采矿08-3设计煤矿我一般部分16开

矿区概地理位王庄煤矿位于山西治市郊区故县，距市中心30公里，其地理坐标为：东经112°58′25″~113°03′21″，北纬36°14′04″~36°24′35″。北距太原市230公里，南到220183公里。地处潞安矿区的东南部，跨长治市郊区地形、地127m左右。交通条2086公里，309国道横贯1-1太G 昆京G0高07 高速G2二速07矿区周围环境资

矿井交通位置老窑采空区：目前，王庄井田范围内共有小煤矿17座，均为开采、由崔蒙35KV变电所332337转送至工业广场35KV变电所的高压开关351352送至两段35KV母线,353354送至两台SFZ9-10000KVA主变降压为6KV后,由640、631两回路配出，分两段母线运行,供矿井提升、洗煤等生产系统用、矿区气候气温：井田地处黄土高原，区域气候属暖温带半干旱大陆性气候区，年7.89.7℃，199.15℃。10475cm最低蒸发量为14938mm，20年平均蒸发量为1731.84mm。年最高降水量为917.00mm311.8mm558.8mm。2.48m/1416m/。水文情入王庄扩区，自西向东流入王庄井田东南部的漳泽水库，该水库的库容约为1.995×109m31.4×109m3。井田地质特井田地127m左右。井田煤系本井田主要含煤地层为二叠系下统山西组地层（P1S）（3t（P1S（C3t煤7~15层，一般13层。单孔煤层总厚2.4~5.8m，平均厚4.24m，含煤系数1-2主采煤层综合柱状井田地质王庄井田位于潞安矿区的中部东缘处于山南断层与二岗山北断层之间。2°~6°在井田南部，以宽缓的背向斜为主，区内构造线方向近南北向。大多数褶曲的两翼地层倾角较平缓，发育的规模也不尽相同，有的褶曲延伸长，有的延伸短。故县正断层：位于井田的中北部，断层的变化较大，在N70°~W95°间变70°~80°NNW断层穿越井田的东、西边界，向西延伸至常村井田内。在西边界处，据王-89孔，17m21m王-944米以下，岩石倾角突然变大，砂岩及泥岩碎快紊乱出现，破碎带厚约5m，王-9号孔附近断层落差44m，断层面倾角70°。王-33164.52m遇破碎带，171.0m3号煤，见3.25m。该断层的推断依据还有王-44孔、西风井、巷、常-39孔、常-40、常-2220124000余米。阶段查明的，断层的58°，倾向148°，断层的落差H=20-50m，倾角75°，在3700m。1.1NNE井田水文地质特量较大，属水文地质中等类型。矿区水主要是中奥陶统碳酸盐裂隙岩溶水和件的水。补给条件等诸多因素的制约，其富水程度差异较大，单位涌水量为0.00497-水程度砂岩裂隙含水层可以K8砂岩作为代（即8号含水层实验9值，0.003-0.8141/SM。K7390.4361/SMK2-K5K2K2Q0.00046-岩层总厚400-600米，富水性强，随盖层的增厚其富水性也发生相应变化，实验Q0.083-52L/S.M。充水因素分析：335m53.45m3号煤层开采的主要充水因素为Ⅶ、Ⅷ号含水层的顺水导水裂隙全部或部分涌入工作面，对生产有一定的影响。井田中部，故县与刘家畛断层之间，地表水发育，含3号煤层上覆基岩较薄，预计导水裂隙带能达到第四纪冲积层内，对煤层开采有很大影响，水文地质条件相对复杂。292m3/h144m3/h煤层特煤层埋藏6层（3号，8-2号，9号，15-1号，15-215-3号）,12.2m平煤层。厚2.31~4.19m，平均厚度3.50m，煤层厚度变异系数Y=2.73%。其可采Km=1，故该煤层属稳定煤层。煤层无露头与风化带。厚度2.05m，平均厚度0.68m。局部可采。该煤层的可采性指数Km=0.32，煤层厚度0.10m，最大厚度2.85m，平均厚度0.81m。该煤层局部可采。该煤层的可采性指数Km=0.43，煤层厚度变异系数γ=67.54%。由于主要指标Km<0.6，且辅助指标γ>55%个钻孔统计煤层厚度0.19~2.30m，平均厚度0.82m，在潞安矿区为主要可采煤层215-11.74m2.86m15-3115-号煤1.3m左右，厚度变化在0.20~4.58m，平均厚度1.72m，煤层结构较复杂，有1-3层泥岩或炭质泥岩夹矸，局部夹矸较厚。煤层顶底板为泥岩、炭质泥岩。煤1.2391015-115-215-3间距容重/t/岩煤层围岩老顶：位于直接顶之上，其岩性为灰白色石英长石砂岩，块状，厚层，分选5.9418.58m，1.50米。0~12.65m4.93m。煤质特3号煤层，属贫瘦煤，原煤灰分10.78~26.37%，平均15.17挥发分13.27~18.64%，平均15.87%,原煤硫分0.18~1.03%，平均0.34%,原煤分析基弹筒发热量27.579~30.9929MJ/kg，平均29.176MJ/kg。精煤挥发分（52）11.91~16.80%，13.99%。精煤发热量(18)27.69~33.49MJ/kg30.58MJ/kg很稳定。15-1号煤层，原煤水分0.06~2.56%，平均0.85%，精煤水分0.31~1.30%，平均0.84%，原煤灰分13.02~42.83%，平均24.21%，精煤灰分8.25~19.25%，平均12.49%11.64~21.8115.47%10.50~16.12%，平均13.61%，原煤硫分1.06~4.25%，平均2.37%，原煤干燥基发热量为21.58~36.56MJ/kg，平均34.97MJ/kg。15-20.46~3.65%1.11%0.32~1.46%，平0.78%18.00~34.48%27.42%，精煤灰分多在7.18~16.07%，11.16%13.10~22.01%17.77%平均13.20%，原煤硫分1.06~4.94%，平均2.73%。精煤硫分0.93~7.13%，平均号煤层，原煤水分0.11~1.85%，平均0.85变化很小，精煤水分0.07~1.85%，平均0.84%，很稳定，原煤灰分11.38~82.99%，平均24.38%，精煤灰分4.95~17.62%，平均9.21%，原煤挥发分11.14~18.18%，平均15.20%，精煤挥发分9.97~18.18%，平均12.47%，原煤硫分0.44~10.90%，平均2.17%。原煤干22.315~26.256MJ/kg24.319MJ/kg。瓦斯、煤尘和煤的自燃倾28.22m3/minm3/t16.59m3/min2.48m3/t煤尘性：根据井下采样检测，3号煤指数南翼27.12%，北翼煤的自燃：王庄矿井开采的3号煤层未发生过自燃现象，根据钻孔采样试验，3号煤层还原样与氧化样燃点之差ΔT1-3为6-33C°,属不自燃-不易自燃井田境井田范5、6为界。4090007、8、9点连线为界。北部：以纬 与漳村矿分界6层（3号，8-2号，9号，15-1号,15-2号，15-3号）,煤层总厚度7.7m。3#煤层为主要可采煤层，平均总厚3.5m，由于3#煤3#煤层。井田的最大长度为12.9km，最小长度为6.3km，平均长度为11.0km。井田的倾斜方向的最大长度为4.68km，最小长度为3.72km，平均长度为4.48km5.8°1.4°3.6°S=H× （2-SHL——井田的平均长度则井田的水平面积为S11.04.4849.28km21 井田赋存状况示意矿井工业储储量计算0.70m，原煤灰分≤40%；依据过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的内容要求新建煤层含硫份大于3%的矿井硫份大于3%储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结矿井地质储量计3号煤层为全区稳定可采煤层，其余煤层为局部发育，不稳定，不可采煤层。A、B、C、D、2

