置方式。 共划分 8 个带区， 其中首带区为二个，达产工作面一个。本设计带区为东一带区，大巷装车式下 部车场，综合机械化采煤。年工作日为 330d，采用“四、六”式工作制，工作 面长为 200m，每刀进度为 0.8m，每日割九刀。 提升设备为主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。 由于井田倾斜长度较大， 且为缓倾斜煤层， 以及煤层地质条件等因素影响， 决定本井田内全部采用倾斜长壁采煤法开采。 由于本人知识有限，缺乏一定的现场经验。因此，本设计中难免会出现一 些问题，请各位专家老师不吝指正。目录摘 要 ....................................................................................................................... 1 ABSTRACT .............................................................................. 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 第 1 章 井田概况及矿井地质特征 ......................................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 1.1 井田概况 ................................. 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 1.1.1 交通位置 ....................................................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 1.1.2 地形与河流 ................................................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 1.1.3 气象 ............................................................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 1.2 地质特征 ................................. 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 1.2.1 矿区范围内的地层情况 ............................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 ........... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 ................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 1.2.4 岩石性质及厚度特征 ................................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 1.2.5 井田内的水文地质情况 ............................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 1.2.6 沼气及煤尘及煤的自燃性 ........................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。11.2.7煤质及牌号及用途 ....................................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。第 2 章 井田境界及储量 ......................................................................................... 6 2.1 井田境界 ................................................ 6 2.1.1 井田周边情况 ................................................................................. 6 2.1.2 井田境界确定的依据 ..................................................................... 6 2.1.3 井田未来发展情况 ....................................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 2.2 井田储量 ................................................ 7 2.2.1 井田储量的计算 ............................................................................. 7 2.2.2 保安煤柱 ....................................................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 2.2.3 储量计算的评价 ............................................................................. 8 2.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限 ........................... 8 第 3 章 3.1 井田开拓 ................................................................................................. 9概 述 ................................................... 9 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 ..................................... 9 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 ............................. 9 3.2 矿井开拓方案的选择 ...................................... 9 3.2.1 井硐形式和井口位置 ..................................................................... 9 3.2.2 开采水平数目和标高 ..................................................................... 9 3.2.3 开拓巷道的布置 ........................................................................... 10 3.3 选定开拓方案的系统描述 ................. 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 3.3.1 井硐形式和数目 ........................................................................... 11 3.3.2 井硐位置及坐标 ........................................................................... 11 3.3.3 水平数目及标高 ........................................................................... 12 3.3.4 石门及大巷数目及布置 ............................................................... 12 3.3.5 井底车场的形式选择 ................................................................... 12 3.3.6 煤层群的联系 ............................................................................... 12 3.3.7 带区划分 ....................................................................................... 12 3.4 井硐布置和施工 ......................................... 13 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护 ............................................... 13 3.4.2 井筒布置及装备 ........................................................................... 14 3.4.3 井硐延伸的初步意见 ................................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。23.5井底车场及硐室 ......................................... 14 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 ....................................................... 14 3.5.2 井底车场的布置 ............................................................................. 15 3.5.3 井底车场通过能力计算 ............................................................... 16 3.5.4 井底车场主要硐室 ....................................................................... 17 3.6 开采顺序 .............................................. 17 3.6.1 沿井田走向的开采顺序 ............................................................... 