采矿工程毕业设计

前言

本说明书是为小康二矿的矿井设计做的井田初步设计说明书,本井田具备建井所需的基本条件。以小康二矿勘探地质资料为基础，在贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策和法律法规的前提下，对小康二矿进行初步设计。

设计的指导思想是借鉴国内外现代化矿井开采的先进经验，采用先进的采煤设备，坚持走新型工业化的道路，以市场为导向，以效益为中心，与时俱进，开拓创新，将小康南矿建设成为高标准、高速度、高质量、高效率、高效益、高机械化,具有中国特色的现代化高产高效矿井。本设计从矿井的建井、开拓、采煤方法、运输、通风、提升、排水等多个环节进行了详细的叙述，并进行了技术和经济比较，基本完成了毕业设计要求的全部内容。本设计的目的就是全力建设一个高产高效矿井，为我国煤矿事业的发展做出贡献。

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1 矿区概述及井田特征

1.1 矿区概述

1)交通位置

铁法煤业（集团）公司小康煤矿位于辽宁省法库，康平两县之间。小康矿位于康平煤田的东北侧，康平县境内。该井距法库县城约17km，距康平县城13km，距铁法煤业（集团）所在地调兵山车站约35km，东至长大线上的铁岭火车站约67km。铁康公路（铁岭—康平）纵贯井田南北，交通较为便利。交通位置见图1—1。

小康二矿位于康平煤田的东北部，其地理坐标：东经123°20′38″～123°25′55″，北纬42°37′54″～42°41′42″。

12301240125四平市043内 蒙 古 自 治 区0吉林省430科尔沁左后旗阿尔乡二牛所口北四家子东辽昌图西丰开源市铁法市大青老城清河康平康平煤田后新秋哈尔套法库五台子彰武叶茂台登仕堡子依牛堡子铁岭市清源新城子区抚顺420420新民市半拉门兴隆台黑山法哈牛抚顺市沈阳市苏家屯1240交通位置图12501230

图1—1小康二矿交通位置图

Fig.1-1 the tranportation place of Xiaokanger Mine

2)地形地势

本井田东北部为平缓的丘陵，西南部为洪积、冲积平原，地表标高一般在+80~+120m之间。

3)河流、水库及水渠分布

该区无较大河流，只是在井田外的西南有一条小河，为李家河，未流经井田。而在井田的中部、北部和南部有许多人工渠和季节性冲沟；主要有一道河、二道河等。井田西南部有三台子水库，附近康平县设有水产养殖场。水库面积为13.6km2，储水量为4900万.m3，水库平均水位标高为+82m，最低水位标高为+80.2m，最高水位标高为+83.98m。

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水库水的主要来源，除大气降水外主要靠南部的李家河，另一来源为北部的人工渠，引康平西泡子水库水和辽河水入库。

4)气象及地震

本区位于辽河平原西侧，属大陆性气候，一般多风少雨，春干冬寒，一般春、秋、冬三季多风，冬季多西北风，春季多西南风。风力最大至7～9级，瞬时达10级，小至2～3级，无风季节少见。年最大降水量为801mm，年最大蒸发量为2516mm。最高气温为33℃，最低气温为-32℃，结冰期自10月末至翌年4月，最大冻结深度为1.45m。

地震烈级度为VI度（1983年辽宁省地震局资料）。勘察程度为精查。 5)煤田开展历史及现有生产井开采情况

该井田西北部已有一对生产矿井，即康平县三台子煤矿，该井于1978年10月投产，1982年生产能力为100Kt，经第一次改扩建，1985年生产原煤约200Kt。1986年开始进行第二次改扩建，确定年生产能力为450Kt，1989年完成。该井采用斜井开拓，主要开采煤田西北角第13勘探线以北煤层。从该矿生产情况看，区内小断层较多，尤其是落差不大的小断层为数不少，用钻探手段难以查清。因此，本矿井投产后必须加强生产地质工作，为改进采区巷道布置，有效地进行综合机械化开采创造条件。

煤田西南部法库县边家煤矿，设计年生产能力为150Kt，斜井开拓，于1983年6月开工，该井于1988年12月投产。

该井田西部已有一对生产矿井，即铁法煤业（集团）公司大平煤矿，该井于1990年12月开工，2003年12月投产，设计年生产能力为240万t，立井开拓。

6)矿区经济概况

本区为农业区，工业基础较薄弱，除康平县三台子煤矿属康平县地方国营企业外，其它工业很少。矿区附近有电力网。东关屯乡五棵树村有建筑用砂子和卵石，善友、张强乡生产有料石，可做建筑材料用。

1.2 井田及其附近地质特征

1.2.1 地质构造

1.2.1.1 地质年代，地层层序，沉积厚度及岩石特征

小康井田位于康平煤田东北部，其地层层序和含煤地层生年代与区域地层完全一致，

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以前震旦系地层为基底，其上依次沉积了中生界之晚侏罗系、白垩系及新生界之第四系，现由老到新分述如下：

1）前震旦系（Anz）

出露在后门山、土井山、郝官屯及五棵树一带，煤田内没有出露。但在大平煤矿勘探中，在大平煤矿的西部有许多钻孔终孔打到前震旦系，其岩系组成

2）侏罗系上统（J3）

含煤地层无论是岩性特征或生物群组合，从区域对比上看可以与阜新的沙海组相当。在煤田的东部地段该组地层沉积厚度较大，向西逐渐变薄，一般厚度为437m。根据岩性、接触关系和生物化石特征，可将侏罗系由下而上划分为两个组，吐呼鲁组和沙海组地层，吐呼鲁组直接覆盖于前震旦系地层之上，为不整合接触。而沙海组则平行不整合于吐呼鲁组之上。

（1）吐呼鲁组（J3t） 由以下三层组成：

①火山碎屑岩：以火山集块岩为主，夹薄层安山岩，岩块有小气孔，其中有燧石填充。厚度大于30m。

②砂砾岩层：以灰白色砂岩，砂砾岩为主，夹灰黑色泥岩，在泥岩，砂岩中夹有炭质碎片。厚度大于150m。

③红色砂砾岩层：以赭色，灰绿色砾岩为主，夹砂岩及粉砂岩，中下部为灰绿色、赭色砾岩，砾石成份以片麻岩为主，火山岩、石英岩次之。本层厚度西部50～300m，东部大于300m。

（2）沙海组（J3S） 该组地层顶底界面清楚，岩性分异明显且标准，与下伏吐呼鲁组呈假整合接触，按其岩性和化石组合自下而上分为：

a底部砾岩段（J3S1）

在煤田东部的大房申、老边一带出露。在大平煤矿的西部也有许多钻孔见到此层，其岩性以紫色、灰绿色砾岩为主，并夹有薄层砂岩。砾岩以泥质胶结为主，主要成分为绿色片岩，花岗质片麻岩为主，同时也混有少量石英岩及火山砾岩。厚度50～300m。

b砂岩段（J3S2）

在井田东部有出露，以灰、灰白色砂岩为主，夹深灰色泥岩、灰白色砂砾岩，在西部夹炭质页岩及薄煤层，仅13号钻孔见到可采煤层，但分布面积不大，距上部煤层200多m，故无济经济价值。厚度30～230m。

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c含煤段（J3S3）

由煤层、炭质页岩、油页岩、灰白色粉砂岩组成，可采煤层集中于上部，厚度19.5～20.5m。厚度变化是：煤层厚度均匀，无较大变化，仅在中部厚度略有变化。

d油页岩段（J3S4）

以黑褐色油页岩为主，夹黑色泥岩和泥灰岩、菱铁矿透镜体。赋存规律：

油页岩与泥岩易于识别，到井田边缘二者不易识别，厚度井田内东厚西薄，南厚北薄。最大厚度40～50m，分布于3～24号孔一带，最薄10m，分布于北部边缘。

e泥岩段（J3S5）

由于泥岩段下部富含动物化石，而上部则不含，所以又将此层分为动物化石层、泥岩层。

动物化石层（J3S5-1）

本层以黑色泥岩及深灰色粉砂岩为主，含有大量动物化石。一般有以下种属： Crpridea sp （女星虫，未定种） Darwinaded sp （达尔文虫） Cypridea aff praqnata （女星虫） Cypredeafpp （神密女星虫亲近种） Lycapteraypyes sp （狼星虫，未定种）

Turfanaqrapta sp （吐鲁番周佳饰叶肢介，未定种） Ballaamya sp （环棱螺） Sphaereum spp （球 蚬）

动物化石层在井田内沉积稳定。分布于全区是一个良好的标志层。从动物化石面貌上段与阜新沙海组层位相当。

泥岩层（J3S5-2）

上部灰绿色泥岩，夹粉砂岩、细砂岩，在煤田边缘为砂砾岩。本层泥岩具球状，极松软，易风化，遇水后有膨胀现象。该层顶部含有黄铁矿晶体；井田中部缺失此段。厚度变化：南部厚度30～45m，北部5～10m，就井田东西两部分看，共同特点是：中间厚，两侧薄，厚者厚度25～30m，薄者厚度0～5m。

3）、白垩系下统孙家湾组（K1S）

与下伏侏罗系上统呈假整合接触，全区均有分布。

上部主要为赭色粉砂岩、细砂岩、中砂岩、粗砂岩及砾岩等，下部以灰色粉砂岩、细

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砂岩为主，夹泥岩、粗砂岩及薄层砂砾岩，底部普遍有一层较厚的砂砾岩。厚度150～750m。

4）、第四系（Q）

上部为黑色腐植土，厚度0.2～0.5m。中部为灰黄色亚粘土，厚度为2～17m。下部为黄色粗砂，底部含砾，厚度1.5～5m。 1.2.1.2 煤系地质走向、倾斜及其变化规律

煤系地层呈褶曲构造，倾角3°～10°，一般为7°。井田北部倾角较缓，西南部、中南部倾角略大。

本井田受褶皱构造影响，走向及倾斜很不规则，井田内背向斜轴构成“S”形褶曲。东北部地层以拉马屯背斜轴为中心（即165孔207孔）往东、北、南三方向倾斜，西部受高家窝堡背斜的影响，向北倾斜，南部煤系地层基本上，东西走向，向南倾斜。 1.2.1.3 煤田及井田地质构造及其相互关系

煤田位于阴山—天山纬向构造带的北部边缘，亦称内蒙台斜。煤田的形成和发展是受西南部的八虎山古隆起、东部的法库—郝关屯火山岩带北部的华北与东北区域构造界线深大断裂所控制。

井田构造是宽缓的褶曲并拌有断层，岩层倾角3～10°，一般7°左右。 1.2.1.4 断层和褶皱发育情况

井田内褶曲构造以背斜为主，向斜次之。井田内部共有6个断层，具体见表1—1

表１—１主要断层特征表

Tab1-1 major fault features of Table

断层名称 N1DF14 N2DF9 S2DF33 S2DF55 S2DF36 S2DF56

走向 北东 北西 北西 北东 北西 南东

倾斜 南西 南东 南西 南东 南西 北东

倾角 30°～60° 36° 60°~80° 45°~55° 55°~65° 60°

落差(m) 0~7 0~17 0~32 2~15 26 28

性质 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层

1.2.1.5 岩浆岩

从精查勘探和生产补勘、及邻近矿井生产实见的资料分析，小康井田没有岩浆岩的存在。

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1.2.2 煤层及煤质

1.2.2.1含煤层数、煤层厚度、顶底板岩性及其变化规律

本井田有两个可采煤层，赋存深度为-290～-524m。井田西部含煤层总厚度一般为8m左右，西北侧边缘明显变薄，井田东部含煤层总厚度一般7m左右，其南侧8～9m。

煤层平均可采厚度为8m，其变化规律是南部厚，北部薄，中央厚，边缘薄。 煤层在井田内是比较稳定的，变化较小，规律性强，

煤层顶板为10～50m厚的致密的油页岩，隔水性能良好，油页岩厚度为东部厚、西部薄、南部厚、北部薄、最大厚度为45～50m，北部边缘最薄为10m。

煤层底板为10～50m厚的粉砂岩、细砂岩，再往下为粗砂岩或砂砾岩。东北部上分层底板为砂砾岩。

1.2.2.2煤层结构、夹石岩性及厚度

煤层由2个自然分层组成，变化规律是南部煤的夹石薄，均能合层计算储量，可采厚度大；向北煤层夹石增厚，煤自然分层逐渐分开，煤层中间出现砂砾岩夹石，形成两个独立可采煤层。

煤层结构略显复杂，煤层中的夹石主要是炭质泥岩和泥岩。 1.2.2.3煤质

本井田均为长焰煤，煤为褐黑色，条痕褐色，沥青光泽，有的亦为弱玻璃光泽或似玻璃光泽，具不平坦状、眼球状和贝壳状断口，结构为线理状，条带状和透镜状。原煤水分一般为8～12%平均为10%。原煤灰分平均为22%，属中等灰分。净煤挥发分平均为42%。粘结性：原煤1～3，净煤2～4。原煤发热量平均为5353Cal/g。硫和磷：硫一般为1.5～2.5%，平均为2%；磷一般为0.01～0.06%，平均为0.038%，属中硫低磷煤。含油率为8.27%，属富油煤层。灰溶点（T2）：一般为1250～1400℃，平均为1345℃，属难熔灰份。容重平均为1.35t/m3。可做动力用煤和炼油用煤。

煤质变化的几点规律

从井田南部及北部边缘向其中部，灰份逐渐降低，发热量逐渐增高。井田东西方向灰份及发热量变化较小，南北方向变化较大。 1.2.2.4煤质及工业用途评述

井田内煤层的煤质牌号单一，结合工业用煤，炼油用煤，气化用煤的要求，井田内的

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煤可做为动力用煤和炼油用煤。煤中的硫、煤灰中的SiO2等都可以进行综合利用。随着工农业生产的高速发展和生活水平的提高，对煤炭的综合加工利用将会出现更新的面貌。

地 层厚度（m）界系统 组段代号最小 最大柱 状岩 性 描 述物 性 曲 线 特 征一般 第四系,上部为黑色腐新第植土，厚0.2 ～ 0.5米。生四中部为黄色粘土，厚12 -界系16—3527米。下部为黄色粗砂，Q30底部含砾，厚11.5～15米。不整合白孙 白垩系，上部为赭色粉砂岩,细砂岩,中粗砂和砾岩等。细砂岩为主,夹泥岩,粗砂岩及薄层砾岩,底部家普遍有一层较厚的砂砾岩。假整合恶 泥岩段,上部为灰绿湾色泥岩,夹粉砂岩,薄层砂砾岩。顶部含黄铁矿晶体,下部黑色泥岩,夹深灰色粉砂岩,富含动物化石,其中中主要有: Cyprlded sp(女星虫组未定种) Darwludls sp(达尔文虫) Cyprlda aff系prvgnata(女星虫)K s150-7501350 Cyprldla fpp(神秘女星虫)泥 Cyeoptardypylasp{狼星虫未定种)岩 Turfoaagrapyla sp(周佳饰叶肢介) Baleamya sp (环棱段螺)5—45 Sphalrlun spp(球蚬)20 井田中部缺矢此段,沙边缘变薄。侏上油页岩段 油页岩段,以黑色油页岩10—50为主,夹黑色泥30岩和泥灰岩,菱铁矿透镜体,向含海井田边缘变薄,生质差.煤段 含煤段,由煤层,炭质54—56页岩,砂岩组成,煤层有两55个分层，每个分层均可采，煤层1平均可采厚度3.5m，砂煤层2平均可采厚度4.5m,它们之间的间距为20m岩组罗段 砂岩段，灰、灰白色30—230砂岩为主,灰白色砂砾岩,150在西部夹炭质页岩及薄煤红一层,仅13号钻孔见煤2.24米.色假整合段 红色砂砾岩层,以赭色,吐50—300灰绿色砾岩为主,夹砂岩及170粉砂岩,中下部为灰绿,赭色砾岩,砾石成分以片麻岩为砂主,火山岩,石英次之.呼砾 砂砾岩层,灰白界色砂岩,砂砾岩为主,岩夹灰黑色泥岩,在泥段岩中有炭质碎片.150鲁火假整合统 山系碎 火山碎屑岩,以火山屑集块岩为主,夹薄层安山岩岩,岩块有小气孔,其中组有碎石充填.J t330不整合前太 前震旦系,小康南矿震古以绿泥石片岩旦地层综合柱状图界为主,尚有云母系片岩,该系中有编 制矿 长审 校审 校花岗岩、闪长总工程师比 例 尺1:1000A Zn70岩侵入.科 长图 号日 期2008.01资料来源 勘探 图1-2小康二矿地层综合柱状图

Fig1-2 Formatin integrated histogram of Xiaokang No2 Mine

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1.2.3瓦斯情况及煤的自燃及煤尘爆炸指数

根据地质报告，井田瓦斯成份分析：CH4占60～70%，CO2占3～5%，N2占20～30%。按瓦斯带的划分属于氮气~沼气带，属低沼气矿井。

煤层有自燃发火危险。根据小康二矿的资料，煤的发火期为1～3个月，最短20d。 煤尘爆炸指数为41.47%，具有爆炸危险性。

1.2.4水文地质

1.2.4.1含水层、隔水层分布情况及变化规律

含水层及隔水层分述如下： 1、第四系洪积含水层

主要分布在东部低洼处，一般厚度为4m。上部由1.9～2.1m黄色粘土所复盖，下部由黄色及灰白色粉砂及砂砾所组成。

2、白垩系砂岩、砂砾岩承压含水层

白垩系分布全井田，厚度在家50～200m之间，一般为77m，由煤田中心向南逐渐增厚。大部由泥质（或钙质）胶结的灰色和灰绿色的砂岩、砂砾岩所组成。结构致密，透水性很弱，由于压力作用，在个别钻孔发现长期涌水，如工业场地附近的614孔，水头高出地表5～6m。

3、侏罗系底部砂岩、砂砾岩承压含水层

该层赋存于煤层之下，大部分由钙质和泥质胶结的灰白色砂砾岩所组成。结构致密坚硬，渗透性很强。

4、侏罗系油页岩隔水层

该层赋存于煤层顶部，全井田普遍发育，厚度一般为10～50m。该层为不透水层，在不受构造破坏的情况下，能起隔水作用。其分布由北向南逐渐增厚。 1.2.4.2含水层的富水性

本区含水层的主要补给来源为大气降水，地表水的渗透补给对第四系和白垩系虽有影响但影响不大。人工渠和季节性积水，对于粘土覆盖层较薄地段，则渗透补给良好。各含水层之间都存在微弱渗透补给，而含水层的排泄除垂直渗透外，第四系含水层主要依靠蒸发。而深层水的排泄只在水位差变化大，迳流条件良好地段排泄则较好，而其它排泄条件很差。本井田预计涌水量见表1—2。

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表1—2预计涌水量表

Tab1-2 the calculation quanty of water

含水层

渗透系数 （m/d）

白垩系风化带 白垩系底部 含水层 侏罗系含水层

0.00230

24

800.6

5594.79

24.99

0.379 0.01707

含水层厚度 （m） 24 77.5

水头高度 （m） 66 740.67

引用半径 （m） 4045.13 2622.60

井田预计涌水（m/h） 776.56 190.10

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1.2.4.3邻近矿井的涌水量及积水情况

本井田的含水层渗透较弱，无构造裂隙沟通过，水量均不大。据小康二矿的实际情况，白垩系风化带41.5m处的白色粗砂岩有滴水现象，余者几乎均无水。 1.2.4.4断层的导水性

从钻孔所揭露断层来看，一般都为闭合断层，未发现断面漏水现象。 1.2.4.5矿井水的水质

第四纪洪积层水的碱度很高，一般为重碳酸钙钠型水，白垩系含水层水质亦为重碳酸钙钠型水。 1.2.4.6矿井涌水量

根据地质报告及生产矿井的实践，预计本矿井自然涌水量为80m3/h，加上消火注浆用水，正常涌水量90m3/h，最大涌水量按120m3/h设计。 1.2.4.7岩石工程地质特征

1）煤层直接顶板

小康井田1#煤层无伪顶，直接顶为10～50m厚的结构致密、细腻、无裂隙油页岩（在油页岩中夹有1～3层薄层灰质泥岩，厚度0.10～0.30m，下部含有菱铁矿薄层），黑褐色，以泥质成分为主，似层状结构、块状构造，富含油质；易风化，风化后呈片状，干后粉碎崩解；易冒落，不易维护，属于较软弱岩层。

总之，该井田煤层直接顶的抗压强度小于1000kg/cm2，属于半坚硬岩石，按其坚固程度可属于软质岩石，易冒落，不易维护。

2）煤层直接底板

煤层底板在井田上分层底板为砂砾岩，其余各地段煤层底板是由粉砂岩、细砂岩组成，

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以粉砂岩为主。粉砂岩：灰或灰白色，主要矿物成分为石英、长石，具粉砂质结构，块状构造，内生裂隙不发育。

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2 井田境界及储量

2.1 井田境界

2.1.1 井田范围

本井田西部以41532000经线为界，东、南、北部以煤层最低可采边界线为界。井田东西长约2.53～3.42Km，南北宽约6.16～6.85Km，面积为19.08Km2。小康井田：上界-290m标高，深部到-524m标高。

2.1.2 边界矿柱留设

1)矿井走向长6.16～6.85km，倾斜长2.53～3.42km，精查勘探面积约19.08平方公里，井田内地形比较完整，井田四周边界留30m煤柱（依规程）。

2)工业广场保护煤柱留设：应在确定地面保护面积后，用移动角圈定煤柱范围，工业场地地面受保护面积应包括保护对象及宽度15m的围护带。

3)在工业场地内的立井，圈定保护煤柱时，地面受保护对象应包括绞车房、井口房或通风机房、风道等，围护带宽度为20m。为了保护工业场地设施，工业场地及注浆站均留设了安全煤柱。

第四系表土层的移动角按45°，岩石移动角参照铁法矿区的观测资料，按65°留设。 4)采区边界煤柱：相邻两个采区留10m的采区边界煤柱。 5)大巷每侧留设20m。 6)断层煤柱：两边各留20m

2.1.3 边界的合理性

在本井田的划分中，充分的利用到自然条件，即利用断层划分井田，使断层的保护煤柱成为井田的边界，这样既降低了煤柱的损失，也减少了开采技术上的困难。同时，本井田的划分使储量与生产相适应，矿井生产能力与煤层赋存条件、开采技术装备条件相适应。井田有合理的尺寸，阶段垂高满足《设计规范》的要求，走向长度大于倾斜长度，使矿井的开采有足够的储量和足够的服务年限，避免矿井生产接替紧张。

这种划分方法合理地规划矿井开采范围，处理好与相邻矿井之间的关系，浅部和深部划归邻矿开采，避免了浅部和深部形成复杂的接茬关系给开采造成困难。

因此，综上来看，本井田的划分是合理的，也就是说本井田设计的边界是合理的。

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2.2 井田储量

2.2.1储量计算原则

1)按照地下实际埋藏的煤炭储量计算，不考虑开采、选矿及加工时的损失。 2)储量计算的最大垂深与勘探深度一致，对于大、中型矿井，一般不超过1000米。 3)精查阶段的煤炭储量计算范围，应与所划定的井田边界范围相一致。 4)凡是分水平开采的井田，在计算储量时，也应该分水平计算储量。

5)由于某种技术条件的限制不能采出的煤炭，如在铁路、大河流、重要建筑物等两侧的保安煤柱，要分别计算储量。

6)煤层倾角不大于15度时，可用煤层的伪厚度和水平投影面积计算储量。 7)煤层中所夹的大于0.05米厚的高灰煤（夹矸）不参与储量的计算。 8)参与储量计算的各煤层原煤干燥时的灰分不大于40%。

2.2.2 井田工业储量

井田内煤层厚度、质量均符合当前的煤矿开采经济技术条件，且对煤层的勘探和研究查明程度较高，井田内储量均属工业储量。

根据储量计算公式：Z=SMr/cosɑ （2-1） 式中： Z ——矿井的工业储量，t

M ——可采煤层总厚度，m S ——井田面积，km²

r ——煤的容重，r=1.35t/m³

—煤层平均倾角(°)。

Z=8×19.08×1.35/cos7°=2.06亿吨

表2-1煤层工业储量表

Tab2-1 Industrial reserves of coal Table

序号 煤层号 煤厚 ，米

倾角 ，度 3-11 3-11

面积 ，平方千米 19.08 19.08

工业储量 ，万吨 9015 11591

1 2

1# 2#

3.5 4.5

井田内工业储量为2.06亿t，可采储量141.975Mt。高级储量分布在井田中部。井田内共有两个可采煤层（1#煤3.5m、2#煤4.5m），煤的容重为1.35t/m3。

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2.2.3 井田的地质损失，永久煤柱损失

1)断层损失

本井田内主要有6个断层，6条断层的损失面积大约为997592.6m2， 平均煤厚8m，所以地质损失为997592.6×8×1.35=1077.4万吨

2)境界煤柱损失

井田四周留设30米煤柱，经计算，境界煤柱损失为592.6万吨。 3)广场煤柱损失

由《设计规范》规定：大型矿井工业场地占地为0.8～1.1公顷/10万吨，所以本矿井的工业场地面积为：S=15×1=15公顷，依据井田形状选择长度为500m，宽度为300m的长方形。经过计算，工业场地煤柱损失为486万吨。本矿井采用立井开拓，井筒保护煤柱在工业场地压煤范围之内，故没有井筒压煤损失。

