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第4章 矿井开拓与开采(已完)


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第四章 井田开拓与开采

第四章

井田开拓与开采
井田开拓

第一节
一、井田开拓方式及井口位置
(一) 影响井田开拓的主要因素

本井田地质构造简单,大体为一向西倾斜的单斜构造,煤层倾角 0~3°,未发现断 层

;水文地质条件简单;无老窑开采及采空区,对开采无影响。影响井田开拓方式、井 口位置的主要因素有:地形地貌、地质构造、煤层赋存特点、凿井工程地质条件、铁路 接轨点位置、水源和电源情况、井下开拓部署、工业场地压煤量、技术装备水平和地质 勘探程度等。 1. 地形地貌 本井田内地形总体上为东南高、西北低,海拔标高+1302.5~+1278.5m,地形变化 不大,地势平缓。井田具风积沙漠~半沙漠地貌特征,半流动和半固定的新月形沙丘及 沙丘链遍布全井田,耕地有限,因此,从地形地貌上看,对井口位置和开拓方式的选择 影响不大。 2. 地质构造 本区构造形态为一向北西倾斜的单斜构造,地层倾角小于 2°。区内断层不发育, 无岩浆岩侵入体,故井田地质构造简单,煤层近水平,无煤层露头,同一煤层井田内高 差小于 120m,从构造上看,对井口位置和开拓方式的选择影响亦不明显。 3. 煤层赋存特点 井田主要可采煤层 3-1 煤、4-1 煤全区发育,赋存深度一般 600~700m 左右,赋存 稳定,厚度变化小,主采煤层之上仅有一中厚 2-2 中煤层,2-2 中煤层大部可采,仅在 井田西南部不可采。4-1 煤下部还有 4-2 中、5-1、5-2、6-2 上、6-2 中五个煤层,井田 范围内均大部可采。除 3-1 煤和 4-1 煤为厚~中厚煤层(平均厚度 4.75m 和 3.75m)外, 其余煤层均为薄煤层或中厚煤层(平均厚度 1.80~2.60m)各煤层倾角平缓(0~3°) ,

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适合长壁机械化开采。 4. 凿井工程地质条件 井田浅部全部被第四系全新统风积沙及沉积砂土地层覆盖,厚度在 27.13~ 135.50m,平均 95.26m,南厚北薄,靠近井田储量中心范围内厚度在 120m 左右,厚度差 不明显,新生界地层主要由风积沙、粉细砂、砂粘土、粘砂土组成,下部上更新统砂层 富水性较强,上部风积沙层含水相对较弱。因此,从工程地质条件上看,井筒需采用特 殊凿井法施工,适合立井开拓,井口位置宜选择在中部或西部。 5. 接轨点位置及外部道路 目前, 根据鄂尔多斯市南部铁路公司规划, 本矿区内新恩铁路在本井田东北部通过, 本矿井接轨点确定在母杜柴登井田东北部大牛地站,因此,从接轨点位置及外部道路上 看,井口位置宜选择在井田中部、西部或北部。 6. 水源及电源情况 根据《内蒙古自治区鄂尔多斯呼吉尔特矿区总体规划》 ,矿区内各矿井的生活用水 根据矿区水文地质条件和矿区开发建设规划,统筹建设水源地和输配水管网,位于井田 西侧的哈头才当水源地为矿区集中水源地。 母杜柴登井田的供电电源可引自井田北部的图克 110kV 变电站和葫芦素 220kV 变电 站。 因此,从水源和电源上看,井口位置宜选择在井田西部、中部或北部。 7. 技术装备水平 近年来,我国煤矿矿井技术装备水平有了显著提高,大型多绳摩擦轮提升机与电控 装备,大容量立井提升箕斗及提升罐笼等不断创新,为建设特大型立井提供了提升的保 证;长距离、大功率带式输送机、多功能无轨胶轮车等连续化、自动化运输设备及工作 面高产高效的综放、大采高综采、连续采煤机等现代采掘设备逐渐改变了矿井的生产面 貌。因此,从技术装备水平上看,采用立井开拓是可行的。 8. 地质勘查程度 本井田已经完成煤炭勘探工作,可以满足本阶段设计要求。储量级别较高(331)

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块段位于井田东北部, 其余部分为 332 和 333, 东北部适宜布置首采盘区和首采工作面, 井口位置应靠近勘查程度高的区域,因此,从地质勘查程度上看,井口位置宜选择在中 部或东部。 9. 后备井田扩展区 与母杜柴登井田西侧边界相邻的尔林滩井田以及其东侧边界的二号勘查区南部的 煤层覆存条件、地质特征及开采条件基本相同,有利于矿井的联合开发,可作为母杜柴 登矿井的潜在后备资源。这部分潜在的后备预测资源总面积约为 90.1km2,资源量量约 为 1481.32Mt,建议业主进快开展工作获得该区域的资源开发权。母杜柴登井田与潜在 后备区的关系见图 2-1-3。 (二) 井田开拓方式 根据井田煤层赋存条件及上覆新生界松散地层分布情况,井田煤层埋藏较深,平均 700m 左右,上覆新生界地层松散,含砂比例较大,富水性强,需冻结法施工。若采用斜 井开拓,斜井垂高达 700m 左右,斜长约 2.6km 左右,斜井井筒穿过新生界地层厚度约 105m,斜长约 406m,其中穿过第四系富含水沙层厚度约 50m,斜长约 193m,因此斜井施 工技术难度大,费用高,建设工期长,胶带带强高,运营成本高。根据国内目前技术水 平,当井田煤层埋深超过 400m 后,宜采用立井开拓。因此设计推荐本井田采用立井开 拓方式。 (三) 井口位置与工业场地选择 1. 工业场地选择原则 根据本井田的地形地貌特点、煤层赋存条件及煤炭外运条件,矿井工业场地选择的 主要原则如下: (1) 有利于井口位置选择及井筒布置; (2) 有利于主水平开采, 兼顾其它水平, 有利于水平大巷布置, 初期井巷工程量少; (3) 首采区布置在开采条件好、储量丰富可靠的块段; (4) 工业场地尽可能靠近公路或铁路,有利于煤炭外运,路线短、工程量小; (5) 工业场地距离供应点、电源、水源较近,有利于煤炭外运,运输线路短,煤炭

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的主运输方向顺畅,井上下综合运营费用省; (6) 工业场地地形开阔、平缓,便于布置生产系统及生活设施,土石方工程量少; (7) 工业场地尽量不占或少占耕地,少压煤,征地方便; (8) 工业场地尽量选择在工程地质条件好、煤层埋深浅、表土层薄、沙层厚度小、 富水性弱的地方,避开地质不良地段及洪水位威胁,场地稳定性好,满足防洪要求; (9) 首采区尽量处于地质构造比较简单的区域。 2.工业场地及井田开拓方案 综合分析上述影响因素,结合确定的立井开拓方式,设计主要提出了三个井口及工 业场位置方案,并相应提出了三个井田开拓方案,本报告结合三个场地地面及矿井开拓 整体部署来选择矿井适宜的工业场地。三个井口及工业场位置见图 4-1-1。 (1) 方案一:西部场地方案 工业场地及井口设在井田西部边界,即钻孔 H129 附近。本场地铁路接轨及场外道 路短, 利用总体规划中矿区铁路的母杜柴登矿井会让站, 工业场地与矿区铁路靠近布置, 工业场地压煤最少,井上、下运输顺向,井筒穿过第四系地层较薄,井下排水方便。同 时此井位距离鄂尔多斯市南部铁路公司规划的新恩铁路大牛地接轨点仅仅 5km 左右。 该方案工业场地内共布置三条井筒,即主井、副井和风井。主井井口标高+1291m, 井筒深 711m,井底煤仓上口高程+690m,采用半上装载方式,水平式定量装载设备,装载 高程+630m, 主井井筒穿过上覆第四系地层厚度 105m, 井筒净直径 6.5m, 装备一套 JKM4.5 ×6 型多绳摩擦式提升机及一对 45t 箕斗,异侧装卸载,提升机井塔式布置。副井井口 标高+1290m,井底水平标高+630m,井底车场布置在主采 3-1 煤层内,副井井筒穿过上 覆第四系地层厚度 105m,井筒净直径 9.4m,主要担负全矿井辅助提升任务兼安全出口, 井筒内布置一套带平衡锤的双层宽罐笼和一套带平衡锤的单层窄罐笼,双层宽罐笼尺寸 为 8000mm×3800mm×11100mm,除能够满足液压支架等大型设备整体提升外(采煤机、 支架运输车、刮板机等大型设备需解体) ,还能够保证中、小型设备整体进出宽罐笼; 风井井口标高 1291m, 井底标高+460m, 井筒穿过上覆第四系厚度 108m, 井筒净直径 6.5m, 为专用回风井,担负矿井北部和中部盘区回风,兼作安全出口。

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图 4-1-1

三个井口及工业场位置示意图

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全井田设一个开采水平,水平标高+630m,井底车场设在主采 3-1 煤层内,后期下 部煤层开采主、副立井不再延深。采用主运输暗斜井和辅助运输暗斜井延深至深部各个 煤组,回风立井直接延深至下部各个煤组。 矿井移交时,分别在 2-2 中煤层和 3-1 煤层中分别布置一个工作面,达到矿井设计 生产能力。三条井筒进入煤层后,在 3-1 煤层内从东到西布置一组水平大巷,井下煤层 主要采用大巷条带式开采。移交时为方便在无压茬关系的区域分别布置 2-2 中煤层和 3-1 煤层工作面,设计在井底附近大巷北侧两层煤中分别布置两组盘区巷道。井田内各 个煤层均采用下行式开采方式。 矿井初期投产 3-1 煤 1 个大采高工作面和 2-2 中煤 1 个中厚煤层综采工作面,工作 面布置在井底无压茬关系的区域。 井下煤炭及辅助运输分别采用带式输送机及无轨胶轮 车连续运输。 方案一(西部场地方案)开拓方式平面图见图 4-1-2。 (2) 方案二:中部场地方案 工业场地位于井田中部,即钻孔 H126 北侧。该场地井口靠近井田储量中心,井下 运营费用低,有利于前期 2-2 中煤与主采 3-1 煤配采,初期开拓及回风巷道布置顺畅, 井巷工程量省,设备占用少,运输、通风环节少,更易实现合理集中生产。 该方案工业场地内布置三条井筒,即主立井、副立井和中央回风立井。主立井井口 标高+1290.8m,井底标高为+507.0m,井筒深度为 783.8m,井底煤仓上口标高+635m,井 下主井井底装载方式采用下载式, 主立井井筒穿过上覆第四系地层厚度 120m。 副立井井 口标高+1290.8m,井底水平标高+605m,井筒深度为 685.8m,井底车场位于主采 3-1 煤 层内, 井底车场标高+635m, 井筒穿过上覆第四系厚度 120m。 回风立井井口标高+1291.0m, 井底标高+620.0m,井筒深度为 671.0m,井筒穿过上覆第四系厚度 120m。 主立井选用 1 台 JKM4.5×6(Ⅲ)型多绳摩擦式提升机,塔式布置,提升容器为 45t 箕斗一对;副立井选用两套提升设备,一套装备一台 JKM5×6(Ⅲ)多绳摩擦式提升机, 塔式布置,提升容器为一个双层六绳特大罐笼+平衡锤,另一套装备 JKM1.6×4(Ⅰ)型 多绳摩擦式提升机一台,塔式布置,提升容器为一个交通罐笼+平衡锤;中央回风立井

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图 4-1-2

方案一(西部场地方案)开拓方式平面图

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安设 2 台对旋轴流式通风机,矿井初期采用中央并列式通风系统。后期采用分区式通风 方式。 井田主水平设在 3-1 煤层中,水平标高+635m,分别在 2-2 中、4-1、4-2 中、5-2 及 6-2 中煤层中设置五个辅助水平。矿井移交时,3 条井筒掘进至主水平,后期开采下 部各辅助水平时,采用主、副暗斜井延深到各辅助水平,主、副立井均不再延深,回风 立井延深至各个辅助水平。 矿井投产在 3-1 号煤层 302 盘区东部边界附近布置一个大采高综采工作面,在 2-2 中煤层 201 盘区大巷以北的西部边界附近布置一个中厚煤层综采工作面。井下煤炭及辅 助运输分别采用带式输送机及无轨胶轮车连续运输。 方案二(中部场地方案)开拓方式平面图见图 4-1-3。 (3) 方案三:东部场地方案 工业场地亦位于井田东部,即钻孔 H122 附近。该场地处井底煤层埋藏较浅,第四 系厚度较薄,开拓工程量小。外部道路接线距离短。工业场地位置较平坦,井底位于高 级储量块段。 该方案工业场地内共布置三条井筒,即主井、副井和风井。主井井口标高+1288m, 井底煤仓上口标高+730m,采用半上装载方式,水平式定量装载设备,装载标高+670m,主 井井筒穿过上覆第四系地层厚度 120m,井筒净直径 6.5m,装备一套 JKM4.5×6 型多绳 摩擦式提升机及一对 45t 箕斗, 异侧装卸载, 提升机井塔式布置。 副井地表标高+1288m, 井底水平标高+670m,井底车场布置在主采 3-1 煤层内,副井井筒穿过上覆第四系地层 厚度 120m,井筒净直径 9.4m,主要担负全矿井辅助提升任务兼安全出口,井筒内布置 一套带平衡锤的双层宽罐笼和一套带平衡锤的单层窄罐笼,双层宽罐笼尺寸为 8000mm ×3800mm×11100mm,除能够满足液压支架等大型设备整体提升外(采煤机、支架运输 车、刮板机等大型设备需解体) ,还能够保证中、小型设备整体进出宽罐笼;风井地表 标高 1288m,井底标高+650m,井筒穿过上覆第四系厚度 120m,井筒净直径 6.5m,为专 用回风井,担负矿井北部和中部盘区回风,兼作安全出口。矿井前期采用中央并列式通 风系统,后期在井田西部边界新掘两条进、回风立井,全井田共开凿五条井筒。

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图 4-1-3

方案二(中部场地方案)开拓方式平面图

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全井田设一个开采水平,水平标高+670m,井底车场设在主采 3-1 煤层内,后期下 部煤层开采主、副立井不再延深。采用主运输暗斜井和辅助运输暗斜井延深至深部各个 煤组,回风立井直接延深至下部各个煤组。 矿井移交时,分别在 2-2 中煤层和 3-1 煤层中分别布置一个工作面,达到矿井设计 生产能力。三条井筒进入煤层后,在 3-1 煤层内从东到西布置一组水平大巷,井下煤层 主要采用大巷条带式开采。 移交时在井底附近的区域分别布置 2-2 中煤层和 3-1 煤层工 作面,工作面上下重叠布置,但是在推进方向上错开 1.0km 左右。井田内各个煤层均采 用下行式开采方式。井下煤炭及辅助运输分别采用带式输送机及无轨胶轮车连续运输。 方案三(东部场地方案)开拓方式平面图见图 4-1-4。 3. 井口及工业场地方案比较 井口位置 3 个方案中,三方案与一、二方案比较,三方案突出缺点是:地面铁路接 轨距离远;井下煤炭反向运输;距离初期开采 3-1 煤无压茬关系的块段远,初期工程量 大。突出优点是:煤层埋藏较浅,三条井筒长度共减少约 100m;第四系厚度较一、二方 案减少约 30m,特殊凿井费用有所减少;外部公路接线距离较二方案减少约 3.5km,较 一方案减少约 7km。综合分析,三方案与一、二方案比较,缺点大于优点,故首先舍弃 三方案,不再深入比较。为此设计只对一、二方案进行深入比较。 (1) 方案一 优点: ① 井口位于井田西部边界,工业场地靠近矿区铁路专用线布置,矿井装车站及材 料线可直接沿矿区铁路布置(或布置在总体规划中的矿区铁路母杜柴登会让站) ,产品 煤皮带走廊直接上仓装车;场外公路也可与矿区干线对接。 ② 工业场地靠近矿区铁路布置,场地部分进入铁路煤柱内,故工业场地压煤量较 二方案少。 ③ 由于矿井工业场地靠近矿区铁路专用线,使井上、下运输顺向,无反向运输, 矿井初期井上、下运输费用省。 ④ 工业场地位于井田西部边缘,使井底处于各煤层深部,井下排水方便,使初期 大巷工程量小。