17 3.6.2 沿井田倾向的开采顺序 ............................................................... 17 3.6.3 带区接续计划 ............................................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 3.6.4 三量控制情况 ............................................................................... 18 第 4 章 带区巷道布置及带区生产系统 ............................................................. 194.1 带区概述 ................................................ 19 4.1.1 设计带区的位置及带区煤柱 ....................................................... 20 4.1.2 带区地质及煤层情况 ................................................................... 20 4.1.3 带区生产能力储量及服务年限 ................................................... 20 4.2 带区巷道布置 ........................................... 21 4.2.1 区段划分 ....................................................................................... 21 4.2.2 带区斜巷布置 ............................................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 4.2.3 带区车场布置 ............................................................................... 21 4.2.4 带区煤仓形式容量及支护 ........................................................... 24 4.2.5 带区硐室简介 ............................................................................... 25 4.2.6 带区工作面接续 ........................................................................... 26 4.3 带区准备 ................................................ 26 4.3.1 带区巷道准备顺序 ....................................................................... 26 4.3.2 主要巷道断面示意图及支护方式 ............... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 第 5 章 采煤方法 ............................................................................................... 275.1 采煤方法的选择 .......................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签 义书签。 5.1.1 采煤方法的选择 ........................................................................... 27 5.2 回采工艺 ................................................ 27 5.2.1 回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 ............................... 27 5.2.2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式 ............................... 293第 6 章 6.1井下运输和矿井提升 ............................................................................. 29矿井井下运输 .......................................... 29 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 ....................................................... 29 6.1.2 矿车的选型及数量 ....................................................................... 30 6.1.3 带区运输设备的选择 ................................................................... 34 6.2 矿井提升系统 ........................................... 36 6.2.1 矿井提升设备的选择与计算 ....................................................... 36 第 7 章 7.1 矿井通风系统的确定 ......................................................................... 37 矿井通风系统的确定 ..................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 7.1.1 概述 ............................................................................................... 37 7.1.2 通风系统确定的因素 ................................................................... 37 风量计算与风量分配 ..................................... 38 7.2.1 风量计算 ....................................................................................... 38 7.2.2 风量分配 ....................................................... 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。 7.2.3 风速计算 ....................................................................................... 42 7.2.4 风量的调节方法和措施 ............................................................... 43 矿井通风阻力的计算 ..................................... 44 7.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通阻力 ................................... 44 7.3.2 矿井等积孔的计算 ....................................................................... 45 通风设备的选择 ......................................... 45 7.4.1 主扇的选择计算 ........................................................................... 45 7.4.2 电动机的选择 ............................................................................... 46 7.4.3 反风措施 ....................................................................................... 46 矿井安全技术措施 ....................................... 47 矿井排水 ................................................................................................. 487.27.37.47.5 第 8 章 8.1概述 ................................................... 48 8.1.1 矿井水来源及涌水量 ................................................................... 48 8.2 矿井主要排水设备 ...................................... 48 8.2.1 排水方式和排水系统简介 ........................................................... 49 8.2.2 主排水设备及管路选择计算 ....................................................... 494第 9 章技术经济指标 ....................................................................................... 53致 谢 辞 ................................................................................................................... 55 参考文献 ................................................................................................................... 56 附录 1 ........................................................................................................................ 