4)全矿采区回采率

由《设计规范》第2.1.3条，矿井采区回采率，应该符合下列规定：厚煤层不应小于75﹪；中厚煤层不应小于80﹪；薄煤层不应小于85﹪。

本矿的两层煤厚度分别为3.5m和4.5m，故回采率为0.75 5)永久煤柱损失

(1)矿井边界保护煤柱损失=30×8×18291.17×1.35=592.6万吨 (2)断层煤柱损失

本井田内主要有6个断层，6条断层的损失面积大约为997592.6m2，平均煤厚8m，所以地质损失为997592.6×8×1.35=1077.4万吨

综上，该矿永久煤柱损失量为

592.6+1077.4=1670万吨

6）暂时煤柱损失 (1)工业广场压煤损失：

工业场地压煤是不规则梯形区域，面积450030.5m2，平均煤厚8m，所以其损失为： 450030.5×8×1.35=486万吨

(2)每三条大巷之间留40米煤柱，一侧各留20米煤柱，平均煤厚8m， 煤柱损失量=（40+20+20+12）×4549.2×8×1.35=452万吨

(3)带区之间各留10米保护煤柱，这个煤柱损失量为129058×8×1.35=139.4万吨 暂时煤柱损失=486+452+139.4=1077.4万吨

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则井田的可采储量计算公式:

Zk=(ZG-P)·C (2—1)

式中：Zk—矿井可采储量 ZG—矿井工业储量

P—永久煤柱量 P=1670万吨 (2—2) C—采区采出率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8；薄煤层不低于0.85；

地方小煤矿不低于0.7

则 Zk=(ZG-P)·C (2 =（20600-1670）×0.75 =14197.5万吨

即该井田的可采储量为14197.5万吨。

—3)

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3 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度

3.1 矿井年产量及服务年限

3.1.1 矿井的产量

矿井的年产量（年生产能力）确定的合理与否，对保证矿井能否迅速投产、达产和产生效益至关重要。而矿井生产能力与井田地质构造、水文地质条件、煤炭储量及质量、煤层赋存条件、建井条件、采掘机械化装备水平及市场销售量等许多因素有关。经分析比较，设计矿井的生产能力确定为1.50Mt/a，合理可行，理由如下：

1)储量丰富

煤炭储量是决定矿井生产能力的主要因素之一。本井田内可采的煤层达到2层，保有工业储量为2.06亿吨，按照1.50Mt/a的生产能力，能够满足矿井服务年限的要求，而且投入少、效率高、成本低、效益好。

2)开采技术条件好

本井田煤层赋存稳定，井田面积大，煤层埋藏适中，倾角小，结构简单，水文地质条件及地质构造简单，煤层结构单一，适宜综合机械化开采，可采煤层均为厚煤层，适合高产高效工作面开采。近年来，“高产高效”工艺在煤矿成产中有了很大发展，而且该工艺投入少、效率高、成本低、效益好、生产集中简单、开采技术基本趋于成熟。

综上所述，由于矿井优越的条件及外部运输条件，有利于把本矿井建设成为一个高产高效矿井。矿井的年生产能力为1.50Mt是可行的、合理的。

3.1.2 服务年限

矿井保有工业储量2.06亿吨，可采储量14197.5万t，按1.50Mt/a的生产能力，考虑1.4的储量备用系数，则

P=Z/（A×K） （3-1）

式中： K ——矿井备用系数，取1.4 A ——矿井生产能力，1.50Mt/a Z ——矿井可采储量 P ——矿井服务年限 代入数据得

P=14197.5/（150×1.4）=67.6年

因为服务年限大于60年，所以符合《设计规范》要求。

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3.2 矿井的工作制度

1)矿井的年工作日数：330天 2)每昼夜提升时数：16小时

3)工作制：本矿井主要采掘设备设备可靠性强，日常维修及维护工程量较少。因此，矿井工作制度采用“三八”制，两班半采煤，半班检修。采用这种方法既增加了出煤时间，又保证了设备的维修，从而可以大幅度提高工作面单产和保证设备的正常运转，减轻了工人体力劳动，提高了工作效率。

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4 井田开拓

井田开拓方式应根据矿井设计生产能力、地形地貌条件、井田地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件、装备条件、地面外部条件等因素，通过方案比较或系统优化后确定。

4.1 井筒形式、位置和数目的确定

4.1.1 井筒形式的确定

矿井开拓，就其井筒形式来说，一般有以下几种形式：平硐、斜井、立井和混合式。下面就几种形式进行技术分析，然后进行确定采用哪种开拓方式。

平硐：一般就是适合于煤层埋藏较浅，而且要有适合于开掘平硐的高地势，例如山地或丘陵，也就是要有高于工业广场以上具有一定煤炭储量。本井田地势比较平缓，而且煤层埋藏较深，很显然，利用平硐开拓对于本井田来说是没有可行性的。

斜井：利用斜井开拓要求煤层埋藏较浅、倾角较大的倾斜煤层，且地表冲积层较薄，采用斜井开拓。

立井：适用于开采煤层埋藏较深且地表附近冲积层较厚的情况，而且越是这种情况就越能显示出竖井的优越性。

本井田为隐伏煤田，煤层赋存于－290m～－524m之间，埋藏较深，倾角平缓，大部分倾角在7°左右。如果用斜井开拓，则井筒工程量大，辅助提升困难，施工工期长，压煤多，所以经方案比较采用立井单水平开拓方式。矿井水平标高设在－290m水平，井底车场及运输大巷均布置在煤层底板较坚硬的岩层里。根据《设计规范》第3.1.4条：煤层埋藏较深，表土层较厚，水文地质条件复杂及主要可采煤层赋存比较稳定，储量比较丰富等特点，本设计采用立井开拓方式。而且采用立井开拓井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。基岩赋存较稳定，开凿以后，其维护费用几乎为零，本井田采用立井开拓时，对于煤炭的提升也较为有利。

4.1.2 井筒数目及位置的确定

1) 井筒数目

本矿年产量1.50Mt，属大型矿井，选用中央并列式通风，但是考虑到井型大、地温高，在开拓时，需要另设风井，所以决定采用三个立井：主井、副井和风井。这样确定的井筒数目可以满足矿井提煤、运料、通风的要求，保证矿井生产高产、高效、安全，有助于本矿的正常有序发展。 2)选择井筒位置的原则

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a有利于第一水平的开采，并且兼顾其它水平，有利于井底车场布置和主要运输大巷的位置选择，石门工程量小；

b有利于首采区的布置，在井筒附近的富煤块段，首采区少迁移或不迁移； c井田两翼储量要基本平衡；

d井筒不穿过厚表土层、厚含水层、断层、破碎带、煤与瓦斯突出煤层或较弱的岩层； e工业场地应充分利用地形，有良好的工程地质条件，并避开高山、低洼地和采空区，不受塌陷、滑坡和洪水威胁；

f工业场地宜少占农田，少压煤；

g水源、电源较近，矿井设在铁路专用线路、道路布置合理。

在煤层走向方向尽量位于井田的中央，即要求其两翼的长度和储量大致相等。这主要是考虑到矿井的煤炭运输问题。当井筒位于井田内的煤炭储量中心时，全矿的运输费用达到最低，当井筒位于井田一翼而形成单翼开采时，矿井的运输费用将增加一倍。这样，由于技术上的不合理而带来经济上的不合理，所以布置单翼开采的井田显然是不可行的，根据煤层分布，选择较井田中央的位置布置主井和副井。 3)风井井口位置的选择

风井井口位置的选择，应在满足通风要求的前提下与提升井筒的贯通距离较短，并应利用各种煤柱；故风井井口位置选定在工业广场内。

4.1.3 井筒参数

小康井田采用立井、上下山开拓方式。通风方式为中央并列式通风。 在井田中央开凿三个立井，即主井、副井、风井，井型及用途等见表4-1。

表4-1井筒特征表

Tab.4-1 pit shaft of the table

井筒 名称 主井 副井 风井

提升煤炭 辅助提升、通风 回风兼安全出口 井筒用途·

井筒长度

m 447.6 444.2 432.3

断 面 尺 寸 直径m 6.0 6.5 4.5

净断面积m²

28.3 33.2 15.9

标 高 m +85.00 +85.00 +83.00

井筒 型式 立井 立井 立井

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图4-1主井断面图

Fig.4-1 cross section of main shaft

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图4-2副井断面图

Fig.4-2 cross section sketch of auxiliary

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郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计 井筒中心线 图4-3风井断面图

Fig.4-3 cross section sketch of air shaft

4.2 开采水平设计

4.2.1 水平高度的确定

确定原则：要保证正常接替与均衡生产，保证开采水平有合理服务年限和足够储量，保证经济上有利。

本井田的属于缓倾斜煤层，其倾角为3度—11度不等，煤层垂高为234米（从-290m标高—-524m标高），煤层倾向长度较短。

本井田采用两个水平进行开拓。两个水平开拓只适合于煤层倾角较小，而且其倾斜长

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度又较小的条件，很显然，本井田的实际情况决定了采用两个水平开拓的方法是可行的。

根据《煤炭工业矿井设计规范》：当煤层倾角小于12度，条件适宜时，可优先采用倾斜长壁采煤法。综上所述，本矿井采用两个水平分上下山开采，水平设在-290m水平，共两个开采煤层，水平的服务年限也就是整个矿井的服务年限。

4.2.2 设计水平的巷道布置

大巷的布置方式

井田北一带区布置一条主要运输大巷开采北一的煤层。

考虑到巷道维护条件好，运输大巷不留煤柱，运输大巷设在煤层底板35m左右的砂岩中。

根据各带区煤层赋存条件，中央风井总回风道布置在-347m水平。北一、北二、南一、西一、东一和东二带区均由中央风井排风。

本矿井开采水平设在-290m水平，共两个开采煤层，煤层间距分别为20m。本矿井煤层倾角小，与煤层连接适宜采用大巷代替石门，这样可以减少开拓巷道工程量，节省投资，同时可以缩短运输线路。

4.2.3 大巷的位置及规格

1)大巷的位置

本矿井可采煤层有二层，分别为3.5m、4.5m厚。胶带运输大巷布置在煤层底板岩石中的-373m水平，三条大巷是在岩层中布置的，运输大巷、轨道大巷与回风大巷分开布置，牵引依照煤炭安全规程采用防爆电机车牵引。

2)大巷的用途及规格

a. 运输大巷承担运煤任务，在运输大巷内布置带式输送机；回风大巷承担回风的任务；轨道大巷承担运料、行人的任务，用齿轨卡轨车将材料运到工作面，从而实现了从大巷到带区、工作面辅助运输的连续性。

b. 大巷的规格：因为大巷的服务年限都比较长，所以都采用锚喷支护。

4.3 带区划分及开采顺序

4.3.1 带区形式及尺寸的确定

根据煤层的赋存条件，该井田煤层倾角平缓，大部分倾角在7°左右，最大达到11°左右，因而采用带区式布置。

带区区域的划分应以适应带区机械化采煤为依据，有利于带区正常生产和接替，能充

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分发挥带区综采的优势。

综上所述，设计带区划分以工业广场保护煤柱为界，全井田划分为6个大带区，其编号为南一、西一、东一、东二、北一、北二。

带区是矿井生产的基本单元。带区尺寸主要受到地质、技术、经济因素影响。根据设计矿井特点：煤层赋存稳定、倾角小，因此划分带区是着重考虑技术经济因素，共划分为6个带区。详细情况见矿井开拓平面图。

093R02030902R240050015000002°7400200200540003002504780巷道断面特征断 面掘进高度掘进宽度喷 厚净周长锚 杆支架净尺寸掘进尺寸(mm)(mm)(mm)(m)直径间距锚深（mm）（mm）（mm）类型型钢14.2819.484590478025014.28248002300U形棚36U图4-4运输大巷断面图

Fig.4-4 cross section sketch of transportation road way

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0930522RR2640240005741000160019000002600400°075200025020525045003005280巷道断面特征断 面掘进高度掘进宽度喷 厚净周长锚 杆支架净尺寸掘进尺寸(mm)(mm)(mm)(m)直径间距锚深（mm）（mm）（mm）类型型钢17.8522.564840528025015.965248002300U形棚36U图4-5轨道大巷断面图

Fig.4-5 strap tunnel cross-section

0930522RR2640240005740002600400°7205020525045003005280巷道断面特征断 面掘进高度掘进宽度喷 厚净周长锚 杆支架净尺寸掘进尺寸(mm)(mm)(mm)(m)直径间距锚深（mm）（mm）（mm）类型型钢17.8522.564840528025015.965248002300U形棚36U图4—6回风大巷断面图

Fig.4-6 strap tunnal cross-section

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4.3.2 开采顺序

合理的开采顺序是在考虑到煤层采动影响的前提下，有计划、有步骤地按一定顺序进行，保障采区、工作面的正常接替，以便保证开采水平、采区、回采工作面的正常接替，保证矿井连续、稳定、高产，最大限度地采出煤炭资源，减少巷道掘进率及维护工程量，合理集中生产，充分发挥设备能力，提高技术经济效益，便于防止灾害，保证安全、均衡、高效生产，并且有利于提高技术经济指标。整个井田：开采工作考虑到建井工期和投产初期的运输问题，首采带区设在工业广场北部的N1带区。

表4-2带区划分明细表 Tab. 4-2 zone features a table

项目 北一带区 北二带区 西一带区 南一带区 东一带区 东二带区

走向长度，km

1.72 1.5 1.42 2.12 0.75 1.73

倾斜长度，km

2.06 1.86 2.42 2.47 1.61 1.2

煤层厚度，m

3.5 3.5 3.5 3.5 3.5 3.5

工业储量，Mt

35.85 23.35 38.12 58.17 12.86 18.09

工作面：回采工作面推进方式是从带区边界向大巷推进，即工作面后退式。

4.4 开采水平与回风水平井底车场形式的选择

4.4.1 开采水平与回风水平井底车场选择的依据

本矿井是单水平开采，开采水平置于-290m水平，在-362m水平布置井底车场，然后依次布置运输大巷、轨道大巷，回风大巷。

决定井底车场形式选择的因素：

1)保证矿井的设计生产能力为：1.50M吨/年，每年的工作日为330天，每日净提升时间为16小时。有足够的富裕系数，有增产的可能性；

2)立井开拓，井田两翼运输量大致相等，调车简单，管理方便，弯道及岔道少；井巷工程量少，建井投资少，便于维护，生产成本低。施工方便，各井筒、巷道间能迅速贯通，缩短建设时间；

3)主井净直径6米，副井净直径6.5米，风井净直径4.5米，井下主要运输大巷采用皮带运输机运输，其辅助运输采用齿轨卡轨车运输。

4)煤巷布置，掘进出煤量为产量的5%，由副井提升。

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5)矿井为低沼气矿井，相对瓦斯涌出量为1.17m3/t，绝对瓦斯涌出量7.95m3/min； 6)选择井底车场形式并由主要运输大巷、轨道大巷、回风大巷与煤层平巷相连。 7)操作安全，符合有关规程、规范的要求；

根据以上具体设计条件，本矿井设计为卧式车场，采用单一水平开拓，井底车场水平标高为-362m。

由于各带区距井底车场较近，带区所采出的煤分别由各带区的胶带输送机直接向井底煤仓卸载。因此井底车场轨道运输系统比较简单，只担负矸石、材料、设备等辅助运输任务。

经多方案比较，决定采用如图4—6卧式井底车场型式。该方案具有工程量少、调车时间短等优点。

图4-7井底车场

Figure4-7 bottom of the well maintained

4.4.2 井底车场硐室

井底车场的主要硐室为主井煤仓及装载硐室、中央变电所、中央水泵房及火药库。 a主井煤仓及装载硐室

根据《规范》规定，矿井的煤仓容量为

Qmc=（0.15～0.25）Amc (4-1)

式中， Qmc—井底煤仓容量 Amc—矿井日产量

0.15～0.25—系数，大型矿井取大值，小型矿井取小值， 本设计取0.20；

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Amc=186×0.6×10×3.5×1.35×0.93=4904t 则井底煤仓容量为：

Qmc=0.20×4904=980.8，t

b中央水泵房及中央变电所

中央水泵房和中央变电所应联合布置，以便使中央变电所向中央水泵房的供电距离最短。中央变电所和中央水泵房建成联合硐室，一般布置在副井井筒与井底车场连接处附近，当矿井突然发生水灾时，仍能继续供电，照明排水，为便于设备的检修及运送，水泵房应靠近副井空车线一侧。水泵房与变电所之间用耐火材料砌筑隔墙，并设置铁板门为防止井下突然涌水淹没矿井。变电所与水泵房的底板标高应高出井筒与井底车场连结处巷道轨面标高0.5米，水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置密闭门。

水泵房经管子道与井筒相连接，管子道与井筒连接处要高出水泵房底板标高7米以上，管子道与井筒的倾角通常为25°～30°，可保证水泵房与副井运输巷道之间有10米以上岩柱，管子道的断面大小，应保证敷设排水管路后，还能通过水泵、电机等设备，以便矿井发生水灾时，关闭水泵房的防水门后，仍可通过管子道增添排水设备，保证水泵房正常排水。水仓入口，一般设在空车线，井底车场标高最低点处，确定水仓入口时，应注意水仓装满水，一般副井井底较深时，采用泄水巷至主井清理井底洒煤斜巷排水；当副井井底较浅时，可设水窑泵房单独排水。

c火药库 1)库房位置

a火药库距井筒、井底车场、主要运输巷道、主要硐室以及影响全矿井或部分采区通风的风门直线距离，硐室式的不得小于100米，壁槽式的不得小于60米；

b库房距地面或上下巷道的直线距离，硐室式不得小于30米；

c库房应布置在稳定的岩石中，避开含水层与岩石破碎带及远离采动影响的范围； d应选择在干燥，通风良好，运输方便和容易布置回风道的地点，距井筒、井底车场的重要巷道及硐室应有必要的安全距离；

e用有单独的进风风流，其回风道用直接与风口相连，以保证独立的通风系统。 2)火药库形式

井下火药库为壁槽式，库房距井底车场调车线60m。库内可储存火药2400kg，雷管18000发的标准爆破材料库。火药库通风是由车场轨道大巷进入，经库房，火药库回风道进入回风大巷，该库独立回风，通过主要回风大巷经由中央风井排至地面。

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图4-8.井底煤仓 Fig.4-8 shaft coal pocket

图4-9.中央变电所和中央水泵房联合硐室

Fig.4-9 central substation and the central pump the joint chamber

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图4-10.火药库

Fig.4-10 blast material storage

4.5 开拓系统综述

4.5.1 系统概况

本矿井共有三个掘进队，主井和副井及风井同时掘进，分别掘至开采水平和回风水平后，掘进井底车场及各硐室、运输大巷、回风大巷、火药库，然后掘进运输大巷、轨道大巷、回风大巷以及煤层平巷和工作面辅助巷道，还有工作面的运输巷和回风巷及开切眼，贯通工作面进行回采。

设计矿井采用立井开拓，共3个井筒，主箕斗立井、副罐笼立井、中央风井，采用中央并列式通风方式。矿井开采水平在-290m标高位置，矿井正常生产时，一个采区一个综采工作面保证年产量。现就开拓系统内的各生产系统分别加以描述。

1)开拓系统中的井巷系统

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由三个井筒（主、副、风井）下到-362m水平，主副井通过井底车场和主要运输大巷与各煤层运输大巷相连，风井通过主要回风大巷与各煤层的回风大巷相连接。煤层运输和回风大巷与工作面的运输和回风巷道相连接。

2)通风系统

矿井的通风方式为中央并列式。

通风线路：由副井→井底车场→轨道大巷→进风斜巷→煤层平巷→运输顺槽→工作面→回风顺槽→煤层平巷→回风斜巷→回风大巷→风井→地面

3)运输系统

其中包括运煤、排矸、运料和设备以及人员的运送系统，现在分别描述如下： a运煤系统：工作面出煤→工作面运输顺槽→煤层平巷→带区煤仓→主要运输大巷→井底煤仓→由主井提升到地面

b运料系统：副井→井底车场→主要轨道大巷→运料斜巷→煤层平巷→带区回风顺槽→工作面

c行人系统：井下工作人员由副井→井底车场→主要轨道大巷→运料行人斜巷→煤层平巷→带区回风顺槽巷→工作面

d排矸系统：掘进工作面→掘进巷道→煤层平巷→运料斜巷→轨道大巷→井底车场→副井

4)防火灌浆系统

本井田的煤层，发火期短，且根据“所有厚煤层都应该按自燃发火危险煤层处理”的原则：

a灌浆能把采空区周围的隔离煤柱的裂隙填满塞严，减少漏风供养，阻止碎煤氧化自 燃。

b灌浆能把废弃在采空区的易燃碎煤、浮煤包裹起来，隔绝外部空气，延缓氧化自燃的速度。

c灌浆回水在采空区过滤时，能带走大量的热量，沉积下来的泥浆还能够继续起冷却的作用。

d泥浆灌入采空区沉淀，对浮矸、碎石起胶结作用，易形成再生顶板，有利于对本矿煤层的顶板管理。

对井下的采空区灌浆，由于使用综采设备，只能沿回风顺槽向采空区喷浆，即当工作面推进的时候，就在回风斜巷内铺设灌浆管。等工作面推进一定距离后，就对采空区进行

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灌浆。泥浆水土比的确定要看具体情况而定。在煤层倾角较小的地带，为了使泥浆能充分进入采空区，就得使泥浆的水土比较小，在煤层倾角较大的地方，泥浆水土比可适当的加大。

整个灌浆系统的管路敷设如下：地面灌浆站搅拌池→灌浆泵→沿风井管子道→主管、分管→回风斜巷→工作面采空区

4.5.2 移交生产时井巷的开凿位置、初期工程量

1)矿井移交生产时的标准：

a井上、下各生产系统基本完成，并能进行正常的安全的生产。 b回采工作面长度一般不少于设计回采工作面长度的50%。 c工业广场内的行政、公共设施全部建成。 d居住区及其设施基本完成。

有了以上的移交生产标准也就决定了矿井在移交生产时井巷的开凿位置。 2)移交生产时井巷开凿的位置

本矿井设计中，全矿的年产量由一个综采工作面保证，移交生产时，运输大巷、轨道大巷以及回风大巷掘进到煤层即停止掘进，煤层平巷掘进到首采区（N1带区），掘进带区运输顺槽和回风顺槽，然后掘进开切眼。

3)初期工程量

主要是井筒的掘进和井底车场的开掘，然后是三条大巷的开拓，最后为工作面生产系统的布置。

(1)根据《煤炭工业设计规范》规定：150万吨的矿井第一水平服务年限不得小于30年。

(2)根据煤层赋存条件及地质构造

煤层的倾角不同对阶段垂高影响较大，对于近水平煤层阶段高度已经无实际意义，应按水平两侧盘区上下山长度或条带的推进长度来确定水平的范围，并要保证水平的服务年限，当近水平煤层的间距较大时，可以根据赋存深度的不同，分组设置开采水平，有时也利用地质构造划分阶段，如向斜轴向、走向大断层或其它构造变化等。

4)根据生产成本

对于近水平煤层，全矿井的水平数目减少，水平储量增加，分配到每吨煤的折旧费减少，但水平长度过大会使一部分经营费用相应增加，其中随着水平增大而减少的费用有：井底车场、运输大巷、回风大巷、轨道大巷的掘进费、设备购置及安装费用等；增加的费

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

用有：通风费、提升费、倾斜巷道的修护费，此外还延长生产时间增加初期投资。因此，要针对矿井的具体条件提出几个方案进行技术经济比较，选择最优的方案。

5)根据带区接替关系

在第一带区减产之前，新的带区即做好准备，因此一个带区从投产到减产为止的时间，必须大于新的带区的准备时间，正常情况下，大型矿井的准备时间要1.5～2年，井底车场、主要运输大巷亦需1.5～2年，延伸井筒需1年，合计4～5年的时间，开拓延伸加上带区过渡需要7～9个月。

4.6 技术经济比较

4.6.1 技术经济特征

1）方案一（双巷布置）

由于采煤工作面不等长布置，采用双巷布置时区段轨道平巷超前区段运输平巷沿腰线掘进，既可探明煤层变化情况又便于辅助运输及排水。同时在瓦斯含量较大，一翼走向长度较长的采区，采用双巷掘进有利于掘进通风和安全，一个采煤工作面结束后立即转到下一个工作面进行回采。本方案以北一带区为例，带区采用196m的工作面长度共划分为8个条带进行回采。 2）方案二（沿空掘巷）

沿着已采工作面的采空区边缘掘进区段平巷，这种方法利用采空区边缘压力较小的特点，沿着上覆岩层已垮落稳定的采空区边缘进行掘进，有利于维护。多用于开采缓斜，倾斜和厚度较大的中厚煤层或厚煤层。沿空掘巷不留或少留煤柱，可减少煤炭损失，减少联络巷道，对支护要求不严格。本方案以北一带区为例，带区采用186m的工作面长度划分为9个工作面。

4.6.2 技术方案比较内容

方案一和方案二相同的内容不参与比较，现就二者的差异进行比较，北一带区采用采煤工作面不等长布置。瓦斯含量较低，工作面涌水量不大，不用过多的考虑瓦斯和涌水问题。考虑的是巷道掘进费用和巷道的维护费用以及双巷布置两条巷道之间的留设煤柱造成的采煤损失。

当采用第一套方案即双巷掘进时，当一个工作面进行回采时需要提前开掘下一个工作面的顺槽，虽有煤柱护巷，但维护比较困难，且增加了联络巷的掘进费用和相应的密闭费用。因此当一个工作面采完后应立即转入下一个工作面的开采来减少巷道的维护费用。同

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郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

时采用双巷布置时还要留下一部分区段煤柱，这些煤柱在现有条件下不能回采只能丢弃。这样就大大增加了带区的开采损失，使采区回采率降低而且采煤成本也相应的得到了增加。当采用第二套方案即沿空掘巷时由于本矿井是低瓦斯矿井而且矿井涌水量小，不用考虑瓦斯和涌水问题，只要加强掘进通风管理，减少风筒漏风。虽然巷道断面相应的要增大一些，但不会留设煤柱，沿空掘巷必须在采空区顶板岩石活动稳定后开始掘进，这一时间间隔应不小于3个月，通常为4～6个月，个别要求8个月。

