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矿井设计与采矿毕业论文目录前 言5第一章、矿井概况61.1、矿井基本概况61.1.1、矿井在矿区所处位置，矿井四邻关系。61.1.2、矿井开采范围，边界划分。71.1.2.1、采区境界71.1.2.2、采区境界周围情况71.1.3、井田内煤层赋存状况、走向、倾向、倾角变化。71.1.3.1、采区附近主要地质构造81.1.3.2、煤尘、煤质特征81.1.4、开采煤层状况挥发分和爆炸性。8第二章、采区基本条件92.1、采区煤层条件92.1.1、采区开采范围、四邻状况、采区储量。92.1.1.1、矿井工业储量92.1.1.2、矿井设计储量92.1.1.3、矿井可采储量92.1.2、煤层赋存条件、围岩条件。112.1.3、采区地质构造特征，对采区巷道布置和回采影响状况。112.1.4、采区内煤层，煤质状况、采区内瓦斯赋存和涌出预测、采区内涌水量和排水方法。112.2、采区生产状况122.2.1、采区拟采取回采工艺、生产能力确定、区段数目划分，区段长度要求。122.2.2、采区内回采工作面和掘进工作面配备。122.2.3、主要生产系统要求。13第三章、 采区巷道布置设计143.1、 采区上（下）山布置143.1.1、结合采区条件提出采区上（下）山布置方案2个以上。143.1.2、进行对比分析、确定合适的上（下）山布置方式。153.1.3、确定采区上（下）山所处层位、数目、断面形状和支护方式与支护规格。163.2、采区车场形式选择设计193.2.1、根据采区布置层次、选择采区上、中、下部车场基本形式。193.2.2、井底车场193.2.2.1、概述193.2.2.2、线路总平面设计203.2.2.3、井底车场通过能力的计算213.2.2.4、确定井底车场主要巷道断面213.3、采区回采平巷布置223.3.1、确定回采平巷布置方式、掘进、支护要求。223.3.2、巷道断面尺寸设计、支护方式、支护参数选择设计。233.3.2.1、井筒特征的确定233.3.2.2、井壁的支护材料及井壁厚度263.4、采区主要硐室布置283.4.1、主井系统硐室283.4.2、副井系统硐室293.4.3、其它硐室303.5、采区主要生产系统303.5.1、分别说明采区三大主要生产系统路线、主要设备、设施和能力。303.5.1.1、矿井运输系统303.5.1.2、矿井排水系统313.5.1.3、通风系统313.5.1.4、供电系统313.5.2、采区通风系统要计算确定工作地点风量、计算采区所需风量。313.5.2.1、矿井通风系统的选择313.5.2.2、选择矿井主扇的工作方式323.5.2.3、选择矿井通风方式323.5.2.4、采煤工作面瓦斯涌出量计算323.5.2.5、掘进工作面所需量323.5.2.6、硐室实际需风量333.5.3、下山采区说明水仓、泵房及排水能力。343.5.4、采区内工作面接替顺序安排表。343.5开采顺序及带区、采煤工作面的配置353.5.1开采顺序353.5.2保证本产品的同采采区数和工作面数。353.5.3 矿井产量验算363.6井巷工程量和建井工期36第四章、工作面回采工艺设计384.1、工作面基本条件384.2、工作面回采工艺方式384.2.1、工作面回采工艺方式选择，工作面主要设备选型。384.2.1.1、采煤方法的选择384.2.1.2、机械设备选型384.2.1.3、作业方式384.2.1.4、采空区处理方法：全部冒落法394.2.1.5、工作面循环方式及循环作业图表394.2.2、支护方式选择，综采选择支架架型，验算支护强度。424.2.3、工作面回采设备484.3采区巷道布置及生产系统484.3.1采区走向长度的确定484.3.2确定区段斜长及区段数目484.3.3煤柱尺寸的留设494.3.4采区上山的布置494.3.5区段平巷的布置494.3.6联络巷道布置494.3.7采区车场形式选择494.3.8采区硐室504.3.9采区和掘进出煤率及采区采出率504.2.10采区生产系统51第五章、采煤工作面生产组织设计535.1、回采工作面质量管理535.1.1、工作面支护质量，设备管理和煤质管理的有关规定535.1.2、设备管理和煤质管理的有关规定545.1.2.1、预防瓦斯爆炸的措施545.1.2.2、防火措施555.1.2.3、煤尘爆炸防治措施575.1.2.4、防治水措施595.1.3、工作面安全管理的有关规定605.2、回采工作面生产组织管理675.2.1、回采工作面作业方式、劳动组织设计、工作面循环方式和循环图表编制。675.2.1.1、回采工作面作业方式675.2.1.2、劳动组织设计675.2.1.3工作面循环方式685.2.1.4、循环图表编制685.2.2、计算工作面主要生产技术经济指标。