57 附录 2 ........................................................................................ 错误！未定义书签。 错误！未定义书签。第一章 矿区概述和井田地质特征1、1 矿区概述： 该区位于黑龙江省鹤岗市的南部，地理坐标：东径 130'14'40''北纬 47'11'50''，共 界限为：纬线 104150 为界，纬线两端分别与Ｆ1 断层和十二勘探线相交，南山 煤系地层与上复三分地层-500 为界。标高不整合接触面接触线。 距市火车站十五公里，北与兴安矿为邻，南距佳木斯五十七公里，车部有峻德 火车站，西部是哈罗公路和鹤立河，交通十分便利，矿区标高 100 米处于较开 阔平坦地带。 1、1、1 气候条件：极端最低气温-39℃ 极端最高汽温+35。4℃ 最大冻结时间 210 天（10 月 30 日~次年 4 月 30 日） 最大积雪厚 40cm 平均积雪厚 14cm 平均降雨量 600mm 最大风速 24m/s 主导风速 西风（14 频率） 地震裂度（6 级） 1、1、2 水文情况：井田地表比较开阔，东本区可见三级地貌单元侵蚀――剥 蚀低三区，腐蚀――剥蚀丘陵区，山间堆积盆地区最高点，最低点地形标高分 别为+280m――+228m，地面坡度南北向 2.22℃。东边斜地高差 40m。第四亿 地层直接接触，元隔水野，只是系数相差较大，鹤立河厚井田的西侧内，现经 河流造向西移 300 米，使原含水丰富的井田变为无水井田，河流最高洪水位， 预测洪水位 238m,最大流量 180m3/s，矿区距市区水源较近，可由市里供给充足 的工业和民用水。 1、1、3 矿区工农业生产和电力供应5该矿区为新建矿井， 工农业电力业源由鹤岗 72 公里的佳木斯发电厂供给， 由于 是新建矿区，工业建设起步较晚，因此工业不很发达，有充足的蔬菜种植面积， 现主要有机电修配厂，木材加工厂等。 1、2 井田地质特征 1、2、1 地质；地层层位及接触关系，各层的形成时期类型，见综合柱状图 1、勘探深度：该井田地面标高为+260 左右，勘探线钻孔所见柱状为-300 水平 标高的岩体共探深度最深 410 米。 本区岩浆活动微弱，仅东南三个钻孔见有员脉或岩体侵入煤层影响小。 1、2、2 地质构造：煤层地质走向东北倾角-15℃左右， ，沿走向有波状起伏， 断裂复杂。 1、2、3 煤层特征：井田位于住依地堑西北端爱华夏系的控制和改造，使该区 受水平应为产生施转运动，形成以 F1 断层为主体的弧形，断层倾角甚缓，东弧 形断裂之间或弧之间断裂两侧往往出现南北向或北西向的断裂倾角较陡褶曲简 单，为一单斜构造，煤层埋在+320-400 水平标高内，平均深度距地表 300 米。 煤层本区含煤层 2 层， 可采 2 层， 煤质以肥煤为主， 煤层灰分在 20%~30%之间， 其中高灰分煤发热量一般在
大卡/kg， 含硫量一般为 0。 21%~0。 33%， 胶质层厚度一般在 13~14mm，煤容重为 1。35~1。38 之间。 1、2、4 瓦斯含量及自然发火情况：本区根据邻近采区二采区。瓦斯资料以越 深瓦斯深度越大，定为高瓦斯矿井，煤挥发份在 20%~30%之间，属有煤尘爆炸 危险区，概据相邻采区资料无自然发火情况第 2 章 井田境界及储量2.12.1.1 沿井田走向开采顺序本区上部以-50 标高为界， 左部以 F3 断层为界， 右部以 F4 为界下部以-250 标高为界， 采区走向长 1.2km，倾斜宽 0.64km2.1.2 井田境界确定的依据井田境界（1）井田范围、储量要与矿井生产能力相适应。 （2）井田要有合理的尺寸以保证各个开采水平有足够的储量和服务年限。6（3）充分利用自然等条件确定井田境界。（4）井田要有合理的开采范围，便于矿井的发展。2.22.2.1 井田储量的计算1.矿井初步设计应计算以下储量井田储量根据区域地质报告和井田地质精查报告计算井田地质储量（能利用储量和 暂不能利用储量） 、矿井工业储量（精查中的“A、B、C”三级储量） 、矿井设计 储量和矿井设计可采储量等。 2.井田工业储量应按储量块段法进行计算Zc =S×H×r/cosθ式中Zc――井田工业储量，Mt； S――块段面积，km2； H――块段总厚度，m； r――煤的容重，t/m3； θ――为煤层平均倾角，°。Zc=3 (1.25+1.25)×1.35/ cos15 =11MT3.矿井可采储量的计算Z=(Zc-P) ×C式中Z――可采储量，Mt Zc――工业储量，Mt P――永久煤柱损失，Mt C――带区回采率,厚煤层不低于 0.75；中厚煤层不低于 0.8；薄煤层不低于 0.85；地方小煤矿不低于 0.7。计算得：Z=8MT1.工业场地及主要井巷保护煤柱留设7（1）工业场地保护煤柱留设，应在确定地面受保护面积后，用移动角圈定 煤柱范围。工业场地地面受保护面积应包括受保护对象及围护带，围护带宽度 为 15m。 （2）本矿井采用斜巷连接带区与条带，在斜巷外留设 30m 保安煤柱。带区 之间留设 5m 煤柱。 2.断层带及井田境界煤柱的留设 井田范围三面以断层为界一面以煤层露头为界，为开采安全确定断层与煤 层露头均留设 50m 的煤柱进行保护。在井田范围内有一小断层，在其周围留设 30m 的保安煤柱。2.2.3 储量计算的评价储量完全按照规定计算，结果正确。但是由勘察数据做的地质分析与实际 地质情况存在着一定的出入，所以储量在数值上与实际存在着误差。2.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限本矿井采用“四、六”工作制，即三班采、掘工作，一班进行检修；每天 矿井净提升时间为 16h；年工作日为 330d。 本矿井已查明的工业储量为 143.44Mt,估算本井田内工业广场煤柱，境界 煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的 16%，各可采层均为中厚煤层，按矿井设 计规范要求确定本矿的带区采出率为 80%，由此计算确定本井田的可采储量为 95.76Mt。 根据井田地质精查报告的资料描述，初步决定采用大型矿井设计。并设计 确定三个方案，即矿井生产能力为 0.36Mt/a， 1.2Mt/a 和 1.5Mt/a 三个方案， 分析如下：P=8/AK式中P――为矿井设计服务年限，a； Z――井田的可采储量,Mt；8A――为矿井生产能力,Mt/a； K――为矿井储量备用系数，一般取 1.4；计算得：P1=16a 经与《规程》和《采矿设计手册》相核对，确定 16 比较合理的服务年限， 即本矿井的生产能力为 0.36Mt/a。第 3 章3.1井田开拓概 述3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述井田内生产矿井为大雁四矿，与其相邻为大雁一矿，一矿开拓方式为双立 井综合开拓。3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况（1）工业场地宜选择在相对比较开阔的地界上。 （2）开采水平的数目及其服务年限。 （3）井田范围内的地形、地质、水文和煤层赋存条件。（4）矿井开拓延深、深部开拓及技术改造。3.2.1 井硐形式和井口 3.2.2 开采水平数目和标高水平是运输大巷及井底车场所在的位置及所服务的开采范围，合理的水平 划分应该具有合理的阶段斜长和条带数目，要有利于带区的正常接续，在初期9投资上合理，保证开采水平有合理的服务年限及储量等。 根据以上原因及本井田的实际情况，现确定水平划分方案如下表 3-2 水平 划分方案比较表。 表 3-2 水平划分方案比较表方案 水平数目 水平标高 方案分析 比较结果 方案一 3 -50,-250 一水平服务年限为 6a，过短，所以 此方案不合理。 方案二 2 -250m，-750m， 一水平服务年限为 10a， 符合规定。选择方案二比较合理综合以上：本设计矿井为 2 个水平，一水平标高为+415m，二水平标高为 +150m3.2.3 开拓巷道的布置根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为分煤组布置（称分组集中运 输大巷）和全煤组集中布置（称集中运输大巷） ．采用集中运输大巷时，各煤层 （组）间用带区斜巷联系。当煤层倾角太大时，层间联系也可用溜井或斜巷。 各种方式的适用条件如下： （1）分组集中大巷适用条件 煤层数多，层间距大小悬殊；按煤层的特点根据运输，通风要求组合，经 济上有利；多水平生产，容易解决运输、通风的干扰； （2）集中运输大巷适用条适于煤层层数多，层间距不大的矿井； 田走向长度大，服务年限长；下部煤层底板有坚硬岩层，容易维护；采区 大，斜巷长度短。 比较详见图 3-2 开拓方案剖面示意图和表 3-3 开拓方案比较表和。10图 3-2 开拓方案剖面示意图3.3.1 井硐形式和数目根据井田的地形地势、煤层赋存等条件及井筒形式的技术分析确定本矿井 采用双立井开拓方式，一主立井一副立井。3.3.2 井硐位置及坐标井筒位置就是确定井筒沿煤层走向和倾斜方向上的具体尺寸，并用直角坐 标和方位角予以表示，选择井筒位置的条件： 1.地面条件 井筒应布置在地形开阔的地方根据地形与工程地质的条件以及地面煤炭的 外运等合理选择。112.井下条件 根据井底车场的运输与装卸关系，及保安煤柱的留设合理选择。 考虑到上述的条件和本矿的具体条件，设计矿井井筒位置位于井田中央， 坐标分别为主井： （5） ；副井： （5） 。3.3.3 水平数目及标高本设计矿井为 2 个水平，一水平标高为-50m，二水平标高为-250m。3.3.4 石门及大巷数目及布置 及布置本设计矿井选择集中大巷运输方式，双轨布置；采用反倾斜斜巷布置，实 现分带与带区之间的联系，斜巷为带区的运输服务，运输能力要求大；大巷和 斜巷的断面设计和支护设计合理与否，直接影响煤矿生产的经济和安全，该设 计矿井大巷和斜巷断面的各项内容见图 3-3 大巷断面图和图 3-4 斜巷断面图。3.3.5 井底车场的形式选择井底车场设计是否合理，直接影响着矿井的安全和生产。由于井筒形式， 提升方式，大巷运输方式及大巷距井筒的水平距离等不同，井底车场的形式也 各异。本矿井根据实际情况采用环行尽头式井底车场。3.3.6 煤层群的联系本设计矿井井田范围内共有四层可采煤层， 各煤层间距均在 50m 以内，故各煤层联 合开采，利用反倾斜斜巷联系分带与带区的运输，斜巷为采区服务。3.3.7采区分采区划分应根据地质条件、 煤层赋存条件、 开采技术条件及装备水平等经综 合分析比较后确定，结合采区划分原则， 本设计矿井第一水平划分为八个带区。12详细见带区划分示意图（图 3-5） 。图 3-5 采区划分示意图3.4井硐布置和施工3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护参见井筒开拓剖面图。本设计矿井井筒穿过的岩层性质如下： 基岩段：细砂岩 砂砾岩 根据主副井围岩性质，并按《规程》规定，确定主副井筒支护方式如下： 主井井筒表土段：混凝土砌碹；煤层段：料石砌碹；基岩段：锚喷支护 副井井筒表土段：混凝土砌碹；煤层段：料石砌碹；基岩段：锚喷支护 井硐穿过岩层主要为细砂岩。133.4.2 井筒布置及装备箕斗提升的井筒不应兼作风井； 作为安全出口的立井井筒， 当井深超过 300 米时，应每隔 200 米左右设置一个休息点；井筒平面内布置提升容器时，所允 许的间隙不应过小；井筒允许最大风速不超过下表的要求： 表 3-5井筒名称 无提升设备的风井 专为升降物料的风井 升降人员和物料的风井 设梯子间的风井 修理井筒时井筒允许最大风速表允许最大风速（m/s） 15 12 8 8 8立井井筒装备包括：罐道、罐笼、罐道梁、梯子间、罐路、电缆、井口、 井底金属支撑结构、托管梁、电缆支架、过巷装置等。井筒断面详见图 3-6 主 井断面图和图 3-7 副井断面图。3.5井底车场及硐室3.5.1 井底车场形式的确定及论证本矿井设计采用环形卧式井底车场。 