九道岭矿下水平通风系统改造与防灭火设计论文说明

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1、. . . . 中文题目：九道岭矿下水平通风系统改造与防灭火设计外文题目：Modification of ventilation system and fire preventiondesign of the lower level of Jiu Dao Ling mine工程技术大学本科毕业设计（论文）学生诚信承诺保证书本人重承诺：九道岭矿下水平通风系统改造与防灭火设计毕业设计（论文）的容真实、可靠，系本人在指导教师的指导下，独立完成。如果存在弄虚作假、抄袭的情况，本人承担全部责任。学生签名：年 月 日工程技术大学本科毕业设计（论文）指导教师诚信承诺保证书本人重承诺：我已按学校相关规定对同学

2、的毕业设计（论文）的选题与容进行了指导和审核，确认由该生独立完成。如果存在弄虚作假、抄袭的情况，本人承担指导教师相关责任。指导教师签名：年 月 日摘要九道岭矿井2010年技改以后生产能力由0.75 Mt/a提升为1.2 Mt/a，生产能力发生提升的同时，也带来了很多问题，特别是矿井的通风系统，由于生产到了下水平，通风路线加长至12000 m，通风阻力增大，矿井上的通风机很难达到要求；另外通风阻力增大，使矿井本来就有的火灾危害更加严重。本设计主要针对这两个问题进行了分析研究。通过查阅相关规程、书籍，综合运用所学的专业知识，首先对九道岭煤矿下水平进行了矿井储量计算、巷道布置，然后确定了比较合理的矿

3、井通风系统，选择了通风机等设备，经过风量计算与分配，通风阻力计算，通风系统图、网络图的绘制，完成了矿井通风系统改扩建设计，设计出了符合生产要求的矿井通风系统；针对九道岭煤矿的火灾危害，以与其相关的资料为依据，经过调查研究，对下水平进行了粉煤灰灌浆系统设计和三相泡沫防灭火安全专题设计，设计出了符合实际的防灭火系统。关键词：矿井通风、防灭火AbstractAfter the technological transformation in 2010,JiuDaoling mine production capacity from 0.75 Mt/a upgrade to 1.2 Mt/a. He h

4、appened to enhance production capacity, and also brings a lot of problems, especially the mine ventilation system. When it turns to the next level of production, ventilation routes increased to 12000 m. This allows the fan ventilation resistance increases to not meet the requirements. In addition, t

5、he mine ventilation resistance increases more serious fire hazard.The design for these two problems are analyzed and studied. Through access to relevant regulations, books, the first of nine levels were under Pandaoling mine coal reserves calculation, roadway layout. Then, determine a reasonable min

6、e ventilation systems and fans. After air volume calculation and distribution, ventilation resistance calculation, ventilation system diagram, network mapping, completed the renovation and expansion of the mine ventilation system design. The mine ventilation system has been designed to meet the prod

7、uction requirements. Jiu Daoling mine fire hazards, through research, to the next level of fly ash grouting system design and three-phase bubble Fire Prevention and Safety thematic design, design a realistic anti-extinguishing system.Key words:Mine ventilation、Fire Prevention目录摘要IIIAbstractIV前言11、矿井

8、概况21.1 行政隶属、设计开发历史21.2 交通位置21.3 地质概况31.3.1 地层31.3.2 煤层与煤质41.4 区域地质构造61.5 瓦斯、煤尘、自燃与地温71.6 水文地质71.7 井田地质勘探程度与存在主要问题82、井田境界与储量92.1 井田境界92.2 井田储量102.2.1 矿井地质储量102.2.2 安全煤柱留设标准102.3 矿井工作制度和井型102.3.1 矿井工作制度102.3.2 矿井设计生产能力113、井田开拓方式与开拓系统123.1 开拓方式选择123.2 井口数目、位置与工业广场123.3 水平划分、水平高程的确定123.4 大巷布置方式和大巷位置的选择1

9、33.5 采区划分、采区开采顺序与配采关系143.6 建（构）筑物、公路下采煤144、下水平巷道布置与装备164.1 下水平煤炭储量与服务年限164.1.1 下水平工业储量164.1.2 下水平设计可采储量164.1.3 下水平服务年限184.1 采煤方法的选择与其依据194.1.1 依据194.1.2 选择采煤方法204.2 采区巷道布置与生产系统214.2.1 采区巷道布置与尺寸214.2.2 采区生产系统224.2.2 巷道断面和支护形式234.2.3 工作面接替234.3 工作面参数与设备选型254.3.1 综放工作面主要参数的确定254.3.2 综放工作面设备选型254.3.3 工作

