毕业设计说明书

第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一、交通位置山西神州煤电焦化股份有限公司东河煤矿位于蒲县县城东北方向直距25km地理座标为：东经lll°17′05″—111°2l′47″北纬36°29′06″—36°33′10″井田西部有罗南柏油公路通过，为矿井主要交通公路，沿此公路矿井至蒲县县城32km，至临汾市70km。另外，井田北端的克城镇有柏油公路通往隰县黄土镇和洪洞县赵城镇，形成了与邻县的交通网络，交通便利。矿井交通位置见图1-1-1。二、自然地理井田处于吕梁山脉南段，蒲县东部山地区域，海拔高程一般在1350-1500m左右，相对高差100-200m之间。井田内地形较为复杂，但大的冲沟不发育，属褶皱侵蚀中山地貌，山峰顶部较平坦，山坡多为缓坡类型，大部分沟谷呈“U井田所处区域属暖温带大陆性气候，年均气温9.2℃左右，最高气温可达32℃；最低气温为零下18℃左右，昼夜温差较大。风向特点是春、冬季以西北风为主，夏、秋季多为东南风，年均风速3.3m/s，春季风速最大可达23m/s。雨季为每年的7-井田位于临汾盆地强震区的西侧，临汾盆地曾先后发生过17次破坏性地震。地震活动频率高，强度大，而且每次大震均波及本区。根据中华人民共和国国家标准GB18306-2001的中国地震动参数区划图及建筑抗震设计规范GB50011-2001的附录A的A·O·3条，本区抗震设防烈度为7度，设计基本加速度值为0.1g，属设计地震第二组。三、水源、电源情况1．水源当地水源均取自浅层地下水，工农业用水采用打大口井方式解决，由于沟谷区域多为昕水河源头河床，水量、水质均可满足生产需要。2．电源在本矿南偏东3km罗南公路旁200m处有太林35/10kV变电所；在北偏西方向四、当地经济概况当地居民以农业为主，近年来畜牧业有所发展。工业方面主要是煤炭。由于煤层埋藏较浅，煤质优良，小型采煤及煤炭简易加工工业较为发达。此外尚有冶炼、水泥、化肥等工业。当地居民生活比较富裕。矿井建设所需一般建材如水泥、砂子、石灰、砖瓦等，均可在当地解决。第二节地质特征一、地层根据地质报告资料，井田内大部分出露地层为石炭系和二叠系，发育地层由老至新有奥陶系、石炭系、二叠系、第四系等。自老而新分述如下：奥陶系（O）中统峰峰组(O2f钻孔仅揭露至奥陶系中统峰峰组顶部，岩性为深灰色厚层状灰岩。2．石炭系（C）区内石炭系地层钻孔对本溪组、太原组均已揭露，地表在东河村北的柳沟至朱家庄一带有太原组中上部地层出露。（1）中统本溪组(C2b)本溪组地层平行不整合于奥陶系中统峰峰组之上，岩性为生物碎屑灰岩，煤线、泥岩、粉砂质泥岩或粉砂质页岩等，底部为一套铁铝岩建造。（2）上统太原组(C3t)为本区主要含煤地层，由砂岩、泥岩、粘土岩、石灰岩及煤层组成，厚度比较稳定，一般55-95m。底部为灰白色中细粒砂岩（晋祠砂岩）。形成于海浸过程中，聚煤作用发生于海滨平原上，海浸之初将潜水面抬升，致使滨海平原沼泽化，大面积沼泽分布，堆积了泥炭层，海浸的发生为泥炭层埋藏保存创造了条件。该组中共发育有K2、L4、L5三层灰岩，为地层对比的主要标志层，共发育有5、6、7、8、9、10、11号7层煤，均为局部可采或不可采煤层。本组地层厚度为55-95m，底部以K13、二迭系（P）二迭系地层在区内广泛出露，分布面积大，连续性好，自下而上有山西组、下石盒子组、上石盒子组。（1）下统山西组(P1s)该组地层中，海相层发育比较好，为海陆交互含煤岩系，岩性组合以灰白、灰黑色泥岩为主，夹有三层煤，编号为1号、2号、3号，其中以2号煤为全区可采的优质煤，煤层稳定，被作为该井田开发的对象，1号、3号煤厚度均不大，且不稳定，为不可采煤层。该组地层是区内重要的含煤地层，底部以灰白色中粒长石石英岩（K7）与下伏太原组地层呈整合接触。地层厚度40-60m。（2）下统下石盒子组(P1x)一段：底部以一层灰色中厚层中-粗粒石英砂岩（K8）与下伏山西组地层整合接触。K8砂岩中含有较多的碳质碎屑，底部有小角砾，具板状或槽状交错层理，厚度变化虽大，但稳定性好，是区域内重要标志层之一。由K8砂岩之上岩性组合为深灰色、灰色、灰绿色泥岩、砂质泥岩和灰绿色砂岩互层，夹较多煤线。至中、上部泥岩中出现紫色团块，向上有渐渐增高的趋势。本段厚35-60m二段：底部以一层厚7-8m的灰白色、黄绿色长石石英砂岩与下伏地层分界，该层砂岩（K9）稳定性好，中粒结构，钙质胶结，含大量泥砾，是区域内重要标志层之一，该段地层由灰绿色、灰黄色及深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩等组成，底部近砂岩地段有不稳定的煤线，向上紫色泥岩增多。顶部常有一层厚约1m的杏黄色、黄绿色砂质泥岩，其中分布着颜色鲜艳的紫色泥岩团块，俗称“桃花泥岩”。由于其相对稳定，区域上将之作为与上石盒子组分界的辅助标志。该段厚90（3）上统上石盒子组(P2s)该组地层在区内仅在相对较高部分山顶、山梁有所出露，并且仅为其下部地层，出露最大厚度约60m，其岩性为黄绿色、紫红色泥岩、砂质泥岩、细砂岩、砂岩等组成，互层产出。底部为一层较厚的黄绿色粗粒长石石英杂砂岩（K10）与下石盒子组地层分界，二者为连续沉积。K10砂岩一般厚度10-15m，沿走向、倾向变化均较大，中厚层状，泥、钙质胶结，底部常含砾石。砾石成分为各色石英、燧石、泥砾等，具有较好的磨园度，大小悬殊，最大砾径可达4-5cm。该层砂岩在区域内较稳定，其下与“4、第四系(Q)岩性主要为黄土、黄色亚砂土、砂、砾石组成，亚砂土主要分布在河床两侧阶地上及宽阔平缓的山梁、山顶，厚度0-40m二、地质构造井田地质构造以褶曲为主。井田处于克城-乔家湾复式向斜的中偏北部，受其次级褶皱控制。次级褶皱轴走向与规模巨大的复式向斜轴走向及其特征基本一致，即轴向北偏东，呈“S”形弯曲，褶皱宽缓,次级向斜一般东翼相对较陡，由于次级褶皱的影响，使地层、煤层沿走向具有一定的波状起伏。井田内地层产状较平缓，倾角一般约3-7°。井田内断裂构造不发育，地表基本上未见规模较大断裂，在以往生产中曾遇小型断裂构造。总之，井田内产状平缓，地质构造简单。三、水文地质(一)地表水井田处于一近东西向的分水岭南侧，昕水河源头绝大部分地段在南坡，由南柏村经油房村至辛庄村呈一扇形展布。地势北高、南低、坡陡而沟谷宽阔。每年雨季水量充沛时期，河(沟)中有短暂水流，一般情况下难见有水。由于地表坡降较大，排泄条件好，井田内地表水不发育。(二)含水层井田内共有四个含水层组，分述如下：(1)第四系松散层孔隙含水层组：主要为冲积物、洪积物等，分布在河床两岸和较大的沟谷中，厚度3-5m，岩性以砂、砾石和泥质物为主，靠大气降水补给。(2)二叠系下石盒子组裂隙、孔隙含水层组：井田内分布范围较大，总厚度50.20-90.35m，以中细粒砂岩为主，裂隙发育，孔隙度大，含裂隙孔隙水，局部受构造控制为承压水。以顺层侧向补给为主。(3)二叠系山西组裂隙、孔隙含水层组：在东河村北有出露，分布面积不大，厚度35.26-63.79m，岩性组合为砂岩、泥岩、煤层及煤线等。裂隙不发育，富水性差，为一弱含水层，主要靠大气降水补给。(4)石炭系太原组裂隙溶洞含水层组：为井田主要含水层，厚度75.24-112.70m，裂隙、溶洞发育，并具极好连通性特点，为强富水性含水层。补给来源于区域边缘大面积裸露区，大气降水后沿裂隙、溶洞侧向转移补给。该组虽水量丰富，承压水头高，但由于上覆山西组有厚度较大、隔水性良好的泥岩，且砂岩多为钙质胶结，故在无断裂构造勾通上、下层时，对2号煤层开采无充水威胁。根据太原煤气化东河煤矿水文地质工程补充资料，奥灰水静水标高+650m，与2号煤层相距较远，对开采无影响。(三)构造与地下水关系井田主要构造形态为褶皱，受此影响，一般在相对隆起区段少水或无水，而在相对低凹区段则富水，并呈承压水形式出现，对矿井生产造成威胁，应引起足够重视。