采矿08-4设计说明书本包括三个部分一般、专题和翻译

本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为城郊矿240万t/a新井设计。城郊煤矿位于省永城市境内，交通便利。井田（东西）长约6.6km，倾向（南北）长约8.9km，井田总面积为37.0km2。主采2号煤、36.33°7.13m。井田地质条件较为井田工业储量为273.5Mt，矿井可采储量207.78Mt。矿井服务年限为61.84a量不大，矿井正常涌水量为400m3/h，最大涌水量为650m3/h。矿井瓦斯涌出量低，为低矿井年工作日为330d，工作制度为“四六”10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作井下；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。翻译部分主要内容为关于高压水射流割缝技术在软岩煤层中控制煤与瓦斯突出的应用，英文题目为：Impronghegateroaddevopmentrteadrducngouturstoccurrecesusnghewaterettehnquenghgascontentoutburst-pronesotcoalseam。关键字：新井设计立井开拓采区布置综采一次采全高胶带输送机运煤分区式Thisdesignincludesofthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslatedpart.ThegeneralpartisanewdesignofChengjiaomine.ChengjiaominelinesinWestofYongChenginHeNanprovince.Thetrafficofroadandrailwayisveryconveniencetothemine.Therunoftheminefieldis6.6km,thewidthisabout8.9km，wellfarmlandtotalareais37.0㎞2.Thetwoandthreeisthemaincoalseam,anditsdipangleis6.33degree.Thethicknessofthemineisabout7.13minall.Theprovedreservesoftheminefieldare273.5milliontons.Therecoverablereservesare207.78milliontons.Thedesignedproductivecapacityis2.4milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis61.84years.Thenormalflowofthemineis400m3percenthourandthemaxflowofthemineis650m3percenthour.Themineralwellgasgushesthedeallower,forlowgasmineralwell.Themineistwolevelsinanmainshaftwhichwelllocationismiddledeeptoexpand.Thecentrallanewayusebeltconveyortotransportcoal,miningtrucksareusedforaccessorialtransportationintheroadway.Theventilationmodeofthismineiscompositeform.Theworkingsystem“four-six”isusedintheChengjiaomine.Itproduced330Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.ThebasiceconomicandtechnicalSpecialsubjectpartsoftopicsisresearchandapplicationofintegratedpreventiontechniquesofrockburstsinYimacoalfield.Thedomesticandforeignadvancedintegratedpreventiontechniquesofrockburstswereyzedandsummarized.Translationpartofmaincontentisreducingoutburstoccurrencesusingthewaterjettechniqueinhighgascontentoutburst-pronesoftcoalseam,Englishtopicis:Improvingthegateroaddevelopmentrateandreducingoutburstoccurrencesusingthewaterjettechniqueinhighgascontentoutburst-pronesoftcoalseam.：thedesignofmineshafttoexpandblocklayoutminingwholeheightfully usingbeltconveyortotransportcoal geographicalventilation 一般部矿井概述及井田地质特 矿井概 井田地质特 煤层特 井田境界和储 井田境 矿井工业储 矿井可采储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 井田开 井田开拓的基本问 矿井基本巷 准备方式——采区巷道布 煤层地质特 采区巷道布置及生产系 采区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 回采巷道布 井下概 采区设备选 大巷设备选 矿井提 概 主副井提 矿井通风及安全技 矿井通风系统选 采区及全矿所需风 全矿通风阻力的计 通风机选 防止特殊的安全措 设计矿井基本技术经济指 参考文 专题部义马煤田冲击矿压综合防治技术研究与应 参考文 翻译部英文原 中文译 致....................................................................................................................矿井概述及井田地质特地理位置及交通条件8.9km6.6km37km2。矿井北临楼井田，南接新桥井田，地理坐标为：东经116º17′30″～116º25′21″，北纬33º53′52″～井田内交通方便，永城市西北至陇海铁路商丘东站约95km，夏邑东站62km且均有柏油公路相通，乡村之间公路相通。1986年国家计委《关于省永夏矿区总体设计的》中确定矿区铁路支线在青阜线青町车站接轨，目前青町至永城矿区集配站段铁（如图1-1所示）居民分布及资源供应