井底车场形式的布置必须保证矿井的生产能力有足够的富裕系数，考虑增 产的可能性；操作安全，调车方便，符合规程规定。井底车场的形势也取决于 矿车的选择， 本矿井采用 1t 底卸式矿车， 综合原则和规定以及本矿的实际情况 采用了设计的车场。143.5.2 井底车场的布置1.井底车场线路布置的要求 （1）底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题； （2）线路布置要有利于通风，尽量减少工程量以及少布置道岔和交岔点； （3）为保证运行安全，应尽量避免在曲线巷道顶车，机械推车需布置在直 线段上； 2.存车线长度的确定 确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题。根据我国煤矿多年的实践 经验，各类存车线可以选用下列长度： （1）大中型矿井的主井空、重车线长度各为 1.5～2.0 列车长； （2）副井空、重车线长度， 大中型矿井按 1.0～1.5 列车长； （3）材料车线长度，大中型矿井应能容纳 15～20 个材料车； （4）调车线长度通常为 1.0 列车和电机车长度之和； 3.存车线长度的计算 (1) 主井空、重车线，副井进、出车线L=mnLk+NLj+Lf式中m――列车数目,列; n――每列车的矿车数，辆; Lk――每辆矿车带缓冲器的长度，m; N――机车数,台; Lj――每台机车的长数，m; Lf――附加长度，取 10m。经过计算，得 L=1.5×4×3.45+1×4.5+10=91m (2) 材料车线有效长度L = n cL c+ n sL式中nc――材料车数，辆;15Lc――每辆材料车带缓冲器的长度，m; ns――设备车数，台; Ls――每辆设备车带缓冲器的长度，m; L=4×2.4+1×2.5=26m根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长 26m。3.5.3 井底车场通过能力计算矿 井 日 产 原 煤 600 每 日 运 矸 石 量 为 600×0.15=90 日 产 掘 进 煤 为 600×0.06=36t，1 t 底卸式矿车日运煤量为 600×0.94=584t。1t 底卸式矿车 列车数为 600/ （3×15） 列。 =13 根据矿井矸石量与掘进煤的比例 （15%/6%=5/2） ， 确定 0.5 吨煤矸石混合列车由 13 辆矸石与 11 辆煤车组成，每列矸石车与煤车 载重之比为（1.7×15）/（1.5×11）=17/11，故符合要求，每日混合列车数为 （554+222）/（1.7×15+1.5×11）=19（列）每日进入井底车场的 1 底卸式矿 车数与 0.5 吨混合列车数之比为 78/19=4.1/1 按公式计算：N=TaQ/1.15T式中N――井底车场年通过能力，Mt; Ta―― 每年运输工作时间等于矿井设计年工作日数与日生产时间的乘积，Q――每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤重，t； T――每一调度循环时间,min；1.15――运输不均衡系数； 计算得：N=330×16×60/(1.15×30) 通过能力富余系数为 312.4/240=1.302，满足设计规范要求。 附表 3-6 调度图表及图 3-8 井底车场线路布置图。163.5.4 井底车场主要硐室1.主井系统硐室 主井硐室主要有 3t 卸载硐室。 2.副井系统硐室 副井硐室主要有中央变电所和中央水泵房，负责全矿井的电和水。3.6开采顺序3.6.1 沿井田走向的开采顺序根据该设计矿井的煤层分布及带区划分的具体情况， 采用井田仰俯斜开采， 这样有利于矿井的均衡生产和合理配采， 确定生产的连续性； 有利于矿井通风、 运输等主要生产系统的管理，依据本设计矿井的带区划分的具体情况，采用倾 斜长壁开采，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。详见带区接续 图表。3.6.2 沿井田倾向的开采顺序本矿井设计总体采用下行式开采。在开采的时候，为早达产，将首先开采 靠近井底车场的东一带区，然后开采西一带区层煤的，故开采顺序依次为东一 采到西一采区,173.6.3 三量控制情况矿井生产的准备工作包括水平开拓、采区准备和开切工作面三个阶段。通 常用三量来反映矿井采掘工程效果、生产准备情况和采掘关系。所以，搞好三 量管理是保证生产正常接续、稳产高产的重要环节。 1.矿井开拓煤量的确定 计算公式为：Q 开=(L h M D-Q 地损 CQ 呆滞)×K式中Q 开――开拓煤量，t； L――煤层两翼已开拓的倾斜长度，m；h ――带区平均走向长，m；M ――开拓区煤层平均厚度，m；D――煤的视密度，t/m3 ； Q 地损――地质及水文地质损失，Mt； Q 呆滞――呆滞煤量，t； K ――采区采出率。本设计矿井的开拓煤量计算：Q 开＝(×1.25×1.35-0-1.422)×0.85=1.1Mt2.准备煤量的确定 计算公式为：Q 准=(Lh M D-Q 地损 CQ 呆滞)×K式中Q 准――准备煤量，Mt； L―― 带区倾斜长度，m； H―― 带区走向长度，m；18M ――采区煤层平均厚度，m；本设计矿井准备煤量：Q 准＝(×1.25×1.35-0-0)×0.85=1.1Mt 3.回采煤量的确定 计算公式为：Q 回 =LhMDK式中Q 回 ――回采煤量，Mt ； L――工作面走向可采长度，m； h――工作面倾斜可采长度，m； M――设计采高或采厚，m； K――工作面回采率。 Q 回 =×1.35×1.25×0.85=1.3Mt根据有关规定，开拓煤量、准备煤量、回采煤量都应该有一定的可采期。 设计矿井可采期的计算： （1）开拓煤量可采期=期末开拓煤量/当年计划产量或设计生产能力 =8.8÷（1.4×1.2）=5.24a&5a，满足要求； （2） 准备煤量可采期=期未准备煤量/当年平均月计划产量或平均月计划能 力=3.12÷（1.4×1.2）=1.86a&1a，满足要求； （3）回采煤量可采期=期末回采煤量/当年平均月计划回采量=1.38/（1.4 ×1.2）=0.82a&0.5a，满足要求。经过以上计算可“三量”及可采期满足设计规范要求，可以移交生产。第 4 章 统4.1 采区概述带区巷道布置及带区生产系194.1.1 设计采区的位置及带区煤柱本设计采区为东部采区，位于井田中部偏东，北部以煤层露头标高为界， 南部、东部、西部均以人为划定边界。走向长 1500，南北倾向长 900m。 带区内留设的煤柱宽度为：带区边界 30m，相邻分采 5m，岩石大巷 30m。4.1.2 采区地质及煤层情况北一采煤层发育稳定，地质构造简单，倾角在 6.7? 左右。煤层顶底板以细 砂岩为主，顶底板条件稳定，采区内水文地质条件简单，地下水涌出量 50m3/h, 瓦斯绝对涌出量为 8.08m3/min。4.1.3 采区生产能力储量及服务年限采区煤层全部可采，根据几何法求得可采储量为 8MT, 采区设计生产能力 为 0.36Mt/a。采用走向长壁采煤法采煤。 采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于 煤层厚度，工作面长度和推进度。 一个采煤工作面产量 A0（Mt/a)可由下式计算：A0 = L ×V0× M r× C0式中L――采煤工作面的长度，m； V0――工作面推进度，km； M――煤层厚度或采高，m； r――煤的密度 ，t/m3； C0――采煤工作面采出率，中厚煤层取 95%。设计回采工作工艺为综采，日进尺数为 7.2m。所以 V0=7.2×330=2.376km， 即工作面年推进度为 2.376km。 因此，一个采煤工作面产量为 A0=200×2.376×2×1.35×0.95=0.36Mt 。20采生产能力为AB=K1K2 ΕAi式中n――同时生产的采煤工作面数，取 1； K1――采区掘进出煤系数，取为 1.06； K2――工作面之间出煤影响系数。本采区采用 1 个工作面，AB=1.=1.3043Mt 本采区储量丰富，可采储量为 2.8MT Tn=Z/（AC） 式中 Tn――采区服务年限，a; Z――采区可采储量，Mt； A――采区生产能力，Mt； C――储量备用系数，取 1.3 P=2.8/（0.36×1.3=7a4.24.2.1 区段划分采区巷道布置由于本采区采用倾向长壁采煤法，区段划分则以工作面长度为标志。本 设计采用并列式通风，一水平设在-50m 标高处，斜巷长 286m，条带垂高 240m, 确定合理工作面长后，将本带区划分为两个分带。4.2.2区段车场布置采区下部车场多由带区装车站和辅助提升车场组合而成。因为运输能力的 限制不可采用石门装车式，采用顶板绕道大巷装车式车场。 1.装车站线路设计 根据装车站所在的位置不同， 大巷装车站线路又分为通过式和尽头式两种。 由于本带区位于位于井田中央，因此装车站线路选为大巷通过式。装车站线路 总长度 L 为：L= L1+L2+L3+3L4 式中 L――车场线路长度，m； L1――空车存车线长度，L1=Le+nLm+(3～5m)；21Le――机车长，m； Lm――列车长度，m； n――一列车矿车个数，辆； L2――重车线存车长度，m； L3――煤仓溜煤闸门至渡线道岔长度，L3= Le+0.5 Lm； L5――渡线道岔长度，大巷轨道中心距离 1300mm。∵ 渡线道岔 ZDX622/4/12，α=14?15′ a=3340mm，b=3500mm，L=8213mm； L1=50+()=6mm l2=16×mm l3=×mm l=+975mm∴2. 辅助提升下部车场 因为本带区倾角较小，所以采用顶板绕道。辅助提升车场在竖直线以后以 24?度跨越大巷见煤。 斜面线路采用 ZDC 622/3/6 道岔， α=18?26?06&， a=2260mm， b=2800mm，l=4964mm 车场双道中心线间距为 1300mm 对称道岔线路连接长度为： （连接半径取 12000mm） L 对=α+B+T=ctgα/2+Rtgα/2=9077 水平投影长：L@对= L 对 COSθ=9077×COS 25?=8226 （1）竖曲线计算：Y=hcotβ022L=Y+TD+d1+R1 式中： h――大巷通过线轨面至轨道上山轨面之间的垂线距离， 一般为 15～20m， 20m； 取 β0――轨道上山下段倾角（起坡面） ，为减少工程量，一般取 20?～25?，取 20?；TD――低道竖曲线切线长度，取 TD=5m； d1――平竖曲线之间插入直线段，取 2.5m； R1――绕道内侧弯道曲线半径，取 12m； Y――大巷通过线与轨道上山低道竖曲线切线交点的距离，m； L――车场绕道内侧线路的水平距离，m；计算得：Y=20×cot15?=61.55,取 18 L=18+5+2.5+12=45.5m； L1=L-R1-Lk-d2-n L2=LZD-d1-l1-3.14×R1 X=m+2R1+S/2+L2式中L1――绕道出口端存车线直线段长度，m； L2――存车线两弯道之间的直线段长度，m； LZD――绕道内侧线路存车线长度，m； d2――平曲线与道岔之间的插入段，一般取 2m； Lk―― 单开道岔平行线路联接长度，m； n、 m―― 由单开道岔非平行线路联接公式求得，m； S―― 空、重车线摘挂钩点活动板的双轨中心距，m； X―― 绕道出口交岔点道岔基本轨起点 G 至轨道上山轨道中心距， m； S1――空、重车存车线非摘挂钩段双轨中心距，m；d2=2m,Lk=9m,R1=12m,m=25m,n=15m,LZD=83.68m,d1=2.5m,S=1.6m,S1=1.6m计算得：L1=81.5-12-9-2-15=43.5m；L2=159.68-2.5-43.5-3.14×12=76m； X =25+2×12+1.6/2+76=125.8m；234.2.4 采区煤仓形式容量及支护1. 煤仓形式 由于本采区采用溜煤眼溜煤，煤仓高度不会受到限制，所以煤仓形式采用 垂直式。由于圆形断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，施工 速度快。