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第4章 井田开拓与开采


江仓矿区六号井可行性研究报告

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、井田开拓方式选择的条件
(一) 影响开拓布置的地质因素

1. 煤层多,共有 13 层大部可采和局部可采煤层,其中,10、12、15、16、20 煤为 主要可采煤层; 2. 煤层埋藏深,20 煤最大埋深达到 1200m; 3. 煤层倾角变化大,煤层在向斜轴部倾角较缓,距离轴部越远倾角越大,向斜轴 南翼倾角在 40°~65°,北翼倾角较陡(60°~80°) ; 4. 水文地质条件中等,由于有冻土层,同时地表水排泄条件良好,地表水对矿井 充水影响较小; 5. 矿井为瓦斯矿井,煤层属自燃~易自燃煤层;煤尘有爆炸性。 (二) 矿井地面地形特征 本井田地貌属于高原草甸低位沼泽地, 地势起伏不大, 构成木里断陷盆地的一部分, 盆地两侧的山脉走向大致呈北西西向延伸。井田地势中部为阿子沟从南至北通过,为低 洼的河谷地带,西段地势较高,为北西西向的山梁,东段地势平坦开阔。井田范围内最 高点位于 46—47 勘探线中部附近,最高海拔标高为+3949.47m;最低点在井田 50 勘探 线的河谷地带,海拔标高+3852.20m,相对高差约 97m 左右。矿井地层为一向斜构造, 南北两翼煤层均有露头,地势相对较为平缓,地表为草原湿地,在 49 线至 50 线之间有 阿子沟河从井田内自南向北通过。

二、井口及工业场地位置选择
(一) 确定井口位置的主要因素和原则 1. 井口位置决定工业场地的选择,工业场地又是井口位置的主要决定因素,因此, 井口位置尽量选择在地势平缓,工程地质简单,周围无建构筑物的地方,并且不受洪水

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威胁的地段。 2. 井口位置的选择应充分考虑靠近井田的资源储量中心或中央位置,尽可能使井 田两翼可采储量保持平衡,这样可使大巷的运输费用最低,而且巷道维护、通风等费用 也相应较低。 3. 开拓方式与井口位置选择时,要与初期移交的达产采区的位置及其接续统一考 虑。首采区位置要选择在地质构造简单、煤层厚度稳定、水文地质条件好、煤层储量丰 富、勘探程度高的地段。井筒应靠近初期移交、达产采区。 4. 井口位置和工业场地的确定应尽量选在比较平坦的地方, 尽量不压煤或少压煤, 要有利于地面生产系统的布置,有利于对外系统的联接,有利于防洪排涝。 5. 井口位置要与矿区规划的交通运输、供电、水源、辅助企业等协调布局,使之 有利生产,方便生活。 (二) 井口位置和工业场地选择 因矿区公路、在建矿区铁路专用线、供电线路等均从井田南部通过,考虑煤炭运输 的需要,矿井主井工业场地应设在井田南部。本井田煤层为自燃-容易自燃煤层,须采 用分区式通风,在井田南北两翼各设一条回风井。 根据以上原则,并考虑专家审查意见中提出不同场地的主斜副立方案,结合井田地 形,设计在原先南部确定的主井场地基础上又提出了另外两个场地方案,在原先北部风 井场地基础上又提出了一个风井场地方案。 南部三处拟选的矿井工业场地分别命名为场地一(原推荐矿井工业场地方案) 、场 地二和场地三;北部两处拟选的风井场地分别命名为场地四(原推荐风井场地方案)和 场地五。拟选场地场址位置示意图见图 4-1-1,三个矿井工业场地和两个风井场地方案 分述及比较如下: 1. 主井工业场地 场地一: 位于井田南部 49 线和 48 线之间的无煤区,距阿子沟河岸边东部约 1.2km,场地地

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图 4-1-1

矿井工业场地场址位置示意图

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形平坦,不受洪水影响,自然地形标高+3893~+3913m。 该场地主要优点: (1) 场地地形较平坦开阔,地面土石方工程量较小。 (2) 场地位于无煤区,不压煤。 (3) 场地距矿区公路、电源点、水源点距离近。 该场地主要缺点: (1) 场地坐落在断层 F8 与 F15 的交汇处附近,推测断层周围伴生的小断层较多, 工程地质条件较复杂,存在场地不稳定的可能性。 场地二: 此场地位于井田南部边界外, 距离井田南部边界约 0.4km, 场地西侧靠近阿子沟河, 距阿子沟河岸约 0.4km,场地地形平坦,不受洪水影响,自然地形标高+3910~+3920m, 为无煤区。 该场地主要优点: (1) 场地距离断层较远,工程地质条件相对较好。 (2) 场地地形平坦开阔,地面土石方工程量较小。 (3) 场地位于无煤区,不压煤。 该场地主要缺点: (1) 场地位于井田边界外。 (2) 此场地地形标高较高,井筒长度较长一些。 (3) 井筒需穿过断层 F20、F8 和 F8’三条断层。 (4) 场地距矿区公路、电源点、水源点距离较场地一远。 场地三: 紧靠井田南部边界无煤区,位于断层 F20 与 F8 之间,距阿子沟河岸东部约 0.4km, 场地地形平坦,不受洪水影响,自然地形标高+3895~+3910m。 该场地主要优点:

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(1) 场地地形平坦开阔,地面土石方工程量小。 (2) 场地位于无煤区,不压煤。 (3) 场地靠近初期开采区域,利于开拓布置,井下石门工程量较少。 该场地主要缺点: (1) 场地位于断层 F20 与 F8 之间,推测两个断层之间岩层破碎,伴生的小断层较 多,工程地质条件较复杂。 (2) 井筒需穿过断层 F8 和 F8’两条断层。 (3) 场地距矿区公路、电源点、水源点距离较场地一远。 综合上述三个主井工业场地优缺点分析,设计认为场地二位于井田边界外、井巷工 程量较大,井筒需穿过三条断层、施工难度大,场地距矿区公路、电源点、水源点距离 较远,线路长、征地面积大、投资及费用高,所以场地二不作为推荐场地。场地一和场 地三两个场地各有所长,仅根据地形地貌及场地布置,难以取舍,因此设计结合矿井开 拓方式、井下开拓布局等,进行技术、经济综合比选后确定。 2. 北翼风井场地 场地四: 此场地位于 48 勘探线上, 井田北部边界外约 0.1km, 场地地形平坦, 不受洪水影响, 自然地形标高+3905~+3910m,为无煤区。 该场地主要优点: (1) 场地地形平坦开阔,地面土石方工程量较小。 (2) 场地位于无煤区,不压煤。 该场地主要缺点: (1) 场地位于井田边界外。 (2) 场地靠近 F1 断层,推测断层周围伴生的小断层较多,工程地质条件较复杂, 存在场地不稳定的可能性。 场地五:

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此场地为北翼风井场地,靠近 49 勘探线西侧,井田北部边界外约 0.7km,场地地形 平坦,不受洪水影响,自然地形标高+3875~+3880m,为无煤区。 该场地主要优点: (1) 场地地形平坦,地面土石方工程量较小。 (2) 场地位于无煤区,不压煤。 (3) 场地位置利于井下开拓布置,距离断层较远,工程地质条件相对较好。 (4) 场地地形标高较低,井筒长度较短。 该场地主要缺点: (1) 场地位于井田边界外。 综合上述两个北翼风井场地优缺点分析,设计认为场地五拥有位置利于井下开拓布 置,距离断层较远,工程地质条件相对较好,场地地形标高较低,井筒长度较场地四短 等优点,故设计选择场地五作为矿井北翼风井场地。 (三) 井田开拓方式 根据煤层赋存条件、地质构造及地面条件,本井田无平硐开拓的条件。本井田煤层 为向斜构造,北翼较陡,南翼稍缓,煤层埋深由 10m~800m 不等,根据上述的矿井工业 场地场址位置选择,并结合专家审查意见,提出以下开拓方案。 1. 方案一:斜井开拓方案 场地选择为场地一和场地五。在场地一内布置主斜井、副斜井和南翼回风斜井,三 条井筒基本平行于井田南部边界, 井筒落底后在井田中央布置中央带式输送机石门和中 央轨道运输石门同北翼开拓巷道相连接。在场地五内布置北翼回风斜井,北翼回风斜井 同中央带式输送机石门相连接。 主斜井井口标高+3903m,井筒落底标高+3500m,倾角 25°,斜长 954m,提升方位 角 151°50’11”, 井筒基岩段断面为直墙半圆拱形,净宽 4600mm,净断面积 15.6m2, 井筒内装备一条 B=1000mm 大倾角强力皮带机,承担井下煤炭提升任务,兼作进风井和 安全出口。

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副斜井井口标高+3903m,井筒落底标高+3530m,倾角 25°,斜长 883m,提升方位 角 151°50’11”, 井筒基岩段断面为直墙半圆拱形,净宽 4000mm,净断面积 12.7m2, 副井选用 2JK-3.0×1.8 型矿井双卷筒提升机一台,井筒内铺设 600mm 轨距窄轨线路, 串车提升,承担井下辅助运输任务,兼作进风井和安全出口。 南翼回风斜井井口标高+3903m,井筒落底标高+3530m,倾角 25°,斜长 883m,井 筒方位角 151°50’11”, 井筒基岩段断面为直墙半圆拱形,净宽 4000mm,净断面积 12.7m2,担负矿井南翼回风任务,兼作安全出口。 北翼回风斜井井口标高为+3878m,井筒落底标高+3530m,倾角 25°,斜长 823m, 井筒方位角 46°00’00”, 井筒基岩段断面为直墙半圆拱形,净宽 4000mm,净断面积 12.7m2,担负矿井北翼回风任务,兼作安全出口。 本井田含可采煤层 13 层,主要可采煤层为 10、12、16 和 20 煤,根据煤层赋存特 点,设计将井田划分为 3 个水平,一水平标高+3530m,二水平标高+3330m,三水平标高 +3100m,水平间通过辅助运输暗斜井和带式输送机暗斜井进行联络。 井田开拓方案一(一水平)平面图见图 4-1-2。 该方案的主要优点: (1)斜井可做为采区上山使用,南翼可实现片盘开拓,减少一套上山系统; (2)主斜井可实现连续运输,减少主运生产环节; (3)安全出口多,人员撤离方便,抗灾能力强; (4)井巷工程量小; (5)建井工期短,矿井初期投资小; (6)本方案于 2011 年通过了政府审查,有利于项目审批。 该方案的主要缺点: (1)场地一坐落在断层 F8 与 F15 的交汇处附近,工程地质条件较复杂,存在场地 不稳定的可能性; (2)斜井井筒工程量大,尤其是表土段井筒长度较长; (3)矿井后期水平延伸辅助运输环节多、设备多,运输路线长、时间长、运量也

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受限制。 2. 方案二:主斜副立开拓方案 场地选择为场地一、场地三和场地五。在场地一内布置主斜井,主斜井井筒基本平 行于井田南部边界, 井筒落底后在井田中央布置中央带式输送机石门同北翼主运输巷道 相连接。在场地三内布置副立井和南翼回风立井,井筒落底后在井田中央布置中央轨道 运输石门同北翼辅助运输巷道相连接。在场地五内布置北翼回风斜井,北翼回风斜井同 中央带式输送机石门相连接。 主斜井参数特征同方案一,井口标高+3903m,井筒落底标高+3500m,倾角 25°,斜 长 954m,提升方位角 151°50’11”,井筒基岩段断面为直墙半圆拱形,净宽 4600mm, 净断面积 15.6m2,井筒内装备一条 B=1000mm 大倾角强力皮带机,承担井下煤炭提升任 务,兼作进风井和安全出口。 副立井井口标高+3903m,井筒落底标高+3500m,井筒深 403m(含井底水窝 30m) , 井筒净直径 6.0m, 井筒内装备 600mm 轨距一吨矿车双层四车钢罐道多绳宽罐笼和窄罐笼 各一个,装备有玻璃钢梯子间,担负井下辅助运输任务,兼作进风井和安全出口。 南翼回风立井井口标高+3903m,井筒落底标高+3510m,井筒深 393m(含井底水窝 20m) ,井筒净直径 4.0m,井筒内装备玻璃钢梯子间,担负矿井南翼回风任务,兼作安全 出口。 北翼回风斜井参数特征同方案一,井口标高为+3878m,井筒落底标高+3530m,倾角 25°,斜长 823m,井筒方位角 46°00’00”, 井筒基岩段断面为直墙半圆拱形,净宽 4000mm,净断面积 12.7m2,担负矿井北翼回风任务,兼作安全出口。 水平划分同方案一。 井田开拓方案二平面图见图 4-1-3。

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图 4-1-2

井田开拓方案一平面图
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该方案的主要优点: (1)井下煤炭可实现连续运输,主运输环节少,运量大; (2)副立井可更好地满足多水平延伸及提升需要,提升时间短,速度快,对下部 水平延深的辅助运输较为有利; (3)井筒工程量较方案一小。 该方案的主要缺点: (1)场地一坐落在断层 F8 与 F15 的交汇处,工程地质条件较复杂,存在场地不稳 定的可能性; (2)副立井多绳落地绞车在高寒地带的防滑问题较难解决; (3)井巷工程量较方案一大,井底车场工程量大,石门距离长; (4)建井工期较长,矿井投资较大; (5)相对于方案一在井田南翼多一套上山系统,运输环节较多。 (6)相对于方案一场地数量较多,沟通管理不便。

