級設(shè)計采礦08-7五張圖說明書

第PAGE第PAGE10位于任家莊、南郭村、宋家莊一線，區(qū)內(nèi)長約6.0km，N55°E，傾向NW35，傾角70°，落差30－50m，1302孔見該斷層，還有測線控制。致，NE55°，傾向SE35°，傾角70°，落差北段50m，南段30m。有地75°，落差15－20m,1902號孔見該斷層，并有測線所控制。，位于蘇店鎮(zhèn)、柳林村西北一線，區(qū)內(nèi)長約2.7kmNE，傾向NW，傾角7015－20m。2304號鉆孔見該斷層。，位于蘇店鎮(zhèn)，柳林村西北一線，區(qū)內(nèi)長5.2km，NE，傾向NW，傾角70°，落差15－50m，、孔見該斷層，測線3、L13所控制。⑥F1正斷層：建井期間，距風(fēng)井5m，傾向24°，傾角40°，落差F2290554m。在順槽巷道沿煤層底板4m，巷道被迫破巖掘進(jìn)，對工作面回采影響較大。553.5m，為了能順利通過該斷層，巷道已提前沿煤層頂板掘進(jìn)。F5310501.8mF42m1.7m1.3m2.2m，F(xiàn)1逆斷層：15號煤層底板等高線圖上控制長度為370m，18A10個，B5個，C37，B6，C3（3）在原勘探施工中區(qū)內(nèi)20-4鉆孔陷落柱1個在3號煤層下部孔深3號煤層尚無法定論，建議將來開采前在此地段進(jìn)行必要的探測工作。A1個，B2個，C3個，控制較可靠。X2陷落柱：在中南部，近似橢圓形，3N50°N30°W9m15N60°E834m3A2個，B1個，C5個，控制較差。X53N25°W，A7個，B3個，C1個，控制可靠。季節(jié)性河流，最終匯入濁漳源。層組，其富水性取決于砂巖及巖溶裂隙發(fā)育程度，一般單位涌水量多在0.139L/s.m以下。的單位涌水量為0.083-24.81L/s.m，其主要補給來源是大氣降水，孔隙水及地表太行山古老地的隆起使太古界變質(zhì)巖系和下寒武統(tǒng)泥巖高于區(qū)域9-10m3/s。本礦區(qū)內(nèi)施工奧陶延深孔2個(、孔)，其中2102號孔奧灰最O2s190m。中沖洗液漏失嚴(yán)重，漏水段的標(biāo)高雖有所差異，但水位標(biāo)高幾乎保持在669.85m30116.20L/s0.40mK2、K5巖溶裂隙較發(fā)育，其余均不發(fā)育。據(jù)詳查施工的、19-2號0.0036L/s.m，表明該含水層組地 孔因水量小而抽干，據(jù)2102孔抽水結(jié)果，水位埋深72.78m，標(biāo)高876.10m，涌水量0.057L/s,水位降深30.64m，單位涌水0.00186L/s.m0.0096m/d一般不大。3350m左72.32mHCO3-.Cl-––K+.Na+型水，屬弱富水性含水層。1、2號井筒檢查孔對第四系地0.02-0.17L/s.m0.02-0.06m/d.為弱富15m，主要阻隔下部奧陶系含水層與上部各含水層間的水力聯(lián)系。10m左右，10－50m5條。其中10－65m不等，有可能對礦床開采起導(dǎo)水通道的作用，但這些斷層均無明確的水文資料，有待日后驗證。主要煤層(3號)KK7砂巖含水層，與上覆3013520m8-29號煤層直接充水含水層為砂巖裂隙含水層，其含水性均較弱，故10-20m，3（1）水動力學(xué)

Q

k2HM

/(lnR- kR=r。 k式中含水層厚度(M)16.70m，滲透系數(shù)(k)0.00964m/d，靜止水位高度5107.22m，水位降深(S)30.64m，h取K7531.50m半徑r ×10002=1263.40m影響半徑R=1293.50mK、S、M、H2102經(jīng)計算，32970m3/d抽水孔資料，其參數(shù)取值分別為K=0.0068m/d，H＝148.89m，M=35.22M,S＝經(jīng)計算，31859m3/d34829m3/dKpQ0QKp

