煤矿矿井初步设计——毕业设计

理工大学毕业设计说明书毕业生姓名专业学号指导教师所属系（部）前言毕业设计是对大学四年所学知识的一次综合考察，是对学生综合能力的一次系统训练。本次设计的内容是XX煤矿9号、10号煤层初步设计。是在XX煤矿井田概况和地质特征的基础上，结合搜集到的其它相关原始资料、运用所学知识、参考煤矿开采学、煤炭工业矿井设计规范、煤矿矿井开采设计手册等参考资料，在辅导老师深入浅出的精心指导下独立完成。在设计的过程中我受益非浅。设计包含说明书和图纸两部分。内容及结构依采矿工程毕业设计大纲、毕业论文补充规定及撰写规范完成。本设计结合实际、考虑国情、贯彻国策，力求达到矿井设计的终极目标经济、合理。通过这次设计，自己各方面能力都有所提高，获益良多。但自己水平仍然有限，错误疏漏之处恳请各位老师批评指正。内容摘要XX煤矿位于XX煤田东部，南北走向长约50公里，东西倾向宽约32公里，呈不规则长方形，井田面积约156平方公里。主要开采3、9、10、11号煤层，3号煤层煤尘有爆炸危险。9煤层埋藏较浅，瓦斯含量低。10煤层瓦斯含量也低。各层煤自燃性不强，属于不易自燃煤层。本设计的对象是9号和10矿井服务年号煤层。矿井地质储量1442688万吨，可采储量102669万吨。限61年，设计生产能力120万T/A。两层煤分别为36米、32米厚，相距18米，倾角3到6度，距地面200米左右。采用斜井、单水平、集中大巷开拓方式。沿井田走向布置三条大巷，回风大巷布置在9号煤层，水平标高820M，运输大巷、轨道大巷布置在10号层，水平标高800M。矿井移交生产至达到设计能力时，共开凿3个井筒，即主、副斜井、回风立井。主斜井装皮带，副斜井铺轨道。矿井移交生产时总工期为两年。工业广场位于井田中部。本井田9号煤层划分为8个带区，采用带区式准备。设计采用倾斜长壁采煤方法开采。回采工艺采用后退式、一次采全高综合机械化采煤法。作业制度为“四六制”，三班采煤、一班检修。工作面的设备有双端可调双滚筒采煤机、液压支架、可弯曲刮板运输机、破碎机、转载机等。采空区采用全部跨落法管理顶板。矿井运输大巷采用皮带运输作为主运输，轨道大巷采用电机车牵引矿车作为辅助运输，通风方式为中央分列式通风。矿井总风量为63M3/S，主扇工作方式为机械抽出式，风机型号为FBD1426风机，N430R/MIN，经计算电机功率为120KW。关键字斜井带区式倾斜长壁采煤方法ABSTRACTSHIGEJIECOALMINELOCATEDINQINSHUICOALFIELDEAST,APPROXIMATELY50KMNORTHSOUTHDIRECTION,HAVINGAWIDTHOFABOUT32KMEASTWESTORIENTATION,ANIRREGULARSHAPE,WELLFIELDAREAOFABOUT156SQUAREKILOMETRESMAJORMINING3,9,10,11COALBED,THEDESIGNTARGETISONTHE9THAND10THCOALBEDGEOLOGICALRESERVESOF12029MILLIONTONSOFCOAL,885334MILLIONTONSOFRECOVERABLERESERVESBECAUSESERVICE7026,09MT/ADESIGNCAPACITYTWOTIERCOALRESPECTIVELY315METRES,252METRESTHICK,ADISTANCEOF20METRESANDINCLINATION36DEGREES,ABOUT200METRESAWAYFROMTHEGROUNDUSINGINCLINEDSHAFT,SINGLELEVEL,FOCUSEDINLARGEALLEYBECAUSEOFTHEPRODUCTIONTOACHIEVEDESIGNCAPACITY,ATOTALOFDRILLINGTHREEPITSHAFT,OWNERS,DEPUTYINCLINEDSHAFT,BACKTOTHEWINDLIJINTHEINCLINEDSHAFTWITHBELTS,THEDEPUTYINCLINEDSHAFTATTRACKTHEWELLFIELDISDIVIDEDINTOSIX9THCOALBEDMININGAREA,USINGAZONETYPEPREPARATIONDETERMINEWHETHERMORELONGWALLCOALMININGEXTRACTIONMETHODSSTOPINGTECHNIQUESUSEDRETREATCEREMONY,AFULLTIMECOMPREHENSIVEHIGHMECHANIZEDCOALMININGLAWOPERATINGSYSTEMFOR“3、8“TWOCLASSESCOALMINING,AGROUPOVERHAULEQUIPMENTLOCATEDADOUBLEDOUBLEROLLERSCALESHEER,HYDRAULICSTRUCTURES,CANBECURVEDRAILTRANSPORTPLANES,BREAKERS,REPRODUCEDPLANEEXTRACTIONREGIONUSEDUPALLACROSSFRANCEMANAGEMENTROOFBECAUSETRANSPORTLARGETRANSPORTASTHEMAINTRANSPORTLANEUSEBELTS,THEUSEOFELECTRICALVEHICLESTOWEDORBITBIGALLEYTUBASACOMPLEMENTARYTRANSPORTATIONPARALLELTOTHECENTRALVENTILATIONVENTILATIONMANNER,THEFANSWORKOUTMODALITIESFORMECHANICALSTYLE目录前言I内容摘要II第一章井田概况和地质特征1第一节矿区概述1第二节井田地质特征2第三节煤层的埋藏特征6第二章井田境界与储量13第一节井田境界13第二节地质储量的计算13第三节可采储量的计算14第三章矿井工作制度及生产能力15第一节矿井工作制度15第二节矿井生产能力及服务年限15第四章井田开拓16第一节井田开拓方式的确定16第二节达到设计生产能力时工作面的配备19第五章矿井基本巷道及建井计划20第一节井筒、石门与大巷20第二节井底车场20第三节建井工作计划21第六章采煤方法22第一节采煤方法的选择22第二节确定采（盘）区巷道布置和要素22第三节回采工艺及劳动组织22第四节带区的准备与工作面接替28第七章矿井通风与安全30第一节风量的计算30第二节矿井通风系统和风量分配33第三节计算负压及等积孔36第四节选取扇风机40第五节安全生产技术措施43第八章井下运输46第一节概述46第二节运输设备选择47第三节大巷运输设备选择49第九章矿井提升52第一节矿井提升概述52第二节主副井提升52第十章经济部分55第一节矿井设计概算55第二节劳动定员和劳动生产率57第三节原煤生产成本59第四节主要技术经济指标60外文资料64参考文献72致谢73第一章井田概况和地质特征第一节矿区概述一矿区地理位置及交通条件井田位于山西长治市北325公里，地跨长治郊区和潞城县，隶属长治市管辖，是潞安矿区最早的一对生产矿井。根据潞煤地字（1987）第26号文，山西省政府晋政发（1984）第14号文，结合潞煤生、地字（1988）第198号文，确定XX煤矿9号及10号煤层边界。南北走向长约50公里，东西倾向宽约32公里，呈不规则长方形，井田面积约156平方公里XX矿交通条件尚为方便。铁路专用线至长治北站与太焦铁路线接轨，相距15公里，矿区公路与太长公路相连。矿区对外交通有太（原）焦（作）铁路、邯（郸）长（治）铁路和太（原）洛（阳）公路。太焦铁路经矿区东部由北向南通过，太焦铁路的夏店站距潞矿集团约7KM，距五阳站16KM。以夏店站为起点距太原市约230KM，距焦作市约204KM，距邯郸市约216KM。交通比较方便。二矿区的地形与气象本区属典型大陆性气候，干燥多风，四季分明，年平均气温89，日最高气温374，最低气温291。年平均降水量为5833MM，最大9170MM，最小4140MM，雨季集中在7、8、9三个月，日最大降水量1097MM。年平均蒸发量为17553MM高于降水量201倍；最高为19963MM，最低为15021MM。年主导风向为西北风，夏季风向为东南风，最大风速为17M/S，最大风压为350PA。冰冻期为每年10月末到翌年4月，最大冻土深度为075M。第二节井田地质特征一综述潞安矿区位于XX煤田东翼中部，地处我国东部新华夏系第三隆起带中段西缘，即太行山西麓。东西分别受二级构造带即晋获褶带和武阳凹褶带控制。区内总体为一复式向斜，由一系列次一级的宽缓的向、背斜和断裂带组成。地层走向呈南北，倾向西，倾角平缓，多在3度6度间，呈一单斜构造。二煤系地层XX井田大部分地区为第四系表土层所覆盖，仅在冲沟处岩零星出露，基本为一全掩盖区。根据钻孔揭露，地层由老至新有1）奥陶统峰峰组（O2F）；2）中石炭统本溪组（C2B）3）上石炭统太原组（C2T）；4）下二迭统山西组（P1S）；5）下二迭统下石河子组（P2X）；6）上二迭统上石河子组（P2S）；7）第四系（Q）。其中上石炭统太原组和下二迭统山西组为主要含煤地层，合称石炭二迭纪含煤岩系。厚度巨大的中奥陶统地层为煤系沉积之底，上下石河子组及第四系表土层为煤系上覆盖层。下面仅就煤系地层叙述于后石炭系上统太原组（C2T）此组与下伏的本溪组为连续沉积，为井田内主要含煤地层之一。厚度为1010212747米，平均11341米。底部以一层厚约27米的细砂岩K1砂岩（相当于太原西山晋祠砂岩）作为太原组与本溪组之分界，其间为整合接触关系。本组地层为典型的海陆交互相含煤沉积，旋迥结构明显，岩性每旋迥多由灰岩、泥岩、砂岩和煤层组成，共有四个沉积旋迥，有标志层石灰岩四层即K2、K3、K4、和K5石灰岩，含煤611层，尤以下部煤炭发育较好，含煤系数为652。本组地层含植物化石。各标志层特征如下K1砂岩灰、灰白色，岩性为具花岗变晶结构的中细粒石英砂岩，桂质胶结，岩性不稳定，有时相变为砂质泥岩或泥岩，其底板距153号煤约966米。K2灰岩灰深灰色，隐晶质，含星散状黄铁矿颗粒及燧石结核，产蜓类和腕足类化石及其碎片，厚221795米，平均厚778米。层位稳定，是太原组中下部可靠对比标志，亦为13号煤层的直接顶板。下距153号煤约1113米。K3灰岩第二层灰岩，深灰色，隐晶质，含动物化石碎片，厚136477米，全区普遍发育，为12号煤层的直接顶板，上距11号煤约425米。K4灰岩第三层石灰岩，深灰色，隐晶质，略含泥质，并含少量黄铁矿及动物化石，厚338597米，平均厚485米。层位稳定。为一不可采的薄煤层直接顶板，上距9号煤、10号煤约1694米及574米，下距11号煤约478米。K5灰岩第四层石灰岩，灰色、隐晶质，含少量黄铁矿及动物化石碎片。厚0411米，平均320米。为局部发育的8号煤层的直接顶板。