采用双巷掘进留设8-15m煤柱，本设计取15柱。以首采带区北一带区为例。本带区走向平均长度为1284～2062米，倾斜长度平均1050米。其中可采储量为2631.2万吨，服务年限为17.5年。当采用沿空掘巷时，工作面长度定为186m，划分为9个条带。当采用双巷掘进时，相邻两个工作面之间留设15保护煤柱，则相邻两个工作面之间留设的煤柱量为

方案一（双巷掘进） 北一带区工作面

N01 N02 N03 N04 N05 N06 N07 N08

掘进长度,m 1810 1860 1890 1925 1960 1962 1723 1236

方案二（沿空掘巷） 北一带区工作面

N01 N02 N03 N04 N05 N06 N07 N08 N09

掘进长度,m

1805 1851 1885 1919 1954 1957 1717 1429 1236

因此，采用双巷布置方案一多增加了15m的相邻工作面煤柱损失量。其损失量大约为（1860+1890+1925+1960+1962+1723+1723）×15×8×1.35=211万吨。也就是说采用双巷布置采区要比采用沿空掘巷多浪费211万吨的煤炭损失这远远大于采用沿空掘巷时的多余的运输和维护费用。同时双巷布置的采出率比较低，不应该得到支持，无论是在经济方面还是技术方面。

综合上面两个方案的比较，沿空掘巷相邻的两个工作面虽然所需的等待时间比较长，但是考虑到煤炭的采出率比较高，煤炭损失少。而双巷布置需要留设一定量的煤柱来维护巷道的稳定性，因此煤炭采出率比较低，煤炭损失多，因此经济效益比较低。因此，我认为采用沿空掘巷比较经济合理，综合效益高，因此，采用沿空掘巷布置带区工作面。

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5 采（带）区巷道布置

5.1 设计采（带）区的地质概况

5.1.1 采（带）区在矿井中的位置及界限

根据采（带）区设计要求及原则综合考虑地质构造即在充分利用断层、褶曲轴作为采（带）区边界且使采区符合《设计规范》规定和机械化程度。同时应考虑到达产时间问题，尽量作到达产时间短，运输距离短。因此，把N1带区作为首采带区。

带区边界：N1带区位于井田北部，带区西侧和北侧以井田边界保护煤柱为界，东侧以N1与N2采区边界保护煤柱为界，南侧以井田内的断层为界。

带区尺寸：本采区走向平均长度为1284～2062米，倾斜长度平均1050米。其中可采储量为2631.2万吨，服务年限为17.5年。

5.1.2 邻区开采情况、煤层的赋存情况

1)带区东侧有N2带区，南侧有西一采区作为N1带区的接替带区。

2)本设计带区为N1带区，是井田北部的首采带区，带区设计主采煤层为第一层煤，具有充分可靠的地质资料，煤层倾角3～11°，平均7°，属于缓倾斜煤层，煤层均稳定，断层少。煤层可采厚度，平均为8m，其变化规律：南厚北薄，西厚东薄；除边缘外，可采厚度的变化梯度不大。无夹石，无火山岩侵入。矿井为低沼气矿井，相对瓦斯涌出量为1.17 m3/t，绝对瓦斯涌出量7.95m3/min；煤的自燃发火期为1~3个月，最短为21d。煤尘爆炸指数平均为42%，有煤尘爆炸危险。煤层含水较少，对开采基本无影响，煤质较硬，容重1.35t/m3。

煤层无伪顶，直接顶为30～50m厚的致密状油页岩，黑褐色，夹黑色泥岩和泥灰岩、菱铁矿透镜体。以泥质成分为主，薄层状结构，质细而软，层面光滑，岩芯呈片状、块状构造，富含油质及动物化石，易风化，风化后呈片状，干后粉碎崩解，易冒落，不易维护，是较软弱岩层。

煤层底板多为粉砂岩，个别地段为粗砂岩。粉砂岩：灰或灰白色，夹深灰色泥岩、灰白色砂砾岩。主要成分为石英、长石，具粉砂质结构，块状构造，内生裂隙不发育。

5.1.3 带区范围及工业储量

带区走向长度约为1284～2062米，倾斜长度约为1050米，面积为330万平方米，倾角约为6°，所以：

S=330/Cos6°=332，万平方米

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工业储量为：

Ec=3585.6，万吨

带区边界煤柱及护巷煤柱：

Ep=20×1720×8×1.35+20×1868×8×1.35 =77.4万吨 所以带区可采储量为：

Z=（Ec-Ep）×0.75=2631.15，万吨

5.1.4 采区生产能力及服务年限

采区设计生产能力1.50Mt/a，设计采用一个综采工作面达产，即一个工作面生产能力1.50Mt/a。采煤工作面采用两班半采煤半班准备的作业形式，每天进10刀。

1)采区生产能力A´：

A´=L×L´×m×r×C (5-1)

式中： A´——工作面单产，吨/日

L ——工作面长度，米 L´——日推进度，米 m ——采高，米 r ——容重

C——工作面的回采率，93%

所以：

A´=186×0.6×10×3.5×1.35×0.93=4904吨

同时考虑5%的掘进出煤，则采区生产能力为：

A= A¹×1.05=5149.2吨

因为：

A/A。×100%-1=13%<15%

所以：符合规范要求。 2）带区服务年限：

T=Z/ A (5-2)

式中： Z—采区可采储量，2631.15万t

A— 采区生产能力，1.50Mt/a

则采区服务年限为：

T=2631.15/150=17.5，年

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符合《规范》关于采区生产能力服务年限的规定。

5.2 带区形式、带区主要参数的确定

5.2.1 带区形式

按照煤层群开采的布置方式为单层准备，即各煤层独立布置开拓巷道和准备巷道。首采煤层的平均倾角为7°，无瓦斯突出，顶底板稳定，涌水较小。根据煤层赋存条件，采用倾斜长壁采煤法，带区式划分，其中N1带区为首采带区。

5.2.2 带区巷道数目、位置及用途

N1带区采用倾斜长壁采煤法，运输和回风以及轨道大巷开掘在岩层中。其中一条煤层平巷作为带区的主运输巷，其内铺设皮带，兼作进风和运输。另一条煤层平巷运送矸石、设备、材料，同时回风。辅助运输采用矿用防爆齿轨卡轨车。

039R224002505040060030040004780区段运输平巷断面图巷道断面特征250断 面掘进高度掘进宽度喷 厚净周长(m)锚 杆支架型钢36U净尺寸掘进尺寸(mm)14.2819.484590(mm)4780(mm)250直径间距锚深类型（mm）（mm）（mm）80014.28242300U形棚50027°200095014001650390R2000

图5-1.运输顺槽断面图

Figure 5.1 Transport Gate section

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R2390R2000390240060040004780区段回风断面图巷道断面特征断 面掘进高度掘进宽度喷 厚250净周长锚 杆支架型钢36U净尺寸掘进尺寸(mm)14.2819.484590(mm)4780(mm)250直径间距锚深(m)类型（mm）（mm）（mm）80014.28242300U形棚50027°2000

图5-2.回风顺槽断面图

Figure 5.2 Gate section back to the wind

5.3 带区分带划分、带区斜巷布置

5.3.1 条带的划分

条带的划分要合理，确定条带的宽度及长度和条带的数目，条带的宽度等于工作面长度加两侧斜巷的宽度；合理的工作面长度不仅取决于矿井的产量，而且要考虑其内部的生产技术条件，以免因地质构造影响回采工作面的生产。

《煤炭工业矿井设计规范》规定：综采工作面的长度不小于160米，年推进度不小于1200米，为了使一个工作面就达到设计产量，考虑到地质条件以及全矿的生产能力、管理水平等因素，工作面定为186米。

5.3.2 带区斜巷的布置方式

该设计矿井拟订采用沿空掘巷方式布置带区。

岩空掘巷，即沿着已采工作面的采空区边缘掘进区段平巷。这种方法利用采空区边缘压力较小的特点，沿着上覆岩层已垮落稳定的采空区边缘进行掘进，有利于区段平巷在掘

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

进和生产期间的维护。它多用于开采缓斜、倾斜，厚度较大的中厚煤层或厚煤层。

5.4 采（带）区车场及硐室

5.4.1 车场形式

由于煤层倾角为7度左右，采用倾斜长壁采煤法开采，可直接从井底车场，用齿轨卡轨车把材料通过回风巷道直接运进工作面，所以在采区内无需另设车场。

5.4.2 采（带）区硐室

采（带）区主要硐室有：变电所、煤仓。 1)变电所

变电所是带区供电的枢纽，由于低压供电压降较大，故合理确定采区变电所的位置和尺寸是保证采区正常生产，减少用电费用的重要措施。变电所采用锚喷支护，底板采用混凝土铺底，连接处高于邻近巷道，具有一定坡度，以防止水流入变电所，硐室与巷道联接处，设置向外开的防火栅栏两用门。所以应设置在岩层稳定、无淋水、地压小及通风良好的地方，并要求位于带区用电负荷的中心。本设计将它设置在带区两条煤层大巷之间，并靠近轨道回风一侧，其基本层位与运输大巷在同一层位的煤层地板岩石中，沿大致在走向的中央。详见5-3图。 采区变电所图3600125002000,0R1,8R100001,0003,6002,0001,300 图5—3采区变电所

Figure 5-3 exploiting field substations

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2)煤仓

根据《煤炭工业矿井设计规范》第9.3.3条规定：输送机上、下山与运输大巷均布置在煤层中，应该采用水平煤仓；煤仓的容量可为上、下山输送机0.5h的运量。

带区煤仓采用机械式水平煤仓，位于运输大巷和煤层运输平巷的连接处，根据《煤矿采开学》相关规定：带区生产能力在60-100万吨/a及以上，带区煤仓容量定为300t。煤仓顶部有运煤输送机，底部装有两套并列的刮板输送机，由两台低速大扭矩液压马达经变速箱驱动，通过调节其高压供液泵流使刮板输送机链速从0.05-1m范围内调节。溜槽长1.5-2m，两侧面装设的高档板一般形成2m×2m的断面，容量定为300t，底部和侧帮挡板及卸载料斗均耐磨抗腐蚀的材料制成。

5.5 采准系统、通风系统、运输系统

5.5.1 采准系统

自煤层运输大巷开掘带区运输顺槽，回风大巷开掘带区回风顺槽，到达带区边界后开掘开切眼。同时在运输大巷和煤层平巷的连处接布置好带区煤仓、变电所等相关硐室和所需的机械设备；在煤层平巷和轨道大巷连接处根据卡轨车的运输要求布置轨道。当开切眼准备完后，机械设备安装好后即可以进行采煤生产。

5.5.2 通风系统

新鲜风流：副井→井底车场→轨道大巷→进风斜巷→煤层平巷→运输顺槽→工作面 污风：工作面→回风顺槽→煤层平巷→回风斜巷→回风大巷→风井排出地面 通风线路：副井进风→井底车场→轨道大巷→进风斜巷→煤层平巷→运输顺槽→工作面→回风顺槽→煤层平巷→回风斜巷→回风大巷→风井

5.5.3 运输系统

运煤系统：工作面运出的煤→运输顺槽→煤层平巷→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓→从主井提到地面

排矸系统：掘进巷道时所出的矸石由齿轨卡轨车沿轨道大巷运到井底车场，然后从副井提至地面

运料系统：副井→井底车场→轨道大巷→进料行人斜巷→煤层平巷→使用地点 人员：副井→井底车场→轨道大巷→进料行人斜巷→煤层平巷→工作地点

排水系统：巷道取消水沟设置，对于巷道积水采用铺设排水管路和水窝方式加以解决，具体是巷道有积水的地方打水窝子，将水窝的积水采用风泵排入排水管路中，由排水管路

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

将水直接排入采区水仓，采区水仓将水直接排入中央水仓，由中央水仓水泵排到地表。

5.6 带区开采顺序

本带区长2095米，宽1720米，有二层煤，带区巷道布置为双层布置。

本带区煤开采顺序，运输和回风巷掘进至带区边界，由带区边界后退式开采，回采后两条巷道即可报废。这样开采可减少两条巷道受采动长期严重影响，确保安全生产。

各带区都采用后退式开采，即先采离开拓系统远的部分，依次向系统推进，由采区边界后退式开采。为减少煤炭损失，在带区不能直到的某一区段时，先将综采设备不能采的煤采出，一般采用炮采方法。

5.7 带区巷道断面

根据《设计规范》规定，综采工作面胶带输送机巷道净断面不宜小于12㎡，回风巷道净断面不宜小于10㎡，输送机上下山的净断面不宜小于12㎡，运料、通风、和行人上山的净断面，不宜小于10㎡。

带区准备巷道工程量是指从车场主要运输斜巷起的所有巷道和硐室的工程量总和。

5.8 采（带）区巷道掘进率，采（带）区回采率

采区万吨掘进率和采区回采率，是反映采区巷道布置的合理的主要参数。 采区巷道掘进率=采区回采率=

=

采区巷道工程量总长度2501640325.1169.51.44，m/m万/万t，t

2631..8215采区可采储量2452采区工业储量区内开采损失

采区工业储量ZcP3585.6451.30.81% =

3585.6Zc区内开采损失主要包括：护巷煤柱、工作面落煤损失。

根据《设计规范》规定：对于厚煤层，采区回采率不低于0.75。

由上述计算确定本采区的回采率为81%>75%，所以该带区设计符合要求的。

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6 采煤方法

《设计规范》规定，选择采煤方法，应根据煤层赋存条件，开采技术条件，地面保持要求，设备状况及其发展趋势，以及安全，产量，效率，成本和煤的回收率等因素，经综合技术、经济比较后确定。大型矿井应以综合机械化采煤工艺为主。

6.1 采煤方法的选择

6.1.1 选择的依据

1)矿井地质构造、煤层厚度、煤层倾角、层数、层间距、硬度和有无矸石等，以及顶底板岩性、瓦斯、煤尘、水文地质、自然发火等情况，煤层的开采关系以及地面井下开采关系等；

2)国家关于煤炭生产的方针政策； 3)采煤机械化程度、设备适应条件； 4)邻矿或相似矿井的采煤实践经验。

6.1.2 选择的要求

1)煤炭资源损失少，采用正规采煤方法； 2)安全及劳动条件好； 3)便于生产管理； 4)材料消耗少；

5)尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效。

6.1.3 采煤方法

本设计矿井有2个可采煤层，分别为3.5m和4.5m，倾角在3°-11°之间，平均为7°，涌水较少，顶底板岩性稳定，断层较少、没有火成岩侵入，地质构造较简单，煤质较硬，赋存条件较好，综合考虑各种因素，决定采用倾斜长壁采煤法开采。采用综采设备一次采全高。

6.2 主采煤层的煤层赋存条件、煤层结构及围岩条件

6.2.1 赋存条件

井田内煤系地层中共含煤2层，煤层的厚度分别为3.5和4.5米，发育充分，煤层赋存条件简单，断层少，无火成岩侵入，煤层倾角为7°，煤种单一，煤质较好，煤尘有爆炸危险，爆炸指数为42%，煤层自燃发火期为1～3个月，属于低沼气矿井，按高沼气矿井

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

管理，区内水文地质条件简单，不含煤层水，采区预测涌水量：正常涌水量80m3/t，最大涌水量预计为120m3/h，区内水文地质构造简单。

6.2.2 围岩情况

煤层无伪顶，直接顶为30～50m厚的致密状油页岩，黑褐色，夹黑色泥岩和泥灰岩、菱铁矿透镜体。以泥质成分为主，薄层状结构，质细而软，层面光滑，岩芯呈片状、块状构造，富含油质及动物化石，易风化，风化后呈片状，干后粉碎崩解，易冒落，不易维护，是较软弱岩层。

煤层底板多为粉砂岩，个别地段为粗砂岩。粉砂岩：灰或灰白色，夹深灰色泥岩、灰白色砂砾岩。主要成分为石英、长石，具粉砂质结构，块状构造，内生裂隙不发育。

6.3 工作面长度的确定

合理的工作面长度能为工作面高产高效提供有利的条件，从工作面内部条件来说，在一定范围内加长工作面长度能获得较高的产量，提高效率和效益，降低成本，但工作面长度增长，生产技术管理难度也会随之增大，因此，单产效率、效益以及安全生产条件等都会下降，所以，根据《煤炭工业矿井设计规范》的规定：综合机械化采煤工作面的长度不宜小于160米，不宜大于200米。本采区南北长2095米，东西长1720米，南部以断层为采区边界，北、西侧为井田边界，东部以相邻采区为界。本设计根据实际情况和设备能力决定工作面长度为186米。

6.4 采煤机械的选择和回采工艺的确定

6.4.1综采机组的设备选择

《规范》规定，大型矿井应以综合机械化采煤工艺为主，综采是回采工艺的重要发展方向，它具有高产、高效、安全、低耗及劳动条件好、劳动强度小的优点。要实现综采，必须配备成套设备，特别是把工作面“三机——采煤机、刮板输送机、液压支架”配套搞好，否则综采生产将无法进行，勉强生产也获得不了好的效果。

根据本设计的实际情况：煤层平均厚度3.5米，倾角为7度，普氏系数1-3，选用的设备为BY3600-25/50支撑掩护式液压支架，MAX-300/4.5双滚筒采煤机，SGZC—764/320型刮板输送机。

各种设备参数和特征：

1)BY3600-25/50支撑掩护式液压支架的主要技术特征如下： 型式 ：支撑掩护式

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高度 ：2.5-5.0米 宽度 ：1.43—1.6米 中心距：1.5米 初撑力：3092kN 工作阻力：3600kN 支护强度：0.61Mpa 适应煤层倾角：小于25度 降-移- 升循环时间：35.9s 供液泵压：31.5MPa 运输尺寸：6.12×1.43×2.5 重量：19.76吨

2)MXA-300/4.5双滚筒采煤机主要技术特征如下： 采高：2—4.5米 适应煤质硬度：2-4 煤层倾角：0—25度 截深：600mm 滚筒直径：2.0m

牵引方式：液压、双牵引、无链 牵引力：360kN 牵引速度：0—9m/s 滚筒中心距：10326mm 机面高度：1863mm 卧底量：220mm 控顶距：2435mm 重量：40t

设计单位：西安煤矿机械厂

与采煤机配套的电动机的主要技术特征如下： 型号：DMB—300S 功率：300kW 台数：1

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电压：1140V 冷却方式：水冷

3)SGZC—764/320型刮板输送机的主要技术特征如下： 设计长度：200m 出厂长度：180m 运输能力：900t/h 链速：1.05m/s 刮板间距：1080mm 与采煤机的牵引方式：无链

中部槽规格（长×宽×高）：1500×764×222 与刮板输送机配套的电动机的主要技术特征如下： 型号：KBYD—680-250/125 功率：2×250Kw 转速：1470r/min 电压：1140V

6.4.2 配套设备选型

工作面的配套设备有转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机。1)SZZ—764/160型刮板转载机的主要技术特征如下： 出厂长度：37.8m 输送能力：1100/h 输送速度：1.28m/s 减速器速比：1：23.48 刮板链型式：双中链 爬坡角度：12度 刮板间距：920mm

中部槽尺寸：1500×764×222 质量：32.6t 偶合器型式：YL—560 设计单位：张家口煤机厂

与刮板转载机配套的电动机的主要技术特征如下：

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型号：KBY-160 功率：160 转速：1475r/min 电压：1140V

2)PEM1000×650型破碎机的主要技术特征如下： 结构特点：鄂式 过煤能力：1100t/h 破碎能力：450t/h 进料口宽度：1000mm 进料口高度：650mm 出粒粒度：40—370

外形尺寸：3270×2260×1430mm 重量：10.7t

设计单位：张家口煤机厂

与破碎机配套的电动机的主要技术特征如下： 型号：DSB—55QⅡ 功率：55kW 电压：660/1140V

3)SSJ-1200/M型伸缩带式输送机主要技术特征如下： 输送量：1200t/h 输送长度：1400m 带速：2.5m/s 传动滚筒直径：800mm 托辊直径：108mm

机头外形尺寸(mm)：2655×1950 机尾外形尺寸(mm)：2012×832 重量：168.36t

设计单位：西北煤机二厂

与伸缩带式输送机配套的电动机的主要技术特征如下： 型号：YSB—160

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功率：3×160kW 电压：660/1140V

6.4.3 回采工艺的确定

回采工艺是人们根据回采工作面煤层的赋存条件，运用某种技术装备进行的生产方式，在回采工作面进行破煤、装煤、运煤、支护及处理采空区等各种工艺。

回采工艺选择的原则：尽可能使用机械采煤，达到工作面高产高效。劳动安全条件好。煤炭损失少，回采率高。材料消耗少，成本低。

采煤机的工作方式： 1)滚筒的位置：

采用双滚筒采煤机，在运行过程中为了司机操作安全，煤尘少，装煤效果好，前滚筒沿顶板割煤，后滚筒沿底板割煤，并有一定的卧底量，以增加采煤机对底板平整性及输送机槽歪斜的适应能力，避免采煤机和输送机因底板鼓起或浮煤垫起而向采空区倾斜。

2)采煤机的割煤方式： 双向割煤，端头斜切进刀。 进刀过程如下：

a当采煤机割煤至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机身处尚有一段下部煤，如图a所示。

b调整滚筒位置，前滚筒下降，后滚筒上升，并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，如图b所示。

c再调换两个滚筒上下位置，中心返回割煤至输送机机头处，如图c所示。 d将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，返程正常割煤，如图６－４所示。

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郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计 图6－1．斜切进刀示意图 Fig. 6-1 working surface nose bevelling feed (a)起始 (b)斜切并移直输送机 (c)割三角煤 (d)开始正常割煤 3)移架方式 为了及时支护顶板，采用先移架后推溜的及时支护方式，支架移步方式为成组整体依次顺序式。该方式按顺序每次移一组，每组二、三架，一般由大流量电液阀组成控制。适用于顶板稳定的高产综采面。 4)支护方式 工作面端头支架采用ZZ4000/17/35B端头液压支架支护，具体形式见工作面图６－５。

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图6-2带区工作面示意图

Fig.6-2 working surface general arrangement

6.5 循环方式选择及循环图表的编制

6.5.1 循环方式的确定

循环方式是循环进度和昼夜循环总数。工作面作业制度，循环方式、作业方式、工序安排及劳动组织最终反映在循环图表上，它包括循环作业图、劳动组织表、技术经济指标表等部分。

回采工作面的循环作业是回采工作面在规定时间内保质保量、安全地完成采、装、运、支、移这样一个采煤全过程。综采工作面以移架为标志。采煤工作面采用“三八”工作制，工作交班时间未计入循环图表。

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图6-3工作面循环作业图

Tab.6—3working surface circulation graph

6.5.2 工人出勤表

出勤表编制原则：

1)出勤的工种必须与循环图表中的作业时间相对应；

2)出勤工数必须按国家规定的人员配备，综采队不超过100人； 3)采场直接工人包括转载机以内工人，采区人员不在内。

表6—1 工人出勤表

Tab. 6-1 worker goes out on duty the table

序号

工种

班次 小计 一

二 三 总计 1 班长 2 2 2 6 2 采煤班司机 2 2 2 6 3 支架工 8 8 8 24 4 转载机司机 1 1 1 3 5 破碎机工 1 1 1 3 6 端头支护工 4 4 4 12 7 泵站司机 3 3 2 8 8 运料工 2 2 2 6 9

顺槽维护工

2

2

2

6

50

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10

机电维修工 总计

4 29

4 29

6 30

14 88

6.5.3 机电设备表

表6—2机电设备表

Tab.6-2 electromechanical device table

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 13 14 15 16 17

设备名称 液压支架 端头支架 过度支架 胶带输送机 破碎机 调度绞车 调度绞车 回柱绞车 回柱绞车 采煤机 刮板输送机 转载机 乳化液泵 移动变电站 移动变电站 通讯控制

型号规格 BY3600-25/50 ZFT25000/20/32S ZFGS7200/22/30H DSP—1080/1000 LPS—1000 JD—11.4 JD—40 SDJ—14 JH—14 MXA—300/4.5 SGZC—764/320 SGZ—730/160型 MRB—125/320 KSGZY—630/6 KBSGZY—630

KTC5

单位 架 架 架 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 套

数量 124 4 5 2 1 2 8 1 1 1 2 1 3 3 1 1

6.5.4 技术经济指标表

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表6-3 技术经济指标表

Table 6-3 technology economic indicator table

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11

项目 工作面长度 采高 倾角 容重 日进度 日产量 月进度 月产量 回采工效 正规循环率 工作面回采率

单位 米 米 度 吨/立方米

米 吨 米 吨 吨/工 % %

数量 186 3.5 7 1.35 6 4904 150 122600 55.68 85 0.93

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7 建井工期及开采计划

7.1 建井工期及施工组织

7.1.1建井工期

新建矿井，为尽快投产，除确定合理的开拓方案外，还必须处理好采掘关系，按一定的采掘顺序有计划地掘进巷道，保证矿井及早投产且高产，稳产。

建井工期是指由井筒开凿起到移交生产时的全部时间。建井工程量值是由井筒起到移交生产时止的全部开拓巷道、准备巷道及回采巷道工程量的总和。本矿井为立井两个水平开拓，本矿井首先开采北一采区，井底车场布置在－362m水平，一个工作面保证生产产量，为尽快移交生产，本矿井建井期间共配备三个施工队，分别自主井、副井、风井开凿掘进。 各项工程量计算如下表：

