采礦工程畢業(yè)設(shè)計

1礦區(qū)概況及井田地質(zhì)特性1.1位置、范圍和交通1.1.1位置某某煤礦位于河南省新密煤田西南部、平陌-某某礦區(qū)東部，行政區(qū)劃主體位于河南省新密市某某鎮(zhèn)申溝村。1.1.2范圍該礦平面范圍大體為：西起32勘查線，東到46勘查線的某某斷層和崔莊斷層交匯處，北起于樊寨斷層，向南大體到龜山斷層；開采礦種為煤炭；二1煤層限采標(biāo)高+100～-600m，二1煤層礦區(qū)范圍現(xiàn)由2023年河南省國土資源廳核發(fā)的32個拐點(diǎn)圈定（采礦許可證號5），南北寬約0.1～3.3km，東西長約0.3～7.3km，面積9.7km2。1.1.3交通某某煤礦行政區(qū)劃主體位于河南省新密市某某鎮(zhèn)申溝村，向北直距礦務(wù)局和新密市約12km和15km，向東北直距鄭州市約40km。區(qū)內(nèi)有公路直達(dá)新密、登封、新鄭和鄭州等地市，尚有本礦專用鐵路—宋（寨）大（冶）鐵路經(jīng)新密鐵路與京廣鐵路相連，礦區(qū)北鄰3km處尚有窄軌鐵路向東通達(dá)開封。礦區(qū)北部15km處的豫04公路以及東部40～45km處的107國道、京廣鐵路、京珠高速公路通達(dá)全國各地?？傊緟^(qū)交通方便。圖1.1.3某某煤礦交通位置圖1.2自然環(huán)境區(qū)內(nèi)地形起伏不平，地勢西高東低、南高北低，總體西南高、東北低。地面高程最高在南部歸心寨處300.4m，最低在東邊陳家窩處155.5m，相對高差144.9m。本區(qū)地貌成因類型屬構(gòu)造剝蝕地貌，地貌單元為丘陵。區(qū)內(nèi)基巖裸露平面積約占勘查區(qū)總平面面積的10%，其它大部為第四系松散堆（沉）積物所掩蓋，因此本區(qū)也可稱為松散層半掩蓋區(qū)或基巖半裸露區(qū)。本區(qū)水系屬淮河流域。區(qū)內(nèi)無水庫和常年性河流，僅有一條的季節(jié)性河流－麻河在雨季從礦區(qū)西南向東北穿過礦區(qū)中部流入礦區(qū)東北部的淮河二級支流雙洎河，在正常年份或干旱季節(jié)往往斷流而在礦區(qū)中部滯留并形成龜山寨泉池洼地，水量較小，其水源來自西南上游3km外的老姜窩小型水庫。該水庫水多來自元古界變質(zhì)巖裂隙水和大氣降水，補(bǔ)給有限。本區(qū)氣候?qū)倥瘻貛О敫珊荡箨懶约撅L(fēng)氣候區(qū)。年平均氣溫9.1～14.6℃，最高達(dá)44.6℃，最低為–18.2℃；年降雨量381.3～1059.6mm，平均606.2mm，降雨多集中在7、8、9三個月，并常伴有雷電；年蒸發(fā)量908～1976.2mm；年平均相對濕度60-70%；風(fēng)向重要為東南向、西北向和西南向，風(fēng)力在冬春季最大，達(dá)40m/s；最大積雪深度23cm（1964.12.31）；最大凍土深20cm（1966.12.30）；霜凍期11、12、1、2四個月。此地區(qū)歷史上沒有發(fā)生過較大的地震，沒有地震威協(xié)?？辈閰^(qū)內(nèi)重要有申溝、黃固寺、圣地廟等幾個行政村，總?cè)丝诩s1萬人。工業(yè)以建材（耐火粘土）、采礦、運(yùn)送等為主，農(nóng)業(yè)以小麥、玉米等為主。水電狀況良好，區(qū)內(nèi)經(jīng)濟(jì)相對發(fā)達(dá)。1.3地層某某煤礦的地層情況如下：下元古界嵩山群:重要為紫紅色、灰白色絹云母石英片巖和灰白色石英巖，厚278～287m，平均厚283m。上元古界震旦系:重要為紫紅色淺變質(zhì)石英砂巖，平均厚92m。下古生界寒武系:又分下、中、上三統(tǒng)。下統(tǒng)多為豹皮灰?guī)r和紫紅色、黃綠色泥灰?guī)r，底部為含磷砂礫巖，厚約160m；中統(tǒng)多為暗紫紅色粉砂巖、頁巖和鮞狀、竹葉狀灰?guī)r等，厚約340m；上統(tǒng)多為灰色、灰白色鮞狀白云巖，厚約260m。下古生界奧陶系:多為蘭灰色、深灰色石灰?guī)r，厚25.33～79.95m,平均厚55m。上古生界的石炭系:又分中統(tǒng)本溪組和上統(tǒng)太原組。本溪組多為灰色鋁土質(zhì)泥巖，厚2.79～33m,平均10.47m。上古生界的二疊系:又分下統(tǒng)的山西組和下石盒子組，上統(tǒng)的上石盒子組和石千峰組。山西組巖性重要為深灰色砂泥巖，含本煤田中重要可采煤層即二1煤層。中生界三疊系:重要保存三疊系。該系又分下、中、上統(tǒng)。下統(tǒng)重要為紫紅色泥巖和中細(xì)粒砂巖，厚約615m；中統(tǒng)重要為黃綠色細(xì)砂巖和砂質(zhì)泥巖互層，厚約190～500m，平均200m；上統(tǒng)重要為土黃色、紫紅色、黃綠色、青灰色砂質(zhì)泥巖，厚約330～600m，平均370m。1.4構(gòu)造新密煤田處在新華夏系第二沉降帶與第三隆起帶之交接部位，又位于華北古板塊板內(nèi)嵩箕構(gòu)造區(qū)嵩山（東段稱滎密）大背斜和箕山（東段稱風(fēng)后嶺）大背斜之間的新密復(fù)向斜內(nèi)，其基本構(gòu)造形態(tài)為向東傾伏的復(fù)向斜。褶皺常為線狀褶皺。一般背斜較為緊密，向斜較為寬緩。兩者常相間排列，構(gòu)成隔擋式褶皺組合，并控制著煤炭賦存的基本特性。斷裂線性特性明顯。近東西向斷裂一般線性明顯，延伸較遠(yuǎn)，切割較深，為本區(qū)重要斷裂，常為走向斷裂；北西向斷裂線性明顯，延伸較遠(yuǎn)，常為走滑平移斷裂；北東和北北東向斷裂發(fā)育較少。這些斷裂多為正斷層，只有少量逆斷層分布于煤田西南部的平超礦區(qū)、關(guān)口勘查區(qū)等。它們往往成組出現(xiàn)，正斷層在剖面上常呈階梯狀、地塹狀、地壘狀，逆斷層在剖面上常組成迭瓦狀。這些斷層及其組合不僅調(diào)整、分割著褶皺構(gòu)造，也直接控制著煤系的賦存狀態(tài)。此外還發(fā)育有少量滑動構(gòu)造，如中部的羅灣滑動構(gòu)造等。（1）褶皺某某背斜：礦區(qū)西北部位于其東部傾伏端，受其影響，礦區(qū)西北部地層和二1煤層走向皆發(fā)生東偏北的偏轉(zhuǎn)，傾角變緩成4～21o。它在影響著礦區(qū)開拓方式、特別是1采區(qū)和2采區(qū)采煤工作面的布置等生產(chǎn)系統(tǒng)的選擇（2）斷裂龜山斷層：區(qū)域上位于風(fēng)后嶺背斜北翼和新密復(fù)向斜南翼轉(zhuǎn)化帶一線，本區(qū)位于井田南部張溝向斜核部，近東西走向。它影響該礦區(qū)的劃分，同時因富水、斷距大等因素，將對斷層兩邊特別是南部煤層的開采帶來十分不利的影響，同時又成為礦區(qū)南部邊沿富水、導(dǎo)水的邊界和通道，也是礦區(qū)地下水的南部補(bǔ)給邊界。某某斷層：位于井田北部，地表在葛莊－紀(jì)窩一線。它影響礦區(qū)劃分，對開采北部煤層不利，但卻是礦區(qū)北部接受西部巖溶水和某某泉群地下、地表水的富水?dāng)鄬雍蛯?dǎo)水通道，對礦井水的賦存和疏排起重要作用。崔拐斷層：位于礦區(qū)東南部。該斷層減少了斷層兩邊煤炭資源儲量控制限度，影響采區(qū)采煤工作面布置。崔莊斷層：位于礦區(qū)東南部邊沿。斷層減少了其兩邊煤炭資源儲量控制限度，成為井田地下水的東南補(bǔ)給邊界。（3）滑動構(gòu)造名字叫新莊滑動構(gòu)造，在2023～2023年的某某井田外圍煤詳查時發(fā)現(xiàn)該滑動構(gòu)造?；w地層重要由二疊系上統(tǒng)地層組成，滑面重要沿上、下石盒子組、山西組地層軟性巖層附近滑動并形成一定厚度的斷層破碎帶，滑面傾向北，傾角5～30°不等，上陡下緩。（4）巖漿巖及巖溶陷落柱地質(zhì)填圖、鉆探、地震和礦井生產(chǎn)中未發(fā)現(xiàn)巖漿巖及巖溶陷落柱。1.5煤層二1煤層賦存于二疊系下統(tǒng)山西組下部大占砂巖之下，距上部大占砂巖6.39m、砂鍋窯砂巖約60m，距下部L7-8石灰?guī)r平均12.07m。因張溝向斜的存在，煤層沿走向和傾向均存在一定變化，總體近東西走向，龜山正斷層以北的主體區(qū)總體傾向南，傾角4～45°，龜山斷層以南傾向北，傾角14～19o。礦區(qū)內(nèi)93個鉆孔中未到二1煤鉆孔2個，斷失二1煤鉆孔4個，見二1煤鉆孔87個。87個見煤點(diǎn)中，不可采煤層占4點(diǎn)，薄煤層1點(diǎn)，中厚煤層15點(diǎn)，厚煤層9點(diǎn)，總體應(yīng)屬kh中厚煤層。二1煤層平均厚3.5m，全區(qū)可采。該煤層大部分不含夾矸，偶含一層夾矸，局部結(jié)構(gòu)復(fù)雜（2～4層夾矸），總體應(yīng)為簡樸結(jié)構(gòu)煤層；含結(jié)構(gòu)的見煤孔點(diǎn)有17個，重要分布于井田東南部；夾矸巖性重要為炭質(zhì)泥巖，另一方面為泥巖、砂質(zhì)泥巖，42付補(bǔ)24孔和44付補(bǔ)21孔夾矸巖性重要為細(xì)粒砂巖甚至中粒砂巖。頂板巖性多為砂質(zhì)泥巖和細(xì)粒砂巖等；夾矸分布不穩(wěn)定，常具有短距離內(nèi)尖滅的現(xiàn)象，反映了該區(qū)二1煤原始泥炭層堆積時沉積基底的不穩(wěn)和沉積物補(bǔ)給之間關(guān)系的不平衡。二1煤頂板巖性只有礦區(qū)中部的38-補(bǔ)5、西風(fēng)井1、5、3902、東風(fēng)4、18-5、40-補(bǔ)4、4101孔等8個孔點(diǎn)見有細(xì)或中粒砂巖，砂巖老頂面積只占煤層頂板面積的8.7％，其它絕大多數(shù)為泥巖和砂質(zhì)泥巖，它占總面積的91.3％；底板巖性幾乎全為泥巖和砂質(zhì)泥巖，偶有炭質(zhì)泥巖、粉砂巖和石灰?guī)r等。二1煤層在礦區(qū)內(nèi)被上覆巖層所有掩蓋，無煤層露頭，埋藏較深。