鹤煤三矿矿井设计 采矿工程毕业设计 毕业论文.doc

目 录前 言5第一章 矿井概况.12第二章 采区地质概况13第三章 采区储量与生产能力.22第四章 采区方案设计.49第五章 采煤工艺.62第六章 采区生产系统.71第七章采区施工设计.80第八章 安全技术措施.90后记.92参 考 文 献.93前 言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，其目的是使学生深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节之间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；培养和锻炼学生独立地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，我已经基本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。本次设计的参照矿井是郑煤集团超化煤矿，设计之前，我在该矿进行了为期28天的毕业实习，通过地面参观、听总工及各科室负责人作报告、参加科室实习及井下生产实习，对矿井的情况有了一个比较全面的认识。本次设计就是在超化煤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，按照指导老师的要求作了一些改动后，对矿井做的初步设计。其主要内容包括：矿区概况及井田地质特征；矿井储量、年产量及服务年限；井田开拓；准备方式；矿井提升运输和排水；矿井通风与安全技术；矿山环保等七个方面。本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，恳请审阅老师批评指正。第一章 矿井概况一. 井田地理位置及交通位置，地形地貌情况，媒质牌号及用途地理位置：鹤壁三矿南于鹤壁八矿相邻，西北于鹤壁五矿相连，南于鹤壁六矿相邻，东部（深部）至二1煤层-800底版等高线。经纬度：东经11410381141334，北纬355254355710。交通位置：鹤壁六矿位于鹤壁市，山城区东侧1.5公里，东距京广线铁路汤阴站18公里，矿区铁路支线鹤汤铁路到汤阴站与京广线相连，公路东到汤阴，南至鹤笔新区107国道相连，交通十分便利。鹤壁六矿主要生产矿种：煤炭，其媒质牌号具有低灰，低硫，高发热量等优点，是冶金，发电等行业上好的工业燃料。二、井田境界，尺寸和开采面积根据河南省国土资源厅颁发的4100000120685号采矿许可证，六矿范围由56个拐点坐标圈定，矿区走向长6.5km，倾斜长2.7km，面积18.5535k，开采深度由145m至-800m，开采二1煤层。三、煤田生成期，井田主要含煤地层情况（附煤层综合柱状图），可采煤层特征煤田主要生成在石炭二叠纪，井田主要含煤地层主要是石灰岩，可采煤层四、井田主要地质构造的水文地质条件三矿地质构造复杂程度为ab类，二1煤层的可采为 99.7，煤层厚度变异系数r为29.2，故煤层稳定程度应为d类。根据矿井地质规程（试行）中矿井构造复杂程度评价条件，为中等偏复杂，所以在回采过程中会经常遇到断层，变薄带，岩包等地质情况，给回采工作带来一定的困难。五、瓦斯含量与矿井瓦斯等级，煤的自然发火期，煤尘爆炸性指数，是否煤于瓦斯突出，井田地质储量，可采储量，设计生产能力与服务年限矿井瓦斯含量为相对涌出量为8/t是低瓦斯矿井，煤的自然发火期为3个月以下，煤尘无爆炸性，爆炸指数为6，煤与瓦斯突出不严重。