采矿工程毕业设计（论文）-建新矿0.9Mta新井设计【全套图纸】

中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 1 页 目 录 一般设计部分一般设计部分 1 1 矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征 2 1.1 矿区概述.2 1.1.1 矿区的地理位置 .2 1.1.2 矿区的地形特点 .2 1.1.3 矿区的交通条件.2 1.1.4 矿区的气候条件.2 1.1.5 矿区的水文情况.2 1.1.6 矿区地震情况 .3 1.1.7 矿区电源供给情况 .3 1.1.8 矿区水源供给情况 .4 1.2 井田地质特征.4 1.2.1 井田的地形.4 1.2.2 井田地质构造情况 .6 1.2.3 井田水文地质条件 .6 1.2.4 其他有益矿产 .8 1.3 煤层特征 .8 1.3.1 含煤性 .8 1.3.2 可采煤层特征 .8 1.3.3 煤质 .9 1.3.4 煤层顶底板特征 11 1.3.5 煤层瓦斯含量 11 1.3.6 煤的自燃与爆炸 12 1.3.7 地温 12 2 2 井田境界和储量井田境界和储量 13 2.1 井田境界 13 2.1.1 井田范围 13 2.1.2 开采界限 13 2.1.3 井田尺寸 13 2.2 矿井工业储量 14 2.2.1 储量计算基础 14 2.2.2 井田地质勘探 15 2.2.3 工业储量计算 15 2.2.4 井田安全煤柱 17 2.2.5 矿井可采储量 20 3 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 21 3.1 矿井工作制度21 3.2 矿井设计生产能力及服务年限21 3.2.1 确定依据21 3.2.2 矿井设计生产能力21 3.2.3 矿井服务年限21 3.2.4 井型校核21 4 4 井田开拓井田开拓 22 4.1 井田开拓的基本问题 23 4.1.1 开采水平的确定及带区划分25 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 2 页 4.1.2 开拓方案的提出 25 4.1.3 开拓方案比较 26 4.2 矿井基本巷道 32 4.2.1 井筒 32 4.2.2 井筒特征 32 4.2.3 井底车场及硐室 37 5 5 准备方式准备方式带区巷道布置带区巷道布置 41 5.1 煤层地质特征 41 5.1.1 带区位置 41 5.1.2 带区煤层特征 41 5.1.3 煤层顶底板特征 41 5.1.4 水文地质 41 5.1.5 地质构造 41 5.1.6 地表情况 41 5.2 带区巷道布置及生产系统 41 5.2.1 带区准备方式的确定 41 5.2.2 带区巷道准备 42 5.2.3 带区生产系统42 5.2.4 带区内巷道掘进方法43 5.2.5 带区生产能力及采出率44 5.3 带区车场选型设计 45 5.3.1 带区车场的形式和线路布置 45 5.3.2 带区主要硐室布置 45 6 6 采煤方法采煤方法 47 6.1 采煤工艺方式47 6.1.1 采煤方法 47 6.1.2 确定采煤工艺方式47 6.1.3 一次采全高采煤方法端头支护及超前支护的重要性 48 6.1.4 回采工作面破煤和装煤方式48 6.1.5 各工艺过程注意事项50 6.2 工作面合理长度的验证52 6.2.1 采煤工作面生产图表的编制和作业循环图表52 6.2.2 回采巷道布置 57 6.2.3 保护煤柱尺寸的确定57 7 7 井下运输井下运输 62 7.1 概述62 7.1.1 矿井设计生产能力及工作制度62 7.1.2 煤层及煤质62 7.1.3 运输距离和货载量62 7.1.4 矿井运输系统62 7.2 带区运输设备选择63 7.2.1 设备选型原则63 7.2.2 带区运输设备选型及能力验算63 7.3 大巷运输设备选择66 7.3.1 胶带大巷设备选择66 7.3.2 辅助运输大巷设备选择67 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 3 页 7.3.3 运输设备能力验算68 8 8 矿井提升矿井提升 70 8.1 矿井提升概述70 8.2 主副井提升70 8.2.1 主井提升设备选型70 8.2.2 副井提升设备选型71 9 9 矿井通风及安全技术矿井通风及安全技术 72 9.1 矿井通风系统选择72 9.1.1 矿井概况 72 9.2 矿井通风系统的确定 72 9.2.1 矿井通风系统的基本要求 72 9.2.2 矿井通风方式的选择 72 9.2.3 矿井主要通风机工作方式选择 75 9.2.4 带区通风系统的要求 76 9.2.5 工作面通风方式的选择 77 9.2.6 通风构筑物 78 9.3 矿井风量计算 78 9.3.1 工作面所需风量的计算 79 9.3.2 掘进工作面需风量 80 9.3.3 硐室需风量 81 9.3.4 其他巷道所需风量 81 9.3.5 矿井总风量 81 9.3.6 风量分配 82 9.4 矿井阻力计算 83 9.4.1 矿井最大阻力路线和通风网络图84 9.4.2 通风阻力计算 87 9.4.3 通风总阻力 88 9.4.4 两个时期的矿井总风阻和总等积孔90 专题设计部分 建新矿高位钻孔瓦斯抽放应用研究建新矿高位钻孔瓦斯抽放应用研究 99 1 概述99 2 采场瓦斯治理方法研究 99 3 结束语.114 参考文献参考文献 115 翻译部分翻译部分 英文原文.117 中文译文.124 致致 谢谢 128 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 1 页 全套图纸，加全套图纸，加 153893706 一 般 部 分 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 2 页 1 矿区概述及井田地质特征 1.1 矿区概述 1.1.11.1.1 矿区的地理位置矿区的地理位置 丰城矿务局建新煤矿位于赣江中下游的丰城市境内，在丰城市西北向，其中心距丰 城市 10km，它东邻坪湖矿，西以八一煤矿的无煤区为界，北起 B4煤层露头线，南至禄糖、 毛眼塘水库一线，走向长约 3.5 公理，倾斜宽约 4 公里，面积约 14 平方公里。