695.2.2.1、矿井工业储量695.2.2.2、矿井设计储量695.2.2.3、矿井可采储量705.2.2.4、矿井年产量的计算依据705.2.2.5、矿井服务年限71第六章 采区主要经济技术指标72结 束 语74参 考 文 献75前 言 采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节，同时也是对学生成绩的最终考核，其目的是使学习深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节的相互联系和制约关系，培养学生综合运用各门学科的理论知识，分析和解决采矿工程技术问题的能力；培养和锻练学生独立的进行学习和工作的能力；培养学生搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力；进一步训练撰写技术文件和绘制工程图件的基本技能。矿井设计是一个涉及煤矿开采学、井巷工程、矿山机械、矿井通风与安全、矿山环保等诸多技术科学的系统工程，虽然本次设计题目中存在一些理想化的条件，但是通过这次设计，我已经掌握了矿井设计的方法和步骤，培养了搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力，提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力，这些能力的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫。本次设计参照矿井是义煤集团十一矿煤矿，在十一矿实际地质条件的基础上，根据收集到的矿井生产图纸和数据，按照指导教师要求作了一些修改后，对矿井做的初步设计。其内容包括：矿井概况及采区地质特征、 矿井储量及服务年限、采区开拓、准备方式、矿井提升运输和排水、矿井通风与安全技术等六个方面。本次设计以毕业设计论文大纲为依据，按照安全规程的要求，经过查阅相关资料和指导老师的精心指导而完成，由于本人知识结构的限制和设计能力有限，设计中难免有不妥和错误之处，垦请审阅老师批评指正。74第一章、矿井概况1.1、矿井基本概况1.1.1、矿井在矿区所处位置，矿井四邻关系。一矿位于平顶山矿区中部，位于平顶山市中心以北3Km处，属平顶山煤田。东部以26勘探线为界与十矿相邻，西以36勘探线为界与四矿 、六矿相邻，丁组煤层南南窑采空区下届（+45+110m之间），北之-600等高线。其地理位置坐标，东经：11311451132230，北纬：334015334845。，矿区走向长约5KM，倾向长约5.86KM，总面积约16.3平方公里。一矿距平顶山市区约3公里，市内有12路公共汽车直通矿部，并有35路公共汽车经过一矿口。 一矿至平顶山火车站9 Km，通过矿区专用铁路可直达漯宝铁路。漯宝铁路连接京广、焦柳两大铁路干线。平顶山车站至京广铁路70Km，至焦柳铁路28Km。以平顶山市为交通枢纽，有柏油公路沟通各县市，交通极为方便。（一矿交通位置图）平顶山煤田地处伏牛山东端与华北大平原西南缘的交接部位，地势西高东低，西部为低山丘陵，东部过度为冲积平原。一矿采区位于平顶山矿区，属剥蚀残余丘陵地貌单元。采区北部为丘陵山体，山体呈北西南东向展布，最高山脊（红石寨）标高+320.4m；山脊两侧南北向冲沟较发育；山体南中部为剥蚀残丘与坡洪积层组成的北西南东向槽形谷地，最低标高为+100m，一般+110+120m；采区南缘为寒武系灰岩组成的呈北西南东向展布的剥蚀残丘和垄岗（青石山）。区内河流均属淮河水系，主要河流有沙河和汝河，湛河和清肠河分别为其支流，但均在十一矿采区之外，仅在采区南、北坡有一些季节性水流冲沟，排水条件良好，水流汇集后沿寒武系灰岩及太原群灰岩露头之上流入湛河。北干渠流经采区北边界处，但该处煤层埋深1000m以上，对井下开采不产生影响。1.1.2、矿井开采范围，边界划分。1.1.2.1、采区境界该采区北以风化带为界，南以200米等高线为界，西大致以F3断层为界，东以F16断层为界，采区走向最大值5800米，最小值5200米，平均5000米；倾向最大值2200米，最小值1800米，平均2300米，采区面积约13.40Km。五个枴点坐标如下表：表211 采区境界控制点一缆表拐点序号径度坐标（X）纬度坐标A375815753844660B375800253842150C315814403840890D375834353839585E3758466538401151.1.2.2、采区境界周围情况一矿矿上部有南涧河流过矿区，并且为采区内主要地表水系，在矿井设计上应考虑防水煤柱的留设；中部较简单无大的褶皱和断层。1.1.3、井田内煤层赋存状况、走向、倾向、倾角变化。本采区煤层倾角15，走向平均长度1800m，倾向长度800m，采区面积13.40km，平均煤厚4.5m，采用走向长壁采煤法，在采区倾斜方向上划分为二个阶段，采用上下山相结合的开拓方式。