五十年以来，先后有中南煤田地质局127队，鹤壁矿务局地测处，三矿地质测量科等单位在本区及周围进行过勘察工作，详见表：施工单位提交报告时间提交成果中南煤田地质局127队1959.12陈家湾勘探区地质精查报告中南煤田地质局127队1959.12 后营地质报告鹤壁矿务局地测处1978.06三矿北翼生产地质补充勘探报告鹤壁矿务局地测处1983.02三矿南翼生产补充勘探报告河南地质三队1986.12三，五，六矿深部报告鹤壁矿务局地测处1989.11三矿深部补充地质报告鹤壁矿务局三矿地测科1989.07三矿矿井地质报告1957年中南煤田地质局127队提交“陈家湾勘探区地质精查报告”同年全国储量委员会批准-350米以下二1煤层地质储量A+B+C级7396.6万吨，其中A级2157.9万吨，B级2511.2万吨，C级2727.5万吨。1989年鹤壁矿务局三矿地测科根据生产采掘资料，结合陈家湾勘探区地质精查报告，修编了地质报告，于1989年7月完成了三矿矿井地质报告（河南煤炭工业管理局（90）豫煤生字第575号文批准），提交了-150米以上及-150至-350煤炭储量4791.6万吨。1985年末1989年11月鹤壁矿务局地测处在南，北翼-300-600米水平高，6范围内共施工钻孔45个总进尺32622.15米，岩心总长度7245.5米。于1989年11月提交了“三矿深部补充地质报告”（ 河南煤炭工业管理局（91）豫煤生字第349号文批准，提交二1煤层煤炭储量A+B+C6380.6万吨（已扣除与陈家湾勘探区精查报告深度重复计算的储量792.2万吨），其中A级3043.8万吨，B级1214.9万吨，C级1332.8万吨，表外C级789.1万吨。1986年河南煤田地质三队在五，六矿深部（-600-800）勘探（能源部能源计1989151号文批准，其中在三矿范围内的二1煤层地质储量A+B+C级5337.9万吨。六、矿井工作制度鹤壁三矿采用四六制，三采一准制。七、井田开拓，井田开拓方式，井田划分，开采水平，数目和位置；水平运输大巷的位置，重要石门式采区石门长度，间距和数量，主要上，下山的位置，长度和数量井田开拓是竖井开拓，井田根据多水平划分开拓，开采水平共四个：一水平是-150水平，二水平-300水平，三水平-600水平，四水平-800水平。现开采煤层：二1煤层，开采方式：地下开采，开拓方式：竖井开拓；采煤方法：1967年进行水采改扩建，1968年5月开始水采生产，1980年初水采下马，仅三，四分层及边角地带采用水采作配采。水采改旱采后，有三个高档普采队，一个炮采队。现改为一个高档普采队，三个炮采队，一次性采全高。我矿生产共四个水平：一水平是-150水平，二水平-300水平，三水平-600水平，四水平-800水平。一水平已回采完（报废水平），二水平正在生产（生产水平），三水平（延伸水平），四水平（深部水平）。截止2006年11月底我矿共动用储量5150.4万吨，累计损失量1983.6万吨，保有储量14038.0万吨，可采储量8449.4万吨。2006年度我矿共动用163.3万吨，采出量106.4万吨，损失量56.9万吨，（其中：落煤损失8.1万吨，采区块段摊消18.8万吨，矿井永久煤柱摊消30.0万吨），采区回采率79.8，矿井回采率65.2。主要开采工作面有：2109工作面，3101工作面，26052工作面，28031工作面，2808工作面，2814工作面，2003工作面。 2007年度计划回采产量115.0万吨，掘进产量按5.0万吨，实际年产量120.0万吨左右，回采率按80计算，动用储量在150万吨左右，重要开采工作面：2808工作面计划产量28.1万吨，21431工作面计划产量4.9万吨，21221工作面计划产量5.7万吨，26052工作面计划产量10.8万吨，28031工作面计划产量11.5万吨，2122工作面计划产量5.7万吨，2003煤柱工作面计划产量15.4万吨，2112工作面计划产量10.6万吨，21161工作面计划产量14.8万吨，21211工作面计划产量13.2万吨。八、井筒位置，数目，形式和用途，井筒直径和技术装备井筒位置大约在井田中央，这是为了更平衡的运输。井筒有两个，分别为主井和副井。主井主要是为了提升采出的煤炭，而副井则主要是为了提升人员，材料，矸石，及进新鲜风流等用途。