Zz=m×γ×S/cos( （2-γ——煤层的容重2-2由CADSA SB SC SD SE SF SG SH 22.2面积煤层厚度储量核算ABCDEFGH则矿井的地质储量：Zz227.01矿井工业储量计331332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连333的大部，归类为矿井工业储量。探地质资源 推70%30%

ZgZ111bZ122bZ2m11

（2-Zg——矿井工业资源/Z2m11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2m22——控制的资源量中经济的基础储量；Z333——推断的资源量；0.9k0.70.8。Z111bZz*60%*70%95.35（Mt）Z122bZz*30%*70%47.67（Mt）Z2m11Zz*60%*30%40.86（Mt）Z2m22Zz*30%*30%20.43（Mt）Z333kZz*10%*k18.16（Mt）因此将各数代入式(2-3Zg矿井设计可采储3%算。则：Zs=222.47-Zk=(Zs-Zk——矿井设计可采储量85%0.80。Zk=(215.79-矿井可采储井田边界保护煤30m宽度作为井界煤柱，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算。

PHLm

（2-P工业广场保护煤2.32.3井型（万占地面积指标（公顷/10万240120-45-1.5Mt/a2-4-10.18km2141715m宽的围护带。本设计选450m400m1.0～159.8m89.6m，（2.4广场的压煤损失。2.4煤层倾角煤层厚度2-42-4CAD命令测得工业广场保护煤柱在采煤层所占面52.67万m22.40Mt。断层和井筒保护煤

PD=保护煤柱损失量汇损失量矿井工作制16矿井设计生产能力及服务确定依开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市矿井设计生产能本矿井井田范围内煤层赋存简单，地质条件较好，首采煤层平均厚度2.8m，煤层平均倾角2~6°，属近水平煤层，易于发挥工作面生产能力。煤炭市场需矿井服务TAK

