采矿工程毕业设计说明书

河南理工大学采矿工程专业2016届毕业设计说明书图3-2开拓方案一插图3.1.3开拓方案三方案三：立井三水平，一水平-100m，二水平-300m，三水平-500m直接延深(1)根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及《煤矿安全规程》的规定，在本井田的中部设立主、副井筒各一个，均为立井。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。本矿井的瓦斯含量不大，属于低瓦斯矿井，但走井田向较长，矿井改变必须保证矿井通风。确定采用两翼对角式通风，即在井田上部东、西角各打一风井，以保证矿井的正常通风。表3-3井筒位置坐标井筒名称YXZ副井384464463812292220主井384464093812193220东风井384484763812990220西风井(2)根据工业广场的位置、形状和面积选定原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，工业广场面积约7.2公顷，定为270m×270m的正方形。(3)本矿井煤层最高处标高100m，煤层埋藏最深处达-600m。对于本矿井开采水平的确定，可考虑划分为三个水平。第一水平标高为-100m，第二水平标高为-300m，第三水平标高为-500m。第一水平的垂直高度为320m，第二水平的垂直高度为200m，第三水平的垂直高度为200m。图3-3开拓方案一插图3.1.4开拓方案比较从以上三个方案中，进行经济和技术比较，选出最优方案。表3-4基建工程量表时期项目方案一方案二方案三早期主井井筒/m370+20370+20320+20副井井筒/m370+5370+5320+5井底车场/m100010001000运输大巷/m146014601740后期主井井筒/m3501120400副井井筒/m3501120400井底车场/m1000300+5001000+1000主石门/m107001460+850运输大巷/m850850850+1110表3-5基建费用表项目方案一方案二方案三工程量/m单价/元*m-1费用/万元工程量/m单价/元*m-1费用/万元工程量/m单价/元*m-1费用/万元早期主井井筒370+203000117370+203000117320+203000102副井井筒370+53000112.5370+53000112.5320+5300097.5井底车场100090090100090090100090090运输大巷1460800116.81460800116.81740800139.2小计436.3436.3428.7后期主井井筒3503000105112020002244003000120副井井筒3503000105112020002244003000120井底车场100090090300+500900721000+1000900180主石门107080085.6080001460+850800184.8运输大巷8508006885080068850+1110800156.8小计453.6588761.6共计889.91024.31190.3表3-6生产经营费用表项目方案一方案二方案三石门运输1.2×1323×1.07×0.381=647.201.2×1323×2.31×0.381=1397.3提升1.2×1323×0.72×0.85=971.61.2×1323×1.12×0.48=853.51.2×1323×0.37×1.02=599.21.2×1323×0.72×0.85=971.6排水1000×24×365×16×0.1525×10-4=2137.41000×24×365×16（0.063+0.127）×10-4=2663.21000×24×365×16×0.1525×10-4=2137.4合计3756.24115.94506.3表3-7费用总表项目方案一方案二方案三费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%基建工程费用889.91001024.31301190.3100生产经营费用3756.21004115.91034056.3100总费用4646.11005140.21115696.6100从上面的表格中的计算可以看出，方案一的总费用最少，很明显要比方案二、方案二优越的多，所以决定采用方案一。3.2矿井主要开拓巷道3.2.1井筒(1)主井主井主要用于提升煤。井筒直径5.0m，采用6t多绳摩擦式提升箕斗进行煤炭提升。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350mm，冻结段700mm。井深390m。主井井筒断面布置如下：图3-4主井断面图(2)副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径6.0m。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。井筒内装备有梯子间、电缆线和水管管道等。井深为375m。副井井筒断面布置如下：图3-5副井断面图副井风速校核：式中：——通过井筒的风速，m/s；——通过井筒的风量，m3/s；——井筒净断面积，m2；——井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；——《安全规程》规定的允许最大风速；由此：＝2.72m/s<8m/s所以井筒选择符合要求。(3)风井风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护，井壁厚度为300mm，井深120m。风井井筒断面布置如下：图3-6风井断面图表3-8井筒特征表序号井筒特征井筒名称主井副井风井1井筒坐标经距(Ｙ）384461693844617838448045纬距（Ｘ）3812193381224538130402井口标高(m)2202202203井筒倾角(°)9090905水平标高（m)第一水平-150-150100最终水平-500-5001006井筒深度或斜长(m)第一水平370370--水平以下深度205--井筒全深3903751207特殊凿井法深度(m)303008井筒直或宽度(m)净564掘9井筒净断面(m2)表土段19.628.312.6基岩段19.628.3--10井筒掘进断面(m2)表土段25.536.316.6基岩段32.245.4--11井壁厚度(m)表土段0.350.40.3基岩段0.70.8--12进、回风井--进风回风13井筒装备一对6t箕斗罐笼、梯子间、电缆线和水管管道等梯子间及管路、电缆等3.2.2井底车场及硐室井底车场是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。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。井底车场首先必须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。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力30～50﹪。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车。1、井底车场的类型和布置形式图3-7井底车场图由于本矿设计运输大巷采用架线电机车，井底车场负担主要运输和辅助运输任务，需对主、副井空、重车线长度材料车线长度进行计算即可。副井进出车线各自按容纳20辆1t矿车考虑出车线一侧设材料车线，材料车线按容纳15辆材料车考虑，主井空、重车线按容纳10辆3t矿车考虑。（1）副井空、重车线长度计算L=m×n×L1+L3+L2式中：L—储车线长度，m；m—列车数；n—每列矿车数，辆；L1—辆矿车长度，m；取2mL2—电机车长度，m；L3—电机车制动距离，一般取12～15m。则：L=1×20×2.4＋4.5＋15=67.5m.