采矿专业毕业设计论文

1、河北理工大学 毕业设计目录PAGE PAGE II河北理工大学 毕业设计目录目录 TOC o 1-2 h z u HYPERLINK l _Toc201641845 摘 要 PAGEREF _Toc201641845 h I HYPERLINK l _Toc201641846 PAGEREF _Toc201641846 h II HYPERLINK l _Toc201641847 1 矿区概述及井田地质特征 PAGEREF _Toc201641847 h 1 HYPERLINK l _Toc201641848 1.1 矿区概述 PAGEREF _Toc201641848 h 1 HYPERLI

2、NK l _Toc201641849 1.2 井田地质特征 PAGEREF _Toc201641849 h 2 HYPERLINK l _Toc201641850 1.3 煤层特征 PAGEREF _Toc201641850 h 3 HYPERLINK l _Toc201641851 2 井田境界和储量 PAGEREF _Toc201641851 h 6 HYPERLINK l _Toc201641852 2.1井田境界 PAGEREF _Toc201641852 h 6 HYPERLINK l _Toc201641853 2.2 矿井工业储量 PAGEREF _Toc201641853 h

3、7 HYPERLINK l _Toc201641854 2.3 矿井可采储量 PAGEREF _Toc201641854 h 7 HYPERLINK l _Toc201641855 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 PAGEREF _Toc201641855 h 8 HYPERLINK l _Toc201641856 3.1 矿井工作制度 PAGEREF _Toc201641856 h 8 HYPERLINK l _Toc201641857 3.2 矿井设计生产能力及服务年限 PAGEREF _Toc201641857 h 8 HYPERLINK l _Toc201641858 4 井

4、田开拓 PAGEREF _Toc201641858 h 9 HYPERLINK l _Toc201641859 4.1 井田开拓的基本问题 PAGEREF _Toc201641859 h 9 HYPERLINK l _Toc201641860 4.2 矿井基本巷道 PAGEREF _Toc201641860 h 10 HYPERLINK l _Toc201641861 5 准备方式采区巷道布置 PAGEREF _Toc201641861 h 19 HYPERLINK l _Toc201641862 5.1 煤层的地质特征 PAGEREF _Toc201641862 h 19 HYPERLINK

5、 l _Toc201641863 5.2 采区巷道布置及生产系统 PAGEREF _Toc201641863 h 19 HYPERLINK l _Toc201641864 5.3 采区车场选型设计 PAGEREF _Toc201641864 h 21 HYPERLINK l _Toc201641865 6 采煤方法及工艺 PAGEREF _Toc201641865 h 22 HYPERLINK l _Toc201641866 6.1 采煤方法选择 PAGEREF _Toc201641866 h 22 HYPERLINK l _Toc201641867 6.2 采煤工艺 PAGEREF _Toc

6、201641867 h 22 HYPERLINK l _Toc201641868 6.3 回采巷道布置 PAGEREF _Toc201641868 h 22 HYPERLINK l _Toc201641869 7 矿井运输系统 PAGEREF _Toc201641869 h 27 HYPERLINK l _Toc201641870 7.1 概述 PAGEREF _Toc201641870 h 27 HYPERLINK l _Toc201641871 7.2 采区运输设备选择 PAGEREF _Toc201641871 h 27 HYPERLINK l _Toc201641872 8 矿井提升系

7、统 PAGEREF _Toc201641872 h 29 HYPERLINK l _Toc201641873 8.1 概述 PAGEREF _Toc201641873 h 29 HYPERLINK l _Toc201641874 8.2 暗立井提升 PAGEREF _Toc201641874 h 29 HYPERLINK l _Toc201641875 9 矿井通风系统选择 PAGEREF _Toc201641875 h 34 HYPERLINK l _Toc201641876 9.1 矿井通风系统选择 PAGEREF _Toc201641876 h 34 HYPERLINK l _Toc20

8、1641877 9.2 采区及全矿所需风量 PAGEREF _Toc201641877 h 35 HYPERLINK l _Toc201641878 9.3 全矿通风阻力的计算 PAGEREF _Toc201641878 h 38 HYPERLINK l _Toc201641879 9.4 通风机选型 PAGEREF _Toc201641879 h 40 HYPERLINK l _Toc201641880 9.5 防止矿井灾害的安全措施 PAGEREF _Toc201641880 h 42 HYPERLINK l _Toc201641881 10 设计矿井基本技术经济指标 PAGEREF _T

9、oc201641881 h 45 HYPERLINK l _Toc201641882 参考文献 PAGEREF _Toc201641882 h 47 HYPERLINK l _Toc201641883 谢 辞 PAGEREF _Toc201641883 h 48河北理工大学 毕业设计摘要摘 要煤炭工业几乎是所有经济的基础，煤炭工业发展的状况直接影响着其它工业乃至整个世界的发展速度。如何更好地开采和利用煤炭是人们急待解决和思考的问题。目前，各国都在积极研究新的采煤理论，开发新的采煤技术，制造更先进的采煤机械，争取更高效、更安全地把煤炭开采出来，并加以综合利用。本设计源于现场。在矿上搜集、整理设计

10、资料，听取了矿上有关领导做的介绍。在认真分析矿山原始资料地基础上，查阅了相关手册和国家的政策法规，对矿井开拓系统进行了地下开采设计，这是本次设计的重点和难点。关键字：荆各庄煤矿，开拓方式，采煤方法选择 , .How well ponder. , , , , , , . . , , concerned . firsthand, , , . : Jing Gezhuang, , 河北理工大学 毕业设计说明书PAGE PAGE 491 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1、位置开滦（集团）荆各庄矿业分公司位于唐山市东北约13km处的荆各庄村附近，在开平煤田凤山西北侧，自成一盆状向斜。南北长约3.