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图 4-1-4

方案三(东部场地方案)开拓方式平面图

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⑤ 井筒穿过第四系表土砂层较第二方案浅。 缺点: ① 井口位于井田西部边界,偏离井田储量中心约 3.0km,使井下煤炭、材料设备及 人员运送距离长。 ② 井口位于井田西部边界,主要大巷东西布置,井下工作面主要采用大巷条带式 开采,但初期在 3-1 煤与 2-2 中煤无压茬范围需布置两组盘区巷道,工作面需自东向西 回采,且运输环节多。 ③ 井口位于井田西部边界,且在 2-2 中煤不可采边缘,煤层大巷开拓准备需自西 部边界逐步向东部推进,盘区及工作面依次接替。本井初期布置的 3-1 煤大采高工作面 必须布置在无压茬关系的区域,开拓大巷东西布置后,中一盘区的南部在 2-2 中煤尚未 提前回采的前提下,限制了下面的 3-1 煤大采高工作面的推进长度。 ④ 井口位于井田西部边界,井下形成单翼开采,随着生产进行,当矿井煤炭目标 市场变化,需要增加开发强度,两个厚煤层同采时,不仅通风受到限制,且运煤胶带输 送机能力也不能满足要求,故矿井增产余地小,灵活性差。 ⑤ 井口位于井田西部边界,偏离了井田内高级储量块段,增强了井下煤层情况、 地质构造的不确定性,给合理的巷道布局,采煤方案选择带来了困难。 ⑥ 井口位于井田西部边界,偏离了井田中心,使主工业场地内的回风井筒有效、 合理的服务年限减少,增加了工程量、大大减少了原回风井的利用率。 ⑦ 《呼吉尔特矿区总体规划》的伊乌铁路、省道 313 中间段(兰家梁——嘎鲁图) 、 矿区南部 220kV 变电站目前都是规划设计阶段,其建成后矿区铁路才能自伊乌线上的察 汗淖会让站接轨,建设矿区铁路;矿区公路才能自当乃海子向西进入南部矿区;矿区变 电所在其上部规划中的 220kV 图克变电站建成后才能开始建设。新恩铁路和阿小公路目 前正处于规划设计阶段。因此上述外部条件需要一定的建设周期,本井开发建设提前于 上述外部条件,本井口位置距现有乡镇公路、电源(呼吉库乡)等均较远,特别是施工 时进场道路、电源不方便。 (2) 方案二

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二方案的优缺点与一方案相反,不再重述。 (3) 方案一、二经济比较 方案一、二技术各有优缺点,设计对其投资进行详细的比较。 矿井工业场地及开拓方式方案技术经济比较见表 4-1-1。 表 4-1-1
可 比 项 目

井口位置可比项目经济比较表
方案一(西部场地) 数量 711 701 709 3965 3562 14165 15280 39093 8.4 0.5 39.5km/26.5km 74.9km 投资(万元) 14604 20008 12903 6265 5343 18887 13751 91761 21000 186 5940 27126 118887 83.7Mt/km 21.51 Mt 44 月 12552 64.5Mt/km 29.92 Mt 42 月 方案二(中部场地) 数量 783.8m 685.8m 671.0m 3835m 2154m 7634m 30827m 46591m 10km 6.672km 38km/25km 79.672km 投资(万元) 16099 19575 12212 6136 3231 10179 27744 95176 25000 2483 5670 33153 128329 9673

主井井筒 D=6.5(冻法施工) 副井井筒 D=9.4(冻法施工) 井 中央风井 D=6.5(冻法施工) 巷 井底车场 工 主要石门 程 主要大巷 采区巷道 可比工程量小计 铁路专用线 土 建 场外道路 工 输变电线路 程 土建工程量小计 可比工程量投资总计 井下年运量(Mt.km) 及年运输费用(万元) 工业场地压煤量(Mt) 建井工期(月)

(4) 方案比选结果 综合分析,方案三矿井井上下主煤流严重反向,设计不推荐该方案。一方案初期接 轨距离,场外道路较二方案短,但其初期井巷工程量多,方案一与方案二初期总投资相 差不大;方案一工业场地偏离井田储量中心,虽然初期井上下运输量少,但矿井服务年 限内井下总运量及井上、下总运输费用多较方案二大。

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二方案井口位于井田储量中心,井下主、辅运输费用低,通风距离短、负压稳定, 中央风井服务时间长;井下可两翼或多翼同时开采,首采工作面位置选择容易,厚薄煤 层配采容易,有利于矿井稳产、增产;矿井初期及总开拓工程量省。设计推荐方案二。

二、水平划分
(一) 水平划分原则 矿井水平划分应根据煤层赋存条件、地质条件、开采技术与装备水平、资源/储量 和生产能力等因素,综合比较确定。对近水平煤层群开采,当煤层间距不大时,宜采用 单一水平开拓;当煤层间距大时,可分煤组(层)多水平开采。 (二) 煤层赋存特点 本井田为近水平煤层,煤层倾角 0~3°,8 个可采煤层含煤段地层总厚度为 190m, 各煤层平均间距 11.22~42.22m,各煤层间距见表 4-1-2。井田内 3-1 及 4-1 煤为矿井 主采煤层,平均厚度为 4.75 及 3.75m,主采煤层可采储量 364.40Mt,占全井的 56.6%, 是矿井主要开采对象, 其余较薄煤层平均厚度一般 1.0~1.9m 左右, 可采储量 279.11Mt, 占全井的 43.4%,是矿井的重要组成部分。由于 2-2 中煤层相对较薄,3-1 煤层较厚。 且 2-2 中煤与主采 3-1 煤层平均间距 30.43m,3-1 煤可采厚度平均达 4.75m,故二者有 压茬关系;从压茬关系及厚薄情况看两层应配产。4-1 煤以下 4-2 中煤与 4-1 煤间距达 40~60m,根据上行开采实际资料,二者可以实现配产。2-2 中煤与 3-1、4-1 与 4-2 中 煤分别配产可持续约 50 年左右。 (三) 煤层群分组 根据煤层赋存特征及间距,共划分为六个煤组。2-2中、3-1、4-1、4-2中煤层间距 较远,分别单独划分为一个煤组,5-1和5-2、6-2上和6-2中煤层间距较近,宜联合布置, 将5-1和5-2、6-2上和6-2分别划分为两个煤组。 (四) 水平划分 根据井田煤层赋存特征、开拓方式、煤层分组及配产关系,并考虑到第一水平有足 够的可采储量和合理服务年限,使之适应高产高效、集中化生产的要求,尽可能多做煤 巷、少做岩巷的原则,设计提出了两种划分方案。

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表 4-1-2
煤组号 2 3 煤层 编号 2-2 中 3-1 4-1 4 4-2 中 5-1 5 5-2 6-2 上 6 6-2 中 煤层可采厚度 最小~最大 平均 0.80~3.85 1.88 2.85~6.73 4.75 3.25~4.41 3.75 0.85~2.02 1.36 0.80~2.21 1.41 0.89~2.63 1.72 0.80~2.48 1.31 0.80~2.26 1.23

煤层间距表
夹矸层数 最少~最多 一般 0~2 0 0~1 0 0~1 0 0~2 1 0~2 0~1 0~1 0 0~2 0~1 0~1 0 可采 程度 大部可采 全区可采 全区可采 大部可采 大部可采 大部可采 大部可采 大部可采 稳定 程度 59.75 206.98 157.42 51.14 38.48 54.21 32.05 43.49

煤层间距(m) 最小~最大 平均 22.09~41.10 30.43 35.37~52.74 42.22 20.98~51.17 33.84 19.94~47.36 35.1 9.08~37.56 20.76 5.83~30.30 13.08 0.15~29.65 11.21

1. 方案一 方案一井田划分为一个主水平,五个辅助水平。井田主水平设在 3-1 煤层中,水平 标高+635m,分别在 2-2 中、4-1、4-2 中、5-2 及 6-2 中煤层中设置五个辅助水平。矿 井移交时,三条井筒掘进至主水平,后期开采下部各辅助水平时,采用主、副暗斜井延 深到各辅助水平,主、副立井均不再延深,回风立井则延深至各个辅助水平。 2. 方案二 方案一井田划分为两个主水平,四个辅助水平。一水平设在 3-1 煤层中,水平标高 +635m,分别在 2-2 中煤、4-1 煤和 4-2 煤层中设置辅助水平。二水平设在 5-2 煤层中, 水平标高+490m,在 6-2 中煤层中设置辅助水平。井筒掘进至主水平,采用主、副暗斜 井延深到各辅助水平,回风立井则延深至各个辅助水平。 3. 方案比选 结合本井田的具体情况对矿井水平划分从如下几个方面进行论证选择 (1) 3-1 煤与 2-2 中煤间距 30.43m,4-1 煤与 4-2 中煤间距 40~60m,各主采煤层

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第四章 井田开拓与开采

采用斜巷联系方便。下部较薄煤层(5-1、5-2、6-2 上、6-2 中) ,距主采 3-1 煤层间距 较大(距 6-2 中煤 180m,距 5-2 煤 145m) ,但煤层可采厚度一般在 1.0~1.5m 之间,多 为局部可采,可采储量仅有 164.71Mt,服务年限为 19.6a,为节省开拓工程量,其下部 煤层开拓可利用主水平开拓工程。 (2) 若采用两个水平开拓,一水平井底车场及硐室设在 3-1 煤层内,主井装载水平 在 3-1 煤层,二水平井底车场及硐室设在 5-2 煤层内,主井装载水平设在 5-2 煤层。由 于井田各个煤层均为近水平煤层, 每个水平内各组煤层与主水平联系的主运输及辅助运 输斜巷总长度与方案一相比基本相同,只是相对缩短了每个煤层到井底车场及井底煤仓 的运距,却增加了一个水平的开拓巷道及硐室,增加了主提升距离及时间。 (3) 采用两个水平开拓,能够减少排水环节,减少了矿井排水能耗,但是增加了主 提升的无效提升量,开拓延深影响矿井正常生产。单水平开拓,矿井提升距离相对短, 无效提升量小。 设计认为井田各个煤层为近水平煤层,采用单水平开采,主运输采用带式输送机运 输,辅助运输采用无轨胶轮车运输,辅助水平与主水平之间的主、辅运输联系方便,且 能够大量减少开拓工程量,设计推荐方案一。 (五) 主水平标高 根据含煤段垂高,主采煤层位置、井底车场支护条件及初期井巷工程量等因素,设 计提出了两种水平标高方案。 1. 方案一 该方案将水平标高设在 3-1 号煤层中,井底车场落底水平标高为+635m,在 3-1 号 煤层中布置一组东西翼大巷。2-2 中煤层煤流通过 2-2 中煤层集中煤仓转载到 3-1 煤集 中配仓联巷,3-1 下部各个层煤层煤流通过集中运输斜巷运至 3-1 煤集中配仓联巷;各 个辅助水平辅助运输通过辅助运输斜巷与主水平联系。 优点: (1) 本矿井煤层顶底板抗压强度偏低,一般 22.8~38.8MPa,特别是泥质胶结岩层 遇水软化,而煤层抗压强度及整体性较好,较岩层易于维护。而本井主采 3-1 煤层最厚

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第四章 井田开拓与开采

(平均 4.75m 左右) ,因此,井底车场及硐室设在 3-1 煤层维护条件最好; (2) 初期大采高工作面布置在 3-1 煤中,在 2-2 中煤布置一个综采工作面,主要开 采水平设在 3-1 煤层内,初期主、辅生产系统联络巷道少,初期井巷工程量最省; (3) 主采煤层主提升距离短,无效提升量小。 缺点: (1) 4-1 煤层排水需要接力排水,排水环节相对于方案二多; (2) 主水平距离下部薄煤层相对较远。 2. 方案二 该方案将水平标高设在 4-1 号煤层中,井底车场落底标高为+590m,在 4-1 号煤层 中布置一组东西翼大巷。 中煤层及 3-1 煤层煤流分别通过 2-2 中煤层集中煤仓及 3-1 2-2 煤集中煤仓转载到 4-1 煤集中配仓联巷,4-1 下部各个层煤层煤流通过集中运输斜巷运 至 4-1 煤集中配仓联巷;各个辅助水平辅助运输通过辅助运输斜巷与主水平联系。 优点: (1) 4-1 煤层及其以上各个煤层均不需要接力排水,排水环节少; (2) 主水平距离下部薄煤层相对较近。 缺点: (1) 4-1 煤层厚度相对较薄(平均 3.75m 左右) ,但首采煤层为 3-1 煤层和 2-2 中煤 层,井底车场及硐室维护条件相对较差,初期工程量大,建井工期长。 (2) 3-1 煤层和 2-2 中煤层来煤需要通过煤仓溜到主水平,主提升无效提升量大。 综上所述,设计确定主水平标高为+635m,井底车场及硐室设在 3-1 煤层内,五个 辅助水平不再严格确定水平高程,分别沿煤层布置开拓大巷。

三、开拓巷道布置
(一) 开拓巷道布置 1. 开拓巷道布置的主要原则 (1) 开拓方式简单,移交工程量少,建设周期短; (2) 运输系统简单,环节少,效率高;

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第四章 井田开拓与开采

(3) 首采区需要选择在井田高级储量区域。 2. 开拓巷道布置方案 根据选择的矿井工业场地及开拓方式,矿井在中部工业场地内布置三条井筒,即主 立井、副立井及中央回风立井,根据井下大巷布置方位不同,设计提出两个大巷布置方 案。 (1) 方案一:南北向布置大巷。 该方案在主水平 3-1 号煤层中沿井田中央附近南北布置一组大巷,并在井田东翼布 置一组大巷,大巷呈“T”字型布置,大巷采用煤门与井底车场连接,下部各辅助水平 大巷与主水平大巷上下重叠布置,采用大巷条带式开采。井田厚薄煤层配采,采用下行 开采。 矿井投产在 3-1 煤和 2-2 中煤分别布置 1 个大采高综采工作面和 1 个中厚煤层综采 工作面,3-1 煤工作面布置在 303 盘区南翼无压茬关系的区域,2-2 中煤工作面布置在 201 盘区西翼。井下煤炭及辅助运输分别采用带式输送机及无轨胶轮车连续运输。 方案一大巷布置平面图详见图 4-1-5。 (2) 方案二:东西向布置大巷 该方案沿井田东西向“一”字型布置一组大巷,布置盘区巷道开采局部可采煤层井 田西北部区域,主采煤层及局部可采煤层其它区域采用大巷条带式双翼开采。井田厚薄 煤层配采,采用下行开采。 矿井投产在在 3-1 号煤层 302 盘区东部边界附近布置一个大采高综采工作面, 2-2 在 中煤层 201 盘区大巷以北的西部边界附近布置一个中厚煤层综采工作面。井下煤炭及辅 助运输分别采用带式输送机及无轨胶轮车连续运输。 方案二大巷布置平面图详见图 4-1-6。 3. 开拓巷道布置方案技术经济比选 (1) 方案一 优点: ① 首采区域 3-1 煤层与 2-2 中煤无压茬关系。

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第四章 井田开拓与开采

图 4-1-5

井田开拓大巷布置方案一平面图

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第四章 井田开拓与开采

图 4-1-6

井田开拓大巷布置方案二(推荐)平面图

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第四章 井田开拓与开采

② 根据井田深部较薄局部可采煤层发育情况,大巷南北布置均可将各煤层贯穿, 工作面巷道无效进尺与方案二相比较少。 缺点: ① 矿井将来可能在东、西部边界外扩大范围,扩大部分与原有部分的联合不合理。 ② 开拓系统比较复杂,盘区划分较多,开拓巷道工程量大,煤柱造成的储量损失 大,初期投资较多。 ③ 工作面推进长度短,搬家倒面频繁。 (2) 方案二 优点: ① 矿井将来可能在东、西部边界外扩大范围,大巷只需分别向东、向西延伸扩大 部分,兼顾到了后期矿井扩大区域。 ② 大巷位于井田中部,呈“一”字型布置,系统简单,盘区个数少,开拓巷道工 程量小,大巷保护煤柱造成的储量损失小,初期投资较省。 ③ 首采面集中布置,位于井底附近,初期工程量省,环节较少,初期运输费用及 设备投资较省。 ④ 首采盘区尺寸大,服务年限长,工作面推进长度大。 缺点: ① 根据井田深部较薄局部可采煤层发育情况,大巷东西翼布置给局部可采区域回 采带来困难。 ② 井田内可采煤层局部区域布置南北向盘区巷道回采,工作面推进方向与主采煤 层推进方向不同,给配采煤层之间工作面接续带来困难。 (3) 井田开拓大巷布置方案经济比较 两个开拓大巷布置方案地面布置相同,仅对井下可比投资进行比较。开拓大巷布置 方案井下可比经济比较见表 4-1-3。 (4) 结论 方案一移交时井巷工程量为 44924m,建井总工期为 44 个月,方案二移交时井巷工