（2）材料车线长度计算式中：——材料车线长mm——材料车列车数m=1n——材料车数，辆10辆——材料车长，m=2.4则：=1×15×2.4=36m调车线长度计算L式中：L——调车线长度mm——列车数m=1n——矿车车数，辆n=20辆——辆矿车长度，m=2.4——电机车长m=4.49m则：=1×20×2.4+4.49=52.79m取：L=53m采用1t固定箱式矿车，型号为MG1.1-6A,外形尺寸（长×宽×高）2400×1150×1150（mm）。调车方式东翼电机车牵引列车驶入调车线，机车摘钩绕到列车尾部，将列车顶入副井重车线。机车经回车线至副井空车线，挂钩后牵引列车返回东翼。（3）主井空、重车线长度计算L=m×n×L1+L3+L2式中：L—储车线长度，m；m—列车数；n—每列矿车数，辆；L1—辆矿车长度，m；取2mL2—电机车长度，m；L3—电机车制动距离，一般取12～15m。则：L=1×10×3.5＋4.5＋15=54.5m.调车方式东翼来重车驶过N1道岔进调车线，反向顶推重车进重车线1，卸煤结束电机车摘钩，通过重车线1、道岔N1、重车线7、道岔N2绕到列车头部电机车挂钩，将空车牵引返回东翼。2、井底车场各种硐室（1）、井下中央变电所硐室位置中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入输出电缆线、配电均衡、安装维护方便和便于提供新鲜风流等，将变电所置于副井与井底车场连接的附近。支护形式和特殊要求变电所必须采用不可燃性材料支护，选用料石砌碹支护。硐室必须设置易关闭的防水、防火的密闭门，门内设向外开的铁珊门，但不能妨碍门的关闭，从硐室出口防火门起5m内的巷道应料石砌碹支护。变电所的地坪应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出0.5m。硐室不应有滴水现象，电缆沟应设置一定坡度以便将积水随时排出室外。中央变电所应根据规定，设置灭火器材。（2）、中央水泵房硐室水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：①管路敷设最短，不仅节约管路电缆，而且管道阻力和电压将最小。②一旦井下发生水患，人员、设备便于撤出，同时便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故恢复生产。③具有良好的通风条件。根据以上要求，硐室位置应选在副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室。硐室支护与特殊要求①中央水泵房硐室必须采用不可燃性材料支护，采用料石砌碹支护。②出口通道处设置向外开启的能防水、防火的密封门，从硐室出口防火门起5采煤内的巷道采用料石砌碹支护。③泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板0.5m，并设置流水坡，以防硐室积水。④水泵工作的总能力应满足20小时内排出框架24小时的正常水量。（3）、水仓容量与数量水仓是按矿井正常涌水量计算的，《煤矿安全规程》规定，当矿井正常涌水量在1000立方米/小时以下，主要水仓有效容积能容纳8小时的正常涌水量。同时主要水仓必须含有主仓和副仓。据以上可知，本设计矿井涌水量为较大，正常通水量约为1000立方米/小时。故其容量V=Q×0.8式中：V——水仓容积，立方米；Q——矿井正常涌水量，立方米/小时；由此：V=0.8×1000=800立方米（4）、水仓的支护形式和特殊要求水仓采用混凝土砌碹，为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水房方向设立反坡，坡度为1‰～2‰。在水仓最低点即清理斜巷地不设积水窝，在清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。（5）、等候室在副井井筒附近设置等候室，作为工人候车跟休息的场所，等候室和工具房相邻，以便工人领取工具。（6）、其它峒室其它峒室主要有调度室、电机车房和电机车修理间、防火门峒室、火药库等。3.2.3大巷（1）大巷布置根据矿井大巷主运输、辅助运输和通风的要求，一水平布置1条大巷，即-150m水平轨道运输大巷。大巷与1-1采区、1-2采区胶带运输上山和轨道运输上山相连。二水平布置一条大巷，过回风石门与立井相连，服务于2-1采区和2-2采区。（2）大巷层位根据鹤煤集团生产矿井多年来的实践经验，井下大巷布置在煤层底板灰岩中，以利巷道的施工和维护。（3）巷道断面图图3-8巷道断面图表3-9断面特征表巷道规格掘进断面净断面净周长支护形式最大风量（m2）（m2）（m）（m3/s）4200mm×3900mm砌碹60.53.3采区划分及接替采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采取内工作面接替关系等因素确定。各类矿井正常生产的采区个数一般按表规定：表3-10矿井同时生产的采区个数矿井设计生产能力（Mt/a）采区个数2.4～3.03～41.5～1.82～31.2及以下1～2因为设计矿井年产量为0.6Mt/a,因此，本矿井生产采区为一个，保证年产量的工作面为一个。表3-11采区特征表采区名称地质资源/储量(Mt)主采煤层煤层倾角(°)采区尺寸备注走向长度(m)倾斜长度(m)面积(㎡)1-1采区22.12二1煤7320017004.6×106有断层1-2采区12.26二1煤7200012002.7×106无表3-12采区接替表序号采区名称可采储量(Mt)生产能力(Mt/a)服务年限(a)接替顺序(n）51015202530321-1采区12.130.620√√√√1-2采区7.320.612√√√4准备方式4.1首采区基本情况井田首采区选在井田东北方位，此处煤储存地质条件良好，储量大，煤层埋深浅，倾角小，因此首采区布置于此。4.2采区布置及生产系统4.2.1采区范围及区段划分确定采区走向长度需要考虑地质、开采和生产技术条件及经济因素。合理的布置采区走向长度，不但要求在技术上切实可行，而且在经济上应合理，使吨煤费用降低。缓倾斜煤层采区采用综合机械化，采区走向可达2500m以上，本矿井首采区右翼煤层储存条件较好，走向长度为较长约为2000m，左翼工作面走向长度较短1000m。合理的布置区段斜长，根据生产需要，工作面倾向长度为200m，布置6个区段。4.2.2采区巷道布置首采区设有两条上山，轨道上山进风，运输上山回风，轨道上山和运输上山均布置在煤层底板，运输采用胶带输送机，每条上山走向距离30m。轨道上山主要用于进风、运料、运矸和行人，运输上山主要用于运煤、回风。它们通过采区车场和采区进风平巷及回风平巷进行连接，再和工作面相连接。图4-1轨道上山断面图表4-1断面特征表巷道规格掘进断面净断面净周长支护形式最大风量（m2）（m2）（m）（m3/s）3800mm×3500mm砌碹60.5图4-2运输上山断面图表4-2断面特征表巷道规格掘进断面净断面净周长支护形式最大风量（m2）（m2）（m）（m3/s）3800mm×3500mm砌碹采区内工作面的接替顺序综合考虑煤层开采条件、开采顺序、运输能力、机械化程度、管理水平、采掘接替等因素，当采用综采时，采区内布置一个工作面。即“一矿一面”，一面生产，一面备用。本井田主采煤层为二1煤，采用上山布置，进风平巷和回风平巷采用沿空留巷，开采顺序如下图4-3所示，它的接替顺序为：1，2，3，4，5，6……21436587109--11图4-3工作面接替顺序4.2.4采区生产系统风流系统为：副井→井底车场→大巷→轨道上山→工作面运输平巷→综采工作面→工作面轨道平巷→运输上山→风井运煤系统为：综采工作面→工作面运输平巷→运输上山→溜煤眼→大巷→井底煤仓→主井运料系统为：副井→井底车场→大巷→轨道上山→工作面轨道平巷→综采工作面运矸系统为：综采工作面→工作面轨道平巷→轨道上山→大巷→井底车场→副井排水系统为：工作面污水→轨道上山→大巷→井下中央泵房→地面供电系统为：高压电缆由井底中央变电所→大巷→经采区变电所降压→回采和掘进工作面的配电点及输送机、绞车等用电地点供水系统为：由地面储水池→专用管道→采区用水地点（主要用于防尘喷雾）4.2.5采区巷道掘进工艺根据生产需要，采煤工作面布置一个，掘进工作面布置一个，即“一矿一面、一采一掘”，采掘比1:1。