1.1.3.1、采区附近主要地质构造采区处于李口向斜西南翼，主体为北东倾向的单斜构造，浅陡深缓。由于受北东向应力挤压的影响，在采区南端形成紧密褶皱带，浅部地层倾角高达37,局部直立甚至倒转，深部倾角12；采区内也有局部的凹陷与隆起。由于受采区外界附近断层的影响，采区内存在一条中型断层，走向多为北东南西向，在矿井生产揭露中，丁组和戊组煤层微型断层发育。艾山逆断层：位于采区西北部，由55-12孔控制，在水平四采区揭露。倾向北东，倾角62，落差9m，延展长度720m。1.1.3.2、煤尘、煤质特征1.煤层丁5-6：原煤灰分26.84%，属中灰富灰煤，原煤硫分0.38%，属特低硫煤。丁5-6：以粉煤为主，占58.55%,其次为小块、大块煤，分别占16.22%和4.68%。精煤回收率平均值均小于40%，中煤含量超过30%，属极难选煤。1.1.4、开采煤层状况挥发分和爆炸性。本采区在勘探初期，由401队做了部分煤岩工作，因测试项目不全，仅供参考，补勘阶段，采取坚定样煤5个，其中丁5-6煤层3个，现将有关物理性质及煤岩特性按煤种及煤层分述如下：丁组煤：黑褐色，弱玻璃光泽，硬度1-1.5度;宏观煤岩类型为暗淡半暗型;显微煤岩组分中，镜质体68.75%，惰质体22.94%，壳质体8.30%，无机质11.85%，以镜质体为主；显微煤岩类型为微三合煤；变质中等，由浅到深变质程度落有增高。表1-2-2 水文地质条件明细表影响回采工作地质资料最大涌水300m/h正常涌水200 m/h地温正常地压正常瓦斯相对涌出量为8 m/t煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数17.58%自燃自燃等级为三级，煤的自燃发火期最短为72天第二章、采区基本条件2.1、采区煤层条件2.1.1、采区开采范围、四邻状况、采区储量。2.1.2、煤层赋存条件、围岩条件。矿井内煤层： 丁5-6：该煤层可采指数0.97，变异系数53.1%，煤厚2.103.05m，平均2.5m，属较稳定煤层，局部地段含1-3层夹矸。为主采煤层。戊9-10：上距丁5-6煤100m，可采指数0.97，变异系数40.5%，厚1.982.63m，平均2.36m，属较稳定煤层，煤层结构较简单，多存在一层厚0.01-0.6m的夹矸（个别区域1-3层），局部区域无夹矸，东厚西薄，厚度变化不大。为主采煤层。2.1.3、采区地质构造特征，对采区巷道布置和回采影响状况。矿井处于李口向斜西南翼，主体为北东倾向的单斜构造，浅陡深缓。由于受北东向应力挤压的影响，在矿井南端形成紧密褶皱带，浅部地层倾角高达37,局部直立甚至倒转，深部倾角12；矿井内也有局部的凹陷与隆起。由于受矿井外界附近断层的影响，矿井内存在一条中型断层，走向多为北东南西向，在矿井生产揭露中，丁组和戊组煤层微型断层发育。艾山逆断层：位于矿井西北部，由55-12孔控制，在水平四矿井揭露。倾向北东，倾角62，落差9m，延展长度720m。2.1.4、采区内煤层，煤质状况、采区内瓦斯赋存和涌出预测、采区内涌水量和排水方法。本矿井在勘探初期，由401队做了部分煤岩工作，因测试项目不全，仅供参考，补勘阶段，采取坚定样煤5个，其中丁5-6煤层3个，现将有关物理性质及煤岩特性按煤种及煤层分述如下：丁组煤：黑褐色，弱玻璃光泽，硬度1-1.5度;宏观煤岩类型为暗淡半暗型;显微煤岩组分中，镜质体68.75%，惰质体22.94%，壳质体8.30%，无机质11.85%，以镜质体为主；显微煤岩类型为微三合煤；变质中等，由浅到深变质程度落有增高。表1-2-2 水文地质条件明细表影响回采工作地质资料最大涌水300m/h正常涌水200 m/h地温正常地压正常瓦斯相对涌出量为8 m/t煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数17.58%自燃自燃等级为三级，煤的自燃发火期最短为72天煤层丁5-6：原煤灰分26.84%，属中灰富灰煤，原煤硫分0.38%，属特低硫煤。丁5-6：以粉煤为主，占58.55%,其次为小块、大块煤，分别占16.22%和4.68%。精煤回收率平均值均小于40%，中煤含量超过30%，属极难选煤。2.2、采区生产状况2.2.1、采区拟采取回采工艺、生产能力确定、区段数目划分，区段长度要求。本井开采煤层为二叠纪五组煤层.通过具体情况具体分析，本设计在开拓部署上，巷道布置及采煤方法上采取了相应的措施，以保护安全有效地完成矿井的回采工作。本矿井煤层倾角15，走向平均长度1800m，倾向长度800m，矿井面积13.40km，平均煤厚4.5m，采用走向长壁采煤法，在矿井倾斜方向上划分为二个阶段，采用上下山相结合的开拓方式。1、井筒位置尽量选择在矿井中央和最小货载运点上。2、井筒和井底车场运输平巷尽量不穿断层破碎带和少穿过松散岩层。