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河南理工大学采矿工程专业2016届毕业设计说明书目 录1 井田境界与储量11.1 井田境界11.2 矿井资源储量11.3 矿井可采储量21.3.1 边界煤柱21.3.2 断层保护煤柱31.3.3 工业广场煤柱31.3.4 保护煤柱总量41.4 矿井设计可采储量52 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限72.1 矿井工作制度72.2 矿井设计生产能力及服务年限73 井田开拓93.1 井田开拓方案93.1.1 开拓方案一93.1.2 开拓方案二103.1.3 开拓方案三113.1.4 开拓方案比较123.2 矿井主要开拓巷道143.2.1 井筒143.2.2 井底车场及硐室183.2.3 大巷223.3 采区划分及接替234 准备方式254.1 首采区基本情况254.2 采区布置及生产系统254.2.1 采区范围及区段划分254.2.2 采区巷道布置254.2.3 采区内工作面的接替顺序274.2.4 采区生产系统284.2.5 采区巷道掘进工艺284.2.6 采区生产能力284.3 采区车场及硐室294.3.1 采区车场294.3.2 采区主要硐室295 采煤方法315.1 采煤工艺方式315.1.1 采煤方法的选择315.1.2 回采工作面长度的确定315.1.3 回采工作面的推进方向和年推进度325.1.4 采煤工作面设备选型及配套325.1.5 采煤机的工作方式335.1.6 工作面端头支护与超前支护345.1.7 工作面劳动组织和循环作业图表的编制345.2 回采巷道布置365.2.1 回采巷道布置方式365.2.2 回采巷道断面及支护参数366 井下运输396.1 概述396.1.1 井下运输设计的原始条件和数据396.1.1 矿井运输系统396.2 采区运输设备选择406.3 大巷运输设备416.3.1 设备选型416.3.2 列车、机车数量计算427 矿井通风及安全技术477.1 矿井通风方式与通风系统的选择477.1.1 通风设计的基本依据477.1.2 矿井通风系统要符合下列要求：477.1.3 矿井通风系统的确定487.2 风量机算及风量分配487.2.1 采煤工作面实际需风量487.2.2 掘进工作面所需风量507.2.3 峒室实际需风量507.2.4 风速验算：527.3 全矿通风阻力计算527.3.1 计算原则527.3.2 计算方法547.3.3 计算矿井的总风阻及总等积孔577.4 扇风机选型587.4.1 选择主扇587.4.2 选择电动机607.5 矿井安全技术措施607.5.1 预防瓦斯爆炸的措施607.5.2 防尘措施617.5.3 预防井下火灾的措施617.5.4 为防止井下水灾的措施628 设计矿井基本技术经济指标639 矿山环境保护659.1 矿山污染源概述659.1.1 大气污染659.1.2 废水排放659.1.3 固体废弃物排放659.1.4 噪声污染659.2 矿山污染源的防治669.2.1 大气污染防治669.2.2 矿山水污染的防治669.2.3 矿渣利用669.2.4 噪声的控制67致 谢69参 考 文 献71附录A：矿区概况及井田地质特征73A.1 矿区概述73A.1.1 交通位置73A.1.2 地形地势73A.1.3 河流73A.1.4 气象及地震73A.2 井田地质特征74A.2.1 地层74A.2.2 地质构造78A.2.3 矿井瓦斯、煤尘、及水文等条件80A.3 煤层及煤质82A.3.1 煤层82A.3.2 煤质826河南理工大学采矿工程专业2016届毕业设计说明书1 井田境界与储量1.1 井田境界 本井田走向长约5km，倾斜长约3km，井田面积9.7km2。矿井北接三矿井田，南邻六矿井田。矿区范围内二1煤层赋存标高为+100-600m标高，井田开采深度可达700m。1.2 矿井资源储量本矿井设计对二1煤层进行开采设计，二1煤层厚3.5 m。本次储量计算是在精查地质报告提供的15000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。BFGEDCA二一图1-1 井田特征图表1-1 井田块段面积表块段平均倾角平均厚度面积一7度3.5m7314052m2二20度3.5m3611317m2表1-2 井田边界坐标边界点YXZA384447753811635220B384447753813706220C384481273813219220D384497733812638220E384497343811500220F384477763810683220G384467733810708220井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量是由煤层面积、容重及厚度相乘所得，其公式一般为： Zg=SMR其中：Zg矿井的工业储量，t； S 井田的倾斜面积，km2； M煤层的厚度，m； R 煤的容重，t/m3，取R=1.45 t/m3。