（3-T——Zk——A——K——矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.31.51.4。把数据代入3-1得矿井服务年限T=169.18/(1.5×1.4)=井型校按矿井的实际煤层开采能力，能力，储量条件及安全条件因素对井型进3#3.5m，为厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变化。煤层倾角平均3.6°，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发，矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井单水平开拓。井下煤炭采用钢丝绳芯胶带输送机，工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井用轨道，能力大，调度方便灵活。，2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务3.13.1能力万/t·a-600————50a30a。25°1.5Mt/a井田开拓的基本问、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、确定矿井开采程序，做好开采水平的合理确定矿井通风、及供电系统必须执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、、供电系统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。井筒形式、数目、位置及坐4.1。4.11环节和设备少、系统简单23井巷工程量少，省去排水设备，451123243112324能采用平硐开拓。主采煤层为近水平煤层，一般2°~6°，最大8°，表土层厚度1~157.8m89.6m，煤层埋藏较深，表土层较厚不宜采用斜井开拓，故本设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采空区，不受崖崩滑坡和洪水的；水源、电源较进，矿井铁路线短，道路布置合理高级储量中心附近，沿位于偏南，沿倾向位于位置。工业场地的位工业广场地应具有稳定的工程地质条件，避开法定保护的古迹，距水源，电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理井田的和倾向的中下部工业广场的长边与井田边界平行2-318ha，450m400m。3#3#3#煤层中，煤层倾角2°~6°，最大8°，平均3.6°。井田内煤层标高落差为610~790m，为180m，小于250m，符合《规范》规定，可以单水平开拓。同时，设计要求巷道系主要开拓人、进风和辅助。由于大巷要为整个水平的开采服务且煤层的顶底板均为泥岩或者砂岩，为便于和使用且不受煤层开采的影响布置岩层大巷时巷道布置在3#煤层的底板岩层中，距离煤层底板15m。岩层大巷其优点是巷道条件好，2°2.2，因此倾角对巷道的布置没有大的影响，同时3#煤层煤质中硬，不太，可以布置煤巷。15m粒砂岩。费用较低。开拓方案比4-1~4-4所示。+700等高线布置两条煤层大巷，同时掘首采面的和辅助顺槽。大巷掘进到井田北翼大概位置，布置上下山，井田北翼采用全盘区式开采；井田东翼采用带区式开采；采用并列式通风。开拓平面示意图和剖面图如图4-1所示。+700等高线布置两条煤层大巷，同时掘首采面的和辅助顺槽。大巷掘进到井田南、北翼边界，井田采用全带区式开采；采用并列式通风，靠近断层和井田边界留设三角煤后期开采。开拓平面示意图和剖面图如图4-2。水平布置两条岩层大巷，同时掘首采面的和辅助顺槽。大巷掘进到井田北翼大概位置，布置上下山，井田北翼采用全盘区式开采；井田南翼布置盘区和带区开采；采用并列式通风。开拓平面示意图和剖面图如图4-3所示。水平布置两条岩层大巷，同时掘首采面的和辅助顺槽。大巷掘进到井田南、采；井田南翼布置盘区和带区开采，采用并列式通风。开拓平面示意图和剖面图如图4-4所示。北一盘南二带北一盘南二带北五盘北三盘南六带南四带N4-1立井单水平（双煤巷）北一带南二带北一带南二带北七带北五带区北三带南六带南四带N4-2立井单水平（双煤巷）北北一盘南二盘北五盘北三盘南四带南六盘N4-3立井单水平（双岩巷）N

4-4立井单水平（双岩巷）巷简单，南翼遗留三角煤较少。这四种方案在技术上都是可行的，并且有对4.2（元（万元（万元9（万（年大巷（万4石门费用（万元4.3（元元元9（万（年大巷（万3石门费用（万元4.4（元元元9（万（年大巷（万4费用（万元4.5（元元元9（万（年大巷（万3费用（万元4.6费用/百分比（3）4-74-84.7（元元元9（万（年大巷2大巷（万石门费用（万元4.8（元元元995（万(元（年(元大巷2上山（万(元下山（万(元大巷（万(元费用（万元附表4.9方案二和方案四的大巷费用大巷费（年（元（万元2222附表4.10方案二和方案四的大巷费用大巷费（万(元（万元（万元 项目（万元00004.74.8可知，方案二采出煤量要比方案三少很多，综合考量，本设矿井基本巷井根据矿井开拓布置，提升和通风等的要求，在工业广场内开掘主副及风两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，费用低以由上一节确定的开拓方案可知主、副井都为立井，在井田和盘区上山顶45m15.90m²，16t4-5参数见表4.12。7.5m，井口绝对标高为+930m，井底水平标高为+665m，井筒总深度为265m。一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼；一个带平衡锤的加宽双并兼作矿井的一个安全出口。井筒装备采用方罐道，设有玻璃钢梯子间。井4-64.13。4.5m15.90m²，采4-54.12 16t 4-64.1350.2416t600336003314-74.14井底车场及硐矿井为立井开拓，煤炭由胶带 至井底煤仓，再由箕斗运至地面；物井底车场是连接矿井只要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、供电和升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求井底车场布置形式应根据大巷方式通过车场的货载量井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时，宜采用折当大巷采用带式输送机运煤，辅助采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井井下采用多种方式时确定为卧式环形井底车场，井下矸石、大巷材料及设备辅助采用蓄电池电机车牵引固定式矿车，工作面斜巷采用无极绳绞车牵引，井底车场形式和布置方式如图4-8。8995341-主井2-副井3-风井4-轨道大巷5-胶带机大巷6-井底煤仓7-变电所8-水9-材料库10-等候硐室11-胶带机机头硐室12-医疗室13-水泵4-8大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0~1.5列车长辅助采用MG1.9-9B型1.5吨固定箱式矿车，其尺寸为2400×1050×1150。电机车选用1.5t立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷及清理井底撒煤硐室等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按矿井设计15%~25%4545t以需要煤仓容量为681t6m20m能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。副井系统硐室由水泵房、水仓、清理水仓硐室、变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把变电所和水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。水仓的主仓和副仓之间距离为20m矿井正常涌水量为144m3/h292m3/hQ0=292×8=2336Q=S× （4-Q——水仓容量，m3S——水仓有效断面积，8.15m2L——水仓长度，410m；Q=8.15×410=3341.5m3/h由上面计算得知：Q>Q0医疗硐室、机修硐室、井下材料库、库、换矸硐室、乘人车场等大此巷为一条半圆拱双 大巷，并作进风巷使用，设人行道