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图 4-1-3

井田开拓方案二平面图
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3. 方案三:立井开拓方案 场地选择为场地三和场地五。在场地三内布置主立井、副立井和南翼回风立井,井 筒落底后在井田中央布置中央带式输送机石门和中央轨道运输石门同北翼开拓巷道相 连接。在场地五内布置北翼回风斜井,北翼回风斜井同中央带式输送机石门相连接。 主立井井口标高+3903m,井筒落底标高+3500m,井筒深 403m,井筒净直径 4.0m, 井筒内装备一对名义载煤量 6t 的立井多绳提煤箕斗,承担井下煤炭提升任务,兼作进 风井。 副立井参数特征同方案二,井口标高+3903m,井筒落底标高+3500m,井筒深 403m (含井底水窝 30m) ,井筒净直径 6.0m,井筒内装备 600mm 轨距一吨矿车双层四车钢罐 道多绳宽罐笼和窄罐笼各一个,装备有玻璃钢梯子间,担负井下辅助运输任务,兼作进 风井和安全出口。 南翼回风立井参数特征同方案二,井口标高+3903m,井筒落底标高+3510m,井筒深 393m(含井底水窝 20m) ,井筒净直径 4.0m,井筒内装备玻璃钢梯子间,担负矿井南翼 回风任务,兼作安全出口。 北翼回风斜井参数特征同方案一,井口标高为+3878m,井筒落底标高+3530m,倾角 25°,斜长 823m,井筒方位角 46°00’00”, 井筒基岩段断面为直墙半圆拱形,净宽 4000mm,净断面积 12.7m2,担负矿井北翼回风任务,兼作安全出口。 水平划分同方案一。 井田开拓方案三平面图见图 4-1-4。 该方案的主要优点: (1)立井开拓适应性强,对深井多水平开拓较为有利,可利用一套提升设备实现 多水平提升; (2)井筒工程量较小,尤其穿过表土段深度小; (3)提升时间短,速度快。 该方案的主要缺点: (1)场地三位于两条断层之间,工程地质条件较复杂,存在场地不稳定的可能性;

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(2)井底车场工程量大,石门距离长; (3)立井井筒施工难度大,施工技术要求较高; (4)相对于方案一多一套上山系统,运输环节较多; (5)抗灾能力不如方案一和方案二; (6)巷道工程量较大; (7)建井工期较长,矿井初期投资较大。 (四) 井田开拓方案确定 根据本井田煤层赋存条件、地质构造及地面条件,设计在不同场地分别提出了斜井 开拓、主斜副立开拓和立井开拓方式,经过上述方案比较,对开拓方案进行技术经济比 较,以确定最终的井田开拓方案。 开拓方案技术经济比较见表 4-1-2。 从表 4-1-2 可以看出,不论从技术条件还是可比投资方面来看,方案一明显优于方 案二和方案三,因此设计推荐方案一,采用斜井开拓方式,主井工业场地选择场地一, 北翼风井场地选择场地五。 推荐方案中主井工业场地位于断层 F8 和 F15 的交汇处,工程地质条件较复杂,存 在场地不稳定的可能性, 设计将断层对工业场地稳定性进行了初步评价。 F8 断裂从拟建 工业场地的西侧穿过,F15 断裂从拟建工业场地的北侧穿过。依据补勘报告中“江仓矿 区六井 48 勘探线剖面图” , F8 断裂与 F15 断裂均未错断第四系地层, 表明这两条断层在 第四纪以来没有活动。按照《岩土工程勘察规范》 (GB50021-2001)5.8 条“活动断裂” 的判断条件, 即在全新地质时期内距今 1 万年以来有过较强烈的地震活动或近期正在活 动,在将来(100 年)可能继续活动的断层,故判断 F8 断裂与 F15 断裂均不属于全新活 动断裂。因此初步判断可暂不考虑 F8 断裂与 F15 断裂对工程建设的影响。按照《建筑 抗震设计规范》 (GB50011-2010)4.1.7 条,抗震设防烈度小于 8 度,可忽略发震断裂错 动对地面建筑的影响。拟建工业场地抗震设防烈度为 7 度,因此初步判断也可暂不考虑 F8 断裂与 F15 断裂对工程建设的影响,工业场地可以放在此处。 不过由于勘探报告对于断层的描述过于简单,对个别断层的控制还需进一步工作进

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行控制,所以设计建议业主单位尽快委托有资质的单位对本井田进行三维地震勘探,查 清井田内构造情况,并对本可研报告中所选工业场地进行稳定性评价,判定断层的活动 性及其对工业场地的影响程度, 提出经正式评审的工业场地稳定性评价报告以作为下一 步设计、建设施工的依据。

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图 4-1-4

井田开拓方案三平面图
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表 4-1-1
项 场 井 目 地 筒 方案一(斜井开拓方案,推荐) 场地一、五 合计 3543m 8302m 3543m 8302m 8858 万元 13283 万元 22141 万元 0 8 38(含试运转) 46 1.斜井可做为采区上山使用,南翼可实现片盘开拓,减少一套 上山系统; 优 点 2.主斜井可实现连续运输,减少主运生产环节; 3.安全出口多,人员撤离方便,抗灾能力强; 4.井巷工程量小; 5.建井工期短,矿井初期投资小; 6.方案于 2011 年通过了政府审查,有利于项目审批。 优缺点 1.场地一坐落在断层 F8 与 F15 的交汇处,工程地质条件较复 杂,存在场地不稳定的可能性; 2.井筒工程量大,尤其是表土段长度较长; 缺 点 3.矿井后期水平延伸辅助运输环节多、设备多,运输路线长、 缺 时间长、运量也受限制。 点 优 点

开拓方案技术经济比较表
方案二(主斜副立方案) 场地一、三、五 合计 2573m 10642 2573m 10642m 6905 万元 17027 万元 23932 万元 +1791 万元 8 42(含试运转) 50 8 44(含试运转) 52 2022m 11812m 方案三(立井开拓方案) 场地三、五 合计 2022m 11812m 5655 万元 18899 万元 24554 万元 +2413 万元

主斜井 954m, 副斜井 883m, 南翼回风斜井 883m, 北翼回风斜井 823m, 主斜井 954m, 副立井 403m, 南翼回风立井 393m, 北翼回风斜井 823m, 主立井 403m,副立井 403m,南翼回风立井 393m,北翼回风斜井 823m,

开拓巷道(移交) 井筒 主要巷道 可比投资 (万元) (移交) 合计 比较(+、-) 施工准备期 工期(月) 建井工期 总工期

1.井下煤炭可实现连续运输,主运输环节少,运量大; 2.副立井可更好地满足多水平延伸及提升需要,提升时间短, 优 速度快,对下部水平延深的辅助运输较为有利; 3.井筒工程量较方案一小。 点

1.立井开拓适应性强, 对深井多水平开拓较为有利, 可利用一 套提升设备实现多水平提升; 2.井筒工程量小,尤其穿过表土段深度小; 3.提升时间短,速度快。

1.场地一坐落在断层 F8 与 F15 的交汇处,工程地质条件较复 杂,存在场地不稳定的可能性; 2.副立井多绳落地绞车在高寒地带的防滑问题较难解决; 3.巷道工程量较方案一大,井底车场工程量大,石门距离长; 缺 4.建井工期较长,矿井投资较大; 5.相对于方案一在井田南翼多一套上山系统,运输环节较多。 6.相对于方案一场地数量较多,沟通管理不便。 点

1.场地三位于两条断层之间, 工程地质条件较复杂, 存在场地 不稳定的可能性; 2.井底车场工程量大,石门距离长; 3.立井井筒施工难度大,施工技术要求较高; 4.相对于方案一多一套上山系统,运输环节较多; 5.抗灾能力不如方案一和方案二; 6.巷道工程量大; 7.建井工期较长,矿井初期投资较大。

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三、水平划分及标高
本井田为一急倾斜不对称向斜构造,北翼倾角 60°~80°,南翼倾角 40°~65°, 接近向斜轴附近倾角一般为 10°~40°。 根据煤层赋存条件和井田构造情况, 矿井最低 标高约为+3100m,各煤层标高不尽相同,煤层垂高 250~800m,煤层露头标高在+3850~ +3917m 之间,根据矿井煤层赋存条件需合理确定矿井开采上限。 在高原高寒草甸湿地永冻层这种生态环境极为特殊的地区, 加之大倾角煤层群条件 下开采时, 矿井开采上限值是控制煤炭地下开采对其上部的冻土层及其地表损害程度的 关键因素之一,也对矿井安全生产状况、资源回收率和投资效益具有重要影响。参考邻 近的江仓四号井对矿井开采上限值的确定, 本矿井浅部开采形成的的裂隙带尽可能不进 入第四系冻土层并留有 10m 以上的安全隔离煤岩柱。本矿井地表标高 +3852.20 ~ +3949.47m,第四系厚 8.80~63.53m,常年冻土(岩)层深度在 15~82m,第四系地层 基本均为常年不化的冻土层。考虑开采裂隙带和安全隔离煤岩柱后,本矿井开采上限标 高暂定为+3730m。建议业主尽快开展相关课题研究,以期通过专项的深入分析研究来确 定一个合理的矿井开采上限。 《煤炭工业设计规范》 中规定急倾斜煤层阶段最大垂高不宜突破 250m, 由于开采技 术的发展速度较快,急倾斜煤层的开采技术日趋成熟,阶段垂高有扩大的趋势。矿井划 分为三个水平开采,一水平标高为+3530m,开采上限为+3730m,垂高 200m;二水平标高 为+3330m,垂高 200m;三水平标高为+3100m,垂高 230m。各水平均采用上山开采。

四、开拓巷道布置
1. 开拓巷道布置方式 井口及地面工业场地设在 49 线煤层露头以南,地面标高+3903m,主井、副井、风 井均为斜井, 平行布置在同一工业场地内。 矿井生产初期一水平设在+3530m 水平, 主井、 副井和风井井口在 ZK-47 钻孔附近, 以 25°倾角, 151°50′11″方位角, 延伸至+3530m 水平, 在阿子河煤柱中向北翼掘+3530m 水平轨道运输石门和带式输送机石门, 为避免轨 道运输石门和带式输送机石门相互干扰,可立体上错一巷布置,并在北翼 20 煤底板岩 层中布置轨道上山和带式输送机上山, 上山倾角为 25°, 运输上山上部与北翼回风斜井

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相连。 2. 开拓巷道特征 井下主要石门断面均采用直墙半圆拱形断面。根据井下巷道设备布置、通风、运输 等要求,井下带式输送机石门净宽 3.0m,净断面积 8.0m2;轨道运输石门净宽 4.0m,净 断面积 12.3m2;回风石门净宽 3.0m,净断面积 8.0m2。井下石门巷道支护方式均为锚网 喷,若遇到围岩破碎,可增加锚索或者采用钢支架复合支护等方式。

五、井筒
本矿井移交生产时,共布置四条井筒,在主井工业场地内布置主斜井、副斜井和南 翼回风斜井,在北翼风井场地布置北翼回风斜井。各井筒特征表详见表 4-1-2。 (一) 主斜井 井口位于主井工业场地内,井口中心坐标:X=4215079.329 m,Y=33536528.036 m, 井口标高+3903m,井筒倾角 25°,斜长+954m,井筒净宽 4600mm,提升方位角 151° 50’11”。主斜井表土段采用封闭型马蹄形断面,锚喷加钢筋混凝土支护方式,中间加 隔热缓冲垫层,净断面积 11.2m2;基岩段采用半圆拱形断面,锚网喷支护,喷厚 100mm, 底板采用 150mm 厚的混凝土铺底,净断面积 15.6m2。井筒内装备 U 型大倾角 DX 型强力 带式输送机,B=1000mm。井筒内敷设电缆、消防洒水管路、加空乘人器、台阶、扶手、 水沟等,承担井下煤炭提升任务,兼作进风井和安全出口。井筒采用普通法施工。 主斜井井筒断面见图 4-1-5、4-1-6。 (二) 副斜井 井口位于主井工业场地内,井口中心坐标:X= 4215065.169m,Y= 33536501.588m, 井口标高+3903m,井筒倾角 25°,斜长 883m。井筒净宽 4000mm,提升方位角 151° 50’11”。副斜井表土段采用封闭型马蹄形断面,锚喷加钢筋混凝土支护方式,中间加 隔热缓冲垫层,净断面积 12.2m2;基岩段采用半圆拱形断面,锚网喷支护,喷厚 100mm, 底板采用 200mm 厚的混凝土铺底,净断面积 12.7m2。副斜井选用 2JK-3.0×1.8 型矿井 双卷筒提升机一台,井筒内铺设 600mm 轨距窄轨线路,串车提升,承担井下辅助运输任