表7-1井筒工程量计算表 Tab.7-2well cashing quantity sheet

井筒 名称 主井 副井 风井

井口 标高 +85 +85 +83

井筒 深度 447.6 444.2 432.3

净,m 28.3 33.2 15.9

2

断面

掘,m 29.9 35.1 16.2

2

工程量

净,m 12667 14747 6874

3

支架

掘,m 13383 15591 7003

3

材料 锚喷 锚喷 锚喷

建井工期的计算是根据井巷工程的施工期、设备的安装时间等几个方面考虑的，从井筒开拓一直到工作面开切眼准备完毕移交生产的全部时间，通常以施工期来确定建井工期。

建井施工队应尽量平行作业，采用多头掘进，同时应抓好巷道定向工作。在确定掘进队组数的时候应尽量考虑岩巷和煤巷掘进队的专一化，以利于提高掘进速度，同时在整个建井期尽量保持掘进队组数的相对稳定，在此基础上进行工程排队，确定出建井工期，详细见建井施工图。

7.1.2 井巷施工的机械化程度及施工速度

掘进机械化设备满足《规范》下列要求：

1)煤巷掘进，采用综合掘机组，配备掘进机、胶带转载机可伸缩胶带输送机及相应配套设备。

2)全岩巷道大断面掘进配备液压凿岩台车，侧卸式装岩机，转载机，列车，齿轮卡轨

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车组成机械化作业线；小断面巷道掘进配备岩石电钻，带调车盘的耙斗装岩机，卡轨卡轨车，矿车。

3)煤仓掘进配备天井钻机。

表7—2 掘进速度表 Tab.7-2 tunneling speed table

掘进速度

序号 1 2 3 4 5 6 8

巷道名称

m/月

主立井 副立井 回风立井 岩石大巷 硐室 煤层平巷 开切眼

50 50 60 200 500 500

m/月 1415 1660 954 3570 600 8925 8925

伞形钻架打眼 伞形钻架打眼 伞形钻架打眼 液压凿岩台车 钻爆法 综合机械化掘进组 综合机械化掘进组

3掘进机械化程度

7.1.3工程排队及施工组织排队

工作面接替：工作面结束前十天至十五天，完成其接续工作面掘进和设备安装工程。 设计井巷掘进进度指标如下：

立井井筒：50，m/月； 岩石巷道：200，m/月； 煤层巷道： 500，m/月

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表7-3 矿井建井工程排队表 Tab.7-3 the time arrangment of mine project

带区接替：每个带区开始减产一个月到一个半月必须完成采区掘进和设备安装、巷道掘进工程安排原则：

1)确定链锁工程，分清各个巷道的先后、主次，确定施工顺序。 2)尽快构成掘进巷道的全风压系统，为多条巷道同时施工创造条件。 3)掘进工程量测算要符合实际并留有余地，此设计按10%—20%计算。

4)按岩巷、煤巷不同分类，分别安排施工队伍，使各掘进队的施工条件、设备相对速度加快，并尽可能使掘进施工地点相对稳定、搬家地点较近。

7.2 开采顺序

7.2.1 开采顺序

本设计采用立井两个水平上、下山开拓。 合理的开采顺序应满足下列原则

1)保证开采水平、带区、回采工作面的正常接替，保证矿井接续稳定高产。 2)符合煤层采动影响关系，最大限度地采出煤炭资源。

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3)井巷工程量和投资少，尤其节省初期工程量和投资，工期短，投产快。 4)合理集中生产，充分发挥设备能力，提高劳动生产率，减少巷道维护费用。 5)便于灾害预防，有利于巷道维护，保证生产安全可靠。

7.2.2开采计划

开采计划（又称配产），就是根据国家对一个矿井产量、效益、煤质、材料消耗等要求统筹安排矿井开采水平、采区、回采工作面等接续，包括近期回采工作面接续计划和长期的采区接续计划。

开采计划的原则：

1)为保证矿井年计划产量，要求年度内所有生产工作面产量总和为矿井计划产量的90%左右；

2)矿井两翼开采的产量分配尽可能与储量相适应，避免一翼迅速采完，另一翼储量积压，造成后期形成单翼生产；

3)煤层间厚薄搭配，不同条件煤层搭配，目的是防止开采条件差的煤层，影响矿井总产量；

4)矿井应合理集中生产，尽量减少同时生产的采区数，配产的目的在于保证矿井稳产、高产、高效、低耗。

表7-4 采区接替表

Tab.7-4 the continuity of section

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表7-5工作面接续表

Tab.7-5 the continuity of section of working face

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8 矿井通风

8.1 矿井开拓概述

小康二矿的矿井设计生产能力为1.50Mt/a，服务年限为67.6年。井田南北长6.16～6.8Km，东西宽2.53～3.42Km，面积19.08平方千米。煤层赋存于－290～－524米之间，倾角7°左右。井田内有两层可采煤层，平均厚度为8米；矿井采用主、副立井两个水平开拓方式，井下主运输采用胶带运输，辅助运输采用齿轨卡轨车运输。矿井设有一个中央风井；开采水平布置在-290m水平，单工作面达产，在矿井硐室中井底车场、火药库及整流硐室为单独回风，乏风进入回风大巷。井田地质构造简单，煤层稳定，采用倾斜长壁采煤法，共划分为6个带区。

本矿井相对瓦斯涌出量1.43m3/t，属于低瓦斯矿井，自然发火期为1～3个月，煤尘爆炸指数42.0%，矿区为本井田东北部为平缓的丘陵，西南部为洪积、冲积平原，地表标高一般在+80～+120m之间的地貌，大陆性气候，多干旱。

8.2 矿井通风系统的确定

矿井通风的基本任务是供给矿井新鲜风流及排除井下的有毒有害气体及矿尘，从而防止事故的发生，以保证井下人员的安全。因此矿井通风是矿井生产达标中非常重要的环节。矿井通风系统中通风阻力，通风网络，通风设施及构成，矿井通风系统包括通风方式，主要通风机工作方法，通风网络形成。 选择矿井通风系统必须满足如下要求：

1)每个矿井至少应有两个通往地面的安全出口，各个出口间距离不得少于30米； 2)通风井口要避免污风、尘土、焦油气味、矸石燃烧气味等侵入，井口距离产生烟尘有害气体的地点不小于500米，矿井的总风道不得作为主要人行道；

3)箕斗井一般不应作为进风井或出风井；

4)所有矿井所用的机械通风主扇与分区主扇都必须安装在地面； 5)为了降低通风费用，风道壁要光滑；

6)选择通风系统时要综合采区通风的若干要求，同时也要保证满足防止瓦斯、火、尘、水、高温对矿井通风系统的要求；

7)下水平的回风流与上水平的进风流必须严格隔开，在条件允许时，要尽量使进风早分开，总风流晚汇合。

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8.2.1 通风方式的选择

《规范》中规定：通风方式的选择，在确保矿井安全，兼顾中后期生产需要的前提下，应当着重考虑初期的经济效率。

矿井的通风方式即为进风与回风井的布置方式，矿井通风应符合下列规定： 1)煤与瓦斯突出危险的矿井，高瓦斯矿井，煤层易自燃的矿井，应采用对角式通风，当井田面积较大时，初期可采用中央并列式通风，逐步过度为对角式通风方式。

2)矿井通风方法采用抽出方式。当地形复杂，露头发育，老窑多，采用风井停放有利时，可采用压入式通风，一般新矿井的通风方式多选用中央并列式，中央边界式和两翼对角式。

a中央并列式：出风井与进风井大致并列于井田的中央，它适用于煤层倾角较大，走向小于4千米的井田，而且瓦斯、自燃发火都不严重的矿井，特点是：初期的投资少，采区生产集中，并便于管理，节省风井工业场地，占地少，比在井田边界风井压煤少，但进出风井之间漏风大，风的路线长，阻力就大，工业广场噪音大；

b中央边界式：进风井和出风井一个位于井田的走向中央，一个位于井田浅部边界，沿走向的中央，在沿倾斜方向上，出风井和入风井相隔一定的距离。这种方式适用于煤层倾角小，埋藏浅，走向长度不大，而且瓦斯、自燃发火期都比较严重的矿井，其特点是：比中央并列式安全性好，通风阻力小，内部漏风少，有利于对瓦斯、自燃发火进行管理，工业广场没有噪音影响，但占用一个风井场地，压煤较多；

c对角式：其进风井与回风井一个位于井田走向中央，两个位于沿倾斜方向的浅部，沿走向的边界附近。它适用于煤层走向大于4千米，井田面积大，产量较高的矿井。其优点与中央并列式正好相反，比中央边界式安全性还要好的，但初期的投资大，建井工期长，对于有瓦斯突出或煤与瓦斯突出的矿井应采用对角式的通风系统。

中央式系统具有工程量少，初期投资少的优点，因此矿井初期宜采用这种通风方式。本井田走向平均6.45km，倾向平均3.1km，矿井为低瓦斯矿井，为了便于生产集中，管理方便，节省风井场地，所以采用了中央并列式的通风方式。

8.2.2 通风方法的选择：

主要通风机的选择有三种：压入式、抽出式、压抽混合式。 1)压入式：

主要通风机安设在进风井处，整个进风系统都处在高于当地大气压的气压状态。其漏

59

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风是从矿井内向矿井外漏风的。一旦风机因故停止转动，井下空气绝对静压有所下降，可能在短期内引起矿井绝对瓦斯涌出两倍大，一般认为不宜在高沼气的矿井使用。

2)抽出式：

主要通风机设在回风处，整个通风系统处在低于当地大气压的负压状态。当矿井与地面间存在漏风通道时，地面空气回漏向井下，当存在老窑时，还会把积存的有害气体抽到井外。同时使工作面的有效风量减少。

3)压抽混合式

在矿井入风处设通风机作压入式工作，回风处通风机作抽出工作，通风系统的进风处处在正压，回风处处在负压，该方式需要的设备很多，管理起来也很复杂。

通过以上分析及基于本矿自身因素的考虑，借鉴相邻矿井的经验，应选择抽出式通风方法。

理由如下：

1)抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区及煤层瓦斯涌出量减少，比较安全；

2)与压入式通风相比，在矿井总进风路线上少设置若干构筑物，通风管理容易，漏风较少；

3)地面为缓丘陵地貌，无小煤窑塌陷区漏风严重等条件。

8.2.3 通风网路

通风网路：由副井→井底车场→轨道大巷→进风斜巷→煤层平巷→运输顺槽→工作面→回风顺槽→煤层平巷→回风斜巷→回风大巷→风井→地面

8.3 总风量的计算及风流分配

8.3.1 矿井总进风量

1)同时工作的最多人数计算：

Q1=4×N×K1 （8-1） 式中： 4—每人每分钟给4m³的风量； N—井下同时工作的最多人数；

K1—风量备用系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取1.2-1.25。 则： Q1=4×100×1.2=480，m³/min

根据《煤炭工业矿井设计规范》第10.1.3条：矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和按下式进行计算：

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Q=（∑Qai+∑Qbi+∑Qci+∑Qdi）K (8—1)

式中： Q—矿井的总进风量，m³/min；

∑Qai—采煤工作面实际所需风量，m³/min；

∑Qbi—掘进实际所需风量，m³/min； ∑Qci—各硐室所需风量的总和，m³/min；

∑Qdi—除采煤、掘进、硐室外的其他所需要、的通风量的总和，m³/min。

K—矿井通风系数，宜取1.15～1.25

8.3.2 回采工作面所需风量的计算

每个回采工作面实际所需的风量，应按沼气、二氧化碳和爆炸后的有害气体的产生量以及工作面、气温、风速和人数规定分别进行计算，然后取其最大值。

1)按沼气涌出量计算：

根据《规范》要求：按回采工作面回风巷风流中沼气的浓度不得超过1%的要求， 即： Qci=100×qci×Kci （8-3） 式中： Qci—第i个 回采工作面实际需要风量，m³/min； qci—该回采工作面瓦斯绝对涌出量可由相对涌出量得；

Kci—该回采工作面的通风系数，主要包括沼气涌出不均衡和备用风量等因素，一

般取1.2～2.1。

则： Qci=100×7.95×1.2=954，m³/min

2)按工作面气温和风速的关系计算：

根据《设计规程》第102条规定：生产矿井采掘工作面温度不超过26度，则风速按通风教材表6—1查得，取Vmax=1.8，m/s

则回采工作面所需风量由下式计算：

Qci=60×Vmax×S （8-4）

式中： S—回采工作面的平均断面积，取S=12.4，㎡。 则： Qci=60×1.8×12.4=1339.2，m³/min

3)按人数计算：

Qci=4NiK （8-5）

式中： 4—以人数为计算单位的供风标准；

Ni—回采工作面同时工作的最多人数，取30人； K—风量备用系数，取1.25。

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则： Qci=4×30×1.25=150，m³/min

4)由于本矿井是低瓦斯矿井，存在自燃发火危险，同时参照邻矿生产经验，尽量满足供风要求，所以综采面供风量为2000，m³/min

5)按风速进行验算：

根据《设计规范》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。

Qi≥0.25×60×12.4=186，m³/min； Qi≤4×60×12.4=2976，m³/min。

设计矿井以上选取的Q=2000m³/min，大于186m³/min，小于2784m³/min，因此满足风速要求是合理的

8.3.3 掘进工作面所需风量

掘进通风初期采用11kw或28kw局部扇风机通风；通风距离超过500m采用18.5×2kw局部扇风机通风，双风机双电源；通风距离超过2000m或工作面风量不足时采用30×2kw局部扇风机通风，双风机双电源。

1)按沼气涌出量计算：

Qji=100×qji×Kji （8-6）

式中： Qji—第i个掘进工作面所需风量，m³/min；

qji—该掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取7.95，m³/min；

Kji—该掘进工作面的通风系数，主要包括沼气涌出不均衡和备用风量等因素，

一般取K=1.5～2.0，这里取1.6。

则： Qji=100×1.6×7.95=1272 ，m³/min 注：两掘进均按顺槽计算。

2)按局扇的吸风量计算：

Qji=Qvfi×Ii （8-7）

式中： Qvfi—第i个掘进工作面局扇的吸风量，安设局扇的巷道中的风量，除了满足局扇的吸风量之外，还应保证局扇吸入口至掘进工作面回风流之间的风速不小于0.15m/s，以防止局扇吸入循环风和这段距离内风流停滞，瓦斯积聚，选择局扇为：JBT—62型（28W）， 取：Qvf=350m³/min； Ii=同时运转的局扇台数。

则： Qvf=350×1=350，m³/min。

3)按人数计算：

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Qji=4Ni （8-8） 式中： Ni—掘进工作面同时工作的最多人数，取28。 则： Qji=4×28=112，m³/min。

4)按风速进行验算：

每个岩巷掘进工作面的风量为：

Qbi≥0.15×60×Sbi

(8—11)

每个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的风量为：

Qbi≥0.25×60×Sbi

(8—12)

式中： Sbi—掘进巷道断面积m³分别取12.6㎡，21.1㎡。 则： Qbi≥0.15×60×12.6=113.4 m³/min； Qj≥0.25×60×21.1=316.5m³/min。

5）选择局部通风机

选择功率为18.5×2KW的局部通风机，其吸入风量为450 m3/min。设置局部通风机的巷道，即“风机巷道”的需要风量必须保证局部通风机不发生循环风，保证局部通风机吸入口至掘进巷道回风口之间的风速不得低于0.15m/s 。

因此掘进工作面需要风量为550 m3/min。

；

；

8.3.4 硐室所需风量的∑Qd的计算

采区内独立通风的每个硐室所需风量，应根据各类硐室分别计算。 1)发热量大的机电硐室所需风量

供给这类硐室（如水泵房或压风机房）的风量Qe应能带走室内机电设备运转时的发热量。这项发热使硐室的回风与进风产生温差，这项温差所反映的室内风流所吸收的热量，应和室内机电设备运转的发热量相等。

Qe=49.97Ns·θ/∆t (8—13)

式中： Ns—硐室中机电设备运转总功率（水泵房为440KW）； θ—硐室机电设备的发热系数（水泵房为0.02～0.04）； ∆t—硐室回风与进风的温差。

则: Qe=49.97×440×0.027/6=98.9 m³/min；取100 m³/min。 2)火药库所需风量Qd1=100m³/min；

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3)其它硐室所需风量

采区变电所Ｑ变取120m3/min；

充电硐室Qde应按其回风流中的氢气浓度小于0.5%计算，但不小于100m³/min，这里取120m³/min；

则： ∑Qci=100＋100＋120+120=440m³/min

8.3.5 其他巷道所需风量

其它井巷需风量按下式计算：

∑Qdi=（∑Qai＋∑Qbi＋∑Qci）×5% (8—14) 所以： ∑Qdi=3890×5%=194.5m³/min 基于以上计算可得矿井所需总风量为： Q=4085m³/min

8.3.6 风量的分配

通过以上的叙述及计算，风量分配已基本完基完毕，且符合《规程》的有关规定，因此风量分配是合理的。 各巷道最高最低风速见下表：

表8-1 巷道允许风速表

井巷名称

允许风速，m/s min

主井 风井 副井 工作面 掘进中岩巷 掘进中煤巷 主要进回风道 采区进回风道 其它行人巷

—— —— —— 0.25 0.15 0.25 —— 0.25 0.15

max 4 15 8 4 4 4 8 6 4

8.4 矿井总风压及等积孔的计算

井巷通风总阻力是选择矿井主扇的重要因素之一，所以在选择矿井主扇之前必须首先计算井巷通风总阻力。

64

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

8.4.1 计算的原则

1)本矿井服务年限为67.6年，计算20年以内矿井通风容易和矿井通风困难两个时期的hrmin和hrmax。

2)通过主扇风量Qf大于通过风井的总风量为：

Q（Q m³/s (8—15) f1.05～1.1）

式中：1.05—抽出式风井无提升运输任务时，取1.05；

1.1—抽出式风井有提升运输任务时，取1.1；

则：Qf=1.05×4085/60=71.488m³/s。 3)hrmax一般不超过3000pa。

4)自然分配和按需分配方法计算各区通风阻力。

8.4.2 计算方法

沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算各区段井巷的摩擦阻力

hfr=α×L×U×Q2/S3 (8—16)

式中： L，U，S—分别是井巷的长度（m），周边长（m），净断面积（m2）； Q—分配给个井巷的风量，m3/s；

α—根据个井巷的支护形式，查得的摩擦系数，NS2/m4。

表8—2通风困难系统摩擦阻力表

Tab.8-2ventilates the difficult system friction drag table

区段

井巷

支

α

-4

L m

U m 20.4

Q m/s

3

Sm

Rfr NS/M 0.009

2

3

Hfr Pa 44.3

名称 护 10副井 井底

砌碹 锚

2

1—2 350 444.2 71.5 33.2

2—3

车场 喷 轨道

锚

100 150 13.8 54.1 13.2 0.009 26.34

3—4

大巷 喷 进风

锚

140 1360 17.6 50.92 17.85 0.059 152.77

4—5

斜巷 喷 煤层

锚

120 35 17.6 25.92 17.85 0.001 0.87

5—6 6—7

平巷 喷 运输

锚

120 120

1550 1245

17.6 17.6

50.92 50.92

17.85 17.85

0.058 0.046

149.24 119.87

65

郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

顺槽 喷

7—8

工作面 回风

支架 锚

70

186

17.6

50.92

17.85

0.004

10.45

8—9

顺槽 喷 煤层

锚

120 1245 17.6 50.92 17.85 0.046 119.87

9—10

平巷 喷 回风

锚

120 1150 17.6 50.92 17.85 0.043 110.73

10—11

斜巷 喷 回风

锚

120 45 17.6 25.92 17.85 0.002 1.12

11—12

大巷 喷 风井

砌碹

140 1560 17.6 50.92 17.85 0.068 175.24

12—13 20 432.3 14.1 71.5 15.9 0.003 15.51

图8-1 通风最困难时通风路线 Fig.8-1 the longest airways

66

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

表8—3通风容易系统摩擦阻力表

Tab.8-3 ventilates the easy system friction drag table

区段

井巷

支

α

-4

L m 444.2

U m 20.4

Q m/s

3

Sm

Rfr NS/M 0.009

2

3

Hfr Pa 44.3

名称 护 10副井 井底

砌碹 锚

2

1—2 40 71.5 33.2

2—3

车场 喷 轨道

锚

100 150 13.8 54.1 13.2 0.009 26.34

3—4

大巷 喷 进风

锚

140 1360 17.6 50.92 17.85 0.059 152.77

4—5

斜巷 喷 煤层

锚

120 35 17.6 25.92 17.85 0.001 0.87

5—6

平巷 喷 运输

锚

120 30 17.6 50.92 17.85 0.001 2.89

6—7

顺槽 喷 工作面 回风

支架 锚

120 20 17.6 50.92 17.85 0.001 1.93

7—8 70 186 17.6 50.92 17.85 0.004 10.45

8—9

顺槽 喷 煤层

锚

120 20 17.6 50.92 17.85 0.001 1.93

9—10

平巷 喷 回风

锚

120 170 17.6 50.92 17.85 0.006 16.37

10—11

斜巷 喷 回风

锚

120 45 17.6 25.92 17.85 0.002 1.12

11—12

大巷 喷 风井

砌碹

140 1560 17.6 50.92 17.85 0.068 175.24

12—13 20 432.3 14.1 71.5 15.9 0.003 15.51

67

郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

图8-2 通风最容易时路线 Fig.8-2 the shortest airways

将各段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数，即算出通风容易和通风困难时期的井巷阻力分别为：

hrmin=1.15∑hfrmin=1.15×449.72=517.18Pa hrmax=1.15∑hfrmax=1.15×926.31=1065.26Pa

符合《设计规程》规定，矿井通风设计负压不超过2940Pa，故设计合理。

8.4.3 计算等积孔

1)矿井总风阻：

Rmin= hrmin/Q2=517.18/(71.5)2=0.10

Rmax=hrmin/Q2=1065.26/(71.5)2=0.21 (8—17)

2)计算等积孔：

等积孔计算： A=1.19Q/（hr） (m) (8—18) 困难时期：

1/2

2

Amax=1.19×71.5/（1065.26）1/2=2.53

容易时期：

Amin=1.19×71.5/（517.18）1/2=3.74

68

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

8.5 通风设备的选择

8.5.1 矿井主要扇风机选型计算

1)矿井的通风设备包括主扇和电动机，须先主扇，然后选电动机。 a选择通风机的基本原则：

选择通风机一般应满足一水平各个时期的阻力变化，并适当照顾下水平，当阻力变化较大时，可参考分期选择电动机，但初装电动机的使用年限不宜少于10年；应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计风量和风压时，叶片安装角度一般比允许使用值小5度；在通风机的服务年限内，其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内；考虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门调节。

b通常用扇风机的个体特性曲线来选择，确定通风容易时期和困难时期两个主扇的工况点。本矿井深447.6米，进风井口标高＋85米，回风井口标高＋83米。

计算通风容易时期的主扇风压：hfrmin=hrmin-hηa=472.05-100=372.05，Pa 式中：hηa—通风容易时期帮助主扇的矿井自然风压取100Pa。

计算通风困难时期主扇的风压为：hfrmax=hrma+hηa=1020.13+100=1120.13，Pa 式中：hηa—通风困难时期反对主扇的矿井自然风压取100Pa。

通过主扇的风量：

Qf=1.1Q=1.1×71.5=78.65，m3/s

则工况点（hf，Qf），容易时为（372.05，78.65）；困难时为（1120.13，78.65） 2)选型：

根据以上所得的两组数据，在扇风机个体特性曲线图表上选择合适的主扇。使两组数据的构成的两个时期的工况点均落在扇风机个体特性曲线上的合理范围内。 扇风机的个体特性曲线的合理工作范围：

a扇风机实际风压，不超过最大风压的0.9倍，轴流式扇风机不允许工作点落在马鞍形区域内，静压效率低于0.6；

b扇风机动轮转数不超过额定转数； c轴流式扇风机最大θ为45度；

d一级动轮轴流式扇风机θ≥10度，二极动轮θ≥15度。

综上所述，确定选择计算后选用2K60—4N28型轴流式通风机两台（一台工作，一台备用），动轮的叶片是扭曲形，共16片，必要时可等分取8块，叶片运转使工作点在服务

69

郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

期间内都在高效率范围内，即在容易时期装16片，困难时期装8片，即满足通风的要求。

8.5.2 选择电动机

通风容易时期主扇的输入功率为Nfimin=400KW；通风困难时期主扇的输入功率为Nfimax=780KW。

选用异步电动机，由于Nfimin/Nfimax﹤0.6，故通风容易时用小功率电动机，在适当的时候在换功率较大的电动机，输出功率习惯用比例中项式（平均值），即

Neo=（400×780）1/2=558.6KW

输入功率：Nei=1.1Neo/ηe=1.1×558.6/0.9=683KW 式中： 1.1—轴流式主扇时电动机容量系数； ηe—电动机效率，取90%；

故选用TD16/64—10型同步电动机，800KW，6KW，600r/min；即可满足要求。

8.5.3总耗电量

1)主扇运转时的耗电量：

Imf=(N1+N2)×365×24/2×ηe×ηv×ηi×ηt (8—21)

式中：N1、N2—一年内最大和最小的主扇输入功率，取420，400； ηe—主扇电动机效率，取0.9； ηv—变压器效率，取0.8； ηi—电线输电效率，取0.95； ηt—传动效率，取1.0。

则： Imf=(400+780)×365×24/2×0.9×0.8×0.95×1 =3535185.6KWh/a 由于掘进通风采用电动机功率为28W的JBT—62型局扇，共两台，则耗电量为：

Ief=2N×365×24/2×ηe×ηv×ηi×ηt (8—22)