Kp為富水系數(shù)，Q0為一定時期從礦井排出的總水量，P0為同期內(nèi)的開采量，Q為本礦井預(yù)計排水量，P為設(shè)計新井開采量。此處取經(jīng)坊煤礦，P0＝90t/a，Q0＝1200-P=200經(jīng)計算，礦井涌水量SQ＝Q0·(FF0)S式中Fo1.648km2,F5km2,新井水位降S約等于徑坊礦水位降So，Q0=1200－1500m3/d。經(jīng)計算，礦井涌水量3號煤層的涌水量應(yīng)為水文地質(zhì)比擬法所計算的涌水量與379.24m3/d,4897.84m3/d,1200-1500m3/d,涌水量較穩(wěn)定，雨季有所增200t/a3號煤，影響煤層開1500m3/d。33K過程中產(chǎn)生的裂隙塌陷，局部受其影響，在東部較淺地段可受淺層水及第四系含水層的影響，上述含水層一般富水性較弱，對礦井生產(chǎn)不致受到大的。生產(chǎn)造成。本區(qū)內(nèi)主要含煤地層為山西組和太原組，含煤6-14層，含煤地層平均總厚162.10m15.96m9.3%。14、15號煤層全區(qū)穩(wěn)定可采，8-2號煤層較穩(wěn)定大部分可采，其余煤層為零星或1K85號煤層：K67號煤層：K51.1表 煤層情況一覽平均層位穩(wěn)煤層穩(wěn)10-20-35.97-50-70-8-0.45-90.76-0-0.16-0-0-1.08-煤層穩(wěn)定性：穩(wěn)定<0.250.25-0.500.50-0.75；極不穩(wěn)定K4K4K4K3號煤層：K3號煤層：K2①329.60m8-252.03m5.47m-7.80m6.62m變異系數(shù)Gr=6.5%1-2層泥巖或炭質(zhì)泥巖夾矸，0.40m5.47m-7.45m6.22m。②8-2120.05-0.55m0.27m0.45-1.78m，1.19m。③932.98-42.87m37.59m0.76-1.78m1.46m，Cr=0.1620-4號孔不可采，屬單一結(jié)構(gòu)煤層，全區(qū)穩(wěn)定可采。④145.45m1.59m⑤1522-3號孔出現(xiàn)異常變薄，可能是局部成煤環(huán)境的變化所造成的。15綜上所述，本礦區(qū)煤層的發(fā)育屬穩(wěn)定型(一型②8-2號煤層：黑色，半光亮-光亮型塊狀-③9號煤層：黑色，半光亮型，塊狀-④14號煤層：黑色、半光亮型，粉狀-372.1-73.9%4.9-6.2%之間，絲質(zhì)組②1585.0%2.7%12.3%4.6%，以粘土類為主，其次為黃鐵礦。粘土多為層狀或透鏡狀各煤層煤質(zhì)化驗指標(biāo)匯總?cè)缦卤憩F(xiàn)將內(nèi)各煤層主要煤質(zhì)特征分述如下3號煤層：原煤灰分(Ad)10.22-37.49%15.66%，洗煤灰分(Ad)4.88-11.37%7.86%；原煤揮發(fā)分(Vdaf)14.75-21.44%,16.20%，洗煤揮發(fā)分(Vdaf)13.78-15.83%，平均14.78%；原煤硫分(St,d)0.21-0.62%，平均0.37%，洗0.46%0.084%原煤干基彈筒發(fā)熱量(Qb,d)21.04-32.29MJ/kg30.18MJ/kg，洗煤干基彈筒發(fā)熱量(Qb,d)31.72-33.69MJ/kg，平均32.96MJ/kg；原煤干基恒容發(fā)熱量(Qgr,vd)28.28-31.23MJ/kg，平均28.55MJ/kg，洗煤干基恒容發(fā)熱量(Qgr,vd)30.74-32.59MJ/kg31.83MJ/kgSiO2Al2O3SiO238.76-50.98%,44.44%，Al2O326.09-38.07%,31.53%；灰熔融性(ST)1362②39.35%23.51%2.34%0.006%熱量(Qb,d)27.14-30.31MJ/kg，平均30.61MJ/kg；原煤干基恒容發(fā)熱量(Qgr,vd)19.18-26.67MJ/kg,平均23.64MJ/kg，洗煤干基恒容發(fā)熱量熔融性(ST)13209號煤層：原煤灰分(Ad)14.17-29.52%19.27%，洗煤灰分(Ad)7.10-16.09%10.78%;原煤揮發(fā)分(Vdaf)14.77-19.84%,16.60%，洗煤揮發(fā)分(Vdaf)14.14-17.21%15.73%;原煤硫分(St,d)1.30-3.81%2.04%，洗煤28.72MJ/kg32.70MJ/kg原煤干基恒容發(fā)熱量(Qgr,vd)23.79-28.11MJ/kg,平均26.01MJ/kg洗煤干基恒容發(fā)熱量(Qgr,vd)28.56-31.69MJ/kg,平均29.83MJ/kg。煤灰成份以酸性的SiO2Al2O3SiO239.50-52.80%,47.63%，Al2O317.11-32.73%,28.25%；灰熔融性(ST)126314號煤層：原煤灰分(Ad)7.39-24.42%13.88%，洗煤灰分(Ad)2.6-8.25%，平均5.47%;原煤揮發(fā)分(Vdaf)13.09-23.02%,平均15.34%，洗煤揮發(fā)分熱量(Qb,d)31.69-35.17MJ/kg，平均33.66MJ/kg；原煤干基恒容發(fā)熱量(Qgr,vd)26.43-30.82MJ/kg,平均29.00MJ/kg，洗煤干基恒容發(fā)熱量熔融性(ST)124112.52%7.97%;原煤揮發(fā)分(Vdaf)14.50-21.32%,17.44%，洗煤揮發(fā)分熱量(Qb,d)30.72-33.71MJ/kg，平均32.22MJ/kg；原煤干基恒容發(fā)熱量(Qgr,vd)20.27-28.36MJ/kg，平均24.57MJ/kg，洗煤干基恒容發(fā)熱量熔融性(ST)1262PM3號煤層變質(zhì)程度加深，均符合煤變質(zhì)的一般規(guī)律。22-3、15號煤層取樣測試，3氏可磨性指數(shù)(KHG)96－103，15號煤層的哈氏可磨性指數(shù)(KHG)83－101。