中 Qf——实际风量，m³/s；

Q——风井总风量，m³/s；

1.05——抽出式矿井通风外部漏风系数。容易时期 Qf=1.05×7620/60=133.35m³/s 困难时期 Qf=1.05×10260/60=179.55m³/s 矿井主要通风机通过实际风量Qf见表7.9。

表7.9 矿井主要通风机通过实际风量

风量 m³/min m³/s 前期 7620 133.35 后期 10260 179.55 （2）主要通风机工况点

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7.1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hr = Rr×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/ Qflmin²=852/（7620/60）²=0.0528（NS2/m8）困难时期：Rfsmax= hfsmax/ Qflmax²=1552.5/（10260/60）²=0.0531（NS2/m8）风机风压与风量的关系：

容易时期：hfsmin = Rfsmin×Qf²=0.0528Qf² 困难时期：hfsmax = Rfsmax×Qf²=0.0531Qf²

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图7.1 通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线

通风容易和困难时期风阻见表7.10。

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表7.10 通风容易和困难时期风阻

南区/ NS2/m8 容易时期 0.0528 困难时期 0.0531 根据以上数据，在扇风机个性特性图表上选定风机，该矿井南区前后期风机型号均为FBCDZ—6—No.19B型的对旋式轴流风机。

根据FBCDZ—6—No.19B型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7.11。

表7.11 工况点型号时期叶轮直径/m 2.1 叶片安装角 22.5 转速风压/ 风量/m³·s¯¹ 133.35 效率/% 输入功率/kW 228.2 /r·min¯¹ mmH2O 950 281.66 FBCDZ—6—No.19B 容易 70 困难 2.1 30 950 325.4 179.55 80 275.5 7.5.3 电动机选型

由于主要通风机输入功率较大，且Nmin/Nmax=228.2/275.5=0.83>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。

电动机的输出功率：

Ne0=Nfimax/ηt （7.21）式中 Ne0——电动机的输出功率； Nfimax——通风困难时期的输入功率；

ηt——传动效率，直接传动ηt=1。则 Ne0=275.5/1=275.5kW 电动机的输入功率：

Nei=（1.10~1.15）×Neo/ηe （7.22）式中 Nei——电动机的输入功率； Neo——电动机的输出功率；

ηe——电动机的效率，%，大中型同步电动机ηet=1； 1.10~1.15——电动机的容量系数，轴流式风机取1.1。则 Nei=1.10×275.5/1=303.05kW

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根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速，决定选择型号为TD173/39—12的同步电动机，其详细参数见表7.12。

表7.12 电动机参数时期容易困难型号 TD173/39—12 功率/kW 1250 1250 电压/V 6000 6000 电流/A 141 141 转速/r·min¯¹ 500 500 启动方式开启式开启式 7.6 防止特殊灾害的安全措施

7.6.1 预防瓦斯的措施

工作面形成系统后，利用高位排放钻孔预排工作面瓦斯。

工作面掘进形成系统后，抽放队要根据通风区提供的工作面回采时瓦斯涌出量，实施利用大煤本层的抽放钻孔或高位抽放钻孔,确保工作面回采期间瓦斯涌出量不超限。

工作面回采时的实际配风量，应视工作面的瓦斯涌出量而定，确保生产期间瓦斯浓度不超限。

1）工作面必须配备专职瓦斯员，严格按“三大规程”有关规定进行瓦斯检查和处理工作，严禁瓦斯超限作业和空班、漏检和假检。

2）工作面必须按规定安装瓦斯自动检测及报警断电装置。运料巷2台，一台距工作面5~10m，当瓦斯浓度达到1%时报警，达到1.5%时切断工作面及回风巷全部非本质安全型电器设备电源；一台距回风口10~15m，当瓦斯浓度达到1%时发出报警，并切断回风巷中全部非本质安全型电器设备电源；仪器保证灵敏可靠，定期校正，信号返至地面。

3）当工作面风流瓦斯浓度达到1%时，严禁煤电钻打眼，放炮地点附近20m范围内风流瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮；当工作面风流瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止一切工作，切断电源，撤出人员，查明原因，采取措施，进行处理。

4）当工作面回风风流瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时，该工作面都必须停止工作，撤出人员，进行处理。