B1abd1d2

（4-a——1300mm；300~500mm；c——电机车的间距，250m。 4-9此巷内有钢丝绳芯胶带机煤炭，设有1200mm宽胶带输送机，一侧设1200mm宽人行道B2——大巷宽度

（4-a——d——胶带机宽度，d1＝1200+430mm； ＝4400mm胶带机大巷的断面和特征表如图4-10围类断面(m掘进尺厚 杆净周净掘宽高外长排方间锚软14每米工程量及材料消耗量围类掘工程量(m巷墙喷射材铺锚杆重注眼树铁木(个软444-9杆规耗量软耗量软铁围类巷道支送机，轨道大巷采用蓄电池电机车牵引1.5吨固定箱式矿车。主要大巷（胶带的稳定性。采用锚喷支护能够提高巷道围岩强度，防止围岩强度，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前经验表明，由锚杆和喷射混凝土组成的巷道，可使每米巷道的刚才消耗量降低40~100kg，劳动力消耗比拱形支架减少煤层地质特盘区位设计首采盘区（南二盘区）盘区煤层3#为主暗煤次之夹镜煤条带煤层近南北倾向西倾角2-6°属近水平煤层。厚2.32-4.1m3.5m1.3t/m3，煤炭硬度属于中硬煤。该采区煤层瓦斯绝对涌出量为28.22m3/min，相对涌出量为3.23m3/t，瓦斯涌出量较小；煤尘有爆炸危险性；属于不自燃不易自燃煤层。煤层顶底板岩石构造胶结，坚硬致密，分层厚度大且不稳定，5.94-18.58m11.50m。稳定，变化大，0-12.65m4.93m。0.7m4.2m。1.4-56m34m水文地3#70-80m3#5m53.45m3号含水层的顺水导水裂隙全部或部分涌入工作面，对生产有一定的影响。井田中3#煤层开采有很大影响，水文地质条件相对复杂。地质报告提供的矿井最大涌水量292m3h144m3h地质构1.2°2-4°平均盘区巷道布置及生产系盘区准备方式的确，，巷道掘进工程量少系统环节少，费用低设备、数量和辅助人员少；工，，盘区准备方式存在的辅助和行人的问题，本设计矿井的盘区上山和轨道上山布置在煤层中，辅助采用架线电机车，由于盘区的推进长度接近2000m，在采用无极绳辅助后得到了很好的解决。因此确定选用盘区盘区位置及范以故县断层为界，南以轨道大巷为界。盘区上山沿煤层倾向布置在盘区。盘区南北平均长约4770m，南北倾向平均长约2410m，首采盘区垂高约95m采煤方法及工作面长度确160m，结合本矿井的实际情况，210m10m宽，220m。确定区段各种巷道的尺寸、支护方式及通风、方区段巷道的尺寸应能满足综采工作面运煤、辅助和通风的要求，由此确定区段回风巷尺寸（宽×高）为5000mm×3000mm区段运输巷的尺寸为采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜处。为了防止回风短路，在两区段巷道设置风门，具置见盘区巷道布置平面图。，盘区内各工作面采用U型后退式通风系统简单，漏风小。首采盘区生产时，新鲜从主、副立井经盘区上山，通过区段辅 平巷进入工作面，污风经区段平巷进入盘区上山，再经边界风井排出地面；南二盘区和带区生产时，新鲜副井进风，经轨道巷到工作面，污风改从回风立井盘区盘区内各区段的平巷铺设B=1200mm的胶带输送机，煤炭到盘区上山胶带机，辅助采用矿车，材料车从副立井进入井底车场，在井底车场换装后，经辅助巷运到回采工作面的辅助平巷，然后运至工作面。煤柱尺寸的确山之间留设20m煤柱，上（下）山另一侧留设30m煤柱。采区边界煤柱与断层煤区段顺一个工作面达产，所以首采盘区内，将工作面和工作面分别布置在盘区的两翼，实行跳采的方式，实现一采一准备。具体的工作面顺序如表5.1所示。表5.1首采区区段顺盘区生产工作面→区段巷→上山→胶带机大巷→井底煤仓→主井→地辅助系以3201工作面的路线为例副井→井底车场→轨道大巷→盘区行人运料斜巷→盘区轨道上山→区段巷→工作面→区段回风平巷→盘区上山→大巷→回风井→地面地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→盘区变电所→盘区轨道上山→在工作面平巷设置一趟4寸的管路在平巷低洼处建一临时小水仓，22Kw水泵，一台使用，一台备用。在井底水仓设150D30×9型水泵，一台使用一台备用。3201工作面→区段回风平巷→盘区轨道上山→轨道大巷→井底水仓→副井→1-大巷2-轨道大巷3-行人斜巷4-进风运料斜巷5-盘区煤仓6-盘区变电所7-盘区上山8-盘区轨道上山9-盘区中部车场甩车道10-区段巷11-区段回风巷12-盘区上部车场甩车道13-绞车房14-区段回风斜巷5-1盘区内巷道掘进方50型掘进机，SEP-160A机，SGB-620/40（SGW-40T）型刮板机SSJ650/2×22（SJ-44）JBT-52-2机接刮板机和可伸缩胶带输送机。掘进机前进时，延长刮板机，当延长到刮板机长度时拆除刮板机中部槽将其缩到25-50m并将可伸缩带式输送机延深50-75m，机与刮板机搭接长度为12.5m。掘进通风方为压入式局扇通风。盘区生产能力及采出1.5Mt/a，采用一次采全高工艺，由于大采高产量大，210m3.5m0.865m0.865m363.5m33000