掘进工作面通风方式为局部通风，区段回风平巷为压入式通风，区段运输平巷为抽出式通风。4.2.6采区生产能力为实现高产高效，达到良好的经济效益，本矿井采用一个工作面开采。因此，本采区工作面的生产能力必须达到60万t/a（矿井设计生产能力）。本采区工作面布置为综采工作面，一次采全高，工作制度为“三八制”，二班采煤，一班检修。进刀方式为工作面端部斜切进刀，双向割煤，往返一次割一刀,每刀进尺0.6m。（1）综采工作面生产能力式中：n——工作面日循环数，4个；L——工作面长度，m，为200m；B——截深，m，为0.6m；M——煤厚，m，为3.5m；——煤容重，t/m3，为1.45t/m3；C——工作面回采率，90%。矿井设计生产能力按年工作日300天，每天净提升时间16h则=300×4×200×0.6×3.5×1.45×90%=66万t（2）采区生产能力式中：——采区生产能力，；——采区掘进出煤量系数，取1.1；——工作面之间出煤影响系数，取1；——同时生产的采煤工作面生产能力之和，；则=1.1×1×66=72.6万t/a>60万t/a，所以能满足矿井的设计生产能力。4.3采区车场及硐室4.3.1采区车场采区上部车场为平车场采区中部车场为甩车场采区下部车场为大巷装车式底板绕道车场4.3.2采区主要硐室绞车房：设在轨道上山顶部用于提升。变电所：设在轨道上山中部，用于采区供电降压。5采煤方法5.1采煤工艺方式5.1.1采煤方法的选择本设计仅对第一投产采区（一采区）作详细设计，其余采区只是做简单说明，本井田共分采区四个采区。二1煤层赋存稳定，顶底板条件好的中，厚煤层，厚度平均3.5m，煤层倾角7～20°，井田内储量丰富，地质条件好，采用综采走向长壁采煤法一次采全高技术开采，管理顶板采用全部垮落法。5.1.2回采工作面长度的确定为实现高产高效，达到良好的经济效益，本矿井采用一个工作面开采。因此，本采区工作面的生产能力必须达到60万t/a（矿井设计生产能力）。本采区工作面布置为综采工作面，一次采全高，工作制度为“三八制”，二班采煤，一班检修。进刀方式为工作面端部斜切进刀，双向割煤，往返一次割一刀,每刀进尺0.6m。综采工作面生产能力式中：n——工作面日循环数，4个；L——工作面长度，m，为200m；B——截深，m，为0.6m；M——煤厚，m，为3.5m；——煤容重，t/m3，为1.45t/m3；C——工作面回采率，90%。矿井设计生产能力按年工作日300天，每天净提升时间16h则=300×4×200×0.6×3.5×1.45×90%=66万t因此回采工作面长度定为200米。5.1.3回采工作面的推进方向和年推进度采区内的开采采用后退式开采工作面的年推进度日推进度为：0.6×4＝2.4m月推进度为：2.4×30=72m年推进度为：2.4×300=720m。5.1.4采煤工作面设备选型及配套（1）回采工艺三八制作业，二班生产，一班检修。a.回采工艺流程： 采煤机割煤——移架——推移刮板运输机——清理浮煤——采煤机割煤b.落煤方式：采用双滚筒液压牵引采煤机割煤，采煤机往返一次进一刀，进刀采用端部斜切割三角煤方式。c.装煤及运煤方式：采煤机组截割落煤，刮板运输机配合装煤。d.移架方式：移架采用滞后煤机后滚筒3-5架追机顺序移架，移架步距为600mm，追机移架速度赶不上煤机运行时，为了便于顶板的管理，以保证工作面的安全，必须停采煤机移架，移完架后再继续采煤。e.推移刮板运输机：刮板运输机的推移在移架后依次进行，滞后移架距离20m，其弯曲段不能小于5m，推移步距为一个截深，即0.6m，推移时必须保证运输机的平、稳、直。（3）工作面运煤工作面采出的煤可由刮板运输机经转载机转载到到胶带输送机上。（5）设备选型及机械配备图表5-1综采面主要设备表序号设备名称型号数量1采煤机MXA-300/4.512刮板输送机SGWL-18013液压支架ZZ400/18/181604乳化液泵台MRB-125/32015端头支架ZT900/18/3866转载机SZB730/4017移动变电站KSGZY18喷雾泵站XPB-250/551图5-1机械配备图5.1.5采煤机的工作方式（1）采煤机工作方式和进刀方式由于采区内煤层赋存稳定，所以采用采煤机双向割煤；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，上行下行均割煤，往返一次进一刀；采煤机过后边移架后边推移刮板运输机。图图5-2采煤机进刀方式图进刀过程如下：当采煤机割至工作面端头时，其后的运输机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤(见图（a）)；调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿运输机弯曲段返向割入煤壁，直至运输机直线段为止。然后将运输机移直(见图（b）)；再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至运输机机头处(见图（c）)；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤(见图（d）)。5.1.6工作面端头支护与超前支护采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤—移架—移运输机。工作面正常移架要滞后采煤机滚筒3—5架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架—割煤—移运输机。5.1.7工作面劳动组织和循环作业图表的编制综采工作面一般以割煤、移架、推溜三个主要工序为主线。完成这三个工序即为完成一个循环。故常布置多循环方式组织作业，在册人数为100人，劳动组织表见表6-2。在安排作业方式时，必须把机械设备检修作为综采的一个工序，适当安排，保证检修时间。根据实际情况和设备检修能力，组织两班采煤，一班准备的三班作业制。表5-2劳动组织表序号工种班次合计一班二班检修1支架66122机组司机2243移溜工3364泵站司机1125电工1126溜子司机1127机组检修448支架检修449泵站检修4410电检修5511端头工661212溜子检修3313破煤工22414修护工151515记录员112416送料工4417班长111318井下保管112419材料员3320队长1113合计262648100工作面的循环方式为一日四循环，每天两班采煤，一班检修的工作制。图5-3工作面循环作业图表5.2回采巷道布置5.2.1回采巷道布置方式本工作面采用综采一次采全高采煤工艺，回采巷道采用一般的U型布置方式，即一条区段运输平巷和一条区段回风平巷。本采区巷道采用沿空留巷，可大大提高煤产量，减少煤柱损失。5.2.2回采巷道断面及支护参数1、断面区段巷道断面均5.0m宽，3.0m高。采用胶带输送机运煤。各区段巷道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5.3m，高为3.3m，设计掘进断面为和17.5m2，净断面为15m2。2、支护（1）顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.2米，杆尾螺纹为M22，规格型号20#—M22—2400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335（先放），另一支规格为Z2360（后放），钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用Ф16mm的钢筋焊接而成，宽度为100mm，长度4.8m，规格型号为Ф16—4800—100—6。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为150×150×8mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成20°，其余与顶板垂直。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。锚杆布置：锚杆排距1m，每排7根锚杆，间距800mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250mm。