下距9、10煤层分别为1326及2394米。1迭系下统山西组（P1S）连续沉积于太原组地层之上，为本区主要含煤地层之一，岩性为一套由砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成的河流湖泊、泥岩沼泽等陆相沉积。颜色由下部为深灰、灰黑色的含煤地层，向上逐渐变为浅灰、灰白色为主，表明古气候逐渐由潮湿变为干燥，不利于成煤。本厚组26139101米，平均6770米，含煤13层，总厚度708米，含煤系数为1046。3号煤层位于本组中下部，厚度大，层位稳定，本组标志层除煤层外尚有本组底部分界砂岩及煤层老顶砂岩。三井田水文地质概况（一）地面水文地质1、地形、地势、气象XX井田大部分为第四系黄土覆盖，仅在井田中、北部基岩零星出露，出露面积约占10。地形较复杂，多为冲沟深谷切割。地势高差颇大，以井田中部的良才寺村为最高，海拔标高为10676米，四周变低，平均在所不9001000左右，以西白兔村最低，海拔标高仅8986米。井田内最大高差1690米，一般相对高差50100米。本区属典形大陆半干燥性气候。历年来夏季绝对最高气温可达372度，67月份最热；冬季最低气温可降至196，元月份最冷。年平均温度15左右。10月份开始结冰，翌年四月解冻，冰冻最大深度为073米。积雪厚度012米（平均值）。每年7、8、9月份为多雨季节，年平均降雨量5948MM，年蒸发量平均为17386MM。矿区主要风向为“南东南”向，最大风速1416米/秒。2、地表水系及水体浊漳河是本区最大的一条河流，在井田东部边界以外由南向北蜿蜒流过，水深一般在0305M，上游被漳泽水库所截，水库放水季节水深在115M，其年径流量为127亿M3。由于漳河流向与3煤层露头线近似平行，且远离露头线，故对煤层开采无直接影响。（二）矿井充水水源矿井水主要来源于含水层水、大气降水及老窑水。1、含水层水根据钻孔揭露资料，井田内自下而上共发育有11个含水量水层。1、中奥陶统石灰岩岩溶含水层组该含水层组为煤系地层沉积基底。含水量裂隙溶洞发育，富水性强，为本区良好的生活饮用水源，水位标高670米左右。属层间裂隙岩溶承压水，地下水多作层流运动，动态稳定，动水量也较稳定。2、上石炭统太原组石灰岩岩溶含水层组该含水量组共含四层灰岩含水层，即II、III、IV、V含水层，裂隙溶洞也较发育，含水层层间距较小，相夹的泥岩、砂质泥岩具有较好的隔水性能。正常情况下，各含水层间水力联系较弱。3、二迭系砂岩裂隙含水层组该含水层包括VI、VII、VIII、IX等四个含水层，裂隙较发育，含水性与岩性，区域性裂隙的发育程度有关。各含水层间经相对不导水的泥岩砂质泥岩相隔，水力联系微弱。4、基岩风化裂隙含水层本含水层X号含水层为风化带岩层，厚度约20M，节理殖裂隙发育，为良好透水层，混合抽水试验结果，Q038公升/秒，K00303M/日。因其距地表近，直接受降水或第四系含水层补给，补给区与分布区一致。5、第四系松散岩类含水层组分上下两部分。上部为黄土层，颗粒细致，微含水，单位涌水量为298556升/秒，是附近农村生活民用水，水量、水位季节性变化明显。下部为红土层，土质较粘，含土性不佳，相对上部黄土层，有着一定隔水作用。2、大气降水井田地形复杂，地势高差颇大，大气降水多呈地表径流流失，不利于对地下水的补给。再之，年蒸发量大于年降雨量，也不利于大气降水渗透。但因采后地表裂隙的出现，不同程度上沟通了大气降水与含水层间的水力联系，成为矿井涌水的间接来源。3、老窑水井田处于煤层浅部。据统计，仅开采范围内，8座小煤窑与我矿井下巷道沟通，向我矿新、旧采区常年排水，其排水量约占矿井总涌水量的1520，成为矿井充水的又一直接来源。（三）矿井涌水量变化规律1、矿井涌水量大小据多年来井下涌水实际资料分析,矿井主要的直接充水水源为VII、VIII号砂岩裂隙含水层水，它包括顶板直接出水和因老空积水两部分。前者多在上分层采掘过程中，含水层因未受或仅小部分受到破坏，涌水量小，主要表现为渗水、滴水，仅在2115工作面运巷和一下山配风巷掘进过程中有少部分淋水，水量最大达5立方米/小时，一般小于2立方米/小时。后者常于中、下分层采掘过程中和已回采完毕的新、旧采空区，含水层已部分或全部遭到破坏，涌水量较大，且持续时间较长，为矿井充水的主要水源。如出一辙13工作面下分层回风巷掘进时，由于中、上分层老空积水，在掘进初始，窝头涌水量最高达1015立方米/小时，影响了正常掘进进度。后经较长时间排水，水量逐渐减小，稳定在23立方米/小时。又比如，在111下分层工作面回采初期，假顶初次垮落之后，中上分层老空积水集中涌向工作面老塘，加之工作面所处位置平缓，老塘水淹及工作面，给生产带来一定困难。据测定，池时工作面涌水量为68立方米/小时，若能持续正常排水，一般不致影响生产。另外比较突出的还有117下分层工作面，八六年回采初期水量最高达10立方米/小时，大量中上分层老空积水以淋水落石出形式涌入工作面，一度影响回采被迫超前50米另开新切眼。这是采掘过程中出现的老空积水。另外在已回采完毕的新旧采空区，老空积水满后则自流出来，象西二及一、二上采区和一下山少部分回采完毕的工作面，涌水量一般为510立方米/小时。另一直接充分水水源为小窑及旧巷来水，如西南大巷变电所附近的一条旧巷，常年向矿井排水，水量较稳定，经测定，多在510立方米/小时，据分析，绝大部分水是处在其高处的西沟小窑所排污水。