采矿工程毕业设计

大多数人想要改革这个世界 却不晓得即时从小事做起 目录

前言 1

1 矿区概述及井田特征 2 1.1 概述 2

1.1.1 矿区的地理位置及行政隶属关系 2 1.1.2 地形、地貌、交通等情况 2 1.1.3 气候地震等情况 3 1.2 井田及其附近的地质特征 3

1.2.1 井田的地层层位关系及地质构造 3 1.2.2 含煤系及地层特征 4 1.2.3 水文地质 5 1.3 煤质及煤层特征 5

1.3.1 井田内煤层及埋藏条件 5

1.3.2 煤层的含瓦斯性、自燃性、爆炸性 7 1.3.3 井田的勘探程度及进一步勘探要求 7 2 井田境界及储量 8 2.1 井田境界 8 2.1.1 井田范围 8 2.1.2 边界煤柱留设 8

2.1.3工业广场保护煤柱留设 8 2.1.4 边界的合理性 9 2.2 井田的储量 9

2.2.1 井田储量的计算原则 9 2.2.2 矿井工业储量 10

3 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度 12 3.1 矿井年产量及服务年限 12 3.1.1 矿井的年产量 12 3.1.2 服务年限 12

3.1.3 矿井的增产期和减产期 产量增加的可能性 13 3.2 矿井的工作制度 13 4 井田开拓 14

4.1 井筒形式、位置和数目的确定 14 4.1.1 井筒形式的确定 14 4.1.2 井筒位置及数目的确定 15 4.2 开采水平的设计 19 4.2.1 水平划分的原则 19 4.2.2 开采水平的划分 20

4.2.3 设计水平储量及服务年限 23 4.2.4 设计水平的巷道布置 23

4.2.5 大巷的位置、数目、用途和规格 23 4.3 采区划分及开采顺序 24 4.3.1 采区形式及尺寸的确定 24 4.3.2 开采顺序 25

4.4 开采水平井底车场形式的选择 26 4.4.1 开采水平井底车场选择的依据 26 4.4.2 井底车场主要硐室 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 31 5 采准巷道布置 33

5.1 设计采区的地质概况及煤层特征 33 5.1.1 采区概况 33

5.1.2 煤层地质特征及工业储量 33 5.1.3 采区生产能力及服务年限 33 5.2 采区形式、采区主要参数的确定 34 5.2.1 采区形式 34

5.2.2 采区上山数目、位置及用途 34 5.2.3 区段划分 34 5.3 采区车场及硐室 35 5.3.1 车场形式 35 5.3.2 采区煤仓 35

5.4 采准系统、通风系统、运输系统 36 5.4.1 采准系统 36 5.4.2 通风系统 36 5.4.3 运输系统 36 5.5 采区开采顺序 36 5.6 采区巷道断面 37 6 采煤方法 39

6.1 采煤方法的选择 39 6.1.1 选择的要求 39 6.1.2 采煤方法 39 6.2 开采技术条件 39 6.3 工作面长度的确定 40

6.3.1 按通风能力确定工作面长度 40 6.3.2 根据采煤机能力确定工作面长度 41 6.3.3 按刮板输送机能力校验工作面长度 41 6.4 采煤机械选择和回采工艺确定 42 6.4.1 采煤机械的选择 42 6.4.2 配套设备选型 44

6.4.3 回采工艺方式的确定 44

6.5 循环方式选择及循环图表的编制 47

6.5.1 确定循环方式 47 6.5.2 劳动组织表 48 6.5.3 机电设备表 49 6.5.4 技术经济指标表 50 7 建井工期及开采计划 51 7.1 建井工期及施工组织 51 7.1.1 建井工期 51

7.1.2 工程排队及施工组织排队 52 7.2 开采计划 53

7.2.1 开采顺序及配产原则 53 7.2.2 开采计划 53 8 矿井通风 55 8.1 概述 55

8.2 矿井通风系统的选择 55 8.2.1 通风方式的选择 56 8.2.2 通风方法的选择 57

8.3 矿井风量的计算与风量分配 57 8.3.1 矿井总进风量 57

8.3.2 回采工作面所需风量的计算 58 8.3.3 掘进工作面所需风量 59 8.3.4 硐室所需风量的∑Qd的计算 60 8.3.5 其他巷道所需风量 61 8.3.6 风量的分配[17] 62

8.4 矿井总风压及等积孔的计算 62 8.4.1 计算原则 62 8.4.2 计算方法 64 8.4.3 计算等积孔 65 8.5 通风设备的选择 66

8.5.1 矿井主要扇风机选型计算 66 8.5.2 电动机选型计算 68 8.5.3 耗电量 68

8.6 灾害防治综述[13] 69

8.6.1 井底火灾及煤层自然发火的防治措施 69 8.6.2 预防煤尘爆炸措施 70 8.6.3 预防瓦斯爆炸的措施 70 8.6.4 避灾路线 70 9 矿井运输与提升 71 9.1 概述 71

9.2 采区运输设备的选择 71

9.2.1 采区运输上山皮带的选择 71 9.2.2 采区轨道上山运输设备的选择 72 9.2.3 运输顺槽转载机和皮带机选择 72 9.2.4 回风顺槽中运输设备的选择 73 9.2.5 工作面刮板输送机的选择 73

9.3 主要巷道运输设备的选择 74 9.4 提升 74

9.4.1 提升系统的合理确定 74 9.4.2 主井提升设备的选择 75 9.4.3 副井提升设备的选择 76 10 矿井排水 77 10.1 矿井涌水 77 10.1.1 概述 77

10.1.2 矿山技术条件 78 10.2 排水设备的选型计算 78 10.2.1 水泵选型 78 10.3 水泵房的设计 80

10.3.1 水泵房支护方式和起重设备 80 10.3.2 水泵房的位置 80

10.3.3 水泵房规格尺寸的计算 80 10.4 水仓设计 81

10.4.1 水仓的位置及作用 81 10.4.2 水仓容量计算 81 11 技术经济指标 83 11.1 全矿人员编制 83 11.1.1 井下工人定员 83 11.1.2 井上工人定员 83 11.1.3 管理人员 83 11.1.4 全矿人员 84 11.2 劳动生产率 84 11.2.1 采煤工效 84 11.2.2 井下工效 84 11.2.3 生产工效 84 11.2.4 全员工效 84 11.3 成本 85

11.4 全矿主要技术经济指标 86 结论 92 参考文献 93 附录A 94 附录B 97 前言

中国是世界最大产煤国

煤炭在中国经济社会发展中占有极重要的地位 煤炭是工业的粮食 我国一次能量消费中 煤炭占75%以上 煤炭发展的快慢

将直接关系到国计民生

作为采矿专业的一名学生

我很荣幸能够为祖国煤炭事业尽一份力

毕业设计是毕业生把大学所学专业理论知识和实践相结合的重要环节 使所学知识一体化

是我们踏入工作岗位的过度环节

设计过程中的所学知识很可能被直接带到马上的工作岗位上 所以显得尤为重要

学生通过设计能够全面系统的运用和巩固所学的知识 掌握矿井设计的方法、步骤及内容

培养实事求是、理论联系实际的工作作风和严谨的工作态度 培养自己的科学研究能力

提高了编写技术文件和运算的能力

同时也提高了计算机应用能力及其他方面的能力

该说明书为刘官屯矿0.90Mt/a井田初步设计说明书 在所收集地质材料的前提下 由指导教师给予指导

并合理运用平时及课堂上积累的知识 查找有关资料

力求设计出一个高产、高效、安全的现代化矿井

本设计说明书从矿井的开拓、开采、运输、通风、提升及工作面的采煤方法等各个环节进行了详细的叙述

并进行了技术和经济比较 论述了本设计的合理性 完成了毕业设计要求的内容 同时说明书图文并茂

使设计的内容更容易被理解和接受 在设计过程中

得到了指导老师的详细指导和同学的悉心帮助 在此表示感谢

由于设计时间和本人能力有限 难免有错误和疏漏之处 望老师给予批评指正

1 矿区概述及井田特征 1.1 概述

1.1.1 矿区的地理位置及行政隶属关系

矿区位于唐山市东北约13km处的荆各庄村附近 在开平煤田凤山西北侧 矿井走向长5km 倾斜长2.2km

井田面积11km2

南与马家沟矿业公司相距6km 中间有陡河相隔

北与陡河电厂相距3.5km 行政属开平区管辖

1.1.2 地形、地貌、交通等情况 1) 地形地貌

为一平坦的冲积平原 北部山区为燕山山脉的余脉 井田北、东、南三面被低山包围 颇有山前扇状地景观 井田地面标高-100m

2) 交通

该矿区的交通十分方便

铁路：一条通往用煤大户陡河电厂的专用线

并与吕陡线在井田上方交汇；另一条经马家沟矿业公司与老京山线的开平站相联 公路：北距10km与京沈高速公路、102国道相联 南距7km经开平与205国道、津秦高速公路相联 形成了比较完整的交通网 四通八达

井田内共有8个自然村 主要从事农业

除东新庄外其它7个村庄已搬迁完毕

图1-1 刘官屯矿交通位置图

Fig.1-1 Liuguantun Mining traffic and location 3) 水文

本区东南的陡河 发源于北部山地 下游集入石榴河 向南流入渤海 主流全长100km 河水终年不固 不冻

在双桥村一带有水库

水库大坝距井田东端最近距离2.2km 陡河最高水位+219.5m 低于地面标高40m左右 冬季水位介于+216~+217m

1.1.3 气候地震等情况

本区系于半大陆性气候 夏季炎热多雨

多东南风；冬季严寒凛冽 秋冬多西北风

雨季集中在七、八、九三个月 年平均降雨量648.8毫升 最高气温38.50C 最低气温-22.6℃ 年平均气温10.6℃

冻结期由11月二旬至次年3月上旬 冻结深0.66m 地震烈度六级

1.2 井田及其附近的地质特征

1.2.1 井田的地层层位关系及地质构造 开平煤田位于燕山南麓

在大地构造上位于中朝地台燕山沉降带的东南侧

燕山南麓煤田在地质力学体系上处于天山～阴山纬向构造带、新华夏系构造带和祁吕～贺兰山山字形的三个巨型构造体系的交汇部位 开平煤田受新华夏构造体系的影响 以一系列ＮＮＥ向的褶曲及逆断层组成