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第四章 井田开拓与开采

程量为 46648m,建井总工期为 42 个月,两方案的井巷工程量及建井工期相差不大,地 面布置相同,投资相差不大。 表 4-1-3
序 号 1 2 3 4 5 6 建井工期 项 车场硐室 主要石门 主要大巷 回采工程 总 计 目 数量(m) 3835 1890 8070 28930 44924 44 投资(万元) 6136 2835 10760 26037 60717 数量(m) 3835 2154 7634 30827 46648 42 投资(万元) 6136 3231 10179 27744 62239

开拓方案井下可比经济比较表
方 案 一 方 案 二

方案二井田开拓兼顾东西翼扩大区,井下主、辅运输费用低,通风距离短,通风系 统服务时间长,盘区尺寸大,工作面推进长度长,有利于矿井增产稳产;方案一系统相 对复杂,开拓巷道布置未兼顾井田扩大区域,开拓工程总量大。 综上所述,方案二优势明显,设计推荐方案二。 (二) 大巷层位布置 1. 大巷布置方式 井田大巷层位布置有两种方式,一是分煤层布置大巷、另一种方式为分煤组布置大 巷。分煤层布置大巷的优点为工作面巷道与大巷联系方便,系统简单;缺点是井巷工程 量大,矿井接续紧张,特别是当煤层薄时,岩石工程量大;分煤组布置大巷,同一煤组 里各个煤层共用同一组大巷时,整个矿井开拓工程量少,矿井接续相对容易,缺点是大 巷上下煤层工作面巷道岩石斜巷较多,运输系统相对复杂。 根据本井田的煤层赋存特点,本井田宜采用分煤层和分煤组相结合布置大巷。2-2 中、3-1、4-1、4-2 中煤层间距较远,无法实现联合布置,分别在各煤层中布置一组大 巷;5-1 和 5-2、6-2 上和 6-2 中煤层间距较近,宜联合布置,分别在 5-2 和 6-2 中煤层 中布置一组大巷。 每个煤组大巷均呈东西向“一字形”布置,井田西北部和西南部局部开采范围不规

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第四章 井田开拓与开采

则的地方采用布置盘区巷道回采,后期回采井田扩大区,将大巷分别向东西延伸至扩大 区。 2. 大巷数目 影响大巷数目的主要因素有辅助运输量和进回风风量,在保证大巷风速不超限和满 足辅助运输要求的情况下尽量减少大巷的数目。本矿井为高产高效的大型现代化矿井, 辅助运输量不大,且采用无轨运输,运输效率高,根据计算一条辅助运输大巷完全满足 矿井辅助运输的要求, 为保证来回车辆的避车和会车的需要, 设计在大巷内部每隔 500m 设置一个会车硐室,硐室采用大巷加宽式,会车硐室长 20m,宽 6.5m。 矿井总风量为 250m3/s,风量较大,但是矿井采用的是厚薄煤层搭配开采,分煤组 布置大巷,每层煤层一条回风大巷即能满足通风需求。每个煤组均布置三条大巷,分别 为带式输送机大巷,辅助运输大巷和回风大巷。 3. 巷道断面及支护方式 根据井田各个煤层顶底板围岩条件,井下大巷断面形式全都采用拱形断面。带式输 送机大巷沿煤层底板布置,净宽 5.0m,净高 3.9m,净断面积 16.8m2,掘进面积 18.6m2; 辅助运输大巷由于运行无轨胶轮车,底板需要铺设 300mm 厚的混凝土,巷道净宽 5.4m, 净高 4.3m,净断面积 20.1m2,掘进面积 23.2m2;回风大巷沿煤层底板布置,净宽 5.0m, 净高 4.1m,净断面积 17.8m2,掘进面积 19.7m2。巷道均采用锚网喷+锚索支护。 井田开拓方式平面图见图 4-1-5;井田开拓方式剖面图图见 3-1-6。

四、井筒
(一) 井筒用途、布置及装备 根据确定的井田开拓方案,矿井移交生产时,在工业场地内共布置三条井筒,即主 立井、副立井和中央回风立井。后期矿井若开采东西部的扩大区域,分别在矿井东西部 扩大区域布置一组回风立井和进风立井。 矿井移交时的三条井筒参数如下: 1. 主立井 井口位于工业场地内,井口中心坐标为 X=4301509.000m,Y=36627284.000m,井口

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第四章 井田开拓与开采

标高+1290.8m,井底水平标高+507.0m, 井筒深度 783.8m,方位角 90°,净直径 6500mm, 净断面积 33.2 m2,设计井壁采用双层钢筋混凝土结构。井下主井井底装载方式采用下 载式,主立井井筒穿过上覆第四系地层厚度 120m。主立井选用 1 台 JKM4.5×6(Ⅲ)型 多绳摩擦式提升机,塔式布置,提升容器为 45t 箕斗一对,罐道梁采用树脂锚杆托架固 定于井壁上。在井筒内敷设一趟压风管路、一趟消防洒水管路、一趟动力电缆和一趟通 讯电缆,井筒内设置梯子间,作进风及安全出口。 主立井断面见图 4-1-7。 2. 副立井 井口位于工业场地内,井口中心坐标为 X=4301459.000m,Y=36627159.000m,井口 标高+1290.8m,井底标高+605.0m, 井筒深度 685.8m,方位角 90°,净直径 9400mm,净断 面积 69.4m2,设计井壁采用双层钢筋混凝土结构。副立井井筒穿过上覆第四系地层厚度 120m。副立井选用两套提升设备,一套装备一台 JKM5×6(Ⅲ)多绳摩擦式提升机,塔 式布置,提升容器为一个双层六绳特大罐笼+平衡锤;另一套装备 JKM1.6×4(Ⅰ)型多 绳摩擦式提升机一台,塔式布置,提升容器为一个交通罐笼+平衡锤。罐道梁采用树脂 锚杆托架固定于井壁上。副立井主要担负矿井的材料、设备、矸石、人员等辅助提升任 务,井筒内设置梯子间,作为主要进风井和安全出口。并敷设三趟排水管路。 副立井断面见图 4-1-8。 3. 中央回风立井: 井口位于工业场地内,井口中心坐标为 X=4301779.000m,Y=36627309.000m,井口 标高+1291.0m,井底标高+635.0m,井筒深度 656.0m,净直径 6500mm,净断面积 33.2m2, 设计井壁采用双层钢筋混凝土结构,中央回风立井井筒穿过上覆第四系地层厚度 120m。 中央回风立井安设对旋轴流式通风机,矿井初期采用中央并列式通风系统。后期采用分 区式通风方式。在井筒设梯子间,承担矿井回风任务,并兼作安全出口,并敷设一趟黄 泥灌浆管路。 中央回风立井断面见图 4-1-9。 井筒特征表见表 4-1-4。

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第四章 井田开拓与开采

S 净=33.2m2 S 掘=51.5/65.0/73.9m2

图 4-1-7

主立井井筒断面图

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第四章 井田开拓与开采

S 净=69.4m2 S 掘=109.4/132.7/141.0m2

图 4-1-8

副立井井筒断面图

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第四章 井田开拓与开采

S 净=33.2m2 S 掘=51.5/65.0/73.9m2

图 4-1-9

中央回风立井井筒断面图

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第四章 井田开拓与开采

表 4-1-4
序 号 井口 坐标 井筒特征 纬距(X) 1 经距(Y) 井口标高(Z) 2 3 4 5 提升方位角 井筒倾角 一水平井底标高 井筒深度 净 6 井筒 直径 掘进(0m~145m) 掘进(145m~450m) 掘进(450m~井底) 7 内壁 支护 厚度 外壁 支护 厚度 断 面 积 支护方式 0~145m 145~450m 450~井底 0~145m 145~450m 450~井底 净 10 掘进(0~145m) 掘进(145~450m) 掘进(450~井底) 11 施工方法 m m
2 2

井筒特征表
主立井 副立井 4301459.00 36627159.00 +1290.8 0 90 +605.0 685.8 9400 11800 13000 13400 双层钢筋砼砌碹 中央回风立井 4301779.00 36627309.00 +1291.0 90 90 +620.0 671.0 6500 8100 9100 9700

单 位 m m m ° ° m m mm mm mm mm

4301509.00 36627284.00 +1290.8 90 90 +507.0 783.8 6500 8100 9100 9700

mm mm mm mm mm mm m
2

400 厚 C40 砼 800 厚 C55 砼 1100 厚 C80 砼 400 厚 C40 砼 500 厚 C45 砼 500 厚 C55 砼 33.2 51.5 65.0 73.9 冻结法

600 厚 C40 砼 1100 厚 C55 砼 1300 厚 C80 砼 600 厚 C45 砼 700 厚 C45 砼 700 厚 C55 砼 69.4 109.4 132.7 141.0 冻结法 一套 JKM5×6(Ⅲ) 多绳摩擦式提升机, 提升容器为一个双 层六绳特大罐笼+平 衡锤,一套 JKM1.6 ×4(Ⅰ)型多绳摩 擦式提升机一台,提 升容器为一个交通 罐笼+平衡锤

400 厚 C40 砼 800 厚 C55 砼 1100 厚 C80 砼 400 厚 C40 砼 500 厚 C45 砼 500 厚 C55 砼 33.2 51.5 65.0 73.9 冻结法

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井筒装备

装备 1 对 45t 立井 提煤箕斗

井筒内装备 梯子间

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第四章 井田开拓与开采

(二) 井筒施工方法 1. 井筒穿越地层及水文地质条件 (1) 井筒穿越地层 根据陕西省煤田地质局一八五队二 OO 八年八月编制的《内蒙古伊化矿业资源有限 责任公司母杜柴登矿井井筒检查地质报告》 ,钻孔揭露的地层由老至新有:三叠系上统 延长组(T3y) 、侏罗系中统延安组(J2y) 、侏罗系中统直罗组(J2z) 、侏罗系中统安定组 (J2a) 白垩系下统志丹群(K1zh)和第四系(Q) 、 。 (2) 井筒穿越含水层 井筒自上而下穿过第四系萨拉乌苏组孔隙潜水含水层, 白垩系下统志丹群 (洛河组) 孔隙、裂隙承压水含水层,非煤系地层(安定组、直罗组)碎屑岩类孔隙、裂隙承压水 含水层及煤系地层碎屑岩类孔隙、裂隙承压水含水层。分述如下: ① 第四系上更新统萨拉乌素组孔隙潜水含水层(Q3s) 全区分布,上部为风积砂,与该组地层构成同一含水层。该组地层岩性主要为灰黄 色、灰绿色粉细砂、中砂成互层状分布,局部夹有植物腐殖质富集的薄层,颜色呈黑褐 色。靠近浅表的砂层状态松散,孔隙率较大,易于大气降水的入渗补给。含水层厚度一 般为 124.67~128.89m,平均厚度 127.31m。富水性中等。松散砂层主要含水层段为 潜水位以下至垂深 35.00m 的范围,其它层段为次要含水层段。 ② 白垩系下统志丹群(洛河组)孔隙裂隙承压水含水层(K1zh) 含水层为白垩系下统志丹群洛河组砂岩,全区分布,厚度 159.12~182.37m,平均 174.75m。含水层岩性为紫红色中、细粒砂岩,次为粗粒砂岩。岩层孔隙率大,上部风 化裂隙发育,给地下水形成良好的储水空间。富水性中等。 ③ 非煤系地层碎屑岩类孔隙裂隙承压水含水层(J2a~J2z) 全区分布,本区是指侏罗系中统安定组和直罗组地层,厚度 315.27~333.59m,平 均 322.55m。上部安定组岩性为紫红色、灰绿色中粗粒砂岩、砂质泥岩夹粉砂岩及细粒 砂岩;下部直罗组岩性为青灰色、灰绿色中粗粒砂岩,杂色粉砂岩及砂质泥岩。富水性 弱。

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第四章 井田开拓与开采

④ 煤系地层碎屑岩类孔隙裂隙承压水含水层(J2y) 本次工作层段位于 4 号煤层顶部的含煤地层全段岩层及直罗组底部厚层砂岩岩层。 含水层岩性主要为中、细粒砂岩,次为粗粒砂岩,地层厚度 100.69~114.75m,平均 107.97m。垂向上与粉砂岩、泥岩及砂质泥岩隔水层成互层状分布。本区构造不发育, 岩体较完整,岩石致密,裂隙发育微弱,故含水层富水性弱。 (3) 地下水补给、径流与排泄 大气降水是其主要补给来源,地下水流向约为南偏西 18°即方位角 198°,地下水 流速在 2.58~3.7m/d 之间。基岩裂隙承压水除在区外基岩裸露区通过风化裂缝带间接 得到大气降水补给外,还接受上游地段潜水渗入补给,径流方向基本沿岩层倾向由东南 向西北方向运移。 (4) 充水因素 各井筒充水层位主要为松散砂层段、洛河砂岩段、非煤系地层段和煤系地层段,松 散砂层段和洛河砂岩段均属中等富水,非煤系地层段和煤系地层段虽为弱富水,但含水 层承压大,承压水头高,井筒充水强度大。以松散岩层涌水、碎屑岩类围岩空隙渗水和 裂隙涌水为主要充水方式。 (5) 井筒工程地质 ① 松散砂层组 全区分布,厚度为 124.67~128.89m,平均厚度为 127.31m。颗粒以 0.5~0.075mm 为主,岩性主要为粉、细砂,局部为中砂。风干和水下状态时的天然坡角分别为 39°和 31°。 ② 风化岩组 区内为白垩系洛河组全段岩层,厚度为 159.12~182.75m,平均厚度为 174.75m。 岩性主要为中、细砂岩,次为粗粒砂岩。白垩系砂岩成岩较晚,胶结松散,裂隙胶发育, 岩石强度较低,孔隙率大,含水率高。地层上部岩石风化成碎片及粉末状,由上至下风 化程度逐渐减弱,中下部岩石较完整,岩芯易碎,强度略高于上部。白垩系砂岩干燥抗 压强度 19.8MPa,饱和抗压强度 3.53MPa,软化系数 0.18,抗剪断强度 0.2MPa,属于软

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第四章 井田开拓与开采

弱类易软化岩石,RQD 值平均 66%,岩体完整性差。 ③ 粉砂岩、泥岩及互层岩组 分布于各地层中,本岩组是煤系主要岩组,由粉砂岩、泥岩、砂质泥岩及薄煤等组 成,出现于煤层直接顶底板。岩石含有较高的粘土矿物和有机质,以发育较多的水平层 理、节理裂隙和滑面等结构面为特点。饱和抗压强度 21.1MPa,软化系数 0.59,属半坚 硬岩石。 浸水或长时间暴露于空气中岩石多沿层理方向离析成薄片。 软化系数小于 0.47, 属于易软化岩石,RQD 值平均 75%,岩体中等完整。 ④ 砂岩组 本岩组以中粒砂岩和细粒砂岩为主,多形成煤层的基本顶或老底。饱和抗压强度 26.0MPa,软化系数 0.53,属半坚硬岩石。浸水或长时间暴露于空气中岩石多沿层理方 向离析成薄片?软化系数小于 0.47,属于易软化岩石,RQD 值平均 78%,岩体较完整? ⑤ 煤岩组 区内各煤层干燥抗压强度 32MPa,饱和抗压强度 13MPa,软化系数 0.53,属软弱类 岩石。具脆性而不具韧性,宜冲击破碎。 2. 井筒施工方法 井田内第四系地层较厚,上部由松散沉积物组成,下部由冲积相砂、砂砾、粘土及 亚粘土组成,土、砂层抗压强度较低,而涌水量较大。根据施工经验,在这种地层中进 行立井建设必须采用特殊凿井方法施工。目前通过含水砂层的井筒特殊施工方法常用的 有钻井法、注浆法和冻结法。 钻井法是一种高度机械化的施工方法, 具有用人少、 施工安全、 成井质量高等优点。 缺点是钻径小,据了解,目前已实施的最大钻径为 9.3m,防偏要求精度高,工期长,从进 场准备到井筒通过钻井段,总工期大约需要 10 个月。不采用全深钻井,即表土层采用 钻井法,基岩段采用普通法时,更换施工装备,占用施工工期,降低成井速度。因此钻 井法适应表土覆盖深、涌水量大的的井筒。 注浆法凿井与其它特殊凿井法比较,其主要特点是:设备少、工艺简单、能形成永 久性封水帷幕,可改善支护工作条件。从“报告”中看出,该区涌水量较大,含水层的