类似情况，在一、二上山采区也有出现。根据历年矿井涌水量资料统计，XX矿井正常涌水量为600800立方米/日，最小涌水量为400立方米/日，最大可达1000立方米/日。属水文地质条件简单型矿井，防治水工程简单。第三节煤层的埋藏特征一煤层井田内共发育有煤层714层，平均厚度约1474米，其中可采煤层约6层，总厚度平均1215米，从上而下编号分别为3、9、10、13、15、煤层，现分析如下3号煤层位于山系组中下部，为井田内主要可采煤层之一，也是目前XX矿生产所采煤层，距石炭二迭分界砂岩顶板平均为956米，上距VII含水层约931米。煤层厚度大且层位稳定，自289791米，平均厚度为668米。根据煤层结构情况分三个自然层脑煤厚220240米，含夹石13层，岩性为泥岩、页岩，夹石厚度变化较大，一般厚010米030米，最厚可达10米，变化趋势多表现为北厚南薄；中煤厚220米，一般不含夹石，煤质最佳，以其顶面一层约00501米的酥煤与脑煤分开，以下部的第一个夹石做其底面的标志；底煤厚20210米，含夹石23层，岩性为页岩或泥岩，厚010050米，此外，夹石层在底煤中常呈分布不匀的串殊状出现。9号煤层俗称“黄煤”。位于太原组中上部K5灰岩与K4灰岩之间，上距K5灰岩约13米，下距10煤层约18米。该煤层厚度变化大，从1到49米，平均厚度为43米，含夹石两层，厚010030米，总体变化趋势为北厚南薄。中东部及中部绝大部分地区无煤，可采范围不大，且几乎全部集中在井田中南部，北部仅有零星地可采。该煤层可采系数指数KM为092，属稳定可采煤层。10号煤层该煤层位于9号煤层之下，K4灰岩之上，距K4灰岩约574米，煤呈黑色，块状或粉末状，偶有分叉现象，厚度从2030米，平均厚度252米，南薄北厚。含夹石12层，厚005020米。可采性指数KM096，属稳定可采煤层。11号煤层俗称“银煤”。厚度20415米，平均385米。位于K4、与K3灰岩之间，上距K4灰岩478米，下距K3灰岩425米，层位稳定，局部发育，属稳定煤层。13号煤层俗称“三节煤”。直接伏于K2灰岩之下，151号煤组之上，距15号煤约369米。厚度变化从0092米，平均063米。层位稳定，分布广，零星地段可采，属极不稳定局部可采煤层。15号煤位于太原组底部，现分析如下上距K2底板432米，距13号煤层底板约369米，结构简单，在本区为主要可采煤层之一，井田内除南部、中部三个独立不可采块段外，其余绝大部分达到可采厚度，仅在井田东北角露头线附近，有一小块无煤区。平均厚度318米。层位较稳定，大部分可采，仅有极个别钻孔厚度低于可采厚度。复杂结构，含夹石12层米。该煤层可采性指数KM095，变异系数R55，属较稳定可采煤层。见煤层综合特征一览表。表1可采煤层综合特征一览表煤层名称煤层结构稳定性程度地层系统新编号旧编号俗名两极厚度平均厚度结构类型夹石层数可采性指数KM变异系数Y统组下二迭统山西组312香煤28791668简单或较复杂15188上距VII号含水层841米下距C3P1分界砂岩956米98黄煤136134简单偶夹具石09253上距K5灰岩1326米下距10号煤1068米1072030027简单偶夹具石09649与下K4灰岩约574米116银煤1415385简单无上距K4灰岩478米下距K3灰岩425米134三节煤0092063简单无直接伏于K2灰岩之上上石炭统太原组151四节煤0590318较复杂1209555太原组底部二煤层对比这次对比是仍以一九七五年十一月召开的“华北区二迭系专题会议纪要”和我局潞煤革地字（1987）第196号文为依据，主要采用标志层和层间距的对比方法，将XX井田74个钻孔资料统一了地质划分及煤层标志层编号。（1）、各类煤层对比标志1号煤上距K8砂岩1428米，夹于黑色泥岩中。层位极不稳定。2号煤上距K8砂岩2533米，下距3号煤层2291米，夹于黑色或砂质泥岩中。层位极不稳定。3号煤位于山西组中下部，煤层厚、稳定，同其他煤层是最好的对比标志层。5号煤层上距燧石层796米,下距K5石灰岩1788米。厚度很不稳定7号煤层于K5石灰岩顶面。8号煤层直接伏于K5石灰岩之下，厚度极不稳定。9号煤层位于K5与K4石灰岩之间，上距K5石灰岩底面1326米。10号煤层位于K5与K4石灰岩间，下距K4石灰岩顶面574米。11号煤层位于K4与K3石灰岩间，上距K4石灰岩底面478米，距K3石灰岩顶面695米。12号煤层K3石灰岩下伏，不稳定、不可采。13号煤层K2石灰岩下伏，厚度变化大。15号煤层K石灰岩下432米，其上覆岩层为黑色泥岩，局部变为砂质泥岩或粉砂岩，泥岩内含植物化石及少量黄铁矿。这亦是很好的对比标志（2）、煤岩对比存在的问题1）、煤岩没统一分类、命名，岩芯鉴定时粒度、颜色、成分、结构、构造描述不规范，定性定名不准确，给煤岩对比带来一定困难。2）、太原组目前还没进行开采，无采掘资料证实，虽然依据标志层能加以控制，有时难免错层，在今后工作中应加强煤层、层间距、物性以及变化规律方面的研究，以利对比准确。三煤质3煤层颜色呈黑色，具金属光泽。条带状结构明显，常具棱角状或不平坦状断口，性较脆，内生裂隙较发育，易碎，莫氏硬度为2度左右。一般有23组解释，在井下常见节理面形成片帮。该煤层硫含量低，且粘性好。由以上煤质化验表可以看出，3号煤层挥发分钻孔煤样，原煤为15941794，平均1682，精煤为14641721，平均为1598。