红旗煤矿1.2Mta新井设计毕业论文.doc

红旗煤矿1.2Mt/a新井设计毕业论文目 录毕业设计（论文）任务书I摘 要IIIAbstractIV图纸目录V前 言1第一章 井田概况及地质特征3第一节： 井田概况3一、井田位置:3二、交通:3三、地形地势:3四、气象及地震情况3五、工农业生产概况3六、电源、水源情况4第二节： 地质特征4一、区域地质简述4二、地层特征：4三、主要地质构造：5四、水文地质概括：5第三节 煤层的埋藏特征7一、煤层层次、厚度、结构及稳定性7二、煤层顶、底板条件8三、煤的性质及品种8四、瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自燃性9第二章 井田境界与储量11一、井田境界11二、地质储量计算11三、矿井工业储量11四、矿井设计储量12五、矿井设计可采储量12第三章 矿井工作制度及生产能力13一、矿井工作制度13二、矿井设计生产能力及服务年限13第四章 井田开拓14一、井田内地质构造、煤层及水文等自然条件：14二、工业广场确定原则14三、矿井开拓方案的确定14第五章 矿井基本巷道及建井计划17一、井筒数目及用途17二、井筒布置及装备17三、巷道断面和支护形式18四、风速验算18五、井底车场18六、建井工作计划19第六章 采煤方法20一、采煤方法的选择20二、确定采区巷道布置和要素24三、回采工艺与劳动组织26四、采区的准备与工作面接替29第七章 井下运输31一、运输系统和运输方式的确定31二、运输设备的选择和计算31第八章 矿井提升34一、主斜井提升34二、副斜井提升设备39第九章 矿井通风与安全44第一节 风量的计算44一、采煤工作面实际需要风量的计算46二、掘进工作面实际需要风量的计算47三、硐室实际需要风量49四、其它用风地点风量49第二节 矿井通风系统和风量分配49一、通风方式49二、风井数目、位置、服务范围及服务年限49三、掘进通风及硐室通风50四、通风系统和风量分配50第三节 计算负压和等积孔51一、计算原则51二、计算方法52第四节 选择矿井通风设备55一、选择主扇56二、 选择电动机57第五节 安全生产技术措施58一、煤尘爆炸的防止措施58二、煤及瓦斯突出的预防措施58三、矿井水灾预防措施58四、火灾预防措施58五、 防止冒顶事故的措施59六、 避难硐室和避灾路线59七、矿山救护大队的设置59第十章 经济部分60第一节 矿井设计概算60一、井巷工程概算的编制依据60二、井巷工程概算的编制方法61三、矿建工程费用的计算方法61第二节 劳动定员和劳动生产率62一、 定员范围62二、 定员依据62三、 定员方法62四、计算劳动生产率64第三节 汇编设计技术经济指标64表10-2-2 矿井主要技术经济指标表64参考文献67谢 辞68外文资料69中文翻译7176 前 言一、概述红旗煤矿位于山西省长治县的荫城镇北掌沟村东南侧，距离长治县15km，处行政区划隶属长治县荫城镇管辖。井田处于沁水煤田长治矿区的东南部边缘,南北走向长约5.037km,倾斜宽约3.165km,面积13.942km2,批准开采的9、l1号煤层为本次毕业设计题目,9号煤层保有储量为64.689Mt,11号煤层保有储量为42.452Mt。9、11号煤层为高硫、高发热量的贫煤,均可作为动力及化工用煤。二、设计依据1、设计委托书；2、生产许可证；3、采矿许可证；4、山西省地质矿产勘查开发局二一二地质队2003年1月编制的长治县荫城镇红旗煤矿地质报告；5、红旗煤矿提供的电源、水源等情况；6、红旗煤矿提供的地面工业广场地形图；7、国家有关煤炭工业的技术政策、煤炭工业小型矿井设计规范、煤矿安全规程。三、设计的指导思想 从煤炭企业的实际出发，坚持实事求是，通过科学设计和科学管理，建设一个质量高、工期短、投资省、见效快、效益高的现代化地方煤矿。四、设计的主要特点1、矿区位于沁水煤田长治矿区东南部边缘，煤层埋藏浅，地质构造简单，水文地质条件简单，无瓦斯、地热危害，总体开采技术条件简单，区内煤质优良，煤的用途广泛，煤层稳定性好，煤层结构简单，易于洗选，资源条件良好。优先采用斜井开拓方式，装备带式输送机。2、垂直大巷布置回采工作面，长壁全部垮落采煤方法开采。3、运输大巷和运输顺槽采用胶带输送机运输。4、装备一个综采工作面，两个煤巷掘进面，保证矿井1200kt/a生产能力。5、矿井采用中央边界式通风方式,前、后期两个回风井，主扇的工作方式为抽出式,并配备安全仪器、仪表，保证矿井安全、正常生产。6、采用10kV下井供电方式，供电可靠。