3號煤層：洗煤揮發(fā)分(Vdaf)13.78-15.83%14.78%；粘結(jié)指數(shù)(GR,I)9.0-49.5717.0，可劃分為瘦煤(SM)、貧瘦煤(PS)。②8-2號煤層：洗煤揮發(fā)分(Vdaf)13.74-17.90%，平均15.68%；粘結(jié)指數(shù)(GR,I)7.5-45.015.70，劃分為瘦煤(SM)、貧瘦煤(PS)。③9號煤層：洗煤揮發(fā)分(Vdaf)14.41-17.21%，平均15.75%；粘結(jié)指數(shù)(GR,I)2.0-19.08.7，劃分為貧瘦煤(PS)、貧煤(PM)。④14號煤層：洗煤揮發(fā)分(Vdaf)12.08-14.80%，平均13.40%；粘結(jié)指數(shù)(GR,I)0.0-17.01.1，劃分為貧瘦煤(PS)、貧煤(PM)。⑤15號煤層：洗煤揮發(fā)分(Vdaf)12.32-18.07%，平均14.12%；粘結(jié)指數(shù)(GR,I)0.0-11.84.1，劃分為貧瘦煤(PS)、貧煤(PM)。313-6mm粒級所占全樣產(chǎn)率最高，6-3mm、3-0.5mm粒級所占全樣產(chǎn)率比較接近，0.5-0mm粒級占全樣產(chǎn)率最低。15號煤層(2109號孔)各粒級產(chǎn)率比較接近，僅6-3mm粒級占全樣產(chǎn)率稍高，其次為13-6mm粒級。浮沉試驗結(jié)果，浮煤產(chǎn)率主要集中在1.3-1.4級內(nèi)3采用±0.1310％，1.4887.5%±0.1可選性屬中等，假定精煤灰分為10.5%時，理論分選為1.51，理論精煤回收90.5%，±0.118.0%(已扣除沉矸)，可選性屬易選。151.4649.5%±0.155.5%，±0.130.9%(已扣除沉矸)，可選性屬難選。19-13320米為風(fēng)氧化帶；經(jīng)過此次首采區(qū)的5.5-6m之間，且煤層上部明顯的風(fēng)化現(xiàn)象，由于采用的是放頂煤開80m后煤質(zhì)好轉(zhuǎn)。13T320×20m19A11個，B5個，C3個，控制可靠。2T3波T3反20×20m20常點控制，A8，B7，C5，控制可靠8-2、93號煤層，1514號煤層等差異，但由上到下洗煤揮發(fā)分逐漸降低是一個總趨(14號煤層除外)8-2、15號煤14、15+65%以上。377%以上。8-2、1444.42%46.08%，屬中等；3號煤層精煤回收率平均值為73.26%，屬優(yōu)等；9號煤層精煤回收率平均值為51.27%，屬良等；15號煤層精煤回收率平均值為37.60%，屬。①3②8-2③9④14⑤151.19m3/t,屬低沼氣礦井。層瓦斯樣8個，其見下表。 (點數(shù)自燃瓦斯成份30.004-0.15-0.79-1.35-0.000-0.00-0.47-0.60-4.23-從表中可以看出，153號煤層。根據(jù)自然瓦斯成份本可分為CO2-N2帶、N2-CH4帶和CH4帶。時瓦斯將是影響礦井安全的一個危害因素，目前礦井絕對瓦斯涌出量為1.74m3/min，相對瓦斯涌出量為0.67m3/t29.9%50%20%。因當(dāng)前仍在煤層的淺部風(fēng)氧 煤塵試驗結(jié)果煤塵火焰長加巖粉有性22-有驗結(jié)果由山西煤田地質(zhì)研究22-有22-有22-有22-有22-有有有 點備注由山西煤田地質(zhì)測試22-322-8-22-3號煤層的ΔT1-34-14℃，屬不自也屬很易自燃煤層；15號煤層ΔT1-314-36℃，屬不自燃-不易自燃煤層。13個鉆孔進(jìn)行了簡易測溫，根據(jù)測溫資料結(jié)果統(tǒng)計分析，區(qū)內(nèi)恒溫2境界和儲2.1境部為3號煤層露頭線西鄰目前在建的高河礦界范圍為以下6點限（3°帶，子午線114°： 6km29.494km2。圖2-1尺寸示意本區(qū)內(nèi)主要含煤地層為山西組和太原組，含煤6-14層，含煤地層平均總厚162.10m15.96m9.3%。3號煤層：位于山西組中下部，以煤層本身厚度大，結(jié)構(gòu)簡3號煤層。2.2.1地質(zhì)勘利用鉆孔共計34個，分別按煤炭部78及86兩個標(biāo)準(zhǔn)進(jìn)行，733個，151個，K435.97m,7.336.62根據(jù)本礦的地質(zhì)勘探報告提供的煤層儲量計算圖計算0.70m，原煤灰分≤40%；依據(jù)過函（1998）5號文《關(guān)于酸雨控制區(qū)及二氧化硫污染控制區(qū)有關(guān)問題的》內(nèi)容要求：新建煤層含硫份大于3%的礦井。硫份大于3%的煤層儲量列入平衡表外的儲量；結(jié)構(gòu)煤層的夾石總厚度不超過每分層厚度的50%時，以各煤分層總厚度作為儲3號煤層均滿足上述條件。4°～62-2A8.85km241B塊段水平面積為7.87km2，傾角為 ，二1煤平均厚度C5.9km251D6.99km241估算Zmr式中

（2-m——r11.37t/m3。S——各塊段水平面積，km2；——0.05m時，夾矸和煤分層合并作為采用厚度，且灰分和發(fā)勢量指標(biāo)符合要求，煤層夾矸在0.05-3ABCD 5.91.376.62cos550.27Mt ABCD代入數(shù)據(jù)得，地質(zhì)儲量為333的大部，歸類為礦井工業(yè)儲量。（111b（122b（33350m作為推斷的資源量。

2-390%、10%分配，次邊際經(jīng)濟(jì)基礎(chǔ)儲量不計。各種儲量分2.3：2.3探明儲量探明儲量控制儲量推斷儲量經(jīng)濟(jì)儲 邊際儲 Zg=150.723+75.387+25.129×0.8=246.222Mt礦井設(shè)計儲量=礦井工業(yè)儲量-。留設(shè)保安煤柱的損失境界煤柱按20m寬留設(shè)，村莊，鐵路，高速公路等保10-30m。。

