毕业设计论文-江苏省庞庄煤矿的新井设计（全套CAD图纸）

摘要本矿井设计为江苏省庞庄煤矿的新井设计，设计生产能力1.2Mt/a,服务年限66.2a。井田平均走向长5.6km,平均倾斜长2.6km,煤层平均倾角10,属近水平煤层。共有4层可采煤层，平均厚度8m。由于井田倾斜长度较大，且为缓倾斜煤层，以及煤层地质条件等因素影关键词：矿井设计、倾斜长壁采煤法、矿井开拓ThisdesignisanewmineplanningwitjiangsuProvince.MineplanningcapacAsfieldmoretowardgreaterincline.AndgeologicalconditionsEtc.causesimpact,decfieldusemorelongwallcoalmining,lmechanizedcoalmining.Thisdevelopmentmethodoneproductionlevel,andonelocatedproduction. 第1章井田概况及地质特征 21.1井田概况 1.1.1矿区的地理位置 21.1.2水文情况 21.1.3气候状况 31.1.4地形地貌 31.2地址特征 31.2.1矿区范围内的地层情况 31.2.2井田范围内和附近的主要地质构造 51.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征 51.2.4岩石性质、厚度特征 61.2.5井田内水文地质情况 71.2.6沼气、煤尘及煤的自然 81.2.7媒质、牌号及用途 81.3勘探程度与可靠性 9第2章井田境界、储量、服务年限 2.1井田境界 2.1.1井田周边状况 2.1.2井田确定的依据 2.1.3井田未来发展情况 2.2井田储量 2.2.1井田储量的计算 2.2.2保安煤柱 2.2.3储量计算方法 2.2.4储量计算的评价 2.3矿井工作制度生产能力服务年限 2.3.1矿井工作制度 2.3.2生产能力 2.3.3矿井服务年限 第3章井田开拓 3.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 3.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 3.2矿井开拓方案的选择 3.2.1井筒形式和井口位置 3.2.2开采水平数目和标高 213.2.3开拓巷道的布置 3.3选定开拓方案的系统描述 3.3.1井筒形式和数目 3.3.2井筒位置及坐标 3.3.3水平数目及标高 3.3.4石门大巷数目及布置 243.3.5井底车厂形式的选择 253.3.6煤层群的联系 3.3.7带区划分 3.4井硐布置和施工 273.4.1井硐穿过的岩层性质及井硐支护 3.4.2井硐布置及装备 283.3.3井筒延伸的初步意见 293.5井底车厂及硐室 293.5.1井底车场形式的确定及论证 3.5.2井底井场的布置、存车线路、行车线路布置长度 3.5.3井底车场通过能力计算 323.5.4井底车场主要硐室 3.6开采顺序 3.6.1沿井田走向的开采顺序 3.6.2沿井田倾向的开采顺序 3.6.3带区接续计划 3.6.4“三量”控制情况 37第4章带区巷道布置 4.1带区概述 4.1.1设计带区的位置、边界、范围、带区煤住 4.1.2带区的地质和煤层情况 4.1.3带区的生产能力、储量及服务年限 4.2带区巷道布置 404.2.1区段划分 4.2.2带区巷道布置 4.2.3带区车场布置 4.2.4带区煤仓形式、容量及支护 454.2.5带区硐室简介 4.2.6工作面接续 464.3带区准备 474.3.1带区巷道的准备顺序 474.3.2带区主要巷道的断面示意图 47第5章采煤方法 5.1采煤方法的选择 5.1.1采煤方法选择的制约因素 5.1.2采煤方法的选择 505.2回采工艺 5.2.1选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 5.2.2选择采面循环方式和拱动组织形式 第6章井下运输和矿井提升 546.1矿井井下运输 6.1.1运输方式和运输系统的确定 6.1.2矿车的选型及数量 6.1.3带区运输设备 566.2矿井提升系统 6.2.1提升方式 576.2.2矿井提升设备的选择及计算 第7章矿井通风与安全 7.1矿井通风系统的确定 7.1.1概述 7.2风量计算与风量分配 7.1.1风量计算 7.2.2风量分配 7.2.3风的调节方法和措施 7.2.4风速的验算 7.3矿井通风阻力的计算 7.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 7.4通风设备的选择 7.4.1主扇的选择计算 737.5矿井安全技术措施 第8章矿井排水 8.1概述 778.1.1矿井水来源及涌水量 778.1.2对排水设备的要求 778.2矿井主要排水设备 8.2.1排水方式与排水系统简介 8.2.3主要排水设备及管路的选择计算 第9章技术经济指标 错误!未定义书签。 错误!未定义书签。通过大学四年的学习，我掌握了很多专业知识，为了能更好的巩固和运用这些知识，借毕业设计这个机会我做了江苏徐州矿务局的庞庄矿新井设计，本设计主要是关于新矿井的建设，其中包括开拓方式、采煤工艺、支护方式、设备选型以及矿井的各个系统。本设计包括通风安全方面、采煤工艺方面、岩石力学方面以及CAD制图方面的知识。采用倾向的巷道布置，不需要布置上下山，因此，可以节省很多开采费用，也更利于矿井的生产和管理。本设计主要是通过绘制矿井的各种图纸来进行矿井的优化设计，这其中文字部分包括大量的方案比较，以便使设计更加合理。这样才能使建成的矿井更加与实际相符。达到在技术上可行，在经济上合理。第1章井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1矿区的地理位置徐州矿务局集团公司庞庄矿位于江苏省铜山县境内，徐州市西北郊13km处，井田走向长约5.6km,倾向长约2.6km,面积约14.69km,矿区内有专用铁路，东与京沪铁路茅村站，西与陇海线夹河寨站相连接，徐沛公路从矿门口通过，可与苏北、皖北、鲁南，豫东各县相接，矿区东北角有京杭大运河穿过，经徐州煤巷贯能，南北，因此，庞庄矿水陆交通条件极为便利。图1-1交通图1.1.2水文情况庞庄井田地表爱到严重破坏，大面积塌陷，因此，井田内地表水体主要洪水期间最高水位36.25m(1982.7.22),由于第四纪冲击层内含有多层粘土隔水层，故对井下采煤没有影响，地表还有拾新河，拾屯河，围城河等秀节性河流，拾新河是铜山县在该矿区中部，自西北向东南挖掘的河流，常年积水深达5～6m之多，河床不连续且与塌陷区积水联成一片露头自西向东穿过，全长13km,为季节性河流，除上述地表水体外，尚有零1.1.3气候状况该矿处于徐州矿区西北郊，地势西北高而东南低，矿区受海洋性气候控冰雹等灾害性天气，年平均气温14.4℃,高气温为36～39℃,低气温为-13~温度达43.3℃(1958.7.15),最低气温达-22.6℃(1969.2.16),本区年降水量为1297.0mm(1958),年最小降水量为500.6mm(1988)。全年四秀风雨，以偏东南居多，最大风速24.3m/s(1959.6.4),结冻期从每年的10月上旬开始，至次年4月下旬解冻，土壤冻结深度29cm,积雨最大1.1.4地形地貌庞庄井田为古黄河泛滥的冲积平原，冲击层平均厚度69.19m,地面较平坦，略显西北高，东南低的趋势，地面绝对标高29～30m,坡度约为1:2000,塌陷区最深可达5～6m,矿区的东南侧有寒霸王山，琵琶山，其中以九里山最高，山顶绝对标高为173.2m。