級設計采礦08-4正文部分

一般設計部 礦區(qū)概述及井田地質特 礦區(qū)概 礦區(qū)地理位 礦區(qū)氣候條 礦區(qū)的水文情 井田地質特 礦井地 水文地質特 井田地質構 煤層特 煤層在含煤地層中的分布及組合特 可采煤 煤的特 井田境界與儲 井田境 礦井工業(yè)儲 礦井工業(yè)儲 工業(yè)廣場保護煤 礦井可采儲 礦井工作制度、設計生產能力及服務年 礦井工作制 礦井設計生產能力及服務年 確定依 礦井設計生產能 礦井服務年 井型校 井田開 井田開拓的基本問 井筒形式的確 井筒位置的確定、采（帶）區(qū)劃 工業(yè)場地的位 開采水平的確 礦井開拓方案比 礦井基本巷 井 開拓巷 井底車場及硐 準備方式——帶區(qū)巷道布 煤層地質特 帶區(qū)位 帶區(qū)煤層特 煤層頂底板巖石構造情 水文地 地質構 地表情 帶區(qū)巷道布置及生產系 帶區(qū)準備方式的確 帶區(qū)巷道布 帶區(qū)生產系 帶區(qū)內巷道掘進方 帶區(qū)生產能力及采出 帶區(qū)車場選型設 采煤方 采煤工藝方 采煤方法的選 回采工作面參 回采工作面破煤、裝煤方 工作面支護方 放頂煤參數確 回采工作面勞動組織和正規(guī)循環(huán)作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道參 井下..............................................................................................................................概 井下原始數 帶區(qū)設備選 設備選型原則 帶區(qū)設備選型及能力驗 大巷設備選 主大巷設備選 輔助大巷設備選 礦井提 礦井提升概 主副井提 主井提 副井提升設備選 礦井通風及安 礦井地質、開拓、開采概 礦井地質概 開拓方 開采方 變電所、充電硐室、 工作制、人 礦井通風系統(tǒng)的確 礦井通風系統(tǒng)的基本要 礦井通風方式的選 礦井通風方法的選 帶區(qū)通風系統(tǒng)的要 帶區(qū)通風方式的確 礦井風量計 工作面所需風量的計 備用面風量的計 掘進工作面需風 硐室需風 其他巷道需風 礦井總風量計 風量分 礦井阻力計 計算原 容易和時期礦井最路線確 礦井通風阻力計 礦井通風總阻力計 礦井總風阻和等積孔計 選擇礦井通風設 選擇主要通風 電動機選 安全的預防措 預防瓦斯和煤塵的措 預防井下火災的措 防水措 設計礦井基本技術經濟指 參考文 專題設計部 礦井瓦斯預測與抽放技術研 引 國內外研究現 國內外瓦斯理論、技術研究、抽采現狀和發(fā)展趨 瓦斯的理論研究現 瓦斯抽采技術現 煤層瓦斯運移的理論基 瓦斯在煤體中的賦存規(guī) 煤體的基本結構特 瓦斯的構成及其物理特 煤體中瓦斯的賦存規(guī) 2多孔介質的概念及特 基本概 基本特 3煤層瓦斯的基本運移規(guī) 瓦斯在煤層中運移的基本參 瓦斯在煤層中的運移規(guī) 4上履煤、巖層采后卸壓和采動裂隙分布特征規(guī)律研 履巖分帶和分區(qū)的依 履巖的基本劃分情 礦井瓦斯涌出規(guī)律分析及預測研 影響瓦斯涌出的主要因 礦井地質構造方 煤炭采掘方 客觀自然條件方 瓦斯涌出的涌出規(guī) 煤體的瓦斯涌出規(guī) 采落煤的瓦斯涌出規(guī) 上、下鄰近層瓦斯涌出規(guī) 礦井瓦斯涌出的數學預測模 3.1煤壁瓦斯涌出 3.2采落煤瓦斯涌出 3.3綜采工作面瓦斯涌出 4礦井瓦斯涌出量預 4.1礦井瓦斯基礎參 4.2礦井瓦斯儲 4.3礦井瓦斯涌出量預 相似模擬實驗的目的和意 實驗原 付家焉礦采空區(qū)瓦斯來源分 2相似模擬實驗的目的和意 基本概 理論基 實驗結 礦井瓦斯抽采技術應用研 礦井瓦斯抽采必要性及可行 礦井瓦斯來源分 瓦斯抽采必要 瓦斯抽采方法的確定及應 瓦斯抽采安全技術措 抽采系統(tǒng)安全措 抽采泵站安全措 環(huán)境保護與瓦斯綜合利 環(huán)境保 瓦斯綜合利 結 參考文 英文原 PRESENTSITUATIONANDDEVELOTRENDOFCOALMINEAUTOMATIONANDCOMMUNICATIONTECHNOLOGY Technical 中文譯 煤礦自動化和通信技術現狀與發(fā)展趨 煤礦自動化和通信的發(fā)展歷 煤礦自動化技 煤礦通信技 若干技術問 結 致 礦區(qū)概礦區(qū)地理葛亭煤礦中心距濟寧市14km，105國道(-)從本礦井東1.97km處通過，327國道(一級公路)從礦區(qū)南部橫貫東西，兗州、濟寧、鄒城的公路已成環(huán)形，并與104國道相連，公路極為便利。連接京滬、京九兩大南北鐵路干線的新(鄉(xiāng))～菏(澤)～兗(州)～石(臼港)30km至兗109km190km與京廣鐵路相連。濟北礦區(qū)鐵路線從本礦井東南部通過，從兗州西站接軌，煤炭鐵路外運十分方便。著名的京杭大運河由北向南流經濟寧市構成重要的水上要道，河寬60～80m，門規(guī)劃，京杭運河將建成為南北水上的主要航道。經疏通后年通過能力為2500萬t。1-1所示。礦區(qū)氣候 13.5℃34.3（1957（1960621日9.8℃（19631月218日)17降水量：年平均降水量688.86mm，年最大降水量為1186.0mm(1964年)，年最小降水量為347.90mm(1988年)，日最大降水量177.1mm(196579日)，降水多集中于每年的7、8月份。一般春季雨量少，時有春旱。年平均蒸發(fā)量1751.7mm，年最大蒸發(fā)量2228.2mm(1960年)1493.0mm(1984年)8級，平均風速為2.3m/s。最大積雪厚度0.15m，最大凍土深度0.31m礦區(qū)的水文情+37.04～+41.2m，平均高程為+38.00m0.7‰期有記錄的最高洪水位標高為+36.67m，最大流量為626m3/s（1964年9月6日枯水季高湖水位標高為+36.86m（1957715日。 葛亭礦交通位置示意井田地質特礦井地1、奧陶系中、下統(tǒng)(O1-據鄰區(qū)鉆孔地層總厚800m左右，本區(qū)最厚度155.53m，主要巖性為灰及2、中石炭統(tǒng)本溪組19煤層。3、上石炭統(tǒng)太原組133.25～22.37m12層，其中三、十下灰厚度大且穩(wěn)定；五、七、八灰較穩(wěn)定，其他石2216、17煤層為較穩(wěn)定煤層，全礦井大部分可采；6、15上煤層為部分可采煤層，并有沉缺現象。本組地層為典型的海陸交互相沉積，4、下二疊統(tǒng)山西組51、2（2上、2下、3上、33煤層厚度大，儲量豐富，5、下二疊統(tǒng)下石盒子組6、上二疊統(tǒng)上石盒子組”B層鋁土巖”，0～5.87m2.00m，是較好的標志層。其下發(fā)育有一層中細粒砂巖，以此砂巖作為7、上侏羅統(tǒng)蒙陰組本組地層鉆孔最大殘厚594.59m，主要分布在礦井的南部，以N3-1號孔為中心，4-1、4-5中上部有一巖漿（輝長巖類侵入體呈巖床狀鉆孔厚度分別為0.40m2.10m本組地層底部多有紫紅色砂礫巖，與下伏地層呈角度不整合接觸，易于區(qū)分。8、第四系厚190.70～270.90m，平均235.95m。中部厚，向四周變薄。由粘土、鈣質粘土、砂質79.50～100.00m透水性好。63.00～90.00沉積，上部砂層多而薄，下部砂層少而厚。本段屬強富水段。64.50～90.00m色粘土。 礦井地層第四系 陰組 )組 組石1317～23層，為本`屬海陸交互相沉積，厚度穩(wěn)定。C)O)6510520219886-252171水文地質1、第四系砂及砂礫孔隙含水第四系厚190.70～270.90m，平均235.95m，北部及東北部較薄，6線、7線、8線附近最厚（S8-1270.90m。礦井內先后施工5個第四系全取芯孔，根據鉆探和測井相結79.50～100.00m81.30m好。