5）当工作面内有体积大于0.5m3空间中，局部积聚瓦斯浓度达到2%，附近20m范围内都必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

6）当运料巷回风瓦斯浓度超过1%、CO2超过1.5%时，该工作面必须停止生产并采取有效措施进行处理。

7）凡因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电器设备，都必须在经检查确保瓦斯浓度降到规定以下，方可人工复电。

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8）要加强工作面巡回检查，由于该工作面放顶煤开采，采空区冒高加大，因此密切注意老顶初次来压或周期来压过程中，工作面瓦斯涌出情况，防止工作面上隅角瓦斯超限，机尾后必须吊好风帐，使用好风水炮弹。

9）工作面所有电器设备必须全部防爆，严禁出现鸡爪子、羊尾巴、明线头，凡检修电器设备，处理故障时，严禁带电作业，安监处要定期检查，并留有记录。

10）生产班组长必须携带便携式瓦检仪，保证吊挂使用好。

7.6.2 预防粉尘的措施

1）检修班负责在本工作面煤体注水，注水钻孔、注水量必须符合规定。

2）实行净化通风，在下巷距工作面30～50m处设置净化水幕一道；上巷设两道水幕，第一道距工作面30m，第二道距工作面45m，在两道水幕处必须各安设一道挡尘帘；所有水幕必须灵敏可靠，封锁全断面。

3）在工作面初采前，检修班必须在刮板输送机道和运料巷布置并吊挂好隔爆水棚。上巷使用两道挡尘帘，分别安装在两道水幕处。

4）工作面上下两巷300m辅助隔爆保持良好，隔爆棚的水中粉尘、杂质含量超过10%时，应及时换水。冲涮巷道必须认真负责，杜绝煤尘堆积。上巷每个生产班冲涮一次，下巷每天冲涮一遍。

5）皮带机道每隔50m设一甩头水门，并备有25m胶管，皮带修理工负责每天冲涮巷道一次。运料巷每隔100m设一甩头水门。

6）各转载点必须安设喷雾装置并照位良好，提前接好水源。

7）工作面煤机使用好内外喷雾，开机前先打开喷雾；移架时必须有可靠的喷雾装置，保证正常使用。

8）每架放煤口必须安有喷雾，放煤时，先打开喷雾再放煤，无水不得放煤。工作面必须每间隔三架安装一套前喷雾，并保持雾化良好。

9）搞好个体防护，机组司机、放煤人员，必须配带防尘呼吸器，以呼吸净化后的空气。

10）放炮作业时，必须坚持湿式打眼，使用水炮泥和软炮泥封好封严；放炮前后20m范围内必须洒水降尘。

7.6.3 防止井下火灾的措施

开采的9＃煤层有自燃性，发火期为3～12个月。要采取必要的措施来防止火灾的发生。地面设立黄泥灌浆站；对采完面要在一个月内予以永久密闭后，灌浆至饱和。尤其是停采线附近更必须严格灌浆。为了防止外围火灾。须加强电气设备及油脂管理。井下所有电气设备不得出现明火，必须按规定在各有关地点设置灭火器材及消防栓。

1）回采期间的煤层自燃发火的防治

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⑴工作面回采期间应保持正常的推进速度，缩短采空区内松散煤体的在氧化带的呆滞时间，降低自燃发火的危险性。

⑵加强工作面放顶煤管理，放干净煤炭，减少采空区丢煤量，防止自燃危险源。 ⑶在保证工作面的回采期间瓦斯不超限的情况下，尽可能的减少工作面供风量，降低工作面的两端压差，减少工作面的漏风量。

⑷加强两巷的维护工作，一旦出现冒顶区，必须用不燃性材料充填严密，清理干净两巷的浮煤。

⑸每周一次的观察相邻采空区的压差和漏风情况，严防漏风现象发生，并进行好每周一次本工作面及相邻采空区的气样抽取化验工作，防止煤炭自燃。通风区要认真检查工作面及各巷的温度、一氧化炭含量，进行好防火监控。

⑹工作面进行移架时向采空区喷射氯化镁阻燃剂，其含量为10%。阻燃剂采用专用乳化泵供给，单独布置专用管线。

2）掘进期间的煤层自燃发火防治

⑴工作面在掘进至顶层工作面停采线、切眼之前30m开始，采用高分子材料进行松散煤体带注浆防止煤层自燃发火，封闭井巷周边防止空气进入煤体中，该高分子材料具有5-10倍的膨胀性，能有效的封闭死煤岩体裂隙、加固煤体、增加煤体的整体性，防止煤体氧化造成自燃发火。