本井田含煤地层为石炭、二迭系，有三个含煤组：石炭系太原组、二迭系下统山西组和下石盒子组。煤系地质综合柱状图见图1-2。地层符号煤层名称厚度界系统组新生界第四系QO8O上古生界上统上石盒子组P杂色、灰绿色页岩，砂页岩，下部中粒奎山砂岩。下统下石盒子组浅灰、中细粒砂岩。山西组石炭系上统太原组中统奥陶系中统阁庄组庞庄井田位于九里山向斜的中段，总体上为一地层产状沿走向和倾向上均有变化，一般为8～10°;东南翼较陡，西北翼相对较缓；在12勘探线以西的浅部或煤层露头产状可达60°以上，局部近乎直立。由于西北翼被F₁断层切割，其构造的完整性遭到了一定程度的破坏。序号断层号与煤向关系延展况摆动走向倾角性质落差1正全区2正全区3正5全区4正全区该井田煤系地层较为平缓，平均倾角10°,煤系地层总厚度为48.8m,含煤比较稳定，其中可采煤层为4层(8,9,21,22煤),总厚度8m,主采煤层为8,9,21,22煤，厚度分别为7煤2.2m,9煤1.8m,20煤2.1m,21煤1.9m。可采煤层特征表如下。煤层厚度煤层特征顶板视密度最大最小平均8中厚煤层砂页岩砂页岩9中厚煤层砂页岩砂页岩中厚煤层第10灰层页岩中厚煤层第12灰层砂页岩井田内无基岩出露，现据区外露头所见及钻孔揭露资料，将井田地层自井田钻孔未见，仅在矿区外围群山有出露。主要分布于徐州复背斜的轴部，与下伏地层震旦系(Z)呈假整合接触。下部以砂页岩为主，夹薄层状灰岩；中、上部则由中～厚层状灰岩组成。2.奥陶系(0)仅见于少数钻孔，是徐州复背斜构造的两翼主要地层组成部分。也是煤系地层的沉积基底。区内只发育有下统和中统，上统缺失。其中：奥陶系下统(01):与下伏地层寒武系呈整合接触关系。下部由中厚层竹叶状白云岩、泥质白云岩、页片状泥质灰岩、钙质白云岩及厚层状灰岩组成。上部的马家沟组则由中厚层～巨厚层的豹皮状灰岩组成，顶部夹有紫灰色薄层钙质白云岩，厚450～530m,平均484m。奥陶系中统阁庄组(02g):厚65.2～70.9m平均68m。由青灰色～黄灰~灰色薄～中厚层钙质白云岩、白云质灰岩、白云岩组成。本系地层仅发育有中统和上统，下统缺失。(1)石炭系中统本溪组(C2b)本组地层厚17.8～42.7m,平均27m,假整合于奥陶系之上。是在奥陶系中统之后地壳整体长期上升、剥蚀夷平的基础上广泛海侵的浅海相沉积。其岩性自下而上为：下部为紫色、灰绿色页岩(相当于华北山西式铁矿层位),含铁不均匀，厚度较小，一般在6m左右，系本组与下伏奥陶系之分界标志层。中部：为浅灰色铝土质页岩，厚度多小于5m。上部：浅灰色厚层状石灰岩，含黄铁矿，夹透镜状页岩，厚约16m。(2)石炭系上统太原组(C3t)本组地层厚124.0～208.2m,平均156.0m。为本区主要含煤地层之一。整合于本溪组之上，为海陆交互相沉积，主要有灰白～灰黑的灰岩、页岩、砂质页岩组成，夹极不稳定～稳定薄煤5～6层，可采者两层。各层石灰岩中常含有丰富的蜓科、腕足类及海百合化石。4.二迭系(P)区内二迭系地层沉积有下统-山西组、下石盒子组、上统上石盒子组。现(1)二迭系下统山西组(P11s)本组地层厚96.5～145.4m,平均113.0m。为本区主要含煤地层之一。整合于太原组地层之上，为近海河湖沼泽相沉积。主要由灰色页岩、砂质页岩、灰色粉砂岩及石英砂岩组成。中、下部以石英砂岩为主，其次为深灰～灰白色页岩、砂质页岩组成。各煤层上、下的页岩中常含有保存较为完整的植物化石，常见有栉羊齿、楔叶木、轮木、丁氏蕨等。(2)二迭系下统下石盒子组(P12x)本组厚：170.7～299.0m,平均217.0m,为本区主要含煤地层之一，整合于山西组地层之上，为内陆湖泊沼泽相沉积。主要由灰绿～深灰色砂质页岩组成，上部以灰色为主，下部以深灰色为主。自上而下夹数层杂色页岩。含煤7～10层，其中8、9煤可采。本组下部的煤层附近地层中常保存有较为完整的植物化石：辨轮木、轮木、芦木、大羽羊齿、柯特木和丁氏蕨等。(3)二迭系上统上石盒子组(P21s)厚3.9～269.2m,平均250m,整合于下石盒子组之上。为炎热气候下内陆河湖相沉积。以杂色、灰绿色，灰色砂页岩、页岩为主夹灰绿色、浅灰色细～中粒砂岩，中下部时夹有煤线及炭页岩，底部为灰～灰白色石英长石粗粒含砾砂岩，间夹灰色，杂色页岩。为本组与下统下石盒子组分界标志层，产烟叶大羽羊齿、剑形瓣轮木等化石。5.第四系(Q)区内厚度52.7~124.0m,平均76.0m,不整合于各地层之上，主要由砾石、砂磕、粘土、亚粘土、粉砂土和腐植土组成。井田范围内由东南向西北逐渐增厚。矿区内地面标高为35～141.5m,历史最高水位为+36.25m,主要含水层为第四系孔隙含水层，二迭系的砂岩裂隙含水层，太原组灰岩溶隙含水层，奥陶系灰岩溶隙含水层。现庞庄井正常涌水量为120m³/h。本矿为低瓦斯矿井，涌出量很低。可采煤层的自燃倾向均为二类，属有可能自燃发火的矿井。本井田煤层属高等陆生植物生成的腐植煤类，太原组21、22煤为气肥煤，山西组8、9煤属气煤。如下表，表1-3表1-4。表1-3煤质工业分析成果煤层固定炭869煤层(%)89视密度：原“拾挑井田地质勘探最终报告(精查)”中的视密度，均按煤系平均值确定，不尽精确。1962年9月的“东城-庞庄煤矿地质勘探最终报告补充资料”中的视密度，均采用分煤层加权平均法确定，较为精确。现在矿上采用的视密度值，仍是1962年9月补充资料中确定的数值。1956年原华东煤田地质勘探局124队在徐州九里山地区进行普查找矿时，施工钻孔34个，总工程量5360.06m。发现了九里山煤田。1957～1963年江苏省煤炭工业局煤田地质勘探169队在本区进行勘探工作，共施工97个钻孔，总工程量27119.73m,并分别于1958年7月提交了《拾屯矿区精查报告》(包括王庄、东城、庞庄、桃园、拾屯及邓庄六个井田),1959年10月提交了《拾屯矿区深部补充勘探报告》,1962年9月庄煤矿地质勘探最终补充报告》,1963年7月提交了《拾桃井田地质勘探最终报告(精查)》,同时在拾桃方案设计研究时将拾桃井田的拾屯区划归庞庄煤1978～1982年，徐州矿务局地质勘探队在本井田深部进行勘探，共施工1986年，徐州矿务局地勘队在第5勘探线深部进行生产勘探，共施工钻孔2个，总工程量720.02m,严密地控制了F₁断层产状要素，为顶水采煤提1991年安徽煤田地质物测队对庞庄井田深部进行了二维地震勘探。其范完成地震测线17条，测线总长度26.44Km。并于同年10月提交了《徐州矿1999年10月，委托煤炭科学研究总院西安分院对庞庄井田深部的庞4断m以浅的太原组四灰、十灰及奥陶系灰岩水的水力联系。完成测线46条，施测了601个物理点，于2000年2月提交了《庞庄煤矿庞4、庞4-1、及F₁-1断层第2章井田境界、储量、服务年限2.1井田境界庞庄矿井田东到F46断层，西以17勘探线与夹河矿为界，南部分别与王庄矿，拾屯矿为界，北以F3断层与张小楼井相望，其余为人为边界，井田走向长5.6km,倾向2.6km,面积14.69km²。本矿无扩展的可能性较小。(1)井田范围、储量、煤层赋存、开采条件与矿井开采能力相适应；(2)保证矿井有合理的尺寸；(3)充分利用各井田边界划分井田境界；(4)合理规划矿井开采范围、处理好相邻矿井之间的关系；(5)经济效果较好。2.1.3井田未来发展情况井田内可采煤层为8,9,21,22号煤。矿井储量是指矿井内所埋藏的，具有工业价值的煤炭数量。矿井储量可分为矿井地质储量，矿井工业储量和矿井矿井工业储量是指平衡表内A+B+C级储量的总和。矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱和已有的地面建筑物，构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。矿井可采储量是指矿井设计储量减去工业场地保护煤柱，矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱煤量后乘以带区回采率的储量。根据《煤炭工业设计规范》中矿井工业广场，占地指标的规定，大型矿井工业广场占地面积为0.9~1.0公倾/10万t,矿井生产能力越大，取值越小，本矿井设计生产能力120万t,为大型矿井，本井田取1公顷/10万t,则工业广场占地面积为：120×1/10=12公顷=12×10⁴m²工业广场布置为300m×400m的矩形，另外，根据规定，长边与宽边都加15m的围护带，煤层倾角α=9.46°,表土层厚度为40m,基岩移动角中：沿煤层方向走向移动角δ=70°,上山移动角x=70°,下山移动角β=70-0.7a=70-0.7×9.46=62°,表土层移动角φ=50°,以上的数据均根据徐州矿务局地测处中国矿业大学测物系在全国矿山测量学术会议上发表的徐州矿区地表移动规律综合分析，材料中关于《地表移动主要参数的计算》所载。工业广场保护煤柱如下图2-1。图2-1工业广场保护煤柱计算示意图δ——基岩岩层移动角70°x——上山移动角70°β——下山移动角β=x-0.7a=64.4°按以上计算方法得：工业广场煤柱损失：3.46Mt。2.2.3储量计算方法计算标注以《储量管理规程》为依据，公式如下：块段储量=块段面积÷cos(平均倾角)×平均厚度×容重矿井设计储量=工业储量一永久煤柱块段可采储量=(工业储量一永久煤柱)×设计回采率回采率要求：厚煤层不小于75%,中厚煤层不小于80%,薄煤层不小于85%通过等高线块段法计算本井田工业储量为156.28Mt,可采储量为111.28Mt。2.2.4储量计算的评价采储量汇总表。如表2-1煤层别万t量(万t)广场筒断层井田8号9号21号22号总计2.3矿井工作制度生产能力服务年限根据《煤炭工业设计规范》规定，本矿每年设计生产天数为330d,矿井设计为“三、八”工作制，二班生产，一班检修，为防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建，充分考虑了矿井的富余系数，设计每天净提升时间为16h。井田煤炭储量丰富(地质储量为156.28Mt,可采储量为111.28Mt),地质构造及水文地质简单，煤层赋存平缓(平均倾角10°),煤质优良，具有建设大型矿井的条件。方案一：建0.9Mt/a的矿井。方案二：建1.2Mt/a的矿井。方案三：建1.5Mt/a的矿井。根据《煤矿工业矿井设计规范》矿井投产后服务年限不应过长，可由服务年限确定。矿井及第一开采水平设计服务年限，如表2-2。煤层倾角煤层倾角煤层倾角>45°3.0及以上2.3.3矿井服务年限矿井设计服务年限公式：P=Z/(A×K)式中Z——矿井设计可采储量，Mt;K——矿井储量备用系数，K=1.3～1.5。矿井设计一般取K=1.4,地质条件复杂的矿井及矿区总体设计可取K=1.5,地方小煤矿可取K=1.3。根据本设计矿井实际情况，K值取1.4。从保证矿区均衡生产来看，井型较大的矿井对保证矿区产量起骨干作用，其服务年限也应略长些，因本井田地质储量不是很大，可采储量多，则选择方案二合理。该矿井生产能力为1.2Mt/a,矿井服务年限为66.2a。第3章井田开拓3.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述本矿区地面标高在+29～+30之间，地区起伏不大，属平原，矿区煤层赋井型基本不同，开拓方式以立井开拓，平硐开拓少见。井田开拓方式的选择应全面考虑各种因素，主要因素包括：(1)井田地质和水文地质条件；(2)煤层赋存和开采技术条件；(3)地形地貌和地面外部条件；(4)技术装备和工艺系统条件；(6)总体设计和矿井生产能力要求等。对以上各种因素要综合研究，通过系统优化和多方案技术经济比较后确定。影响本设计井田开拓方式的具体因素如下：1.地表因素本井田属于平原，地势起伏不大。2.煤层赋存情况整个矿区共有4层可采煤层，即8、9、21、22、号，全区发育。煤层走向长度为5.6km,倾向2.6km。本井田煤层系近水平中厚煤层，平均倾角在10°3.2矿井开拓方案的选择井口附近要有一定范围用以布置工业场地，其中包括主辅井生产系统建筑物与结构物矿井工业场地占地指标。选择井井筒位置应当充分利用地形，以地面生产条件系统布置要求，平坦地形最适合矿井建设，不仅平场工程量较小，大型建筑物基础处理也比较简单。1.井筒形式(1)地面条件②工业场地占地面积；③地形与工程地质条件；④煤的运输方向；④生产建设与住宅位置。(2)井下条件：①按最小运输量确定井筒位置；②根据地质条件确定井筒位置；④勘探程度和初期工程量。根据地形地貌、煤层赋存条件及确定的工业场地位置，本着合理开发全井田，集中生产运输环节简单、初期井巷工程量少、投资省、出煤早、达产快、安全、高效的原则，设计提出了三个开拓方案：方案一：双立井开拓方式方案二：双斜井开拓方式方案三：主立井副斜井开拓方式(1)技术比较方案一：双立井开拓方式优点：①适应性强，技术成熟可靠；②井筒短，提升速度快，提升能力大；③通风断面大，风阻小，满足大风量要求；⑤对于开采深部赋存煤层有长处。缺点：①初期投资大，建井期限稍长；②需要大型的提升设备；③多水平开拓，立井石门长度大，掘进工程量大，掘进费用高。方案二：双斜井开拓方式优点：①掘进速度快，初期投资较双立井开拓较省；②井筒设备较简单；③建井期稍短些。缺点：①井筒过长，煤柱损失严重；②通风线路长，通风阻力大，费用增加；③井筒过长，如果地质条件复杂，不易维护，安全性降低；④辅助运输时间长。方案三：主立井副斜井开拓方式优点：①掘进速度快；②可满足最大风量的通风要求；③有助于辅助运输。缺点：①井口相距较远，不利于工业广场的布置；②地面工业建筑分散，生产调度及联系不方便；③地面工业建筑占地多，增加了煤柱损失。详见技术比较表3-1方案名称优点I双立井开拓1.适应性强，技术成熟可靠2.井筒短，提升速度快，提升能3.通风断面大，风阻小，满足大1.初期投资大，建井期限稍长；2.需要大型的提升设备；3.多水平开拓，立井石门长度大，掘进工程量大，掘进费用高。Ⅱ双斜井开拓1.掘进速度快初期投资较双立井开拓省；2井筒设备较简单；3.建井期稍短些；1.井筒过长，煤柱损失严重；2.通风线路长，通风阻力大，费用增加；3.井筒过长，地质条件复杂时，不易维护，安全性降低；Ⅲ主立副斜井1.掘进速度快；2.满足最大风量的通风要求；3.有助于辅助运输。1.井口相距较远，不利工业广场的布2.地面工业建筑分散，生产调度联系不3.工业建筑占地多，增加煤柱损失。依据开拓方案技术比较，可初步选定两种较合理开拓方案：方案一：双立井开拓方式方案二：双斜井开拓方式(主井采用皮带提升(17°),副井采用串车提升(25°)如图所示3-1图3-1(2)经济比较方案一、方案二在技术均较合理，两者之间的区别在于井筒掘进费用以水平运输大巷以及各种带区石门和带区上山(斜巷)的工程量基本相等。因此，只需要比较它们的不同之处，即建井工程量、生产经营费用、基建费用和维护费用等。详见开拓方案经济比较表3-2。方案双立井开拓内容(元)费用(元)(元)费用(元)名称数量单位数量数量数量单位数量基岩段主井掘进5基岩段副井掘进5费55费5费4主井提升费用59副井提升费用67箕斗2个2个串车1个1个副井提升机1个1个0经过两方案的经济比较，从而得出双立井开拓方案在经济该矿井为双立井开拓。