(四)水文地质条件类型井田以裂隙溶洞、裂隙孔隙充水岩层为主，含水层与2号煤之间隔水层多，厚度大，稳定性好，岩层较完整，基本无断裂构造勾通与含水层之间的水力联系，故井田水文地质条件属简单类型。(五)矿井涌水量根据地质资料及矿方提供资料，矿井正常涌水量为240m3/d，最大涌水量300m3第三节地质特征一、煤层的赋存特征该井田范围内煤层的走向大致为：北西-南东，其倾向大致为：南西，煤层倾角为3°-7°，1号煤的埋藏深度在125m-310m,1号煤层与2号煤层的层间距为10m,2号煤层与3好煤层的层间距为40m二、煤层及煤质(一)煤层井田处于霍西煤田乔家湾勘探区北部，主要含煤地层为石炭系本溪组、太原组及二叠系山西组，煤系地层总厚度105-195m，平均厚度170m；含煤层14层，总厚度14.01-31.06m，平均20.05m，含煤系数6.95％。这些煤层中山西组1、2、3号煤层最稳定，全井田可采，亦是矿井目前批准开采煤层。煤层特征见表1-2-1。表1-2-1煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)变异系数Cv煤层结构稳定性顶板岩性底板岩性倾角底板标高(m)最小最大平均厚度L5.496.30简单稳定粉砂岩泥岩3°～5°1150.08～1360.236.0023.394.4121.27简单稳定泥岩或砂岩泥岩4°～7°1137.08～1347.234.0033.624.28简单稳定泥岩或泥岩3°～5°1093.08～1303.234.00油页岩5上0.221.13简单极不稳定泥岩或泥岩0.49粉砂岩5下0.20263.40复杂极不稳定泥岩泥岩5°～15°0.8760.100.93简单极不稳定泥岩泥岩0.5370.271.3039较简单较稳定泥岩泥岩4°～8°0.69800.75简单较稳定灰岩泥岩0.3690.241.30简单较稳定泥岩泥岩0.4510上0.071.2工50.07较简单不稳定泥岩泥岩6°～15°0.6910下0.231.00简单极不稳定泥岩泥岩0.581l0.11.8249.30较简单不稳定泥岩泥岩3°～9°0.9811下0.122.9890.77较简单极不稳定泥岩泥岩4°～8°0120.200.79简单极不稳定泥岩泥岩本区内1号煤层厚度5.49—6.30m，平均6.00m，该煤层顶板为粉砂岩，底版为泥岩；2号煤层厚度3.39—4.41m，平均4.00m，该煤层伪顶为一层灰色、浅灰色砂质泥岩、砂岩等，伪顶之上为一层中粒砂岩。底板为灰色、浅灰色泥土岩、泥岩。3号煤层厚度3.62—4.28m,平均4.00m，该煤层顶板为泥岩或油页岩，底版为泥岩。三层煤倾角大致为3-7°(二)煤质与用途1．物理性质及煤岩特征物理性质：1、2、3号煤层自然色彩为黑色，条痕为褐棕色，沥青光泽-玻璃光泽，性脆，内生裂隙发育，参差状断口。容重1.30-1.35t/m3,平均1.34t/m3。宏观煤岩特征：1、2、3号煤层主要为暗淡型煤，占71%，其次为亮煤，占15%，半亮煤占14%。2．煤质特征及煤类煤质特征见表1-2-2表1-2-2煤质特征表名称水分(Mad)(％)灰分(Ad)(％)挥发分(Vdaf)(％)硫(St.d)(％)磷(P)(％)发热量(MJ／kg)粘结指数胶质层厚度(mm)焦煤指数原煤1.03～3.40平均1.606.95～28.12平均14.8328.72～39.53平均35.020.40～0.53平均0.470.003～0.平均0.00934.30～35.47平均34.88精煤0.72～2.05平均1.263.28～8.平均524.29～39.00平均34.240.36～0.42平均0.4092～97平均9518.0～21.5平均19.56～71、2、3号煤层属于易选、低灰、低硫、低磷、高热值煤，根据我国现行煤炭分类原则，属于富油的肥气煤。主要用于炼焦配煤。三、瓦斯、煤尘爆炸性、煤的自燃性及地温(一)瓦斯根据焦作工学院2003年10月对东河煤矿1、2、3号煤层开采瓦斯涌出量预测，东山井初期最大绝对瓦斯涌出量5.3m3/min、相对瓦斯涌出量7.3m3/t；中期最大绝对瓦斯涌出量9.8m3/min、相对瓦斯涌出量7.2m3/t；后期最大绝对瓦斯涌出量(二)煤尘爆炸危险根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，2号煤层的煤尘具有爆炸性。(三)煤的自燃根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，1、2、3号煤层自燃等级Ⅱ级，属自燃煤层。(四)地温井田属地温正常区。四、地质勘探程度及存在问题山西省第三地质工程勘察院编制的《太原煤炭气化(集团)有限责任公司东河煤矿地质报告》(2002年3月)及相关补充资料，为设计提供了重要依据。东河井田地质报告所反映的成果和结论是可靠的，基本上能够满足建设和设计需要。但仍存在一些问题，主要为：1．本井田内钻孔多集中于中部，北部钻孔稀少，储量级别较低，煤层赋存状况不准确，应根据具体情况进一步补充勘探。2．井田北部的大片采空区应进一步勘察，探明采空区的确切范围。3．井田水文地质条件虽属简单类型，但地质报告中未提供各含水层的详细水文参数，应补充该方面的工作。第二章井田境界与储量第一节井田境界该井田由以下22个坐标点连线圈定，拐点坐标如下：点号 X轴坐标值 Y轴坐标值 1 19527000 4046500 2 19528000 4046000 3 19528000 4045000 4 19527800 4045000 5 19527800 4044100 6 19527900 4044100 7 19528500 4043370 8 19528500 4043600 9 19528800 4043600 10 19529000 4043000 11 19529650 4043000 12 19529500 4042500 13 19530360 4042500 14 19530360 4040900 15 19528900 4040900 16 19528900 4040650 17 19528600 4040650 18 19527500 4041750 19 19527650 4041750 20 19526000 4043400 21 19526000 4044100 22 19527000 4044100本井田属不规则井田，其南北最长距离为6347m，东西最长距离3358m,面积10625750m2第二节矿井储量及计算矿井工业储量由于该井田属于近水平煤层，所以在计算矿井工业储量时，直接用井田面积、三层煤的厚度与其容重的乘积计算得出，经计算得该井田的工业储量为：199339070吨。矿井设计储量根据《煤炭工业矿井设计规范》规定：计算矿井设计资源/储量时，应从工业储量中减去断层、防水、井田境界、地面建（构）筑物等永久煤柱煤量及因法律、社会、环境保护等因素影响不得开采的煤柱煤量。该井田内的煤柱损失包括井田边界煤柱、村庄及河流保护煤柱，井田边界煤柱留20m。表2-1：矿井设计储量汇总表单位：吨煤层号工业储量永久煤柱损失设计储量井田境界村庄及河流小计185431030522761878530893080697612296125695402034850660281246376630505773903569540203485066572432692093850033082合计19933907022605637176733433矿井设计可采储量根据《煤炭工业矿井设计规范》规定：计算矿井设计可采储量时，应从设计资源/储量中减去工业场地井筒井下主要巷道等保护煤柱煤量。