⑵沿采空区掘进时，发现煤体松软时用喷射砼封闭采空区则巷道顶及帮部，其喷射砼厚度不小于30mm。

⑶每周定期抽查一次气样，进行CO含量化验，严防煤炭自燃；经常测定空气及煤体温度，一旦发现温度升高，要立即查明原因。

7.6.4 防水措施

（1）井巷出水点的位置、水量以及采空区积水范围、标高和积水量都必须绘在采掘工程图上。

（2）主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。（3）采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危险后，方可前进。

① 接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时； ② 接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时； ③ 接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时； ④ 打开隔离煤柱放水时； ⑤ 接近有出水可能的钻孔时； ⑥ 底板原始导水裂隙有透水危险时；

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⑦ 接近其他可能出水地区时。

7.6.5 顶板管理

对各回采工作面要加强矿压观测，根据已掌握的矿压显现规律，结合各面情况，作出来压预报，指导安全生产。

加强单体液压支柱和铰接顶梁的检查和维修。失效的单体支柱必须升坑检修。综采液压支架上失效和达不到要求的阀体，必须及时更换。

各采掘面必须及时支护顶板，不得超《规程》规定，进行空顶作业。锚喷支护工作面必须作到及时。各回采面初次放顶和结束放顶必须编制专门的施工作业措施。

7.6.6 防突管理

1）井巷揭穿突出煤层和在突出煤层中进行采掘作业时，必须采取震动爆破、远距离爆破、避难硐室、反向风门、压风自救系统等安全防护措施。

2）两巷在距工作面25—40m各安装一组压风自救装置，每组急救袋的数量一般可设6—8个。

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8 矿井排水

8.1 概述

8.1.1 概况

根据煤矿《精查地质报告》中所述，本矿属水文地质条件中等矿井，其矿井涌水量为：矿井预计正常涌水量180m3/s，矿井最大涌水量300m3/s。依据原始数据，本节将对矿井排水系统作具体设计。

8.1.2 排水系统概述

本矿采用集中排水系统，其系统简单，基本费用低。水泵房布置在井底车场，靠近副井井筒，和变电所联合布置，中间由防水闸门隔开，管子道布置在副井井筒中。水仓位于井底车场水平以下，布置在井底车场稳定底板岩石中。由两个的巷道组成，即主水仓和副水仓,当一个清理时另一个正常使用。其作用是将矿井涌水暂时储存起来并予澄清,后由水泵排至地面。

水仓采用机械清理，射流泵清仓，沉淀浆排泥。设计水仓采用双轨巷道，有效断面(S)为10m2，水可以从水仓自行流出。内敷设轨道，水仓入口设置绞车。

本矿井采用单水平立井开拓,矿井采用直接排水。

水泵房设在井底车场副井附近的空车线侧，并与变电所组成联合硐室，水泵房由泵房主体硐室、配水井、吸水井、配水巷、管子道及通道组成。水泵房和水仓组成排水系统。水泵房形式采用卧式水泵吸入式。

水泵房用一斜巷与副井联络,即管子道，倾角30°，管子道与副井井筒连接处高于主体硐室底板水平8m，连接处设一段2m左右的平台，供安设临时提升绞车，以便发生水患时装卸设备和上下人员。管子道内铺设轨道，敷设排水管及电缆。

主体硐室与井底车场空车线侧巷道直接相连的通道内铺设运输轨道，安装向外开的密闭门（既能防水又能防火），门上装有便于关严的通风孔，以便必要时隔绝通风。主体硐室底板高出通道与车场连接处车场底板0.5m。

8.2 排水设备选型

8.2.1 初选水泵

1）水泵房最小排水能力的确定

按照《煤矿安全规程》规定，每组水泵的排水能力必须保证在20h内将24h的正常涌水排干（包括充填水及其它用水）。因此，正常涌水时水泵所需最小排水能力计算应为：

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QB=1.2Qr=1.2×192=230.4m3/h (8.1) 式中 Qr——本水泵担负的矿井正常涌水量，m3/h。