11、5km，东西宽约3.4km，北端闭合，南端开放，井田面积9.23km2。南与马家沟矿业公司相距6km，中间有陡河相隔，北与陡河发电厂相距3.5km。属开平区管辖。2、交通荆各庄矿区有通往陡河发电厂的铁路专用线，与吕陡线在该井田上方交汇，通过此线可与开滦（集团）古冶五个矿业分公司相联；另有一条经马家沟矿业公司与老京山线开平站相联，此线可通往开滦（集团）唐山矿业分公司及全国各地。北10km与京沈高速公路、102国道相联，南7km经开平与205国道、津唐高速公路相联，形成了比较完整的交通网，交通十分方便。3、矿井最高洪水位陡河从该井田东南端流过，河水终年不涸、不冻，夏秋季最高水位+19.8m。历史最

12、高洪水位+21.0m，也是该公司井田范围内的最高洪水位。4、自然地理概况本区为一平坦的冲积平原，东南沿陡河东岸为由奥陶纪石灰岩构成的东北西南方向起伏伸展的低山丘陵。从东往西有巍山（+290m）、凤山(+180m)、小梁山(+100m)和豌豆山(+38m)，由豌豆山向西南倾没于平原之下。由巍山向东北低山丘陵接连绵延，地势逐渐增高，直到标高达+493.01m的青龙山。在井田北面约7km为由震旦纪灰岩构成的低山丘陵，东西方向横伏，这两条低山丘陵在井田东面的青龙山一带相汇合。低山丘陵的伸展方向与地层走向方向一致。井田内地势平坦，但北部稍高，向南低下，北部地面标高为+38.8m（湾35孔），南端标高为+

13、23.85m(湾6孔)，倾向陡河。流经本区东南边的陡河，发源于北部山区，上游由二支流汇成，东支称管河，发源于丰润县府山寺管泉，西支称泉水河，发源于丰润县赵庄上水路。二支水流在双桥村北侧汇合，向南流经唐山市区，下游汇集石榴河，向南流入渤海。河北水利厅于1965年在双桥村一带修建了陡河水库，水库大坝距井田东端的最近距离为2200m。陡河及陡河水库虽然距井田甚近，但是因其底下均赋存有百余m的第四纪松散沉积物，而且存在有隔水作用的粘土层，对本矿充水没有直接的影响。该地区属半大陆性气候，夏季炎热多雨，冬季严寒凛冽，气温变化较大。1.2 井田地质特征荆各庄井田位于开平煤田的北翼，该井田地质构造复杂，主要以

14、大、中性断裂为主，大部分在井田的东部，成为井田的自然边界。F4：为正断层，在倾斜上由84-7孔、荆36孔控制，沿走向为规律性推测，走向N25E，倾向为SE，倾角约57，落差为30m，水平延伸长度约为2kmF5：为大型的正断层，在倾斜上由荆、荆、荆、荆四个剖面控制，在走向N15E，倾向NWW向，倾角80以上，落差在200m左右。造成煤系地层 与奥陶灰岩相对接，水平延伸长度远，垂向伸展切穿整个煤系地层，成为井田东南部的自然边界。F6：为正断层，是一条深向的大断层，由荆45、荆44、荆42三个孔控制，介于F5和F8两主断层之间，走向推测为N15E，倾向为NWW向，倾角约55，落差40m左右，断层破裂

15、带达2m以上，断层面交于F5断层，两断层面呈八字形关系。F7：为正断层，由荆52、荆45孔控制，位于F5和F6两主断层之间，走向约N15E，倾向为NW向，倾角约57，落差约30m，断层带破裂宽度达3mF8：为主干正断层，经06、J19、荆45孔控制，走向N12E，倾向为NWW向，倾角约55，落差在北部大于70m，南部约在30m左右。断层破碎带宽度约达3m左右，水平延伸长度达6300m，垂向伸展切穿了各个可采煤层。F11：为正断层，经84-7和荆36孔控制，走向为N25E，倾向为SE向，倾角约60，落差约25m，部分煤层被切穿，水平延伸长度约2km。F13：为逆断层，经荆45孔控制，推测走向为N

16、12E，倾向为SEE向，倾角约50，落差17m，仅将五、七两煤层错开，下部被F8F13：为逆断层，经荆12孔控制，推测走向为N15E，倾向为SEE向，倾角约35 ，落差12m，将11和12两煤层错开。关于F13和F13 两条断层的关系，因钻孔控制点很少，所切断的层位又不同，断层落差很小。两个控制孔相距1300m，所以两条断层是否可能为一条，现在尚不清楚。另外，在乙块的西南部，于荆各庄向斜轴的东南端，因受向斜构造的影响，形成了一椭圆形的小型盆地，垂直向斜轴的两翼煤层倾角变化较大，地质构造可能比较复杂。根据主要构造的生成机理和构造形迹，利用应力场分析，认为荆各庄井田内，地质构造形态的形成，主要是燕

17、山运动之后，又发生的一次构造运动，即喜马运动而形成，属于新华夏构造体系，因此，推测在荆各庄井田内，深部的构造要比浅部复杂，尤其是在-450m水平以下，小型断裂将会增多，正逆断层相互交错，对煤层影响较大。1.3 煤层特征1、煤系地层主要地层有：第四系、二迭系、石炭系、奥陶系，含煤地层赋存于二迭系下统和石炭系上中统。总厚度390m，奥陶系构成煤田的基底，第四系形成煤系地层的覆盖层。石炭系唐山组：该组厚度72m左右，下部为紫灰色铁铝质泥岩（G层），厚4.7m，直接沉积在奥灰岩马家沟统的上面，其主要成分以粉砂岩、细砂岩为主，间夹三层薄层灰岩，及K1、K2、K3灰岩，这三层灰岩及顶底板均含少量动物化石。