PHLm

（2- =21154m；m——煤層厚度，二1煤層平均為6.22m，r——11.37t/m3；P20211546.621.37P=357.89t2-42-430-50m,30m保護(hù)煤柱，局部不需要留保護(hù)煤柱。30m保護(hù)煤柱。 )×30×6.62×1.37×2=449.92村莊，高速公路等保安煤柱均是在其邊線外留出保護(hù)等級寬度，之和即為帶外煤柱的寬度。根據(jù)面積求和可得公路的保護(hù)煤柱為：Z1=400.42×6.62×1.37=3412.13Z2=81.08×6.62×1.37=690.09Z=126.52×6.62×1.37=1078.122.3。2.4井型/Mt·a-2.41.8Mt/a2-3可以確定本設(shè)計礦井的工業(yè)廣場為0.22km2。工業(yè)廣場屬于Ⅱ20m寬的圍護(hù)帶。但是考慮到近些則：Z=61.52×6.62×1.37=524.232-2-4。表2- 巖層移動深度煤層傾角62-4損失量（gkZZPgk式中：Zk——t；Zg——礦井的工業(yè)儲量，246.22Mt；t；C——0.750.80.75。則代入數(shù)據(jù)得礦井設(shè)計可采儲量：Zk=(246.22-65.12)根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》2.2.3330d計算，每天凈提升時間宜為16h。礦井工作制度采用“三八制”作業(yè)，兩班生產(chǎn)，2.2.1條規(guī)定：礦井設(shè)計生產(chǎn)能力應(yīng)根據(jù)資源煤層平均傾角4°，局部傾角最大的地方為6°，屬近緩傾斜煤層。煤炭市場礦井可采儲量ZKA和礦井服務(wù)年限TT

AK

（3-式中：T——礦井服務(wù)年限，a；ZK——礦井可采儲量，135.82Mt；A——設(shè)計生產(chǎn)能力，1.8Mt/a；K——。把數(shù)據(jù)代入3-1得礦井服務(wù)年限T=135.82/(1.8×1.3)=58，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(jìn)，，，，帶輸送機(jī)運至井底煤倉，再經(jīng)主井箕斗提升機(jī)提升至地面連續(xù)能力大自動化程度高副井采用罐籠提升下放物料能滿足大型設(shè)備的。井下輔助采用礦車能力能滿足礦井要求，技術(shù)成熟，系統(tǒng)穩(wěn)定性，，，2.2.5礦井設(shè)計生產(chǎn)能力萬ta礦井設(shè)計服務(wù)年限a煤層傾角煤層傾角600————50a30a。25°1.8Mt/a，礦井服務(wù)年限為4開4.1開拓的基本問1234、確定礦井開采程序，做好開采水平的56、合理確定礦井通風(fēng)、及供電系統(tǒng)1執(zhí)行國家有關(guān)煤炭工業(yè)的技術(shù)政策，為早出煤、出好煤高產(chǎn)高效創(chuàng)造必須執(zhí)行煤礦安全生產(chǎn)的有關(guān)規(guī)定。要建立完善的通風(fēng)、、供電系統(tǒng)，創(chuàng)造良好的生產(chǎn)條件，減少巷道量，使主要巷道經(jīng)常保持良好狀態(tài)空區(qū)，不受崖崩滑坡和洪水；距水源、電源較近，礦井鐵路線短，道路布置合理綜合考慮以上各方面原因，經(jīng)方案比較確定主、副井筒位置在工業(yè)場地的位置選擇在主、副井井口附近，即的位置確定地面工業(yè)場地的占地面積為18公頃，形狀為矩形，長邊平行于邊450m,400m。3#煤層，3#3～7°4°，為緩傾斜300m，故設(shè)計為單水平開采。礦井的生產(chǎn)能力為：1.8Mt/a。135.82Mt58a。m，大巷兩側(cè)留30m保護(hù)煤柱。大巷位于，沿布置。方案一：+620m水平三立井單水平帶區(qū)式開拓方式。式和盤區(qū)式混合開采。大巷布置在煤層中。采用并列式通風(fēng)西部全部4-1-1。。方案二：+620m。區(qū)式和盤區(qū)式混合開采。大巷布置在煤層中，采用并列式通風(fēng)西部全4-1-2。。方案三：+620m主副井井筒均為立井開拓布置于在兩翼設(shè)置兩個回風(fēng)井，大巷布置在煤層中，均采用帶區(qū)式開采。采用分列式通風(fēng)，如圖4-1-3。方案四：+620m主副井井筒均為立井開拓布置于在兩翼設(shè)置兩個回風(fēng)井，大巷布置在煤層中。均采用盤區(qū)式開采，采用分列式通風(fēng)，如圖4-1-4。井布置在的兩翼，會縮短通風(fēng)距離，也同樣提高了通風(fēng)效果，但增加了立井費用結(jié)果（4-1，在方案一、二中選擇方案一：兩立井開拓。合粗略估算費用結(jié)果（4-1，在方案三、四中選擇方案三：兩立井開拓。4-1-24-1-34-1-4大巷均布置在巖層中，費用較低，故未對比其費用的差別主、輔大巷斷面大小不同，大巷費用按平均費用估 方案一+620m數(shù)費用（萬 （萬元基建費用（萬生產(chǎn)費用（萬（萬噸提升高（元涌水量時間服務(wù)年（元大巷（萬噸平均運距（元合計費用（萬元方案二+620m費用（萬元費用（萬元建費用（萬元產(chǎn)費用（萬元（萬噸提升高度基價（涌水量時間服務(wù)年限基價（大巷（萬噸平均運距基價（費用（萬元方案三 +620m水平四立井單水平帶區(qū)式開 基價（元費用（費用（萬（萬元北翼風(fēng)井開南翼風(fēng)井開2（萬元煤量（提升高度基價（時間基價（大巷煤量（平均運距基價（費用（萬元方案 +620m水平四立井單水平采區(qū)式開 基價（元（萬元（萬元基建費用（萬元北翼風(fēng)井開南翼風(fēng)井開2生產(chǎn)費用（萬元煤量（萬提升高度（涌水量時間服務(wù)年限（大巷煤量（萬平均運距基價（費用（萬元總費用（元4-2。第第PAGE43（萬元工程量基價/元費用/總計基建費用（萬元工程量基價/元費用/（140+185膠帶運輸大巷軌道運輸大巷單費用/費用/第PAGE第PAGE44價巷道維煤層大費用（萬元百分率費用（萬元百分率巷道方案最合理的。即本礦井所采用的開拓方式為+620m水平三立井單水平采區(qū)開礦井共有三個井筒，分別為主立井、副立井、風(fēng)立井38.48m2,38.48m2,4.2。33.18m2,表土層掘進(jìn)斷面44.18m2,44.18m2,4.3。5.0m19.63m2,表土26.42m2,26.42m2,井筒斷面布置如圖 8t 28.27混凝土井壁厚充填混凝土厚38.4838.48井井 3t普通罐 33.18混凝土井壁厚充填混凝土厚44.1844.18井井 混凝土砌碹厚 基巖段毛斷表土段毛斷大巷輔助為電機(jī)車牽引，井底車場布置如圖4-6。1.520個車廂，采用1t固定箱式礦車，型號為MG1.7-9B，外形尺寸（長×寬×高）2400×150×150（mm100m。2臺無極繩絞車（軌道，車場內(nèi)的材料設(shè)備、集裝箱平板車井正常生產(chǎn)充分發(fā)揮膠帶機(jī)和箕斗提升的潛力井底設(shè)置一個直徑10m，高20m的圓筒煤倉，總?cè)萘考s4000t。一個煤倉設(shè)給煤硐室裝載膠帶機(jī)巷輔助大巷和主大巷基本沿巖層布置主大巷為錨梁網(wǎng)索噴支護(hù)4.4m3.9m15.0m2。輔助16.1m2。輔助大巷和主大巷斷面特征如圖4-7和圖4-89534258712 6154.4m3.9m15.0m2，凈斷面9534258712 61513.2 圖4-6井底車場示意石圖4-7膠 掘進(jìn)工程量墻圖4-8軌 凈掘?qū)捀咴O(shè)計首采區(qū)（一盤區(qū)）位于南部偏東3––6.22m3～6°4°但有性。29.60m8-252.03m5.47m-7.80m6.62m變異系數(shù)Gr=6.5%1-2層泥巖或炭質(zhì)泥巖夾矸，0.40m5.47m-7.45m6.22m。3#煤頂板砂巖裂隙水，目前120m3/h本設(shè)計礦井大巷布置在煤層中，輔助采用卡軌車牽引1t礦車，運煤采，由后面第9章通風(fēng)設(shè)計確定工作面采用副井進(jìn)風(fēng)回風(fēng)的布置方式，每個工作面各布置兩條平巷，采巷掘進(jìn)，兩巷之間留10m的區(qū)段煤柱。礦井式，采用東部邊界回風(fēng)。開掘分帶斜巷采用連續(xù)采煤機(jī)掘進(jìn)，掘進(jìn)速度快，2300m1200m260m240m，分帶斜巷5m寬，3.5m10m的煤柱。1102工作面，然后依次開采下一個分帶。U盤區(qū)帶區(qū)內(nèi)區(qū)段斜巷鋪設(shè)B=1000mm的膠帶輸送機(jī)煤炭到帶區(qū)煤倉，4.14.1煤由工作面刮板機(jī)—→分帶斜巷機(jī)破碎機(jī)—→分帶斜巷膠帶輸送機(jī)—→分帶煤倉—→大巷膠帶輸送機(jī)—→主煤倉—→主井箕斗提輔助系工作面設(shè)備材料經(jīng)副井罐籠運至井底車場由軌道經(jīng)輔助巷道運至運料斜巷，經(jīng)卡軌車牽引礦車提至工作面。路線如下：地面—→副井—→+620m井底車場—→軌道大巷—→進(jìn)風(fēng)行人斜巷—→分1201工作面路線為副井—→井底車場—→軌道大巷—→進(jìn)風(fēng)行人斜巷—→分帶斜巷—→通風(fēng)系統(tǒng)路線如圖5.2