A330HLanC

（5-H——采煤机割煤高度，3.5m；γn——6次；C——0.95。5-1得：0A3303.51.32100.86560.951061.55Mt0

AK1K2

（5-A——K1——工作面不均衡系数，盘区内同采的只有一个工作面，因此取K2——1.1；把数据带入5-2得：A11.11.551.705Mt1.5Mt/a1.705Mt/a，完全能够满足矿43.4Mt：0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为0.90，符合《煤炭工业盘区车场选型计盘区车场的形本设计盘区辅助采用绞车提升，主采用胶带机保证连续性211-上山2-轨道上山3-甩车道4-盘区绞车房5-盘区边界回风井6-区段回风5-24431-上山2-轨道上山3-甩车道4-区段进风斜巷5-上区段巷（下区段回风巷

5-36 2 51-大巷2-轨道大巷3-行人斜巷4-盘区进风运料斜巷5-盘区煤仓6-轨道上7-上5-3盘区车场的调用形根据《采矿工程设计手册》关于盘区煤仓容量的计算，煤仓容量为输送机0.5h的运量本盘区分带上山和胶带机大巷有一定高差宜采用垂直圆形煤300mm，其容量为：

QQ0LMB

（5-Q0——10120m（M——煤层厚度，3.5m；B——进刀深度，0.865m；γ——煤的容重，1.3t/m3；C0——Q201.3Q201.3205.0m20m637.81t绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的要求，宽度一2.0~2.52.51.2~2.5m2.0m3~4.54m。考虑到上山距离较长，为了满足电器设备电压的需要，在首采区中部设置采区变电所，采区变电所应设在采区用电负荷集中的地方，故放在两条采区上山之3.6m3m2.5m面形状为半圆拱，采用不可燃材料支护和锚喷支护。硐室与通道相连处，设有向外的防火栅栏两用门。采煤工艺方盘区煤层特质及地质3#为主暗煤次之夹镜煤条带煤层近南北倾向西倾角2-4°属近水平煤层。厚2.32-4.1m3.5m1.3t/m3，煤炭硬度属于中硬煤。胶结，坚硬致密，分层厚度大且不稳定，5.94-18.58m11.50m。1.4-56m34m该采区煤层瓦斯绝对涌出量为28.22m3/min，相对涌出量为3.23m3/t，瓦斯涌出量较小；煤尘有爆炸危险性；属于不自燃不易自燃煤层。/确定采煤工艺方济比较后确定。需遵循以下原则：回采工作面参工作面选择后退式回采有利于回采巷道和通风工作面推进长度3.5m3.5m0.865m。的难度等。设备是影响工作面长度的主要因一。我国生产的工作面刮板输送提高支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，巷根据前面开拓、准备的巷道布置，综合本首采区的实际地质条件，采用盘区式布置工作面，回采工作面沿倾向布置，沿推进；首采工作面长度为250m。输巷和回风巷的断面均为宽5m，高3m，断面面积为15m2的矩形断面，采用单巷6.1：6.1SGZ-回采工作面采煤机、刮板输送机1.5Mt330d/a，按每天两班生产一班检修计算，则采煤工作面生产能力约为4545.45t/d，工作面采煤机开机率按60%，采煤机功率按开机硬煤估算功率经验值0.5kW·h/t，则： （6-