式中： N—局扇输出功率，取28KW； ηe—主扇电动机效率，取0.9； ηv—变压器效率，取0.8； ηi—电线输电效率，取0.95； ηt—传动效率，取1.0。

则： Ief=167771.52KWh/a 由以上可得一年内总耗电量为：

Is=Imf+Ief=3535185.6+167771.52=3702957.12KWh/a

70

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

2)吨煤通风耗电量的计算：

I=Is/A (8—23)

式中： A—矿井生产能力； I—吨煤通风分担耗电量。

则： I=3702957.12/1500000=2.47KWh/t 则每吨煤的通风电费E为：

E=I×D (8—24)

式中： D—每度电的价格，取0.8元/（KWh） 则： E=2.47×0.8=1.976元/t

8.6 灾害防治综述

本矿井瓦斯涌出量低，涌水量较小，顶板不稳定，自燃发火期1～3个月，有煤尘爆炸危险，煤尘危害性极大，能污染工作场所，危害人体健康，煤尘在一定条件下还可以发生爆炸。为了保证安全生产，设计本着“安全第一，预防为主”的思想针对井下发火，煤尘爆炸，瓦斯爆炸等重大灾害提出了相应的防治措施。

8.6.1井底火灾及煤层自然发火的防治措施

由于本矿井煤层近似水平赋存，若采用预防性灌浆，则浆液无法流动，其效果较差，则不予考虑，而采用阻化剂防火。

1)阻化原理

阻化剂是一些无机盐类化合物，具有防止氧化，防止自燃作用。它是一些吸水性很强的盐类，当它们附着在煤表面时，吸取空气中的水分，在煤的表面形成含水的液膜，从而阻止煤氧接触，起隔氧阻化作用，同时吸水性强盐类使煤体长期处于含水潮湿状态，对煤自燃起降温作用。

2)防火工艺

在采区内建立半永久性的储液池，也可用集装箱做临时性储液池，用往复泵将阻化液用铁管和胶管送往喷洒地点，往采煤工作面向采空区的遗煤喷洒阻化液防止煤炭自燃。

采用以下防治措施

1)井底车场，主要大巷及机电设备硐室均采用不燃材料支护； 2)在井下主要巷道安装了自动监测装置及消防注水系统； 3)火灾隐患严重地点（井口、机电硐室）分别装置消火栓灭火器；

71

郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

4)在个井风口设有放火门，机电设备硐室设有放火栅栏两用门；

5)井下胶带输送机均使用阻燃性胶带，各胶带大巷机头硐室设有自动灭火系统； 6)扇风机和井下设有反风装置，必要时可进行局部或全矿井反风；

7)矿井生产期间，必须有专人负责，检查和维护井上、下安全设施，保证其完好无损，符合要求。

8.6.2 预防煤尘爆炸措施

1)减少生产运输中煤尘在空气的浮尘量； a加强通风管理； b喷雾洒水和清洗巷道； c防止煤尘引燃； d限制煤尘爆炸范围扩大。

8.6.3 预防瓦斯爆炸的措施

本矿井为低瓦斯矿井，全矿的相对瓦斯涌出量为1.43m3/t，全矿井只有一个工作面生产，两个掘进队准备新工作面，故工作面的瓦斯涌出量较小。根据《规范》规定：一个回采工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或掘进工作面的瓦斯涌出量大于3m3/min，采用通风方法解决瓦斯问题不合理时，应采取抽放瓦斯措施。依次本矿井设计中采取工作面后三角点移动瓦斯泵抽放瓦斯，使瓦斯涌出量降低，保证矿井安全生产。

故采取以下瓦斯预防措施

1)矿井有完整的通风系统，井下各采掘工作面及其它有瓦斯涌出的地点均按规定配有足够的风量和适应的风速，以冲淡和排除井下涌出的瓦斯；

2)按《规程》规定，井下所有电气设备及卡轨车均采用防爆型，严禁不设防爆设备； 3)井下采掘工作面均采用独立的通风； 4)采掘工作面和瓦斯增高处设置瓦斯报警仪； 5)生产中，加强通风管理，保证风量。

8.6.4 避灾路线

当工作面发生瓦斯事故时：

工作面→带区运输顺槽→煤层平巷→运输大巷→井底车场→副井→地面

72

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

9 矿井运输与提升

9.1 概述

本设计矿井的生产能力为1.50M吨/年，井田南北长度为6157～6853米，东西长2532～3420米，矿井提升工作制度为16小时/日，年设计工作日为330天。平均日产量4904吨，矿井服务年限67.6年。本井田为单一水平开拓，水平标高为-290m，井简垂深447.6m。各采区所生产的煤炭均采用胶带输送机从采区煤仓运输到井底煤仓。矸石、材料采用卡轨车运输。

矿井运输与提升是矿井生产中十分重要的环节，因此要合理的确定矿井运输提升系统，正确地选择和计算矿井各环节的运输与提升设备，以保证设计矿井的经济性和合理性。主井提升设备担负矿井的全部煤炭提升。提升容器为JDSY-16/150×4型16t箕斗一对。提升设备采用JKM4×4（Ⅱ）型多绳摩擦提升机一台，配JRZ170/49—16型绕线式异步电动机两台，每台1000KW。最大提升速度为7.38m/S，该提升设备担负本矿全部煤炭提升。

副井提升设备担负所有辅助提升任务。提升容器为一对1t矿车双层四车的多绳罐笼一对（一宽一窄），采用JKM3.25×4（Ⅱ）型多绳磨擦轮提升机，配JRZ500—12型绕线异步电动机两台，每台500KW，最大提升速度8.02m/s。副井每次提升或下放四辆重车时，另一侧必须配四辆空车，下放液压支架时其重量限制在10.5t以内（包括平板车重），另一侧必须配两辆重车。

井下运输大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用蓄电池牵引的KZB-8/900型齿轨车，运输量为设计生产能力的1/3，即50万t/a。

9.2 带区运输设备的选择

9.2.1带区斜巷皮带的选择

已知在倾角3°～11°的采区下山向上运煤、下山最大长度在2063，敷设皮带长度在1100米左右。

选用SSJ1000/2×160可伸缩带式输送机，作为带区运输斜巷的煤炭运输设备，其运输能力为1000t/h，带速为2.5m/s，电动机功率为160×2kW。

9.2.2 轨道辅助运输的选择

依据：由辅助运输工作量——矸石占产量的10%，掘进煤量占产量的5%，坑土、支架、轨道等占产量的5%，分别为490吨/日，245吨/日，245吨/日。

73

郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

9.2.3 工作面刮板输送机的选择

采煤机械化要求输送机除了完成运煤、清理机道浮煤外，还要求它能在输送机上设置电缆卷和水管等装置、采煤机的牵引装置并且要求溜槽耐磨同时具有可弯曲性。

1)选用SGZC—764/320型刮板输送机，其运输能力为900t/h，的主要技术特征如下： a根据我国目前采煤机的实际牵引速度为0.4—2.0米/分，这样综采工作面的最大生产 能力为：

A=60×H×B×V×λ×K

=60×3.5×0.6×4×1.35×1.2=816.48，吨 （9-3）

式中： A ——工作面小时生产能力，吨/小时 H ——采高，3.5米 B ——截深，B=0.6米

V ——采煤机牵引速度，0—4米/秒 λ——煤的容重，取λ=1.35吨/立方米 K ——工作面运输不均衡系数，取K=1.2

根据本矿井生产能力以及每天采煤机开机率验算选型： A=N×H×B×λ×K×L/T

=10×3.5×0.6×1.35×186×1.2/8=790.97 （9-4）

式中： A ——工作面小时生产能力，t/h H ——采高，3.5m B ——截深，0.6m N——日进刀数

L——工作面长度 T——采煤机工作时间 λ——煤的容重，取λ=1.35t/m3

K ——工作面出煤不均衡系数，取K=1.2

可以看出，本设计所选取的刮板输送机的运输能力完全可以满足要求。

9.2.4 运输巷运输设备的选择

1) 转载机

根据第六章“采煤方法”部分，转载机为SZZ—800/315型与之相配套的破碎机为PCM—200型。转载机与破碎机的特征均已详细叙述过，二者的生产能力也大于工作面的

74

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

生产能力，故二者的选择是合理的。

2)可伸缩胶带输送机

运输巷中的可伸缩胶带输送机必须满足转载机的转载能力，且胶带输送机的长度也必须满足工作面的推进长度。本矿井最大推进长度为2063米，因而采用相同型号胶带机进行串联来共同运输煤炭，故选可伸缩胶带输送机的型号为SSJ1000/2×160。

表9—1SSJ1000/2×160可伸缩胶带输送机特征表

Tab. 9-1SSJ1000/2×160 expandable adhesive tape conveyer characteristic table

输 送 能 力 t/h

输 送 长 度 m

储 带 长 度 m

带 宽 mm

带 速 m/s

机尾搭接长度

m

总 重 t

电动机 功率

1000

1200

100

1000

2.5

12

120

KW 160×2

电压 V 660

9.3 主要巷道运输设备的选择

由于电机车具有良好的性能，它的行驶速度快、效率高、维护方便、运行可靠，而当矿井产量和运输距离发生变化时，只需要增加电机车的台数即可满足要求，且适于长距离的大巷运输工作。本设计大巷采用电机车运输。

设计依据：

a矿井年产量为1.50M吨/年。

b矿井为低沼气矿井，但有煤尘爆炸危险，矿井采用中央并列式通风，其大巷内也要注意瓦斯的监测工作，并采取有效的降尘措施，以确保电机车的安全运行。

c达到设计产量生产带区为N1，采区设计生产能力为1.50M吨/年，其初期运输距离为1813米。

d生产末期各带区到井底车场的运输距离（第一水平）：末期生产带区的生产能力为1.50M吨/年。

e矿井工作制度：每年工作日为330天，日出煤班数为2班半，每天提升时间为16小时。

9.4 提升

9.4.1 主井提升设备的选择

设计依据：

75

郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

a矿井年产量为1.50M吨/年，矿井年工作日为330天，日提升16小时。

b矿井两个水平开采，开采水平在-290m水平，井口锁口盘标高：＋85m，井筒垂深：447.6m，井底车场标高：-362m；

c提升容器：JDSY—16/150×4型，16t箕斗一对，自重17180kg，配重到22000kg；箕斗载重：16000kg。采用底卸式箕斗，卸载水平与井口高差25.5米。

d装载水平-373米。

9.4.2 选择提升设备的类型及规格

（一）本矿井竖井采用箕斗提升，现就对箕斗的容量进行确定： 提升高度为：

H=HS+HZ+HX=447.6+62+25.5=535.1，m

经验提升速度

Vj=0.4H1/2=0.4×535.11/2=9.28，m/s （9-5）

经验提升时间

Ｔj ＝Ｖj/a+Ｈ/Ｖj+μ+θ （9-6）

＝9.28/0.8+535.1/9.28+10+10 ＝89.26，s

式中： a ——提升加速度，0.8

μ——容器爬行阶段的附加时间，μ=10s θ——每次提升终了的休止时间，θ=10s 则一次经验提升量

Ｑj＝A×C×F×Tj/（3600×b×T） （9-7） ＝1500000×1.15×1.2×89.26/（3600×330×16）

＝9.72，t 式中： A ——矿井年产量，1.50M吨/年 C ——不均衡系数，取1.15 F ——提升设备富裕系数，取1.2 Tj ——提升设备提升时间，取16小时 b ——提升设备年工作日，取330天

由此决定选用JDSY—16/150×4，16t箕斗，自重为17.18吨，实际载重量16吨，提升设备采用JKM3.25×4（Ⅱ）型多磨擦轮提升机。其电动机为JRZ500—12型绕线异步电

76

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

动机两台，每台500KW。

（二）选型 1、钢丝绳选择

钢丝绳终端荷重：Q＝17180+9720＝26900kg 钢丝绳悬垂长度：535.1m

选用6△×（36）－36.5－155特一光三角股钢丝绳，左、右同向捻各两根，钢丝绳直径36.5㎜，钢丝破断力总和737948N，抗拉强度为1667MPa。

尾绳选用8×4×9—170×28型扁钢丝绳两根，每米重12.26kg，抗拉强度1373mPa。 提升机主导轮直径应不小于主钢丝绳直径的100倍。D＝100×36.5=3650㎜ 2、电动机选择

选用JRZ170/49—16型绕线式式步电动机两台，1000KW，电压6KV，转数370r/min，电动机额定出力230416N。电动机过负荷系数：λ=268878/230416＝1.17。

电控设备：主井提升机采用带有可控硅低频电源装置的交流电控系统。 3、辅助设备

大厅内设电动桥式起重机一台，起重能力30t，起吊高度60m。

在井塔内装设一台TKS05—1（中分门）乘客电梯，提升速度为1m/S，起重量500kg

9.4.3 副井提升设备的选择

（一）设计依据

矿井工作制度：年330d，日16h； 井口锁口盘标高：＋85m； 井底车场标高：－362m；

提升容器：一吨矿车双层四车多绳罐笼一对（一宽一窄），宽罐自重17t，窄罐配重到17t，宽罐载人66人窄罐载人44人。双层载物采用一吨标准矿车四辆，自重600kg，载矸1800kg；

提升高度：444.2m。 （二）选型 1、钢丝绳选择

选用6△（34）－32－170－特一光三角股钢丝绳，左右同向捻各两根，钢丝绳每米重4.295kg，钢丝绳直径32㎜，钢丝破断力总和为737948N，抗拉强度为1667mPa 尾绳选用8×4×9－143×24型扁钢丝两根，每米重8.65kg，抗拉强度1373mPa。

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郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

2、提升机选型

主导轮直径应不小于主钢丝绳直径的100倍。 D＝100×32＝3200㎜ 钢丝绳张力计算

最大静张力：提矸石时351251N； 提人员时302447N； 提支架时360072N。

最大静张力差：提矸石时70039N； 提人员时44738N； 提支架时55329N。

选用Jkm3.25×4（Ⅱ）型多绳磨擦轮提升机一台，其技术规格如下：主导轮直径：3250㎜； 导向轮直径：3000㎜； 最大静张力：441298N（45t）； 最大静张力差：137293N（14t）； 传动比：10.5； 电动机转速：495r/min。 验算钢丝绳安全系数

人员：m＝4×737948/302447＝9.75＞9.2－0.0005h＝8.93 支架：m＝4×737948/360072＝8.19＞8.2－0.0005h＝7.93 矸石：m=4×737948/351251=8.40＞8.2-0.0005×537.95=7.93 验算主导轮衬垫压力

提矸石 q＝（351251＋281212）/（4×3250×32）＝1.52mPa 提支架 q＝（360072＋304743）/（4×3250×32）＝1.598mPa 导向轮直径：3000㎜； 最大静张力：441298N(45t)； 最大静张力差：137293N(14t)； 传动比：10.5； 电动机转速：495r/min. 验算钢丝绳安全系数

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

矸石：m＝4×737948/351251＝8.40＞8.2－0.0005×537.95＝7.93； 人员：m＝4×737948/302447＝9.75＞9.2－0.0005h＝8.93 支架：m＝4×737948/360072＝8.19＞8.2－0.0005h＝7.93 验算主导轮衬垫压力

提矸石 q＝（351251＋281212）/（4×3250×32）＝1.52MPa 提支架 q=360072+304743/(4×3250×32)=1.598MPa 导向轮直径：3000mm； 最大静张力：441298N（45t）； 最大静张力差：137293N（14t） 传动比：10.5

电动机转数：495r/min。 验算钢丝绳安全系数

矸石：m = 4×737948/351251= 8.40>8.2-0.0005 ×537.9=7.93； 人员：m = 4×737948/302447=9.75>9.2-0.0005H = 8.93 支架：m = 4×737948/360072= 8.19>8.2-0.0005H = 7.93 验算主导轮衬垫压力

提矸石 q = （35125+304743）/（4×3250×32）= 1.52MPa 提支架 q= （360072+304734）/（4×3250×32）= 1.598MPa 金属支架、石子、水泥、火药、雷管、长材均在第三班下。 提升系统及防滑验算

磨擦系数μ＝0.2，围抱角α＝194°，eμα－1＝0.968。 提矸石静防滑安全系数

μ1＝0.968×274408/（358596－274408）＝3.156＞1.75 提矸石动防滑安全系数

μ2＝（274408－28172×0.75）0.968/[（358569－274408）＋0.75（38381＋28172）]

＝1.828＞1.25 最大加速度验算

α1＝[274408×0.968－1.25（358569－274408）]/ [28172×0.968＋1.25（38381＋28172）]

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＝ 1.452m／S2 最大减速度验算

α3＝[358569×0.968-1.25（274408-358569）]/[ 38381×0.968+1.25（38381+28172）] ＝3.758m/ S2

制动时最大制动力矩必须大于静力矩的3倍。

MT/MCT ＝（101406×3.715-70608）1.625/ 70608×1.625

＝4.335>3

下放四辆重车上升侧配四辆空车时防滑验算

减速段动防滑安全系数：

μ＝ (283146-31234×0.75)0.968/[（346132-283146）+0.75（36040＝31234）] ＝2.22>1.25 最大充许减速度

α3＝[283146×0.968-1.25(346132-283146)]/ 31234×0.968+1.25（31234+36040） ＝1.709m/S2>1.5m/S2

制动时最大制动力矩必须大于静力矩的3倍。 MT/ MCT＝ (101406×1.709+70608)1.625/ 70609×1.625

＝3.45>3

3、电动机选型

选用JRZ500—12型绕线异步电动机两台，500KW，电压6KV，转速495r/min。 电动机额定出力： Fd＝ 102×2×500×0.85/8.02＝10811kgf ＝106014N 电动机过负荷系数：λ＝161140/106014＝1.52

电控设备：副井主提升机采用带有低频发电机组电源装置的交流电控系统。 4、辅助设备选择

在大厅内设SSQ型手动双梁桥式起重机一台。起重能力20t，跨距13.5m，起吊高度14m。

在井塔内装设一台TKS05—1（中分门）乘客电梯，提升速度为1m/S，起重量500kg。 5、电控设备

副井绞车电控设备采用双电动机带机组低频制动的交流传动装置。

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

10.矿井排水

10.1 矿井涌水

矿井年产量为1.50Mt/a，矿井开采深度为：水平－290米，矿井为两个水平开采。主井标高＋85米，副井标高＋85米。

煤矿排水是保证煤矿安全生产的重要环节之一，它不仅关系到矿井能否正常生产，同时关系到煤矿工人的生命安全及国家的财产安全，因此必须在思想上给予足够的重视。

本设计排水系统选择集中排水，现在对开采水平的排水系统进行设计，即矿井的全部涌水。井下各个地方涌水集中排入井底车场附近的中央水仓，由中央水泵房一次排到地面的选煤厂净化水池，矿井水净化后作为洗煤用水，排水管路沿副井井筒敷设到井口。

10.1.1 概述

1）地表水系

本地区内无较大河流，只在井田中部有一人工水库，于1942年~1943年建成，坝高7m，坝长4120m，坝顶宽5m，坝底宽40m，坝坡度1：2.5，坝顶高程86.40m，坝底高程79.4m。集水面积143平方公里，历年平均径流量1430万立方米，径流深度0.1m，多年平均降雨量550mm，蒸发量1700mm。 2）含水层

本井田内直接充水含水层主要由侏罗系粗砂岩及沙砾岩微弱的裂隙孔隙承压含水层所组成，虽然粗砂岩疏软（类似豆腐渣）多裂隙，但单位涌水量均小于0.0043kg/s.m以下，而且断层富水性弱，并且煤层顶部有较厚的油页岩、泥岩。含水层间有良好隔水性能的泥岩、粉砂岩层，导水性差，破碎带厚度小，并为泥质物充填紧密，与地表水以及各含水层间无水力联系，可谓闭合断层，对矿床充水无甚影响，故将该井田划分为水文地质条件简单的二类一型矿床。

井田内共划分为三个含水层：①侏罗系直接充水承压含水层；②白垩系砂岩及砂砾岩承压含水层；③第四纪砂岩及砂砾岩承压含水层。 3)隔水层

本井田内有两个隔水层：①第四纪粘土及亚粘土隔水层；②侏罗系煤层顶底板泥页岩隔水层。

第四纪粘土及亚粘土隔水层主要由黄色或黄褐色粘土及亚粘土所组成，结构密实，具有可塑性，在水库底部的南北两侧厚约6m左右，中部较厚约8m左右，据土工实验成果表

81

郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

明在2.66m以上均起隔水作用。

侏罗系煤层顶底板泥页岩隔水层主要由黑色泥岩及黑褐色油页岩组成，结构细腻，直接赋存于煤层之上，厚约31m左右，为一良好的隔水层。 4)矿井涌水量

矿井正常涌水量90立方米/小时，最大涌水量120立方米/小时。 5)邻近生产矿井充水情况

邻井三台子煤矿从1978年10月开始正式投产，在建井初期主井斜长77~153m时见白垩纪紫红色砂岩及砂砾岩，破碎松散，涌水量4~5立方米/小时，而向深部含水性逐渐减弱，到目前为止历年的平均排水量为0.069立方米/小时，可见该矿井基本不含水，其涌水特点是粗砂岩和砂砾岩的微裂隙孔隙滴水，而泥粉细砂岩复合岩层既不含水同时也起到了隔水的作用。综上，该邻近煤矿属于极弱充水含水层矿井。

10.1.2 矿山技术条件

矿井年产量为1.50Mt/a，矿井开采水平为-290米。主井井口标高为+85米，副井井口标高为+85米。

煤矿排水是保证煤矿安全生产的重要环节之一，它不仅关系到矿井能否正常生产，同时关系到煤矿工人的生命安全褐国家的财产安全，因此，必须在思想上给予足够的重视。

本设计排水系统选择为集中排水，现只对第一水平的排水系统进行设计，即-524m以上的全部涌水。由第一水平井底车场附近的中央水泵房一次排到地面．一部分矿井水可以作为地面灌浆站用水，排水管路沿副井井筒敷设到井口。

10.2 排水设备的选择计算

10.2.1 水泵

1.选择水泵的原则

根据《规范》的规定，主要排水设备应符合下列规定：

1)主排水工作水泵的排水能力总和必须在20小时内排出矿井24小时的正常涌水量，备用水泵的台数应不小于工作水泵台数的70%；

2)工作水泵和备用水泵的总能力应能在20小时内排出24小时的最大涌水量； 3)检修水泵的能力应按工作水泵的20%计算；

4)水文地质复杂或有突出危险的矿井，可根据情况增设水泵，或在主排水泵房内预留安装水泵的位置。

82

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a正常涌水时，工作水泵最小排水能力应为：

Ｑb＝24Ｑr/20

＝24×90/20

＝108，m³/h （10-1） 其中： Ｑr为矿井正常涌水量：90m3/h； b最大涌水时，工作水泵的排水能力应为：

Ｑb´＝24Ｑrm/20＝24×120/20＝144 ，m³/h

其中：矿井最大涌水量：120m/h； （10-2）

3

2.水泵选择

每组工作水泵能力，应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量。 Q＝90×24/20＝108m3/h

估算水泵的扬程为：Ｈb＝k（Ｈp＋Ｈx）= 1.1（444.2+5.5）=494.67m（10-3）

根据以上所需的流量和扬程，选用D155—67×8型水泵三台，其中一台工作，一台备用，一台检修。

式中： k ——管道损失系数，取1.1

Ｈp——排水高度，取副井井筒垂高，444.2米 Ｈx——吸水高度，Ｈx＝5.5米

3.管径选择

泵房内选用Φ159×6无缝钢管。斜管子道与井筒内选用Φ194×7无缝钢管。吸水管为Φ219×6无缝钢管。

4.排水管及吸水管的扬程损失计算

管路的总损失：

h＝k（h1+h2）＝1.7×（14.99+0.82）＝26.88m 式中k—污垢使管内径缩小而引起的损失系数。

h2——排水管路总损失，m； h2——吸水管路总损失，m。

水泵所需的总扬程：H＝444.2+5.5+26.88＝476.58m 5、水泵电动机选择

P＝515.36×154×1050×1.15/（3600×102×0.74×0.95）＝371.24KW 选JK134—2型电动机，440KW，6KV，2960r/min。

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二、主、副井水窝水泵设备选择 （一）主井水窝水泵选择

根据计算，选80D30×3型离心式水泵两面三台，其中一台工作，一台备用。Q＝33.4m3/h，H＝99m，η＝65%。

选BJO272—2型防爆电动机，22KW，660V，2950r/min。 排水管选用Φ89×5无缝钢管。 （二）副井水窝水泵选择

根据计算，选举JD10×15型深井泵两台，其中一台工作，一台备用。Q＝10m3/h，H＝45m。

配套电动机容量5.5KW，660V，2900r/min。 扬水管外径选用Φ76 三、北一采区排水设备选择 采区排水设备的选择。 （一）设计依据

正常涌水量：90m3/h； 最大涌水量：120m3/h； 垂深：134m； 斜长：2063m；

（二）选型计算按20h排出矿井24h正常涌水量 Q＝24×90/20＝108m3/h H＝1.2（134+5.5）＝167.4m

选D155—67×4型离心式水泵三台，其中一台工作，一台备用，一台检修，选用BJO200—2型电动机，200KW，6KV，2900r/min。

（三）管路选择

泵房内选用Φ159×6无缝钢管，管子道和下山选用Φ194×6无缝钢管，吸水管为Φ219×6无缝钢管。

（四）、水仓清扫设备选择

安装JT800×600×30型单筒绞车一台，其最大静张力14710N，绳速1.01m/S。选BJO272—8型防爆电动机，17KW，660V，750r/min。

84

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10.3 水泵房的设计

10.3.1 水泵房支护方式和起重设备

水泵房采用料石砌璇，在水泵房上部安装起重梁供检修水泵及电机时用。

10.3.2 水泵房的位置

矿井的主排水泵房应设在井底车场副井附近。 主要设计原则：

1)运输巷道有朝向井底车场的坡度，便于井下涌水沿运输巷道的排水管路流至住中央水泵房附近的中央水仓中。

2)副井一般都是进风井，靠近副井的中央水泵房将有足够的新鲜风流，有利于电机冷却。

3)连通水泵房与副井井筒的斜巷出口处有平台，罐笼可停靠在平台处装卸设备，为便于运输斜巷内可设钢轨及手摇绞车。

4)减少排水管长度，从而减少阻力损失。

5)水泵房地面标高比井底车场轨面高0.5米，地面应向吸水井一侧有1%的坡度。[10] 水泵应顺着水泵房轴向排列，泵房轮廓尺寸应根据安装设备的最大外行尺寸、通道宽度和安装检修条件等确定。