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第四章 井田开拓与开采

务,兼作进风井和安全出口。井筒采用普通法施工。 副斜井井筒断面见图 4-1-7、4-1-8。 (三) 南翼回风斜井 井口位于主井工业场地内,井口中心坐标: X=4215093.488m,Y=33536554.484m, 井口标高+3903m,井筒倾角 25°,斜长 883m。井筒净宽 4000mm,提升方位角 151° 50’11”。南翼回风斜井表土段采用封闭型马蹄形断面,锚喷加钢筋混凝土支护方式, 中间加隔热缓冲垫层,净断面积 10.3m ;基岩段采用半圆拱形断面,锚网喷支护,喷厚 100mm,底板采用 100mm 厚的混凝土铺底,净断面积 12.7m2。地面安装有两台 FBCDZ№ 20/110×2(B)型防爆对旋轴流式通风机,一台工作,一台备用,担负矿井南翼回风任务 并兼作安全出口。井筒采用普通法施工。 南翼回风斜井井筒断面见图 4-1-9、4-1-10。 (四) 北翼回风斜井 北翼回风斜井井口位于北翼风井工业场地内,井口中心坐标:X= 4217122.970m, Y= 33537454.300m,井口标高+3878m,井筒倾角 25°,斜长 823m。井筒净宽 4000mm, 提升方位角 46°00’00”。 北翼回风斜井表土段采用封闭型马蹄形断面, 锚喷加钢筋混 凝土支护方式,中间加隔热缓冲垫层,净断面积 10.3m2;基岩段采用半圆拱形断面,锚 网喷支护,喷厚 100mm,底板采用 100mm 厚的混凝土铺底,净断面积 12.7m2。地面安装 有两台 FBCDZ№21/132×2(B)型防爆对旋轴流式通风机,一台工作,一台备用,担负矿 井北翼回风任务并兼作安全出口。井筒采用普通法施工。 北翼回风斜井井筒断面同见图 4-1-9、4-1-10。
2

表 4-1-2 井筒特征表
序 号 井 筒 特 征 纬距(X) 1 井口 坐标 经距(Y) 井口标高(Z) 2 提升方位角 单 位 m m m ° 井 主 斜 井 4215079.329 33536528.036 +3903 151°50’11” 筒 名 副 斜 井 4215065.169 33536501.588 +3903 151°50’11” 称 南翼 回风斜井 4215093.488 33536554.484 +3903 151°50’11” 北翼 回风斜井 4217122.97 33537454.3 +3878 46°00’00”

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3 4 井筒倾角 井底标高(一水平) 井筒 长度 ° m 25 +3500 954 83 871 4.6 5.5 4.8 锚喷加钢筋混 凝土砌碹 锚网喷 mm mm 表土段 基岩段 表土段 基岩段 m m m m
2

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25 +3530 883 83 800 4.0 5.3 4.2 锚喷加钢筋混 凝土砌碹 锚网喷 50+50+300 100 12.2 12.7 16.8 14.5 普通法 井筒内铺设 600mm 轨距窄 轨线路 25 +3530 883 83 800 4.0 5.0 4.2 锚喷加钢筋混 凝土砌碹 锚网喷 50+50+300 100 10.3 12.7 14.2 14.1 普通法 人行台阶、 扶手 25 +3530 823 83 740 4.0 5.0 4.2 锚喷加钢筋 混凝土砌碹 锚网喷 50+50+300 100 10.3 12.7 14.2 14.1 普通法 人行台阶、 扶手

全长(一水平) m 5 其 中 表土段 基岩段 净宽度 6 井筒 宽度 掘 进 宽 度 表土段 基岩段 表土段 基岩段 净 断 面 掘 进 断 面 表土段 基岩段 m m m m m

7

支护 方式 支护 厚度

50+50+300 100 11.2 15.6 17.3 17.4 普通法 B=1000mm 强力 带式输送机、 架空乘人器

8

9

断 面 积

2

2

2

10 11

施工方法 井筒装备

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图 4-1-5

主斜井表土段断面图

图 4-1-6 主斜井基岩段断面图

图 4-1-7

副斜井表土段断面图

图 4-1-8

副斜井基岩段断面图

图 4-1-9

南翼/北翼回风斜井表土段断面图

图 4-1-10 南翼/北翼回风斜井基岩段断面图

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六、井底车场及硐室
1. 井底车场 根据矿井确定的开拓方式和水平划分, 一水平在+3530m 设置副井井底车场。 井底车 场与+3530m 轨道石门连接,通过联络巷与主井井底相连。 2. 硐室 井下主要硐室有井下中央变电所、中央水仓及水泵房、消防材料库、爆炸材料库和 蓄电池机车检修充电硐室等。 (1) 中央变电所与水泵房联建并用防火栅栏两用隔开, 与井底车场连接的通道中设 置既能防水又能防火的密闭门。泵房和水仓的连接通道设置可靠的控制闸门。管子道高 出泵房地面 7.0m 与副井井筒相连,连接处设置操作平台。 (2) 井底水仓由两条互不渗漏的巷道组成,以便清理。水仓有效容量按 8h 矿井正 常涌水量计算,水仓设计容量为 400m3。水仓清理为人工清理,调度绞车提升 1t 矿车。 (3) 消防材料库库内配备有砂子、粘土、水泥、砖、原木、干粉灭火器、钢丝绳等 材料。 (4) 爆炸材料库 井下爆炸材料库采用壁槽式,炸药贮存量按 3d 考虑,雷管贮存量按 5d 考虑,爆炸 材料库采用独立通风,风流直接引入南翼回风斜井。爆炸材料库管理应严格遵守《煤矿 安全规程》及相关规定。 (5) 其它硐室 包括调度室、急救站、等候室、蓄电池机车检修充电硐室和永久避难硐室等。

七、采区划分及开采顺序
1. 采区划分 根据井田开拓方式、煤层赋存条件、地质构造及水平划分,本着简化工艺、合理开 采,有利接续的原则,设计充分考虑本矿井开采技术条件,自然切块、合理划分采区。 将全矿井划分为 9 个采区。其中一水平设置 3 个采区,向斜南翼为一采区,向斜北翼为 二采区,井田东南部为三采区;二水平同样设置 3 个采区,向斜南翼为四采区,向斜北

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第四章 井田开拓与开采

翼为五采区,井田东南部为六采区;三水平设置 3 个采区,向斜南翼为七采区,向斜北 翼为八采区,井田东南部为九采区。 2. 采区开采顺序 采区开采顺序遵循先近后远, 逐步向井田边界扩展的原则和按自上而下顺序依次开 采为原则。

第二节
一、首采区位置及地质特征
(一)首采区数目和位置选择 1. 首采区数目

井下开采

本矿井设计生产能力 0.90Mt/a,移交时井下共布置两个采煤工作面。根据 2014 年 5 月 6 日国家发展改革委、国家安全监管总局、国家能源局、国家煤矿安监局联合发布 的 《关于加强煤矿井下生产布局管理 控制超强度生产的意见》 (发改运行[2014]893 号) 规定“推广“一井一面” 、 “一井两面”生产模式。原则上一个采(盘)区只布置一个采 煤工作面生产。中小型矿井同时生产的采煤工作面不得超过 2 个” ,确定本矿井移交生 产时,井下共布置两个采区,每个采区内布置一个采煤工作面。 2. 首采区位置选择原则 (1)根据井田开拓部署,首采区应选择在一水平; (2)储量可靠,构造相对简单,有利于矿井早达产; (3)井巷工程量少,投资少,建设工期短,容易实现合理集中生产; (4)有利于合理安排开采顺序,解决煤层间压茬关系,厚薄兼顾,合理配采,提 高资源回收率; (5)同采工作面数量应有利于矿井和采区的生产管理。 3. 首采区位置确定 结合矿井的开拓部署,一水平共划分为三个采区,分别为一、二、三采区,矿井移 交时井下共布置两个生产采区。根据以上首采区位置选择原则,设计从资源合理利用、

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第四章 井田开拓与开采

初期工程量省、设备投资少、煤层薄厚兼顾、利于工作面稳定生产等方面考虑,设计确 定矿井首采区为一采区和二采区。矿井移交时,分别在一采区和二采区布置一个采煤工 作面。 首采区一、二采区位置见图 4-2-1。

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图 4-2-1

首采区位置示意图

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(二)首采区特征 1. 一采区特征 一采区位于井田向斜轴南部,阶段标高+3530m~+3730m,双翼布置。一采区走向长 约 700m~1400m,倾向宽约 0m~350m,面积约 1.79km2。 一采区主要可采煤层为 10、12、15、16、20 号煤层,煤层倾角 46°—68°。10 号 煤平均可采厚度 1.22m(0.63~2.47m) ,顶板以细砂岩为主,底板以细砂岩、粉砂岩为 主;12 号煤平均可采厚度 2.45m(0.56~5.03m) ,顶板以粉砂岩、泥岩为主,底板以粉 砂岩、细砂岩为主;15 号煤平均可采厚度 2.10m(0.50~5.12m) ,顶板以炭质泥岩、泥 岩、粉砂岩为主,底板以炭质泥岩、炭质粉砂岩、细砂岩为主;16 号煤平均可采厚度 1.48m(0.63~2.42m) ,顶板以粉砂岩和细砂岩为主,底板以细砂岩为主;20 号煤平均 可采厚度 5.54m(0.98~28.71m) ,顶板以细砂岩、粉砂岩为主,底板以泥岩和粉砂岩为 主。 由于没有进行专门针对一采区进行的水文地质以及其他开采技术条件的勘探工作, 本次设计一采区开采技术条件参照全井田。 本井田补充勘探报告采用“大井法”和“比拟法”进行了矿井涌水量预测,矿井涌 水量为 920m3/d,即 38.3m3/h。设计取补充勘探报告中的数据 38.3m3/h 作为矿井的正常 涌水量,由于勘探报告中未预测矿井最大涌水量数据,设计暂取正常涌水量的 1.5 倍, 即 58m3/h 做为矿井最大涌水量。 建议业主尽快委托有资质的单位对矿井水文地质进行补 充勘探,提出比较确切的矿井涌水量以做为后续设计、施工的依据。本井田水文地质勘 查类型属二类二型,即水文地质条件中等矿床。 参照全井田其他开采技术条件, 一采区各煤层瓦斯含量很低; 煤尘具有爆炸危险性; 煤层属自燃—易自燃煤层;地温无异常。 2. 二采区特征 二采区位于井田向斜轴北部,阶段标高+3530m~+3730m,双翼布置。二采区走向长 约 1500m,倾向宽约 0m~220m,面积约 1.36km2。 二采区主要可采煤层为 10、12、15、16、20 号煤层,煤层倾角 44°—71°。10 号

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煤平均可采厚度 1.69m(0.56~2.65m) ,顶板以细砂岩为主,底板以细砂岩、粉砂岩为 主;12 号煤平均可采厚度 1.67m(0.50~2.75m) ,顶板以粉砂岩、泥岩为主,底板以粉 砂岩、细砂岩为主;15 号煤平均可采厚度 2.24m(0.53~6.65m) ,顶板以炭质泥岩、泥 岩、粉砂岩为主,底板以炭质泥岩、炭质粉砂岩、细砂岩为主;16 号煤平均可采厚度 4.27m(1.77~10.14m) ,顶板以粉砂岩和细砂岩为主,底板以细砂岩为主;20 号煤平均 可采厚度 4.35m(1.03~7.33m) ,顶板以细砂岩、粉砂岩为主,底板以泥岩和粉砂岩为 主。 由于没有进行专门针对二采区进行的水文地质以及其他开采技术条件的勘探工作, 本次设计二采区开采技术条件参照全井田,二采区同一采区一致,此处不再赘述。

二、采区巷道布置与首采工作面选择
(一)采区巷道布置 根据本井田开拓部署以及上述首采区选择,矿井移交时,井下在一水平一、二采区 分别布置一个采煤工作面,依据本章第一节关于开采上限的确定结果,矿井开采上限标 高为+3730m,首采区工作面区段标高+3630m—+3730m。 1. 一采区巷道布置 矿井移交时, 一采区首采区段共布置四条区段石门, 分别为一采区+3735m 回风石门、 一采区+3730m 轨道石门、一采区+3635m 带式输送机石门和一采区+3630m 轨道石门,其 中在南翼回风斜井+3735m 标高和副斜井+3730m 标高处分别布置一采区+3735m 回风石门 和一采区+3730m 轨道石门,两条石门分别布置在+3735m 和+3730m 标高岩石巷道中并穿 透首采区段各煤层, 在掘进至首采区段 10 号煤层处停止并同首采区段 10 号煤采煤工作 面回风巷相连接,首采工作面 11101 工作面回风巷沿 10 号煤层+3730m 标高向西掘进至 靠近采区边界;在主斜井+3635m 标高和副斜井+3630m 标高分别布置一采区+3635m 带式 输送机石门和一采区+3630m 轨道石门,两条石门分别布置在+3635m 和+3630m 标高岩石 巷道中并穿透首采区段各煤层, 在掘进至首采区段 10 号煤层处停止并同首采区段 10 号 煤采煤工作面带式输送机巷相连接,首采工作面 11101 工作面带式输送机巷沿 10 号煤 层向西掘进至靠近采区边界。