两井筒的提升设备都是用提升绞车来提升。九、井底车场和通过能力井底车场的形式是卧式井底车场。十、矿井通风，运输，排水，供电，压风，注浆，洒水浆，系统简述：主要设备的技术特征：本矿区二1煤层具有储备条件好，但瓦斯含量高并且逸散条件差，所以要加大通风量又要注意对瓦斯含量的观测；构造发育，所以在采煤时要注意对地质构造的探测；煤的坚固系数低，突出危险性指数告，所以要注意煤与瓦斯突出的危害。因为本矿区的煤有这些特点，特别是在走向倾斜轴及附近，断层尖灭处等地带，采煤时应加强对瓦斯涌出的检测，通风和防突工作，以防于未然。第二章 采区地质情况一、 采区位置该采区位于鹤壁六矿二水平，开采二1煤层。采区北邻耕地，西临鹤壁公路，南邻鹤壁老区东靠鹤壁六矿303采区。采区走向长2000m，倾斜长1000m，上标高为145，下标高为-800。相邻采区对本采区无任何影响。 地面无任何需保护地物，临近采区及采空区对本采区无任何影响。井底车场位于本采区东侧，矿井回风平巷位于采区上部边界，距二1煤层20m的底板岩层中，矿井运输大巷位于采区下部边界，距二1煤层的底版岩层中。二、 地质构造该采区内无任何（包括断层，陷落柱，火熔岩侵入情况等地质构造，不会对开采有任何）影响。三、 煤层及顶底版性质采区内可采煤层为一层，煤层厚度为6m，倾角为15，走向为东西走向。因为该采区无任何地质构造，所以煤层厚度，倾角，走向不会有任何变化。瓦斯的相对涌出量为20/t，煤层的自然发火期为3个月以上。煤尘的爆炸性指数为18，涌水量为2/ min，为小涌水量。煤层内无任何夹矸，也无任何火成岩侵入，煤层为6m厚的无任何变化，更无分叉情况。煤层顶板的岩性为碳酸岩，伪顶为黑色泥质砂岩，有利于跨落，厚度为0.3m，直接顶为碳酸岩，厚度为4.7m，老顶为碳酸岩。煤层底板为稳定的砂岩。顶板稳定性为中等稳定的顶板，处理顶板为全部跨落法。四、 采区的瓦斯，煤尘情况采区工作面的相对瓦斯涌出量为20/t,煤尘具有高爆炸性，爆炸指数为18。五、 本采区开采可能影响的范围内各种水源的情况，对回采的影响，钻孔的封孔质量，周围采空区及小煤矿的积水情况及对本地区开采的影响，影响开采的含水层数，厚度，水量，充水条件及充水性质，断层的导水性质，断层的防水条件河流：本采区内没有任何水体及河流通过，因此，河流对本采区 任何影响。铁路及建筑物：在设计采区范围内没有铁路通过，也没有村庄及厂房。李古道村距采区下边界300m。钻孔封闭情况良好，因此也无任何影响。周围无采空区也无任何小煤矿，因此不存在此种问题。因为此采区顶板是严密的碳酸岩，所以不导水，一般不会产生淋水问题。本采区也无任何大的地质构造，因此如断层，褶皱等地质构造引起的构造无任何影响。六、 采区位置该采区位于鹤壁六矿二水平，开采二1煤层。采区北邻耕地，西临鹤壁公路，南邻鹤壁老区东靠鹤壁六矿303采区。采区走向长2000m，倾斜长1000m，上标高为145，下标高为-800。相邻采区对本采区无任何影响。 地面无任何需保护地物，临近采区及采空区对本采区无任何影响。井底车场位于本采区东侧，矿井回风平巷位于采区上部边界，距二1煤层20m的底板岩层中，矿井运输大巷位于采区下部边界，距二1煤层的底版岩层中。七、 地质构造该采区内无任何（包括断层，陷落柱，火熔岩侵入情况等地质构造，不会对开采有任何）影响。八、 煤层及顶底版性质采区内可采煤层为一层，煤层厚度为6m，倾角为15，走向为东西走向。因为该采区无任何地质构造，所以煤层厚度，倾角，走向不会有任何变化。瓦斯的相对涌出量为20/t，煤层的自然发火期为3个月以上。煤尘的爆炸性指数为18，涌水量为2/ min，为小涌水量。煤层内无任何夹矸，也无任何火成岩侵入，煤层为6m厚的无任何变化，更无分叉情况。煤层顶板的岩性为碳酸岩，伪顶为黑色泥质砂岩，有利于跨落，厚度为0.3m，直接顶为碳酸岩，厚度为4.7m，老顶为碳酸岩。煤层底板为稳定的砂岩。顶板稳定性为中等稳定的顶板，处理顶板为全部跨落法。