最大涌水量时水泵所需最小排水能力为：

QBm=1.2Qrm= 1.2×211=253.2m3/h (8.2) 式中 Qrm——本水泵担负的矿井最大涌水量，m3/h。

2）水泵扬程的计算水泵的扬程应为：

HB=(HP+HX)/ηg (8.3) 式中 HP——排水高度，560m；

HX——吸水高度，取5m；

ηg——管道效率，与排水管道敷设倾角有关，取ηg=0. 9。

代入以上数值，得出水泵的扬程HB=628m。

3）水泵型号及台数的确定

根据计算的QB及HB，在水泵样本中选择200D65×6型单吸式水泵，该水泵的额定流量QH=280 m3/h,单级额定扬程HH =65m，最高效率η=68﹪。

正常涌水时所需水泵的工作台数：

n1=QB/QH=230.4/280=0.82 ，取偏大整数1台 (8.4) 水泵级数：

i1= HB/ Hh=628/65=9.6，取偏大整数10级 (8.5)

式中 QH——所选水泵额定流量，m3/h；

HH——所选水泵单级额定扬程，m； n1——正常涌水时，工作水泵台数； i1——初选水泵级数。

根据《煤矿安全规程》规定：必须有工作、备用和检修的水泵。工作水泵的能力，应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量（包括充填水及其他用水）。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%。工作和备用水泵的总能力，应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量。检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%。水文地质条件复杂的矿井，可在主泵房内预留安装一定数量水泵的位置。为此，

备用水泵台数：

n2=0.7 QB/QH=0.6，取偏大整数1台 (8.6) 最大涌水时工作水泵台数：

n4= QBm/ Qrm=253.2/211=1.2，取偏大整数2台 (8.7)

通过验算n1+ n2=1+1=n4=2，满足要求，故备用水泵取n2=1台。

检修水泵台数：

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n3=0.25 QB/QH=0.22，取偏大整数1台 (8.8) 水泵总台数：

n= n1+ n2+ n3=3台

所以，水泵的总台数为n=3台，1台工作，1台备用，1台检修。

8.2.2 管路的确定

1）管路趟数及泵房内管路布置的确定

根据《煤矿安全规程》规定，布置2趟管路，1趟工作管路，1趟备用管路，其中工作水管的能力配合工作水泵在20h内排出矿井24h的正常涌水量。工作和备用水管的总能力，应能配合工作和备用水泵在20h内排出矿井24h的最大涌水量。

2）管径的计算

排水管直径dp按下式计算：

QHdp0.0188vp(8.9)

式中 vp——排水管内经济流速，本矿井设计取vp =2.2m/s。

经计算，排水管直径dp=212mm。查表选择外径为245.0mm、壁厚为15mm、内径为215.0mm无缝钢管。

对于吸水管，为减小吸水阻力，提高吸水性能，防止气蚀发生，其管径比排水管径大25mm，即吸水管径为dx=0.212+0.025=0.237m。查表选择外径为273.0mm、壁厚为15.0mm、内径为243.0mm无缝钢管。

3）管壁厚度验算

当排水高度大于400m时，应对壁厚进行验算，对于垂直敷设的排水管，其壁厚应按下式验算：

11.8pdp3023110p2c(8.10)

式中 p——管内压力，MPa，p=0.011Hp；

dp——标准管内径，mm；

——管材许用应力，MPa，一般无缝钢管=80～100MPa；

c——附加厚度，取c=0.5mm。

代入各数值，得出δ=6.35mm，小于所选钢管壁厚，所以所选钢管壁厚合格。

8.2.3 管道特性曲线及工况的确定

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1）允许吸水高度的计算吸水管内水流速vx：

吸水管阻力损失hwx：

lxvx2 h wx    x    x   2dxgvxQH2.40m/s2900dx（8.11）

式中 dx——所选标准吸水管内径，m

（8.12）

式中 x——吸水管沿程阻力系数，查表得x=0.0263；

lx——吸水管长，一般取lx=8～10m；

x——吸水管上各局部装置的局部阻力系数之和，查表得，900.42，

x=4.9m。

代入数值，算出吸水管阻力损失hwx=1.78m。允许吸水高度

2vxHxHshwx1.6m2g（8.13）

式中 Hs——水泵工业利用区内最大流量时对应的允许吸上真空度，查水泵性能

表得Hs=3.7m。

2）排水管阻力损失hwp的计算

lp v 2p h   pp wp 2 g  p 8.14 ）  d （

式中 p——排水管沿程阻力系数，p=0.0263；

lp——从泵房内最远一台水泵算起的排水管总长度，m

lp=l1+l2+l3+l4 l1——泵房内排水管长，l1=20m； l2——斜管道中排水管长，l2=15m； l3——井筒内管长，l3=535m； l4——地面上排水管长，l4=20m； vp——排水管中水的流速，