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第四章 井田开拓与开采

富水性强,透水性能良好,具有注浆施工的可能性,该施工方法简单,周期短,费用较 低等优点。缺点是施工风险较大,尤其含水砂层颗粒级配直接影响注浆效果。从《勘探 报告》中还可以看出,第四系上更新统萨拉乌素组的岩性为粉细砂,类黄土状亚砂土, 该层有可能对注浆效果产生不良影响,并涉及到施工安全。 冻结法凿井是目前国内外穿过厚含水松散层凿井所采用的主要特殊施工方法之一, 冻结法凿井既能用于不稳定的含水层,又可用于基岩含水层,适应性强,安全可靠,经 济合理, 工期有保障。 本矿井井筒不仅需要穿过第四系松散层含水层, 还需穿过白垩系、 非煤系的直罗组和安定组及煤系等基岩含水层,穿过含水层数目较多,冻结法施工技术 成熟,设计本矿井井筒采用冻结法施工。 3. 冻结深度的确定 根据井筒检查钻孔资料,以及其他相似矿井井筒冻结施工情况,确定本矿井井筒采 用全深冻结。主立井冻结深度为783.8m,副立井冻结深度为685.8m,中央回风立井冻结 深度为671m。 (三) 井壁结构 设计采用双层钢筋混凝土井壁结构。 1. 外壁结构 外壁按承受 1.0MPa 冻结压力进行计算,并根据井壁稳定性验算,最后确定采用钢 筋混凝土砌碹。副立井井深 0-145m 段外壁厚度为 600mm,副立井井深 145m~井底段外 壁厚度为 700mm;主立井与中央回风立井 0-145m 段外壁厚度为 400mm,主立井与中央回 风立井 145m~井底段外壁厚度为 500mm。 2. 内壁结构 各井筒内壁按封水井壁设计,根据《煤矿立井井筒及硐室设计规范》 (GB50384-2007),设计按内壁承受 0.7 倍静水压力进行了计算,采用钢筋混凝土砌碹, 并参照相似矿井以往设计经验确定, 副立井井深 0-145m 段内壁厚度为 600mm, 副立井井 深 145-450m 段内壁厚度为 1100mm, 副立井井深 450m~井底段内壁厚度为 1300mm; 主立 井与中央回风立井 0-145m 段内壁厚度为 400mm,主立井与中央回风立井 145-450m 段内

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第四章 井田开拓与开采

壁厚度为 800mm,主立井与中央回风立井 450m~井底段内壁厚度为 1100mm。 井壁结构型式见图 4-1-10。

图 4-1-10

井壁结构图

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第四章 井田开拓与开采

五、井底车场及硐室
(一) 井底车场 1. 设计依据 (1) 矿井设计生产能力及井下工作制度 矿井设计生产能力为 6.0Mt/a,设计年工作日为 330d,井下实行“四·六”工作制, 日净提升时间 16h。 (2) 矿井开拓方式 井底车场水平的选择除了考虑有利于井下主提升、辅助提升、主运输及辅助运输系 统的部署和井下巷道布置,还需要考虑巷道及硐室所处地层的围岩情况,井底车场必须 布置在围岩相对稳定, 岩体相对完整, 岩石强度相对较高的地层中。 根据井田开拓部署, 全井田共 8 层可采煤层,井田共划分一个主水平、五个辅助水平开采。井底车场标高必 须与井田主水平高一致,井底车场与水平大巷采用石门联系。 (3) 井筒数目 本井田采用立井开拓方式,矿井初期采用中央并列式通风方式,工业场地布置主立 井、副立井和中央回风立井共 3 个井筒,分别为主立井、副立井和中央回风立井,其中 主立井承担全矿井的主提升任务,副立井承担矿井的辅助提升任务,中央回风立井承担 矿井的回风任务。 (4) 井下运输方式 井下煤炭采用带式输送机运输,并通过主立井提升至地面,在井底设置井底煤仓, 为主井提升提供缓冲时间;井下辅助运输采用无轨胶轮车运输。 (5) 井底车场处地质条件、水文地质条件及矿井涌水情况 ① 井底车场处围岩情况 井底车场标高为+635m,由于煤层为从东向西方向的缓倾斜煤层,井底车场巷道位 于 3-1 煤层及其顶板中。根据主、副、风井井筒检查钻孔资料,井底车场巷道需要穿越 的岩层主要有 3-1 煤层、粉砂岩和细粒砂岩。细粒砂岩干燥抗压强度 53.9MPa,饱和抗 压强度 32.2MPa,软化系数 0.59,属半坚硬岩石,呈互层状,交错层理,含白云母碎片

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第四章 井田开拓与开采

及炭屑,岩体完整性较好;粉砂岩干燥抗压强度 43.6MPa,饱和抗压强度 22.7MPa,软 化系数 0.49, 属软弱类岩石, 夹细粒砂岩薄层, 波状及小型交错层理, 岩体完整性较好; 3-1 煤层干燥抗压强度 32MPa,饱和抗压强度 13MPa,软化系数 0.53,属软弱类岩石。 具脆性而不具韧性,宜冲击破碎。 ② 水文地质条件 根据井筒检查钻孔资料,矿井的 3-1 煤层顶底板砂岩为含水层。含水层岩性主要为 中、细粒砂岩,次为粗粒砂岩,地层厚度 100.69~114.75m,平均 107.97m。垂向上与 粉砂岩、泥岩及砂质泥岩隔水层成互层状分布。本区构造不发育,岩体较完整,岩石致 密,裂隙发育微弱,故含水层富水性弱。该段岩层隔水层主要为 3-1 煤及 3-1 煤顶底板 中的粉砂岩,由于隔水层厚度小,隔水性差。 ④ 矿井正常涌水量 矿井正常涌水量600m3/h,最大涌水量1000m3/h。 2. 井底车场形式选定 根据矿井开拓布署、大巷的运输方式、主副井相对位置关系及井筒检查钻孔所揭露 的岩层情况等,从减少初期井巷工程量、缩短建井工期、有利于井底调车和车场巷道硐 室施工及维护考虑,设计井底车场标高为+635m,井底车场采用环型立式车场,车场采 用石门与水平大巷联系。 3. 井底车场通过能力 井下煤炭采用带式输送机运输,井底车场主要担负材料、设备、人员等辅助运输任 务。井下综合机械化开采,掘进矸石在井下填充处理,辅助运输及辅助提升量较小。井 下所需的材料及小型设备装入无轨胶轮车通过副井罐笼由地面下至井底车场,再通过无 轨胶轮车运至各个工作地点;液压支架等大型设备装在特制的重型平板车上通过副井罐 笼由地面下至井底车场,通过井下蓄电池电机车牵引至井下井下大型组装硐室组装硐 室,换装到支架搬运车上,运至安装工作面。除下大件时井上下采用蓄电池电机车牵引 调车外, 其余时间井上下全部采用无轨胶轮车运输, 井底车场采用环形车场, 并铺轨道。 根据蓄电池电机车及无轨胶轮车运行的需要,副井进车线长 30m,出车线长 40m,

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第四章 井田开拓与开采

大型组装硐室长 80m。蓄电池电机车仅在运输大型设备时调车,而无轨胶轮车运输方式 灵活,效率高,车场通过能力大,富裕能力大。 4. 主井井下装载方式比选 主井箕斗装载方式有 3 种,分别是下载式、半上载式和全上载式,选择的原则是综 合考虑 3 种装载方式的优缺点及其装载硐室所处的围岩条件,同时有利于矿井主、副提 升及运输系统的布置。 若采用全上载式,主井井底清理巷与井底车场位于同一标高,优点是主井提升距离 相对较短,主井井底撒煤清理与副井井底车场同一水平,井底撒煤清理方便;缺点是上 仓斜巷带式输送机提升高度增加,提高了带强,降低了带式输送机的运输效率。由于矿 井井筒距主水平大巷和辅助水平大巷距离较近,若装载方式采用全上载式,上仓斜巷角 度大,不利于带式输送机运行,且装载硐室位于 2-2 煤顶板粗粒砂岩含水层中,不利于 巷道掘进及维护。 若采用半上载式,主井井底煤仓下口配煤巷与井底车场位于同一标高,优缺点与全 上载式类似,且煤仓上下口均需要掘进检修斜巷,巷道工程量较大。 若采用下载式,主井井底煤仓上口与井底车场位于同一标高,优点上仓带式输送机 水平运行,带式输送机的运输效率高;缺点是主井提升距离相对较长,主井井底撒煤清 理不便。 考虑到 3-1 煤层底板岩石赋存条件较好,有利于布置大断面硐室,同时考虑到上仓 带式输送机运行效率高,设计主井箕斗装载方式采用下载式。 (二) 井底车场主要硐室 车场内设有设有主变电所、主排水泵房、主水仓、管子道、大型设备组装硐室、无 轨胶轮车库及修理间、蓄电池修理间及充电硐室、主副井井底清理硐室、井下爆炸材料 库、井底消防材料库、井底煤仓、箕斗装载硐室、等候室及井下调度室、急救室等。 (三) 井底车场主要巷道和硐室支护方式 井底车场标高为+635m,井底车场巷道位于 3-1 煤层及其顶板中,根据井筒检查钻 孔及地质勘探报告, 煤岩层干燥抗压强度介于 22.7~53.9MPa, 饱和抗压强度介于 13.0~

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第四章 井田开拓与开采

32.2MPa,软化系数较小,属软弱类岩石。 井底车场所处的巷道及硐室的围岩强度不高,巷道掘进时巷道淋水较大,巷道围岩 遇水后强度更低,煤层埋藏深度大,巷道围岩矿山压力显现强烈。设计井底车场巷道及 硐室采用拱形断面,井底车场巷道支护方式主要采用锚网喷+锚索支护,井底车场硐室 主要采用砌碹支护。

五、盘区划分及开采顺序
1. 盘区划分 影响本井盘区划分的因素有:开拓布署、水平划分、大巷布置、煤层层间距、工业 场地煤柱、铁路和公路煤柱及煤层可采边界线等。综合分析,盘区划分原则确定为以大 巷、煤组、煤层可采边界线、油气覆存范围等因素划分盘区,总划分为 14 个盘区。 2. 盘区接续 盘区采用前进式接续,下行开采。井田主采厚煤层为 3-1 煤和 4-1 煤层,其它可采 煤层均为薄~中厚煤层, 为保证矿井稳产, 设计厚薄煤层搭配开采。 在矿井初期开采 2-2 中煤层和 3-1 煤层,分别在两层煤层中布置一个综采工作面,保证矿井 6.0Mt/a 的设计 产量,后期 4-1 煤层和 4-2 中煤层搭配开采,保证矿井设计生产能力。盘区采用前进式 接续,下行开采。矿井移交 201 盘区和 302 盘区。 盘区接续计划见表 4-1-5。

七、 “三下”采煤
(一) 受开采影响的地面建(构)筑物和设施 井田位于鄂尔多斯高原的东北部,具备典型的高原堆积型丘陵地貌特征,地表全部 被第四系风积沙所覆盖,植被稀疏,为沙漠~半沙漠地区。区内地形总体趋势是东南部 较高,西北部较低。井田内受开采影响的地面建(构)筑和设施主要有拟建矿井西部的 矿区专用铁路、工业场地进场公路、井田东部的油气井、矿井工业场地和零星村庄。 (二) “三下”采煤项目及安排 本矿井为大面积大采高的综合机械化开采,井下开采后地面将发生一定程度沉降, 对地面建(构)筑物安全影响很大,为保证地面建(构)筑物的安全,设计采用如下措

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第四章 井田开拓与开采

施: 表 4-1-5 各盘区开采接续计划表

1.地面村庄 井田内村庄较分散,各村庄人数少,故均按搬迁考虑,不留设保护煤柱。 2.地面油气井 根据地质报告中井田地质地形图中提供内容,井田东北边界处有华北第一采气厂, 其采气井已进入井田内,分布在井田的东北部,地质报告中未提供井孔准确位置、深度 及服务年限等资料。本次设计依据伊化矿业公司提供的本井田内各油气钻孔地理坐标, 将该气井开采范围在气井服务年限内暂按留设安全煤柱处理,同时在油气井范围与首采 的 201 盘区之间留 1km 的安全煤柱。 但是该部分资源在气井报废以后是否开采或如何开 采,将来需要做专题研究,并采取严格的安全措施,保证矿井安全开采该部分资源。 业主需进一步核实井田内天然气井、天然气管线的位置及气井井下开采范围,并将 获取的详细资料提供给设计单位,以便对天然气井留设准确的安全煤柱,保证煤矿开采 及不受天然气井开采的威胁。业主应尽快与气田公司联系沟通,签订资源开采安全避让

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第四章 井田开拓与开采

协议。 3. 公路及铁路 本井田内无高等级公路、铁路。井田西侧矿区铁路由于尚未建成,现阶段尚未拿到 铁路相关参数,本次仅按照井田境界内留设400m宽煤柱,待该铁路建成后,重新核算。 矿井铁路专用线在本井田内部分本次不计入永久煤柱,初期铁路专用线两侧各按照400 留设一个工作面长度,待后期开采。进场公路亦不留设煤柱。 4.井筒及工业场地 根据《煤炭工业矿井设计规范》 (GB50215-94)第8.1.2之规定,工业场地及矿区铁 路按Ⅱ级保护级别维护,场地周围护带宽度取15m,移动角参考类似矿区选取,表土层 移动角取φ =45°、基岩层移动角取δ =65°计算保护煤柱范围。移动角生产中可根据实 际观测进行调整。 由于井筒深度大于 400m,依据《建筑物、水体、铁路机主要井巷煤柱留设与压煤开 采规程》 ,按边界角留设井筒保护煤柱。松散层边界角取 40°,基岩层边界角取 60°。

第二节
一、首采区位置
(一) 首采盘区位置选择原则

井田开采

1. 首采盘区应尽量布置在井底附近,以减少初期大巷的开拓工程量,缩短建井工 期,节省初期投资; 2. 勘探程度高,煤层赋存条件好,开采技术条件优越; 3. 盘区尺寸合理,有利于工作面接替,减少工作面搬家次数; 4. 盘区储量丰富,以满足工作面生产能力和盘区服务年限要求; 5. 厚薄煤层要搭配开采,解决压茬关系。 (二) 首采盘区选择 根据井田开拓布署,全井田设一个主水平和五个辅助水平进行开拓。首先开采主水 平 3-1 煤层及以上的 2-2 中煤层,均划分为 3 个盘区,分别为 201、202、203 和 301、

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第四章 井田开拓与开采

302、303 盘区。203 和 303 盘区由于存在油气井,本次设计作为后期开采资源;井底车 场附近的 202 盘区勘探程度低,2-2 中煤层在该区域赋存较薄,因此 202 盘区不适合作 为矿井首采盘区;201、301、302 盘区距离井底车场较近,且勘探程度高均可作为首采 盘区。设计提出两个首采盘区方案进行比较。 1. 方案一 301 盘区和 201 盘区为井田内勘探程度最高的区域,煤层赋存条件良好,适合作为 首采盘区。设计在 3-1 煤层 301 盘区西部边界附近布置一个大采高综采工作面,工作面 长度 300m;在 2-2 中煤层 201 盘区西部边界附近布置一个中厚煤层综采工作面,工作面 长度 330m,上下两个工作面重叠布置,201 盘区工作面超前 301 盘区工作面 1000m 左右 回采,以解决上下煤层压茬关系。 该方案的优点是两个盘区勘探程度高,煤层赋存稳定;缺点是上、下两层煤首采工 作面重叠布置,回采时工作面动压较大,不利于工作面巷道支护和工作面顶板管理。 方案一首采盘区巷道布置及首采工作面位置平面图见图 4-2-1。 2. 方案二 根据近期在 302 盘区南部新施工的 6 个钻孔及井田勘探报告,302 盘区 3-1 号煤层 赋存稳定, 煤层厚度大。 新增的 6 个钻孔揭露的 2-2 中号煤层在 302 盘区区域内不可采, 即在 302 盘区区域 3-1 号煤层和 2-2 中煤层不存在压茬关系。 因此设计在 3-1 号煤层 302 盘区东部边界附近布置一个大采高综采工作面,在 2-2 中煤层 201 盘区大巷以北的西部 边界附近布置一个中厚煤层综采工作面,工作面长度均为 300m。 该方案的优点是 302 盘区面积大,服务年限长,煤层赋存稳定,两层煤配采,且不 相互影响;缺点是 302 盘区相对于 301 盘区勘探程度相对较低。 综上所述,方案一两层煤工作面上下重叠布置,工作面存在动压问题,对工作面安 全生产不利,因此首采盘区方案选择方案二,即分别将 2-2 中煤层 201 盘区和 3-1 号煤 层 302 盘区作为首采盘区。 方案二首采盘区巷道布置及首采工作面位置平面图见图 4-2-2。