18、开平组：总厚度平均56m，以粉砂岩为主，间夹三层浅灰色灰岩，即K4、K5、K6灰岩，但不稳定，分布亦不普遍，多被含海相动物化石的粉砂岩代替，上部有一至四层的薄煤线。赵各庄组：为主要含煤组之一，厚度为65m，主要为中砂岩、粗砂岩、粉砂岩及少量的页岩组成，含有两层可采煤层，即11煤层、12煤层。二迭系大苗庄组：该组厚度为69m，主要由粉砂岩组成，其次为细砂岩，含三层可采煤层，即5煤层、7煤层、9煤层。唐家庄组：厚度为127m，主要由粗砂岩组成，间夹四至五层薄煤线，砂岩中长石的含量由下而上逐渐增多。冲积层：主要以粗砂、细砂和卵石组成，局部有薄层的粘土。冲积层厚度为210290m，平均256m，由北向

19、南逐渐增厚，与基岩呈角度不整合接触。2、倾角该区域内含煤地层倾角一般在610左右，呈单斜构造，煤层走向近似南北呈S型。3、各煤层层间距各煤层层间距如表1-3-1所示。表1-3-1煤层厚度/平均（m）间距/平均(m)结 构稳定性50.371.22/0.79复煤层，含有23层煤线较稳定72.333.29/2.9625.435.5/30.45复煤层，含23层夹石稳定90.962.75/2.232133.5/26.17复煤层，底部含一层夹石较稳定110.232.26/1.011014.5/12.83单一煤层不稳定122.202.95/2.481336/19.25复煤层，底部含23层夹石稳定4、煤层顶底

20、板性质12煤层直接顶板为泥岩，节理发育，含有大量的黄铁矿结晶体和少量的动物化石，其上为层状砂质页岩，层理明显，层面含有大量的植物碎叶化石。底板：伪底为砂质页岩，岩性破碎含大量的植物根化石，其下为细砂岩，节理裂隙发育，主要成分为石英、长石和少量的碎石块，岩性坚硬。11煤层无伪顶，直接顶为黑色的泥岩，向南为炭质成份较高的腐泥质页岩，分布稳定，其上为深灰色的粉砂岩，节理裂隙发育，岩性较完整。底板：伪底为黑色的砂质页岩，含有杂乱的植物根化石，岩性破碎。其下为灰白色的细砂岩，易风化，主要成份以长石为主，含有少量的黑色矿物及灰岩结核，分布稳定。9煤层顶板：无伪顶，直接顶为深灰色的泥岩，节理发育，分布稳定，

21、岩性完整。其上为层理明显的细砂岩或粗砂岩，层面平坦，层间清晰。底板：直接底为灰色的粉砂岩，冉性破碎。其下为细砂岩，节理裂隙发育，主要成份石英、长石，含有少量的云母片。7煤层顶板：伪顶为粉砂岩，岩性比较破碎，厚度为0.3m，分布稳定。其上为直接顶，粉砂岩，层节理发育，岩性坚硬，含有大量的云母亮晶片和植物化石，老顶为细砂岩，硅质胶结，主要成份为石英，长石和少量的遂石块组成。底板：伪底为砂质页岩，含大量的植物板化石，其下为细砂岩，节理发育，岩性坚硬。5煤层顶板：伪顶为破碎的泥岩，节理发育，厚度变化较大，岩性松软，其上岩性比较完整的砂质页岩，深灰色，层理发育，层面平坦，与伪顶接触为一层0.2m厚的小煤

22、层，老顶为细砂岩或砂质页岩，硅质胶结，岩性坚硬。底板：伪底为灰色的砂质页岩，含有杂乱的植物根化石，其下为细砂岩，硅质胶结，主要成份为石英，长石及少量的黑色矿物，层节理发育，裂隙有方解石脉充填，岩性坚硬。2 井田境界和储量2.1井田境界矿井于1958年开始兴建，1962年停建，1970年恢复建设，1979年建成投产。井田范围东起于庄，西至太平、马庄，南至刘官屯村北，北至沈庄、小佛头一线，以荆各庄村为中心，大约成一个直径达3.5km左右的盆形。井田已批准的开采范围由圈定开采范围的19个拐点坐标确定：（1）X=4403006，Y=39605816（2）X=4402819，Y=39606715（3）X

23、=4402726，Y=39606834（4）X=4402404，Y=39607214（5）X=4401913，Y=39607783（6）X=4401836，Y=39608151（7）X=4401502，Y=39608295（8）X=4400933，Y=39608114（9）X=4400407，Y=39607640（10）X=4400055，Y=39607351（11）X=4399856，Y=39606977（12）X=4399062，Y=39606120（13）X=4399040，Y=39605816（14）X=4399163，Y=39605135（15）X=4399613，Y=3960484

24、5（16）X=4400409，Y=39604582（17）X=4401485，Y=39604294（18）X=4402148，Y=39604496（19）X=4402844，Y=39605312井田面积：5.6305km2。限采煤层：5、7、9、11、12煤层。2.2 矿井工业储量2.2.1 矿井储量荆各庄矿井田范围内共有地质储量为9878.8万t，工业地质储量为4575.4万t，其中甲块地质储量为589.6万t，工业储量为324.0万t，乙块地质储量为9289.2万t，工业地质储量为4899.4万t。2.2.2 参与储量计算的煤层有、区9、12共两层煤，储量计算边界与井田境界相同。煤层最低可