（6-Eickhoff公司生产的EDW-300/380-LH无链双牵引采煤机，详细技术特征见表6.2：6.2项目 型号EDW-300/380-LH德国Eickhoff采高m截深Vt工作面刮板输送机选型需满足三个方面的要求，即能力与采煤机生产能力相适应；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；机长度与工作面长度相一

Q——采煤机小时割煤量，t/hv——4m/minM——3.5mB——0.865mγη——0.91000t/h。采用张家口煤矿机械厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。采向割煤工6.3:6.3 SGZ-tmV （1）（2）（3）（4）（机尾50m6-1 2

A-A-AAAA2A- 2

A-A-A2A2AA-6-1采煤工作面支护方回采工作面支护采用支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用煤机厂生产的支撑掩护支架及其相配套的端头支架。非留巷巷道端头支护方式采用端头支架和单体柱联合支护，31401436.4表6.4支架技术特 单数 mmmm表6.5液泵站技术特项 型流个3V质L6.6项 型流压转质

Hmaxhmax

（6-Hmax——支架最大支护高度hmax——煤层最大采高S1——伪顶或浮煤冒落厚度，mHmax

HminhminS2a

（6-Hmin——支架最小支护高度hmin——煤层最小采高S2——顶板最大下沉量，取200a——50mmb——50mmHmin2.3hminS2ab3.60.20.050.05F应能承受控顶区内以及悬顶的合理支护强度P按工作面最大采高的4～8倍进行计算，在顶板条件较好，周期期来压情况未知，为起见故可以取最大采高8倍进行计算。上覆岩层所需的

P=(4~8)×9.8Mγcosα×10- （6-M——4.2m；工作面供液由RB125/31.5液泵提供，液泵压力设计为31.5MPa。3架支架分为一组，组内联动，整体移架，组间顺序前移；推移刮板输送机采向成组推移，每组设置为12架。拉架滞后底滚筒3~5架，如果顶板压力过大或有冒顶时，应及时追机拉架（滞后上滚筒3~5架以防顶板冒落；如端头支护及超前支护头支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。因此本设计端头支护采用ZT7500/18/36型中置6.7。6.7 单 mmm t工作面采用FLZ38－20/110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护30m800mm②分带斜巷的超前支30m800mm3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。800mm的戴帽点柱（用单体柱①超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽必须使用规格柱帽打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.8m块伤人。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2.0m50m回收，备品备件码放必须放在工作70m各工艺过程注意事mm如无特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差过±50mm。机头、10m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。要均匀，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°，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3支架不挤不咬，架200mm。350～550mm移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹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0.865m15m地段出现弯曲。若推移刮板输送机时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。100mm1050m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，3台端头支架，其滞后普通支架一个20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。②端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面刮板输送机机头推移，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座③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，并且必须手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在支柱将板梁8m2而不垮落，①在各点落煤处加设缓冲装置4m/min150～200mm④机组要掌握好采高，严禁割底割顶⑥在分带斜巷皮带机头处加设除铁器⑦各级机严格把关，杂物（板皮、木料）进入运煤系统顶板及矿压观测措工作面及区段巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉强，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交相关。采煤工作面正规循环劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、推移刮板输送机、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化3.5m10m0.865m执行现场交制，每班有效工时为8h。循环方式为生产班每班进3个循环，检6.8。6.8 2226411机3733398端头334911 333339 循环产量按下列计算Q1L1SM1CQ2L2SM2