北部受纬向构造的影响逐渐向南弯转成走向近东西向 煤系地层由石炭系中统唐山组

上统开平组、赵各庄组及下二叠系大苗庄组、唐家庄组等组成 岩性以砂岩、泥岩为主

基底地层为中奥陶系马家沟组石灰岩 分布于煤田周边地带 与煤系地层呈不整合接触 见井田地质特征表1-1 煤田向南倾伏

其南部界限可能跨过宝坻～奔城大断层伸入另一个二级构造单元－－华北断陷 经钻口和电测曲线对比推断 本区主要断层共有2条 分别为F1 和F2

区内尚未发现有大面积岩浆活动 所见分布于煤田西侧和南侧

区内未发现区域变质或侵入变质现象

说明：据2001全国地层委员会和2004国际地层委员会发布的时代划分方案 石炭纪二分 二叠纪三分

但为了与矿上其他资料吻合方便起见 本次仍沿用旧的时代划分方案

本井田西部以I号勘探线和F1断层为界 东部以VI号勘探线为界 北部以-300m等高线为界 南部以-750等高线

井田内赋存有9、12-2号两个可采煤层

表1-1 井田地质特征表

Tab. 1-1 Well field geological feature table 界 系 统 年代 组 厚度/m 新生界 第四系 Q

~~~~~~不整合~~~~~~ 洼里组 0～890 上 古 生 界 二叠系 上统 P22 2800 P21 古冶组 346 下统 P12

唐家庄组 180

P11

大苗庄组 79 石 炭 系 上统 C32

赵各庄组 74 C31 开平组 70 中统 C2 唐山组

-------平行不整合------ 马家沟组 65 下 古 生 界 奥 陶 系 中统 O2 345 下统 O12

亮甲山组

115 O11 冶里组 203 寒 武 系 上统 ?33 凤山组 68 ?32 长山组 48 ?31 崮山组 82 中统 ?2 张夏组 120 下统 ?12 馒头组 150 ?11

景儿峪组

263 元 古 界 震 旦 系 上统 Z2W

迷雾山组 1200 Z2Y 杨庄组 400 下统 Z1K

高于庄组 600

Z1T+H

大红峪黄崖关组 ~~~~~~不整合~~~~~~ 五台群 450 太古界 前震旦 Ar

1.2.2 含煤系及地层特征

开平煤田构造形式以褶皱为主 线型排列比较明显

向斜背斜多呈相间平行排列

区内由西至东有：蓟玉向斜及其两侧的窝洛沽向斜、丰登坞背斜、车轴山向斜、卑子院背斜、弯道山～西缸窑向斜、凤山～缸窑背斜、开平向斜 本设计的十组煤分四个分层

走向中部厚

沿走向往两侧逐渐变薄 但从钻孔看 变化不大

整个十组煤厚度均匀 从全矿井看

煤层角度东部较小 西部边界偏大 深部角度小 浅部角度大

1）表土层及风化层的深度 矿井田内地势平坦 为第四系冲积层所覆盖 冲 积层较厚

井田浅部以风积细粉砂岩为主 颗粒细而均匀

表土层厚度平均在100m 且有流沙

2）煤层总数及可采层数 本区煤层岩性变化不大 煤层结构相对简单 有少量夹矸 共含十一个煤组

本设计的十组煤全区发育 9、12-2均为可采煤层

1.2.3 水文地质

荆东四矿的水文地质条件属一般型 有八个含水层 自下而上分别为：

1）奥陶系石灰岩岩溶裂隙承压含水层（Ⅰ） 2）K2～K6砂岩裂隙承压含水层（Ⅱ） 3）K6～煤12砂岩裂隙承压含水层（Ⅲ） 4）煤9～煤7砂岩裂隙承压含水层（Ⅳ） 5）煤5以上砂岩裂隙承压含水层（Ⅴ） 6）风化带裂隙、孔隙承压含水层（Ⅵ） 7）第四系底部卵石孔隙承压含水层（Ⅶ）

8）第四系中上部砂卵砾孔隙承压和孔隙潜水含水层（Ⅷ） 其中与矿井生产较密切的为Ⅰ、Ⅳ、Ⅶ

全矿预测涌水量：

最大涌水量 419.6 m3/h

正常涌水量 256.3 m3/h 1.3 煤质及煤层特征

1.3.1 井田内煤层及埋藏条件 煤层走向主体为东西走向 整体近似于长方形 煤层赋存比较稳定 全区发育

平均倾角为14°左右 可采煤层间距见表1-2

表 1-2 煤层间距见表

Tab .1-2 Seam pitch table 煤层

平均厚度（m) 煤层间距(m) 9 4 15 12-2

3

煤层赋存状态十煤组共分9、12-2分层 全区发育 见煤层柱状图 如图1-2

图1-2 综合柱状图

Fig. 1-2 Synthesis column map 本区煤层中夹石在井田中部最薄 往南北两翼逐渐变厚 沿倾向方向变化小

沿走向方向向南北变化稍大 本组地层一般厚度72.60m 以粉砂岩为主 粘土岩含量减少

各种岩石所占的百分比为：粘土岩10.1％ 粉砂岩类占52.6％ 砂岩类占31.4％ 石灰岩占2.9％

岩相组合上为浅海相薄层泥质碳酸盐岩和泻湖海湾相粉砂岩及砂岩沉积物的交替沉积 煤的容重见表1-3

表 1-3 煤的容重

Tab.1-3 Bulk density of coal 容重 最小 最大 平均 t/m3 1.19 1.46 1.30

本组内赋存三层石灰岩 由下而上命名为K4、K5、K6

其中K5石灰岩为深灰色泥质生物碎屑岩 时而接近钙质粘土岩

特点是含灰白色的动物介壳 富集成层

与深灰色泥质灰岩交替成细带状 形成明显的水平层理和水平波状层理 极易区别于其它石灰岩 厚度薄但比较稳定

本组比较突出的特点是出现了含煤沉积 是典型的海陆交互相沉积序列

井田内各煤层的伪顶多为薄层泥岩 直接顶一般为粘土岩或粉砂岩 底板多为粉砂岩次之 区内虽然岩性变化大 但有一定规律 即由东往西

由下向上岩性逐渐由细变粗 北部和中部较稳定 各类砂岩层理不甚发育 破碎易风化

具有较强的膨胀性 遇水后即软化

断裂带附近层间滑动发育 其内的巷道围岩不稳定 易冒落变形

位于煤层间的巷道有不同程度的移动和破坏

1.3.2 煤层的含瓦斯性、自燃性、爆炸性 本井田煤层瓦斯含量均很低 属低沼矿井 据化验资料

瓦斯绝对涌出量为：1.27～5.56m3/min 平均4.75 m3/min

相对涌出量为：0.39～3.38m3/t 平均1.17 m3/t

煤尘爆炸指数为：为38.42％～64.20％；本区由于煤燃点低 易自燃发火

煤尘试验结果为火焰长度40mm 岩粉量55% 具有爆炸性

自燃发火期为3-6个月

1.3.3 井田的勘探程度及进一步勘探要求 目前

勘探程度已达到精查

确定了高级储量为50%以上 但为了满足以后生产要求 应提高一水平的勘探程度 使高级储量达到70%以上

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I号勘探线和F1断层为界 东部以VI号勘探线为界 北部以-300等高线为界 南部以-750等高线为界

井田内赋存有9、12-2号两个可采煤层

2.1.2 边界煤柱留设 矿井走向长5km 倾斜长2.2km 井田面积11km2

井田内地形比较完整

井田四周依据相关规定和安全考虑分别留设20m的边界煤柱 由于井田西面和南面为断层所包围

故西部和南部的井田边界即为断层保护煤柱和井田境界保护煤柱 按《煤矿安全规程》[2]规定 边界煤柱的留法及尺寸：

1) 井田边界煤柱留30m； 2) 阶段煤柱斜长60m 若在两阶段留设

则上下阶段各留30m；

3) 断层煤柱每侧各为20m； 4) 采区边界煤柱留10m

根据参考《煤炭工业设计规范》[1]和《矿井安全规程》[2]的相关数据要求和规定 本井田所留的各种保护煤柱均合理 符合规定

2.1.3工业广场保护煤柱留设

由《设计规范》规定：工业场地占地面积：45-90万t/年 1.2～1.3公顷/10万t；120-180万t/年 0.9～1.0公顷/10万t；240-300万t/年 0.7～0.8公顷/10万t 400-600万t/年

0.45-0.6公顷/10万t 本矿井设计年产90万t

则工业广场占地面积为S=（90/10）*1.2=10.8公顷=108000m2 则工业广场设计成长380m 宽290m的矩形

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

在工业场地内的井筒 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15m

2.1.4 边界的合理性 在本井田的划分中 充分的利用到现有条件 既降低了煤柱的损失

也减少了开采技术上的困难 使工作面的部署较为简易 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

条带尺寸满足《煤炭工业设计规范》[1]的要求 走向长度划分合理

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

根据《煤炭工业设计规范》[1]的规定 采区开采顺序必须遵守先近后远 逐步向边界扩展的原则 并应符合下列规定：

1) 首采采区应布置在构造简单 储量可靠

开采条件好的块段

并宜靠近工业广场保护煤柱边界线

2) 开采煤层群时 采区宜集中或分组布置 有煤和瓦斯突出的危险煤层

突然涌水威胁的煤层或煤层间距大的煤层 单独布置采区

3) 开采多种煤类的煤层 应合理搭配开采

综上所述

矿井首采区定在靠近工业广场的西北部 采区储量丰富

有利于运输的集中和减少巷道的开拓费用 所以井田划分是合理的 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

2.2 井田的储量

2.2.1 井田储量的计算原则

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1000m；

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0.05m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 矿井工业储量

矿井的工业储量：勘探地质报告中提供的能利用储量中的A、B、C三级储量 本井田的工业储量的计算： 1）工业储量

井田煤层埋藏深度为-300~--750标高之间

工业储量为:

Eg＝11000000×（4+3）×1.3/cos14=103195876.3t 2）井田永久煤柱

井田永久煤柱损失包括铁路、井田境界、断层防护煤柱 和浅部矿井水下开采防水煤柱

a断层煤柱损失

断层的两侧各留20m的保护煤柱 此断层的面积为1188×40=47520m2

故此断层保护煤柱损失为：47520×（3+4）×1.3=43.2万t b井田境界煤柱损失

井田境界留设30m的边界煤柱

总长为13528m；井田境界保护煤柱所占面积为405840m2 经计算

故境界保护煤柱损失为：405840×7×1.3=369.31万t

P1＝43.2+369.31＝412.51万t 3）矿井设计储量

Es= Eg－P1＝10319.58－412.51＝9907.07万t 4）采区回采率 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﹪ 全矿采区回采率按下式计算： =＝0.77

5）矿井设计可采储量

Ek＝（ Es－Pz）× （2-1） 式中

Ek--设计可采储量 Es--井田设计储量 Pz--煤柱损失 --采区平均回采率

煤柱损失Pz主要包括工业广场压煤、 阶段间煤柱等

工业广场压煤Y

9煤层压煤量＝（828+905）×683÷2×4×1.3＝307.75万t 12-2煤层压煤量＝（840＋926）×704÷2×3×1.3＝242.44万t Y=307.75＋242.44＝550.19万t

阶段煤柱＝（2851 ＋1861 ）×（4+3）×1.3÷cos14＝ 4.42 t Pz＝550.19＋4.42＝554.61 设计可采储量：Ek =（Es－Pz）

=（9907.07－554.61 ）0.77＝ 7201.4万t

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 矿井的年产量

矿井的年产量（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0.9 Mt/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1.03亿t 按照0.9Mt/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

3)建井及外运条件

本井田内良好的煤层赋存条件为提高建井速度、缩短建井工期提供了良好的地质条件 本井田内交通十分便利

刘官屯矿井田大部位于河北省丰南市境内 地处交通要塞

是华北通往东北的咽喉地带

京沈、京秦、大秦三大铁路横贯全境 津山、京沈干线km横跨东西 东有秦皇岛港 西邻天津港

新建的唐山港位于津秦两港之间 境内铁路公路交织成网 交通发达

为煤炭资源的运输提供了便利条件

综上所述

由于矿井优越的条件及外部运输条件

矿井的生产能力为90万t是可行的、合理的

并且符合《煤矿安全规程》和《设计规范》的相关要求

3.1.2 服务年限

矿井保有工业储量1.03亿t 设计可采储量7201.4万t 按0.9Mt/a的生产能力 考虑1.4的储量备用系数 则

式中： K --矿井备用系数 取1.4

A --矿井生产能力 0.9Mt/a

Zk--矿井可采储量 万t

P --矿井服务年限 年

代入数据得

P= 7201.4 /（90×1.4）=57.15年 因为服务年限大于45年 所以符合《设计规范》要求

3-1） （

3.1.3 矿井的增产期和减产期 产量增加的可能性

建井后产量出现变化 其可能性为：

1) 地质条件勘探存在一定的误差 有可能出现新的断层

2) 由于国民经济发展对煤炭的需求变化 导致矿井产量增减

3) 矿井的各个生产环节有一定的储备能力 矿井投产后

迅速突破设计能力 提高了工作面生产能力

4) 工作面的回采率提高 导致在相同的条件下 矿井服务年限增加

5) 采区地质构造简单 储量可靠

因此投产后有可靠的储量及较好的开采条件

3.2 矿井的工作制度

结合本矿井煤层条件、储量情况、以及达成产量所需要的时间；同时考虑设备检修以及工人工作时间等实际的因素

在满足《煤矿安全规程》的条件之下 本矿井工作制度安排如下： 矿井工作日为330天

本矿井工作制度采用\"三八\"制 两班采煤 一班检修

日提升工作时间为16小时

4 井田开拓

井田开拓方式应该通过对矿井设计生产能力 地形地貌条件 井田地质条件 煤层赋存条件

开采技术及装备设施等综合因素进行方案比较以及系统优化之后确定

因此

在解决井田开拓问题时 应遵循以下原则：

1）贯彻执行有关煤炭工业的技术政策

为多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低效率高创造条件 要使生产系统完善、有效、可靠

在保证生产可高和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量 节约基建投资 加快矿井建设

2）合理集中开拓部署 简化生产系统 避免生产分散

为集中生产创造条件

3）合理开发国家资源 减少煤炭损失

4）必须贯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定 要建立完善的通风系统 创造良好的生产条件 减少巷道维护量

使主要巷道经常保持良好状态

5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况

并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件

6）根据用户需要

应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采 以及其他有益矿物的综合开采

4.1 井筒形式、位置和数目的确定 4.1.1 井筒形式的确定

井筒是联系地面与井下的咽喉 是全矿的枢纽

井筒选择应综合考虑建井期限 基建投资

矿井劳动生产率及煤的生产成本 并结合开拓的具体条件选择井筒

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

高低地的最大高差也不过几十米 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：利用斜井开拓首先要求煤层埋藏较浅、倾角较大的倾斜煤层 且当地地表冲积层较厚 利用竖井开拓困难时 即便是煤层埋藏较深

不惜打较长的斜井井峒的条件下才可能使用 而本井田的条件却不尽如此

全部的可采煤层均赋存于-50m以下 最深达-500m 这样一来

如果按照皮带斜井设计时 倾角不超过17度的话

此时斜井的井筒长度将是很大的 太长的斜井提升几乎是不可能的 而且工程量也是非常巨大的

跟着相关的维护和运输等费用也会大幅度的增加

以上种种因素决定了本井田使用斜井开拓也是不可行的

立井：适用于开采煤层埋藏较深且地表附近冲积层不厚的情况 而且越是这种情况就越显示出立井的优越性

混合式：对于本矿井来说 由于利用平硐和斜井都是不可行的 所以混合式也就不予考虑

本井田的煤层埋藏较深 地表附近的冲积层又比较薄 它对井筒的开凿将不会造成影响 而且立井开拓的一大好处就是 如果基岩赋存较稳定时 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合适

根据《煤炭工业设计规范》[1]规定：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． 4.1.2 井筒位置及数目的确定 1) 井筒的数目

a 根据本矿区煤层的埋藏的具体条件 各井筒均采用立井

b主井、副井、风井各一个（见图4-1、4-2、4-3）

c井筒参数 表4-1井筒参数

Tab.4-7 Well chamber parameter 井筒名称 用途 井筒长度/m 提升方法

断面尺寸 直径/m 净断面积/㎡ 主井 提升煤炭 520 箕斗提升 5.5 23.75 副井

进风、进人、运料排矸 480 罐笼提升 7.0 34.46 风井 回风兼作 安全出口 200 6.0 28.30

该设计采用三个井筒的井田开拓方式：主井、副井、风井 通风方式为中央边界式通风

2) 井筒的位置

选择井筒位置的原则：

a 有利于第一开采水平的开采 并兼顾其它水平

有利于井底车场的布置和主要运输大巷位置的选择 石门工程量小

b有利于首采采区不只在井筒附近的富煤块段 首采采区少迁村或不迁村

井田两翼储量基本平衡

c 井筒不易穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或较弱岩层

d 工业广场应充分利用地形 有良好的工程地质条件 且避开高山 低洼地和采空区 不受滑坡和洪水威胁

e工业广场宜少占农田少压煤 f 水源 电源较近

矿井设在铁路专用线路短 道路布置合理点

便于布置工业场地的位置 主要是根据以下一些原则： a有足够的场地

便于布置矿井地面生产系统及其工业建筑物和构筑物

b有较好的工程、水文地质条件

尽可能避开滑坡、崩岩、溶洞、流沙层等不良地段 这样既便于施工

又可以防止自然灾害的侵袭

c便于矿井供电、给水、运输

并使附近有便于建设居住区、排矸设施的地点

d避免井筒和工业场地遭受水患、井筒位置要高于当地最高洪水位

e充分利用地形、使地面生产系统 工业场地总平面布置及其地面运输合理 并尽可能是平整场地的工程量少

对井田开采有利的井筒位置 确定依据：

倾斜方向的位置：

从保护井筒和工业场地繁荣煤柱损失看 愈靠近浅部

煤柱的尺寸愈小；愈靠近深部 煤柱的损失愈大 因此

井筒沿倾斜方向位于井田中上

走向的位置

a) 井筒沿井田走向的位置应在井田中央 当井田储量不均匀分布时 应在储量分布的中央

以次形成两翼储量比较均衡的双翼井田

应该避免井筒偏于一侧造成单翼开采的不利局面

b) 井筒设在井田中央时 可以使沿井田走向运输工作量小

而井田偏于一侧的相应井下运输工作量比前者要大

c) 井筒设在井田中央时 两翼分配产量比较均衡

两翼开采结束的时间比较接近

d) 井筒设在井田中央时 两翼风量分配比较均衡 通风线路短 通风阻力小

综合考虑

主副井筒位置选在井田走向中央位置 位于倾向中上部

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

有条件时风井的井口也可以布置在煤层露头以后

综合考虑

本矿井的风井沿走向布置在井田的边界中部

图4-1主井断面图

Fig.4-1 Main shaft cross-section fig

主井净直径5.5m 提升容器为9t箕斗一对

采用Jkm4×4（Ⅱ）型多绳磨擦轮提升机 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

图 4-2副井断面图

Fig.4-2 Auxiliary shaft cross-section fig 副井净直径7.0m

提升容器为一吨双层四车多绳罐笼一对（一宽一窄） 采用Jk.25×4（Ⅱ）型多磨擦轮提升机 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

图4-3风井断面图

Fig.4-3Air shaft cross-section fig 风井位于井田上部边界中部 净直径6.0m用于排风 同时做为安全出口

4.2 开采水平的设计 4.2.1 水平划分的原则 确定原则：

1） 根据《煤炭工业设计规范》规定：

（1）90万t的矿井第一水平服务年限不得小于20年

缓倾斜煤层的阶段垂高为200-350m； （2）条件适宜的缓倾斜煤层 宜采用上下山开采相结合的方式； （3）近水平多煤层开采 当层间距不大时 宜采用单一水平开拓

2）根据煤层赋存条件及地质构造 煤层的倾角不同对阶段高度的影响较大 本井田的属于缓倾斜煤层 其平均倾角为14°

煤层标高从-750m标高到-300m标高

根据《煤炭工业设计规范》规定缓倾斜煤层的阶段垂高为200~350m 故划分为两个阶段

再结合本井田的煤层标高差较小 阶段斜长较短的实际情况 宜采用单水平上下山开采

3）根据生产成本 阶段高度增大 全矿井水平数目减少 水平储量增加

分配到每t煤的折旧费减少

但阶段长度大会使一部分经营费相应增加

其中随着阶段增大而减少的费用有：井底车场及硐室、运输大巷、回风大巷、石门及采区车场掘进费、设备购置及安装费用等；相应增加的费用有：沿上山的运输费、通风费、提升费、倾斜巷道的维修费

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经济技术比较 选择经济上合理的方案

4）根据水平接替关系 在上一水平减产前 新水平即作好准备

因此一个水平从投产到减产为止的时间 必须大于新水平的准备时间 正常情况下

大型矿井的准备时间要1.5～2年

井底车场、石门及主要运输大巷亦需要1.5～2年 延伸井筒需要1年

合计需要4～5年的时间

开拓延伸加上水平过渡需要7～9年 所以每个矿井在确定水平高度时

必须使开采时间大于开拓延伸加上水平过渡所需要的时间

根据《煤炭工业矿井设计规范》：当煤层倾角大于12度时 宜采用走向长壁采煤法

本矿井煤层倾角平均为14度 故采用走向长壁采煤法

4.2.2 开采水平的划分 根据本井田的实际情况 以及煤层赋存的条件

提出两个在技术上可行的方案 ：

方案一：采用立井单水平上下山开采 总的来说

两个方案再在技术术上均可行 各有优缺点

需要通过经济比较 才能确定其优劣

首先对下阶段的巷道布置在技术上比较两方案的优缺点 详见表4-2

表4-2两种开拓方案的技术分析表

Tab.4-2 two kind of development plan technical analytical table 方案

方案一：采用立井单水平上下山开采

方案二：采用立井双水平加暗斜井上山开采 优 点

(1）开拓巷道工程量小 两阶段共用一组大巷和平巷 掘进率较低

(2）提升运输距离较短 (3）保护煤柱损失少 可以提高回采率

(4) 下山阶段辅助运输容易 (1) 采准巷道施工容易 工艺简单

(2) 对工作面通风有利 可以避免下行风带来的缺点 通风费用较少

(3) 对于煤炭的回采有利 (4) 延伸井筒的施工比较方便 缺 点

(1) 施工技术复杂 设备要求多

(2) 掘进速度慢 掘进费用高 (3) 下山开采

工作面生产难度增加 排水困难

（4）顺槽内运输费用较高 生产费用较高

（5）两顺槽间风压差别较大 通风困难

(1）开拓巷道工程量大 增加准备时间

(2）提升能力小 动力消耗大 提升费用高 (3）风路长 风阻大 通风费用高

(4）暗斜井的维护较为困难 维护费用高

对于两个方案进行经济比较： 因两个方案划分的采区基本相同 所以采区上山的经济比较可以忽略不计 具体比较如下：