QHv2.14m/sp2 900d

dp——所选

p标准排水管内径，m；

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p——排水管上各局部装置的局部阻力系数之和，查表得，闸=0.08，

逆=4.5，90=0.4，所以p=闸+逆+390=4.62。

3）水泵所需总扬程及管道阻力系数的确定

根据设计规范规定，确定水泵扬程时，应考虑排水管淤积而增加的阻力，将计算的管路损失乘以1.7系数，则水泵所需总扬程H应为：

代入数值，算出hwp=14.97 m。

 v 2 

pHHpHx1.7hwxhwp 2g2（8.15） vpH 1 .7  g  h wx hwp2g

=550 m

管道阻力系数R为：

H  H

g R  2  3 . 7  10  4

4）确定管道特性方程及绘制管道特性曲线，确定工况管道特性方程为：

即 H=535+3.7*10-4Q2 取不同的Q值，求得相应的H值列在下表中。表8.1 确定工况点数据表 Q，m3/h HHgRQ2（8.16）

0 46 92 138 184 230 H，m

530 530.78 532.13 535.05 540.53 549.57 验算水泵级数

i=H/ Hk =550/65=8.5取i=9级

两条曲线的交点M为所求工况点，其工况扬程HM=476m，流量QM=234 m3/h，轴功率N=600kW，效率ηM=74%。

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在9级200D65×6水泵性能曲线坐标上，绘出管道曲线，如下图所示：

7×70M7×7×（）7×）7×7×7×7×7×）图8·1 型水泵性能曲线图

8.2.4 检验计算

1）校验经济性、稳定性经济性 M0.9max

M=0.74 ， max=0.68 ，0.9max=0.9×0.68=0.612

故M＞0.9

max，满足经济性要求。

2）校验排水时间及排水管中流速

正常涌水时一昼夜排水时间：

24Qr Tn19.7hnQ 1M最大涌水时一昼夜排水时间：

24QrmTm10.8h

n4QM

排水管内实际流速：

vQM1.84m/s

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p2900dp3）验算电动机功率：

η（%）（河北工程大学毕业设计

10003600M查250D60×9性能规格表，所配电动机功率为500kW，故满足要求。

NkQMHM490kW8.3 水仓及水泵房

8.3.1 水仓

水仓位于井底车场水平以下，布置在井底车场稳定底板岩石中。由两个的巷道组成，即主水仓和副水仓,当一个清理时另一个正常使用。其作用是将矿井涌水暂时储存起来并予澄清,后由水泵排至地面。

水仓采用机械清理，射流泵清仓，沉淀浆排泥。

本矿正常涌水量(Q)为192m3/h,小于1000m3/h,故水仓的有效容量应能容纳8小时的正常用水量，应为1536m3。

设计水仓采用双轨巷道，有效断面(S)为10m2，水可以从水仓自行流出。水仓的总长度为:

L=V/S=153.6 m （8.17）

式中 V——主要水仓的有效容积， m3；

S——水仓净断面，m2。水仓断面形状采用拱形，锚喷支护。

8.3.2 水泵房

水泵房与变电所相通,其间用防火门隔开.在泵房中部用一斜巷与副井联络,即管子道，倾角30°，管子道与副井井筒连接处高于主体硐室底板水平8m，连接处设一段2m左右的平台，供安设临时提升绞车，以便发生水患时装卸设备和上下人员。管子道内铺设轨道，敷设排水管及电缆。