由地质报告可知：该矿井表土层厚100m，煤层倾角15，煤层厚度3.56.5m，平均4.5m，开采煤层为二3煤层，矿井涌水量不大，瓦斯涌出量小，属于低瓦斯矿井，本矿井地质构造中等。2.2.2、采区内回采工作面和掘进工作面配备。根据邻矿同等条件经验，本综放面选型设备如下：刮板输送机：SGZ800/800破碎机：PCM200胶带输送机：DSP1080/1000采煤机：MG800/2040-WD型电牵引采煤机运输机：SGZ1000/2700型交叉侧卸式刮板输送机转载机： SZZ1200/400型转载机 液压支架：ZY86400/25.5/55型掩护式液压支架2.2.3、主要生产系统要求。建设完善井下安全避险“六大系统”的目标要求（1）建设完善井下监测监控系统按照煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ10292007）的要求，完善安全监控系统，实现对煤矿井下瓦斯、一氧化碳浓度、温度、风速等的动态监控，为安全管理提供决策依据。强化系统设备维护，定期进行调试、校正，及时升级、拓展系统功能和监控范围，确保设备性能完好，系统灵敏可靠。健全完善规章制度和事故应急预案，落实值班、带班人员责任，监测监控系统中心坚持24小时值班制度，当系统发出报警、断电、馈电异常信息时，迅速采取断电、撤人、通知作业等应急处置措施，充分发挥其安全避险的预警作用。 （2）建设完善井下人员定位系统按照煤矿井下作业人员管理系统使用规范（AQ10482007）的要求，建设完善井下人员定位系统，并做好系统的维护和升级改造工作，保障系统安全可靠运行。所有入井人员必须携带识别卡（或具有定位功能的无线通讯设备），确保能够实时掌握井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况。进一步完善制度，发挥人员定位系统在定员管理和应急救援中的作用。 （3）建设完善井下紧急避险系统按照煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的要求，委托有相关设计资质单位进行紧急避险系统的整体设计。紧急避险系统应与监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络等系统相互连接，在紧急避险系统安全防护功能基础上，依靠其他避险系统的支持，提升紧急避险系统的安全防护能力。紧急避险设施应具备安全防护、氧气供给保障、有害气体去除、环境监测、通讯、照明、动力供应、人员生存保障等基本功能，在无任何外界支持的条件下额定防护时间不低于96小时。紧急避险设施的容量应满足服务区域所有人员紧急避险需要，包括生产人员、管理人员及可能出现的其他临时人员，并按规定留有一定的备用系数。紧急避险设施的设置要与矿井避灾路线相结合，紧急避险设施应有清晰、醒目的标识。（4）建设完善压风自救系统在按照煤矿安全规程要求建立压风系统的基础上，按照所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气的要求，进一步完善压风自救系统，设置供气阀门。井下压风管路要采取保护措施，防治灾变破坏。 （5）建设完善矿井供水施救系统建设完善的防尘供水系统，严格按照煤矿安全规程要求设置三通及阀门，在采掘作业地点和人员较集中地地点设置供水阀门。加强供水管路的维护，不得出现跑、冒、滴、漏现象。 （6）建设完善井下通信联络系统按照煤矿安全规程的要求，在主副井口、井底车场、井下变电所、水泵房等主要机电硐室和采掘工作面安设符合规定的电话。井下避险硐室（救生舱）、水泵房、变电所设直通矿调度室的电话。使用井下无线通讯系统、井下广播系统。发现险情时及时通知井下人员撤离到安全地点。 第三章、 采区巷道布置设计3.1、 采区上（下）山布置3.1.1、结合采区条件提出采区上（下）山布置方案2个以上。 方案提出根据以上地质资料以及现有的开采技术，经过分析提出以下两种在技术上可行的开拓方案：1、斜井两水平上下山开拓；2、立井单水平上下山开拓；3.1.2、进行对比分析、确定合适的上（下）山布置方式。 对于方案一，采用斜井两水平上下山式开拓的优点：1、井筒掘进技术和施工设备简单，掘进速度快，地面工业建筑、井筒装备、井底车场等比立井简单；2、斜井一般无须大型提升设备；3、采用斜井石门长度比较短；4、延深斜井施工比较方便，对生产干扰少，可以充分利用原有设备和设施；5、采用片盘斜井时，井巷工程量小，可少掘上山部分的巷道；采用方案一的缺点：1、斜井井筒比立井长得多，提升费用高，沿井筒敷设管路、电缆所需管路也较长；2、斜井通风路线较长，通风阻力大；3、采用片盘斜井时，由于该矿井受断层切割，井筒难以布置在矿井中央，使矿井生产不均衡，后期生产提升环节多。采用方案二的优点：1、可以充分利用原有设备和设施进行延伸；2、立井井筒较短，通风阻力小，提升速度快。