7、地面有高山水池，消防水泵，地面生产、生活用水采用静压供水，消防采用临时高压制，既能满足生产、生活用水，又能满足消防水量及水压。8、本次设计对大气污染、水污染、噪声防治、环境绿化等采取了相应的措施，使之符合环保的有关规定。第一章 井田概况及地质特征第一节： 井田概况一、井田位置:红旗煤矿位于山西省长治县荫城镇境内,其地理位置为东经11303481130442，北纬355713355818。矿井工业场地位于荫城镇北掌沟村南侧,北距长治市30km,距长治县城15km，行政区划属长治县荫城镇管辖,隶属长治县荫城镇政府。二、交通:井田东侧3km处有长(治)一陵(川)公路通过,西侧6km处有长(治)一晋(城)二级公路通过,井田内有乡村公路通往东西两侧的公路,交通十分方便。矿井交通位置详见图1-1-1。三、地形地势:井田位于太行山西侧山前地带、长治盆地的东南部边缘,属低山丘陵区,区内第四系发育,形成众多的黄土陡坡。沟谷纵横,切割剧烈，沟谷两侧基岩裸露,区内无大的河流,雨后沟谷有暂时流水。井田内地势呈马蹄形,东、北、西三个方面高,南部低,最高点位于井田东北山梁处,海拔+1175m；最低点处于井田南部沟谷,海拔+1040m,最大相对高差135m。四、气象及地震情况本区属大陆气候,四季分明,冬季夜长而寒冷,春季干旱多风,夏季炎热,秋季凉爽多雨。一月份最冷,最低气温-21C；七月份最热,最高气温37C；年平均气温9C,年平均降水量257.19mm,且多集中在7、8、9三个月,年平均蒸发量1462mm,年平均蒸发量为降水量的56倍。霜冻期为每年10月下旬至翌年3月份,最大冻土深度60cm。区域内有史载的最早一次地震为公元167年6月18日的高平地震,至1936年的 170多年间共发生地震42次。其中破坏性的有8次,强度45级。据国家地震局对该地区地震鉴定,本区处于临汾和邢台两大地震之间,为相对稳定区。属太行山亚弱地震带,基本烈度为6度。五、工农业生产概况 本区以农业为主，主要农作物有谷子、小麦、豆类及油料等，近年工矿企业发展较快，主要为煤矿、化肥、建材、机械加工及制造业，其中煤矿为该区重要的支柱行业。六、电源、水源情况 荫城35kv变电站已与国家电力网联网,矿井供电电源可靠。矿区生活用水及工业用水均取自奥灰水。目前水量、水质均能满足要求。 第二节： 地质特征一、区域地质简述井田位于沁水煤田长治矿区东南部边缘,井田呈一向斜构造（北掌沟向斜）,晋获褶断带压扭应力作用,轴向北东-南西向,两翼基本对称,倾角3-6,起伏不大。该向斜在井田西南沟谷基岩露头处可见,两侧岩层产状明显相反。二、地层特征：该井田位于沁水煤田长治矿区东南部边缘。井田内基岩广泛出露,仅井田中部为第四系黄土覆盖。井田地层由老至新分述如下:（1）奥陶系中统峰峰组（O2f）井田内未出露。为一套浅海相深灰色厚层状石灰岩,顶部含泥岩、石灰岩角砾,局部可见轻微的白云岩。为煤系地层之基底。（2）石炭系中统本溪组（C2b）井田内未出露。厚7.00-9.40m,平均8.20m。岩性为浅灰色泥岩,具贝壳状断口,见有黄铁矿结核,顶部含铝土质泥岩,致密细腻、具滑感,底部可见有“山西式铁矿”。与下伏峰峰组呈平行不整合接触。（3）石炭系上统太原组（C3t）井田内未出露。厚101.50-113.10m。为主要含煤层之,为一套海陆交互相含煤建造。主要由灰黑色泥岩、砂质泥岩、石灰岩、中-细粒砂岩及煤组成,含K2、K3、K5、K6等5-6层较稳定的石灰岩,沉积有7、8、9、11号等煤层,其中9、11号煤层赋存于本组中部。发育稳定,厚度大,为井田内主要可采煤层,其余为不可采煤层。本组地层以K1细砂岩为底界与下伏本溪组呈整合接触。（4）二叠系下统山西组（P1l）井田内未出露。厚43.00-73.90m,平均57.90m。为主要含煤地层之一,为一套陆相含煤建造。岩性主要有泥岩、砂质泥岩、中-细粒砂岩组成,含1、2、3号等煤层,均不可采。本组地层以K7细砂岩为底界与下伏太原组呈整合接触。（5）二叠系下统下石盒子组（P1x）井田内未露出。厚50.40-59.40m,平均记54.8Om。岩性由泥岩、砂质泥岩、中细粒砂岩组成。本组以K8细砂岩为底界与下伏山西组呈整合接触。（6）二叠系上统上石盒子组（P2s）井田内广泛出露,最大出露厚度89m。岩性主要为一套浅黄色-黄色、浅灰色-灰色泥岩、砂质泥岩、细砂岩、中粒砂岩,本组以K1O粗砂岩为底界与下伏下石盒子组呈整合接触。（7）第四系（Q）主要分布于井田中南部。厚0-25.00m,平均5.00m左右。岩性主要由黄色亚砂土、亚粘土、粉砂土组成。角度不整合于下伏不同地层之上。