25、采厚度，缓倾斜翼为0.7m，急倾斜翼为0.5m。煤层灰份小于40，其它工业指标符合国家现行有关规定。2.2.3 9、12煤为本区比较稳定的主要可采煤层，平均厚度分别为2.23m、2.48m。9煤开采后的导水裂隙带高度为40.4m(按软弱覆岩计算为23.2m)，虽然在煤层间距较小的局部区域其导水裂隙带会波及到其他煤顶板，但总体上看9煤开采后的导水裂隙带不会波及到其他顶板的强含水层。同样， 12煤开采后的导水裂隙带也不会波及到其他顶板的强含水层。通过计算分析及参照生产实践经验，应将9、12煤列为能利用储量，初期主要开采这两层煤。2.3 矿井可采储量矿井可采储量=（矿井工业储量-永久性煤柱）采区回采

26、率。永久性煤柱包括主石门煤柱、风井场地煤柱、冲积层防水煤柱、断层煤柱、村庄煤柱及井田边界煤柱。9煤采区回采率取75%，12煤采区回采率去80%；根据各个永久性煤柱的储量，可得出该矿井二水平延深的可采储量为1975.4万t。3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度矿井设计年工作日为300d，每天净提升时间14h，三班作业，其中两班生产，一班准备。3.2 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力本矿井二水延深设计年生产能力30万t。1、矿井储量及服务年限本矿井9煤层与12煤层的可采储量为1975.4万t，如果井型为30万ta，矿井服务年限为452、开采技术条件3.2

27、.2 矿井服务年限矿井服务年限用下式计算：T=Z/(AK)式中： T矿井服务年限，a；Z矿井可采储量，万t；K储量备用系数，取1.4；A矿井设计生产能力，万t/a。根据矿井可采储量，计算矿井第二水平服务年限为25.4 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题4.1.1井田开拓方式根据开拓延深方案的原则及要求：（1）保持或扩大矿井生产能力；（2）充分利用现有井巷、设施及设备，减少临时辅助工程量，降低投资。（3）积极采用新技术、新工艺和新设备。在新水平开拓时选择更合适的采煤方法、先进的采掘技术和设备，改革矿井井田开拓和采区准备方式。（4）加强生产管理、延深的组织管理与技术管理，施工与生产紧密配合、协调一

28、致，尽量减少延深对生产的影响。（5）仅可能缩短新、旧水平的同时生产时间。根据矿井的实际情况和经过详细的技术经济比较后确定用暗立井开拓。4.1.2井田开拓部署本次设计是由一水平向二水平开采，设计的暗立井井底标高为-470m水平，副井施工至-470m水平，设计服务于-470m水平；同时还有-470m水平轨道石门、-470m4.1.3 大巷布置根据地质勘探的报告情况，9煤附近和12煤底板赋存沉凝灰岩，吸水后松软、膨胀，在上述层位特别是沿9煤，掘进巷道很难维护。因此-470m水平轨道大巷一段布置在12煤中，一段布置在12煤底板以下5m的砂岩中，沿12煤布置的巷道有些地段良好，但有些地段出现变形破坏；而

29、沿底板砂岩布置的巷道状况比较理想。分析巷道变形的原因，除构造发育易出现应力集中外，主要是由于围岩条件差所致，解决的主要办法是寻找稳定的围岩。经过具体的分析，确定将大巷布置在12煤底板以下5m的砂岩中，避开12煤底板的沉凝灰岩，标志层位为一煤线。4.1.4 采区划分及采区接替采区划分：断层分布情况和村庄压煤是决定本矿井采区划分的重要因素。本次设计采区划分主要考虑以下几个原则：（1）尽可能利用较大的断层和永久性煤柱作为采区边界；（2）采区划分也适当考虑村庄的先后搬迁顺序；（3）适应高产高效工作面推进速度快的要求，尽可能加大采区走向长度；（4）尽可能考虑双翼开采，但如果双翼采区走向长度较短，应考虑单

30、翼开采。基于上述原则，-470m以上东翼暂且划分二4.2 矿井基本巷道4.2.1 井筒1、井筒数目、位置及用途本矿井设计两个井筒，主、副暗立井。其中主暗井担负二水平煤炭提升任务，并兼作辅助进风井；副暗井担负矸石、材料和人员等辅助提升任务，并兼作主要进风井和安全出口。2、井筒装备及布置主暗立井井筒暗主井井筒净直径5.0m，选用钢丝绳罐道布置形式采用四角，安装排水管路、动力电缆和通信电缆等。主暗立井断面图详见下图4-2-1： 图4-2-1主暗立井断面副暗立井井筒副井井筒净直径5.5m，现装备一套提升设备，井筒内布置金属梯子间。另有通信电缆、动力电缆等。副暗立井断面图详见下图4-2-2： 图4-2-

31、2 副暗立井断面4.2.2 井底车场及硐室1、车场位置及形式的选择设计认为车场位置及形式的选择应遵循以下原则：（1）卸载站车场应尽可能靠近主井布置，以减少上仓胶带输送机的长度，节省投资；（2）卸载站车场主要巷道及硐室的位置应尽量避开石门穿过强含水层；（3）车场布置形式应简单，尽量减少车场施工对轨道石门运输的影响；（4）车场有较大的通过能力，为矿井以后的发展留有余地。针对上述原则，设计了一个方案：车场主要巷道位于轨道石门北侧，车场空重车线相对于轨道石门成“卧式”布置，车场调车方式为“折返式”。本方案车场主要巷道及硐室大部分位于较弱含水层中。2、空、重车线长度的确定（1）底卸式矿车空、重车线长度一