锚索：单根钢绞线，Ф15.24mm，长度7.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335（先放），两支规格为Z2360（后放）。锚索矩形布置，每排2根，排距3m，间距2.0m，距帮1.65m。（2）巷帮支护锚杆形式和规格：顺槽煤柱侧为Ф18mm圆钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M20,规格型号为Ф18—M20—2000；工作面一侧煤帮为Ф18mm玻璃钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M16,规格型号为Ф18—M16—2000。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为200×300×50mm的柱帽，中心孔直径为30mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成30°。网片规格：顺槽煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮,规格型号：50×50mm、3.0×1.1m；工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆加挂铁丝塑料编织网护帮，不采用金属网。锚杆布置：锚杆排距1m，每帮每排4根锚杆，间距800mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板450mm，起锚高度800mm。帮支护最大滞后顶支护为3m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。施工技术（1）区段运输平巷施工技术要求①.与回采工作面下出口相连，必须沿煤层掘进。位置与断面要利用装煤。朝向上山方向要求有3‰的坡度，以利于排水。②.方向要求直或分段取直，利于运煤③.沿中线定向取直或分段取直。（2）区段回风平巷施工技术要求①.与回采工作面上出口相连，必须沿煤层掘进。②.方向要求直或分段取直，利于运煤③.沿中线定向取直或分段取直。6井下运输6.1概述6.1.1井下运输设计的原始条件和数据（1）矿井设计生产能力：0.6Mt/a；（2）矿井工作制度：“三八”制；（3）煤层平均倾角：一水平7°，二水平20°；（4）煤的平均容重：1.45t/m3；（5）矸石容重：1.8t/m3；（6）矿井瓦斯等级：低瓦斯矿井；（7）煤尘爆炸指数：无爆炸性；（8）煤的自然等级：无自燃倾向。6.1.1矿井运输系统1、运输方式（1）运煤方式矿井井型为中等矿井，煤层埋深一般，储量不大，煤质优，低瓦斯，一水平为近水平煤层，且运输距离较远，故运输上山采用胶带运输机运煤。运输大巷采用矿车运煤，煤炭经大巷运至井底煤仓后，经主井提升至地面，进入地面封闭式煤仓，集中入洗煤厂。（2）人员井底车场中无人员换乘处和材料设备换装站。工作人员由副井下井之后，步行到达各个工作地点。（3）材料、设备回采工作面为大功率采煤机进行一次采全高开采，巷道掘进采用炮掘、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对减多，采掘推进速度较慢。材料及一般设备材料由矿车装运（砂石等散料用集装箱盛放）下井，电瓶车牵引至轨道上山，绞车房牵引至区段平巷，继续电瓶车牵引至工作面。（4）矸石掘进工作面掘出的矸石，由矸石车运到井底车场，经过副井罐笼提升出井。2、运输系统（1）运煤系统：工作面的煤—→区段胶带输送机—→溜煤眼—→上山胶带输送机—→采区煤仓—→大巷矿车—→井底煤仓—→主井箕斗—→地面。（2）运料系统：地面—→副立井—→井底车场—→运输大巷—→轨道上山—→采煤面区段轨道平巷—→综采工作面；地面—→副立井—→井底车场—→运输大巷—→轨道上山—→掘进面区段平巷—→掘进工作面。（3）人员运送系统：地面—→副立井—→井底车场—→各个工作地点。（4）运矸系统：掘进头（工作面）—→区段平巷—→轨道上山—→运输大巷—→井底车场—→副立井—→地面。6.2采区运输设备选择采区主要设备主要包括回采工作面、区段斜平巷的主要运煤设备、矸石、运料运输设备。其设备类型主要由地质特征、开拓系统、开采方法、运输倾角、运距、运量和瓦斯等条件来决定，对于采区运输设备，原则上不必进行设计计算，直接从有关设备技术特征表中选用即可。采区设备选型时，运输设备的小时生产能力的确定依据是回采工作面可弯曲刮板输送机小时运输能力，应大于回采工作面生产能力，同时不应小于回采工作面的小时运输能力，各设备选型特征见表：表6-1可弯曲刮板输送机特征表型号运输能力t/h电机型号功率（kw）电压(v)出厂长度mSGW-40T150BS2B-4040380/660100m表6-2转载机特征表型号小时运量（t）链速电动机型号功率kw电压vSZD-630/75P4500.92DSB-7575660表6-3可伸缩带式输送机型号运输能力t/h运距m运速电动机功率kw电压vSSJ650/4040010001.6(m/s)406606.3大巷运输设备6.3.1设备选型大巷一般采用轨道运输，并选用标准矿车，牵引设备一般采用电机车，小型矿井亦可采用无机绳运输。大型矿井，采区生产集中矿井一翼走向长度小于3Km，条件适合，技术经济比较优越时，可采用胶带输送机。矿车类型应根据矿井设计生产能力选择。年生产能力大于90万吨的矿井，应选用底卸式矿车，辅助运输可选用1吨固定矿车和平板车，材料车和人车等辅助车辆。主要运输选用3吨底卸式式矿车和与之相一致的辅助车辆。根据以上原则，同时参考《矿山固定机械》有关内容.,以及本矿井的实际条件考虑。本矿井设计年产量为60万吨，属于中型矿井。大巷运输选用架线电机车牵引3吨底卸式矿车运输。各选型设备特征见表6-4、6-5所示。表6-4架线式电机车特征表型号粘着质量（t）轨距mm轴距mm速度Km/h牵引电动机型号电压V功率KwZK1-6/66010600110011ZQ-2166060表6-5矿车主要技术特征表名称型号名义载重m轨距mm轴距mm自重kg车轮直径mm最大牵引力KN1t固定箱式矿车MG1.1-6A1600550592300601平板车MP1-6A1600550464300601t材料车MC1-6A1600550494300603t底卸式矿车MD3.3-636009001800300606.3.2列车、机车数量计算1、列车组成的计算①按电动机的粘着力条件计算在确定电机车粘着质量及矿车形式之后，可以根据运输条件计算列车组成。列车组成的计算按三个条件来确定，分别为：⑴按电机车的粘着质量。⑵按牵引电动机的允许温升。⑶按列车的制动条件。分别计算如下：按电机车的粘着力条件计算以电机车在最困难的启动条件下启动时，车轮不打滑为计算依据。Qzh≤式中：P——机车粘着重量，t；Qzh——重车组质量，t；ψ——机车粘着系数，启动ψ=0.24；Wzh——重列车起动时的阻力系数，取0.0105；I——轨道线路平均坡度，i=3‰；——列车起动时的加速度，=0.04m/s2；所以：=126t②按牵引电动机允许温升条件计算式中：Fch——电机车长时牵引力，N；P——机车重量α——电机车调车时的电能消耗系数，取1.25；T——机车往返一次的运行时间，min；θ——列车往返一次的运行时间，min；Wzh——重列车运行阻力系数，取0.007；id——等阻力坡度一般为2‰~3‰，取2‰；g——重力加速度，取9.8m/s2；所以：其中：式中：——列车往返一次的运行时间，min；——加权平均运距，Km，取1Km；——重列车的运行速度，Km/h，取6Km/h；——空列车的运行速度，Km/h，取8Km/h；所以：＝23minθ——列车往返一个循环中的休止时间，min，取θ＝5min；所以：＝44.96（t）按列车制动条件计算根据《煤矿安全规程》，列车制动距离，制动时不得超过40m。在车组重量计算时，一般只按运送物料下坡制动不超过40m计算。