同煤集团四老沟二矿新井设计毕业设计论文

内蒙古工业大学本科毕业设计说明书 同煤集团四老沟二矿新井设计毕业论文 目录引言1第1章 矿井地质特征概述2 1.1 矿区概述3 1.1.1地理位置3 1.1.2地形、地貌3 1.1.3交通条件3 1.1.4水文条件4 1.2井田地质特征4 1.3井田地质构造8 1.4煤层特征10 1.4.3 煤质12第2章 矿井开拓13 2.1井田境界14 2.1.1井田境界8 2.2储量8 2.3.1矿井工作制度10 2.3.2矿井设计生产能力的确定10 2.3.3同时生产的水平数目的确定11 2.3.4矿井及水平服务年限的计算11 2.4井田开拓11 2.4.1井田开拓的基本问题11 2.4.2井筒和井底车场15 2.5断面的确定16第3章 大巷运输及设备的选择20 3.1 概述20 3.2 大巷运输及设备选择20 3.2.4矿车型号如下21 3.3主要巷道断面的确定21 3.3.2胶带大巷断面的确定23 3.3.3回风大巷断面的确定23 3.4带区系统布置24 3.5采区采出率25 3.6首采区尺寸26 3.7首采区巷道布置26 3.8带区主要系统的布置26 3.9设备27第4章 采煤方法28 4.1 采煤工艺方式28 4.2采煤工艺方式28 4.5设备配置32 4.6回采巷道布置35 4.7巷道掘进工艺方式及装备36第5章 矿井提升及其他系统设计38 5.1 概述38 5.2主斜井提升38 5.3矿井通风技术39 5.3.1概况39 5.4其他系统39 5.4.1防治瓦斯39 5.4.2综合防尘系统40第6章 设计矿井基本技术经济指标43 6.1设计矿井基本经济技术指标表43总结.44参考文献45致谢.46内蒙古工业大学毕业设计说明书引言毕业设计是对大学四年知识的一次总结，是学生理论联系实际的重要实践教学环节，是对学生进行的一次综合性专业设计训练。通过毕业设计使学生获得以下几个方面能力，为将来工作打下基础。1、进一步巩固和加深我们所学矿井理论知识，培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。2、培养学生实践动手能力及独立分析和解决工程实际的能力。3、培养学生创新意识、严肃认真的治学态度和理论联系实际的工作作风。依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间内独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作。 设计中要求严格遵守和认真贯彻煤炭工业设计政策、煤矿安全规程、煤矿工业矿井设计规范以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，设计力争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老师指正。第1章 矿井地质特征概述1.1 矿区概述1.1.1地理位置整个大同矿区处于山西省偏北部，地理跨度大约为5个县左右。而本次设计的四老沟矿二矿2.4Mt新井设计，距离大同西南直线距25Km的大同煤田东北端，井田走向=9.4km，倾向=4.2km，S=37.8km 表1-1地理坐标表地理坐标为：东经11256361130332北纬395643400153燕子山矿马脊梁矿同家梁矿四老沟煤矿白洞矿燕崖矿大同组煤层。底部露头线1.1.2地形、地貌井田内为低山丘陵黄土地貌景观，地形比较复杂，黄土梁及“V”字沟谷发育，地势大致为北西高，东南低，地表最高点高程1619.0m,最低点高程1311.2m，相对高差307.8m。本井田处于十里河与口泉沟的分水岭地带。南部银塘沟三井沟珍珠沟东窑沟胡家湾沟，井沟之水汇入口泉河。1.1.3交通条件四老沟矿井田距大同较近，有大同王村运煤专线，与大同火车站相连，且每日有客车通行，交通较为便利。北部有东西向的京包线，往东有大秦铁路京包线。