原煤灰分15941794，平均1682硫原煤全硫027066，平均038磷0001700108，平均00087。可燃基弹筒发热量82098778大卡/KG，平均85794大卡/KG煤灰矿物成分分析结果SIO245605199，AL2O332523898，灰熔点（T2）13801500OC。该煤层属低灰中灰、特低硫，特低磷、高发热量、高熔点灰分之瘦煤，为炼焦配煤，或做动力燃料。根据精查、生产阶段煤质化验结果，XX井田煤质变化规律1）、随着埋藏深度的增加，地温与压力的增大，对于不同煤层，浅部较深部结胶性为佳，深部煤层煤质程度高。例如，3号煤层挥发分均在15941794之间，胶质层Y均在014MM之间，牌号为瘦煤。13153（臭煤）其挥发份（VV）亦在1024之间，胶质层Y值则多为0MM，牌号为贫煤及少为瘦煤含硫量高。2同一煤层，浅部比深部结胶性好。参见3号煤层煤质变化示意图。3同一煤层，浅部较深部煤质为佳，钻孔分层取芯分析化验结果可明显看出，下分层胶质层厚度大于上分层。4、根据生产煤样分析结果，上分层灰分较下分层低。现将其主要指标综合情况列于下表。表2各煤层主要指标综合情况表煤层号挥发份小大平均胶质层厚度（Y）体积曲线坩锅粘结性初定煤种容重913591850164801310平滑下降46瘦煤136101425184116600179平滑下降4瘦煤136131328259316820131平滑下降14贫煤1421511379212015110平滑下降及波型14贫煤142111393193516800168平滑下降25瘦煤142四瓦斯、煤尘、自燃性、地温XX井田9煤层埋藏较浅，瓦斯含量低。10煤层瓦斯含量也低。矿井沼气绝对涌出量1024188立方米/分，平均77立方米/分。二氧化碳相对涌出量1031164立方米/吨，平均460立方米/吨，绝对涌出量1194176立方米/分，平均70立方米/分。属低沼气矿井。东部煤层露头浅部，废弃的窑较多，故在生产中要注意安全，预防瓦斯集聚。3号煤层煤尘有爆炸危险，故井下应做好除尘工作，预防煤尘事故有发生。各层煤自燃性不强，属于不易自燃煤层。在井下各采区运输巷、风巷、工作面进行测定温度均在1318度，地温无异常现象，属恒温矿井。第二章井田境界与储量第一节井田境界根据潞煤地字（1987）第26号文，山西省人民政府晋政（1984）第14号文，结合潞煤生，地字（1988）第198号文确定XX煤层井田边界。本井田范围由以下9点坐标连线圈定点号YX141278040322642412718403200034127324029338441299441293045413000402749764132454127500741434040272598416000402724094160004032230该井田北临漳村井田，西靠王庄井田，东部和南部都为人为边界。井田范围内走向基本呈南北方向，西低东高倾斜。南北走向约为50公里，东西倾斜宽约32公里，呈不规则长方形，井田面积约为156平方公里。第二节地质储量的计算本设计煤层为9及10煤层。9煤层平均厚36米，10煤层平均厚32米，容重为136吨/立方米。矿井地质储量是指矿井技术边界范围内的全部煤炭储量，包括能利用的储量和尚难利用的储量，是进行矿井设计和生产建设的依据。矿井地质储量可分为能利用储量和尚难利用储量，能利用储量又分矿井工业储量和矿井远景储量，工业储量有可采储量和设计损失量。根据地质条件及开采情况，矿井开采期间储量计算及核实工作量尽可能小，并考虑到计算的自动化，储量计算采用地质块段法与算术平均法相结合的计算方法，计算公式是QSMD式中Q储量（吨）S块段面积（平方米）M块段平均厚度（米）D煤的容重（吨/立方米）其中S156平方公里M136米32米2MD136吨/立方米故9及10煤的地质储量15610036136763776万吨1Z15610032136678912万吨2第三节可采储量的计算矿井可采储量按下式计算ZK（ZP）C式中ZK矿井可采储量，万T；Z矿井工业储量，万T；P永久煤柱损失量，万T。永久煤柱损失约占工业储量的8；C采区回采率，9、10煤层分别为厚煤层，中厚煤层。取075，08其中763776万吨，763776861102万吨，0751Z11C678912万吨678912854313万吨，0822P2经计算，全矿井可采储量ZK52700649968102669万吨第三章矿井工作制度及生产能力第一节矿井工作制度依据煤矿矿井采矿设计手册确定该矿井设计年工作日为330D，每天四班作业，三班采煤，一班检修。边采边准，每天净提升时间为14H。第二节矿井生产能力及服务年限综合考虑煤炭储量、煤层赋存情况、地质构造、开采技术条件以及开发条件、市场需求等因素，结合本矿外部条件和国家产业技术政策，经过技术分析比较后，确定矿井生产能力为120万T/A。则矿井服务年限为矿井服务年限按下式计算TZK/（AK）102669/（12014）61A（T矿井服务年限，K矿井储量备用系数，可取14，A矿井设计生产能力）符合规范要求所以可将该矿井型定为120万T。第四章井田开拓第一节井田开拓方式的确定一井田开拓方案概述根据该矿地面地形地质条件，考虑工业广场的选择，同时考虑井下的布局和矿井通风系统，本次资源开采设计提出如下三个开拓方案方案一设计采用斜井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采。主副斜井位于井田边界，回风井位于井田上部边界，采用中央分列式通风。