所在地理 坐标为：东经：11544381154705，北纬：28150728 1714，矿井开采煤层深度为：-35-650m。 1.1.21.1.2 矿区的地形特点矿区的地形特点 矿井属赣江流域丘陵地带，地势起伏较小，中部地势稍高，南北部地势比较低平， 主要丘岭有骑马岭、南神岭、梅仙岭、仙姑岭等（建新煤矿位于仙姑岭） ，基本上延东西 向分布，纵贯本区中部，形成南北水系的分水岭，岭高一般在120159.91m，呈单斜山形、 南坡平缓：坡角在812，北坡稍陡：坡角在2535。 1.1.31.1.3 矿区的交通条件矿区的交通条件 矿区交通、水路有赣江穿过矿区常年同航，上至吉安、赣州下达南昌、九江，通鄱 阳湖，入长江。铁路有浙赣线、京九线均从矿区附近通过，矿区有铁路专用线通主各矿 井口，并有支线在张家山与浙赣线接轨。公路有 105 和 320 两条国道及紧靠矿区的昌樟 高速公路，从矿区西侧通过。矿区公路网以矿务局为中心通向各矿、厂、院、校的矿区 公路相衔接。航空有昌北机场离矿区约 80 公里。矿区交通四通八达，十分方便。 附矿区距邻近主要城市距离见表 1.1 和交通图图 1.1。 表 1.1 矿区距邻近主要城市距离表 城 市距离()km城 市距离()km城 市距离()km 南昌120九江350高安160 丰城60乐平230樟树180 吉安240景德镇300萍乡320 宜春280新余220湖南460 1.1.41.1.4 矿区的气候条件矿区的气候条件 矿区属温和潮湿型亚热带气候，年温差显著，历年平均气温 17.5，7 月份平均气 温 29.6，元月份平均气温 4.9，历年最高 39.7，最低-110.5，矿区蒸发小于 降水，历年平均降水量 1550 mm，最大降水量 2689 mm，最小降水量 937.8 mm，最大月 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 3 页 降水量 783.4 mm，最大日降水量 287.5 mm，6070%的雨量集中在 46 月。 1.1.51.1.5 矿区的水文情况矿区的水文情况 建新矿水文地质情况较为简单，最大涌水量 107m3/h，一般为 25-35m3/h， 主要含水层有： 1）长兴灰岩含水层：为煤系地层顶部的主要含水量，分布于阳坑小河南北二侧，岩溶发 育，含水性较好，距 B4 煤层约 300m，对 B4 开采影响极小，对 C 煤组开采威胁较大。 2）老山砂岩含水组：主要为几层含裂隙水的细砂岩层，含水性弱，开采时一般为滴水。 3）茅口灰岩含水层：裂隙发育，位于 B4 煤层之下，对 B4 开采无影响，主要是矿区供水 水源。 水害对建新矿危害较小，多为采空区积水渗透，水量小。 图 1.1 江西省建新煤业交通位置图 1.1.61.1.6 矿区地震情况矿区地震情况 据 2003 年 1 月江西省地震局编制的“江西省地震动震参数区划工作用图”分析，本区 地震烈度小于 6 度，地震动参数 g40a 第一开采水平服务年限为：T=2858.92/(901.4) =21.92a20a 符合煤炭工业矿井设计规范要求。 3.2.43.2.4 井型校核井型校核 按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行 校核： （1）煤层开采能力 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 23 页 井田内 5 煤层平均 4.64m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井 “一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个一次采全高的工作面保产。 （2）辅助生产环节的能力校核 矿井设计为大型矿井，开拓方式为双立井单水平上下山开拓，主立井采用箕斗提煤， 副立井采用罐笼提升，运输能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生 产的原煤经条带斜巷胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主立井箕斗提升 至地面，提升能力大，自动化程度高。副井提升罐笼提升、下放物料，能满足大型设备 的下放与提升。大巷辅助运输采用电机车运输，运输能力大，调度方便灵活。 （3）通风安全条件的校核 矿井煤尘无爆炸危险性，瓦斯涌出量不大，属低瓦斯矿井，为保证大型矿井的安全 要求须采取预抽瓦斯措施。矿井采用中央并列式通风，可以满足通风需要。 （4）矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限， 满足煤炭工业矿井设计规范要求。 