0.000179～0.321952L/.m0.1563～2.26436m/d2、333.40～39.85m18.32m4.70～21.10m30326.7S7－5、S8－1和水文地質條件補充勘探報告G6鉆孔抽水試驗資料，水位標高為+32.69m，單位涌水量為0. ～0.00608L/s.m，礦化度為0.4012～2.4057g/L，水質類型為HCO3-砂巖含水層為富水性弱含水層，是開采3煤層的直接充水含水層3、三灰含水11.9％。漏水點全部分布在-600m以淺，5個漏水鉆孔中，4個漏水孔分布在－300m驗資料，三灰水位標高為+1.51～+32.27m0.000209～0.005666L/s.m，礦化度為0.5499～0.6731g/L，水質類型為HCO3-K+Na～HCO3-K+Na.Ca滲透系數為根據其他類似礦井的經驗，一般情況下采場的底板破壞深度約12m左右，三灰上距3煤層34.19～67.30m，平均50.37m，正常情況下不會發(fā)生底鼓突水，三灰是開采3煤層的4礦井內有燕山晚期較大規(guī)模的巖漿巖侵入，據鉆孔資料，巖漿巖上部、中部、底281346.41333753.8卻收縮，在其頂部、中部和底部產生裂隙，因而形成相對富水段。5礦井內有57個鉆孔十下灰，有11個鉆孔發(fā)生漏水，漏水孔率19.3％，絕大部分位于淺部十下灰及斷層附近。漏水點多分布于-570m56％的漏水點分布在-250m以淺。精查階段十下灰水位+31.51～+32.88m，單位涌水量0.002138～1.6879L/s.m，礦化度0.7027～0.7288g/L，水質類型為SO4.HCO3-Ca.K+Na.Mg～SO4.HCO3-Ca.Mg，滲透系數0.03144～37.3535m/d為富水性弱～強含水層淺部N7-11鉆孔抽水試驗單位涌水量1.6879L/s.m220mN7-100.002138L/s.m，表現出十下1660.60～4.45m2.10mN7-11、N7-12、N6-1號孔附近較厚。礦井掘進中過十三灰，厚度1.26m，基本不含水。7奧灰是開采3、16、17煤層的間接充水含水層。礦井內共有44個鉆孔奧灰，最大厚度155.03m（N6-1有1個鉆孔了奧灰五段62.59m。據鉆孔取芯資料，頂部巖芯破碎、裂隙發(fā)育，頂部之下局部裂隙發(fā)育但多為方解石充填。有13個鉆孔漏水，漏水孔29.5％，充水空間發(fā)育。0.6818～0.7424g/LSO4.HCO3-Ca.Mg～HCO3.SO4-K+Na.Ca.Mg，富36.039～15.925m/d2.59～7.26m/d323.33～852.62m2/d129.00～376.53m2/d。奧灰至3煤層平均間距為215.1m，正常開采情況下距奧灰水較遠，但由于大落差斷層的切割，可能使對盤的奧灰與3煤對接或距3煤很近，造成突水，故在采區(qū)掘進和開1737.31～67.49m47.50m16煤層正常間距為43.84～82.3258.78m對礦井安全生產構成淺（奧灰頂板標高為-306.77m奧灰水位為34.98m（奧灰頂板標高為-548.30m3177m-386m4.2098P據《煤礦防治水規(guī)定》中計算突水系數P/M，隔水層厚度取平均值，突水系數為0.0716～0.0886P/m16、17煤層的底板間接充水含水層。石盒子隔水層組、17煤層與奧灰間的隔水層。164.50～90.00m1～210m四系下組抽水試驗資料，水位標高為15.7～25.433m，單位涌水量為0.00004～0. L/.-..g煤系上覆地層重要隔水層組。這是本礦井重要水文地質特征之一。2砂巖和泥巖。據鉆孔資料，殘厚9.10～594.59m，共有22個鉆孔上侏羅統(tǒng)，未發(fā)0.00125L/s.m，富水性極弱據檢1和檢2號孔抽水試驗資料水位標高為34.86～36.00m，0.001106～0.00327L/s.mSO4.HCO3-MgCa，礦0.98g/L0.004079～0.02093m/d。30.00～273.70m28310.710.00～85.00m371個鉆孔3.71231.00～36.13m0.0100～0.02945L/..S4-..487～0.747g/L，滲透系數為.07040～0.124m/d。石盒子組是局部含少量裂隙水的相對隔水層組，可以有效地阻隔上侏羅統(tǒng)底部砂礫巖水和第四系砂層水的下滲補給。4、171737.31～67.49m47.40m。由雜色粘土巖、0.1919262.82362.01m3/h.3315.38563.68m3/h；開采突水系數大于0.1P/m的區(qū)域，本礦井正常涌水量為99.19792.82892.01m3/h248.792.821041.12m3/h類型劃分為復雜型，整個礦井水文地質類型劃分為復雜型。井田地質構11.2所示。22～田（東區(qū)）3條，分別為：F25-1位于礦井南部，N4-1與N4-4鉆孔之間，北端尖滅，SN，傾向W，傾角74°，0～155m0.70km。屬查明斷層。F3N5-12、N6-3、N7-1、N10-14.50km，NE～NNESE～SEE50～70°60～175m。N7-1500mF4位于礦井中部，N5-6、N10-2、N12-1鉆孔一線延展長度4.50km，NNE，傾向SEE50～67°0～155m。南端尖滅，北端延出區(qū)外。N6-5、N7-2、N10-2鉆孔穿過，N5-2、N8-6、N9-2鉆孔及20條線控制。N8-6鉆孔以北初步控制，南段為310129個鉆孔見巖漿巖，主要分布于礦0.40～231.37m107.80m。據江蘇省煤田地質勘探對N5－10、N7－8、N8－6、N8－9等鉆孔巖漿巖段的鏡下鑒定：屬淺成相中性3、16、17煤層。侵入煤層部位方式主要有沿煤層中間侵入，沿煤層頂板侵入，沿煤層中63163、16、17煤層均不同程度受到巖漿巖的影響，8線以面積的3煤層及F7以16、17煤層局部被吞蝕。在巖漿巖侵入地區(qū)，煤的變質程度取決于巖漿巖體的厚度和煤層距巖漿巖體的距離以及巖漿巖體所處的位置。當巖漿順煤層侵入，與煤層接觸時，均出現三種情況：1.2.使煤層分層增多，結構變得復雜；3.生變化，灰分增高，揮發(fā)分降低，有害成份增加，變質程度增高，距離巖體很近的煤又有部分正常煤共存的特點(3煤層T03－2號孔)，說明巖漿巖攜帶的熱量不足以使 區(qū)域構造示意煤層特煤層在含煤地層中的分布及組合51、2(2上、2下)、3上、3224、5、6、7、8上、8下、9、10上、10中、10下、11、12上、12中、12下、14、15上、15下、16、17、18上、18中、18下3、16、17煤層全區(qū)大部分可采，按煤層在含煤地層中的位置，可采煤層分成上、下兩組。上組煤為3煤層，下組煤為16、17煤層。各煤層的厚度、結構、穩(wěn)定性及間距變化情況見可采煤層控制情況一覽表(表1-2)及可采煤層一覽表(表1-3)。另外2、6、和15上煤層在區(qū)內有部分可采點，但分布面積較1/3，故作為不可采煤層，不參加資源儲量估算。 可采煤層控制情況一覽數385451611 可采煤層特征一覽30-0-簡單穩(wěn)定0-可采煤本礦井含可采煤層共31、3為礦井主要可采煤層位于山西組中下部2煤層9.83～40.60m22.18m，下距太原組海相泥巖4.17～22.06m，平均11.43m；下距16煤層110.70～189.10m，平均156.84m；煤層厚度0.57～9.61m，平均6.39m；可采性指數0.87，煤厚變異系數26.04%，1～2煤層結構簡單。81.46km2，平均1.53m粉砂巖，少數為粉、細砂巖互層。2、16176.53～13.32m10.29m；0.00～3.14m1.20m0.9028.86%，屬較穩(wěn)2層夾石，夾石巖性多為炭質砂巖，炭質粉砂巖，少F71.24m，可采面積約14.84km23、178.63～18.20m13.15m0.00～1.51m，0.99m0.8614.16%，屬穩(wěn)定～較穩(wěn)定煤層。