图1-1矿区交通位置图1.1.4水文条件表1-2水文地质表矿区位置关于十里河42304、42291钻孔与口泉河41293、41251钻孔分水岭地带备注北部水源支沟水流季节性沟谷南部水源银塘沟，三井沟、珍珠沟、东窑沟、胡家湾沟、井沟水矿区内部河流现状汇水S=216K，矿区内河流L=26.6，河谷B=4070m。泉水干枯无水源补给平均流量0.25-0.28 m3/s，流量max=600 M3/s，流量min=59.2 m3/s历史记录最高洪水位，上游1298.79m,下游1259.30m。其余水源未发现含水层雨季地表水下渗矿井工业用水由管路d=12寸的局供水站供给。供量20003000 m3 矿井目前用水状况日缺水量10002000 m3。1.2井田地质特征井田地形属于常见的丘陵山地，整体地势显现为东南偏高而西北较低。绝对海拔高度：12661563M，相对高差297M。矿区内地表为常见的黄土地，上面覆盖植被数量短缺,。使用国家要求的一类二型勘探方式，本矿选用750*750勘探网，矿区内钻孔揭露的地层从老到新有：表1-3区域地层划分及主要特征表地层系统代号厚度(m)主要岩性新生界第四系全新统Q4010由砂土、砂砾石混堆积组成上更新统Q3020马兰黄土为主，浅黄、黄褐色，分选性好，结构疏松，垂直节理发育，局部含钙质结核中生界侏罗系中统云岗组J2y143.31仅残留下部的灰白色中粗粒砂岩，砾岩，局部夹煤线，底部有一层25米的含砾石英质砂岩或砾岩大同组J2d191.36241.47一套陆相砂岩、粉砂岩、泥岩夹多层煤层的沉积建造下统永定庄组J1y46.3758.42灰色、灰白色中、细砂岩夹砂质页岩，底部有一层含砾中砂岩或粗砂岩，交错层理与透镜体发育，角度不整合覆盖于上石盒子组地层之上古生界二迭系上统上石盒子组P2s48.2069.21黄绿色、灰黄色砂质页岩及灰白色中、细砂岩为主下统下石盒子组P1x57.42103.79灰白色含砾粗砂岩、中粒砂岩夹少量砂质页岩，顶部常发育13层紫红色砂质页岩山西组P1s56.4287.15底部以一层厚度变化较大但层位稳定的灰浅灰色含砾粗中砂岩整合覆盖于太原组之上，下部以深灰色砂质页岩夹细砂岩及12层煤线或薄煤层，上部为中粒砂岩、细砂岩和砂质页岩互层石炭系上统太原组C3t84.7186.44本组为一套河流、湖泊、沼泽相含煤建造，下部厚约26米，为深灰色、灰黑色砂质页岩、灰色细砂岩及煤层；中下部厚约20米，以灰色、灰褐色中粗粒砂岩为主夹砂质页岩及煤线或薄煤层；上部与中上部厚约39.77米，为深灰色砂质页岩、粉砂岩、炭质页岩及34层、中厚煤层，其底为一层厚为22米的含砾粗砂岩。本组地层与下伏本溪组地层呈整合接触。中统本溪组C2b5.7515.75黑色砂质页岩、灰色细砂岩及其互层，夹12层1.022.46米厚浅灰色石灰岩1.3井田地质构造1.3.2褶曲根据钻孔资料分析得到井田内褶皱构造为两个向斜及三个背斜组成，其组成方式为常见的相间组成，分布点为矿井中、西部两个主要地区，其余地点目前尚未发现褶曲的存在，三个背斜：S1、S3、S5。两个向斜：S2、S4。S代表大同主向斜。1.S1背斜位于井田西北边缘，走向N5-15E ，向北东倾伏，中间局部地段在平面图上反映不明显，大致沿ZK40325、40311、39312、39301、39291、39297钻孔一线延伸，轴向略有弯曲，两翼地层倾角宽缓，延伸长约5-6km。2.S3背斜位于大同向斜S2发育，轴向N5-10E，向北倾伏，为一短轴状背斜，仅在井田中、南部发育，大致在ZK41291、41294、41285钻孔一线，延伸长约1500m以上。3.S5背斜位于井田中部本矿井最狭窄部位，轴向N5E，向北倾伏。该背斜两翼和北部倾伏端地层倾角皆较大，形态明显，在两张主平面图上等高线密集，局部地区地层倾角大于30，背斜轴大致在ZK42292、42294、42281、43282各孔连线附近通过，延伸长约1200m。4.S2大同主向斜位于矿井西部F1断层以东，二者在北部间距较大，向南间距较小，在矿井最南端二者相交，互相穿插。大同主向斜轴在主要平面图上，北部反映不明显，在中、南部轴向清楚、明显。向斜轴走向大致为N20-25E。在中、南部两翼地层倾角稍大，北部两翼地层倾角平缓。大致沿扩-87、扩-92、四-75各孔连线通过。在井田内延伸长约5km。