则：Zg=73140523.51.45/cos7+36113173.51.45/ cos20=56901217 t=5690万t1.3 矿井可采储量1.3.1 边界煤柱边界煤柱可按下列公式计算Z1=LBMR其中： Z1边界煤柱损失量，m； L边界保护煤柱宽度，m； B边界长度，m；（B1第一水平边界长度，B2第二水平边界长度） M煤层厚度，m； R煤的容重，t/m3，取R=1.45t/m3。井田边界煤柱按一侧40m的宽度留置，第一水平边界长度为9019m，第二水平边界长为4702.75m，总长度为13721.75m。则井田的边界煤柱为： Z1=13721.75403.51.45 =2783536t= 278.5515 万t1.3.2 断层保护煤柱断层两侧保护煤柱由于水大以及落差较大，可按每侧40m宽度留置，井田内有断层一条，周长为2090m，因此断层保护煤柱损失量为： Z2=2090403.51.45=424270 t= 42.4270 万t1.3.3 工业广场煤柱 工业广场的布置应结合地形、地物、工程技术条件及工艺要求，做到有利生产，方便生活，节约用电。同时根据煤矿设计工业规范规定，工业广场占地面积 S=（0.81.1）设计生产能力/10万t公顷（1公顷=0.01 km2）；其前面的系数选取原则为：大矿取小，小矿取大。工业场地占地面积指标如下表1-3。表1-3 工业场地占地面积指标井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上0.70.8120-1800.91.045-901.21.39-301.5 根据采矿工程专业实际教学大纲及指导书矿井工业广场占地面积指标，年产60万吨的矿井，工业广场占地面积指标为1.2公顷/10万吨，共7.2公顷，所以取工业广场的尺寸为270m270m的正方形。根据开采损害学有关知识，利用垂直剖面法计算煤柱。工业广场位置处的煤层平均倾角为7，工业广场中心位于井田储量中央，表土层厚度h=120m ；广场中心煤层埋深为370m，工业广场属于二级保护，应留设围护带15m。表1-4 工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角（）煤厚（m）（）（）（ ）h（m）73.545735573120 根据上述已知条件，按照垂直剖面法设计工业广场保护煤柱，见图1-2。-150 图1-2 工业广场保护煤柱根据垂直剖面法得出的工业广场保护煤柱面积为：A=527964 m2保护煤柱计算公式：Z广场=A*d*/cos式中： 工业广场保护煤柱，万tA煤柱平面面积 m2d煤层厚度 m煤的容重 1.45t/m3煤层倾角=7Z广场=5279643.51.45cos7=269.954万t1.3.4 保护煤柱总量 合计煤柱为P =Z1+Z2+Z3=278.5515+42.4270 +269.9540=591万t1.4 矿井设计可采储量综合以上计算，则矿井的可采储量按下式计算：Zk=(Zg-P) C其中：Zk-矿井的可采储量，t； Zg-矿井的工业储量，t；P -保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量，t； C -采区采出率。矿井的设计可采储量可采储量为：Zk=(Zg-P) C=(5690-591) 80% =4079.3万吨 即矿井设计可采储量为4079.2万吨。表1-5 矿井可采储量表开采水平煤层工业资源储量(Mt)永久煤柱(Mt）# 地设计资源储量工业场地开采损失(Mt)设计可采储量(Mt)断层防水井田境界地面建筑物其他煤柱小计第一水平二1煤37.400.42401.83002.25435.1461.46.749226.9968第二水平二1煤19.50000.955000.95518.5451.33.44913.796合计56.900.42402.785003.20953.6912.710.198240.79287132 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限2.1 矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范中规定，确定本矿井设计生产能力按年工作日300天计算，“三八”制作业（二班生产，一班检修），每日二班出煤，净提升时间为16小时。2.2 矿井设计生产能力及服务年限针对鹤煤五矿的实际情况：主采二1煤层，平均厚度为3.5m；瓦斯涌出量较小等，采用综合机械化的开采方法。根据根据矿井可采储量、服务年限要求、考虑储量备用系数后，确定本矿井的年设计生产能力为60万t/年。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(AK)其中：T 矿井的服务年限，a； Zk矿井的可采储量,t ； A 矿井的设计生产能力，60万t/a； K 矿井储量备用系数，取1.4。则：T =4079.3/（601.4）=49a第一水平服务年限第一水平的可采储量为2485万t，那么第一水平的服务年限的计算公式为：t=Zk1/(AK)其中：t 矿井第一水平的服务年限，a； Zk1矿井第一水平的可采储量,t ； A 矿井的设计生产能力，60万t/a； K 矿井储量备用系数，取1.4。