5.2供電地面變電站—→副井—→變電所—→大巷—→軌道大巷—→水流方向工作面—→分帶回風(fēng)斜巷—→大巷—→副井井底水倉—后配備皮帶和SGW-730/320SW5.2。2個循環(huán)，一刀一放，采放平行作業(yè)。A0=L×V0A0——V0——工作面年推進(jìn)長度，1247.4γ——C0——工作面回采率，取C0＝0.93A0=2.05AB=k1×k2×AB——

A0——工作面生產(chǎn)能力，2.05Mt/a。AB 盤區(qū)采出率與大巷均為膠帶輸送機(jī)運煤帶區(qū)平巷膠帶輸送機(jī)與大巷膠帶輸送機(jī)通井底變電所至帶區(qū)的供電系統(tǒng)電路壓降較大，為保證帶區(qū)正常生產(chǎn)，需布置帶區(qū)變電所。帶區(qū)變電所應(yīng)設(shè)在通風(fēng)良好，圍巖穩(wěn)定，地壓小，易，無即東區(qū)大巷中段位于主大巷和回風(fēng)大巷之間采用錨網(wǎng)噴支護(hù)底板用100200～300mm0.3%的坡度。內(nèi)3號煤層傾角4°左右，為全區(qū)穩(wěn)定可采的近水平厚煤層。煤層厚度5.97-7.33m,6.62m,0.6m左右有一層較穩(wěn)定的泥巖，炭；選出適應(yīng)各種條件的采煤設(shè)備支架及配套的采煤機(jī)設(shè)備小、輕便，回采工93～97%以上。；巷道掘進(jìn)較多萬噸掘進(jìn)率低工作面單產(chǎn)低單產(chǎn)提高開采投入高，含矸率提高，影響煤質(zhì)；自然發(fā)火、瓦斯積聚隱患較大，“一通三防”難度大。0.8m。2.7～2.9m為宜，以加強對頂板及煤壁的控制。（1）（2）（3（4）（機(jī)尾50m6.1 2

A-A-AAAA2A- 2

A-A-AAAA2A-

0.8m移機(jī)方推移前部15m0.8m。拉后部拉后部機(jī)單向順序進(jìn)行，且滯后放煤口15～20m進(jìn)行，步距0.8m綜放面的頂煤厚3.6m，頂煤隨移架會有部分自動放出，因此采用單輪順序0.8m。(1)3.0m3.6m，故該面采放比＝3/3.6＝1∶1.2按后部機(jī)能力確定放煤口數(shù)目。 1.5——單組支架寬度，m；1.37——3.6——80%qf＝4.73Tf＝90s。每分鐘放煤量：Q＝4.73×60/90＝3.15Nf＝2000/（3.15×60×1.25）＝8.47Nf＝5個90minVg1＝4.0m/min，跑空刀速Vg2＝8.0m/min。T＝168/Vg1＋168/0.8m拉后輸送拉后輸送移割移割6.1123456機(jī)789(1） 號 初撐力 5707kN（P＝31.5工作阻力 6800kN（P＝37.5支護(hù)強度 0.80～0.83 度 1410～1580中心距 1500梁端距 ≤350底板比壓 2.2MPa(平均 m（ ≤30°（包括、傾向）泵站壓力 31.5移架速度 8～12 800mm支架尺寸 長×寬×高）＝7750×1410×1865 量 ≤22 柱 單伸縮機(jī)械加長，帶有壓力傳感 徑 230mm（前柱250mm，后柱230推移千斤頂 帶有位移傳感 徑 180尾梁千斤頂 帶有位移傳感 徑 160 座 開底結(jié)構(gòu)、帶有抬底座裝推移框架 采用短框架型 梁 采用整體頂梁結(jié)構(gòu)，并帶有可挑平的護(hù)幫 帶有可伸縮插板，插板行程750mm，千斤頂四連桿機(jī)構(gòu) 正四連桿機(jī)系統(tǒng) 電液控制，實現(xiàn)跟機(jī)自動移架，后部實現(xiàn)程控煤供液方式 雙回路環(huán)形供液，前后部供液系統(tǒng)各自獨控制方式 電液控噴霧系統(tǒng) 前后部自動噴霧系支架數(shù)量 112組(2）ZTF7000/19/32連桿放頂 支架。主要技術(shù)參數(shù)為1900～320015701490～16607000kN（P＝38.70.721.85MPa（平均31.5308366kNMG420/965-WD型采1.7～3.5733061951800 深8002503633002×4202×502×7.59650～14.5590 量45t6.2.3工作面主設(shè)(1）選用SGZ～1000/1200型整體鑄焊封底式溜槽刮板機(jī)，其主要技術(shù)參數(shù) 號 設(shè)計長度 212電機(jī)功率 600電動機(jī)轉(zhuǎn)速 1486電動機(jī)電壓 3300V，50輸送能力 2000刮板鏈速度 1.28刮板鏈形式 中雙刮板間距 園環(huán)鏈規(guī)格 2×Φ38×137mm（緊湊鏈中部槽規(guī)格 （長×內(nèi)寬×高）1500×1000×337鏈中心距 200器速比 電機(jī)布置方式 平行布卸載方式 端牽引形式 銷軌機(jī)尾伸縮量 300緊鏈方式 馬達(dá)緊鏈(2）后部選用SGZ～1200/1400型整體鑄焊開底式溜槽刮板機(jī)，其主要技術(shù)參數(shù) 號 設(shè)計長度 212電動機(jī)轉(zhuǎn)速 1486電動機(jī)電壓 3300V，50電機(jī)功率 700kW×2/1400輸送能力 2000刮板鏈速度 1.28刮板鏈形式 中雙刮板間距 園環(huán)鏈規(guī)格 2×Φ38×137mm（緊湊鏈 槽間連接形式 4000kN啞鈴銷連鏈中心距 240器速比 軟起動方式 可調(diào)速液力偶合機(jī)尾形式 自動可伸縮機(jī)機(jī)尾伸縮量 350緊鏈方式 馬達(dá)緊拉移方式 Φ30圓環(huán)鏈軟連接(3）選用SZZ～1200/525型橋式刮板機(jī)，其主要技術(shù)參數(shù)為： 設(shè)計長度 50輸送能力 3500供電電壓 3300V，50中部槽規(guī)格 2100×1200（槽內(nèi)寬）×1300中部槽結(jié)構(gòu) 整體箱型焊爬坡角度 Φ38×137～C級（中雙鏈，緊湊型） 525kW（雙速、水冷）刮板鏈速度 1.80刮板間距 822刮板鏈中心距 500器速比 調(diào)鏈方式 伸縮機(jī)緊鏈裝置 緊鏈機(jī)頭架 采用可伸縮機(jī)頭架，配備膠帶機(jī)尾自移裝 備自移裝置，與破碎機(jī)組合自動伸縮拉移，機(jī)布置 m選用PLM3800型輪式連續(xù)破碎機(jī)。其主要技術(shù)參數(shù)為： 破碎能力 3800t/h（含矸10%時破碎形式 錘出口粒度 150～400mm，破碎軸高度可入料口塊度 1200×800mm（長度不限供電電壓 3300V，50 機(jī) 250kW（單速，水冷傳動方式 電機(jī)＋液力偶合器＋器配自動噴霧降塵裝置選用我國目前生產(chǎn)能力最大的SSJ1400/3×400型可伸縮帶式膠帶輸機(jī)。主要技術(shù)參數(shù)為 號 輸送能力 3500輸送距離 1260平均坡度 ＋4.8°（106膠帶寬度 1400 速 4.5膠帶型號 PVG1800S型阻燃整芯輸送主電動機(jī)型號 壓 6000V，50 率 400器型號 軟啟動裝置型號 驅(qū)動卷筒直徑 φ1000卸載改向滾筒直徑 φ900改向滾筒直徑 φ900，φ630收帶電機(jī)型號 率 7.5 壓 660/1140收帶箱型號 儲帶長度 100儲帶倉結(jié)構(gòu) 開放式結(jié)構(gòu)＋自動定位小 電機(jī)＋軟起動＋箱 油缸自動漲緊張緊裝置牽引力 ≥12000托輥直徑 φ159托輥支架形式 偏置布置新型托輥支托輥間距 上托輥1500mm，下托輥3000電控系統(tǒng) 6kV電動機(jī)起動控制系附屬裝置 具有可靠的膠帶清掃系統(tǒng)及膠帶機(jī)綜合保護(hù)(1）支架支護(hù)強度驗 式中：g——頂板對支架的壓強（8倍于工作面的采高H——工作面采高，3.0γ——2.6t/m3。g＝8×3×2.6＝62.4t/m2＝0.624MPa＜0.80～0.83MPaP1＝22MPaP2≤2.2MPa＞P2ZFS6800/18/35(2）1102綜放面共選用組支架對頂板進(jìn)行全支管理，其中正常支架ZFS6800/18/35146組，ZTF7000/19/3261201綜放工作面上下平巷中-220m146146×1.5＋1.0＝221m（1.0m為安裝誤差，經(jīng)驗數(shù)據(jù)②配置146組支撐掩護(hù)式低位放頂煤支架對工作面頂板實行全支0.8m2～32#架（145#架1#架（146#架，最后移3#架（147#架，為加強工作面頂板管理，要求嚴(yán)格控制采高任意加大或降低采高，，50mm的臺階或傘檐，保證支架接頂接底狀況良好。3～5組支架開始移架，并及時伸出護(hù)幫板24MPa。護(hù)幫板及時伸出護(hù)幫護(hù)頂，嚴(yán)禁出現(xiàn)保持支架與泵站系統(tǒng)的完好，加強支架及泵站的維修，嚴(yán)禁設(shè)備一般應(yīng)采取及時拉超前架鋪聯(lián)雙層金屬網(wǎng)架頂使傾向工字鋼的方法頂板；當(dāng)頂板冒落嚴(yán)重時，可采用工字鋼梁、上鋪與鋪聯(lián)雙網(wǎng)相配合的方法頂并執(zhí)行。10m不再放煤，鋪設(shè)雙網(wǎng)、掛鋼絲繩為撤面造好條件。50m30m采用一字頂梁配合單體支柱進(jìn)行支護(hù)使用1.4m一字頂梁和鉸接頂梁，QDZ3500mm。1.8m，人行道寬0.8m3×5m2