5.S4向斜位于井田中部偏西，在中、南部和S3背斜近于平行。向斜轴轴向略呈弧形，北端为NNE走向，中部近南北向，南部呈NNW走向，总体看呈宽缓向北倾伏状态。该向斜在井田内自北向南分别被四条断层错位。在构造图上呈明显的不连续状态。井田内揭露的断层共33条，其中正断层10条，逆断层23条。落差大于30m的断层有9条(包括井田南、北边界断层)，3010m的断层有20条，落差小于10mm的有4条。1.4煤层特征1.4.1煤层特征井田含煤19层，可用13层所属地质年代为侏罗系大同组，煤层总厚，H=20.22m，总煤层的含煤系数9.53%，可采煤层总厚17.84米，可采煤层的含煤系数8.4%。可采煤层倾角在210之间，平均8，可采煤层煤炭质地较坚硬。各可采煤层特征见表1-3-1。各可采煤层分述如下：表1-4可采煤层特征表煤层编号煤厚(m)最小最大平 均间距(m)最小最大平 均夹矸层数可采情况煤层稳定性顶底版特性顶板底版230.10-3.571.517.15不可采煤层不稳定细砂岩粉砂岩30.10-4.571.219.93-34.0027.80局部可采薄煤层粉砂岩450.33-1.701.1416.14-20.2817.71-2砂质泥岩70.48-2.331.0214.74-38.2025.961-4细砂岩中粒砂岩80-1. 760.467.71-18.1713.521不可采煤层中粒砂岩细砂岩90-1. 130.578.60-30.6319.8局部可采薄煤层中砂岩100.15-1.250.676.43-30.2913.60细砂岩粉砂岩1110-2. 930-3. 0.940.96-25.416.050-21125.0-7.256.000-16.674.991-2可采中厚煤层稳定1220-1. 750-2. 0.77.6-43.2421.020-2薄煤层极不稳定细粉砂岩1432.5-4.53.000-13.256.720-2可采中厚煤层较稳定粉砂岩150.10-13.601.032.360-13.79.01局部可采薄煤层不稳定细粒砂岩1.4.2 煤层顶、底板本设计计算储量的煤层总厚度为9m，其中11号=6m，14号=3m。表1-5可采煤层特征表标号伪顶厚度m直接顶厚度m底板情况厚度m11-2无粉砂岩细砂岩1330粉砂岩1.55.014-3薄层粉砂岩0.10.20细砂岩412褐色泥岩粗砂岩3，2.51.4.3 煤质井田煤层为低特低灰、特低中硫，优质动力煤。根据国家标准（GB575186）煤层为不粘煤（BN）。产煤为优质动力煤。第2章 矿井开拓2.1井田境界2.1.1井田境界根据国土资源厅批准的采矿许可证可知，四老沟二矿井田境界组成由11个连续不间断的坐标点连接划定：井田走向=9.4km，倾向=4.2km，S=37.8km。表2-1井田坐标拐点表拐点XY154.369361.2173254.3693732.611331141.0404732.611341141.0404210.21655756.2455117.89706706.1907117.89707706.1865105.88698520.000061.21732.2储量2.2.1储量圈定资源/储量估算煤层为11、14两组煤层。2.2.2工业指标 煤层最低可采厚度0.8m，最高可采灰分40%，最高可采硫分3%。2.2.3资源储量计算开采的煤层倾角在210之间，平均8左右，煤层总厚度与含煤岩系总厚度之比=8.4%，煤层总体质地显现较坚硬。11-2、14-3号煤层，总厚度=9m，11-2=6m，14-3=3m，资源储量计算如下：资源储量=ScosHD （2-1）式中：Q-11、14资源/储量（万吨） S-面积37.8（km）， H-平均厚度9（m）， D-煤层容重为1.42t/m3， 资源储量计算结果为：11-2，14-3煤层工业储量=487.83Mt。2.2.4可采储量设计可采储量计算：ZK=（ZSP）C （2-2） 式中：ZK矿井设计可采储量，万t； ZS矿井工业储量，万t； P可采煤柱损失，万t； C采区回采率，根据煤层要求，中厚煤层取C=80%；厚煤层取C=75%。经计算，矿井设计可采量为339.04Mt。