因此，垂直煤仓为圆形断面，自由降落式。 2. 煤仓容量 一般带区煤仓按下表 4-1 带区煤仓表选取： 表 4-1 带区煤仓表 带区生产能力(Mt/a) 0.3 以下 0.3--0.45 0.45--0.6 0.6--1.00 1.00 以上24煤仓容量（t） 50--100 100--200 200--300 300--500 大于 500按带区生产持续时间计算煤仓容量 Q。Q=(Ag-AN)TgKb式中Ag----带区高峰生产能力，t/h 取 242.5t /h； AN----装车站通过能力，t/h 取 521t/h； Tg-----带区高峰生产持续时间，h ；机采可取 1.0～1.5h； Kb-----不均匀系数，机采取 1.15～1.20；Q=（885-521）×1.5×1.2=656t。3. 煤仓支护 为了保证上口安全和改善煤仓上口的受力情况，需要以混凝土收口注成圆 台体。为防止大块煤、矸石、废木料等进入煤仓，造成堵塞，可在收口处设铁 篦。铁篦用旧钢轨或工字钢做成，篦孔大小约 200mm 左右，当大块煤较多时， 还可安设破碎机。煤仓上口应高出巷道底板，防止水流入仓内。仓身采用锚喷 支护。煤仓下口要用混凝土砌筑圆台体收口，收口斗仓为圆锥形。为了经久耐 用，在收口处可采用铁屑混凝土浇灌或铺设密集旧钢轨。为了大巷安全，煤仓 与大巷连接处必须加强支护。应在煤仓下部收口四周铺设数根钢梁，灌入混凝 土，并与大巷支护连为一体。4.2.5 采区硐室简介采区硐室包括带区变电所，带区绞车房和井下空气压缩机硐室。 1.采区变电所 采区变电所为带区供电， 需要配 1160v 和 360v 两种电压， 硐室尺寸要严格 按照规程规定实施。 2.柴油机硐室 本带区运料采用卡轨齿轨车，为便于机车的使用与维护，特在带区设柴油 机硐室方便维修。254.2.6 采区工作面接续本采区共有四个煤层，各煤层采用分条带依次开采。每个煤层采完一个采 区中的条带就开采下一带区的条带。 （见表 4-2 带区工作面接续表） 表 4-2 带区工作面接续图表工 作 面 可 采 储 量 (t) 编 号12 22 31 31 42
277 268 270 266 270 271 269 268 277 266 270 266 269 27101服 务 年 限 2( a ) 345接 1311 接 1412 接 1312 接 1411 接 1321 接 1422 接 1322 接 1421 接 1331 接 1432 接 1332 接 1431 接 1341 接 1442 接 1342 接 1441注：工作面编号第一个数字代表水平序号，第二个代表带区号，第三个代表煤层号， 第四个代表条带编号。4.34.3.1 采区巷道准备顺序采区准备首先，在带区沿走向的中部位置，由运输大巷开掘带区下部车场，再分别开掘采区运 输入风斜巷及带区运料回风斜巷，穿透所有煤层直至煤层群的最上部煤层内分别开掘分采26运输入风巷及分带运料回风巷，最后沿煤层走向掘进开切眼即可进行回采。在分采运输入 风巷和分带运料回风巷及各巷道和硐室的规格质量经检验合格后，即可安装机电设备。第五章 采煤方法 5.1.1 采煤方法的选择1.采煤方法的选择原则 采煤方法必须符合安全，经济，煤炭采出率高的基本原则。 2.影响采煤方法选择的主要因素 （1）煤层倾角； （2）煤层厚度； （3）煤层的地质构造情况； （4）煤层及围岩特征； （5）煤层的含水性，瓦斯涌出量及煤的自燃情况。 3.采煤方法的选择 本带区共有 4 层煤，煤层倾角平均 6.7 ?，煤厚平均 2m，煤层地质构造简 单，煤层稳定，带区正常涌水量为 50m /h，瓦斯涌出量小，煤层无煤尘爆炸的 危险及自燃发火倾向。 根据以上条件及采煤方法的选择原则，现决定采用倾向长壁采煤法。35.2回采工艺5.2.1 回采工作面的工艺过程及使用的机械设备1. 回采工艺 回采工艺包括落煤、装煤、运煤、工作面支护和采空区处理五个方面。根 椐本带区地质情况，回采工艺安排如下；27（1）落煤，使用双滚筒采煤机割煤，工作面端头割三角煤斜切进刀方式， 双向割煤往返一次割两刀，截深 0.8m。 （2）装煤，采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工 装入刮板输送机中。 （3）运煤，由刮板输送机经转载机胶带输送机运到带区煤仓，然后由大巷 装车站运于井底车场。 （4）工作面支护，工作面内部用液压支架，工作面端头支护用端头支架， 并采用超前支护方式， 超前 20m 左右， 主要原因则由于其对地质条件适应性强， 而且有利于机头与架子的稳定。 （5）采空区外理采用全部垮落法。 2.回采工艺中使用的机械设备 回采工作面中使用机械设备主要有采煤机、刮板输送机、液压支架、胶带 输送机等，主要设备型号见下表 5-1 主要设备型号表。 表 5-1 主要设备型号表序 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 设 备 名 称 采 煤 机 液 压 支 架 刮 板 输 送 机 乳 化 液 泵 乳 化 液 箱 喷 雾 泵 破 碎 机 转 载 机 胶 带 输 送 机 移 动 变 电 站 照 明 设 备 型 号 单 位 台 台 台 台 台 台 台 台 台 套 数 量 1 1 2 1 2 1 2 2 2 13MG200/450-WD BY SGZ730/320 MRB-125/31.5 MRXⅠ XPB250/5.5 PEM1000× 650 SZZ-730/132 SSJ1200/3× 200M KSGZY-630/6 KBY-62架 135285.2.2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式采煤工作面循环方式和工作面劳动组织分别见表 5-2 工作面劳动组织表 和表 5-3 工作面循环方式图表。 表 5-2 工作面劳动组织表工 种 班 长 采 煤 机 司 机 支 架 工 输 送 机 司 机 泵 站 司 机 电 工 井 下 辅 助 工 转 载 机 司 机 端 头 工 机 电 维 修 工 小 计一 班 1 1 2 1 1 1 2 1 2 1 13 二 班 1 1 1 1 1 2 1 1 1 4 14 三 班 1 1 2 1 1 1 2 1 2 1 13 四 班 1 1 2 1 1 1 2 1 2 1 13 合 计 4 4 7 4 4 5 7 4 7 7 53第 6 章6.1井下运输和矿井提升矿井井下运输6.1.1 运输方式和运输系统的确定根据本矿井的地质情况和井型，设计采用轨道运输方式。 采煤工作面运输方式：刮板输送机； 工作面分带运输巷道运输方式：皮带运输；29运输大巷运输方式：轨道运输。6.1.2 矿车的选型及数量1.电机车型号的选择 根据本矿井的实际情况， 轨道运输采用机式的型号为 ZK-6/550 型电机车牵 引。 2.大巷运输及辅助运输矿车型号确定 大巷运输选用 1t 底卸式矿车（MD1.3-6 型）运输，辅助运输选用 1.5t 箱 式矿车（MG1.7-6 型）运输。 3.列车组成计算 列车组成计算通常按三个条件进行计算，即按重列车上坡起动，牵引电动 机温升和重列车下坡制动。 取其中最小者为列车组成。 各个阻力系数见比表 6-1 矿车运行阻力系数表。 (1)按重列车上坡起动条件：Q≤Pn×g×Ψq/[1.075a+(ωa+i)×g]－p式中Q――重车组质量，t； Pn――电机车粘着重量,t, 取 10t； P――电机车质量,t, 取 10t； g――重力加速度，取 9.8m/s2； Ψq――电机车撒沙起动的粘着系数，取 0.24； a――列车起动加速度，取 0.04m/s2； ωa――重列车起动阻力系数，取 0.0105； I――运输线路平均坡度，‰，I=3‰。Q≤10×9.8×0.24/[1.075×0.04+(0.)×9.8]-14=134.17t； 表 6-1 矿车运行阻力系数表30矿车名义装 载质量（t） 1.0 1.5 3.0 5.0列车起动 重车 0.0 0. 空车 0.0 0.0 重车 0.5 0.0列车运行 空车 0.5 0.0（2）按牵引电动机允许温升条件Q≤Fd/[α×Г1/2(ωy－id)×g]－p式中Fd――电机车等值牵引力，KN，可取电机车长时牵引力,Fd=9.6KN； α――电机车调车时电能消耗系数，α=1.25； ωy――重列车运行阻力系数，ωy=0.006； id――等阻坡度， id=2‰； Г――相对运行时间，min； Г= T1/(T1+Q)式中Q――调车及停车时间，min，一般取 Q=20～30min，取 20 min； T1――列车往返一次运行时间，min； T1=2L×60/0.75V式中L――加权平均运输距离，N；L=1.45 N， V――机车平均速度，取机车长时速度，V=16.7km/hT1=2×1.45×60/0.75×16.7=13.89min； Г=T1/(T1+Q)=13.89/（13.89+20）=0.4098；则：Q≤9.6/[1.25×0.40981/2×(0.006－0.002)×9.8]－10=611.46t； 表 6-2 调车电能消耗系数表 运输距离 α值 &1.0 1.40 1.0～1.5 1.25 1.5～2.0 1.15 &2.0 1.10(3)按重列车下坡制动条件 在列车组成计算时，只按运送物料下坡制动不超过 40m 计算。31列车制动时的速度按机车长时运行速度，则制动减速度为：b=0.03858v2/l式中b――列车制动减速度，m/s2； v――电机车长时运行速度，m/s； l――允许的制动距离，m，运送物料时，取 l=40m；则：b=0.0/40=0.302168 m/s2； 按重列车下坡制动条件，求重车组的质量Q≤Pz×g×Ψq/[1.075b－(ωy－i)×g]－p式中：Pz ――电机车的制动质量，t，等于电机车的全部质量；p――电机车的质量，t； Ψq――制动时的粘着系数，Ψq=0.17； b――制动减速度，m/ s 2 ,b=0.302168m/ s 2 ； ωy――重列车运行阻力系数，取 0.006； Q≤10×9.8×0.17/[1.075×0.302168－(0.006－0.003)×9.8]－10=129.9t；表 6-3 电机车运输粘着系数表 工作状态 起动 Ψq 值 Q=129.9t。 当不设制动矿车时， 10t 电机车双机牵引 3t 底卸式矿车的每列数量车组中矿车 数可按下式计算：32撒沙 制动 0.17 起动 0.20 0.24不撒沙 制动 0.09 运行 0.12按上述三个条件计算 Q 值，取其小者计算列车组中的列车数，因此，n=Q/(q+q0)式中：Q――重车组质量，t ；q――矿车装载质量，t； qo――矿车质量，t；则：n=129.9/(5+3)=16.2 辆 列车中矿车数量太少，应该设置两辆制动矿车，则 Pz=2×（p+q+q0 ） =2×(14+5+3)=44t； 此 时 ： Q ≤ 44×9.8×0.17/[1.075×0.302168 － (0.006 － 0.003)×9.8] － 2×14=220.1t； 列车中矿车数为：n=Q/(q+q0)=220.1/8=27.5 辆。 10t 电机车牵引 3t 底卸式矿车，在没有制动矿车时，为满足制动距离小于 40m 的要求， 列车只能由 16 辆矿车组成。 列车牵引矿车太少， 显然是不经济的。 本设计矿井中由 10t 电机车单机牵引 3t 底卸式矿车时， 考虑到车场长度制动距 离宜留有余地等因素，每列车由 16 辆矿车组成。 4.机车台数 （1）电机车往返一次所需要时间为T=T1+θ=12.1+20=32.1min；（2）每台电机车每班可能运输次数m=60Tb/T式中Tb――电机车每班工作小时数，h；则：m=60×5.5/32.1=10.2 次 （3）每班运煤列车数m1=k1×Ab/nq式中m1――每班运煤需要的列车数，列； k1――运输不平衡系数，一般为 1.25，综采时为 1.35； Ab――矿井（水平）每班产量，t； n――列车中的矿车数，辆；33q――矿车装载质量，t。 