方案二设计采用主斜井、副立井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采。主斜井，副立井位于井田边界，两个回风井对称位于井田两侧，每个回风井服务几个采区，为分区式通风。将两方案各要素分别陈列对比如下。1、井筒的位置、形式、数目及矿井通风方式方案一主副井位于井田边界，井筒形式为斜井，矿井通风系统为中央分列式。井筒参数为主斜井Y415950X4029880Z950副斜井Y415950X4029830Z950回风井Y4029735883X4142375Z1050斜井角度为16度方案二主副井位于井田，井筒形式为主斜副立井，矿井通风系统为分区式通风。井筒参数为主井Y415950X4029880Z950副井Y415700X4029830Z1010回风井Y4029735883X4142375Z1050主井角度90度，斜井角度为16度方案三主副井位于井田中部，井筒形式为立井，矿井通风系统为中央分列式通风。井筒参数为主井Y415950X4029880Z950副井Y415950X4029830Z950回风井回风井Y4029735883X4142375Z1050主斜井角度90度由于方案三的巷道掘进量太大，可以直接把方案三排除。只对方案二和方案三进行比较。2、水平划分及标高本矿井拟采煤层有9、10号层，其间距为18米左右。其倾角为3到6度，为近水平煤层。方案一设计采用斜井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采，水平标高为800M。方案二设计采用主斜井、副立井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采，水平标高为800M。方案三设计采用主副立井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采，水平标高为800M。3、开采水平的布置方案一运输大巷、轨道大巷布置于10号层中，回风大巷布置于9号层中，运输大巷铺设胶带输送机，担负煤炭的运输任务，轨道大巷铺设轨道，担负辅助运输任务。大巷均为煤巷，采用锚喷支护。方案二运输大巷、轨道大巷布置于岩层中，回风大巷布置于9号煤层中，运输大巷铺设胶带输送机。轨道大巷铺设轨道担负运煤和辅助运输任务。均采用锚喷支护。4、采（盘）区划分及开采程序根据煤层赋存状况和地质构造，本井田拟采用带区式准备方式。带区的开采顺序本着由近及远，先易后难的原则，并考虑初期工程量少、投产快的目的，先开采9号煤层的1采区。二开拓方案的技术经济比较由以上对两方案的详细阐述，对两方案做技术经济比较表。表3开拓方案技术比较表方案一方案二优点1、开拓巷道总的掘进工程量较少；2、初期工程量小，投产早；3、副斜井运料系统简单。1、副立井提升能力大；2、立井通风,通风能力大，分区式通风，风路短，通风容易。缺点1、风路长，通风系统复杂，风流分配差；2、副斜井提升速度和能力小。1、开拓巷道总的掘进工程量较大；2、初期工程量大，投产晚；3、立井运料，系统复杂。表4基建费用表方案一方案二工程量（米）单价（元/米）费用（万元）工程量（米）单价（元/米）费用（万元）主井井筒544193310505714544193310505714副井井筒544139910505714200300060主要石门1044439800835610444398008356回风井25015006025015060合计259042619综上对两方案各要素的陈述和比较，可知方案一更经济、更合理、投产更早，故决定采用方案一。第二节达到设计生产能力时工作面的配备移交生产和达到设计能力时的盘区数目、位置和工作面生产能力计算根据该矿煤层赋存情况和巷道布置，全井田划分为8个带区，矿井移交生产和达到设计能力时为第一盘区生产。第一盘区位于井田中部,在一盘区9号煤层内布置一个倾斜长壁综采工作面生产，回采工作面采用三班采煤一班检修。全矿布置3个掘进工作面,矿井设计总产量为回采产量和掘进产量之和。回采工作面生产能力按下列公式计算Q采LVOMRC式中Q工作面年产量，T/A；L工作面长度，200M；VO工作面年推进度，日进6刀，故日推进375米，则年推进12375M；M工作面采高，36M；R煤的容重，136T/M3C采煤工作面采出率，取093则,Q采123753613609320011269（万T）掘进出煤按回采工作面产量10考虑，则,Q掘11269101127（万T/A）全矿井年产量为QQ采Q掘1239（万T/A）满足矿井设计生产能力120万T/A的要求。第五章矿井基本巷道及建井计划第一节井筒、石门与大巷一井筒数目及用途矿井移交生产至达到设计能力时，共开凿3个井筒，即主、副斜井、回风井。各井筒用途分述如下1、主斜井采用皮带运输，担负全矿主提升任务，并兼作安全出口。2、副斜井采用串车提升，担任矿井辅助提升任务，并兼作进风井和安全出口。3、回风井兼作安全出口。列井筒特征见表如下表5井筒特征表井筒名称主井副井风井纬距X402983000402988000井口坐标M经距Y415950415950井口950950标高M井底800800井筒倾角161690井筒斜长M54419335441933井筒净断面M214614619625井筒装备胶带输送机串车井筒用途主运输兼安全出口辅助运输，并兼作进风井和安全出口回风，并兼作安全出口二运输大巷及石门布置全井田划分为一生产水平，运输大巷、轨道大巷、回风大巷沿南北方向布置，回风大巷、运输大巷、轨道大巷沿910煤层布置；副井在到达轨道大巷水平时作煤门、井底车场与轨道大巷相连，运输大巷、运输顺槽、回风顺槽均采用锚杆支护。