采矿工程毕业设计（论文）-同煤集团潘家窑矿9#煤层开采设计

1、山西大同大学本科生毕业设计中文题目： 同煤集团潘家窑矿9#煤层开采设计 英文题目：Preliminary Design of 9# coal seam of panjiayaocoal mine in Datong coal mine group 学 院： 煤炭工程学院 姓 名： 学 号： 专 业： 采矿工程 班 级： 16级采矿专升本二班指导教师： 职 称： 完成日期： 2018 年 5 月 27 日摘 要全套图纸加扣 3346389411或3012250582本次设计是对同煤集团潘家窑煤矿9#号煤层进行开采设计,煤层厚度平均为2.50m。本矿井设计年产量0.6Mt/a，服务年限57.2年，

2、符合矿井设计相关规范，矿井属于高瓦斯矿井。设计采用斜井开拓方式，共开掘有三个井筒即主斜井、副斜井、回风井。主斜井采用带式输送机运输，承担运煤任务，副斜井采用单钩串车、架空乘人装置提升，承担运人、运料等任务；井下运煤采用带式运输机，辅助运输采用矿车。运输大巷及回风大巷布置在煤层中。井田共分为3个盘区。首采工作面位于201盘区，采用一次采全高后退式综合机械化采煤方法，矿井年工作日为330天,工作面实行“四、六”制作业形式，三班生产、一班检修准备，日循环六刀，每班循环两刀。工作面长为140m，采用MG700-WD采煤机割、装煤，刮板输送机运煤的方式，并采用及时支护，采煤机割煤方式为端头斜切进刀，双向

3、割煤。顶板管理采用全部垮落法.矿井采用中央并列式通风方式，机械抽出式通风方法，各采掘工作面实行局部通风机压入式通风，掘进工作面采用2K60-No23型局部通风机压入式通风，回采工作面采用U型通风，矿井全部实现机械化，并且制定了一系列防火、防瓦斯、防顶板的安全技术措施。本设计包含附图4张、章节8章、参考文献20篇。关键词：斜井开拓；综合机械化采煤；中央并列式通风ABSTRACTThe design is illustrated by the example of 9# coal seam of Datong Coal Mine Silaogo the average thickness of t

4、hat is 2.50m. The annual output of this mine is 0.6Mt/a. The mine service-life is 57.2 years and it is a low gas mine and in accordance with relevant specification for mine design. The design is digging three shaft main shaft, auxiliary shaft and a return air shaft by using the way of the main diago

5、nal auxiliary inclented integrated development way. The main shaft adopts inclined belt to bear the task of transporting coal, and the auxiliary shaft uses the skin hook trained and aerial passenger device of indented shaft to hoist pedestrian and material; the belt conveyor, and underground track t

6、yred vehicle plays a supporting role. There are escarpment railway laneway and belt roadway along the floor of the coal seam, return airway along the floor of the coal seam. Mine is divided into there panels.The first mining face is located in the 201 panel that uses the method of bring back long wa

7、ll mechanized coal mining, and the working day of this mine is 330 days. The working face implements the four sixth manufacturing, three classes achieve production, a class makes repair preparation. The length of working face is140m. The MG700-WD coal mining machine ,cut, load, scraper conveyor coal

8、, and the timely support. Cutting coal mining mathine is oblique infeed end, two-way cutting coal. Management uses the entire roof caving method; duo to the more rigid seam roof, caving it requires the use of compulsory measures to reduce Gob hanging exposed area. The mine ventilation is designed by

9、 central compound-like, every mining face is implemented parallel ventilation, the tunneling working surface use 2K60-No23 type local fan ventilation, and mining working face uses the type of U ventilation. To thesafety in production of coal mine, mine all realize mechanization, and formulated a ser

10、ies of safety measures against fire, gas, preventing roof.The design include the 4, chater8, chapter 20 references.Key words: inclined shaft development; mechanized coal mining;central compound-like ventilation目 录1 井田概况及地质特征11.1 井田概况11.1.1 井田位置及范围11.1.2交通位置21.2 矿井建设的资源条件21.2.1断层21.2.2岩溶、陷落柱和岩浆岩21.2.

11、3煤层21.2.4煤质31.2.5水文地质51.2.6煤层顶底板条件62 井田储量和服务年限72.1矿井工业资源/储量72.1.1储量估算范围72.1.2 资源/储量估算方法与有关参数的确定72.1.3设计资源/储量估算结果72.1.4工业指标72.2矿井设计资源/储量82.2.1工业广场面积82.2.2 矿井设计资源/储量计算82.2.3矿井设计可采储量92.3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限92.3.1 矿井工作制度92.3.2 矿井设计生产能力的确定92.3.3 矿井及水平服务年限的计算103 井田开拓113.1 井田开拓的基本问题113.2井田开拓方案的确定113.3 井筒布置1