32、台10t架线式电机车牵引10辆3t底卸式矿车，故空重车线的长度各为：L=103.454.510=49m，取为50（2）掘进煤矿车空重车线长度一台10t架线式电机车牵引15辆1.5t固定式矿车，故空、重车线长度各为：L=152.44.510=50.5m，取为603、-470m-470m4、井底车场主要硐室井底车场内主要硐室有水仓、排水泵房、变电所、等候室、调度室等，主要硐室为卸载站与翻车机联合布置硐室，卸载煤仓及转载煤仓。-470m水平井底车场平面图详见下图4-2-3。图4-2-3 -470m4.2.3 主要开拓巷道本矿井主要巷道断面及支护方式1、-470m水平上仓胶带输送机斜巷及卸载站车场由于

33、巷道不穿软弱、膨胀岩层，故采用半圆拱断面、锚喷支护。2、-470m水平轨道运输大巷本巷道沿12煤掘进，为半煤岩巷道，使用年限较长，采用半圆拱断面，锚喷网与U型钢支架联合支护。宜采用管缝锚杆，支架周边用水泥背板背紧，空帮空顶处用喷射混凝土充填。3、胶带输送机上山及轨道上山巷道沿12煤掘进，为半煤岩巷道，使用年限较长，采用半圆拱断面，锚喷与U型钢支架联合支护。4、回风上山巷道沿11煤层掘进，为半煤岩巷道，使用年限较长但不担负运输及行人任务，故采用半圆拱断面，锚喷网支护。5、工作面顺槽采用三心拱断面，直腿U型钢支架，有水地段采用带底拱的U型钢支架。6、采区巷道断面根据通风、运输及行人等要求确定。根据

34、巷道围岩特性及维护时间长短，结合本矿井实际情况，采区主要巷道支护方式确定如下：采区上、下山采用挂网锚喷支护方式，局部围岩破碎时采用锚索与锚喷联合支护方式。回采工作面顺槽采用锚杆与钢带支护方式。7、矿井总回风巷由于巷道不穿软弱、膨胀岩层，故采用半圆拱断面、锚喷支护。各个巷道的断面特征详见巷道断面图。图4-2-4表4-2-1 胶带运输巷断面尺寸断面面积（m）断面尺寸（mm）支护厚度（mm）巷道名称净掘进净高净宽掘高掘宽墙拱胶带运输巷9.310.5310034003300360014001700图4-2-5表4-2-2 巷道断面尺寸断面面积（m）断面尺寸（mm）支护厚度（mm）巷道名称净掘进净高净宽

35、掘高掘宽墙拱-470m14.316360046003850510013002300图4-2-6表4-2-3 总回风巷尺寸断面面积（m）断面尺寸（mm）支护厚度（mm）巷道名称净掘进净高净宽掘高掘宽墙拱总回风巷14.316360046003850510013002300图4-2-7表4-2-4 巷道断面尺寸断面面积（m）断面尺寸（mm）支护厚度（mm）巷道名称净掘进净高净宽掘高掘宽墙拱采区上下山、运输石门7.869.78220032002450370011001600河北理工大学 毕业设计说明书图4-2-8表4-2-5 进风大巷尺寸断面面积（m）断面尺寸（mm）支护厚度（mm）巷道名称净掘进净高

36、净宽掘高掘宽墙拱进风石门、进风大巷7.229.27260032002950370010001600河北理工大学 毕业设计说明书5 准备方式采区巷道布置5.1 煤层的地质特征主要地层有：第四系、二迭系、石炭系、奥陶系，含煤地层赋存于二迭系下统和石炭系上中统。总厚度390m，奥陶系构成煤田的基底，第四系形成煤系地层的覆盖层。石炭系唐山组：该组厚度72m左右，下部为紫灰色铁铝质泥岩（G层），厚4.7m，直接沉积在奥灰岩马家沟统的上面，其主要成分以粉砂岩、细砂岩为主，间夹三层薄层灰岩，及K1、K2、K3灰岩，这三层灰岩及顶底板均含少量动物化石。开平组：总厚度平均56m，以粉砂岩为主，间夹三层浅灰色灰岩

37、，即K4、K5、K6灰岩，但不稳定，分布亦不普遍，多被含海相动物化石的粉砂岩代替，上部有一至四层的薄煤线。赵各庄组：为主要含煤组之一，厚度为65m，主要为中砂岩、粗砂岩、粉砂岩及少量的页岩组成，含有两层可采煤层，即11煤层、12煤层。二迭系大苗庄组：该组厚度为69m，主要由粉砂岩组成，其次为细砂岩，含三层可采煤层，即5煤层、7煤层、9煤层。唐家庄组：厚度为127m，主要由粗砂岩组成，间夹四至五层薄煤线，砂岩中长石的含量由下而上逐渐增多。冲积层：主要以粗砂、细砂和卵石组成，局部有薄层的粘土。冲积层厚度为210290m，平均256m，由北向南逐渐增厚，与基岩呈角度不整合接触。该区域内含煤地层倾角一

38、般在610左右，呈单斜构造，煤层走向近似南北呈S型。该矿井煤层具有爆炸性，2003年10月煤科总院抚顺分院鉴定结果为9煤层和7煤层煤尘爆炸指数均为55%5.2 采区巷道布置及生产系统5.2.1 采区巷道布置与回采方式（1）采区巷道布置方案结合矿井开拓部署，对采区巷道布置提出了一个方案（2）采区上、下山条数（3）上、下山层位选择根据矿井实际地质的情况看，沿9煤层施工的巷道均发生不同程度的变形破坏，主要表现为两邦向巷中凸出和底鼓，分析原因主要是由于9煤层顶底板岩性差。9煤层附近普遍分布沉凝灰岩和粘土岩，遇水膨胀，容易导致巷道变形破坏。沿12煤层施工的巷道比较容易维护，没有出现大的变形现象，主要是由