部分含一層夾石，夾石多為泥巖、炭質泥巖，少數為粉砂巖，煤層結構簡單，可采范圍內平均厚1.00m。頂板主要為石灰?guī)r、泥巖、粉砂巖，底板主要為泥巖。煤的特1性系數)1.872.40(3煤層)，天然焦硬2.531-4。23、16煤層宏觀煤巖組分多以亮煤、暗煤為主，夾少量鏡煤條帶及絲炭；17煤層以亮41-5。在有機顯微煤巖組分中，凝膠化組分平69%山西組煤層略高于太原組煤層，各煤層都不同程度地含有少量腐泥基質條帶。無機組分～8～ 各煤層主要物性特征3 各煤層顯微煤巖組分及鏡煤反射率3項目1、煤的工業(yè)分析指標及其變化規(guī)律(見表1-3煤層變化于低中灰～16、17煤層變化于低灰～7.13～27.84%31617煤層均以低中灰為主，3煤層北部天然焦區(qū)為中灰、中高灰；16煤層在北部及西北部有中灰零星分布；17N5-3、N6-1孔周圍為中灰；16、17煤層有特低灰零星分布。-1.43煤層為低灰，16、172.14～14.90%，浮煤回收率變化在50～77%之間。用洗選的方法脫除煤中礦物雜質，以降低灰分的效果較揮發(fā)分：各煤層浮煤揮發(fā)分產率(Vdaf)35%西組煤層的浮煤揮發(fā)分產率比太原組煤層相對低4.86%。太原組煤層煤化程度相對山西組煤層略高。發(fā)熱量：山西組煤層原煤分析基彈筒發(fā)熱量平均為27.71MJ/kg，變化于29.64MJ/kg28.18MJ/kg30.76MJ/kg，各煤層均屬中高熱值～硫分：31.0％，為特低～低硫煤，且以硫化物硫為主，次1617煤層硫分變化于中高硫～高硫之間，平均為高硫煤。太原組煤層原煤硫分以硫化物硫為主，次為有機硫；而浮煤硫分則以有機硫為主，次為硫化物硫。本區(qū)太原組煤層有機硫含量相對較高由于有機硫的增大給煤的洗選帶來較大硫化物硫在洗選過程中有較好的脫硫效果。各煤層的全硫、硫化物硫，有機硫脫硫系數（1-7 穩(wěn)定煤層主要煤質指標一覽3磷 脫硫系數一覽3全硫硫化物硫有機硫---2元素組分：本礦井各煤層受巖漿巖影響均出現不同變質階段的煤，未受巖漿巖82.01～85.18%82.95%；氫含量在4.89～5.91%之間，平均5.47%；氮含量在1.13～1.72%之間；氧含量在9.01～1.32%之間。受巖漿巖體影響的煤層，煤的元素組成差別較大，煤的變質程度越高，碳含量越高，氫含量越低，氮含量變化不明顯，氧含量也明顯降低。太原組煤層元素硫含量高于山西組。其它有害元素：3、17煤層原煤屬特低～低磷煤，平均為低磷，16煤層為特低磷。經1.4液洗選，3煤層為低磷，16、17煤層為特低磷，脫磷系數（見表4.8氯在各煤層中的最高含量為0.08％，作為煉焦或鍋爐燃燒用煤不會腐蝕鍋爐及爐壁。砷在各煤層中的最高含量為7μg/g，不超過釀造和食品工業(yè)小于8μg/g的要求。銅、鉛、 3376％1617煤層酸性、堿性成分相差不大。山西組煤層的灰熔融性(ST)1250℃，為高熔～難熔灰分；太原組煤層灰熔融性(ST)1250℃，為以低熔為主的低～西組煤層低，太原組煤層嚴重。1、煤的結焦性：山西組煤層粘結指數(GR.I)47～82，膠質層厚度(Ymm)15.5mm為－23～24%3～5.274。太原組的氣肥煤、氣煤的上述指標均比山西組煤層高。從上述各煤層的粘結性指標(1-8)等指標都顯示出各煤層具有良好的結焦性能。 結焦性指標一覽3成焦率半焦根據鄰區(qū)岱莊煤礦利用煤芯煤樣進行的煉焦試驗，結果表明所得焦塊外觀均為銀灰331617煤層的焦塊上部有蜂焦。3上、316、17煤層煉得的焦炭質量好(1-9)16、17煤層的焦炭有少量的蜂焦，在轉鼓中易成焦屑，16、17煤層的焦炭有部分蜂焦是由于惰性成分含量不足所致。另外3上、3煤層穩(wěn)定組分較高也是焦炭好的一個原因。 煉焦試驗質量指標一覽332燃燒性根據揮發(fā)分固定碳發(fā)熱量和灰分計算各煤層的比均小于2.0，35005％(1-10)，說明各煤層為燃燒性好的煤。 燃燒性指標一覽3比3408～1278DDPM670DDPM，太原組僅16煤層測一個點，數值偏大，但鄰區(qū)唐口井田太原組煤層變化于1410～37300DDPM23642DDPM，供參考。鏡煤平均最大反射率測定值都在1％以下，最大流動度在37300DDPM以下，屬低4、低溫干餾：3煤層焦油產率(ar，d)6.0～15.0％之間，平均焦油產率小121.8～18.212％，屬高油煤。根據元素分析計算碳氫比(1-1)，316％，而太原組煤層均小16％。 低溫干餾結果一覽3焦油產 5319.4～22.7％，為中等結渣煤。因此認為該井田的山西組煤層煤中礦物質的結渣性較強，將來會給氣化和部分工業(yè)鍋爐用煤帶來較大。CO23CO2反應性試驗，當試驗溫度在900～950℃時，二氧化碳分解率均小于60％(見表1-12)。 煤對二氧化碳反應性一覽分解率3唐口井田本礦井所采簡易可選性試驗樣的，各主要煤層按不同分選密度±0.1含量煤層當指定浮煤灰分為10％、8％時，理論分選密度分別為1.61、1.49±0.1含量分別為8.6％、24.0％，為極易選煤和中等可選煤。16、17煤層當指定浮煤灰1016100％，1798.51.8，故各煤層均為易選煤（1-13 含量一覽313、1713～6mm3～0.5mm粒級，16煤層3～0.5mm13～6mm-0.5mm粒級產率最低。2、17煤層13～6mm粒級中灰分最高，16煤層–0.5mm粒級灰分最高，各煤層均在3～0.5mm粒級中灰分最低(見表1-14)3原煤浮沉分為13～6、6～3、3～0.5、-0.5mm四級，分別入浮1.30、1.40、1.50、1.60、1.80五級密度液，各級浮煤主要集中在1.3～1.4密度級內，1.4～1.5密度級產率占第二位。與鄰區(qū)唐口井田3岱莊煤礦3上煤層資料均相符。16、17煤層浮煤主要集中在1.3密度級內，其次為1.3～1.4密度級內。 篩分試驗結果一覽粒度3-12、動力用(S)<150熔融性高的煤摻混或和低發(fā)熱量煤摻混(tvr12.54/kg)33煤層對二氧化碳反應性試驗溫度在900～950℃時二氧化碳分解率均小于60為中層煤氣發(fā)生爐用煤。粉煤懸浮床氣化爐對煤質要求不嚴，特別是太原組高硫、低、強粘結氣煤、氣肥煤，均可適用于K-T爐氣化用煤的要求。7％，但由于粘結性強(Y值>9mm)，熱穩(wěn)定性差(濟寧煤田三)<16Vdaf>35Ad<5％，12.98m3/t，絕對涌出量最大為7.58m3/min；CO2相對涌出量最大為2.09m3/t，絕對涌出量最大為5.41m3/min2、煤塵根據精查階段鉆孔取樣分析，各煤層的煤塵性試驗結果(見表1-15)表明，火焰長度在0～800mm之間，一般大于600mm，撲滅火焰的巖粉量為0.0～81.0%，可燃基揮發(fā)分一般在35%左右，煤塵指數變化在38～45%之間，各煤層均有煤塵性。在煤礦生產過程中，煤炭科學總院撫順分院對3、16煤層進行了煤塵性鑒定，其結果為強1-16所示。 煤塵、煤的自燃一覽3有有有 煤塵性鑒定結果巖份量3強16強33、16煤層自燃傾向及自然發(fā)火期進行了鑒定、測試分析，3、16煤層均為自燃煤層，自燃傾向等級均為Ⅱ類；331～91天，最短發(fā)火31天，1647～111471-17所示。 %%%℃℃316井田境二十里鋪鎮(zhèn)及長溝鎮(zhèn)管轄《淄博礦業(yè)公司葛亭煤礦采礦證》(證號為3700000420299)批準的礦井范圍，南為濟寧礦業(yè)運河煤礦，東鄰魯西煤礦，具置見圖2.1。葛亭礦批準的開采范圍由14個拐點圈定（見表2-1，其極值地理坐標為東經 礦區(qū)拐點坐標一覽坐標（54c坐標系坐標（80坐標系XYXY12345678916、17煤層。井田的長度為2.0～4.3km，平均長度為3.4km，傾斜長度為km2.8km9.5km2圖 鄰區(qū)礦井礦井工業(yè)儲礦井工業(yè)儲2-20.7m40%。3，16，176.39m、1.20m、0.99m1：5000煤層底板等高線圖上，并按照《煤 儲量計算厚度、灰分指急斜煤層2-2 塊段劃分示意