10、面回采方向与超前关系324.3.4 工作面生产能力与回采工艺324.3.5 掘进出煤量344.3.6 全矿生产能力345、矿井通风设计355.1 矿井通风系统的拟定与其依据355.1.1 选择依据355.1.2 通风系统355.1.3 风井数目与服务围355.1.4 硐室通风365.1.5 矿井通风容易、困难时期网络图365.3 矿井风量计算与分配415.3.1 按井下工作人数计算415.3.2 按各地点实际需风量计算415.3.3矿井总风量计算505.3.4矿井风量分配505.5 矿井通风阻力计算545.5.1 计算原则545.5.2 通风摩擦阻力计算555.5.3 矿井总阻力565.5.4

11、 等积孔计算565.6 通风系统仿真635.6.1 矿井通风网络解算软件介绍635.6.2 通风系统模型的建立与解算645.7 风量调节655.8 主要通风机选型、电动机选型和工况点分析675.8.1 矿井的自然风压685.8.2 选择主要通风机685.8.3 通风机工况点705.8.4 电动机功率校验725.9 通风费用概算735.9.1 电费735.9.2 设备折旧费755.9.3 材料消耗费755.9.4 通风人员工资费用755.9.5 通风总费用765.10 通风管理注意事项766、局部通风设计776.1 风筒的选择776.2 风机选型797、矿井安全设施施工设计827.1 扩散器装置

12、设计827.2 调节风门设计827.3 岩粉棚、隔爆水棚设计837.3.1 岩粉棚设计837.3.2 隔爆水棚设计847.4 矿井灾害预防与处理计划887.4.1 矿井灾害的预防887.4.2 矿井灾害事故的处理计划928、三项泡沫防灭火设计978.1 三相泡沫的组成与灭火原理11978.1.1 三相泡沫的组成978.1.2 三相泡沫灭火机理988.2 三相泡沫防治煤炭自燃的特性1008.2.1 三相泡沫防灭火特征1008.2.2 采空区注三相泡沫技术参数的确定1018.3 九道岭矿三相泡沫防灭火设计1028.3.1 三相泡沫防灭火工艺流程1028.3.2 三相泡沫防灭火材料与系统（修改）10

13、48.3.3 采空区三相泡沫防灭火措施1059、灌浆（粉煤灰）防灭火设计1089.1 概述1089.2 灌浆防灭火系统的种类与灌浆方式的选择1099. 3 灌浆防灭火系统的种类1119. 3. 1 灌浆材料的选择比较1119.3.2 浆液的制备与输送1129.3.3 灌浆工艺1149.4 灌浆参数1189.4.1 灌浆工作制度1189.4.2 灌浆浓度（浆液的水土比）1189.4.3 灌浆量1189.4.4浆液扩散半径1219.4.5 采后开始灌浆时间1219.5 灌浆流程1229.5.1 选择灌浆材料1229.5.2 浆液的制备1229.5.3 灌浆管道1249.6 灌浆管理13110 、结

14、论133致134参考文献135附录A136附录B150147 / 158前言通过对九道岭矿下水平通风系统改扩建与防灭火工程的设计，了解井巷开拓和布置的方式、方法，掌握矿井通风系统设计以与其优化改造，掌握利用三相泡沫防灭火技术对矿井火灾进行治理的相关容。九道岭矿井通风系统改扩建设计是整个设计容的主要部分。九道岭矿于2006年10月20日投入生产，矿井分为上下两个水平，目前上水平已经基本采完，现正开采下水平，由于到下水平通风路线延长，阻力增大，通风机能力明显不足。为了保证井下安全生产，急需对现有通风系统进行改扩建，建立一个安全可靠、技术先进、经济合理的矿井通风系统。另外通过这次设计，能够深化本科四

15、年专业知识的综合运用和实践，还能为九道岭矿提供一些参考的数据和资料，具有一定的现实意义。设计的第二个部分是九道岭矿三相泡沫防灭火工程设计。矿井火灾是九道岭矿生产的主要灾害之一，严重威胁矿工的生命安全和矿井的安全生产。在矿井发生火灾时可以向封闭火区注入三相泡沫、泥浆等，使火区与空气隔绝，达到灭火目的，或者生产过程中向采空区注入三相泡沫等达到预防火灾的目的。三相泡沫技术越来越成熟，被越来越多的运用到各大煤矿，因此做此设计对以后的工作学习有很大好处。1、矿井概况1.1行政隶属、设计开发历史九道岭煤矿初步设计于1990年5月由东北煤炭联合公司煤矿设计完成，设计生产能力750kt/a，原东煤公司以东煤基

16、字（90）第592号文批准，1991年原国家能源投资公司进行设计复查，以能煤技（91）322号文批复。1993年10月九道岭煤矿正式开工建设，由于地质等原因于1995年3月缓建。2000年7月受建设单位委托，根据国家计委投资司函2000125号和中国国际工程咨询公司咨能便函200016号文件，煤矿编制了“九道岭煤矿项目恢复建设方案”，2001年2月国家发展计划委员会以国家计委关于九道岭煤矿和三台子二井建设方案的批复（计基200167号）文件，同意九道岭煤矿恢复建设。当时正值原北票矿务局转制时期，矿井实际开始恢复建设时间为2002年5月10日。矿井于2006年10月20日投入生产。原矿井设计能力