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第四章 井田开拓与开采

图 4-2-1

方案一首采盘区巷道布置及首采工作面位置平面图

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第四章 井田开拓与开采

图 4-2-2

方案二首采盘区巷道布置及首采工作面位置平面图

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第四章 井田开拓与开采

(三) 首采盘区面积及服务年限 首采 201 盘区北部以井田边界为界,南部以大巷为界,东部以煤气井开采区域保护 煤柱为界, 西部边界人为划定, 盘区南北长 3.6km, 东西宽 1.9km, 可采面积为 6.84 km2, 工业储量 24.85Mt, 可采储量 18.86 Mt, 按照 1.8Mt/a 的工作面生产能力, 可服务 7.0a。 首采 302 盘区南、北及西部以井田边界为界,东部边界以经线 Y=36627270m 为界, 盘区南北长 8.1~10.2km,东西宽 3.4km,可采面积为 33.12km ,工业储量 163.85Mt, 可采储量 111.90Mt,初期设计生产能力为 4.2Mt/a,7a 后生产能力 4.2Mt/a,盘区共可 服务 16a。 (四) 首采工作面布置 设计在 3-1 号煤层 302 盘区大巷以南的东部边界附近布置一个 300m 长大采高综采 工作面,30201 首采工作面煤层厚度为 3.60~5.70m 左右,设计采高 4.8m,生产能力 4.2Mt/a,工作面推进长度 3542m 左右,向 302 盘区西部接续。 在 2-2 中煤层 201 盘区西部边界附近布置一个 300m 长中厚煤层综采工作面,20101 首采工作面煤层厚度为 1.79~2.58m 左右,设计采高 2.0m,生产能力 1.8Mt/a,工作面 推进长度 2647m 左右,向 201 盘区东部接续。 (五) 盘区配产 井田内含可采煤层 8 层,即 2-2 中、3-1、4-1、4-2 中、5-1、5-2、6-2 上、6-2 中煤层,其中主采煤层为 3-1 和 4-1 煤层,由于厚薄煤层存在压茬关系,为解决上下薄 厚煤层压茬关系,稳定矿井生产能力,设计厚薄煤层配采。初期矿井开采 2-2 中和 3-1 煤层,为解放下部的 3-1 煤层,设计 201 盘区和 302 盘区配采,2 个盘区同时开采达到 矿井的设计生产能力。后期开采 4-1 和 4-2 中煤层时,两层煤同样上下配采。
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二、盘区巷道布置
(一) 煤层分组、分层关系和开采顺序 首采区域内的2-2中煤与3-1煤层平均间距约31m左右,设计划分为两个煤组,2-2中 煤层为上组煤,3-1号煤层为下组煤。 设计矿井初期2-2中煤与3-1煤配采,设计在3-1号煤层的302盘区布置一个大采高综

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第四章 井田开拓与开采

采工作面,该区域2-2中煤层不可采,上下两层煤不存在压茬关系,在201盘区布置一个 中厚煤层综采工作面,两层煤配采达到矿井设计生产能力。 (二) 盘区巷道布置 设井田采用大巷条带式开采,开拓大巷兼做盘区巷道,大巷中心距为 50m。矿井移 交时,分别在 2-2 中煤层 201 盘区沿纬线 X=4302000m 附近从盘区西部边界向东布置 3 条大巷,分别为 2-2 中煤东翼带式输送机大巷、2-2 中煤东翼辅助运输大巷和 2-2 中煤 东翼回风大巷,大巷兼做 201 盘区巷。2-2 中煤东翼带式输送机大巷通过 2-2 中煤层集 中煤仓与其下部的 3-1 煤层主运输煤门联系,2-2 中煤东翼辅助运输大巷通过 2-2 煤辅 助运输斜巷与井底车场联系,2-2 中煤东翼回风大巷通过 2-2 中煤层回风煤门与中央回 风立井联系。 在 3-1 煤层 302 盘区中从 3-1 号煤层回风煤门向西布置 3 条大巷,分别为 3-1 煤西 翼带式输送机大巷、3-1 煤西翼辅助运输大巷和 3-1 煤西翼回风大巷,302 盘区在大巷 两侧条带式开采。3-1 号煤层西翼 3 条大巷分别通过 3-1 号煤层 3 条煤门与井底车场联 系。 (三) 盘区主要生产系统 1.运输系统 (1) 煤炭运输系统 井下煤炭运输采用带式输送机连续运输。 201 盘区运输系统为:20101 回采工作面出煤→工作面运输巷→带式输送机大巷→ 2-2 中煤层集中煤仓→井底煤仓集中配仓联巷→井底煤仓→主立井→地面。 302 盘区运输系统为:30201 回采工作面出煤→工作面运输巷→带式输送机大巷→ 井底煤仓集中配仓联巷→井底煤仓→主立井→地面。 (2) 辅助运输系统 井下辅助运输采用无轨胶轮车无中转环节的直达井下各个工作面的运输系统。 ① 设备、材料运输系统 设备、 材料在地面装入胶轮车后经副立井→井底车场及辅助运输煤门→辅助运输大

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第四章 井田开拓与开采

巷→工作面辅助运输巷→回采工作面(或掘进工作面) 。 ② 大型设备运输系统 大型设备在地面装入平板车后经副立井→井底车场大型设备组装硐室→辅助运输 煤门→辅助运输大巷→工作面辅助运输巷→回采工作面(或掘进工作面) 。 ③ 矸石运输系统 井下矸石主要来自工作面巷道立交等地点,矸石量小,掘进矸石量 1500m /a 左右。 设计井下掘进的少量矸石不出井,无轨胶轮车运输到指定大巷联络巷等巷道内,并充填 至该巷道内,对充填矸石后的巷道采取安全措施,避免巷道内煤层自燃发火。 2.通风系统 工作面所需的新鲜风流经主立井、副立井→带式输送机大巷、辅助运输大巷→工作 面运输巷→回采工作面。 工作面乏风→工作面回风巷→回风大巷→中央回风立井→地面。 3.排水系统 回采工作面巷及掘进工作面均配备了小水泵,井下水通过大巷水沟自流至副立井井 井底附近的主水仓,经中央回风立井排至地面。
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三、采煤方法及工艺
(一) 盘区煤层开采条件 适宜的采煤方法是建设高产高效矿井的关键。影响采煤方法的因素很多,概括起来 主要有地质构造、岩浆岩侵入、煤层厚度及稳定性、煤层倾角及变化规律、煤层夹矸及 岩性、煤层顶底板条件、瓦斯赋存情况、煤层自燃倾向及矿井生产能力等。 1. 煤层特征 井田内含可采煤层 8 层,即 2-2 中、3-1、4-1、4-2 中、5-1、5-2、6-2 上、6-2 中煤层,均为全区可采或大部可采的稳定煤层。各个可采煤层赋存条件及顶底板条件如 下: 2-2中煤层可采厚度0.80~3.85m,平均1.88m。该煤层结构简单,一般不含夹矸, 局部含0~2层夹矸。煤层层位稳定,厚度变化不大,大部可采的稳定煤层。顶板岩性多

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以粉砂岩、砂质泥岩为主,底板岩性多为砂质泥岩,局部为粉砂岩。 3-1煤层可采厚度2.85~6.73m,平均4.75m。煤层结构简单,一般不含夹矸或局部 含1层夹矸。煤层层位稳定,厚度变化不大,全区可采的稳定煤层。煤层顶板岩性以粉 砂岩及砂质泥岩为主,底板岩性多为粉砂岩、砂质泥岩。 4-1煤层可采厚度3.25~4.41m,平均3.75m。煤层结构简单,一般不含夹矸,个别 点含1层夹矸。煤层层位稳定,厚度变化不大,全区可采的稳定煤层。顶板岩性以粉砂 岩为主,其次为砂质泥岩,局部为细粒砂岩;底板岩性多为砂质泥岩及粉砂岩。 4-2中煤层可采厚度0.85~2.02m,平均1.36m。煤层结构简单,一般含1层夹矸,局 部不含夹矸。煤层层位稳定,厚度变化不大,大部可采的稳定煤层。煤层顶板岩性以粉 砂岩、砂质泥岩为主,底板岩性多为粉砂岩、砂质泥岩。 5-1煤层可采厚度0.80~2.21m,平均1.41m。煤层结构简单,一般不含夹矸,局部 含1~2层夹矸。煤层层位稳定,厚度变化不大,大部可采的较稳定煤层。顶板岩性多为 粉砂岩、砂质泥岩、泥岩,底板岩性以砂质泥岩、粉砂岩为主。 5-2煤层可采厚度0.89~2.63m,平均1.72m。煤层结构简单,一般不含夹矸,局部 含1层夹矸。煤层层位稳定,厚度变化不大,大部可采的稳定煤层。顶板岩性主要以砂 质泥岩、粉砂岩为主,底板岩性多为砂质泥岩、粉砂岩、泥岩。 6-2上煤层煤层可采厚度0.80~2.48m,平均1.31m。煤层结构简单,一般不含夹矸, 局部含1~2层夹矸。煤层层位稳定,厚度变化不大,大部可采的较稳定煤层。顶板岩性 主要以粉砂岩、砂质泥岩为主,底板岩性多为砂质泥岩,局部为粉砂岩。 6-2 上中煤层可采厚度 0.80~2.26m,平均 1.31m。煤层结构简单,一般不含夹矸, 局部含 1 层夹矸。煤层层位稳定,厚度变化不大,大部可采的稳定煤层。顶板岩性多为 粉砂岩、砂质泥岩,底板岩性多为砂质泥岩。 2. 井田地层及构造 井田构造形态为一向北西倾斜的单斜构造,地层倾角小于 2°。区内断层不发育, 亦无岩浆岩侵入体,故井田地质构造简单。 3. 水文特征

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本井田首采区域内水文地质勘探类型为第一~二类第一型,即以孔隙~裂隙充水的 水文地质条件简单的矿床。 4.煤的物理性质 井田内煤呈黑色,条痕为褐黑色,强沥青光泽,阶梯状断口,内生裂隙较发育,常 为黄铁矿及方解石薄膜充填,煤层中见黄铁矿结核。条带状结构,层状构造。宏观煤岩 组分以亮煤为主,次为暗煤,见丝炭,属半亮型煤。各煤的真密度测试值在 1.35~ 1.65t/m3 之间,视密度测试值在 1.24~1.36t/m3 之间。 5.煤层瓦斯、煤尘及自燃情况 井田内各个煤层瓦斯含量很低,属于低瓦斯矿井。各煤层煤尘具有爆炸倾向,煤层 属于易自燃~自燃的煤层。 6.矿井生产能力 初期开采 2-2 中煤层和 3-1 煤层, 为解决上下煤层压茬关系, 设计两层煤搭配开采。 矿井设计生产能力为 6.0Mt/a。 (二) 采煤方法选择 适宜的采煤方法是建设高产高效现代化矿井的关键,结合井田各个煤层的赋存条 件,对矿井主要可采煤层采煤方法论述如下: 1. 2-2 中煤 我国采用中厚煤层的滚筒式采煤机综采技术及薄煤层综采技术已经十分成熟,滚筒 采煤机综采的优点是对煤层厚度变化、 煤层夹矸、 地质构造及煤层顶底板条件适应性强, 工作面投资小;缺点是工作面单产相对于刨煤机工作面产量小,效率低。刨煤机综采采 煤法的缺点是工作面投资高,对地质条件要求高,对断层、煤层夹矸及煤层厚度变化适 应性差;优点是刨煤机综采工作面产量大,工作面推进速度快,效率高。 本井田 2-2 中煤层东翼煤层厚度为 1.5~3.0m 之间,采用滚筒采煤机综采,能够实 现工作面高产高效。西翼煤层厚度小于 2.0m,且煤层厚度变化较大,可采区域小,采用 刨煤机综采在技术上有一定难度,经济效益较差。设计认为 2-2 中煤层最佳采煤法为滚 筒采煤机综采。

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2. 3-1 煤层 大采高综采生产环节少,工作面安全,工作面产量高,在技术经济上体现出明显的 优越性和发展潜力,采高 5m 的工作面产量能够达到 6.0Mt/a 左右。放顶煤综采已经在 厚煤层开采中普遍采用,经济效益良好,适用于顶煤的冒放性好、煤层顶板中等冒落以 下的厚~特厚煤层,工作面采高为 8m 时,产量能达到 6.0Mt/a 左右。 本井田 3-1 煤层可采厚度 3.38~8.83m,平均厚度为 4.84m。大部分区域煤层可采 厚度在 3.38~5.48m 之间,仅在西南部边界附近 H104 和 H105 钻孔厚分别为 8.83m 和 6.03m,对全区采煤工艺选择影响较小。本煤层厚度较小,采用综采放顶煤综采工作面 产量低,工作面增产潜力小,工作面效率相对较差。采用大采高综采工作面单产高,经 济效益好,缺点是煤层较软,采高大,煤壁有片帮可能,需要采用护帮措施。设计认为 本煤层宜采用大采高综采。 3. 4-1 煤层 4-1 煤层结构简单,一般不含夹矸,少数孔含 1 层夹矸,可采厚度 3.25~4.41m, 平均 3.75m,厚度在井田内变化不大,属于全区发育的稳定厚煤层,基本为北部、西部 薄而南部、东部厚。顶板岩性主要为细、粉砂岩及砂质泥岩,底板岩性主要为砂质泥岩。 煤层最佳采煤法为大采高综采。 4. 4-2 中、5-1、5-2、6-2 上和 6-2 中煤层 5 层煤均属于大部可采的薄及中厚煤层,各煤层平均厚度分别为 1.36m、1.41m、 1.72m、1.31m、1.23m,各煤层赋存范围及特性基本相似,为矿井的非主采煤层,适合 普通综采或刨煤机综采采煤法。考虑到矿井后期能力下降,本次设计暂推荐采用滚筒式 采煤机综采工艺。 (三) 采煤工艺与机械配备 按照选择的采煤方法, 设计初期开采 2-2 中煤层采用薄~中厚煤层综合机械化工艺, 3-1 煤层采用大采高综采工艺。 1. 采煤工艺 (1) 综采工作面采煤工艺

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综采工作面主要作业工序为: 采煤机由机头斜切进刀→移端头支架和过渡支架→移 端头刮板输送机→采煤机反向割机头煤→采煤机反向空驶→采煤机割第一刀煤→移架 →推刮板输送机→采煤机由机尾斜切进刀进行下一个循环;工作面顶板管理方式采用全 部垮落法管理顶板,工作面回采方式采用后退式。 (2) 掘进巷道工艺 连续采煤机掘进工艺: 连续采煤机掘进→梭车运煤→给料破碎机破碎转载→胶带输 送机运煤至主煤流系统→锚杆机支护巷道。 掘锚一体机掘进工艺: 掘锚一体机掘进及巷道支护→桥式转载机转载→胶带输送机 运煤至主煤流系统。 2. 主要采煤设备选型 (1) 工作面设备选型的原则 本矿井为现代化高产高效矿井,工作面生产能力大,生产高度集中。在工作面主要 设备选型时,需要选择国内外先进的采掘设备,各设备间相互适应、能力匹配,综采工 作面关键设备进口,其余设备国产。 (2) 20101 综采工作面设备能力计算及选型 1) 2-2 中煤中厚煤层 20101 综采工作面设备能力计算 按照单个工作面 2.0Mt/a,年工作 330d,井下工作制度采用“四·六”制,工作面 设备应具备以下一些基本性能: ① 采煤机 a. 采煤机割煤速度 按照产量要求,可求得采煤机平均割煤速度: Vc=n· (L-L1)/[T·K-nt1]×60 式中: Vc——采煤机平均割煤速度,m/min; n——采煤机日进刀数,取 9 刀; L——工作面长度 m,取 300m;