10.3.3 水泵房规格尺寸的计算

水泵应顺着水泵房轴向排列，泵房轮廓尺寸应根据安装设备的最大外行尺寸、通道宽度和安装检修条件等确定。

1)水泵房长度的确定：

L=∑L+∑Lh+a（n－1）+S (10—7) =2×3＋3×3＋1.5×2＋2.5 =20.5m

式中：∑L—水泵电机长度总和，m ∑Lh—水泵长度总和，m

a —各设备基础之间的间隔，取1.5米，以便于检修、搬装等 n —水泵台数，n=3 S —附加距离，取2.5米

2)水泵房的宽度

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郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

B=b1＋b2＋b3 =5m (10—8)

式中：b1—水泵基础宽度，取2m

b2—水泵基础边到有轨一侧墙壁的距离，取2m b3—水泵基础边到吸水井墙壁的距离，取1m

3)水泵房的高度：

泵房的高度应满足检修时的要求，由手册查得：泵房的高度为4.2米。并设起重工字刚梁。

10.4 水仓设计

矿井主要水仓是由两个独立的巷道组成，分别为甲、乙水仓，当一个进行清理时，另一个能正常使用，设计将水仓布置在水泵房的一侧。

我们知道，水仓的作用：一个是贮存矿水，当涌水量产生波动时或排水设备发生故障而停泵时，起到贮存调节作用，另一个是起沉淀泥沙的作用。

甲、乙水仓的总容量按规定应能容纳矿井8小时的正常涌水，为了方便涌水中的泥沙得到充分沉淀，水在水仓中流速不大于0.005米/秒，在水仓中流动时间应不小于6小时，故每个水仓长度为：

L=3600VT=3600×0.005×6=108米 (10—9) 本设计取L=100米。

则水仓断面为：S=V/2L=8×90/（2×100）=3.6m2 (10—10) 式中：V—水仓容积，m3（8小时的正常涌水量）

设计取标准断面，净断面为6.29平方米，设计掘进断面11.64平方米，宽3米，高2.5

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米，采用U型钢圆形金属支架壁后充填支护。另外，水仓顶板的标高应低于水仓入口处水管的底板标高，清理水仓的工作由人工来完成。所以水仓内设有轨道，水仓入口处还设有小绞车作为清理水仓时提升矿车之用。

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郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计 图10-2 中央水泵房 88 辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

图10-2 井底水仓示意图

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11 技术经济指标

11.1 全矿人员编制

11.1.1 井下工人定员

定员系数=7/（5×0.85）=1.6

回采工作面定员= 回采工作面出勤人数×定员系数= 88×1.6=140.8，人取141人 回采工人定员=回采工作面定员×工作面数=141×1=141人 掘进队定员=48×1.6=76.8，人 取77人 掘进工人定员=掘进队定员×掘进队数=77×3=231人 所以，井下工人定员=(141+231)*2=744人

11.1.2 井上工人定员

井上工人定员=井下工人定员×0.6=744×0.6=446.4人 取447人

11.1.3.管理人员

1) 原煤生产工人数=井上工人定员+井下工人定员=447+744=1191人

2) 原煤生产人员=原煤生产工人数/0.9=1191/0.9=1323.3人 取1324人 3) 管理人员 =原煤生产人员数 ×0.1=1324×0.1=132.4人 取133人

11.1.4 全矿人员

全矿人员=原煤生产人员+服务人员+其它人员

服务人员=原煤生产人员×12%=1324×12%=158.88人 取159人 其它人员=原煤生产人员×2%=1324×2%=26.48人 取27人 所以，全矿人员=1324+159+27=1510人

11.2 劳动生产率

11.2.1 采煤工效

采煤工效=采面日产量/采面昼夜出勤工数=4904/88=55.68，t/工

11.2.2 井下工效

井下工效=采面日产量/井下工人数=4904×（1+0.08）/744=7.12，t/工

11.2.3 生产工人效率

生产工人效率=采面日产量/原煤生产人数=4904×（1+0.08）/1191=4.45，t/工

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11.2.4 全员效率

全员效率=采面日产量/全矿人员数=4904×（1+0.08）/1510= 3.51，t/工

11.3 成本

11.3.1 工作面直接成本

1)吨煤工资（井下回采面工人月平均工资按1500元计算） 工资=1500×141=211500，元/月

吨煤工资=211500/（4904*27.5）=1.568，元/t 2)吨煤材料费

吨煤材料消耗费用=7584/10000=0.76 ，元/ t

表11-1 材料费计算表 Tab11-1 material consumption costs

材料名称 截齿 乳化油 油脂 锚杆 配件

万吨材料定额

28 46.5 35 100 35

单价，元 10 3.3 16 15 106

万吨消耗总额，元

280 1534 560 1500 3710

3)采煤机械折旧费

表11-2 采煤机械折旧费用计算表

Tab.11-2 mining coal machinery amortizes the expense computation chart

序号 1 2 3 4 5 6 7

设备名称 采煤机 刮板输送机 转载机 胶带输送机 液压支架 乳化掖泵站 移动变电站 合计，万元

数量 1 1 1 3 124 4 2

单价，万元

260 108 25 200 15 0.85 4

总价，万元

260 108 25 600 1860 3.4 8

6204.24

折旧年限，年

8 7 15 10 10 20 20

折旧费用，万元/月

2.73 1.28 0.288 5 19.2 0.02 0.04

计算得：吨煤折旧费 =62042400/（4904×330×27.5）＝1.394，元/ t

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郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

4)吨煤动力消耗（井下回采面工人月平均工资按1500元计算），具体消耗见表11-3（割一刀按两小时计算，电费按0.8元/度计算）

表11-3 机械设备耗电表

Tab.11-3 equipment electricity consumes the expense table

序号 1 2 3 4 5 6 7

设备名称 采煤机 转载机 刮板输送机 胶带输送机 乳化泵站 破碎机 喷雾泵

数量 1 1 1 1 1 1 1

功率，kw 300 160 500 480 30 55 30

割一刀煤耗电，元

240 261 400 768 32 32 32

则，吨煤动力费用=1765/（0.6×186×3.5×1.35）= 3.37，元/t 因此，工作面成本=1.568+0.76+1.394+3.37=7.092，元/t

11.4 全矿主要技术经济指标

全矿主要技术经济指标见表11-4

表11—4全矿主要技术经济指标表

Tabl.11-4 entire ore main technology economic indicator table

序号 1

可采 煤层

2

井田 境界

3

储量

项目

煤层号 总厚度 倾角 走向长度 倾向长度 面积 工业储量 设计可采储量

4 5 6

年产量及服务年限 开拓 开采 水平

年产量 服务年限 开拓方式 水平数目 开采水平高度

指标 1#、2# 8，m 平均7度 6.15，km 3.42，km 19.08，km 2.06，亿t 14197.5，万t 150，万t 67.6，年

立井两个水平上、下山开拓

2 -290，m

2 92

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

7

井筒

8

基建工程量 9 建井期限 10 采煤方法 11

顶板管理方法

12

机械化程度

13

工作面长度

同时生产 14 工作面 同时生产15 采区数目 16

回采率

17

运输 方式

18

提升

19 沼气 20

通风

数目 直径 深度

月

米 个 个 采区 工作面

主运输方式 辅助运输方式

主井

副井 沼气等级 通风方式 总风量m3

/min

负压 扇风机类型 电机容量

井下工效

3

6.5，m，6，m，4.5，m 447.6，m，444.2，m，432.3，m

较大

22 倾斜长壁采煤法 全部跨落法

综采 、综掘

186

1

1 75% 93% 皮带运输 齿轨卡规车

提升机类型 JKM4×4（Ⅱ）

提升容器 箕斗 电机容量 1000kW 提升机类型 JKM3.25×4（Ⅱ）提升容器 罐笼 电机容量

500kW

低沼气矿井 中央并列式 4085 100，Pa

2K60-4N28型轴流式通风机

800，kW 7.12，t/工

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郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

21

效率

采煤工效 生产工效 全员工效

22

成本

工作面直接成本

55.68，t/工 4.45，t/工 3.51，t/工 7.092，元/t

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

12 结论

本设计是小康二矿井田1.50Mt/a矿井设计。在设计中结合小康井田的地质条件，参考有关文献，通过技术经济比较，选取开拓方案和回采工艺。

在小康二矿新井设计过程中，通过对该矿煤层赋存条件、煤层厚度及顶、底板岩性的特点的深入研究和详细的技术经济比较，初步确定了采煤方法、大巷的布置方式、矿井通风和排水的布置方式等。在整个开拓准备和回采过程中均采用综合机械化工艺，实现了综采与综掘同步发展，大幅度提高生产效率。同时，重点研究高产高效矿井的开拓部署与巷道布置系统的优化，采用先进的采煤工艺和管理技术，使生产系统大为简化。

本矿区储量丰富，井田工业储量2.06亿吨，服务年限67.6年，采用“三八“工作制，根据煤层的赋存条件，整个井田采用立井两个水平上、下山的开拓方式，煤层间距20m，在岩层中布置大巷，采用卧式井底车场，通过技术经济比较，工作面采用沿空掘巷布置，井田采用在岩层中布置大巷的方式，在煤层中布置煤层平巷。由于本井田的煤层倾角比较小，所以采用倾斜长壁采煤法，整个回采过程均采用综合机械化采煤工艺，选用的设备为BY3600-25/50支撑掩护式液压支架，MAX-300/4.5双滚筒采煤机，SGZC—764/320型刮板输送机，使矿井能够在一矿一井一面的条件下达到生产能力，提高了设备的配套能力及可靠性，保证工作面高产高效；主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升，主要运输采用胶带运输，辅助运输采用齿轨卡轨车运输。井田设三个井筒，即主井、副井和风井同时存在。采用中央并列式通风，通风方式为抽出式通风，主井采用箕斗提煤，副井采用罐笼提升，煤炭运输采用胶带输送机运输，辅助运输采用齿轨卡轨车运输。

本次设计，几乎运用了我们所学的全部课程。通过设计扎实了理论知识，提高了设计能力，并且具备了查询文献的能力和计算机绘图能力。经过这次锻炼，我们对矿井设计的全过程有了比较明确的了解，并亲自参与其中，对其有了较真实的认识，同时巩固了专业知识，锻炼了计算机绘图的操作能力，对于今后的工作学习打下了坚实基础。

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郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

致谢

为期半学期的毕业设计即将画上句号，在设计的过程中我得到了各位老师和同学的热心指导和帮助，尤其是指导教师卢国斌老师在百忙之中多次抽出时间针对我的毕业设计给予详细指导.每当我遇到问题时都能够帮助我及时的解决，并纠正我的错误，使我设计的能力得到迅速的提高。在整个设计过程中给予我很大的帮助，对于我掌握设计能力和采矿知识起到了很重要的作用。在此设计完成之际，我对指导老师给予的指导和关怀表示最忠心的感谢和最诚挚的敬意！同时，感谢各位老师认真审阅我的论文，敬请各位老师批评指正！最后，感谢我的同学和小康矿工程技术人员的帮助，在此表示衷心的感谢！

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

参考文献

[1] 徐永圻. 煤矿开采学.徐州：中国矿业大学出版社.1999； [2] 陈炎光.徐永圻.中国采煤方法.徐州：中国矿业大学出版社.1991； [3] 煤炭工业部.煤矿安全规程.北京：煤炭工业出版社.1986；

[4] 阜新矿业学院.井巷工程（第4分册）.北京：煤炭工业出版社.1979； [5] 吴国华等编著，综采设备配套图册，中国矿业大学出版社，1992年

[6] 煤矿矿井采矿设计手册编写组.煤矿矿井采矿设计手册.北京：煤炭工业出版社.1984； [7] 徐永圻.中国采煤方法图集.徐州：中国矿业大学出版社.1990； [8] 矿井灾害防治理论与技术，中国矿业大学出版社，1990年 [9] 洪允和.煤炭开采方法.中国矿业大学出版社； [10]刘吉昌.煤炭施工设计基础.中国矿业大学出版社； [11]黄元平主编，矿井通风，中国矿业大学出版社，1986年 [12]煤炭工业部，煤炭工业设计规范，煤炭工业出版社，1986年 [13]孙宝铮主编，矿井开采设计，中国矿业大学出版社，1986年

[14]Y.H.OU.Y.Wu,On fuzzy differentied equeations,Fuzzy sets and systems,1989(32)[15]Peng,S.S.Chiang,H.S.Longwall Mining.John Wiley & Sons.Inc.1984. [16]Subsidence engineers Handbook.National Coal Board(U.K.).1987 5.

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附录A

倾斜煤层的顶板控制

陶连金 张东日 李凤仪

摘要：研究了岩层动态和倾斜煤层工作面的控制（1）在一个采煤工作面进行实地监测岩层的动态；（2）在工作面沿倾角方向用等量试验材料作出模型测试；（3）覆盖岩层的运动和由松动单体构成的裂缝模型的方法，得出结论（1）即用煤层倾斜方向的倾角导致的不对称性运动和覆盖岩层的裂缝来应对支撑压力的分布；（2）采空区充满不同的塌陷的碎石；底部完全由废石填满，而上部则是在空置的条件下；（3）在倾斜煤层比在缓倾斜煤层中，顶板运动更为显着，强烈的反应显示，在长壁工作面支护应该具有较高的稳定性让它们正常工作；（4）采区巷道的变形，其特点是显着的非均匀；锚杆系统被建议应用于控制顶板和侧壁来有效的控制回采巷道。

关键词：倾斜煤层；实地监测；岩层动态；模型试验

导言

倾斜煤层通常是煤层倾角介于30°-50°之间的煤层。这类煤层在中国煤炭的产量和储量中占有相当大的比例。由于煤层倾角的增加，覆盖岩层的组成部分的重量在倾角方向增加，而且组成的层理面减少，这使得顶板极不稳定。因此，顶板压力在倾斜煤层中的显现和在缓倾斜煤层中是颇为不同的，特点如下：（1）顶板位移在层理面中沿倾角增加，在采空区中的碎石滚落到运输大巷中。同时滚落的碎石可能影响工作面的支护；（2）工作面底板可能会破坏造成剪切位移，这种现象可能会出现在沿煤层倾角的层理面方向，对工作面的支护造成负面影响；（3）由于塌陷的碎石不均匀充填采空区，碎石、顶板的充填在不同的倾角方向的特点是密集的顶板运动集中在中上层；（4）提出了显着的异向的岩体，以及回采巷道形式和破坏方向。

这种倾斜煤层出现在很多国家，如前苏联，德国，法国，英国和波兰。前苏联在对倾斜煤层的岩层控制中处于领先地位。大规模的地下岩层移动监测被应用于急倾斜煤层中。顶板的分类和顶板控制方法，以及适用于急倾斜煤层采煤工作面的采煤设备被提出并投入制造.

监测，模型试验及数值分析方法，在倾斜煤层中得到提出，该领域中一些方面取得了很大的进展。但由于开采条件的困难和机械化的工作方法的不足，还存在不少问题有待解

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

决，据1996年的中国煤炭工业部年鉴统计，在倾斜煤层中事故中，顶板事故约占20％ ，比在水平煤层及缓倾斜煤层中的高，回采巷道的维修费用比在缓倾斜煤层中高30％，这表明在倾斜煤层中的顶板，仍然需要进一步的了解。为了减少顶板事故和提高生产效率，岩层移动及应力分布必须在倾斜煤层中得到重视。因此，现场监测，模型试验和离散单元法是用在研究在倾斜煤层中的岩层动态，针对本文提出有关岩层的控制方法。

1覆盖岩层运动的模型试验

岩层的运动规律的关键是岩层动态和顶板控制。对于倾斜煤层，选择的调查岩层的运动规律的模型试验，被认为是指定的工作。

1.1地质背景

在铁东煤矿，位于350m以下的地下深部的436工作面，工作面长度140米，走向长600米。煤层厚度介于1.7-2.3米，倾角39°-43°，没有伪顶，直接顶是1.5-3.5米厚的细砂岩，稳定和难以开采。主要顶板是细砂岩与中间夹杂的粗砂岩共十米多厚，强度高而且坚硬。顶板在采空区之上的煤层的开采采用长壁后退式采煤方法。单体液压支柱加铰接顶梁支护工作面顶板。采煤和运煤完全由滚筒采煤机来完成。

1.2用等量材料进行模型试验

在模型试验中，相似准则是令人满意的，它主要是由材料强度，几何形状，初始状态和轮廓条件。它的（模型原型）的几何比例是1/100；倍数比例：1/10；密度比：6/10。 基于这个基础，在实际的地质和采矿条件下，两种模型被建立起来。一个高度1.4米，长度2.5米的和宽度0.2米的测试平台被用在这个压力条件下。应用到这个模型上的载荷是岩层的重量，外围的岩层的重量超过了该模型的重量是模拟加载在其顶部的模式。错位的岩层用网格线和千分尺来测量。网格线是负责为岩层运动在宏观上来测量的，千分尺用来对顶板和底板的错位距离来进行测量。模型上应力的是由应力细胞联系在一起的7V13数据存储器来进行测量的。计算机可以立刻监测出变形和应力变化。

1.3测试结果分析

1.3.1覆盖岩层变形和破坏的特点

直接顶不厚但具有足够的强度。在煤炭被采出后，直接顶悬挂在倾斜岩层上面保持一段时间。但随着上层负荷的增加，直接顶开始偏离和离层，和老顶分开。裂纹首先出现在较上的一层，然后出现在较低的一层。因此，横梁由直接顶破碎成很多块并掉落在地上形成。直接顶可能形成3铰接式拱，在短的时间内可以清楚地看到。

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放顶煤的直接顶冒落后，随着自由变形空间的增加，主要顶板开始弯曲，内部的顶板开始破坏。厚的主要的顶板转变为比较薄的薄层并且与矿床相连接。与此同时在弯矩和剪切力的两头，主要顶板和上层岩层开始破坏和冒落。最后冒落的高度是开采煤层厚度的4.7至7.7倍。

在顶板冒落后，由于其体积膨胀，中下层采空区已差不多完全由碎石充填满了，有了冒落的碎石和变形的岩层，填补的碎石受到限制，只有部分的拉伸裂缝的出现，形成了最高高度四十二米的突出区，正常的矿床在平面附近的上面一层和三十八米靠近底部的一层。中间部分呈现冒落后的形状。

此外随着顶板岩层的运动，底板也开始变形，出现底部应力过大甚至出现底鼓。在应力消失的区域影响比较重要的是下方煤层应力和加压气体。

2在覆盖岩层倾角方向的DEM建模

模型试验结果表明，该覆盖岩层通常是沿岩体的节理进行切削，连接处的构造及连接处的采煤活动。因此，顶板岩层的特点是显著的各向异性和间断性，特别是直接顶和老顶是难以用连续不断的力来进行描绘的。离散分析法（DEM）甚至能够联系起来。因此，DEM是用来对岩层移动进行分析的。

2.1DEM的模型

DEM模型的研究范围是一套超越采煤影响的研究。采煤模型的建立和支持执行根据实际的进程。所有的DEM参数跟模型是一样的，这些模型的试验，DEM的长度和高度的都是200m。重量是DEM模型的唯一负载。

2.2岩层移动的特点

在采煤工作面形成后，顶板也开始形成。从采空区发生在直接顶的错位。顶板接近开采煤层但有相当大的错位。在相当长的一段时间后，大面积的顶板开始冒落而大部分的采空区正是被这些冒落的顶板所充填。直接顶冒落后，岩层移动扩散到破碎带和上层岩石上。模型顶面发生沉陷。模型破坏产生的破碎带沿层理面发生剪切滑移。冒落的高度和裂隙带的高度被认同与模型试验的结果相当吻合。

2.3应力分布

岩层移动趋于稳定后，主要特征是工作面应力集中在两端的现象与模型的测试是很相似的，在采空区破碎的压力区域的形状是一半椭圆形其长轴平行于矿床的层理面。在采空区塌陷后应力非常低，从采落的矿块可以看出冒落的矿块和采区内的矿块很少接触。

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

2.4与模型试验进行比较

DEM模型与模型试验的结果在顶板冒落、岩层移动及应力分布问题上比较吻合。然而，模型试验有它自己的缺点，在困难的条件下和较高的花费下能对模型进行衡量。在许多情况下，很多数值模型作为一个DEM模型可以取代模型试验和并且很容易作出参数研究。

3在倾斜煤层工作面的顶板的控制

基于上述提到的结果，倾斜煤层的顶板移动具有下列特点：1）固体充填在采空区较低的位置，而上面的一部分则空置起来；2）在较低的地方的支承压力的分布比较大，在较高的地方则比较小；3）在采煤工作面的上部顶板的移动比下部更加密集；4）在开采煤层上部地层出现了剪切滑移区；5）冒落拱和破碎带是呈不对称分布的；6）大倾角使得煤层底板位移增加，从而增加底板滑移的可能性；7）顶板矿块在倾斜煤层中比在缓倾斜煤层容易形成铰接式拱；8）最初的和周期性的顶板压力都发生在倾斜煤层中。这些对顶板的了解行为可能在倾斜煤层岩层控制中起了一个很大的控制作用。

3.1确保支护的稳定性

由于煤层倾角的增加，滑移力量增加，不利于支柱的稳定。随着冒落的矿块的向下滚动可能对工作面的支柱造成冲击。同时，底板滑动是影响支柱稳定的另一个因素，因此支柱的稳定性在岩层控制中变得更加重要。当支柱处在不稳定的条件下时，支柱的支护作用不能得到充分的发挥，从而无法控制顶板的下沉和离层；同时支柱的破损更加明显。因此支柱的稳定性存在安全隐患，它成功的关键是顶板控制。一般来说，在倾斜回采工作面中这些方式可能提高支柱的稳定性。 3.1.1增加支护的压力

最初设定的较高的支柱压力将会将较低的岩层和较高的岩层尽量压缩得接近一些，因此，矿床的分离可能有效的得到避免。而且，高负荷的设置可以增加顶板岩层之间的摩擦力，较大的摩擦力能抵挡沿层理面向下的力，从而在这种方式下提高支柱的稳定性。 根据我们的监测结果，设置负荷的增加意味着增加支护系统的刚度和支柱的工作阻力。因此从这个角度来看，这对增加支柱的设定载荷是有很大的帮助的。下列方法可以被采用来增加负荷的设定；（一）使用液压喷油器设定的指标；（二）确定足够的注射时间；（三）注射两倍的液压液体给液压支柱；（四）把支柱设置在坚实的地面上；（五）经常检查和及时更换失效的支柱。 3.1.2改善支护结构

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郭力：铁煤集团小康二矿1.50Mt/a新井设计

改善支架的部件既可以提高支架的稳定性又可以提高支架的支护能力。交叉型或T型铰接梁铰接的顶梁被固定在液压支架上可以非常有效地提高支护的稳定性。

3.2岩层运动和支持质量的监测

倾斜煤层的采煤工作面也是受到最初的比重和周期性的比重的影响。主要顶板的比重指数显示岩层动态将会相应的增加。这是一个关键的时候，当主要的顶板将产生重压的时候，对岩层动态的监控和顶板重量的预测对于防止顶板因重量而冒落是十分重要的。重要的监测指标应包括：支护的支撑阻力，设定负荷，支护插入底板的深度，顶板的变形，悬壁梁的长度和直接顶以及其他的因素。因此针对这个目的制定了一个计划和方案。支柱的质量和岩石动态可以因此得到监测。

3.3底板滑移的预防

倾斜煤层的底板滑动不会发生底板滑移。很多底板将在少数区域发生破坏现象。然而，底板局部的破坏不能得到适当的控制。大型的底板滑动，可能会出现发生严重的顶板事故的可能。因此可以从中归纳出。底板的滑动不利于两个工作面的安全和煤炭产量的质量。底板滑动的预防应基于分析的结果。例如，铁板（铁鞋）可用于软岩工作面支柱的底部。

4 长壁工作面的典型研究

铁东煤矿436工作面，它的地质和工作面条件就像上面所提到的那样。通过对支护的质量和对顶板的监测结果，初次和周期的来压的步距分别是30米和20-23米。对于同一周期的来压，顶部工作面比中部和下部工作面的小。密集的顶板来压出现在工作面中。裂缝的声音可以清楚地在工作面中听到。采空区中的破碎岩石以很高的速度滚下，一些支护被破碎的岩石所冲击。

由于密集的顶板岩石移动，工作面的安全生产受到严重的影响。基于上面所出现的问题和现象，根据监测和分析结果，采取下列措施对岩层的控制的建议被提出： （1）工作面安排在观测角的方向，这个倾角可以较少破碎的滚动的成块的岩石； （2）由于直接顶经常悬挂在工作面上方，当悬臂梁在走向上超过1.8米以及在倾向上超过10米时，悬挂的直接顶需要采用爆炸的手段来断开；

