升本采矿专业毕业设计说明书

1、 河南理工大学自考本科毕业设计（说明书）采矿工程毕业设计说明书助学院校: 河南理工大学 自考助学专业: 采矿工程 姓 名: 王建新 自考助学学号: 040213200787 成 绩： 指导老师： 河南理工大学成人高等教育2O15年3月20日摘 要 平煤股份八矿90万吨矿井设计。全篇共分为十个部分：矿井概述及井田地质特征、井田境界和储量、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限、井田开拓、准备方式带区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升与运输、矿井通风与安全和矿井主要经济技术指标。朱集矿井位于河南省平顶山市境内。矿井中心约58km，交通极为方便。矿区范围：西部与潘北矿相接，东部与皖北局毗邻，北部以

2、明龙山断层为界，南部以F72断层为界。东西走向长约7.9km，南北宽3.6km，面积约28.89km2。13-1煤层为可采煤层，厚度为4.2m，平均倾角为5°。矿井正常涌水量100m3/h，属于高瓦斯矿井。煤尘有爆炸危险性，并且煤层有自燃发火倾向。平煤股份八矿设计年生产能力为90万吨，服务年限为55.4a。矿井工作制度为“三八”制。矿井的采煤方法主要为走向长壁综合机械化一次采全高。矿井为单水平带区开拓。水平标高为-906m，采用立井开拓，主立井主要用于提升煤炭，副立井主要用于提升人员、矸石、和材料等。矿井采用一矿一面的高效作业方式。工作面长度为195m。运输大巷采用胶带运输煤炭，轨道

3、大巷采用蓄电池电机车牵引1.5t固定箱式矿车运输矸石和材料等。矿井通风方式为抽出通风方式，风井布置方式为中央并列式。专题部分主要介绍了矿井瓦斯综合防治。翻译部分题目为：“Determination of rational support parameters of bolting and shotcreting with wire mesh in soft roadway”。关键词：软岩巷道；区域拉压；拉伸变形；ABSTRACTThe general part is a mine of Zhuji mineral 1.5Mt/a new well in design. The whole ar

4、ticle is divided into ten parts totally: The colliery says all and coalfield quality characteristic, coalfied state with keep deal, colliery work system, the ability of produce in design, and time limit to service, colliery expands and prepare the way takes the working area tunnel arranges and adopt

5、 coal method, the transport under ground, colliery promotes with transport, colliery well ventilated and safety with main economic technique index sign in shaft.The Zhuji mine locates in the city of Huainan, Anhui province. It is roughly 38 km apart from Dongshan in Huannan. the transportation is ex

6、tremely convenient. Colliery scope is from the east of the Panbei mine locates to the west of the Wanbei Coal Mining Administration. the northern Borders and the southern Borders are the Minglong mountain faultage and the F72 faultage respectively. The alignment in longth roughly is 7.9 km, the brea

7、dth from north to south is 3.6km, area is 28.89km2.In the Coalfield 13-1 layer is adopted coal seam. The thickness of 13-1 coal seam is 4.2m, the average cape is 5°. The colliery is normal to flow out the water measures 100 m3/ h, belongs to the high gas mineral. Coal contain Bang risk, and the

8、 coal seam has the tendency from spontaneous.The design produces ability for xieqiao mine is 1.5M t/ a, service time limit is 55.4 a. The mining work system is a " three-eight " system. The mining method of the mine is fully-mechanized full-seam mining face with longwall in the inclination

9、. Mineral well is one level Gershgorim band the area expand. The level elevation is -906m, the adoption shaft expand, the main shaft used for promoting the coal primarily, the auxiliary shaft used for promoting the personnel, spoil primarily, with material etc.The colliery adopts one mine one effici

10、ently working-face method, establish moreover a back up. The length of working-face is 195 m. The big lanel adopts belt conveyore to transport coal and storage battery electrical engineering cars lead 1.5t type mineral car conveyance spoil with material etc.The ventilated way under shaft is for draw

11、ing out the well ventilated way, the breeze well arranges way as centre concatenation method.The special subject part introduced a research of the gas comprehensive prevention treatment technology in mining. The translation is “Determination of rational support parameters of bolting and shotcreting

12、with wire mesh in soft roadway”。Keywords：soft rock roadway ; zonal compressive ; tensile deformation目 录第一章 矿井基本概况11.1 矿井开采范围与井田划分11.2 矿井开采煤层情况2第二章 矿井初步设计62.1 矿井生产能力62.2 矿井开拓方式132.3 开采水平划分242.4 井底车场252.5 矿井主要生产系统26第三章 采区生产能力与区段划分273.1 采区开采煤层条件273.2 采区生产能力确定283.3 采区区段数目划分29第四章 采区巷道布置设计304.1 采区上下山布置方案3