列车开始制动时速度等于长时速度，则制动时的减速度为：式中：——机车长时制运行速度，取=12.4Km/s；——制动距离，运送物料时取40m；所以：按制动条件计算车组重量的最大值是：式中：——重车组质量，t；P——机车重量，t；ψ——机车制动时粘着系数,取ψ=0.17;——重列车运行的阻力系数，取0.007；I——轨道的平均坡度，取i＝3‰；b——列车制动时的加速度m/s2由此：＝102.7t列车中矿车数量的确定式中：——距三个约束条件确定的车组质量中最小者，t；G、G0——分别为矿车的载重或自重，t；所以：Z=46.96/(3+1.8)＝9台2、电机车台数的计算=1\*GB3①机车的加权平均周期运行时间式中：——加权平均运距，Km，取1Km；——重列车的运行速度，Km/h，取8Km/h；——空列车的运行速度，Km/h，取11Km/h；θ——列车运行一个循环中休止时间，min，取5min；所以：＝13.3+10+5＝28min=2\*GB3②每台机车每班可能运行次数：γ＝次/班式中：——一个工作班内的运输工作时间，不运人取＝7h；—机车的加权平均周期运行时间，min；所以：γ＝＝15次/班=3\*GB3③班产量Ab＝A1+A2+…+An，t/班式中：A1，A2，…，An——各采区的班产量，t/班；因为只有一个采区生产，所以：Ab＝A1＝2×200×0.6×3.5×1.45＝1218t/班=4\*GB3④每班所需运送货载总次数式中：——每班矸石产量，t/班；——生产不均匀系数，取＝1.35；——一列矿车的矿车数，取20辆；——矿车载重，取1t；又因为：＝0.2＝0.2×1218＝244t/班所以：y=(1.35*1218+1.35*244)/(28*3)＝45次/班=5\*GB3⑤每班运送总次数次/班式中：取2所以：＝45+2＝47次/班=6\*GB3⑥工作机车台数＝47/15＝3台取3台。=7\*GB3⑦备用与检修台数＝0.25×3＝0.75台取1台。=8\*GB3⑧所需机车总台数＝3+1＝4台7矿井通风及安全技术7.1矿井通风方式与通风系统的选择7.1.1通风设计的基本依据由地质资料所述；矿井瓦斯的相对涌出量为3.3m3/min；煤层的瓦斯含量不高。总体看，该矿井为低瓦斯矿井，且煤尘没有爆炸危险性，无自然发火倾向。现行矿井投产至今未见煤的自燃现象。从临近的矿井情况来看，邻矿得瓦斯含量也不高，且没有瓦斯突出的倾向；所以本矿井确定为低沼矿井是适合的。选择通风系统主要考查矿井开采技术条件和开拓开采设计，同时尽可能地减少井巷工程量和通风运营费，设备运输及维修费等经济问题。同时还要根据上述问题思考是否要灌浆、煤层注水及抽放瓦斯等。7.1.2矿井通风系统要符合下列要求：⑴每一个生产矿井必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口，各个出口之间的距离不得少于30m。⑵进风井口必须布置在不受粉尘、灰尘、有害和高温气体浸入的地方。⑶箕斗提升或装有皮带运输机的井筒不应兼作回风井。如果兼作回风井使用时，必须遵循下列规定：①箕斗提升兼作回风井时，井上下装卸井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风率不超过15％，并应有可靠的降陈措施，但装有皮带输送机的井筒不得兼作回风井。②箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒兼作进风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s；装有皮带运输机的井筒的风速不得超过4m/s，并都有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。皮带运输机的井筒中还应有装有专用的消防管路。⑷所有矿井都必须采用机械通风，主要扇风机必须安装在地面。同一井口不宜选用几台主扇并联运转，主扇要用符合要求的防爆门。⑸每个矿井必须有完整的独立的通风系统。⑹采用多台分区主扇通风时，总进风道的断面不宜过小。⑺回采工作面的掘进工作面都应采用独立通风。⑻井下火药库、井下充电峒室必须有单独的进风风流。7.1.3矿井通风系统的确定本设计井田倾向约3km，走向长约5km，采用立井二水平上山开拓，走向长壁采煤法，一水平煤层相对赋存较浅，倾角较小，属于近水平煤层，二水平埋藏较深，倾角较大。经济技术上综合考虑，拟采用两翼对角式通风方式。风井设在煤层近地表一水平上山一端，采用副井进风，风井回风。结合设计矿井的情况，通风系统采用抽出式通风方式，抽出式主扇使井下风流处于副压状态，一旦主扇因故停止运转时，井下的风流压力提高，有可能使采区瓦斯涌出量减少，确保安全。7.2风量机算及风量分配确定矿井总风量：Qkj=（∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj）Kkj式中:Qkj——矿井总进风量，m³/min；∑Qcj——采煤工作面实际需风量总和，m³/min；∑Qjj——掘进工作面实际需要风量总和，m³/min；∑Qdj——独立通风的硐室实际需要风量总和，m³/min；∑Qgj——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需在通风量总和,m3/min；Kkj——矿井中通风系数，（包括矿井内部漏风和配风不均等因素）宜取1.15～1.25；7.2.1采煤工作面实际需风量采煤工作面实际需风量应按矿井各个回采工作面实际需风量的总和计算，即：式中：——综采工作面所需要的风量，；——一般机采工作面所需要的风量，；——炮采工作面所需要的风量，；——其它开采工作面所需风量，；——备用工作面所需风量，为生产工作面风量的一半，；n——各种开采法工作面的个数。根据瓦斯涌出量和开采方法不同对综采工作面按沼气涌出量计算：本设计单一工作面开采，采用综采的采煤工艺。所以上式可简化为综采工作面所需风量计算：按沼气涌出量计算：Q综采＝100Q综瓦式中：Q综采——综采工作面所需的风量，m³/minQ综瓦——综采工作面的绝对瓦斯涌出量，m³/min；，m3/min其中：T综采——综采工作面平均日产量，t/d；k瓦——瓦斯涌出不均衡系数，取k瓦＝1.15；100——按回采工作面的沼气浓度不超过1/100计算；q瓦——相对瓦斯涌出量，m³/t；所以：＝5.27Q综采＝100Q综瓦＝100×5.27＝527＝1×527+0.5×527＝7917.2.2掘进工作面所需风量掘进工作面所需风量，应按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需风量的总和计算，即：，。式中：——每个煤巷掘进工作面所需要的风量，一般取150～200；——每个岩石掘进工作面所需要的风量，一般取200～300；n——需要独立通风的煤巷、岩巷数；——掘进工作面备用系数，一般取1.20。由此：=480当施工准备时，可按允许的沼气浓度和二氧化碳浓度、炸药用量、局扇实际吸风量、风速和人数等规定要求分别计算，并取最大值。7.2.3峒室实际需风量峒室实际需要风量应按矿井各个独立通风峒室实际需风量的总和计算，即：，式中：——火药库实际需要风量，按每小时4次换气计算，即：＝0.07V（）V——包括联络巷道在内的火药库的空间总体积（m³）或者按经验值给定风量，此处取100m³/min；——充电硐室实际需要风量，应按回风风流中氢气浓度小于0.5﹪计算，但不得小于100。或安经验值给定100～200；——大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算；即：，——机电硐室中运转的机电总功率，kw；——机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，可取下列数值，空气压缩机房取0.20～0.23，水泵房取0.02～0.04；860——1kw/h的热当量数，卡；——机电设备效率；——机电硐室进、回风流的气温差，℃；——采区绞车房或边电硐室实际需要风量，按经验供给风量60～80；——其它硐室所需风量，根据具体情况供风。