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采煤工作面切眼贯通后, 通过工作面回风巷和工作面带式输送机巷同区段石门相连 接,再通过区段石门同主斜井、副斜井和南翼回风斜井相沟通,形成首采区段主运输、 辅助运输、回风等系统。 2. 二采区巷道布置 二采区位于矿井向斜轴部北侧,矿井移交时在北部布置一条北翼回风斜井、一条北 翼带式输送机上山、一条北翼轨道上山。二采区同一采区一致,矿井移交时,二采区首 采区段共布置四条区段石门,分别为二采区+3735m 回风石门、二采区+3730m 轨道石门、 二采区+3635m 带式输送机石门和二采区+3630m 轨道石门,其中在北翼回风斜井+3735m 标高和北翼轨道上山+3730m 标高处分别布置二采区+3735m 回风石门和二采区+3730m 轨 道石门, 两条石门分别布置在+3735m 和+3730m 标高岩石巷道中并穿透首采区段各煤层, 在掘进至首采区段 10 号煤层处停止并同首采区段 10 号煤采煤工作面回风巷相连接, 首 采工作面 12101 工作面回风巷沿 10 号煤层+3730m 标高向西掘进至靠近采区边界;在北 翼带式输送机上山+3635m 标高和北翼轨道上山+3630m 标高分别布置二采区+3635m 带式 输送机石门和二采区+3630m 轨道石门,两条石门分别布置在+3635m 和+3630m 标高岩石 巷道中并穿透首采区段各煤层, 在掘进至首采区段 10 号煤层处停止并同首采区段 10 号 煤采煤工作面带式输送机巷相连接,首采工作面 12101 工作面带式输送机巷沿 10 号煤 层向西掘进至靠近采区边界。 采煤工作面切眼贯通后, 通过工作面回风巷和工作面带式输送机巷同区段石门相连 接,再通过区段石门同北翼带式输送机上山、北翼轨道上山和北翼回风斜井相沟通,形 成首采区段主运输、辅助运输、回风等系统。 一采区四条区段石门和二采区四条区段石门均为岩石平巷,综合考虑设备运输、通 风、掘进及巷道服务年限等因素,设计确定井下石门均采用半圆拱形断面,采用锚网喷 支护方式。北翼带式输送机上山和北翼轨道上山均为岩石斜巷,倾角 25°,采用半圆拱 形断面,分别装备下运带式输送机和轨道。 采区巷道布置平、剖面见图 4-2-2、4-2-3。

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图 4-2-2

采区巷道布置平面图

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图 4-2-3

采区巷道布置剖面图

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(二)首采工作面选择 根据矿井开拓部署以及首采区选择,矿井首采一采区和二采区,在一、二采区分别 布置一个采煤工作面来满足矿井 0.90Mt/a 的生产能力。两个工作面分别命名为 11101 工作面和 12101 工作面。 根据本章上述开采上限及煤层开采顺序的说明,本矿井首采区段标高为+3630m— +3730m,首采煤层为 10 号煤层,故矿井首采工作面位置应为首采区段 10 号煤+3630m— +3730m 范围的煤层。 首采工作面位置见上图 4-2-2、4-2-3。

三、采煤方法、工作面参数与主要设备选择
(一)采煤方法与采煤工艺 1.采煤方法 采煤方法选择的合理与否是建设高产高效矿井的关键。影响采煤方法的因素很多, 主要有地质构造、煤层埋深、煤层赋存状况、煤层厚度及硬度、煤层结构、顶底板条件、 煤质条件及装备水平等。 (1)煤层特征及开采条件 ① 煤层特征 根据青海省第四地质矿产勘查院 2011 年 4 月编制完成的《青海省木里煤田江仓矿 区六井田补充勘探报告》 , 本井田共揭露煤层 19 层, 主要可采煤层 5 层, 分别为 10、 12、 15、16、20 号煤层,各煤层可采厚度不一,厚度变化较大,结构较为复杂。下面将主要 可采的 5 层煤主要煤层特征介绍如下,详细特征见第一章。 10 号煤可采厚度 0.54~2.71m,平均 1.36m,含夹矸 0—6 层,与上部 9 号煤层间距 平均 48.92m;12 号煤可采厚度 0.56~7.16m,平均 2.33m,含夹矸 0—6 层,与上部 10 号煤层间距平均 40.61m;15 号煤可采厚度 0.50~6.65m,平均 1.84m,含夹矸 0—6 层, 与上部 14 号煤层间距平均 34.95m;16 号煤可采厚度 0.61~10.26m,平均 2.65m,含夹 矸 0—4 层,与上部 15 号煤层间距平均 42.64m;20 号煤可采厚度 0.77~28.34m,平均 4.68m,含夹矸 0—6 层,与上部 16 号煤层间距平均 44.32m。从上述各主要可采煤层可

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第四章 井田开拓与开采

采厚度可以看出,主要可采煤层厚度变化较大,从薄煤层至特厚煤层均有分布,煤层可 采厚度变化较大将对采煤方法的选择产生较大影响。 六号井位于江仓向斜的西端, 为江仓向斜的一部分, 整体上呈向斜构造, 北翼较陡、 南翼稍缓,向斜轴向北东倾斜,西端仰起封闭。 井田内各煤层倾角变化较大, 总的趋势是北陡南缓、 浅陡深缓, 南翼自东向西变陡、 北翼自东向西变缓。井田北翼各煤层相对较陡且倾角稳定,浅部各煤层倾角 40—80°, 向斜轴深部变为 30—40°,总的趋势是由东向西逐渐变缓,地层结构较为简单;井田南 翼各煤层受 F15 断层影响,煤层倾向和倾角变化较大,49 勘探线以西浅部各煤层倾角 50—70°之间,49 勘探线以东浅部各煤层 40—60°,向斜轴深部变为 30—40°,总的 趋势是由东向西变陡,地层结构较为复杂。 根据《煤矿安全规程》对倾斜、急倾斜煤层的名词解释“倾斜煤层指地下开采时倾 角 25°—45°的煤层;急倾斜煤层指地下或露天开采时倾角在 45°以上的煤层” ,本井 田各煤层除向斜轴深部部分属倾斜煤层外,其余大部分属急倾斜煤层。急倾斜煤层在我 国国内分布较广,赋存条件均比较复杂,开采难度大,开采技术较为落后,国家对急倾 斜煤层开采安全准入也要求较高,目前国内急倾斜煤层生产矿井较少,采用的采煤方法 主要有炮采和综采。 ② 开采技术条件 本井田内各煤层瓦斯含量低,矿井属瓦斯矿井;各煤层顶、底板岩性主要以泥岩、 炭质泥岩、泥质粉砂岩为主,直接顶底板以砂岩为主;煤尘具有爆炸危险性;煤层属自 燃—易自燃煤层;地温无异常。 (2)采煤方法分析选择 ① 急倾斜煤层开采的特点 a.急倾斜煤层由于煤层倾角大, 顶板垂直层面的重力被分解为沿顶板倾斜方向的下 滑力,顶板法线方向的分力。煤层倾角越大,沿倾斜方向的下滑力越大,而垂直层面方 向的作用力越小。因此,作用在工作面支架上的压力变小,支架的稳定性降低,容易倾 倒。由于倾角大,垂直层面的作用力变小,在顶板岩性相同时,急倾斜煤层的顶板比缓

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第四章 井田开拓与开采

倾斜煤层顶板难于冒落,冒落步距会增大。由于沿倾斜方向的作用力增大,底板岩层的 稳定性降低。为此在开采急倾斜煤层时,不仅顶板会发生移动和冒落,而且底板也可能 发生移动滑底。 b.急倾斜煤层工作面采下的煤块和垮落的矸石会沿底板自动下滑, 简化了工作面的 装运工作。但下滑的煤块和矸石容易冲倒支架,砸伤人员,给安全生产带来不利因素。 c.采空区垮落的矸石自动向下滑滚把采空区下部空间充填起来, 对顶板起着自然支 撑作用,在短期内,离工作面较近的采空区老顶不会折断。所以急倾斜工作面在正常开 采期间一般不出现明显的周期来压现象。 d.急倾斜煤层的落煤和支护机械化要比缓倾斜煤层困难的多, 要考虑到机械化采煤 支架稳定性和防倒防滑问题,增加了机械化采煤的难度。 ② 采煤方法的选择 根据井田内各煤层赋存条件,井田内薄、中厚、厚煤层可采用机采或者炮采。煤层 较薄的块段或者走向短的块段可采用炮采采煤方法;走向长,煤层稳定的块段可采用综 合机械化采煤法;厚、特厚煤层的块段条件合适可采用综采放顶煤或者分层开采采煤方 法。 根据查阅的相关资料,目前国内炮采工作面生产能力相对较低,年产量基本维持在 0.15~0.30Mt,本矿井设计生产能力为 0.90Mt/a,若采用炮采,井下需布置四个炮采工 作面同时生产,违反了《关于加强煤矿井下生产布局管理 控制超强度生产的意见》 (发 改运行[2014]893 号)的相关规定,所以在井下应尽可能采用综采采煤方法。随着我国 煤炭科学技术的迅速发展,尤其是高新技术在煤炭工业中的大量普及和应用,新工艺、 新设备、新产品、新材料不断涌现,倾斜-急倾斜煤层综采技术日趋成熟。在本井田采 用综合机械化采煤不但可以降低生产成本,利于管理,也可以大大减轻工人的劳动强度 (这一点对于六号井高原缺氧地区很重要) ,减少安全隐患。 经过调研及查阅相关资料,目前国内部分矿井急倾斜煤层采用综合机械化采煤法, 如四川绿水洞、甘肃窑街、华亭等,经过了解,对于煤层倾角 60°以下的中厚煤层采用 综合机械化采煤方法技术已较为成熟,配套设备也已成型。根据本井田煤层赋存特点,

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第四章 井田开拓与开采

对于中厚煤层(1.3~3.5m)可参考已生产的相似矿井采用一次采全高综合机械化采煤 方法,对于倾角小的特厚煤层可采用分层综合机械化采煤方法,对于倾角大的特厚煤层 煤层可采用水平分层综采放顶煤法,对于薄煤层可采用炮采采煤方法。 针对本矿井的煤层条件,以上采煤方法应根据实际煤层情况进行使用,但是矿井在 生产时总结一套适合本矿井的采煤方法是最重要的。 ③ 首采工作面采煤方法 根据井田开拓部署以及首采区、 首采工作面选择, 矿井首采一采区和二采区, 在一、 二采区分别布置一个采煤工作面,两个采煤工作面均位于 10 号煤中,分别为 11101 工 作面和 12101 工作面。 a.11101 工作面采煤方法 11101 工作面位于一采区一区段 10 号煤中,具体位置见图 4-2-2。工作面推进长度 960m,工作面斜长 127m,为保证工作面斜长一致,工作面倾角 0—50°(开切眼 0°, 停采线 50°) ,工作面 10 号煤可采厚度 0.7~1.30m,平均 0.90m,属薄煤层。采用走向 长壁炮采采煤方法。 b.12101 工作面采煤方法 12101 工作面位于二采区一区段 10 号煤中,具体位置见图 4-2-2。工作面推进长度 720m,工作面斜长 120m,为保证工作面斜长一致,工作面倾角 30—56°(开切眼 30°, 停采线 56°) ,工作面 10 号煤可采厚度 2.09~2.65m,平均 2.37m,属中厚煤层。采用 走向长壁综合机械化采煤方法。 2.采煤工艺及安全技术措施 (1)综采工作面 ① 回采工艺 综采工作面采用斜切式进刀方式,由于工作面煤层倾角较大,加上机身自重较大, 采煤机爬坡困难,故采用单向割煤方式,即采煤机下行割煤,上行清理浮煤,直至进入 下一循环进刀位置。具体的回采工艺流程为:下行割煤→装煤、运煤→上行空刀清浮煤 →装煤、运煤→移架→推移刮板输送机。

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第四章 井田开拓与开采

② 安全技术措施 a.采煤机防滑措施 1)采用无链牵引方式,利用采煤机的行走齿轮与固定在输送机槽帮的齿轨啮合使 采煤机顺直工作面移动。 2)在采煤机上安装能停止工作面输送机的闭锁装置。 3)加强机组的检修维护,保证机械结构防滑功能灵敏可靠,防止机组失控下滑。 4)当采煤机停止割煤时,要把 2 滚筒下落到工作面底板或截进煤壁。 b.液压支架防倒防滑措施 1)加强现场管理,严格按照由下到上、分段移架、段内上行、段间上行的移架顺 序及相关规定进行移架工作。 2)支架的调架装置要保持一定的行程,当支架发生轻微倒架时,及时调整支架, 使支架与煤层顶底板垂直。 3)当工作面顶板破碎、容易冒顶时需带压移架,带压强度以能够顺利移架为准。 c.刮板输送机防滑和防上窜措施 1)及时调整液压支架状态,保持工作面输送机与液压支架垂直(推移刮板输送机段 除外)。 2)加强工作面设备检查,保持调推千斤顶处于正常工作状态,及时更换损坏、失 效的千斤顶。 3)提高割煤质量,避免工作面伪仰斜角忽大忽小。 d.片帮及飞矸伤人预防措施 1)在每节工作面输送机中部槽上均安装一套架前挡煤板,防止煤壁片帮和割煤时 煤(矸)下窜伤人。架前挡煤板必须保持升起状态,只有当人员观察采煤机、刮板输送机 工作状态等情形,方可降下来。 2)工作面间隔 5 或 10 个液压支架安装一个架间挡矸门。每个架间挡矸门平时均处 于关闭状态,人员通行时方可开启。 3)处理工作面设备故障时,设专人在事故处理点上侧 20m 位置负责观察的煤矸滚