运输大巷运输采用皮带运输方式，运矸、运料采用轨道运输。第二节井底车场一井底车场形式本矿副井为辅助运输井，在910煤层布置平车场负责材料运输和行人。见井底车场平面布置图。水仓水泵房变电所井底车场二井底硐室在主井井底布置有水泵房、水仓、火药库、中央变电所等主要硐室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面，锚喷支护。表井底车场巷道及硐室工程量表序号巷道或硐室名称煤岩类别巷道长度（M）支护方式掘进体积（M3）铺轨长度（M）1中央变电所岩锚喷支护4002水泵房岩锚喷支护400303管子道岩锚喷支护300404水仓岩砼12002005井底煤仓岩砼200合计1602500270第三节建井工作计划根据煤炭工业煤矿设计规定,巷道掘进进度指标采用如下数值斜井井筒基岩段70M月；回风立井井筒基岩段70M/月；岩巷80M月；半煤岩锚喷巷道250M/月；煤巷400M/月；倾斜岩巷100M/月；硐室300M3月本矿井施工工期为24个月，井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。井巷工程施工进度详见矿井施工进度表。第六章采煤方法第一节采煤方法的选择本煤矿设计生产能力为120万T/A，为大型矿井。9、10号两层煤分别为36米、32米厚，相距18左右米，倾角3到6度，为近水平煤层。根据9、10号煤层赋存情况、开采技术条件和管理水平，本着投资少、见效快、安全性好和回采率高的原则，经技术比较后，确定采用倾斜长壁采煤方法。综合机械化采煤法是采煤工艺的重要发展方向，它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。结合本井田煤层赋存及各条件，设计采用综合机械化采煤法。第二节确定采（盘）区巷道布置和要素根据已确定的矿井井田开拓方案，可知井田为带区式划分。矿井首采区布置在一采区，划分6个条带，条带间留10M的保护煤柱。在首采区内大巷的一侧垂直布置工作面的煤层运输顺槽和轨道顺槽，运输顺槽通过煤仓、进风行人斜巷与运输大巷相联，轨道顺槽通过运料斜巷与轨道大巷相联。由工作面生产能力的计算可知工作面长度为200M，工作面月推进度为103125M。全矿井布置一个综采工作面即可达到生产能力。第三节回采工艺及劳动组织一回采工艺该煤矿井田地质条件较简单，无断层，煤层倾角较缓，9号煤层平均厚度为36M，10号煤层平均厚度为32M，顶、底板较稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件,确定采用综合机械化回采工艺方式。回采工艺过程如下（1）采煤机落煤采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为若面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。工作面割煤方式为往返一次割两刀，这种割煤方式效率高，适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面。进刀方式割三角煤端头斜切进刀即采煤机前滚筒割透机头（尾）后，将其后方生产溜顶至煤帮。调换滚筒上下位置，将采煤机返回距机头（尾）45M处斜切进刀。之后将生产溜弯曲段及机头（尾）顶至煤帮。采煤机调换滚筒上下位置返回机头（尾）将进刀时所留三角煤割掉，最后再次调换滚筒上下位置返回正常割煤。（进刀方式如图）BCDEAAAAAAAA图61工作面端部割三角煤斜切进刀A起始；B斜切进刀；C推移刮板输送机；D割三角煤；E开始正常割煤12121211综采面双滚筒采煤机；2刮板输送机（2）移架液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。（3）综采面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即采煤机割煤后，支架依次立即前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后在支夹底座前端与输送机之间要富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。（4）综采面端头作业综采面端头支护方式采用单体支柱加长梁组成的迈步抬棚，该方式适应性强，有利于排头液压支架的稳定。二设备选型1、采煤机选型（1）采煤机的牵引速度式中采煤机所需平均牵引速度，M/MIN；V工作面设计长度，200M；L工作面生产时采用斜切进刀开机窝方式，机窝长度取35M；1工作面开机时间185599H；T昼夜循环数，6个；N开机窝时间，1故M/MIN58236092）（则工作面的最大牵引速度为14258361M/MIN160TNLV采煤机的实际截煤速度应为23M/MIN，空载时应不小于6M/MIN，以减少辅助工作时间。