图4-4立井开拓方案一

Fig. 4-4 vertical shaft development planNo.1

图4-5立井开拓方案二

Fig.4-5 Vertical shaft development plan No.2

表4-3案一 单水平上下山开采

Table 4-3 pioneering single-level downhill

项目 工程量 单价 费用

运输提升 万t 1520万t 0.669元/t 1016.8万元 排水 万m3 404.3万m3 0.1525元/m3 61.65万元 合计

1078.4万元

表4-4方案二：暗斜井延伸 两水平开采

Table 4-4 Option 2: Inclined Shaft extension the two levels of exploitation

名 称

掘 进 费 用 长度 （m） 费用 （元/m） 总费用 （万元） 运输暗 斜 井 922 3000 276.6 回风暗 斜 井 922 3000 276.6 井底车场 1100 3000 330

运输大巷 1269 3000 380.7 合计

1263.9万元

通过两个方案进行经济比较 很显而易见

方案二比方案一明显增加两条912m的暗斜井 以及增加相应的采准巷道 掘进费用明显高于方案一

而且相应的运煤、提升费用尚未计入表中 使得方案一的优势更加突出 所以方案一为最优方案

综上所述

本设计采用单水平上下山联合的方式

4.2.3 设计水平储量及服务年限 本井田设计水平为-580水平

第一阶段的设计可采储量为3900.5万t 设计水平的服务年限为34.1年

表4-5 水平储量及服务年限

Tab.4-5 Horizontal reserves and service life 水平序号

可采储量/万t 服务年限/年 第一阶段 3900.5 30.96 第二阶段 3300.9 26.19

4.2.4 设计水平的巷道布置 由于本井田煤层间距较近 层间距＜80m

故采用集中大巷布置 为便于维护

将大巷布置到12-2煤层底板岩层中 又由于设计中通风方式为边界式 所以采用两条大巷布置

大巷距煤层底板间距一般30m

大巷支护方式掘进时期及时支护采用锚杆支护 后期采用混凝土砌碹 巷道断面特征见图4-6

4.2.5 大巷的位置、数目、用途和规格 1)大巷的位置

选择大巷位置的原则：掘进量少 费用少 维护条件好 煤柱损失少

有利于通风和防火 运输方便

本矿井的可采煤层有两层

双轨大巷布置在12-2号煤层底板岩层的-580m水平处 距煤层底板30m

2)大巷的数目和用途 根据运输和通风条件 本矿井共布置一条双轨大巷

承担整个水平运煤、进风、运料、排水、排矸、行人等任务

3)大巷的规格

因为大巷的服务年限都较长 所以都采用锚喷支护 各大巷具体断面如下：

图 4-6 双轨大巷断面图

Fig.4-6 Transport the big lane sectional drawing 大巷运输方式采用矿车运输 轨型为18公斤/m 轨道大巷轨距600 mm

对大巷运输方式选择的依据是： 1）由于设计生产能力小 采用此种运输方式能满足要求

2）吨公里运输费较低

3）运输能力大 机动性强

随着运距和运量的变化可以增加列车数

4）矿车运煤可同时统一解决煤炭、矸石、物料和人员的运输问题

5）对巷道直线度要求不高 能适应长距离运输

4.3 采区划分及开采顺序 4.3.1 采区形式及尺寸的确定 根据井田地质情况 煤层赋存较稳定 煤层厚度在4左右 井田走向长度5km

井田内两条大的断层构造

以上条件很适合布置综合机械化采煤

而设计规范规定综采工作面双翼采区走向长度应超过1500~2000m 因此将井田共划分四个采区 其中一阶段两个上山采区 北一采区和北二采区 均为双翼采区

二阶段两个下上采区：南一采区 南二采区

表4-6 井田各采区技术特征表

Table 4-6 Mine technical characteristics of the mining area Table 采区

走向长度/m 倾斜长度/m 工业储量/万t 采煤方式 落煤方式 准备方式 N1 2416 1197 2869.2 走向长壁 综采

双翼上山采区 N2 1846 1038 1720.2 走向长壁 综采

双翼上山采区

S1 2281 756 2043.6 走向长壁 综采

双翼下山采区 S2 2226 904 1686.6 走向长壁 综采

双翼下山采区 合计 8769 3895 8319.6

4.3.2 开采顺序

合理的开采顺序是在考虑煤层采动影响的前提下 有步骤、有计划的按照一定的顺序进行 保证采区、工作面的正常接替 以保证安全、均衡、高效的生产 并且有利于提高技术经济指标

合理的开采顺序可以保证开采水平、采区、回采工作面的正常接替 保证矿井持续稳定生产 最大限度地采出煤炭资源

减少巷道掘进率及维护工程量；合理的集中生产 充分发挥设备能力 提高技术经济效益 便于防止灾害 保证生产安全可靠

根据《矿井设计规范》规定

新建矿井采区开采顺序必须遵循先近后远 逐步向井田边界扩展的前进式开采 多煤层开采时 一般先采上层

后采下层的下行式开采

还应厚、薄煤层合理搭配开采；开采有煤与瓦斯突出煤层时

应按开采保护层、抽放瓦斯及单独开采等技术措施要求 顺序开采

为保证均衡生产 一个采区开始减产

另一个采区即应投入生产 为此

必须准备好一个新的采区 所以

一个采区的服务年限应大于一个采区的开拓准备时间

由于双翼两个采区条件相近 大巷长度又大致相等

所以采区开采顺序可任选一个先采 本设计开采顺序为：N1采区 S1采区 N2采区 S2采区

煤层间下行式 区段内后退式回采

4.4 开采水平井底车场形式的选择 4.4.1 开采水平井底车场选择的依据

井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称 是连接井下运输和提升的枢纽 是矿井生产的咽喉 因此

井底车场设计是否合理

直接影响着矿井的安全和生产

根据《矿井设计规范》规定

井底车场布置形式应根据大巷运输方式、通过井底车场的货载运量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置、地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室处围岩条件等因素 经技术经济比较确定

由于本设计中主井提升方式为箕斗提升 大巷采用矿车运输

井底车场与大巷距离较远且需用石门联系 从主副井井底车场到大巷均与石门联系 所以井底车场型式选为立式车场 如图4-7

１――主井 ２――副井 ３――井底煤仓 ４――水仓

5――水泵房 6――中央变电所 7――清煤斜巷 图 4-7 井底车场示意图

Fig.4-7 Shaft station abridged general view cross-section distinction 4.4.2 井底车场主要硐室

根据《矿井设计规范》规定

井下硐室应根据设备安装尺寸进行布置 并应便于操作、检修和设备更换 符合防水、防火等安全要求 井下主要硐室位置的选择 应符合下列规定：

a应选择在稳定坚硬岩层中 应避开断层、破碎带、含水岩层；

b井下硐室不布置在煤与瓦斯突出危险煤层中和冲击地压煤层中

井底车场的主要硐室包括煤仓、箕斗装载硐室、中央变电所、中央水泵房及火药库

1)井底煤仓及装载硐室

井底煤仓位置应根据大巷运输方式、装载硐室位置、围岩条件及装载胶带机巷与装载硐室相互联系等因素比较确定

井底煤仓宜选用圆形直仓 井底煤仓的有效容量按下式计算：

（4-1） 式中：

Qmc--井底煤仓有效容量(t) Amc--矿井日产量(t) 0.15～0.25--系数 大型矿井取大值 小型矿井取小值 本设计取0.15

则井底煤仓容量为：

Qmc=0.15×900000/330=410t 煤仓为圆形垂直煤仓 见图4-8

图4-8垂直煤仓结构图

Fig.4-8 The diagram of coal Depot

1--上部收口；2--仓身；3--下口漏斗及溜口闸门基础；4--溜口及闸门 2) 中央变电所、中央水泵房和水仓 中央变电所和中央水泵房联合布置

以便使中央变电所向中央水泵房供电距离最短 一般布置在副井井筒与井底车场连接处附近 当矿井突然发生火灾时

仍能继续供电、照明和排水 为便于设备的检修及运输 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接处巷道轨面标高0.5m 水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置密闭门 水仓入口

一般设在空车线 井底车场标高最低处 确定水仓入口时 应注意水仓装满水

中央变电所和中央水泵房建成联合硐室 具体见图4-9：

图 4-9 中央变电所和中央水泵房联合硐室

Fig.4-9 Substation capacity and water pump house union booth 3)火药库

由于本矿井采用全部机械化采煤 所以相对用火药较少

选用储量较小的壁槽式火药库就可以满足井下正常工作的需要

库房与巷道的关系：

a库房距井筒、井底车场、主要运输巷道、主要硐室和影响全矿井大部分采区通风的风门的直线距离应不小于80m；

b库房距地面或上下巷道的直线距离不小于15m

根据本设计井底车场的实际位置 采用容重2400kg壁槽式标准爆破材料库 该材料库具有独立的通风系统

打一条通风钻孔直接与地面直接相连 火药库的具体结构见图4-10：

图 4-10 壁槽式爆破材料库

Fig.4-10 Blast material storage 序号

巷道名称 序号

巷道名称 １

轨道大巷 ２

库房巷道 ３

炸药壁槽 ４

雷管壁槽 ５

电气壁槽 ６

消防器材 ７

放炮工具室 ８

发炮室 ９

防火门 10

回风立眼

4.5 开拓系统综述 4.5.1 系统概况 1）开拓方式

本设计矿井采用\"立井多水平、 集中运输大巷、走向长壁相结合\"的开拓方式 采用立井开拓 共3个井筒

主箕斗立井、副罐笼立井、边界风井 采用中央边界式通风方式

矿井开采水平在-580m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

2)生产系统：

a 通风系统：由副井进风 主回风井回风

一采区通风路线是：副井 轨道石门 轨道大巷 采区轨道上山 区段轨道石门 区段运输平巷

工作面

区段回风平巷 区段回风石门 采区运输上山 回风大巷

最后由主回风井排出地面

火药库通风：副井入风 采用钻孔立眼回风

b 运煤系统：工作面落煤 区段运输平巷 区段运输石门 溜煤眼下溜 采区运输上山 采区煤仓 运输大巷 运输石门 井底煤仓

最后由主井箕斗提升至地面

c 运矸系统：掘进工作面 区段轨道平巷 采区回风石门 采区轨道上山 轨道大巷 副井 地面

d 运料运人系统：地面 副井 轨道大巷 采区轨道上山 区段回风石门 区段轨道平巷 直至工作面

e 排水系统：采掘工作面 区段平巷 区段轨道石门 采区轨道上山 轨道大巷 井底车场 水仓

副井 地面

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 \"三个煤量\"达到规定标准；

c 回采工作面长度一般不少于设计回采工作面长度的50﹪； d 工业广场内的行政、公共设施基本完成； e 居住区及其设施基本完成

根据以上标准确定井巷的开凿位置

2) 移交生产时井巷开凿的位置 在矿井设计中

全矿年产量由一个综采工作面保证达产 移交生产时

运输上山、轨道上山已经掘进到开采位置

煤层运输平巷、回风平巷已掘完并通过区段石门与上山相连 然后掘开切眼 贯通上下顺槽

3) 初期工程量

初期移交工程量是指移交时掘进的各类巷道硐室、井筒等为生产服务的设施的总的掘进体积

初期移交开拓工程量见表4-7：

表4-7交初期工程量表

Tab. 4-7 Erealy transfer engineering amount table 名称 长度/m

掘进断面面积/ m2 掘进体积/ 主井 520 23.75 12350 副井 480 34.46 16540..8 风井

200 28.30 5660 井底车场 1100 18.4 20240

主要运输石门 130 16.9 2197

主要轨道石门 130 16.9 2197 运输大巷 1600 16.9 27040 运输上山 1170 16.9 19773 轨道上山 1170 16.9 19773 轨道石门 80 16.9 1352 回风石门 259 16.9 4377.1 运输顺槽 1430 16.1 24167 回风顺槽 1430 12.6 18018 回风大巷

1170 16.4 19188 开切眼 180 12.6 2268 总计

195320.9

5 采准巷道布置

5.1 设计采区的地质概况及煤层特征 5.1.1 采区概况

设计采区为一采区 该采区位于井田西翼 西至井田勘探线

东部边界到工业广场保护煤柱线 大巷布置在-580水平 采区平均走向长2416m 倾斜长1256m

采区内共发育两个个可采煤层 煤厚分别为3m、4m 煤层赋存简单

无断层及火成岩侵入等地质构造 煤层倾角平均为14度 煤变质程度高 煤质好

绝对涌出量为10.5m3/min 发火期短

煤层直接顶较厚并且软弱

5.1.2 煤层地质特征及工业储量 一采区做为首采区 是上山开采 采区开采两层煤

煤层平均倾角为14° 属于缓倾斜煤层 采区内地质构造简单 无断层 煤质较好

水分含量0.56～15.54％ 瓦斯相对涌出量为10.5m3／t

煤尘无爆炸性危险自然发火期为3-6个月 煤层顶底板较为稳定

采区工业储量为3369.2万t

5.1.3 采区生产能力及服务年限

采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力

而采煤工作面的产量取决于煤层厚度、工作面长度及推进度

1) 采区生产能力A：

（5-1） 式中：L-回采工作面长度 取180m

V-工作面年推进度 工作面每日进4刀 截深0.8m

因此年推度为1056m M-采高 4m

r -煤的容重 1.3t/

C-工作面回采率 厚煤层0.93

则: A=180×1188×4×1.3×0.93 =90.92万t/a 同时考虑5％的掘进出煤 则采区的生产能力为：

A总= A×（1+5%）=103.4×1.05=95.47万t/a；

再将上面计算出来的生产能力通过通风能力、风速和风量限制要求计算式中检验 得出符合要求

2) 采区服务年限T：

（5-2） 式中： Z-本采区设计可采储量 2351.16万t

A-本区生产能力 90万t/a

=2351.16/90×1.4=18.65年

5.2 采区形式、采区主要参数的确定 5.2.1 采区形式

按照煤层群开采的联系为联合准备 即各煤层共用两个岩石上山和区段石门 煤层倾角平均为14°

瓦斯量低、顶底板均无较大涌水 根据煤层赋存条件

本设计采用走向长壁采煤法

5.2.2 采区上山数目、位置及用途

设计的上山在最下部煤层的底板开掘 运输上山作为采区的主运输 其内铺设皮带

运输采区工作面的出煤

轨道上山铺设轨道作为采区的辅助运输 运送矸石、设备、材料、兼作行人

5.2.3 区段划分

采区倾向长1256m 其中留4m的区段平巷 区段间保护煤柱留10m宽 井田境界煤柱30m 阶段煤柱30m

则本采区可以划分为6个区段 工作面长180m

5.3 采区车场及硐室 5.3.1 车场形式

区段上部车场为顺向平车场 中部为单向甩车场 下部为直向平车场

每个采区只有一个综采工作面 运输量不大

所以只设材料绕道车场 运料斜巷在大巷入口处取平 由大巷进入车场绕道存车线 然后直接进入轨道上山 这种布置方式使用方便 运行可靠

1) 上部车场：车场形式为顺向平车场（与回风道在同一水平） 矿车或材料车经轨道上山提至平车场平台

然后沿着矿车行进方向经回风石门运至工作面或所需材料地点

2) 车场：车场形式为石门甩车场形式 单道起坡方式

由轨道上山提升上来的矿车 通过甩车道甩到中部轨道石门中 再进到区段轨道平巷

3) 下部车场：本下部车场的绕道属于顶板绕道 从上山来看

通过竖曲线落平后摘钩

沿车场的高道自动滑行到下部车场存车线 由井底来车

则进入车场的底道

自动滑行到下部车场的低道存车线后 挂钩由绞车房提升上去

根据轨道上山起坡点到大巷的距离 本车场属于斜式顶板绕道 [8]

5.3.2 采区煤仓

在采区煤仓的尺寸确定之前 首先对煤仓的容量进行确定： 按循环产量计算煤仓容量Q

Q=L×l×h×r 式中：L--工作面长度 m

l--截深 m

h--采高 m

r--煤的容重 1.3t/ m3

所以Q =180×0.8×4×1.3=748.8t 由以上计算作为依据 选择煤仓容量为800t

由经验

R=2.96≈3 h=25m 采区煤仓用混凝土收口 在煤仓上口设铁箅子 煤仓溜口与装车方向相同 闸门的形式为单扇闸门 开启方式为气动

5.4 采准系统、通风系统、运输系统 5.4.1 采准系统

由运输大巷开掘采区下部车场 向上开掘采区岩石集中运输上山 采区集中轨道上山 与回风大巷贯通

5-4）5-3）（ （ 形成通风系统后

在区段上部开掘采区回风石门

在区段下部开掘区段运输石门与区段轨道石门 分别与上层煤贯通

在上层煤开掘区段运输平巷

区段回风平巷至采区边界开掘开切眼 形成工作面即可回采

掘进过程中同时开掘中部车场 上部车场及采区各种硐室

5.4.2 通风系统

新鲜风流副井→井底车场→轨道大巷→轨道上山→区段运输平巷→工作面→污风→区段回风平巷→采区回风石门→回风大巷→风井排出地面

5.4.3 运输系统

运煤系统：工作面出煤→区段运输平巷→运煤上山→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轨道上山运到轨道大巷之后到井底车场 然后从副井提至地面；

运料系统：副井→井底车场→轨道大巷→轨道上山→区段回风平巷→使用地点 [6]

5.5 采区开采顺序

本设计采区同一煤层采用区段顺序依次开采 工作面沿走向推进 采区内共有四个煤层 分别都是由远及近开采 由于顶底板岩性较好

受采动影响较小．先采上层煤 再采下层煤

工作面沿走向推进

5.6 采区巷道断面

根据《设计规范》规定

综采工作面胶带输送机顺槽巷道净断面不宜小于12㎡ 回风顺槽净断面不宜小于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㎡

采区准备巷道工程量是指从区段石门起的所有巷道和硐室的工程量总和 具体见下表5-1：

表5-1采区准备工程量

Tab.5-1 Ready engineering amount of mining section 巷道

支护形式 断面大小 长度/m 体积

净/m2 掘/m2

净/m3 掘/m3 运输上山 锚喷 16.4 20.2 1170 19188 23634 轨道上山 锚喷 15.3 19.0 1170 17901 22230 绞车房 锚喷 13.5 15 35 472.5 525

采区下部车场 锚喷 13.1 14.9 150 1965 2235 采区煤仓 混凝土 15.9 19.6 21

333.9 411.6

区段运输石门 锚喷 16.4 20.2 145 2378 2929

区段回风石门 锚喷 15.3 19.0 145 2218.5 2755 运输顺槽 梯形棚子 12.3 13.7 1430 17589 19591 回风顺槽 梯形棚子 11.6 13.1 1430 16588 18733 开切眼 锚网 10.1 10.1 180 1848.3 1848．3

图5-1. 运输顺槽巷道断面图

Fig. 5-1 Transport trough tunnel section

图5-2 回风顺槽断面及特征

Fig. 5-2 Returns to the wind to break the chart along the trough and charactic 6 采煤方法

6.1 采煤方法的选择 6.1.1 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

6.1.2 采煤方法

本矿井的两层煤均属于缓倾斜煤层 根据本采区的形状特点

采用走向长壁后退垮落采煤法

表6-1 全井田各采区采煤方法

Table 6-1 entire mining area of the mine mining method 采区 采煤方法 落煤方式 顶板管理 一采区

走向长壁采煤法 综采局部普采 全部垮落法 二采区

走向长壁采煤法 综采局部普采 全部垮落法 三采区

走向长壁采煤法 综采局部炮采

全部垮落法 四采区

走向长壁采煤法 综采局部炮采 全部垮落法

6.2 开采技术条件

两层煤在井田内全区发育 煤层赋存稳定

是井田的主要可采煤层

煤层顶底板多为砂页岩、泥岩或石灰岩 底板为粉砂岩、细砂岩

各煤层具线理状、条带状结构 层状构造普遍发育

瓦斯：开采煤层属于低瓦斯煤层 瓦斯绝对涌出量为4.75 m3/min

煤尘：具有爆炸危险性

煤的自燃：煤的自燃发火期为3~6个月

本井田内各煤层主要为褐煤和长焰煤 煤质黑色 条痕微带褐色 沥青光泽

具参差状、贝壳状、阶梯状、眼球状断口

本井田内可采煤层均为褐煤 煤的工业分析

元素分析和其他煤质试验证实 原煤的发热量较高 属于中灰煤 硫磷含量低 易筛分

是良好的发电和工业用煤

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《设计规范》的规定

综合机械化采煤工作面的长度一般150～240m 年进度一般为900～1500m

根据实际情况及设备能力已经确定工作面长度为180m 现对工作面长度按通风及运输条件进行校核

6.3.1 按通风能力确定工作面长度

通风能力对工作面长度的影响取决于工作面瓦斯涌出量 在低瓦斯矿井

工作面长度不受通风能力限制 在高瓦斯矿井

工作面的通风能力则是限制工作面长度的重要因素 通风能力所允许的工作面长度可用下式计算：

（6-1） 式中： L--工作面允许最大长度 v --工作面允许最大风速 4m/s

M--工作面采高 4m

C1--风流收缩系数 0.90～0.95

qb--昼夜产一t煤所需风量 0.86 m3/min

p--煤层生产率 5.012 t/m2

S--工作面最小控顶距 3.8m

N--循环进刀数 4

B--采煤机截深 0.8m

6.3.2 根据采煤机能力确定工作面长度

（6-2） 式中：Q --采煤机日生产能力

Q=日采煤作业时间×60×Vmax×M×B×γ Q=16×60×10.5×4×0.8×1.3=52416t K --开机率 即循环率 0.7

N --日进刀数

4刀

B --采煤机截深 0. 8m

M --采高 4m

r --煤的容重 1.3t/m3 C --工作面回采率 0.93 L≤

6.3.3 按刮板输送机能力校验工作面长度

L≤n×n1×q/（B×N×C×P） 式中：n -昼夜出煤班数 2班；

n1-每班运煤时间 7小时

q -输送机每h输送能力 1100t/h；

B -截深 0.8m；

N -每天进刀数 4刀；

C -工作面回采率0.93 P -煤层生产率 5.012t/m3

∴L≤2×7×1100/（0. 8×4×0.93×5.012）=1032（m） 因此按刮板输送机能力校验工作面长度也是满足要求

通过上述校验

可知工作面长度定在180m是可行的 故在本设计中

确定工作面长度L=180m

6.4 采煤机械选择和回采工艺确定

根据本设计的实际情况：煤层平均厚度4m 倾角为14° 煤质中硬

选用的设备为AM500型双滚筒采煤机 ZY3500/16/38支撑掩护式液压支架 SGB-830/400型刮板输送机 [3]

6.4.1 采煤机械的选择

1) AM500双滚筒采煤机主要技术特征如下： 采高：1.5m～5m

适应煤质硬度：f=1～4

6-3）（ 煤层倾角：0～45度 截深： 800mm 滚筒直径：1800mm

牵引方式：液压、双牵引、无链 牵引力：36t

牵引速度：0～10.5m/min 滚筒中心距：11028mm 机面高度：1640mm 卧底量：400mm 重量：32t

与采煤机配套的电动机的主要技术特征如下： 型号：2KI 功率：375kW 台数：2 电压：1140V 冷却方式：水冷

喷雾方式：内、外喷雾