三、主要地质构造：井田呈一向斜构造（北掌沟向斜）,晋获褶断带压扭应力作用,轴向北东-南西向,两翼基本对称,倾角7-12,起伏不大。井田内无断裂构造,但有陷落柱3个,现分述如下:(1)Xl陷落柱分布于井田西北部,长85m,宽50m,呈椭圆形,陷落角80,充填物为角砾状砂岩、砂质泥岩。(2)X2陷落柱分布于井田西部,长60m,宽60m,呈近圆形,陷落角80,充填物为角砾状砂岩、砂质泥岩。总之,井田地质构造简单。四、水文地质概括： (一) 含水层1奥陶系灰岩岩溶含水层井田内没有奥陶系灰岩出露。厚度不详，据区域内资料,岩性为深灰-青灰色石灰岩,厚层状,裂隙发育,见有溶洞,水位埋深350-40Om,水位标高+660- +700m,富水性强,其水位标高低于11号煤层底板标高，一般情况下不存在煤层底板岩石突水问题。2石炭系太原组层间灰岩、砂岩岩溶裂隙含水层井田内无出露,厚101.5-113.10m,平均106.30m左右,岩性为砂岩、灰岩、泥岩和煤层,其K2、K3、K4（2）、K5、K6,单层厚0.809.10m,累计厚28.20m。砂岩1-5层,单层厚07.4m,累计厚6.7m,据邻区王庄矿井水文地质资料,该含水层混合水位标高为+986.26-+1112.90m,单位涌水量为0.021-0.0027L/s.m，渗透系数为0.049-0.072m/d,为弱富水性含水层。3山西组砂岩裂隙含水层井田内未出露,厚43-73.90m,平均57.90m,岩性为泥岩、砂岩及煤层组成,山西组含水层混合水位标高为+1018.87-+1110.68m,单位涌水量为0.028-0.034L/s.m,渗透系数为0.21-0.24 m/d,属弱富水性含水层。4下石盒子砂岩裂隙孔隙含水层井田四周有出露,厚50.40-59.40m,平均54.80m,砂岩1-3层,厚10.00m,节理裂隙发育,透水性强,泉水流量0-0.744L/S。5. 上石盒子组砂岩裂隙孔隙含水层井田出露广泛,最大出露厚度89m,砂岩含水性及透水性强,泉水流量为0.18-0.56L/s。6. 第四系孔隙含水层主要分布于井田中南部,厚0-25m，平均4.1Om,主要由黄色亚砂土、亚粘土、粉砂土组成,节理发育,富水性弱,水位埋深为4.17-12.55m,直接受降水补给,山侧排泄,随着矿山不断开采,现水量明显减弱,甚至无水。 (二)隔水层1本溪组泥岩、铝土质泥岩厚7-9.50m,平均8.20m,为区域性隔水层。2石炭-二迭系泥岩厚达十几米到20余米,为良好的隔水层。（三）地下水的补给、径流及排泄区内第四系分布广泛。第四系孔隙含水层直接受大气降水的补给,随地形由高处向地处径流,向沟谷排泄,局部也可能沿裂隙补给下部基岩裂隙水。上、下石盒子组砂岩裂隙一孔隙含水层,出露广泛,以大气降水和侧向补给为主,其径流、排泄仍沿岩层产状向深部径流排泄。山西组砂岩裂隙含水层,区内未出露,以侧向补给为主,也可接受大气降水补给及其上部含水层沿裂隙的补给,沿岩层产状向深部径流排泄。石炭系太原组层间灰岩、砂岩岩溶裂隙含水层及奥陶系灰岩岩溶含水层,区内未见出露,侧向补给为主,沿岩层产状向深部径流排泄,其奥陶系灰岩岩溶含水层上部本溪组泥岩、铝土质泥岩隔水层隔水性良好,若无大的断裂沟通,一般与上部含水层无水力联系。 (四) 矿井充水因素分析井田内无河流,无断裂构造。故矿井充水的主要因素为地下水、大气降水。9号煤层直接充水因素为顶板K2石灰岩淋水,为岩溶裂隙充水矿床,富水性不大,单位涌水量小于0.lL/s.m。由于本井田中部为北掌沟向斜轴部,在该向斜轴部位置矿井涌水量会有所增大。下伏奥陶系灰岩岩溶含水层富水性强,但其水位标高低于9号煤层底板标高,其间隔水层良好,般情况下不会对9号煤层的开采构成威胁。综上所述,井田内各含水层富水性弱,补给条件差,且相互间的水力联系不大,水文地质条件简单。 (五) 矿井涌水量矿井水平延深开采下组煤9、11号煤层时,矿井设计生产能力为1200kt/a,预计矿井正常涌水量为30m3h ,最大涌水量为60m3h。 第三节 煤层的埋藏特征一、煤层层次、厚度、结构及稳定性 本矿主要含煤地层为太原组：太原组为一套海陆交互相含煤地层,含海相灰岩5-6层,含煤6-10层,主要赋存于本组中、下部,其中9、11号煤层为全区稳定可采煤层,其余煤层均不稳定、不可采。地层平均总厚106.30m,9号煤层平均厚度3.20m,11号煤层平均厚2.10m。各可采煤层的厚度，煤层间距及其变化情况见表1-2-1。