39、于12煤层顶底板岩性较好。根据12煤层顶底板岩性及实际情况，设计认为将上、下山布置在12煤层比较合适。因此将轨道和输送机上、下山布置在12煤中，为了便于巷道间的联络，将回风上、下山布置在11煤中。（4）工作面回采方式及顺槽布置因本矿井水文地质条件比较复杂，水量大，同一采区同一煤层中工作面采取自下而上顺序开采方式。结合其他矿井生产实际情况以及经验，工作面顺槽采用沿空掘巷，留设10m区段煤柱。5.2.2 采区生产系统1、煤炭运输系统回采工作面出煤运输顺槽采区石门工作面溜煤眼胶带输送机上山采区煤仓-470m水平胶带机大巷-470m水平胶带机石门转载煤仓转载胶带机巷上仓胶带机斜巷井底煤仓暗立井主井地面

40、。2、辅助运输系统采区所需设备及材料经副暗立井-470m水平井底车场-470m水平轨道石门采区轨道上山辅助运输方式采用防爆液压绞车；工作面顺槽辅助运输方式采用JD11.4型调度绞车，其优点是价格便宜、使用方便灵活。3、矸石运输系统采区掘进矸石轨道上山-470m水平轨道大巷-470m轨道石门4、通风系统采区新鲜风流经暗立井470m水平井底车场470m轨道石门及上仓胶带机斜巷470m水平轨道大巷及胶带机大巷轨道上山、胶带机上山工作面运输顺槽回采工作面工作面回风顺槽回风下山总回风巷风井。5、排水系统采煤工作面及掘进工作面污水由污水潜水泵排至区段石门，在经中部车场泄水孔排入轨道上山，在由轨道上山排至轨

41、道运输大巷，经-470m水平石门最后汇入井底水仓。5.3 采区车场选型设计1、根据煤矿安全规程采区车场的设计要求：1）采区车场设计必须符合国家现行的有关规程、规范的规定。2）采区车场应满足采区安全生产、通风、运输、排水、行人、供电及管线敷设等各方面的要求。3）采区车场布置应紧凑合理，操作安全，行车顺畅，效率高，工程量省，方便施工。2、采区车场的形式采区上部车场据采区条件，采区上部车场采用逆向平车场，这种车场摘挂钩方便安全，由于这种车场车辆需反向运行，故调车时间较长，运量较小，因此，车场采用双轨线路布置，以增大运输量。采区中部车场采区中部车场多为甩车场，故此处选用单侧甩车场，这种车场优点是甩车时

42、间短，操作劳动强度小，车场能自溜，提升能力大，缺点是矿车易掉道，甩车处易磨钢丝绳，工程量大。选用单道起坡，在斜面上只布置单轨线路，到平面后根据实际需要布置平面线路。采区下部车场6 采煤方法及工艺6.1 采煤方法选择本矿井有可采和局部可采煤层共4层，从上到下依次为7、9、11、12、煤。本设计只开采9、12煤层。0.962.75m2.23无伪顶，直接顶为深灰色的泥岩，节理发育，分布稳定，岩性完整12煤厚2.202.95m，平均2.48m。煤层夹矸厚度0.090.22m，平均0.16m。煤层倾角。煤层顶板为层状砂质页岩，层理明显，层面含有大量的植物碎叶化石，底板为细砂岩，主要成分为石英、长石和少量

43、的碎石块，岩性坚硬。根据井田内煤层赋存条件、地质构造特征、水文地质条件及矿井设计生产能力等综合因素，确定采煤方法如下：1、煤层间开采顺序为自上而下，采区内同一层煤开采顺序为自下而上。2、3煤层采用高档普采。4回采工作面顶板管理方法确定为全部垮落法。6.2 采煤工艺工作面回采工艺：工作面采用DY-250型单滚筒采煤机，DZ22型外注式单体液压支柱及SGB630/220W型刮板输送机完成煤的“破、装、运”及顶板的支护、采空区的处理。6.3 回采巷道布置6.3.1 回采工作面的主要采煤机械选型根据矿井开拓部署及设计生产能力，结合地质条件及煤层厚度的特点，本次设计主要采煤机械选型与配置如下： 根据高档

44、普采工作面生产能力及生产条件，同时考虑到煤层设备之间的配套关系，其它采煤设备选型如下：单体液压支柱选用PDZ25-30/100型单体液压支柱，最大支撑高度2.5m，最小支撑高度1.73 m，工作阻力300 kN，支撑力118 kN。支柱排距采煤机选用DY-250型单滚筒采煤机，最大采高2.5 m，功率200kW。刮板输送机选用SGB630/220W型可弯曲刮板输送机，输送能力为450t/h，功率220kW。转载机选用SZB730/75型，输送能力630t/h，功率75kW。顺槽胶带输送机选用SSJ800/90型可伸缩胶带输送机，运输能力400t/h，功率90kW。回采工作面主要采煤设备配备见表