2) ZY6400/24/47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 高度 ：2.4～4.7 m 宽度 ： 1.43～1.59m 中心距：1.5m 初撑力： 5680 KN 工作阻力：6400 KN 支护强度： 0.9Mpa 适应煤层倾角： <20°

降-移升循环时间： 37.8 s 供液泵压：31.5MPa

运输尺寸(长×宽×高)：6.5×1.43×2.4 重量：23.12t

伸缩量为： S=H大－H小＝4.7－2.4＝3.3m 伸缩比： m＝H大/H小＝4.7/2.4＝1.95 中厚煤层： m不小于1.4～1.6 最大控顶距：

l大＝d＋e＋s＝2＋0.2＋0.8＝3 m 最小控顶距：

l小＝d＋e＝2＋0.2＝2.2 m 式中d-支架顶梁长 2m

e-梁端距 一般0.2～0.4m s-截深0.8m

3) SGB-830/400型刮板输送机的主要技术特征如下： 设计长度：200m 出厂长度：200m 运输能力：1000t/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）：1500×830×222

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：2×200Kw 转速：1470r/min 电压：1140V 6.4.2 配套设备选型

工作面的配套设备主要有转载机、破碎机、可伸缩胶带输送机 具体技术特征见下表[5] 表6-2 转载机

Table 6-2 reproduced machine 型号 装机功率 输送能力 设计长度 SZZ-764/315 315kw 1000t/h 40m

表6-3 破碎机

Table 6-3 crusher 型号 功率 破碎能力 破碎粒度 PEM1000×650 315kw 1200t/h 300mm

表6-4 胶带输送机

Table 6-4 belt conveyor 型号 功率 带宽 带速 输送能力

DSJ-120/200/2×22 2×220kW 1200m

3.5m/s 1200t/h

表6-5 乳化液泵站

Table 6-5 emulsion pumping station 乳化液泵型号 工作压力 功率 乳化液箱 泵站流量 S300型3 37.5 30KW 一台 300m/min

6.4.3 回采工艺方式的确定

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、支架及处理采空区等各种工艺

回采工艺选择的原则： a 尽可能使用机械采煤 达到工作面高产高效

b 劳动安全条件好

b 煤炭损失少 回采率高

d 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 [12]

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d所示

图6-1 斜切进刀示意图

Figure 6-1 oblique Feed Sketch 3) 工艺过程：采煤机由机头斜切进刀→移端头溜子→移过度架和端头架→采煤机反向空驶→采煤机割第一刀煤→移架→推溜→采煤机由机尾斜切进刀进行下一个循环

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 指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

支护方式：

工作面端头采用ZY6400/24/47端头液压支架支护 [9]

工作面布置图如下图

图6-2 工作面布置图[12]

Fig.6-2 Acting surface arrangement fig

6.5 循环方式选择及循环图表的编制 6.5.1 确定循环方式

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、处这样一个采煤全过程 采煤工作面采用\"三八\"工作制 两班采煤 一班准备

工作交班时间未计入循环图表 循环图表见图6-3： 图6-3 循环作业图[16]

Figure 6-3 cycle of operations plans 6.5.2 劳动组织表

劳动组织表编制原则：

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工作人员以内工人 采区工作人员除外

表6-6 劳动组织表（综采）

Table 6-6 Labor Organization (fully mechanized coal mining) 序号 工种 每班人数

一 二 三 合计 1 班长 2 2 2 6 2

采煤班司机 2 2 4 3

支架工 8 8 2 18 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 2 2 2 6 7

泵站司机 1 1

1 3 8

运料工 2 2 4 8 9

检修工 3 3 6 12 10

机电维修工 2 2 6 10 总计 24 24 25 73

表6-7 劳 动 组 织 表（综掘）

Table 6-7 Labor Organization (IMIS dig) 序号 工种 在册人数

班次 一班 二班 三班 合计 1

队干部 5 1 3 1

5 2 班 长 6 2 2 2 6 3

掘进机司机 5 1 2 1 4 4

输送机司机 8 2 2 2 6 5

局扇司机 4 1 1 1 3 6

绞车司机 6 2 2 2 6 7 电工 7 1 5 1 7 8

钳工 7 1 4 1 6 9

打眼工 12 3 4 3 10 10 喷浆工 15 4 4 4 12 11 架棚工 14 4 4 4 12 12 风筒工 5 1 2 1 4 13 验收员 3 1 1 1 3 14 下料工 3

1 1 1 3 15 材料员 2 2 2 16

生活服务员 1 1 1 17 合计 103 25 40 25 90

6.5.3 机电设备表

表6-8机电设备表：

Table 6-8 electrical and mechanical equipment as follows 序号 设备名称 型号 单位 数量 1

液压支架 ZY6400/24/47 架 126 2

采煤机 AM500 台 1

3

刮板输送机 SGB-830/400 台 1 4

转载机

SZZ-764/500 台 1 5

乳化液泵站 NBR-764/132 台 2 6

移动变电站 KSGZY-500/6 台 2 7

端头支架 ZY-64 架 4 8

带式输送机

DSJ-120/200/6×220 台 3 9

破碎机

PEM1000×650 台 1 10

乳化液箱 S300型 台 4 11

馈电开关

KBZ-400/1140D 台

2 12

磁力起动器 DQZBH300A 台 2

6.5.4 技术经济指标表 表6-9 技术经济表

Table 6-9 Technical and Economic Table 序号 项目 单位 数量 1

工作面长度 m 180 2 采高 m 4 3 倾角 度 14 4 容重 t/ m3 1.3 5

日进度 m 3.2 6

日产量 t

2995.2 7

月进度 m 96 8

月产量 t

89856 9

回采工效 t/工 30.8

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

建井工期是指由井筒开凿起到移交生产的全部时间

建井工程量是指由井筒开始建井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

各项工程量计算如下表： 表7-1井筒工程量计算表

Table 7-1 shaft project in terms of form 井筒 名称 井口 标高 井筒 深度 断面 工程量 支架 材料 净 掘 净 掘 主井 -100 520 21.7 23.75 11284 12350 砌碹

副井 -100 480 31.5 34.46 15120 16541 砌碹 风井 -100 200 19.6 28.3 3920 5660 砌碹

表7-2井底车场工程量计算表

Table 7-2 depot project in terms of bottom table 序号 名称 支架 材料 长度m 断面 工程量 净 掘 净 掘 1 水仓 砌碹 130 11.4 13.2 1482 1716 2

主井车场 砌碹

144 10.5 12.8 1512 1843 3

副井车场 砌碹 440 10.5 12.8 4620 5632 4

水泵房 砌碹 30 12.2 14.3 366 443 5

变电所 砌碹 35 12.2 14.3 427 501 6 煤仓 砌碹 30 14.4 17.3 432 519 7

清扫斜巷 砌碹 150 10.5 12.8 1570

1920 8

火药库 砌碹 240 10.5 12.8 2520 3072

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半煤岩巷、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 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： 主、副立井：80m/月； 风立井：100m/月； 岩石巷道：200m/月； 半煤岩巷：350m/月；

煤层巷道：500m/月（按连续采煤机施工考虑）；

图7-1建井工期图表 Fig.7-1 Build well term fig

根据机械化设备满足《规范》要求： a.煤巷及半煤岩巷掘进 采用综合掘进机组 配备掘进机 胶带转载机

可伸缩胶带输送机及相应的配套设备

b.全岩巷道大断面掘进配备液压凿岩车 侧卸式装岩机

转载机 列车

齿轨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 齿轨车 矿车等

7.2 开采计划

7.2.1 开采顺序及配产原则 1) 开采顺序

合理的开采顺序应满足下列原则：

a保证开采水平的采区、回采工作面的正常接替 保证矿井接续稳定高产

b符合煤层采动影响关系 最大限度的采出煤炭资源

c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

d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

e便于灾害预防 有利于巷道维护 保证生产安全可靠

从整体来看

全矿井属于下行式开采

即至上而下分别开采9煤和12-2煤两个煤层 均采用后退式开采

2) 配产原则

全矿井只有一个面达产 故不需配产

7.2.2 开采计划 开采计划

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]：

1) 矿井两翼开采的产量分配尽可能与储量相适应 避免一翼储量积压 造成后期形成单翼生产

2) 各煤层配产上注意厚薄搭配、肥瘦搭配

3) 合理集中生产 避免战线过长 生产分散

尽可能提高回采工作面单产和采区生产能力 减少同时生产的采区个数

4) 要留有余地

并以可靠的可采储量为基础

表7-2采区接替表

Table.7-2 mine section replace table

表7-3工作面接替表

Table.7-3 Acting surface replace table

8 矿井通风 8.1 概述

刘官屯矿井田大部位于河北省丰南市境内 北部边缘属唐山市

东隔滦河与秦皇岛市相望 西与天津市毗邻 南临渤海

北依燕山隔长城与承德地区接壤

刘官屯矿井田浅部以9煤层潜伏露头线为界 深部以-750煤层底板等高线为界 东部至第四勘探线 西部至第九勘探线 井田走向平均长5km

倾斜平均长2.2km 面积约为11平方km 井田内共有2层煤 均是全区发育

煤层分别是： 9层煤、12-2层煤 煤层倾角平均为14°

矿井的生产能力为0.9Mt/a 服务年限为57.15年 本矿井为低瓦斯矿井

CH４绝对涌出量4.75 m３/min、相对涌出量1.17 m３/t

本矿井采用立井单水平上下山开拓 大巷布置采用全煤组集中布置 大巷布置在-580m水平

本设计矿井单工作面达产 年产90万t

为保证采掘正常接替 同时掘进工作面为两个 采掘比1：1

本矿是大陆性季风气候 四季分明 冬季寒冷少雪 夏季高温多雨 春季干旱多风沙

据气象资料记载年平均气温20摄氏度

8.2 矿井通风系统的选择

矿井通风的基本任务是供给矿井新鲜风流 以排除井下的有害气体及矿尘 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 通风网络形式

选择矿井通风系统必须满足如下要求[5]：

1) 每个矿井至少应有两个通到地面的安全出口 各个出口间的距离不得少于30m

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

井口距离产生烟尘等有害气体的地点不小于500m 矿井的总风道不得作为主要人行道

3) 箕斗井一般不应作回风井或出风井

4) 所有矿井都要用机械通风主扇与分区主扇必须安装在地面

5) 充分注意降低费用 风道壁要光滑

6) 选择通风系统时要综合采区通风和掘进通风的若干要求

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

8.2.1 通风方式的选择 1).中央并列式

进风井与回风井大致并列于井田中央 由主井兼作回风井或专设中央风井 这种方式具有初期工程量少 建井期短

便于管理等优点

缺点：是进、回风井之间漏风大 矿井的中、后期的通风路线长 通风阻力大 工业场地噪音大

这种通风方式适用于煤层倾角大 走向长度小于4㎞的 低瓦斯矿井

2).中央分列式

进风井位于井田中央 回风井位于井田上部边界中央

这种方式具有通风阻力小、漏风小、安全性好、工业场地噪声小 且便于从回风井铺设防尘洒水管路等优点 适用于煤层倾角较小 埋藏较浅

瓦斯和煤尘自燃发火期比较严重的设计 走向长壁较大的中型矿井 投产初期多采用这种通风方式

3) 两翼对角式

进风井位于井田中央 回风井布置井田两翼各一个

分别为井田一翼服务 适用于高瓦斯矿井

自燃发火和热量比较严重或有煤和瓦斯突出危险的矿井

4) 分区对角式

进风井位于井田中央

两翼含有两个或两个以上回风井为所在附近采区服务 这种方式也称为分区式通风

它适用于煤层距地表较近且高低起伏大

第一水平无法开凿总回风道的情况；也适用于有煤和瓦斯突出危险的矿井或高瓦斯矿井 此外

各分区有独立的进、回风系统 这种通风方式具有建井期短 安全性好

便于管理等优点 但回风井多

占场地大和风井管理分散等原因 因而多适用于分区分期开拓 分期投产的特大型矿井

5) 混合式

上述几种方法的组合称为混合式

如中央分列式与对角式混合、中央并列式与对角式混合、以及中央并列式与中央分列式混合 这种通风方式适用于井田走向长度大或矿井改扩建和开拓延深矿井 或多煤层多井筒矿井 或井田面积较大

产量大且分区开拓的矿井

通过对以上几种通风方式的比较 结合矿井的实际情况 煤层平均倾角为14度 煤层自然发火期3-6个月 煤尘无爆炸性 瓦斯涌出量低 属低瓦斯矿井 综合考虑上诉因素

选取中央分列式通风方式

8.2.2 通风方法的选择

主要通风方法的选择有三种：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 其漏风是从矿井内向矿井外漏风 一旦风机因故障停止运转 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 一般认为压入式通风不宜在高沼气矿井使用

2) 抽出式

主要通风机设在回风井处

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 地面空气会漏向井下

当存在老窑时还会把积存的有害气体抽到井外 同时使工作面的风量减少

3) 压抽混合式

在矿井入风处设通风机做压入式工作 回风处通风机做抽出式工作 通风系统的进风处处于正压 回风处处于负压 该式要求设备多 管理复杂

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

选择抽出式通风方法作为本矿通风方法

8.3 矿井风量的计算与风量分配 8.3.1 矿井总进风量

1) 同时工作的最多人数计算：

=4×N× （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；井下定员549人 三班

所以每班183人

-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： =4×183×1.2=878.4 m3/min 2）根据《煤炭工业设计规范》[1]规定：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：

（+++） （8-2） 式中： --矿井的总进风量（）

--采煤工作面实际需要风量的总和（） --掘进工作面实际需要风量的总和（） --独立通风硐室实际需要风量的总和（）

--除了采煤、掘进、独立通风硐室以外其他井巷实际需要风量的总和（） --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《煤炭工业设计规范》[1]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-回采工作面实际需要风量 m3/min；

qci-该回采工作面瓦斯平均绝对涌出量 m３/min；

由相对涌出量1.17 m３/t得

qci＝0.8×4×4×1. 3×180×0.93×1.17÷24÷60＝2.26 m３/min 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=100×2.26×1.2=271.2 m3/min 2) 按工作面气温和风速的关系计算：

根据《煤矿安全规程》[2]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=4×3.8=15.2 ㎡

则： Qci=60×1.8×15.2=1641.6 m3/min

3) 按人数计算：

Qci=4K （8-5）

式中： 4-以人数为计算单位的供风标准； -回采工作面同时工作的最多人数 取25人；

K-风量备用系数 取1.25

则： Qci=4×25×1.25=125 m3/min 4) 由于本矿井是低瓦斯矿井 存在自燃发火危险 尽量满足供风要求

所以综采面供风量为1500 m3/min

5) 按风速进行验算：

根据《煤炭工业设计规范》[1]规定 回采工作面最低风速为0.25 m/s 最高风速为4 m/s

Qi≥0.25×60×15.2=228m3/min； Qi≤4×60×15.2=3648m3/min

设计矿井以上选取的Q=1641.6m3/min 大于207.9m3/min 小于3236.4m3/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 1) 按沼气涌出量计算：

Qji=100×qji×Kji 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

掘进煤巷500m/月

500/27.5/16/60=0.019m/分钟 巷道断面取20m3

则每分钟掘进出煤0.019×20×1.3=0.494t 由相对瓦斯涌出量1.17 m３/t 得出

qji=0.494×1.17 =0.58m3/min 取1m3/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

8-6）（ 这里取1.6

则：Qji=100×1×1.6=160 m3/min 注：两掘进均按顺槽计算

2)按局扇的吸风量计算：

Qji=×Ii （8-7） 式中： -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：=350 m3/min； =同时运转的局扇台数

则： Qji =350×1=350 m3/min

3) 按人数计算：

Qji=4Ni 式中： Ni-掘进工作面同时工作的最多人数 取40

则： Qji=4×40=160 m3/min

4)按风速进行验算：

Qj≤4×60×Sj1； Qj≥0.25×60×Sj2； 式中： Sj-掘进巷道断面积m3取12.㎡

则： Qj≤4×60×12=2880 m3/min； Qj≥0.25×60×12=180 m3/min

经过比较

最终掘进通风量取Qj=350 m3/min

用以上四种方法对每个独立通风的掘进工作面进行计算 选择最大值作为每个掘进工作面所需风量 最后选定两个掘进面

每个掘进面需风量350 m3/min

8-8） （8-9）（ ∑Qj=2×350=700m3/min

8.3.4 硐室所需风量的∑Qd的计算

1) 火药库：中型矿井供风标准是100～150 此处取150

2) 水泵房：取200

3) 中央变电所：经验数据是60～80 此处取80

4) 发热量大的机电硐室所需风量（水泵房+压气机房）

Qe=49.97Ns×θ/?t 式中： Ns-硐室中机电设备运转总功率（水泵房为350KW 压气机房为80KW）；

θ-硐室机电设备的发热系数（水泵房为0.02～0.04 压气机房为0.2～0.3）；

?t-硐室回风与进风的温差

则: Qe=49.97×350×0.03/6+49.97×80×0.2/6=220 m3/min

5) 其它硐室所须风量：

a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100 m3/min 取150 m3/min；

b采区变电所Qdb按经验值取60～80m3/min 这里取80m3/min

综合以上计算

独立回风硐室所需风量的总和为：

∑Qd=150＋200＋80＋220＋150＋80=880 m3/min

8.3.5 其他巷道所需风量

Qq=133×q×Kq （8-11） 式中： q-井巷瓦斯绝对涌出量取2.26m3/min； Kq-其他井巷通风系数 取1.3

则： Qq=133×2.26×1.3=390.754m3/min

基于以上计算可得到矿井所需总风量为： Q=∑Qci+∑Qji+∑Qdi+∑Qqi

=1641.6＋350＋880＋390.754=3262.354 m3/min 式中： ∑Qci-采煤工作面实际所需风量 m3/min；

∑Qji-掘进实际所需风量 m3/min；

∑Qdi-各硐室所需风量的总和

8-10）（ m3/min；

∑Qqi-除采煤、掘进、硐室外的其他所需要、的通风量的总和 m3/min

8.3.6 风量的分配[17] 通过以上的叙述及计算 风量分配已基本完毕

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8-2

表8-1巷道允许风速表

Table8-1 Tunnel permission anemometer 井巷名称 允许风速m/s min max 主井 -- 4 副井 -- 8 风井 -- 15 工作面 0.25 4

掘进中岩巷 0.15 4

掘进中煤巷 0.25 4

主要回风道 -- 8

采区进回风道 0.25 6

其它行人巷

0.15 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

8.4.1 计算原则

1) 如果矿井的服务年限不长（10~20年）

选择达到设计产量以后通风容易与通风困难两个时期通风阻力最大（的风路） 沿着这两条的路线

分别计算各段井巷通风阻力 然后累加起来

得出两个时期的总阻力

如果矿井的服务年限较长（30年）则只计算前15~25年左右通风容易和困难两个时期的和 为此需要先绘出这两个时期的通风线路图

2)（有外部）漏风（指防火门与主要通风及附属装置的漏风）通过主扇的风量Qf必大于矿井的进风量Q

Qf=（1.05～1.1）Q m3/s (8-13) 式中：1.1--抽出式风井有提升运输任务时 取1.1；

则：Qf=1.1×3262.35 /60=59.81 /s 3) 为了经济合理

不致使主扇风压过大造成瓦斯和自然发火难以保管

以及避免主要通风机选型太大使购置、运输、安装、维修费用加大 必须控制不能太大 通常小于3000Pa