ZzmF/

（2-Zz——m——煤層平均厚度F——將各參數代入（2-1）2-3Zz 煤層地質資源量計面積儲量總儲量123451234512345

ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22

（2-Zg——礦井工業(yè)資源/Z111b——探明的資源量中經濟的基礎儲量Z122b——控制的資源量中經濟的基礎儲量；Z2m11——探明的資源量中邊際經濟的基礎儲量；Z2m22——控制的資源量中經濟的基礎儲量；Z333——推斷的資源量；k0.70.8。Z111bZz*60%*70%48.51（Mt）Z122bZz*30%*70%24.25（Mt）Z2m11Zz*60%*30%20.79（Mt）Z2m22Zz*30%*30%10.39（Mt）Z333kZz*10%*k9.24（Mt）將各數代入式(2-2)Zg工業(yè)廣場保護煤各類保護煤柱按垂直斷面法或垂確定用巖層移動角確定工業(yè)場地村莊煤柱20m10m15m30m20m2-4。 工業(yè)場地占地面積指井型2.420m寬，則井田邊界保護煤柱損失量2.34Mt。30m1.61Mt大巷保護煤柱：大巷兩側的保護煤柱寬度各為50m0.8-1.1平方公頃/1090萬噸/年，所300m×300m的正方形。工業(yè)廣場的中心處在井田傾向的上部，190m，主井、副井，地表建筑物均布置在工業(yè)廣場內。工業(yè)廣場按Ⅱ級保護留帶，寬度為15m。本礦井的地質條件及沖積層和基巖層2-5。 葛亭礦表土層及巖層的移動煤層厚度沖擊層厚度фδγβ190-2-3所示的工業(yè)場地保護煤柱的尺寸。對于可采煤3、16、17，由圖可得出各自保護煤柱的尺寸為：由CADS3煤= S16煤=972231.62/cos7.5°=980620.97m2S17煤=906790.28/cos7.5°=914614.94m2則工業(yè)廣場的煤柱量為（2-6：Z工Z 工業(yè)廣場煤柱量，萬噸 R----1.4t/m3則：Z3煤= Z16煤=980620.97×1.2×1.4×10-4=164.74(萬噸)Z17煤=914614.94×0.99×1.4×10-4=126.77(萬噸所以：Z工 工業(yè)廣場保護煤礦井可采儲礦井設計資源儲量按式（2-3）Zs(ZgP1

Zs——礦井設計資源/儲P1——斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱損失量ZsZgP1113.181.612.34109.23（Mt）Zk(ZkP2Zk——P2——工業(yè)場地和主要井巷煤柱損失量之和，按礦井設計資源/儲量的2%算85%0.85。礦井工作制根據《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》2.2.3330d計算，每16h。礦井工作制度采用”三八制”作業(yè)，兩班生產，一班檢修。礦井設計生產能力及服務年確定依2.2.1條規(guī)定：礦井設計生產能力應根據資源條件、開礦井設計生產能。6.39m，煤0.9Mt/a。。礦井服務ZkA和礦井服務年限T