m1=1.35×1231/（16×3）=34.6,取 35 列；（4）电机车牵引运煤列车数和台数N=m1/m=45.0/12.7=3.54 台,取 4 台；考虑到备用列车：1.25×4=5 台，双机牵引的电机车为：5×2=10 台。 （5）运人及矸石电机车台数 根据《煤矿安全规程》规定：距离超过 1.5km 的主要运输平巷，上下班时 必须采用机械运送人员。 矿井每班每翼用电机车牵引平巷人车运人按一次考虑。 因此，如为单翼开采，则运人列车数为一次（m2=1） ；两翼开采时为两次（m2=2） ， 运输距离小于 1.5km 时，不运送人员（m2=0） 。则本矿井 m2=2。运矸石由小吨位 矿车组成，亦由电机车牵引。 每台电机车牵引 28 辆 1.5t 固定箱式矿车，共 3 组辅助运输列车。材料车 取 17 辆，由一辆机车牵引。备用电机车取 2 台。 （6）矿井（水平）所需要电机车台数N=10+3+1+2=16 台；即：矿井（水平）需要 16 台电机车 矿车总数为：N'=25×4+3×28+17=201 辆。6.1.3 采区运输设备的选择1.工作面运输能力的确定 机采工作面 Q 运=QmK1K2K3 式中：Q 运――输送机小时输送能力，t/h；Qm――采煤机实际生产能力，t/h ；Qm=60MBV 采 rk=60×2.0×0.8×5.4×1.35×0.4=280t/h；s――工作面推进度,m/d, M――采高,m； B――截深，m；34V 采――给定条件下采煤机最大可能的牵引速度，m/min；r――煤的容重，t/m3； k――总时间利用系数，约取 0.4； K1――采煤机和运输机同方向运行时调整数，K1=V 运/（V 链-V 采） ； V 链――工作面输送机链速，m/min； K2――输送机装载不均匀系数，取 1.5； K3――煤层倾角和运输方向的关系系数，取 0.7；则 Q 运=280×1.15×1.5×0.7=338.1t/h；应选择 200 运输能力的刮板输送机。 2.工作面输送机选型 刮板输送机输送能力应大于工作面最大生产能力的 1.2 倍；要根据刮板链 的负荷情况，确定链条数目，结合煤质硬度选择链条的结构形式，综上所述， 刮板输送机选择型号为：SGB730/132 型。 3.工作面运输巷设备选型 （1）转载机选型原则 转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力（一般为 1.2 倍）它的溜槽 宽度或链速一般应大于工作面输送机；转载机的机型，好机头传动装置及电动 机和中部槽的类型及刮板链类型，应尽量和工作面刮板输送机机型一致；转载 机尾部和工作面输送机头部有一定的卸载高度（约 500mm）以避免工作面输送 机底链回煤；根据以上要求及本矿带区输送能力，选择转载机型号为： SZZ730/132 型。 （2）破碎机选型 破碎机的类型和破碎能力应满足工作面生产可能出现的大块煤（岩）等状 况的需要；破碎机的结构与所选转载机结构尺寸相适应；根据以上要求及本矿 带区输送能力，选择破碎机型号为：PEM 型。 （3）可伸缩带式输送机选型 工作面运输巷带式输送机运输能力，要大于工作面刮板输送机的能力；移 动尾装置宜选用液压式；根据以上要求及带区的输送能力，选择 DSP1063 型可35伸缩带式输送机。6.2矿井提升系统6.2.1 矿井提升设备的选择与计算1.提升方式的选择 根据矿井实际情况，本设计立井采用多绳摩擦箕斗提升，副立井采用罐笼 提升。 2.提升设备选择计算步骤 (1) 最大提升速度 Vm 的确定Vm=0.3～0.5 H ,m/s式中H――提升高度，m；H=Hs+Hx+hzHs――井筒深度，m； Hx――卸载高度，m； hz――装载高度，m；0.3～0.5――系数，一般取平均值，即 0.4； 则：H=240+25+22=287m 所以： Vm =6.77m/s (2)一次循环提升时间 T@的计算T@= Vm/α1+H/Vm+u+Q式中α1――假定加速度，一般可取 0.7～0.8，取 0.75； u――箕斗在曲轨内减速或爬行需要的附加时间，可取 10s； Q――装卸载或换车时间（修业时间） ，s，Q=8s。则 T@=82.9s （3）一次提升量 Q@的计算36Q@=[αf+CAT@]/3600brt,式中αf――提升能力富裕系数，主提升仅对第一水平取 1.2； C――提升不均衡系数，主提升有煤仓 1.10～1.15； A――矿井年产量，t/a; br――300a； t――14h；其余从前。则： Q@=15.1t/次 3.选择箕斗及其规格 立井提升多绳提煤箕斗型号为 JDG12/110×4,名义载煤量 12t， 最大提升高 度 1000m，有效容积 13.2m3。副井提升容器为：GDG1.5/6/2/4 型。 一次提升量 Q，提升时间 T 的计算Q=Vzr，tT=3600Qbrt/αfCA，s 式中 Vz――箕斗的有效容积，m ；3r――煤的散集密度 t/ m3；则 Q=38.135t T≈174s第 7 章矿井通风系统的确定7.1.1 概述矿井通风系统的确定本设计矿井生产能力为 0.36Mt/a，煤层倾角为 15?，赋存条件稳定。本井 田相对瓦斯涌出量 3.2m3/t,属于低瓦斯矿井。7.1.2 通风系统确定的因素1.通风系统的确定37选择通风系统主要考虑因素包括煤层赋存状态，埋藏深度，冲积层厚度， 矿井瓦斯等级，煤尘爆炸性，煤层自燃发火性，矿井地形条件，井田及矿井年 生产能力以及井巷工程量，设备投资费，设备运营费，维修和管理费等。 本矿井采用中央并列式通风方式。 2.主要通风机的工作方式 矿井通风方法选择：压抽混合式通风机械设备较多，通风管理困难，不适 合新建矿井和高瓦斯矿井，所以此种方法不适合，压入式风阻大，风量调节困 难，当通风机停止运转时，分流压降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，因 此此方法也不适合；综上所述，本设计通风方法选择抽出式。7.27.2.1 风量计算1.矿井风量计算原则风量计算与风量分配矿井需风量按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算并取 最大值相加。 按采煤、 掘进、 硐室及其他实际需要风量的总和进行计算矿井总进风量为：Q＝（∑Q 采＋∑Q 掘＋∑Q 硐＋∑Q 它）×K式中Q――矿井总进风量；m3/min ∑Q 采――采煤工作面实际需风量和；m3/min∑Q ∑Q ∑Q3掘 硐 它――掘进工作面实际需风量和；m3/min ――硐室实际需要风量和；m3/min――矿井除了采煤，掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要风量和；m /minK――矿井通风系数，取 1.2。2.采煤工作面实际需要风量 应该按照矿井各采煤工作面实际需要风38ΣQ 采=k ∑ Q 采i=1n式中Q 采 ――第 i 个采煤工作面实际需要风量，m3/min； n――采煤工作面个数，个； K――矿井通风系数，取 1.2。（1）按瓦斯涌出量计算Q 采=100?q 采?ki式中Q 采――采煤工作面需要风量，m3/min； q 采――采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min，q 采=8.08m3/min； ki――采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用系数， 它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常机采工作面取 1.2～1.6；炮采工 作面取 1.4～2.0。 则：Q 采 =100×8.08×1.6=/min（2）按工作面温度计算 采煤工作面应该有量好的劳动气候条件，其温度和风速符合表 7-1 工作面 空气温度与风速对应表要求 表 7-1 工作面空气温度与风速对应表 工作面空气温度（℃） ＜15 15--18 18--20 20--23 23--26 采煤工作面的需要风量可按下式计算工作面风速（ m / s ）0.3--0.5 0.5--0.8 0.8--1.0 1.0--1.5 1.5--1.8Q 采 =60VaiSaiKi式中Vai――第 i 个采煤工作面的风速，m/s； Sai――回采工作面平均有效断面，取 4.88m2；39Ki――工作面长度系数，按表 7-2 采煤工作面长度风量系数表取。Q 采=60×1.5×4.88=449.2m /min 按人数和炸药量计算，一般风量都偏小，因此不作计算 根据以上计算，取最大值工作面为 /min，则工作面总需风量为ΣQ 采=k ∑ Q 采i=1 n3ΣQ 采=.2=1551.36 m /min3表 7-2 采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度（m） ＜50 50--80 80--120 120--150 150--180 ＞180 工作面长度风量系数 0.8 0.9 1.0 1.0 1.0 1.30--1.403.掘进工作面实际需要风量 按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际风量的总和计算，即ΣQ 掘=k ∑ Q 掘i=1 n式中Q 掘――各个掘进工作面实际需要风量，m3/min。 Q 掘 =100?q 掘?kd（1）按瓦斯涌出量计算 式中q 掘――掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min，q=5.4m3/min； Q 掘――掘进工作面的需要风量，m3/min； Kd――掘进工作面的通风系数，主要包括瓦斯涌出量不均衡和备用风量等因素，一般 Kd 取 1.2～2.0。 则：Q 掘=100×5.4×1.6=864m3/min40（2）按局部通风机的实际吸风量计算Q 掘=QfIkf式中Q 掘――掘进工作面局部通风机的实际吸风量， 3/min， 300 m3/min m 取 I――第 i 个掘进工作面同时通风的局部通风机台数,台。 kf――为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取 1.2～1.3； 则：Q 掘=300×2×1.25=750m3/min按炸药量计算和按工作面人数计算，风量偏小，故不作计算。 根据以上计算取最大值 864 m3/min，为保证生产接续，安排二个掘进面进 行掘进工作。则： 4.硐室实际需风量 按矿井各个独立通风硐室实际需风量的总和计算，即n∑Q 掘=1.2×2×864=/min∑Q 硐=k ∑ Q 硐i=1式中Q 硐――为第 i 个独立通风的硐室的实际需要风量，m3/min；根据经验，井下变电所取 150m3/min，水泵房取 120m3/min,机电硐室 130 m3/min，柴油机硐室 200 m3/min，并装设瓦斯监测报警自动断电仪器，加强瓦 斯监控保证安全生产。 则：n∑Q 硐=k ∑ Qc= 1.2×(150+120+130+200)=720m3/mini=15.其他井巷实际需要风量 按矿井其他用风量的总和计算n∑Q 它= ∑ Q 它i=1式中Q 它――其他井巷的用风量，m3/min。新矿井设计其他用风巷道所需风量难以计算时， 也可以采取按采煤、 掘进、 硐室的总和的 3%～5%进行考虑。 则 Q 它=0.05×(3.6+720)=217.25m3/min41（六）矿井总进风量为：Q＝(∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q它) × K=（3.6+720+217.25）×1.2=/min7.2.2 风速计算矿井在设计的时候要考虑巷道断面对风的影响， 巷道断面大风速就太慢， 巷道断面小了行人过车不方便，所以合理的设计断面选择最适宜的风速是很重 要的。各种巷道适宜风速见表 7-3 各种巷道和采煤工作面适宜风速表。 