表1-2-1 煤层厚度及煤层间距统计表地层单位煤层编号厚度（m）平均层间距（m）结构稳定性备注最小最大平均太原组93.003.903.20简单稳定6111.82.402.10简单稳定二、煤层顶、底板条件煤层顶板为K2灰岩，平均厚度7.8m,岩石厚度大，抗压强度高，属坚固型岩石,易于支护,局部存在炭质泥岩伪顶,开采时随煤层崩落。煤层底板多为黑色泥岩及炭质泥岩,抗压强度低,属软弱岩石,易发生底鼓。三、煤的性质及品种（1）煤的物理性质及宏观煤岩特征9号、11号煤的物理性质均为黑色,条痕灰黑色,金刚-似金属光泽，阶梯状、贝壳状断口,中宽条带结构、层状构造,内生裂隙发育，宏观煤岩成份以亮煤为主,部分暗煤.夹镜煤条带,镜煤为强玻璃-金刚光泽,结构均一，性脆易碎,多呈小碎块状,亮煤为玻璃光泽,主要呈不规别的条带状分，暗煤光泽较暗淡,硬度大,呈不规则厚薄不等的条带状分布。宏观煤岩类型有半亮型煤,少量半暗型及光亮型煤。（2）显微煤岩特征镜质组:9号、11号煤均以无结构镜质体为主、其次为结构镜质体、显微组份定量分析镜质体含量为40-75%,一般在60%以上；半镜质体含量为0-l0%。前者呈均镜质体分布,并构成镜亮煤条带,后者呈团块状、透镜状分布。稳定组:仅9号煤偶见小孢子体、角质体。丝质体:9号、11号煤均为10-45%。以半丝质体为主,多呈团块状,与半镜质体一起构成不规则的似透镜状、线理状,其次为丝质体,多呈结构状,少量呈碎屑状,透镜状,偶见微粒状。矿物质:以粘土矿物为主,含量一般小于10%,呈星点状、团块状集合体,或呈断续的条带状、线理状。少量充填脆腔内。碳酸盐矿物含量一般小于5%，多数为后期裂隙充填。9号煤黄铁矿含量可达2%,呈星点状分布,偶见石墨化组份。9号、11号煤为以混合亮暗煤亚型为主,其次为混合暗亮煤亚型、混合亮煤亚型和丝质暗亮煤亚型。镜质组油浸最大反射率平均值(Rmax ) :9号煤为1.91-2.25%。9号、11号煤变质阶段均为高变质阶段，相当干贫煤。据上述分述,9号、11号煤层为贫煤,可作为动力、化工用煤。四、瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自燃性1、瓦斯井田中各煤层瓦斯绝对涌出量为1.33 m3/min，相对涌出量为5.18 m3/t，属低瓦斯矿井。2、 煤尘根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，本矿9号煤层有煤尘有爆炸危险性。3、 煤的自燃发火性 根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，本矿9号煤层自燃等级为级，属不易自燃煤层。 第二章 井田境界与储量一、井田境界 本次储量计算的范围，是根据地质设计提出的范围，在指导老师的指导下予以确定的。 红旗煤矿井田范围由以下7点坐标(6带)连线圈定：点号 X Y 1 3987400 19686825 2 3987400 19689950 3 3982400 19689950 4 3982387 19688825 5 3983262 19688800 6 3983212 19687200 7 3983400 19686825井田面积为：557662.5*25=13941562.5m2 =13.942km2，准采9、11号煤层，开采深度为140285m。二、地质储量计算矿井地质储量指勘探地质报告提供的查明煤炭资源的全部。根据煤层底板等高线图采用地质块段法进行估算。估算储量的基本公式为 Q=S*M*D式中 M-煤层真厚度,m； S-真面积 ,m2； D-煤的视密度，t/m3。井田内参加储量计算的有9、11号煤层，计算的最小厚度为0.8m，最高灰分为40。容重：9号煤层1.45 t/m3，11号煤层1.45 t/m3。 Q=13941562.5*1.45*(3.2+2.1)=107140.904kt三、矿井工业储量矿井工业储量122b2M22333k式中：122b经济的基础储量； 2M22边界经济的基础储量； 333推断的资源量； K可信度系数。 这里矿井工业储量等于矿井地质储量。即107140.904kt。四、矿井设计储量 矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建(构) 筑物煤柱等永久煤柱损失量后的储量，即为矿井设计储量。 各种永久煤柱留设如下：井田边界煤柱为20m；井筒及工业广场煤柱按岩层和表土层移动角计算确定；大巷煤柱为30m。五、矿井设计可采储量矿井设计储量减去工业场地、井筒和井下主要巷道等保护煤柱损失量后的储量 乘以带区回采率，即为矿井设计可采储量。 