矿井设计可采储量＝（矿井设计资源/储量-煤柱损失）×采区回采率煤柱损失包括工业场地和大巷保护煤柱，各种煤柱留设如下：水平大巷之间留25m，两侧留25m煤柱，据表土层和基岩厚度(表土移动角45°，基岩移动角72°)计算保护煤柱。当矿井报废时，预计护巷煤柱损失可回收50%左右。表2-2：矿井设计可采储量计算表单位：吨煤层号设计储量开采煤柱损失设计可采储量工业场地大巷小计采区采出率1761229612192825456934167621660.75520205972505773901447287304356044908470.75345649073500330821537957304046045784170.7534090999合计199339070120676503第三章矿井工作制度及生产能力第一节矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，该矿井年工作日为330d，每天三班作业，其中两班出煤，一班检修，每天净提升时间为16h。第二节矿井服务年限该井田储量丰富、地质构造简单、煤层生产能力大开采技术条件好，应该建设大型矿井，因此初定矿井设计生产能力为1.8Mt/a。矿井服务年限按下式计算:T=Zk/A×K=120676.5/1800×1.3=51.6a式中：T──矿井设计服务年限，a；Zk──设计可采储量，kt；A──矿井设计生产能力，kt/a；K──储量备用系数，取1.3。经计算,矿井服务年限为51.6a。根据《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井设计生产能力为1.2～2.4Mt时矿井设计服务年限应该大于50a该井田1号煤与2号煤层间距为10m，在本设计中用一个水平联合开采，2号煤与3号煤层间距为40m，宜另设水平开采，矿井第一开采水平设计服务年限按下式计算：T1=Z1/A×K=86585.5÷（1800×1.3）=37式中：T1──第一水平设计服务年限，a；Z1──第一水平设计可采储量，kt；A──矿井设计生产能力，kt/a；K──储量备用系数，取1.3。经计算,矿井第一开采水平设计服务年限为37a该矿井设计服务年限符合《煤炭工业矿井设计规》规定。第四章井田开拓第一节井田开拓方式的确定一、影响矿井开拓部署的因素1．工业广场及井筒形式的选择：2．井田面积较大，南北向最长接近5500米3．井田内未发现断裂构造，地质构造简单，煤层赋存平缓。。4．本矿井1号煤层距2号煤层约10m，2号煤层距离3号煤层15m。5二、井田开拓方案的确定1．井田开拓的原则（1）贯彻执行有关煤炭工业的技术政策，为多出煤、早出煤、出好煤、成本低、效率高创造条件。生产系统完善、有效、可靠，尽量减少岩石巷道工程量，多做煤巷。在保证生产可靠和安全的条件下，减少开拓工程量，尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。（2）必须贯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。建立完善的通风系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。（3）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散。（4）适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件。（5）减少煤炭损失。2．工业广场位置的选择由于该井田地表的地型比较复杂，主要构造形态为褶皱，所以广场选择在南柏村的西南方向处，此处有一条柏油公路，对该矿的运输相当方便。经过估算工业广场的面积大约18公顷。工业广场基本上位于井田的中部，所以井田两翼储量大致平衡。在此处布置工业广场不受洪水、岩蹦、泥石流、滑坡及森林火灾的威胁。供水距离较近，征地费用较便宜。并且位于井田埋深较浅的地方。综合考虑为最佳选择。3、风井位置的选择工业广场的2号煤层埋深为240m左右，井筒形式为一对主副斜井的井筒。井筒位于井田西南方位。初期在井田左翼（井田的东南方向）建一风井，供1、2采区服务。后期在井田右翼（井田的南方）再建一个风井，供后期3、4采区开采。在本井田的左、右翼各设一个风井，通风方式为4、确定开采水平该井田1号煤与2号煤层间距为10m，在本设计中用一个水平联合开采，2号煤与3号煤层间距为40m，宜另设水平开采，第一水平设在+1152，第二水平设在+1107水平。1号、2号煤层的生产由第一水平服务，运输大巷、轨道大巷沿着2号煤层底板布置；回风大巷布置在1号煤层中。当第一水平开采完毕后，将两斜井直接延伸到3号煤，再设第二水平来开采3号煤层。5、大巷、主要石门及暗井的位置、形状及数目。该矿的主斜井、副斜井、运输大巷和轨道大巷采用半圆拱巷型，回风大巷采用矩形巷道，两个回风立井为圆形。3条大巷、2斜井、2立井。方案比较根据该矿地面地形地质条件，考虑工业广场的选择，同时考虑井下的布局和矿井通风系统，本次资源利用方案设计提出如下两个开拓方案：方案一：主副井位于井田内的南柏村的南方，井筒形式为主斜井、副斜井，矿井通风系统为中央分列式。根据河流、大巷、村庄，将本井田划分为四个盘区，初期回风井建立在井田西南方，后期风井建在井田南部供后期使用。第一水平服务1号、2号煤层，第二水平服务3号煤层。开拓方案一插图：方案二：该方案采用主斜井、副立井。所选工业场地位置和方案一的一样，大巷的布置沿着井田西南部的边界。矿井通风系统为中央分列式。根据河流、大巷、村庄，将本井田划分为四个盘区，初期回风井建立在井田的北中部，后期风井建在井田南部供后期使用。第一水平服务1号、2号煤层，第二水平服务3号煤层。开拓方案二插图：两方案进行技术比较：表3-4-1开拓方案技术比较表方案一方案二优点1、主井和副井都在工业场地内，有利于管理。2、辅助运输量大，而且可以连续运输。1、留设的煤柱少，资源回收率高；2、大巷布置简单，运输容易。缺点1、大巷布置有急转弯，可能给运输会带来不变；2、留设煤柱多，资源回收率底。1、运煤运料折返率大；2、主、副井不在同一工业场地，不利于管理；3、辅助运输受到运输设备限制可能影响生产进度。两方案进行技术比较：方案二的巷道掘井量明显比方案一的要多；但方案一的副井井筒掘进量比方案二的稍多，而且维护费用也稍高点。通过上述两方案技术经济比较可知，方案一比方案二技术上较优越,故设计推荐采用方案一。开采水平的划分大巷位置的确定一、开采水平开采水平的布置主要包括运输大巷、主要石门及暗井的位置、形状及数目。依据2006年实施的新《煤炭工业矿井设计规范》3.3.1开拓巷道布置应根据煤层赋存条件、地质条件、开采技术条件和矿井开拓、通风、运输方式等因素确定，并应符合下列规定：①开采近距离多煤层时，宜采用集中或分组运输大巷布置方式；煤层(组)间距大时，宜采用分层运输大巷布置方式；②开拓巷道不得布置在有煤与瓦斯突出危险煤层中和严重冲击地压煤层中；③当煤层无煤与瓦斯突出危险、无冲击地压，煤层顶底板围岩较稳定、煤层较硬、含水量较小，或自燃发火、高瓦斯煤层采取安全措施在技术可行、经济合理时，主要运输大巷及总回风巷宜布置在煤层中；④近水平多煤层开采，采用分层或分组布置运输大巷时，宜将开采水平分层(组)运输大巷重迭布置；⑤开拓巷道布置应避开应力集中区和活动断层，且不宜沿断层布置。3.3.2当开采煤层上部留设防水(砂)煤岩柱时，总回风巷道应设在防水(砂)煤岩柱以下。3.3.3主要运输大巷、总回风巷支护方式，应根据围岩性质、地压状况、巷道用途及服务年限、通风安全等因素确定，并应符合下列规定：①岩石巷道应优先选用锚喷、挂网锚喷等支护；