方案二的缺点：1、矿井延伸受地质、水文条件的限制；2、原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰。3、主井接井技术难度大，矿井将出现短期停产。4、延伸两井筒施工组织复杂。5、立井开拓延伸时石门较多。3.1.3、确定采区上（下）山所处层位、数目、断面形状和支护方式与支护规格。经济合理是指所选的方案吨煤生产能力的基建投资少；特别是初期投资少，劳动生产率高，吨煤生产费用低，矿井建设时间短，投资效益好，投资收期短，利润高。计算各方案不同项目包括：基本建设费用、生产经营费用、建井工程量和生产经营工程量。在经济比较落后时，作以下几点说明：1）、两方案相同部分，不予比较，只比较不同部分，不予比较；2）、立井大巷、石门及斜巷上山的辅助运输费用均按运输费用的20%进行估算。表321 各方案工程量计算表 方案项目方案一方案二工程量/m工程量/m初期主井井筒1022180+20副井井筒1022180+5回风斜井10220井底车场2001000主要石门125矿井上山21022回风立井030后期主井井筒869200+20副井井筒869200+5回风斜井8690井底车场2001000主要石门1300矿井上山08692回风联络巷500表322 基建费用表方案项目方 案 一方 案 二工程量/m单价/元每米费用/万元工程量/m单价/元每米费用/万元初期主井井筒10223782386.522008294165.88副井井筒10223782386.521858294153.44回风斜井10222500255.504560井底车场200239947.9810002399239.90主要石门2000125200025.0矿井上山200020442000408.8回风立井829430829424.88小 计1076.521017.90后期主井井筒8694560396.2622010000220副井井筒8694560396.2620510000205回风斜井8693000260.07井底车场200350070.0010003500350主要石门250013002500325.0矿井上山250017382500433.75回风联络巷5002000110.002000小 计1232.591533.75总 计2309.112551.65表323 生产经营工程量表方案项目方案一方案二工程量工程量提升费用/万吨Km一水平1.21.022143501.20.214350二水平1.20.86947461.20.224764石门运输一水平1.20.12514350二水平1.21.304764排水万m31.022454.324365801040.2454.32436580104表324 生产经营费用表 方案项目方案一方案二工程量/万吨km单价/元/(tkm)费用/万元工程量/万吨km单价/元/(tkm)费用/万元提升费用17598.840.71012495.183444.001.3504649.44967.901.0255092.101257.701.7792237.45石门运输2152.50.5451173.117431.840.5454050.35排水费用32537.760.32310509.706367.462.28714562.40合计28096.9826672.71表325 费用汇总表 方案项目方案一方案二费用/万元百分率%费用/万元百分率%基建工程费2309.190.492551.65100生产经营费28096.98105.3426672.71100 经过计算，从表中可知：方案一初期投资比方案二多出58.62万元，两者相差不大，需进一步比较，但后期方案一又比方案二少出301.16万元，从基建费用上看方案一略优；但从经营费用上看，方案一的经营费用明显高于方案二，比方案二多出1424.27万元，高出5个百分点；最终总费用也是方案一较大。因此最终确定方案二的开拓系统；即立井单水平上、下山式开拓。3.2、采区车场形式选择设计3.2.1、根据采区布置层次、选择采区上、中、下部车场基本形式。采区上(下)山与区段平巷或阶段大巷连接处的一组巷道和硐室称为采区车场。采区车场的主要作用是在采区内运输方式改变或过渡的地方完成转载工作。采区车场的巷道包括甩车道、存车线及一些联络巷道，另外还有一些铜室，如煤仓、绞车房、变电所等。采区车场按地点分有上部车场、中部车场和下部车场。由于地质条件与准备方式不同，车场形式及线路布置也不同。应根据采区地质、开采条件，合理选择采区车场的形式。采区车场施工设计。最主要的是车场内轨道线路设计。轨道线路设计必须与采区运输方式和生产能力相适应；必须保证车场内调车方便、可靠；操作简单、安全；提高工作效率和尽可能减少车场的开掘及维护工作量。采区车场线路是由甩车场(或平车场)线路、装车站和绕道线路所组成。