水泵房尺寸：

（1）水泵房长度确定：

1An1A2A3 （8.18） LnA式中 L——主体硐室的长度，m；

n0——水泵台数，3台；

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A1——每台水泵和电动机的总长度，4m；

A——相邻两台水泵和电机基础之间的净空间距，取2.0m；

A2、A3——硐室端头两侧的基础距硐室端墙或门之间的距离，一般取2.5m～

3.0m。

代入数值，得出水泵房长度为20m。

（2）水泵房宽度确定：

B=b0+b1+b2 （8.19）式中 b0---水泵机组宽度，2.0m；

b1---水泵基础到墙壁的距离，2.0m； b2---水泵基础到吸水井一侧的距离，1m。

则 B=b0+b1+ b2=5.0m

（3）水泵房高度：

水泵房高度应满足检修时起重要求。可根据水泵叶轮直径确定。所以本次设计取H=4.5m。

8.4 技术经济指标

（1）全年排水电耗

EQMHMn1Tnznn4Tmzm10003600Mcd（8.20）

999623447619.7300210.865100036000.740.980.96

 =3.25×106kW.h/a

（2）排1m³水电耗

E （8.21）

em3

QMn1Tnznn4Tmzm3.25106= 23419.7300210.865=1.90kW.h/m3

（3）吨煤排水电耗

et=E/A=1.81 kW·h/t （8.22）

技术经济指标见表8.2。

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表8.2 技术经济指标表名称项目规格 200D65×6 无缝钢管无缝钢管数量 3 3 数值 3.25×106kW.h/a 1.90kW.h/m3 1.81kW.h/t 水泵配套电机吸水管排水管年排水电耗排1m3水电耗吨煤排水电耗

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9 技术经济指标

设计矿井的基本技术经济指标如表9.1所列。表9.1 设计矿井基本技术经济指标序号 1 2 3 4 指标项目煤层牌号可采煤层数目可采煤层总厚度煤层倾角单位层 m 度数量或内容优质无烟煤 1 6.25 4~10（平均6）备注储量 5 （1）矿井工业储量（2）矿井可采储量万t 万t 22037.45 14599.0 工作制定 6 （1）年工作日数（2）日生产班数日班矿井生产能力 7 （1）年生产能力（2）日生产能力 8 矿井服务年限第一水平服务年限万t/年 t/日 a a 180 5796.77 58 58 330 4 三采一准井田境界 9 走向倾向 10 瓦斯等级 m m 5680 4280 低相对涌出量1m³/t 绝对涌出量4m³/t 首采采用并列式 11 通风方式分区式 116

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序号指标项目单位数量或内容续表 9.1 备注矿井涌水量 12 （1）正常涌水量（2）最大涌水量 13 14 开拓方式水平标高 m³/h m³/h m 200 300 立井单水平 -370 回采工作面个数 15 （1）生产工作面数目（2）备用工作面数目 16 采煤工作面年进度个个 m/a 1 1 1247.4 井巷工程量 17 （1）移交时井巷工程量（2）达产时井巷工程量 18 19 20 21 大巷运输方式矿车类型电机车台数电机车类型设计煤层采煤方法 m m 台 15020 17420 无轨胶轮车自制平板车 2 无轨车低位放顶煤采煤工作面主要技术经济指标（1）工作面长度 22 （2）工作面进度（3）坑木消耗量（4）工作面效率（5）工作面成本

m m/月 m³/kt t/工元/t 170~175 103 0.6 80.9 32 117

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10 经济技术综述

本次矿井设计采用了无轨胶轮车。

无轨胶轮车又称自行矿车，使用灵活不需要轨道，转载环节少，可一机多用，运输能力大，机动性强，安全可靠，初期投资低，可以直接在较硬的巷道底板上运行（比压大于15N/cm²），适合开采近水平煤层时的工作面搬家运输，以及与连续采煤机配合使用。无轨机车爬坡能力重载可达12º，空载可达30º，一般由柴油机或蓄电池作为动力。无轨运输可以大大提高全矿井效率，显著降低运输费用，但是它对巷道条件要求较高，特别是巷道断面尺寸要求较大。无轨运输一般在采区内不设车场和有关硐室。无轨运输被普遍认为是解决辅助运输问题较有希望的技术途径。

无轨运输车车速一般为5~30km/h；车身较长，有时还需和拖车铰接，没有固定的轨道其运行轨迹，所以司机很难控制机车与巷道两帮的距离恰到好处。其安全运行距离应采用下列数值。对于主干巷道应留有宽度在1.2m以上的人行道；另一侧宽度也不应小于0.5m；两辆对开车辆最突出部分之间的距离不小于0.5m。采区巷道，间距可适当缩小，人行道宽度可按0.8~1.0m留设；另一侧可按0.3~0.5m留设；在能保证行车不行人的巷道内，可以不设人行道。