②半煤岩及煤巷宜选用锚喷、挂网锚喷、锚索或型钢支架等支护方式。开采水平和阶段高度的确定开采水平的确定直接影响矿井的基本建设投资及生产经营费用，是井田开拓的重要参数，必须多方比较后确定。开采水平高度根据煤层赋存条件、生产技术水平及水平接替等因素综合考虑确定。应从以下几方面进行分析研究论证：（１）具有合理的阶段斜长，主要考虑煤的运输、辅助运输和行人条件等。（２）具有合理的区段数目。（３）要有利于采区的正常接替。（４）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量，服务年限必须符合矿井设计规范的规定。（５）要使水平垂高在经济上有利。为扩大水平的开采范围，对倾角在16°以下的缓倾斜煤层，可以采用上下山开采。在井田深部受自然条件限制时，且储量不多，深部境界不一致，设置开采水平有困难或不经济时，可在最终水平以下采用下山开采。在开采水平以上的上山煤层斜长过大，用一个阶段开采技术上有困难，安全上又不可靠时，可考虑设置辅助水平。用多水平上、下山开采的矿井，为了解决下山采区排水、通风和辅助运输等困难，也可以考虑设置辅助水平。开采近水平煤层分煤层开拓，距开采水平较远的煤层，其储量不大，设置开采水平不经济时，也可以设置辅助水平。设置开采水平时，要综合考虑各种因素，择优而定。2、开采水平的选择根据煤层赋存及开采技术条件，1号煤层和2号煤层设第一水平，3号煤层中设第二水平。第一开采水平标高为：1152m，第二水平开采水平标高为：二、大巷位置的确定开拓巷道的布置应符合下列规定：（１）开采近距离多煤层时，宜采用集中或分组运输大巷布置方式；煤层（组）间距大时，宜采用分层运输大巷的布置方式；（２）开拓巷道不得布置在有煤与瓦斯突出危险煤层中和严重冲击地压煤层中；（３）当煤层无煤与瓦斯突出危险、无冲击地压，煤层顶底板围岩较稳定、煤层较坚硬、含水量较小，或自燃发火、高瓦斯煤层采取安全措施在技术可行、经济合理时，主要运输大巷及总回风巷宜布置在煤层中；（４）近水平多煤层开采，采用分层或分组布置运输大巷时，宜将开采水平分层（组）运输大巷重迭布置；（５）开拓巷道布置应避开应力集中区和活动断层，且不宜沿断层布置；根据煤层赋存及开采技术条件,运输大巷在2号煤中沿底掘进，轨道大巷在2号煤中沿底掘进，集中回风大巷在1号煤层中沿顶掘进，巷道平行布置，间距25m。运输大巷、轨道大巷均为半圆拱断面，回风大巷为矩形断面，运输巷和轨道巷均采用锚网喷支护，回风巷采用锚喷支护。运输大巷铺设胶带输送机担负运煤任务，轨道大巷铺设轨道担负辅助运输任务，回风大巷三、采区划分及开采顺序采区是矿井最基本的生产单元，采区走向长度的合理与否，对矿井的生产管理，采区的正常接替和均衡生产，以及对改善矿井技术经济指标等方面都有很大影响。如采区走向长度过大，将使区段巷道的维护费、运输费增高，区段平巷中运输设备台数增多，相应故障也将增多，影响正常生产，使采区的吨煤成本和准备时间也将有所增加。但采区长度过短，采区可采煤量就少，采区服务年限相应就短，造成工作面搬家频繁，影响采区或工作面的正常接替，不利于稳产高产，同时降低了采区的回采率，增加了掘进率。而采区长度的决定，还受开采技术水平、顶板岩石性质、巷道布置方式、区段运输设备、机械化程度、煤的发火期、分层假顶材料耐腐期等的影响。所以确定采区长度时，应结合具体情况，进行综合分析。划分采区时，经常受一系列自然条件和技术经济因素的影响，如在生产中可以大的断层、背斜或向斜轴线、无煤地带、媒质界限、煤层厚度和倾角变化线以及地面河流、铁路、建筑物等的安全煤柱，作为采区的界限。若无这些自然条件作为采区的界限时，就要从技术经济等方面的因素加以综合考虑。采（盘）区开采顺序一般有两种方式：前进式、后退式。采用前进式初期工程量少、基建投资少、工期短、投产快。但采用前进式有时会带来由于回采的采动影响，而使运输大巷（特别是位于煤层中时）不好维护，易于漏风，煤易于自燃，已采区又不易密闭等问题，为消除这些缺点可以采用后退式。实际中应根据上述两类因素的表现程度不同，具体分析、全面考虑来确定采用哪种方式。采区划分应符合下列规定：（１）当井田内有对采区巷道布置和工作面回采影响较大的断层或褶曲区造时，应以其断层和褶曲轴部作为采区划分的自然边界；（２）当井田地面有重要建（构）筑物，按其保护等级划分必须留设保护煤柱时，采区划分应以其保护煤柱为边界；（３）当井田内无影响工作面正常回采的断层或断层构造较少时，应按开采工艺、通风、运输和巷道维护要求，合理划分采区；（４）开采有煤与瓦斯突出危险和突水威胁的煤层时，应按开采保护层、抽放瓦斯及单独开采等技术措施要求，合理划采区；（５）井田内小断层较多且对工作面回采有一定影响，当采区划分避不开时，宜避免工作面回采方向和断层走向呈小角度斜交；（６）开采煤层群时，应按集中和分组布置开采方式的不同，划分集中煤组采区和分煤组采区；（７）近水平煤层开采，宜在开采水平运输大巷两侧划分盘区；（８）有条件时，应在井筒附近划分中央采区。根据选定的开拓方案一，由于井田是一个不规则的图形且井田内的留设的煤柱较多，所以将井田划分为四个采区，初期投产和移交第一采区，然后开采二采区。在一采区中首先回采1101工作面。达到设计生产能力时工作面的配备根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，矿井设计移交生产标准为1.2Mt/a的矿井。要求：（1）、井上，下各生产系统基本建成，并能进行安全生产；（2）、“三量”达到标准；（3）、回采工作面长度一般不小于设计回采工作面长度的50%；（4）、工业广场内的行政，公共建筑及其设施全部建成；（5）、居民区及其设施基本建成。根据这些规定，设计本井田在一盘区1号煤层先投产，1号煤层属于厚煤层，全区可采，稳定。投产一个工作面可以保证矿井井型的要求。所投产的工作面遵循早投产、早见效的方针，设置在一采区依工业广场侧，工作面长度规定为200m，采高为6.0m，煤容重为1.34t/m3，选用采煤机每天进刀量为6刀，平均每个生产班为3刀，截深为800mm，全年工作日为330天，工作面回采率为93%，经计算进入正常生产后完全可以达到180Mt全矿井同时配备2个掘进工作面，实行“采掘并举，掘进先行”的技术政策，使全矿井做到采掘平衡。掘进工作面采用综合机械化掘进机组，根据《煤炭工业矿井设计规范》规定：平巷掘进速度采用综合机械化掘进机组煤巷月掘进速度不低于500m，半煤岩巷月掘进速度不低于350m。根据以上规定回采完成一个工作面时间约为290d时间，布置一个工作面所需时间约为200d时间，工作面采掘关系基本平衡。另外还需掘进大巷掘进，所以需要布置2个掘进工作面。采掘工作面个数比为：确定矿井的采掘比为1：2矿井基本巷道及建井第一节井筒与大巷一.井筒署共布有四个井筒，即主斜井、副斜井、前期回风立井、后期立井。（一）主斜井井筒表土段采用料石砌碹，基岩段采用锚喷支护，半圆拱断面，本设计中主斜井选取带宽为1200mm的花纹皮带运煤，其断面布置：皮带的架子宽度1760mm，皮带架子与巷道壁间安全距离为500mm,检修道的宽度880mm,检修道和皮带架子之间的距离为800mm，行人道1060mm，巷道的壁高1200mm,宽度为5000mm,半径为250通风校核：v=Q/S0式中，Q——为风量，40S0——为有效面积，主井内不设梯子间这里S0=0.9S=0.9×15.81=14.23m故风速v=52÷14.23＝3.65m/s≤Vmax＝4m/s(二)副斜井井筒表土段采用料石砌碹，基岩段采用锚喷支护，半圆拱断面，长度645m，本设计中副斜井选择轨道是600mm，双轨铺设。，铺设行人台阶和安设扶手阶，兼作矿井的安全出口其断面布置：平板车宽1520mm,车与车的外面间距为300mm,,车外廓与另一侧巷道壁的距离为550mm,行人道1010mm，巷道的壁高1500mm,以上的布置均是符合《煤矿安全规程》的规定，具体见断面图。