在设计线路时，首先进行线路总布置，绘出草图，然后计算各线段和各联接点的尺寸，最后计算线路布置的总尺寸，作出线路布置的平面图和剖面图。3.2.2、井底车场3.2.2.1、概述井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下物料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作任务，它是井下运输的总枢纽。井底车场首先保证矿井生产所需的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要，为此，井底车场的设计通过能力应大于全矿井生产能力的30%50%；其次，应满足井底车场通过能力前提下尽量减少掘砌工程量，而且井底车场便于管理和安全操作。根据井筒与主要大巷位置，地面生产系统及井下开拓方式的要求，本矿井采用刀把式井底车场。如下图3-4-1（本节根据老师要求，对井底车场线路联接，平面闭合，通过能力不予计算，仅用插图的方式说明调车路线） 图3-4-1 井底车场3.2.2.2、线路总平面设计1、井筒相互位置的确定如下图所示：图3-4-2 井筒相互位置图1主井中心线；2副井中心线；3副井存车线两井筒中心点间的直线距离C为： C 70m2、主井空重车线长度的确定L=mnL1+L2+L3 =1.5173+4.5+15 =96m3、副井空重车线长度的确定L2=mnL1+L2+L3=1302+15+4.5=79.5m3.2.2.3、井底车场通过能力的计算Mjd=(252000/1.15)(Qjd/Tjd)=(252000/1.15)(3173/20)=121万吨。通过能力的富余系数121/90=140%，满足设计规范要求。3.2.2.4、确定井底车场主要巷道断面1、巷道断面形状选择井底车场巷道服务年限长，要求将井底车场巷道布置在稳定的岩层中，因此，一般井底车场巷道采用拱形断面。2、巷道支护方式井底车场巷道一般多采用喷射混凝土支护。3、巷道断面尺寸的确定巷道断面的尺寸要符合煤矿安全规程规定：巷道净断面必须满足行人、运输、通风、设备安装、检修和施工的需要。因此，巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途：存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格、人行道宽度与各种安全间隙，以及通过巷道的风量，本矿井采用刀把式井底车场。4、巷道断面特征水平大巷为半圆拱形，由于本矿井走向较长，大巷断面面积适当加大，巷道净宽度4.2m，巷道拱高2.1m，巷道整个高度为4.3m，巷道掘进面积17.3 m，净断面积16.17m，支护采用锚喷支护，支护厚度100mm。3.3、采区回采平巷布置3.3.1、确定回采平巷布置方式、掘进、支护要求。单一煤层走向长壁采煤法采区巷道布置。该采区开采一层中厚煤层，煤层埋藏稳定，顶底板岩层稳定，地质构造简单，瓦斯涌出量小。采区走向长度1800 m，倾斜长度800 m，采区沿倾斜划分为5个区段（多处未显示），工作面的采煤工艺为综合机械化采煤。由于运输大巷和回风大巷布置在煤层底板岩层中，因此，在采区下部和上部分别掘出采区运输石门和采区回风石门进入到该煤层。采区石门是位于采区走向长度的中央，分别与运输大巷和回风大巷相垂直的水平岩石巷道。采区巷道掘进顺序是：从运输大巷掘进采区下部的运输石门1，从回风大巷掘进采区上部的回风石门2。在运输大巷1掘到煤层之后，接着掘进采区下部车场3。由下部车场沿煤层向上掘进轨道上山4和运输上山5，这两条上山的水平间距约为20 m。两条上山4和5掘至采区上部边界后，再掘采区上部车场6与采区回风石门2。然后在第一区段下部，从轨道上山、运输上山开掘采区中部车场7，用双巷掘进的方法分别向两翼掘进第一区段运输平巷9和第二区段回风平巷8。巷道8和9之间的倾斜间距一般为815 m，即为区段煤柱宽度（上区段采过后，以此煤柱来维护下区段的回风平巷）。回风平巷8超前于运输平巷9约100150 m掘进，并沿走向每隔80100 m掘一条联络巷11联通巷道8和9。与此同时，在采区上部边界，从上部车场6向两翼开掘第一区段的回风平巷10。在采区边界沿煤层倾斜掘进一条巷道，联通第一区段运输平巷9和回风平巷10，这条巷道称为开切眼，形成开采前的采煤工作面。在掘进巷道的同时，还需开掘采区煤仓12、采区变电所13、绞车房14等巷道。待上述巷道和硐室全部掘完并检查其规格质量合格后，安装机电设备，形成完整的采区生产系统，采区第一个工作面投入生产。图3-15 单一薄及中厚煤层走向长壁采煤法上山采区巷道系统1采区运输石门；2采区回风石门；3采区下部车场；4轨道上山；5运输上山；6采区上部车场；7、7采区中部车场；8、8，10区段回风平巷；9、9区段运输平巷；11联络巷；12采区煤仓；13采区变电所；14绞车房；15局部通风机随着第一区段的采煤，应及时掘出第二区段的中部车场7、第二区段运输平巷9、第三区段回风平巷8及第二区段开切眼，准备出第二区段的采煤工作面，以保证在上区段工作面采完之后及时接替生产。