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第四章 井田开拓与开采

落情况,并在工作面事故处理点上方 5m 处用木板挡矸。 (2)炮采工作面 ① 回采工艺 回采工艺流程为:联、挂网→打眼→装药放炮→展网、伸梁护顶→出煤→收回左前 伸缩梁提起左梁前后柱前移左梁→收回右前伸缩梁提起右梁前后柱卸载前移右梁→前 移托梁→清煤推槽,完成一个循环。 a.落煤方式 采用气动手持式钻机人工打眼,使用毫秒电雷管引爆乳化炸药爆破落煤。 b.装煤方式 装煤采用爆破及人工攉煤。除爆破时自溜一部分煤外,其余全部采用人工装煤。 c.运煤方式 工作面及工作面带式输送机巷分别采用搪瓷溜槽和可伸缩带式输送机运煤。 d.支护形式 工作面采用 ZH12000/100/30YJ3 型悬移支架支护。 e.移架方式及其与落煤方式的配合 工作面采用分组间隔交错式移架方式,每组支架不少于 15 架,保证工作面具有良好 的支护。 放炮前,工作面必须联好顶网并卷起吊挂在顶板上,所有支架初撑力均须达到规 定的初撑力以上。 ② 安全技术措施 a.支架稳定性控制技术措施 1)支架顶稳定性控制 顶板来压期间,应增大支架的初撑力和工作阻力,确保支护到位,支架基本垂直顶 底板支设,迎山角不超过 3°~5°,不得有退山现象,要确保与顶板接触严密,不允许 空顶,移架必须一次到位,避免反复支撑顶板。 2)支架本身稳定性控制 支架自身固有的结构及参数对整个支护系统的稳定性有显著影响, 主要有支架的初

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撑力、工作阻力及支架底座宽度、支撑高度和支架重量等。为了控制支架下滑,从提高 支架整体稳定性角度出发, 支架必须保证一定的初撑力, 并在工作时充分利用工作阻力。 为提高支架的初撑力,应保持支架处于完好状态,不漏液、串液、不自动卸载,并及时 检查供液管路,减少泵站压力损失。 3)支架底部稳定性控制 大倾角煤层开采后不仅引起工作面顶板岩层的移动和破坏, 也将导致底板岩层沿工 作面倾斜方向向下滑移。底板的这种滑移、破坏使大部分支架失去了理想的支撑基础, 降低了支护体系刚度,增强了支架失稳破坏的趋势。影响底板破坏的因素主要有煤层倾 角、支架与底板岩层间的摩擦等。为提高底板摩擦力,可采取以下措施:及时清理工作 面浮煤,避免因浮煤引起底板与支架底座之间摩擦力的减小,及时处理顶板淋水,并定 期检查支架乳化液管路及各部位密封情况,以防因水的原因而降低了底板摩擦系数。 b.防止煤墙片帮措施 为避免煤墙片帮问题的出现,在回采过程中采用旧皮带进行煤墙闭帮,控制每次放 炮的个数和装药量,并且在炮后及时伸出前伸梁进行护顶,有效的控制的煤墙片帮的发 生。 c.防止舍帮窜碴措施 移架时一般采用“带压移架”,即同时打开降柱及移架手把,及时调整降柱手把, 使破碎矸石滑向采空区,移架到规定步距后立即升柱。生产过程中要求用皮带挡在溜子 上,每 10m 设置一组,并在工作面老塘侧设置挡矸闸栏,发现滚矸现象或不安全隐患要 及时发出信号进行躲避,以防碴块滚落伤人。 d.行人上下防滑措施 由于工作面在回采过程中全部沿底回采,坡度较大且底板较为光滑,人员在上下和 操作过程中容易滑倒造成人身事故,在工作面采用长 1.5m 的防滑梯固定在底板上,并 根据需要连接成多组,并在每架上安装行人抓手(直径 20mm 的棕绳)方便人员上下。

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(二)移交工作面参数 矿井移交时首采区为一采区和二采区, 首采工作面为 11101 炮采工作面和 12101 综 采工作面,两个工作面的参数如下: 1. 长度 11101 炮采工作面长度:11101 炮采工作面回采区段标高为+3630m—+3730m,根据 平面尺寸及高差,推算出工作面长度为 127m,工作面倾角 0—50°(开切眼 0°,停采 线 50°) 。 12101 综采工作面长度:12101 综采工作面回采区段标高为+3630m—+3730m,根据 平面尺寸及高差,推算出工作面长度为 120m,工作面倾角 30—56°(开切眼 30°,停 采线 56°) 。 2. 采高 11101 炮采工作面:根据六号井补充勘探报告,11101 工作面可采煤层厚度 0.7~ 1.30m,平均 0.90m,属薄煤层,工作面采高按 0.9m 考虑。 12101 综采工作面:根据六号井补充勘探报告,12101 工作面可采煤层厚度 2.09~ 2.65m,平均 2.37m,属中厚煤层,工作面采高按 2.37m 考虑。 3. 推进度 根据本井田采区划分的范围并结合目前急倾斜煤层开采技术条件, 工作面推进长度 不宜太长,维持在 1000m 左右为佳。11101 炮采工作面推进长度为 960m,12101 综采工 作面推进长度为 720m。 4. 循环尺寸 11101 炮采工作面每循环推进 1.0m。 12101 综采工作面采煤机截深 0.63m,每循环尺寸为 0.63m。 (三) 主要采煤设备选型 1. 11101 炮采工作面设备选型 (1) 打眼采用 ZQS-20/0.8 型气动手持式钻机。 (2) 可伸缩带式输送机

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根据 11101 炮采工作面工作面推进方向长度,设计选用 DSP-1015/650 可伸缩带式 输送机,带宽 650mm,其主要技术参数:功率 40kw,电压 660,输送能力 200t/h。 (3) 乳化液泵: BEW125/31.5, 功率 75kW, 一泵两箱, 流量 125L/min, 压力 31.5MPa。 (4) 转载机: 选用桥式转载机, SZB630/30, 功率 30kW, 电压 660, 输送能力 200t/h。 (5)工作面顶板支护设备 炮采工作面顶板支护方式一般有单体液压支柱配金属顶梁支护、悬移支架支护两 种。其中悬移支架是介于单体液压支柱与综采支架之间,既具有整体性好、安全可靠、 可自移的特点,又具有体积小、重量轻、运输方便、造价低等优点。特别是适宜没有条 件使用综采设备的中小型煤矿使用。该支架对工作面支护性能强,在顶板破碎、易片帮 煤层、三软煤层、较大倾角的倾斜、急倾斜煤层、顶板来压快和因压力过大而需要缩短 控顶距的煤层,在增添相应的配套设备后均可正常使用。是目前青海省煤炭系统推广的 一种支护方式。 设计炮采工作面选用 ZH12000/100/30YJ3 型悬移支架,全部垮落法管理顶板。 悬移支架主要技术参数见表 4-2-1。 表 4-2-1
型号 技术特征 支撑高度(m) 支架行程(m) 初撑力(kN) 支护强度(MPa) 支架长度(mm) 支架宽度(mm) 支架中心距(mm) 最大控顶距(mm) 工作阻力(kN) 泵站压力 (MPa) 重量(t)

悬移支架主要技术参数
ZH12000/100/30YJ3 1.0~3.0 1.0 600 0.35~0.6 1930~2930 755 1000~1200 2730~4130 1200 19.6 0.7~1.5

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第四章 井田开拓与开采

(6)其他设备 11101 炮采工作面除上述主要设备外,工作面还配备了破碎机、阻化剂喷射泵、煤 层注水泵、小水泵、调度绞车等设备。炮采工作面主要设备见下表 4-2-2。 表 4-2-2
顺 序

炮采工作面主要设备表

设备材料名称

产品目录中的型号及规格

单位

数量





1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14

悬移支架 π 型顶梁 单体液压支柱 转载机 破碎机 可伸缩带式输送机 乳化液泵站 风动钻机 发爆器 阻化剂喷射泵 煤层注水泵 注液枪 小水泵 调度绞车

ZH12000/100/30YJ3

架 架

130 120 180 1 1 2 1 1 1 1 1 2 1 1

备用 20 架,共 150 架 备用 30 架,共 150 架 备用 20 根,共 200 根

DZ16-25/80 SZB630/30,30kW PLM500,75kW DSP-1015/650 型,40kW BEW125/31.5 ZQS-20/0.8 型气动手持式 MFB-100 BPZ75/12,15kW BZW40/20,15kW DZ-Q1 BQW-20-24-3/N,3.0kW JD-1,11.4kW

根 台 台 台 组 台 台 台 台 台 台 台

备用 1 台,共 2 台 备用 1 台,共 2 台 备用 1 台,共 2 台 备用 1 台,共 2 台 备用 1 台,共 3 台 备用 1 台,共 2 台 备用 1 台,共 2 台

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第四章 井田开拓与开采

2. 12101 综采工作面设备选型 (1) 综采工作面设备选型原则 ① 装备升级、安全高效的原则。对工作面进行设备选型时,按一次采全高,设计 生产能力 65 万 t/a, 以及急倾斜煤层回采与支护特点选择相应的配套设备。 着力提高工 作面设备的配套能力和安全生产能力,建立安全高效的生产模式。 ② 设备先进性、装备重型化的原则。按照设备的技术先进性与开采技术条件相适 应的原则,提高设备适应高原地区急倾斜煤层开采条件的能力,满足较大功率、高强度 连续开采对设备重型化的需求,优先选用国内一流设备。 ③ 设备选型系列化原则。为便于使用、维护及管理,满足设备、备件互换性的要 求,设备型号尽可能统一,以提高设备保障能力,取得最大经济效益。 (2) 综采工作面采煤机选型 由于综采工作面倾角较大,采煤机采用单向割煤方式,即下行割煤,上行空载清理 浮煤。 12101 工作面煤层可采厚度 2.09~2.65m, 平均 2.37m, 工作面生产能力按 0.65Mt/a 考虑。 ① 采煤机割煤速度 工作面循环产量: Q1=B×H×L×γ ×C×K 式中: B——采煤机截深,本矿井取 0.63m; H——工作面煤层平均厚度,取 2.37m; L——工作面长度,取 120m; γ ——煤层容重,10 号煤容重 1.31t/m3; C——煤的回收率,取 95%; K——正规循环率,取 0.8。 Q1=B×H×L×γ ×C=0.63×2.37×120×1.31×0.95×0.8=178t 日循环个数:

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为满足工作面日生产能力的要求,工作面日循环个数: n≥

Q Q1

式中: n——日循环个数。 按照日产 1970t 计算 n=11.1,设计日循环数取 12 刀。工作面三班生产,一班检修, 则生产班每班下行割煤 4 刀,上行空返 4 趟。 由于采煤机为单向割煤,下行割煤速度与上行空返速度不同,根据查阅相关资料以 及同采煤机相关生产厂家交流,采煤机下行割煤速度大约在 3m/min 左右,上行空返速 度大约在 5m/min 左右。工作面采用“四六”制,三班生产,一班检修,每班生产时间 6 小时,每个循环(下行割煤一刀,上行空载返回)1.5h,即 90min。12101 综采工作面 面长 120m,斜切进刀长度按 30m 考虑,进刀时间按 30min 考虑;下行割煤长度 90m,割 煤时间按 30min 考虑,割煤速度 3.0m/min;上行空返长度 120m,空返时间按 30min 考 虑,上行空返速度 4.0m/min。 则采煤机最大割煤速度: Vmax =Kc·Vc =1.3×3.0=3.9m/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; ② 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。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·V max ·r·Hw=60×0.63×2.37×3.9×1.31×0.85=389kW 式中: N—采煤机装机功率,kW; Hg—采煤机割煤高度 m,取 2.37m;

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B—采煤机截深 m,取 0.63m; r—煤层容重 t/m3,1.31t/m3; Hw—比能耗值,取 0.85kW·h/t。 考虑到本井田位于高原高寒地区,氧气稀薄,机械设备存在高原降效问题,而且可 采煤层夹矸较多,采煤机还要切割夹矸,因此采煤机实际所需功率应更大些。设计选用 MG250/600-QWD 型电牵引采煤机,其主要技术参数如下: 总装机功率:598.5kW 采高:1.8-3.8m 滚筒直径:2.0m 截深:630mm 适应倾角:≤60° 牵引方式:电牵引 牵引速度:0~7.35m/min 电压等级:1140V (3) 综采工作面刮板输送机选型 采煤机落煤能力: Qm =60×B·Hg·Vc·r=60×0.63×2.37×3.0×1.31=352t/h 式中: Qm——采煤机落煤能力,t/h; B——采煤机截深,0.8m; Hg——割煤高度,m; Vc——采煤机平均割煤速度,m/s; r——煤的容重,t/m3。 刮板输送机运输能力: Qq≥K·Qm=1.3×352=458t/h K——不均匀系数,1.3。

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由上可知,工作面刮板输送机能力应不小于 458t/h,设计选用国产 SGZ730/320 型 可弯曲刮板输送机,其技术特征如下: 额定运输能力:700t/h 刮板输送机铺设长度:120m 槽宽(内槽) :680mm 装机功率为:2×160kW 链速:1.1m/s (4) 综采工作面转载机选型 与工作面刮板输送机相配套,转载机选用 SZZ730/320 型,其主要参数为: 功 率:320kW, 输送能力:800t/h 设计长度:50m 电压等级:1140V (5) 综采工作面破碎机选型 破碎机选用 PLM1000 型,其主要技术参数为: 功率:110kW; 破碎能力:1000t/h; 入口块度:700×650mm; 出口块度:300~150mm。 (6) 综采工作面可伸缩带式输送机 工作面可伸缩带式输送机选用 DSJ100/100/2×160 型,其主要技术参数为: 功 率:2×160kW 带 宽:1000mm 带 速:V=4.5m/s 输送能力:1000t/h 输送距离:720m