45、6-3-1：表6-3-1 高档普采工作面主要设备配备表型号及参数设备名称型号能力（t/h）功率（kW）单体液压支柱PDZ25-30/100金属铰接顶梁HDJA1200采煤机DY-250200可弯曲刮板输送机SGB630/220W450220刮板转载机SZB730/7563075可伸缩胶带输送机SSJ800/90400906.3.2 工作面回采方向工作面回采方向有前进式和后退式两种。前进式回采具有初期工程量小、投产快等优点，但在采空区维护顺槽较为困难，技术复杂，维护费用高，且工作面漏风大。后退式回采虽然初期需掘进较长距离的工作面顺槽，但在生产过程中顺槽维护量小，随采随废，漏风小，也比较安全。故本

46、次设计采用后退式回采方式。6.3.3 工作面长度、循环数及推进度1、工作面长度工作面长度确定主要考虑以下几个原则：（1）工作面的长度与刮板运输机的长度相适应。目前，国产刮板输送机长度一般在200m以下，因此工作面长度也不宜超过200（2）有利于提高工作面单产和效率。合理的工作面长度应能为实现工作面高产、高效提供有利条件。加大工作面长度，一方面可以提高产量，提高效率，降低成本；但另一方面，工作面过长不易管理，容易导致故障增多。根据近几年国内统计资料看，高档普采工作面长度一般在110-140m（3）工作面的长度要与地质条件相适应。本矿井地质条件的主要特点是断裂构造较发育，工作面长度有时会受到断层的

47、限制，因此工作面长度还应考虑具体的地质条件。综上所述，高档普采工作面长度为120m2、工作面日循环数、年推进度工作面长度L=120 m，缺口长度l=10 m，采煤机割煤速度V=2.5 m/min，进刀时间t1=30min，考虑到放顶煤开采辅助时间较长，取每刀辅助时间系数k1=2，事故影响系数k2=0.7，准备检修工作时间为t2t=k1(L-l)/V+t1=2(120-10)/2.5+30=118 (min)每日割煤刀数为：N=60K2(24-t2)/t =600.7(24-8)/118 =6(刀)采煤机每割一刀完成一个循环，推进度为0.5 m，则日循环数为6，日推进为3 m，年推进度为900

48、m。6.3.4 达到设计产量时采区个数、位置及回采工作面位置选择投产采区个数矿井设计生产能力为30万t/a，此井型一般布置12个投产采区。如果一个采区布置两个回采工作面，则需要1个投产采区可满足要求。工作面各工种及需要人数和循环作业图表 见表6-3-2 、图6-3-1表6-3-2 劳动组织图表工种六点班两点班十点班班长111采煤司机22处理顶煤11挂梁工1212移溜工33支柱工1212回柱工10开切口224溜子维护兼兼2转载机维护兼兼4端头维护224电工222其它22合计393927图6-3-1 工作循环作业图6.3.5 达到设计产量时，回采工作面个数、长度及产量1、回采工作面个数及长度矿井投

49、产一个回采工作面，即北一采区布置一个普采工作面，工作面长度为120m。2、回采工作面产量根据煤层顶底板条件及工作面装备，设计确定高档普采工作面平均年推进度分别为900m。回采工作面产量按下式计算：AHLC10式中 A工作面生产能力，万t/a工作面长度，；H工作面采高，；L工作面平均推进度，m/a；煤层容重，t/m；C工作面回采率。=0.9经计算，普采工作面产量为29.6万t/a，6.3.6 巷道掘进及井巷工程量1、巷道掘进根据矿井开拓部署、矿井设计生产能力，设计确定配备三个掘进面，采掘比为1：3。2、巷道掘进指标根据煤炭工业矿井设计规范中有关规定和生产矿井实践经验，确定巷道掘进指标如下：煤巷普

50、掘：200/月 岩巷普掘：80/月7 矿井运输系统7.1 概述7.1.1 运输方式的选择设计认为，运输方式的选择应遵循以下原则： 1、运输设备应可靠高效；2、投资与矿井资金状况相适应，符合“以煤养矿，滚动发展”的指导思想；3、与矿井具体地质条件相适应；4、具有一定的运输富裕能力，为矿井以后的增产留有余地。针对以上原则，设计对矿车运输和胶带运输机运输的设计方案：回采煤用10t架线电机车单机牵引3t底卸式矿车运输，列车组成为10辆，一列车的载煤重量为45t，共需5列车。掘进煤用10t架线电机车牵引1.5t固定式矿车运输。7.1.2 辅助运输系统掘进矸石及井下所需材料采用10t架线式电机车牵引1.5

51、t固定矿车及相应材料车运输。7.1.3 主要运输巷道特征1、支护形式及巷道断面-470m水平轨道大巷沿12煤布置，属于半煤岩巷道，采用锚网喷加钢拱支架支护。-470水平上仓胶带输送机斜巷采用锚喷支护。2、巷道坡度及铺轨-470m水平轨道大巷及轨道石门均铺设双轨，向井场方向均取3下坡。7.2 采区运输设备选择7.2.1 井下煤炭运输系统北一采区的煤经由铸石槽刮扳机进入采区煤仓，通过电动装车闸门，装入900m轨距3t底卸式矿车。矿车在机车的牵引下，经大巷石门运至卸载站，通过卸载曲轨将煤卸入卸载站煤仓，卸载站煤仓下口设GZY-1225型振动给煤机，将煤仓中的煤均匀给到B=1m， =16的TD75型转

52、载胶带运输机，卸入转载煤仓。转载煤仓下口设一台GZY-1225型振动给煤机，将煤仓中的煤给到B=1m， =16的上仓钢绳芯胶带输送机运至井底煤仓。7.2.2 胶带输送机设备选型配套设备见下表7-2-1：7.3 大巷运输设备选择1、机车选型：选用ZK-9/550型架线式电机车，粘着重量为10t，900mm轨距，供电电压550V。2、列车组成： 按启动条件计算牵引矿车数量： N = =30辆 按需要取15辆3、电机车台数 运煤：7 运矸：1台 其他：1台 备用：2台 故电机车总台数11台4、牵引变流所设备连续负荷：P = 1.10.656005010=99kw最大负荷：P =1.25519.2=1