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L1——进刀长度 m,取 30m; T——工作面生产班时间 h,取 18 小时; t1——每循环进刀时间 h,取 30min K——采煤机开机率,取 60%。 代入上式得: Vc=9×(300-30)/(18×60×60%-9×30)=6.43m/min 采煤机最大割煤速度: Vmax=Kc·Vc=1.3×6.43=8.36(m/min) 式中: Vmax——采煤机最大割煤速度,m/min; Kc——采煤机割煤速度不均匀系数,取 1.3。 b. 采煤机装机功率 采煤机装机功率取决于煤层硬度、采高、截深、割煤速度等。设计根据能耗系数 法估算采煤机装机功率,用下式估算: N = 60·B·Hg·Vmax·γ ·Hw= 60×0.813×2.0×8.36×1.29×0.7=737(kW) 式中: N—采煤机装机功率,kW; Hg—采煤机割煤高度,取 2.0m; Hw—比能耗值,取 0.7kW·h/t。 ② 工作面刮板输送机运输能力 Qm=60·B·Hg·Vc·γ =60×0.813×2.0×6.43×1.29=810(t/h) Qq≥Kc·Kh·Kv·Ky·Qm=1.3×1.1×1.1×1.05×810=1338(t/h) 式中: Qm——采煤机平均落煤能力,t/h; Qq——输送机运输能力,t/h; Kh——采煤机割煤高度不均匀系数,取 1.1;

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Kv——采煤机与前部输送机同向运动的修正系数,取 1.1; Ky——运输方向及倾角系数,取 1.05。 ③ 液压支架支护强度 支架是综采工作面的主要设备之一, 它支护性能的稳定性、 可靠性以及对地质条件 的适应性是综采工作面高产高效的保证。根据我国各矿区使用经验,选用高工作阻力的 二柱掩护式支架。 支架高度的确定:2-2 中煤层厚度 1.45~3.40m,大于 3.00m 后钻孔仅有 2 个,首 采工作面煤层厚度 1.87~2.55m。根据 2-2 中煤层可采厚度,结合液压支架液压缸的伸 缩量,液压支架结构高度宜为 1.5~3.2m。 支架所需支护强度: 按经验公式 P=nrH=(6~8)×2.5×3.1=47~62t/m2≈0.47~0.62MPa; P——支架支护强度,MPa; n——计算参数,原苏联取 6~8,英国取 5~7,我国多取 4~6,此处按 6~8 计算; r——岩石容重,t/m3; H——该支架服务范围内的最大采高,取 3.1m。 1) 20101 综采工作面设备选型结果 根据上面的计算结果, 结合本矿井的具体条件和邻近矿井综采工作面的设备配置情 况,本矿井 20101 综采工作面设备初选如下: ① 采煤机 本区煤层硬度大,工作面产量高,且煤层一般含有夹矸,采煤机的实际装机功率需 要留有一定富余。采煤机是整个生产系统的核心,因此采煤机的可靠性必须保证,设计 选用进口电牵引双滚筒采煤机,其主要技术参数如下: 总装机功率:1200kW 采高:1.6-3.2m 截深:0.813mm 滚筒直径:1600mm

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牵引方式:电牵引 电压:3300V 参考型号:JOY 7LS2。 ② 工作面刮板输送机 工作面刮板输送机输送能力与采煤机生产能力相适应,刮板输送机国产,主要技术 参数如下: 工作面长度:330m 输送能力:1500t/h 装机功率:2×855kW 供电电压:3300V 槽宽:900mm 参考型号:SGZ900/2×855 ③ 转载机 与工作面刮板输送机相配套,设计选用选用国产转载机,其主要参数如下: 输送量:1800t/h 功率:200kW 供电电压:1140V 内槽宽:800mm 参考型号:SZZ800/200 ④ 破碎机 工作面设计选用国产冲击锤式破碎机,其主要参数为: 破碎能力:2000t/h; 功率:160kW 供电电压:1140V 出料粒度:不大于300mm。 参考型号:PCM160型锤式破碎机。

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⑤ 工作面运输巷胶带输送机 可伸缩胶带输送机选用国产设备,其主要参数为: 首采 20101 工作面提升高度 H:+20m 运距:3600m 输送能力:1500t/h 功率:3×355kW 带宽:1200mm 带速:V=4m/s 张紧装置:自动张紧; ⑥ 带式输送机自移机尾 带式输送机自移机尾主要参数为: 适用输送带宽度:1200mm 行程:2300mm 参考型号:ZY2300。 ⑦ 支护设备 根据支架支护强度的计算,借鉴国内外经验,结合高产高效工作面特点,液压支架 选用 ZY7200/15/32 型,其主要技术参数如下: 架型:掩护式 控制系统:电液控制(引进) 支撑高度:1.5~3.2m 支护强度:不小于 0.9MPa 工作阻力:不小于 7200kN 支架中心距:1750mm 参考重量:26t。 ⑧ 乳化液泵站 设计选用进口乳化液泵站,泵站采用四泵二箱(其中一台泵备用)的配置方式,主

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要技术要求: 工作压力:37.5MPa,连续可调 泵额定流量:3×439L/min 泵站总功率:3×315KW 供电电压:660/1140V; 液箱总容积:2×4100L; 单个液箱:容积4100L,压力37.5MPa。 泵站参考型号:K35055M、S400。 ⑨ 喷雾泵站 设计选用进口喷雾泵站, (三泵两箱,其中一台泵备用) ,其主要参数为: 流量:2×522L/min 功率:2×160kW 压力:14.3MPa 供电电压:1140V 清水箱:压力 14.3MPa,有效容积 7100L。 喷雾泵站参考型号:K16065M22、S300。 ⑩水泵 为满足工作面顶板初次垮落工作面涌水强排的需要,工作面需要配备 3 台强排水泵 (两用一备) ,同时为满足工作面正常涌水时,工作面巷道低洼处积水采用小水泵排出。 强排水泵参数为: 功率:2×90kW 流量:2×200L/min 压力:14.3MPa 供电电压:1140V
11 ○

其他主要设备

除上述主要设备外, 还配备有 BQW50-20/2-11 型小水泵、 2JDM-25 型调度绞车、 DZ-Q1

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型注液枪等设备。 (3) 30201 综采工作面设备能力计算及选型 1) 3-1 煤层 30201 综采工作面设备能力计算 ① 采煤机 a. 采煤机割煤速度 按照产量要求,可求得采煤机平均割煤速度: Vc=n· (L-L1)/[T·K-nt1]×60 式中: Vc——采煤机平均割煤速度,m/min; n——采煤机日进刀数,取 9 刀; L——工作面长度 m,取 300m; L1——进刀长度 m,取 30m; T——工作面生产班时间 h,取 18 小时; t1——每循环进刀时间 h,取 30min K——采煤机开机率,取 60%。 代入上式得: Vc=9×(300-30)/(18×60×60%-9×30)=6.43m/min 采煤机最大割煤速度: Vmax=Kc·Vc=1.2×6.43=7.72(m/min) 式中: Vmax—采煤机最大割煤速度,m/min; Kc—采煤机割煤速度不均匀系数,取 1.2。 b. 采煤机装机功率 采煤机装机功率取决于煤层硬度、采高、截深、割煤速度等。设计根据能耗系数法 估算采煤机装机功率,用下式估算: N=60·B·Hg·Vmax·γ ·Hw= 60×0.865×4.8×7.72×1.29×0.7=1736(kW)

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式中: N—采煤机装机功率,kW; Hg—采煤机割煤高度,取 4.8m; Hw—比能耗值,取 0.7kW·h/t。 ② 工作面刮板输送机运输能力 Qm=60·B·Hg·Vc·γ =60×0.865×4.8×6.43×1.29=2066 (t/h) Qq≥Kc·Kh·Kv·Ky·Qm=1.2×1.1×1.1×1.05×2066=3150(t/h) 式中: Qm—采煤机平均落煤能力,t/h; Qq—输送机运输能力,t/h; Kh—采煤机割煤高度不均匀系数,取 1.1; Kv—采煤机与前部输送机同向运动的修正系数,取 1.1; Ky—运输方向及倾角系数,取 1.0。 ③ 液压支架支护强度 液压支架是综采工作面主要设备之一,国外长壁工作面的生产经验表明,液压支架 是工作面装备中投资最多的设备,约占 60%~70%,因此应把支架的可靠性放在首位,不 但要稳定可靠、 故障率低, 而且使用寿命要长, 近年来液压支架有向重型化发展的趋势, 支架工作阻力逐年增加。 本矿井初期开采的 3-1 煤, 设计采高为 4.8m, -1 号煤顶板大部为粉砂岩, 3 中部为泥岩、 炭质泥岩,属不稳定~较稳定型,顶板平均抗压强度 19.66MPa,f=2.0。为满足工作面 的正常运行,实现快速移架,设计选用引进的两柱掩护式支架。 支架所需支护强度: 按经验公式 P=nrH=(6~8)×2.5×5.9=88.5~118t/m2≈0.885~1.18MPa: P——支架支护强度,MPa; n——计算参数,原苏联取 6~8,英国取 5~7,我国多取 4~6,此处按 6~8 计算; r——岩石容重,t/m3;

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H——该支架服务范围内的最大采高,取 5.9m。 2) 30201 综采工作面设备选型结果 根据上面的计算结果, 结合本矿井的具体条件和邻近矿井综采工作面的设备配置情 况,本矿井 30201 综采工作面设备初选如下: ① 采煤机 本区煤层硬度大,工作面产量高,且煤层一般含有夹矸,采煤机的实际装机功率需 要留有一定富余。采煤机是整个生产系统的核心,因此采煤机的可靠性必须保证,设计 选用进口电牵引双滚筒采煤机,其主要技术参数如下: 总装机功率:2300kW 采高:3.0 ~6.0m 截深:865mm 滚筒直径:3000mm 牵引方式:电牵引 电压:3300V 参考型号:MG750/1860-GWD、MG900/2210-GWD、JOY 7LS6、Eickhoff SL 500。 ② 工作面刮板输送机 工作面刮板输送机输送能力与采煤机生产能力相适应,刮板输送机中部槽国产,其 它配件进口,主要技术参数如下: 工作面长度:300m 输送能力:3200t/h 装机功率:3×1000kW 供电电压:3300V 槽宽:1200mm 链速:1.4m/s 参考型号:SGZ1200/3×1000 ③ 转载机

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与工作面刮板输送机相配套,设计选用选用国产转载机,其主要参数如下: 输送量:3500t/h 功率:525kW 供电电压:3300V 链速:2.06m/s 内槽宽:1350mm 参考型号:SZZ1350/525 ④ 破碎机 工作面设计选用国产冲击锤式破碎机,其主要参数为: 破碎能力:3500t/h; 功率:400kW 供电电压:3300V 出料粒度:不大于300mm。 参考型号:PCM400型锤式破碎机。 ⑤ 工作面运输巷胶带输送机 可伸缩胶带输送机选用国产设备,其主要参数为: 首采 30201 工作面提升高度 H:+30m 运距:4400m 输送能力:3200t/h 功率:3×500kW 带宽:1600mm 带速:V=4.0m/s 张紧装置:自动张紧; ⑥ 带式输送机自移机尾 带式输送机自移机尾主要参数为: 适用输送带宽度:1200mm

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行程:2300mm 参考型号:ZY2300。 ⑦ 支护设备 根据支架支护强度的计算,借鉴国内外经验,结合高产高效工作面特点,液压支架 选用 ZY10000/27/60 型,其主要技术参数如下: 架型:掩护式 控制系统:电液控制(引进) 支撑高度:2.7~6.0m 支护强度:不小于 1.081-1.36MPa 工作阻力:大于 10000kN 支架中心距:1750mm 参考重量:36t。 ⑧ 乳化液泵站 设计选用进口乳化液泵站,泵站采用四泵二箱(其中一台泵备用)的配置方式,主 要技术要求: 工作压力:37.5MPa,连续可调 泵额定流量:3×439 L/min 泵站总功率:3×315KW 供电电压:660/1140V; 液箱总容积:2×4100L; 单个液箱:容积4100L,压力37.5MPa。 泵站参考型号:K35055M、S400。 ⑨ 喷雾泵站 设计选用进口喷雾泵站, (三泵一箱,其中一台泵备用) ,其主要参数为: 流量:2×522L/min 功率:2×160kW

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压力:14.3MPa 供电电压:1140V 清水箱:压力 14.3MPa,有效容积 7100L。 喷雾泵站参考型号:K16065M22、S300。 ⑩ 水泵 为满足工作面顶板初次垮落工作面涌水强排的需要,工作面需要配备 3 台强排水泵 (两用一备) ,同时为满足工作面正常涌水时,工作面巷道低洼处积水采用小水泵排出。 强排水泵参数为: 功率:2×90kW 流量:2×200L/min 压力:14.3MPa 供电电压:1140V ⑾其他主要设备 除上述主要设备外, 还配备有 BQW50-20/2-11 型小水泵、 2JDM-25 型调度绞车、 DZ-Q1 型注液枪等设备。 (四) 采煤工作面布置 1. 采煤工作面参数 (1) 采高 201 盘区内 2-2 中煤层首采区域内为薄及中厚煤层,盘区内采高 1.42~2.90m,设计 采用一次采全高的综采回采工艺。首采 20101 工作面平均采高 2.0m。 302 盘区内 3-1 煤层首采区域内为厚煤层, 盘区内采高 4.06~6.05m,设计采用一 次采全高的综采回采工艺。首采 30201 工作面平均采高 4.8m。 (2) 工作面长度 适宜的工作面长度有利于提高采区回采率,降低巷道掘进率,减少工作面辅助作业 时间,减少工作面搬家次数,提高工作面开机效率,提高工作面单产。目前国内高产高 效综采工作面长度已达到 200~360m。本采区煤层赋存稳定,装备先进,有利于工作面

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第四章 井田开拓与开采

长度的提高,设计 2-2 中煤工作面和 3-1 煤工作面长度均为 300m。 (3) 工作面推进长度 工作面推进长度应综合考虑工作面搬家次数、掘进工程量和煤层自燃等因数,工作 面推进长度过短,则搬家频繁,接续紧张;工作面推进长度过长,则采空区煤层发火管 理困难,设备可靠性降低等问题。神东矿区活鸡兔矿井工作面推进长度达 5300m,补连 塔矿井亦达 4500m 以上,榆家梁矿井工作面推进长度达 6400m。为了减少工作面搬家次 数,提高工作面产量和效率,并结合井田开拓布置方式,首采 201 盘区中厚煤层综采工 作面推进长度为 2.7~3.5km 左右,302 盘区厚煤层综采工作面推进长度为 3.5~6.2km 左右。 (4) 采煤机截深 根据神东矿区经验,采煤机截深不宜大于 1.0m,否则要求采煤机的功率过大,因此 本设大采高工作面采煤机截深 0.865m,中厚煤层综采工作面截深 0.813m。 2. 工作面巷道布置方式 考虑到盘区内工作面顺序接续、工作面巷道掘进、工作面推进长度和回采工作面设 备维修等因素,移交时 302 盘区首采工作面布置 4 条巷道,即 2 条工作面回风巷、1 条 带式输送机运输巷和 1 条辅助运输巷,其中辅助运输巷、带式输送机运输巷平行布置于 工作面一侧,2 条回风巷平行布置于另一侧,巷道间距 25m。 考虑到 201 盘区工作面推进长度不长,为减少掘进工程量,设计 201 盘区首采工作 面布置 3 条巷道,即 1 条工作面回风巷、1 条带式输送机运输巷和 1 条辅助运输巷,其 中辅助运输巷、带式输送机运输巷平行布置于工作面一侧,回风巷平行布置于另一侧, 巷道间距 25m。 3. 工作面生产能力 (1) 回采工作面生产能力论证 201 盘区内 2-2 中煤层首采区域内为薄及中厚煤层,盘区内采高 1.42~2.90m,设计 采用一次采全高的综采回采工艺, 首采 20101 工作面平均采高 2.0m, 设计工作面生产能 力为 1.8Mt/a。

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第四章 井田开拓与开采

302 盘区内 3-1 煤层首采区域内为厚煤层, 盘区内采高 4.06~6.05m,设计采用一 次采全高的综采回采工艺, 首采 30201 工作面平均采高 4.8m, 设计生产能力为 4.4Mt/a。 (2) 回采工作面生产能力计算 ① 循环进度及产量 工作面循环产量计算公式 Q=L·h·B·γ ·k 式中: Q——一个循环产量,t; L——工作面长度,m; H——工作面采高,m; B——循环进度,m; γ ——煤层视密度,t/m3; k——工作面煤炭回收率,0.95。 20101 综采工作面截深为 0.813m,工作面采高 2.0m,工作面面长 300m,工作面回 采率取 0.95,煤的视密度 1.29t/m3,则: Q20101 综采工作面=300×2.0×0.813×1.29×0.95=598t/循环 30201 综采工作面截深为 0.865m,工作面采高 4.8m,工作面面长 300m,工作面回 采率取 0.93,煤的视密度 1.28t/m3,则: Q30201 综采工作面=300×4.8×0.865×1.28×0.93=1483t/循环 ② 日循环数及产量 20101 综采工作面设计日循环 9 刀,三班生产,一班检修。 20101 综采工作面日进度:9×0.813=7.317m 20101 综采工作面日产量:598×9=5382t 30201 综采工作面设计日循环 9 刀,三班生产,一班检修。 30201 综采工作面日进度:9×0.865=7.785m 30201 综采工作面日产量:1483×9=13347t