选择分析整个通风网路中自然分配风量和按需分配风量的区段 分别按这两种分配风量的方法计算区段的通风能力

图8-1通风容易时期线路示意图

Fig 8-1 Air draught easy time line general view cross-section distinction

图8-2矿井通风困难时期通风示意图

Fig 8-2Mine ventilation difficult period indicate fig

表8-2通风容易时期巷道摩擦阻力计算

Tab.8-2 Air draught easy time system friction drag table 井巷名称

支护 α ×104 L m U m S m2 S3 m6 Rfr ns2/m8 Q

m3/s Q2

(m3/s)2 hfr pa 副井 砌碹 31.4 480 21.98 34.46 40920.96 0.0008 55 3025 2.42 井底车场 砌碹 31.4 150 17.5 18.4 6229.5 0.0013 52 2704 3.5

轨道石门 砌碹 31.4

130 15.56 16.9 4826.81 0.0013 47 2209 2.9

运输大巷 锚喷 68 1600 15.56 16.9 4826.81 0.035 41 1681 59

轨道上山 锚喷 68 1170 15.56 15.3 3581.58 0.035 31 961 33.64

区段轨道石门 锚喷 68 170 15.56 15.3 3581.58 0.005 31 961 4.8

运输平巷 棚子 72

30 15.4 12.3 1860.87 0.0018 22 484 0.87

采煤工作面 支架 76 180 11.4 12.5 1953.13 0.0080 18 324 2.58 回风平巷 棚子 72 30 10.1 11.6 1560.89 0.0014 22 484 0.68

采区回风石门 锚喷 68 380 15.56 16.9 4826.8 0.0083 34 1156 9.6

回风大巷 锚喷 68

1170 15.2 16.4 4410.94 0.0274 44 1936 47.82

总回风石门 锚喷 68 259 14.5 15.3 3581.58 0.0071 49 2401 17.1 主回风井 砌碹 31.4 200 18.8 28.3 22665.18 0.0005 55 3025 1.51

表8-3通风困难时期巷道摩擦阻力计算 Tab.8-3 Air draught hard time system friction drag table 井巷名称 支护 α ×104 L m U m S m2 S3

m6 Rfr ns2/m8 Q m3/s Q2

(m3/s)2 hfr pa 副井 砌碹 31.4 480 21.98 34.46 40920.96 0.0008 55 3025 2.42 井底车场 砌碹 31.4 150 17.5 18.4 6229.5 0.0013 52 2704 3.5

轨道石门 砌碹 31.4 130 15.56 16.9 4826.81 0.0013 47 2209 2.9

运输大巷 锚喷

68 1600 15.56 16.9 4826.81 0.0351 41 1681 59

轨道上山 锚喷 68 1170 15.56 15.3 3581.58 0.035 31 961 33.64

区段轨道石门 锚喷 68 170 15.56 15.3 3581.58 0.0050 31 9614 4.8

运输平巷 棚子 72 1450 15.1 11.6 1860.87 0.0847 22 484 42.3

采煤工作面 支架

76 30 11.4 12.5 1953.13 0.0080 18 324 2.58 回风平巷 棚子 72 1450 10.1 12.3 1560.89 0.0676 22 484 32.72

采区回风石门 锚喷 68 380 15.56 16.9 4826.8 0.0083 34 1156 9.6

回风大巷 锚喷 68 1170 15.2 16.4 4410.94 0.0274 44 1936 47.82

总回风石门 锚喷

68 259 15.56 15.3 3581.58 0.0071 49 2401 17.1 主回风井 砌碹 31.4 200 18.8 28.3 22665.18 0.0005 55 3025 1.51

8.4.2 计算方法

沿着上述两个时期通风的风路

分别按下式计算各分段井巷的摩擦阻力：

(8-14) 式中：L、U、S--分别表示井巷的长度m、周长m、面积㎡； Q--分配各井巷的风量 /s；

α--根据各巷的支架形式 查得的摩擦系数

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： =1.15∑=1.15×186.26=214.2 Pa =1.15∑=1.15×259.73=298.69 Pa 符合《设计规范》规定

矿井通风设计负压没有超过3000 Pa 故设计合理

8.4.3 计算等积孔 1) 矿井总风阻： =/=214.2 /552=0.071 =/=298.69 /552=0.099

面积值A用下式计算：

(8-15) 式中：Q--通过井巷的风量； h--井巷或矿井的通风阻力； =1.189Q/=1.189×55/=4.47 =1.189 Q/=1.189×55/=3.78 2) 计算等积孔

根据以上计算风阻： = 0.071 = 4.47 =0.099 ；= 3.78

故本设计矿井属于小阻力矿井

8.5 通风设备的选择

对矿井主要通风设备的要求：

1) 矿井主扇必须装置两部同等能力的扇风机（包括电动机） 其中一套运转 另一套做备用

备用的那一套要求在10min内能够开动

2) 主扇应装有两回直接变电所馈出的供电线路 线路上不应分接任何负荷

3) 主扇要灵活可靠

合乎要求的反向装置和防爆门

要有规格质量符合要求的风硐和扩散器

4) 主扇和电动机的机座必须坚固耐用 要设置在不受影响的稳定地质层上

8.5.1 矿井主要扇风机选型计算

矿井的通风设备包括主扇和电动机 须先选主扇 然后选电动机

1) 选择通风机的基本原则

a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

b应留有一定的余量

轴流式通风机在设计最大风量和风压时 叶片安装角度一般比允许使用值小5度

c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的工作范围内

考虑风量调节时

应尽量避免采用风硐闸门调节

2) 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： 计算通风容易时期的主扇风压为：

=－ (8-16)

式中：--通风容易时期帮助主扇的矿井自然风压 取100 pa

所以

=214.2 －100=114.2 Pa

计算通风困难时期的主扇风压为：

=＋ (8-17)

式中：--通风困难时期反对主扇风压的矿井自然风压 取100 pa

所以

=298.69 ＋100=398.69 Pa 通过主扇的风量为：

=1.1×3262.354/60=59.81/s 则工况点（Qf hf）

容易时期为（59.81 114.2 ）

困难时期为（59.81 398.69）

选择主扇：

根据以上所得的两组数据

在扇风机个体特性曲线图表（如下）上选择合适的主扇

使两组数据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

图8-3 轴流式扇风机个体特性曲线

Fig.8-3 Axial-fan individual characteristics curve

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扇风机的动轮转数不超过额定转数

c轴流式扇风机最大(为45度

d一级动轮轴流式扇风机≥10度 二级动轮≥15度

综上所述：确定选择62A-11NO.24型扇风机 动轮的叶片是扭曲形的 共16片

必要时可以等分取8块叶片运转

使工作点在服务期间内都在高效范围内

在容易和困难时期扇风机的轴功率分别为25kw和45kw 效率分别为0.72和0.9

8.5.2 电动机选型计算

根据通风容易和困难两个时期主扇输入功率 计算电动机的输出功率

本设计选用异步电动机 其输出功率和输入功率分别为：

式中： --传动效率 直接传动为1

1.1--电动机传动系数 --电动机效率 Neo=45 kw Nei=55 kw 8.5.3 耗电量 1) 主扇耗电量

（8-24） 式中： --风机主扇每年运行耗电量 N1 N2--一年内主扇最大和最小输入功率 --电动机效率 取0.9

--变压器效率 取0.8

--电线输电效率 取0.95

--传动效率 取1

则： =（55+45）×365×24/2×0.9×0.8×0.95×1

（8-22）8-23） （ =315360 kwh/a

由于掘进通风采用电动机功率为8KW的JB--42型局扇 共四台

则耗电量为：

（8-20） 式中：--主扇电动机效率 取0.9；

--变压器效率 取0.8；

--电线输电效率 取0.95；

--传动效率 取1.0

则：Ief=4×8×365×24/2×0.9×0.8×0.95×1=95869 KWh/a

则风扇总耗电量为： I=+ （8-26） =315360 +95869 =411229kwh/a

2) t煤耗电量的计算

（8-27） 式中： A--矿井生产能力 90万t/年

=411229/900000

=0.46 kwh/t 每度点的价格按0.3元计算 则每t煤的通风电费为： E=0.46×0.3=0.14元/t

8.6 灾害防治综述[13] 本矿井为低瓦斯矿井 四个煤层稳定 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 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； 4) 在各井风口设有防火门

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 每年有防火避灾演习； 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 设防爆水幕等 限制煤尘爆炸范围扩大

8.6.3 预防瓦斯爆炸的措施 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无轨胶轮机车均采用防爆型 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避灾路线为：

工作面→采区运输（轨道）平巷→采区上（下）山→主要运输大巷→井底车场→副井→地面

9 矿井运输与提升 9.1 概述

运输工作的主要任务是将井下工作面采下的煤炭及掘进工作面的矸石由井下巷道运到地面选煤厂或矸石山去 此外

以相反的方向从地面把坑木、机器设备运到井下 同时运输工作还包括人员的输送

因此

运输工作的好坏

直接影响到矿井的生产

再加上井下运输工作受井下工作条件的限制

运输工作某一环节中断就会使工作面或其它工作地点处于停顿状态 必须对矿井运输给予足够的重视

本设计矿井的生产能力为90万t/年 平均日产量2995.2t 井田走向长度为5000m

矿井提升工作制度为16小时/日 年设计工作日为330天

矿井主提升采用两对9t多绳箕斗

副井提升选用一对双层双车罐笼和一个带平衡锤的单层罐笼 运输大巷内采用皮带为主运输 轨道大巷主要采用矿车运输 采区内运煤采用皮带运输机 采区的煤炭由采区煤仓直接装载 由皮带运输机运往井底

采区辅助运输轨道上山采用绞车牵引1t固定矿车

采区内部工作面、顺槽分别采用刮板输送机和皮带运输机 层间运输石门也采用皮带运输

本矿井运输方式与设备选择主要是根据井型、煤的赋存条件、瓦斯情况、巷道布置方式、采煤方法和集中生产程度等条件确定 并与其它环节的装备标准相协调 作到装卸、调车、作业机械化

9.2 采区运输设备的选择

9.2.1 采区运输上山皮带的选择

已知在倾角14°的采区上山向下运煤、上山长度在1250m 敷设皮带长度在1000m左右

采区生产率=299.5t/h（采区内一小时能出多少煤）（9-1） 式中： t --采煤机正常工作时间 取t=7h

N --采煤班个数 T --采区平均日产量 T=2995.2t

K --工作面运输不均衡系数 取K=1.5

取煤炭在皮带上的煤积角为8° 选用SSJ1200/M伸缩带式输送机 作为采区运输上山的煤炭运输设备

其运输能力为1200t/h 带速为2.5 m/s

电动机功率为3×160kW

下面为满足带速要求的皮带进行验算：

（9-2）

=0.63m/s <2.5 m/s 式中： K --断面系数 取K=391

C --倾角系数 取C=1

B --带宽 取B=1.2 m

r --煤的散落容重 取r=1 t/

由此可以看出所选皮带的速度可以满足要求

9.2.2 采区轨道上山运输设备的选择

轨道上山运输量相对运输上山中运煤量是比较小的 例如矸石一般占煤量的10%左右 而且货流不同

运输设备也有所区别 矸石要用矿车装运

某些设备或材料要用平板车运输 而且人员需要专用的人车上山 本设计中采用绞车串车的运输方式

9.2.3 运输顺槽转载机和皮带机选择 1） 转载机的选择

根据《采煤机械化成套设备手册》

（1）顺槽转载机的输送能力要与工作面刮板输送机的输送能力相匹配 一般应稍大于工作面输送机的能力

（2）宜采用桥式结构

根据上述条件

本设计选用SZZ-764/160型桥式转载机 运输能力为1000t/小时 其铺设长度为30m

2）皮带机的选择

由于工作面推进的长度约1056m 选用SSJ1200/M为顺槽的运输煤炭服务

运输能力为1200t/小时 铺设长度为1100m

9.2.4 回风顺槽中运输设备的选择

依据：辅助运输量--矸石占产量的10％ 掘进煤量占产量的15％

坑木、支架、轨道等占产量的5％ 分别为299t/日、449t/日、149t/日 故采用1 t标准矿车、平板车和材料车 各种矿车规格如下表9-1

表9-1 矿车规格

Table9-1 Mine car specification 序号 矿车名称 容积 载重 轨距 轴距 外形尺寸 重量 1

1 t标准式 0.6 1 600 550

1450×830×1090 0.386 t 2

1 t材料车 0.75 1 600 550

2020×880×1150 0.58 t 3

平板车 - 1 600 550

2000×880×445

0.42 t

9.2.5 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

拟选用SGB-830/400型刮板输送机 其运输能力为900t/h 输送机的铺设长度为180m

根据我国目前采煤机的实际牵引速度为0.4～4.0 这样综采工作面的最大生产能力为：

A=60×H×B×V×λ×K =60×4×0.8×0.86×1.3×1.5=321.98t/h (9-3) 式中：A --工作面小时生产能力 t/h

H --采高 4m

B --截深 B=0.8m

V --采煤机牵引速度 0.86

λ--煤的容重 取λ=1.3

K --工作面运输不均衡系数 取K=1.5

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

9.3 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

故本设计大巷运材料采用矿车运输:又由于本设计矿井年产量为90万t 生产能力较小 为节省运输费用

所以运煤也采用矿车运输

矿车的规格如下表： 表9-2 矿车规格表

Tab.9-2 bagie ordinance table 序号

矿车 名称 容 积 载 重 轨距 轴距

外 形 尺 寸 重量 1

1t标准式 0.6 1 600 550

1450×830×1090 0.386t 2

1t材料车 0.75 1 600 550

2020×880×1150 0.58t 3

平 板 车 - 1 600 550

2000×880×445 0.42t 9.4 提升

根据《矿井设计规范》 主、副井提升设备的类型及套数

应根据矿井设计生产能力、井深、同时生产水平数、辅助提升要求、安全、有利加快建设速度及设备供应状况等因素 经济比较后确定 并应符合下列要求：

1) 一般应遵照1个井筒能设1套就不装备2套的原则； 2) 提升设备一般应按所担负的最终水平工作量选择； 3) 矿井主井运煤

9.4.1 提升系统的合理确定

矿井设计年产量为0.9Mt/a作日为330d 日提升16h

矿井矸石量0.48Mt/a 矸石占运煤量的20﹪ 矿井为多水平开采 井深520m

矿井服务年限76年

卸载水平与井口高差20m

装载水平与井下运输水平高差20m 提升绞车按担负水平选择

井架按所选绞车最大提升能力设计 井下煤炭用皮带运输 由于提升量大 主井采用箕斗提升

副井用罐笼升降人员、设备、材料、矸石等 由于本矿井属于大型矿井 采用多绳摩擦式提升

9.4.2 主井提升设备的选择 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 =520+20+20=560m a、经验提升速度

=0.4×=9.5 （9-5） b、经验提升时间

Tj ＝Vj/a+H/Vj+μ+θ＝9.5/0.8+560/9.5+10+20＝101.8 s 式中： a --提升加速度 专门提升物料取0.8 m/s2

μ--容器爬行阶段的附加时间 10 s

θ--每次提升终了的休止时间 20 s

H--提升高度

则一次经验提升量

（9-6） =

=6.65t/次 式中： A --矿井年产量

C --提升不均衡系数 取1.15

--提升设备富裕系数 取1.2

T--一次提升时间

t--每天净提升时间 取16小时

b --提升设备年工作日 取330天

由此决定选用JDSY-8/150×4 箕斗名义载重量为8t 实际载重量10t 箕斗自重10t

与之匹配的多绳摩擦提升机型号为Jk.25×4（Ⅱ）型

9.4.3 副井提升设备的选择 根据提升人员为60人的要求 选择GDS-3×2/150×4型多绳罐笼 其规格如下：

表9-3 GDS-3×2/150×4型罐笼

Tab.9-3 GDS-3×2/150×4 cage conductar 允许人数 总货载质量 罐笼质量 最大终端载荷 60 13200 11000 441

10 矿井排水 10.1 矿井涌水 10.1.1 概述 1 ) 地表水系 井田内无河流湖泊 流经本区东南边的陡河 发源于北部山区 上游由二支汇成 东支称管河

发源于丰润县福山寺管泉 西支称泉水河

发源于丰润县赵庄上水路 二支水流在双桥村北侧汇合 向南流经唐山市区 下游汇集石榴河 向南流入渤海

河北省水利厅于1965年在双桥村一带修建了陡河水库 水库大坝距井田东端的最近距离为2200 m 陡河及陡河水库虽然距井田区甚近

但是因其底下均赋存有百余m的第四纪松散沉积物 而且存在有隔水作用的粘土层 对本矿充水没有直接的影响

2 ) 含水层

矿井的水文地质条件属复杂型 有八个含水层 自下而上分别为：

a 奥陶系石灰岩岩溶裂隙承压含水层 (Ⅰ) b K2～K6砂岩裂隙承压含水层 ( Ⅱ ) c K6～煤9-3砂岩裂隙承压含水层 ( Ⅲ ) d 煤10-1～煤7砂岩裂隙承压含水层 ( Ⅳ ) e 煤5以上砂岩裂隙承压含水层 ( Ⅴ ) f 风化带裂隙、孔隙承压含水层 ( Ⅵ ) g 第四系底部卵石孔隙承压含水层 ( Ⅶ )

h 第四系中上部砂卵砾孔隙承压和孔隙潜水含水层 ( Ⅷ ) 其中与矿井生产较密切的为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅴ、Ⅶ

3 ) 矿井涌水量

矿井正常涌水量0.3 m3 /min 最大涌水量0.8 m3 /min

4 ) 邻近生产矿井充水情况

邻井荆各庄煤矿从1978年开始正式投产

其涌水量统计为：建矿以来最大涌水量为65.66 m3/min 最小涌水量为15.71 m3 /min 一般为27.81 m3/min

1998年底测得结果：总水量为17.25 m3/min

按水平分：-246 m为0.12 m3/min；-375 m为5.88 m3/min；-475 m为11.25 m3/min

按区域分：东翼采区为3.56 m3/min；南翼采区为12.09 m3/min；西翼采区为0.25 m3/min；主副井为0.13 m3/min；-246m为0.12 m3/min；一水平水仓为1.0 m3/min；煤仓为0.1 m3/min 按含水层分:煤5以上砂岩裂隙承压含水层涌水量为5.3 m3/min；K2～煤12砂岩裂隙承 压含水层涌水量为11.95 m3/min

10.1.2 矿山技术条件

矿井设计生产能力为0.90 Mt/a 矿井开采深度：一水平为-580 m 主井井口标高为-100m 副井井口标高为-100m

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和国家的财产安全 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分段排水 现只对上山部分的排水系统进行设计 即- 580 m以上的全部涌水

由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 排水设备的选型计算 10.2.1 水泵选型

1 ) 水泵最小排水能力计算 根据《煤矿安全规程》[2]规定

每组水泵的排水能力必须在20小时以内将一昼夜的正常涌水排除 故正常涌水时

工作水泵最小排水能力应为：

Qb = 24Qr / 20 = 24×0.3×60／20 = 21.6 m3/h 式中 Qr --矿井正常涌水量 m3/h

最大涌水时

工作水泵的排水能力应为：

Qb′= 24Qrm / 20 = 24×0.8×60／20 = 57.6 m3/h 式中 Qrm --矿井最大涌水量 m3/h

2 ) 水泵扬程的估算 根据公式：

Hb = k ( Hp＋Hx ) （10-1） 式中 k --管道损失系数 取1.1；

Hp--排水高度 取井筒垂高 480m；

Hx--吸水高度 6 m；

则水泵扬程为：Hb = 1.1×( 480+ 6 ) =534.6m

3 ) 水泵型号及台数的确定 根据Qb、Hb及矿井水的PH值 确定水泵总台数 根据规定

井下涌水量大于50 m3/h时

主要排水设备 (水泵主管) 至少要装两组 一组工作 一组备用

还要有轮换检修用的水泵

选择200D43×9型多段式离心式水泵 其规格如下如下表： 10-1 水泵技术特征表

Table 10-1 Pumps technical characteristics 流 量 扬 程 允 许 吸 程 配带电机 容 量 m3/h m m 台 kW 100 534.6 9

JSQ18/4 700

图10-1 200D43×9 型水泵

Fig.10-1 200D43×9 water pump 10.3 水泵房的设计

10.3.1 水泵房支护方式和起重设备 水泵房采用料石砌碹

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 是因为：

1 ) 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沟流至中央水泵房附近的水仓中

2 ) 副井一般都是进风井

靠近副井的水泵房将有足够的新鲜风流 有利于电机冷却

3 ) 通水泵房和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 角度25°~30°

4 ) 少排水管长度 从而减少阻力损失

5 ) 泵房地面标高比井底车场轨面高0.5 m 地面应向吸水井一侧有1%的坡度

10.3.3 水泵房规格尺寸的计算 1 ) 长度计算

L = nL×l ( n+1 ) = 3×5.2+1.5 ( 3+1 ) = 21.6 式中 n --水泵台数 n=3；

L --水泵机组的总长度 m；

l --水泵机组的净空距离 m

2 ) 宽度计算