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(7) 综采工作面液压支架选型 ① 架型确定 由于急倾斜煤层采空区矸石必然要向下方滚落,所以应要求支架具有掩护性能,并 且底板又有垮落出现推底的的趋势, 而四柱式支架对底板的比压分布优于两柱掩护式支 架;可采煤层厚度在 2.09m~2.65m 之间属中厚煤层,矿山压力较大,顶板属中等稳定, 综合急倾斜工作面顶、底板特点,液压支架架型应选用四柱支撑掩护式。 ② 架高、中心距确定 12101 工作面煤层可采厚度 2.09m~2.65m,考虑到后期接续工作面采高变化,设计 要求液压支架架高能满足 3.5m 煤厚变化要求,支架的最高高度选择 3.6m,支架的最低 高度选择 1.5m。 支架的中心距,目前国内外有 1.25m、1.50m、1.75m、2.0m 四种,本次设计液压支 架的中心距为 1.75m。 ③ 辅助装置确定 急倾斜综采液压支架除应满足生产配套条件外, 还必须具有工作面安全防护和防滑 功能。安全防护上,应做到防止工作面飞矸及片帮煤串入液压支架内伤人及损坏设施, 因此,在液压支架设计上增设了可调式伸缩架前挡矸板和架间推拉式挡矸门。防滑应用 上,除继续使用排头液压支架防倒、防滑成组连接装置外,还增设了调推千斤顶,通过 作用推溜杆防止溜子下滑。液压支架上还需设有满足行人安全行走的拉手、阶梯等辅助 设施。 ④ 液压支架支护强度 按经验公式 P=nrH=7×2.5×2.37=41.5t/m2=0.415MPa 式中: P——支架阻力,MPa; n——采高倍数,一般取 6~8 倍采高的岩柱重量,本设计取n=7; r——岩石容重,t/m3; H——采高,m。

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⑤ 液压支架型号 根据上述计算,设计初步选用 ZZY5000/15/36JD 型急倾斜支撑掩护式液压支架,其 主要技术参数如下: 架型:四柱支撑掩护式 支柱数量:4 支架高度:1.5~3.6m 支架中心距:1.75m 初撑力:3878kN 工作阻力:5000kN 支护强度:0.555-0.612MPa 适应煤层倾角:≤60° 支架重量:约 18t。 (8) 其他主要设备 除上述主要设备外,工作面还配备有乳化液泵站、喷雾泵站、煤层注水泵、阻化剂 喷射泵、小水泵、调度绞车等设备。 综采工作面主要设备见下表 4-2-3。

四、工作面年推进度及生产能力
设计矿井移交生产时,井下在一、二采区分别布置一个采煤工作面,分别为 11101 炮采工作面和 12101 综采工作面, 炮采工作面回采率取 97%, 综采工作面回采率取 95%, 煤的视密度为 1.31t/m3。 (一)炮采工作面年推进度及生产能力 11101 炮采工作面一天 6 个循环,每循环推进 1.0m,平均日推进 6.0m,则年推进度 L=6×330=1980m。 则 11101 炮采工作面年生产能力

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表 4-2-3
顺 序

综采工作面主要设备表
单 位 数 量

设备材料名称

产品目录中的型号及规格





1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17

双滚筒采煤机 刮板输送机 液压支架 下端头支架 上端头支架 转载机 破碎机 可伸缩带式输送机 乳化液泵站 喷雾泵站 阻化剂喷射泵 煤层注水泵 单体液压支柱 金属铰接顶梁 注液枪 小水泵 调度绞车

MG250/600-QWD,598.5kW SGZ730/320,160kW ZZY5000/15/36JD ZTHJ11400/15/36 ZTJ4600-13-31 SZZ-730/320,2×160kW PLM1000,110kW DSJ100/100/2×160,2×160kW GRB315/31.5,200kW XPB250/5.5,30kW BPZ75/12,15kW BZW40/20,15kW DZ28-25/100 HDJA-1000 DZ-Q1 BQW-20-24-3/N,3.0kW JD-1,11.4kW

台 台 架 架 架 台 台 台 组 套 台 台 根 根 台 台 台

1 1 68 3 1 1 1 2 1 1 1 2 160 160 2 2 2 备用 1 台,共 2 台 备用 1 台,共 3 台 备用 40 根,共 200 根 备用 40 根,共 200 根 备用 1 台,共 3 台 备用 1 台,共 3 台 备用 1 台,共 3 台 备用 12 架,共 80 架

4―47

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第四章 井田开拓与开采

A 炮=L×L1×M×C×γ ×e 式中: A 炮——炮采工作面年产量,t/d; L——工作面长度,取 127m; L1——工作面年推进度,1980m; M——工作面采高,根据钻孔资料 11101 炮采工作面平均采高 0.9m; C——采煤工作面回采率,取 97%; γ ——煤的容重,取 1.31t/m3; e——循环率,取 90%; 则 A 炮=127×1980×0.9×97%×1.31×0.9=258819(t/d)=0.259Mt/a。 (二)综采工作面年推进度及生产能力 12101 综采工作面一天 12 个循环,每循环推进 0.63m,则年推进度 L=d·n·s·k=330×12×0.63×0.8=1995m 式中: L—工作面年推进长度; d—工作面年工作天数,330d; n—采煤机每天进刀数,取 12 刀; s—采煤机每刀截深,0.63m; k—正常循环率,取 0.8。 则综采工作面年生产能力 A 综=L·h·l·r·c =1995×2.37×120×1.31×0.95 =0.706(Mt/a) 式中: L—工作面年推进长度,1995m; h—工作面采高,2.37m;

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第四章 井田开拓与开采

l—工作面长度,120m; r—煤层容重,1.31t/m3; k—工作面回采率,按 95%考虑。 矿井移交时工作面生产能力见下表 4-2-4。 表 4-2-4
工作面 项目 编号 一 采区 11101 掘进面 12101 掘进面 装备 炮采 两综 一炮 综采 两综 一炮 回采 煤层 10 10 10 10 2.37 120 1995 平均 采高 (m) 0.90

工作面生产能力表
工作 面长 工作面 年推 煤层 容重
3

生产能力(Mt) 备注 年 0.259 0.003 0.706 0.003 0.971 0.081 0.059 月 0.021

度(m) 进度(m) (t/m ) 127 1980 1.31 1.31 1.31 1.31

二 采区 合计

五、回采工作面接续与配采
本矿井井下可采煤层较多,各煤层厚度变化很大,可采煤层厚度最薄仅 0.50m,最 厚达 28.34m, 因此矿井在今后的开采过程中, 采煤方法应根据实际煤层赋存条件变化而 变化。 根据上述采煤方法分析及选择中, 适合本矿井煤层条件的采煤方法有炮采、 综采、 分层综采和综采放顶煤。 鉴于以上情况,本矿井工作面的接续及配采是今后生产过程中需要摸索、总结、攻 关的课题,否则矿井将会出现均衡生产失控和采掘失调的问题,矿井达不到较长时间的 均衡生产,产量不稳定,就会使经营效益降低。 为了使矿井在生产过程中能保持较长时间的均衡生产,保证矿井 0.90Mt/a 的生产 能力,必须将不同煤层、不同煤厚、不同采煤方法的工作面产量进行统一协调,有计划 的进行接续与配采,现设计提出以下几个接续及配采原则,供今后生产中参考。 (1)首采区段先采 10 煤,而后接续开采 12 煤,遵循先采上层煤再采下层煤的原 则依次接续;

4―49

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第四章 井田开拓与开采

(2)为保证矿井 0.90Mt/a 的生产能力,井下同时生产工作面中必须保证一个综采 工作面,将综采面作为主采面,炮采面作为配采面; (3)灵活组织综采面与炮采面的配采,灵活搭配厚煤层、中厚煤层、薄煤层的配 采; (4)合理搭配不同采区煤层工作面的配采和同采区不同煤层的配采; (5)为了保证采、掘平衡,经常保持有一个备用工作面(通风量不小于正常开采 面的一半),而且根据配采计划随时增加掘进工作面,并使接替面提前 10—15 天准备 好; (6)解放层的开采必须提前进行,并根据工作面推进速度确定提前时间和上、下 层同时回采的超前量; (7)煤层配采和工作面配产对于本井生产十分重要,要提前作好计划,落实到具 体煤层和工作面上,并作到及时调整; (8)增加新的综采面,一定要提前作好设备的采购和安装工作。

六、 “三下”采煤及村庄搬迁计划
本井田属于高原高寒草甸湿地,井田内地面无村庄及其他建(构)筑物,夏季只有 少数游牧民在此放牧,不存在村庄搬迁问题。

七、巷道掘进及机械化
本矿井设计生产能力为 0.9Mt/a,矿井移交时井下布置两个采煤工作面,全矿井共 配备 4 个综掘工作面,2 个普掘工作面,矿井采掘比为 1∶3。 (一) 主要巷道断面及支护形式 主要巷道断面是根据运输设备布置、大件设备运输、管线敷设、行人及通风需要确 定的,本矿井顶底板岩石主要以泥岩、炭质泥岩、泥质粉砂岩等较软岩石居多。根据地 质资料,井筒所在位置表土层为多年冻土区,冻土层平均厚约 30m。因此,井筒采用两 种不同的支护方法,本区地震烈度按Ⅵ度设防,斜井表土段支护方式采用 450mm 厚钢筋 混凝土砌碹支护,为了防止井筒周围常年冻土消融造成巷道破坏,在钢筋混凝土外围增 加 50mm 厚的轻质隔热缓冲层;为防止井径段产生底鼓,表土段采用马蹄形断面,表土

4―50

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第四章 井田开拓与开采

段断面采用混凝土弧形底板浇注;基岩段为半圆拱断面,采用锚网喷支护。主要硐室采 用混凝土砌碹支护,其余巷道均采用锚网喷支护。 (二) 巷道掘进进度指标 根据煤矿设计规范的有关规定,并结合本地区实际掘进速度,考虑到高原高寒缺氧 地区人机降效的问题,本矿井设计掘进指标确定如下: 1. 斜井井径段施工进度:40m/月(钻爆法、钢筋混凝土浇筑) ; 2.斜井基岩段施工进度:50m/月(钻爆法、锚网喷) ; 3.岩石平巷施工进度:80 m/月(钻爆法、锚网喷) ; 4.煤巷施工进度:150m/月(综掘) ; 5.半煤岩巷施工进度:150m/月(综掘) ; 6.煤层斜巷施工进度:100m/月(综掘) ; 7.硐室工程:300m3/月(钻爆法) 。 (三) 掘进工作面和掘进设备配置 为了能够长期保持矿井在生产过程中的采掘协调, 必须配备与生产相适应的掘进头 数量,确保采掘平衡。矿井移交时,井下布置一个综采工作面和一个炮采工作面,综采 工作面年推进度约 1995m,炮采工作面年推进度约 1980m,为保证工作面正常接续,每 年需要掘进工作面巷道、开切眼工程约 8200m,需要 4 个综掘工作面来保证采掘正常接 替。本矿井岩巷、半煤岩巷较多,为了解决岩巷、半煤岩巷、立交等巷道掘进问题,在 一采区和二采区分别配备了一个炮掘工作面。所以矿井移交时,井下采掘比为 1:3,即 用 4 个综掘工作面和 2 个炮掘工作面来保证采掘接续和巷道掘进。在实际生产过程中, 可根据实际情况增减掘进头,但需符合有关规定。 炮掘工作面主要设备: 炮掘工作面主要设备有风动钻机、气腿式凿岩机、蟹爪式装岩机、气动锚杆锚索钻 机、桥式转载机、局部扇风机、小水泵、调度绞车等。 综掘工作面主要设备: 综掘工作面主要设备有 EBZ200 型综掘机、SZB730/40 型刮板输送机、DSJ80/40/2

4―51

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第四章 井田开拓与开采

×40 型可伸缩带式输送机、局部扇风机、气动锚杆锚索钻机、小水泵、调度绞车等。 (四) 矿井设计移交井巷工程量 矿井移交生产时应完成的井巷工程量为 21123m,其中岩巷为 16283m,占 77.1%; 煤巷 2118m,占 10.0%;半煤岩巷 2722m,占 12.9%。 按工程类别分类:开拓工程 9608m,准备与回采工程 11515m,分别占总工程量的 45.5%和 54.5%。 各类井巷工程量见表 4-2-5。 表 4-2-5 移交时井巷工程量汇总表
掘进体积/m
3