17、为0.75Mt/a，技改后生产能力为1.2 Mt/a。1.2交通位置1、矿井位置九道岭煤矿位于省市义县境，在煤田南部，义县大凌河以北。北距65km，西北距北票95km，南距义县17km,距60km。矿区地理坐标：东经1201800 1202400北纬 413500 413900井田面积11.7161平方公里。2、交通铁路：新（立屯）义（县）铁路从井田西北通过，距九道岭车站4.5km，距金车站2.3km。公路：井田西北有阜（新）锦（州）公路通过，进场公路接口点为义县观音堂，据工业场地2.27km，公路（沥青路面未形成）已投入使用。交通位置见图1-1。图1-1交通位置图Fig.1-1 Traffi

18、c location map1.3地质概况1.3.1地层矿区地层自下而上有上侏罗统义县组（J3y），沙海组（J3sh）、组（J3f）与第四系（Q）地层，现分述如下：义县组三段（J3y3）：由灰白色、灰色与灰紫色流纹岩、安山岩、流文安山集块岩等中酸性火山岩组成。沙海组（J3sh）：可划分为四个段，由老至新分述如下：一段（J3sh1）：岩性以紫色砾岩为主，砾石成分花岗片麻岩、角闪片麻岩、千枚岩等变质岩组成。分选差、磨园差，本段有东南向北西岩性逐渐变细，所不同之处只是颜色呈灰绿色。颜色由紫红色变为灰绿色，层段厚度14126m。二段（J3sh2）：岩性以黄褐色、灰绿色黄绿色砾岩与粗砂岩夹薄层粉砂岩与薄

19、煤层，层段厚度164625m。三段（J3sh3）：本段以灰白色、浅灰色砂岩粉砂岩为主，本段为矿区主要含煤段，共含10个煤组，可采煤层5个，其中4、5煤组为全区可采煤层，2煤组为局部可采煤层，3、6、7、8煤组只见零星可采点未予算量。本段于4煤组顶板以上含有大量植物化石。层段厚度28186m。四段（J3sh4）：上部以砖红色细砂岩为主，夹砖红色砾岩，厚度200250m左右，岩石比重大，含有铁质。下部以灰绿色粉砂岩与灰绿色砾岩互层为主，厚度200300m左右，于中上部夹有不可采煤层。组（J3f）：本组主要以灰色砂岩、砾岩为主，有黑色泥岩，中下部夹有薄煤或煤线。厚度0300m左右。第四系（Q4）：主

20、要由腐植土、粘土、亚粘土、砂与砾石等松散沉积物组成。厚度3.310.40m，不整合于下伏各组地层之上。1.3.2煤层与煤质本区含煤地层为上侏罗统沙海组（J3sh）和组（J3f）。含煤地层向斜长轴方向北北东向，短轴方向为北东向。地层倾角缓，向斜翼部812，轴部5，西北翼长3600m，东南翼长300m。1、沙海组（J3sh）：含煤建造岩性组合特征为灰黑色砂质泥岩、灰色砂岩、砂砾岩与煤层组成。该组共赋煤10个煤组，含5个可采层，其中4、5煤组沉积普遍，厚度较大，为全区可采煤层，2煤组为局部可采煤层，其余煤层为零星可采煤层，层段厚度7001000m。 2、组（J3f）：本组主要以灰色砂岩、砾岩为主，有

21、黑色泥岩，中下部夹有薄煤或煤线，厚度0300m左右。a、煤层本矿井所开采煤层为2、4、5煤组。4、5煤组沉积普遍，厚度较大，为全区可采煤层，4煤组可分为4-2、4-3、4煤层分别计量，2煤组为局部可采煤层。矿区可采煤层累计厚度为0.7014.30m。现将开采煤层特征叙述如下：2煤组位于沙海组（J3sh）之中上部，可采厚度0.701.47m，平均1.03 m，埋藏深度为888.92982.30m，主要分布于井田深部，煤层比较稳定，结构简单，夹矸层数12层，夹矸岩性以粉砂岩、泥岩为主。煤层顶底板岩性以细砂岩、粉砂岩与中砂岩为主。4-2煤层位于沙海组（J3sh）中下部，沉积较稳定，厚度较大，局部发育