表 3.1 新建矿井设计服务年限 第一开采水平设计服务年限（a）矿井设计 生产能力 （Mta） 矿井设计 服务年限 （a） 煤层倾角 25 煤层倾角 2545 煤层倾角 45 6.0 及以上8040- 3.05.07035- 1.22.460302520 0.450.950252015 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 24 页 4 井田开拓 4.1井田开拓的基本问题 丰城矿务局建新煤矿位于赣江中下游的丰城市境内，在丰城市西北向，其中心距丰城 市 10km，它东邻坪湖矿，西以建新井、八一煤矿的无煤区为界，北起 B4煤层露头线，南 至禄糖、毛眼塘水库一线，走走向长约 3.5 公理，倾斜宽约 4 公里，面积约 14 平方公里。 所在地理坐标为：东经：11544381154705，北纬：28150728 1714，矿井开采煤层深度为：-35-700m。 井田南北倾向最小长度为 3.1 km，最大长度为 3.7 km，平均长度为 3.5 km。井田东 西走向最小长度为 3.7 km，最大长度为 4.2 km，平均长度为 4.0km。煤层的倾角最大为 12 ，最小为 5 ，平均在 9 ，井田平均水平宽度为 3.4 km。井田主要可采煤层为 4 号煤 层，平均厚度为 3.5m，水涌出量均不大。 用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理 的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓 主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。 1、确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置； 2、合理确定开采水平的数目和位置； 3、布置大巷及井底车场； 4、确定矿井开采程序，做好开采水平的接替； 5、进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造； 6、合理确定矿井通风、运输及供电系统。 依据以上所述地质情况和结合矿井开拓的其他问题，确定该矿井开拓方式，具体分 述如下： 一、井硐的形式、数目、位置 1. 井硐的形式、数目 本井田处平原地区，且煤层倾角较小，煤层埋藏距离地表 350m 左右。因此井筒施工 无需采用特殊施工方法。 （1）井筒形式 一般情况下，井筒的形式有立井、斜井和平峒三种。在一般条件下，平硐最简单， 斜井次之，立井复杂，选择井筒形式必须从自然地质条件，技术条件和经济条件等各方 面因素综合考虑。 （2）各井筒适用条件 斜井：适用于井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要 特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。 平峒：适用于地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置 工业场地和引进铁路，上山部分的储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。 立井：煤层埋藏深、表土厚或水文情况复杂，井筒需特殊施工；开采煤层受倾角、 厚度、CH4、水文等条件限制；多水平开采的急斜煤层；凡不适合斜井、平硐及综合开拓 方式时，均可采用立井开拓。 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 25 页 考虑到本井田境界较大，属低瓦斯矿井等因素，本区冲积层较稳定，大约在 100300m 左右，大致分五个层段，自上而下分述为： 1耕土细砂层段：地表耕土层厚 1-2 m，多为砂质粘土或粉砂：其下为细砂，局 部夹粘土层，含水性中等，为潜水含水层段。 此处已删除，完整版加此处已删除，完整版加 153893706 表 4.2 粗略估算费用表（单位：万元） 斜井双水平开拓斜井双水平开拓 项 目 数量 (10m) 基价(元) 费用(万 元) 费用(万 元) 表土段6.4047140.0030.17主井开 凿基岩段87.433612293.77 323.94 表土段6.44714030.17副井开 凿基岩段87.433612293.77 323.94 井底车 场 岩巷12047796573.60573.60 运输大巷岩巷257.828113724.80724.80 回风大巷岩巷257.228113723.00723.00 运输石门岩巷5628113157.40157.40 回风石门岩巷5028113140.50140.50 基建费用 (万元) 小计2967.18 系数 煤量(万 t) 提升高 度(km) 基价(元 /t.km) 立井提 升 1.2 7757 0.291.6 4319.10生产费用 (万元) 排水涌水量时间(h)服务年基价(元497.92 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 26 页 (m3)限(年)/t.km) 358760580.28 系数 煤量(万 t) 平均运 距(km) 基价(元 /t.km) 大巷运 输 1.219732.60.35 2154.52 小计6971.53 合计 费用 (万元) 9938.71 方案三：主斜副立井双水平开拓。 