TT——

AK

（3-Zk——A——設計生產能力，0.9K——1.5。把數據代入3-1得礦井服務年限：20a。井型校按礦井的實際煤層開采能力，能力，儲量條件及安全條件因素對井型進行校核3#6.39m6.8°，（2）能力的校性，自燃發(fā)火期為31~111天，因自燃發(fā)火期短，所以需要采取特殊防范措施?？紤]到本井田和傾向平均都不大范圍較小因此礦井采用并列式通風可以滿足通風要求2.2.5條規(guī)定：礦井的設計生產能力與服務年限相3-1。25°0.45～0.90Mt/a時，礦井設計服40a20a。 萬ta600————井田開拓的基本問、井田開拓是指在井田范圍內，為了采煤，從地面向開拓一系列巷道進入煤體，建立礦井提升通風排水和動力供應等生產系統(tǒng)這些用于開拓的井下巷道的形式、確定礦井開采程序，做好開采水平的合理確定礦井通風、及供電系統(tǒng)必須執(zhí)行煤礦安全生產的有關規(guī)定。要建立完善的通風、、供電系統(tǒng)，創(chuàng)造良好的生產條件，減少巷道量，使主要巷道經常保持良好狀態(tài)。本礦地表地勢平坦，無大的地表水系和水體，地面平均標高為+38m井筒形式的確4-1。質情況屬復雜型，涌水量較大；井筒需要特殊施工—凍結法建井，因此需采用立井開拓。 井筒形式比1環(huán)節(jié)和設備少、系統(tǒng)簡單、費用低受地形影響特別升能力小，提升力大、管線長度斜井井筒通過富含水層，流沙地質條件簡井筒施工技術求有較高的技術掘進速度慢，基輸費用，節(jié)省投資；要有利于礦井的迅速達產和正常。因此，井筒位置的確定原則：沿井田的有利位使沿井田的井下工作量最小，通風網路較短，通風阻力小。位于井田中部時，石門較短，沿石門的工程量較??；井筒位于井田的下部時，石門長度和沿石門的工作量大，如果煤系基底有含水量大的巖層不允許井筒穿過時，它可以的礦井，從井下及開采有利出發(fā)，井筒應位于井田中部，使上山部分斜長略大于下山，井口附近要布置主，副井生產系統(tǒng)的建筑物及引進鐵路線。為了便于地面系統(tǒng)間互相連接，以及修筑鐵路線與國家鐵路接軌，要求地面平坦，高差不能太大，盡量避免穿過村鎮(zhèn)居民區(qū)古跡保護區(qū)陷落區(qū)或采空區(qū)洪水浸入區(qū)盡量避免橋涵工程，，附近有河流或水庫時要考慮避免一旦決堤的及防洪措施由于本井田傾角平緩，厚度變化小，且交通較方便。故把井筒置于井田，即工業(yè)因為本礦井為低瓦斯礦井，煤炭無突出，但有自燃發(fā)火傾向，井田長度不大且面積較小，采用并列式通風，在工業(yè)場地布置主井副井及風井。共計三個井筒。井筒位置的確定、采（帶）區(qū)劃有利于第一水平的開采并兼顧其他水平有利于井底車場和主要大巷的布置，不受崖崩滑坡和洪水的；水源、電源較進，礦井鐵路線短，道路布置合理本礦井長度不大，面積較小，地勢平坦，為減少壓煤，主副井筒布置在井田左中部，且兩井筒的地面標高大于最高洪水位標高。4-14-1工業(yè)場地的位面積為9公頃，形狀為方形，一邊平行于井田。根據制圖規(guī)范1∶5000的圖按300m×300m繪制。開采水平的確3、16、1736.8°-230m-710m480m（傾200~300左右。礦井開拓方案比4-2主、副井均為立井，布置于井田左部，傾向，大巷布置在巖層當中。主、副井均為立井，布置于井田左部，傾向，大巷布置在煤層當中。主、副井均為立井，兩井布置于井田，大巷布置在巖層當中。主、副井均為立井，兩井布置于井 ，大巷布置在煤層當中以上所提四個方案中，數量和大巷、回風大巷長度以及采區(qū)和帶區(qū)布置總體基本其優(yōu)點也是顯而易見的：減少了大巷保護煤柱，系統(tǒng)干擾降低，各種暢通，由于是厚煤層開采，通風安全性提高，通風條件優(yōu)化，巷道條件好，費用低，對方案一立井單水平上下山巖石大方案三立井單水平上下山巖石大方案四立井單水平上下山煤層大4-2三、四中為立井開在井田煤層深部，通風線路短，通風阻力小，允許通過的風量大，下井筒較長，相應的管纜長度長，費用高。考慮到本井田瓦斯低，雖然煤炭有自燃發(fā)4-2~5。 方案一立井開拓（巖巷）費用計算數量基價（費用（元小計（元煤量（時間服務年限大巷煤量（ 方案二立井開拓（煤巷）費用計算數量基價（費用（元小計（元000煤量（時間服務年限大巷煤量（ 方案三立井開拓（巖巷）費用計算數量基價（煤量（時間服務年限大巷煤量（ 方案四立井開拓（煤巷）費用計算數量基價（000煤量（時間服務年限大巷煤量（4-6、4-7 方案二立井開拓（煤巷）詳細費用計算基價（費用（元000煤量（時間服務年限大巷煤量（大巷 方案四立井開拓（煤巷）詳細費用計算基價（費用（元（萬元000（萬元煤量（時間服務年限大巷煤量（大巷4-8 方案二、方案四經濟比較百分比百分比0004-8知，兩種方案經濟比較總費用基本相同，但是方案二的前期基建費用低，生礦井基本巷井井筒直徑為5.0m，井深540m，凈斷面面積為19.63m2。表土段掘進毛斷面積為36.32m2，掘進深度為20m，支護的鋼筋混凝土厚900mm；基巖段掘進毛斷面積為26.42m2，掘520m400mm。4-3井筒直徑為6.0m，井深520m，凈斷面面積為28.27m2。表土段掘進毛斷面積為50.26400mm。4-4155m處打一風井，用于礦井前后期的回風。井筒凈直徑為開拓巷6.39m穩(wěn)定，底板起伏不大，為緩傾斜煤層，煤層厚度變化不大，且煤質硬度較大。布置一條大巷，一條軌道大巷，均布置在煤層中，留大煤柱護巷；大巷水平間距50m。為便于在巷道交叉時架設風橋等構筑物，大巷位于井田，沿布置，坡度控制在3‰以內。大巷為錨噴支護半圓拱斷面，局部錨索組合梁支護，噴射厚度120mm。大巷掘進寬度為4600mm，高為3620mm，設計掘進斷面14.8m24-6，4-7。井底車場及硐礦井為立井開拓，煤炭由大巷運至井底煤倉，后經箕斗提升運至地面；物料經副井底車場是連接礦井主要提升井筒和井下主要巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯系著井筒提升和井下兩大生產環(huán)節(jié)，為提煤、提矸石、下料、通風、排水、供電、升降人員等各項工作服務，是井下的總樞紐。根據《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》4.2.1要求井底車場布置形式應根據大巷方式，通過車場的貨載量、井筒提升方式、井筒與主要大巷的相互位置，地面生產系統(tǒng)布置和井底車場巷道及主要硐室所處的圍巖條件大巷采用固定式礦車時，宜采用環(huán)形車場當井底煤炭和輔助分別采用底卸式及固定式礦車時宜采用折返與環(huán)形當大巷采用帶式輸送機運煤，輔助采用無軌系統(tǒng)時，宜采用折返式或折返式與環(huán)形相結合形式的車場；若輔助采用有軌系統(tǒng)，則宜采用環(huán)形形式的車場。采用綜合開拓方式的新建礦井或擴建礦井，井下采用多種方式時，應結根據礦井開拓方式，主井、副井和大巷的相對位置關系，確定采式井底車場。該車場利用主要巷道作為調車線和通過線車場巷道工程量小井底車場布置如圖4-7井底車場空、重車線調車線長度按1.5倍列車長度考慮，一列礦車為20個車廂，采用：2000×880×150（mm，故70m。摘鉤，經道岔CD，通過調車線，到E，拉走空車。調車線停放一備用機車，用于材料和設備的。井底車場硐室主要有：井底煤倉、變電所、主排水泵房、消防材料庫及工具室、效裝煤高度為21m，經計算煤倉容量為1200t；膠帶輸送機能力為1000t/h，工作生產能力為325t/h，兩小時為700t。據設計經驗和規(guī)范，可知容量符合要求；煤倉采用上水倉布置在井底車場副井的西側，水倉開口在調車線的中部，礦井最大涌水量為454.8m3/324.0m3/Q—水倉容量S—水倉有效斷面積，10L—水倉長度，1045.61m