礦區(qū)范圍內(nèi)二1煤層賦存標(biāo)高為+100～-600m標(biāo)高?？傊搮^(qū)二1煤層鉆孔和巷道揭露見煤點(diǎn)較多，煤層厚度、結(jié)構(gòu)及其可采范圍等查明限度較高，煤層穩(wěn)定限度可屬較穩(wěn)定煤層。1.6煤質(zhì)1.6.1煤的物理性質(zhì)及煤巖特性二1煤黑色，受構(gòu)造影響，該煤多呈粉末狀，少量鱗片狀，金剛光澤，宏觀煤巖類型為半亮型或光亮型煤，煤的視密度1.45t/m3，視電阻率在80～315Ω/cm之間。（1）灰分（Ad）：二1煤原煤灰分（Ad）8.50～27.30％，平均14.86％（63點(diǎn)），介于10.01～16.00％、16.01～29.00％兩區(qū)間，據(jù)GB/T15224.1-2023標(biāo)準(zhǔn)（動力用煤），應(yīng)屬低－中灰煤，總體屬低灰煤。（2）揮發(fā)分（Vdaf）：二1煤浮煤干燥無灰基揮發(fā)分（Vdaf）兩極值為10.47～15.26%，平均12.90（64點(diǎn)）%，介于10.00～20.00％之間。2023年5月該礦在21和22兩采區(qū)所采煤層煤樣測試結(jié)果為:浮煤揮發(fā)分(Vdaf)12.10～12.40%,平均12.25%。據(jù)MT/T849-2023標(biāo)準(zhǔn)，應(yīng)屬低揮發(fā)分煤。（3）元素組成：二1煤的元素組成重要為碳、氫、氧、氮、硫，其中碳占絕大多數(shù)91.36％，另一方面為氫4.29％。氫碳比為0.047（表5-5）。（4）發(fā)熱量（Qgr，v，d）：二1煤原煤干基恒容高位發(fā)熱量（Qgr，v，d）兩極值33.64～36.08MJ/kg，平均35.45MJ/kg（40點(diǎn)），＞29.60MJ/kg。因此據(jù)GB/T15224.3-2023標(biāo)準(zhǔn)，該煤應(yīng)屬特高熱值煤。但2023年5月該礦在21和22兩采區(qū)所采煤層煤樣測試結(jié)果為:原煤高位發(fā)熱量28.30～29.04%,平均28.67%。據(jù)GB/T15224.3-2023該煤為高熱值煤?？紤]到鉆孔煤質(zhì)點(diǎn)較多，更具代表性，本報告贊同為特高熱值煤?？傊?煤屬低灰、特低硫、低磷分、低揮發(fā)分、特高熱值煤。1.6.2煤類依據(jù)現(xiàn)行的《中國煤炭分類國家標(biāo)準(zhǔn)》（GB5751-86），二1煤層干燥無灰基揮發(fā)分（Vdaf）兩極值為10.47～15.26%，平均12.90%，膠質(zhì)層最大厚度Y值為10mm，焦渣特性為1～4（未測試粘結(jié)指數(shù)），據(jù)此鑒定本區(qū)二1煤應(yīng)屬貧煤（PM，數(shù)碼11）。1.6.3工業(yè)用途評價二1煤屬低灰、特低硫、低磷、低揮發(fā)分、特高熱值煤粉煤，同時具有中檔軟化溫度灰。據(jù)此，本區(qū)二1煤層適宜火力發(fā)電及沸騰層發(fā)生爐用煤和民用型煤。1.7水文地質(zhì)1.7.1重要含水層（1）寒武、奧陶系長山組和馬家溝組（∈3ch+O2m）灰?guī)r巖溶裂隙承壓含水層。該含水層可以通過斷裂帶補(bǔ)給C3tL1-4和C3tL7-8灰?guī)r，是二1煤層間接底板充水含水層。（2）太原組下段灰?guī)r（C3tL1-4）巖溶裂隙承壓含水層。該含水層為一1煤層頂板直接充水含水層。并通過斷裂帶和C3tL7-8灰?guī)r發(fā)生水力聯(lián)系，成為二1煤層底板間接充水含水層。（3）二1煤層頂板砂巖孔隙裂隙承壓含水層。該含水層為二1煤層頂板直接充水含水層，因富水性較弱，補(bǔ)給條件差，對采煤影響不大。（4）石千峰組下段平頂山砂巖孔隙裂隙承壓含水層。該含水層平均厚73.45m，區(qū)內(nèi)分布有限，富水性較弱，對二1煤礦床充水意義不大。（5）圈門組金斗山砂巖孔隙裂隙承壓含水層。該含水層僅在礦區(qū)南鄰有少量分布，富水性較弱，對二1煤礦床充水意義不大。（6）新近系洛陽組泥質(zhì)灰?guī)r巖溶裂隙承壓含水層。該含水層僅在礦區(qū)東南外分布，富水性中檔，對本區(qū)二1煤礦床充水影響不大。1.7.2重要隔水層特性（1）本溪組（C2b）鋁質(zhì)泥巖隔水層位于O2m灰?guī)r頂面至一1煤層底面之間，礦井及其外圍共27個鉆孔穿過該層，厚度2.27～34.789m，平均厚9.81m。距二1煤層距離平均為78.17m。巖性為淺灰－深灰色鮞粒狀、豆?fàn)钿X質(zhì)巖、鋁質(zhì)泥巖，結(jié)構(gòu)致密，層位穩(wěn)定，隔水性良好。（2）太原組（C3t）中段砂泥巖隔水層該層下起L4灰?guī)r頂面，上至L7灰?guī)r底面，礦井及其外圍共有28個鉆孔穿過該層，厚度10.65（44-補(bǔ)20孔）-41.79m（觀4孔），平均煤厚約22m。距二1煤層距離平均為21.93m。巖性以砂質(zhì)泥巖為主，夾細(xì)粒砂巖、薄煤層和不穩(wěn)定的L5、L6灰?guī)r。該層位穩(wěn)定，隔水性較好，但在斷層的強(qiáng)烈錯動下，仍能減弱甚至完全失去隔水性。1.7.3斷層破碎帶水文地質(zhì)特性礦井北部和南部邊界分別是某某斷層和龜山斷層，東南部邊界為崔莊斷層，西南部為楊臺逆斷層，它們都具有一定的規(guī)模，此外，礦井內(nèi)的東南部地區(qū)，還發(fā)育一系列近東西向為主的小斷層，這些斷層對礦井內(nèi)地下水有明顯的控制作用，對未來采煤有很大影響。1.7.4鄰近生產(chǎn)礦井和老窯對本礦井充水的影響某某煤礦緊鄰?fù)鈬鷱奈?、西北、東北、東到東南分布有9個小的生產(chǎn)礦井和9個廢棄礦井，它們大多向某某煤礦非法越界開采，導(dǎo)致很多采空區(qū)，由此形成老空水，對某某煤礦安全生產(chǎn)導(dǎo)致很大的潛在威脅。所以某某煤礦采煤生產(chǎn)在靠近邊部小煤礦特別是、西北和東南鄰近小煤礦時應(yīng)留夠留足邊界防水煤柱，以防不測。1.7.5礦井充水因素分析據(jù)礦井突水臺帳資料和區(qū)域礦井水文地質(zhì)條件分析，本礦井充水因素重要是地下水和老空水，而大氣降水和地表水不占重要地位。（1）大氣降水大氣降水是區(qū)域地下水的重要補(bǔ)給來源，但在本區(qū)對礦床直接充水的也許性不大，一般是一方面補(bǔ)給含水層，而后進(jìn)入礦井，成為礦井間接充水水源。（2）地表水礦井附近重要地表水體雙洎河自西向東流經(jīng)北部區(qū)外，1985年3月11日于某某和樊寨附近分別實(shí)測了雙洎河流量，上游某某附近流入量為2.0295m3/s，下游樊寨附近流出量為2.0427m3/s，出入基本平衡，說明了雙洎河沒有滲透現(xiàn)象，對礦井充水的也許性不大。區(qū)內(nèi)僅有的一條季節(jié)性河流－麻河在雨季從礦區(qū)西南向東北穿過礦區(qū)中部流入礦區(qū)東北部的淮河二級支流雙洎河，在正常年份或干旱季節(jié)往往斷流而在礦區(qū)中部滯留并形成龜山寨泉池洼地。它接受上游老姜窩小型水庫水，盡管水量較小，但它易通過地表小司溝斷裂帶等滲透到二1煤層礦井。（3）地下水地下水涉及二1煤層頂板砂巖孔隙裂隙承壓水、二1煤層底板巖溶裂隙承壓水和斷裂斷水。二1煤層頂板砂巖孔隙裂隙承壓水是礦床充水水源之一，但其富水性弱，補(bǔ)給條件差，多以淋水或滲水的形式進(jìn)入礦井，水量0.007～30.4m3/min，易于疏排，對礦床不會形成較大的充水，充水意義不大。構(gòu)造裂隙水也是地下水的重要組成部份，因此靠近其開采時，應(yīng)留足斷層煤柱，以防構(gòu)造裂隙水進(jìn)入礦井。（4）老空水礦井的西、西北、東北、東和東南部存在較多越界開采的生產(chǎn)小煤礦和廢棄老窯，大多具有一定的老窯水。同時本礦淺部也存在大量采空區(qū)，其間也會存在大量積水，它和周邊老窯水共同組成了本礦下一步生產(chǎn)的頭頂“懸水”—老空水。老空水突水時它具有來勢猛，水量大的特點(diǎn)，所以要留足邊界保護(hù)煤柱。1.8地質(zhì)條件1.8.1瓦斯煤礦瓦斯涉及煤層瓦斯和其圍巖瓦斯。本報告暫不討論圍巖中瓦斯含量。該礦系統(tǒng)的瓦斯地質(zhì)勘探和研究為1965-1966年125隊提交的《平陌-某某勘探區(qū)最終（精查）地質(zhì)報告》。通過大量的采樣化驗和測試分析，該報告認(rèn)為某某井田+50m以淺為CO2～N氣帶，+50～-100m之間為N～CH4帶，-100m以深為CH4帶，總體是-100m以淺為瓦斯風(fēng)化帶，瓦斯含量較低，以下瓦斯含量相對較高?？傊?，本區(qū)二1煤層瓦斯含量具有隨煤層埋深增長而增大這一規(guī)律。某某煤礦目前開采水平-200m標(biāo)高，2023年礦井相對瓦斯涌出量6.48m3/t；2023年在22121采面上下付巷（-200m以下）掘進(jìn)時發(fā)現(xiàn)有2處共4次瓦斯動力現(xiàn)象，所以從2023年起該礦被認(rèn)定為煤與瓦斯突出礦井（豫煤安［2023］265號文）。2023年6月在有關(guān)單位協(xié)助下，某某煤礦選擇有代表性的15各測點(diǎn)進(jìn)行瓦斯等級和二氧化碳涌出量的鑒定工作，得出礦井絕對瓦斯涌出量10.57m3/min，二氧化碳絕對涌出量3.41m3/min，礦井瓦斯相對瓦斯涌出量2.76m3/t，二氧化炭相對涌出量0.89m3/t，未見瓦斯動力現(xiàn)象及煤與瓦斯突出現(xiàn)象。但該礦仍按煤與瓦斯突出礦井管理。總之，礦井瓦斯賦存具有不均衡性。