13、04.2 采区车场设计304.3 区段平巷布置方式324.4 采区主要硐室布置334.5 采区通风设计344.6 采区主要生产系统494.7 采区内的开采顺序50第五章 采煤工作面回采工艺设计515.1 工作面基本条件515.2 工作面回采工艺方式515.3 采煤工作面质量管理54第六章 工作面生产技术管理566.1 采煤工作面生产技术组织管理566.2 掘进工作面生产组织58第七章 安全技术管理措施607.1 采煤工作面安全技术管理607.2 灾害防治措施与避灾路线65第八章 主要经济技术指标68参考文献7172第一章 矿井基本概况1.1 矿井开采范围与井田划分一、位置与交通平顶山矿区位于河

14、南省西部。平煤股份八矿位于平顶山矿区东南部,西距平顶山市15km.其地理坐标为东径113°229113°3014，北纬33°451333°4726，属平顶山卫东区管辖。东距京广铁路线孟庙车站58km.孟平支线(孟庙平顶山站 )斜穿井田,往西与焦枝铁路宝丰站相接。许南（许昌南阳）公路南北纵贯井田中部，至市区的程平路，在井田中部与许南公路相接，交通十分便利。优越的地理位置为煤炭市场的开发创造了得天独厚的条件。二、井田范围该矿井东部以13号勘探线为界，与襄县城相邻，西以距20号勘探线以西225m为界，与十矿相邻，西南边界处与十二矿相邻，南以煤层露头为界，与叶县

15、称相邻，北以戊910煤400m等高线以北500m为界。井田走向长5.5km，倾向长3.4km,最小3.00km，平均为3.2km,井田面积17.6km2三、地形、地势本井田东部和南部为开阔的冲积洪积平原，冲积层厚度300400m，地面标高+75+80m，北部为丘陵及山地，由紫红色石千峰和灰白色平顶山砂岩组成，呈北西南东走向，标高+200+399.5m，相对高差130305m，最大坡度30度，山区沟谷发育，地形复杂，呈西北高东南低的地势。四、河流本区河流属淮河支流沙河水系，湛河流经井田东南部，最大宽度50m，流量0.087.8m3/s；沙河流经南及东部，河宽50250m，流量0.85210m3/

16、s，井田地势大部平坦，易形成小面积暂时性内涝洼地。1.2 矿井开采煤层情况一、井田内的地层情况1、寒武系崮山组：为灰至深灰色厚层状白云质灰岩，厚度大于68米。2、石炭系上统太原组，厚度6292m，一般80m左右。该段为一套以海相沉积为主的含煤岩系可分四段：第一段巩县段，灰至深灰色铝土质泥岩，间夹砂质泥岩。局部相变为砂岩。本段厚214m，平均8m。第二段下部灰岩段，厚1426m，一般为19m，以灰至深灰色中厚层状石灰岩（L6、L7）为主，间夹砂质泥岩及煤线。第三段中部泥砂岩段，厚2329m，一般为25m，以深灰色泥岩、粉砂质泥岩及细砂岩为主，间夹石灰岩（L4、L5），及薄煤七层。第四段上部灰岩段

17、。厚2431m，一般为27m，以灰及深灰色厚层细晶质石灰岩及薄层泥灰岩（L1L3）为主，夹泥质粉砂岩、泥岩、薄层细砂岩及薄煤四层。L1灰岩厚0.59.13m。一般2m左右。3二叠系下统山西组（P¹1S）该组厚度2943米，平均38米，分三段：第一段己煤段，灰至深灰色粉砂泥岩，己15、己16.17为主采煤层，第二段砂岩段，第三段香炭段。4二叠系下统下石盒子组（P²1sh）该组厚约120m左右，分五段：第一段香炭砂岩段，第二段小紫斑泥岩段，第三段砂锅窑段，第四段大紫斑泥岩段，第五段戊煤下段，含薄煤三层。5二叠系上统上石盒子组（P¹2sh）该组厚约550m，分七段：第一