生產(chǎn)、11煤機(jī)08733288222691111131124.4.2CC1C2C3、電力消耗C4等構(gòu)成。6.3。 6111機(jī)112142(2）5元/t(3）1.7h。6800kW噸煤動力用電消耗＝6800×1×1.7×0.9/1818.2＝5.72kWh/t照明用電消耗＝照明用電總功率×循環(huán)照明小時數(shù)/200kW。1.7h。6800kW噸煤動力用電消耗＝6800×1×1.7×0.9/1135＝9.17kWh/t照明用電消耗＝照明用電總功率×循環(huán)照明小時數(shù)/200kW。0.4元/kWh。噸煤電費＝0.4×(9.17+0.53)=3.88元C＝C1＋C2＋C3＋C4＝1.915＋1.3＋5＋3.88＝12.112.1構(gòu)成、動力、通風(fēng)等生產(chǎn)系統(tǒng)，以保證連續(xù)不斷的生產(chǎn)。因為首采區(qū)為一盤區(qū)，為了緩解工作面緊張，故在相鄰工作面間留區(qū)段輔助平巷道斷面規(guī)格為：采用矩形斷面，凈寬×高＝5.0×3.5m；均采用錨網(wǎng)、錨5.0m長梯型鋼帶、27.3m長錨索進(jìn)行聯(lián)合支護(hù)；兩幫均采用三棵φ20×2000mm單向左旋無縱筋螺紋鋼樹脂錨靠實體煤一側(cè)布置安全絞車、噴霧泵站，作為進(jìn)風(fēng)、行人及輔助巷道。6.4。煤炭平巷道斷面規(guī)格：采用矩形斷面，凈寬×高＝5.0×3.5m，支護(hù)參數(shù)為巷道頂4.0m長梯型鋼帶、7.3m長錨索進(jìn)行聯(lián)合支護(hù)；兩幫均采用三棵×2000mm煤炭斜巷靠實體煤一側(cè)安裝膠帶輸送機(jī)在靠近工作面一側(cè)布置設(shè)備列車、配電箱、移動變壓器、液泵站，作為煤流及回風(fēng)巷道。6.41工作面面長（凈斜長m2m3°4456m7m38m9ttm月mt/5.0m5.4m2.51.6m28.5m8.8m2.5m1.5m15m。井下井下設(shè)計對井下煤炭、矸石、材料、設(shè)備及人員等的作統(tǒng)籌安排，井下的原始條件和數(shù)1801633041.37t/m32.6低瓦斯礦井，煤塵有，無的自燃發(fā)火傾向井下系煤炭系煤由工作面刮板機(jī)—→區(qū)段斜巷機(jī)破碎機(jī)—→區(qū)段斜巷膠帶輸送機(jī)—→區(qū)段煤倉—→大巷膠帶輸送機(jī)—→主煤倉—→主井箕斗提輔助系工作面設(shè)備材料經(jīng)副井罐籠運至井底車場由軌道經(jīng)輔助巷道運至運料斜巷，經(jīng)卡軌車牽引礦車提至工作面。路線如下：地面—→副井—→+620m井底車場—→軌道大巷—→進(jìn)風(fēng)行人斜巷—→分矸石系箱，逐步實現(xiàn)礦井輔助的機(jī)械化和連續(xù)化。選擇礦井方式和設(shè)備應(yīng)滿足的要求：必須考慮礦井開拓系統(tǒng)狀況，并與系統(tǒng)統(tǒng)一規(guī)劃，注意上下環(huán)節(jié) 必須做到井上下兩個環(huán)節(jié)設(shè)備能力基本一致，設(shè)計時應(yīng)合理地選擇不均勻系數(shù)和設(shè)備能力備用系數(shù)為緩和井上下兩個環(huán)節(jié)的生產(chǎn)不均勻性系統(tǒng)盡量簡化，注意盡量減少的次數(shù)必須使設(shè)備的、安裝和檢修方便運行安全可靠，工作條件舒適并考慮設(shè)備對通風(fēng)供電要求是否合理，電壓等級是否相符合等。必須在決定主要的同時統(tǒng)一考慮輔助是否合理經(jīng)濟(jì)7.1。7.1ST25005°CST3×1200（防暴設(shè)計工作面采煤機(jī)最大瞬時出煤能力為3000t/h，工作面前后刮板機(jī)生t/h平巷皮帶通過能力為3500t/h，上山皮帶通過能力為3500t,大巷皮帶能。3850t/h系統(tǒng)各設(shè)備生產(chǎn)通過能力均大于工作面最大瞬時出煤能力且各環(huán)節(jié)依次后一設(shè)備能力均與前面設(shè)備的能力相匹配故所選設(shè)備能。區(qū)的實際情況，選擇電機(jī)車作為輔助。②費用少：所需輔助人員少，簡單，動力消耗不大30‰。30m3設(shè)計在軌道大巷內(nèi)采用架線式電機(jī)車牽引小礦車小礦車選用MG1.7-6A型1.5ZK10-6/550型7.2首采區(qū)煤層平均傾角為4°，傾角較大，因此采用絞車牽引MG1.7- T m7N 電動機(jī) V小時制功率臺2表 1.5噸固定廂式礦 tt 1.8Mt/a58年，煤層的埋藏較淺，厚度中厚，儲量豐富。礦井屬低瓦斯礦井，煤層無自然發(fā)火，煤塵有性。礦井工作制度為“三八”制，兩班采煤，一班檢修，每天凈提升時間為16h，330d。礦井開拓方式為立井單水平開拓，水平標(biāo)高+620m。主井凈斷面15.90m2，345m28.27m2325m。主井采用箕斗提升，副井采用罐籠提升。井下主采用膠帶輸送機(jī)，輔助采用卡軌車牽引礦車。大，使得提升機(jī)卷筒體積龐大而笨重，給制造、、安裝等帶來很大的不便。a. （8-H——HZ——裝載高度，20m；HX——卸載高度，20mHX＝345+20+20＝385Vm＝0.4×H Vm——經(jīng)濟(jì)提升速度，m/s。Vm＝0.4×3850.5＝7.85m/sTX＝Vm/a＋H/Vm＋30 式中：TX——一次提升循環(huán)估算時間，s；a——0.8m/s2；TX＝7.85/0.8+ Ns——小時提升次數(shù)。Ns＝3600/88.8＝44次 式中：As——小時提升量，t；An——設(shè)計年產(chǎn)量，180t/a；Bn——年工作日，330d；Tv——日提升時間，16h。As＝180×10000×1.3×1.3/（330×16）＝576Q＝As Q——一次合理提升量，t；Q＝576/（2×44）＝6.5t（2）6m385m41.3m1440t/h。主井提升配有定重、定容、定時聯(lián)2600kW，12脈動交-交變頻供電，全數(shù)字計算控制體統(tǒng)，提升機(jī)主要特8.1。8.1t塔式摩擦交-8t及裝載膠帶輸送機(jī)（2臺）至裝載設(shè)備定量倉，經(jīng)稱重后，由氣動操作和分斗分別安裝有4套扇形閘開閉裝置和連接煤倉與箕斗的活動舌板的開閉及活動舌板的動作均采用氣動控制箕斗扇形的每一個開閉氣缸均采SIEMAG公司配套供貨，選用三角股鍍鋅鋼絲繩六根，左1670N/mm2845kN8×4×9-155×26-I-380m，單位重10.13kg/m1375N/mm2。8.28×4×9-155×26-直徑單位重量抗拉強度每根繩總破斷力636.5m365m8.3。3t120人，23t的大件設(shè)備。8.3使用功率電力最大提速交-SIEMAG公司配套供貨，選用三角股鍍鋅鋼絲繩，尾繩選8.4。8.48×4×19-直徑單位重量抗拉強度每根繩總破斷力42安全礦位于山西治市西南部沁水煤田長治勘探區(qū)的東部邊緣地段，其地理位置為北緯36°04′07″～36°10′23″，東經(jīng)113°00′33″～36°05′30350m處、經(jīng)坊煤礦鐵路線以東的平地上，場地距長治市約8.5km，南距長治縣約4km，礦井隸屬于山西潞安礦業(yè)石圪節(jié)煤業(yè)公（以下簡稱石圪節(jié)煤業(yè)公司。車站的經(jīng)坊煤礦鐵路線從礦井工業(yè)場地西緣通過。207國道和在建的207國道相連。進(jìn)口要有利于防洪，不受粉塵等有害氣體污染裝有皮帶機(jī)的井筒不得兼作回裝有箕斗的井筒不得作為主要進(jìn)、一般說來，新建礦井多數(shù)是在并列式分列式、兩翼對角式和分區(qū)、9.1優(yōu)點初期投資較少，出煤較有主要通風(fēng)機(jī)的噪音防塵灑水管路系統(tǒng)比比并列式通風(fēng)路線短，阻力缺點建井期限井筒數(shù)目多基建費煤層傾角長度并不自然發(fā)火都不藏較淺，長度不煤層（4km和自然發(fā)火嚴(yán)煤層距地表高低起開掘淺部的，本礦屬于低瓦斯礦井考慮到范圍廣設(shè)計生產(chǎn)能力大為了盡快出煤，式為：初期開采工業(yè)廣場保護(hù)煤柱周圍帶區(qū)時采用并列式通風(fēng)建，抽出式主要通風(fēng)機(jī)使井下處于負(fù)壓狀態(tài)，當(dāng)一旦主要通風(fēng)機(jī)因故停上運轉(zhuǎn)時，井下的壓力提高，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量減少，比較安全；壓入式主要通風(fēng)機(jī)使井下處于正壓狀態(tài)當(dāng)主要通風(fēng)機(jī)停轉(zhuǎn)時壓力降低，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量增加，比較。工作比較，漏風(fēng)較大。在由壓入式通風(fēng)過渡到深水平抽出式通風(fēng)時有一定過渡時期是新①能夠有效地控制帶區(qū)內(nèi)方向、風(fēng)量大小和風(fēng)質(zhì)③的穩(wěn)定性高1m/s機(jī)電設(shè)備設(shè)在回風(fēng)道時回采工作面回風(fēng)道中的甲烷不得超過1%，并應(yīng)裝有甲烷自動檢測斷電裝置。⑤井下機(jī)電硐室必須設(shè)在進(jìn)風(fēng)中⑦傾斜巷道，不應(yīng)設(shè)置風(fēng)門上行風(fēng)途中瓦斯被帶入工作面工作面瓦斯?jié)舛却笙滦酗L(fēng)途中，度大，且設(shè)備發(fā)熱量也加入，故工作面溫度高；，下行風(fēng)設(shè)備在回風(fēng)巷運轉(zhuǎn)安全性差UWYZ：掘進(jìn)、費用。角瓦斯不易積聚，排放煙、煤塵速度快。1.74m3/min，以瓦斯涌出量計算工作面風(fēng)量。即： 式中：Qwi——i個回采工作面實際需風(fēng)量，m3/min；Qgwi——i個工作面回采時沼氣的平均絕對涌出量，m3/min；Kgwi——iKgwi＝1.4。Qwi=100×1.74×1.4=243.6m3/min9.29.2工作面溫度工作面風(fēng)速 vwi——第i個回采工作面風(fēng)速，進(jìn)溫度20-23℃，取vwi=1.4Swi——i17.5m2；Kwi——i1.4。Qwi=60×1.4×17.5×1.4=1488m3/min 式中：4——Nwi——i50Qwi=4×50=200Qwi=1488m3/min4m/s 315.6m3/min≤1488m3/min≤5049.6由風(fēng)速驗算可知，Qwi＝1488m3/minQh煤＝60×vh×Sh煤×Kt 式中：Qh煤——煤巷掘進(jìn)工作面需要風(fēng)量，m3/min；vh——掘進(jìn)工作面風(fēng)速，取0.25m/s；Sh煤——煤巷掘進(jìn)巷道斷面，17.5m2；Qh煤＝60×0.25×17.5×1.15＝302m3/mina.Qh煤 Qgh——掘進(jìn)工作面瓦斯絕對涌出量，0.42m3/min；Kgh——1.5。Qh煤≥100×0.42×1.5＝63m3/minQh煤≥4×Nh Nh煤——50Qh煤≥4×50＝200302m3/min3Qh＝3×Qh Qh＝906