1-1城郊矿地处黄淮冲击平原东部，土地肥沃，人口稠密，在井田范围内有大小村 路直接运至矿井工供电电源双回路均可来自矿区自备电厂，电压为110kv，自备电厂装机容量为kw，一期工程装机容量 kw，目前已正式发电，二期工程已设计完毕地形地貌城郊矿位于黄淮冲积平原的东部，地势平坦开阔，西北高，东南低，坡度为1/4500~1/6000。城郊井田东南部的3405孔最低，地面标高31.03m；井田西北角的业广场标高+35m。气候条件城郊矿地处中纬34º附近，属半干旱、半湿润季风型气候，蒸发量大于降雨量，干湿均降水量962.9mm，年最大降水量1518.6mm，年最小降水量556.2mm。大气降水量多集7~8月份，可占全年降水量50%以上，年蒸发1808.9mm。春冬季多西北风，夏季多东北风，偶有东南风，最大风速183m/s。每年12月至翌年3月份为降雪和冰冻期，最大冻土深度19cm，一般为10cm左右。永城地区受影响不大，烈度小于6度水文情况m（1963，本矿井可供选择的水源水有新生界松散层和生产期间井下排水地表水有沱河。，井田地质特煤系地层城郊井田地层基本与区域地层相一致，根据钻孔自下而上可分为中奥陶统（O2），中石炭统（C2C3，二叠系（P）和新生界（KZ。中奥陶统在井田内穿见最大厚度达490.42m，可能包括部分下奥中石炭统、本溪组主要由铝土泥岩和鲕状铝土泥岩组成，厚度4.54~11.42m，平均厚8.21m下二叠统山西组72.4~130.1m102.54m。含煤1层，煤厚2.95m，位于该组中部的二煤层为本井田的主要可采煤层。下二叠统下石盒子组m，含煤1层，煤厚4.18m，其中三煤层为可采煤层，是井田内又一重要的含煤地层。上二叠统上石盒子组由泥岩、铝土泥岩，中细粒沙岩组成，本组平均厚度245.15m上二叠统石干峰组主要由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩组成，夹有紫斑泥岩和砂岩。第三系中新统（N1）76.10~170.16m，平均厚99.41m，底部局部有次生炭酸岩沉积，上新统（N2151.69~192.97m，平均171.57m，以细~中砂土为主，与粘土、第四系地质构造在区域构造体系中，本区位于、华北台快东南偶、山东台背斜徐蚌凹折带中；秦岭~昆山维向构造带东段北支的南侧，新华夏系第二沉降带的东侧。地层产状总趋势向南西西方向倾斜。地层倾角一般在3°~6°，个别地段达到°褶皱井田内褶皱构造除柏窑背斜与蒋阁向斜比较紧密外，其余均属褶幅不大的隆起和陷。主要有：四里禅向斜、柏窑背断裂井田地层为北北东向，中部、北部由于受小褶曲的影响，呈波状起伏，变化本井田精查勘探时在28km2范围内组合7条，其中较大的断层有2条，井田东北部以断层F5为界，西北部以断层F3为界。有北西向构造。总体构造特征是以宽缓褶皱为主，伴随一定数量的断裂构造。晚古生代中基性岩浆岩活动比较强烈，并对煤层有一定的破坏作用。井田勘探程度本井1983年详查勘探结束，19881月转入精查报告编制阶段，至19888月底提交精查地质报告。1989年6省矿产储备批准。该井田历经29年勘探，施工钻孔335个，总进尺191546.11m，平均每平方公里3.3井田内含煤两层，煤层最小可采煤厚为2.95m，最大可采煤层厚度为4.18m。其煤层和二煤层是可采煤层，三煤层厚4.18m,二煤层厚度2.95m井田内北部边界附近、西部边界附近以及东部边界附近属B级储量，断层附近属C级储量，其它区域为A级储量。高级储量占99.6%，符合煤炭工业设计规范要求。井田地质综合柱状如图1-2城郊井田地质综合柱状图所示。水文地质特征又弱，与基岩之间有平均厚44.29m的粘土隔水层，对矿床一般无充水影响。K3（L11灰岩，平均1.64m）平均距50mL8灰岩（平10.49m）平均距80m，L8L11一30m左右，其间又有泥岩，砂质泥岩相隔，基本无水力联系，因此，如不受断本井田断层富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大导水。矿井预计正常涌水量400m3/h，考虑上段灰岩突水，最大涌水量为650m3/h。综上所述，本井田是一个与外部水力联系微弱，补给不足的较完整的独立水文地质单元，煤层埋藏条件煤层为西北~东南，东北高西南低，平均倾角为6.33°，高差为550m左右。煤层上部露头深度大约有300m。本井田的主要含煤地层有下二叠统山西组（P1S）及下石盒子组（P1X）两组煤系地层总厚度平均172.17m，煤层总厚度平均7.13m，总的含煤系数为5.93%。下二叠统山西组（P1S）含二煤层，二煤层平均厚度为2.95m，含煤系数为3.8%。下石盒子组（P1X含三煤层，三煤层平均厚4.18m，含煤系数9.0%。井田内二、三煤层为可采煤层，煤层间距80m。煤层特征如表1-1可采煤层特征一览表所示。表1- 性岩平均平均三二煤三煤层煤可用于发电，水泥工业及民用，详见表1- 可采煤质特征表表1- 号号 三二煤层围岩性质小于600kg/cm2（局部大于600kg/cm2，稳定性差，管理有一定。二煤层直接顶，底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩（厚度一般大于5m）部为砂质

1-20.5m3/t，0.6m3/t，属低瓦地温井田内地温仅随深度的增加而增加。井田的平均地温梯度为2.67℃/100m，从地温梯度看，浅部地温梯度较高，深部地温梯度较低。从二煤、三煤层地温等值线图上看出，等温线与煤层底板等高线基本平行，煤层-500m以浅的地温一般低于30℃，-600m以深的地温除井田东南部小面积低温区外，一般为一级高温区。井田境界和储井田四周境界主要依据断层和煤层露头划定，井田东部以断层F5为界，西部以断层F3为界，南部边界人为确定，北部以人为井田境界和断层F14为界。井田中间有四个断层，分别是断层F4和断层F48、DSF5、DSF33。井田较长长度为4.7~5.8km，平均长度5.4km倾向长度为4.4~5.2km，平均为5.0km，井田形状不太规则，大体上成一长方形。平均倾角为6.33°。井田的水平宽度约为3.66km，水平面积约为27.69km2。井田赋存状况如井田赋存状况示意图，如图2-12-1矿井工业储井田地质勘探本井1983年详查勘探结束，19881月转入精查报告编制阶段，至19888月底提交精查地质报告。1989年6省矿产储备批准。该井田历经29年勘探，施工钻孔335个，总进尺191546.11m，平均每平方公里3.3井田内含煤两层，煤层最小可采煤厚为2.95m，最大可采煤层厚度为4.18m。其煤层和二煤层是可采煤层，三煤层厚4.18m,二煤层厚度2.95m储量，其它区域为A级储量。高级储量占99.6%，符合煤炭工业设计规范要求。综上所述计认为该井田已达到精查勘探的要求可以作为矿井设计及建设计算矿井工业储量度为2.95m，三煤层厚度为4.18m，基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。段划分如图2-2所示。2-2块段划分示意图根据《煤炭工业设求得以下各储量类型矿井地质资源量可由以下等ZM

γ

（2-式中：ZZ——矿井地质资源量，Mt；M——煤层平均厚度，m；θ——煤层倾角，°；Sγ——煤容重，t/m3其中：二煤层地质储量为 三煤层地质储量为:ZZ3=163.6矿井工业

Zz表2- 储量1234567812345678矿井工业储量可用下式计ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22式中：Zg——矿井工业资源/储量Z111b——探明的资源量中经济的基Z122b——控制的资源量中经济的基础储量，Mt；Z2m11——探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z333——推断的资源量，Mt；k——可信度系

（2-赋存较稳定的矿井，k取0.7。该式取k=0.8。针对二煤Z111bZz260%70%115.560%70%48.51MtZ122bZz230%70%115.530%70%24.26MtZ2m11Zz260%30%115.560%30%20.79MtZ2m22Zz230%30%115.530%30%10.40MtZ333kZz210%k115.510%0.7因此将各数代入2-2Zg2针对三煤

Z111bZz360%70%163.660%70%68.71MtZ122bZz330%70%163.630%70%34.36MtZ2m11Zz360%30%163.660%30%29.45MtZ2m22Zz330%30%163.630%30%14.72MtZ333kZz310%k163.610%0.713.09Mt因此将各数代入2-2则，有矿井工业储