九、 采区的瓦斯，煤尘情况采区工作面的相对瓦斯涌出量为20/t,煤尘具有高爆炸性，爆炸指数为18。十、 本采区开采可能影响的范围内各种水源的情况，对回采的影响，钻孔的封孔质量，周围采空区及小煤矿的积水情况及对本地区开采的影响，影响开采的含水层数，厚度，水量，充水条件及充水性质，断层的导水性质，断层的防水条件河流：本采区内没有任何水体及河流通过，因此，河流对本采区无任何影响。铁路及建筑物：在设计采区范围内没有铁路通过，也没有村庄及厂房。李古道村距采区下边界300m。钻孔封闭情况良好，因此也无任何影响。周围无采空区也无任何小煤矿，因此不存在此种问题。因为此采区顶板是严密的碳酸岩，所以不导水，一般不会产生淋水问题。本采区也无任何大的地质构造，因此如断层，褶皱等地质构造引起的构造无任何影响。第三章 采区储量与生产能力一、 采区储量；计算采区的地质及可采储量，确定设计的损失量，（附储量计算表和储量计算图） 采区的地质储量ZG=LSmr=2000*1000*6*1.4=0.16亿吨 ZG为地质储量 L为采区走向长 S为倾斜长 M为煤层厚度 R为煤的容重 开采储量ZK=lsmrK=2000*1000*6*1.4*0.9=0.15亿吨 ZK为开采储量 L为采区走向长 S为倾斜长 M为煤层厚度 R为煤的容重 K为工作面采出率倾角面积煤厚容重地质储量可采储量回采率152k6m1.40.16亿吨0.15亿吨0.9 煤层地质储量万t 损失量可采储量万t回采率合计煤柱（万t）厚度损失（万吨）落煤损失（万吨）开采二1煤层1680数量名称数量7.281.68亿t90其中阶段煤柱20.16上山煤柱16.8隔离煤柱8.4其他煤柱100.81680146.16阶段煤柱=lnsmr=2000*4*3*6*1.4=20.16 L为阶段煤柱长 m N为个数 个 S为煤柱宽 m M为煤厚 m R为煤的容重上山煤柱=lmrs=1000*20*6*1.4=16.8万吨 L为上山煤柱长 m N为个数 个 S为煤柱宽 m M为煤厚 m R为煤的容重上山保护煤柱=lnmrs=1000*2*5*6*1.4=8.4万吨 L为上山煤柱长 m N为个数 个 S为煤柱宽 m M为煤厚 m R为煤的容重边界煤柱损失量=lsmr=6000*20*6*1.4=100.8万吨 L为边界保护煤柱长 m S为边界保护煤柱宽 m M为煤厚m R为容重 落煤损失=ZG-ZK-P=1680-1500-146.1=33.9万吨设计损失量共计=20.16+16.8+8.4+100.8=146.16万吨二、 采区生产能力 工作面产量A0=LV0mrC0=150*540*6*1.4*0.9=61.2万吨 L为采煤工作面长度 m V0为工作面推进度 m/a M为煤层厚度或采高 m R为煤的体积密度 t/ C0为采煤工作面的采出率 采区生产能力AB=K1K2A0i=1.1*0.95*61.2=63.9万吨 AB为采区生产能力 万吨 A0i第i个工作面产量 万t/a采区服务年限T=ZK/ABK=1680/63.9*1.5=17.5a T为计算服务年限 年 ZK为可采储量 AB为采区生产能力 万吨/a K采区储量备用系数 取1.3序号指 标单位数量1生产能力万吨63.92煤种瘦煤3煤层倾角154煤层厚度m65地质储量亿吨0.166 可采储量亿吨0.157可采期a17.58涌水量m/min29相对瓦斯涌出量t/m2010采区工作面个数个111移交工作面个数个1 (采区技术指标表)三、 服务年限;采区的服务年限采区的服务年限 T= ZK/ABK=1680/63.9*1.5=17.5a T为计算服务年限 年 ZK为可采储量AB为采区生产能力 万吨/a K采区储量备用系数 取1.3第四章 采煤方法的选择一、采煤方法的选择采煤方法的选择是煤矿安全的重要内容，它直接影响矿井安全生产和煤矿企业各项技术经济指标。鹤壁三矿工作面走走向长2000米倾斜长1000米平均煤厚6米。