斜井提煤运输能力大，立井辅助运输能力大，为此提出主井采用斜井开拓，副井采用立 井开拓。主井布置在井田中央，副井布置于井田北部附近。大巷布置在煤层底板岩层中， 沿煤层底板掘进。如表 4.3 所示。 表 4.3 粗略估算费用表（单位：万元） 主斜副立双水平开拓主斜副立双水平开拓 项 目 数量 (10m) 基价(元) 费用(万 元) 费用(万 元) 表土段6.40 47140.00 30.17 主井开凿 基岩段87.433612293.77 323.94 表土段217060234.12 副井开凿 基岩段27106211286.77 320.89 井底车场岩巷12047796573.60 573.60 运输大巷岩巷257.828113724.80 724.80 回风大巷岩巷257.228113723.00 723.00 运输石门岩巷5628113157.40 157.40 回风石门岩巷5028113140.50 140.50 基建费用 (万元) 小计 2964.13 生产费用 (万元) 立井提升系数煤量(万 t) 提升高度 (km) 基价(元 /t.km) 4319.10 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 27 页 1.2 7757 0.291.6 涌水量 (m3) 时间(h) 服务年限 (年) 基价(元 /t.km) 排水 358760580.28 497.92 系数煤量(万 t) 平均运距 (km) 基价(元 /t.km) 大巷运输 1.219732.60.35 2154.52 小计 6971.53 合计 费用(万 元) 9935.66 表 4.4 粗略估算费用表（单位：万元） 方案方案一方案二方案三 名称 立井双水平 开拓方式 斜井双水平 开拓方式 主斜副立井双水平开 拓 基建费用 (万元) 2907.912967.182964.13 生产费用 (万元) 6971.536971.536971.53 合计(万元)9879.449938.719935.66 百分比95.50100.0097.18 在上述经济比较中需说明以下几点： （1）三个方案，带区布置也相同，因而涉及区段生产经营费用没有比较； （2）立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用占运输费用的 20%进行估算； （3）井筒、井底车场、运输大巷及主要回风大巷均布置在中硬或坚硬的岩层中，故 比较中未对其维护费用进行比较。 由对比结果可知：方案二、三的费用比方案一的费用多了点，但三个方案费用近 似相同，但综合考虑到方案三采用主斜、副立井延伸，延伸方案比较复杂，二水平的井 底车场工程量比较大，总体费用比较高，所以不采用此方案。方案一和方案二各有自 己技术上的优点，方案二采用斜井延伸主副井斜井长度太长，不利于两个水平接替时的 生产。综上所述，方案一是最优方案。 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 28 页 因此确定矿井开拓方式为：立井双水平开拓（井筒位于井田中央） (三)经济比较 第一、三方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、生产经营费、基建费和经济 比较结果，分别计算汇总于下表中：见表 4.5、见表 4.6、见表 4.7、见表 4.8、见表 4.9。 表 4.5 建井工程量 项目方案一 立井双水平开拓(m)方案三 主斜副立双水平开拓(m) 主井井筒715715 副井井筒715715 初期 井底车场320320 表 4.6 生产经营工程量 项目 方案一 立井双水平开拓(m) 项目 方案三 主斜副立双水平开拓(m) 运输提升 (万 t/km) 工程量 运输提升 (万 t/km) 工程量 顺槽运输1.2600.325=540顺槽运输1.2600.325=540 大巷运输1.2602.615=2808大巷运输1.2602.615=2808 立井提升1.277571.6=14893.44立井提升1.277571.6=14893.44 大巷维护1.26255326.810-4=60.35大巷维护1.26255326.810-4=60.35 排水3587600.285810-4=140.50排水3587600.285810-4=140.50 表 4.7 基建费用表 方案一立井双水平开拓方案三主斜副立双水平开拓 方案工程量 (m) 单价 (元/m) 费用 (万元) 工程量 (m) 单价 (元/m) 费用 (万元) 主井井筒7158978.6267.727154714323.94 副井井筒71510621.1320.897153361.2320.89 井底车场3204779.6573.63204779.6573.60 运输大巷25782811.3724.8025782811.3724.80 回风大巷25722811.3723.025722811.3723.0 运输石门5628113157.45628113157.4 初期 回风石门5028113140.55028113140.5 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 29 页 后期运输大巷3671.62811.31032.203671.62811.31032.20 合计2907.912964.13 表 4.8 生产经营费用表 方案一 立井双水平开拓 方案三 主斜副立双水平开拓 项目 工程量 (万 t/km) 单价 (元 /tkm) 费用 (万元) 