2.井口位置(1)对矿井井筒位置有以下的要求：①井筒沿走向的有利位置应在井田的中央.当井田储量呈不均匀分布时，应在储量分布的中央，在此开成两翼储量比较均衡的双翼井田，应尽量避免井筒偏于一侧，造成单翼开采的不利局面。②井筒沿煤层倾向的位置，应使总的石门工程量小，初期工程量及投资小，建井期短，且煤柱损失小。③为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土层有较好的水文，围岩和地质条件。(2)井口位置坐标依据本井田的储量分布图，及剖面图.考虑水平划分及主要巷道布置，确定井口的位置在整个井田的储量中心，坐标为：主井坐标：经度3800922,纬度20509748副井坐标：经度3800989,纬度20509780煤矿科技高速发展，在高度机械化的基础上实现高度集中化是主要的发展方向，高产高效矿井要求集中在一个水平，1~2个工作面生产。这就要求加大工作面、带区和水平的走向及倾斜尺寸，要求有丰富的资源储量。本设计井田水平标高的确定主要考虑了以下几个因素：1.合理的水平服务年限；2.煤层赋存条件及地质构造；4.水平接替要合理。井底车场及其主要硐室的位置应尽量处于较好的岩层内。根据上述因素，本设计井田设计提出水平划分方案如下：方案一：井田划分为一个开采水平；方案二：井田划分为两个开采水平。方案水平储量(Mt)服务年限(年)方案一单水平方案二一水平二水平从该表可知，方案二中的一水平达不到合理的服务年限，且根据本井田地质条件限制，不利于多水平开采；而方案一有利于带区的接续，且巷道利用率高，吨煤成本相对较低。故而采用方案一的水平划分方法，即划分一个大巷的基本要求是便于运输，利于掘进和维护，能满足矿井通风安全的开拓巷道布置方式的选择根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为单煤层布置(称分煤层运输大巷),分煤组布置(称分组集中运输大巷)和全煤组集中布置(称集中运输大巷).采用集中运输大巷时，各煤层(组)间用采区石门联系.当煤层倾角太大时，层间联系也可用溜井或斜巷.各种方式的适用条件如下：(1)分煤层大巷适用条件①煤层数不多，层间距大，石门长；②井田走向长度短，服务年限不长；③井底车场或平硐在煤层顶板；④煤质牌号不同，要求分采，分运；⑤产量，风量均大，需要疏解；⑥各煤层底板.均有坚硬岩层；(2)分组集中大巷适用条件①煤层数多，层间距大小悬殊；②按煤层的特点根据运输，通风要求组合，经济上有利；③多水平生产，容易解决运输，通风的干扰；(3)集中运输大巷适用条件①适于煤层层数多，层间距不大；②井田走向长度大，服务年限长；③下部煤层底板有坚硬岩层，容易维护；④煤质牌号相同，要求分采分运；⑤自然发火严重，便于分区，分段处理事故；本设计井田的可采煤层为8#、9#、21#、22"煤层，8号和9号相距20m、9号和21号相距150m、21号和22号相距30m,各煤层的煤质相同，根据本井田的实际情况，本井田采用分组集中运输大巷布置方式。3.3.1井筒形式和数目井筒位置就是确定井筒沿煤层走向和倾斜方向上的具体尺寸，并用直角(1)工业场地占地面积(2)地形与工程地质条件(3)煤的运输方向(4)生产建设与住宅位置(1)按运输量确定井筒位置(2)根据地质条件确定井筒位置(3)煤柱量(4)勘探程度和初期工程量根据本井田的实际情况，并考虑到上述的条件，该矿井井筒位置详见开3.3.2井筒位置及坐标根据本井田的实际情况，并考虑到上述的条件，该设矿井井筒位置详见主井坐标：经度3800922,纬度20509748副井坐标：经度3800989,纬度20509780本井田煤层倾角小，走向长度长，煤层赋存较浅适合采用单水平开采。如果采用多水平将导致服务年限太少从而达不到高产高效的目的。集中化生产的要求，同时尽量减少水平的设置。基于以上原则，同时根据本井田的煤层赋存条件，地质构造等因素，且通过合理的技术分析和经济评价，该设计矿井采用单水平开采，水平垂高300m。1.大巷数目二条运输大巷、二条回风大巷。2.大巷布置：大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种，对于各种大巷布置方式分述如下：(1)煤层大巷：当煤层顶底板较稳定，煤层较坚硬，易维护，煤层起伏和断层、褶皱小时，可保证巷道较为平直，保证运输设备运行；没有瓦斯与煤的突出，无严重自燃发火等情况下，应优先考虑采用煤层大巷。对于新建矿井，在煤层中布置巷道，在建设期间，还有早出煤，早投产，节省投资以及探明地质情况的优点。(2)岩石大巷：优点很多，如维护条件好，费用低。大巷方向、坡度可根据运输等功能要求选定，而较少受地质构造的影响。可不留或少留护巷煤柱，煤的损失少，安全条件好，受煤和瓦斯突出以及自燃发火影响较小。缺点主要为岩石工程量大，掘进速度慢，投资费用高，建设工期长。在具体条件下是采用岩石大巷还是煤层大巷需要做全面细致的方案比较才能合理的确定。本设计井田对大巷布置提出两种方案。方案一：煤层大巷布置方案二：岩石大巷布置本设计矿井中，大巷服务年限较长，运输能力要求大，基于上述和本矿的实际情况大巷采用方案二，并采用锚喷支护。巷道断面设计合理与否，直接影响煤矿生产的经济效果和生产的安全条件，其基本原则是在满足安全与技术要求的条件下，力求提高断面利用率，缩小断面，降低造价并有利于加快施工速度。该设计矿井大巷断面图3-2如下：与井底车场型式选择有关的因素有：保证矿井生产能力，有足够的富裕符合有关规程，规范；车厂通过能力，应比矿井生产能力有30%以上的富余。井巷工程量小，建设投资省，便于维护，生产成本低；施工方便，各井筒间，井底车场巷道与主要巷道间能迅速惯通，缩短建设时间；当大巷或石门与井筒距离较大时，能够扣置下存车线和调车线。根据本设计矿井井筒形式及集中大巷的布置，结合上述井底车场型式的选择因素，该设计矿井选用本设计井田煤层群开采时的联系方式是联合准备，即8、9号和21、22号煤层组成一个统一的采准系统，准备巷道为两个煤层共用，大巷采用分组集中布置方式。煤层倾角一般10°左右。本带区下部车场、带区煤仓和带区运输斜巷的布置方式，是一种最佳组合，以最少的工程量实现了集中运输大巷与各煤层的联系并保障了各项功能的完善。带区运输入风斜巷和带区运料回风斜巷倾角相同、层位相同、各自的下部车场工程量相同，从而保证了每层煤仰、俯斜工作面采止线能顺畅地贴近，避免了在采止线附近维护采空区巷道。本设计井田走向长度较大，地质构造简单，欲从井田边界沿整个阶段前进开采，无论从时间、投资和实际开采技术条件上都要受到限制，势必按技术要求将井田沿倾向划分为带区，并按一定的顺序回采，每个带区有一套生产设施，包括运输设备，以便独立进行生产与准备。由于本设计矿井采用倾斜长壁采煤法，各煤层的倾角均在10°左右，且煤层赋存稳定、构造简单，顶底板良好。采用倾斜长壁采煤法比走向采煤法多很多优点，可以节省大量开采费用。采用倾斜长壁采煤法的矿井内的划分一般是条带式、带区式和盘区式。由于条采区和盘区式巷道布置方式其工程量大，所以采用带区巷道布置。带区是指能共用一个带区煤仓的所有煤层的所有工作面所组成的区域。因为采用带区式巷道布置，所以采用带区划分，即能共用一个带区煤仓的所有煤层的所有工作面所组成的区域。据此将整个井田划分为8个带区，详见带区划分示意图。图3-3带区划分示意图3.4井硐布置和施工井筒支护的要求：1.井筒支护应结合具体围岩条件优先考虑锚喷支护。按《锚杆喷射混凝土支护技术规范》的规定，当井筒在1、2类围岩中，宜采用喷射混凝土技术；在3、4类围岩中，宜采用锚杆加喷射混凝土支护，在5类围岩中，宜采用锚杆加钢筋网喷射混凝土支护。