顶板为碳酸盐较坚硬，底板为砂岩，煤层倾角为1523煤层地质简单，煤层涌水量2/ min ，煤层瓦斯涌出量20m/ t ，煤层自然发火期为3个月以下，根据地质、技术、经济等因素的影响采用放顶煤综合机械化采煤。采煤方法体系整层/分层推进方向采空区处理采煤工艺适用条件放顶煤采煤法壁式整层走向跨落法综采为主5米以上二、采区巷道布置：采区方案选择及参数的确定采区形式该矿采区的煤层走向长度为2000米，煤层厚6米，所以采用双翼布置，每翼走向长度1000米，满足综采走向长度的要求，故采区形式采用双翼形式布置。 采区上、下山的数目和位置 该矿只有一层可采煤层厚度为6米，走向长2000米，故采用两条上山，一条运输上山，一条轨道上山，同时蒹作通风和行人。根据采区煤层赋存条件，采区地质构造简单的条件采区上山可以提出二种方案： 第一方案：采区上山布置在距煤层12m的底板岩层中布置两条上山，上山位于采区走向中央，通过石门与煤层联系，两条上山间距m。第二方案：采区上山布置煤层中两条上山，上山位于采区走向中央，两条上山间距m。 各方案采区巷道布置图； 第一方案： 第二方案方案比较； 采区方案技术比较表方案项目第一方案：双岩上山方案第二方案：双煤上山方案掘进工程量工程量大。因为两上山布置在底版岩层中，故要多掘进m石门和m的溜煤眼工程量小工程难度工程困难。一是岩巷施工，二是巷道联系复杂较容易工程距离长。每区段更增加m的通风距离短巷道维护维护工程量小，维护费用底煤层上山。梯形金属支架受采动影响大，维护工程量大，费用高支架回收无法回收可以回收，可以复用工程期岩石上山掘进速度慢，约需要个月才能投产煤层上山掘进速度快，约个月即可使用 采区方案经济比较方案项目第一方案：双岩上山第二方案：双煤上山：上山长度m掘进单价 元m费用元*.*：联络巷长度m单价元m总费用元*.：巷道维护长度m单价元m维护时间a费用元*+*.*.总费用元.根据上表第一、第二方案在技术比较上无明显的特点，从经济比较上看第二方案相对较省初期投资少，总投资少，工程量小，施工容易，投产期短，沿煤层布置上山有利于进一步摸清煤层赋存情况。故选用第二方案。平巷因为此采区的煤厚仅有6的单一煤层，一般设置在煤层中，并且留有m的保护煤柱，又因为此采区顶板较好，所以采用留有m的窄小煤柱的沿空送巷。因为此采区只是单一煤层，又不用分层开采，所以不用设计区段集中平巷，因为无区段集中平巷，所以也不用设计联络巷。采煤工作面的推进方向，决定综采工作面推进方向时所考虑的因素：因为此矿井为超高瓦斯矿井，所以只能采用单工作面采煤，也就是在区段上部和下部各布置一条平巷分别为一条运输平巷（进风平巷）和一条轨道平巷（回风平巷），准备出一个综采工作面，单此种布置方法缺点是增大巷道的维护量，降低了煤的采出率。采煤工作面回采方向有后退式、前进式、往复式及旋转式等几种。工作面由采区边界向采区上山方向推进的方法，称为后退式。此种推进方向可以减少平巷的维护期，因为随着工作面的推进可以让采空区垮落，是最常用的一种回采顺序。工作面由采区上山向采区边界推进，称为前进式。此种推进方式可以一边采煤，一边掘进巷道，不需要掘准备巷道，但必须留有平巷，增加了维护难度，更增加了支护难度和防止漏风难度。往复式回采实质上是前进式与后退式的混合方式。主要特点是一个区段采用后退式，另一个区段采用前进式。上区段工作面采煤结素后，可直接搬迁到下区段工作面，缩短了设备的搬迁距离，节省了搬迁时间，但它具有前进式的缺点。旋转式是在上区段采煤工作面结宿前，逐渐将工作面调斜最后达到旋转状态推进到下一个区段工作面，实现了工作面不搬迁而连续推进的回采顺序，但顶板控制及采煤工艺比较复杂，旋转时的产量和效率低，边角损失较多。因为此矿井是超高瓦斯矿井，所以采用较常用的后退式采煤方向。区段运输平巷与区段回风平巷的合理位置因为此采区的倾斜长为m，比较长所以将它分为五个区段，每个区段的倾斜长为15，区段平巷一般设置.