Zg3ZgZg2Zg3113.2160.3其中：二煤层:Zg2=113.2三煤层：Zg3=160.3矿井可采储断层边界保护煤柱边界保护煤柱损失量可按下列计算Z=L×B×M×R×10- （2-R——煤的容重，t/m340mF53801.84mF3断层长3822.99m；南部人为边界7792.34m；北F14断层长2885.31m，人为边界长4256.12m则井田断层边界保护煤柱损 .31）×（2.95+4.18）×1.4×10-其中：二煤层为：1.74三煤层的为：2.46防水煤柱按40m宽留设。煤层露头长度为1801.64m。煤柱损失Z2=1801.64×40×(2.95+4.18)×1.4×10-其中：二煤层为：0.30三煤层为：0.42人为边界煤柱按照20m留设，人为边界长度为 .12）=12048.46m人为边界保护煤柱损失量Z3=12048.46×20×（2.95+4.18）×1.4×10-其中：二煤层为：1.00三煤层为：1.4150mF43201.34m，断层F48、DSF5、DSF33长度为3434.87m，则井田内断层保护煤柱为： .87）×50×（2.95+4.18）×1.4×2×10-其中：二煤层为：2.74三煤层为：3.88工业广场保护煤柱根据《煤炭工业设计规范》不同井型与其对应的工业广场面积见表2-2。本矿井设计240万吨/2-21.0公顷/10万吨。24480m×500m的长方形。煤层的平均倾角为7.33°。工业广场的中心处在井田的，倾向偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度宽度为15m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-3。表2- 井型（占地面积指标（公顷/10120-45-9-表2- Фδγβ- （2-则井田内工业广场保护煤柱

（2- （2-式中：a——工业广场保护煤柱梯形的下底，m；b——工业场地保护煤柱梯形的上底，m；hmm——煤层的厚度，m2-3r——煤的容重t/m3。三煤a=855.005m，b=967.628m；h=1045.468m；m=4.18S=1/2×(855.005+967.628)×1045.468=952752.239m2S0=952752.239/cos7.33=960602.498m2工业广场保护煤柱Z52=960602.498×4.18×1.4×10-二煤a=931.727m，b=1013.762m；h=1112.022m；m=2.95 .762)×1112.022= .125m2工业广场保护煤柱 .64×2.95×1.4×10-则，工业广场保护煤柱压煤量：风井保护煤柱本矿井的瓦斯含量不大，属于低瓦斯矿井，矿井通风容易，但考虑到井田较长，的损失。最终确定将风井布置煤层露头处，风井保护煤柱压煤量为0。各种保护煤柱损失量如表2-4 矿井可采储量矿井设计

ZsZg （2-式中：Zs——矿井设计资源/储量 ——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和，则针对二煤

Z2sZ2gP21113.210.28102.92MtZ3sZ3gP31160.313.79那么，矿井设计资ZsZ2sZ3s102.92146.51有，矿井设计可采Zk(ZsP2式中：Zk——矿井设计可采P2——工业场地和主要井巷煤柱损失C——采区采出率。

（2-厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。此处取C=0.85。则：针对二煤

Z2k(Z2sP22)C(102.92102.922%)0.85Z3k(Z3sP32)C(146.51146.512%)0.85那么，矿井设计可采储量ZkZ2kZ3k85.73122.05则，有各煤层的地质储量，工业储量和可采储量计算结果如表2-5所示表2- 矿井工作制度、设计生产能力及服务矿井工作制说明》，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，四六制作业（三班生产，一班检修，每日三班出煤，净提升时间为16矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力角6.33°，主采二煤层和三煤层，二煤层平均厚度为2.95m，三煤层平均厚度为4.18m，设计生产能力为2.4Mt/a。矿区规模可依据以下条件确定：一水平可采储量计算针对二水地质储量三煤层地质储量为:ZZ3=36.005工业储量

ZZ=ZZ3=36.005Z111bZz360%70%36.00560%70%Z122bZz330%70%36.00530%70%7.56MtZ2m11Zz360%30%36.00560%30%6.48MtZ2m22Zz330%30%36.00530%30%3.24MtZ333kZz310%k36.00510%0.72.52Mt可采储量

Zg井田断层边界保护煤柱损失1Z=40×3822.99×4.18×1.4×10-1人为边界保护煤柱损失量井田内断层保护

Z=3342.18×20×4.18×1.4×10-23Z=3201.34×50×4.18×1.4×10-23则，有二水平永久煤柱损失量为：P1=Z1+Z2+Z3=0.89+0.39+0.94=2.22那么，二水平设计资源量ZsZgP134.922.22则，二水平设计可采储量Zk2(ZsP2)C(32.7032.702%)0.8527.24故有，一水平设计可采储量为：Zk1ZkZk2122.0527.24井型校核主采二煤层和三煤层，二煤层平均厚2.95m，三煤层平均厚度4.18m，可布置一个一本设计的矿井为大型矿井，针对三煤层开拓方式为立井两水平直接延伸开拓。主井采用1对16t异侧装卸式提升箕斗，提升能力大，能满足提升方面的要求。大巷采用胶带输送机运煤，能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助采用1.5t固定厢式矿车，能力大。井底车场采用卧式车场，调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。本矿井瓦斯涌出量为0.5m3/t，属于低瓦斯矿井。煤尘无性，矿井通风容易地质条件简单，涌水量较大（400m3/h，但是无突水。储量条件 （3-其中：T---矿井的服务年限，a； 矿井的设计生产能 矿井储量备用系则矿井服务年限既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。第一水平开采采部分的可采储量约为94.81Mt，那么，根据第一水平的服务年限的计算得： （3-其中：T1——第一水平的服务年限，a；K——矿井储量备用系数。则，第一水平的服务年限第二水平的服务年