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第四章 井田开拓与开采

③ 工作面年推进度及产量 工作面年工作日 330d,综采工作面生产能力: A=L·h·l·r·K×10-6 式中: L—工作面年推进长度,m; h—工作面采高,m; l—工作面长度,m; r—煤层容重,t/m3; k—工作面回采率。 20101 综采工作面年推进度:7.317×330=2414m A20101 综采工作面=2414×2.0×300×1.29×0.95×10-6=1.78 (Mt/a) 30201 综采工作面年推进度:7.785×330=2569m A30201 综采工作面=2569×4.8×300×1.28×0.93×10-6=4.40 (Mt/a) 矿井设计生产能力详见表 4-2-1。 表 4-2-1
盘区 编号 201 302 工 作 面 编 号 20101 30201 装 备 综采 综采 连掘(两套) 掘锚机(两套)

矿井生产能力表
工作面长度 采(放)高 (m) (m) 300 300 2.0 4.8 年推进度 (m/a) 2414 2569 生产能力 (Mt/a) 1.78 4.40 0.20 0.10 6.48

回采煤层 (m) 2-2 中 3-1 2-2 中、 3-1 2-2 中、 3-1

掘 进 合 计

4. 回采工作面接续 根据各煤层储量、厚度、层间距,设计开采位置由近及远,煤层由浅及深的原则, 原则上采用下行式开采顺序,首采盘区内的工作面间采用前进的顺序开采,工作面采用 后退式回采。 首采盘区内的 2-2 中煤层和 3-1 煤层存在压茬关系,为解决上下煤层压茬问题,

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第四章 井田开拓与开采

设计在 2-2 中煤层中布置的综采工作面先于 3-1 煤层工作面投产, 并加快 2-2 中煤层 推进速度来解决煤层之间的压覆关系。

四、巷道掘进、支护与井巷工程
(一) 巷道掘进及支护方式 1. 盘区巷道断面的确定 综合考虑大型设备运输、通风、掘进、矿压、巷道服务年限等因素,设计确定盘区 主要大巷断面采用拱形巷道,工作面巷道断面采用矩形断面,盘区通风及辅助运输联络 斜巷采用拱形断面。 盘区巷道断面特征详见表 4-2-2。 表 4-2-2
序 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 巷 道 名 称 3-1 煤带式输送机大巷及 3-1 煤主 运输煤门 3-1 煤辅助运输大巷及 3-1 煤辅助 运输煤门 3-1 煤回风大巷及 3-1 煤回风煤门 2-2 中煤带式输送机大巷 2-2 中煤辅助运输大巷 2-2 中煤回风大巷及 2-2 中煤回风 煤门 20101 综采面运输巷 20101 综采面辅运巷及回风巷 20101 综采面开切眼 30201 综采面运输巷 30201 综采面辅运巷及回风巷 30201 综采面开切眼

主要巷道断面特征表
断面 形状 拱形 拱形 拱形 拱形 拱形 拱形 矩形 矩形 矩形 矩形 矩形 矩形 断面 净宽 (mm) 5000 5400 5000 4400 5400 4400 5200 5400 7500 5600 5400 7500 断面 净高 (mm) 3900 4300 4100 3600 4100 3600 2500 2500 2500 3200 3800 3800 净断 面积 2 (m ) 16.8 20.1 17.8 13.8 19.0 13.8 12.5 13.5 18.8 17.9 20.5 28.5 掘进 断面 2 (m ) 18.6 23.2 19.7 15.4 22.1 15.4 13.0 15.4 19.5 18.5 22.4 29.3 250 250 支护 厚度 (mm) 120 120 120 120 120 120 铺底 厚度 (mm) 100 300 100 100 300 100

2. 盘区巷道支护方式 盘区准备巷道采用掘锚一体机掘进拱形巷道,盘区回采巷道采用连续采煤机掘进矩 形巷道。设计确定盘区主要巷道支护方式采用锚索加锚喷联合支护;工作面巷道支护方

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第四章 井田开拓与开采

式采用锚索加锚网联合支护;开切眼采用锚索加锚网支护,由于切眼大跨度大,为保证 切眼安全,可适当增加单体液压支柱加强支护。盘区巷道和工作面巷道在局部破碎地段 采用钢拱架加强支护。 3. 掘进工作面和掘进设备配置 矿井生产能力 6.0Mt/a,为保证正常生产接续需装备 2 个连掘工作面和 2 掘锚一体 机工作面,连掘承担回采巷道的掘进任务,掘锚一体机承担盘区准备巷道的掘进。 (1) 连续采煤机掘进工作面主要设备 ① 连续采煤机 3-1 厚煤层连续采煤机选用进口的连续采煤机,其主要参数为: 采高:1.3~4.0m 功率:545kW 电压等级:1140V 生产能力:15~27t/min 重量:59t 参考型号:久益 12CM12B 型连采机 ② 可伸缩胶带输送机选用国产设备 功率:2×160kW 电压等级:1140V 长度:2500m 带宽:1.0m ③ 梭车 梭车选用进口设备,其主要参数为: 运煤最大能力:16.3t 牵引带速:8.04km/s 功率:88kW 电压等级:1140V/660

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第四章 井田开拓与开采

参考型号:10SC32-48B-5 型 ④ 铲车 铲车选用国产设备,其主要参数为: 铲斗容量:3.28m2 外形尺寸:8450×2890×1066mm 最大载重:4.5t ⑤ 四臂锚杆钻机 型号:选用国产设备 作业高度:2.8~4.5m 支护高度:2.8~3.8m 适用坡度:18° 总功率:2×55kW 电压等级:1140V/660 参考型号 CMM25-4 ⑥ 给料破碎机 给料破碎机选用国产设备,其主要参数为: 破碎能力:300t/h 功率:200kW 电压等级:1140V 参考型号 1030 型,GP460/150 型 ⑦ 其他设备 除上述主要设备外,掘进工作面还配备了湿式除尘风机、局部扇风机、煤电钻、岩 石电钻、小水泵、激光指向仪,调度绞车及探水钻机等设备。 (2) 掘锚一体机工作面 ① 掘进机 型号:ABM20 型掘锚一体机(纵轴式)

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第四章 井田开拓与开采

尺寸:10.8×5.0×3.0(m) 重量:约 92t 功率:500kW 电压等级:1140V ② 胶带转载机 选用国产桥式转载机与综掘机配套。 总装机功率:40kW 电压:660V 转载能力:400t/h ③ 双向可伸缩胶带输送机 功率:2×160kW 电压等级:1140V 长度:1000m 带速:2.5m/s 为了保证设备的配套使用,在进口掘锚一体机的基础上,增配如下国产设备,可伸 缩胶带输送机,2BKJⅡ-No6.3/60 型局部扇风机,P4 型混凝土搅拌机,HPC-V 混凝土喷 射机,FS-1 型混凝土喷射机械手,MLC-IB 混凝土喷射机除尘器、BQW50-20/2-11 型小水 泵,2JDM-25 型调度绞车及煤电钻、岩石电钻、激光指向仪等。 (二) 井巷工程量 矿井规模 6.0Mt/a 移交生产时,设计井巷工程总量为 46648m。按岩性分:煤巷 36080m, 77.3%; 占 岩巷 4217m, 9.0%; 占 半岩巷 6052m, 13.7%; 占 万吨掘进率为 77.75m。 按工程类别分:开拓工程量 15821m,准备及回采工程量 30827m,分别占总工程量 的 33.9%和 66.1%。矿井移交时井巷工程数量见表 4-2-3。

第三节
一、煤炭运输

井下运输

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第四章 井田开拓与开采

表 4-2-3
项 目 井 筒 开 车场硐室 拓 工 主要石门 程 主要大巷 小 计 回采工程 总 计 煤 岩 2199 1433 1799 3454 5253 30827 36080 4217 355 230 4217

矿井移交生产时井巷工程数量表
掘进体积(m ) 小 计 2199 2402 3835 2154 3950 6352 7634 15821 30827 6352 46648 36001 70092 106093 575545 681639 226927 124497 煤 岩 186188 27475 8236 5028 226927 69759 124497 54738 半煤岩 小 计 186188 82213 44237 144879 457517 575545 1033062
3

巷道长度(m) 半煤岩

(一) 煤炭运输方式 根据矿井开拓部署,初期开采 2-2、3-1 号煤层,井下布置两个综采工作面、两个掘 锚一体机工作面和两个连掘工作面。工程移交时井下主运输系统简述如下:2-2 煤层综采 工作面来煤由工作面可伸缩带式输送机转载至 2-2 中煤层东翼大巷带式输送机,运往 2-2 中煤东翼集中煤仓,再由煤仓下防爆型甲带给煤机将煤给至 3-1 煤主运输煤门带式输送 机, -2 中煤东翼集中煤仓直径 10m,仓容 1500t。 -1 煤综采工作面来煤由工作面可伸缩带 2 3 式输送机给至 3-1 煤西翼大巷带式输送机,再转载至 3-1 煤主运输煤门带式输送机。运至 3-1 煤主运输煤门带式输送机上的原煤,进入仓容为 2700 吨的井底煤仓,经井底煤仓缓 冲后,再由井底煤仓下的防爆加长型带式给料机将煤给入箕斗定量装载设备,并装入箕 斗,经 1 对 45t 立井提煤箕斗提升至地面。 (二) 煤炭运输设备选型 1. 3 煤西翼大巷带式输送机 3-1 煤西翼带式输送机巷全长 3063m,工程移交长度 1025m,沿煤层布置,倾角 a≈ -0.36°~1.0°,为减少运输环节,3-1 煤西翼带式输送机巷铺设一条带式输送机来满足 原煤运输需要,随着工作面推进延长输送机长度,设计将驱动系统、张紧系统全部布置 在机头位置。根据工作面采煤工艺及装备情况,设计确定 3-1 煤西翼大巷带式输送机的 运量为 Q=3400t/h,根据运量确定带宽 B=1600mm、带速 V=4.0m/s,经计算工程移交时总 功率 N=2×500kW。该带式输送机布置及计算结果见表 4-3-1。
-1

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第四章 井田开拓与开采

表 4-3-1

3-1 煤西翼大巷带式输送机计算结果表
1. 物 料: 原煤 粒 度: 0~300mm 3 比 重: 0.9t/m 动 堆 积 角: 15° 2. 驱 动 装 置: 机头双驱 3. 张 紧 装 置: 机 头 4. 上托辊阻力系数:f'=0.028 下托辊阻力系数:f〃=0.028 5. 提 升 高 度:H=19m 6. 机 长:L=1026m(最终长度 3063m)

计算简图

原始数据

运输量(Q)

带速 (V) m/s

带宽 (B) mm

基本参数 (kg/m)

各点张力(N)

圆周力(N)

胶带 安全 规 格 系数 (N/mm) m 16.8

打滑验算

功率(kW)

t/h

q =236.1
G

F1=237047 F1-2=143742 F2=50436

Fu=186612 (381142) F U1=93306

q =64
B

3400

4.0

1600

q q

RO

=33.4 =12.3

e ??1 ? 2.44 e ??2 ? 2.85 F1 ? 1.649 ? e ??1 F1? 2

轴功率

电机功率

746.8 (1495)

2×500
(4×500)

ST2500S FU2=93306

(8.2 )

RU

F3≈F4=51410

F1-2 ? 2.85 ? e??2 F2

注:括号内为最终长度参数

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第四章 井田开拓与开采

由于 3-1 煤西翼大巷带式输送机的负荷较大、输送机较长,因此直接启动会产生很 大的动张力,从而影响输送机的运行安全,易对电网造成冲击,对机架、输送带等部件 冲击较大。在井下有煤尘、瓦斯爆炸危险的环境下,对于类似本输送机的较长距离的带 式输送机,目前驱动系统的选择主要集中在防爆电机+调速型液力偶合器+减速器驱动、 10kV 高压防爆鼠笼电机+CST 驱动和低压(690V 或 1140V)防爆变频驱动。从经济及使用 角度看,防爆电机+调速型液力偶合器+减速器驱动该系统组合启动性能较好,可实现低 速验带要求,投资较低,维护量较小,但所需硐室尺寸较大,效率较低,多机功率平衡 不易实现。 防爆鼠笼电动机+CST 软启动系统驱动方案:其特点是能提供稳定平滑的加速 度,使带式输送机平稳启动;多机驱动时能实现输入功率的平衡并实现同步运行;电动 机空载顺序启动,降低启动电流对电网的冲击。该驱动装置近年来在长距离、大运量带 式输送机中得到广泛的应用。缺点是制造难度大,安装调试复杂;对油的粘度与清洁度 要求特高;维护复杂,磨擦片必须依赖进口。低压防爆变频电动机+减速器驱动方案: 能提供稳定平滑的加速度,使带式输送机平稳启动,能精确控制带速,多机驱动时能实 现功率平衡,并保持同步运行。通过调整频率,可以根据需要随时调整带速,可以编程 实现电动机的顺序启动并控制启动电流, 缺点是变频调速会产生谐波干扰。 井下≤500kW 的变频调速驱动近年来在长距离、大运量带式输送机中得到广泛应用。 结合本带式输送机运量大、运距长等特点,3-1 煤西翼大巷带式输送机设计推荐选用 低压(690V 或 1140V)变频系统作为首选驱动系统。 3-1 煤西翼大巷带式输送机主要技术参数见表 4-3-2。 2. 2-2 中煤层东翼大巷带式输送机 2-2 中煤层东翼带式输送机巷全长 1899m,工程移交长度 1166m,沿煤层布置,倾角 a ≈-0.45°~0°。为减少运输环节,2-2 中煤层东翼带式输送机巷铺设一条带式输送机来 满足原煤运输需要,随着工作面推进延长输送机长度,驱动装置按机长 1899m 配置,设 计将驱动系统、张紧系统全部布置在机头位置。根据工作面的采煤工艺及装备情况,设 计 确 定 2-2 中煤 层 东翼 大 巷带 式输 送机 的运 量 为 Q=1500t/h ,根 据 运量 确定 带 宽 B=1400mm、带速 V=3.15m/s,经计算总功率 N=2×400kW。该带式输送机布置及计算结果

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第四章 井田开拓与开采

见表 4-3-3。 表4-3-2
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 名 运 量(Q) 带 宽(B) 带 速(V) 机 长(L) 倾 角(а ) 钢芯胶带 减速器 防爆变频电机 制动器 液压自动张紧装置 称

3-1煤西翼大巷带式输送机主要技术参数表
单 位 t/h mm m/s m 度 N/mm 台 台 套 套 技术特征或型号 3400 1600 4.0 1025 -0.3~0° ST2500 M3PSF90+2Fan i=20,2 台 N=500kW,U=1140V,2 台 KZP-φ 1200 /2xYZ63 型 N=4kW(防爆) ZYL-02-6/25,N=5.5kW(防爆) 阻 燃 最终长度 3063 备 注

后期再增加 2 台 后期再增加 2 台 1 位于头部

驱动方式采用双滚筒双电机驱动,为了保持井下驱动系统的一致性,同时方便矿井 设备及配品、配件的更换和维修,2-2 中煤层大巷带式输送机驱动系统也选用低压(690V 或 1140V)防爆变频驱动系统。 2-2 中煤层东翼大巷带式输送机主要技术参数见表 4-3-4。 表 4-3-4
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 名 运 量(Q) 带 宽(B) 带 速(V) 机 长(L) 倾 角(а ) 钢芯胶带 减速器 防爆变频电机 制动器 液压自动张紧装置 称

2-2中煤层东翼大巷带式输送机主要技术参数表
单 位 t/h mm m/s m 度 N/mm 台 台 套 套 技术特征或型号 1500 1400 3.15 1899 -0.45~0° ST1250 M3PSF70+2Fan i=31.5 N=400kW,U=1140V KZP-φ 1200 /2xYZ63 型 N=4kW(防爆) ZYL-03-6/15 N=5.5kW(防爆) 阻 2 2 1 位于头部 燃 工程移交 1170 备 注