18、段戊煤段含戊11、戊910、戊8三至四层煤，戊910为主采煤层，煤厚3.5m。第二段戊煤上段，第三段丁煤段，夹丁3丁7五层煤，丁5.6为主采煤层，厚度2.0m，第四段丙煤段，第五段乙煤上段，第六段乙煤下段，第七段甲煤段。6二叠系上统平顶山组（P²2P），厚度90120m，灰白色中粗粒长石石英砂岩。7二叠系上统石千峰组（P²2sh）厚度300m，灰绿至绿色粉砂岩与细砂岩互层，局部紫红色。8新生界第三系（N）灰白色泥质灰岩沉积不稳定，厚4.413.7米。9第四系（Q）厚度0450m，第四系沉积最厚部位在矿井东部，主要为棕黄色，砂质、粉砂质粘土。此外，近代沉积包括坡积、残积、堆积

19、的岩块、粘土质砂、冲积砂卵石等。二、主要地质构造井田地质构造简单，井田内无褶曲和断层，其本上是一个走向北西，倾向北东，倾角平缓的单斜构造。地层倾角1°30°。16号勘探线以西，浅部较陡11°15°，深部渐趋平缓约6°8°。三、煤层及其顶底板岩石特性煤系地层内所含煤层为戊8煤、戊910煤和戊11煤。可采煤层为戊910煤一层。所采煤层顶板为一、二级老顶，直接顶底板为中粗砂岩，无伪顶，无三软煤层，无冲击地压。煤层风化带深度为128m.四、水文地质特征根据地质报告，本井田属矿区内水文条件较简单地区，其特点是表土厚达10450m其中厚的沾土隔水

20、层。煤系地层的地下水位均高于本水层露头，为承压水，有水力联系，故涌水量较大，正常涌水。表122 涌水量1涌水涌水方式水质（PH）正常涌水量（m3/h）最大涌水量（m3/h）顶板滴淋水中性3050862老空水无3钻空水裂隙水裂隙较发育，赋存有承压裂隙水，富水程度中等五、瓦斯、煤尘及自燃矿区内各矿历年瓦斯鉴定结果, 瓦斯绝对涌出量为16.3m3/min,相对涌出量为6.4m3/t.暂按三级瓦斯矿管理,通风按二级考虑.煤层煤尘爆炸指度为23.426%，有煤尘爆炸危险性，煤层自燃发火期为6个月，有自燃发火的倾向。六、地温在地表以下700m处地温为31.平均每100m增高23.井下地温高,为一级矿井.七

21、、煤质、煤的牌号与用途全区的煤层的变质程度,按层位排列,由上而下变低,同一煤层由浅而深增高,符合煤的变质规律,煤质牌号中灰低硫贫瘦煤.煤质松软,遇水易泥化,适用于作动力煤.表123煤层特性煤层名称煤层厚度（m）倾角围岩性质容重最小最大平均顶板底板戊9103.13.73.515°中粗砂岩砂岩1.4表124煤的工业分析煤层名称水份（）M灰分（）A挥发分（）V含磷量（）P 含硫量（）S胶质层厚（m）Y发热量（j/g）Q戊91024.1910.50.60.50.56315第二章 矿井初步设计2.1 矿井生产能力一、井田境界井田境界的确定主要是根据矿井的勘探线和煤层底板等高线，煤层露头划分，并

22、无扩大的可能性。图211井田范围井田走向长5.5km，倾向长3.4km,最小3.00km，平均为3.2km,井田面积17.6km2。 二、井田储量根据八矿地质精查报告组织的资料，对矿区进行A、B、C三级储精查报告组织的资料量的计算1、矿井工业储量矿井工业储量是勘探（精查）报告组织的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和。储量计算的方法采用地质块段法和煤层底板等高线综合方法计算。储量计算公式为：Z工业=s.d.cos式中：Z工业矿井工业储量s块段水平面积d块段采用煤层的平均厚度煤的容重，取=1.4t/m3每一块段的平均倾角 Z工业=7244.16万t如表211矿井工业储量汇总表地质开采条件储量

23、级别比例（）井型简单中等复杂大型中型小型大型中型小型中型小型井田内A+B级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内A+B级储量占本水平储量比例70604060503040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平储量的比例4030153020不作具体规定不要求表211 矿井高级储量比例212矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量（万吨）备注ABA+BCA+B+C戊9.103769.922735.046504.96739.27244.16符合总计3769.922735.046504.96739.27244.16符合2、矿井设计储量 矿井设计储量既为工业储量减去设计计算的断层煤柱，防水