则： t =2699.7/（601.4）=32a不同矿井设计生产能力时矿井服务年限如表2-1所表示。表2-1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限矿井设计生产能力（Mt/a）矿井设计服务年限（a）第一水平设计服务年限 煤层倾角 453.05.06030-1.22.4502520150.450.940201515本矿井分水平储量分配表，详见表2-2表2-2 矿井分水平储量分配表开采水平工业储量（万t）可采储量（万t）服务年限（a）第一水平37402699.6832第二水平19501379.617合计56904079.2849由以上两表可知，第一水平服务年限为32年20年，满足60万吨矿井第一水平服务年限的要求。3 井田开拓3.1 井田开拓方案3.1.1 开拓方案一方案一：立井两水平，一水平-150m，二水平-500m，直接延深(1)根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及煤矿安全规程的规定，在本井田的中部设立主、副井筒各一个，均为立井。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。本矿井的瓦斯含量不大，属于低瓦斯矿井，但走井田向较长，矿井改变必须保证矿井通风。确定采用两翼对角式通风，即在井田上部东、西角各打一风井，以保证矿井的正常通风。表3-1 井筒位置坐标井筒名称YXZ副井384461783812245220主井384461693812201220东风井384480453813040220西风井-(2)根据工业广场的位置、形状和面积选定原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，工业广场面积约7.2公顷，定为270m270m的正方形。(3)本矿井煤层最高处标高100m，煤层埋藏最深处达-600m。对于本矿井开采水平的确定，可考虑划分为两个水平。第一水平标高为-150m，第二水平标高为-500m。第一水平的垂直高度为370m，第二水平的垂直高度为350m。图3-1 开拓方案一插图3.1.2 开拓方案二方案二：立井两水平，一水平-150m，二水平-500m，暗斜井延深(1)根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及煤矿安全规程的规定，在本井田的中部设立主、副井筒各一个，第一水平均为立井，第二水平采用斜井延深。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。本矿井的瓦斯含量不大，属于低瓦斯矿井，但走井田向较长，矿井改变必须保证矿井通风。确定采用两翼对角式通风，即在井田上部东、西角各打一风井，以保证矿井的正常通风。表3-2 井筒位置坐标井筒名称YXZ副井384461783812245220主井384461693812201220东风井384480453813040220西风井-(2)根据工业广场的位置、形状和面积选定原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，工业广场面积约7.2公顷，定为270m270m的正方形。(3)本矿井煤层最高处标高100m，煤层埋藏最深处达-600m。对于本矿井开采水平的确定，可考虑划分为两个水平。第一水平标高为-150m，第二水平标高为-500m。第一水平的垂直高度为370m，第二水平的垂直高度为350m。15图3-2 开拓方案一插图3.1.3 开拓方案三方案三：立井三水平，一水平-100m，二水平-300m，三水平-500m直接延深(1)根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及煤矿安全规程的规定，在本井田的中部设立主、副井筒各一个，均为立井。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。本矿井的瓦斯含量不大，属于低瓦斯矿井，但走井田向较长，矿井改变必须保证矿井通风。确定采用两翼对角式通风，即在井田上部东、西角各打一风井，以保证矿井的正常通风。表3-3 井筒位置坐标井筒名称YXZ副井384464463812292220主井384464093812193220东风井384484763812990220西风井-(2)根据工业广场的位置、形状和面积选定原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，工业广场面积约7.2公顷，定为270m270m的正方形。(3)本矿井煤层最高处标高100m，煤层埋藏最深处达-600m。对于本矿井开采水平的确定，可考虑划分为三个水平。第一水平标高为-100m，第二水平标高为-300m，第三水平标高为-500m。第一水平的垂直高度为320m，第二水平的垂直高度为200m，第三水平的垂直高度为200m。图3-3 开拓方案一插图3.1.4 开拓方案比较从以上三个方案中，进行经济和技术比较，选出最优方案。