所以：＝647+149＝796＝100+150+796+80+80＝1206由以上计算所得出矿井总风量：=（791+480+1206）×1.15=28497.2.4风速验算：表7-1各巷道风速、断面、风量一览表巷道名称风量断面风速允许风速副井284928.31.68<8井底车场284913.63.49<8运输大巷284913.63.49<8进风行人斜巷247811.83.46<6区段进风平巷1542151.71<6工作面154210.62.42<4区段回风平巷1542151.71<6掘进煤巷93615×20.26<4回风石门28498.15.86<8风井284912.63.77<157.3全矿通风阻力计算在扇风机整个服务年限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加，为了扇风机处于整个服务年限内均能在合理的效率范围内运转，在选择扇风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于扇风机服务年限内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风量最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压的作用。7.3.1计算原则⑴在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路计算即可。但必需是选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长风量最大的一条线路作为阻力最大的风路。如果矿井服务年限较长，则只计算头15－25a的通风容易和困难两个时期的巷道通风总阻力。①设计矿井通风容易时期的通风阻力副井——井底车场——运输大巷——一水平二采区轨道上山——区段进风平巷——工作面——区段回风平巷——一水平二采区运输上山——回风石门——西风井图7-1通风容易时期路线图②通风困难时期通风路线副井——井底车场——二水平石门——二水平运输大巷——二水平一采区轨道上山——区段进风平巷——工作面——区段回风平巷——二水平一采区运输上山——回风石门——东风井图7-2通风困难时期路线图⑵通过主扇的风量Q扇必须大于通过风井的矿井总风量Q矿，为了计算矿井的阻力必须先计算出Q扇：对于抽出式：，式中：1.05-1.10——外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1.05，有提升运输任务时取1.10所以：7.3.2计算方法沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力：式中：L、V、S——分别为各井巷的长度、周长、净断面积（）；表7-2容易时期各区段井巷的摩擦阻力序号巷道名称支护形式巷道长度L（m）巷道周长U（m）风量Q（m3/s）断面积S（m2）（Pa）风速m/s1副井井筒混凝土40037015.447.528.322.71.682井底车场锚喷10011209.847.513.698.43.493运输大巷锚喷10010009.847.513.687.93.494轨道上山锚喷100309.240.865区段进风平巷工字钢27050011.025.71529.11.716回采工作面液压支架35020010.025.710.638.82.427区段回风平巷工字钢17050011.025.71518.31.718运输上山锚喷1008009.240.811.874.63.469回风石门锚喷10013011.75.8610风井混凝土35012010.347.512.648.83.77合计486.0表7-3困难时期各区段井巷的摩擦阻力序号巷道名称支护形式巷道长度L（m）巷道周长U（m）风量Q（m3/s）断面积S（m2）（Pa）风速m/s1副井井筒混凝土40072015.447.528.344.21.682井底车场锚喷10011209.847.513.698.43.493二水平石门锚喷10011009.847.513.696.73.494运输大巷锚喷1003509.847.513.630.83.495轨道上山锚喷100309.240.866区段进风平巷工字钢27080011.025.71546.51.717回采工作面液压支架35020010.025.710.638.82.428区段回风平巷工字钢17080011.025.71529.31.719运输上山锚喷10020009.247.511.8252.73.4610回风石门锚喷10013011.75.8611风井混凝土35012010.347.512.648.83.77合计753.6a——摩擦阻力系数；Q——各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面计算的各井巷硐室所需要的实际风量值再乘以（即考虑井巷的内部漏风和配风不均等因数）后所求得风量值，；将以上的计算结果填入下式其总和为总摩擦阻力即是式中：为各条井巷之摩擦阻力，Pa；由以上表格中得计算结果，可以得出⑴通风容易时期的总阻力=1.2=（Pa）⑵通风困难时期的总阻力=1.15=（Pa）7.3.3计算矿井的总风阻及总等积孔(1)矿井总风阻R矿易=h阻易/Q扇2R矿难=h阻难/Q扇2等积孔m2m2对照《通风安全学》可以知道，本设计所计算出的、；、均在通风容易指标之内，所以该设计矿井的通风安全级别为通风容易。7.4扇风机选型7.4.1选择主扇通常用扇风机的个体特性曲线来选择主扇。要保证主扇在容易时期的工作效率不致太低，又能保证主扇在困难时期风压够用且能有足够的风量，同时还要考虑自然风压的影响。(1)确定主扇的风压对抽出式通风，分别求出两个时期的扇风机静压：容易时期：式中：——通风容易时期帮助主扇风压工作的矿井自然风压，Pa，取。困难时期：式中：——通风困难时期反对主扇风压工作的矿井自然风压，Pa，取=0mmH2O。由此：H2OH2O选择主扇通风容易时期：Q=2992m3/min=49.9m3/s通风困难时期：Q=2992m3/min=49.9m3/s主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压见表7-4。表7-4主要通风机工作参数项目容易时期困难时期单位风量/m3·s-1风压/Pa风阻/N·s2·m-8风量/m3·s-1风压/Pa风阻/N·s2·m-8矿井49.9583.20.23549.9866.640.348根据求出的、、两组数据，在扇风机个体特性曲线图表上选择合适的主扇。根据通风机的技术资料，考虑到BDN018型通风机的效率较高，故本设计选用BDN018型通风机。其个体特性曲线见图7-3。图7-3扇风机特性曲线由以上的扇风机特性曲线可以看出扇风机在通风容易时期和通风困难时期的工作点为M1、M2。表7-5容易时期和困难时期的工况点风量（m3/s）风压（Pa）效率（％）安装角（°）容易时期51583.262.539/36困难时期53866.647142/387.4.2选择电动机根据通风容易和通风困难两个时期主扇的输入功率，计算电动机的输出功率N电出，当选择异步电动机时，可用下式计算：容易时期：＝54.66困难时期：＝71.49根据以上的计算数据，决定选用JR1510－4型电动机。其技术参数见表7-6。表7-6电动机技术参数表型号容量（Kw）电压（Kv）电流（A）转速（rpm）效率（％）功率因数85080610740897.5矿井安全技术措施7.5.1预防瓦斯爆炸的措施1．矿井必须建立瓦斯的个体的回检测和连续检测的双重监测体系。2．除了专职监察人员外，班，组长合技术人员，管理人员必须携带沼气测定仪或沼气连续指示报警器。3．放炮时必须携带沼气测量仪。4．测风员除必须根据需要佩带高、中、低风速表外还必须携带温度计和沼气测定仪。5．调度作业人员（如井下电工，密闭工，维修工等）和特殊作业人员（如处理溜煤眼堵塞等）均需配沼气报警器。6．普采面采煤机和会风道、回风流中的绞车房，顺槽煤向掘进头应安设AQJ-9型瓦斯指示报警器。将仪器悬挂在作业区附近的顶板上代替瓦斯稽查员。以仪器连续监测瓦斯浓度的变化。注意放炮时拿走仪器防止炮坏。7．加强矿井通风设施的维修﹑管理，减少漏风，提高矿井有效风，确保向采煤面和掘进头输送足够的新鲜空气。8．长距离掘进，应配备大功率局扇和保质保量的风筒。9．电气设备应达到防爆要求。10．