建議礦井在采掘生產(chǎn)過程中，在地壓大、煤厚及產(chǎn)狀驟變地段、斷裂帶尖滅處附近等地段，應(yīng)加強(qiáng)瓦斯監(jiān)測、礦井通風(fēng)等措施，防止瓦斯聚集、涌出、突出的現(xiàn)象和事故發(fā)生，防患于未然。1.8.2煤塵爆炸性據(jù)3804孔二1煤采樣測試結(jié)果表白：本區(qū)二1煤塵具有爆炸危險性，火焰長5cm，克制煤塵爆炸最低巖粉量45％。2023年5月8日煤炭科學(xué)研究總院重慶分院所作爆炸性實(shí)驗為：火焰長20cm，克制煤塵爆炸最低巖粉量50％，鑒定結(jié)果為二1煤塵具有爆炸性。建議本礦在采煤生產(chǎn)中加強(qiáng)灑水等降塵防爆措施，嚴(yán)防爆炸事故。1.8.3煤的自燃傾向煤硫容易氧化燃燒。該礦二1煤全硫（St，d）鉆孔含量0.14-2.05％，平均0.45％（22點(diǎn)），折算后0.30％，2023年該礦兩個煤層煤樣全硫0.36～0.38%,平均0.37%，其含量均不是很高，總體屬特低硫煤。2023年5月經(jīng)重慶煤分院鑒定，二1煤T氧＝372℃，T原＝378℃，T還＝380℃，ΔT＝8℃，＜25℃，鑒定結(jié)果為Ⅳ級不自燃，最短自燃發(fā)火期為72天。此外，本礦西部的東風(fēng)礦井1957年、火石門煤礦1958年曾先后發(fā)生1～5次二1煤層自燃現(xiàn)象，因素是煤層吸取空氣中氧使其氧化而致。據(jù)鄰區(qū)某某井田外圍詳查二1煤ΔT1-3為5～7℃，應(yīng)屬Ⅳ級不自燃煤。盡管如此，煤層自燃與采煤工藝和技術(shù)管理所采用的防護(hù)措施有關(guān)。建議加強(qiáng)采煤和運(yùn)銷中的煤炭管理，盡量減少原煤暴露時間，防止煤層自燃現(xiàn)象發(fā)生。1.8.4地溫本礦現(xiàn)在-200m水平開采，據(jù)礦井實(shí)測，二1煤層底板溫度一般在22～25℃左右，未發(fā)現(xiàn)熱害現(xiàn)象。另據(jù)某某井田外圍詳查資料，外圍二1煤層埋深在729.78～914.65m時底板溫度為21.6～28.6℃；恒溫帶深度在25～90m之間，平均約為55m；恒溫帶溫度13.8～18.4℃，平均16.2℃；地溫梯度在0.9～1.4℃/100m之間，平均1.2℃/100m。所以，初步認(rèn)為該區(qū)為地溫正常區(qū)，不存在熱害。2礦井儲量年產(chǎn)量及服務(wù)年限2.1井田境界2.1.1煤田范圍劃分的原則在煤田劃分為井田時，要保證各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的開發(fā)。煤田范圍劃分為井田的原則有：(1)井田范圍內(nèi)的儲量，煤層賦存情況及開采條件要與礦井生產(chǎn)能力相適應(yīng)；(2)保證井田有合理尺寸；(3)充足運(yùn)用自然條件進(jìn)行劃分，如地質(zhì)構(gòu)造（斷層）等；(4)合理規(guī)劃礦井開采范圍，解決好相鄰礦井間的關(guān)系。根據(jù)以上原則，礦井井田北以某某斷層為界，南部陽臺斷層，龜山斷層，崔莊層為界，東，西方向均以人為邊界為界。2.1.2井田特性井田由某某斷層，陽臺斷層，龜山斷層，及崔莊層四條斷層將井田隔斷，整個井田面積約9.7km2,由于井田被斷層隔開，故無擴(kuò)大的也許。井田中有崔拐斷層，它將對采區(qū)回采工作產(chǎn)生一定影響。井田走向較長，平均走向長度約為5km；井田傾向長度平均約為3km，井田大體呈梯形分布。煤層上部較平緩，近水平分布，平均約為7°下部煤層傾角增大，約為20°。2.2礦井工業(yè)儲量本礦井設(shè)計對二1煤層進(jìn)行開采設(shè)計，二1煤層厚3.5m。本次儲量計算是在精查地質(zhì)報告提供的1∶5000煤層底板等高線圖上計算的，儲量計算可靠。井田范圍內(nèi)的煤炭儲量是礦井設(shè)計的基本依據(jù)，煤炭工業(yè)儲量是由煤層面積、容重及厚度相乘所得，其公式一般為：Zg=S×M×R其中：Zg——礦井的工業(yè)儲量，t；S——井田的傾斜面積，km2；M——煤層的厚度，m；R——煤的容重，t/m3，取R=1.45t/m3。則：Zg=66969441×3.5×1.45/cos7°+3767029×3.5×1.45/cos20°=53104651t=5310萬t2.3礦井可采儲量2.3.1邊界煤柱邊界煤柱可按下列公式計算Z1=L×B×M×R其中：Z1——邊界煤柱損失量，m；L——邊界保護(hù)煤柱寬度，m；B——邊界長度，m；M——煤層厚度，m；R——煤的容重，t/m3，取R=1.45t/m3。井田邊界煤柱按一側(cè)40m的寬度留置，總長度為13235m。則井田的邊界煤柱為：Z1=13235×40×3.5×1.45=2686705t=268.6705萬t2.3.2斷層保護(hù)煤柱斷層兩側(cè)保護(hù)煤柱由于水大以及落差較大，可按每側(cè)40m寬度留置，井田內(nèi)有斷層一條，周長為1865m，因此斷層保護(hù)煤柱損失量為：Z2=1865×40×3.5×1.45×2=757190t=75.7190萬t2.3.3工業(yè)廣場煤柱根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》第5-22條規(guī)定：工業(yè)廣場的面積為12~13公頃/百萬噸。本礦井設(shè)計生產(chǎn)能力為60萬噸/年，則0.6×（12~13）=7.2~7.8，在此取工業(yè)廣場占地面積為7.5公頃，即7.5萬m2。所以取工業(yè)廣場的尺寸為274m×274m的正方形。在計算礦井可采儲量時，工業(yè)廣場保護(hù)煤柱可按井田工業(yè)儲量的7%留置，因此工業(yè)廣場的煤柱量為：Z3=53104651×7%=3717326t=371.7326萬t2.3.4保護(hù)煤柱總量合計煤柱為P=Z1+Z2+Z3=268.6705+75.7190+371.7326=716萬t綜合以上計算，則礦井的可采儲量按下式計算：Zk=(Zg-P)×C其中：Zk----礦井的可采儲量，t；Zg----礦井的工業(yè)儲量，t；P----保護(hù)工業(yè)場地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留設(shè)的永久煤柱損失量，t；C----采區(qū)采出率。礦井的設(shè)計可采儲量可采儲量為：Zk=(Zg-P)×C=(5310-716)×80%=3675萬噸即礦井設(shè)計可采儲量為3675萬噸。2.4礦井工作制度按照《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》中規(guī)定，擬定本礦井設(shè)計生產(chǎn)能力按年工作日330天計算，“三八”制作業(yè)（二班生產(chǎn)，一班檢修），每日二班出煤，凈提高時間為16小時。2.5礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年限2.5.1礦井設(shè)計生產(chǎn)能力的擬定礦井生產(chǎn)能力重要根據(jù)礦井地質(zhì)條件、煤層賦存情況、開采條件、設(shè)備供應(yīng)及國家需煤等因素擬定。針對某某礦的實(shí)際情況：主采二1煤層，平均厚度為3.5m；瓦斯涌出量較大等，采用綜合機(jī)械化的開采方法。所以根據(jù)以上條件，擬定本礦井的年設(shè)計生產(chǎn)能力為60萬t/年。2.5.2井型校核下面按礦井的實(shí)際煤層開采能力，及輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)的能力、儲量條件及安全條件等因素對井型進(jìn)行校核。(1)礦井開采能力校核礦井的開采能力取決于回采工作面和采區(qū)的生產(chǎn)能力，該礦井由于煤層地質(zhì)條件好，主采煤層二1煤煤層較厚，可布置一個綜采工作面保產(chǎn)，煤層開采能力能滿足礦井設(shè)計生產(chǎn)能力。(2)輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)的能力校核本設(shè)計的礦井為中型礦井，開拓方式為立井兩水平開拓。主井采用1對6t提高箕斗，提高能力大，能滿足提高方面的規(guī)定。大巷采用膠帶運(yùn)送機(jī)運(yùn)煤，運(yùn)送能力很大，原煤外運(yùn)不成問題。輔助運(yùn)送1噸材料車和人車運(yùn)送，機(jī)動性強(qiáng)。井底車場采用梭式車場，調(diào)車方便，滿足矸石、材料及人員的調(diào)動規(guī)定。所以輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)完全可以滿足設(shè)計生產(chǎn)能力的規(guī)定。(3)通風(fēng)安全條件的校核礦井瓦斯涌出量為15m3/t，屬于高瓦斯突出性礦井。煤塵有爆炸性危險。水文地質(zhì)條件簡樸，正常涌水量為380m3/h。礦井通風(fēng)在第一水平初期掘進(jìn)時采用并列式通風(fēng)，通風(fēng)系統(tǒng)簡樸。通風(fēng)系統(tǒng)貫通后，通過風(fēng)井回風(fēng)，可以滿足通風(fēng)的規(guī)定。(4)儲量條件校核井田的設(shè)計生產(chǎn)能力應(yīng)于礦井的可采儲量相適應(yīng)，以保證礦井有足夠的服務(wù)年限。礦井服務(wù)年限的公式為：T=Zk/(A×K)其中：T——礦井的服務(wù)年限，a；Zk——礦井的可采儲量,t；A——礦井的設(shè)計生產(chǎn)能力，60萬t/a；K——礦井儲量備用系數(shù)，取1.4。