通风校核：v=Q/S0式中，Q——为风量，40m3S0——为有效面积，主井内不设梯子间这里S0=0.9S=0.9×16.77=15.09m故v=70÷15.09＝4.64m/s≤Vmax＝8m(三)前、后期风井井筒表土段采用料石砌碹，基岩段采用锚喷支护，风井井筒断面为圆形，直径取5000mm，该井用来回风，通风校核：v=Q/S0，根据《煤矿安全规程》第一百零一条：设有梯子间的井筒或修理中的井筒，风速不得超过8m式中，Q——为风量，112mS0——为有效面积，故v=Q÷S0=112÷19.52＝5.74m/s≤Vmax＝8m二、巷道（一）、大巷的用途、布置及装备初步设计的井田中，布置有三条大巷，分别是运输大巷、轨道大巷、回风大巷。运输大巷和轨道大巷作为进风巷，回风大巷作为回风巷使用。三条大巷分别为：1、运输大巷：主运输方式为胶带输送机运输，该运输机将煤运到位于井底车场的井底煤仓中，而主斜井中的胶带输送机运输则通过2号煤层直接到井底煤仓下。根据矿方已选定设备，运输大巷选用一部SSJ1200钢丝绳芯强力胶带输送机，带宽1200mm，运输量1100t/h。2、轨道大巷：大巷辅助运输采用无极绳连续牵引绞车运输，工作面所需的材料由副斜井下放至井底车场，经过轨道大巷、运料斜巷、轨道顺槽，送往各工作面。掘进所出的矸石，通过轨道顺槽、轨道大巷，经副斜井提至地面。辅助运输采用无极绳连续牵引绞车运输。3、回风大巷：既作回风使用又作安全出口。4、工作面顺槽：工作面顺槽采用双巷掘进，首采工作面掘进一条运输顺槽，两条回风顺槽及开切眼，总计巷道长度2860m巷道特征见表4-表4-1-2主要巷道断面特征表序号巷道名称断面形状断面尺寸（mm）支护方式支护厚度（mm）净（m2）掘进断面（m2）净宽净高1运输大巷半圆拱50003700锚索、锚杆、、网、喷射混凝土10014.1615.812轨道大巷半圆拱49003950锚索、锚杆、、网、喷射混凝土10015.0816.773回风大巷矩形40003000锚网、喷射混凝土10012.0013.444工作面运输顺槽矩形38002700锚网10.2610.265工作面回风顺槽矩形38002700锚网10.2610.266开切眼矩形60004000锚索、锚杆、网24.0024.00（二）风速验算井型1.8Mt/a的矿井所需风量大约为112m井巷名称允许风速最低最高无提升设备的风井和风硐15专为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷8架线电机车巷道1.08运输机巷，采区进、回风巷0.256采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中的岩巷0.154其它通风人行巷道0.15根据公式：；验算各井筒、大巷风速均符合《煤矿安全规程》的规定。并且各断面均能满足安全、运输的要求，所以所设计断面合理。（三）巷道内设备及巷道的设计轨道大巷运输设计选型如下：设备名称设备型号外形尺寸（长×宽×高mm）人车PRR8-6163460×1024×1520运矸矿车MGC1.1-62000×880×1150平板车MP3-63410×1520×480材料车MLC3-62400×1050×11501、巷道净宽度的确定B=a+2A式中，B—巷道井宽度。ma--非行人侧的宽度，按《煤矿安全规程》a≥0.3m,这里取a=5A1–运输设备的最大的宽度，本矿中电机车宽为1054mm，人车宽为1200mm，运矸石车宽为1150mm，平板车宽为1520mm，材料车宽为1200mm，故这里取1520mm。c—人行道的宽度，从巷道渣面起1.6m的高度内c≥0.8m,在人车停车点c≥1.0m，这里取1010mm.t—两列车对开时最突出部分之间的距离，按《煤矿安全规程》的规定，t≥0.2m，在采区装载点t≥0.7m，在矿车摘挂点t≥1.0m，本次设计巷道断面仅为一般巷道断面，采区装载点和矿车摘挂点不在本次设计内，故取t=300m。故B=a+2A1+c+t=0.55+1.52×2＋0.3＋1.01＝4.9m.故2、巷道净高度的确定巷道净高度3.95m.掘进高度4.3、巷道内采用锚喷支护，其中锚杆采用2000mm，间距800m,顶部5根，两帮各2根，间排距54、本矿井最大涌水量为3003/d，大巷内水沟为宽300mm,高为35、道渣高度为100mm6、巷道内轨道型为24kg/m，轨距为600mm。具体见断面图图纸。运输大巷运输设计选型如下：设备名称型号外形尺寸（长×宽×高mm）带式输送机ST1200--×1760×1510mm检修矿车MGC1.1-62000×880×1150mm具体断面图见图纸。回风立井的设计考虑风速和所需风量，其断面尺寸具体如下：净宽：4.0m，掘进宽度：4.2m,净高：3.0m,掘进高度为3.2m，表土段砌碹第二节井底车场硐室在副井井底布置有水泵房、水仓、中央变电所等主要硐室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面，锚喷支护。1.井底车场：井底车场由高低道和车场组成。经计算高低道长度为30m,车场长为1.5-2.0列列车长，其长度为60m.故井底车场总长为90m.井底车场平面布置见图4-2-12.井下配电室及水泵房：本次设计井下配电室及水泵房布置在副井井底2号煤层的顶板岩层中。配电室和水泵房底板标高高出井底车场底板0.5m。配电室和水泵房净宽5.0m,总长54m。其中配电室长23.25m。水泵房3.水仓：矿井在泵房北侧布置主副水仓，布置在2号煤层底板岩石中。为了减少水仓的泥污量，在水仓入口段设溢水式沉淀池，水仓采用一部调度绞车牵引矿车清理，沉淀池人工清理。主、副水仓采用联合布置的形式，即在2号煤层底板岩石中掘一条巷，中间加隔墙。建井工作计划一、项目实施前期工作1、工程情况及施工准备的内容与进度本项目为机械化新建矿井，矿井设计生产能力达1.8Mt/a，主、副井同时掘进。施工项目应通过组织竞标，选定经验丰富、装备精良、有先进管理水平的施工队伍，保证矿井按期建成投产。依据矿井新建达到的标准，确保矿井开工后各项工程建设顺利地按计划施工、移交及达产，并创造条件加快矿井建设速度，施工安排三个掘进队，施工主斜井、副斜井、回风立井、三条大巷和工作面运输和回风顺槽。在施工准备期间，除做好各项技术准备、劳动组织工作外，还应重点完成以下工程的施工及其准备工作：1）根据设计图纸及工业广场的布置情况进行测定主、副斜井井位；2）配套、完善工业场地施工所需要供水、供电、道路及通信设施及新建主、副斜井工业场地的四通一平(通电、通水、通信、交通、平整施工场地)工作，为正式施工做好准备；3）本着矿井地面临时设施尽量从简，力求利用永久设施及现有工业广场设施的施工原则，主、副斜井井口永久建筑及设施宜尽量提前开工，按照永久工程设计规格预先建成而加以利用；4）做好矿井开工需要的设备、“三材”等物资供应；5）主、副斜井施工和永久砌筑及其配套设备的安装，6）场内临时建、构筑物布置和临时生活条件形成；7）项目招标确定施工队伍，并组织施工人员培训。二、移交标准矿井设计生产能力1.8Mt/a，以一个采区一个综采工作面保证矿井设计生产能力。矿井移交时要完成设计规定的全部井巷工程、地面相关生产及辅助生产建、构筑物和机电安装工程，主要包括以下内容：1、井下生产系统：全部井巷工程量、工作面装备及其配套的运输、通风、供水、供电、通讯等系统；2、地面生产系统：与生产能力相适应的全部为生产、生活服务的各项设施和行政福利设施；3、井上下机电设备安装：完成全部井上下工程配套的机电设备、管线安装，经全矿井联合试运转，验收合格后移交生产。三、施工进度指标施工进度指标的确定以《煤炭工业矿井设计规范》为依据，同时参考了国内施工队伍的实际水平，井巷工程施工进度具体指标确定如下：斜井井筒表土段：60m/斜井井筒基岩段：80m/立井井筒表土段：60m/立井井筒基岩段：70m/月半煤岩锚喷巷道：350m/岩巷：150m/月煤巷：400m硐室：300m／月设备安装及联合试运转按3个月考虑。