长度/m 顺 序 项目名称 煤巷 岩巷 半煤岩巷 煤 巷





半煤岩巷

井 开拓



3909

62204

主要大巷 工程 井底车场巷道 及主要硐室 开拓工程合计 准备 与回 采工 程 回采工程 2118

3469

56285

2230

31102

9608

149591

准备工程

6675

95709

2722

25536

30335

准备与回采工程小计

2118

6675

2722

25536

95709

30335

准备与回采工程合计

11515

151580

全矿井总计

21123

301171

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第四章 井田开拓与开采

第三节
一、井下煤炭运输方式及设备
(一) 井下煤炭运输系统

井下运输

江仓矿区六号井设计规模 0.9Mt/a。 根据矿井开拓部署, 井下布置一个综采工作面、 一个炮采工作面、四个综掘工作面和两个炮掘工作面。工程移交时井下煤炭运输系统简 述如下: 11101 炮采工作面来煤依次经过: 工作面顺槽可伸缩带式输送机→一水平南翼+3635 石门二部带式输送机→一水平南翼 +3635 石门一部带式输送机→主斜井带式输送机; 12101 综采工作面来煤依次经过:工作面顺槽可伸缩带式输送机→一水平北翼+3635 石 门带式输送机→一水平北翼溜煤眼→带式给料机→一水平北翼上山带式输送机→一水 平北翼集中煤仓(Q=600t)→煤仓下口带式给料机→一水平中央石门带式输送机→一水 平南翼集中煤仓(Q=600t)→煤仓下口带式给料机→主斜井带式输送机。两个工作面生 产的原煤最终由主斜井带式输送机提升至地面。井下煤炭运输系统示意图见图 4-3-1。

图 4-3-1 (二) 井下煤炭运输设备

井下煤炭运输系统示意图

1.一水平南翼+3635 石门二部带式输送机 一水平南翼+3635 二部带式输送机石门长度 487m,近水平布置。设计在该石门布置

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第四章 井田开拓与开采

一台带式输送机承担煤炭运输任务。 一水平南翼+3635 石门二部带式输送机长度 L=490m, 倾角 a=0°。 根据矿井工作面采煤工艺及装备情况,设计确定一水平南翼+3635 石门二部带式输 送机的输送量为 Q=150t/h,根据输送量同时兼顾本矿井其它带式输送机的选型一致性, 确定带宽 B=1000mm,带速 V=2.0m/s。 (1) 设计计算 一水平南翼+3635 石门二部带式输送机计算结果见表 4-3-1。 (2) 驱动方式的选择 在井下有煤尘、瓦斯爆炸危险的环境下,对于类似机长和单机功率较小的带式输送 机,一水平南翼+3635 石门二部带式输送机选用低压防爆电机+减速器+限矩形液力耦合 器(水介质)驱动方式,该方式启动性能较好,技术成熟,投资较低,维护量较小,完 全可以满足输送机启动要求。 (3) 张紧方式选择 本带式输送机的计算张紧力为 16kN,将张紧装置布置在机头位置,选择 ZY-400 型 自控液压张紧装置,采用第一种安装方式,张紧行程 4m,最大张紧力 50kN。 (4) 小结 一水平南翼+3635 石门二部带式输送机主要技术参数见表 4-3-2。

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第四章 井田开拓与开采

表 4-3-2
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 名 称

一水平南翼+3635 石门二部带式输送机主要技术参数
单 位 t/h mm m/s m 度 N/mm 台 台 台 台 套 参 150 1000 2.0 490 0 ST/S630,L=1000m YB2 250M-4G 型, N=55kW,U=660V/1140V,1 台 MC3PLSF04 型,i=31.5,1 台 YOXFZ450 型,1 台 YWZ5-315/50 型,额定制动力 矩 400N·m,1 套 ZY-400 型,最大张紧力 50kN, 张紧行程 4m, 第一种安装方式 布置在机头位置 水介质 不含接头长度 +3600m 海拔 数 备 注

输送量(Q) 带宽 (B) 带速 (V) 机长 (L) 倾角(а ) 阻燃型钢绳芯 输送带 防爆电动机 减速器 限矩形液力耦合器 制动器 自控液压张紧装置

4―55

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第四章 井田开拓与开采

表 4-3-1

一水平南翼+3635 石门二部带式输送机计算结果表
1.物 料: 原煤

F 4
计算简 图

F1 F2
原始数据

粒 比

度: (0~300)mm 重: 0.9t/m
3

F3

动堆积角 15° 2.驱动装置:单滚筒单电机驱动 3.模拟摩擦系数:f=0.03 4.提升高度:H=0m 5. 输送机长度:L=490m

输送量 (Q) t/h

带宽 (B) mm

带速 (V) m/s

基本参数 (kg/m)

各点张力(N)

圆周力(N)

输送带 规 格 安全 系数 SA

打滑验算

功率(kW) 轴功率 电机 功率

qRO =10.2
F1 = 23285

(N/mm)

qRU = 3.48
F2 =8170
150 1000 2.0

FU =15115
ST/S630 27.1

F1/F2=2.85=e

μ α

qB = 20.7

F3 ≈ F4 =12350 qG = 20.8

满足不打滑要求

30.2

55

4―56

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第四章 井田开拓与开采

2.一水平南翼+3635 石门一部带式输送机 一水平南翼+3635 一部带式输送机石门长度 305m,近水平布置。设计在该石门布置 一台带式输送机承担煤炭运输任务。 一水平南翼+3635 石门一部带式输送机长度 L=310m, 倾角 a=0°。 由于一水平南翼+3635 石门一部带式输送机与一水平南翼+3635 石门二部带式输送 机直接搭接,因此一水平南翼+3635 石门一部带式输送机的输送量与一水平南翼 +3635 石门二部带式输送机相同, 确定为 Q=150t/h, 根据输送量同时兼顾本矿井其它带式输送 机的选型一致性,确定带宽 B=1000mm,带速 V=2.0m/s。 (1) 设计计算 一水平南翼+3635 石门一部带式输送机计算结果见表 4-3-3。 (2) 驱动方式的选择 一水平南翼+3635 石门一部带式输送机驱动方式与一水平南翼+3635 石门二部带式 输送机驱动方式一致,也选用低压防爆电机+减速器+限矩形液力耦合器(水介质)驱动 方式。 (3) 张紧方式选择 本带式输送机的计算张紧力为 13kN,将张紧装置布置在机头位置,选择 ZY-400 型 自控液压张紧装置,采用第一种安装方式,张紧行程 4m,最大张紧力 50kN。 (4) 小结 一水平南翼+3635 石门一部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 名 称

一水平南翼+3635 石门一部带式输送机主要技术参数
单 位 t/h mm m/s m 度 N/mm 参 150 1000 2.0 310 0 ST/S630,L=640m 不含接头长度 数 备 注

输送量(Q) 带宽 (B) 带速 (V) 机长 (L) 倾角(а ) 阻燃型钢绳芯 输送带

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YB2 250M-4G 型, N=55kW,U=660V/1140V,1 台 MC3PLSF04 型,i=31.5,1 台 YOXFZ450 型,1 台 YWZ5-315/50 型,额定制动力 矩 400N·m,1 套 ZY-400 型,最大张紧力 50kN, 张紧行程 4m, 第一种安装方式

第四章 井田开拓与开采

7 8 9 10 11

防爆电动机 减速器 限矩形液力耦合器 制动器 自控液压张紧装置

台 台 台 台 套

+3600m 海拔

水介质

布置在机头位置

4―58

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第四章 井田开拓与开采

表 4-3-3

一水平南翼+3635 石门一部带式输送机计算结果表
1.物 料: 原煤

F 4
计算简 图

F1 F2
原始数据

粒 比

度: (0~300)mm 重: 0.9t/m
3

F3

动堆积角 15° 2.驱动装置:单滚筒单电机驱动 3.模拟摩擦系数:f=0.03 4.提升高度:H=0m 5. 输送机长度:L=310m

输送量 (Q) t/h

带宽 (B) mm

带速 (V) m/s

基本参数 (kg/m)

各点张力(N)

圆周力(N)

输送带 规 格 安全 系数 SA

打滑验算

功率(kW) 轴功率 电机 功率

qRO =10.2
F1 =18576

(N/mm)

qRU = 3.48
F2 =6518
150 1000 2.0

FU =12058
ST/S630 33.9

F1/F2=2.85=e

μ α

qB = 20.7

F3 ≈F4 =9405 qG = 20.8

满足不打滑要求

24

55

4―59

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第四章 井田开拓与开采

3.一水平北翼+3635 石门带式输送机 一水平北翼+3635 带式输送机石门长度 563m,近水平布置。设计在该石门布置一台 带式输送机承担煤炭运输任务。一水平北翼+3635 石门带式输送机长度取 L=570m,倾角 a=0°。 根据矿井工作面采煤工艺及装备情况,设计确定一水平北翼+3635 石门带式输送机 的输送量为 Q=450t/h,根据输送量确定带宽 B=1000mm,带速 V=2.0m/s。 (1) 设计计算 一水平北翼+3635 石门带式输送机计算结果见表 4-3-5。 (2) 驱动方式的选择 一水平北翼+3635 石门带式输送机驱动方式与一水平南翼+3635 石门二部带式输送 机驱动方式一致, 也选用低压防爆电机+减速器+限矩形液力耦合器 (水介质) 驱动方式。 (3) 张紧方式选择 本带式输送机的计算张紧力为 29kN,将张紧装置布置在机头位置,选择 ZY-400 型 自控液压张紧装置,采用第一种安装方式,张紧行程 4m,最大张紧力 50kN。 (4) 小结 一水平北翼+3635 石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 名 称

一水平北翼+3635 石门带式输送机主要技术参数
单 位 t/h mm m/s m 度 N/mm 台 台 参 450 1000 2.0 570 0 ST/S630,L=1160m YB2 315M-4G 型, N=132kW,U=660V/1140V,1 台 MC3PLSF08+1Fan 型,i=31.5, 1台 不含接头长度 +3600m 海拔 数 备 注

输送量(Q) 带宽 (B) 带速 (V) 机长 (L) 倾角(а ) 阻燃型钢绳芯 输送带 防爆电动机 减速器

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9 10 11 限矩形液力耦合器 制动器 自控液压张紧装置 台 台 套 YOXFZ 500 型,1 台 YWZ5-400/80 型,额定制动力 矩 630N·m,1 套 ZY-400 型,最大张紧力 50kN, 张紧行程 4m, 第一种安装方式

第四章 井田开拓与开采
水介质

布置在机头位置

4―61

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第四章 井田开拓与开采

表 4-3-5

一水平北翼+3635 石门带式输送机计算结果表
1.物 料: 原煤

F 4
计算简 图

F1 F2
原始数据

粒 比

度: (0~300)mm 重: 0.9t/m
3

F3

动堆积角 15° 2.驱动装置:单滚筒单电机驱动 3.模拟摩擦系数:f=0.03 4.提升高度:H=0m 5. 输送机长度:L=570m

输送量 (Q) t/h

带宽 (B) mm

带速 (V) m/s

基本参数 (kg/m)

各点张力(N)

圆周力(N)

输送带 规 格 安全 系数 SA

打滑验算

功率(kW) 轴功率 电机 功率

qRO =10.2
F1 = 41040

(N/mm)

qRU = 3.48
F2 =14400
450 1000 2.0

FU = 26640
ST/S630 15.4

F1/F2=2.85=e

μ α

qB = 20.7

F3 ≈F4 =19263 qG =62.5

满足不打滑要求

53

132

4―62

江仓矿区六号井可行性研究报告

第四章 井田开拓与开采

4.一水平北翼上山带式输送机 一水平北翼带式输送机上山长度 490m,倾角-25°。设计在该上山布置一台带式输 送机承担煤炭运输任务。其中需铺设带式输送机的长度取 L=230m,倾角 a=-25°~0°。 一水平北翼上山带式输送机与一水平北翼+3635 石门带式输送机之间有一溜煤眼缓 冲,但由于溜煤眼容量较小,对输送机的输送量的缓冲作用很小,因此一水平上山带式 输送机的输送量与一水平北翼+3635 石门带式输送机相同,确定为 Q=450t/h。根据输送 量同时兼顾本矿井其它带式输送机的选型一致性,确定带宽 B=1000mm,带速 V=2.0m/s。 (1) 设计计算 一水平北翼上山带式输送机计算结果见表 4-3-7。 (2) 驱动方式的选择 由于本带式输送机属于下运发电工况, 因此选用液粘软启动系统作为本带式输送机 的驱动系统。液粘软启动系统在下运电动工况启动时,能够实现延时启动功能;在下运 重载启动时,能够实现负载和驱动电机迅速分离,由液压盘闸制动器逐步松闸来平稳起 动,当速度接近同步速度时能够实现电机的同步投入;在下运重载制动时,能够快速切 除主电机再逐渐制动。因此,液粘软启动系统配合液压盘闸制动器能够实现下运带式输 送机各种工况的启动、制动要求,对输送机的冲击较小,并且价格相对便宜。 (3) 张紧方式选择 本带式输送机的计算张紧力为 24kN,将张紧装置布置在机头位置,选择 ZY-400 型 自控液压张紧装置,采用第一种安装方式,张紧行程 4m,最大张紧力 50kN。 (4) 小结 一水平北翼上山带式输送机主要技术参数见表 4-3-8。 表 4-3-8
序号 1 2 3 4 名 称

一水平北翼上山带式输送机主要技术参数
单 位 t/h mm m/s m 参 450 1000 2.0 230 数 备 注

输送量(Q) 带宽 (B) 带速 (V) 机长 (L)