T1=94.81/(2.4×1.4)=28.22T2=27.24/(2.4×1.4)=8.11所以矿井煤层第一水平的服务年限为28.22年，符合要表3- 45-井田井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。确定井硐形式、数目、位置及坐标（包括主井、副井和风井确定煤层群分组和组间；煤层生产能力；主要开拓巷道——大巷及井确定矿井水平间、采（盘）区或带区间、煤组和煤层间顺序创造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态；确定井硐形式、数目、位置及坐标 确定本矿井井筒形式主要考虑以下几区内新生界松散沉积物广泛分布，厚度一般为70m左右；②煤层上部平缓，下部区域倾角较大，煤层倾角为1.91～17.76°，平均倾角为300m～850m之间，一般应采用立井开240Mt/a，综上所述：本矿井不宜采用平硐开拓和斜井开拓，应采用立井开拓。①有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要大巷的布③井田两翼资源/储量基⑤工业场地应具有稳定的工程地质条件，避开法定保护的古迹、风景区、内涝⑥工业场地应少占耕地，少 水源、电源较近，煤的方向顺畅，矿井铁路线短，道路布置合理井筒位置由于受到F48断层的影响，为了有利于第一水平的开采，并兼顾其它水平，因此将井筒位置定在井田的，倾斜方向在靠近F48断层的位置，这样布置还可以利用F48断层的部 综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如表4-1表4- XYZ确定工业场地的位置、形状和面积工业场地的选择主要考虑以井田中部，倾斜方向上靠近F48断层的位置。根据表2-2工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为24公顷，形状为矩形，长边垂直于井田，长为500m，宽为480m。200～350100～250m本矿井煤层埋藏最浅部标高为-300m，煤层埋藏最深部标高为-850m，垂直高度达550m。且井田平均倾向长度约为5.0km，煤层平均倾角为6.33°井田形状不太规则，大体上综上所述：确定本矿井采用立井两个水平采区式开采，第一水平标高-550m，第二水平标高-750m。采区的划分和布置如城郊煤矿开拓平面图所示。主要开拓巷道22.95m，可采储85.73Mt；34.18m，工场大致位于井田，首采区利用采区风井，回风石门，及上下山通风。不同采区可根据的交叉关系，并便于大巷泄水，胶带输送机大巷可略高于轨道大巷，错距一般为3～5m，本矿井大巷错距设为5m。方案比较提出根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：西一采方案一：立井两水平，直接延深，采区布置，如图4-1所西一采4-1方案二：立井两水平，暗斜井延深，采区布置，如图4-2西西一采方案三：立井两水平，直接延深，带区布置，如图4-3所示西西二带西带区4-3方案四：立井两水平，暗斜井延深，带区布置，如图4-4西西二带西带区技术

4-3能力不降低，暗斜井的位置不受原井筒限制，可选在对开采下部煤层有利的位置上。但增加了上部车场工程量及提升环节和设备。针对本矿井，总体煤层倾角较小，平均只有200m，且水平开采决定采用采区布置方经济粗略经济比较情况针对方案一和方案二的基建费用等进行粗略经结果如表4-2所示表4- 针对方案一和方案二的基建费用等进行粗略经结果如表4-3所示表4- 四个方案粗略经济比较结情况汇总如表4-4所示表4- 根据上述比较我们可以看出立井直接延伸方案比立井暗斜井延伸方案在投入方面要省，而且立井直接延伸方案在提升和排水方面都可以完成不需要中转环节，而立4-54-64-7、表4-84-9。详细经济比较情况针对方案一和方案三有差别的建井工程量进行详细经济比较，比较结果如表4- 所示表4- 0000针对方案一和方案三有差别的生产经营工程量进行详细经济比较比较结果如表4- 所示针对方案一和方案三有差别的基建费用进行详细经济比较，比较结果如表4- 所示针对方案一和方案三有差别的生产经营费用进行详细经济比较，比较结果如表4- 所示 输升/元·m-/元·m-/元·m-000000表 门方案一和方案三的详细经济比较结情况汇总如表4-9所示 即本设计选用立井两水平直接延伸采区布置的开拓方案。采用两水平开采，第一水平标高二水平标高-750m，采用上下山开采剩余的煤层。矿井基本巷井井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，费用低以及便于施工等优点，因此主副井本矿井初期设三个井筒，分别是主井、副井和风井，都为立井，圆形断面。主6m28.27m2，井筒内装备16t异侧装卸式箕斗，供主井提煤用，井壁采用钢筋混凝土及混凝土充填支护方式。要用于提升煤炭。主井井筒断面和井筒特征表分别如图4-5和表4-10所示。副6.5m33.18m2，井筒内装备一对3t双层单车普通罐笼带平衡锤，井壁采用钢筋混凝土及及混凝土充填支护方式，井管子道、电缆道等设备。副井井筒断面和井筒特征表分别如图4-6和表4-11所示。风风井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为5.0m，断面面积为19.63m2，采凝土支护方式，备有安全出口。风井井筒断面和井筒特征表分别如图4-7和表4-12所示风速验井通风及安全技术》的风速验算可知，所选择各井筒风速均符合《煤炭工业设计规范》和《煤矿安全规程的规定》规定。井底车场井底车场是连接矿井提升井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降由于井筒形式、提升方式、大巷方式及大巷距井筒的水平距离等的不同，井底车大型矿井的副井空重车线应能容纳1.0～1.5列车。本矿井辅助采用MGC1.7-6型 （4-式中：L——空重车线长度，m；n——每列矿车数；本式中列车数取1.5，每列矿车15辆，一辆矿车长度2.4m，电机车长度3.2m，电机车制动距离15m，那么：L=m×n×L1+L2+L3=1.5×15×2.4+3.2+15=72.2所选车场的副井空车线的长度L＝80m72.2m，所选车场的副井重车线的长度L2＝110m>72.2m，符合要求。调车大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。同时在井底车场内设2台蓄电池机车，车场内的材料设备、集装箱平板车由蓄电池机车牵引，从一侧将重车推入副井，然后绕道另一侧拉上材料车或是空车。矸石列车在副井重车线机车分离后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。硐底清理斜巷、调度室、等候室、室、机头硐室联络巷等。井底矿井设计生产能力为2.4Mt/a，属大型矿井，则，煤仓 （4- 井主井井筒特征表，如表4-10所示表4- 2.46.0605(805)28.2738.4838.48 副井井筒特征表，如表4-11所示表4- 2.46.5590(790)33.1844.1844.18风井井筒特征表如表4-12所示

4-7风井井筒断面图筒筒表4- 2.45.033519.6327.3427.34

井底煤仓为一垂直圆断面煤仓，煤仓直径为7.5m，有效装煤高度为20m，经计算煤仓容量为1237t。煤仓径高比为0.37，介于0.22～0.42之间，符合煤仓设计要求。设计综采回采工作面和一个掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为860 768.18t/h,两者之差为91.82t/h，故井底煤仓的设置有利于主井能力的缓解。煤仓400m3/h650m3/h，所根据水仓的布置要求，水仓的容量为 (4-式中 Q—水仓容量