22、并可采。可采厚度0.702.62m，平均厚度1.48m；埋藏深度为807.501027.99m，煤层结构复杂，夹矸层数1层，夹矸岩性为泥岩、粉砂岩。煤层顶板岩性为深灰色砂质泥岩，底板岩性为粗砂岩。与4-3煤层间距0.89m左右。4-3煤层位于沙海组（J3sh）中下部，沉积稳定，厚度较大，局部发育并可采。可采厚度0.702.80m，平均厚度1.55m，埋藏深度为710.981030.86m，煤层结构复杂，夹矸层数18层，夹矸岩性为泥岩、粉砂岩。煤层顶板岩性为深灰色砂质泥岩，底板岩性为粗砂岩。与4煤组间距1.41m左右。4煤层位于沙海组（J3sh）中下部，煤层沉积稳定，厚度较大，全区发育并可采。该

23、组煤层向深部合并变厚，向南部分叉，一般厚度0.7011.91m，平均厚度3.26 m。埋藏深度为1029656.6米，煤层结构复杂，夹矸层数多达10层,夹矸岩性以泥岩、粉砂岩、砂岩为主；煤层顶板岩性为深灰色砂质泥岩，底板岩性为泥岩、砂岩，为矿井主采煤层。与5煤组间距0.97 m左右。5煤组位于沙海组（J3sh）中下部，煤层沉积稳定，厚度较大，全区发育并可采。可采厚度0.702.35 m，平均厚度1.26 m。埋藏深度为653.801035.97 m。煤层结构较简单较复杂，夹矸层数25层,夹矸岩性以泥岩、粉砂岩、砂岩为主；煤层顶板岩性为深灰色砂质泥岩，底板岩性为泥岩、砂岩，为矿井主采煤层。与6煤

24、组间距3.98 m左右。煤层特征见表1-1。b、煤质该矿区可采煤层煤类以长焰煤为主，次为气煤。黑色，沥青光泽与玻璃光泽，黑褐色条痕，具节理与贝壳断口，为半亮型与半暗型煤。经洗选后，比重小于1.50的为洗煤回收，回收率57.7%，该区煤属易选，为中等可选煤。本区为中灰中硫低熔灰分煤，煤炭用途主要为工业动力与民用用煤。本井田的煤焦油产率普遍较高，长焰煤的焦油产率平均值为9.4%，气煤的焦油产率平均值为10.7%，且长焰煤与气煤的角质层厚度均小于9 mm，所以本井田的煤也可以作为炼油用煤。收集以往煤质资料如表1-2。表1-1 煤层特征表Tab. 1-1 Coal seam characteristi

25、cs table煤层全层厚度（m）可采厚度（m）夹矸厚度（m）夹矸层数层间距（m）20.851.900.701.4700.490223.8761.481.271.030.2114-20.703.900.702.620.081.371446.400.401.362.491.480.5724-30.703.700.702.8000.95080.890.214.082.081.550.40240.7013.200.7011.9101.470101.480.114.673.833.260.53450.702.520.702.3500.92050.971.531.260.262表1-2 煤的工业分析表T

26、ab.1-2 Coal industry analysis table煤层煤种Mad%Ad%Vdaf%Std%发热量MJ/KgARD2CY22.2438.721.5324.161.354-2CY20.0638.681.2824.161.374-3CY20.5038.931.5724.501.384CY3.7921.8738.991.6423.981.38QM2.9520.2639.692.2925.301.365CY3.2423.0638.992.2723.681.38QM2.7222.8139.692.4024.441.311.4区域地质构造煤田位于新华夏系构造体系的第二沉降带西侧。处于北票

27、建昌断隆带和天山阴山纬向构造带之断隆带交接复合部位。区以新华夏系北北东向构造体系为主。兼有东西向构造体系。盆地次一级构造以褶皱为主，自东北向西南依次有新邱哈啦哈背斜、王家营子伊吗图向斜、东梁清河门向斜、金九道岭向斜。九道岭煤矿处于金九道岭向斜的南端，受大凌河断裂控制。该区以向斜构造形态为主，向斜长轴方向北北东向，短轴方向为北东向。地层倾角缓，向斜翼部为812，轴部为5，西北翼长3600 m，东南翼长300 m。矿区断裂构造属中等，均为正断层，走向近北北西北西向，共有12条断层，即F1F12断层。其中对煤层影响较大的主要有F2、F5、F6、F7、F8断层，除F2断层落差最大为117 m外，其余断

28、层落差均小于50 m。矿区未发现有岩浆岩侵入体，仅在矿区外围见到构成沙海组沉积基底的义县组三段火山岩系，与煤层无关。1.5瓦斯、煤尘、自燃与地温a、瓦斯省煤炭工业管理局关于市煤矿2009年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复的文件， 2009年度九道岭煤业矿井瓦斯绝对涌出量为1.47 m3/min,相对涌出量为1.03 m3/t；鉴定瓦斯等级为低瓦斯矿井。b、煤尘矿井生产过程中产生煤的微粒，影响煤尘爆炸性的主要因素是挥发份，挥发份越高爆炸性越强，本井田煤层挥发份较高。本井田煤尘有爆炸危险。c、自燃性影响煤的自燃因素主要是煤的炭化程度，即挥发份高，丝炭含量高，煤层自然发火的倾向就强。鉴定