综合上述说明，矿井可采储量可用下式计算： 式中：可采储量，kt； Z工业储量，kt； P永久煤柱、井筒及工业广场保护煤柱、大巷煤柱等，kt； C带区回采率，厚煤层取75，中厚煤层取80。 计算结果见表2-1-1。表2-1-1 矿井可采储量汇总表 单位kt煤层编号工业储量永久煤柱损失设计储量巷道煤柱开采损失设计可采储量工广及井筒边界陷落柱9646894590149620758396284337035185011424523012982136383221866129135165合计10714176022478343967184709499487015 第三章 矿井工作制度及生产能力一、矿井工作制度设计矿井年工作日为 330d，每天三班作业，每班工作8小时，两班生产一班准备。每天净提升时间为16h。二、矿井设计生产能力及服务年限矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、储量、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。对于具体的矿井，应根据国家需要，结合该矿地质和技术条件、开拓、准备和通风方式，以及机械化水平等因素，在保证生产安全，技术经济合理的条件下，综合计算开采能力和各生产环节所能保证的能力，并根据矿井储量，验算矿井和水平服务年限是否能够达到规定的要求。根据本矿井的可采储量及地质条件，可满足建设一对大型矿井，设计生产能力为120万t， 服务年限按下式计算： (4-1)式中：T矿井设计服务年限，a； Zk可采储量，kt； A矿井设计生产能力，kt/a； K储量备用系数，取1.4。 代入数值得本矿井 T= 51.79 a。 矿井设计服务年限符合设计规范规定。 第四章 井田开拓一、井田内地质构造、煤层及水文等自然条件：矿区位于沁水煤田长治矿区东南部边缘，煤层埋藏浅，地质构造简单，水文地质条件简单，无瓦斯、地热危害，总体开采技术条件简单，区内煤质优良，煤的用途广泛，煤层稳定性好，煤层结构简单，易于洗选，资源条件良好。二、工业广场确定原则 工业场地是指矿井地面工业生产的场所，包括生产指挥机构在内。例如，主、副井，矿井变电所和压风机站，煤炭加工生产系统（筛煤或洗煤厂、铁路装车站，储煤场和煤仓，矸石排放或处理设施），供水、供热，机电维修场以及行政福利设施等。地理位置实际上反映着主、副井的位置。而且应该尽量不压煤或尽量少压煤，尽量缩小占地面积、减少煤柱损失，尽量利用荒山、坡地、不占良田。本矿井为新建矿井，工业场地位置的选择，要有利于场地布置和对井田开采有利的井筒位置。三、矿井开拓方案的确定 1.方案确定原则（1）有利于矿井的简化，做到环节简单，系统可靠；（2）有利于环境保护，满足地方环保规划总体要求；（3）尽量缩短准备时间，做到早投入、早受益；（4）满足相关的安全规定、煤矿安全规程以及设计规范的要求。（5）尽可能优化布置，减少工程量，减少工程投资。2.方案的提出 （一）I方案 工业场地选择时优先考虑井田中央，方案一中将工业场地放于井田中央，地面标高在+1055+1100m之间，有利于工业场地的布置。井田呈一向斜构造，倾角3-6,起伏极小，9号煤层埋深140-290m，11号煤层埋深160-310m，两煤层平均间距20米，井田煤层赋存较浅，表土层不厚，不需特殊施工法施工，易优先采用方式，而采用立井作副井有提升方便、通风容易等优点，故本方案采用主斜副立的开拓方式。由于井田面积较大设置前期和后期回风立井。工业场地内布置主、副井及前期回风井。开采近距离多煤层时，宜采用集中运输大巷布置方式，本矿井无煤与瓦斯突出危险、无冲击地压，煤层顶底板较稳定，因此采用集中大巷布置方式，煤层倾角3 6，因此大巷均沿煤层布置。运输大巷和轨道大巷布置于11号煤层中，回风大巷布置于9号煤层中。主斜井装备胶带输送机，担负矿井的原煤运输任务，兼作进风井；副井采用罐笼提升，担负矿井的运料和排矸等辅助运输任务，并担负矿井的运送人员任务，兼作进风井；回风井担任回风任务。由煤仓附近向南北平行布置皮带（沿11号煤层）、轨道（沿11号煤层）、回风（沿9号煤层）三条大巷至井田边界；在井田下部边界向东在布置三条大巷用于开采东南部资源。运输大巷和轨道大巷水平标高为+780 米，回风大巷水平标高+ 800米。大巷旁布置带区。 （二）II方案 本方案中工业场地设于井田东南部，充分考虑井田形状及煤层埋藏深度，对比一方案可减少大巷开拓量和减少工作面搬家。地面标高在+1045+1070m之间，此处煤层为全矿煤层埋藏最浅处，有利于工业场地的布置。主井仍采用斜井，副井也改为斜井以减少煤柱损失。也是前后期风井。 