由上面计算得知：QQ0，故设计的水仓容量满足要求。本矿井设计年产量为240万吨，大巷采用带宽为1200mm的胶带机运煤，辅支护。井底车场布置如图4-8所示。主要开拓巷辅助大巷和主大巷布置在岩层中，基本沿3号煤层底板等高线设计,巷道坡度随煤层而起伏,一般2°-5°，辅助大巷局部7°，主大巷上仓段局部10°。主大巷铺设混凝土底板，厚度100mm，辅助大巷铺设混凝土底板，厚度200mm。主、辅运输大巷均为锚喷支护拱形断面，掘进5.2m，高4.1m5.1m，设计掘进断面18.3m223.5m2输大巷、轨道大巷布置在岩石中。采用隔爆特殊型蓄电池式电机车辅助，胶带机观，局部构造带采用U型钢支护。（1）大此巷内有钢丝绳芯胶带输送机煤炭，并铺设有轨道，选用隔爆特殊型蓄电池电机 （4-式中：B1——大巷宽度b——输送机边缘至巷道壁的最小距离d2——电机车的宽度，mm；d3—c——矿车与巷壁距离，mm输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道取800mm，采区巷道一般取300～500mm，870mm；d1＝1200+120=1320mm，d2＝1350mm，d3＝446mm，矿车与巷壁距离取1014mm，则： 大巷的断面和特征表如图4-9轨道大辅助大巷为一条双轨巷道，设人行道 （4-式中：B2——轨道大巷宽度a——人行道宽度c——电机车的间距，mm人行道宽度，取1014mm，车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道一般取580mm，采区巷道一般取300～500mm，本断面取656mm；电机车的宽度，取d1＝d2＝1350mm；电机车的间距，取630mm，则：B2=1014+656轨道大巷的断面和特征表如图4-10本矿井的瓦斯含量不大，属于低瓦斯矿井，矿井通风容易，但考虑到井田较长， 3.0m，设计掘进断面为8.5m2。回风石门的断面和特征表如图4-11 副等候 副等候主副井联络轨道主 大卸载第页4-8井底车场布置图水断面 杆净周长备注净掘宽高每米工程量及材料消(根铁木(个图4- 大巷设计断面200 200 喷射 杆备注净掘宽高每米工程量及材料消耗量(根铁木(个4-10 断面掘进尺寸喷射锚杆净净掘宽高厚度型方锚直长锚锚杆数量喷射材料4-11准备方式—采区巷道布煤层地质特采区位置及范围矿井首采采区位于井田东部东一采区，南以一水平大巷保护煤柱为界，西以F48断层为界，东以F5断层为界，北部以煤层露头线为界。采区东西平均长约2.42 平均约2.40km，采区垂高250m。采区煤层特征本采区所采煤层为3#煤层，其煤层特征见表5-1所示表5- 煤厚本采区煤层瓦斯相对涌出量为0.5m3/t，属低瓦斯矿井。煤尘指数为4.6%，煤尘地质构造该采区构造简单，无大的构造影响生产，煤层起伏不明显，煤层平均倾角3.63°左3#煤层顶底板特性如表5-2所示表5- 3#煤层顶底板特水文地质本采区水文地质条件简单。矿井预计正常涌水量400m3/h，考虑上段灰岩突水，最大涌水量为650m3h。煤层顶板砂岩裂隙水是矿床主要直接充水的水源，但由于井田内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对将来的矿床开采一般不会造成太大的。太原组上段灰岩是开采二煤层的间接充水含水层，二煤底板下距K3（L11灰岩，平1.64m）平均距离50m，距L8灰岩（平均厚10.49m）平均距离80m，L8上距L11一般平均在30m左右，其间又有泥岩，砂质泥岩相隔，基本无水力联系，因此，如不受断裂构造影响，正常情况下不会造成突水。本井田断层富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大导水。地表情况本采区地表以农田、小水沟为主，没有大的建筑物或大的地表水系及水体。32计只对上部的3煤层做设采区准备方式的确定本矿地质构造相对简单，涌水量较小，因此采用两条上山方式准备，一条上区段、中区段、下区段。两条上山一条运煤，一条运料；轨道上山和上山均布置在煤层中，上山与轨道上山之间留设25m保护煤柱，上山和轨道上山一侧各留设30m采区，东西翼平均长均约为1200m；区段平巷采巷掘进，采区内一个回采工作面就可保证矿井在投产时即达到设计年产量，故首采区设一个综采工作面和一个综掘面。上一区段的平巷和下一区段的回风平巷同时掘进，之间留设20m的保护煤柱；采区巷道布置采区长度的确条件的限制。本矿井平均长度为5.4km左右，第一水平东部的东一采区设为首采区，平均长度为2.42km，南北倾向长平均约2.40km。区段斜长=采煤工作面长度+区段煤柱宽度+区段上下两平巷

（5- （5-区段平巷均采巷布置，两巷道之间留设20m煤柱，即m=20m；B取5m，n取6，l=370采区区段要素汇总如表5-3所示表5- 65由于首采区采区上山布置在3#煤层底板中，故首采区留设的采区煤柱主要有采区边界煤柱和区段煤柱。该采区上部为煤层露头，为了防止该含水层以及露头风氧化带对采取开采造成，且考虑到本井田是一个与外部水力联系微弱，补给不足的较完整的独立水文地质单元，开采40m的露头煤柱，并可将风井布置在该防水煤柱的底版岩石中，不必再留设风井的保护煤柱。为了便于大巷的，大巷保护煤柱留设30m。采区上山布置在煤层中，上山和轨道上山间留设25m煤柱，上下山两侧各留30m保护煤柱；区段平巷采巷布置，回采巷道区段煤柱留设20m。采区东边界以断层F5为界，留设保护煤柱40m；采区西边界以断层F48为界，留设保护煤柱50m，那么采区煤柱尺寸如表5-4所示 则，将上山布置在3#煤层中。采区上山布置示意图如图5-1所示。5-1采区主要准备巷道上山设计断面图，如图5-2所示。采区主要准备巷道轨道上山设计断面图，如图5-3所示区段平巷 图5-2采区上山设计断面 5-3开采采区顺首采区为东一采区，然后依次开采东二采区、东三采区、西一采区、西二采区。工作面顺3101工作面3102工作面3103工作面3104工作面3105工作面3106工作面3107工作面31083109工作面31103111工作面3112工作面图5-4采区工作面布置图表5- 123456789采区采区内各工作面采用两进一回的U型通风系统，即：工作面采巷掘进，上区段的形成两进一回的U型通风系统。采区采区内区段平巷铺设B=1200mm的胶带输送机，煤炭经上山到采区煤仓，采区生产系统运煤系工作面→区段平巷→采区上山→采区煤仓→胶带大巷→井底煤仓→主连采机工作面→区段平巷→采区上山→采区煤仓→大巷→井底煤仓→运料系地面→副井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区（上）部车场→区段回风平巷→工作地面→副井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区（上）部车场→区段回风平巷→连采5-5采区巷道布置图通风新鲜→副井→井底车场→大巷→采区下部车场→轨道上山→采区中部车→下区段回风大巷→联络巷→上区段平巷→工作面污风：工作面→区段回风平巷→采区回风石门→回风井→地面人员运送地面→副井→井底车场→轨道大巷→各个工作地排矸地面变电所→副井→井下变电所→采区变电所→移动变电站→工作面排水采区内巷道掘进方法EL-90型掘进机，铺设长度为80m，所以，在初始掘进的80m巷道中，机后的物料不能采用可伸缩带掘进通风方式为压入式局扇每刀进尺0.6m，每班2个循环。进刀时间纯割煤的时间T割：T割=(L-2L1)/v+2×L1/v （5-式中：L——工作面长度L1——斜切段长度v ——采煤机单向割煤牵引速度，m/min斜切段长度取20m，采煤机正常割煤牵引速度取4m/min，采煤机单向割煤牵引6m/min，割煤空行时间T空