9.314庫10%計算。 式中：Qm——礦井的總進(jìn)風(fēng)量，m3/min；1.2；1.15-1.251.2。Qm=(1488+906+774)×110%×1.2×1.2＝5018.1風(fēng)路，作為該風(fēng)路的分量，直至確定進(jìn)的風(fēng)量。9.4庫9.5。2940Pa10%15%計算。表 井巷風(fēng)速驗算實際風(fēng)速低高——8—84煤炭大—8輔助大—8確定礦井通風(fēng)容易和時15～25年的開采范圍作為服務(wù)范圍，對于服將它作為和所選風(fēng)機(jī)的服務(wù)范圍。通風(fēng)容易時期為南二盤區(qū)的1201工盤區(qū)最南邊為通風(fēng)時期。礦井最路地面→1副井→2→3→4大巷→5→6進(jìn)風(fēng)行人斜巷→12回→地9.1通風(fēng)時期（如圖地面→1副井→2→3→4大巷→5→6進(jìn)風(fēng)行人斜巷→12圖9.2通風(fēng)時磨擦阻力：hfr 鋼筋混支護(hù)方 4LUQh號2式34進(jìn)風(fēng)運料斜5帶區(qū)軌道斜巷6支撐掩7帶區(qū)運輸回89鋼筋混 通風(fēng)時期風(fēng)阻計算αLUQSh1鋼筋混凝土1234巷56支撐掩護(hù)57帶區(qū)回18592鋼筋混凝49.7 阻力 式中：1.2、1.15——為考慮風(fēng)有局部阻力的系數(shù)；∑hrfmin、∑hrfmax——礦井通風(fēng)和容易時期的阻力之和hrmin＝1.2×1332＝1598.4Pa9.8。 總阻力礦井通風(fēng)總風(fēng)阻計算 礦井通風(fēng)等積孔計算：A=1.1896/R0.5 式中：R——礦井風(fēng)阻，N·S2/m8；總風(fēng)阻為：R=hrmin/Qfmin2=1598.4/83.632通風(fēng)容易時期和通風(fēng)時期的等積孔見表 等積孔由以上計算看出本礦井通風(fēng)容易時期和通風(fēng)時期總等積孔均大于2m2，0.366N·S2/m8，屬于通風(fēng)容易礦井。易和通風(fēng)兩個時期主要通風(fēng)機(jī)運轉(zhuǎn)時的工況點。井的深度及內(nèi)部的的密度。自然風(fēng)壓的計算： 式中：hn——自然風(fēng)壓，Pa；r1——進(jìn)（副井）中的密度r2——回中的密度g——重力加速度，9.8m/s2由于礦井進(jìn)回的參數(shù)因季節(jié)的不同而不同所以分夏季和冬季兩個9-11. 井筒密hn1hn1＝320×（1.22－1.21）×9.8＝31.36hn2hn2＝320×（1.19－1.20）×9.8＝-31.36hrsmin＝hrmin－h(huán)n冬＋h風(fēng)硐 式中：hrmin——通風(fēng)容易時期礦井通風(fēng)總阻力，Pa；hn冬——容易時期幫助通風(fēng)的自然風(fēng)壓，hn冬=32Pa；h風(fēng)硐——20～5050Pa。hrsmin＝1598.4＋32－50＝1616.4Pa通風(fēng)時期，考慮自然風(fēng)壓主要通風(fēng)機(jī)通風(fēng)，主要通風(fēng)機(jī)靜風(fēng)壓hrsmax＝hrmax－h(huán)n夏＋h風(fēng)硐 式中：hrmax——表示通風(fēng)時期礦井通風(fēng)總阻力，Pa；hn夏——表示時期通風(fēng)的自然風(fēng)壓，hn夏＝-32Pa；h風(fēng)峒——20～100Pa50Pa。hrsmax＝2593.2＋32＋50＝2675.2Pa3）Qf因有外部漏風(fēng)（防爆門和通風(fēng)機(jī)風(fēng)硐漏風(fēng)）Qf必大 （9-Qr——實際風(fēng)量，m3/s；容易時期：Qrmin＝1.05×83.63＝87.81m3/s時期：Qrmax＝1.05×83.63＝87.81m3/sQf9.10。 4）h=R×Q2確定；通風(fēng)機(jī)特性曲線由選時期：Rrsmax=hrsmax/Qrmax2＝2593.2/87.812＝0.336N.S2/m8根據(jù)以上數(shù)據(jù)，在扇風(fēng)機(jī)特性圖表上（圖9-5）選定風(fēng)機(jī)，選2K60No.30型礦用通風(fēng)機(jī)。9-12 轉(zhuǎn)速風(fēng)輸入功kWNmin/Nmax＝195/300＝0.65>0.6 Nmax——通風(fēng)機(jī)時期的輸入功率ke——電動機(jī)容量備用系數(shù),Ne＝300×1.1/（0.9×0.95）＝386YB453S3-49-13 期時型號功率電壓電流易容廠難困式5%15%。bd、裝有主要通風(fēng)機(jī)的出口，應(yīng)安裝防爆門g、采煤工作面和掘進(jìn)工作面都應(yīng)獨立通風(fēng)，特殊情況下串風(fēng)必須符為使進(jìn)筒附近和井底車場發(fā)生火災(zāi)或瓦斯時的有害氣體不進(jìn)入工10min吧礦井轉(zhuǎn)過來且要求風(fēng)量不小于正常風(fēng)量的60%設(shè)計采反風(fēng)道反風(fēng)即在出另開反風(fēng)道安裝反風(fēng)裝置能夠保證安全可靠滿足反風(fēng)的時間和風(fēng)量的要求。在采煤工作面以及與其相互連接的上下斜巷設(shè)置瓦斯儀，檢測嚴(yán)格掌握風(fēng)量分配，保證各個工作面和機(jī)電硐室有足夠的新按井下在冊人員配備式自救器3m利用環(huán)境安全監(jiān)測系統(tǒng)，及時測定中的風(fēng)塵濃度防塵、灑水、降塵系統(tǒng)，對煤流各點必須經(jīng)常噴霧灑水相鄰煤層所有機(jī)道和回風(fēng)道必須設(shè)置隔爆木棚采掘工作面的工人應(yīng)按規(guī)定佩戴防塵帽和防塵對個工作面及采空區(qū)進(jìn)行束管監(jiān)測，電子計算機(jī)，及時掌握自燃征突水后，方可前進(jìn)。d.打開煤柱放水時g.底板原始導(dǎo)水裂隙有透水時h. 1貧煤～2層13m4°0～7（5（1）（2）6（1）d（2）班27（1）（2）8a9mm低（1）（2）m（1）個1（2）個0m（1）m（2）m 個2大巷方運煤：膠帶輔助：電機(jī)1.5t第第PAGE10028t（1）m（2）m/（3）m3/萬（4）t/（5）元第PAGE第PAGE101杜計平.《采礦學(xué)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)徐永圻.《采礦學(xué)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)林在康、左秀峰.《礦業(yè)信息及計算機(jī)應(yīng)用》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)林在康、李希海.《采礦工程專業(yè)畢業(yè)設(shè)計手冊》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)錢鳴高、石平五.《礦山壓力及巖層控制》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)王德明.《礦井通風(fēng)與安全》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)楊夢達(dá).《煤礦地質(zhì)學(xué)》.：煤炭工業(yè).中國煤炭建設(shè)《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》.：中國計劃岑傳鴻、竇林名.《采場頂板控制與監(jiān)測技術(shù)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)蔣國安、呂家立.《采礦工程英語》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)李位民.《特大型現(xiàn)代化礦井建設(shè)與工程實踐》.：煤炭工業(yè)綜采設(shè)備管理手冊編委會.《綜采設(shè)備管理手冊》.：煤炭工業(yè)中國煤礦安全監(jiān)察局.《煤礦安全規(guī)程》.：煤炭工業(yè)朱、韓振鐸.《采掘機(jī)械與傳動》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)洪曉華.《礦井提升》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)章玉華.《技術(shù)經(jīng)濟(jì)學(xué)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)張寶明、陳炎光.《中國煤炭高產(chǎn)高效技術(shù)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)于海勇.《綜采開采的基礎(chǔ)理論》.：煤炭工業(yè)王省身.《礦井防治理論與技術(shù)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)劉剛.《井巷工程》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)中國煤炭建設(shè).《煤炭建設(shè)井巷工程概算（2007基價）.：煤炭工業(yè)鄒喜正、劉長友.《安全高效礦井開采技術(shù)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)徐永圻.《煤礦開采學(xué)》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)專綠色開采是煤炭開采的發(fā)展方向,:綠色開采;保水開采;煤與瓦斯共采;充填開采;煤炭氣黨的報告明確提出“走出一條科技含量高，經(jīng)濟(jì)效益好，資源消耗能污染水資源。、和社會效益.根據(jù)煤礦中土地水瓦斯以及矸石排放等綠色開采技術(shù)主要1所示。、1互協(xié)調(diào)的開采技術(shù)主要表現(xiàn)在開采技術(shù)減輕對水土的破壞和地表的擾動；論是基礎(chǔ)，開采技術(shù)是根本。廢棄物排放,又可以減輕開采沉陷、提高礦井資源回收率,是實現(xiàn)煤礦綠色開板輸送機(jī)將破碎后的矸石運入上下山,而后由膠帶或刮板輸送機(jī)進(jìn)入采煤工刮板輸送機(jī)卸矸充填。充填裝備由后端帶懸梁的自移式支架和充填刮板輸送機(jī)組成。在自移式支架后端增加后懸臂等配件,采用可調(diào)高但按順序連接,21個溜車機(jī)卸載,矸石經(jīng)機(jī)破碎機(jī)進(jìn)入矸石倉破碎后的矸石經(jīng)上下山輸送機(jī)平巷輸送機(jī)運至支架后的充填刮板輸送機(jī),在采空區(qū)卸載。風(fēng)力拋矸充填。風(fēng)力充填材料粒度的直徑不宜大于充填管道的充填體,廢水經(jīng)采區(qū)流水上山和流水道流入采區(qū)沉淀池,經(jīng)沉淀后,澄清的水流入填具有料漿質(zhì)量分?jǐn)?shù)高充填效率高成本較優(yōu)點,這項技術(shù)試驗成功以后在統(tǒng)是我國煤礦第一個膏體充填示范工程,20065月工業(yè)性試采取得成功。膏體充填采煤技術(shù)主要由三部分組成,由充填泵提供動力,輸送到支架后的采空區(qū)。膏體充填技術(shù)的是膏體充回回收瓦斯Y形通風(fēng)抽采卸壓瓦斯的煤氣共20023月冀中能源邢東煤礦可調(diào)向、升降與變速矸石充填機(jī)的研制與應(yīng)用。目前，具有相同功能的充填設(shè)備在棗礦田陳礦、蔣莊礦和新礦鄂莊礦有所應(yīng)用山東盛泉礦業(yè)在高檔普采工作面應(yīng)用該煤炭氣化技煤炭氣化技術(shù)是指在將煤炭通過熱化學(xué)反應(yīng)直接氣化轉(zhuǎn)化為可燃破壞。煤炭氣化是一種整體綠色開采技術(shù)。目前我國的氣化技術(shù)仍處于工業(yè)試驗階段，有很多問題需要去研究和探索。煤炭氣化技術(shù)集建井、采煤20世紀(jì)30年代以來，、德國和等主要產(chǎn)煤國均對此進(jìn)行了大量技術(shù)研究，取得了不少科研成果，儲備了煤炭氣化的一些關(guān)鍵性技術(shù)。我國自1958年開始在鶴崗興山礦、大同胡家灣、吉林蛟河及獨山進(jìn)行了自然條件下煤炭地下氣化試驗1980年以后相繼在徐州馬莊和新河劉莊新汶孫村協(xié)莊、鄂莊以及山東里彥等10多個礦區(qū)進(jìn)行了試驗，初步實現(xiàn)了煤炭氣化從試驗保障能源供給安全，促進(jìn)經(jīng)濟(jì)和環(huán)境的協(xié)調(diào)發(fā)展都具有十分重要的意義。源保護(hù)和利用為主；大水礦區(qū)，要以減少水資源破壞和防治水為主。