表 7-3 各种巷道和采煤工作面适宜风速表序号 1 2 3 4 5 6 巷道名称 运输大巷、主石门、井底车场 回风大巷、回风石门、回风平硐 带区回风巷、回风上山 带区进风巷、进风上山 带区运输机巷、胶带输送机巷 采煤工作面 适宜风速（m/s） 4.5～5.0 5.5～6.5 3.5～4.5 4.5～5.5 3.0～3.5 1.5～2.51.工作面风速验算 按最低风速验算，每个工作面的最低风量Q 采≥0.25×60×S 采Sbi――采煤工作面的净断面积，m2； 故 上巷：Q 采=×60×8.8=132m3/min； 下巷：Q 采=×60×8.8=132m3/min； 采面：Q 采=×60×4.88=75m3/min； 按最高风量验算，每个工作面的最高风量Q 采≤4×60×S 采故 上巷：Q 采=×60×8.8=2112m3/min；42下巷：Q 采=×60×8.8=2112m /min； 采面：Q 采=×60×4.88=1171.2m /； 综上计算，综采面的风量符合要求。 2.掘进风速验算 按最低风速进行验算：每个岩巷掘进工作面的最低风量33Q 掘≥0.15×60×S 掘S 掘 ――掘进工作面的净断面积，m2 故Q 掘=720≥0.15×60×8.8=79.2m3/min；按最高风速验算，每个岩巷，煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量为Q 掘≤4×60×S 掘故Q 掘=720≤4×60×8.8=2112m3/min；3.大巷风速验算掘进工作面风量均符合要求。V 大巷=Q/S 大巷=.4×60=5.75m3/s式中Q――矿井总风量，m3/min； S 大巷――大巷断面积，m2，取 16.4m2。7.2.3 风量的调节方法和措施1.局部风量调节 采用调节风扇，调节临时风帘等调节装置进行局部风量调节或者扩大巷道 断面，降低摩擦阻力系数，清除巷道中的局部阻力物，采用并联风路，缩短风 流线路的总长度等。 2.矿井总风量的调节 采用改变全矿通风机的叶轮转速，轴流式风机叶片安装角和离心式风机前 导器叶片角等，来改变通风机的风压特性，从而达到调节风机所在系统总风量 的目的。437.3矿井通风阻力的计算7.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通阻力为了计算风硐的阻力，必须先计算主要风机的风量，抽出式用下式计算：Qf =（1.05～1.10）×Q式中Qf――其中通过主要通风机的风量， m3/min Q――矿井总排风量，m3/min；（1.05～1.10）――外部漏风系数，风井无提升任务是取 1.05，有 提升任务时取 1.10。故 阻力 hfrQf=1.10×2.17m3/min沿困难和容易两个时期通风阻力最大线路分别用下式计算出各段井巷摩檫hfr=αLUQ2/S3式中hfr――井巷的通风阻力，Pa； L――井巷的长度，m； U――井巷的周边长，m； S――井巷的净断面积，m2； Q――井巷的通过风量，m3/min α――井巷的摩擦阻力系数，Ns2/m4。n总风阻： 通风容易时期: hr=712.83 Pa；nh= ∑ hfrii=1hmin=1.2 i=1 hr=1.2×712.83=855.396 Pa；通风困难时期: hr=1802.7 Pa；∑44nhmax=1.15 i=1 hr =1.15×3.105 Pa；∑7.3.2 矿井等积孔的计算根据矿井总风阻或等积孔，通常把矿井通风难易程度分为三级，如下表所 示。 表 7-6 矿井通风难易程度表矿井通风难易程度 容易 中等 矿井总风阻 Rm/Ns m &0.355 0.355～1.4202 -8 2等积孔 A/m &2 1～2等积孔的计算方法： 单台通风机可矿井A=1.19/Rm1/2式中： 则A――矿井或通风区的等积孔，m2；A=1.19/(481.23/79.82)1/2=1.19/0..3&2对照上表可知，该矿井通风难易程度为容易。7.4通风设备的选择7.4.1 主扇的选择计算通风机的选择设计步骤： 1.计算通风机的工作风量Qf=1.1×Q=1.1×2.17m3/min2.计算通风机的工作风压45h ft = hrm + hvd + hat式中hft――抽出式通风离心式通风机的全压，Pa； hrm――矿井通风容易时期和困难时期的总阻力，Pa； hvd――离心式风机出口动压，Pa； hat――通风机附属装置（风硐即扩散器）的阻力，Pa。根据以上计算的数据，代入数据得：hftmin=hrmmin+hva+hat=936.54 Pa hfmaxt=hrmmax+hva+hat=2131.5 Pa式中hva=138 Pa hat=189 Pa3.选择通风机 （1）求风机实际工况点 离心式通风机的工作风阻Rtmax= hfmaxt/Q2f=0.079 N?s2/m8 Rtmin= hftmin/Q2f=0.105 N?s2/m8（2）根据通风机的工作风阻，选择 FBCZ18 型通风机一台。7.4.2 电动机的选择根据电动机技术特征手册的配套设备，选用 JSQ 型异步电动 机。电动机台数为 2；转数 580r/min；电压 600V；功率 350kw。7.4.3 反风措施通过改变风门的开与关来实现风流的转变，以便下风侧的人可以呼吸到转 变风流过来的新鲜风，为矿井安全提供了保障。467.5矿井安全技术措施本矿井绝对瓦斯涌出量为 8.08m3/min，正常涌水量 50m3/h ，无煤尘爆炸 危险及自燃倾向。为了保证安全生产制定预防措施。 1.预防瓦斯爆炸 瓦斯矿井必须做到风流稳定，有足够的风量和风速，避免循环风，局部风 机末端要靠近工作面，向瓦斯积聚地点加大通风和提高风速等；对于采煤工作 面上隅角瓦斯积聚可以在附近设置木板隔墙或帆布风障；经常检查瓦斯浓度和 通风状况。 2.防止瓦斯引燃 《煤矿安全规程》规定，严禁携带烟草和电灯工具下井；井下禁止使用电 炉， 禁止打开矿灯； 井口房， 抽放瓦斯泵房以及通风机房 20 米内禁止使用明火； 对井下火区必须加强管理，瓦斯检定灯的各个部件必须符合有关规定。 3.预防煤尘爆炸 预防煤尘爆炸的技术措施主要有减，降尘措施，防止煤尘引燃措施及隔绝 煤尘爆炸措施 4.水患的预防 . （1）地面应根据本矿井的地形，地貌及气侯，挖防洪排水沟并积极处理积 水，加强雨季的防洪防汛工作。 （2）井下防水 工作面出现的污水及时清理，巷道应避开富含水源的岩层或煤层，避不开 的也要利用水闸墙或者防水煤柱疏放掉。 5.火灾的预防 按规程及其执行说明要求严格对高温热源，明火和潜在火源进行管理；尽 量不用或少用可燃材料， 不得不使用时应与潜在热源保持一定距离； 防止胶带 摩擦起火，胶带输送机应具有可靠的防打滑，放跑偏，超负荷保护和轴承温升 控制等综合保护系统，防止摩擦引燃瓦斯。476.其他事故的预防 井下作业要严格按照《煤矿安全规程》的有关规定，出现问题要及时向有 关部门报告。第 8 章8.18.1.1 矿井水来源及涌水量矿井排水概述矿井水来源有地面水的补给和煤系风化裂隙水。矿井水对生产的影响很 小，因为本矿井地下水埋藏较浅，煤层中裂隙发育对水的疏导有利，且第四系 地层有较厚的粘土分布具有一定的隔水作用。 矿井涌水量为 50m3/h,最大涌水量 为 150m3/h。8.2矿井主要排水设备本矿井采用扬水法排水方式。主排水设备负责把全矿或大部分涌水排至地 面。辅助排水设备负责把由于反向坡度不能自流集中到主排水，转载到主排水 设备，中央排水设备负责把几个涌水量不大的矿井涌水汇集起来排出矿井。 本系统采用集中排水系统，采用斜井开拓时，可将全部井巷的涌水汇集到 水仓内，而后用泵将水仓的水直接排至地面。488.2.1 排水方式和排水系统简介矿井排水系统，依据矿井开采深度，开拓系统几个水平涌水量的大小。采 用集中排水系统或分段排水系统。这两种排水系统分别阐述如下： 1. 分段排水系统 当井筒的垂深超过水泵的扬程时，需要在井筒中间设计一个水仓，当井下 的水由井底车场的水仓抽上来以后在中间水仓暂存，然后由中间水仓水泵排至 地面。这种水仓开拓工程量大，适合于煤层赋存深的矿井。 2. 集中排水系统 当井田内的矿井水很少时可布置集中排水系统，这种系统就是把水都集中 的井底车场的水仓中，然后由水泵一起排至地面。这种系统水仓开拓量小，管 路敷设简单，基建费用低，便于管理，是普遍采用的排水系统。 本矿井属于低涌水量矿井，根据以上各排水系统的特征，本设计矿井选用 集中排水系统。8.2.2 主排水设备及管路选择计算1.主排水设备 (1)排水量计算 矿井正常涌水量 QZ=50m3/h；矿井最大涌水量 QK=150 m3/h；副井井口标高 +650；水平标高+415。 (1.1)水泵最小排水能力可由下式计算：Q1=24QZ/20式中 QZ――水泵所需最小流量，m3/h；Q1＝24×50／20＝60 m3/h(1.2)水泵最大排水能力Q2=24QK/20式中QK――水泵所需最大流量，m3/h；49Q2＝24×150／20＝180 m3/h(1.3)备用排水能力Q3≥0.7Q1=0.7×50=35 m3/h Q3――矿井备用排水能力，m3/h；(1.4)检修排水能力Q4≥0.25Q1=0.25×50=12.5m3/h Q4――矿井检修排水能力，m3/h；(1.5)矿井总排水能力Q=Q1+Q3+Q4=50+35+12.5=97.5 m3/h(2)排水扬程计算 水泵所需的扬程HZ=K(HP+HX)式中HZ――水泵扬程，m； K――管路损失系数，取 1.25； HP――排水高度（可取井筒高度） ，m； HX――吸水高度，m，取 5.0m。 HZ=1.25×(265+5.0)=337.5m（2.1） 选择水泵 选用 MD280-43 型水泵五台，两台备用，一台检修。具体参数见表 8-1 水 泵参数表。 表 8-1 水泵参数表水泵 型号 MD280-43 流量 (m /h) 4503扬程(m ) 400允许 吸程 5.0 型号配带电机 功率(KW) 650JSQ1510-2(2.2)水泵稳定性校核 为保证工作稳定在满足条件 式中 0.9H0≥HZH0――水泵需流量时的扬程，m；50HZ――管路距地面的高度，m。0.9×400=360&337 稳定性达到要求。 确定水泵系数 当 qz&50m 时，n1=QB/Qe;n2≥0.75n1;n3≥0.25n1;n=n1+n2+n3 同时满足(n+n)≥QBmax 式中3QB――工作水泵的排水能力，m3； Qe――水泵的流量，m3； n1――工作水泵的台数，台； n2――备用水泵的台数，台； n3――水泵的总台数，台。（2.3） 实际开泵时间 正常涌水量 最大涌水量 式中 2.管路的选择 （1）求排水管的内径 d p ' dp ' = 式中 4 ? Qe π ? 3600 ?V pTz=24QZ/500=24×50/500=2.4&20h； T=24Qmax/500=24×150/500=7.2&20h；500――泵流量 m3/h.Qe ――通过管子的额定流量，m3/h VP――排水管经济流速，取 1.5～2.2m/s。 dp@=[450/900×3.14×1.8]1/2=0.236m（2）排水管壁厚 δ p 'δ p ' = 0.5 × d p ? (6Z + 0.4 P ? 1) + C 6Z ? 1.3P51式中dP ――标准管内径，cm；6Z――管材允许应力，MPa；P――管内液体压强 P=0.011HP MPa；C――附加厚度，见下表 8-2 各种管材许用应力和附加厚度表； 表 8-2 各种管材许用应力和附加厚度表项目 许用压力（Mpa） 附加厚度(cm) 管材 铸铁管 20 0.7--0.8 焊接钢管 60 0.2 无缝钢管 80 0.1--0.2δ p ' =0.5×23.6×{[(80+0.4×400×0.011)/(80-1.3×400×0.011)]1/2-1}+0.1=0.67cm 计算结果 0.67&0.8cm 则选择合适。 通过以上计算选择管路外径为 261 L，内径为 236mm 的无缝钢管。52第 9 章技术经济指标本设计为大雁四矿 1.2Mt/a 的新井设计， 采用倾斜长避后退式采煤法进行开 采， 井田内探明有四层煤， 均可采。 