T割=（370-2×20）/4+2×20/6=87.83T空=L1/v （5-v空——采煤机空刀运行时的牵引速度，m/min。T=20/8.6=2.33必须的间歇时间T停T停取16min。所以，割一刀煤所需的时T=T割+T空+T=87.83+2.33+16=106.16端头作业时间T本综采工作面端头支护采用铰接顶梁支护，端头作业时间 30min故障时间T时间为15～25min。在此取20min。由以上分析，每割一刀煤的循环时间T 为T=T+T端+T故=106.16+30+20=156.1622×156.16＝312.32min6h。所以，综采面每班进2刀是能够实现的。 （5-M——煤层厚度，m；γ——煤的容重，t/m3C——工作面长度为 m，工作面工作制度采用“四六”工作制，即三班采煤，一班修，每班进两刀，则，工作面日进度为3.6m，煤层厚度4.18m，煤的容重为97A=370×3.6×4.18×1.40×0.97=7561.0工作面的年生产能0A=A×330×10-4=7561.0×330×10-6=2.500采区生产采区生产能力计AbK1K2Aoi

（5-K2=1；工作面生产能力为2.50Mt/a，那么：Ab=1.1×1×2.50=2.75故一个采区生产能力能够满足矿井产采区采首采区工业储量计Q=(S/cos3.63)×M×R×10- （5-S——采区面积，m2； .91/cos3.63)×4.18×1.4×10- =5.98采用下面计算采区采出率采区采出

工业储量 （5-损失约占采区煤柱损失的3%～7%，这里取6%，那么：采区采出率=(Q-P-=(37.63-5.98-采区车场选型设采区上部车场选型采区上部车场是采区上山与采区上部区段回风平巷或阶段回风巷之间的一组联络道的硐区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三为煤层倾角47612山提升上来的矿车，通过甩车道甩入区段回风平巷。采区上部车场布置图如图476125-6采区上部车场采区中部车场选型3365421 5-7较复杂，不易，综合考虑车场通过能力，我们采用单向甩车绕道式中部车场。调车方式是由轨道上山提升上来的矿车，通过甩车道甩入区段回风平巷，而各区段平巷的煤经区段平巷输出到上山中。采区上部车场布置图如图5-7所示。采区下部车场选型下部车场可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式三种形式。由于煤层倾角为3.63量省。但绕道量大，影响大巷通过能力。调车方式是由轨道大巷运来的材料，通过材场布置图如图5-8所示。11254875-8采区主要硐室采区主要硐室包括采区煤仓、采区绞车房、采区变电所等采区根据《采矿工程设计手册》第2877页关于采区煤仓容量的计算，当采区上山和大巷采用输送机连续时，煤仓容量为上山输送机0.5 的运量。本采区大巷和运输上山有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土砌碹支护，壁厚 mm，其容量 （5-式中：Q——煤仓容量防空仓漏风留煤量取10t；割煤机半小时运行距离120m；煤层厚度为4.18m；深度为0.6m；煤的容重为1.4t/m3；工作面的采出率取0.97，那么 煤仓的断面半径R：R 1.43.1416