29、结果为煤层自燃倾向为二类，即属自燃煤层。d、地温实测资料地温为11.017.8，最温变化梯度为1.8/100 m，未发现地温异常区，矿井无地热危害1.6水文地质矿区为丘陵地貌，基岩出露与地表构成小山丘，最高标高155.60 m，最低标高87.30 m，冲沟甚为发育，矿区无河流与其它地表水体，第四系厚度0.6-7.3 m左右。大气降水大部分沿地表斜坡自然排泄，少部分沿第四系与风化岩孔隙、裂隙垂直渗透补给地下。由于含煤岩系中赋存多层粘土质岩石与泥岩，成为地下水天然隔水层。本井田没有老窑、溶洞水的威胁，断层没有导水性，但断层伴生的裂隙导水，水文地质条件中等，属类型。含水层共7层，分别是：第四系冲洪积

30、砂、砾岩含水层、风化裂隙含水层；侏罗系上统组底部与沙海组顶部间接充水含水层；沙海组四段下部灰白色砂砾岩；粗砂岩中砂岩含水层；沙海组三段含水层；沙海组一二段含水层与义县组流纹岩含水层。与煤系地层相距较近的沙海组四段、沙海组三段含水层富水性和导水性为弱和极弱，其余含水层富水性和导水性为中等或强。隔水层共有两层，为组中上部隔水层和沙海组四段上部隔水层，隔水条件较好。矿井正常涌水量为565 m3/h；最大涌水量为692 m3/h，现实际涌水量为310 m3/h，应加强排水。1.7井田地质勘探程度与存在主要问题九道岭煤业井田勘探地资报告是东北煤田地质局一五五勘探队根据精查工作编写的，审查评论意见认为勘探

31、程度与研究程度较高。本次勘探查明了井田基本形态为单斜，地质构造简单，宽缓的波状起伏。勘探类型为一类一型，煤层勘探网度采用750750 m控制A级；15001500 m控制B级；30003000 m控制C级，分叉与变薄处适当加密控制是合理的。查明可采煤层的层数、层位、厚度、结构和可采围。煤层对比应用多种方法，研究较为深入，因此煤层对比可靠。各项勘探工程符合规程规定。查明了井田水文地质条件，划分了井田的含水层和隔水层。分析了矿井充水因素。水文地质为一类一型。煤样的采集和测试的质量符合规、规程要求。瓦斯、煤质分析资料较全，分析合理。155队所提供的报告，可作为矿井可研、初设的地质资料依据。通过生产实

32、践，-700 m水平以下勘探程度不足，断层迹线、煤层底板等高线与地质报告存在差别，建议进一步补充勘探。2、井田境界与储量2.1井田境界矿区围：北东以648635669号孔连线为界；南东以6015658号孔连线为界；南西以658679646号孔连线为界；北西以646648号孔连线为界。开采标高为-230-980 m，矿区总面积为11.7161平方公里，矿区围由28个拐点圈定。详见表2-1井田境界拐点坐标表。表2-1井田境界拐点坐标表Tab. 2-1 Table field boundary point coordinates拐点号坐标系54坐标系XYXY1-39182.75-29686.9846

33、09981.2040609880.902-39246.13-29247.284609926.3040610321.803-39771.58-29017.804609405.3040610561.404-39894.11-29161.574609280.0040610420.005-40621.78-28765.584608560.0040610830.006-40979.38-28372.454608120.0040611230.007-41194.70-28096.594608000.0040611510.008-41719.16-27866.694607480.0040611750.009

34、-41822.02-27718.664607380.0040611900.0010-41834.04-27613.894607370.0040612005.0011-41616.73-26954.674607600.0040612660.0012-41467.55-26911.794607750.0040612700.0013-41258.22-26357.744607970.0040613250.0014-41035.81-25963.444608200.0040613640.0015-40878.56-25820.404608360.0040613780.0016-40641.53-256

35、65.824608600.0040613930.0017-39684.74-25497.374609560.0040614080.0018-39441.16-25682.684609800.0040613890.0019-38847.12-25891.244610390.0040613670.0020-38735.03-25999.084610500.0040613560.0021-38652.94-26107.504610580.0040613450.0022-38493.93-26574.464610730.0040612980.0023-38339.93-26781.494610880.