同样，在第二区段生产期间，准备出第三区段的中部车场和回采巷道。这种从上到下依次开采各区段的开采顺序，称作区段下行式开采顺序。3.3.2、巷道断面尺寸设计、支护方式、支护参数选择设计。3.3.2.1、井筒特征的确定（初步选用1吨矿车双层单车普通罐笼）L=L1=a+2(h)+b1/2+b2/2=1000+2(1604.5)+180/2+180/2=1591m式中：L1，2号罐道梁中心中距，L11，2号轨道梁中心距，a两侧罐道中心间距，取1150，h木罐道厚度为100，罐道梁卡入木罐道深度，取4.5，b1，b2为1，2号罐道梁的宽度，取180。梯子间尺寸的确定：M=600+600+m+b2/2式中：M梯子间最长边和2号梁中心线的距离，mm600两梯子的中心距，mm600梯子中心到壁板距离加另一梯子中心到井壁距离M梯子间壁板总厚，木梯子间m=50mm，金属梯子间m=77mm，玻璃钢梯子间M=30mmM=600+600+m+b2/2=1340m梯子孔前后一般不小于700mm，加上梯子梁的宽度100m m，则有S+T=2(700+100)=1600mm，一般取T=300400mm，则有s=13001200mm，计算副井筒半径为：R2=（LK*+M）2+T2式中：K1号罐道中心与井筒中心线的距离，K*为K的近似值K*=L/3=1591/3+530.3mm代入数据得R=2730.52mm副井直径不防取5.5m，下面进行风速验算V=Qm/SVmax式中:V通过井筒的风速，m/s；Q通过井筒的风量m3/s，取98；S井筒的断面积，m2m井筒有效断面系数，圆形为0.8；Vmax安全规程规定的最大风速为8m/s；V=Q/ms=98/(0.823.76)=5.2m/sVmax经风速验算，满足通风要求2）立井井筒断面确定罐道梁中心线间距由下式可得：L1=a+2h+so式中：L11、3号罐道梁中心线间距，mma两侧罐道中间的距离，为1780mmh钢轨罐道的高度，为160mms0罐道和罐道梁连接垫板凹槽处的宽度，取112mmL1=a+2h+so=1780+2160+112=2212 mm罐道中心线与2号罐道梁中心线之距。L=B+f2+b2/2式中：B罐道中心线到箕斗一侧之距，为1350mmf2箕斗与2号罐道梁之间的间隙，一般采用f2=200mmL=B+f2+b2/2=1350+200+180/2=1640mm计算井筒半径如下：R0=M+ f2+BK0=11363+200+13501640/3=2366 mm式中：M梯子间最长边梁和2号梁中心线的距离，为M=600+60014+183=1363 mm经计算可得，主井直径为4.8米。本矿井选用两套提升设备如下表331 立井单绳罐笼主要技术特征表型号名称进出车方式装载矿车数（辆）罐道主要尺寸()罐笼自重（t）承载个数（个）布置方式规格（）ABGM12矿车双层单车普通罐笼双侧2双侧木罐道180160225010103.645两层24表332 刚性罐道立井多绳箕斗表型号名义载重(t)有效容积(m)最大提升高度(m)箕斗自重(t)主要尺寸()刚性罐道ABCD断面宽度()b1b2JDG9/104Y610130011.6230013001600830180180注：丁代表提煤箕斗，0代表立井多绳，G代表适应刚性罐道，q代表名义载重为9吨，110代表每根钢丝绳悬挂装置的破坏载荷为110吨，4代表提升钢丝绳为4根，Y代表异侧装卸式。3）风井井筒断面的确定S0=Q/s，又S0=sA式中：S井筒净断面积，m2A梯子间面积，一般为A=2.02.5mQ井筒所需风量为98m/s3.3.2.2、井壁的支护材料及井壁厚度1）主井主要用于提升煤炭，井筒直径4.8m，采用9吨多绳摩擦提升箕斗，型号初步确定为JDG9/1104y，井筒采用混凝土砌碹壁，井筒砌碹壁厚度为350mm，井筒装备钢道，罐道梁、电缆架，采用树脂（3072型），固定罐道梁、锚杆结构（ML）为（M24）M27400。图3-3-1 主井断面示意图2）副井主要用于升降人员、设备、材料以及提升矸石等，并兼做通风，排水，为了防止断绳事故，设有防坠器，井筒直径5.5m，采用混凝土砌碹壁，砌碹壁厚度为350mm，采用1吨矿车双层单车普通罐笼，木罐道双侧布置，工字钢罐道梁。图3-3-2 副井断面示意图3）风井主要用于矿井回风，并兼做安全出口，装备有梯子间和管路，电缆等，井筒直径5.0m，采用混凝土砌碹壁，砌碹壁存度为350mm。