QS

(4-則：Q由上面計算得知Q>Q0，故設計水倉容量滿足要求井中心 4-34-98t井4-44-10t礦車雙層四車加寬罐 井4-590萬輸送機圖4-6大巷斷面4-12斷面凈凈 軌道大巷斷面布 圖4-7軌道大巷4-13巷道特征表斷面噴射凈凈進外露長排間 4-8煤層地質特為了有利于礦井早投產，早回籠，緩解期建設的緊張狀況，本設計選用3301帶區(qū)位東三帶區(qū)長平均2594.73m，傾向長平均1768.37m。帶區(qū)內劃分為13個傾斜1685.14m。設計首采區(qū)（東三帶區(qū)）帶區(qū)煤層帶區(qū)內含煤地層位于山西組中下部，上距2煤層9.83～40.60m，平均22.18m，下距太原組海相泥巖4.17～22.06m，平均11.43m；下距16煤層110.70～189.10m，平均156.84m；煤層厚度0.57～9.61m，平均6.39m；可采性指數0.87，煤厚變異系數26.04%，1～2煤層結構簡單。81.46km2，平均1.53m容重為1.47t/m3，硬度2.02.98m3/t；煤塵的性和自然發(fā)火性都較低煤層頂底板巖石構造3煤層頂板主要為粉砂巖、泥巖，少數為中、細砂巖，底板主要為泥巖，粉砂巖，水文地324.00m3/h454.80m3/h。地質構局部變化較大，煤層傾角平均3°～8°，總體呈近水平。經初步勘探無斷層，具體有待開采地表情+37.04～+41.28m，平均高程為+38.00m0.7‰期有記錄的最高洪水位標高為+36.67m，最大流量為626m3/s（1964年9月6日枯水季帶區(qū)巷道布置及生產帶區(qū)準備方式的確1）巷道布置簡單，巷道掘進和費用低、投產快2）系統(tǒng)簡單，占用設備少，費用少，通風線路短方向轉折變化少，同時使巷道交叉點和風橋等通風構筑物也相，本設計礦井膠帶大巷，輔助軌道大巷均布置在煤層中，輔助采用1t固定式長距離的傾斜巷道，使掘進及輔助、行人比較現有設備都是按長壁工作面的回采條件設計和制造的不能完全適應傾斜長帶區(qū)巷道本礦井設計采巷掘進方式兩條巷道之間留設10m保護煤柱因此需要每隔150m布置一個聯絡巷；考慮到長距離掘進通風問題，每隔150m的聯絡巷要進行密閉，保證掘50%計算。帶區(qū)內各工作面采用U型后退式通風，系統(tǒng)簡單，漏風小。新鮮從副斜井經輔助大巷，通過輔助斜巷進入工作面，污風經煤炭斜巷進入大巷，再經帶區(qū)帶區(qū)內分帶斜巷鋪設B=1000mm的膠帶輸送機，煤炭到大巷，通過礦車集中到到井底煤倉由主井箕斗提升至地面帶區(qū)內輔助采用連續(xù)牽引車，材料車從井底車場出來經輔助石門到達輔助大巷再經運料斜巷集中運料平巷，再經回采工作面的輔助斜巷到達工作面。5-1 帶區(qū)巷道布置帶區(qū)生產帶區(qū)生產系統(tǒng)包括運煤系統(tǒng)、輔助系統(tǒng)、通風系統(tǒng)、排矸系統(tǒng)、供電系統(tǒng)、排水煤由工作面刮板機→斜巷機、破碎機→斜巷膠帶輸送機→大巷膠帶輸送輔助系輔助大巷→工作面軌道斜巷→工作帶區(qū)3301工作面路線為副井→軌道大巷→33012巷→33015工作面→33011巷→膠帶大巷→風井通風系統(tǒng)路線如圖5-2。 通風系統(tǒng)路線膠帶大巷、軌道大巷在煤層掘進，基本不產生矸石供電：地面變電站→副井→變電所→軌道大巷→輔助斜巷→工作供電地面變電站副斜井 變電所輔助 大巷分帶輔助 巷工作面在工作面輔助斜巷設置一趟4寸的管路在輔助斜巷的低洼處建一臨時小水22Kw150D30*9工作面分帶輔 斜巷輔 大巷井底水倉副井地帶區(qū)內巷道掘進方護相配合；部分巷道采 掘巷道快速掘進技術，主要通過實 掘工藝中掘、支、運FD-2×55KW局5.2。帶區(qū)生產能力及采出0.9Mt/a，采用綜采放頂煤工藝，由于綜采放頂煤產量大，因330天。

A0=330×H×γ×L×a×n×C×10- （5-A0——工作面采煤機生產能力n——65-1得：A=A——

AK1K2

（5-K1——工作面不均衡系數，帶區(qū)內同采的只有一個工作面，因此取K2——帶區(qū)內掘進出煤系數，取A0——工作面生產能力，1.12Mt/a。把數據帶入5-2得Mt/aMt/a帶區(qū)內工業(yè)儲量為：53.14Mt；煤柱損失量為：1.94Mt；車場損失量為：7.11Mt；其他損失量為：0.8Mt；53.141.945.680.8把數據代入5-3得（帶0.750.80.8584.2%規(guī)定。帶區(qū)車場選型設4°，為近水平煤層。軌道大巷在煤層中，大巷采用由架線式機車牽引1t固定式礦車，因此，軌道斜巷與大巷連接處需設立車場：連接處轉角30°，15m15°100mSDJ—28A絞車，用于輔助提升；在距絞車15m處轉角30°，曲線半徑為15m，開石門，連接到平巷，長75m；下部延7m，設SQ—1200—75連續(xù)牽引車主絞車。井底變電所至首采帶區(qū)的供電系統(tǒng)電路壓降不大，不布置帶區(qū)變電所11542631-軌道大巷2-膠帶大巷3-材料斜巷4-絞車房5-帶區(qū)軌道斜巷6-絞車房回風5-3采煤工藝方采煤方法的選各種條件的采煤設備；支架及配套的采煤機設備小、輕便，回采工作面搬家方便；采2.0～3.5m高，可達到93～97%以上。采人工鋪網勞動強度大，費用大；加劇緊張的，需要等到再生頂板穩(wěn)定后才可采進較少，減少了巷道的工程量，同時生產也相對集中；工作面搬家次數少；對地質條頂煤回采工藝，后退式自然垮落法管理頂板。本設計針對首采3301帶區(qū)煤層賦存情況，采回采工作面參工作面選擇后退式回采，有利于回采巷道和通風150~220m，每個工作面長度盡可能保持一致，綜6.39m6.3mmm斷面均為寬5.5m，高3.5m，斷面面積為19.25m2；斜巷寬5m，高3.5m，斷面面積17.5m2100m5.5m3.5m的聯絡巷。均屬于矩形采巷掘進，巷道間均留設10m寬的煤柱。6-1。6-1MXA—回采工作面破煤、裝煤方6-2，6-3。6-2MXA—mmm2量2V 刮板輸送機技術特征mVm大采高條件下雙向割煤與單向割煤的優(yōu)缺點比較見表-4 雙向割煤與單向割煤的優(yōu)缺點比很好的消除過載現象。因此，工作面選向割煤法，即采煤機往返一次為兩個循環(huán)。1.8～3.6m0.656m2.8m0.6m0.1m的截深全部達到0.8m后停機；將支架拉過并順序移溜頂過機頭（機尾）后調換上、下滾筒30m6-1所示。A 2AA2AA12A26-1工作面采煤機雙向割煤往返一次進兩刀，即采煤機上行（下行）A0.8m之內。否則，會使輸送機過度彎曲，15m工作面支護方ZZP4800/17/35型二柱式掩護支架及其相配套的端頭支架。工作面機頭、機尾分21301346-5。6-5mmmt結合礦上實際情況，工作面支架支護強度按工作面最大采高的8倍進行計算，上 （6-則：F=4×6.3×2300×9.8×5.85=33234800kN4倍采高驗算所需的工作阻力，所以該支架能夠滿足支護要求工作面供液由EHP-3K200/53型液泵提供液泵壓力為31.5MPa具體特點，不僅采煤，而且還要同時放煤，所以決定采用放頂煤端頭支架支護，其技6-6。6-6--mmMT420m范圍內由于受到工作面超前支撐壓力影響需加強支護。同時為了擴大工作空間；改善因此端頭支護采用放頂煤支架超前支護處縮短錨桿和錨索間排距增大尺寸參數。1.8m0.7m15m甩出大塊傷人。當在拉動端頭架、推動機、拖拉管及電纜時嚴禁在兩頭作業(yè)2.0m處，班長安檢工必須經常對兩巷的煤幫頂板情況檢查，發(fā)現不安全隱患及時處理；工作面的斜巷內材料必須提前工作面50m70m以外。放頂煤參數確1.2.5～3.0m時，低位放頂煤支架的8～10m15m12m為宜。2.采煤機割煤深度和放煤步距根據礦井生產能力要求和作業(yè)制度本設計選MXA—300/3.5型采煤機的截深為0.656下面經驗： （6-式中：d—h—放煤高度，m設計的S01工作面放頂煤的高度為4.5m，所以其經驗放煤步距為0.78~1m，為了簡化0.656m。3.回采工作面勞動組織和正規(guī)循環(huán)2.8m4.5m0.656m，采用”三八”6-7。式中：Qg——日割煤量