（6-（6-（6-Q1——3.5m采高段一刀煤产量，t；Q2——割过渡段一刀煤产量，t；QL1——3.5mM1——工作面中段采高，3.5M2——工作面过渡段采高，取平均值γ——煤的容重，1.3Q1=(210-20)×0.865×3.5×1.3×0.97=725.359Q2=20×0.865×3×1.3×0.97=65.446循环产量：Q=Q1+Q2=725.359+65.446=790.805日产量=Q×日循环数=790.805×6=4744.83060元/t6.96.9项目1m2m3°44采高m56m7t8个69tm3/万1kg/万t/%元m3101首采工作面回采巷道布回采巷道布置方工作面相对瓦斯涌出量3.23m3/t，生产能力为1.5Mt/a，根据以风定产的要求进风，区段轨道巷布置轨道，辅助兼回风。回采巷道区段轨道斜巷断面尺寸均为5.0m×3.0m矩形断面采用胶带输送机煤矿车辅助胶带机巷布置100mm宽的胶带运煤轨道巷布置排水管路巷布置动力电缆。①规格和数量：规格Ф22-M24-2800mm7750×800mm②钢带：M54.8m8#mm12150mm间隔有效连接。30⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm28mm27mm2750mm60~80kN120kN，锚杆300N·m。6-2-1所示。②钢带：16#2.4m2.0m④螺母及垫圈：OVM140×100×15mmK2360（里端Z23602875mm28mm27mm6000mm80~100kN200kN。①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm5650×800mm。2排锚杆可以考虑②钢带：M42.8m12150mm间隔有效连接。30⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm28mm27mm2450mm300N·m。个别地段根据需要可增设点柱300N·m，机具扭矩不足时采用滞后二次加扭。850mmФ22-M24-2800锚Ф22-M24-2500锚 Ф22-M24-2800锚Ф22-M24-2500锚 区段巷支护方①规格和数量：规格Ф22-M24-2800mm7750×800mm②钢带：M54.8m⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm28mm27mm2750mm60~80kN120kN，锚杆300N·m。4-1314套，即呈“5-4-5”6-3②20#1.8m、2.8m3.4m三种。1.8m22.8m31.2m，3.4m41.0m④螺母及垫圈：OVMK2360（里端Z23602875mm28mm27mm6000mm80~100kN200kN。①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm5650×800mm2排锚杆可以考虑②钢带：M42.6m⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm28mm27mm2450mm300N·m。4）高帮（非回采侧帮）6-3所示；②20#2.4m2.0m④螺母及垫圈：OVM⑥药卷：采用三支树脂药卷，规格为Z23602275mm28mm27mm5000mm80~100kN200kN。①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm5650×800mm2排锚杆可以考虑②钢带：M42.6m⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm28mm27mm2450mmФ22-M24-2800Ф22-M24-2500 非回回Ф22-M24-2800Ф22-M24-2500 非回回 非回采侧非回采侧图6-3分带斜巷巷道断面支护参数77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，井下设计的原始条件和数1.5Mt/a3.5m4°，瓦斯330距离和货载区段巷到盘区上山平均运距为2410m，最大运距3130m；从大1867m275m。量4744.8t/d，掘进面日产量474.5t/d，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。辅助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安装和搬家两种情况；人员以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员，其运量见表7.1。表7.1盘区辅助项目1运送人员人/2t/3安装架搬迁4安装搬家矿井系1）方、运煤：由于矿井井型大，需系统有较大的能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜近水平煤层，且距离较远，故区段巷上（下）山、、辅助轨道大巷采用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄电池电机车牵引矿车牵引1.5t固定箱式矿车、5t材料车、1.5t平板车材料及设备。2）系井下系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统区段采煤工作面→区段巷→上山→大巷→井底煤仓→主井→面掘进工作面→区段巷→上山→大巷→井底煤仓→主井→地地面→副井→井底车场→轨道大巷→盘区行人运料斜巷→盘区轨道上山→段轨道巷→盘区设备选设备选型必须考虑矿井开拓系统状况，并与系统统一规划，注意上下环节能力的配套，以及局部与总体的统一；必须使上下两个环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个环节的生产不均匀性或必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等盘区设备的选选用德国Eickhoff公司生产的EDW-300/380-LH无链双牵引采煤机，张家口煤矿机械厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。根据盘区设备配套原则选择分带斜巷配套设备如下：机SZB-830/180破碎机PCM132输送机选用SSJ1200/3×200M带式输送机带式输送机。7.27.37.4。表7.2机技术特 单 SZB-m Vmm°长宽高7.3SSJ1200/3×200M项目 型号运距mV功率带速7.4项 型t 盘区辅助设JW1600/801.5t固定式矿车、5t材料车、5t平板车。各设备技术特征如下：7.5JW1600/80 V表7.6井下车辆主要技术特征/55盘区能力验t/a，