36、0040612770.0024-37892.56-27162.884611320.0040612380.0025-37676.62-27988.764611520.0040611550.0026-37615.48-28047.584611580.0040611490.0027-37531.46-28255.974611660.0040611280.0028-37359.94-28852.694611820.0040610680.00开采标高-230 m-980 m2.2井田储量2.2.1矿井地质储量根据辽国土资年储备字2009054号，该矿2012年末剩余地质储量为6108.68万吨（其中：1

37、21b级储量为533.29万吨，122b级储量为2083.59万吨，333级储量为3491.80万吨）；矿井分煤层、分类别地质储量汇总见表2-2。表2-2矿井地质（工业）储量汇总表Tab.2-2 Coal mine geological summary table (industrial) reserves煤层名称估算水平（m）平面积（m2）资源储量（万t）合计121b122b3332-700-900180650065.61185.59251.214-2-600-9001584500321.00321.004-3-550-9003182250115.89556.63672.524-450-95

38、08405468433.061752.231771.543956.835-500-9005196272100.23149.85657.04907.12总计20174990533.292083.593491.806108.682.2.2安全煤柱留设标准井田境界煤柱：采区边界煤柱每侧各留20 m。煤柱留设方法采用垂直剖面法，根据资源储量复核报告提供的资料，表土层移动角取30，基岩移动角取70。围护带宽度分别为：工业场地围护带宽度15 m；井筒井口围护带宽度10 m。主要大巷煤柱留设：采区大巷之间的煤柱为20 m，巷道外侧煤柱根据建筑物、水体、铁路与主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的规定，经计算取50

39、 m。2.3矿井工作制度和井型2.3.1矿井工作制度矿井年工作日为330d，每天三班作业，其中二班生产，一班准备，每班工作8h。每天净提升时间为18h。2.3.2矿井设计生产能力本次设计为通风系统改扩建设计，不改变矿井生产能力，根据九道岭煤业井田资源赋存条件与后备资源条件，矿井生产能力为120万t/a 。3、井田开拓方式与开拓系统3.1开拓方式选择本矿井现为立井单水平上、下山开拓方式，生产水平标高为-700 m。3.2井口数目、位置与工业广场本矿井有立井井筒三个，分别为主井、副井、西风井。技改利用原有井筒，井口数目与位置不变。其中主井直径5.0 m，支护方式为砼碹，支护厚度400 mm；装备一

40、对9t箕斗，钢丝绳罐道；主要负责煤炭提升任务并兼入风井。副井直径6.0 m，支护方式为砼碹，支护厚度450mm；装备一宽一窄1t双层四车罐笼，矩形组合罐道，树脂锚杆固定架，并设有梯子间；主要负责矸石提升、人员与材料设备升降和主入风任务，并兼安全出口。西风井直径4.0 m，支护方式为砼碹，支护厚度350 mm；无装备，设有梯子间；主要负责回风任务并兼安全出口。井筒特征见表3-1。主井、副井相距60米，在之周围工业广场建有办公室、浴池、灯房，机修厂、材料库、压缩机房、坑木加工房、筛分破碎车间、风选厂、地磅、原煤储煤仓、沉淀池、消防水池、锅炉房等。西风井和主井、副井相距400米左右。工业广场建有办公

41、室、500 m3消防水池，主扇房、监控室等。3.3水平划分、水平高程的确定矿井采用单水平上下山开拓方式，运输水平标高为-700 m，回风水平标高为-500 m。表3-1井筒（平硐）特征见表Tab. 3-1 Wellbore (tunnel) characteristics are shown in table顺序名称单位主井副井西风井1井口坐标经距（Y）m40611060.14340611007.36340610063.562纬距（X）m4611957.3544611933.6014610207.5392井口高程m+149.60+150.70+155.503提升方位角2650035500180

42、004井筒倾角9090905水平高程（井底）m-700.00-700.00-470.006井筒深度m849.60850.70625.507井壁厚度mm400450350材料混凝土混凝土混凝土8断面积净m219.628.312.6掘进m226.437.417.39井筒装备一对9t箕斗，钢丝绳罐道一宽一窄1t双层四车罐笼，矩形组合罐道，树脂锚杆固定架，设有梯子间梯子间3.4大巷布置方式和大巷位置的选择a、井下主要运输系统目前矿井-700 m水平已形成-700m水平皮带运输大巷、-700m水平轨道运输大巷；运输方式与设备延续至今。矿井设计生产能力120万t/a，开采下水平即下水平。采、掘工作面配备一

43、个综放工作面、三个掘进面；其中：生产准备两个掘进面，后期接续一个掘进面。b、辅助运输-700m水平井底车场为环形立式车场，-700m水平轨道运输大巷已贯穿各采区石门。辅助运输系统：副井，绞车双钩罐笼提升运输至-700m水平井底车场-700m水平轨道运输大巷，采用10t蓄电池机车牵引1t矿车组列运输，石门和大巷采用平巷人车运送人员西一采区轨道上山，绞车单钩串车提升运输至-533(-572)水平车场(料场)，采用斜巷人车运送人员。c、井底车场与硐室主井箕斗装载方式采用水平上装载方式。与水平上装载方式相适应，为减少联络工程量，将车场绕道布置在主井一侧；相应将主变电所、主排水泵房和水仓布置在副井空重车