則：T=3675/（60×1.4）=44a(5)第一水平服務(wù)年限校核第一水平的可采儲量為2352萬t，那么第一水平的服務(wù)年限的計算公式為：t=Zk1/(A×K)其中：t——礦井第一水平的服務(wù)年限，a；Zk1——礦井第一水平的可采儲量,t；A——礦井的設(shè)計生產(chǎn)能力，60萬t/a；K——礦井儲量備用系數(shù)，取1.4。則：t=2352/（60×1.4）=28a不同礦井設(shè)計生產(chǎn)能力時礦井服務(wù)年限如表2—5—2—a所表達(dá)。表2—5—2—a不同礦井設(shè)計生產(chǎn)能力時礦井服務(wù)年限礦井設(shè)計生產(chǎn)能力礦井設(shè)計服務(wù)年限第一水平設(shè)計服務(wù)年限煤層傾角（Mt/a）（a）緩斜傾斜急斜3.0~5.060351.2~2.4503025200.45~0.940252015本礦井分水平儲量分派表，詳見表2—5—2—b表2—5—2—b礦井分水平儲量分派表開采水平工業(yè)儲量（萬t）可采儲量（萬t）服務(wù)年限（a）-150水平3398235228-450水平1912132316合計5310367544由以上兩表可知，第一水平服務(wù)年限為28年>25年，滿足60萬噸礦井第一水平服務(wù)年限的規(guī)定。3井田開拓井田開拓是在總體設(shè)計已經(jīng)劃定的井田范圍內(nèi)，根據(jù)精查地質(zhì)報告和其它補(bǔ)充資料，具體體現(xiàn)在總體設(shè)計合理原則，將重要巷道由地表進(jìn)入煤層，為開采水平服務(wù)所進(jìn)行的井巷布置和開掘工程。其中涉及擬定，主、副井和風(fēng)井的井筒形式、深度、數(shù)量、位置、階段高度、大巷位置、采（帶）區(qū)劃分以及開采順序與通風(fēng)運(yùn)送系統(tǒng)。3.1井田開拓的基本問題3.1.1開拓方式比較平硐、斜井與立井開拓的優(yōu)缺陷比較平硐開拓的優(yōu)點(diǎn)是運(yùn)送環(huán)節(jié)少，設(shè)備少，系統(tǒng)簡樸，費(fèi)用低，但受地形及埋藏條件限制，只合用于賦存較高的山嶺、丘陵或溝谷地帶，并且要便于布置工業(yè)場地。斜井開拓與立井開拓相比，井筒施工工藝、施工設(shè)備與工序比較簡樸，掘進(jìn)速度快，井筒施工單價低，初期投資少；地面工業(yè)建筑、井筒裝備、井筒裝備、井底車場及硐室都比立井簡樸，井筒延深施工方便，對生產(chǎn)干擾少，不易受底板含水層的威脅；主提高膠帶化有相稱大的提高能力，可滿足特大型礦井主提高的需要；斜井井筒可作為安全出口，井下一旦發(fā)生透水事故等，人員可迅速從井筒撤離。與立井開拓相比，斜井開拓的缺陷是：斜井井筒長，輔助提高能力少，提高深度有限；通風(fēng)路線長、阻力大，管線長度長；斜井井筒通過富含水層、流砂層施工技術(shù)復(fù)雜。對井田內(nèi)煤層埋藏不深，表土層不厚，水文地質(zhì)情況簡樸，井筒不需特殊法施工的緩斜和傾斜煤層，一般可采用斜井開拓。根據(jù)自然地理條件、技術(shù)經(jīng)濟(jì)條件等因素，綜合考慮某某礦的實(shí)際情況，采用立井開拓較好。根據(jù)礦井提高的需要與本礦的地質(zhì)條件及《煤礦安全規(guī)程》的規(guī)定，在本井田的中部設(shè)立主，副井筒各一個。主井用來提高煤炭，副井用來運(yùn)送人員、材料、矸石及通風(fēng)等。本礦井的瓦斯含量較大，屬于高瓦斯礦井。礦井改變必須保證礦井通風(fēng)。同時考慮到井田的實(shí)際，擬定第一水平初期采用中央并列式通風(fēng)，后期采用對角式通風(fēng)，即第一水平后期在井田上部東，西角各打一風(fēng)井，以保證礦井的正常通風(fēng)。3.1.2井筒位置的擬定（1）井筒位置的擬定原則a.有助于第一水平的開采，并兼顧其他水平，有助于井底車場和重要運(yùn)送大巷的布置，石門的工程量要盡量少；b.有助于首采采區(qū)布置在井筒附近的富煤階段，首采區(qū)要盡量少遷村或不遷村；c.井田兩翼的儲量基本平衡；d.井筒不宜穿過厚表土層、厚含水層、斷層破壞帶、煤與瓦斯突出煤層或軟弱巖層；e.工業(yè)廣場應(yīng)充足運(yùn)用地形，有良好的工程地質(zhì)條件，且避開高山、低洼和采空區(qū)，不受崖崩滑坡和洪水的威脅；f.工業(yè)場地宜少占耕地，少壓煤；g.水源、電源較進(jìn)，礦井鐵路專用線短，道路布置合理。(2)井筒位置的擬定考慮以上井筒位置擬定原則，并結(jié)合礦井實(shí)際情況，最終擬定主、副井筒位于井田的中部，有助于減少礦井保護(hù)煤柱損失；同時，便于第二水平井筒延深。風(fēng)井井口位置的布置在井田上部東，西各一個。綜合以上因素，結(jié)合礦井實(shí)際情況，提出本礦井井筒布置位置如下：表3—1—2井筒位置坐標(biāo)井筒名稱YXZ副井384461783812245220主井384461693812201220東風(fēng)井384483943812616220西風(fēng)井3844555438132932203.1.3工業(yè)廣場的位置、形狀和面積的擬定工業(yè)場地的選擇重要考慮以下因素：盡量位于儲量中心，使井下有合理的布局；占地要少，盡量做到不搬遷村莊；盡量布置在地質(zhì)條件較好的區(qū)域，同時工業(yè)場地的標(biāo)高要高于最高洪水位；盡量減少工業(yè)廣場的壓煤損失。根據(jù)以上原則和本礦井的實(shí)際情況，工業(yè)廣場與主副井筒布置位置相同，工業(yè)廣場面積約7.5公頃，定為274m×274m的正方形。3.2井田開拓的方案的擬定3.2.1開采水平的擬定本礦井煤層最高出標(biāo)高100m，煤層埋藏最深處達(dá)-600m，垂直高度達(dá)700m，而-450以下煤的儲量較少。對于本礦井開采水平的擬定，可考慮劃分為兩個水平。第一水平標(biāo)高為-150m，第二水平標(biāo)高為-450m。延深方式既可以選擇立井延深，也可以選擇暗斜井延深；大巷可以采用巖巷布置。3.2.2井田開拓的方案比較本井田開拓方式的選擇，重要考慮某某礦的具體情況。因此，提出以下三個方案：方案一：立井兩水平，一水平-150m，二水平-450m，直接延深方案二：立井兩水平，一水平-150m，二水平-450m，暗斜井延深方案三：立井三水平，一水平-100m，二水平-300m，三水平-500m直接延深三種開拓方案的開拓示意圖見圖3—2—2所表達(dá)。圖3—2—2方案比較圖從以上方案的簡圖可以對方案一和方案三進(jìn)行直接比較，一方案的生產(chǎn)系統(tǒng)簡樸可靠，方案三比方案一多開設(shè)立井井筒，階段石門和立井井底車場，并相應(yīng)的增長了井筒和石門的運(yùn)送，提高，排水費(fèi)用所以在方案一和方案三中決定選擇方案一。余下的一，二方案均屬技術(shù)上可行的方案，水平服務(wù)年限也均符合規(guī)定，兩者要通過經(jīng)濟(jì)比較才可以擬定其優(yōu)劣?；üこ塘繒r期項目方案一方案二初期主井井筒/m350+20350+20副井井筒/m350+5350+5井底車場/m10001000主石門/m00運(yùn)送大巷/m10001000后期主井井筒/m300915副井井筒/m300915井底車場/m1000300+500主石門/m8500運(yùn)送大巷/m26302630基建費(fèi)用表項目方案一方案二工程量/m單價/元*m-1費(fèi)用/萬元工程量/m單價/元*m-1費(fèi)用/萬元初期主井井筒37030001113703000111副井井筒3553000106.53553000106.5井底車場100090090100090090主石門0800008000運(yùn)送大巷100080080100080080小計387.5387.5后期主井井筒3003000909153000274.5副井井筒3003000909153000274.5井底車場100090090300+50090072主石門8508006808000運(yùn)送大巷2630800210.42630800210.4小計548.4831.4共計935.91218.9生產(chǎn)經(jīng)營費(fèi)用項目方案一方案二石門運(yùn)送1.2×1323×0.85×0.381=514.10提高1.2×1323×0.65×0.85=877.11.2×1323×0.915×0.48=697.31.2×1323×0.35×1.02=566.8排水380×24×365×16×0.1525×10-4=812.2380×24×365×16（0.063+0.127）×10-4=1012合計2203.22276.1費(fèi)用總表項目方案一方案二費(fèi)用/萬元百分率/%費(fèi)用/萬元百分率/%基建工程費(fèi)用935.91001218.9130生產(chǎn)經(jīng)營費(fèi)用2203.21002276.1103總費(fèi)用3139.11003495111從上面的表格中的計算可以看出，方案二的總費(fèi)用要比方案一的高出11%，很明顯方案一要比方案二優(yōu)越的多，所以決定采用方案一。3.3井筒(1)主井主井重要用于提煤。井筒直徑5.0m，采用6t多繩摩擦式提煤箕斗進(jìn)行煤炭提高。支護(hù)材料：基巖段采用單層砼結(jié)構(gòu)，凍結(jié)段采用雙層砼結(jié)構(gòu)；井壁厚度：基巖段350mm，凍結(jié)段700mm。井筒裝備有鋼絲繩罐道，井深390m。主井井筒斷面布置如下：(2)副井重要用于升降人員、設(shè)備、材料及提高矸石等，并兼作通風(fēng)、排水。為防止斷繩事故，設(shè)有防墜器。井筒凈直徑6.0m。