24、煤柱，井田境界煤柱和地面建筑物、构筑物的保护煤柱，所占煤柱损失后的储量。因矿区内村庄全部搬迁，无须保护煤柱，故储量为：Z设计=Z工业Z断层Z防水境界保护煤柱一般为2030m，取20m，Z境界=93.24万t防水煤柱：由于南部露头处风化带深128m，故风化带可兼作安全防水煤柱，另留2m煤柱隔离风化带煤层与可采煤层。Z防水=308.49万t3、矿井设计可采储量矿井设计储量减去工业场地保护煤柱，矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率即是矿井设计可采储量。矿井中设计可采储量：Z可采=（Z工业P）×C式中：Z可采矿井设计可采储量，万tZ工业矿井工业储量，万tP永久煤柱，工业场地，主要

25、巷道保护煤柱之和，万tC采区采出率，取0.95工业广场保护煤柱计算：根据«采矿工程专业实际教学大纲及指导书»表22矿井工业广场占地面积指标，年产90万t的矿井，工业广场占地面积指标为1.2公顷。则工业广场长310m,宽350m，根据测量学、采矿学、开采损害学有关知识及查采矿设计手册，利用垂直剖面法计算煤柱保护煤柱计算公式：P工业=A平×m×/cos式中P工业工业广场保护煤柱石， 万tA平煤柱平面面积 m2m煤层厚度，m煤的容重 1.4t/m3煤层倾角=50查得平煤集团八矿有关移动角分别为：下山移动角=55°，上山移动角=73°，走向移

26、动角=73°，松散层移动角=45°，松散层厚度为15m。如下表：表213 工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角煤厚（m）°（ °）埋深（m）51545735573210长方形abcd的面积为工业广场总占地面积，为310×350=108500m2煤层在保护范围中央处的埋藏深度450 m,地面标高为零，松散层厚h=15m,煤层厚度3.0m，查表确定护围带厚度为15m。作图如下：确定梯形ABCD的面积为保护煤柱压煤面积确定AD=720m，BC=640m，MN=920m, 计算得保护煤柱计算压煤储量为：P工业=（720+60）×920×

27、;1/2×3×1.4×1/cos=263.75万吨工业广场保护煤柱计算图212因工业场地，矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式，采煤方法有关，起煤柱损失量待井田开拓，采煤方法缺点后才能确定。为了方便利用矿井可采储量初步确定矿井井型，上述永久煤柱损失与工业场地，井下蜘蛛眼巷道煤柱损失等可暂按工业储量的57%计算，本次设计取6%。所以井下主要巷道保护煤柱压煤储量为：P巷道=Z工业×6%P工业式中：P巷道巷道压煤储量 万tZ工业矿井工业储量 万tP工业工业广场压煤储量 万t代入数据得： P巷道=7244.16×6%263.75=170.90 万t

28、矿井设计可采储量：Z可采=（Z工业P）×CZ可采=（7244.16434.65）×0.93=6332.84 万t如图2.1.4矿井可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量（A+B+C）（万吨）矿井设计储量（万吨）矿井可采储量（万吨）永久性煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界工业广场井下巷道其他1戊9107244.16无93.249681.15263.75170.9无9246.7表2.1.4 矿井可采储量汇总表三、矿井年产量及服务年限1、矿井工作制度根据技术政策第14条规定上，矿井工作日330天，每天净提升时间为14小时，其中两班生产一班准备，每班工作8个小时。2、矿井

29、设计生产能力矿井生产能力主要依据矿井地质条件，煤层赋存情况，处理开采条件，设备供应以及国家需煤等因素确定。对于储量丰富、地质构造简单、煤层生产能力大、开采条件好的矿井应建设大型矿井。当煤层赋存深，表土层很厚，井筒需要特殊施工时，为扩大井田开采范围，减少开凿井筒数具节约建井工程和降低吨煤设资，以建设大型矿井为宜，而对于条件稍差的情况应考虑设计中型矿井。依据井田资源条件和对资源的分析，具备中型矿井开发条件，同时结合按期生产，采掘接替应变能力，稳产和增产，为保障可持续发展的创造条件，综合评价初期投资少，吨煤投资和万吨掘进率低，经济效率好等技术条件，参考煤矿设计手册各类矿井型特征，初步确定矿井设计生产