表2-2储量计算表编号设计储量设计可采储量资源储量Mt工业储量Mt永久煤柱Mt设计储量Mt煤柱开采损失可采储量Mt广场井筒Mt大巷Mt回采率损失量Mt12#14#48783.1543904.8350.10339.000.060.0400.7520234.28Mt2.2.5煤柱留设保护煤柱类型：矿井地面：铁路，村庄，工业场地。保护方案为：煤层多，原村庄压煤量大，；村庄考虑搬迁；所以无需留设多余保护煤柱。需要矿井留设用以保护建筑物或者简单构筑物的煤柱为：大同王村运煤专线，北部京包线，东部整个大秦铁路在井田范围内分段的部分京包线，以及已经确定的工业场地下必须留设的保护煤柱。保护煤柱尺寸目前主要参考历年设计以及在现场实际测得矿压确定，其计算目前尚无较为可靠科学的方法，。工业广场保护煤柱的移动角的选取：因为井田范围松散层厚度为023.85m几乎平均分布，所以我们选取松散层移动角=45；移动角选用75，井田覆岩类型属中硬，代表：砂砾、粉砂、泥岩及砂质泥岩等。表2-3保护煤柱留设表留设位置煤柱尺寸损失煤量(万t)井田边界煤柱30m共计180万t阶段煤柱斜长为60m，在两阶段留设，则上下段各留30m井田浅部防水煤柱斜长为50m断层煤柱断层一侧的煤柱宽度不小于30m工业广场保护煤柱根据工业广场占地面积，按几何作图法确定(如图)井筒保护煤柱两井中间为30m，两侧各为30m。煤层大巷护巷煤柱对近水平煤层，运输大巷与回风大巷布置在开采水平时，两巷水平间间隔20m留设煤柱。采取煤层上山两巷中间为20m，两侧为20m区段煤柱斜长10m2.3矿井设计生产能力及服务年限2.3.1矿井工作制度设计定为矿井每年安全工作生产日d=300天，井下作业采煤方案采用现阶段较为实用而且普遍推广的两采一检的三班作业方案，这样可以做到日采煤提升能够净省h=16。2.3.2矿井设计生产能力的确定1）煤层生产能力根据本设计计算储量的煤层位11、14号煤层，总厚度=9m，地质构造简单。矿井单个综采工作面，一次采全高，完全能达到2.4Mt/a。2）煤层赋存情况及开采技术条件所采煤层均稳定的赋存于地下，倾角在2-10之间，平均8左右，隶属于近水平煤层；结构简单，水文地质条件属简单中等情况，而且地质构造简单，瓦斯含量低，各煤层顶底板岩性稳定，开采技术条件相对优越。3）市场需求井田主产煤品为低特低灰、特低中硫，优质动力煤，所以为电厂及周边工业、民用用煤的用户做好了准备，而且市场销售有充分保证。4）矿井开采的外部条件矿井周边有大量的铁路线，包括大同线，京包线，大秦线。这些铁路保证了矿井产煤的可靠外运条件。供电从大同市南郊超高压变电所的双回路10kV高压供电至矿井地面变电所。5）资源/储量可采煤层在井田内有2层，层厚=9m，煤层在地下储备条件非常简单。生产力2.4Mt/a可以服务65a。综合上述各方面因素，本次设计2.4Mt/a方案可行。2.3.3同时生产的水平数目的确定 为达到2.4Mt/a生产力，井田可采煤层11、14，在采煤工作时，开拓单水平、单工作面即可。2.3.4矿井及水平服务年限的计算 矿井及水平服务年限的计算：T=Z/AK （2-3） 上面的式子中： T服务年限。 Z设计可采储量，234.28Mt。 A设计生产能力，2.4Mt/a K储量备用系数，取1.5。 计算求得矿井年限： T=65年，符合煤炭工业矿井设计规范中的要求。2.4井田开拓2.4.1井田开拓的基本问题1矿井工业场地位置选择为了交通运输、电力等这些外部的环境条件能够与工业广场合理的进行匹配，我们采用为后期运煤着想的将工业广场建在铁路附近。地面标高，H=1568，地势选择在平坦开阔的地方。面积，S=10.68km2。表2-4工业广场坐标点标号XY1537.4316327.04832542.6636466.00033665.9056466.00034670.9056327.0483布置特点地势开阔平坦，原煤运输方便。2.开拓方案的选定由矿井的基础条件，即：开拓方式，规模、煤层赋存特征、井筒位置等条件，此次设计选用两个方案，然后将两个方案进行比较，从而确定最为合理的方案。