四、井巷主要连锁工程的确定1、施工工期的安排原则1）本矿井工程施工工期排队，只进行了矿建工程的施工排队，土建、安装工程应配合矿建工程的施工，交叉和平行施工。细致安排各单位工程的施工顺序，为矿井建设主要矛盾线上的各单位工程的及早开工做好准备，并为其连续快速施工做好周密安排，以保证按期或提前完成矿井建设任务。2）以井巷工程为主，机电安装、土建工程与之相适应。井巷工程是影响矿井建设的主要矛盾，始终要从人、财、物诸方面优先保证。3）不在主矛盾线上的巷道，要合理安排工期，减少巷道维护工作量。2、主要连锁工程的确定矿井的各类工程互相应创造有利的施工条件，在条件允许的情况下，充分利用时间和空间进行交叉平行作业，提高整体效益。确定矿井施工的主要矛盾线，细致安排主要连锁工程的施工。3、矿井移交工期通过井巷工程排队，矿井建设工期为19.2个月，安装调试3个月，建设总工期22.2个月。井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。井巷工程施工进度详见表4-第六章采煤方法第一节采煤方法的选择一、采煤方法的选择应遵循下列原则：（一）缓倾斜、倾斜、薄及中厚煤层采煤方法对缓倾斜、倾斜、薄及中厚煤层，一般使用单一走向长壁采煤法；倾角小于12°时，可以考虑采用倾斜长壁采煤法开采。采用走向长壁采煤法，采空区可以采用全部垮落法处理，但直接顶为坚硬难垮落的岩层、或受其他条件限制时，可以考虑采用充填法或刀柱法处理采空区。对于大型矿井的缓倾斜、中厚煤层，煤层赋存稳定、顶底板较好的走向长壁式工作面，一般应采用综采。确定走向长壁采煤法的工作面长度和年进度时，应参照设计规范的规定和生产矿井的实际经验进行。设计规范中规定：综采工作面的长度，一般为150至200m，年进度一般为900至1200m。采用倾斜长壁采煤法时，目前主要应参照生产矿井的实际经验，确定采空区处理方法，回采工艺方式，以及工作面长度和年进度。（二）缓斜、倾斜厚煤层的采煤方法对缓斜、倾斜厚煤层，一般采用倾斜分层下行垮落走向长壁采煤法，分层厚度为1.6至2.5m。煤层厚度大、分层数目多、工作面推进速度慢、单产低时，可以采用分层同采的开采顺序；煤层厚度不太大，顶板岩石性质有利于形成再生顶板、工作面推进速度快、单产高的综采工作面，可采用分层分采的开采顺序。在厚度为6m以上的缓倾斜厚煤层中，可以采用一次采全厚放顶煤采煤法开采。（三）急倾斜煤层的采煤方法急倾斜煤层应优先考虑采用伪斜采煤法，其工作面伪倾角一般不小于25°，不适于采用伪斜采煤法的，可以采用倒台阶采煤法、水平分层或其他采煤法。2.0m以上的煤层，可采用水平分层或其他采煤法，但不得采用高落式和仓柱式等采煤法。该矿井为近水平厚煤层，煤层结构简单，采用倾斜长壁采煤法开采。根据煤层赋存条件及井田开拓部署，本着投资少、见效快、安全性好和回采率高的原则，结合矿井采掘设备装备情况和生产技术管理水平，设计推荐1号煤层采用大巷条带式放顶的采煤方法,2、3号煤层采用大巷条带式一次采全高的采煤方法，顶板管理采用全部跨落法。根据采区工作面生产条件和生产能力，考虑到各采掘设备之间的配套关系，矿井选用设备如下：采煤工作面主要设备配备有采煤机、可弯曲刮板输送机、转载机、液压支架、乳化液泵站、喷雾泵站、顺槽胶带输送机等。二、运输设备的选型和计算1．采煤机回采工作面的日生产能力Q为：Q=LShCr=200×4.8×3.5×93%×1.34＋200×4.8×2.5×75%×1.34=6600t/d式中：L—设计工作面长度，200m;S—工作面的日推进度，4.8m/d;h—工作面采高，3.5m;放顶高2C—工作面回采率，中厚煤层取93%，放顶煤75%；r—实体煤的容重，1.34t/m3小时生产能力Q1=Q/（采煤机开机率×生产时间）=6600÷(0.5×16)=835t/ht—每班的运输时间，8h/班；n—每日生产班数，2班/d;采煤机牵引速度：采煤机平均截割牵引速度VcVc=Q/(60×B×H×γ×C)=825/(60×0.8×3.5×1.34×0.93)=3.50m式中：Vc——采煤机平均截割牵引速度，m/min；Qh——采煤机可实现的生产能力，t/hH——平均采高，3.B——截深，0.8m；γ——煤的容重，1.34t/m3；C——工作面回采率，0.93;采煤机选用MGT375/750型双滚筒液压牵引采煤机：MGT375/750型双滚筒液压牵引采煤机项目数据单位1.最大计算生产能力839.4t/h2.采高2.3-4.2m3.装机功率2*375kW4.供电电压1140v5.滚筒直径1600、1800、2000mm6.截深630、686、800mm7.牵引力385kN8.牵引速度0-6.5m/min9.灭尘方式内、外喷雾10.主机重量40t11.最大不可拆卸尺寸mm12.最大不可拆卸重量t2、液压支架设计选用ZFS6200/18/35型支架。①、工作面顶板压力估算：P=8倍采高×岩石容重工作面采高3.5m，顶板岩石平均容重取2.5t/m3则工作面顶板压力为：P=8×3.5×2.5=70.00（t/m2）=0.68MPa②、每架支架所需工作阻力q=P×S式中P—工作面顶板压力，t/m2S—每架支架支护面积，m2q=68×7.38=349.44t=5018.4kN③、ZFS6200/18/35型支架每架工作阻力5238kN，支护强度0.8－0.85Mpa，所以能够满足支护要求，支架选型合理。液压支架主要参数见表5-1-6表5-1-6型号支架型式支撑高度(m)适用倾角(°)ZFS6200/18/35支撑掩护式1.8~3.5≤20工作阻力(kN)初撑力(kN)支架中心距(mm)支护强度（MPa）6200523815000.8~0.85支架重量（t）最大不可拆卸件外形尺寸(mm)生产厂北京煤矿机电厂3、可弯曲刮板输送机本矿井使用可弯曲刮板输送机两台，其型号及参数如下：产品型号SCZ-730/320输送量（t/h）700运输距离(m)200装机功率(kw)160*2链速(m/s)0.95链条破断拉力(Kn)850中部槽规格(长*宽*高)1500*764*2224．工作面转载机根据工作面的运输能力的要求，选用SZZ764/160型转载机.其参数如下表。型号运量(t/h)运距(m)带速(m/min)带宽(mm)功率(kw)电压(v)SZZ-764/132 110012.41.2876413211405．顺槽胶带输送机根据工作面生产能力，选用SSJ1200/3*200M型胶带输送机.技术参数如下表。型号运量(t/h)运距(m)带速(m/min)带宽(mm)功率(kw0电压(v)SSJ1200120015003.512003*200660/1140表5-1-7序号设备名称设备型号容量（kW）单位数量备注使用备用合计1液压支架ZFS6200/18/35架130131432端头支架ZT1P28000/17/35架663单体液压支柱DZ30-25/110Q根5010604采煤机MGT375/7502×375台115刮板输送机SCT-730/3202×160部116桥式刮板转载机SZB-730/7575部117胶带输送机SSJ12003×200部118连续运输机SQ-120075台339破碎机PEM980×81555台1110乳化液泵BRW315/31.531.5个2211液压支柱注液枪DZ-Q1个21312喷雾泵XPB250/5.537个11表5-1-8掘进工作面主要掘进机械配备表序号设备名称型号单位数量1掘进机EBJ-132A台22锚杆机RB2-88A台2三、回采工作面个数、产量及装备水平根据矿井规模、工作面单产能力，采用一个工作面保证矿井1800kt/a的设计生产能力。综采工作面布置于1号煤层中。1号煤层平均厚度6.0m,采3.5m，放顶采2.5m。