的坡度进行掘进的，由于坡度很小，所以一般在施工设计上说明。因为此煤层只有6厚，所以把区段运输平巷和区段回风平巷设置在煤层中。简述岩巷及煤巷的掘进方式和设备，通风运输系统，掘进速度，同时掘进工作面的数量，采煤工作面及采掘工作面的数量比岩巷的掘进方式可分为钻爆发和掘进机法。煤巷的掘进也可分为钻爆发和掘进机法。在这主要说掘进机法：掘进岩巷所用的机械为型掘进机。掘进煤巷所用的掘进机为型掘进机。两种掘进机的技术特征表： 型号RH-25 V-C煤岩单轴抗压强度 MPa=70Q最大=61.82，所以可以使用宽为2m，高为20m的煤仓。采区变电所 采区变电所的位置，应考虑到对范围影响较小的位置，仅可能由一个采区变电所向采区全部采掘工作面的受电设备供电并使之位于负荷中心，对较大的采区可设两个或两个以上的变电所，当开采到下一阶段时，尽可能充分利用原有变电所，尽量减少变电所的迁移次数，应保证最远端的设备正常启动，并要求采区变电所通风良好，而且所选用地点应易于搬迁变压器等电气设备的地方，并且无淋水、地压小、易于硐室的维护。 所以采区变电所的具体位置，一般设置在输送机上山与轨道上山之间或设在上山巷道与运输大巷交岔点附近。 根据本采区的参数走向长为2000m，倾斜长为1000m，所以把采区变电所设在上山500m处的运输上山与轨道上山之间的联络巷，因此需掘一条联络巷并设置成采区变电所。 因为变电所人行道宽度要大于1.2m，所以设置成 宽度为3600，而高度因行人需要设在2.53.5m之间，所以高度设成2500的半圆拱型的硐室，长度设置成6000，并且必须在硐室两侧都设置紧急出口。 注意事项：硐室与通道的连接处，设防火栅栏两用门。防火栅栏两用门的挡墙可用C10混凝土砌筑。设有两个通道的采区变电所，一个用于进风，一个用于回风。 采区变电所的支护采用不燃性材料支护，一般情况下采用拱形石料砌碹，服务年限短的可用装配式混凝土支架，尽量采用锚喷支护、石料支护，所选用的混凝土不小于MU30。采用混凝土拱时，混凝土强度不小于C15，铺底可用C10混凝土。采区绞车房 采区绞车房应位于围岩坚固稳定的薄及中厚煤层的底板岩石中。应当避开大的地质构造的大的含水层和有煤与瓦斯突出危险的地区，必须避开开采期间的岩层移动影响。 所以把采区绞车房设在轨道上山处的煤层底板岩石中。 绞车房应设置两个出口钢丝绳通道及回风道。钢丝绳通道用于行人、通风、运输设备和走绳。回风道主要用于回风，有时还要存放电器设备，必要时还可以运输设备及行人，硐室通道必须装设向外开的防火铁门及铁栅铁门，铁门敞开时，不得防碍交通。回风道设调节风门。 绞车房的设计尺寸：回风道的断面较小，净宽1.3m，绳道内可只设单边人行道，人行道的位置应于轨道上山的人行道一致，以利于行人安全，所以绳道的净宽度为2700。绞车房的平面布置如下： 绞车房的高度尺寸应按起重机设施布置，而安装1.2m以上的绞车的绞车房应设起重梁一般用2040工字钢，两端插入壁内300400，所以绞车房的高度应设成2700。 绞车房的尺寸为钢丝绳通道的宽为2700，回风通道宽为2300，高为2700的半圆拱硐室。采区绞车房的支护 回风道至绞车房5m内应用不燃性材料，并且钢丝绳通道的位置应使绳道中心线与提升中心重合。常将绳道壁的一侧与绞车硐室壁取齐。 绞车房内的支护应采用不燃性材料支护，并用C15混凝土铺底，由于硐室的跨度大、高度较大，一般采用直墙半圆拱砌。采用砌碹时，料石强度等级应大于MU30，砌体允许抗压强度大于2.2MPa，采用混凝土砌拱时，允许强度应大于2.5MPa，应尽可能的采用锚喷支护。 顶板淋水较大时，一般采用料石墙混凝土拱顶，并应在拱后铺两层油毛毡、涂沥青和水玻璃，以提高混凝土的抗渗水性，同时壁上应安设导水管，室内设水沟，而此矿涌水量不大不用考虑这些。采区泵房的设计 采区上下山、一段片盘斜井，可设置简易泵房和水仓。其位置可以选在两井筒之间，采用垂直布置，并尽量与变电所联合布置。 所以泵房设在井筒之间。