工程量 (万 t/km) 单价 (元 /tkm) 费用 (万元) 顺槽运输5400.31625400.3162 大巷运输28082.6178.5928082.6178.59 提升3117.121.64987.393117.121.64987.39 运 输 提 升 合计5472.195472.19 大巷 维护 费 60.3520120760.35201207 排水 费140.500.2839.34140.500.2839.34 合计6971.536971.53 表 4.9 费用汇总表 方案一 立井双水平开拓方案三 主斜副立双水平开拓 方案 项目 费用(万元)百分率(%)费用(万元)百分率(%) 初期建井费1162.2195.41218.43100.00 基建工程费2907.91100.002964.13100.00 生产经营费6971.53100.006971.53100.00 总费用9879.44100.009935.66100.3 4.2矿井基本巷道 4.2.1 井筒井筒 1. 主井 主井井筒内布置一对 JDG-12/1104,12t 多绳箕斗，提升机采用多绳摩擦提升机，组 合钢罐道。主井担负全矿的煤炭提升任务。井筒平面布置及井筒特征表。 2. 副井 根据矿井辅助运输量（提升量）及不可拆件最大外形尺寸和重量，确定副井井筒直径为 6.5m，其内装备一对双层单车罐笼和玻璃钢梯子间，组合钢罐道。副井担负全矿材料、 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 30 页 人员、设备等的升降任务，兼做进风井。井筒特征表、井筒平面布置。 3. 风井 根据矿井开拓方案，矿井采用中央分列式通风，风井布置在工业广场中央。 4.2.2 井筒特征井筒特征 主井、副井与风井井筒特征见表 4.10 表 4.10 井筒特征表 井筒名称井口标高/m 提升方 位角/ 倾角/断面形状深度/m井筒装备 主井15090圆650箕斗 副井15090圆650罐笼 风井2590圆350 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 31 页 井 筒 中 心 线 井 筒 中 心 线 井 筒 特 征 井 型 井 筒 直 径 井 深 净 断 面 积 基岩段毛断面积 表土段毛断面积 0.9Mt/a 6.5m 650m 28.27m 41.85m 41.85m 提 升 容 器 1.5 矿车双层罐笼一 对 2 2 2 混凝土井壁厚400mm井 筒 支 护 图 4.4 副井井筒断面图 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 32 页 井 筒 中 心 线 井 筒 中 心 线 井 筒 特 征 井 型 井 筒 直 径 井 深 净 断 面 积 基岩段毛断面积 表土段毛断面积 0.9Mt/a 4.5m 650m 15.90m 21.24m 28.27m 提 升 容 器 一对JDG-12/1104 12t多绳箕斗 2 2 2 混凝土井壁350mm 表土段井壁厚750mm 充填混凝土厚50mm 井 筒 支 护 图 4.5 主井井筒断面图 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 33 页 图 4.6 风井井筒断面图 井 筒 中 心 线 井 筒 中 心 线 井 筒 特 征 井 型 井 筒 直 径 井 深 净 断 面 积 基岩段毛断面积 表土段毛断面积 0.9Mt/a 6.0m 350m 28.27m 36.32m 50.26m 2 2 2 混凝土井壁350mm 表土段井壁厚750mm 充填混凝土厚50mm 井 筒 支 护 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 34 页 巷道特征表 巷道 名称 围岩 类别 断面/m2 净掘 设计掘进 尺寸/mm 支护 方式 宽高 喷射 厚度 锚杆/mm 形式 外露 长度 排列 方式 间排 距 锚深 直径 净周 长/m 运输 大巷 18.9 22.3 5500 465016.57锚喷100距形800 /mm 图 4.7 运输大巷断面图 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 35 页 巷道 名称 围岩 类别 断面/m2 净掘 设计掘进 尺寸/mm 支护 方式 宽高 喷射 厚度 锚杆/mm 形式 外露 长度 排列 方式 间排 距 锚深 直径 净周 长/m 胶带 大巷 煤20.8 5200 400017.4锚喷100距形800 /mm 巷道特征表 树脂502200 20 2200 6000 18.5 图 4.8 回风大巷断面图 4.2.34.2.3 井底车场及硐室井底车场及硐室 矿井建设的主要连接部分为井底车场， 它是限制矿井生产能力的主要巷道，必须选 择合适的井底车场。 1. 井底车场 （1）井底车场的型式和布置形式 井底车场的形式有环形式和折返式两大类型，环形式又可分为卧式、斜式及立式， 折返式可分为梭式和尽头式。本矿井第一水平主井、副井距主要运输大巷比较远，宜采 用立井刀式环形井底车场，车场与大巷间用双轨主石门连接，其巷道交叉点少，可减少 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 36 页 工程量且在直线段上顶推重车比较安全。 2. 空重车线长度 煤炭工业设计规范规定，辅助运输采用固定式矿车列车时，应有下列要求： （1）大型矿井的主井空重车线有效长度应各容纳 1.52.0 列车长；大型矿井的副 井空重车线有效长度应各容纳 1.01.5 列车长。 （2）副井空车线一侧应并列布置一条材料车线，大型矿井材料车线有效长度应容纳 15 辆材料车或 1.0 列材料车。 副井空、重车线长度可按下式计算： 式 4-1 kjfLmnLNLL 式中： L主井空、重车线、副井进、出车线有效长度，m； m列车数目，取 1.3 列； n每列车的的矿车数，按列车组成计算确定，辆； 每辆矿车带缓冲器的长度，m； kL N机车数，台； 每台机车的长度，m； jL 附加长度，一般取 10m。 fL 上式中，n 的数值可由表 4.10 确定 。 井底车场布置如图 4.9 图 4.9 井底车场 一一 一一 一一一一一一 一一一一一 一一一一一 一一一一一一 一一一一 一一 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 37 页 表 4.11 每列车的列车数 固定式矿车(t)底卸式矿车 机车粘重 1.0 1.5 3.0 3.0 5.0 7t 架线30501416 8t 蓄电池2025121614 10t 架线3417191517 单机 14t 架线29342630 1215 双机10t 架线20302032 本矿井设计选用 8t 蓄电池机车，带动 1.5t 固定箱式矿车，由上表可得每列矿车数应 为 14 辆，计算得： 则，副井空、重车线长度为： L=1.3 14 3.75+1 4.5+10=82.75m 可取副井空、重车线长度为 90m。 （2）井底车场调车线的有效长度仍按上式计算 此时 m 取 1.0，则，调车线长度为： L=1.0 14 3.75+1 4.5+10=67m 可取井底车场调车线长度为 70m。 （3）材料车线有效长度按下式计算： 式 4-2 cLn LcnsLs 式中： L材料车线的有效长度，m； 材料车数，辆； cn 每辆材料车带缓冲器长度， cL 设备车数，辆； sn 每辆设备车带缓冲器的长度，m。 sL 则，L=15 3.75+8 3.75=86.25（m） 可区材料车线的有效长度为 90m。 3井底车场调车方式 井底车场的调车方式有以下四种： （1）顶推调车 电机车牵引重列车驶入车场重车线，电机车摘钩绕到列车尾部，将列车顶入主、副 井重车线； （2）专用设备调车 设置专用调车机车，调车绞车或钢丝绳推车机等专用调车设备，当由电机车牵引的 重列车驶入调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车调车作业由专用设备完成； （3）顶推拉调车 在调车线上始终存放一列重车，在下一列重车驶入调车线的同时将原来的重列车顶 入主井重车线，新牵引进的重列车存放在调车线； （4）甩车调车 电机车牵引重列车行至分车道岔前 1020m 进行减速，并在行进中电机车与重列车 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 38 页 摘钩，电机车加速驶过分车道岔后，将道岔搬回原位，重列车借助惯性驶向重车线。 综合考虑以上四中调车方式，根据本矿井的实际情况，本着快速、简便的原则，设 计采用第四种调车方式调车。 4. 硐室 井底煤仓： 井底煤仓的有效容量可按下式计算： 式 4-3 (0.15 0.25)mcmcQA 式中: 井底煤仓有效容积，t； mcQ 矿井设计日产量，t； mcA 0.150.25系数。大型矿井取小值，中型矿井取大值。 本矿井可取 0.2，矿井设计的日产量为 2727t，则需要井底煤仓的有效容量为： =0.2 2727=545.4（t） mcQ 主变电所和主排水泵房： 主变电所和主排水泵房坐落于副井井底，互相相邻，通过通道与车场巷道相连，井 底水经管子道从副井井筒排出。 根据箕斗硐室的布置形式，主井井底清理撒煤硐室布置在副井井底车场水平，通过 撒煤清理斜巷与辅助运输大巷联系，撒煤经装载进入胶带大巷煤流系统。 爆破材料库： 矿井主要巷道布置在煤层中，采用综合机械化掘进，爆破材料主要用于回采工作面 强行放顶，用量较小，因此设计确定井下爆破材料库容量为 600kg。 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 39 页 5 准备方式带区巷道布置 5.1煤层地质特征 5.1.15.1.1 带区位置带区位置 设计首采带区位于井田上方，大巷的东北方向。 5.1.25.1.2 带区煤层特征带区煤层特征 带区所采煤层为 4 号煤层，其煤层特征：B4 煤层为半亮型条带状结构暗煤，位于老 山层下部，2.84.2 m，平均 3.5 m, 煤层倾角平均 9。本层属厚煤层，全井田稳定可采， 不含或含 13 层夹石。煤的硬度为 23，煤的容重 1.40 t/m3。 带区平均瓦斯涌出量为 45.7m3/t，瓦斯涌出量较大。煤层具有爆炸性，爆炸指数一 般为：2425；煤层易自燃，自然发火期为 13 个月。 5.1.35.1.3 煤层顶底板特征煤层顶底板特征 B4 煤层为半亮型条带状结构暗煤，位于老山层下部，下距官山层 35 m 左右，煤厚 2.8 m4.2 m,一般 3.5 m 左右。B4 煤层呈层状稳定分布，结构简单，顶底部有 0.1 m0.2 m 厚的硬煤分层。在近顶底 0.2 m 左右，均含有一层 0 m0.05 m 左右炭质岩夹矸， 层位比较稳定。 顶板特征：为深灰色细粉砂岩，富集菱铁矿，黄铁矿结核和植物茎叶化石，底部含 炭质，夹薄煤线。全层多含薄细砂岩条带与粉砂岩互层，其顶部的条带状砂岩具锁链状 结构，回柱放顶后局部或全部垮落。