30、能力为90万t/a.3、矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：T=Z可采/KA式中：T矿井服务年限，aZ可采矿井可采储量，万tA矿井生产能力，万tK储量备用系数，取K=1.4代入数据得： T=6332.84/（1.4 ×90）=46.91a按设计规范规定，井型90万a/t的矿井的服务年限至少40a,T=46.9140a，故满足设计规范规定，初步确定该矿井生产能力为90万t/a.符合要求2.2 矿井开拓方式一、概述八矿位于河南省平顶山市境内,该矿井位于李口向斜的西南部,郭庄背斜的东北翼。煤层赋存的特点,基本上是一个走向北西,倾向北东,倾角较平缓的单斜构造。15号勘探线以西,浅部较陡,约1

31、1°15°,深部渐趋平缓,约6°8°.大部分煤都赋存于地面以下400m,因此,本井田用立井开拓方式。二、井田开拓1、井田的划分根据目前开采水平,一般小型矿井走向长度不小于1500m,中型矿井走向长度不小于4000m,大型矿井走向长度不小于7000m。井田划分阶段时,阶段斜长要利于运输,通风,巷道维护等。在井田范围内,沿着煤层倾向,按一定标高将煤层划分为若干平行于走向的长条部分,每个长条部分成为一个阶段。通常将设有井底车场,阶段运输大巷并且担负全阶段运输任务的水平称 “开采水平”,简称水平。根据矿区的地质长期条件,煤层赋存状态等因素,由于本矿煤层倾角南部较

32、大为11°15°，而背部较为平缓，为6°左右。故将矿区初步划分为二个水平，第一水平垂高200m ，含二个阶段，采用采区上下山开采，上山倾斜长910m1080m,下山斜长750m，每个采区布置若干区段。第二水平垂高400m，包含一个阶段，采用条带式倾斜长壁采煤法倾斜开采。条带斜长上山部分一般1180m1470m。在阶段内沿煤层走向划分若干个具有独立的生产系的带区，带区内划分若干个倾向分带，每个分带布置一个工作面，一个带区由两个分带组成。初步设定第一水平服务年限的计算如下，根据公式：T1水平=ZK1/（A.K）式中：T第一水平服务年限，a；第一水平可采储量，万t；A矿

33、井生产能力，Mt/a；K储量备用系数，K=1.31.5，取1.4。由此；验算服务年限如下：T1水平=ZK1/（A.K）ZK1=3776.85×0.95=3588.01万tT1水平=ZK1/（A.K）=3588.01/（90×1.4）=28.47>20a第一水平服务年限符合要求。2、立井方案比较根据以上地质资料的分析,以及现有的生产开采技术,综合本矿的实际情况,提出以下两种的技术上可行的开拓方案。如图221立井两水平（立井延深）如图222立井两水平（暗斜井延深）3、方案比较1.分析：方案一：两水平延深开拓优点：1）以充分利用原有设备和设施；2）提升系统单一，转运环节少，

34、管理方便；3）经营费用低；缺点：1）原有井筒同时担负生产和延深任务，施工与生产相互干扰；2）主井接井时技术难度大，矿井将短期停产；3）延深两个井筒，施工组织复杂；4）为延深井筒需凿一些临时工程；5）延深提升长度增加，能力下降，可能需更换提升设备；方案二：立井两水平暗斜井延伸开拓优点：1）生产与延伸相互不影响；2）暗斜井的位置，方向，倾角及提升方式均可不受原井筒限制；缺点：1）增加了提升，运输环节和设备；2）通风系统复杂；3）不便管理；4）运转环节多；一般适用于：1）受地质及水文条件限制，向下延伸井筒不符合； 2）原有提升设备不能满足要求，又没条件更换提升设备；3）延伸原井筒在技术上经济上不合理

35、；综合各方面情况，确定第二种方案比第一种方案在技术上难度上太大，不予考虑，重点对第一种方案和第二种方案进行经济比较。2方案的经济比较：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，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，投资回收期短，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。在经济比较时，作以下说明:1) 两种方案第一水平开拓几乎相同，故只对第二水平开拓（立井延伸和暗斜井延伸）不同项目进行比较。2) 两种方案的各斜井巷布置基本相同，且这些斜井的掘进单价近似相同，即两方案条带斜长下山的巷道掘进费

36、用相同，因此不作比较。3) 立井大巷、石门以及斜巷下山的辅助运输费用均按运输费的20%进行估算。各方案工程量计算表221方案项目方案1方案2工程量 /m工程量 /m初期主井井筒445445副井井筒415415井底车场350350运输大巷13301330主要石门6060后期主井井筒230820（暗斜井）副井井筒200820（暗斜井）石 门850井底车场1000运输大巷10001000基建费用表222方案项目方案1方案2工程量/m单价/元每米费用/万元工程量/m单价/元/米费用/万元初期主井井筒4508294379.84508294379.83副井井筒4158294344.24158294344.