所以采区煤仓断面5.5m，煤仓高15m，煤仓容量为498.93t，能够满足采区绞矿取2.5m；二是通风巷道，宽度一般为1.2~2.5m，本矿取2.0m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为3~4.5m。本矿取4m。采区变采用不可燃材料支护和混凝土砌筑支硐室与通道相连设有向外的防火栅栏两用门。采煤采煤工艺方采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为三煤层和二期工程二煤层，三煤层平均厚 4.18m，二煤层平均厚2.95m2.93～5.54°，3.63°，为近水平煤层，结构单一，赋存稳表6- 400煤层f＝3.5～3.7；夹矸f＝2.5；直接顶f＝4～5；直接底确定采煤工艺方式4.18m，煤层厚度变化不大，煤层倾角小，采区内没有断层，有利于实际资料，确定采用长壁采煤法后退式开采。煤厚在4.0～5.5m，地质构造简单，煤合机械化开采，在局部地区留有三角煤，可用普采工艺开采。并采用全部陷落法管理顶板。影响工作面长度的经济因150m，300多米，每个工作面长度尽可能保持一致。并且布置宽工作面是煤炭开采的发展趋势，降低万吨掘进率需要布置宽工作面。万吨掘进率是衡量矿井是否取得经济效益的重要指标，一个矿井要取得较好的经济效益，就必须设法降低万吨掘进率，提高回采率，降低吨煤生产成本，布置宽工作面是解决此问题的基本。由于增大了工作面的宽度，减少了工作面个数，所以减少了巷道掘进工作量，降低了万吨掘进率。布置成宽工作面可以减少工作面的数量，从面减少煤柱，减少煤柱损失，提高煤炭回宽工作面布置减少了采面搬家次数因此本设计方案中煤层地质条件较好可以布置较宽工作面因此工作面长度定 m选择后退式回采，有利于回采巷道和通风。工作面平均推进长度为 m采工作面配套设备见表6-2。表6- MXA-SGZ-入溜合矿上实际使用面选用国产的的MXA-600/4.5型采煤SGZ764/500型MXA-600/4.5型采煤机主要技术性能指标如表6-3所示SGZ-764/500型刮板输送机主要技术性能指标如表6-4所示 MXA-mf 型SGZ-mV达到0.60m后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾、移溜。机组进刀总长度控制在50（进刀方式如图6-1所示）进刀过程当采煤机割至工作面端头时，其后的机槽移近煤壁 (见图6-直线段为止。然后将机移直(见图6-1（b）)；再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至机机头处(见 6-将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒位置，返程正常割煤(见 6-1（d）)选型原则a、机的能力应大于工作面刮板输送机的能力（一般为1.2倍，它的溜槽作面机一致，以便于日常维修及配件管理；c 机尾部与工作面机的连接处要配套A- A- AAAA2A-A- A AA A 2A-图6-1SZZ1000/375型机主要技术性能指标见表6- 项单型mV长宽高选型原则根据以上原则，结合本设计采区的特点，选用PCM200型锤式破碎机。PCM200型锤式破碎机主要技术性能指标如表6-6所示回采工作面支护方式 V个8t并参照矿上实际使用情况选用国产的ZY6526/23/45型支撑掩护式支架及其相配套的251ZY6526/23/45型支撑掩护式支架主要技术性能指标如表6-7所示 ZY6526/23/45型支撑掩护式支架主要技术特征一览 mmmtmF＝8×H×R×g×S×10- （6-式中：H——工作面采高则F＝8×4.18×2.3×103×9.8×7.85×10- 根据支架说明书提供的支架工作阻力为6526KN大于8倍采高验算所需的工作所计为31.5MPa。顶板配置247组支撑掩护式支架，对工作面顶板实行全支管理0.60m。正常移架滞后采煤机后滚筒3～5个支架，防止空顶时间过长出现顶板事故。b.管理要为加强工作面顶板管理，要求严格控制采高，任意加大或降低采高，尤其不得；要求认真掌握割煤工艺，顶底板要割平，相邻两排之间不得出现大于50mm的台阶煤机割煤后距煤机后滚筒3～5组支架开始移架，并及时伸出护帮板护帮。顶板破碎保持支架与泵站系统的完好，加强支架及泵站的维修，严禁设备带病运转，杜工作。系统压力不足时要及时停机检查处理，处理好后方可开机。金属网、架顶使倾向工字钢的方法顶板；当顶板冒落严重时，可采用挑蹬工字钢梁、上铺与铺联双网相配合的方法顶板。届时需提前编制工作面过断层的安全技术专该支架采用先进的电液控制系统，可实现多种移架方式及推溜方式工作面可实现的四种推溜方式：双向邻架推溜；双向成组推溜；采煤机割煤自动拉架并推溜；手动推自动顺序移架，每次移一架；推溜采向成组推溜，每组设置为12架。拉架滞后底滚端头支护及超前支护方式自移式端头支架，移动速度快，但对平巷条件要求高，使用性差PDZ型自移式端头支架主要技术性能指标如表6-8所示 PDZ型自移式端头支架主要技术特征一览 mm机头打一排贴帮柱，从切顶线向外打10m，柱距1.0m，帮要背实；当机头支架板（靠煤柱侧）1护板（靠煤柱侧）距煤壁距离大于1m时，打密集柱切顶，柱距200mm。工作面采用FLZ38－20/110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护柱，柱1m；中间一列距左边一2.07m，50m一列单体柱1m；另一侧距煤0.3m50m1m胶带巷的超前支从煤50m超前支护，为三排支设，离工作0.3m50m一排单体柱，柱距1m；中间一列距右边一列1.59m，打50m一列单体柱，柱距1m；另一侧距煤柱0.3m50m1m。机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,木垛距离不超3m，木垛必须用柱帽、木楔在横川口靠煤柱打一排柱距为1m的戴帽点柱（用单体柱。超前支护格柱帽。打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.7m当在拉动端头架、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；工作面的50m70m各工艺过程注意事项割煤质量割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1m，最突出部分不超过150长度在1m以下，最突出部分不超过200mm。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差过±50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，防止移架质量中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角＜7°，相邻支架间2/3移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350～550mm之间；移架过程中推溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.60m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段出现弯曲。若推溜时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。清煤质量工作面没有超过100mm的碳块。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50m，又因端头至超前支护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面溜子机头推移，当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱采空区采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。在各点落煤处加设缓冲装置在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在5m/min左右破碎机锤头高度保持在150－200mm机组要掌握好采高,严禁割底割顶各级机严格把关,杂物(板 、木料)进入运煤系统顶板及矿压观测措工作面及顺槽巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导劳动组织设计采高为4.18m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10米随巷道顶底板平缓过渡。循环进度0.60m根据后面通风设计回采工作面风量计循以风定产原则。采用“四六”制作业（三个班生产，一个班检修，均执行现场交制，每班有效工时为6个小时。循环方式为生产班进2个循环，日进6个循环。24劳动组织配备表如表6-9所示技术经济循环产量按下 计算A循 （6- 222282222811机25333333344111A循——工作面循环产量L——工作面长度，m；M——煤层厚度

A循＝370×0.6×4.18×1.4×0.97＝Ad＝A循 （6-工作面

工作面工人效率=工作面日产量/在册=81.30t/综采工作面主要设备组成表如表6-10所示。①设备折旧费

原始价格残值清理费服务年限330产量 121314151617382914b、清理费按原始价格的3%计算；c、服务年限取各种设备的年折旧费如表6-11所示。 MXA-1SGZ-1 111321 4②工资C2150/81.30=1.845元/t③材料费采面材料费C3一般为5.0元/吨（见《采煤工作面分册》第七项）④电费式中：单价为0.5元/kw·h。代入故工作面吨煤成