支護(hù)材料：基巖段采用單層砼結(jié)構(gòu)，凍結(jié)段采用雙層砼結(jié)構(gòu)；井壁厚度：基巖段400mm，凍結(jié)段800mm。井筒內(nèi)裝備有鋼絲繩罐道、梯子間、電纜線和水管管道等。井深為375m。副井井筒斷面布置如下：副井風(fēng)速校核：式中：——通過井筒的風(fēng)速，m/s；——通過井筒的風(fēng)量，m3/s；——井筒凈斷面積，m2；——井筒的有效斷面系數(shù)，圓形井取0.8；——《安全規(guī)程》規(guī)定的允許最大風(fēng)速；由此：＝2.72m/s<8m/s所以井筒選擇符合規(guī)定。(3)風(fēng)井風(fēng)井重要用于回風(fēng)兼作礦井的安全出口。配備有梯子間及管路、電纜等。采用砼支護(hù)，井壁厚度為300mm，井深120m。風(fēng)井井筒斷面布置如下：表3－3井筒特性井筒名稱主井副井風(fēng)井用途提煤提料、矸、人、進(jìn)風(fēng)回風(fēng)提高設(shè)備6t箕斗1t雙層單車罐籠——井筒傾角（°）909090斷面形狀圓圓圓支護(hù)方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁井筒深度（m）390375120斷面積凈（）19.628.312.6掘（）25.536.316.63.4井底車場井底車場是連接礦井重要提高井筒和井下重要運(yùn)送巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯(lián)系著井筒提高和井下運(yùn)送兩大生產(chǎn)環(huán)節(jié)，為提煤、提矸、下料、供電和升降人員等各項工作服務(wù)。井底車場一方面必須保證礦井生產(chǎn)所需要的運(yùn)送能力，并應(yīng)滿足礦井不斷連續(xù)增產(chǎn)的需要。為此，井底車場的設(shè)計通過能力應(yīng)大于礦井生產(chǎn)能力30～50﹪。另一方面，在滿足井底車場通過能力的前提下應(yīng)盡量減少其掘砌體積，并且井底車場應(yīng)便于管理和安全操車。結(jié)合某某礦的實(shí)際情況，采用梭式車場，具體參照井底車場平面圖。3.4.1道岔的選型單開道岔：DK630/5/15重要尺寸為a=3967b=4333l=8300轍叉角為11°18'36"對稱道岔：DC630/3/15重要尺寸為a=2560b=2852l=5375轍叉角為18°26'06"渡線道岔：DK630/5/1514重要尺寸為a=3967b=4333l=14934轍叉角為11°18'36"3.5基本巷道斷面機(jī)軌合一大巷斷面特征表巷道規(guī)格掘進(jìn)斷面凈斷面凈周長支護(hù)形式最大風(fēng)量（m2）（m2）（m）（m3/s）5200mm×4300mm21.820.518.8砌碹60.5斷面特征表巷道規(guī)格掘進(jìn)斷面凈斷面凈周長支護(hù)形式最大風(fēng)量（m2）（m2）（m）（m3/s）6000mm×3100mm15.815.315.36錨桿55.63斷面特征表巷道規(guī)格掘進(jìn)斷面凈斷面凈周長支護(hù)形式最大風(fēng)量（m2）（m2）（m）（m3/s）6000mm×3100mm1615.316.27錨桿60.174準(zhǔn)備方式—采區(qū)巷道布置4.1采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)的原則在一定的地質(zhì)開采技術(shù)條件下，準(zhǔn)備巷道的布置直接關(guān)系著礦井和工作面生產(chǎn)的技術(shù)經(jīng)濟(jì)效益。準(zhǔn)備巷道的布置方式成準(zhǔn)備方式。合理的準(zhǔn)備方式，通常在技術(shù)可行的多種準(zhǔn)備方式中進(jìn)行技術(shù)比較后擬定。擬定合理的準(zhǔn)備方式一般應(yīng)遵循以下幾項原則：(1)有助于礦井合理集中生產(chǎn)，使采區(qū)有合理的生產(chǎn)能力和增產(chǎn)能力；(2)安全生產(chǎn)條件好，符合《煤礦安全規(guī)程》的有關(guān)規(guī)定；(3)保證具有完善的生產(chǎn)系統(tǒng)，有助于充足發(fā)揮機(jī)電設(shè)備的效能，并為采用新技術(shù)、發(fā)展綜合機(jī)械化和自動化發(fā)明有利條件；(4)要技術(shù)先進(jìn)、經(jīng)濟(jì)合理、盡量簡化巷道系統(tǒng)，減少設(shè)備占用率和生產(chǎn)成本費(fèi)用，便于采區(qū)和工作面的正常接替；(5)煤炭損失少，有助于提高采出率。4.2采區(qū)走向長度的擬定擬定采區(qū)走向長度需要考慮地質(zhì)、開采和生產(chǎn)技術(shù)條件及經(jīng)濟(jì)因素。a.了便于布置帶采區(qū)巷道，往往以較大的地質(zhì)構(gòu)造作為采區(qū)邊界。本煤層為不易自然發(fā)火層，所以對采區(qū)長度不易太大。b.技術(shù)上重要考慮區(qū)段巷道的運(yùn)送、掘進(jìn)和供電問題，本區(qū)段平巷采用膠帶輸送機(jī)運(yùn)煤，一臺輸送機(jī)鋪設(shè)長度可達(dá)500～1500m。c.合理的采區(qū)走向長度，不僅規(guī)定在技術(shù)上切實(shí)可行，并且在經(jīng)濟(jì)上應(yīng)合理，使噸煤費(fèi)用減少。緩傾斜煤層雙翼一般不小于1000m，采區(qū)采用綜合機(jī)械化，采區(qū)走向可達(dá)2500m以上，綜合本礦井實(shí)際情況，本礦井首采區(qū)走向長度為2023米。4.3工作面長度的擬定根據(jù)《規(guī)范》規(guī)定：綜采面長度一般不小于160m。但結(jié)合本礦井的實(shí)際情況，采區(qū)工作面的長度為170m可以滿足產(chǎn)量的規(guī)定，擬定采區(qū)工作面的長度為170m。煤層有自燃性，發(fā)火期3～6個月，為了減少發(fā)火危險擬選擇完全沿空掘巷技術(shù)，并且本采區(qū)地質(zhì)條件也允許采用沿空掘巷，盡量不留煤柱，減少自然發(fā)火危險。4.4采區(qū)上下山布置及采區(qū)巷道的聯(lián)絡(luò)方式首采區(qū)設(shè)有三條上山，回風(fēng)上山層位較高，軌道上山和運(yùn)送上山層位較低，運(yùn)送采用膠帶輸送機(jī)，每條上山走向距離25m，回風(fēng)上山比其它二條上山高10m左右。由于礦井第一水平采用對角式通風(fēng)，副井進(jìn)風(fēng)，兩風(fēng)井回風(fēng)。開拓巷道布置二條巖石上山（軌道上山和回風(fēng)上山）和一條煤層上山（運(yùn)送上山），軌道上山重要用于進(jìn)風(fēng)、運(yùn)料、運(yùn)矸和行人，運(yùn)送上山重要用于運(yùn)煤，回風(fēng)上山專用于回風(fēng)。它們通過采區(qū)車場和采區(qū)進(jìn)風(fēng)平巷及回風(fēng)平巷進(jìn)行連接，再和工作面相連接。4.5采區(qū)內(nèi)同采工作面數(shù)的擬定綜合考慮煤層開采條件、開采順序、運(yùn)送能力、機(jī)械化限度、管理水平、采掘接替等因素，當(dāng)采用綜采時，采區(qū)內(nèi)布置一個工作面。即“一礦一面”，一面生產(chǎn)，一面?zhèn)溆谩?.6煤層和工作面的開采順序和接替順序本井田主采煤層為二1煤，采用上山布置，進(jìn)風(fēng)平巷和回風(fēng)平巷采用沿空掘巷，采區(qū)內(nèi)采用留置保護(hù)煤柱保護(hù)上下山開采，開采順序如下圖4—6所示，它的接替順序為：1，2，3，4，5，6……圖4-6工作面接替順序4.7擬定采區(qū)各種巷道的尺寸、支護(hù)方式及通風(fēng)方式(1)尺寸順槽的尺寸應(yīng)能滿足綜放工作面運(yùn)煤、輔助運(yùn)送和通風(fēng)的需要，由此擬定順槽的尺寸為4800mm×3100mm。(2)支護(hù)方式采用錨網(wǎng)支護(hù)，錨索補(bǔ)強(qiáng)，這種支護(hù)方式經(jīng)濟(jì)效益好，且掘進(jìn)速度快。(3)掘進(jìn)通風(fēng)采用壓入式局扇進(jìn)行通風(fēng)，局扇應(yīng)在新鮮風(fēng)流處。4.8采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)采區(qū)內(nèi)的開采采用后退式開采，通風(fēng)方式采用U型通風(fēng)方式。這種通風(fēng)方式有風(fēng)流系統(tǒng)簡樸，漏風(fēng)小的優(yōu)點(diǎn)。風(fēng)流系統(tǒng)為：副井→井底車場→大巷→軌道上山和運(yùn)送上山→工作面運(yùn)送平巷→綜采工作面→工作面軌道平巷→回風(fēng)上山→風(fēng)井運(yùn)煤系統(tǒng)為：綜采工作面→工作面運(yùn)送平巷→運(yùn)送上山→溜煤眼→大巷→井底煤倉→主井運(yùn)料系統(tǒng)為：副井→井底車場→大巷→軌道上山→工作面軌道平巷→綜采工作面運(yùn)矸系統(tǒng)為：綜采工作面→工作面軌道平巷→軌道上山→大巷→井底車場→副井排水系統(tǒng)為：工作面污水→軌道上山→大巷→井下中央泵房→地面供電系統(tǒng)為：高壓電纜由井底中央變電所→大巷→經(jīng)采區(qū)變電所降壓→回采和掘進(jìn)工作面的配電點(diǎn)及輸送機(jī)，絞車等用電地點(diǎn)供水系統(tǒng)為：由地面儲水池→專用管道→采區(qū)用水地點(diǎn)（重要用于防塵噴霧）4.9采區(qū)硐室絞車房：設(shè)在軌道上山頂部用于提高。