表2-5开拓方案比较表方案一方案二开拓方式主副立井带区开拓方式主斜副立带区开拓方式主井井口标高+1570+1570井底标高+1380+1380巷道斜长175.07m175.07m倾角3030提升方式胶带作用进风井、安全出口续表：副井井口标高+1570+1570井底车场标高+1380+1380倾角2890斜长200.87m垂深190m提升方式矿车双钩罐笼作用进风井、安全出口主通风方式中央分列抽出式中央并列抽出式风井井筒选择立井井筒位置井田边界处工业广场内井口标高+1570+1600井底标高+1380+1380井筒垂深190m220m内部设置井筒d=5m。井筒内装备梯子间，兼做矿井的安全出口井筒d=5m。内部装备梯子间，兼做矿井的安全出口井田内部七个带区的划分方式开采水平布置采用+1380单水平开发全井田，主副斜井落底后，设-1380水平车场采用+1380单水平开发全井田，设+1380水平车场大巷设置根据井田形状、煤层产状、开采技术条件和井口位置等具体条件，井下设三条大巷，即在井田西部沿煤层顶板设三组西北东南方向的大巷，在井田东中部由井底车场至井田北部边界沿煤层顶板设三组组东西向大巷与西北东南方向大巷相接。大巷与井底车场间采用轨道煤门。根据井田形状、煤层产状、开采技术条件和井口位置等具体条件，井下设三条大巷，即在井田西部沿煤层顶板设三组西北东南方向的大巷，在井田东中部由井底车场至井田北部边界沿煤层顶板设三组组东西向大巷与西北东南方向大巷相接。大巷与井底车场间采用轨道煤门。图2-1方案一图2-2 方案二开拓方案比较：方案二：主，副斜井开拓优点：（1）巷道掘进技术简单，施工管理简单。井筒装备和井底车场比较简单，工程量少。（2）建设速度快，出煤早，投资少（3）用胶带做主井运输时，效率高，效益好。缺点：（1）斜井井筒长，维护量大，成本高。（2）准备巷道和联络巷道较多，增加了成本，不宜管理。（3）各种管线布设长度大，通风阻力大，增加了费用。方案一：主斜副立井开拓优点：（1）立井的压煤量少，井筒短，提升时间短。而且出煤量大，主副井之间不会相互干扰。（2）井筒短，通风阻力小。缺点：（1）提升量较小，井口设备复杂。（2）井底车场的工程量大，设备多，事故率大（3）立井运输量小，当运输大的支架时，比较困难。经过综合经济比较，虽然斜井在井筒掘进量稍大，可是在后期的运输过程中，其可以采用胶带运输,主斜井运输能力大等方面，优点明显。综上所述，本计划推荐方案一作为矿井井田主要开拓方式。2.4.2井筒和井底车场1、井筒数目及用途矿井竣工后需主副回三个井筒。各井筒用途分述如下：、主斜井：矿井提升煤炭，安全出口。、副立井：材料、设备、人员，进风井、安全出口。、回风立井：回风、安全出口。3、井硐形式、数目及位置经过两个方案的对比后井田开拓方式选择单水平主斜井为主、副立井、单个回风井的方式开拓。随着生产的开始后巷道的不断变化，后期也有可能将会改变风井的位置，整个矿井的井田共划分为有七个带区。生产配置有：综采队1个，机掘队2个。表2-6 井筒参数表名称井型工业广场坐标坡度断面S井筒长度井口标高+井底标高+提升方式备注XY副井立井X588.8438Y:378.516990度8.2619015701380辅助提升轨道大巷主井斜井X:618.927Y:393.580030度12.2175.0715701380主提升及运输胶带装载室回风井立井X:1138.8463Y:366.915290度19.619016001380回风回风大巷2、井筒布置及装备、主斜井表2-7 主井井筒特征表设计井型2.4Mt方式胶带输送机井筒B3.5m参数钢芯强力胶带，宽度B=1.0m净高H3.15m井壁结构与井筒支护形式支护厚度150mm用于表土和风化基岩段和基岩段支护，支护方式为混凝土支护。净断面9.7m2、副立井表2-8 副井井筒特征表井型2.4Mt提升方式双层四车窄罐笼，双层四车宽罐笼带平衡锤个一对井筒直径7.2m井深190m提升参数携带罐笼带平衡锤个一对的多绳1 t矿车双层四车窄罐笼井筒S40.71m2支护方式选用厚度0.6m的混凝土支护，其中表土段厚1.3 m。、回风立井表2-9 井筒特征表。