44、线的西侧；等候室与通路、医疗室和工具室布置在副井空重车线与回车线之间。3.5采区划分、采区开采顺序与配采关系根据矿井生产能力，设计确定以一个采区生产。采区位于工业场地附近，采用前进式向井田边界开采。煤层开采采取下行式开采顺序。本井田煤层被多条断层构造切割成若干块，在采区划分上，原初步设计除考虑采区合理的尺寸外，还应尽量结合构造情况划分采区。按上述原则本井田共划分三个采区（见图3-1），西一采区、西三采区，矿井下水平。现生产采区为西一采区。开采顺序：西一采区下水平西三采区。3.6建（构）筑物、公路下采煤本井田地表为平原地带，地形起伏不大，煤层埋藏较深，井田地表有几个村庄，居住较分散，户数较少，设

45、计不留设煤柱，采取回采前搬迁的解决方法。图3-1 采区划分图Fig. 3-1 Mining area partition4、下水平巷道布置与装备4.1下水平煤炭储量与服务年限4.1.1下水平工业储量根据勘探资料，利用分块方法计算得到矿井下水平即下水平的工业储量为4166.37万吨（见表4-2）。4.1.2下水平设计可采储量下水平工业储量为4166.37万吨。设计储量 = 工业储量永久性煤柱损失 = 4166.37262.81=3903.56万吨工作面煤损 =(工业储量永久性煤柱损失主要井巷煤柱)0.05=177.63万吨设计可采储量 = 设计储量主要井巷煤柱工作面煤损=3374.94万吨下水平

46、平均煤厚为3.83 m,属于中厚煤层,采区回采率不得低于0.8采区回采率=设计可采储量/设计储量=0.8650.8，符合要求。煤柱损失计算见表4-1、4-3。表4-1 下水平永久煤柱损失计算表Tab. 4-1Levels under permanent pillar loss calculation table序号平均角度/平均厚度/m面积/质量/t1边界煤柱110.321492487.50665458.632F11101.9427901.9875199.913F10100.8414447.2016859.464F973.50136873.30660799.485F875.0093341.00

47、643762.046F784.00102376.60566047.85总计2628127.38表4-2下水平工业储量计算Tab.4-2Level industrial reserves calculation块平均角度/平均厚度/m面积/质量/t17.760.80274200.40303054.7227.003.60425213.402111506.1737.164.30469234.672784061.06410.005.10385291.202729856.6158.002.90333544.131337038.01615.002.22257359.30807846.5775.871.64

48、256635.97579380.2286.201.57174106.10376493.0896.542.29306800.50968271.53107.383.91214931.001160085.29116.438.90218245.002676415.491210.209.86186138.902551177.30139.206.95195774.301886194.86148.905.72180518.301430320.28158.104.10185063.901049048.871612.002.72191723.70728970.061711.002.70245960.309253

49、14.061810.701.80323299.40810104.00199.805.00225746.501567222.09208.604.89219835.001487999.53218.137.35191666.801947842.94228.006.82187646.801768959.92238.666.13175697.501491028.87245.134.74173019.601127673.96259.304.4369192.10425029.22269.900.63272302.99238260.68279.102.27255376.80803419.05288.403.5

50、6244614.801204823.30299.503.59207032.991031148.54308.004.28208930.881236058.02317.204.52247791.601545539.24326.803.3888625.60413039.50338.900.53112432.7082543.82348.501.4040240.7277962.73总计7744193.85 41663689.59 表4-3 下水平主要井巷煤柱损失计算表Tab. 4-3 Levels under the main mine pillar loss calculation table序号平均

51、角度/平均厚度/m面积/质量/t三条准备巷道保护煤柱8.003.26314972.301419326.85工作面三角煤18.002.0010871.8630055.66工作面三角煤28.001.267917.2513789.15工作面三角煤38.001.104934.337502.63工作面三角煤48.000.205193.601435.79工作面三角煤58.000.203604.88996.58工作面三角煤68.000.50521609.59360502.29工作面三角煤78.000.7016396.1415864.71工作面三角煤88.001.2011200.7818578.98工作面三角

52、煤98.001.205756.209547.94工作面三角煤108.000.8434628.1040206.88工作面三角煤118.000.8421976.3025516.81工作面三角煤128.000.506878.824754.19工作面三角煤138.003.198010.5335321.93工作面三角煤148.003.2626966.82121517.77顺槽煤柱(左)18.003.2623180.75104457.00顺槽煤柱(左)28.003.2625222.71113658.47顺槽煤柱(左)38.003.2626851.13120996.45顺槽煤柱(左)48.003.26279