因此，保水采煤根本目的是為了保護(hù)地面和水體不受開采的影響同時使礦山本身不受水害的保水采煤主要應(yīng)控制煤層上覆巖層中冒落帶和導(dǎo)水裂縫帶的發(fā)體會被疏降，有時還會向礦井滲漏，對礦井形成。理論關(guān)鍵層理論目的是為了研究覆巖中厚硬巖層對層狀礦體開采理。開采后，隨著關(guān)鍵層的破斷，在該區(qū)域內(nèi)水將形成下降漏斗水位能否恢復(fù)，則決定于隨著工作面的推進(jìn)，上覆巖層中有否軟弱巖層(事實上它是研究水滲漏‘關(guān)鍵層”)經(jīng)重新壓實導(dǎo)致裂隙閉合而形成隔水帶把地方法，在淮北朱莊礦6313工作面底板突水性的預(yù)測預(yù)報中得到了應(yīng)用與驗?；趲r層控制的關(guān)鍵層理論提出:將保證覆巖主關(guān)鍵層不破斷失穩(wěn)作為建筑物下采煤設(shè)計的基本原則。為了保證建筑物下采煤既具有較好的經(jīng)濟(jì)效益，(條帶充填)控制開采沉陷的思路:t，取得了顯著的經(jīng)濟(jì)與社會效益。目前，關(guān)鍵層理論正應(yīng)用于多個礦井的建筑物下采煤實踐。70%1×10-3μm2，這對我國開展煤“3000m3/d30口。而如何提仍存在抽出率低及鉆孔工程量大的問題，瓦斯總體抽出率僅為23％。如何基于想煤與煤層氣共采的基本觀點為:將煤層氣作為一種資源充分利用采間、空間與上給于保證，對抽放瓦斯進(jìn)行利用。若在開采時形成采煤和采瓦“15煤綜放面而言，在初采期，其上鄰近層卸壓瓦斯涌內(nèi)。據(jù)此提出了陽泉五礦15煤綜放面鄰近層卸壓瓦斯高抽巷布置的優(yōu)化方 許家林，高．巖層控制關(guān)鍵層理論的應(yīng)用研究與實踐[J]．中國礦業(yè) 馬馳，余力，梁杰．中國煤炭氣化技術(shù)的發(fā)展[J]．中國能源翻PracticalNeuralNetworkApplicationsintheMiningL.Miller-Tait,R.DepartmentofMiningandMineralProcessEngineering,UniversityofBritishColumbia,Theminingindustryreliesheavilyuponempiricalysisfordesignandprediction.Neuralnetworksarecomputerprogramsthatuseparallelprocessing,similartothehumanbrain,toyzedatafortrendsandcorrelation.Twopracticalneuralnetworkapplicationsintheminingindustrywouldberockburstpredictionandstopedilutionestimates.Thispapersummarizesneuralnetworkdataysisresultsfora1995Goldcorp/Canmetstudyonrockburstinganda1986UBC/CanmetstudyonopenstopedilutionattheRuttanMine.Manyaspectsofminedesignarebaseduponempiricaldata.NeuralNetworksyzedataandpredictionsbasedonpreviousresults.Neuralnetworkshaveadvantagesoverconventionalempiricaldesignapproaches.TheseadvantagesNeuralnetworkscaneasilyusemultipleinputstoyzeByusingmultiplehiddenlayersandnodesneuralnetworksinvestigatethecombinedinfluenceofinputs.Neuralnetworkscanbeeasilyretrainedasnewdata esavailablemakingthemamoredynamicandflexibleempiricalestimationapproach.NeuralnetworksoftwareisinexpensiveandeasytoNeuralnetworkshavedemonstratedamoreaccurateempiricalestimateoverconventionalmethods.Theadvantagesofusingneuralnetworksareillustratedinarockburstpredictionexampleandanopenstopedilutionexample.Thefirstexampleofapotentialsituationwhereneuralnetworkscouldbeusefulintheminingindustryisthepredictionofrockburststhroughphysicalinputs.ToquotedirectlyfromtheOntarioMinistryofLabor“...wedonothavetheabilitytopredictwhenandwhererockburstswilloccur,andtheexpertsinthefieldagreethatwearenotclosetomakesuchpredictions”[1].Between1984and1993eightundergroundwerekilledinOntarioduetorockbursts.Thisaccountedforapproximay10%ofundergroundfatalitiesduringthisperiod.Ifneuralnetworksweretohavesuccessinpredictingwhererockburstsoccur,additionalgroundsupport,remoteequipment,and/ordesignmodificationscouldreduceorpossiblyeliminatefatalitiesduetorockburst.Assafetyistheprimaryresponsibilityofminingengineers,thepotentialforneuralnetworkstoassistinpredictingrockburstinputsshouldbeinvestigated.In1995,ajointprojectwascompletedbyGoldcorpInc.andCanmetcalled“DevelopmentofEmpiricalDesignTechniquesinBurstProneGroundatA.W.WhiteMine”[2].Partofthestudywastocollectinputinformationonrockburst,caving,groundwedge,androoffallfailuresattheA.W.WhiteMinebetween1992and1995.Thisresultedinafailuredatabaseconsistingof88groundfailureswithcorrespondinginputsforeachfailure.ThesixinputscollectedforeachfailurewereRMR[3],Q[4],span[5],SRF’[2],RMRadjustment,anddepth.Theseinputfactorsweresetupandruninaneuralnetworkwith73examplesbeingusedfortrainingand15examplesbeingusedtotestthenetwork.Theoutputfactor,stability,canbeoneoffourfailures[2]-PUN-RF(potentiallyunstablerooffall),PUN-GW(potentiallyunstablegroundwedge),BUR(rockburst),andCAV(cave).Abriefdescriptionoftheinputandoutputfactorsarelistedbelow.InputRMR-TheRMRsystem,initiallydevelopedbyBieniawskiin1973[3],basesrockmassqualityonfiveparameters.Theseparametersare:UniaxialcompressivestrengthoftheRockqualitydesignationSpacingofConditionofGroundwaterThesefactorsaregivenanumericalvalueandtotalledtogethertogetanRMRvalue.Thisvaluewillbeanumberbetween0and100withzerobeingverypoorrockand100beingextremelygoodrock.Thegroundwaterconditionswereassumedtobedryconditions.Q-TheQfactorreferstotherockqualitytunnellingindex[4].Developedin1974,byBarton,LienandLunde,fromtheNorwegianGeotechnicalInstitute,theQfactorisbasedonsixfactors,whichare:RQD-rockqualityJn-jointsetJr-jointroughnessJa-joint tionJw-jointwaterreductionSRF-stressreductionTheactualQformulaisQ=RQD/Jn×Jr/Ja×TheJw/SRFfactorwasassumedtobe1.0forthisstudybecausedryconditionsareassumed.Stressisfactoredthroughmodellingandstrainmeasurements.TheQfactorrangesonalogarithmicscalerangingfrom0.001to1,000where0.001isextremelypoorrockand1,000isvirtuallyperfectrock.Span[5]-themeaningofspanreferstothewidthofanundergroundopeninginnview.Spancanbedeterminedthroughthelargestdiameterofacirclewithinanundergroundexcavation.historyofgroundconditions.ItdoesnotreferdirectlytoSRFusedinthecalculationQ.Stresscriteriaisbasedupontheratioofinducedstressoverunconfinedcompressivestrength(UCS)oftherock.OutputBurstreferstoastopeinwhicharockbursthasoccurred.Arockburstisaninstantaneousrockfailureinoraboutanexcavatedareac paniedbyashockortremorinthesurroundingrock.PUN-RFreferstopotentiallyunstablegroundwithrespecttoarooffall.Astopeisconsideredpotentiallyunstableifanyofthefollowingconditionsoccur[2]:Theopeningmayexhibitstrongdiscontinuitieshavingorientationsthatformpotentialwedgesintheback.ExtragroundsupportmayhavebeeninstalledtopreventapotentialfallofInstrumentationinstalledinthestopehasrecordedcontinuingmovementofthestopeback.TheremaybeanincreasedfrequencyofgroundworkingorPUN-GWreferstoastopeconsideredpotentiallyunstableduetothelikelihoodofagroundwedgefailure.ThisisasubsetofPUN-RFcollectedseparaytoidentifyareaswherejointingmayresultinwedgefailures.CavereferstowhenuncontrolledgroundfailuresresultinTheaboveinputsandoutputswererunonaneuraln