井型2.4Mt掘进直径5.9m井筒d5.0m掘进断面27.3m2井深190m支护方式选用厚度0.45m的混凝土砌碹支护，在内部装备梯子间。井筒净断面积19.6m22.5断面的确定2.5.1井筒风速验算根据矿井实际要求，选定副井为进风井，风井为出风井，其断面的大小上述特征表中以给出。根据风速验算公式。主井断面验算： （2-4）上式：v通过本巷道风速，mm； Q通过此巷道风量，m/s； S本巷道的净断面，m2； v根据安全规程规定最高的允许的风速，这里取4 m/s。代入数据得：v=3.0 m/s 4 m/s同理可得，副立井断面验算：v=2.9 m/s ，v4 m/s。所以符合要求。2.5.2巷道的支护方式因服务年限=65a，大于10a，即采用锚喷支护，主、副斜井采用锚喷支护。锚杆排拒800mm，间距800mm，锚深1800mm，外露长度100mm，喷射厚度150mm。采用厚度450mm砌碹混凝支护作为回风立井井壁支护方式。图2-3 主要井筒巷道断面图主井断面图（1：50）副立井断面图（1：50）回风立井断面图（1:50）2.5.3井底车场(1) 井底车场型式的选定原则调车简单、方便管理，少量的弯道、交岔点。操作安全，符合规定。建设工程量小，投资少将设快，施工方便缩短建设时间。根据上述的原则进行细致的选择，经过计算及参考矿机的地质资料井底车场选用形式：环形式车场。从矿车在井底车场内各种运行特点，本矿井选用的井底车场主要在环形式及折返式之间进行考虑。采用胶带输送机为生产能力2.4Mt/a的矿井服务。根据胶带输送机的特点及要求，同时考虑到副井运输材料和设备以及人员的调配情况下，选用环形式井底车场。(2)调车方式折返式调车方式：牵引着重列车的架线式电机车驶入井底车场的调车线，将摘钩后的电机车经过错车线，在空车线上等待。牵引着满载设备的重列车的调车机车缓慢驶过前方的卸载站，卸载后再次进入入空车线等待调度。调车机车再次摘钩后，随着重新牵引列车的架线电机车驶向采区。(3)各种峒室的布置水泵房、水仓由主、副水仓构成，锚喷支护。水泵房内水泵工作情况为，1台运行，1台常备，1台检修。一清理一能用。人工清理。水仓容量计算8122.5980m3。水仓设计面积S12m2，按照80有效容量去计算的话，水仓长度L=102m3。主变电所位于水泵房及井底车场相连接巷道附近。井底煤仓采用大块容量较易于存放的螺旋煤仓，直径d=8m，容量R=2000t。其他硐室人员候车、水仓清理、绞车机、消防材料、蓄电池机车检修等硐室。(4)主要开拓巷道采用半圆拱形断面，它主要由运输大巷、暗斜井等。巷道净宽度的确定：考虑通风的需要，运输大巷B=4.6m，暗斜井B=3.2m。巷道断面净高度的确定：运输大巷高度：H=3800mm，暗斜井H=3000mm。巷道净断面积：运输大巷净断面积：S=16.24m，暗斜井净断面积：S=7.3m。选用锚喷网支护。第3章 大巷运输及设备的选择3.1 概述结合矿井生产能力2.4Mt/a。所以决定，皮带运输方式作为主要的运输方式，轨道运输作为辅助运输。图3-1 井下运输系统3.2 大巷运输及设备选择3.2.1大巷运输方式的选择选用胶带运输，其优点有：能力大，效率高，便于实现运输大巷自动化生产，运输环节少。3.2.2.辅助运输方式的选择主要任务：运送矸石。材料。设备和工人。辅助运输方式采用罐笼提升。3.2.3胶带输送机货载块度max计算，带宽B，B3amax=3300mm=900mm （3-1）式中：amax为胶带载货的最大块度尺寸300mm，胶带带宽取1.0m。计算胶带运输带速为 v=A/Bkc （3-2）式中参数如下表解释：表3-1 胶带输送机参数表代号单位意义取值v输送带速度，m/s1.32 A设计运输生产率， t/h484k货载断面系数367c输送机倾角系数1.0货载散集密度、t/m0.8-1.0，胶带输送机选定SSJ1000/450MG型，带速v=3.5m/s，带宽=1.0m,皮带长度分为大巷皮带长度146.77m，初设选定工作面皮带长度1755.05m,功率450kw，运输力2000t/h。胶带输送机验算q=A/3.6v=484/(3.61.32)=39.51kg/m （3-3）G g /l1g =22/1.5=14.63kg/mG1 g /l11g =22/3=7.32kg/m胶带输送机满足运输。