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第四章 井田开拓与开采

表 4-3-3

2-2 中煤层东翼大巷带式输送机计算结果表
1. 物 料: 原煤 粒 度: 0~300mm 3 比 重: 0.9t/m 动 堆 积 角: 15° 2. 驱 动 装 置: 机头双驱 3. 张 紧 装 置: 机 头 4. 上托辊阻力系数:f'=0.028 下托辊阻力系数:f〃=0.028 5. 提 升 高 度:H=-18m 6. 机 长:L=1899m(工程移交 1170m) 打滑验算 功 率 (kW) 轴功率 电机功率

计算简图

原始数据

运输量 (Q) t/h

带速 (V) m/s

带宽 (B) mm

基本参数 (kg/m)

各点张力 (N) F1=226678

圆周力 (N) 规格



带 安全系数 m

q =132.3
G

(N/mm)

q =36.4
B

Fu=168893

F1-2=164687
(111070) F2=57785 F3≈F4=24799 ST1250S FU1= FU2=84448 7.72

1500

3.15

1400

q q

e ??1 ? 2.44 e ??2 ? 2.85 F1 ? 1.65 ? e ??1 F1? 2

532 2×400 (343)

RO

=29.25

RU

=11.15

F1-2 ? 2.85 ? e ??2 F2

注:括号内为工程移交参数

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第四章 井田开拓与开采

3. 3-1 煤主运输煤门带式输送机 3-1 煤主运输煤门长 330m,近水平布置。集中煤仓配仓联巷带式输送机承担全部矿 井井下煤炭的运输任务,根据矿井开拓部署,设计确定集中煤仓配仓联巷带式输送机的 运量为 Q=4500t/h, 根据运量确定带宽 B=1800mm、 带速 V=4.0m/s, 经计算总功率 N=500kW。 该带式输送机布置及计算结果见表 4-3-5。 为了保持井下驱动系统的一致性,同时方便矿井设备及配品、配件的更换和维修, 3-1 煤主运输煤门带式输送机驱动系统也选用低压(690V 或 1140V)防爆变频驱动系统。 3-1 煤主运输煤门带式输送机主要技术参数见表 4-3-6。 表4-3-6
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 名 运 量(Q) 带 宽(B) 带 速(V) 机 长(L) 倾 角(а ) 钢芯胶带 减速器 防爆变频电机 制动器 液压自动张紧装置 称

3-1煤主运输煤门带式输送机主要技术参数表
单 位 t/h mm m/s m 度 N/mm 台 台 套 套 技术特征或型号 4500 1800 4.0 330 -1~0° ST630 M3PSF90+2Fan i=20 N=500kW,U=1140V KZP-φ 1200 /2xYZ63 型 N=4kW(防爆) ZYL-01-3/15 N=5.5kW(防爆) 阻 1 1 1 位于尾部 燃 备 注

4. 2-2 中煤东翼集中煤仓仓下设备选型 2-2 中煤东翼集中煤仓下口给料设备负责将煤仓内的原煤缓冲后给入井底煤仓集中 配仓联巷带式输送机。煤仓直径 Φ 10m、容量 1500t。带式给料机是井下比较常用的给 料设备,与传统的往复式给煤机、振动给煤机相比,它采用带式连续给煤方式,具有设 备外形尺寸小、给煤量大、故障率低、驱动功率小(单台驱动功率仅有 5.5Kw)的显著 特点,非常适合应用在井下主运输系统中。为了与本矿井主运输的带式输送机驱动方式 一致,设计选择带式给料机,采用 1140V 防爆变频调速驱动方式。 带式给料机型号 GLD1500/5.5/B、给煤量 1500t/h(可调) ,防爆 2 台。

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第四章 井田开拓与开采

表 4-3-5

3-1 煤主运输煤门带式输送机计算结果表
1. 物 料: 原煤 粒 度: 0~300mm 3 比 重: 0.9t/m 动 堆 积 角: 15° 2. 驱 动 装 置: 机头单驱 3. 张 紧 装 置: 机 头 4. 上托辊阻力系数:f'=0.03 下托辊阻力系数:f〃=0.03 5. 提 升 高 度:H≈0m 6. 机 长:L=330m 功率 (kW) 轴功率 电机功率

计算简图

原始数据

运输量 (Q) t/h

带速 (V) m/s

带宽 (B) mm

基本参数 (kg/m) qG=312.5

各点张力 (N)

圆周力 (N)





打滑验算

规格 安全系数 (N/mm) m F1=119669

qB=37.26 F2=41989 4500 4.0 1800 qRO=36.4 F3≈F4=51527 qRU=13.5 Fu=77680 ST630S 9.4

e ? 2.85 F1 ?? ? 2.85 ? e F2

??

305

500

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第四章 井田开拓与开采

二、井下辅助运输
(一) 井下辅助运输系统 矿井设计生产能力 6.0Mt/a。矿井工作制度为年工作日 330d,井下实行“四、六” 工作制,三班生产,一班准备。投产时井下 3-1 煤和 2-2 中煤各布置一个综采工作面, 一个接续工作面巷道连掘工作面, 一个大巷掘锚一体机工作面。 辅助运输系统由副立井、 井底车场、2-2 中煤辅助运输斜巷、2-2 中煤东翼辅助运输大巷、3-1 煤辅助运输煤门、 3-1 煤西翼辅助运输大巷、各工作面辅助运输巷组成,其中副立井装备提升机。 为满足本矿井生产能力需要,适应矿井开拓开采巷道状况,简化辅助运输环节,保 证矿井生产高效,矿井辅助运输采用无轨胶轮车连续运输系统。下井人员乘坐副立井罐 笼到达井底后,换乘无轨胶轮人车到达各工作地点;普通物料及设备采用能够直接进出 罐笼的 WC5E 型无轨胶轮车装载,从地面经副立井直达综采工作面或掘进工作面;井下 使用的其余无轨胶轮车, 综采工作面液压支架及井下大型设备和长材由副立井特大罐笼 运送。 矿井投产时,副立井井口至 20101 综采工作面运距约为 4.6km;至 2-2 中煤东翼回 风大巷掘锚一体机掘进工作面运距约 1.8m; 20102 准备工作面巷道连掘工作面最远运 至 距约为 4.9km;至 30101 综采工作面运距约为 4.2km;至 3-1 煤西翼回风大巷掘锚一体 机掘进工作面运距约 1.5m;至 30102 准备工作面巷道连掘工作面最远运距约为 6.1km。 井下无轨胶轮车连续运输系统巷道最大坡度 5°。 井下辅助运输任务主要包括运送下井人员、井下各工作面装备、消耗材料以及各硐 室设备、材料等。矿井生产期间每个综采工作面辅助运输量为:人员 20 人/班,坑木 3m3t/d,油脂 1t/d,其它 3t/d;每个工作面巷道连掘工作面辅助运输量为:人员 13 人/ 班,锚杆 6t/d,钢带 2.5t/d,树脂 1.5t/d,钢筋网 2.5t/d,砂石水泥 100t/d,其它 4t/d;每个大巷掘锚一体机掘进工作面辅助运输量为:人员 13 人/班,锚杆 6t/d,钢带 2.5t/d,树脂 1.5t/d,钢筋网 2.5t/d,喷射混凝土用砂石水泥 100t/d,其它 4t/d,铺 底用砂石水泥 100t/d;矸石量 50t/d。 最大班下井人员数 138 人/班。

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第四章 井田开拓与开采

最大件(整体液压支架)重量:40t/架。 副立井提升设备配置情况见第六章相关章节。 (二) 无轨胶轮车选型及数量确定 根据本矿井辅助运输内容和运输距离特点,无轨胶轮车主要按国产设备选型,依据 国内主要生产厂家的产品性能经比较后, 分别选用煤炭科学研究总院太原分院和常州科 试中心有限公司生产的井下防爆无轨辅助运输胶轮车。液压支架及大型设备的拖运、铲 装车辆按进口设备选型。 1.无轨胶轮车车型选择 根据本矿井辅助运输内容和运输距离特点,无轨胶轮车主要按国产设备选型,依据 国内主要生产厂家的产品性能经比较后, 分别选用煤炭科学研究总院太原分院和常州科 试中心有限公司生产的井下防爆无轨辅助运输胶轮车。液压支架及大型设备的拖运、铲 装车辆按进口设备选型。 井下上下班集中运送人员选用 WC24RE 型防爆运人无轨胶轮车; 运送各种材料和中小型设备等选用 WC5E 型平板式防爆无轨胶轮材料车; 运送散状货物(矸石、水泥砂石)选用 WC5E 型后翻自卸式防爆胶轮车; 井下生产指挥、设备维护维修、抢险时运输散料、小型物料、小型设备,上下班配 合 WC24RE 型无轨胶轮人车运送少量人员等,选用 WqC2J(A)型客厢式生产指挥车; 选用 ZL20EFB 型防爆装载机,与 WC5E 型后翻自卸式无轨胶轮材料车配套完成掘进 矸石和水泥砂石等散状物料的装卸,亦可进行装载、推土、铲挖、起重等作业; 选用 DBT FBL-10&CHT-50 型无轨胶轮支架运输车,主要用于液压支架、采煤机、运 输机等大型设备长距离运输,也可搬运其他大型设备和部件; 选用 DBT FBL-55 型无轨胶轮支架铲运车,主要用于工作面液压支架和大型设备拆 离及就位和短距离搬运; 为满足矿井安全生产的需要,降低工人的劳动强度、提高工效,矿井还配备了 WC3E 型无轨胶轮爆炸材料运输车和 6 人座管道运输安装车。 井下各型辅助运输设备主要技术特征见表 4-3-7。

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第四章 井田开拓与开采

2. 无轨胶轮车台数确定 1) 无轨胶轮车作业时间 根据矿井辅助运输距离、 正常生产班辅助运输量以及辅助运输内容确定无轨胶轮车 辆作业时间。运送人员取平均车速 13.7km/h(3.8m/s) ;运送材料取平均车速 15km/h (4.2m/s) 。 按矿井投产时的工作面运输距离计算,副立井井底至各作业点作业时间详见表 4-3-8 矿井投产时无轨胶轮车作业时间平衡表。矿井投产时下井工人到达采掘工作面时 间见表 4-3-9。 2-2 中煤综采工作面配置液压支架 175 架, 3-1 煤综采工作面配置液压支架 175 架, 工作面搬家运送支架时,支架运输车运行速度按空车 9km/h、重车 4.5km/h 计算,相邻 两个工作面每往返一次循环时间约 2.47h。两辆支架牵引车同时作业,2-2 中煤和 3-1 煤的两个工作面完成搬家分别需要约 216.5h。 2) 无轨胶轮车数量 为满足矿井辅助运输需要,矿井投产时共需各型无轨胶轮车辆共计 43 辆,无轨胶 轮车车型及数量详见表 4-3-7。 矿井投产时,每个生产班运行的 7 辆 WC24RE 型无轨胶轮人车除运送人员外,加上 送餐时间后,每辆车平均作业时间约 1.08h/班;5 辆 WC5E 型平板式无轨胶轮材料车运 送材料及其它物件,每辆车平均作业时间约 3.37h/班;10 辆 WC5E 型后翻自卸式无轨胶 轮材料车运送矸石、水泥砂石及各种中小型设备,每辆车平均作业时间约 3.47h/班。 矿井投产后,随着开拓距离的延伸,可适时调整车辆配置。 (三) 柴油消耗量 矿井生产期间,正常生产班估算柴油消耗量 1500L,日柴油消耗量 5250L。

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第四章 井田开拓与开采

表 4-3-7
序 号 1 2 3

井下各型辅助运输设备主要技术特征表
4 5 设备名称及型号 6 7 8 9



目 总台数(台) 工作台数(台) 备用台数(台) 重量(t) 柴油机功率(kW) 额定载重 传动方式

WC24RE 型人车 8 7 1 8.5 50 20 人 液力-机械传动 四轮驱动 防爆电启动 14 34 6.2 280 7085×1880×2100 充填式实芯轮胎

WC5E 型平板式 材料车 8 6 2 7.5 75 5t 液力-机械传动 四轮驱动 防爆电启动 14 33(空载) 30(重载) 6.5 215 6560×1960×2000 充填式实芯轮胎

WC5E 型后翻 自卸式材料车 13 10 3 7.5 75 5t 液力-机械传动 四轮驱动 防爆电启动 14 33(空载)30(重载) 6.5 215 6560×1960×2000 充填式实芯轮胎

WqC2J(A)型客厢式 生产指挥车 4 4

ZL20EFB 型 防爆装载机 4 4

DBT FBL-10&CHT-50 支架运输车 2 2

DBT FBL-55 型 支架铲运车 2 2

WC3E 型 爆炸材料车 1 1

6 人座管道运输、 安装车 1 1

4.05 45 2t/12 人 机械传动 后轮驱动 防爆电启动 14 28 6.5 190 5000×1880×2150 充气轮胎

6.8 50 2t 液力-机械传动 四轮驱动 防爆电启动 14 28 4.8 280 5700×2050×2500 充填式实芯轮胎

32.5 171.5 50t

45 195 55t

7 50 3t

6 50 3t

主 要 技 术 参 数

驱动方式 起动方式 爬坡能力(°) 最高行驶速度 (km/h) 最小转弯半径(m) 最小离地间隙(mm) 参考外形尺寸(mm)长×宽×高 轮胎形式

14.04 22.7(空载) 19.61(重载) 6.35 400 13000×3400×1865 充填式实芯轮胎

14.5 17.8 6.388 350 10034×3150×2150 充填式实芯轮胎 6400×1880×2000 6200×2000×2070

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第四章 井田开拓与开采

表 4-3-8
作 业 地 点

矿井投产时无轨胶轮车作业时间平衡表
每班 数量 单 位 每班 次数 往返一次 循环时间 (min) 每班作业时间 (h)

一、20101 综采工作面 运送人员 作 业 内 容 运送坑木 油 脂 20 1 0.3 人 m
3

1 1 1 2

44.35 56.51 56.51 56.51

0.74 0.94 0.94 1.88

t

运送其它材料 二、2-2 中煤东翼回风大巷掘锚一体机掘进工作面 运送人员 运送锚杆 作 业 内 容 钢带、树脂、钢筋网 运送砂石水泥 运送矸石 运送其它材料 三、20102 综采工作面巷道连掘工作面 运送人员 作 业 内 容 运送锚杆 钢带、树脂、钢筋网 运送砂石水泥 运送其它材料 四、30101 综采工作面 运送人员 作 业 内 容 运送坑木 油 脂 20 1 0.3 人 m
3

13 2

人 t t

1 1 1 14 4 2

19.79 34.29 34.29 34.29 34.29 34.29

0.33 0.57 0.57 8.00 2.29 1.14

66.7 16.7

t t

13 2

人 t t

1 1 1 7 2

46.98 58.89 58.89 58.89 58.89

0.83 0.98 0.98 6.87 1.96

33.3

t

1 1 1 2

40.84 53.33 53.33 53.33

0.68 0.88 0.88 1.78

t

运送其它材料 五、3-1 煤西翼回风大巷掘锚一体机掘进工作面

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第四章 井田开拓与开采

续表 4-3-8
作 运送人员 运送锚杆 钢带、树脂、钢筋网 作 业 内 容 运送砂石水泥 运送矸石 运送其它材料 业 地 点

矿井投产时无轨胶轮车作业时间平衡表
每班 数量 13 2 单 位 人 t t 66.7 16.7 t t 每班 次数 1 1 1 14 4 2 往返一次 循环时间 (min) 17.16 31.91 31.91 31.91 31.91 31.91 每班作业时间 (h) 0.29 0.53 0.53 7.45 2.13 1.06

六、30102 综采工作面巷道连掘工作面 运送人员 作 业 内 容 运送锚杆 钢带、树脂、钢筋网 运送砂石水泥 运送其它材料 33.3 13 2 人 t t t 1 1 1 7 2 57.51 68.41 68.41 68.41 68.41 0.96 1.14 1.14 7.98 2.28

表 4-3-9
作业地点 20101 综采工作面

矿井投产时下井工人到达采掘工作面时间表
班数量 20 人 13 人 13 人 20 人 13 人 13 人 每班运送次数 1次 1次 1次 1次 1次 1次 工人到达时间(min) 22.2 9.9 23.5 20.4 8.6 28.8

2-2 中煤东翼大巷掘锚一体机掘进工作面 20102 综采工作面巷道连掘工作面 30101 综采工作面 3-1 煤西翼大巷掘锚一体机掘进工作面 20102 综采工作面巷道连掘工作面

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