變電所：設(shè)在軌道上山中部，用于采區(qū)供電降壓。5.采煤方法5.1采煤方法原則本礦的煤層賦存條件簡樸穩(wěn)定，地質(zhì)特性簡樸，參照附近礦井的實(shí)際經(jīng)驗，并遵循以下原則：（1）煤炭資源損失少，采用正規(guī)采煤方法；（2）安全勞動條件好；（3）盡也許采用機(jī)械化采煤，達(dá)成工作面高產(chǎn)高效；（4）材料消耗少，生產(chǎn)成本低；（5）便于生產(chǎn)管理。5.2采煤方法這里只是對第一個投產(chǎn)采區(qū)（一采區(qū)）作具體設(shè)計，其它采區(qū)只是做簡樸說明，本井田共分采區(qū)4個，編號分別為一，二，三，四采區(qū)。二1煤層賦存穩(wěn)定，頂?shù)装鍡l件好的中，厚煤層，厚度平均3.5m，煤層傾角7～20°，井田內(nèi)儲量豐富，地質(zhì)條件好，采用綜采走向長壁采煤法一次采全高技術(shù)開采。5.3擬定采區(qū)生產(chǎn)能力為實(shí)現(xiàn)高產(chǎn)高效，達(dá)成良好的經(jīng)濟(jì)效益，本礦井采用一個工作面開采。因此，本采區(qū)工作面的生產(chǎn)能力必須達(dá)成60萬t/a（礦井設(shè)計生產(chǎn)能力）。本采區(qū)工作面布置為綜采工作面，一次采全高，工作制度為“三八制”，二班采煤，一班檢修。進(jìn)刀方式為工作面端部斜切進(jìn)刀，雙向割煤，往返一次割一刀,每刀進(jìn)尺0.6m。（1）綜采工作面生產(chǎn)能力式中：n——工作面日循環(huán)數(shù)，4個；L——工作面長度，m，為170m；B——截深，m，為0.6m；M——煤厚，m，為3.5m；——煤容重，t/m3，為1.45t/m3；C——工作面回采率，95%。礦井設(shè)計生產(chǎn)能力按年工作日330天，天天凈提高時間16h則=330×4×170×0.6×3.5×1.45×95%=65萬t（2）采區(qū)生產(chǎn)能力式中：——采區(qū)生產(chǎn)能力，；——采區(qū)掘進(jìn)出煤量系數(shù)，取1.1；——工作面之間出煤影響系數(shù)，取1；——同時生產(chǎn)的采煤工作面生產(chǎn)能力之和，；則=1.1×1×65=71萬t/a>60萬t/a，所以能滿足礦井的設(shè)計生產(chǎn)能力。（3）工作面的年推動度日推動度為：0.6×4＝2.4m月推動度為：2.4×30=72m年推動度為：2.4×330=792m。（4）工作面落煤方式工作面采用一次采全厚的綜合機(jī)械化開采方法，管理頂板采用所有垮落法。5.4回采工藝（1）采煤機(jī)工作方式和進(jìn)刀方式由于采區(qū)內(nèi)煤層賦存穩(wěn)定，所以采用采煤機(jī)雙向割煤；前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤；采用割三角煤工作面端部斜切進(jìn)刀方式，上行下行均割煤，往返一次進(jìn)一刀；采煤機(jī)過后邊移架后邊推移刮板運(yùn)送機(jī)。圖5圖5—4采煤機(jī)進(jìn)刀方式圖進(jìn)刀過程如下：當(dāng)采煤機(jī)割至工作面端頭時，其后的運(yùn)送機(jī)槽已移近煤壁，采煤機(jī)機(jī)身處沿留有一段下部煤(見圖（a）)；調(diào)換滾位置，前滾筒降下、后滾筒升起、并沿運(yùn)送機(jī)彎曲段返向割入煤壁，直至運(yùn)送機(jī)直線段為止。然后將運(yùn)送機(jī)移直(見圖（b）)；再調(diào)換兩個滾筒上、下位置，重新返回割煤至運(yùn)送機(jī)機(jī)頭處(見圖（c）)；將三角煤割掉，煤壁割直后，再次調(diào)換上、下滾筒，返程正常割煤(見圖（d）)。（2）．回采工藝三八制作業(yè)，二班生產(chǎn)，一班檢修。a.回采工藝流程： 采煤機(jī)割煤——移架——推移刮板運(yùn)送機(jī)——清理浮煤——采煤機(jī)割煤b.落煤方式：采用雙滾筒液壓牽引采煤機(jī)割煤，采煤機(jī)往返一次進(jìn)一刀，進(jìn)刀采用端部斜切割三角煤方式。c.裝煤及運(yùn)煤方式：采煤機(jī)組截割落煤，刮板運(yùn)送機(jī)配合裝煤。（4）工作面支護(hù)采用追機(jī)移架的方式對頂板進(jìn)行及時支護(hù)。在采煤機(jī)割煤后，先移支架，再移運(yùn)送機(jī)，即割煤—移架—移運(yùn)送機(jī)；正常移架要滯后采煤機(jī)滾筒3—5架，不得超過6架。頂板破碎時要緊跟前滾筒移架或人工操作超前移架，即：當(dāng)發(fā)現(xiàn)片幫嚴(yán)重時，不等采煤機(jī)割煤，就進(jìn)行移架，再進(jìn)行其它操作，工藝為移架—割煤—移運(yùn)送機(jī)。5.5綜采工作面的重要設(shè)備(見表5-5)序號設(shè)備名稱型號數(shù)量1采煤機(jī)MXA-300/4512刮板輸送機(jī)SGWL-18013液壓支架ZZ400/18/181404乳化液泵臺MRB-125/32015端頭支架ZT900/18/382006轉(zhuǎn)載機(jī)SZB730/4027移動變電站KSGZY18噴霧泵站XPB-250/551表5-5綜采面重要設(shè)備表機(jī)械配備平剖面圖見下圖（圖5－5）圖5－5機(jī)械配備圖5.6工作面勞動組織和循環(huán)作業(yè)圖表的編制綜采工作面一般以割煤、移架、推溜三個重要工序為主線。完畢這三個工序即為完畢一個循環(huán)。故常布置多循環(huán)方式組織作業(yè)，在冊人數(shù)為100人，勞動組織表見表5－6。在安排作業(yè)方式時，必須把機(jī)械設(shè)備檢修作為綜采的一個工序，適當(dāng)安排，保證檢修時間。根據(jù)實(shí)際情況和設(shè)備檢修能力，組織兩班采煤，一班準(zhǔn)備的三班作業(yè)制。表5－6勞動組織表序號工種班次合計一班二班檢修1支架66122機(jī)組司機(jī)2243移溜工3364泵站司機(jī)1125電工1126溜子司機(jī)1127機(jī)組檢修448支架檢修449泵站檢修4410電檢修5511端頭工661212溜子檢修3313破煤工22414修護(hù)工151515記錄員112416送料工4417班長111318井下保管112419材料員3320隊長1113合計262648100工作面的循環(huán)方式為一日四循環(huán)，天天兩班采煤，一班檢修的工作制。工作面循環(huán)作業(yè)圖表見下表5-6工作面循環(huán)作業(yè)圖表6礦井運(yùn)送6.1井下運(yùn)送系統(tǒng)和運(yùn)送方式的擬定根據(jù)礦井井下開拓系統(tǒng)和帶區(qū)回采工作面的布置，擬定煤炭矸石材料設(shè)備和人員在內(nèi)的運(yùn)送系統(tǒng)如下：1．煤炭運(yùn)送系統(tǒng)：綜采工作面的煤炭——區(qū)段運(yùn)送平巷——運(yùn)送上山——溜煤眼——運(yùn)送大巷——井底中央煤倉經(jīng)主井提高至地面2．設(shè)備材料和人員的運(yùn)送系統(tǒng)：副井罐籠中的設(shè)備（材料、人員）——井底車場——運(yùn)送大巷——軌道上山——運(yùn)料斜巷(進(jìn)風(fēng)行人斜巷)——區(qū)段軌道巷——綜采工作面。3．矸石運(yùn)送系統(tǒng)：工作面出的矸石——區(qū)段軌道巷——運(yùn)料斜巷——軌道上山——運(yùn)送大巷——井底車場——由副井提至地面。6.2采區(qū)運(yùn)送設(shè)備的選型采區(qū)重要設(shè)備重要涉及回采工作面、分帶斜巷的重要運(yùn)煤設(shè)備、矸石、運(yùn)料運(yùn)送設(shè)備。其設(shè)備類型重要由地質(zhì)特性、開拓系統(tǒng)、開采方法、運(yùn)送傾角、運(yùn)距、運(yùn)量和瓦斯等條件來決定。各種設(shè)備選型特性如表6－2－a、表6－2－b、表6－2－c所示。表6－2－a可彎曲刮板輸送機(jī)型號運(yùn)送能力t/h出廠長度（m）電動機(jī)型號功率（Kw）電壓（V）SGD－730/320700150YSB－160160×2660/1140表6－2－b可伸縮膠帶輸送機(jī)特性表型號運(yùn)送能力t/h出廠長度（m）臺數(shù)輸送帶與轉(zhuǎn)載機(jī)接頭（m）儲帶長度（m）電動機(jī)臺數(shù)功率（Kw）電壓（V）功率因數(shù)寬度（mm）速度m/sDX3鋼繩蕊式40060028002.01280240×2660/11400.86表6－2－c順槽轉(zhuǎn)載機(jī)特性表型號機(jī)型出廠長度（m）小時運(yùn)量t/h電動機(jī)型號功率（Kw）電壓（V）SZZ-730/132雙邊鏈43630KBY5503大巷運(yùn)送設(shè)備6.3.1電機(jī)車的選擇電機(jī)車的選擇涉及電機(jī)車型號，電機(jī)車牽引列車組成計算和電機(jī)車臺數(shù)而擬定。表6－3－1－a電機(jī)車粘著質(zhì)量的選擇礦井年產(chǎn)量架線式（t）蓄電池式（t）配套礦車（t）說明0.67及以下8及以下1.0固定式礦車0.6~0.97~1081.0~3.0固定式或底卸式1.2~1.810~1483.0底卸式或側(cè)卸式1.8以上1.8以上14~208~12底卸式或側(cè)卸式根據(jù)上表可知，由于本礦是60萬噸的礦井，并且瓦斯含量很大，不能用架線式，所以應(yīng)選用8噸蓄電池式電機(jī)車。