采用喷射混凝土支护时，应设墙角，其深度不得少于100mm。2.对不宜锚喷支护，但服务年限长，且不受动压影响的井筒，宜采用砌碹支护。3.穿过软岩或断层带的井筒，宜采用锚喷，(或挂网锚喷)和混凝土(或钢筋混凝土)砌碹联合支护。4.底板松软、破碎或底鼓的井筒，宜采用锚杆、底深、注浆或底拱等支护形式进行底板支护。井筒断面布置应综合考虑井筒围岩性质，运输方式，通风安全等因素.具体遵循原则如下：符合<<煤碳安全规程>>,<<煤炭工业矿井设计规范>>对运输、通风、管线等布置的要求，满足施工需要；1.有利于井筒检修、维护、清扫和人员通行安全；2.当提升容器发生掉道或跑车事故，对井筒中各种管线或其它设备的破坏应减少到最低程度；3.合理使用断面空间，减少井筒工程量；根据该设计矿井年产量、提升方式等实际情况，本设计矿井井筒按有关规定布置运输设施及辅助设施。井筒直径：4.5m净断面积：15.9m²提升：一队12吨箕斗图3-4主井井筒断面400400表土部分喷雾管道1200井筒中心线动力电缆提升中心线回井型：1.2Mt/a净断面积：35.2m²井筒直径：6.5m提升：一对1吨双车双层罐笼井深：480m图3-5副井井筒断面由于本矿井是单水平开采，所以不考虑3.5.1井底车场形式的确定及论证井底车场是连接井下运输的枢纽，地面的材料和设备通过井筒、井底车场运到各个工作面，井下的煤通过井底车场经井筒运至地面。排水、通风、动力供应及人员上、下等，也必须通过井底车场。而井底车场的形式，必须适应井下运输和井筒提升的要求，井筒形式、提升方式、大巷运输方式的不同，井底车场的形式也各异。1.井底车场形式必须满足下列要求(1)调车简单，管理方便，管道及交叉点少；(2)操作安全，符合《规程》、《规范》中的有关规定；(3)井巷工程量少，建设投资省，便于维护，生产成本低；(4)施工方便，建设工期短；(1)车场的通过能力应比矿井的生产能力有30%以上的富余系数，有增产2.现综合考虑和本矿井的地质情况(1)该矿井设计生产能力为1.2Mt/a,年工作日330d,实行三八工作制，每日净提升16h;(2)矿井采用双立井开拓方式，单水平开采，分组集中大巷布置；(3)主要运输大巷采用3t底卸式矿车运输，每列车由20辆矿车组成，由一台10t架线式电机车牵引。卸载时，机车通过卸载站。辅助运输、掘进煤和矸石列车采用1.5t固定式矿车，由25辆1.5t矿车组成，一台10t架线式电机车牵引。(4)本设计矿井属于低瓦斯、低涌水量矿井。通过以上条件的分析，本设计采用环行刀式车场。1.井底车场线路布置的要求：(1)井底车场的线路主要由主井空、重车线，副井进、出车线和回车线组成，由于通过各个井底车场的煤种数量不同，其各线路的数目和长度亦相应不(2)井底车场线路布置时，应充分考虑各硐室布置的合理性；(3)井底车场的线路工程量小；(4)为保证运行安全，应尽量避免在曲线巷道顶车，机械推车需布置在直(5)尽量减少道岔和交岔点；(6)线路布置要有利于通风；线路上尽量不设风门，尤其是主要车场的副井线应禁设通风。(7)底卸式矿车的井底车场设计要：列车的装载与卸载方向的一致，即注意调头问题。2.存车线路存车线长度的确定：确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题，如果存车线长度不足，将会使井下运输和井筒提升彼此牵制，影响矿井生产能力；反之，如果存车线过长，会使列车在车场内的调车时间增加，反而降低了车场通过能力，并增加车场工程量。根据我国煤矿多年的实践经验，各类存车线可以选用下列长度：(1)大型矿井的主井空、重车线长度各为1.5～2.0列车长；(2)副井空、重车线长度，中小型矿井按1.0~1.5列车长；(3)材料车线长度，大型矿井应能容纳15个材料车；(4)调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和。①主井空、重车线，副井空、重车线：L=mnLk+NL;+L式中L——主井空、重车线，副井空、重车线有效长度，m;m——列车数目，列；n——每列车的矿车数，按列车组成计算确定；Lk—每辆矿车带缓冲器的长度，m;N——机车数；L,——每台机车的长数；L,——附加长度，取10m。主井L=1.5×20×3.45+1×4.5+10=118m②材料车线有效长度为n.——材料车数，辆；L.—每辆材料车带缓冲器的长度，m;依据公式得：L=n.×Le+ng×L₈=10×2.4=24m(1)单开道岔非平行线路联接选用道岔ZDK622—5—15,a=3768mm,b=4232mm,α=11°18'36",(2)单开道岔平行线路联接选用道岔ZDK622—4—12,a=3462mm,b=3588mm,α=14°02'10",(3)渡线道岔线路联接选用道岔ZDX622—5—1516,a=3768mm,b=4232mm,α=11°18'36",见线路布置图3-5-13.5.3井底车场通过能力计算本设计生产能力为1.2Mt/a,矿井日产原煤3636t,日运量为3636×5%=181.8t;掘进煤占10%,日运量为3636×10%=363.6t;井底车场线路布置采用3.0t底卸矿车运煤，10t蓄电池电机车牵引，每列车内由20辆矿车组成；辅助运输采用1.5t固定式矿车，每日3.0t底卸式列车数=3454.2/(3×20)=57.57列；根据矿井矸石量与掘进煤的比例(5%:10%≈1:2),确定1.5t煤矸混合列车由7辆矸石与18辆煤车组成。每列矸石车与煤车的载重之比为2.7×7:1.5×18=1:2,故符合要求。每日混合列车数为(181.8+363.6)÷(2.7×7+1.5×18)=11.88(列)。每日进入井底车场的3t底卸式矿车数与1.5t混合列车数之比为57.57:11.88≈5:1。因此在井底车场的每一调度循环内有5列3t底卸式列车和1列1.5t煤矸混合列车进入井底车场。每一调度循环时间为52.6min。列车进入井底车场平均时间为52.6/6=8.77min。列车在井底车场平均动行时间为9.48min;3t底卸式矿车在井底车场平均运行时间为9.72min,1.5混合列车在井底车场平均运行时间为2.通过能力计算车场通过能力富裕系数：K=1.65/1.20=1.38>1.3所以井底车场通过能力满足<<规范>>要求。表3-4井底车场运行图表包括主排水系统的硐室，水仓，煤水提升硐室，主变电所，运输硐室，井下火药库及火药发放硐室，安全设施硐室，井下等候室，井下工具保管室，井下保健站等。主井系统硐室：推车机及翻车机硐室、底卸式矿车卸载站硐室、井底煤仓及箕斗胶带输送机装载硐室、清理撒煤硐室及水泵房室等。副井系统硐室：主排水泵硐室、水仓及清理水仓硐室、主变电所、副井井底操车设备硐室及等候室等。3.6开采顺序开采顺序是指矿井采掘工作应有计划、有步骤地按一定顺序进行，做到采掘并举，掘进先行，因此，要研究采煤和掘进安排特点，了解有关政策与规程、规范规定、合理的开采顺序应满足下列要求：1.保证开采水平、带区、采煤工作面的生产正常接替，以保证矿井持续2.符合煤层采动影响关系，最大限度地开采煤炭资源；3.合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，提高矿井的劳动生产率，4.降低掘进率，减少井巷工程量和基建投资。根据该设计矿井的煤层分布及带区划分的具体情况，井田一翼开采，另一翼掘进。