工作面长200m回采工作面生产能力的计算：Q1=l×h×γ×b×n×N×c式中：Q1———工作面年产量，t/a；l———工作面长度，设计为200mh———首采区工作面平均采高，1号层为4.0m，放顶2.0mγ———原煤容重，1号煤层1.34t/；b———日推进度，4.8m/dn———年工作天数，330d；N———正规循环系数，0.8；c——工作面回采率，1号煤层取93%,放顶部分取75%。Q1=3.5×200×4.8×0.8×330×93%×1.34＋2.5×200×4.8×0.8×330×1.34×0.75=1742.20kt.掘进出煤按其年产量的10%计算矿井总产为：Q总=1742.2×1.1=1916.42kt一个工作面产量大于1800kt，满足设计要求。四、回采工作面回采方向和接替回采工作面采用后退式回采，工作面采用顺序接替。第二节确定采（盘）区巷道布置和要素一、采区巷道布置方案根据煤层赋存条件及开拓巷道所在位置,煤层为近水平煤层且整个井田内地质构造少，煤层赋存较稳定，所以综合考虑采用长壁综合机械化采煤工艺。采区巷道布置有两种方案：方案一：采用倾斜长壁采煤法，划分成几个条带，轨道大巷和运输大巷集中布置到2号煤层中，回风大巷布置在1号煤层。两个工作面共用一个煤仓，将煤溜到运输大巷，通过运料斜巷来运送材料。方案二：方案二同方案一相类似，在一号煤层中一条辅助运输行，工作面出煤通过辅助巷运往上仓皮带巷中部，然后到煤仓。运料与方案一相同。方案比较：优、缺点方案一方案二优点系统简单，便于操作、管理，井巷工程量少。便于操作、管理，运输距离短。缺点运输距离长掘进量较多，比方案一明显多掘一条运输巷。在比较中方案一与方案二相类似，从长远角度看，方案一比方案二较优越。比较后，选择方案一。二、采区尺寸及巷道布置1、采区尺寸和采区服务年限一采区南北宽1778m，东西长为1083m，面积1858425m2。采区内可采储量2、采区巷道布置在一盘区南部布置1101首采工作面。1101工作面长度200m，条带煤柱宽度为16m。工作面推进长度为三、采区运输、通风、排水1.运煤系统工作面（可弯曲刮板输送机）→工作面运输顺槽（可伸缩胶带输送机）→采区煤仓→集中运输大巷（固定胶带输送机）→井底煤仓→主斜井（固定胶带输送机）→地面。2.辅助运输系统地面→副斜井→井底车场→集中轨道大巷→运料斜巷→工作面回风斜巷→工作面。3.通风系统地面新鲜风流→主斜井、副斜井→井底车场→集中运输和轨道大巷→进风行人斜巷→工作面运输顺槽→工作面→工作面回风顺槽→回风大巷→左翼回风立井→地面。4.排水系统工作面运输（回风）斜巷→进风行人斜巷（运料斜巷）→集中轨道大巷→井底水仓→管子道→副立井→地面“井下水处理站”。5、运人系统：人员从地面乘坐人车→副斜井→井底车场→轨道大巷→停车点下车→步行通过进风行人斜巷→轨道顺槽或掘进进风巷→工作面。出来的顺序反向即可。6、排矸系统：工作面→工作面回风顺槽→运料斜巷→集中轨道大巷（固定矿车）→井底车场→副斜井→地面。回采工艺与劳动组织一、回采工艺该煤矿井田地质条件较简单，煤层为近水平煤层，井田内1号煤层平均厚度为6.0m，顶、底板稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件,确定采用综合机械化单一倾斜长壁采煤法，使用综采放顶采煤工艺。回采工艺过程如下：（一）采煤机落煤装煤采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为：采煤机面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。工作面割煤方式为往返一次割两刀，这种割煤方式效率高，适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采工作面。采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀，使用割三角煤进刀方法，其进刀过程为：①当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；②调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后，将输送机移直；③再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换滚筒位置，返程正常割煤。（二）移架液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。（三）综采面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，伸直护帮板,输送机逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深,采煤机割完第二刀后进行推溜、移架。这种支护方式，推移输送机后在底座前端与输送机槽之间没有一个截深富裕量，比较能适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板,但对直接顶稳定性差的顶板适应性差。若煤壁容易片帮时，可在前滚筒割过后将护帮板伸平，护住直接顶,随后推移输送机。（四）综采面端头作业综采面端头支护方式两边都布置3架端头液压支架，超前支护采用单体液压支柱加金属长梁而组成的迈步抬棚，该方式适应性强，有利于两侧液压支架的稳定，保证工作面安全生产。（五）运煤采煤机采下的煤直接装上刮板输送机经破碎机、转载机后由带式输送机运出。二、劳动组织形式根据工作面情况，采煤机司机、移架支架工、移刮板输送机工、机电维修、安全员、瓦检员、送料工、泵站司机、顺槽皮带司机、开溜工为专业工种，由专人负责；其它工作如清煤等均由综合工种完成。采煤工作面劳动组织见表5-3-表5-3-序号工种出勤人数合计一班二班四班1班长11132采煤机司机3363支架工66124端头支护工4485集中控制工2246输送机司机3367泵站工1128运料工22269机电维修工22101210瓦检员111311浮煤清理员222612安全员111313综合工种223714合计30302080盘区的准备与工作面接替本矿井设计产量为1.8Mt/a吨，设计一个工作面开采达到设计生产能力，两个掘进工作面满足矿井生产。一、巷道断面和支护形式井底车场巷道和运输、轨道大巷采用半圆拱断面，锚喷支护；回风大巷采用矩形断面，锚喷支护；顺槽采用矩形巷道，使用锚杆支护，必要时加网。二、巷道掘进进度指标巷道掘进进度指标采用如下数值：半煤岩锚喷支护巷：350m/半煤岩锚杆支护巷：400m/煤巷：500m/三、掘进工作面个数和掘进面的机械配备为了保证采煤工作面正常接替，根据回采工作面和掘进工作面的推进速度，全矿配备两个掘进工作面，一个综掘工作面用于2号煤层顺槽巷道掘进，一个综掘工作面用于大巷掘进及有关硐室施工。综掘工作面机械设备配备见下表5-4-1表5-4-1序号设备名称型号容量（KW）单位备用数量1掘进机EBJ-132A132台52带式转载机QZP-1607部33双向运输皮带SJ-800A100部24湿式除尘器SCF-618.5台25水泵3BA-13B2.2台56局扇JBT6228台247锚杆机RB2-88A88台248喷浆机2PG-Ⅱ5.5台229搅拌机安Ⅳ5.5台22四、矿井采掘比例关系和掘进矸石率全矿有一个回采工作面，两个掘进工作面，采掘比为1：2。该矿所有巷道均采用煤巷，半煤岩巷，所以该矿井出矸量较少，对副立井的提升能力要求也较底。初步设定该矿井的出矸率为10%。五、工作面接替一采区1101工作面推进长度为1367m，年推进度为1584m，即第一个条带采煤时间为298d左右。工作面接替采用顺序接替，即按1101、1102、1103、1104……依次开采。顺槽掘进以满足工作面接替为宜。