53、20Kw采区变电所及-470水平中央变电所选GQA-200/600-KY型硅整流装置二台。5、牵引网络选用TCG-85型铜电车线，馈电线及回流线选用ZR-VV-1000，195mm电缆。最小短路电流：I = =968（A）表7-2-1胶带运输配套设备位置方向给料量t/h机长M速度m/s电动机减速器输送带型号功率kW型号台数型号带强N/mm带宽m上仓上运6005452.5YB315L-4320DCY500-252ST125OS12501转载上运6001552.5YB315M-4132DCY450-201NN200-4200/层1河北理工大学 毕业设计说明书8 矿井提升系统8.1 概述矿井开拓方式

54、中已经确定为暗立井开拓。矿井的设计生产能力为30万t/年，为满足井型的要求决定主暗井采用2JK-3.5/15.5型单绳双滚筒缠绕式提升机提煤。副暗井采用8.2 暗立井提升 8.2.1主暗井提升设备主暗井井筒直径5.0m，设计装备一对3t箕斗提升设备，矿井投产后，主暗井担负矿井二水平的煤炭提升任务。 1、设计依据年生产能力 30万ta工作制度 300da，14hd井底标高 -470m2、配套设备绳端载荷：Qd=63847N钢丝绳悬挂长度：145计算钢丝绳单位长度质量：2.808kg/m根据以上计算，选6V33+FC1570型钢丝绳，d=28mm，Pk=3.11 kg/m，Qp=521kN。2JK

55、-3.5/15.5型单绳双滚筒缠绕式提升机，其技术参数如下：滚筒直径：3.5m滚筒宽度：1.7m滚筒个数：2个最大静张力：166.6kN最大静张力差：112.7kN减速比：15.5提升速度：5.84m/s配套电动机：YR500-12/1180，500kW ，6kV3、设备验算（1）钢丝绳绳端荷重Qd = Q + Qz =63847N钢丝绳悬挂长度H=137.869+11.7+6.7=145.764 m钢丝绳必须的安全系数m=7.2-0.0005145.764=6.936钢丝绳计算安全系数m = =7.4166.936钢丝绳满足要求。（2）提升机计算最大静张力F=63847+（46.8145.7

56、64+213.416.5）9.81 =122404N166.6kN计算最大静张力差F=（6000+0.4145.764）9.81 =88957N112.7N矿井年提升能力：=64.63万t/a提升机满足要求。（3）电动机校验等效力计算等效时间：Td=13+26.14+13+18=70.14s等效力：F=183.08 kN等效功率：P=2380 kW8.927m=8.9417.927钢丝绳满足要求。2）提升机计算最大静张力及静张力差：服务于-47Fj矸=205340+(46.25134.75+212.2623)9.81 =436680kN509.92kNFc矸=10800+519(46.25-2

57、12.26)9.81 =108.392kN4N=478=312m按炸药量计算：Q掘25A=252.460m式中：N工作面同时作业的最多人数，78人；A一次爆破最大药量，2.4kg。4）按风速进行验算：600.25S51Q煤掘201604S=816m根据风速验算各个工作面的风量都符合要求3、硐室需风量的计算：采区各硐室的风量可按经验值来确定，又结合本矿为低瓦斯矿的实际情况确定为： 井下爆破材料发放硐室供给风量取120 m3/min；采区绞车房个供给新鲜风流120 m4、矿井总风量的计算矿井的总风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算： Qm=(QwtQhtQrtQot) KWZ

58、 式中： Qwt采煤工作面和备用工作所需风量之和，m3/min。Qht 掘进工作面所需风量之和，m3/min。Qrt 硐室所需风量之和，m3/min。Qot 其他用风地点所需风量之和，为以上工作面所需风量的总和的3m3/min。KWZ采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均匀等因素，该值应从实测和统计中求得，一般取1.21.25Qm =(QwtQhtQrtQot) KWZ =（38.4620.4421.232136059.56）1.2 =26 9.2.2 风量分配9.3 全矿通风阻力的计算9.3.1 矿井负压计算计算分式如下：式中 hi井巷摩擦阻力，pa；ai井巷摩擦阻力系数；pi井巷净周长，

59、m；Li井巷（风道）长度，m；Si井巷净断面积，m2；Qi井巷中通过的风量，m3/s。通过计算，得井巷摩擦阻力结果见表9-3-1表9-3-1 矿井通风负压计算结果序号巷道名称支护形式摩擦阻力系数NS/m巷道长度(m)净断面积(m2)断面周长(m)风量(m3/s)风速(m/s)摩擦阻力(pa)1-2副井混凝土0.00435028.2618.84452.05.312-3一水平大巷锚喷0.012110014.319453.5262.23-4副暗井混凝土0.00412028.2618.84451.995.314-5轨道石门锚喷0.012110514.319453.9274.05-6运输大巷锚喷0.01

60、2110014.319453.9272.86-7轨道上山锚喷0.0105607.8613.8304.45194.957-8回风上山锚喷0.0105607.8613.8304.45194.958-9皮带运输上山锚喷0.0105607.8613.8202.772.889-10进风顺槽金属拱0.02550010.2416.592.5197.6510-11工作面支架0.0211209.41191.159.2411-12运输顺槽金属拱0.02150010.2416.592.1197.6512-13回风平巷金属拱0.0215007.8613.8203.076.5413-14总回风巷锚喷0.1275014.