表3-4 基建工程量表时期项目方案一方案二方案三早期主井井筒/m370+20370+20320+20副井井筒/m370+5370+5320+5井底车场/ m100010001000运输大巷/m146014601740后期主井井筒/m3501120400副井井筒/m3501120400井底车场/m1000300+5001000+1000主石门/m107001460+850运输大巷/m850850850+1110表3-5 基建费用表项目方案一方案二方案三工程量/m单价/元*m-1费用/万元工程量/m单价/元*m-1费用/万元工程量/m单价/元*m-1费用/万元早期主井井筒370+203000117370+203000117320+203000102副井井筒370+53000112.5370+53000112.5320+5300097.5井底车场100090090100090090100090090运输大巷1460800116.81460800116.81740800139.2小计436.3436.3428.7后期主井井筒3503000105112020002244003000120副井井筒3503000105112020002244003000120井底车场100090090300+500900721000+1000900180主石门107080085.6080001460+850800184.8运输大巷8508006885080068850+1110800156.8小计453.6588761.6共计889.91024.31190.3表3-6 生产经营费用表项目方案一方案二方案三石门运输1.213231.070.381=647.201.213232.310.381=1397.3提升1.213230.720.85=971.61.213231.120.48=853.51.213230.371.02=599.21.213230.720.85=971.6排水100024365160.152510-4=2137.410002436516（0.063+0.127）10-4=2663.2100024365160.152510-4=2137.4合计3756.24115.94506.3表3-7 费用总表项目方案一方案二方案三费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%基建工程费用889.91001024.31301190.3100生产经营费用3756.21004115.91034056.3100总费用4646.11005140.21115696.6100 从上面的表格中的计算可以看出，方案一的总费用最少，很明显要比方案二、方案二优越的多，所以决定采用方案一。3.2 矿井主要开拓巷道3.2.1 井筒 (1)主井主井主要用于提升煤。井筒直径5.0m，采用6t多绳摩擦式提升箕斗进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段350mm，冻结段700mm。井深390m。主井井筒断面布置如下：图3-4 主井断面图(2)副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径6.0m。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段400mm，冻结段800mm。井筒内装备有梯子间、电缆线和水管管道等。井深为375m。副井井筒断面布置如下：图3-5 副井断面图 副井风速校核：式中：通过井筒的风速，m/s；通过井筒的风量，m3/s；井筒净断面积，m2；井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；安全规程规定的允许最大风速；由此： 2.72m/s60万t/a，所以能满足矿井的设计生产能力。4.3 采区车场及硐室4.3.1 采区车场 采区上部车场为平车场 采区中部车场为甩车场 采区下部车场为大巷装车式底板绕道车场4.3.2 采区主要硐室绞车房：设在轨道上山顶部用于提升。变电所：设在轨道上山中部，用于采区供电降压。5 采煤方法5.1 采煤工艺方式5.1.1 采煤方法的选择 本设计仅对第一投产采区（一采区）作详细设计，其余采区只是做简单说明，本井田共分采区四个采区。二1煤层赋存稳定，顶底板条件好的中，厚煤层，厚度平均3.5m，煤层倾角720，井田内储量丰富，地质条件好，采用综采走向长壁采煤法一次采全高技术开采，管理顶板采用全部垮落法。5.1.2 回采工作面长度的确定 为实现高产高效，达到良好的经济效益，本矿井采用一个工作面开采。因此，本采区工作面的生产能力必须达到60万t/a（矿井设计生产能力）。本采区工作面布置为综采工作面，一次采全高，工作制度为“三八制”，二班采煤，一班检修。进刀方式为工作面端部斜切进刀，双向割煤，往返一次割一刀,每刀进尺0.6m。综采工作面生产能力 式中：n工作面日循环数，4个；L工作面长度，m，为200m；B截深，m，为0.6m；M煤厚，m，为3.5m；煤容重，t/m3，为1.45t/m3；C工作面回采率，90%。矿井设计生产能力按年工作日300天，每天净提升时间16h则=30042000.63.51.4590%=66万t因此回采工作面长度定为200米。