砂岩中裂隙较发育。直接顶厚约 8 m，最大 10 m， 本层厚度较稳定。 底板特征：为灰黑色鳞片状炭质泥岩或褐色鳞片状粘土岩，岩性松软，遇水膨胀， 厚度 0 m0.5 m，一般 0.2 m。上部为浅褐色或灰白色砂质泥岩，泥质粉砂岩，遇水膨胀， 夹 B3 煤层，距 B4 煤层 4 m 左右。下部为灰色粉砂岩，具鲕状结构。直接底含丰富的植 物根化石，总厚约 5 m。 5.1.45.1.4 水文地质水文地质 带区内水文地质条件较简单，4 号煤层以其顶板砂岩为直接充水含水层，含水层埋藏 深，地下水补给条件较强，富水性强。预计正常涌水量为 35t/h，最大涌水量为 108t/h。 5.1.55.1.5 地质构造地质构造 带区内地质构造简单，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板有小的波 动，但变化不大，煤层倾角平均 9。 5.1.65.1.6 地表情况地表情况 地面有零星坐落的几个村庄，采取留设保护煤柱措施。井田内无较大的河流，只有 数李家小河，自西向东在矿井北部流过，流入毛坊湖，泄入赣江，无大的地表水系和水 体。 5.2带区巷道布置及生产系统 5.2.15.2.1 带区准备方式的确定带区准备方式的确定 带区准备方式优点，不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘顺槽、开切眼和必要的 硐室车场，因此巷道系统简单；运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 40 页 和辅助人员少；工作面长度可保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术 经济效果显著，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨 煤成本等几项指标方面，都有显著提高和改善。 带区准备方式存在的问题，如辅助运输、行人比较困难的问题在采用固定车厢式矿 车后可以得到很好的解决。故采用带区准备方式，以下就带区巷道布置及其生产系统进 行说明。 5.2.25.2.2 带区巷道准备带区巷道准备 (一)带区煤柱 由后面第 9 章通风设计确定工作面采用两进一回的布置方式，每个工作面共布置两 条巷道，一侧布置一条皮带运输顺槽，为回风巷；另一侧布置一条轨道运输顺槽，为进 风巷。本带区采用的是两个工作面共用一条运输顺槽，即两个工作面共需要掘进三条顺 槽，一条皮带运输顺槽，两条轨道运输顺槽。主、副、风井及部分大巷贯通形成通风回 路之后就可以布置回采巷道。带区相邻工作之间留设 20 m 煤柱。 (二)区段要素 首采带区北一带区位于大巷上侧，走向长平均 1500 m，倾向长平均 1600 m。带区内 划分八个分带，每两个分带共用一个溜煤眼。分带平均长 1450 m，宽 125 m，工作面长 190 m，两条条巷道均为 5 m 宽，3.5 m 高，加上 20 m 款的煤柱，分带宽为 125 m。 (三)开采顺序 首采带区为一、二带区，然后依次采三、四带区。带区内分带之间没有留设煤柱， 只是在每两个分带之间留设了 20 m 款的煤柱，故每两个分带之间依次开采，首采工作面 为 5101、5102 工作面，然后依次开采下一个分带。 (四)带区通风 带区内各工作面采用两进一回偏 W 型通风系统，即：两个工作面的两条轨道运输顺 槽进风，运输顺槽回风。 (五)带区运输 带区内分带运输顺槽铺设 B=1320 mm 的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机， 带区内辅助运输采用固定车厢式矿车运输，材料车从井底车场出来，经辅助运输大巷到 回采工作面的轨道运输顺槽，再到工作面。 5.2.35.2.3 带区生产系统带区生产系统 （1）运煤系统 煤由工作面刮板运输机斜巷转载机、破碎机斜巷胶带输送机条带煤仓 大巷胶带输送机井底煤仓立井箕斗地面。 （2）辅助运输系统 工作面设备材料经副立井罐笼运至井底，用卡轨车运至工作面。运输路线如下： 地面副立井井底车场轨道回风大巷煤层集中平巷工作面斜巷 工作面 （3）通风系统 带区 5101 工作面风流路线为： 副立井井底车场轨道进风大巷轨道集中平巷条带进风斜巷工 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 41 页 作面条带回风斜巷胶带回风大巷中央风井 地面 （4）排矸系统 矸石由矿车经由轨道进风大巷运至井底车场，再由罐笼提至地面。 （5）供电系统 供电：地面变电站副立井中央变电所轨道进风大巷轨道集中平巷 工作面 （6）排水系统 工作面的水会自动流入大巷，部分不能的采用抽排的方法排至大巷，经由大巷水沟流至 井底水仓，再由主排水泵排至地面。 5.2.45.2.4 带区内巷道掘进方法带区内巷道掘进方法 带区内所有工作面条带斜巷均沿底板掘进，采用综掘机及其配套设备施工，后配备 胶带和 SGW-40T 型溜子组成的机械化掘进，采用综掘机掘进，梭车、给料破碎机、加胶 带、溜子运煤。 锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作； 掘进通风：采用局部通风机通风，由于巷道太长，为保证安全，一般在一半距离的 时候开中切眼。每个掘进工作面配备两台 FD-型 255 KW 局扇，通风方式为压入式。 本设计所选用的配套综掘设备主要为：AM-50 型掘进机，QZP-160A 型转载机， SSJ800/240I 型可伸缩胶带输送机。