较多采区是矿井的重点带区（也是唯一的较多带区）。因此必须在地面装设瓦斯集中监测系统，以监测沼气为主，当设备落实后还应同时监测一氧化碳和风速等。瓦斯集中监测系统由ABD-21型数字式甲烷遥测系统组成。井下设备六个ABD-21-T数字式甲烷监测仪，六台ABD-21-K甲烷超限断电仪，地面行政小楼内设有值班室。内设ABD-21-S数字式甲烷遥测仪，对井下综采工作面回风流掘进工作面，采区回风巷以及上山绞车房等测点瓦斯浓度自动进行连续监测并以数字予以显示。当瓦斯超限时，井上、下之间信号以频分载波方式通过专用电缆传输。7.5.2防尘措施1．矿井建立完善的防尘洒水系统，地面设两个1000m3的水池。（水池同时为防灭火服务）供水系统必须设计过滤装置保证水的清洁。2．防尘水管路达到所有采掘工作面，溜煤眼，翻笼运输机转载点，回采工作面，回风顺槽等，并要进行喷雾除尘。3．井下所有主要运输巷道主要回风巷，上下山开口在掘进的巷道中所设防尘洒水管路需每个100米安设一个三通，并设法们一共清洗巷道时使用。4．所有回采工作面都要进行煤层洒水，并需采用水泡泥，喷雾或其他综合防尘措施。5．所有巷道掘进即都应配备专用除尘措施。6．在岩巷工作面积和低沼气的绝境工作面要配备抽出式除尘设备。7．锚喷支护巷道要采用除尘器等设备。8．呼吸性粉尘测定仪。7.5.3预防井下火灾的措施1．副井上下的两侧，井下主变电所，带区变电所，井下火药库设易关闭的防火门2．井下设消防材料列车库，并备有一定数量的灭火器材。3．在下列地点应配有泡沫灭火器。井下火药库4台井底车场4台采掘工作面附近巷道16台。4．普采工作面内每个40米要挂设一台泡沫灭火器全工作面共6台。5．井下移动变电站，采区变电站，放车房硐室各配置自动泡沫灭火器2台，灭火手雷4个。6．标有有效期的消防器具必须按期更换。7．矿井要指定专人携带CO检查器，氧气测定仪和必要的各种气体检定管，按规定定期检测，并在地面建立实验室。7.5.4为防止井下水灾的措施1．采面推进过程中，随时注意工作面涌水情况，若有异常情况可采取有效的现场处理措施，并向矿调度室及有关部门汇报。2．进、回风巷道设水沟并保持畅通。3．采面尽量全高开采，工作面坡度保持一致，保证流水畅通。8设计矿井基本技术经济指标表8-1设计矿井基本技术经济指标

序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤层牌号瘦煤2可采煤层数层13可采煤层总厚度m3.54煤层倾角°7～205矿井工业储量Mt56.9矿井可采储量Mt40.86矿井年工作日数d300矿井日采煤班数班17矿井年生产能力Mt/a0.6矿井日生产能力t/d2192.48矿井服务年限a499矿井第一水平服务年限a3210井田走向长度m5000井田倾斜长度m300011瓦斯等级低瓦斯瓦斯相对涌出量m3/t3.312通风方式两翼对角式13矿井正常涌水量m3/h1000矿井最大涌水量m3/h180014开拓方式立井二水平开拓15第一水平标高m-150第二水平标高m-50016同采的工作面数目个1备用的工作面数目个117采煤工作面年进度720m18开拓掘进队数个319大巷运输方式矿车运输20矿车类型1t21电机车类型台数322设计煤层采煤方法一次采全高23工作面长度m200工作面推进度m/月72工作面坑木消耗量m3/kt0.8工作面效率t/工21.9工作面成本元/t62.039矿山环境保护随着经济的发展，环境污染程度的加深，环境保护意识在人们的观念中也逐步得到加强。煤矿企业也也应该根据自身情况，在进行煤炭生产、加工和运输的同时，能够重视环境保护工作，认真贯彻、落实环境保护这一基本国策。9.1矿山污染源概述矿山主要的污染源有大气污染、废水排放、固体废弃物排放与噪声污染。9.1.1大气污染矿山大气污染主要来源于燃煤的锅炉、窑炉、茶炉、食堂炉灶排放的废气以及煤在筛分破碎和转载储运过程中逸散到大气中的煤尘，尤其是露天落地储煤场，遇到大风天气会产生扬尘。矿山主要产生煤尘的部门有选煤厂筛分车间、原煤储存仓、装车仓、露天贮煤场地、主场房等，此外道路也会产生扬尘。9.1.2废水排放矿山污水主要有采矿污水、选煤污水及其它附属工业污水和生活污水。随着矿井的生产，将有大量的矿井水被排出，一部分被处理后返回井下利用了，其他部分如不作处理就外排必定造成水污染。如果选煤厂无专门尾矿水处理系统，悬浮物将大大超过标准，矿井水流过的地方不仅造成环境污染，还将造成农作物的减产，甚至绝收。9.1.3固体废弃物排放矿山在进行煤炭生产和加工过程中带来的固体废弃物主要是煤矸石。这些煤矸石除少量利用外，大部分均堆放在矿井附近，这样不仅占有大片土地，而且矸石山燃烧体热能大，遇水易自燃、冒烟产生二次污染。9.1.4噪声污染矿山噪声主要来自煤炭生产加工和运输过程中，设备所产生的不同程度噪声。噪声源主要分为三大类。1．空气动力性噪声主要来自主扇风机、空气压缩机、鼓风机、真空泵等。2．机械性噪声主要来自破碎机、振动筛、跳汰机、离心机以及溜槽中物料与槽体撞击声。3．电磁性噪声来自发电机、电焊机等。9.2矿山污染源的防治对于煤矿企业来说，应针对矿山的主要污染源，本着预防、控制污染的原则，对矿山污染采取有效而切实的措施，使其得到严格的控制，并不能对人体造成危害。9.2.1大气污染防治煤泥水虽然无毒，但也能对大地产生一定污染。选煤厂选用洗水闭路循环方式，洗水往复循环使用，很少向外排放。如果洗水闭路循环系统发生故障时，系统内煤泥水可进入事故涝坑或第二段浓缩机，，处理后作为新注入的循环水返回再用。特殊情况确需排水时，只要排出压滤机中的一小部分，每小时排放量不超过20立方米，且水经过压滤后已经达到污水排放标准的要求。选煤厂无论何时不会向外排放煤泥水。9.2.2矿山水污染的防治设计矿井的污水主要来自于两个方面：井下涌水中含煤，洗煤厂里的洗煤水。1．井下涌水主要由下列水源组成，即地下水及老窖涌水入道，采矿过程中形成的废水，地表水通过水裂隙，地表土壤及松散岩层或其它井巷相连的通道流入井下。2．矿工业中废水的形成：洗矿、破碎、选矿用水，冷却用水：凿岩防止用水以洗涤和生活用水等。`3．矿山常用的处理方法是采用沉淀法，具体措施是修建两个大型沉淀池，煤等比较重大的污染经过沉淀过虑后，可以从污水中分离出来的达到治理污水的作用。9.2.3矿渣利用五矿的煤矸石由鹤煤集团公司土地复垦部拉一部分填塌陷区，开展土地复垦工作；被附近的砖厂拉去一部分，粉碎后掺入粘土中作为内燃材料；矿区周围的群众征得鹤煤集团公司的同意后，拉一部分矸石铺路、水坑或垫低洼处。9.2.4噪声的控制鉴于目前的技术水平和现有的设备条件，对主要噪声源采用吸声、声等技术进行处理。选煤厂防止噪声污染的主要措施有：一是在满足生产工艺的情况下尽可能选用低噪声设备；二是在总平面、工艺布置上尽可能将高噪声车间与低噪声车间或高噪声设备与低噪声设备分开布置，对于能单独隔离的高噪声设备尽量采取隔离措施；三是利用先进的治理经验，对噪声较大的设备首先从声源上采取措施加以控制，限制声源的扩散距离；四是对工人较集中的岗位进行重点防护，对于难以达到标准的岗位采取个人防护措施；五是在原煤准备车间中的等厚筛司机操作岗位设置隔音值班室，预先把分级筛用隔音墙与手选皮带隔开，使手选工少受噪声干扰，尽量降低石槽落差，同时在槽内衬耐磨橡胶以降低矸石与钢槽摩擦时所产生的噪声；六是将鼓风机放在主厂房低层且单独隔离，鼓风机进、气口分别设置消声器，同时选用低噪声电机；七是让跳汰机乏气集中排放到室外，并在阀气口设置消声器；八是对控制室进行隔音、震处理，并布置在远离震源处；九是对中煤矸石等溜槽内衬耐磨橡胶降低噪声，对脱水筛、脱泥筛尽量采用橡胶弹簧，以降低筛震时所产生的噪声。十是对高噪声岗位工人进行个人防护，带防噪音耳塞，以减少噪声对人体所造成的危害。除对选煤厂主要噪声污染源采取防治措施外，对工业广场主要噪音污染源也采取了防治措施。如副井绞车房、压风机房等高噪声操作室均为在机房内用隔音门、隔声板、隔声窗建立的操作室，这样使操作人员免受设备噪声的侵害。致谢经过两个多月的忙碌，在郜进海老师的悉心指导以及各位同学的关心和帮助下，我的毕业设计《鹤煤集团五矿初步设计》终于顺利完成了！十分感谢郜进海老师和班里各位同学在毕业设计期间给予我细心的指导、不倦的教诲和督促，使我的毕业设计能够按时顺利完成。同时作为我的指导老师，郜进海老师更是给予了我莫大的帮助。