3.2.4矿车型号如下表3-2 矿车型号参数表矿车型号MGC3.39容积3.3立方米长3450mm载重3t高1300mm生产开拓25辆宽1320mm备用10辆轨距900mm牵引质量8t材料车：5吨平板车。轨距由矿车已定轨距。材料车型号为：选用MCL-9B型，规格：3.005.101.20m。每个带区需工作10辆，预留备用2辆,共12辆。人车型号：PBC-12型，全矿设有10辆人车。其中备用4辆。总共设有14辆。采用XK8-9132-1KBT型电机车，参数：4.461.601.35m，。电机车主要运输矸石、人员，共3台。3.3主要巷道断面的确定为了使各类型巷道断面能够满足运输及通风的要求，主要运输大巷、主石门和回风巷道的断面形式必须满足要求。参考大同市周边矿区以往的设计经验，根据条件要求，回风大巷断面形式选用矩形，特征如下：表3-3 巷道特征表名称断面形式断面尺寸(h*b)mm支护风量轨道大巷矩形27002950锚喷索支护2736m3/min胶带大巷430025002484m3/min总回风巷300030005220m3/min3.3.1.轨道大巷断面的确定(1)巷道净宽度：巷道净宽计算： （3-4）式中：B巷道净宽，mm；a1巷道运输侧轨道中线，取mm；c1巷道输送机中线的距离，mm；b轨道中线之间的距离，mm。由公式所计算巷道净宽B=2700mm。(2)巷道净高度计算： （3-5）式中：H巷道净高度，mm；h1轨面到顶梁巷道高度，mm；hc巷道底板到轨面高度，mm；hb道碴面高度，mm。参考设备尺寸H=2950mm。(3)巷道断面风速验算： （3-6）式中：v巷道的风速，mm；Q巷道的风量，m3/s；S巷道的净断面，m2；v安全规程中规定的允许最高风速，取8m/s。根据公式代入数据求得：v=2.7 m/s 8 m/s，所得数据符合计算结果。3.3.2胶带大巷断面的确定巷道净宽度计算： （3-7）式中： B、a1、c1、b各个参数如上式得：B=4300mm。巷道净高度计算： （3-8）式中： H巷道净高度，mm； h1轨面到顶梁的巷道高度，mm； hc巷道底板到轨面高度，mm； hb碴面与巷道底板道之间的距离，mm。考虑到最大设备的尺寸，得H=2500mm。巷道断面风速验算由以下下公式计算： （3-9）式中： v通过该巷道的风速，mm； Q通过该巷道的风量，m3/s； S巷道的净断面，m2； V根据标注标注4，取8 m/s。代入数据求得v=2.84 m/s 8 m/s3.3.3回风大巷断面的确定由所过的风量设计井筒断面尺寸的选取。风井井筒断面积： （3-10）式中：S0有效净断面积，m2Q巷道所需通过的风量，m3/s；V允许最大风速， V8m/s求得：S0=96/6=16.03m2，取16m23.4带区巷道布置及装备3.4.1煤层的地质特征表3-4 煤层地质特征表标号伪顶 厚度m直接顶厚度m底板情况厚度m11-2无粉砂岩细砂岩1330粉砂岩1.55.014-3薄层粉砂岩0.10.20m细砂岩412褐色泥岩粗砂岩3，2.53.4.2带区系统布置1 采区数目和位置参考周围矿井设计经验，本矿井型配套开拓方案如下：在矿井竣工时候，走向长壁采煤工作面与掘进工作面各布置一个，根据条件确定首选带区位于井田北部第一水平上山位置，选择在11-2煤层的101带区，走向长=6.2km，倾向长=2.6km，面积S=37.8km，带区垂高200m。本带区储量范围可满足要求，相当简单的地质构造使煤层稳定的赋存与地下，使矿井达产且可以稳定连续的生产。2、回采工作面生产能力矿井竣工后，于11-2煤层101带区内留设工作面1个。(1)工作面生产能力按照工作面长度、进度、采高等主要参数，求得单个工作面年产量。