在巷道转弯或交叉处的巷道宽度B应根据无轨运输车的转弯半径和运输间距来确定：

B≥R1 -R2+1.2+0.5 m (10.1) 式中 R1 ——机车转弯的外半径，m； R2 ——机车转弯的内半径，m。

另外，巷道宽度的确定还与车速有关，在不行人的巷道，其宽度如表10.1所列。表10.1 无行人巷道无轨运输时的巷道宽度要求

车速/m·s¯¹ 2.25 2.25~3.6 >3.6 B为胶轮车最大宽度巷宽/m B+0.6 B+1.2 B+1.5 目前国产不同类型的无轨车运输新设备的技术特征如表10.2所示。

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表10.2 国内无轨车运输设备的技术特征

技术特征类型型号牵引动力方式

DZY-16支架车 CY-12铲车 YMC-4KB运输车 YMC-2KB运输车柴油机柴油机柴油机柴油机功率/kW 牵引速度/m·s¯¹ 1.03~1.94 0~5.0 0~5.0 0~3.97 牵引力/kN 53.92 58.8 25 22 水平曲率半径/m ≥6.3 ≥5.7 ≥4.8 ≥4.4 最大爬坡/(º) 12 18 10 12 66 66 29.3 15 119

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感谢

在此次毕业设计过程中，我得到指导老师们和同学们的帮助和关怀，在此表示我最衷心的感谢。尤其是我们的指导教师杨永辰教授和陈立老师，总是在我们最需要的时候，出现在我们的面前，经常到设计教室给我们解决遇到的疑难问题。两位老师很关心我们的毕业设计情况，关注我们的设计进度和方案，就我们的设计方案提出好的建议，并在技术上给予我们最大的支持（提供全面的设计材料和技术资料），使我们受益匪浅。在此我代表我个人及我组的全体成员对两位老师给予的关怀和指导表示最衷心的感谢，谢谢两位老师！

在共同设计的这十二周里，我得到了同学们的热情帮助，在设计中给我很多好的建议，在生活上也给予我热情的帮助，在此向和我共同生活了四年的，情同手足的同学表示感谢。

我要向我的母校——河北工程大学，学校领导，老师们表示衷心的感谢，谢谢你们四年来对我的培育和教育。谢谢金石矿领导和工人师傅们给予的支持和帮助。同时，也向战斗在煤炭战线上的工人师傅、技术人员、管理人员及所有关心支持煤炭事业的人们表示感谢。我会在未来的工作中，搞好本职工作，为建设好一流的现代化矿井，贡献我的微薄之力！

设计人：侯欣欣 2012 年6月2号

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参考文献

[1] 牛树仁、陈滋平主编.《煤矿固定机械及运输设备》.煤炭工业出版社，1986年 [2] 张国枢主编.《通风安全学》.中国矿业大学出版社，1999年

[3] 《煤矿矿井采矿设计手册》编写组.《煤矿矿井采矿设计手册》上、下册. 煤炭工业出版社，1982年

[4] 徐永圻主编.《煤矿开采学》.中国矿业大学出版社，1998年 [5] 徐永圻主编.《中国采煤方法图集》.中国矿业大学出版社，1991年 [6] 阎琇璋主编.《煤矿地质学》.中国矿业大学出版社，1988年

[7] 中华人民共和国煤炭工业部西安工程造价管理站编.《煤炭井巷工程综合预算》、《煤炭井巷工程辅助费综合预算定额》（九三统一基价）.中华人民共和国煤炭工业部发行， 1995年

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[10]中华人民共和国能源部发行.《煤矿安全规程》中华人民共和国能源部制定. 1992 年

[11]钱鸣高、刘听成主编.《矿山压力及其控制》（修订本）.煤炭工业出版社，1991年 [12]中华人民共和国煤炭工业部制定.《煤炭工业设计规范》.煤炭工业出版社，1979 [13]黄元平主编.《矿井通风》. 中国矿业大学出版社，1986年

[14]林在康、李希海主编.《采矿工程专业毕业设计手册》. 中国矿业大学出版社，2008年

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