QgLH1na

（6-H1——采煤機割煤高度——煤層容重，t／m3；n——4C0——工作面割煤回采率，取0.85H1=2.8m=1.45t／m3，L=180m，a=0.656m，n=4，C0=0.85，將各值代入公1，可得：Qg=2.8×145×180×0.656×4×0.85

QfH2Lbn1

（6-式中：Qf——日放煤量H2——頂煤高度——L——b——n1——4C1——工作面放頂煤回采率，取0.756-722262226433機211421142226-4482114-336端頭633222621113已知H2=4.5m=1.45t／m3，L=180m，b=0.656m，n1=4，C1=0.75，將各值代入公2，可得：QfQQg 工作面工人效率＝工作面日產量/＝45.83（t/工工作面為綜采放頂煤技術，機采高度為2.8m，放煤高度為4.5m，循環(huán)進尺0.656m，0.656m46-9。工作面成本C1C2C3C4設備折舊費1.866（元/t工資15039.63t。則噸煤工資費（C2）150/39.63＝3.79（元/t）材料費采面材料費（C3）6.0元/t（見《采煤工作面分冊》第七項。電費2500kW6h，代入得：＝2500610.92/15.67＝12.37（h/t照明用電耗＝照明用電總功率×循環(huán)照明時數/其中：照明用電總功率——200kW，＝200×8/15.67＝1.42（Wh/t電費總消耗單價——0.40元/kWh代入得：＝5.52（元工作面噸煤成本6-8。 工作面主要技術經濟指1m2m3m4-34m5t6個47-8t9m3/6%元回采巷道布回采巷道布置方巷掘進，布置方式為一進一回，一條輔助斜巷，一條煤炭斜巷。新鮮從輔助斜巷進入工作面，污風從煤炭斜巷排出工作面。采用綜掘機掘進，錨桿機進10m150m工作面巷道傾角平均4～8°，局部11°，總體呈近水平。利于輔助和施工；巷道斷回采巷道斜巷支護（6-26-4.5m3.2m4.6m3.4m16.56m212m2650-700m之間，地壓顯現比較突出，傳統(tǒng)的支護方式已經不能螺紋鋼錨桿（高強度230kN800mm8m1.6m150×150×8mm3050×50mm、5.5×1.1m鋼筋托梁組合錨桿支護。螺紋鋼錨桿，直徑Φ20mm，長2.0m，樹脂加長錨固；鋼筋托梁由Φ18mm圓鋼焊接而成，用菱形金屬網護幫。工作面一側煤幫為玻璃鋼錨桿，直徑Ф18mm2m，桿尾螺紋為M16，規(guī)格型號為Ф18—M16—2000。托盤：采用拱形高強度托盤，規(guī)格為120×120×6mm200×300×50mm3010°開切眼支護（6-1）mm2.4m，左旋無縱筋螺紋鋼錨桿（高強度230kN800mm；WX220/3.0220mm3200mm3mm8m1.6m150×150×8mm50×50mm、5.5×1.1m。另一側為直徑Φ18mm2.4m800mm。30° 工作面回風斜巷支間距 間距 工作面進風斜巷支 圓鋼錨桿，端部錨竹錨桿，端部錨