矿井设计的只要技术经济指标见下表 9-1 矿 井只要技术经济指标表。 表 9-1 矿井主要技术经济指标表序号 名称 矿井生产能力 1 年产量 日产量 单位 Mt/a Mt/a t 储量 2 3 4 5 工业储量 可采储量 矿井服务年限 煤的容重 煤的用途 煤层情况 可采煤层数 6 可采煤层总厚度 煤层平均倾角 层 m ? 井田范围 2 2.5 15 Mt Mt a t/m3数值 0.36 0.36 923.411 8 16 1.35(平均) 发电和民用53走向长度 7 倾斜长度 井田面积 8 9 开拓方式 水平标高Km Km Km21.2 0.16 10 斜井m 达产时带区及工作面-50，-25010采区数 工作面数个 个2 8矿井主要技术经济指标表（续表） 11 大巷运输方式 提升方式 12 主井 副井 13 14 15 16 17 设计带区采煤方法 采面主要技术经济指标 工作面长度 18 采煤机械 截深 日进尺 19 20 年工作天数541t 矿车一对 12t 箕斗 1.5 吨矿车双层四车罐笼 压入式 t/工 74.8 普采一次采全高通风方式 吨煤成本 采煤工艺长壁后退式采煤法m160 MG200/450-WDm m 个0.6 7.2 8 四．六制带区个数 矿井工作制度d330日工作班数 21 22 井下大巷运输方式 顶板管理方法班4 7t 架线式电机车牵引 1 吨底卸 式矿车 全部跨落法致 谢 辞历经将近三个月的时间，我终于完成了我的毕业设计。回想起这九十天的 经历，我感受到了繁忙，感受到了疲惫，与此同时，我感受到了充实。 通过这次系统的设计， 使得我对所学的专业知识有了一个较为系统的认识， 同时也使得我对矿井全系统有了一个全面的掌握。 在这次的设计过程中，我感受很多，尤其是各位指导老师的敬业精神。他 们始终如一的陪着我们，不厌其烦的为我们讲解，才能使我的设计得以快速、 高效的完成。 这次设计中，使我和心目中的大学老师真正保持了零距离的接触，我从他 们的身上学到了对待工作的敬业，对待学生的热情，这都是我在以后的工作中 值得弘扬的地方。 我感谢在这次设计中各位老师给予我的帮助，特别是我的指导老师，他一 丝不苟的教导，始终那么有耐心，我从心里佩服他们，感激他们。每次都是有 问必答，而且始终面带微笑。在这里我忠心的感谢他们。 这次设计的完成，也意味着我的大学生活即将结束。在我大学的深造中， 我得到了许多老师的热心帮助和支持。从我的三个班主任老师到我的多个辅导 员老师， 他们都从不同的角度在关心着我。 在这里我也向他们表示由衷的敬意。 时光荏苒，光阴如梭。四年的大学生活瞬间即失。回忆这美好的四年，即 将离校的我心里有那么一阵阵的酸楚。因为我们这 31 位采矿兄弟将要各奔东 西。 最后，我祝愿各位老师还有我还有我的各位采矿兄弟，工作顺利，一生平 安！ 祝愿我的母校欣欣向荣！祝我的老师身体健康工作顺利！55谢谢！参考文献1. 徐永圻.煤矿开采学.中国矿业大学出版社.2000 2. 徐永圻.采煤方法图集. 中国矿业大学出版社.1990 3. 张荣立等.采矿工程设计手册. 煤炭工业出版社.2003 4. 张幼蒂.矿井系统工程. 中国矿业大学出版社.2000 5. 国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程. 煤炭工业出版社.2001 6. 于学谦.矿山运输机械. 中国矿业大学出版社.1989 7. 北京有色冶金设计研究总院.采矿设计手册.中国建筑工业出版社.1994 8. 张国框.通风安全学. 中国矿业大学出版社.2000 9. 程居山.矿山机械. 中国矿业大学出版社.1997 10. 刘吉昌.矿井设计指南. 中国矿业大学出版社.1994 11. 中华人民共和国煤炭工业部.煤矿矿井设计规范.中国计划出版社.1994 12. 孙玉蓉.矿井提升机械与设备. 煤炭工业出版社.1989 13. 李学诚.中国煤矿通风安全工程图集. 中国矿业大学出版社.1995 14. 煤矿工业部设计管理局.煤矿生产经营费指标.1982 15. 孙宝铮.矿井开采设计. 中国矿业大学出版社.1986 16. 国家煤炭工业局.煤炭建设井巷工程基础定额. 煤炭工业出版社.20005617. 杨孟达.煤矿地质学.煤炭工业出版社.2000附录 1关于煤层沼气的一些经常出现的问题什么是煤层沼气？ 什么是煤层沼气？ 天然气的成分是一种叫做甲烷（CH4）的物质。煤层沼气是一种类似于甲烷 的化合物，它在天然气中是一种原生能源。煤层沼气，顾名思义，是在煤层中 发现的，它的生产工艺与传统的生产方法不同，然而它与传统天然气的使用及 销售情况却是相似的。煤层沼气是通过两种方法产生的，一种是由于微生物活 动的生物作用，一种是随着煤的深度其热量增加的热力作用。由于水的压力， 煤层中经常含有大量水和沼气。 现在，美国从煤层中获得的天然气大约占总的天然气产出的 7%，罗克山区 估计 184 兆立方英尺的天然气中近三分之一是从席层中获得的。据统计约 24 兆立方英尺的煤层沼气可能蕴藏在曼塔那和怀俄明的帕得河水域。 煤层沼气存在于哪里？ 煤层沼气存在于哪里？ 根据美国阿拉巴马州煤层沼气联合会的资料，美国 13%的地下有煤，一些 煤层中蕴含不甲烷，与我们所知的天然气或煤层沼气相似。 根据美国地质勘测联合会资料，罗克山区有大量煤存在，并且有资料显示 这些煤层中储藏有沼气。未开发的煤层沼气资源存在于怀俄明和曼塔那的帕得 河水域，怀俄明的大格林河水域，科罗拉多和新墨西哥的三圈水域。估计罗克 山区有大约 30―58 兆立方英尺的可利用煤层沼气。 怎样从煤层中提取沼气？ 怎样从煤层中提取沼气？ 在蕴含有甲烷的煤层中有一个抽水装置相联结，甲烷就通过一个钻井机连 同地下水被一同抽出。因为甲烷不易溶于水，所以在水进入抽水机前甲烷就与 水完全分离开来。在煤层的蓄水层中，提取煤层沼气的同时提取出水可以控制57煤层气体的水压减小。煤层沼气的生产中应尽量使煤层不要脱水。目的是减小 煤层中的水压，使其恰好在煤层顶端。然而，在时水位会降低到煤层中。水在 煤层到井筒移动的过程中使气体移向井中。水压释放的同时，气体上升，并且 与水分离从管道中输送走。 从帕得河水域中预计可以抽出多少甲烷气体？ 从帕得河水域中预计可以抽出多少甲烷气体？ 对帕得河水域的甲烷气体数量的预计会不断变化，估算结果出会经常被重 新设计。有很多的方法去预计煤层中可利用的气体量；所有的方法都有准确和 不准确的变化程度。 根据美国地质勘测公司的煤据得到：帕得河水域可重新利用的煤层沼气变 化范围为 8.24 兆立方英尺。 怀俄明石油气体保护委员会估算， 怀俄明地区帕得 河水域可重新利用的煤层沼气做出估算，结果大约为 0.8 至 1.0 兆立方英尺。 环境影响力声明报告帕得河水域煤层沼气可重新利用气体预计为 2.5 兆立方英 尺。 怎样估算一个地区地下煤层中的甲烷气体量？ 怎样估算一个地区地下煤层中的甲烷气体量？ 有两面三刀种常用的方法来估算煤层中可利用的甲烷气体量。一种方法需 要估算钻探到煤层顶部的甲烷贮藏量，然后从煤层中提取中心。从煤心中重新 获得的甲烷量，可用来算煤中每单位体积气体的容量。如果很多煤心被钻探， 并且甲烷气体释放量被查明，我们就可估算出一个地区可利用气体的量了。这 种方法的局限性为： （1）在气体释放之前取得煤心有许多干扰因素应被考虑； （2）这种方法太贵； （3）不是每个地区有开发前途的煤层沼气都可被勘测到。 另外一种预测一个地区地下煤层中的甲烷量的方法为根据我们所知道的一 些信息，关于这个地区煤层赋存情况和煤层沼气开发的可行性，基于这些信息 我们进行一系列的推算。 对于处理煤层沼气采出水的现有管理准则是什么？ 对于处理煤层沼气采出水的现有管理准则是什么？ 现在，在帕得河水域开采煤层沼气采出的水是通过以下几种方法处理的： （1）排放进河道，虽然直接排放到河流存在新的操作法，但是经过调整， 还是可以直接排入河流中的。一些先进的提案充许有控制的固定流量的排放水 到河流中。 （2）筑堤蓄水，这种方法涉及到建造一个池塘，用来贮存开采煤层沼气采 出的水或者充许它渗入地面下。对于这个蓄水池有许多条件： “水池”“池里的 、 水不外溢”或“水池渗透” ，虽然它们不会直接向地表排水，但是蓄水池并不是 这些水的终点站，它们会被排放到地面下，一些蓄水池中渗透量的百分比十分 接近一些河流的渗入地下的速率。58（3）应用于农作物或牧场，一些水可通过灌溉设备浇灌农田。 （4）另外一些用途：开采煤层沼气采出的水，也可用来控制粉尘，在一些 情况下可用于煤矿生产。 在东怀俄明和曼塔那的另外上些利用煤层沼气水的方法是再把这些水重 新注入到蓄水层，这个方法在西南美州实践过，里的煤层沼气被用来注射到深 层煤层沼气裸露的煤层结构中，这个方法可防止地表排放。还有另外一些建议 存在，例如这个方法的可行性――经济、物质和环境，向被抽干的煤层重新注 入煤层沼气水或者把它注入到经调查煤层沼气裸露煤层的上部或下部的蓄水 层。 为什么人们这样担忧开采煤层沼气采出水的处理？ 为什么人们这样担忧开采煤层沼气采出水的处理？ 有一些关于煤层沼气开发的担忧还有怎样去解决提取早烷所抽出的水。 开采煤层沼气产出水量： 提取煤层沼气涉及到从充满水的煤层中抽出大量的水目的是释放被水压 控制在煤层中的气体。 对于这么多煤层沼气水的处理成为许多争论的源头。第个钻井预计每分钟 采出 5―20 加仑的水。 如果按一分钟 12 加仑来计算， 那么一天从一个钻井中产 出的总水量大约为 17280 加仑。 一般 80 英亩土地就有一个钻井。 在帕得河水域， 有三个承载甲烷的煤层；因此，在那里每 80 英亩可能有三个钻井。 开采煤层沼气水产出的水的特性及它对土壤的影响？ 开采煤层沼气水产出的水的特性及它对土壤的影响？ 煤层沼气采出水有高盐分的危险，经常有高钠的危险，尽量使煤层沼气水 中的钠含量适于灌溉，对于农作物有灌溉则要更小心。随着时间的推移，煤层 沼气水中的盐份在土壤深部积累致使盐的含量对农作物产生影响。这种含有盐 分多的土壤条件会阻碍农作物的生长，因为植物从这种土壤中获取水份是很难 的。 煤层沼气水中钠的危害对一些土地资源形成附加的威害。含钠的灌溉水会 导致土壤硬化并且损害土壤的渗透系数，影响水的可用性和通气，这对农作物 生长和产量影响都较大。在有膨胀黏土的湿润土壤中，钠导致粘土的湿润程度 增加，导致粘土微粒的分散和移动。在曼塔那美洲目前的调查显示，该地区特 有的煤层沼饣水中含钠量可以降低，粘土土壤的物理和化学性质，导致土壤完 全不适合农作物生长。 除了土壤结构外，还有很多因素能够影响土壤渗透率。矿物、石灰，倍半 氧化物、有机物的充裕、耕种、灌溉方法、渗透率。首先，充分的水和时间在 耕种的整个过程中对土壤的渗透起一个推动作用。唯一确定含钠盐灌溉水对土59壤的影响是周期性的测验灌溉的水和土壤。 煤层沼气的特性及它对农作物的影响？ 煤层沼气的特性及它对农作物的影响？ 控制大量的煤层沼气采出的水流入河道，在这种情况下对人类健康和现有 的河岸及沼泽地造成危胁。高盐和高钠的水可以改变河岸和沼泽地植物群落， 不耐盐的种类被更多耐盐的种类所取代。盐雪松、俄罗斯橄槛等有害物种的侵 入被含盐条件所提高，这个事实被很好的证明。 煤层沼气的开发会不减少向河流、泉和井的排放？ 由于从煤层蓄水层中抽出大量的水，从而就产生了对于泉水和河流、饮用 水的水位、牲畜饮用的井水的影响的关注。如果煤层蓄水层为泉水和河流提供 水份 （煤层向河流或泉排水） 一个地区的煤层沼气开发可能减少向那些水体排 ， 水。如果河流和泉不靠煤层蓄水层的排水，流量减少就会很小。然而，如果煤 层沼气水是陆地供给或流向池塘（那些池塘大部分经常不被充填，并且排放到 地面下） ，在开发过程中由于地下水流向河流，河流流量会增加。 如果饮用水或牲畜用井直接从煤层中得到， 那么一个地区的煤层沼气开发就 可能减少井的水位。对于泉水流量的影响期间和井中可利用水，就会依靠总地 区的开发和调整。6061
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