37、2井底车场360239986.36360239986.36运输大巷9302249209.19302249209.1主要石门6020001260200012后期主井井筒23010000230820（暗斜井）4560373.9副井井筒23010000230820（暗斜井）4560373.9井底车场8503500297.53500石 门16025002502500运输大巷26002983328.111002983328.1生产经营工程量表223方案项目方案2工程量工程量立井二水平提升/万t·km1.20.2530001.20.823000（暗斜井）石门运输/万t·km1.20.8

38、53000排水/万m31000×24×365×25×1000×24×365×25×4、确定方案经过计算，从表中可知：方案1费用与方案2费用多用了322万元，又考虑到，该矿井田下部有有含水层，暗斜井生产与延伸相互干扰少；系统简单且能力较大，可充分利用原有井筒的能力。因此，本设计最终确定选用方案2的开拓系统，即立井加暗斜井采区式开拓。三、井筒特征井筒断面尺寸，主要是根据提升容器的种类、数量及外形尺寸；井筒装备的类型、规格、最小允许间隙；井筒的用途、管路、电缆、梯子间的平面尺寸来确定。毕业设计井筒断面，一般是根据本章第二

39、节初步确定的提升机的类型及数量，结合井筒的其它用途，从标准设计断面图中或有关资料中选取。井筒直径确定后，即可计算井筒的净断面及根据砌壁厚度计算井筒掘进断面，掘进断面应考虑50100mm壁后充填值。1、井筒数目根据井田地质的特征，及开拓概况，由于井田大部分位于平坦地带，且在北西山岭地区的煤层埋藏更深，不可能采用平硐开拓。在井田范围内地面标高+70390m，表土层厚16m，煤层埋深在中部450m处，故本矿不宜采用斜井开拓。因此确定对主副井都采用立井开拓。风井的个数应根据安全通风要求和经济效益的原则合理确定。考虑到本设计矿井的地质瓦斯含量较大。地温较高的实际情况，且南部边界较浅在设计初期，采用中央区

40、对角通风方式，副井主进风，主井进少量风，第一水平回采期间使用，可先建一个采区风井，在准备另一个采区时再建一个风井。后期可考虑共用主井兼回风。该设计矿井在服务年限内有四个井筒，主井、副井和两个回风井。井筒名称主井 副井井口坐标X(m)37385223738520Y(m)3844344738443470Z(m)+105+105用途提 煤运料、下人、运矸、通风提升设备JDG4/55×YB74316.33GDG1.5/6/2/2井筒倾角(°)9090断面形状圆形圆形支护方式料石料石井筒壁厚(mm)350400提升方位角(°)3737井筒深度(m)445415断面积净（m2

41、)19.633.16掘（m2)22.4637.372、井筒特征的确定1主井：主井主要用于提煤。井筒直径50m，采用9t多绳摩擦式提升煤箕斗进行煤炭提升。其技术规格：其型号图号：JDG9/110 ×4B74316.24 ，同侧装卸式、名义载煤量9吨；有效容积10m3最大终载荷440KN；最大提升高度1300m；箕斗自重11.6吨。长2400mm，宽1300mm。设梯子间。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350m，冻结段700mm，井筒装备有钢丝绳罐道。1梯子间 2罐梁 3钢性罐道 4箕斗断面示意图2232副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等

42、。并兼作通风、排水，为防止断绳事故设有防坠器。井筒直径65m。设梯子间。配罐笼型号：GDG1/6/2/2K；矿车型号MG1.66B,一层面积2.52m2；总面积5.04m2；乘人数28人；乘车辆2辆；罐笼总载重4.37t；罐体自重4.911t；最大终载荷275KN；罐笼长和宽2550×1504mm；钢罐道2300mm。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。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水管管道。断面示意图 1罐笼 2梯子间 3罐梁 4管路电线间 5钢性罐道断面示意图图224:3风井主要用于矿井回风，兼作安全出口，

43、装备有梯子间和管道电缆等。井筒直径5.0m。采用砼砌硐壁，砌硐壁厚度为350mm. 断面示意图3323断面示意图图225确定出的净断面，还需进行风速校核，使井筒的最大风速不超过安全规程第101条的规定。校核公式如下：=/max式中：通过井筒的风速，m/s； 通过井筒的风量，m/s； 井筒的净断面积，m2； 井筒的有效断面系数，圆形井为0.8；max安全规程规定的允许最大风速。副井：=/=118.69/0.8×33.1=4.48m/smax=8 m/s风井：=/=118.69/0.8×19.62=7.5m/smax=8 m/s2.3 开采水平划分一、开采顺序在井田的范围内，采