大巷一般采用軌道運(yùn)送，并選用標(biāo)準(zhǔn)礦車，牽引設(shè)備一般采用電機(jī)車，小型礦井亦可采用無機(jī)繩運(yùn)送。采區(qū)生產(chǎn)集中礦井一翼走向長度小于3Km，條件適合，技術(shù)經(jīng)濟(jì)比較優(yōu)越時，可采用膠帶輸送機(jī)。礦車類型應(yīng)根據(jù)礦井設(shè)計生產(chǎn)能力選擇。年生產(chǎn)能力大于90萬噸的礦井，應(yīng)選用底卸式礦車，輔助運(yùn)送可選用1.5噸固定礦車和平板車，材料車和人車等輔助車輛。年生產(chǎn)能力小于90萬噸的礦井，選用一噸固定式礦車和與之相一致的輔助車輛。根據(jù)以上原則，同時參考《礦山固定機(jī)械》有關(guān)內(nèi)容，擬定選用以下固定設(shè)備。（見下表）表6－3－1－b蓄電池式電機(jī)車重要技術(shù)特性表型號粘著質(zhì)量（t）軌距（mm）軸距（mm）速度Km/s配套電機(jī)外形尺寸型號功率（Kw）電壓（V）XK－6/110-1A8600110010.5ZQ－21211104500×1060×1550表6－3－1－c礦車重要技術(shù)特性表名稱型號名義載重（t）最大載重（t）軌距（mm）軸距（mm）緩沖器外形尺寸（mm）自重（Kg）1t固定箱式礦車MGC1.1－6A1/600550單列彈簧式2023×880×1150592PRC人車PR4－64人/600//1900×950×1566/1t材料車MC1－6A12600550單列彈簧式2023×880×11504946.3.2運(yùn)送方案的選擇工作面采出的煤由刮板輸送機(jī)運(yùn)到區(qū)段運(yùn)送巷，再由膠帶輸送機(jī)和轉(zhuǎn)載機(jī)運(yùn)到運(yùn)送大巷，運(yùn)送大巷的煤由強(qiáng)力鋼蕊式膠帶輸送機(jī)運(yùn)到煤倉。大巷輔助運(yùn)送可選用1t噸固定礦車運(yùn)矸石，材料車運(yùn)材料和人車運(yùn)人。6.3.3列車組成的計算在擬定電機(jī)車粘著質(zhì)量及礦車形式之后，可以根據(jù)運(yùn)送條件計算列車組成。列車組成的計算按三個條件來擬定，分別為：⑴按電機(jī)車的粘著質(zhì)量。⑵按牽引電動機(jī)的允許溫升。⑶按列車的制動條件。分別計算如下：(1)按電機(jī)車的粘著力條件計算以電機(jī)車在最困難的啟動條件下啟動時，車輪不打滑為計算依據(jù)。Qzh≤式中：P——機(jī)車粘著重量，t；Qzh——重車組質(zhì)量，t；ψ——機(jī)車粘著系數(shù)，啟動ψ=0.24；Wq——重列車起動時的阻力系數(shù)，取0.0105；I——軌道線路平均坡度，i=3‰；——列車起動時的加速度，=0.04m/s2；所以：＝99.3（t）(2)按牽引電動機(jī)允許溫升條件計算式中：Fch——電機(jī)車長時牽引力，N；P——機(jī)車重量α——電機(jī)車調(diào)車時的電能消耗系數(shù)，取1.25；T——機(jī)車往返一次的運(yùn)營時間，min；θ——列車往返一次的運(yùn)營時間，min；Wzh——重列車運(yùn)營阻力系數(shù)，取0.007；id——等阻力坡度一般為2‰~3‰，取2‰；g——重力加速度，取9.8m/s2；所以：其中：式中：——列車往返一次的運(yùn)營時間，min；——加權(quán)平均運(yùn)距，Km，取1.5Km；——列車的運(yùn)營速度，Km/h，取10.5Km/h；所以：＝23minθ——列車往返一個循環(huán)中的休止時間，min，取θ＝15min；所以：＝59.9（t）(3)按列車制動條件計算根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》，列車制動距離，制動時不得超過40m。在車組重量計算時，一般只按運(yùn)送物料下坡制動不超過40m計算。列車開始制動時速度等于長時速度，則制動時的減速度為：式中：——機(jī)車長時制運(yùn)營速度，取=10.5Km/h；——制動距離，運(yùn)送物料時取40m；所以：按制動條件計算車組重量的最大值是：0.1063式中：——重車組質(zhì)量，t；P——機(jī)車重量，t；ψ——機(jī)車制動時粘著系數(shù),取ψ=0.17;——重列車運(yùn)營的阻力系數(shù)，取0.007；I——軌道的平均坡度，取i＝3‰；b——列車制動時的加速度m/s2由此：＝169.5（t）(4)列車中礦車數(shù)量的擬定式中：——距三個約束條件擬定的車組質(zhì)量中最小者，t；G、G0——分別為礦車的載重或自重，t；所以：＝37.6輛取Z=30輛6.3.4電機(jī)車臺數(shù)的計算(1)機(jī)車的加權(quán)平均周期運(yùn)營時間 式中：——加權(quán)平均運(yùn)距，Km，取1Km；——重列車的運(yùn)營速度，Km/h，取6Km/h；——空列車的運(yùn)營速度，Km/h，取8Km/h；θ——列車運(yùn)營一個循環(huán)中休止時間，min，取5min；所以：＝38min(2)每臺機(jī)車每班也許運(yùn)營次數(shù)：γ＝次/班式中：——一個工作班內(nèi)的運(yùn)送工作時間，運(yùn)人?。?.5h；—機(jī)車的加權(quán)平均周期運(yùn)營時間，min；所以：γ＝＝11次/班(3)班產(chǎn)量Ab＝A1+A2+…+An，t/班式中：A1，A2，…，An——各帶區(qū)的班產(chǎn)量，t/班；由于只有一個采區(qū)生產(chǎn)，所以：Ab＝A1＝2×0.6×170×3.5×1.45×0.95＝984t/班(4)每班所需運(yùn)送貨載總次數(shù)式中：——每班矸石產(chǎn)量，t/班；——生產(chǎn)不均勻系數(shù)，?。?.45；——一列礦車的礦車數(shù)，取30輛；——礦車載重，取1t；所以：＝9次/班(5)每班運(yùn)送總次數(shù)次/班式中：取2所以：＝9+2＝11次/班(6)工作機(jī)車臺數(shù)＝11/11＝1臺取1臺。(7)備用與檢修臺數(shù)＝0.25×1＝0.25臺取1臺。(8)所需機(jī)車總臺數(shù)＝1+1＝2臺6.3.5帶式輸送機(jī)的計算目前，新型高強(qiáng)度帶式輸送機(jī)已普遍使用，其帶強(qiáng)大大超過普通膠帶，帶速由2m/s增至5m/s，運(yùn)送量提高2倍以上。（1）帶寬的計算a,按設(shè)計運(yùn)送生產(chǎn)能力計算B=1.1(+0.05)式中：Q——工作面最大也許產(chǎn)煤量，t;v——膠帶的速度，m/s;y——被運(yùn)物料的堆積密度，t/m;c——輸送機(jī)的傾角系數(shù)，取c=1;B——輸送機(jī)的帶寬，m;所以：=0.664m<0.8m滿足規(guī)定。b,按塊度規(guī)定計算帶寬B≥2a+200式中，a——物料最大塊度的橫向尺寸，a=300mm;B≥2×300+200=800mm也滿足規(guī)定。(2)帶寬的運(yùn)送能力計算A=3600vyck(0.9B-0.05)2式中：A——帶寬的運(yùn)送能力，t;v——膠帶的速度，m/s;y——被運(yùn)物料的堆積密度，t/m;k——斷面系數(shù)，取c=0.0906;B——輸送機(jī)的帶寬，m;所以：A=3600×2×0.9×1×0.0906×(0.9×0.8-0.05)2=264t/h>180t/h能滿足每班產(chǎn)煤規(guī)定。7礦井提高7.1礦井提高設(shè)計的重要依據(jù)和原始資料該礦井設(shè)計生產(chǎn)能力為每年60萬噸，年運(yùn)送矸石12萬t，井下運(yùn)送大巷中采用膠帶運(yùn)送機(jī)運(yùn)煤，輔助運(yùn)送通過1t固定式礦車、人車和材料車來完畢。某某礦煤的散體容重為1.3t/m3，礦井工作制度為：一年工作日為330天，天天凈提高時間14小時，天天3班作業(yè)，每班工作8小時。該礦采用立井直接延伸開拓，第一水平井深370m，第二水平井深670m。7.2提高設(shè)備的選型計算7.2.1主立井提高容器擬定(1)一次合理提高量式中：A——礦井設(shè)計生產(chǎn)能力,t；c——提高不均衡系數(shù),箕斗井為1.1～1.15,取1.15；——提高富裕系數(shù),第一水平取1.20；t——日提高小時數(shù),取14h；n——年工作日數(shù),取330d；——一次循環(huán)時間,s；其中：H——提高高度，m；箕斗井：其中：——礦井開采水平垂直深度，m；——卸載水平至井口距離，m，取20m；——裝載水平至井底車場水平距離，m，取20m；——最大提高經(jīng)濟(jì)速度，其中；——加速度，取0.75；U——箕斗在曲軌上減速與爬行所需的附加時間，取u=10s；——休止時間，s，取θ＝8s；表5-2-2箕斗休止時間箕斗規(guī)格（t）6及以下8～9121620休止時間（s）810121620所以：＝370+20+20＝410m＝＝8.1m/s＝79.4s所以：＝4t(2)選擇提高容器規(guī)格尺寸根據(jù)Q值及煤的松散容重即可選用6t標(biāo)準(zhǔn)箕斗，根據(jù)表中斗箱有效容積，計算一次實(shí)際提高量：Q=式中：式中：——煤的松散容重,取,其中1.45為煤的容重,為碎脹系數(shù),取1.1；——箕斗容積；β——滿度系數(shù)，取0.9；＝＝1.3t/m3所以：Q=＝7.7t根據(jù)箕斗實(shí)際提高量，選擇JDS－6/75×4型多繩摩擦式6t箕斗?；酚行莘e6.6m3，自重7.5t。7.2.2副立井提高容器的擬定副立井重要擔(dān)負(fù)提高人員、材料、設(shè)備、矸石的任務(wù)。