B = b1+b2+b3 = 2+2+1 = 5 m 式中 b1 --水泵基础宽度 取2.0 m；

b2 --水泵基础边到有轨一侧墙壁的距离 取2.0 m；

b3 --水泵基础边到吸水井墙壁的距离

10-2） （ 取1.0 m

3 ) 高度计算

泵房的高度应满足检修时的要求 由设备手册查得：泵房的高度为4.2m

10.4 水仓设计

10.4.1 水仓的位置及作用

矿井主要水仓是由两个独立的巷道组成 分别为主、副水仓 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

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

10.4.2 水仓容量计算

主、副水仓的总容量按规定应能容纳矿井8 h的正常涌水量 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 m/s 在水仓中流动时间应不少于6 h 此处取7 h

故每个水仓长度为：

L = 3600vt = 3600×0.005×7 = 126 m 以防最大涌水时之需 本设计取L = 130 m

水仓断面应为：

S = V/2L 式中 S --水仓断面 m2；

V --水仓容积

m3 ( 8小时的正常涌水量 )

则水仓断面为：S = 8×1.8 / ( 2×130 ) = 6.7 m2 设计取标准巷道断面 净断面为11.4 m2

设计掘进断面为13.2 m2 宽4m 高3.3m

采用锚喷支护

10-3）（ 另外

水仓顶板的标高应低于水仓入口处水沟的底板标高 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

图10-2 中央水泵房

Fig.10-2 Water pump room

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 = 73×1.6=117 人

回采工人定员=回采工作面定员×工作面数 =117×1=117人 掘进队定员=90×1.6 =144人

掘进工人定员=掘进队定员×掘进队数 =144×3=432人 所以

井下工人定员=(117+432) =549 人 11.1.2 井上工人定员

井上工人定员=井下工人定员×0.6 =549×0.6 =330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 =549+330 =879人

2)原煤生产人员=原煤生产工人数/0.9 =879/0.9 =977人

3)管理人员 =原煤生产人员数×0.1 =977×0.1 =98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+管理人员 服务人员=原煤生产人员×12%=977×12%=118人 其它人员=原煤生产人员×2%=977×2%=20人 所以

全矿人员=977+118+20+98=1213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 =2995.2/73 =41.03t/工 11.2.2 井下工效

井下工效=采面日产量/井下工人数 =2995.2/549 =5.46t/工 11.2.3 生产工效

生产工人效率=采面日产量/原煤生产人数 =2995.2/977 =3.07t/工

11.2.4 全员工效

全员效率=采面日产量/全矿人员数 =2995.2/1213 =2.47t/工 11.3 成本

1) 吨煤工资（井下回采面工人月平均工资按3000元计算） 工资=3000×73 =219000 元/月

吨煤工资=219000/（2995.2×27） =2.7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

Tab. 11-1 Materials expenses computation table 材料名称

万t材料定额/元 单价/元

万t消耗总额/元 截齿 28

10 280 乳化油 46.5 3.3 1534 油脂 35 16 560 锚杆 100 15 1500 配件 35 106 3710 合计 7584

3)采煤机械折旧费

表11-2 采煤机械折旧费用计算表[17]

Tab.11-2 Coal machinery depreciation account table 序号 设备名称 数量 单价 万元 总价 万元 折旧年限 年

折旧费用 万元/月 1

采煤机 1 320 320 10 2.66 2

刮板输送机 1 210 210 8 2.18 3

转载机 1 95 95 15 0.53 4

胶带输送机 3 300 900 10 7.5 5

液压支架 126 30 3780 10 38 6

乳化掖泵站 4 1.05 4.2 10 0.035 7

移动变电站 2 4 8 15 0.05 合计 508770

计算得：吨煤折旧费 =508770/（2995.2×30）＝5.66元/ t 4)吨煤动力消耗（井下回采面工人月平均工资按3000元计算） 具体消耗见表11-3（割一刀按一小时 电费按0.8元/度计算）

表11-3 机械设备耗电表[17]

Tab.11-3 Equipment power consumption fee table 序号 设备名称 数量 功率/kw 割一刀煤耗电/元 1

采煤机 1 300 240 2

转载机 1 160 261 3

刮板输送机 1 500 400 4

胶带输送机 1 480 768 5

乳化泵站 1 30 32 合计 1670元 则

吨煤动力费用 = 1670/（0.8×180×3.2×1. 3） =2.78 元/t 因此

工作面成本=2.7+0.76+5.66+2.78=11.9 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 表11-4 主要技术经济指标表

Tab.11-4 Whole mine chiet technical and economic target table 序号 项目 指标 1 可采 煤层 煤层号 9、12-2

总厚度 7m 倾角 14度 2 井田 境界 走向长度 5km

倾向长度 2.2km 面积 11 3 储量 工业储量 1.03亿t

设计可采储量 0.72亿t 4

年产量及服务年限 年产量

90万t

服务年限 57.15年 5 开拓 开拓方式

立井单水平采区上、下山开拓 6 开采 水平 水平数目 1

水平高度 -580 m 7 井筒 数目 3 直径 7m 5.5m 6 m 深度 480m 520m 200m 8

基建工程量 较大 9

建井期限

月 23 10

采煤方法

走向长壁采煤法 11

顶板管理方法

全部跨落法 12

机械化程度

综采 、综掘 13

工作面长度 m 180 14

同时生产 工作面 个 1 15

同时生产带区数目 个 1 16

巷道掘进率 m/万t 16.95 17 回采率 采区 77%

工作面 93% 18 运输

方式 运输方式 矿车运输

回风方式 风井抽出回风 19 提升 主井

提升机类型 JDSY-8/150×4

提升容器 箕斗

电机容量 1000×2 kW 副井

提升机类型

JKM3.25×4（Ⅱ）

提升容器 罐笼

电机容量

500×2 kW 20 沼气 沼气等级 低沼气矿井 21 通风 通风方式 中央分列式

总风量/min 3262

扇风机类型 2K60-1NO36

电机容量 55 kW 22 效率 井下工效 5.46 t/工

采煤工效 41.03 t/工

生产工效 3.07 t/工

全员工效 2.47 t/工 23 成本

工作面直接成本 11.9 元/t 结论

矿井开采是一个复杂的生产过程 在煤炭生产过程中综合地运用各种技术 我国煤矿生产建设正迅速发展 煤矿开采技术在不断进步

经过努力一定能够高效发展现代化的煤炭工业 从而进一步改变煤矿生产技术面貌

本设计根据煤层的地质状况

结合与本矿井地质条件类似的矿井开采经验 采用走向长壁采煤法开采 在井田开拓中

运用方案比较法对井筒形式的选择进行了技术经济比较 通过比较最终确定为立井开拓方式 整个井田采用立井多水平上山开拓 集中上山联合准备方式

整个回采过程均采用综合机械化采煤工艺

采煤机械、运输提升、通风、排水及动力供应等方面都采用国内先进的设备 使矿井能够在一矿一井一面的条件下达到生产能力 充分体现了现代化矿井的特点 另外

安全生产是煤矿开采的首要要求 在设计中

各个环节都应满足《设计规范》的要求

在保证安全生产的同时实现煤炭生产的高产、高效

本设计还存在不足之处

由于矿井开采是一个复杂的生产过程 其中有本人考虑不到的地方 对专业知识掌握的还不够牢固 一些环节还需优化

通过此次毕业设计

使我对煤矿的设计过程有了基本的掌握 同时巩固了专业知识

锻炼了计算机绘图的操作能力

为以后的设计工作打下了坚实的基础

致谢

本设计是在指导教师霍丙杰老师的悉心帮助和指导下完成的 在设计期间

霍丙杰老师为我的学习和设计付出了大量的心血 在整个设计中给予我很大的帮助

并且在不同的设计阶段会为我们做关于本阶段设计任务的详细讲解 对于我形成完整的、系统的专业知识起到了很重要的作用 同时同学们也给了很大的帮助 协助我查找各种有关本专业的资料 许多较难的问题是同学们一起来完成的 在此设计完成之际

我对我的指导教师霍丙杰老师给予的指导和关怀和同学们给予的支持和帮助及在设计中帮助我的其他老师表示最忠心的感谢和最诚挚的谢意！同时 感谢各位老师认真评阅我的论文 敬请各位老师批评指正！

参考文献

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附录A

锚杆支护技术发展前景与制约因素 摘要

介绍了我国煤矿锚杆支护技术发展的三个阶段和扩展的五个应用范围 探讨了锚支护技术与设计方法发展的四大方向 分析了制约锚杆支护技术发展速度与水平的四大素

锚杆支护技术始于国a外1905年美国在建筑修缮方面开始使用喷浆技术 1911年德国第一次在井下巷道喷浆

1924年前苏联的顿巴斯矿开始应用锚喷支护 50年代初

瑞士和德生产了高效喷射机 并采用了速凝剂 随后

锚喷与锚杆支护在奥地利、瑞士、瑞典、挪威、德国、加拿大、英国、法国、美国和澳大利亚等国家的地下工程中得到了普遍应用 目前

对锚杆支护技术研究和应用最为活跃的当属澳大利亚

1 锚杆支护技术发展阶段与应用范围 1.1 锚杆支护技术发展的三个阶段 我国煤矿于年开始试用锚杆

1955年在试验平炯和少数矿试验喷浆、喷射混凝土和锚喷支护 这是我国锚杆支护技术发展的初期阶段 这一阶段以钢丝绳水泥砂浆锚杆为代表

锚杆没有托板 锚杆之间缺乏联系 在这种情况下

锚杆只起悬吊作用

被动承载而不与围岩共同作用

当时由于盲目扩大这类锚杆的应用范围 致使部分井巷冒顶失修

实际上阻碍了锚杆支护的发展 到了80-90年代

由于国家\" 七五\"和\" 八五\"科技攻关将锚杆支护定为软岩巷道支护的主攻方向之一 使锚杆支护技术有了新的发展

进入了以锚带网和锚梁网为代表的组合锚杆支护阶段 这一阶段锚杆类型以水泥药卷钢筋锚杆为主 树脂药卷钢筋锚杆也已开始使用 这时的

锚杆支护不仅尾部增加了托板和螺帽

而且还在松软破碎条件下增加了金属网和喷层

以及在动压影响时进一步增加钢带、钢梁或钢筋梯等 形成组合锚杆支护体系

并且由平面组合发展到空间组合 形成组合锚杆整体支护结构体系 这时锚杆不仅起到悬吊作用

更重要的是起到组合拱或组合梁作用 因而支护作用效果显著增强 从而使得锚梁网、锚喷网、锚带网以及锚钢筋梯网等多种组合锚杆联合支护形式得到广泛应用

各种具体用途和具体结构形式的锚杆层出不穷

如中国矿业大学研制出挤压式和套管摩擦可拉伸锚杆以及型杆体可拉伸锚杆 东北工业大学研制出端锚外伸式可拉伸锚杆 西安矿业学院研制出蛇形杆体可拉伸锚杆 长春煤研所研制出弹簧式可拉伸锚杆等 此外

还出现了锚杆与注浆合二为一的锚注锚杆以及以小直径钻头、小直径药卷和小直径锚杆为主要特征的\" 三小\"光爆锚喷新技术

组合锚杆则在锚梁网和锚带网等水平拉杆无预紧力的组合形式基础上 出现了水平拉杆施加预紧力的新的组合锚杆支护形式-彬架锚杆 这是锚杆支护技术发展的新阶段-预应力锚杆支护体系阶段 其代表产品主要有三种

即析架锚杆、水涨式锚杆和缝管式锚杆

这三种锚杆均具有良好的横向预应力和一定的纵向预应力 其支护效果均已为国内外矿山支护实践所证实 对无横向预应力的锚杆

足够的纵向预应力更是必不可少 澳大利亚的研究证明

当锚杆的纵向预应力达到60-70kN以上时

可以基本上阻止巷道顶板下沉

为此采用了高强度粗直径（25mm）必全长锚固树脂钢筋锚杆 并研制出托板减摩装置

1.2 应用范围

随着对锚杆支护机理认识的不断深化和支护技术的发展 我国煤矿锚杆支护的应用范围已从硬岩扩展到软岩 从完整稳定岩层扩展到破碎不稳定岩层 从中小断面巷道扩展到大断面碉室和交岔点 从新掘进巷扩展到旧巷修复

从开拓巷道扩展到受动压影响的采准巷道 目前

尤以采准巷道锚杆支护发展最快

2 锚杆支护技术发展方向 经过近10年的迅速发展

我国煤矿锚杆支护已形成较为明显的四个方向

即组合锚杆、预应力锚杆、可拉伸锚杆和\" 三小\"锚杆

2.1 组合锚杆

组合锚杆分为对水平拉杆施加预应力与不施加预应力两种 施加预应力的组合锚杆即析架锚杆 析架锚杆的结构型式有多种

但其主要构件和工作原理基本相同

即在顶板斜拉锚杆和水平拉杆的共同作用下 形成对顶板中部的压缩

一方面增大了顶板裂隙体中的摩擦力

另一方面减小甚至抵消了顶板中部可能产生的拉应力 同时

由于两根斜拉锚杆通过水平拉杆连结一体 既能协调受力 又具有一定的柔性

允许顶板微量下沉并在微量下沉过程中 增大顶板岩体摩擦角申和摩擦力 产生自锁作用

从而能够有效地维护高应力区的破碎顶板

阻止节裂岩体中单体锚杆之间可能发生的松脱冒顶

2.2 预应力锚杆

预应力锚杆有纵向预应力和横向预应力之分

纵向预应力锚杆就是通过对锚杆端部螺帽施加足够的扭矩使杆体中产生足够拉应力横向预应力锚杆主要有水涨式和缝管式两种

析架锚杆既是组合锚杆 又是预应力锚杆

而且既有横向预应力又有纵向预应力 因而是一种性能优越的预应力组合锚杆

众所周知

地下岩体抗拉强度很小

又往往被层理、节理和裂隙等弱面所切割 弱面抗拉强度更小 几乎为零

抗剪强度主要取决于作用在该弱面上的正压力 当正压力不大时

弱面的抗剪能力也很小 因此

巷道开挖后在围岩变形很小时约破坏载荷的以下就出现开裂、离层、滑动、裂纹扩展和松动等等

使围岩大大弱化

如果巷道开挖后立即安装锚杆 但未施加预应力

由于锚杆的极限变形量大于围岩极限变形量 又由于各类锚杆都有一定的初始滑移量

因而无预应力锚杆实际上不能有效地阻止围岩的开裂、滑移和弱化 只有当围岩的开裂位移达到一定的程度后 锚杆才开始起到阻止裂纹进一步扩展的作用 但这时围岩几乎已丧失抗拉和抗剪切能力

因而加固体的抗拉和抗剪主要依靠锚杆杆体来承担 如果在安装锚杆的同时 立即施加足够的预应力

不仅消除了锚杆的初始滑移量

而且还能给围岩施加一定的预压应力 这样

对于受拉截面

可以抵消一部分拉应力

从而大大提高抗拉能力对于受剪截面

由于压应力而产生的摩擦力大大提高了加固体的抗剪能力 同时

又由于避免了过早地出现张开裂缝 因而减缓了围岩的弱化过程 保证了巷道的长期稳定 由此可以看出

预应力锚杆的作用机理在于保证了围岩与锚杆共同起作用 避免了围岩与锚杆被\" 各个击破\"

从而提高了围岩加固体的抗拉与抗剪切能力

2.3 可拉伸锚杆 如前所述

可拉伸锚杆有很多种 但其作用原理基本相同

锚杆对围岩的加固作用是通过二者之间的相互作用实现的 这种相互作用来源于二者之间的变形差 变形差则来源于二者之间的刚度差 由于软岩刚度过小

动压巷道的应力集中较大

因而往往导致软岩和动压巷道中的锚杆与围岩之间的变形差过大 过早地达到极限而引起锚杆与围岩之间相互作用状态发生变化 锚固力大大降低

可拉伸锚杆通过杆体伸长可适应锚杆与围岩之间产生的大变形量而不丧失锚固力 这正是可拉伸锚杆能适应软岩和动压巷道围岩大变形的原因和工作原理

2.4 \"三小\"锚杆

\"三小\"锚杆光爆锚喷新技术于1991年试验成功

近几年在我国国有重点矿区推广应用结果表明在可比条件下 小直径树脂锚杆可节约锚固剂50%左右 钻孔速度比钻大孔径提高50%左右 且节省了杆材

至于小直径锚杆的锚固力 国外试验研究表明

锚杆锚固力与锚杆孔径成反比 有关试验进一步表明

锚杆锚固力与粘结体环向厚度有关 锚杆直径并不是越大越好

而是一定直径锚杆的粘结体环向厚度存在一个锚固力最大的值 这就是推广小直径锚杆的理论依据 国内对缝管锚杆所进行的试验研究表明

外径为30mm的缝管锚杆比外径为43mm的缝管锚杆锚固力大1.43倍 钢材用量减少31%-42% 钻孔速度提高一倍

钻具消耗与能耗减少24% 由此可见

\" 三小\"锚杆的综合经济效益十分显著 因而值得广泛推广

3 锚杆支护设计方法发展方向 目前

国内锚杆支护设计及参数选择方法基本上还停留在经验设计阶段和经验数据的基础上 即工程类比法是主要的设计方法 当地质条件简单、围岩稳定时

直接采用工程类比法确定锚杆支护参数

再用悬吊理论、组合拱理论或松动圈理论加以校核即可当地质条件复杂时

采用试验方法确定锚杆支护形式和支护参数 一般先进行室内模拟实验 再进行工业性试验锚杆 目前

支护设计方法的发展方向有四个

（1）专家系统设计法 它是工程类比法的发展

但由于是建立在众多专家知识和大量的经过实践检验行之有效的经验设计的基础上 因而支护设计的可靠性和合理性大为提高

（2）理论设计法

是建立在锚杆支护力学分析与模拟计算的基础上 需要预先测试围岩力学参数

并进行系统的锚杆支护作用机理和围岩变形机理研究 才能成为指导围岩控制实践的科学方法

（3）实测设计法 又称现场监测法

是由澳大利亚和英国先后发展起来的 该设计法从地质评估开始 先进行初始设计

然后通过对锚杆的现场特征、岩体特征及巷道在加固条件下特征的详细监测验证设计 最后确定锚杆加固系统 并继续进行日常监测

（4）围岩松动圈设计法

该方法含有专家系统设计法和现场实测设计法的内涵 简单直观

易为现场工程技术人员所接受 且对岩巷有着良好的适应性

但对煤巷尤其是动压煤巷的适应性仍有待深入研究

故围岩松动圈支护理论与设计方法也是今后发展的重要方向

4 制约锚杆支护技术发展速度与水平的四大因素 国内外锚杆支护实践表明 锚杆支护是加固围岩

提高和利用围岩自身支撑能力 实现共同承载的主动支护形式

具有经济、快速和安全的巨大优越性 然而

这种优越性并非在所有采用锚杆支护的煤矿都能体会到 相反

有相当一部分煤矿锚杆支护的成巷速度并不快

安全性也不好

原因就在于没有解决好至少以下四个主要方面的问题 即锚杆与锚固剂的产品质量、锚杆机具与安装质量、锚杆监测仪器与监测技术以及锚杆支护技术人员培训

4.1 锚杆与锚固荆的产品质量

锚杆的材质、结构与其力学性能紧密相关 锚固剂的质量指标更是决定支护可靠性的关键

澳大利亚和英、美等国极为重视锚杆和锚固剂的生产 制定了严格的技术性能质量指标

而我国煤矿目前使用的锚杆及其构件很多是自产自销 存在着很大的随意性

缺乏必要的检测和监督锚固剂的生产也比较混杂 性能质量难以保证 因此

急需由部组织制定统一的锚杆系列和锚固剂系列质量标准 规范锚杆及其构件和锚固剂的生产 使锚杆支护的安全隐患排除在矿井之外

4.2 锚杆机具与安装质量

锚杆机具性能是决定锚杆安装质量与施工速度的关键 澳大利亚不仅重视研制各种具体用途的锚杆结构型式 而且极为重视锚杆钻装机的不断研制更新

如新型ABM20锚杆钻装机不仅可同时完成打眼与安装两项作业 同时安装顶板锚杆的数量多达6根 而且还可以安装两帮锚杆 并保证安装的锚杆锚固可靠 有足够的预紧力

因而保证了锚杆支护的高质量与高速度

而我国目前虽然电动、风动和液压锚杆钻机都有 但性能结构不尽合理

零部件质量和整机性能都急需进一步完善与提高 至于掘锚联合机组

更有待进一加紧研制与试验 以实现掘支平行作业 提高成巷速度

4.3 锚杆监浏仪器与监测技术

监测是监督施工质量、保证锚杆支护安全可靠的重要手段 锚杆支护是一项隐性工程

因而更需要及时可靠和行之有效的施工检测与跟踪监测 英国煤炭总公司技术部在总结维斯多夫矿使用锚杆的经验时 将\" 使用综合测量装置

对安装好的锚杆进行监测\"作为成功的五项经验之一

而澳大利亚煤炭工业研究实验室更是重视综合测量技术 他们研制的数字式声测锚杆变形计 可用于钻入岩层深达的锚杆孔 沿孔布置锚固测点多达个

全部测点数据可在内迅速\" 读出\"\" 和\" 记录\" 若这些锚固点发生移动

即表明岩层出现位移同时测量的还有锚杆载荷 方法是沿锚杆变形计使用对电阻应变计 可测得较详细的轴向应变和弯曲应变值 由此可绘制出锚杆负荷的产生过程 并可确定出屈服点

通过对测得的锚杆局部性能结果的详细研究

可对支护系统工作状况的好坏和安装质量的可靠度进行评估 如果有问题

那么可根据反馈的信息进行二次设计

从而使锚杆强度或锚杆密度和锚杆长度更为合理 我国虽然也十分重视锚杆支护监测工作 先后研制出一些监测仪器 但性能不高、功能不全

尚未形成系列配套的综合监测技术

锚杆支护监测是设计与施工质量及安全工作的重要保证 因此

必需加大监测仪器仪表的研制力度 尽早完善监测手段 规范监测内容

4.4 锚杆支护人员培训

人是一切工作计划的制定者和执行者 人是最重要的资源 人的管理是最难的管理

无论从结构合理、质量上乘的锚杆到性能优良的锚固剂

还是从灵活高效的锚杆钻装机具到灵敏精密的监测仪器仪表 都需要人来操作 人去完成

英国维斯多夫矿成功使用锚杆的一条重要经验就是\" 健全的培训和监督体系及管理工作的保证\" 总的来说

我国煤矿施工队伍人员素质偏低 加上监督管理不到位 往往施工质量难以保证 因此

重视和加强锚杆支护技术人员和施工工人的技术培训和岗位训练 必然有助于我国煤矿锚杆支护技术的发展和锚杆支护的普及

5 结束语

我国煤矿锚杆支护经过多年的发展 应用范围已扩展到受动压影响的回采巷道、软岩巷道、破碎或复合顶板巷道及工作面开切眼和大断面碉室锚杆支护的种类、结构形式及规格层出不穷而锚杆支护设计方法却比较单一 即普遍采用工程类比法

因而不可避免地带有一定的盲目性锚杆支护工作是一项看似简单、实则复杂的系统工程 影响支护效果与成败的因素很多 因此

分析不同种类锚杆结构的作用原理 考察不同设计方法的特点 探讨影响支护效果的主要因素

明确锚杆支护技术与设计方法的发展方向及工作重点

对推动我国煤矿锚杆支护技术的发展与锚杆支护形式的普及 提高施工速度 发展高产高效矿井 降低成本

促进质量效益的提高和煤炭经济增长方式的转变 有着深刻的现实意义

附录B

Bolting support technology development prospect and restricting factors Abstract

This paper introduces coal bolting support technology development in the three stages and expand the scope of application

discusses the five bolt supporting technology and design method of the development direction of four

analyzed bolting support technology development speed and level of four factors. Bolting support technology abroad in 1905 America began building improvements started using spray technology

1911 Germany first underground tunnels in 1924

the spray the Soviet union's applied ore buss bolt-shotcrete support. In the early 1950s Germany

Switzerland and the efficient production of jet and adopted SuNingJi. Then

with anchoring bolt support in Austria and Switzerland Sweden Norway Germany Canada Britain France