44、区的开采顺序采用前进式开采，从井田中央开始向井田两翼推进，采用上（下）山开采时，先开采上山部分煤层，后开采下山部分煤层。对于煤层先开采浅部煤层，后开采深部煤层。先开采优质煤，再开采次品煤。根据以上所述原则，结合本矿井情况，确定先开采第一水平西翼上山部分的浅部煤层，然后开采东翼上山部分煤层，再开采西翼下山部分煤层，最后开采东翼下山部分煤层。第一水平煤层快开采完闭后，提前准备第二水平煤层，以保证工作面的接替的矿井的稳产，第二水平采用条带式开采，采用后退式开采即从边界向中央推进。二、同采区数目和回采工作面1采区的生产能力应根据矿井的地质条件、煤层厚度，机械化程度和采区内工作面接通替关系等因素确定。本

45、设计采用综合机械化采煤生产能力可达到95万t /a. 查表：矿生产能力（mt/a）采区个数（个）2.4 3.0231.5 1.8231.2以下12根据表得出。本矿井同时生产采区一个即可保证年产量3. 工作面配置采区内同采工作面数目应根据煤层赋存条件特征，所确定回采工艺等确定。同时还应符合合理的开采顺序，保证安全生产提高工作面单产为原则，采区内同时生产的综采工作面宜为一个：普采工作面为两个，不应该超过三个。因此，本矿设计同时生产采区一个，同时生产工作面为一个，采用综合机械化采煤方式进行回采。2.4 井底车场井底车场上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。它是联系着井筒提升

46、和井下运输的两大生产环节，完成提煤，提矸石，下物料，通风，排水，供电和升降人员等各项工作任务，它是井下运输的枢纽。井底车场 首先保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要，其设计要通过能力应大于全矿井生产能力的30%50%，其次应满足增产的能性，并且尽量减少掘砌工程量。本矿井属中型矿井，考虑井筒距大巷较远，且与下一水平暗斜井的联系，采用立井刀式环行车场设计。如图2411主井 2副井 3煤仓 4水泵房 5中央变电所2.5 矿井主要生产系统一、井下运输：矿井原煤采用分采分运。大巷采用5吨底卸式矿车，CDXT1212(J)型防爆特殊型蓄电池式带“翅膀”电机车牵引，采用KJ15A型监

47、控运输系统，在地面主控室对井下运输监控和自动调度。辅助运输为非标准2吨U型矿车，轨距900mm，另有平板车和材料车。人员运送在大巷采用PRC18型平巷人车。大巷铺轨为空车线22kg/m钢轨，重车线为38kg/m钢轨。二、主要设备：（一）通风设备：风井配备2K5824#风机一套，500Kw电机，6Kv电压。（二）排水设备：一水平主排水泵房安装250D60×10型水泵7台，273×11排水管五趟。（三）压风设备：西翼和东翼风井工业场地空气压缩机房安装5L40/8型空气压缩机分别为四台和五台。（四）供电系统：矿井电源引自贾庄110Kv变电所，矿井设有焦庄和工业广场两座35Kv变电

48、所，焦庄变电所设2×560KVA变电器二台；工业场地设2×1600KVA变电器。第三章 采区生产能力与区段划分3.1 采区开采煤层条件一、 采煤方法的选择1、概述为了对各煤层选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，并参考实习矿井或矿区实际使用经验，在此基础上，可参照下列各点选择采煤方法。1) 对缓斜，倾斜及中厚煤层，一般采用单一走向长壁采煤法，倾角小于12°时，可考虑采用倾斜长壁采煤法，也可考虑采用走向长壁采煤法，一般采用倾斜长壁采煤法2) 对煤层赋存稳定顶底板条件较好的中厚煤层，大中型矿井一般采用综合机械化采煤工艺方式。根据以上原则，结合本设计

49、矿井的具体情况，本设计采用单一走向长壁采煤法，综合机械化的采煤工艺，以及采用自然跨落法处理采空区。2、采煤方法的确定本矿单一煤层厚3.5m ,在南部倾角较大11°15°，北部倾角较小6°8°。f=1.4,q=6.4m3/t,煤尘爆炸性指数为23.426%，自然发火期6个月，直接顶为2类，老顶为5级，底板比压17.52Mpa，涌水量不大，最大涌水量51m3/h.根据本矿地质情况，结合上述可参照的采煤方法，确定在第一水平采用采区式单一走向长壁采煤法，在第二水平采用条带式采煤法。两个水平都采用一次采全部综合机械化开采，采空区用全部垮落法处理。二、采区巷道布置及