图3-3-3 风井断面示意图表334 井壁厚度经验数据表井筒净直径井壁厚度()砼料石砼砌块砖4.03003003004904.53003003004905.03503003505.53503503506.04004004006.54004004007.0450450450表355 井筒特征表井筒名称主井副井风井井口标高X(m)384115038411303841353Y(m)375832003758325537585225Z(m)400390170用途提煤升降人员，下放物料，设备以及进风回风蟛兼做安全出口提升设备一对JDG9/104Y一对GM12型矿车双层单车普通罐笼井筒倾角（）909090断面形状圆形圆形圆形支护方式混凝土混凝土混凝土井壁厚度（）350350350提升方位角（）3333井筒深度20018530断面积净（）18.1023.7519.63掘（）25.5232.1720.433.4、采区主要硐室布置3.4.1、主井系统硐室1、井底煤仓井下煤仓上接卸载站硐室，下连箕斗装载硐室，通常为一条较宽的倾斜巷道，其中分成两个隔间，一个用以存煤，另一个为人行通道，取600吨。2、箕斗装载硐室其内安设箕斗装载设备，将煤仓之煤按定量装入箕斗，本硐室上接煤仓，并与立井之筒直接相连，一般情况下位于井底车场水平之下。3、主井清理撤煤硐室及斜巷箕斗装载时，部分煤炭撤落到井底，为了清理需设置清理撤煤硐室，其中安设提升绞车，并经清理斜巷用矿车或小箕斗送入井底，清尘的煤炭提升至运输水平，然后由矿车运至翻笼卸入煤仓。3.4.2、副井系统硐室1、马头门它是副井井筒与车场巷道相连接的部分，材料、设备和人员都要通过它进出罐笼，在马头门附近为便于矿车进出罐笼，要安设推车机，阻车器等设备。2、中央变电所中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入、输出电缆线，配电均衡，安装维修方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所设置于副井与井底车场连接的附近。中央变电所的施工和安全要求如下：1）必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也可采用不燃性锚喷支护。2）硐室必须设置易关闭的既防水又防火的密闭门，门内可设向外开的铁栅门，但不能妨碍门的关闭。3）从硐室出口防火门起5米内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。4）硐室不应有滴水现象，电缆沟应设一定坡度，以便将积水随时排出室外。5）中央变电所的地坪，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出0.5m，同时应根据规定，设置灭火器材，如配备灭火设备和充足的沙箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。4、中央水泵房水岩房硐室是井下主要硐室之一，能否正常运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：1）管线敷设最短，不仅节约管线电缆，而且管道阻力和电压降最小；2）一旦井下发生水患，人员、设备便于撤出，或便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故，恢复生产。3）要求具有良好的通风条件根据以上要求硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室。对中央水泵房硐室施工方面以及安全方面的要求如下：1）必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可是锚喷支护，但不得有淋水。2）出口通道处需设置向外开启的能防水防火的密闭门，从硐室出口密闭门起5米内的巷道，应砌碹或采用其它不燃性材料支护。3）泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板0.5米，设有流水坡，以防硐室积水。4）等候室在副井井筒附近应设置等候室，作为工人候车跟休息的场所，如候室多和工具房相邻，以便于工人领取工具。3.4.3、其它硐室其它硐室主要有：调度室、医疗室、架线机车库及修理间、蓄电池、电机车库及充电硐室，防火门硐室，防水门硐室，井下火药库，消防材料库，人车站等。3.5、采区主要生产系统3.5.1、分别说明采区三大主要生产系统路线、主要设备、设施和能力。3.5.1.1、矿井运输系统（1）井下运煤系统：工作面运输平巷运输上山采区煤仓运输大巷井底车场井底煤仓。其中运输平巷和运输上山采用胶带输送机运输，运输大巷采用底卸式矿车运输。（2）井下运矸系统工作面矸石轨道上山采区下部车场运输大巷井底车场副井地面。（3）井下运料系统副井井底车场运输大巷采区下部区场轨道上山工作面回风平巷工作面。（4）井下运人系统副井井底车场运输大巷采区下部车场行人上山工作面回风平巷工作面。3.5.1.2、矿井排水系统工作面上、下巷水泵上、下巷排水管轨道上山排水管石门排水沟运输大巷