主斜井还是装备胶带输送机，担负矿井的原煤运输任务，兼作进风井；副斜井采用串车提升，担负矿井的运料和排矸等辅助运输任务，并装备有人车，担负矿井的运送人员任务，兼作进风井；回风立井，担负矿井的回风任务。在井田中部南北打三条集中大巷，运输大巷和轨道大巷布置于11号煤层中，回风大巷布置于9号煤层中。运输大巷和轨道大巷水平标高为+840米，回风大巷水平标高+ 870米。大巷两旁布置带区。3.方案比较上述两方案从技术上分析比较，有如下共同优点：(1)煤层埋藏较浅，井巷工程量少，投资省，建设工期短，生产运行成本低。(2)距离公路近，交通方便。与规划的铁路接轨方便且距离短。(3)能够实现辅助运输从地面到井下的一条龙运输，效率高。(4)地形较平坦。但两方案又有不同之处，方案I和方案优缺点如下：(1)方案一向井田中央运输，折返运输量小。(2)方案二集中大巷布置少，数少了工作面搬家次数。(3)方案二南北一条大巷，最大程度地简化了井下开拓系统，转载环节少。(4)方案二需开一石门为岩石巷道，方案一则全部为煤层大巷。(5)方案二中地面标高低而煤层埋藏浅，减少了井筒的工程量和建井工期。(6)方案二工业场地压煤较方案一多，但最后可回收。两方案经济比较见表4-1-1。表4-1-1 开拓方案经济比较表序号项 目单位方案一方案二方案一比方案二1皮带、轨道、回风巷（煤巷）m33962465掘进费万元13589862主斜井m921785掘进费万元644.75503副井m285.5655掘进费万元258.54584岩石巷道m无234万元1175合计万元2261.22111+7%说明 两方案经济上相差在10%以内，技术上方案二较优，故采用方案二。 第五章 矿井基本巷道及建井计划一、井筒数目及用途本矿井共布置4个井筒，即主斜井、副斜井和2个回风立井。各井筒用途分述如下：1、主斜井：担负全矿井煤炭提升，兼作进风井。2、副斜井：担负全矿井材料、设备、矸石及人员提升任务，兼作进风井。3、前期回风立井：专用回风井，设梯子间，作为矿井一个安全出口。4、后期回风立井：专用回风井，设梯子间，作为矿井一个安全出口。二、井筒布置及装备1、主斜井：井筒长度785m，倾角18，断面采用半圆拱，净宽4.4m，净面积12.83。装备钢绳芯带式输送机。2、副斜井：井筒长度655m，倾角18，断面采用半圆拱，净宽3.4m，净面积8.588。装备串车。3、前期回风立井：井筒直径5.0m，净面积19.625，垂深173.5m。装备普通梯子间。4、后期回风立井：井筒直径5.0m，净面积19.625，垂深280m。装备普通梯子间。井筒特征见表2-4-1。表2-4-1 井 筒 特 征 表井 筒 名 称主斜井副斜井前期回风立井后期回风立井 井口坐标 (m) 纬距X398292439829513982766.003982825.00经距Y196897571968958819687421.0019687498.00 标 高(m) 井口10581058+1058+1075 井底+813.5+843.5+883+790井筒倾角18189090井筒深度(m)224.5214.5175285井筒断面形状半圆拱半圆拱圆形圆形井筒净断面(m2)12.838.58819.62519.625井筒净直径（宽）(m)4.43.45.05.0井筒装备胶带输送机串车设梯子间设梯子间井筒用途煤炭提升、兼进风材料、设备、人员等提升，兼进风专用回风井，兼作安全出口专用回风井，兼作安全出口备注新开井筒新开井筒新开井筒新开井筒三、巷道断面和支护形式巷道断面尺寸根据运输、通风、行人、管线敷设等要求而定，各类巷道视围岩条件、服务年限、用途等不同，采用不同的断面及支护形式。主斜井井筒、副斜井井筒采用混凝土砌碹；回风立井采用钢筋混凝土支护；运输、轨道、回风大巷矩形断面，锚喷加网支护；工作面运输、回风顺槽采用矩形断面，锚杆支护。具体尺寸见巷道断面图。四、风速验算煤矿安全规程第一百一十条规定，装有带式输送机的井筒兼作进风井时，风速不得超过6m/s。第一百零一条规定，设有梯子间的井筒或修理中的井筒，风速不得超过8m/s。主要进回风巷最高风速为8m/s，采区进回风巷最高风速为6m/s。120万吨按120m3/s初步验算符合要求。五、井底车场主斜井采用胶带输送机，副斜井采用单钩串车提升，井底车场形式较为简单，只需在副斜井处留一调车线，调度绞车调车。存车线长为40m，车场巷道采用半圆拱断面、混凝土砌碹。 在副斜井井底车场布置有水泵房、水仓、中央变电所等主要硐室。主要硐室均采用半圆拱断面，混凝土砌碹。 