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5 6 7 8 9 10 11 倾角(а ) 阻燃型钢绳芯 输送带 防爆电动机 减速器 液粘软启动装置 制动器 自控液压张紧装置 度 N/mm 台 台 台 台 套 -25-0 ST/S630,L=480m YB2 315M-4G 型, N=132kW,U=660V/1140V,1 台 MC3PLSF08+1Fan 型,i=31.5, 1台 YNRQD132/1500 型,1 台 KPZ1000/2×YZ100 型, 额定制 动力矩 45kN·m,1 套 ZY-400 型,最大张紧力 50kN, 张紧行程 4m, 第一种安装方式

第四章 井田开拓与开采

不含接头长度 +3600m 海拔

布置在机头位置

4―64

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第四章 井田开拓与开采

表 4-3-7

一水平北翼上山带式输送机计算结果表
1.物 料: 原煤

F1
计算简图

粒 比

度: (0~300)mm 重: 0.9t/m
3

F2

F4 F3

原始数据

动堆积角 15° 2.驱动装置:单滚筒单电机驱动 3.模拟摩擦系数:f=0.012 4.提升高度:H=-75m 5. 输送机长度:L=230m

输送量 (Q) t/h

带宽

带速

基本参数 (kg/m)

(B) (V) mm m/s

各点张力(N)

圆周力(N)

输送带 规 格 安全 系数 SA

打滑验算

功率(kW) 轴功率 电机 功率

qRO =13.6
F1 = 67979

(N/mm)

qRU = 3.48
F2 = 28295
450 1000 2.0

FU =39684
ST/S630 9.3

F1/F2=2.85=e

μ α

qB = 20.7

F3 ≈F4 =12230 qG =62.5

满足不打滑要求

79

132

4―65

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第四章 井田开拓与开采

5.一水平中央石门带式输送机 一水平中央带式输送机石门长度 1197m,近水平布置。设计在该石门布置一台带式 输送机承担煤炭运输任务。一水平中央石门带式输送机的长度 L=1200m,倾角 a=0°。 一水平北翼上山带式输送机与一水平中央石门带式输送机之间有北翼集中煤仓缓 冲(仓容 Q=600t),考虑到煤仓的缓冲作用,设计确定一水平中央石门带式输送机的输 送量取 Q=350t/h。 根据输送量同时兼顾本矿井其它带式输送机的选型一致性, 确定带宽 B=1000mm,带速 V=2.0m/s。 (1) 设计计算 一水平中央石门带式输送机计算结果见表 4-3-9。 (2) 驱动方式的选择 一水平中央石门带式输送机驱动方式与一水平南翼+3635 石门二部带式输送机驱动 方式一致,也选用低压防爆电机+减速器+限矩形液力耦合器(水介质)驱动方式。 (3) 张紧方式选择 本带式输送机的计算张紧力为 46kN,将张紧装置布置在机头位置,选择 ZY-400 型 自控液压张紧装置,采用第二种安装方式,张紧行程 6m,最大张紧力 80kN。 (4) 小结 一水平中央石门带式输送机主要技术参数见表 4-3-10。 表 4-3-10
序号 1 2 3 4 5 6 7 名 称

一水平中央石门带式输送机主要技术参数
单 位 t/h mm m/s m 度 N/mm 台 参 350 1000 2.0 1200 0 ST/S630,L=2420m YB2 315M-4G 型, N=132kW,U=660V/1140V,1 台 不含接头长度 +3600m 海拔 数 备 注

输送量(Q) 带宽 (B) 带速 (V) 机长 (L) 倾角(а ) 阻燃型钢绳芯 输送带 防爆电动机

4―66

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MC3PLSF08+1Fan 型,i=31.5, 1台 YOXFZ 500 型,1 台 YWZ5-400/80 型,额定制动力 矩 630N·m,1 套 ZY-400 型,最大张紧力 80kN, 张紧行程 6m, 第二种安装方式

第四章 井田开拓与开采

8 9 10 11

减速器 限矩形液力耦合器 制动器 自控液压张紧装置

台 台 台 套

水介质

布置在机头位置

4―67

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第四章 井田开拓与开采

表 4-3-9

一水平中央石门带式输送机计算结果表
1.物 料: 原煤

F 4
计算简图

F1 F2
原始数据

粒 比

度: (0~300)mm 重: 0.9t/m
3

F3

动堆积角 15° 2.驱动装置:单滚筒单电机驱动 3.模拟摩擦系数:f=0.03 4.提升高度:H=0m 5. 输送机长度:L=1200m

输送量 (Q) t/h

带宽

带速

基本参数 (kg/m)

(B) (V) mm m/s

各点张力(N)

圆周力(N)

输送带 规 格 安全 系数 SA

打滑验算

功率(kW) 轴功率 电机 功率

qRO =10.2
F1 = 66591

(N/mm)

qRU = 3.48
F2 = 23365
350 1000 2.0

FU = 43226
ST/S630 9.5

F1/F2=2.85=e

μ α

qB = 20.7

F3 ≈ F4 =32749 qG = 48.6

满足不打滑要求

87

132

4―68

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第四章 井田开拓与开采

6.一水平北翼溜煤眼下带式给料机 在一水平北翼溜煤眼下口设置一台 GLD800/4/B 型带式给料机,给料机最大给煤量 Q=450t/h,功率 N=4.0kW。 7.一水平北翼集中煤仓下口带式给料机 在一水平北翼集中煤仓下口设置两台 GLD800/4/B 型带式给料机,给料机最大给煤 量 Q=350t/h,功率 N=4.0kW。 8.一水平南翼集中煤仓下口带式给料机 在一水平南翼集中煤仓下口设置一台 GLD800/4/B 型带式给料机,给料机最大给煤 量 Q=250t/h,功率 N=4.0kW。

二、井下辅助运输方式及设备
(一) 一水平北翼轨道上山 1. 设计依据 轨道上山标高: 轨道上山倾角: 轨道上山斜长: 提升方式: 一水平北翼轨道上山提升系统不升降人员 提升量: 坑木 锚杆托板 树脂药卷 金属网 钢带 水泥沙石 其他 最重件重量 8m3/d 6t/d 3t/d 3t/d 1t/d 70t/d 8t/d 18t +3750.00m 25° 520m 单钩串车提升,轨距 600mm

4―69

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第四章 井田开拓与开采

2. 串车组成及绳端载荷重 升降物料时,提升机提升 5 辆 600mm 轨距矿车,绳端载荷 51.5kN; 提升大件时,提升机提升 1 辆专用平板车,轨距 600mm,平板车自重 3000kg,载重 18000kg,总重 21000kg,绳端载荷 89.8kN; 3. 提升机 选用 JKB-3.0×2.2/31.5 型单卷筒防爆提升机一台,主要技术参数: 卷筒直径 卷筒宽度 卷筒个数 钢丝绳缠绕层数 钢丝绳最大静张力 减速比 提升速度 提升机校验: 计算提升机卷筒直径 计算提升机卷筒宽度 DJ=34×60=2040mm BJ=1311mm<2200mm 31.5 2.97m/s 2层 135kN 3000mm 2200mm 1个

计算钢丝绳最大静张力(按提升最重件计算): FJ=106.4kN<135kN 选用提升机符合要求。 4. 钢丝绳 钢丝绳悬垂长度 580m,提升长度 550m。 选用 34 NAT 6V×37S+FC 1570 ZZ 673 482 术参数: 钢丝绳公称直径: 钢丝绳参考重量: 钢丝绳公称抗拉强度: 34mm 482kg/100m 1570MPa GB8918-2006 型钢丝绳 1 根,主要技

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第四章 井田开拓与开采

钢丝绳最小破断拉力: 最小钢丝破断拉力总和: 钢丝绳长度: 计算钢丝绳安全系数: 提升最重件 my=7.4455>6.5 选用钢丝绳符合要求。 5. 电动机

673kN 792.121kN 700m

计算电动机功率 463.4kW, 提升机选配交流变频电动机一台, 功率 500kW,电压 660V, 转速 595r/min。 选用电动机符合要求。 6. 天轮 计算天轮直径 Dd=34×40=1360mm,选用 TD1400/740 型游动天轮 1 个,绳槽底圆直 径 1400mm,游动距离 740mm,适用钢丝绳直径 34mm。 选用天轮符合要求。 7. 设计提升作业时间 下放水泥砂石等采用七阶段速度图,最大提升速度 2.97m/s,一次提升循环时间 511.9s,最大班升降物料 13 次,设计作业时间 1.85h。 (二) 11101 炮采工作面辅助运输设备 1. 设计依据 11101 炮采工作面巷道长度约 1008m,最大倾角 2°,铺设单轨,轨距 600mm。 辅助运输量: 人员 31 人/班, 坑木 2m3/d, 其它材料 2t/d, 最重件液压支架重 18000kg。 2. 牵引车辆数 运送人员选用 RQ15-6/50 型煤矿用起伏巷普轨乘人装置 1 列,车组由 2 节制动车、 2 节乘人车组成,满载人数 30 人,车组自重 12000kg,载重 2400kg,运行速度 0.9m/s。 运送材料一次牵引 2 辆 1.0 吨固定车厢式矿车及 1 节制动车,列车自重 4720kg,载重

4―71

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第四章 井田开拓与开采

3600kg, 运行速度 0.9m/s。 运送整体液压支架时, 一次牵引 1 个重型平板车, 自重 3000kg, 载重 18000kg,运行速度 0.9m/s。运送其它物料的车组组成按运送材料车组折算确定。 3. 11101 炮采工作面辅助运输设备选型 选用 SQ-50/55 型井下防爆无极绳连续牵引车 1 台,其主要技术参数: 最大牵引力 钢丝绳直径 绳速 轨距 50kN 20mm 0.9m/s 600mm

配用隔爆电动机一台,功率 55kW,电压 660V。 无极绳连续牵引车技术参数校验: 计算无极绳连续牵引车牵引力 运送人员 F=15.7kN<50kN 运送物料 F=12.6kN<50kN 运送液压支架 F=21.1kN<50kN 计算无极绳连续牵引车牵引功率:: 运送人员 P=19.4kW<55kW 运送物料 P=15.6kW<55kW 运送液压支架 P=26kW<55kW 所选无极绳连续牵引车符合要求。 4. 钢丝绳 无极绳连续牵引车选用钢丝绳 20 NAT 6×19S+FC 1570 ZZ 207 147 GB8918-2006 型一根,其主要技术参数: 钢丝绳公称直径 钢丝绳参考重量 钢丝绳公称抗拉强度 钢丝绳最小破断拉力 20mm 147kg/100m 1570MPa 207kN

4―72

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第四章 井田开拓与开采

最小钢丝破断拉力总和 钢丝绳长度 计算钢丝绳安全系数:

251.298kN 2100m

运送人员 m=15>6>(6.5-0.001×1010)=5.49 运送整体液压支架 m=11>(5-0.001×1010)=3.99>3.5 所选钢丝绳符合要求。 5. 生产班设计作业时间 正常生产班按运送人员 2 次, 坑木 1 次, 其它材料 2 次计算, 设计作业时间约 3.4h。 (三) 12101 综采工作面辅助运输设备 1. 设计依据 12101 综采工作面巷道长度约 858m,最大倾角 2°,铺设单轨,轨距 600mm。 辅助运输量: 人员 20 人/班, 坑木 2m3/d, 其它材料 2t/d, 最重件液压支架重 18000kg。 2. 牵引车辆数 运送人员选用 RQ15-6/50 型煤矿用起伏巷普轨乘人装置 1 列,车组由 2 节制动车、 2 节乘人车组成,满载人数 30 人,车组自重 12000kg,载重 2400kg,运行速度 0.9m/s。 运送材料一次牵引 2 辆 1.0 吨固定车厢式矿车及 1 节制动车,列车自重 4720kg,载重 3600kg, 运行速度 0.9m/s。 运送整体液压支架时, 一次牵引 1 个重型平板车, 自重 3000kg, 载重 18000kg,运行速度 0.9m/s。运送其它物料的车组组成按运送材料车组折算确定。 3. 12101 综采工作面辅助运输设备选型 选用 SQ-50/55 型井下防爆无极绳连续牵引车 1 台,每台主要技术参数: 最大牵引力 钢丝绳直径 绳速 轨距 50kN 20mm 0.9m/s 600mm

配用隔爆电动机一台,功率 55kW,电压 660V。 无极绳连续牵引车技术参数校验:

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第四章 井田开拓与开采

计算无极绳连续牵引车牵引力 运送人员 F=13.5kN<50kN 运送物料 F=10.8kN<50kN 运送液压支架 F=19.4kN<50kN 计算无极绳连续牵引车牵引功率:: 运送人员 P=15kW<55kW 运送物料 P=13.4kW<55kW 运送液压支架 P=24kW<55kW 所选无极绳连续牵引车符合要求。 4. 钢丝绳 无极绳连续牵引车选用钢丝绳 20 NAT 6×19S+FC 1570 ZZ 207 147 GB8918-2006 型一根,其主要技术参数: 钢丝绳公称直径 钢丝绳参考重量 钢丝绳公称抗拉强度 钢丝绳最小破断拉力 最小钢丝破断拉力总和 钢丝绳长度 计算钢丝绳安全系数: 运送人员 m=17.6>6>(6.5-0.001×860)=5.64 运送整体液压支架 m=12>(5-0.001×860)=4.14>3.5 所选钢丝绳符合要求。 5. 生产班设计作业时间 正常生产班按运送人员 1 次, 坑木 1 次, 其它材料 2 次计算, 设计作业时间约 2.3h。 20mm 147kg/100m 1570MPa 207kN 251.298kN 1800m

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