50、生产系统布置采区巷道是为了把回采工作面，矿井主要开拓巷道联系起来，构成运输、通风、动力供应、材料供应等系统，保证工作面连续不断的生产。 本矿首采区位于第一水平西翼上山部分，走向基本上在16号勘探线和20号之间，东部以16号勘探线往西500米为界，西到井田边界，南以煤层露头线为界，北以一水平西翼大巷为界，采区走向长2810m，倾斜长962m。采区内可采煤层为戊910煤层，煤层赋存较稳定，平均厚度3.5m，倾角为11°15°，平均12°，采区煤层埋藏较浅，最深在采区北部边界处为250m，采区内无大的地质断层，水文地质简单，采区储量1233.31万吨，基本上均为A级储量

51、。3.2 采区生产能力确定按下列公式计算：A采区=K1×K2×Ai式中：A采区采区生产能力，万t/aK1¬采区掘进出煤系数，取K1=1.1K2工作面之间影响系数，取K2=1Ai各采区的生产能力，万t/aAi=L×Vd×m××k3式中：L采煤工作面长度，L=170mVd工作面推进度，m/dm采煤高度，m=3.5m煤的容重，=1.4t/m3k3工作面采出率。本矿井设计一个采区一个工作面，所以：Ai=170×(0.65×6)×3.5×1.4×0.95=2925.907t/d=96.

52、81万t/aA采区=1.1Ai=106.4万t/a2采区服务年限:T采区=Z采区/A采区式中：T采区采区服务年数，aZ采区采区储量，万tA采区采区生产能力，万t/a 所以：T采区=1233.31/106.4=11.59a3.3 采区区段数目划分戊910煤层属中厚煤层，煤层节理较发育，直接顶，底板岩性较好，老顶，底均为砂岩，煤层平均3.50m，可考虑采用无煤柱护巷技术，不留设区段护巷煤柱，区段运输平巷和回风平巷取3.5m，工作面为170m，故区段斜长设为177m，采区斜长962m,则区段数目为：962/170=5.6个再减去运输大巷保护煤柱，调整各区段长度，取区段数目为5×2=10个，

53、沿采区上山两边对称布置。本采区煤层为缓倾斜煤层，参考设计大纲的采区煤层巷道护巷煤柱尺寸表确定各巷道留设保柱尺寸如下：回风大巷取20m，水平巷取30m，采区上（下）山巷道取30m，区段平巷煤柱或反留1m小煤柱，采区东部边界取5m。第四章 采区巷道布置设计4.1 采区上下山布置方案采区上山数目可根据采区生产能力和矿井地质条件确定，一般情况下两条，当采区生产能力较大，瓦斯涌出量较大的情况下，也可设置三条或四条。本矿井为低瓦斯矿井，该采区生产能力较大，故设计二条上山（轨道上山，运输上山）。本采区只有一组开采煤层，开采深度小，顶底板岩石比较稳定，硬质属中硬，用水量小，可考虑将回风上山布置在煤层中。煤层底

54、板属中粗砂岩，将轨道上山和运输上山布置在煤层底板中，以保证巷道的搭接，便于物料和煤炭的运输。两条巷道都布置在采区中央。上山布置的倾角与煤层倾角基本一致，为12°，巷道断面形状为半圆拱形，采用锚喷支护，净断面积为16.17m2。4.2 采区车场设计1.采区上部车场形式选择采区上部车场的选择，主要是根据绞车房的布置和维护条件，当阶段回风巷以上为采空区和松软风化带时，采用平车场。设计采区紧邻松软风化带，可采用平车场作为采区上部车场。如图4.2.1所示1运输上山 2轨道上山 3回风石门4回风大巷 5绞车房 6甩车场图4.2.1采区上部车场示意图2.采区中部车场形式的选择开采单一薄及中厚煤层，多用绕道式车场，故本设计采区中部车场采用绕道式车场。如图4221轨道上山 2运输上山 3区段回风巷 4绕道 5风门如图422采区中部车场3.采区下部车场形式的选择 采区下部车场由采区装车部和辅助提升下部车场组合而成，本设计采区在大巷运输采用