电力费=0.5×(2.54+0.65)=1.595元C=设备折旧费C1+工人工资C2+材料费C3+电力消耗费=10.221元那么，工作面主要技术经济指标如表6-12 1m2m34m5t6个67t895％％回采巷道布回采巷道布置方式布置方工作面相对瓦斯涌出量为0.5m3/t，二氧化碳相对涌出量为0.6m3/t240万t/a，根据以风定产的要求及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定本矿井工作面工作面通风方式采用U型通风。工作面回采巷道采巷布置与掘进，布置方式为二进一回，每个工作面共布置三条顺槽，一侧布置两条，均为进风巷，靠近工作面煤壁的一条巷道布置皮带，另一条做为运料、行人巷；另一侧布置一条，为材料顺槽，兼做回风巷。采用连续采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。煤柱工作面回采巷道采巷布置与掘进，本区段的平巷与下区段的轨道平巷同时掘进两条巷道间留设20m的保护煤柱。为保护上山，停采线设在离上山30m远处，即留设回采巷道参数断5m3.5mmm宽的皮带运煤，同时布置动力电缆，且将移动变电站，液泵站布置在皮带顺槽中；在材料巷采用1.5t固定厢式矿车及材料车、平板车等，同时布置排水管路，支各顺槽断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为5.0m，5m，17.5m2顶板为M22，规格型号20#—M22—2400。Z2360（后放28mm，1300mm。钢筋托梁规格：采用Φ16mm100mm，4.8m，规格型托盘：采用拱形高强度托盘，规格为150×150×8mm30网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号50×50mm、5.5×1.1m。mm锚索：单根钢绞线，Φ15.24mm，长度7.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一格为K2335（先放，两支规Z2360（后放。锚索矩形布置，每排2根，排距3m，间距2.0m，1.5m。巷帮锚杆形式和规格：顺槽煤柱侧为Φ18mm2m，M20,规格型号为Φ18—M20—2000；工作面一侧煤帮为Φ18mm2m，杆尾螺纹为锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度690mm托盘：采用拱形高强度托盘,规格为120×120×6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10锚杆布置：锚杆排距1m，每帮每排5根锚杆，间距800mm。靠近顶板的100mm，800mm区段平巷设计断面如图6-2所示。区段回风平巷设计断面如图6-3所示Ф1524- Ф1524- Ф1524- Ф1524- 6-3井下概井下设计对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的作统筹安排，方式井下设计的原始条件和数矿井生产能力为240矿井工作制度为“四六”制，三班生产，一班检修，每天净提升时间为16小时，3303.63°，1.4t/m32.6低瓦斯矿井，煤尘没有，并且没有自燃发火倾向确定距离和货载顺槽平均运距为1183m,最大运距1326m；大巷平均运距为2306m，且从井底车场到工作面最大运距为5503m。采区内布置一个工作面、采面（掘进面）保产，设计大采高工作面日产量辅助量，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备考虑正常生产与工作面作点的人员，其运量如表7-1所示。表7- 12（安21（搬110（安220（搬井下系方节逐步发展集装箱的原则，结合本矿井的煤层地质条件，确定本矿井辅助采用1.5t系运煤系工作面—→区段平巷—→采区上山—→采区煤仓—→胶带大巷—→井连采机工作面—→区段平巷—→采区上山—→采区煤仓— 大巷—井底煤仓—→主井—→地运料系地面—→副井—→井底车场—→轨道大巷—→采区下部车场—→采区轨道上—→采区中（上）部车场—→区段回地面—→副井—→井底车场—→轨道大巷—→采区下部车场—→采区轨道上—→采区中（上）部车场—→区段回风平巷—→连采机工地面—→副井—→井底车场—→轨道大巷—→各个工作地排矸系井下系统示意排矸系统与运料系统线路相同，方向相反，不另做标识。井 系统如图7-1所示图7-1井下系统示意采区设备选采区设备选型原选择采区方式和设备应满足的要求 必须做到井上下两个环节设备能力基本一致，设计时应合理地选择不均匀系数和设备能力备用系数；为缓和井上下两个环节的生产不均匀性或不连续，要采区一系统尽量简化，注意尽量减少必须在决定主要的同时统一考虑辅助是否合理经济采区设备选型及能力验1.设备选结合矿井实际煤层地质情况，考虑矿井开拓系统状况，并与系统统一规划，确定采区设备选型配套情况如表7-2所示。各设备技术特征如表6-3,6-4,6-5,6-6,6-7,7-3所示。表7- 121314机151617181本矿设计生产能力2.4Mt/a，属于大型矿井，高产高效，集中生产。为保证煤流的连续性，选用带式输送机运煤。平巷、上山、石门中均选用SSJ1200/2×200型可伸缩带式输送机。区段平巷、上山、石门采用相同的输送机，这样有利于维修和管理。SSJ1200/2×200型可伸缩带式输送机主要技术性能指标如表7-3所示2.能力验800t/h，设计煤巷掘进工作面掘进机最大瞬时出煤能力为60t/h，工作面刮板机生产能力为1000t/h，机的生产能力为1200t/h，破碎机通过能力为1200t/h，平巷皮带通过能力为1200t/h，上山皮带通且各环节依次后一设备能力均大于或等于前面设备的能力，故所选设备能满采区辅助设备选型与设 表7- SSJ1200/2×200型伸缩带式输送机技术特征mmmmYBKYS-Vt式中：L1+L2——上下部车场线路长度L——上山长度150m；1m/s；双钩串车提升的速度系数取1.08；上山长度2400m；最大提升速度4m/s；挂钩时间25s，那么：保证所需能力的一次提升穿车的矿车数Z1=（A班矸/G+A班材/V）×Tx/（3600tb） 班 班tb——绞车每班净时间，h。该采区的每班矸石运量，这里按煤岩产量的12%计算，A班矸=2520.34×12%=302.44t；1.5t；20m3/班；一辆材料车的实际体积位1.7m3；绞车每班净时间取5h，那么：所以取Z1=10。故一次串车提升10辆矿验

FZ1(qq0)(sinβωcosβ) （7-q0——矿车质量，kg；β——上山最大倾角，°；ω——矿车运行阻力系数；g矿车连接器允许的最大牵引力取F=60000N；一次串车提升矿车数取Z1=10；矿车装载质量取q=1500kg；矿车质量取q=720kg；上山最大倾角取β=11.33°；矿车运行阻力系数取ω=0.015；重力加速度m3/s取g=9.8m3/s，那么：F1Z1(qq0)(sinβωcosβ)g10(1500720)(sin11.330.015cos11.33)9.8由F≥F1知，一次串车提升十辆矿车，符合设计要求。3）辅助设备选型首采区有两层可采煤层，本设计只针对3#煤层进行开采设计，3#煤瓦斯含量低、顶板条件较稳定，煤地质赋存条件好，采区内无大的起伏及地质构造，煤层倾角平均3.630，采区倾斜长度2400m。由大巷轨道形式，结合数据计算确定轨道上山选用一台JKY2/1.3BS型矿用防爆提升绞车牵引MGC1.7-6固定厢式矿车做为辅助，区段平巷中选用MLC3-6型材料车和MPC3-6型平板车做为辅助，并配备人车后在工作面巷道和采区上下山实现人员。JKY2/1.3BS型矿用防爆提升绞车主要技术性能指标如表7-4所示MGC1.7-67-5MLC3-6型材料MPC3-6型平板车主要技术性能指标如表7-6所示大巷设备的选大巷设备选择设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，大巷带式输送机的能力应与采区采煤设设计长壁回采工作面采煤机和煤巷连续掘进机的同时最大瞬时出煤能力为860t/h时出煤经采区上山，由采区煤仓缓冲，经采区石门装载到大巷带式输送机上。大巷带式输送机承担全矿年产240万t煤炭的任务，属大运量、长运距的大型输送机。装备一