六、建井工作计划根据井田开拓部署和采区巷道布置，矿井移交生产时布置一个综采工作面，施工进度指标的确定以煤炭工业矿井设计规范为依据，井巷工程施工进度具体指标确定如下：岩巷：70-100m月；半煤岩巷150m月；煤巷：230m月；硐室：250-300m3月。矿井建设的首要任务是将主斜井、副斜井建成，井底煤仓建好；构筑井底车场，建设水泵房、变电所等，安装设备，形成矿井的各生产系统，安全设施到位，掘进一段岩石巷道（石门），开首采工作面进行回采。矿井建设的关键是井巷工程，依据井巷成巷进度指标及施工队伍安排，经井巷工程施工进度图表排列，确定矿井施工工期为21个月，设备安装及联合试运转3个月，矿井建设总工期为24个月。 第六章 采煤方法 一、采煤方法的选择 1、采煤方法的选择原则采煤方法必须符合安全，经济，煤炭采出率高的基本原则。2、影响采煤方法选择的主要因素（1）煤层倾角；（2）煤层厚度；（3）煤层的地质构造情况；（4）煤层及围岩特征；（5）煤层的含水性，瓦斯涌出量及煤的自燃情况。3、采煤方法的选择 本区可采煤层为9、11号煤层，9号煤层平均厚度3.20m,11号煤层平均厚2.10m，煤层埋藏浅，倾角3-6,起伏不大，地质构造简单，水文地质条件简单，无瓦斯、地热危害，总体开采技术条件简单。采用大巷条带式布置。根据开拓方案大巷的布置采用倾斜长臂采煤法。两层煤间距20米，采用下行式开采方法。回采工作面采用后退式回采。工作面采用顺序接替。4、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型（1）主要机械设备选型采煤工作面主要设备配备有采煤机、可弯曲刮板输送机、刮板转载机、乳化液泵站、喷雾泵站、顺槽胶带机等组成。A、采煤机采煤机的选择应与工作面的生产能力相适应，确定综采工作面选用MG2300W型采煤机，其生产能力计算如下：Q60VMBr604.03.20.631.450.50350t/h式中：Q采煤机小时割煤能力，t/h；V采煤机牵引速度，取4.0m/min； M割煤厚度，平均3.2m；B截深，取0.63m；r煤的容重，1.45t/m3； 采煤机总时间利用系数，取0.50。按上式计算出9号煤层小时割煤量350t/h，选用MG2300W可满足矿井9号煤层开采割煤需要，采煤机技术特征见表6-1-1。表611 采煤机技术特征表型号采高(m)电机功率(kW)滚筒直（mm/2）截深（mm）牵引速度（m/min）机面高度（mm）重量(t)6MG-200W2.0-3.5230018000.630-8148845B、工作面可弯曲刮板输送机工作面刮板输送机选型要满足三个方面要求：一是运输能力与采煤机生产能力相适应。二是外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。三是运输机长度与工作面长度相一致。考虑上述因素，查阅采矿工程设计手册选用山西煤机厂生产的SGB-764/264型可弯曲刮板输送机，其主要技术参数如表6-1-2。表6-1-2 可弯曲刮板输送机主要技术特征表型号铺设长度(m)输送能力(t/h)刮板链速（m/s）SGB-764/2642006001.12中部槽(长宽高)电机功率（kW）电压等级（V）质量(t)150076422213221140160C、顺槽转载机顺槽转载机的转载能力要与工作面能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸带式输送机相匹配，为此选用张家口煤机厂生产的SZZ-730/132型转载机，其主要技术参数见表6-1-3。表6-1-3 转载机主要技术特征表型号出厂长度(m)输送能力(t/h)链速(m/s)SZZ-730/132436301.28中部槽(长宽高)电机功率（kW）电压等级（V）备注15007642221321140中双链 顺槽破碎机的破碎能力亦因不小于工作面的生产能力，并与刮板转载机相匹配，为此选用石家庄煤矿机械厂生产的PEM980815型破碎机，其主要技术参数见表6-1-4。表6-1-4破碎机技术特征表型号破碎能力(t/h)最大给料尺寸(mm)最大排料尺寸(mm)PEM98081565098081590370电机功率（kW）电压等级（V）配套转载机型号质量(t)551140SZZ-730/13214D、顺槽可伸缩带式输送机顺槽胶带机要与工作面推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。为此选择西北煤机厂生产的SJJ1000/160型可伸缩带式输送机，其主要技术参数见表6-1-5。