各设备技术特征见表 5.1、表 5.2。 表 5.1 综掘设备技术特征表（一） 掘进机转载机 型号AM-50型号QZP160A 生产能力（m3/h）100输送能力（t/h）160 掘进断面积（m2）6-18.1输送长度（m）16 切割高度（m）4带速（m/s）1.6 切割硬度系数f 7 输 送 带 类型橡胶阻燃带 适应坡度（）16.2宽度(mm)650 质量（t）26.8直径（mm）400 切割头型式纵轴式型号 BYD75160 6540 电动机功率 (kW) 100功率(kW)7.5 转速 （r/min） 74.4电压（V）380/660 截割 部 截齿类型镐形齿 驱 动 滚 筒 数量1 装运 部 刮板机速度 (m/s) 0.9托辊直径(mm)89 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 42 页 铲板宽度(m)2.5机头可转角度 水平 30，上下 15 电机功率 (kW) 152与掘进机搭接形式铰支座 行走 部行走速度 (m/s) 0.083搭接行程（m）12.5 电机总功率 (kW) 174质量（t）2.9 电气 系统 电压（V）660 外形尺寸 (长宽高 mm)制造厂家淮南煤机厂制造厂家 淮南煤机厂一分 厂 表 5.2 综掘设备技术特征表（二） 可伸缩带式输送机 型号SSJ800/240I类型阻燃那输送带 输送能力（t/h）250 输送 带宽度(mm)800 输送长度(m)1000 机头外形尺寸 (长宽高 mm) 57101961142 带速(m/s)2 机尾外形尺寸 (长宽高 mm) 162921394655 传动滚筒直径(mm)500质量（t）50.234 托辊直径(mm)108型号JDSB40 贮带长度(m)100功率(kW)40 机尾搭接长度(m)12 电 动 机电压（V）380/660 机尾搭接处轨距 (mm) 1100制造厂家淮南煤机厂 5.2.55.2.5 带区生产能力及采出率带区生产能力及采出率 (1)工作面生产能力 1）回采工作面的生产能力 本采区为一个工作面生产。工作面生产能力按照确定的工作面长度、选取工作面进 度及采高，便可算出工作面单产。 =LL1MRC （5-1） 0 A 式中： 工作面日产量，吨/天； 0 A L工作面长度，190m； L1工作面日进度，0.84=3.2m； M煤层厚度，3.5m； R煤的容重，1.4t/； 3 m C工作面采出率，取 0.92。 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 43 页 则：=1803.23.51.40.92 0 A =2740.86(t） 工作面的年生产能力为 33010-4=2740.8633010-4=95.44（万 t/a） 0 A 2）掘进工作面的生产能力 一般选取 5%10%的工作面生产能力来估计掘进工作面的生产能力即 6.8613.73 万 t/a。 3）带区生产能力 A=+13.73=95.44+13.73=1109.17 万 t/a （5-2） 0 A 矿井设计井型为 0.9Mt/a，带区生产能力 0.954Mt/a，能满足矿井的产量要求。 (2)带区采出率 带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算： 带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量100% 带区开采损失主要有：工作面落煤损失 3%7%，这里取 7%；工作面顶煤煤皮损失； 带区内条带煤柱不可回收损失；带区内断层煤柱损失等。 带区工业储量由下式计算： Q=SMR （5-3） 4 10 式中：Q带区工业储量，19.32Mt； S带区面积，2583618.50 m2； M煤层厚度，3.5m； R煤的容重，1.4t/。 3 m 则： Q=2583618.503.51.410-4 =1265.9（万 t） 带区内实际采出煤量为：1265.9 万 t 则：带区采出率=1265.9/1445.9100%=87.2% 根据煤炭工业设计规范规定：采（盘）区采出率：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。设计首采带区采出率为 87.2%，符合煤炭工业设计 规范规定。 5.3带区车场选型设计 5.3.15.3.1 带区车场的形式和线路布置带区车场的形式和线路布置 带区煤层倾角小，平均 9，为缓倾斜煤层。带区布置，皮带运输顺槽直接和运输大 巷连接，不设带区车场，采用固定车厢式矿车作为辅助运输，在轨道运输顺槽和辅助运 输大巷连接处需抹角，抹角大小为 3 m 3 m，与大巷层 45 角，以便于固定车厢式矿车 的拐弯。 皮带运输顺槽与运输大巷均为胶带输送机运输，皮带运输顺槽位于运输大巷的上方， 它们之间通过溜煤眼连接。 煤层底板坡度较小，但是由于煤层倾角在 9以上，宜在辅助运输大巷处设置一部绞 车房，以利于物料的运送。 5.3.25.3.2 带区主要硐室布置带区主要硐室布置 井底中央变电所至带区的供电系统电路压降较大，为保证带区正常生产，需布置带 中国矿业大学 2011 届毕业设计 第 44 页 区变电所。带区变电所应设在通风良好，围岩稳定，地压小，易维护，无淋水，易于搬 迁变压器等电器设备的地方，并使变电所位于带区用电负荷中心，即东区大巷中段，位 于主运输大巷和辅助运输大巷之间。高压电气设备与低压设备分别集中在一侧布置，故 硐室宽度取 3.6 m；高度