采煤机的生产能力Q473688T/H式中Q采煤机小时采煤量，T/H；H采高，M；B工作面截深，取0625M；煤的容重，T/M3；采煤机的牵引速度，取258M/MIN；P根据上述计算，所以选用MXA300/35型采煤机，其具体参数见表采煤机技术特征表项目单位数目型号MXA300/35采高M237截深M0625牵引方式电牵引牵引速度M/MIN083415生产能力T/H7082、刮板输送机选型（1）刮板输送机的生产能力应将采煤机采下的煤全部运出，并留有余地。因受设备开机率、液压支架移架速度、矿井瓦斯涌出量及通风能力限制，采煤机实际生产能力为式中Q采煤机小时采煤量，T/H；H采高，M；B工作面截深，取0625M；V采煤机实际牵引速度，取258M/MIN；R煤的容重，T/M3；C采煤机反向空牵引或清浮煤、割煤时的牵引速度，取09M/MIN；故T/H5296031625036则刮板输送机的运输能力应达到700T/H。根据上述计算，所以选用SGZ764/320型刮板输送机，其具体参数见表刮板输送机技术特征项目单位数目型号SGZ764/320运输能力T/H900出厂长度M150刮板链形式中双链型电压等级V1140总装机功率KW2160链速M/S095中部槽尺寸MM1500764222（2）回采工作面支护方式及液压支架类型及数量工作面选用液压支架支护，根据顶底板岩性及煤层厚度，采高条件，并参照矿上的实际情况，选用BC48022/45型支撑掩护式液压支架。液压支架采用BC48022/45型支撑掩护式液压支架，支架高度为22254525M，支架间距15M，支架初撑力为4707KN，支架工作阻力为5096KN,底板比压2058MP，泵站工作压力343MP，支护强度426MP848MP。立柱为双伸缩式工作阻力为1274KN，初撑力为1176KN，数量为4。推移千斤顶行程为700MM，推力为178KN，拉力为4525KN，数量为1。泵站压力为294MP，流量为100L/MIN。由于支架间距为15M，工作面长度为200M，故应需126架液压支架。三工作制度与推进度设计确定回采工作面工作制度为四六制，作业形式为三班采煤、一班检修，日进度375M，日循环数6个，正规循环系数取09，则年推进度12375M。根据工作面情况，采煤司机、机电维修、安全员、瓦斯员、送料工、开溜工、泵站司机、顺槽皮带司机为专业工种，由专人负责；其它工作如清煤等均由综合工种完成。表7劳动组织表出勤人数序号工种一班二班三班四班合计1班长1114132采煤机司机333693泵站工111254转载机司机111365输送机司机111366支架工8884287巷道维修工5556218胶带机司机11199装车工2226610运料工2611管理人员2221812材料员1113油质管理员114质量验收员1111415办事员1116送饭工1111417其他11114合计28282848132综采工作面主要技术经济指标序号项目单位数量备注1采高M3642推进长度M150093煤层倾角3634工作面长度M20035煤的容重错误未找到引用源。136036工业储量万T144268837采出率9338截深M062589日产量T36364210装机容重KW411作业制度四六制612日循环数个6013回采工效T/工275第四节带区的准备与工作面接替本矿井设计年产量为120万吨，全矿井布置一个综采工作面，两个掘进工作面即可达到生产能力，详细见采区平面图。工作面运输顺槽和轨道顺槽均采用梯形断面、工字钢棚子支护,架间距10M，设计在距工作面煤壁前方20M的范围内，采用单体支柱来加强支护。一回采工作面回采方向与接替工作面回采顺序有后退式、前进式、往复式、旋转式等几种。回采顺序不同，区段平巷布置也不同。后退式是我国最常用的一种回采顺序，设计采用后退式回采。工作面接替方式有区段跳采接替和区段依次接替。设计采用工作面采用依次接替。二采区及工作面回采率9号10号两层煤分别为36米、32米厚，属于后煤层，中厚煤层。根据煤炭工业矿井设计规范，采区回采率为分别为75，80，9号煤层工作面回采率为93，10号煤层工作面回采95第七章矿井通风与安全第一节风量的计算根据井田开拓布置，矿井通风方式为中央分列式通风，主扇工作方式为机械抽出式。回风井位于井田中部，服务初期全矿井。根据开拓布置，矿井布置一个开采水平开采保证矿井生产能力。掘进通风采用独立通风，掘进工作面配有局扇。井底装载硐室、泵房、配电室、火药库等均采用串联通风。一矿井总风量的计算煤矿安全规程规定采区回风道、采掘工作面回风道中甲烷和二氧化碳浓度不得超过1，采掘工作面的空气温度不得超过260C。采掘工作面的进风流中，按体积计算，氧气不得低于20，二氧化碳不得超过05。1、采煤工作面所需风量的计算（1）按沼气涌出量计算。Q采100Q采K式中Q采回采工作面实际需要风量，M3/MIN；Q采该回采工作面回风巷风流中沼气平均绝对涌出量（M3/MIN），取为77；K该回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，是指在正常生产条件下，该回采工作面回风巷风流中沼气最大涌出量与平均绝对涌出量之比，取为13。则Q采10077131001M3/MIN（2）按工作面气温与风速的关系计算工作面气温与风速的关系工作面温度151518182020232326工作面风速M/S03050508081010151518Q采60V采S采K式中Q采回采工作面实际需要风量，M3/MIN；V采回采工作面风速，取为1M/S；S采回采工作面的有效通风断面积，M2；S采35（M03）M煤层开采厚度，M则S采35（3603）1155M2Q