the United States and Australia etc underground engineering is being widely used. At present

to anchor supporting technology research and application are the most active in Australia.

1 Bolting support technology development and application scope 1.1 Three of the bolt supporting technology development stage Chinese coal mines to try anchor

began in 1955 in test line and a flat shotcrete ore testing spray and bolt-shotcrete support

this is our country bolting support technology development stage. This one phase in cement mortar anchor rope represented anchor bolt plate

no contact between lack. In this case the anchor role plays passive suspension only together with the surrounding bearing instead. Because this kind of anchor blind alley application scope

actually destroyed part of roof caving hindered the development of bolting support. At age 80-90 due to the country \"five-year and eighth-five-year key will bolting support for soft failure roadway under high ground stress is one of the main direction of the bolt supporting technology a new development

to bring into the anchor nets and anchor beam combination bolting support network representatives. This one phase in cement type of anchor bolt

paper steel reinforced anchor paper resin has also started using the anchoring bolt not only increased tail plate and nuts

but also in the soft and conditions increased metal net and shotcrete layer

and the dynamic pressure effect with further increases steel girder and reinforced ladder

form or combined bolting support system

and by plane combination development space

whole supporting structure form combination anchor bolt then not only system of suspension action more important is to play combination

and composite arch or supporting effect significantly enhanced which makes the anchor beam nets express

anchor with nets and anchor nets etc steel ladder of anchor combined support form extensively

specific purposes and concrete structure forms of anchor emerge in endlessly such as China mining university developed extrusion type and casing tensile bolt and friction can type rod body can stretch anchor

northeast industrial university developed the anchor bolt

stretching out type can be developed mining college xi stem body can tensile bolt serpents

changchun MeiYan have developed a spring of tensile bolt etc. In addition

the combined with the anchor bolt grouting bolt with small diameter and injection of small diameter drill

medicine and small diameter anchor as the main characteristics of the \"three small\" new technology of smooth blast support. Anchor bolt in combination with anchor beam and tension as level without pre-tightening force

based on the combination of horizontal bars appeared on the new combination of prestressing force bolt support form - bin frame anchor. This is the bolt supporting technology to a new stage of development -- prestressed anchor bolting system phase the products are mainly three kinds namely disjunctive plane anchor bolt water and rose type tubular anchor bolt

these three are good transverse prestressing and certain prestressed

its supporting effect for mine has proved that support. On the transverse prestressing anchor

enough prestressed is indispensable. Australian research proof of the prestressed anchorage

when to 60-70kN above can prevent of roof sinks

basically adopts the high strength for mm in diameter (thick) will span anchor bolt and resin steel plate frictional reducing device is developed. 1.2 Scope of application

As for bolting support mechanism of deepening and supporting technology development

China coal mine of the bolt supporting application scope has been expanded from rock to rock

from complete stability of soft rock strata extended to a broken unstable

from small to large cross-section seciton tunnel extended into the room and

residential towers

new nechanics tunneling lane to expand the old alley repair

from development roadway under pressure to expand the influence in tunnels. At present

especially in roadway bolting support rapid development. 2 Bolting support technology development direction After nearly 10 years of rapid development

China has formed coal bolting support of four directions i.e.

the combination of prestressed anchor bolt tensile bolt and \"list\" anchor. 2.1 Combination anchor bolt

Combination anchor prestress level bars of divided and prestress two kinds. The combination of prestress anchor bolt namely chromatography frame. Chromatography frame anchor structure has many

but the main components and working principle

namely in the same basic roof bolt and level of bars are discussed the formation of the central roof on the one hand

the compression of the fracture increases the roof decreases friction on the other hand

even to offset the central roof possible tensile stress at the same time

two cable-stayed anchor rod link level by force

and neither can coordinate with certain flexibility

allowing the roof sinks and trace in trace sinking process increases roof rock friction Angle and friction the self-locking and effectively

thus maintaining the high stress area broken roof prevent crack in the rock bolting monomer section between possible loose roof caving. 2.2 Tensile bolt

Prestressed anchor have prestressed and transverse prestressing

longitudinal prestressed anchor bolt is based on the part of the torque exerted enough to screw pole in transverse tensile stress produced enough prestressed anchor mainly water up and tubular sewing two. Chromatography frame anchor bolt and combination of both prestressed anchor and both transverse prestressing again

it is a kind of prestressed anchor prestress combination of superior performance. As is known to all

the underground rockmass tensile strength is small and is often bedding

joints and fractures by cutting

such weak weak side tensile strength more small

almost to zero the shear strength depends mainly on the effect of surface in weak positive pressure while the little pressure

weak shear capacity is very small

so the roadway excavation in wallrock deformation is hours after the destruction of the load about appears below the bed sliding

cracking and crack and loose etc

make the greatly weakened. If the roadway excavation immediately after the installation bolt

but not because of anchor prestress

the deformation of rock limit than limit

because deformation of anchor has certain initial slippage and thus no prestressed anchor actually cannot effectively prevent the crack sliding and surrounding rock

only when the cracking displacement reaches a certain level anchor began to play after further expansion from the crack but then lost almost has surrounding tensile and shear capacity

with solid tensile and shear rely mainly on the anchor rod body to bear. If the installation bolt

exert enough prestressed immediately not only eliminates the initial slippage

also can put some of the surrounding rock stress such preloading tensile

can offset section of tensile stress

thus greatly improve tensile ability for shear section

due to the compressive stress of friction greatly improved and the shear capacity solid

and due to avoiding the cracks appear prematurely open the weakening of the slow process

to ensure the long-term stability of the roadway. We can see that the mechanism of prestressed anchor

is the guarantee of surrounding rock and bolt joint action to avoid the rock bolting with different biding by \"

\"so as to enhance the rock with solid tensile and shear capacity. 2.3 But tensile bolt As mentioned above

there are many tensile bolt

but its role as the basic principle. The reinforcement effect of rock bolting by the interaction between the realization

the interaction between the deformation from poor

poor deformation is derived from the difference between stiffness. Because YanGang

through small soft

dynamic pressure of stress concentration

thus tends to soft rock and dynamic pressure of roadway surrounding rock bolting and deformation of the large difference between prematurely

and reached the limit of surrounding rock bolting and interaction between state changes

the anchoring force is reduced greatly. But stretch anchor rod body through elongation can adapt to anchor and surrounding rock of large deformation occurs between without loss of the anchoring force

it is can stretch of soft rock bolting can adapt to the surrounding rock dynamic pressure and large deformation of reason and work principle. 2.4 \"List\" anchor bolt

\"Critical\" anchor light jumps in 1991

new technology support trials are successful. In recent years

China's state-owned mining in key application results in comparable conditions small diameter resin anchoring bolt can save 50% agent faster than the big diameter drill holes around 50%

and save the rod. For small diameter anchor the anchoring force

foreign experiment showed that anchor bolt diameter and inversely proportional. Relevant test further indicates that the anchor with binding force to body thickness bolt diameter and not the bigger the better but must diameter anchor bonded to a body

thickness of the anchoring force maximum value

this is the promotion of small diameter anchor theory basis. Domestic to sew the test tube bolt diameter 30mm for study

seam pipe diameter 43mm than for the bolt anchor pipe joints and 1.43 force steel reduced dosage 31% - 42

drilling speed increased by a factor of energy consumption drilling and reduce 24%. Therefore

\"list\" of the anchor comprehensive economic benefit is remarkable therefore is worth popularizing widely

3 Bolting support design method development direction At present

the domestic bolting support design and parameter selection method basically still remain in the design stage and experience experience data

on the basis of the engineering analogy method is mainly that the design method. When the geological conditions simple

direct stability by engineering analogism conforms parameter reoccupy suspension theory

the combination of arch theory or loose circle theory can be cheeked when complex geological conditions

the test method bolting support form and support parameters the first commonly indoor simulation experiment

and then bolt industrial test. At present

supporting the development direction of the design method of four.

(1) expert system design method. It is the development of engineering analogy method but because it is based on numerous expert knowledge and a lot of proven effective design based on the experience of the reliability of the supporting design thus greatly improve and rationality.