根據(jù)輔助運(yùn)送設(shè)備和井下矸石量，初步選擇罐籠型號為GDG1/6/2/2型1t礦車雙層單車罐籠，其自重為4.3t，最大載重4.3t。規(guī)定最大班工人下井時間一般不超過40min，最大班凈作業(yè)時間，一般不超過5h（涉及提人、材料、矸石…），其中升降工人時間，按工人下井時間的1.5倍，升降其它人員時間，按升降工人的20％，提高矸石按日出矸量的50％；升降坑木、支架按日需量的50％。(1)用提高人員進(jìn)行驗算：式中：——每罐提高人數(shù)，20人；——最大作業(yè)班下井人數(shù)，取=100人；——提高加速度，取；＝370+20＝390其中：——礦井開采水平垂直深度，m；——卸載水平至井口水平距離，取20m；——穩(wěn)罐附加時間，?。?s；θ——上下人員休止時間，取36s；所以：＝480100人滿足規(guī)定。(2)以最大班凈作業(yè)時間5小時驗算①提矸石每班作業(yè)時間（小時）式中：——每日矸石提高量，t；——每次矸石提高量，t；——循環(huán)時間，t;=100s所以：＝2.8h＝168min②升降其別人員的時間0.2×（min）（60min）＝12.5min0.2×＝0.2×17＝2.5min③下坑木、支架按日需量的50%計算；取0.3h＝18min④下炸藥2~4次，取3次；保健車2~4次，取3次；運(yùn)送設(shè)備5~10次，取8次；其他5~10次，取8次；則：總計3+3+8+8＝22次22×100s＝37min所以：總作業(yè)時間為：168+12.5+2.5+18+37＝238min＝4h<5h滿足規(guī)定。7.3提高鋼絲繩的選擇計算立井多繩摩擦式提高，宜采用同向捻的提高鋼絲繩。(1)提高鋼絲繩的繩端荷重Qd箕斗提高時：Qd＝（Q+Q2）g，N；罐籠提高時：Qd＝〔Q2+2（G+G0）〕g，N；式中：Qd——鋼絲繩繩端荷重，N；Q2——罐籠的質(zhì)量，kg；Q——一次提高量，kg；2——每次提高的礦車數(shù)；G——礦車中的裝載質(zhì)量，kg；G0——礦車的質(zhì)量，kg；G——重力加速度，9.8N/kg；所以：箕斗提高時：Qd＝（Q+Q2）g＝（7700+7500）×9.8＝148960，N罐籠提高時：Qd＝〔Q2+2（G+G0）〕g＝〔4300+2×（1000+592）〕×9.8＝73343，N(2)鋼絲繩最大懸垂度Hc＝HH＋Ht＋Hkˊ，m式中：Hc——尾繩環(huán)的高度，m；HH＝Hg＋1.5ss——提高鋼絲繩的中心距，m；Hg——過卷高度，取6.5m；Ht——提高高度，m；Ht＝Hz＋Hs＋HxHz——裝載水平至井下運(yùn)送水平的高度，取20m；Hx——卸載水平至井口的高度，取20m；Hs——井筒深度，m；Hkˊ——提高容器在卸載位置時，容器底部至主導(dǎo)輪軸的高度；Hk′=Hr＋Hg＋h＋H2xHr——容器全高，m；h——導(dǎo)向輪中心距樓板層面高度，h＝0.75R；R——導(dǎo)向輪半徑，m；H2x——主導(dǎo)輪中心至導(dǎo)向輪中心的高度，m；根據(jù)所選提高容器查表得箕斗全高為12m，罐籠全高為10m。按《煤礦安全規(guī)程》第397條表6規(guī)定，取v＝6m/s時，過卷高度取6.5m，即Hg＝6.5m。根據(jù)井筒斷面布置和所選容器得外形尺寸可知，罐籠提高得提高鋼絲繩的中心距為1740mm，箕斗提高的提高鋼絲繩的中心距為1600mm。根據(jù)主導(dǎo)輪直徑為2.8m查表可知H2x＝5m，且主導(dǎo)輪半徑為R＝1.4m。①對于箕斗井：HH＝Hg＋1.5s＝6.5+1.5×1.6＝8.9mHt＝Hz＋Hs＋Hx＝20+370+20＝410mHk′=Hr＋Hg＋h＋H2x＝12+6.5+0.75×1.25+5＝24.44m所以：Hc＝HH＋Ht＋Hkˊ＝8.9+410+24.44＝443.34m②對于罐籠井：HH＝Hg＋1.5s＝6.5+1.5×1.74＝9.11mHt＝Hz＋Hs＋Hx＝20+370+20＝410mHk′=Hr＋Hg＋h＋H2x＝10+6.5+0.75×1.25+5＝22.44m所以：Hc＝HH＋Ht＋Hkˊ＝9.11+410+22.44＝441.55m(3)擬定鋼絲繩每米質(zhì)量P箕斗提高：P，Kg/m罐籠提高：P，Kg/m式中：——鋼絲繩公稱抗拉強(qiáng)度，Pa；——鋼絲繩密度，Kg/m3；n——鋼絲繩數(shù)目；g——重力加速度，m/s2；ma——提高鋼絲繩的安全系數(shù)；《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定當(dāng)鋼絲繩懸垂長度不大于1200m時，按下列公式計算ma：專為升降物料時：ma＝7.2-0.0005人員和物料混合提高時：ma＝9.2-0.0005同時鑒于我國立井多采用抗拉強(qiáng)度為1550N/mm2和1700N/mm2兩種鋼絲繩，不妨取鋼絲繩的公稱抗拉強(qiáng)度＝1550N/mm2＝1550×106Pa。查表并計算可得鋼絲繩密度為9350Kg/m3。①對于主井（箕斗井）ma＝7.2-0.0005＝7.2-0.0005×443.34＝6.98所以：P＝1.92Kg②對于副井（罐籠井）ma＝9.2-0.0005＝9.2-0.0005×441.55＝8.98=1.3Kg根據(jù)計算出的P值，主井提高鋼絲繩決定選用繩6×7股（1+6）繩纖維芯，直徑為24.5mm的鋼絲繩，其參考質(zhì)量為212.90Kg/100m，鋼絲破斷拉力總和為345000N。副井提高鋼絲繩決定選用繩6×19股（1+6+12）繩纖維芯，直徑為23.0mm的鋼絲繩，其參考質(zhì)量為190.30Kg/100m，鋼絲破斷拉力總和為312023N。(4)驗算鋼絲繩的安全系數(shù)箕斗提高時：7.67>6.98罐籠提高時：=12>8.98所以鋼絲繩的安全系數(shù)均能滿足《煤礦安全規(guī)程》的規(guī)定。7.4多繩摩擦式提高機(jī)的選擇提高機(jī)的選擇是在擬定主導(dǎo)輪直徑口和鋼絲繩最大凈張力差Fe后，查提高機(jī)特性表擬定的。(1)主導(dǎo)輪直徑根據(jù)《安全規(guī)程》規(guī)定，摩擦式提高機(jī)的主導(dǎo)輪直徑D與鋼絲繩直徑d之比應(yīng)符合下列規(guī)定：有導(dǎo)向輪時：D≥90d對箕斗井：D/d＝2800/24.5＝114>90對罐籠井：D/d＝2800/23＝122>90所以主導(dǎo)輪直徑選D＝2.8m，主、副井均能滿足《安全規(guī)程》的規(guī)定。(2)鋼絲繩最大靜張力Ff的計算，對于等重尾繩及輕尾繩提高系統(tǒng)的Ff?；诽岣邥r：Ff＝〔Q2+Q+np（Hk′+Ht）+nqHH〕×gN＝〔7500+7700+4×1.92×（24.44+410）+4×1.92×8.9〕×9.8＝157804N罐籠提高時：Ff＝〔Q2+2（G+G0）+np（Hk′+Ht）+n1qHH〕gN＝〔4300+2×（1000+592）+4×1.77×（22.44+410）+4×1.77×9.11〕×9.8＝103980N(3)鋼絲繩作用在主導(dǎo)輪上的最大靜張力差Fc箕斗提高時：Fc＝〔Q+︱ΔHt︳〕g＝（7700+0）×9.8＝75460N罐籠提高時：Fc=〔4G+(ΔH+1)〕g＝（4×1000+1）×9.8＝39210N式中：Δ——提高鋼絲繩與平衡尾繩總單位質(zhì)量之差，對于等重尾繩的提高系統(tǒng)Δ＝0，上式中Δ取其絕對值；7.5電動機(jī)容量選擇本部分內(nèi)容，不進(jìn)行運(yùn)的學(xué)和動力學(xué)的計算，只進(jìn)行近似計算：式中：K——礦井提高阻力系數(shù)，箕斗井取1.15，罐籠井取1.2；——減速器傳動效率，取0.92；P——動負(fù)荷影響系數(shù)，P＝1.2－1.4；V——提高速度，V＝0.4；P＝＝917Kw根據(jù)計算功率選定提高機(jī)型號為：JKM－2.8/4（I），其性能特性如下：主導(dǎo)輪直徑2.8m，導(dǎo)向輪直徑2.5m，鋼絲繩最大凈張力差為90KN，鋼絲繩允許最大直徑為28mm，最大提高速度11.8m/s，減速器的速比11.5，最大扭距為133KN/m，電動機(jī)功率為1000Kw，最大允許功率計算值為720Kw，電動機(jī)轉(zhuǎn)數(shù)為630r/min，最大轉(zhuǎn)數(shù)750r/min，傳動方式為單電機(jī)傳動。8礦井排水8.1概述某某井田含水層組重要有寒武、奧陶系長山組和馬家溝組灰?guī)r巖溶裂隙承壓含水層（Ⅰ），太原組下段灰?guī)r巖溶裂隙承壓含水層（Ⅱ）。寒武、奧陶系長山組和馬家溝組灰?guī)r巖溶裂隙承壓含水層（Ⅰ）,單位涌水量q＝0.0013～28.42l/s.m，滲透系數(shù)K＝0.00174～-0.6866m/d水化學(xué)類型為HCO3-Ca和HCO3-Ca.Mg。太原組下段灰?guī)r巖溶裂隙承壓含水層（Ⅱ）,單位涌水量0.411～6.079l/s.m，滲透系數(shù)4.884m/d，地下水化學(xué)類型HCO3-Ca為主。由于以上含水層組受相應(yīng)的隔水層影響，對礦井開采不會帶來大的影響。井下重要涌水來自煤系地區(qū)自身的砂巖裂隙水和斷層裂隙水。本礦小時正常涌水量為380m3/h，最大涌水量為500m3/h，井型為年產(chǎn)60萬噸的中型礦井，屬于高瓦斯礦井。礦井重要根據(jù)第一水平情況進(jìn)行設(shè)計。排水系統(tǒng)：主排水設(shè)備設(shè)立在第一水平，第二水平的涌水量由輔助排水設(shè)備排至上一水平的水倉中。然后由主排水設(shè)備排至地面。8.2水泵型號及臺數(shù)(1)水