（3）支柱切割顶板的间距是15米来提高顶板的切割能力和支柱的支护强度。 （4）支柱的部件被设置在支柱的底部和工作面的顶部之间；

（5）确保设置的负荷不小于90千牛，并在移出一次的时间内注射两次液压液体； （6）通过相互铰接的支护来提高两边工作面的支护；

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

（7）在支架上安装铁鞋以防止支架不插入底板。

由上面提到的采取的措施，工作面推进长度为1500米以上无顶板事故的发生，可以正常的生产，因此获得了相当大的利益。

5 回采巷道的变形和支护

一个独立的单元模型被建立在研究回采巷道周围的岩层动态在回采巷道掘出后，在煤层回采巷道上部初始压力首次造成破坏的条件下，煤层底部巷道的表面开始发生弯曲变形。结论是顶板的应力集中区是在两个回采巷道运输煤炭的区域。回采巷道表面的直接顶开始弯曲、矿层互相分离，破坏和冒落。结果，大面积的顶板开始冒落直到主顶也冒落下来。破碎的岩块可能造成小的震动发生时，在实际的工作面中，很难处理冒落下的岩石，有时，一个无极绳运输的巷道最可能出现在最上层直接顶，如果没有特别的注意的话，冒落的岩石处于困难和危险的环境。结果表明，两个煤层巷道的侧壁遭到不同程度的破坏；上部的煤层破坏比底层的更加严重一些。

根据上面的分析，可以看出，在薄和坚硬的倾斜煤层中，两个煤层巷道侧壁是非常重要的整体稳定的回采巷道。如果侧壁遭到破坏，顶板的压力将转移的煤层中去。因此，自由跨度的增加，加剧了整个回采巷道的不稳定的状况。因此围岩的破坏严重，是因为受到采矿的影响。因此，关键是保持井壁的坚固和完整，以保持回采巷道在倾斜煤层中的稳定。 基于倾斜煤层中组合梁的理论，回采巷道松动区的测量和离散元素分析，四个1.6米长的锚杆被安装在顶板中。在每个锚杆的外面安装测试装置，并施加至少20千牛的力。螺栓间距是0.75米，齿距是1.0m。由于密集的连接分布，弯钢与锚杆是一起使用的，以确保支护的有效性和防止顶板冒落。钢板是0.01米厚，0.89米长0.1米宽。

煤层巷道的侧壁是用间距1.0米，煤巷侧壁锚杆上侧是2.0米长，下侧1.0米的锚杆.安装的锚杆不低于7.5千牛的预测力。

在影响区的前部支承压力，增加了加强支持。金属摩擦支柱与铰接顶梁来抵抗压力。工作面前有25米的加固的距离。加强支护安排在回采巷道的中心位置。

更应注意的是回采巷道的开采程序。顶板暴露后应尽快用锚杆固定起来，然后再固定侧壁。最多不能延迟6小时，否则顶板变形并将失去完整性。在每一个建设周期后，掘进工作面的锚固应保证其具有足够的锚固力。

回采巷道封闭检测期间，掘进工作面和回采工作面的监测证明采用了有效的支护。

6结论

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从上面的研究和分析，可得出下列结论：

（1）较大的煤层倾角能导致不对称性运动和覆盖岩层的应力分布不对称； （2）采空区充满不同的塌陷碎石；工作面的底部被完全充填，而上部则在空置的条件下。顶板的支护因冒落的岩石不同而异，上方的顶板比底部的顶板更容易破裂是由于上部的岩层移动比较密集。这些特征揭示了不同的支持密度沿倾角方向分布的原因。 （3）存在着一种独特的区命名为剪切滑移区，位于上部回采工作面的上部。这个区域的特点是以沿着矿床的滑移位移为主。四区由一个重要的不同点区别于缓倾斜煤层。 （4）在倾斜煤层比在缓倾斜煤层中，顶板运动更为显着，因此它被强烈的建议在长壁开采工作面具有较高的稳定性来控制顶板的初次来压和周期性来压。 （5）顶板和支护的质量倾斜煤层的安全和正常生产来说是十分重要的。

（6）对于由多个软和松散层的顶板来说，确保锚杆预测和顶板尽早安装锚杆是顶板稳定的关键。与此同时，为了保持顶板的完整性与钢带（有时是金属网）是另一项重要措施。

7鸣谢

该项目的研究是由北京新科技及科技明星计划开放的研究基金会国家专业实验室地质灾害预防和地质环境的保护机构来支持的。

参考

[1]陶连金。岩层动态及大倾角煤层控制，四川科学和技术1993，.100 - 111 页 [2]卫奕信。支护负载要求对长壁回采工作面的影响.1976，30（4）

[3]马钱 。研究覆岩层在长壁开采及其应用在各岩层的控制。研讨会上的岩层的控制，纽卡斯尔大学1982，13-17页

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分阶段放顶煤开采技术

李化敏 周英楠 李华清

摘要：介绍了一种分阶段的放顶煤开采技术，基于统计和计算机模拟，被用在1302采煤工作面。为了达到24.64万吨/米的最大产量；在中硬，厚和不稳定煤层中进行了现场试验，并通过测试讨论了自燃发火的优化放顶煤技术参数。 关键词：综采分阶段放顶煤开采；高科技实验；计算机仿真

导言

自从综采长壁工作面第一次在实验性生产的基础上得到介绍后，在过去20年里，通过对很多阶段的试验，评价，发展，审议和改进，取得了很大的成绩，并进行了理论方面的研究，技术研究，设备的设计，安全技术和管理方法。通过统计得知，每年从一个综采长壁工作面那里获得的产量和利润可高达到综采工作面的两倍，在这种情况下，开采成本可减少30％。令人奇怪的是，在许多国有煤矿，特别是在许多关键的煤矿，综采放顶煤开采技术已改善经济利润。甚至在煤的储量广泛分布的国家，在开采条件不同的煤矿。因此，开采条件也应该是不同的。因此，在这种条件下，开采技术的研究是必要的。

1 采煤工作面的实验条件

采煤工作面的试验是设在位于耿村煤矿的开采区域的第一部分，该试验煤层的倾角是9 °-12°，矿床有4-6层的夹矸层，厚度在0.05 - 0.15米范围内各有不同，总计是0.4m.煤层稳定，7.4-11.0米厚，平均厚度9.8米，容重为1.4吨/立方米，硬度系数是1.0-1.5。采煤工作面走向长度是1000米，倾向长度是102米。

Ⅱ3煤层容易自燃和发火，发火期是15-30天。煤层有爆炸危险性，爆炸性的指数是48.33％ 。

在这个采煤工作面应用了一台65ZFSBBa4400A-18.2/28 4400a-18.2/28双输送带，应用无底柱分段崩落法，二台ZFG4800-20/30过度连接支持使用，同时还有一台MXA-300/3.5双滚筒采煤机，平均日工为86.75吨/米；采煤工作面回采率为88.3％ 。上述所有投入显示出经济状况利润的改善。

2 分阶段放顶煤回采率的试验

2.1 试验计划

放顶煤顺序和放煤方式：依次放煤，多轮多次间隔放煤；一次放两架依次放煤，一次

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放两架间隔多次放煤。放顶煤独立推进：0.6米和1.2米。

这次实验是为了寻找出回采率和矸石率之间的关系，以此来衡量冒落法放顶煤的能力和速度的支持，以便找到合理的放顶煤技术参数和合理匹配采煤工作面的开采速度，支护推进速度，冒落速度和运输速度。基于采矿速度，距离井下采煤机割煤的实验地点相距100m。为了避免影响不同的放顶煤模式和独立的预先的影响的结果，4个或更多周期安排两个不同的实验计划。

为了测量顶煤的厚度，在每个周期经常沿工作面挖出五个孔。每一个实验模式，有20个孔来衡量煤层顶板的厚度。根据煤的厚度来计算，工作面回采率运用算术方法求平均值是在20个孔深的基础上的工作面产量用胶带来衡量的，矸石率则由人来衡量。

2.2实验结果

（1）采煤方式，依次放煤，工作面的回采率是74.2％，矸石的采出率是12.6％。也就是说，在上面各种类型的开采模式中，这种方式的回采率是最低的而且它的矸石率是最高的。然而，一次放两架的开采模式，工作面的回采率是最高的，也就是说它的矸石率最低。 （2）如果我们采取两个支架作为一个支护单位以外的其他一个支护作为一个单位，回采率将变得更高，矸石率将变得更低。原因何在呢？原因可能是如果我们采取两架支护作为一个单位，放顶煤损失率将减少一半。

（3）间隔放煤这种方式的回采率比依次放煤的回采率高；同时，矸石率比较低。 （4）依次放煤连续放两次的回采率75.2％比依次放煤的回采率74.2％高，同时它的矸石率也比后者低。同样，一次放两架依次放煤这种放煤方式的回采率也是比较高同时采出率比较低的。

（5）单轮依次间隔依次放三架煤介于依次放煤和两轮间隔放两架煤之间，原因是因为这种方式仅有较少一部分煤炭损失。回采率较高。 然而，依次放煤这种放煤放煤方式是比较容易采用的。

当我们考虑到所有上述因素的时候，正确的放顶煤间距是1.2米，正确的放顶煤方式是一次放两架依次放煤。通常，当放矿的工人成为熟练技工并有较高的管理效率，单轮间隔放煤这种放煤方式就能被投入使用。

3放顶煤技术模式的建立

3.1计算机模拟工作面的长度

随着工作面长度的增加，每天产量的提高，劳动效率提高和每吨煤炭开采成本降低，

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同时，工作面回采率以及首采区的回采率也得到了提高。因此，拓宽工作面的长度是提高工作面经济技术指标的主要途径。但是，煤炭Ⅱ3，在义马矿区的煤层是非常容易自燃的，根据对该项研究防治技术的前沿，该采煤地区的采空区后30米远的是所谓的窒息区，综采工作面的推进速度必须大于30米以防止煤层的自燃发火。在这种推进速度的条件下扩大工作面的长度是至关重要的。

由于工艺过程在工作面都是随机的，我们通过计算机模拟来形容工作面的长度和工作面的推进速度之间的关系更准确。

模拟工作面的操作系统是一个4班轮换的工作体系，它具有每班6小时的工作制，采煤机的供电系统是采用倾斜邻接和自行单向断电，割一刀煤.有两个放煤空间间隔的项目，这是割一刀煤放一次煤和割两刀煤放一次煤，有两个放煤系统是单体支护放顶煤和2个支架支护放顶煤。

放煤的时间的分布是高斯分布，模拟割煤和放顶的平均时间为2.8秒（t=2.8s）（当前的后方输送机是SZZ-830/220），或2.18秒（t=2.18s）（SGZ-730/440取代后方输送机），模拟割两刀煤放一刀煤的平均时间为4.8秒（t=4.8s）（在后方输送机取代前），或4.1秒（t=4.1s）（在后方输送机取代后）。

工作面设备的维修，在服从于负指数分布的因素。

随着工作面的长度的扩大，工作面的推进速度降低，以及工作面的推进速度和放煤方式以及放煤速度有密切的关系。如果工作面采用的放煤方式是割两刀煤放一次煤，单体支护放煤的时间是4.8秒（t=4.8s）和工作面推进速度是三十米，工作面的长度是178米，如果工作面推进速度是六十米，工作面的长度就是122米；如果单体液压支柱的放煤时间是4.0秒（t=4.0s），工作面推进速度是三十米，则工作面的长度是193米；如果推进速度是60米，工作面的长度是137米；如果有两个支架支护的放煤时间是4.8秒（t=4.8s），工作面的推进速度是三十米，工作面的长度就是245米，当工作面的推进速度是六十米时，工作面的长度是175米；若单体液压支护放煤的时间是4.0秒（t=4.0s），推进速度是三十米，工作面的长度就是270米，如果工作面的推进速度是60米，工作面的长度是190米。

如果工作面的放煤的方式是割一刀煤放一次煤，单体液压支护的放煤时间是2.8秒（t = 2.8s），推进速度是三十米，工作面的长度就是165米；如果推进速度是60米，工作面的长度就是110米；如果单体液压支护放煤的时间是2.18秒（t= 2.18s），当工作面的长度是85米时，它的推进速度是30米，当工作面长132米时的推进速度是60米；如果采用两个支架放煤的时间是2.8s，工作面长度（推进速度=30米）是225米，当工作面的整个长度是183

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米时它的推进速度是60米。

通过对这次煤的试验结果的研究，割2刀煤放1次煤，这种方式采出的煤炭是合适的当对2层倾斜的煤层进行模拟时，在后部输送机推进后，煤炭的开采速度就是4.0秒每架，同时，支架上正在采出煤炭。为了防止易自燃煤层的自燃，工作面的最低推进速度不得少于30。我们应该考虑，当市场销售产生限制生产产量和工作面长度将产生了很大的影响，生产效率也将受到很大的影响.同样，一些意外的因素应该被考虑进来。此外工作面的最低推进速度的稳定系数应该被看作两部分，即当少于60m时.适当的最大长度，即是对应于上面提到的条件是190米。此外，如果生产，效益等被考虑到，适当的工作面长度应该可能是150-190米，工作面相应推进速度是100-60m/month。

3.2 面对过程模型

据分析，这一进程的模式和结果的计算机模拟，主要过程模式和参数可能是确定的： （1）运行模式是4–6个运行系统。

（2）割煤的方法是采用斜割底煤，采用两条联络巷互相沟通来开采煤炭，从一个方向割煤，下行割煤，逐渐加载。当移动时，煤炭机械应停止远离采煤机机头部十米以上，在斜坡顶端，保留顶煤当采煤机承受的载荷达到最大时回收后面的支架，割顶煤。 （3）推进方式：从前往后回收支架。

（4）工作面独立推进运煤面是1.2米，即每割两刀煤放一次煤；或者采用每隔两轮一次放两架煤以及单轮依次间隔三架放三架煤，这种方式采用从巷道底部到达工作面放煤，割煤和放煤同时进行。

该支护在采煤机的连接处当采煤机是向下沿工作面下滑时移动。当采煤机沿工作面运行时，输送带被推动而且将割下的三角煤装在上面。这种方式的支架移动是从顶部到底部。采煤工作面放煤间隔是1.2米，即是割煤深度的2倍。放煤方式是采用每隔两到三个支架放一次煤。煤炭的放落从采煤工作面的底部开始。采煤和放煤同一时间进行。良好的技术和经济成功的将这项技术用于1302采煤工作面。

4 结论

结论如下：

（1）对耿村矿煤层Ⅱ3结论的研究，达到更高的回采率和较低的矸石率，如果采煤的放煤间隔是1.2米，放煤的方法是，用两个支架或2（或3）台支架进行采煤。放煤技术应用于采煤工作面1302的回采率高达88.5％。

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（2）根据实际统计和计算机模拟，适当的采煤工作面长度在容易燃烧的煤中是从150米到190米，合理的推进速度是从100米每月到60米每月。

（3）采矿技术的主要内容如下：工作系统是4班轮换工作制度的切割方式，采煤机割煤的方式取决于采煤工作面的角度，循环切割，从工作面把煤割下来然后将煤装载运出工作面.采煤机离主要的工作场地10米，当角度大时，三角煤被留下。

参考

[1]尚海涛 综放技术和集中生产对煤矿生产的影响。综放和安全技术学术讨论，2000:3 5 [2]吴建 支护和围岩在综放中的安全技术的新的概念，2000:27 - 35

[3]李化敏，周英，翟欣羡 形变和破碎的特点，顶煤与分阶段放煤.中国煤炭社会期刊， 2000，25（4）:352 – 355

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附录B

Roof Control Of Inclined Coal Seam

Tao Lianjin Zhang Dongri Li Fengyi

Abstract:Studies the strata behavior and control in inclined coal seam face by(1)field monitoring of strata behavior carried out at a working face;(2)Model test on equivalent material made along dip direction of face;(3)Overlying strata movement and fracture modeled by discrete elemet method (DEM),concludes that (1)Inclined dip angle of coal seam leads to asymmetry of the movement and fracture of overlying strata as wellas the abutment pressure distribution;(2)The gob is filled with caved debris differently;the lower end is fully packed,whereas the upper end is however in vacant condition;(3)Roof movement is much more remarkable in inclined coal seam than that in gently inclined seam,and therefore strongly recommendes that the supports in longwall working face be set with higher stability to keep them sound,(4)Gateway deformation is characterized by its remarkable non uniform;bolts scheme for both roof and sidewall is proposed in an attempt to effective strata control of gateway.

Key words: inclined coal seam;field monitoring;strata behavior;model test

Introduction

Inclined coal seam is usually referred to the seam with dip angle between 30-50.Such coal seam takes a considerable proportion of coal output and deposit in China.Due to increment of seam dip angle,the component of overlying strata weight in dip direction increases,whereas the component normal to bedding plane reduces,which makes the roof unstable.Therefore roof behavior in inclined coal seam is quite different from gently inclined seam with features as follows;(1)Roof displacement increases along bedding plane in dip direction,and the debris in the gob roll down to the haulage gateway.Meanwhile the rolling blocks may have impact action to the face support;(2)Face floor may fail and shear displacement may occur along bedding plane in sip direction,which as a results has negative effects on support stability;(3)Due to uneven filling of gob by the caved debris,roof behaves quite differently in the dip direction characterized by intensive roof movement at the middle and upper sevtion;(4)Move remarkable anistropy rockmass,which makes gateway deform and fail with distinguished direction.

Inclined coal seam is spread in many countries such as former Soviet Union,Germany,France,UK and Poland.The former Soviet Union is in the leading position in the study on strata control in steep and inclined coal seam.Large-scale.underground monitoring and strata movement measuring was conducted to steep coal seam.Roof classification and roof

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control method as well as mining equipment suitable for steep coalface were also proposed and manufactured.

Monitoring,model test and numerical analysis approaches are also carried out in inclined coal seam,some progress is made in the field.However due to mining difficulties and less mechanized working method,there still exist many problems to be solved.According to the statistic of the 1996 Yearbook of the Ministry of Coal Industry of China,roof accidents in inclined coal seam is about 20% higher than those in flat and gently inclined seam,and gateway maintenance cost 30%,higher than that in gently inclined seam,which indicates that roof behavior in inclined coal seam still needs further understanging.In order to cut down roof accidents and increase production efficiency,the strata movement and stress distribution must be reassessed for seam with deep dip angle.In view of this,based on field monitoring,model test and discrete element method are used in the study of strata behavior in inclined coal seam,relevant strata control method is proposed in the paper.

1 Model test of overlying strata movement

Strata movement law is the key to strata behavior and roof control.A specified working face of inclined seam is chosen to investigate strata movement law by model test.

1.1Geologic background

The NO.436 working face of Tiedong Coal Mine is 350m deep underground with face length 140m and 600m in strike.The thickness of the seam is 1.7-2.3m with dip angle varied 39°-43°.No false roof,the immediate roof is fine sandstone 1.5-3.5m thick,stable and difficult to cave.The main roof is fine sandstone interlaid with coarse sandstone more than 10m thick,strong and rather hard.Longwall retreated mining method is used allowing the roof above the gob to cave.Since hydraulic props working with hinged girder support the face roof.The coal cutting and transporting procedure is completed by drummer machine.

1.2Model test with equivalent materials

In the model test,the similarity criterion is satisfied mainly by material strength,geometry,initial state and boundary conditions.The ratio(model over prototype) of geometry is 1/100;time ratio:1/10;density ratio:6/10.

Based on the practical geologic and mining conditions,two models are made.A test platform with height 1.4m,length 2.5m and width 0.2m is used under the condition of plane stress.The load applied to the model is the strata gravity,The outer strata weight exceeding to the model height is modeled by loading at the top of the model. The displacement of the strata is measured by gridline and micrometer gauge.The gridline is responsible for the strata movement

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macroscopically and the gauges monitor roof and floor displacements.The stress change in the model is monitored by the stress cells linked with 7V13 data logger.A computer can thus monitor the deformation and stress change in real time mood.

1.3Test results analysis

1.3.1Deformation and failure feature of overlying strata

The immediate roof is not thick but with considerable strength.After the seam is excavated,the immediate roof suspends in the form of an inclined beam for a while. However with the increase of upper load,the immediate roof begins to deflect and bed separation apart from the main roof occurs.Tensile crack firstly appears at the upper end and then at the lower end,consequently the beam formed by the immediate roof breaks into several blocks and fall down the floor.The immediate roof may form three-articulated arch that can be clearly seen during short time.

After the caving of the immediate roof,with the free deformation space increased,the main roof begins to bend and inner beddings occur.The thick main roof changes into comparatively thin thin layers and joints normal to the bedding plane appear.With the co-action of bending moment and shear force at both ends,the main roof and the upper strata break and cave.The final caving height is 4.7-7.7 times of the mining height as shown in Fig.1.The main roof-caving pattern shows that the lower end is cut along the solid coal body while the upper end breaks due to tensile stress and shear stress. The broken roof strata all have a 2m displacement along the dip direction.

After the roof caving and due to its volumetric expansion,the lower and middle gob is almost fully packed by the caved debris and the deformation of the strata above the filled debris is restricted,only some tensile cracks appear,which forms the jointed zone with maximum height 42m normal to the bedding plane near the upper end and 38m near the lower end.The middle part exhibits concave-down shape.

Besides roof strata movement,the floor also deforms in the form of relaxation and floor heave and a depressed zone is thus formed. The stress depressed zone is important to the beneath seam for stress and pressurized gas to relieve.

2DEM modeling of overlying strata in dip direction

The model test results show that the overlying strata are typically jointed rockmass cut by primary,tectonic joints and joints induced by mining activity .Therefore the roof strata are characterized by remarkable anisotropy and discontinuity,especially the immediate roof and main roof that is difficult for continum mechanics to describe.Discrete element method(DEM) is

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however capable of treating jointed media. Therefore DEM is adopted to analysis of strata movement in the paper.

2.1DEM model

The boundary of the DEM model is set beyond the zone of mining effects.Modeling of mining and support are performed according to the practical procedure.All parameters of the DEM model are the same as those of model test.The length and height of the DEM are all 200m.Gravity is the only load to the DEM model.

2.2Characteristics of strata movement

After the working face is formed,the roof begins to deform.Displacement pointing to the gob occurs at the immediate roof blocks.The roof close to the mining seam has considerable displacement.At the time step 13500,the roof begins to cave in large area and most of the gob is filled by the caved roof.After the caving of the immediate roof,the strata movement spreads to the fractured zone and upper strata.Settlement occurs at the top surface of the model.The failure pattern of the fractured zone is shear slip along bedding plane and joints.The caving height and fractured zone height agree with the model test well.

2.3Stress distribution

The main feature is that stress concentrates at both ends of face similar to the model test.The final depressed zone in the gob floor is in the shape of half ellipse with its long axis parallel to the bedding plane.The very low stress in the gob caved blocks indicates less contact force between blocks in the zone.

2.4Comparison with model test

The results of the DEM model agree with the model test well in roof caving,strata movement and stress distribution.However model test has its disadvantages in difficulty to make and measure the model as well as high cost.In many cases,a numerical model such as a DEM model can replace model test and is easy to make parametric study.

3Roof control in face of inclined seam

Based on the above-mentioned results,the roof behavior of inclined coal seam has the following features:1)Filling of gob is solid at lower part but vacant at upper part;2)Distribution of the abutment pressure is large at lower part but small at upper part;3)Roof moves more intensively at upper part of face than lower part;4)Shear slip zone exists at the upper strata above working seam;5)Caving arch and fractured zone are asymmetrically distributed;6)Large dip angle makes floor displacement increase,which increases the possibility of floor sliding;7)Roof

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blocks are easier to form articulated arch than that in gently inclined seam;8)Initial and peroodic weighting also occur in inclined seam.These understandings of roof behavior may play an important in strata control in inclined coal seam.

3.1Ensure support stability

Due to increment of seam dip,the sliding force increases,which is unfavorable to prop stability.Moreover the rolling down caved blocks may have shock effects to the face props.Furthermore,floor sliding is another factor influencing prop stability.The stability of props thus becomes important in strata control .When props are in unstable condition,the resistance of the prop can not bring to full play and thus cannot control roof subsidence and bed separation;meanwhile breakage of props increases obviously.So prop stability becomes hidden safety trouble and it is the key to successful roof control.Generally speaking,the following ways may be adopted to enhance prop stability in inclined working face. 3.1.1 Increase the setting pressure of prop

High initial setting pressure of prop may compress the lower strata close to the upper one,thus bedding separation may be effectively avoided.Moreover,high setting load can increase the friction force between roof strata and high friction force can resist the downward force along bedding plane,which can enhance prop stability in such a way.

Based on our monitoring results,increment of setting load means to increase the stiffness of support system and the working resistance of prop.So from this point of view it is of great help to increase prop setting-load.The following methods may be adopted to increase setting load;(I)Using hydraulic injector with setting indicator;(II)Ensuing enough injecting time;(III)Injecting twice to some hydraulic props;(IV)setting props on solid ground;(V)Checking frequently and replacing invalid props in time. 3.1.2 Improve support structure

Timber packs can both enhance prop stability and support capacity. Cross type or T type articulated bar fitting in hydraulic props are very effective to enhance support stability.

3.2Strata movement and support quality monitoring

Working face of inclined coal seam is also subjected to the action of initial weighting and periodic weighting.During main roof weighting all index showing strata behavior will increase considerably.It is a crucial time when main roof weighting occurs.Monitoring strata behavior and predicting roof-weighting time are thus very important to prevent roof from caving during weighting.The monitoring index should be included as:prop resistance,setting load,depth for prop inserting floor,roof deformation,hanging length of immediate roof and other macroscopical

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phenomenon.A program and package are developed for this purpose.Support quality and dynamic strata state can be thus monitored.