5.1.3 回采工作面的推进方向和年推进度 采区内的开采采用后退式开采 工作面的年推进度 日推进度为：0.642.4m 月推进度为：2.430=72m 年推进度为：2.4300=720m。5.1.4 采煤工作面设备选型及配套（1）回采工艺 三八制作业，二班生产，一班检修。 a. 回采工艺流程： 采煤机割煤移架推移刮板运输机清理浮煤采煤机割煤 b. 落煤方式： 采用双滚筒液压牵引采煤机割煤，采煤机往返一次进一刀，进刀采用端部斜切割三角煤方式。 c. 装煤及运煤方式： 采煤机组截割落煤，刮板运输机配合装煤。 d. 移架方式： 移架采用滞后煤机后滚筒3-5架追机顺序移架，移架步距为600mm，追机移架速度赶不上煤机运行时，为了便于顶板的管理，以保证工作面的安全，必须停采煤机移架，移完架后再继续采煤。 e. 推移刮板运输机： 刮板运输机的推移在移架后依次进行，滞后移架距离20m，其弯曲段不能小于5m，推移步距为一个截深，即0.6m，推移时必须保证运输机的平、稳、直。（3）工作面运煤 工作面采出的煤可由刮板运输机经转载机转载到到胶带输送机上。（5）设备选型及机械配备图表5-1 综采面主要设备表序号设备名称型号数量1采煤机MXA-300/4.512刮板输送机SGWL-18013液压支架ZZ400/18/181604乳化液泵台MRB-125/32015端头支架ZT900/18/3866转载机SZB730/4017移动变电站KSGZY18喷雾泵站XPB-250/551图5-1 机械配备图5.1.5 采煤机的工作方式 （1）采煤机工作方式和进刀方式 由于采区内煤层赋存稳定，所以采用采煤机双向割煤；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，上行下行均割煤，往返一次进一刀；采煤机过后边移架后边推移刮板运输机。图5-2 采煤机进刀方式图 进刀过程如下：当采煤机割至工作面端头时，其后的运输机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤(见图（a）)；调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿运输机弯曲段返向割入煤壁，直至运输机直线段为止。然后将运输机移直(见图（b）)；再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至运输机机头处(见图（c）)；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤(见图（d）)。5.1.6 工作面端头支护与超前支护采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架移运输机。工作面正常移架要滞后采煤机滚筒35架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架割煤移运输机。5.1.7 工作面劳动组织和循环作业图表的编制综采工作面一般以割煤、移架、推溜三个主要工序为主线。完成这三个工序即为完成一个循环。故常布置多循环方式组织作业，在册人数为100人，劳动组织表见表6-2。在安排作业方式时，必须把机械设备检修作为综采的一个工序，适当安排，保证检修时间。根据实际情况和设备检修能力，组织两班采煤，一班准备的三班作业制。表5-2 劳动组织表序号工种班次合计一班二班检修1支架66122机组司机2243移溜工3364泵站司机1125电工1126溜子司机1127机组检修448支架检修449泵站检修4410电检修5511端头工661212溜子检修3313破煤工22414修护工151515记录员112416送料工4417班长111318井下保管112419材料员3320队长1113合计262648100工作面的循环方式为一日四循环，每天两班采煤，一班检修的工作制。图5-3 工作面循环作业图表5.2 回采巷道布置5.2.1 回采巷道布置方式本工作面采用综采一次采全高采煤工艺，回采巷道采用一般的U型布置方式，即一条区段运输平巷和一条区段回风平巷。本采区巷道采用沿空留巷，可大大提高煤产量，减少煤柱损失。5.2.2 回采巷道断面及支护参数1、断面区段巷道断面均5.0m宽，3.0m高。采用胶带输送机运煤。各区段巷道断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为5.3m，高为3.3m，设计掘进断面为和17.5m2，净断面为15m2。 2、支护（1）顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.2米，杆尾螺纹为M22，规格型号20#M222400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335（先放），另一支规格为Z2360（后放），钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用16mm的钢筋焊接而成，宽度为100mm，长度4.8