大巷掘进以超前掘进工作面200第七章井下运输第一节运输系统和运输方式的确定辅助本矿轨道大巷布置双轨，采用无极绳连续牵引矿车、材料车、平板车和人车来排矸石、运料、运送人员和运设备等。轨道大巷采用无极绳连续牵引绞车，是辅助运输连续化的首选设备,完全能够满足辅助运输的要求。回采工作面回风顺槽选用JD-40型调度绞车,功率40kW。轨道大巷铺轨轨距为600mm，铺设30kg/m钢轨。运输根据选定的开拓方案，矿井大巷材料运输采用连续牵引轿车，铺设轨道；运输大巷内煤的运输采用胶带输送机运输。采用600毫米轨距的30kg各带区采出的煤，经过工作面（刮板输送机）——工作面运输顺槽（胶带输送机）——采区煤仓——运输大巷（胶带输送机）——上仓皮带巷（胶带输送机）井底煤仓，再通过主斜井（胶带输送机）将煤运至地面。各带区所需的材料和设备，通过副立井下放至井底车场，再通过井底车场、轨道大巷、运料斜巷、回风顺槽运至工作面。各带区掘进所出的矸石，通过工作面回风顺槽、运料斜巷、轨道大巷、井底车场，通过副立井将矸石提至地面。各井巷钢轨类型：轨道大巷30kg/m；工作面轨道平巷30kg/m。轨距都为第二节各巷道断面运输设备的选择一、矿车、材料车、平板车和人车为满足井下材料、人员、矸石、设备的运输，布置轨道大巷，本设计中矿井辅助运输方式采用连续运输车。连续运输车：采用无极绳运输原理，设备简单，维护量小，初期投资低，是顺槽运输连续化的首选设备。综合以上各种新型运输设备分析，连续牵引车投资少、管理简单，维修量小，能满足本矿设计初期生产要求，故初期采用该设备用于轨道大巷及回采巷道。矿车选型本矿各类矿车均选用600mm轨距运矸采用1.0t固定矿车，型号MGC1.1-6;材料运输选用3.0t材料车，型号MLC3-6;设备运输选用3t平板车，型号MP3-6;运人采用平巷人车，型号PRR-616。矿车数量矿车数量根据《煤炭工业设计规范》的要求和该矿实际情况，各类矿车数量见下表：

各类矿车数量表矿车类型矿车型号数量（辆）备注人车PRR-61630具体数量视实际情况而定运矸矿车MGC1.1-630具体数量视实际情况而定平板车MP3-630具体数量视实际情况而定材料车MLC3-630具体数量视实际情况而定见巷道断面图。 第八章矿井提升第一节提升设备本矿设计生产能力为1800kt/a。经计算：主斜井配备带宽1200mm、SSJ1200的大倾角钢丝绳芯胶带输送机1台，带速2m/s；Y系列4级电动机，N=185kw，V=380V，n=1480rpm电动机一台；DCY450—31.5减速器1台（带有冷却风扇和逆止器）；YOXⅡ副斜井配备JK—2/20型绞车，20NAT6×7+FC1570208138钢丝绳（直径20mm），捻向为右向捻（Z），YR系列8级电动机1台（功率132kw、电压380V一、主斜井一)设计依据1、生产能力：450Kt/a，按150t/h设计。2、输送物料名称：原煤3、最大粒度：300mm4、物料松散密度：γ=0.9t/m35、输送距离：Lh=397m，倾角25°，垂深1686、受料点：一个7、驱动方式：单传动滚筒单电机二)参数及计算1、带宽的选择选择B=800ST1000大倾角钢绳芯胶带，单位长度重量q=19.7kg/m，此时带速选用2m/s。3、输送机传动滚筒直径由于传动滚筒外加有摩擦衬垫，所以传动滚筒的直径D=830mm。滚筒采用高强度铸焊结构，滚筒轮毂与轴连接采用胀套形式，筒体表面要有铸胶衬垫，具有自清功能。4、其它参数的选择①托辊的选择选用φ108mm的托辊，缓冲托辊直径要大于托辊直径一个级别。托辊的理论寿命不低于3万小时。②托辊采用高频焊管（有缝），冲压轴承座，采用的托辊应保证物料对胶带的压力较采用普通槽式托辊时增加1.433倍，以保证物料正常运输，不会发生下滑事故。上托辊间距1.2m，下托辊间距3m。托辊转动部分质量：上托辊：下托辊：③运行阻力系数④摩擦系数选单电机单滚筒：围包角：⑤改向滚筒选用D1=500mm的改向滚筒。5、胶带运行阻力计算输送机正常运行时传动滚筒总圆周力：正常运行时传动滚筒的轴功率：6、张力计算布置形式见图7—1—1。此时s1点张力最大，s3点是下支最小张力，s4是上支最小张力。s3≈s4=8kN7、校核B=800mmST1000的胶带满足要求。8、安全系数：满足要求。9、计算电动机总功率考虑各种附加功率，选用Y系列4级电动机，N=185kWV=380Vn=1480r/min的电动机。10、减速器和偶合器的选择选用DCY450—31.5减速器1台（带有冷却风扇和逆止器）；YOXⅡZ560偶合器1台；11、拉紧装置选择YZL—50的液压绞车自动拉紧装置。对停机及意外停电，张紧装置能实现自动制动，可靠地确保运输带处于张紧状态。二、副斜井一)设计依据1、提升量：矿井年产量A=450kt/a;最大班下井材料和支架等4车/班；炸药、雷管2次/班；设备1次/班;最大班下井人数为66人；下放的最重件为液压支架，重约10t。矿井井下除煤层巷道外，还有部分半煤岩巷道，出矸量预计为煤量的5%，每年矸石量约22.5kt/a。2、提升方式：采用斜井单钩串车，上下为平车场。3、井筒：井筒倾角22°，长度367m。4、工作制度：年工作日330d，每天净提升16h。二)提升容器的选择1、提矸时选用选用MG1.1—6A矿车，其自重592㎏，最大载重1700㎏，容积1.1m32、提人时选用SR-60型人车，1头2挂，满载人数45人。3、提最重件时使用重型平板车，自重约1096㎏三)钢丝绳的选择1、钢丝绳绳端荷重2、钢丝绳悬垂长度LC=407m3、钢丝绳每米重提最重件P==1.9(kg/m)选24NAT6×7+FC1670319198钢丝绳,d=24mm,P=1.98g/m,Qq=319kN,捻向为右向捻4、钢丝绳安全系数验算提矸m==9.2＞7.5提人m==10.6＞9提最重件m==7.75＞7.5满足要求，故钢丝绳可行。四)提升机选择1、提升机滚筒直径D′≥80d=1920(mm)选用JK—2/31.5X型绞车的，D=2，B=1.5m，FJ=62kN，i=31.5，Vm=2.55m2、卷筒宽度验算提人提物，缠绕层数：K≤2。卷筒宽度作双层缠绕,满足要求。3、强度验算最大静张力（最重件）FJ= Qd+P·LC(sinα+f2cosα)=46.63kN<62kN最大静张力（提矸）FJ= Qd+P·LC(sinα+f2cosα)=39.3kN<62kN满足要求。五)相对位置(见图7-1-2)六)预选电动机(按提矸计算，提最重件时，慢速下放)N′==111(kW)选择YR系列8级电动机，功率132kW，转速737rpm，电压380V实际提升速度Vm=2.45(m/s)七）一次提升循环时间TX=398s八)提升系统运动学及动力学见图（7-1-3）九)电动机功率验算1、按温升条件验算等效功率Nd=103(kW)＜132(kW)故所预选的电动机功率合适。2、按过负荷条件验算电动机额定力Fe==5055.87(kg)Fmax/Fe=1.040.8λ=0.8×2=1.6符合要求。十）天轮选择根据提升方式，选择TSG型天轮，变位重力为3070N。所选天轮合适，符合要求。表7-1-1顺序提升性质数量单位每次数量每班次数可完成量每次提升时间每班总提升时间smin1提人66人45290398.20796.4013.272下放人员33人45145398.20398.206.643技术人员20人45145398.20398.206.644提升矸石52t6.80854.4398.203045.0650.755下放坑木支架4车414398.20398.206.646下炸药2次428520.001040.0017.337送设备1次214398.20398.206.648送保健车1次112398.20398.206.649旧材料回收1次111398.20398.206.6410下放长材1次111398.20398.206.6411其它2次428398.20796.4013