3.3Prevention of floor sliding

Floor sliding does not occur in all face of inclined coal seam.Some floor may fail in limited area.However if local failure of floor is not controlled properly,large-scale floor sliding may occur and serious roof accidents may be thus induced.Floor sliding is unfavorable to both face safety and output quality(high dirt content).Floor sliding prevention should be based on causal analysis.For example,iron plate(iron shoes) may be used under the bottom of prop in face with soft floor.

4Case study of a longwall face

The face is No.436 working face of Tiedong Coal Mine.The geologic and working conditions are mentioned above.According to support quality and roof stata monitoring results, the initial and periodic weighting pace is 30m and 20-23m respectively.During same periodic weighting,the pace is shorter at the upper face than that at the middle and lower face.Intensive roof weighting appears at the face. Loud crack can be clearly heard in the face.The broken rocks roll down in the gob with high speed and some props are stricken by the rocks.

Because of the intensive roof behavior,face safety and production are often serious affected.Aiming to the problems and phenomenon above-mentioned,based on the monitoring and analysis results,the following measures of strata control are suggested:

(1)The face is arranged in visual-dip direction so that dip angle of the face can be reduced and rolling rocks be blocked;

(2)Because the immediate roof often hang over the face.When the hanging pace is longer than 1.8m in strike and 10m in dip direction,the hanging immediate roof needs to be cut by explosion;

(3)Roof cutting props are set with spacing 15m to enhance roof cutting ability and support intensity.

(4)Timber pack is set between the end row props at the upper face;

(5)Ensure the setting load is no less than 90kN,and twice injections be made during one shift;

(6)Enhance the two face end support by special combined supports; (7)Install props with“iron shoes”to prevent props not to insert to floor.

With the above-mentioned measures taken,the face advance for more than 1500m with no roof accidents occurred and normal production interrupted,therefore considerable benefits are

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obtained.

5Gwateway deformation and support

A distinct element model is built to investigate strata behavior surrounding the gateway.After the gateway is excavated,under the action of initial stresses the upper sidewall coal firstly breaks,then the surface of the lower sidewall coal begins to yield.The abutments of the roof at the two sidewalls transfer to deep solid coal in consequence.The immediate roof at the surface of the gateway begins to bend,bedding separate,fail and fall,as a result,large area of the roof falls until up to the main roof.Some broken blocks may collapse when a small disturbance occurs.In the practical face,it is very difficult to deal with the fallen rocks,sometimes a chain collapse of upper immediate roof may occur if special attentions are not paid,which makes the fallen rock disposal a difficult and dangerous task.The results indicate that the two sidewalls coals fail differently;the upper coal breaks more intensively than the lower sidewall coal.

According to the above-mentioned analysis,it can be seen that in middle to lowly hard thin inclined seam,the stability of the two sidewalls coals is very important to the overall stability of the gateway.If the sidewall fails,then the abutments of the roof will transfer to deep solid coal,as a result,the free span of the roof increases,which aggravates the unstable condition of the whole gateway.Such failure of surrounding rocks is even serious when it is subjected to mining influence.It is,thus the key to keep the sidewall solid and intact in order to keep the overall stability of gateway in inclined seams.

Based on the inclined combined beam theory,gateway loosed zone measurement and discrete element analysis,four bolts 1.6m long are installed in the roof.At the outer end of each bolt,a testing device is installed to ensure that at least 20kN pretension is exerted.Bolt spacing is 0.75m and array pitch is 1.0m.Due to rather densely distributed joints,steel bends are used together with roof bolt to ensure support effectiveness and prevent local roof caving.The steel plate is 0.01m thick,0.89m long and 0.1m wide.

The coal sidewall is reinforced by timber bolt with spacing 1.0m,timber bolt for upper sidewall is 2.0m long and 1.0m for the lower sidewall.The timber bolt is installed with no less 7.5kN pretension.

In the influence zone of front abutment pressure,strengthened supports are added.Metal frictional prop with timber cap is set as temporary reinforcement .The reinforcement distance is 25m ahead of the working face.The reinforced props are arranged in the center line of the gateway.

More attentions should be paid to gateway excavation procedure.The roof bolts should be

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installed as soon as possible after the roof is exposed,then the sidewall bolt.The maximum delayed time should be less than 6 hours,which can make the roof deform exceedinglyand and integrity worsening.After each construction cycle,the bolts near the driving face should be refastened to assure their anchorage force.

Gateway closure monitoring during its driving and working face retreating proved the effectiveness of the support scheme.

6Conclusions

Based on the study and analysis above-mentioned,the following conclusions may be drawn:

(1)Steep dip angle of coal seam leads to asymmetry of the movement and fracture of overlying strata as well as the abutment;

(2)The gob is filled with caved debris differently;the lower face end is fully packed,whereas the upper end is however in vacant condition.The roof is supported by the caved rock differently,which results in differentiate roof deflection.The roof at the lower part will not break but will certainly break at the upper end,which leads to intensive strata movement in upper end.These characteristics reveal a different support density along the dip direction.

(3)There exists a unique zone named as shear slip zone located at the upper part of the upper face end.The feature of the zone is characterized by its slip displacement dominantly along bedding. The existence of Zone IV is an important feature different from gently inclined coal seam.

(4)Roof movement is much more remarkable in inclined coal seam face than that in gently inclined seam,so it is strongly recommended that the support in the longwall face be set with higher stability to keep it sound during the first and periodic weighting of main roof.

(5)Roof state and support quality monitoring is important to inclined seam face safety and normal production.

(6)As for the roof with multiple soft and loose layers,ensuring bolt pretension and installing roof bolts as early as possible are the keys to make the roof stable.Meanwhile,to keep roof integrity with steel bends (sometimes metal net is needed)is another important measure.

7 Acknowledgements

The research project is supported by Beijing NewScience and Technology Star Project and Open Research Foundation of National Professional Lab of Geohazards Prevention and Geoenvironment Protection. References

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[1]Tao Lianjin,et al. Strata behavior and control of coal seam with deep dip angle,Sichuan Science and Technology Press.1993,pp.100-111

[2]Wilson,A.,et al.support load requirements on longwall face.The Minilg Engineer.1976,30(4)

[3]Qian M.A study of the behavior of overlying strata in longwall mining and its application in strata control.Proceedings of Symposium on Strata Control,University of Newcastle Upon Tyne.1982,pp.13-17

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Sub-Level Caving Mining Technology

Li Huamin Zhou Ying Nan Hua Li Wenqing

Abstract:Presents a sub-level caving mining technology based upon statistics and ampater simulation,and used in coal face 1302.To achieve the maximum output of 246.4kt/m;and the field trials made in the middle hard,very trick and unstable coal seam,and discusses the spontaneous ignition to optimize caving technology parameters performed by tests.

Keywords:fully-mechanized sub-level caving mining;high technology experiment;computer simulation

Introduction

Since the first fully-mechanized longwall working face is introduced on an experimental production

basis

over

the

past

20

years

through and

successive

stages

of

experimentation,evaluation,development,consideration

improvement,tremendous

achievements have been made in theoretical studies,technical researches,designs of equipment,safety techniques and management procedures.According to statistics,the anual output and profit from a fully-mechanized longwall working face can be as much as twice that obtained from fully-mechamised face and the cost can be reduced by 30% under the prevating conditions.Not surprisingly,in many state owned coal mines,especially in the key mines fully mechanized sublevel caving mining technology has been adopted for improved economic profit.However,the reserves of coal is widely distributed across the country,yet,the mining conditions are rather different mines.For this reason,the mining technology must be different.Therefore,study on mining technology in the situation is necessary.

1 Condition of experimental coal face

The experimental coal face is located in No.1 section of extraction area of Gengcon coal mine,the angle of dip is 9º-12º,the bed have 4-6 layers stone bands,which thickness is 0.05-0.15m fifferently,grand total is 0.4m.The seam is stable,7.4-11.0m thick,9.8m average thick,it is bulk density is 1.4 t/m³,hardness coefficient is 1.0-1.5.The coalface is strike length is 1000m,and the aslope length is 102m.

II3 coal seam is easily spontaneous ignition and ignition period is 15-30d.It also has explosion hazard and explosive index is 48.33%.

In the coal face 65 ZFSBBa4400A-18.2/28 4400a-18.2/28 twin conveyors sublevel caving supports are used,two ZFG4800-20/30 intergraded supports are used,MXA-300/3.5 dual-drum shearer also is used,average man-shift performance is 86.75t/m;coal face recovery is 88.3%.All

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of the above has shown the improved economic profits.

2Experiment on sub-level caving mining recovery

2.1Experiment plan

Caving sequence and caving pattern;caving one by one,the many times caving one another and many times;caving two by two one time,caving two another and many times.Caving independent advance:0.6m and 1.2m.

The experiment is made to find the relation between recovery and refuse rate,to measure caving capacity and caving velocity of support,so as to find out rational caving technology parameter and rational match of coal face mining velocity,support advancing velocity,caving velocity and transporting velocity.Based on mining velocity,the distances from box cut to the site where experiments are begin 100m.To avoid influence different caving pattern and independent advance influence on the result,four or more cycles are arranged for two different experiment schemes.

To measure the thickness of top coal,in every cycle five hores is regularly made along the face.To every experiment pattern,there are twenty hores to measure the thickness of top coal.The thickness to calculate the face's recovery is the arithmetic mean of above twenty hores depth output of the face is measured by belt scale,refuse ration is measured by people.

2.2 Result of experiment

(1)To the pattern caving one by one,the face's recovery is 74.2%,it is refuse ration is 12.6%.That is to say,its recovery is the lowest and its refuse ration is the highest among all of above patterns.However,to the pattern of caving two another,the face's recovery is the highest and its refuse ration is the lowest.

(2)If we take two supports as one unit other than take one support as one unit,the recovery will become higher and the refuse ration will become lower.What's the reason?The reason may be that if we take two supports as one unit,the change of waste coming into the caving coal will be reduced by half.

(3)Recovery of the pattern caving one another is higher than the pattern caving one by one;however,the refuse ration is lower.

(4)Recovery of the pattern caving one by one two times which is 75.2% is higher than recovery of the pattern caving one by one time which is 74.2%,and the former's refuse ration is lower than the later.Also,recovery of the pattern caving two by two times is higher and its refuse ration is lower.

(5)The covery of caving three by three accordance one time is in the middle of caving one

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by one and caving two another two times.The reason is that the patter has little waste caving with coal.

However,the pattern of caving one by one caving one time is easy to use.When we take account of all of above factors,the right caving interval is 1.2m and the right caving pattern is caving two by two one time.Gradually,when the draw man become skilled worker and management is efficient,the pattern caving one another one time can be used.

3The building of caving technology pattern

3.1Computer simulate of the face length

With the face length's increasing,the daily output rises,the labor efficiency raised and the cost perton of mined coal lowered,at the same time,the face recovery and the section recovery ratio heightened,too.So,widening the length of the face is the main way to heighten the face's technical-economical index.But,the coal II3 in the Yima District is the coal seam which is very liable to spontaneous combustion,according to the study of the fore prevention technology,the area that backward the gob 30 meters away is called suffocation area,the advance rate of fully-mechanized cave face must be larger than 30 meters to prevent the spontaneous combustion.It's vital to widen the face length at large under the condition of keeping the advance rate.

As the technological processes in the working face are all stochastic processes,we studied them by the ways of computer simulate to describe the relations between the face length and the advance rate more exactly.

The simulate face's operation style is 4-shift work system with a 6-hour workday,the Shearer's feed style is abut slanting and single direction cut,one cut to and fro.There are two caving space interval project,which are cut and cave and two cuts and one cave,there are two caving style which are signle-support caving and two-support caving.

The distribution of the caving time is a Gauss distribution,the simulate cut and cave's average time is 2.8 seconds(t=2.8s )(when the former rear conveyer is SZZ-830/220),or 2.18 seconds (t=2.18s)(SGZ-730/440 replaced as the rear conveyer),the simulate two cuts and one cave's average time is 4.8 seconds (t=4.8s)(before the rear conveyer is replacing),or 4.1seconds (t=4.1s)(after the rear conveyer is replacing).

The breakdown and maintenance of the equipments in the face are subordinated to the negative exponential distribution factors.

With the face length's widening,the face's advance rate lowered,and the face's advance rate has close relations with the cave style and the cave rate.If the cave style is two cuts and one

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cave,single support caving time is 4.8seconds (t=4.8s) and advance rate is 30m,the face length is 178 meters,and if the advance rate 60m,the face length 122meters;if single support caving time is 4.0seconds(t=4.0s),the advance rate is 30m;the face length is 193m;and if the advance rate 60m,the face length 137m;if two support caving time is 4.8 second(t=4.8s),the advance rate is 30m,and the face length is 245m,and the advance rate 60m,the face length is 175m;if single support caving time is 4.0seconds(t=4.0s),and the advance rate is 30m,the face length is 270m,and if the advance rate 60m,the face length is 190 meters.

If the caving style is one cut and one cave,and single support caving time 2.8seconds(t=2.8s),and advance rate 30m,the face length is 165m;and if the advance rate 60m,the face length 110m;if the single support caving time is 2.18second (t=2.18s),the face length is 85 meters when the advance rate is 30 meters and 132 meters when the advance rate is 60 meters;if the two support caving time is 2.8s,the face length (advance rate=30m) is 225m,while the face length whose advance rate is 60m is 183meters.

Through the results of coal test research ,two cutting one caving,the pattern of running coal is suitable when the two shelves run coal simultaneously.After advancing the rear conveyor,the running coal speed is t=4.0s/shelf meanwhile the shelves are running coal.In order to guard against spontaneous ignition of coal layer,the lowest advance rate of working face is less than 30 land,we should consider that since market sales resulting limiting production and working face occur to great audients,the efficiency of production will be greatly affected.Also,some of infinite factors should be considering as two,that is less than 60m.The proper largest length,corresponds to the above-mentioned condition is 190m. Furthermore,if production,benefit and extrication rate etc,are taken into account,the proper length of working face may be 150-190m and the advance rate of corresponding to the face is 100-60m/month.

3.2Face process model

According to the analysis of the process pattern and the results of computer simulation,the main process patterns and parameters may be determined:

(1)Operation pattern is 4-6operating system.

(2)Cut off coal ways of coal mining are end beveling,two-way cut off coal,go and from one cutting,descending shearing,asending loading.When shifting,the coal machinery should stop far away from 10m above the head of machinery.And top beveling,remain the top coal.The rear draws frame when the coal machinery is descending loading reaches the top,cut off the top coal.

(3)Advancing pattern;drawing frame is from top to end .

(4)Independent advance of running coal of face is 1.2m,namely,two cutting one

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caving;running coal pattern is two by two or three by three one time accordancecaving,the caving is from the bottom of the face,mining and caving are parallel operation.The regular cycle operation.

The supports at the tack of the shearer are moved when the shearer is down along the face.The conveyor is pushed and the triangular coal is cut when the shearer is up along the face.The way of the support moving is sub-quent moving from up to down.The caving interval of coal face is 1.2m,that is,cutting two times and caving one time.The caving way is that two or three supports cave simultaneously.The caving of the coal begins with the lower of the coal face.Mining and caving are carried out at the same time.Very good technological and economical achievements were made when this technology is used to coal face 1302.

4 Conclusions

The conclusions are as follows:

(1)On conclusions of coal II3 Gengcun Mine,higher recovery ration and lower refuse rate can be achieved if the caving interval of cacing mining is 1.2m,the caving way is that two supports cave simultaneously or two (or there)supports cave subsequently.The caving technology as used to coal face 1302 and the recovery ratio is up to 88.5% percent.

(2)Based on practical statistics and computer simulation,the poper length of coalface with combustion-prone coal is from 150m to 190m,and the corresponsive advance rate is from 100m per month to 60m per month.

(3)The main contents of mining technology are as follows:the work system is 4=shift work system.The cutting ways of the shearer are angle opening on ends of coal face,cutting to and fro,cutting coal down the face and loading coal up the face.The shearer stops up 10 meters from the main malnion angle opening at the upper of the coal fanned and triangular coal are left.

References

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[2]Wu jian.New concept of support and surrounding rocks in fully mechanized sub-level caving and safety techniques,2000:27-35

[3]Li Huamin,Zhou Ying,Zhai Xinxian.Deformation and crushing characteristics of top coal with sub-level caving mining.Journal of China Coal Society,2000,25(4):352-355

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目录

前言 ........................................................................................................................... 1 1 矿区概述及井田特征 ........................................................................................... 2 1.1 矿区概述 ............................................................................................................ 2 1.2 井田及其附近地质特征 .................................................................................... 3 1.2.1 地质构造 ......................................................................................................... 3 1.2.2 煤层及煤质 ..................................................................................................... 7 1.2.3瓦斯情况及煤的自燃及煤尘爆炸指数 .......................................................... 9 1.2.4水文地质 .......................................................................................................... 9 2 井田境界及储量 ................................................................................................. 12 2.1 井田境界 .......................................................................................................... 12 2.1.1 井田范围 ....................................................................................................... 12 2.1.2 边界矿柱留设 ............................................................................................... 12 2.1.3 边界的合理性 ............................................................................................... 12 2.2 井田储量 .......................................................................................................... 13 2.2.1储量计算原则 ................................................................................................ 13 2.2.2 井田工业储量 ............................................................................................... 13 2.2.3 井田的地质损失，永久煤柱损失 ............................................................... 14 3 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度 ..................................................... 16 3.1 矿井年产量及服务年限 .................................................................................. 16 3.1.1 矿井的产量 ................................................................................................... 16 3.1.2 服务年限 ....................................................................................................... 16 3.2 矿井的工作制度 .............................................................................................. 17 4 井田开拓 ............................................................................................................. 18 4.1 井筒形式、位置和数目的确定 ...................................................................... 18

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4.1.1 井筒形式的确定 ........................................................................................... 18 4.1.2 井筒数目及位置的确定 ............................................................................... 18 4.1.3 井筒参数 ....................................................................................................... 19 4.2 开采水平设计 .................................................................................................. 22 4.2.1 水平高度的确定 ........................................................................................... 22 4.2.2 设计水平的巷道布置 ................................................................................... 23 4.2.3 大巷的位置及规格 ....................................................................................... 23 4.3 带区划分及开采顺序 ...................................................................................... 23 4.3.1 带区形式及尺寸的确定 ............................................................................... 23 4.3.2 开采顺序 ....................................................................................................... 26 4.4 开采水平与回风水平井底车场形式的选择 .................................................. 26 4.4.1 开采水平与回风水平井底车场选择的依据 ............................................... 26 4.4.2 井底车场硐室 ............................................................................................... 27 4.5 开拓系统综述 .................................................................................................. 30 4.5.1 系统概况 ....................................................................................................... 30 4.5.2 移交生产时井巷的开凿位置、初期工程量 ............................................... 32 4.6 技术经济比较 .................................................................................................. 33 4.6.1 技术经济特征 ............................................................................................... 33 4.6.2 技术方案比较内容 ....................................................................................... 33 5 采（带）区巷道布置 ......................................................................................... 35 5.1 设计采（带）区的地质概况 .......................................................................... 35 5.1.1 采（带）区在矿井中的位置及界限 ........................................................... 35 5.1.2 邻区开采情况、煤层的赋存情况 ............................................................... 35 5.1.3 带区范围及工业储量 ................................................................................... 35 5.1.4 采区生产能力及服务年限 ........................................................................... 36 5.2 带区形式、带区主要参数的确定 .................................................................. 37

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5.2.1 带区形式 ....................................................................................................... 37 5.2.2 带区巷道数目、位置及用途 ....................................................................... 37 5.3 带区分带划分、带区斜巷布置 ...................................................................... 38 5.3.1 条带的划分 ................................................................................................... 38 5.3.2 带区斜巷的布置方式 ................................................................................... 38 5.4 采（带）区车场及硐室 .................................................................................. 39 5.4.1 车场形式 ....................................................................................................... 39 5.4.2 采（带）区硐室 ........................................................................................... 39 5.5 采准系统、通风系统、运输系统 .................................................................. 40 5.5.1 采准系统 ....................................................................................................... 40 5.5.2 通风系统 ....................................................................................................... 40 5.5.3 运输系统 ....................................................................................................... 40 5.6 带区开采顺序 .................................................................................................. 41 5.7 带区巷道断面 .................................................................................................. 41 5.8 采（带）区巷道掘进率，采（带）区回采率 .............................................. 41 6 采煤方法 ............................................................................................................. 42 6.1 采煤方法的选择 .............................................................................................. 42 6.1.1 选择的依据 ................................................................................................... 42 6.1.2 选择的要求 ................................................................................................... 42 6.1.3 采煤方法 ....................................................................................................... 42 6.2 主采煤层的煤层赋存条件、煤层结构及围岩条件 ...................................... 42 6.2.1 赋存条件 ....................................................................................................... 42 6.2.2 围岩情况 ....................................................................................................... 43 6.3 工作面长度的确定 .......................................................................................... 43 6.4 采煤机械的选择和回采工艺的确定 .............................................................. 43 6.4.1综采机组的设备选择 .................................................................................... 43

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6.4.2 配套设备选型 ............................................................................................... 45 6.4.3 回采工艺的确定 ........................................................................................... 47 6.5 循环方式选择及循环图表的编制 .................................................................. 49 6.5.1 循环方式的确定 ........................................................................................... 49 6.5.2 工人出勤表 ................................................................................................... 50 6.5.3 机电设备表 ................................................................................................... 51 6.5.4 技术经济指标表 ........................................................................................... 51 7 建井工期及开采计划 ......................................................................................... 53 7.1 建井工期及施工组织 ...................................................................................... 53 7.1.1建井工期 ........................................................................................................ 53 7.1.2 井巷施工的机械化程度及施工速度 ......................................................... 53 7.1.3工程排队及施工组织排队 ............................................................................ 54 7.2 开采顺序 .......................................................................................................... 55 7.2.1 开采顺序 ....................................................................................................... 55 7.2.2开采计划 ........................................................................................................ 56 8 矿井通风 ............................................................................................................. 58 8.1 矿井开拓概述 .................................................................................................. 58 8.2 矿井通风系统的确定 ...................................................................................... 58 8.2.1 通风方式的选择 ........................................................................................... 59 8.2.2 通风方法的选择： ....................................................................................... 59 8.2.3 通风网路 ....................................................................................................... 60 8.3 总风量的计算及风流分配 .............................................................................. 60 8.3.1 矿井总进风量 ............................................................................................... 60 8.3.2 回采工作面所需风量的计算 ....................................................................... 61 8.3.3 掘进工作面所需风量 ................................................................................... 62 8.3.4 硐室所需风量的∑Qd的计算 ...................................................................... 63

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8.3.5 其他巷道所需风量 ....................................................................................... 64 8.3.6 风量的分配 ................................................................................................... 64 8.4 矿井总风压及等积孔的计算 .......................................................................... 64 8.4.1 计算的原则 ................................................................................................... 65 8.4.2 计算方法 ....................................................................................................... 65 8.4.3 计算等积孔 ................................................................................................... 68 8.5 通风设备的选择 .............................................................................................. 69 8.5.1 矿井主要扇风机选型计算 ........................................................................... 69 8.5.2 选择电动机 ................................................................................................... 70 8.5.3总耗电量 ........................................................................................................ 70 8.6 灾害防治综述 .................................................................................................. 71 8.6.1井底火灾及煤层自然发火的防治措施 ........................................................ 71 8.6.2 预防煤尘爆炸措施 ....................................................................................... 72 8.6.3 预防瓦斯爆炸的措施 ................................................................................... 72 8.6.4 避灾路线 ....................................................................................................... 72 9 矿井运输与提升 ................................................................................................. 73 9.1 概述 .................................................................................................................. 73 9.2 带区运输设备的选择 ...................................................................................... 73 9.2.1带区斜巷皮带的选择 .................................................................................... 73 9.2.2 轨道辅助运输的选择 ................................................................................... 73 9.2.3 工作面刮板输送机的选择 ........................................................................... 74 9.2.4 运输巷运输设备的选择 ............................................................................... 74 9.3 主要巷道运输设备的选择 .............................................................................. 75 9.4 提升 .................................................................................................................. 75 9.4.1 主井提升设备的选择 ................................................................................... 75 9.4.2 选择提升设备的类型及规格 ....................................................................... 76

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9.4.3 副井提升设备的选择 ................................................................................... 77 10.矿井排水 ............................................................................................................ 81 10.1 矿井涌水 ........................................................................................................ 81 10.1.1 概述 ............................................................................................................. 81 10.1.2 矿山技术条件 ............................................................................................. 82 10.2 排水设备的选择计算 .................................................................................... 82 10.2.1 水泵 ............................................................................................................. 82 10.3 水泵房的设计 ................................................................................................ 85 10.3.1 水泵房支护方式和起重设备 ..................................................................... 85 10.3.2 水泵房的位置 ............................................................................................. 85 10.3.3 水泵房规格尺寸的计算 ............................................................................. 85 10.4 水仓设计 ........................................................................................................ 86 11 技术经济指标 ................................................................................................... 90 11.1 全矿人员编制................................................................................................. 90 11.1.1 井下工人定员 ............................................................................................. 90 11.1.2 井上工人定员 ............................................................................................. 90 11.1.3.管理人员 ...................................................................................................... 90 11.1.4 全矿人员 ..................................................................................................... 90 11.2 劳动生产率 ..................................................................................................... 90 11.2.1 采煤工效 ..................................................................................................... 90 11.2.2 井下工效 ..................................................................................................... 90 11.2.3 生产工人效率 ............................................................................................. 90 11.2.4 全员效率 ..................................................................................................... 91 11.3 成本 ................................................................................................................. 91 11.3.1 工作面直接成本 ......................................................................................... 91 11.4 全矿主要技术经济指标 ................................................................................ 92

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12 结论 ................................................................................................................... 95 致谢 ......................................................................................................................... 96 参考文献 ................................................................................................................. 97

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