在工业广场煤柱两边一翼布置首采工作面，另一翼布置掘进工作面，向双翼由近及远开采，这样有利于矿井的均衡生产和合理配采，有利于生产的连续性；有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理，依据本设计矿井的带区划分的具体情况，采用倾斜长壁开采，这样可以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。3.6.2沿井田倾向的开采顺序开采煤层群时，可分为上行式和下行式开采。先采上煤层后采下煤层称下行式开采顺序。反之，则称为上行式开采顺序。除近水平煤层外，对于缓倾斜、倾斜和急倾斜煤层，根据其采动影响关系，一般只采用下行式开采顺序。本矿属近缓倾斜煤层，考虑到本设计井田内共有4个可采煤层，即8、9、21、22号煤层。其中8号煤层位于上部，22号煤层位于下部，布置分组集中运输巷道，根据其采动影响关系，采用下行开采顺序。实行上下山开采，同一层煤先采上山，上山采用仰斜开采，再采下山，实行俯斜开采。根据井田的地质条件，以自然断层为界，合理的带区接续，应满足如下要1.开采水平、带区的生产正常接续，保证持续的稳产、高产；2.符合煤层采动影响关系，最大限度采出煤炭资源；3.合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，减少巷道维护费用；4.便于灾害防止，有利于巷道的维。见下表3-5(万吨)(年)2468101214161820222426283032带1.矿井开拓煤量的确定开拓煤量是指井田范围内掘进的开拓巷道所圈定的尚未开采的可采煤量，可按下式计算：式中Zk——开拓煤量，Mt;Zm——计算范围内的地质储量，Mt;Z,——地质损失，是因为地质及水文地质条件不利所造成的损失。包括含水大、煤层厚度小、断层多等原因不能采出的储量，Mt;Pk——永久煤柱损失，Mt;C——采区回采率，%。本设计矿井的开拓煤量计算：2.准备煤量的确定是指开拓煤量范围内已完成开采所必须的带区运输巷道，回风巷道等掘进工程所圈定的可采储量，可按公式计算：准备煤量=(采区走向长度×采区斜长×煤层平均厚度×煤层容量一地质损失一呆滞煤量)×带区回采率3.回采煤量的确定回采煤量是指准备煤量范围内已被采煤巷道所固定的可采储量。可按下Zn=式中Z,——回采煤量；∑z——已为采煤巷道所固定的可采储量；cn——工作面回采率。本设计矿井回采煤量：1.04Mt,根据有关规定，开拓煤量、准备煤量、回采煤量都应该有一定的可采期。开拓煤量可采期TK=66.2>3-5a满足要求；准备煤量可采期TZ=2.99>1a满足要求；第4章带区巷道布置4.1.1设计带区的位置、边界、范围、带区煤住设计带区位于井田中部属西三带区，北部以井田边界为界南也是以井田边界为界，东部紧邻下个带区，西以坐标断层为界，走向长度为600m,倾向长度为2750m。在断层的两侧各留设50m保护煤柱，在井田边界处留设30m保护煤4.1.2带区的地质和煤层情况此区内构造较简单，无断层。本区宏观煤岩类型，以半亮型煤为主，少数属半暗型煤，煤层含矿物质较多，其变质程度自上而下有规律的增高。煤层厚度为1.3～2.3m,煤层倾角平均为10°,属近水平煤层，走向长度600m,倾向长度2750m。4.1.3带区的生产能力、储量及服务年限1.带区生产能力由于本工作面为高产高效工作面，即一个对拉工作面即可满足矿井生产要求，故每个带区只有一个对拉工作面生产，其生产能力为：b——采煤机截深，m;m——工作面采高，m;l——工作面回采率，取0.95;n——每日进刀数。得：Q=300×1.8×0.6×1.34×0.95×8=3299.6t2.带区的储量(1)带区工业储量带区工业储量按下式计算：E=带区走向长度×带区倾向长×采高×煤容重式中E——带区工业储量，万t;(2)开采损失计算①工作面落煤损失按5%计算；E₁=Lp·L·H·r·n·5%式中E₁——工作面落煤损失，万t;r——视密度，t/m³;E=2750×300×2×1.31×2×5%=21.62②带区煤柱损失E₂=L·B·H·r式中E₂——带区煤柱损失，万T;即：E₂=600×30×2×1.31=4.72③边界煤柱损失E₃=L,·B₁·Hr式中E₃——边界煤柱损失，万t;得可采储量=442.2-21.62-4.72-7.86=4083.带区服务年限由于采用倾斜长壁开采故不存在区段划分和上下山布置，将本带区划分为2个对拉工作面，单层煤开采。采用中央并列式通风。走向工作面长300m,一个对拉工作面设一个煤仓。本矿区均属是近水平煤层，运输大巷采用岩石大巷，掘进费用高，但维护费用低且安全。岩石大巷受工作面的采动影响较小，生产期间易维护。采用二条斜巷，运输斜巷，回风斜巷，考虑到本设计矿井为低瓦斯，煤层倾角10°度左右，布置在岩石中，更有利于带区生产的接续。带区运输入风斜巷和带区运料回风斜巷倾角相同、层位相同、各自的下部车场工程量相同，从而保证了每层煤仰、俯斜工作面采止线能顺畅地贴近，避免了在采止线附近维护采空区巷道。(1)带区车场和硐室的设计，应根据带区巷道布置、带区生产能力和服务年限、运输方式和矿车类型、地质构造和围岩性质、煤尘、瓦斯及水文情况等因素进行全面考虑确定；(2)带区车场和硐室应根据围岩情况尽量布置在稳定岩层或煤层中；(3)带区车场巷道断面应根据围岩情况确定，可为半圆拱形，跨度大时视围岩情况也可采用三心拱形，应优化选择锚喷支护，当锚喷支护有困难时，也可采用其他支护方式。带区下部车场多由带区装车站和辅助提升车场组合而成。根据煤炭装车地点的不同，可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式。因为运输能力的限制不可采用石门装车式，采用底板绕道大巷装车式车场。2.装车站线路设计根据装车站所在的位置不同，大巷装车站线路又分为通过式和尽头式两装车站线路总长度L为：L=L+L₂+L₃+3L₄式中L——车场装车站线路总长度；L——空车存车线长度；L——机车长n——列矿车数目；L——矿车长度；(3-5)——制动、安全距离；L——重车线存车线长度；L₂=n×LnL₂——煤仓溜煤闸门至煤线道岔长度；L₂=L+0.5LmL₄——渡线道岔长度；大巷轨道中心线距离为1600,渡线道岔ZDX630/5/1516,a=11°18'36",则渡线道岔联接长度为：L₁=L,+n×Lm+(3～5)m=4500+20×3450+(3000~5000)=76取77000,L=l₁+l+l₃+3l₄=77000+69000+6225+3×159见下图4-1。1q图4-1大巷装车设计图3.辅助提升下部车场带区辅助提升下部车场是向带区回采工作面、掘进工作面出煤，运料，通风等运输站，是带区下部车场的组成部分。大巷装车式下部车场的辅助提升多为绕道式，本带区采用底板绕道。辅助提升车场在竖直线以后以23°跨越大巷见煤。斜面线路采用ZDC-622/3/15道岔，a=18车场双道中心线间距为2000mm,连接半径取15000mm.对称道岔线路连接长度为：下部车场线路如下图所示：图4-2带区下部车厂线路图L₁=L-R-Lk-d₂-n式中L₁——绕道出口端存车线直线段长度，m;d₂——平曲线与道岔之间的插入段，一般取2m;Lk——单开道岔平行线路联接长度，m;n、m——由单开道岔非平行线路联接公式求得，m;S——空、重车线摘挂钩点活动板的双轨中心距，m;X——绕道出口交岔点道岔基本轨起点G至轨道上山轨道中心距，m。计算得：L₁=137.7-15-9-2-25=86.7m;Lzp=35.3+3.14×15+86.7X=29.473+2×15+2/2=60.473m4.2.4带区煤仓形式、容量及支护1.带区选用的是垂直式煤仓，主要优缺点是仓体受力性能好，较少发生填塞现象，但受条件限制。2.