在设计中发现的问题总是及时给予解决，对我提出的疑点耐心详细的讲解。同时对于很多关键性的问题总能给我提出很多合理性的建议，并对我们的设计整体框架以及大的原则性问题提出了关键性的指导。这些都给我的毕业设计顺利完成打下了铺垫。最后还要感谢父母这些年对我的养育之恩，一直作为我的经济和精神后盾，使我最终能够按时完成学业！参考文献1．李化敏，顾明，《采矿工程专业实践教学大纲及指导书》，焦作工学院，20022.徐永圻，《煤矿开采学》，中国矿业大学出版社，19993.胡绍祥李守春《矿山地质学》，中国矿业大学出版社20024.张国枢，《通风安全学》，中国矿业大学出版社，20005.东兆星吴士良《井巷工程》，中国矿业大学出版社，20046.程居山《矿山机械》，中国矿业大学出版社，19977.钱鸣高，石平五，《矿山压力与岩层控制》，20038.余学义，张恩强，《开采损害学》，20049.张荣立，何国纬，李铎，《采矿工程设计手册》，199610.任德惠，《高瓦斯易燃煤层无煤柱开采》，煤炭工业出版社，199111.赵全福，戴国权，黄元平，《煤矿安全手册》，煤炭工业出版社，199112.煤矿矿井采矿设计手册编写组.煤矿矿井采矿设计手册.北京：煤炭工业出版社，198213.《矿井设计指南》14.《煤炭建设井巷工程概算定额》15.《煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额》16.《煤矿安全规程》，200117.《煤炭工业矿井设计规范》，199418.《矿山固定机械手册》，1986附录A：矿区概况及井田地质特征A.1矿区概述A.1.1交通位置鹤煤集团的第五煤矿位于鹤壁矿区中部，北接三矿井田，南邻六矿井田，隶属鹤壁市山城区管辖。本井田东距京广铁路18公里，有汤阴～鹤壁矿井专用铁路沟通，且有汤鹤公路与之相交，大白公路从门口经过，交通十分便利。A.1.2地形地势区内地形起伏不平，地势西高东低、南高北低，总体西南高、东北低。海拔标高155.5～300.4m，，相对高差144.9m。该矿平面范围大致为：西起32勘查线，东到46勘查线的F3断层和F2断层交汇处，北起于F4断层，向南大致到F5断层；开采矿种为煤炭；二1煤层限采标高+100～-600m，二1煤层矿区范围现由2001年河南省国土资源厅核发的32个拐点圈定（采矿许可证号4100000140155），南北宽约0.1～3.3km，东西长约0.3～7.3km，面积9.7km2。A.1.3河流矿区为海河流域卫河水系，汤河为区内唯一季节性河流。其发源于鹤壁市西东头附近，经五矿南部、汤阴县城，在内黄县境内注入卫河。另区内东部有南北向溪流横穿井田，流量极小，主要为矿井井筒排水，并有罗村水库与其相连，库容量极小，主要用于农田灌溉。A.1.4气象及地震本区气候属暖温带干旱大陆性季风气候区。年平均气温9.1～14.6℃，最高达44.6℃，最低为–18.2℃；年降雨量381.3～1059.6mm，平均606.2mm，降雨多集中在7、8、9三个月，并常伴有雷电；年蒸发量908～1976.2mm；年平均相对湿度60-70%；风向主要为东南向、西北向和西南向，风力在冬春季最大，达40m/s；最大积雪深度23cm（1964.12.31）；最大冻土深20cm（1966.12.30）；霜冻期11、12、1、2四个月。此地区历史上没有发生过较大的地震，没有地震威协。鹤图A-1鹤煤五矿位置交通图A.2井田地质特征A.2.1地层本井田分别被第三、四系地层所覆盖，钻孔及井巷实际揭露的地层由老至新有：奥陶系、石炭系、二迭系、第三系和第四系，现由老至新叙述如下：一、奥陶系中统上马家沟组（C2）由灰一深灰色泥灰岩，白云质灰岩、角砾状灰岩组成，结构均匀，致密坚硬，含头足类动物化石。最大厚度400米，与上覆石炭系中统本溪群呈平行不整合接触。二、石炭系（C）１、中统本溪群（O2）下部为紫红色铁铝质泥岩，局部为灰白色铝士岩；中部为中细粒石英砂岩和灰白色铝士质泥质，中夹12层薄层状灰岩，灰岩之下局部压薄煤；上部为深灰色泥岩及砂质泥岩，富含植物根部化石，具菱铁质鲕粒和黄铁矿晶体。厚主为14.4848.43米，平均31.82米，与上覆太原群呈整合接触。2、上统太原群（C3）是一套由灰色砂岩、深灰色砂质泥岩、泥岩和灰岩、煤层组成的海陆交互相地层。含九层生物灰岩，其中L1、L4、L5、L6、L7、L8、L9直接压煤。灰岩中含海百合茎、蜓科、珊瑚、腕足类等海相动物化石，据岩性特征可分四段：底部含煤段：由一11、一12、一22煤层，间夹黑色泥岩、砂质泥岩和L1灰岩组成，其中一11煤层大部分可采，一22煤局部可采。下部灰岩段：由L2、L3、L4及其间的泥岩砂质泥岩和细粒砂岩组成，该三层灰岩发育紧凑，组合特征明显，在地层对比中易于区分。中部碎屑岩段：由深灰灰色中的细粒砂岩、粉砂岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩、灰色铝士质泥岩、L5、L6灰岩及薄层组成，碎屑岩矿物成份多变，沉积环境不稳定。上部灰岩段：由L7、L8、L9灰岩及深灰色灰黑色泥岩、砂质泥岩、铁质泥岩、硅质泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩和薄煤层组成。L8灰岩底板常有浅海相黑色泥岩一层，以富含大量海相动物化石为特征。L2、L8发育较好，厚度大且层位稳定，常含透镜关和串珠状燧石结核。是良好的标志层。L2一般厚6。2010.03米，平均8.32米，L8一般厚1.007.00米，平均3.19米。本群砂质泥岩和泥岩中含羊齿、芦木、轮木植物化石，本群以一11煤底板与下伏本溪群分界。本群厚度101.64135.07米，平均118.97米，与上覆二迭系山西组显整合接触。三、二迭系（P）下统山西组（P11）由灰褐色、灰色砂岩、深灰色砂质泥岩、泥岩和煤层所组。砂岩为中、粗粒结构，矿物成份以石英长石为主，常含白云母片及煤屑，含黑褐色菱铁质结核，上部砂岩中多含棕云母片，以钙质胶结为主。砂质泥岩及泥岩在本组中部和下部多为深灰、灰黑色、含轮木、羊齿及苛达等植物化石。上部为浅灰色及银灰色含铝质具鲕状结构。根据沉积旋回本组可分四个层段：第一含煤段：下部以S9砂岩底面与下伏太原群地层分界。S9砂岩为灰深灰色，中细粒岩屑石英砂岩，泥质胶结，含大量不规则黑色泥岩包裹体和少量黄铁矿结核，具波状层理其厚度不稳定，常相变为砂质泥岩。上部为深灰灰黑色泥岩、砂质泥岩和二0、二1、二2等煤层组成，二0、二2煤层厚度不稳定，常相变尖灭，不可采。二1煤层位于第一含煤段中部属全区可采厚煤层。第二含煤段：下部为大占砂岩（S10），为灰、深灰色中、中细粒岩屑石英砂岩，硅泥质胶结含泥质团块，具斜层理，层面含炭质，间夹薄层泥岩。上部为灰色、深灰色砂质泥岩，夹二3煤层，该煤厚度不稳定，不可采。第三含煤段：其下部为二层香炭砂岩（S11），为褐灰深灰色中、细粒长石石英砂岩，含大量暗色岩屑，菱铁质鲕粒及少量绿泥石矿物，分选差，具波状层理及交错层理，层面含炭质及大片白云母，该砂岩在区内普遍发育，是一良好标志层。上部为深灰灰黑色泥岩及砂质泥岩，局部为炭质泥岩，具水平层理，含植物化石，夹二14和二24两层煤，均不可采。上部砂岩段：下部为头层香炭砂岩，为褐灰色中、细粒长石石英砂岩，含大量暗色岩屑，长石多呈褐色具斜层理，层面含炭质及大量白云母片，硅泥质胶结，局部含菱铁质鲕粒。上部为灰深灰色泥岩或砂质泥岩，水平层理，含铝土质及黄铁矿鲕粒，深灰色泥岩中富含植物化石。本组厚度一般为76.50140.50米，平均厚度为129.46米。下统下石盒子组（P21）由砂岩、砂质泥岩、铝土质泥岩和煤线组成。砂岩呈灰带绿色，为细粒、中粒结构。成份以石英长石为主，含暗色矿物及棕云母片，含灰色泥岩包体，层面呈黑色，具斜层理和波状层理，钙、泥质胶结。砂质泥岩和泥岩呈灰色夹紫斑，局部为灰紫色和灰黑色。灰黑色砂质泥岩中常含带羊齿、苛达等植物化石，铝土质泥岩位于本组中下部，浅灰青灰色，脂状光泽，富含菱铁质鲕粒。本组以S12砂岩底面与下伏山西组地层分界，地层厚度一般为85.32137.40米，平均110.42米。上统上石盒子组（P12）下段底部为S15砂岩，岩性为灰、灰白色中细粒岩屑石英砂岩，含深灰色泥岩包裹体，具斜层理和波状层理。中部为S16