ATAn

K——1.2；T——16小时；η——设备正常工作系数，取0.8；则：An

KAB

160.8通过验算，各环节的设备均满足要求盘区辅助能力验8个。WFZ (GG0)(sin

2KudD

（7-（7-式中g——Z——8＜118大巷设备选根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用9/120-1A型蓄电池电机车牵引矿车进行辅助，在大巷内采用1200/4×2000型带式输送机煤炭，其主要技术特征如下表 项目单型号XK8-9/120-t8轨距m7机械最大型号ZQ—V台数台2AA表 DX- °V矿井提升概本矿井设计井型为1.5Mt/a，服务年限为80.5a。本矿井采用立井单水平开拓16h330天。1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼；一个带平衡锤的加宽双层四车罐笼主井提箕1.5t/16t8.1。8.1 -tmt提升2.5/6（Ⅱ8.2。8.2 mm3钢m 条4 钢丝绳技术特8.3 大小NN•mm-钢丝破断拉力总和（不小于N—提升能力矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、造成很大不便。摩擦提升与之相 （8-HZ——装载高度，30m；HX——卸载高度，20m。（8-式中：Vm——经济提升速度，m/s（3）a——0.8m/s2；t——30s（4）（8-Ns——小时提升次数Ns=3600/92.3=39（次（5）As——小时提升量An——设计年产量，1.5cr——提升备用系数Bn——年工作日，330Tv——日提升时间，16h（6）（8-8.4/m·s-间升量量8.416t副井提选择宽罐笼型号为GDG1.5/9/2/4K，窄罐笼型号为GDG1.5/9/2/4，采用落地式8.5乘人面积罐笼总载重罐体自重最大终端载荷钢罐道组合钢罐道宽度院8.6/m·s-交-8.7主尾 直径单位重量/kg•m-抗拉强度/N•mm-每根绳总破断力- 42---矿井通风系统的选矿井通风系统的基本矿井通风方式的选新建矿井多数是在并列式、分列式、两翼对角式和采区式中选择。9.1。表 通风方式比通风有主要通风机的噪防尘洒水管路系统风路较短，阻力较小，采空小，比并列式安全性更长，有时初期适用煤层倾角较浅，长度或因地表高低但长煤层上部距地面较浅，瓦斯开掘浅部总回和自然发火严发火不严式通风，副立井进风，风井回风。矿井主要通风机工作方式的选抽出式主要通风机使井下处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全压入式主要通风机使井下处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。管理工作比较，漏风较大。，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回把在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期采区通风系统的要能够有效地控制采区内方向、风量大小和风质121工作面回中沼气浓度不得超过必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小畅通机电硐室必须在进中工作面通风方式的选选择平巷作为进风巷，辅助平巷作为回风巷方向和运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，使中的煤尘浓度增大；煤炭在过程中所涌出的瓦斯，使进中的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全条件；输送机所散发的热量，使进温度升高，从而增大工作面的温度。选择辅助平巷作为进风巷，平巷作为回风巷选择辅助斜巷作为进风巷，斜巷作为回风巷，虽然避免了上式的缺点，但是，胶带输送机处于回中，容易引起瓦斯的。结合本矿井的条件，本设计矿井的瓦斯涌出量很小，但是煤尘 所以，选择辅助平巷作为进风巷，平巷作为回风巷“U”形通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有系统简单、漏风小等优点，但线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，工作量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要释回中的瓦斯。对于综采工作面，上下平巷均进新鲜有利于上下平巷安适用于瓦斯涌出量大的工作面但需要边界准备回风上山增加了巷道掘进、安装、采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放烟、煤尘速度快。常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备回风上山，增加了行道的维，，矿井风量计矿井风量计算方矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由1.2面支配计算的风量两区段平巷的风量乘以系数1.2.顺而下遇到分风地点加上其他风路的风量，一起分配给未分风的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。采煤工作面所需风量度不得超过1%。工作面瓦斯绝对涌出量为3.9m3/min2.3m3/min。以瓦斯涌出量计算工作面风量。Qai100qa（9- 第i 第i个工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，3.9 把数据带入9-1可得

1003.91.5585m3/Q'1002.31.5345m3/9.2表 工作面适宜气候条工作面温度15-18-20-23-工作面风速0.3-0.5-0.8-1.0-1.5-Qai60vai

（9- 第i 第i18-20 第i15m2把数据带入9-2可得

601.015900m3/Qai4

（9- 第i 第i个工作面同时工作的最多人数，79把数据带入9-3可得

479318m3/由以上三个方法计算所得工作面实际最大需风量为Qai900mmin30.25m/s4m/s的要求进行验算。即：（9-（9-

Qmin0.2560Qmax460 第i15m2225m3/min900m3/min3600m3/900m3/min备用面需风量计掘进工作面需风量计Qbi100qbi（9- 掘进面最大日产量为：474.5t

474.50.66/(6024)0.22m3/把数据带入9-6可得

1000.221.5

Qbi4

（9- m3/min 25把数据带入9-7可得

425100m3/QbiQ扇+15S

（9- 扇 扇 扇局部通风机为FD-1No7.1/30600-370m3/min，取扇

=60015m21把数据带入9-8可得Qbi(6001515)1以上三种方法计算掘进工作面所需风量最大值为Qbi825mmin3

Qmin15

（9-Qmax240

（9-

第i15m2把数据带入9-9和9-10可得225m3/min825m3经验算Qbi825mmin符合风速要求，因此，掘进工作面所需风量3

825m3min2个掘进工作面同时生产，所以Qb8252硐室需风量计60～80m3/min100～200m3/minm3/min70m3/min150m3/min420m3/min其他巷道需风10%计算。矿井总风量计Q(QaQbQc （9- 1.2把数据带入9-11可得 (9001650Q4N

（9- 400 1.2把数据带入9-12可得Q44001.21920m3/两种方法取较大值可得，矿井总风量Q3920m3min风量分配及风速验

Q

900m3/min9001.2=1080m3/min8251.2=990m3/min=701.2=84m3/=2201.2=264m3/

=3921.2=470.4m3/多1.2×825m3/min，所以矿井通风容易时期总风量为3920m3/min，通风时期总4910m3/min9.3，9.4。9.3井 名风速123450.25-60.25-表 通风容易时期井巷风速验南翼大 表 通风时期井巷风速验矿井通风阻力计风机之前，必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力一般占通风阻力的90%左右，是矿井通风设计选择主通风机的主要参数。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、时期的最路线。容易和时期矿井最路通风容易时期和通风时期的定（2）时期采煤方通风易时期的最路线地面→副井→井底车场→南翼轨道大巷→盘区轨道上山→区段平巷→采煤工作面→区段回风平巷→盘区上山→南翼大巷→回风井→地面通风时期的最