A=lL1MRC （3-11）式中：A工作面日产量，t/dl工作面长度，240m；L1工作面日进度，0.85.25=4.2m；M煤层厚度，6m；R煤的容重，1.42t/m3；C工作面采出率，取0.95（厚煤层不应小于93%）则：A=2404.261.420.95 =8158.75(t)工作面的年生产能力为A30010-4=8197.130010-4=2.448（Mt/a）(2)采区生产能力 采区生产能力由公式3-3计算，AB=K1K2a （3-12）式中：AB采区生产能力，万t/年；K1工作面产量不均衡系数，K1=1；K2掘进出煤系数，取1.1a同时回采工作面。则：AB=1.112.448=2.693(Mt/a)所求的带区年产量，可满足矿井要求。3.4.3采区采出率(1)采区工业储量由下式计算：Q=SMR10-4 （3-13）式中：Q采区工业储量，Mt；S采区面积，m2；M煤层厚度，R煤的容重，11#、14#煤层煤层为1.42t/m3； 经计算，设计的11-2，14-3煤层，求得工业储量=487.8315Mt。(2)采区煤柱损失为：P=( P1+ P2+ P3+ P4+ P5) =1.49（3.91+4.545） （3-14）P1采区边界煤柱损失，=110010P2=1380302上山保护煤柱损失；P3=138020上山间距煤柱损失；P4=138050井田边界煤柱损失；P5=262200区段部分的护巷煤柱损失。P=187.8万t注：不包括防水煤柱损失。首区采出率计算： 煤炭损失有：工作面在开采时占95%，工作面落煤占5%。3.5首采区尺寸及巷道布置3.5.1首采区尺寸首采区为带区，形状为矩形，东西B=240m，南北L=1653.55m，面积S=396852。3.5.2首采区巷道布置布置单条辅助运输巷和采区回风顺槽相连接，主要运输大巷通过顺槽端头的桥式转载机同胶带运输顺槽相连接，由此构成采区的巷道。3.5.3带区主要系统的布置（1）运煤系统 101工作面 胶带运输顺槽 溜煤眼 胶带运输大巷 主井井底煤仓 主斜井 地面。（2）辅助运输系统 地面工作人员、材料 副斜井罐笼 井底车场人才或材料车 辅运输大巷 带区回风顺槽 101工作面。（3）通风系统 新鲜风风流 主斜井、副立井 井底车场 辅运大巷及胶带大巷 轨道顺槽 101工作面 胶带运输顺槽 回风大巷 回风立井 地面。（4）排水系统 井下个地点涌水 轨道大巷 井底水仓 副井 地面 处理站。3.6巷道掘进3.6.1巷道断面和支护形式采用较为简便实用，而且易于机械化操作的锚喷网支护，用这种方法支护主副井及井下的各类型巷道。根据运输要求及服务年限的规定，选用坚固耐久的半圆拱形为主斜井断面，副井与回风井断面则采用与之相适应的圆形。回风、辅运、胶带运输大巷、顺槽等断面则采用较为简便布置的矩形，；见巷道断面图。3.6.2巷道掘进进度指标表3-5 掘进巷道进度指标表1半煤岩巷道250m/月2岩巷150m/月 3煤巷500m/月4倾斜岩巷 100m/月5硐室300m/月3.6.3掘进工作面个数及装备矿井竣工后，留设大巷机掘、顺槽机掘面等机械化掘进工作面各一个。按其掘进顺序主要配备：EBJ-120型掘进机SZB-764/132型转载机SGZ-764/400型胶带机。3.6.4矿井采掘比例关系矿井竣工后，设置高度机械化综采工作面1个，相配套高度机械化机掘工作面1个，矸石赋存量约5000t/a。3.6.5井巷总工程量矿井竣工后，井巷总长度，L=19748.1m。煤巷，L=11148.1m。岩巷，L=8600m。3.7采区或带区运输设备3.7.1设备选用参数24K钢轨铺设于区段胶带运输巷，选用参数30K位于轨道大巷，各铺设一条，所设计的两条巷道选用电绞车钢丝绳牵引运输。表3-6 带区运输设备配置设备型号功率牵引动力存绳量数量尺寸mm1回柱绞车JM-2845KW280KN250M23500107011002调度绞车JD-11.4JD-40JD-2511.4KW40KW25KW12KN40KN25KN400M650M650M7871100765730190023501370190023501370第4章采煤方法4.1 采煤工艺方式4.1.1采煤方法选择四老沟煤矿首采煤层赋存地质特点为11-2，层厚=6m煤层，均厚=6m，划定位厚煤层，井田范围内的煤层倾角=8。设计采用采煤方法：一次采全厚综采放顶煤采煤法。4.1.2工作面长度的确定工作面长度验算： （4-1）式中：L工作面长度，m；v工作面允许