53、65.10126016.22顺槽煤柱(左)58.003.2629105.15131153.50顺槽煤柱(左)68.003.2629606.50133412.68顺槽煤柱(左)78.003.2629740.30134015.61顺槽煤柱(左)88.003.2630248.90136307.47顺槽煤柱(右)18.003.264840.4721812.11顺槽煤柱(右)28.003.268147.2736713.19顺槽煤柱(右)38.003.264156.0018727.75顺槽煤柱(右)48.003.2613168.9759341.96顺槽煤柱(右)58.003.2614697.7066230

54、.71顺槽煤柱(右)68.003.2619748.8488992.14顺槽煤柱(右)78.003.2616845.3775908.54顺槽煤柱(右)88.003.268268.6437260.11总计1304442.663509922.054.1.3下水平服务年限a、工作制度矿井年工作日为330d，每天三班作业，其中二班生产，一班准备，每班工作8h。每天净提升时间为18h。b、设计生产能力本设计为通风系统改扩建设计，不改变原矿井生产能力，矿井生产能力为120万t/a 。c、服务年限服务年限用下式计算：T(4-1)式中：T服务年限，a；Z可采储量，万t；A矿井设计生产能力，万t/a；K储量备用系

55、数。由于下水平地质构造简单，煤层赋存稳定，储量备用系数取1.3，矿井生产能力按120万t/a计算，由式(4-1)计算得下水平服务年限为：T3374.94/(1.3120)=21.6a即下水平服务年限为21.6年。4.1采煤方法的选择与其依据4.1.1依据本矿井所开采煤层为2、4、5煤组。4、5煤组沉积普遍，厚度较大，为全区可采煤层，4煤组可分为4-2、4-3、4煤层分别计量，2煤组为局部可采煤层。矿区可采煤层累计厚度为0.7014.30m。4-2煤层位于沙海组（J3sh）中下部，沉积较稳定，厚度较大，局部发育并可采。可采厚度0.702.62 m，平均厚度1.48 m；埋藏深度为807.5010

56、27.99 m，煤层结构复杂，夹矸层数1层，夹矸岩性为泥岩、粉砂岩。煤层顶板岩性为深灰色砂质泥岩，底板岩性为粗砂岩。与4-3煤层间距0.89 m左右。4-3煤层位于沙海组（J3sh）中下部，沉积稳定，厚度较大，局部发育并可采。可采厚度0.702.80 m，平均厚度1.55 m，埋藏深度为710.981030.86 m，煤层结构复杂，夹矸层数18层，夹矸岩性为泥岩、粉砂岩。煤层顶板岩性为深灰色砂质泥岩，底板岩性为粗砂岩。与4煤组间距1.41 m左右。4煤层位于沙海组（J3sh）中下部，煤层沉积稳定，厚度较大，全区发育并可采。该组煤层向深部合并变厚，向南部分叉，一般厚度0.7011.91 m，平均

57、厚度3.26 m。埋藏深度为1029656.6米，煤层结构复杂，夹矸层数多达10层,夹矸岩性以泥岩、粉砂岩、砂岩为主；煤层顶板岩性为深灰色砂质泥岩，底板岩性为泥岩、砂岩，为矿井主采煤层。与5煤组间距0.97 m左右。5煤组位于沙海组（J3sh）中下部，煤层沉积稳定，厚度较大，全区发育并可采。可采厚度0.702.35 m，平均厚度1.26 m。埋藏深度为653.801035.97 m。煤层结构较简单较复杂，夹矸层数25层,夹矸岩性以泥岩、粉砂岩、砂岩为主；煤层顶板岩性为深灰色砂质泥岩，底板岩性为泥岩、砂岩，为矿井主采煤层。与6煤组间距3.98 m左右。4.1.2选择采煤方法根据上述矿井煤层的赋存

58、特点与国外厚煤层开采技术发展现状，结合井田开采技术条件，设计认为可供选择的采煤方法有：1、分层综采和综采放顶煤采煤法；2、炮采和炮采放顶煤采煤法分层长壁综采采煤方法优点：与放顶煤综采相比，生产工艺简单，割煤速度快，工作面人员少。缺点：巷道掘进率高，分层巷道布置困难。综采放顶煤采煤法主要优点：易于实现高产高效，巷道掘进率和材料消耗量低，巷道维护条件有所改善，可减少综采设备的搬家次数和费用，动力消耗小，采煤成本低，对煤厚变化大、构造比较复杂的地质条件有较好适应性，设备若以国产为主，设备投资低。缺点：煤层回收率低，工作面设备管理与工艺复杂，易混入矸石、原煤灰分高，工作面作业条件较差，残留煤易发火。根据邻近清河门矿的开采实践，四层煤顶板易冒落，底板常发生底鼓。顶板