(2) theory design method. Is based on mechanical analysis and bolt support on the basis of simulation test rock mechanics parameters to advance

and system of the bolt supporting mechanism and wallrock deformation mechanism of rock can be guidance of scientific method. Practice controlling (3) test design method. And say

it is by monitoring method in Australia and the UK has successively developed the design method of geological evaluation to begin from the initial design and then based on the site features

rock bolting features and characteristics of roadway in strengthening conditions of detailed design

final verification monitoring system

and strengthening conforms to conduct routine monitoring.

(4) rock loose circle design method. The method of expert system design method and containing the connotation of in-situ test design simple intuitive

and easy to spot engineering and technical personnel of rock and has good adaptability

but for coal roadway especially dynamic pressure coal roadway adaptability remains to be thorough research

loose rock bolting theory and design method of the circle is an important direction of future development. 4 Restrict bolting support technology development speed and level of four agitation Practice shows that the anchoring bolt and reinforcement of surrounding rock bolting support is improving and use surrounding oneself and support to realize common forms of active support of economic quick and safe huge advantage. However the advantage is not at all USES of the bolt supporting coal can be realized. Instead there are quite a few of the bolt supporting into coal roadway not very fast safe

reason is not solved

at least four major issues

namely with anchoring bolt of product quality anchor bolt machinery and installation quality monitoring instruments and monitoring technology and bolting support the training of technical staff. 4.1 Anchor bolt and thorns product quality Anchor: material

structure and mechanical properties of anchorage is closely related to the quality indexes

the reliability of the supporting decision is critical Australia and countries such as Britain

the United States is seriously anchor and anchor agent production

formulate strict technical performance quality indicators. While China's current use of coal mine and component of bolt

there exists a great 1857 gandour is arbitrary

lack of necessary testing and supervise the production is anchoring to guarantee the quality and performance of hybrid. Therefore

it is urgent to formulate a unified organization by the ministry and the anchoring bolt series quality standards norms

and its components and anchoring bolt

the production of the bolt supporting in mine safety hidden exclude. 4.2 Anchor machinery and installation quality

Anchor machine performance is decided to anchor the construction speed and installation quality. Australia is not only developed the importance of specific USES structure

and very anchor bolt on the drilling machine

such as new developed continuously updated ABM20 anchor drilling machine can not complete drilling and install two assignments and installation of roof bolt number six but also as two can be installed

and ensure the installation of bolt anchor reliable

and have enough pre-tightening force

thus ensure the high quality of the bolt supporting with high speed. And at present although electric

pneumatic or hydraulic anchor rig are irrational structure performance and quality of parts and overall performance are urgently needed further perfect and improve dig for joint unit

to anchor more intensified into a research and experiment so as to realize the parallel operation teams dig into the alley.

4.3 Anchor prison functions.just instruments and monitoring technology

Monitoring the quality supervision and construction is safe bolting support and guarantee the important means. Bolting support is an implicit engineering thus need more timely and reliable and effective construction detection and tracking monitoring. British coal corporation in Cardiff jarvis tech more ore use the experience of \"comprehensive measuring devices

use of installed anchor monitoring\" as one of the five successful experience. But Australian coal industry research laboratory is comprehensive measurement technology

they developed digital sounding anchor deformation

can be used for the bolt hole deep rock drill into the hole arrangement as a whole

measuring anchor point data can be quickly \"read\" and \"record\"

if these anchor point move

namely that appear at the rock bolting and displacement measurement method is along the bolt load and use of deformation resistance strain gauge plan can be measured in detail

the axial strain and bending strain values which can be used to draw the bolt load

and can produce process to determine the yield point for measuring. Through the detailed performance results local bolt supporting system of study

work condition and installation quality of the reliability evaluation. If there is a problem

then according to the feedback information

thus make a second design or bolt density and intensity of anchor bolt length is more reasonable. Although China also attaches great importance to bolting support monitoring

successively developed some monitoring instrument but performance is not high the function is not complete not form a series of comprehensive monitoring technology. Bolting support for design and construction quality monitoring is an important guarantee of safety and work therefore

it is necessary to intensify monitoring instrument research efforts as soon as possible

regulating the perfect monitoring method of monitoring. 4.4 Bolting support personnel training

People are all working planners and executives who is the most important resource of management

is the most difficult of management. No matter from reasonable structure high quality of bolt to superior performance

or from a flexible and efficient anchor drilling machine with the monitoring to sensitive precision instrument all need to operate

people go to finish. British wes weiersiduofu ore successful use of anchor is an important experience is \"sound training and supervising system and management guarantee\". In general

our coal mine construction team

with low quality supervision and management

often hard to ensure the construction quality. Therefore

pay attention to and strengthen the construction of technical personnel and bolt support of the workers

training and technical training to our inevitable coal bolting support technology development and popularization of the bolt supporting. 5 Conclusion

Our coal mine bolting support after years of development

application scope has expanded by dynamic pressure influence extraction roadway soft rock

broken or composite roof and face roadway cut and large cross-section of the bolt supporting residential towers room types structure and specification to emerge in endlessly and bolting support design method is more onefold

namely common engineering analogy method

thus inevitably zone has certain blindness bolting support work is a simple actually complex system engineering

the influence factors of success and supporting effect so many different kinds of anchor structure

analyzes the principle and design method of the different characteristics discusses the influence factors of retaining bolt supporting technology

and the design method of the development direction and key work in coal mines for promoting the development of the bolt supporting technology and popularization of the bolt supporting form and improve the construction speed high yield and high efficiency reduce development costs

promote efficiency and quality of coal transformation of economic growth mode has the profound realistic significance. 目录

前言 1

1 矿区概述及井田特征 2 1.1 概述 2

1.1.1 矿区的地理位置及行政隶属关系 2 1.1.2 地形、地貌、交通等情况 2 1.1.3 气候地震等情况 3 1.2 井田及其附近的地质特征 3

1.2.1 井田的地层层位关系及地质构造 3 1.2.2 含煤系及地层特征 4 1.2.3 水文地质 5 1.3 煤质及煤层特征 5

1.3.1 井田内煤层及埋藏条件 5

1.3.2 煤层的含瓦斯性、自燃性、爆炸性 7 1.3.3 井田的勘探程度及进一步勘探要求 7 2 井田境界及储量 8 2.1 井田境界 8 2.1.1 井田范围 8 2.1.2 边界煤柱留设 8

2.1.3工业广场保护煤柱留设 8 2.1.4 边界的合理性 9 2.2 井田的储量 9

2.2.1 井田储量的计算原则 9 2.2.2 矿井工业储量 10

3 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度 12 3.1 矿井年产量及服务年限 12 3.1.1 矿井的年产量 12 3.1.2 服务年限 12

3.1.3 矿井的增产期和减产期 产量增加的可能性 13 3.2 矿井的工作制度 13 4 井田开拓 14

4.1 井筒形式、位置和数目的确定 14 4.1.1 井筒形式的确定 14 4.1.2 井筒位置及数目的确定 15 4.2 开采水平的设计 19 4.2.1 水平划分的原则 19 4.2.2 开采水平的划分 20

4.2.3 设计水平储量及服务年限 23 4.2.4 设计水平的巷道布置 23

4.2.5 大巷的位置、数目、用途和规格 23 4.3 采区划分及开采顺序 24 4.3.1 采区形式及尺寸的确定 24 4.3.2 开采顺序 25

4.4 开采水平井底车场形式的选择 26 4.4.1 开采水平井底车场选择的依据 26 4.4.2 井底车场主要硐室 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 31 5 采准巷道布置 33

5.1 设计采区的地质概况及煤层特征 33 5.1.1 采区概况 33

5.1.2 煤层地质特征及工业储量 33 5.1.3 采区生产能力及服务年限 33 5.2 采区形式、采区主要参数的确定 34

5.2.1 采区形式 34

5.2.2 采区上山数目、位置及用途 34 5.2.3 区段划分 34 5.3 采区车场及硐室 35 5.3.1 车场形式 35 5.3.2 采区煤仓 35

5.4 采准系统、通风系统、运输系统 36 5.4.1 采准系统 36 5.4.2 通风系统 36 5.4.3 运输系统 36 5.5 采区开采顺序 36 5.6 采区巷道断面 37 6 采煤方法 39

6.1 采煤方法的选择 39 6.1.1 选择的要求 39 6.1.2 采煤方法 39 6.2 开采技术条件 39 6.3 工作面长度的确定 40

6.3.1 按通风能力确定工作面长度 40 6.3.2 根据采煤机能力确定工作面长度 41 6.3.3 按刮板输送机能力校验工作面长度 6.4 采煤机械选择和回采工艺确定 42 6.4.1 采煤机械的选择 42 6.4.2 配套设备选型 44

6.4.3 回采工艺方式的确定 44

6.5 循环方式选择及循环图表的编制 47 6.5.1 确定循环方式 47 6.5.2 劳动组织表 48 6.5.3 机电设备表 49 6.5.4 技术经济指标表 50 7 建井工期及开采计划 51 7.1 建井工期及施工组织 51 7.1.1 建井工期 51

7.1.2 工程排队及施工组织排队 52 7.2 开采计划 53

7.2.1 开采顺序及配产原则 53 7.2.2 开采计划 53 8 矿井通风 55 8.1 概述 55

8.2 矿井通风系统的选择 55 8.2.1 通风方式的选择 56 8.2.2 通风方法的选择 57

8.3 矿井风量的计算与风量分配 57 8.3.1 矿井总进风量 57

41 8.3.2 回采工作面所需风量的计算 58 8.3.3 掘进工作面所需风量 59 8.3.4 硐室所需风量的∑Qd的计算 60 8.3.5 其他巷道所需风量 61 8.3.6 风量的分配[17] 62

8.4 矿井总风压及等积孔的计算 62 8.4.1 计算原则 62 8.4.2 计算方法 64 8.4.3 计算等积孔 65 8.5 通风设备的选择 66

8.5.1 矿井主要扇风机选型计算 66 8.5.2 电动机选型计算 68 8.5.3 耗电量 68

8.6 灾害防治综述[13] 69

8.6.1 井底火灾及煤层自然发火的防治措施 69 8.6.2 预防煤尘爆炸措施 70 8.6.3 预防瓦斯爆炸的措施 70 8.6.4 避灾路线 70 9 矿井运输与提升 71 9.1 概述 71

9.2 采区运输设备的选择 71

9.2.1 采区运输上山皮带的选择 71 9.2.2 采区轨道上山运输设备的选择 72 9.2.3 运输顺槽转载机和皮带机选择 72 9.2.4 回风顺槽中运输设备的选择 73 9.2.5 工作面刮板输送机的选择 73 9.3 主要巷道运输设备的选择 74 9.4 提升 74

9.4.1 提升系统的合理确定 74 9.4.2 主井提升设备的选择 75 9.4.3 副井提升设备的选择 76 10 矿井排水 77 10.1 矿井涌水 77 10.1.1 概述 77

10.1.2 矿山技术条件 78 10.2 排水设备的选型计算 78 10.2.1 水泵选型 78 10.3 水泵房的设计 80

10.3.1 水泵房支护方式和起重设备 80 10.3.2 水泵房的位置 80

10.3.3 水泵房规格尺寸的计算 80 10.4 水仓设计 81

10.4.1 水仓的位置及作用 81 10.4.2 水仓容量计算 81

11 技术经济指标 83 11.1 全矿人员编制 83 11.1.1 井下工人定员 83 11.1.2 井上工人定员 83 11.1.3 管理人员 83 11.1.4 全矿人员 84 11.2 劳动生产率 84 11.2.1 采煤工效 84 11.2.2 井下工效 84 11.2.3 生产工效 84 11.2.4 全员工效 84 11.3 成本 85

11.4 全矿主要技术经济指标 结论 92 参考文献 93 附录A 94 附录B 97 ?? ?? ?? ??

Xx矿0.90Mt/a新矿井设计

毕业设计（论文） 2 1

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