單根鋼絞線錨間距間距 工作面開切眼斷面支77概架線式電機車牽引1t固定車廂式礦車和拼版材料車設備和材料工作面輔助采鋼絲繩牽引卡軌車高效工作；工作面、大巷煤炭采用膠帶機井下原始數0.9Mt/a，工作制度為”三八”制，兩班生產，一班檢修，每天凈提升時間為16小時礦井設計年工作日330天分帶巷到煤炭大巷平均運距為900m，最大運距1800m；從大巷到井底煤倉平均運距為1890m，最大運距3150m；主井深度540m。帶區(qū)內布置一個工作面兩個綜掘面設計綜采工作面日產量3941t綜掘面日產量677.3t，礦井井下方式多樣根據礦井具體情況選用系統(tǒng)包括運煤系統(tǒng)運料系統(tǒng)、煤炭系①帶區(qū)工作面系統(tǒng)工作面分帶斜巷大巷井底煤倉主井地②綜掘面煤炭系統(tǒng)綜掘面大巷井底煤倉主井地輔助系副井井底車場輔助大巷分帶輔助斜巷工作副井井底車場輔助大巷掘進帶區(qū)設備選設備選型原則必須使上下兩個環(huán)節(jié)設備能力基本一致設計時應合理地選擇不均勻系數設備能力備用系數為緩和井上下兩個環(huán)節(jié)的生產不均勻性或不連續(xù)要采區(qū)一些緩沖設施，設置煤倉或儲車線等。系統(tǒng)盡量簡化，注意盡量減少的次數必須使設備的、安裝和檢修方便運行安全可靠，工作條件舒適并考慮必須在決定主要的同時統(tǒng)一考慮輔助是否合理經濟根據葛亭礦井的地質賦存條件，結合現代設備配備情況，設計井下大巷輔助采用架線式電機車牽引1t固定車廂式礦車和拼版材料車設備和材料工作面輔助采用鋼絲繩牽引卡軌車高效工作；工作面、大巷煤炭采用膠帶機。帶區(qū)設備選型及能力驗作面設備配套選型見表7-1。 工作面設備配套選型機分帶巷膠帶輸送DX7-27-5 工作面刮板輸送機技術特征mVm表- 機技術特征mV長寬高 破碎機技術特征tV1000采煤工作面最大出煤能力為300t/h，工作面刮板輸送機生產能力為600t/h，機的生產能力為2200t/h，破碎機通過能力為3500t/h，分帶平巷膠帶輸送機能力為 分帶巷膠帶輸送機技術特征DXtV大巷設備選主大巷設備選 450t/h接大巷膠帶，兩者能力均為2200t/h，故帶區(qū)皆不設緩沖煤倉，采用ST可控啟動裝置。大巷帶式輸送機同斜巷膠帶輸送機相同，這樣有利于維修和管理。輔助大巷設備選礦井采掘面等各工作地點人員以各采掘面人員一次運到位為基礎，兼顧其它固定工作點的人員，確定最大班需運送人員為30人，所選的PRC-12人車可以滿足人員運 固定礦車特征-mt1-輛7-8-tt-輛7-9-個3°輛 電機車特征-ZK7-t7VNh機-ZQ-臺2--ｍ7輛33150m3m/s1m/s30牽引車每班可運行約5次，所選15t電機牽引車2輛，每班能力為75t，大于每班需 礦井提升概0.9Mt/a58.19330井田內瓦斯含量普遍較低，一般小于2.98m3/t；煤塵的性和自然發(fā)火性都礦井開拓方式為立井單水平開拓，井底車場水平標高-520m35.0m540m19.63m236.32m2，20m900mm26.42m2，掘進深540m400mm。6.0m520m28.27m250.26m2，掘進深度為20m，井壁厚900mm；基巖段掘進毛斷面積為37.39m2，掘進深度520m400mm16t1t礦車雙層四車窄1t礦車雙層四車寬罐籠帶平衡錘提升設備、人員、材料和矸石。主副井提主井提（1）0.9Mt/a，屬大型礦井，全部煤炭由主井雙箕斗提升至地面，裝備16t側卸式箕斗，地面設井塔式多繩摩擦提升機，型號為JKM-2.5/6（Ⅱ，提升能力為600t/h。具體參數見下表。 箕斗技術參-tｍt 多繩摩擦式提升機技術特征—ｍｍ3ｍ條4ｍ 鋼絲繩技術特征—大小N/N?mm-—3941.4t16h246t，小7.0m21m600t。各工作面瞬時出煤經過井底煤倉的緩沖，主井提升可以滿足瞬時最大出煤的任務。副井提升設備選t/h落地式多繩摩擦提升機型號為JKM-2.25×4（Ⅱ）A，鋼絲繩等具體參數如下： 罐籠技術參數———輛4人t根2根4 多繩摩擦提升機技術特征—ｍｍｍ條4ｍ 鋼絲繩技術特征—/N?mm— 井上固定天輪的基本參—NNN礦井地質、開拓、開采概礦井地質礦井位于濟寧煤田西北部，其開采上下限為-200～-800m，開采煤層一共為三層：316、17煤層。井田的長度為2.0～4.3km，平均長度為3.4km，傾斜長度為3.1km2.8km9.5km236.8°煤層自然發(fā)火性和煤塵無性均較弱。開拓方開采方一個綜放工作面，工作面長度為180m。采巷掘進，留10m寬的煤柱。3941.40t/d2.4mMXA—0.6m4變電所、充電硐室、井下大巷采用架線式電機車和鋼絲繩牽引卡軌車輔助，僅井底車場采用蓄電池電機車，井底車場設變電所、充電硐室，帶區(qū)內不再設置變電所，由井底車場工作制、4008655礦井通風系統(tǒng)的確礦井通風系統(tǒng)的基本礦井通風方式的選一般說來，新建礦井多數是在并列式、分列式、兩翼對角式和分區(qū)對角式中9-2。 通風方式比藏深，但長淺，長度不大，而煤層較（4k井約190m，水平標高為-520m；煤層為近水平煤層，分四個帶區(qū)，煤層無自然發(fā)火，煤塵無性。本礦屬于低瓦斯礦井，為了盡快出煤，減少初期投資，節(jié)省風井保護煤柱，同時考慮到礦井通風系統(tǒng)選擇的原則本礦井采用并列式通風副井進風風井回風。礦井通風方法的選抽出式主扇使井下處于負壓狀態(tài)，當一旦主扇因故停上運轉時，井下，壓入式主扇使井下處于正壓狀態(tài)，當主扇停轉時壓力降低，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量增加，比較。，比較，漏風較大。窯積存的有害氣體抽到井下，同時使通過主扇的一部分短路，總進風量和工作面有效風量都會減少。用壓入式通風，則能用一部分回把小窯塌陷區(qū)的有害氣體帶到地面。在由壓入式通風過渡到深水平抽出式通風時，有一定，過渡時期是新舊水時作業(yè)時，主要人行巷道和工作點上的污風不串聯。通風構筑物和調節(jié)設施及輔助通風機要少充分利用一切可用的通風井巷，使通風井巷工程量最小進風井巷與采掘工作面的進的粉塵濃度不得大于0.5mg/m3新設計的箕斗井和混合井作進風井已作進風井的箕斗井和混合井必須采取凈化措施，使進的含塵量達到上述要求。主要回風井巷不得作人行道，井口進風不得受礦塵和氣體的污染，井口排風60%采場、二次破碎巷道和電耙道，應利用貫穿通風，電耙應位于的上風側，有污風串聯時，應人員作業(yè)。井下破碎硐室和庫，必須設有獨立的回風道10min40%帶區(qū)通風方式的確2.98m3/t10m3/t，屬于低瓦斯礦井，采區(qū)采用兩條上軌道斜巷進風：這種通風方式新鮮不受煤炭釋放的瓦斯、煤塵污染及放熱影響。運煤斜巷進風：由于方向與運煤方向相反，容易引起煤塵飛揚，煤炭在過程中所釋放的瓦斯，可使進的瓦斯和煤塵濃度增大，影響工作面的安全衛(wèi)生條件。機設備所散發(fā)的熱量，使進的溫度升高。此外，礦車來往頻繁，需要加強管理，防止短路。擇輔助斜巷作為進風巷，斜巷作為回風巷。：“U”形通風在區(qū)內后退式回采中這種通風方式具有系統(tǒng)簡單漏風小等優(yōu)點，但線路長，變化大，工作面上隅角易積聚瓦斯，工作面進風巷一次掘進，工作量“Y”形通風當采煤工作面產量大和瓦斯涌出量大時采用這種方式可以稀釋回中的瓦斯。對于綜合采工作面，上下平巷均進新鮮有利于上下平巷安裝機電設備，可以面，但需要邊界準備回風上山，增加了巷道掘進、費用。特點是不用設置第二條風道；若上下端平巷進風，在該巷只撤、安裝、采煤設備等有良好的環(huán)境；同時，易于稀釋工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易積聚，排放煙、煤塵速度情況；同時也需要在邊界準備回風上山，增加了行道的和掘進費用。平巷、回風巷均要先掘后留，、掘進工程量大，故較少采用。，結合以上信息本設計選用軌道斜巷進風斜巷回風故工作面宜采用”U”形通風，礦井風量計工作面所需風量的計過1％。礦井瓦斯絕對涌出量為7.58m3/min，二氧化碳絕對涌出量為5.4m3/min。以瓦斯涌

（9-Qai——第iqa——第i個工作面回采時瓦斯的平均絕對涌出量，7.58Kai——工作面的瓦斯涌出不均衡系數，取1.5

1007.581.51137

Q"1005.41.5810

9-29-2（C

Qai60vai

（9-vai——第i個回采工作面風速，進溫度20~23℃，取Sai——i22則： 601.523.41980

Qai4

（9-4——Nai——第i86則： 486344

由以上三個方法計算所得的工作面實際最大需風量為Qai=1980m3/minQmin0.2560Sai——第i

（9-（9-

min1980

m