煤仓容量(1)按采煤机连续作业割一刀的容量计算式中Q——带区煤仓容量；Q₀——防空仓漏风留煤量，一般取5～10t;L——工作面长度，m;r——煤的视密度；Ca——工作面的回采率；K——同时生产工作面系数综采时取，1。故：Q=10+300×1.8×1.34×0.6×0.95×(2)按运输大巷列车间隔时间内带区高峰期产量计算式中Qh——带区高峰期生产能力，t/h(一般为平均产量1.5～2.0倍)t;——列车进入带区装车站的间隔时间，一般取高限20～30s;aa——不均衡系数，机采取1.15～1.2,炮采取1.5;(3)按带区高峰生产延续时间计算(Qh>Qt时)式中Q,——带区装车站通过能力，t/h(一般为平均产量的1～1.3倍)thc——带区高峰生产延续时间，机采取1~1.5h炮采取1.5～2hQ=10+[3299.6/20×2-3299.6/20×1.3]×1.2×取最大值Q=422.45t一般带区煤仓容量可按下表取，见表4-1。表4-10.3以下1.00以上大于500所以本带区煤仓容量为500吨。3.煤仓结构及支护方式煤仓结构包括：煤仓上部收口，仓身，下口漏斗及溜口闸门基础，溜口和上部收口：为保证煤仓上部收口安全与改善煤仓上口的受力状况，需以混凝土收口筑成圆台体。仓身：采用锚喷支护下口漏斗及溜口闸门基础；煤仓下口用混凝土砌筑圆台体收口，收口斗仓可作成曲面圆台体以解决起拱堵仓问题，为了大巷的安全，煤仓与大巷连接处加强支护，一般应在煤仓下口处四周铺设数根钢梁灌入混凝土使其与大巷支护联为一体。4.2.5带区硐室简介带区变电所一般宜设在围岩稳定、地压小、通风较好、无淋水的地点用电负荷中心。硐室与电器设备应有0.5m的通道，相互之间应留0.8m以上通道温度不超过30℃,必须有足够的照明，机电硐室应设置瓦斯自动检测报警断电仪，并配备便携式个体检测设备。带区变电所形式有一字形、人形和Ⅱ形，一般采用一字形，断面一般为半圆形，用混凝土砌筑。带区硐室除带区变电所还应设有井下空气压缩硐室、机电硐室；压缩机房一般为半圆拱形用料石或混凝土砌筑，有条件可以锚喷。4.2.6工作面接续编制采煤工作面接替计划的原则及注意的问题。1.年度内所有进行生产的采煤工作面产量总和加上掘进出煤量。必须确保矿井计划产量的完成。并力求各月采煤工作面产量较均衡。2.矿井两翼配采的比较与两翼储量分布的比例大体一致。防止后期形成单3.为确保合理的开采顺序，。上下煤层(包括分层)工作面之间，保持一定的错距和时间间隔煤层之间，除间距较大或特殊要求允许上行开采外要接自上而下的顺序开采。4.为实现合理集中生产，尽量减少同时生产的采数目及工作面数，避免工作面布置过于散。5.为便于生产管理，各采煤工作面的接替时间尽量不要重合，力求保持一定的时间间隔，特别是综采工作面要防止两个面同时搬迁接替(详表4-2)带区工作面接续表生产带区(万/吨)服务年限西一带区4.3带区准备采准工作是由集中运输大巷开掘带区下部车场，再分别开掘带区运输入风斜巷及带区运料回风斜巷，穿透所有煤层直至煤层群的最上部煤层，然后在最上部煤层内分别开掘分带运输入风巷及分带运料回风巷，最后沿煤层走向掘进开切眼即可进行回采。图4-4带区运输斜巷第5章采煤方法本带区煤层走向长度600m,倾向长度2750m,该带区除边界、断层外，无明显的地质构造，带区煤层为低涌水量，低瓦斯，煤平均厚度2.0m,属中厚煤层，平均倾角10°左右，属近水平煤层。综合考虑目用倾斜长壁一次采全高的采煤方法。采煤工艺选5.2回采工艺5.2.1选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备兼于本矿井设计生产能力为1.2Mt/a及地质条件、煤层赋存的情况，炮采普采不能满足要求，以高档普采进行回采较为合理即落1.落煤，采用倾向长壁采煤法，使用双滚筒采煤机割煤，工作面端头割三角煤斜切进刀方式，双向割煤往返一次割两刀，截深2.装煤，采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工3.运煤，由刮板输输送机→转载机→分带运输巷胶带输送机→带区运输4.工作面支护，工作面内部用，工作面端头支护用，并采用超前支护方5.采用全部垮落法处理采空区。6、设备选型由于煤层顶底板均为中砂岩，属于稳定顶板，老顶属于Ⅱ级，老顶来压明显。矿井选用单体液压支柱和铰接顶梁。液压连牵引牵引力牵引速度煤层倾角卧底量型号电动机型号出厂长度功率电压外形尺寸序号设备名称规格型号1台22单体液压支柱台3台24台15部26个7台8乳化液泵台29台1喷雾泵站台2表5-4工作循环图表班时班时面长(m)图例兼于方便劳动力的搭配和培养一职多能；工人熟悉工作地点的情况有利于安全作业的特点而选用分段作业的劳动组织形式，这种组织形式一般是采用综合工种即将工作面按长度划分为若干段，每段内一个采煤小组负责，小组内的工人均为综合工种，共同完成该段内所一班二班2215防尘工2226442331766322152215电工11242226溜子工221522151146第6章井下运输和矿井提升井下运输设计应对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的运输作统筹安排，运输方式与设备的选型要根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、瓦斯情况及采煤方法确定。1.煤的工作面运输方式：工作面用采煤机落煤，割下来的煤用刮板运输机运输。2.分带运煤入风巷运输方式：本设计带区采用可伸缩胶带运输机运输。并且设有轨道，用齿轨车牵引1.5t固定式矿车，以便于对胶带运输机进行检修，和在开采初期，为运输入风巷运料、排矸。3.分带运料回风巷运输方式：本设计带区运料回风巷为机轨合一巷布置。可伸缩胶带运输机用于巷道掘进期间运煤；轨道运行齿轨车牵引1.5t固定式矿车，用于运料和掘进初期排矸。4.大巷运输方式：主要运输大巷的运输方式应根据运量，运距技术经济效果优化确定。本设计采用轨道运输，采用10吨架线电机车牵引矿车运输。综合上述运输方式，确定本矿井井下煤炭及材料运输系统如下：运煤系统：由工作面采出的煤装入刮板输送机运至分带运输入风巷，经转载机至胶带输送机运至带区运输入风斜巷进带区煤仓在集中运输大巷装车，由电机车牵引至井底车场，通过主井提升到地面。运料系统：工作面所需物料及设备经副井运至井底车场，由电机车牵引经集中运输大巷至带区下部材料车场，经带区运料回风斜巷、分带运料回风巷运至采煤工作面。1.架线式电机车台数的确定工作电机车台数计算如下：N=1.5Q(11L+θ)/2100P1.5——产量与运输不均衡系数；11——运行时间与运距换算系数；2100——每班工作时间与机车载重乘积；P——机车粘着质量，t;检修及备用电机车台数取工作电机车台数的25%,但不小于1台。N₁=N×25%=2台，则架线式电机车总台数为9台。2.电机车型号确定本设计矿井选用ZK₁0—6/250型电机车，该架线式电机各项参数如下表电机型号外形尺寸73.大巷运输及辅助运输矿车型号确定大巷运输选用3t底卸式矿车运输，辅助运输选用1.5t固定式矿车运输。3450×1200×1400,质量1800kg。选用MG1.7-6A型1.5固定式矿车，轨距600,外形尺寸2400×1050×1200,质量718kg。4.确定矿车台数每组运煤列车矿车数确定为13辆，本设计矿井有4组运煤列车，则3t底卸式矿车总数为：N=13×4=52辆，备用及检修的台数为n=N×20%=10每台电机车牵引19辆1.5t固定式矿车，本矿井确定备有3组辅助运输列车即N:3×19=57辆，备用及检修的1.5t矿车数为：n=N×20%=11.4辆，1.5t材料车取11辆，总材料车为N总=57+11=68辆。