表6-1-5可伸缩带式输送机技术特征表型号输送能力(t/h)输送长度 (m)带速(m/s)SJJ1000/16080010002.0电机功率（kW）电压等级（V）带宽(mm)质量(t)160660/1140100093E、液压支架根据地质报告，9号煤层顶为K2灰岩，平均厚度3.2m,岩石厚度大，抗压强度高，属坚固型岩石,易于支护，设计选用ZZX35.0型支架。、工作面顶板压力估算：P=8倍采高岩石容重工作面采高3.2m，顶板岩石平均容重取2.0t/m3。则工作面顶板压力为：P=83.22.0=51.2（t/m2）=0.51MPa、每架支架所需工作阻力 q=PS式中 P工作面顶板压力，t/m2 S每架支架支护面积，m2q=51.21.454.3=319.2t=3192kN、ZZX35.0型支架每架工作阻力4000kN，支护强度0.80.85Mpa，故能够满足支护要求，支架选型合理。液压支架主要参数见表6-1-6。表6-1-6 支撑掩护式液压支架技术特征表型号支架型式支撑高度(m)适用倾角()ZZX35.0支撑掩护式1.73.530工作阻力(kN)初撑力(kN)支架中心距(mm)支护强度（MPa）4000351015000.80.85支架重量（t）最大不可拆卸件外形尺寸(mm)生产厂14.64张家口千斤顶厂主要采、掘机械及配套设备详见表6-1-7、6-1-8。 表6-1-7 回采工作面主要采煤机械配备表序号设备名称型 号单位数量1采煤机MXB-930台12液压支架ZZX 35.0架1943端头液压支架ZT1P28000/17/35架64可弯曲刮板输送机SGB-764/264台15转载机SZZ-730/132台16破碎机PEM980815台17可伸缩胶带输送机SJJ1000/160台1 表6-1-8 掘进工作面主要掘进机械配备表序号设备名称型号单位数量1掘进机EBJ-132A台22锚杆机RB2-88A台2二、确定采区巷道布置和要素 本矿井用大巷条带式布置，首采区应布置于工业场地保护煤柱线附近。采区巷道布置有两种方案：方案一：上下煤层距离20米，采用一般办法上层煤开采时用一部绞车将设备拉上来。方案二：集中轨道巷上在开一条上层轨道巷，省去绞车布置。对比方案一、二，方案一由于每个采区都需要安设绞车且打一段岩巷，而方案二中煤巷开设方便优于方案一，故采用方案二。方案二布置参数如下：首采区煤赋存稳定，带区内煤层全区可采，带区南北宽300m，东西长为1460m，面积438000m2，9号煤层可采储量1686.8kt，11号煤层可采储量1106.9kt。矿井设计生产能力为1.20Mt/a，采用倾斜长壁采煤法采煤。9号煤层平均厚度3.20m，11号煤层平均厚度2.10m，采用一次采全高，联合准备两层煤同采。全矿布置一个回采工作面,长度300m，采用“三八”作业制度，日进度3.6m，年工作日按330d计算，正规循环系数取0.8。首先采9号煤层，工作面年产量为： Lhatc式中：L 回采工作面长度，m； h设计采高，m； a日进度，m；t年工作日，d；原煤容重，t； c工作面回采率，中厚煤层取95； 正规循环系数。代入已知参数得： 2903.23.43301.450.950.8 =1147420t/a所以工作面的产量为1147420t。掘进出煤按回采工作面产量10%考虑，则为： =10%=114742010%=114742t/a=1147420+114742=1262162t/a。矿井投产时采区工作面特征见表5-2-1。表5-2-1 投产时采区工作面特征表采区名称采煤工作面个数装备煤层平均厚度（m）平均采高（m）长度（m）年推进度（m）年生产能力（kt）一采区1采煤机3.23.229011221262 以集中大巷为界布置工作面。工作面运输顺槽与集中运输大巷和集中轨道大巷相连，工作面回风顺槽与集中轨道大巷和集中回风大巷相连，形成带区运输、通风、运料等系统。工作面长度为290m，条带煤柱宽度为10m。工作面推进长度为1460m，工作面运输顺槽和回风顺槽垂直于大巷双巷布置、双巷掘进。系统如下：（1）采区运输运煤系统： 回采工作面运输顺槽集中运输大巷石门井底煤仓主斜井地面。运料系统： 地面副斜井井底车场石门集中轨道大巷回风顺槽回采工作面。2、采区通风 通风系统：主斜井（副斜井）石门集中运输大巷（集中轨道大巷）工作面运输顺槽回采工作面工作面回风顺槽集中回风大巷回风立井地面。3、采区排水 回采工作面的涌水可通过运输及回风顺槽自流到集中大巷经由石门到井底水仓，经主排水泵通过副斜井排至地面。三、回采工艺与劳动组织1、回采工艺 该煤矿井田地质条件较简单，煤层为