水泵房尺寸 水泵房长度应根据设备数量及有关间隙确定。 水泵房长度 L=nb+a(n+1)=5*3.5+2*(5+1)+2=31.5 m N为水泵台数 个 B为水泵及电动机的基础长度 m A为各基础之间的距离 取1.52.0m，最外侧基础墙应适当加大到2.53m。 根据工作水泵的能力必须是20h内排出24h的正常涌水量，所以可以选择水泵： QB24qz/20=1.2qz=1.2*60*2=144 m/h QB为工作水泵排水能力 m/h Qz为涌水量 m/h 水泵需确定的扬程 HB=HC/NG=445/0.9=495 m HC为测地高度 NG为管路效率 取0.90.89 需扬程500m以上的，所以选用DS450100型水泵。根据排水量大小，所以要用5台此水泵，此水泵长5m。 水泵房的宽度 B=B1+B2+B3=2+1+2=5 m 水泵房的净高为3500。 水泵房的支护 水泵房应采用不燃性材料支护，并用C15混凝土铺底。由于硐室的跨度和高度较大，故一般用直墙半圆拱砌。采用砌碹时，料石强度等级应大于MU30，砌体允许抗压强度大于2.2MPa，采用混凝土砌拱时，允许强度应大于2.5MPa，应尽可能的采用锚喷支护。一般水泵房临近水仓所以水量较大，所以采用料石墙混凝土拱，并应在拱后铺两层油毛毡、涂沥青和水玻璃，以提高混凝土的抗渗水性，同时壁上应安设导水管，顶板压力大时，仅可能在整个硐室拱基线下200300处设置一层木砖，并且木砖和巷道之间设沉降缝。沉淀池的尺寸、位置、支护 沉淀池又名水仓。因为水仓中的水要用水泵往上抽水，所以水仓要设置在水泵房的一侧，不是行人侧的那一侧。 水仓是由两个断面相同、间隔1520m，其中一个水仓清理时，另一个水仓正常使用。 把水仓设置成相隔20m的距离。 水仓设计要考虑到： 水仓的有效容量应容纳4h的正常涌水量 Q有=4PZ=4*2*60=480 m Q有为水仓的有效容量 m PZ为正常涌水量 m/h 水仓向吸水井方向应有12的上坡，以便泥沙沉淀、清理，便于矿车运输。 为了便于维护和清理水仓，一般采用单轨巷道的断面，并铺设轨道。水仓净断面一般为7m，所以该水仓选用6m的断面。 水仓的总长度 L=Q有/S=480/6=80 m Q有为水仓的有效容量 m S为水仓的净断面积 m .水仓与吸水小井联结处的水仓底板标高比泵房底板标高低6m，否则水泵将因吸水高度限制而无法抽出水仓内的全部积水。 水仓在清理时斜井的标高是最底处，其顶板标高必须较水仓入口处水沟的沟底为低，否则，水仓将灌不满水。 水仓的支护 水仓的支护采用料石砌墙及铺底，并应在底设置铺两层油毛毡、涂沥青和水玻璃，以提高混凝土的抗渗水性。5采区生产能力和服务年限的核算 采区工作面接续表，采煤工作面的生产能力，采区正常生产时的生产能力，采区的服务年限 采区生产能力核算 A通风能力的核算 根据吨位所需风量和风速限制核定能力 Aa1.5AT AT为采区的生产能力 万t 为34.3万t AD=925.71.5*AT=1.5*34.3=51.45 根据装车站通过能力核算能满足 采煤工作面接续表项目名称工作面名 称工作面长度 m工作面走向长工作面煤层厚工作面煤容重正在采煤工 作 面2008150100061.4延伸工作面2009150100061.4 采煤工作面的生产能力 AO=LVMRC=150*540*1.4*6*0.9=61.2万t AO为采煤工作面的生产能力 万t L为工作面长度 m V为工作面推进度 m/年 M为煤厚 m 为6 R为煤的容重 t/m 为1.4采区正常生产时的生产能力 A=k1k2AO=1.1*0.95*61.2=63.9万t A为采区生产能力 万吨 K1为采区掘进出煤系数 取1.1 K2为工作面之间出煤影响系数 取0.95 AO为工作面的生产能力 万吨服务年限 T=ZK/AK=T=ZK/ABK=1680/63.9*1.5=17.5a T为服务年限 a ZK为采区可采储量 万吨 K