带区运输设备包括工作面运输设备，分带运输、回风巷运输设备，带区运输、回风斜巷运输设备。各设备只选型合理，才能有机的构成一个整体，使煤炭、材料的运输才能协调进行。①刮板输送机输送能力应大于工作面最大生产能力的1.2倍；②要根据刮板链的负荷情况，确定链条数目，结合煤质硬度选择链条的结构形式，煤质较硬块度较大时优先选用双边链，煤质较软时，可选用单链综上所述，刮板输送机选择型号为：SGD-630/180,输送量500t/h,刮板链速0.92m/s,外形尺寸(mm)为1500×630×220,出厂长度150m。2转载机选型原则：①转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力(一般为1.2倍)它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面输送机。②转载机的机型，好机头传动装置及电动机和中部槽的类型及刮板链类型，应尽量和工作面刮板输送机机型一致，以便日常维修和管理。③转载机尾部和工作面输送机头部有一定的卸载高度(约600mm)以避免工作面输送机底链回煤。根据以上原则及本矿带区输送能力，选择转载机型号为：SZB—764/132,运输能力700t/h,链速1.34m/s,中部槽尺寸为：长1500mm,宽764mm,高2223可伸缩带式输送机选型原则：①工作面运输巷带式输送机运输能力，要大于工作面刮板输送机的能力。②移动尾装置宜选用液压式。根据以上原则及带区的输送能力，选择SSJ1000/2×200X型可伸缩带式输送机。运输能力1000t/h,输送长度1000m,宽度1000mm,带速2.0m/s,贮带长度60m,机头外形尺寸：长7023mm,宽3150mm,高1700mm。矿井提升的合理设计，主要取决于确定合理的提升系统，即设计矿井采用几套提升设备、提升设备的类型(单绳缠绕式还是多绳摩擦式)及提升方式(采用箕斗还是罐笼)。一般情况下，年产量在0.3Mt极其以上的大中型矿井提升任务重，可设两套提升设备，主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。对于年产量超过1.8Mt的大型矿井主井采用两套箕斗提升设备，副井除配备一套罐笼提升设备以外，有时尚需设置一套带平衡锤的单容器提升设备作为辅助提升。本设计矿井为主、副立井提升方式。主井井筒直径4.5m,服务年限66.2a。选用钢丝绳罐道，重锤拉紧方式，多绳箕斗提升。主井担负矿井提升煤炭任务。副井井筒直径6.5m,采用刚性组合罐道，罐笼提升。副井主要担负全矿井人员升降、提矸、下放材料(长材除外)等任务。1.设计依据矿井生产能力：1.2Mt/a、3636t/d;工作制度：年工作330d,三、八工作制，矿井净提升16h;2.选型计算(1)提升容器选择矿井提升系统主要包主井提升系统和副井提升系统，设备选型过程以及各种特如下：1.主井：采用两对12t多绳摩擦式提升箕斗型号为JDS-12/110×4,准箕斗选择过程如下2.副井：采用1t双层4车罐笼。(2)钢丝绳罐道的选择优点：①结构简单，安装方便，节省钢材，施工期短，安装时只需要固定和拉紧罐②井筒不设罐道梁减少通风阻力，井壁不铺梁窝，减轻井壁负荷，有利于提高井壁的整体性、防水性能；③钢丝绳罐道具有一定的柔性，提升系统的受力状况允许采用较高的提升速度，减少绳断卡罐等事故；④使用寿命长，便于维护，更换钢丝绳也较为简单，对生产影响小.提升高度的计算：式中H——提升高度，m;Hs——井筒深度，m;Hx——卸载高度，取20m;Hz——装载高度，取20m。则：H=480+20+20=510m最大提升速度的计算：式中Vm——最大提升速度，m/s;H——提升高度，m。则：vm=9.1m/s提升时间的计算：式中T,——经验提升时间，s;α——提升加速度取0.7m/s;u——提升容器爬行阶段附加时间，取10s;则：T;=87.75s经验提升量的计算：C——主提升设备的提升不均衡系数，有井底煤仓时为1.10—1.15;α,——富裕系数，主提升设备对第一水平留有1.2富裕系数；b,——提升设备年工作日数，取330d;则：Q,=11.89t故所选的设备能满足要求。Q——一次提升容量，kgV——标准速度，m/sη——减速器的传动效率，取η=0.95K——矿进阻力系数，箕斗取1.15e——动力系数，箕斗取1.28——重力加速度，取9.8m/s选用的提升机功率为2×800=1600kw>1103Kw符合要求。(2)副井提升一对1t矿车双层双车罐笼，一个材料罐笼带平衡锤。第7章矿井通风与安全矿井通风系统包括通风方式(即进风井和加风井的布置方式)通风方(即矿井通风机的工作方法)以及由若干通风巷和交汇点构成的通风网络。①通风井和回风井大致并列于井田中央，由主井兼作回风井或专设中央风井，这种方式具有初期工程量少，建井期短，便于管理等优点，缺点是进回风井之间漏风大，矿井的中后期通风线路长，通风阻力大，工业场地噪音进风井位于井田中央，回风井位于井田上部边界中央，这种方式具有通风阻力小，漏风小，安全性好，工业场地噪音小，且便于从回风井铺设防尘洒水管路等优点，适用于煤层倾角较小，埋深较浅，瓦斯和自燃发为比较严进风井位于井田中央，回风井布置在西翼各一个，分别为井田的一翼服进风井位于井田中央，两翼各有两个或两个以上的回风井为所在采区的且高低起伏较大，第一水平无法开凿总回风巷的情况，也适用于煤和瓦斯有突出危险的矿井或高瓦斯矿井，此外各分区有独立的进回风系统，这种方式具有建井期短，安全性好，便于管理等优点，但因风井多，占地面积大和风机管理分散原则，多适用于分区分期开拓，分期投产的特大矿井。⑤混合式上述几种方式的组合称为混合式，如中央分列式与对角式混合，中央并列式与对角式混合，以及中央并列式与中央分列式混合，这种方式适用于井田走向长度大，矿井改扩建和开拓延伸矿井或多煤层多井筒矿井，或井田面积较大，产量大而且是分区开拓矿井。2.主要通风机的工作方法主要通风机的工作方法有抽出式，压入式及混合式，一般矿井多采用抽出式通风，只有在低瓦斯矿井(地面塌陷区分布较广泛且与矿井沟通)或地形复杂且煤层埋藏较深，开采第一水平时无法设置主通风机，总回风通无法联通或维护困难，煤层发火不严重的中小型矿井，才采用压入式通风。混合式工作方法由于管理复杂，很少使用。条带采煤工作面通风方式分为运输巷进风，轨道巷回风或轨道巷进风运输巷回风，对于运输巷仍然存在有上行风和下行风的问题，对工作面没什么影响，该布置方式具有系统简单，风路短，转折变化少通风建筑物少，漏风少，有效风量率高等优点通过上述通风方式的选择，结合本矿的情况，最后确定矿井的通风方式7.2风量计算与风量分配1.风量计算标准(1)按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少(2)按该用风地点风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体浓度，风速及湿度等符合《煤矿安全规程》的有关各项规定要求分别计算取其最大值。2.风量计算原则无论矿井或带区的供风量，均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算标准，分别计算出各个用风地点的实际最大需风量，从而求出该地区的风量总和，再考虑一定的备用风量，系数后，作为该地点的供风量，即“由里往外”的计算原则，由采掘工作面、硐室和其它用风地点计算出各带区用风庞庄矿绝对瓦斯涌出量为5.6m³/minQa=100×qCH₄a;×K,=100×5.6×1