12、33.3.1井筒位置的确定133.3.2井筒形式、数目、位置及用途133.3.3井筒特征133.4工业场地的位置163.5 矿井开拓巷道173.5.1 井底车场的选择173.5.2 主要巷道断面确定174 盘区巷道布置204.1.盘区位置及参数204.2盘区巷道布置及生产系统204.2.1盘区准备方式的确定204.2.2盘区巷道布置214.2.3首采盘区回采工作面接替顺序214.2.4 盘区车场形式选择214.2.5盘区生产系统214.2.6盘区生产能力及采出率225 采煤方法255.1回采巷道布置255.1.1回采巷道布置方式255.1.2回采巷道参数255.2采煤方法的确定275.2.1采

13、煤方法的选择275.2.2回采工作面长度的确定285.2.3工作面的推进方向和推进度285.2.4综采工作面的设备选型及配套285.3采煤工艺方式335.3.1采煤机进刀方式335.3.2工作面端头支护345.3.3循环图表、劳动组织、主要技术经济指标356 矿井通风及安全396.1矿井地质、开拓、开采概况396.1.1矿井地质概况396.1.2开拓方式396.1.3开采方法396.1.4变电所396.1.5工作制、人数396.2矿井通风系统的确定406.2.1矿井通风系统的基本要求406.2.2矿井通风方式的选择406.2.3矿井通风方法的选择416.2.4盘区通风方式的确定426.3矿井风

14、量计算426.3.1各用风地点的用风量和矿井总用风量426.3.2风量分配476.4矿井阻力计算486.4.1 矿井通风总阻力计算原则486.4.2 矿井通风阻力计算486.4.3矿井总风阻和等积孔496.5安全灾害的预防措施516.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施516.5.2防水措施517 矿井提升、运输和排水系统537.1.主副井提升设备选型537.1.1主井提升设备537.1.2副井提升机547.2主要巷道运输设备选择547.2.1运输大巷547.2.2盘区运输设备选型及能力验算557.3大巷运输设备选择577.3.1主运输大巷设备选择577.3.2辅助运输大巷设备选择577.3.3运输

15、设备能力验算607.4排水设备选型617.4.1 设备选型计算617.4.2 选择水泵617.4.3 管路的选择计算628 设计矿井基本技术指标63参考文献65致 谢66山西大同大学煤炭工程学院2018届本科生毕业设计1 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1 井田位置及范围山西煤炭运销集团潘家窑煤业有限责任公司位于位于大同市左云县城14km，马道头乡东北5km，行政区划隶属左云县马道头乡管辖，其地理坐标为：北纬：395302395521东经：11246171125032矿区范围14个拐点坐标为：西安80坐标系（国家6带）坐标拐点编号XY拐点编号XY14419959.4919653716

16、.6384420260.4919656712.6424419976.4919654716.6394421709.5019656688.6434418476.4819654741.64104421694.5019655780.6344418501.4919656241.64114422495.5019655767.6354418254.4919656996.65124422468.5019654174.6264419594.4919657563.65134421468.4919654189.6374420274.5019657552.64144421460.4919653691.62北京54坐标

17、系（国家6带）坐标拐点编号XY拐点编号XY14420006196537888442030719656784244200231965478894421756196567603441852319654813104421741196558524441854819656313114422542196558395441830119657068124422515196542466441964119657635134421515196542617442032119657624144421507196537631.1.2交通位置铁路：东距大同至乔村运煤专线12km，大（同）乔（村）线全长45 km，大同枢纽站

18、交会于北同蒲线及大秦线，南可达太原，东可至秦皇岛，并可经大同北抵集宁、呼市、大连，东达北京等地。公路：北距109国道大（同）左（云）公路段17 km，向东12 km可接大同至乔村矿区公路，矿区简易公路四通八达，可连接各乡、镇、村庄各煤矿。本区有（北）京大（同）、大（同）运（城）高速公路。交通运输十分便利。1.2 矿井建设的资源条件1.2.1断层 断层，为一正断层，走向北西，倾向北东，倾角85落差为10m，延伸5705m。1.2.2岩溶、陷落柱和岩浆岩地表及开采过程中未发现陷落柱，也未发现岩桨岩侵入体。综上所述，本井田地层产状平缓，为一背向斜相间的褶曲构造，断层较发育，构造复杂程度总体上属中等类

19、型。1.2.3煤层（一） 含煤性井田内含煤地层为侏罗系大同组，大同组平均厚度为198.15m，含煤11层，自上而下编号为2号、3号、7-2号、7-3号、8号、9号、10号、11-1号、11-2号、11-3号、14号，煤层总厚平均为22.69m，含煤系数为11.45%。其中7号、9号、11-1号、11-2号、14号煤层为本矿可采煤层。本次设计开采9号煤层。（二） 可采煤层现将本井田内主要可采煤层特征叙述如下：9号煤层上距7号煤层26.40m，煤层厚1.78-3.22m，平均2.50m，为较稳定的局部可采煤层，结构简单，不含夹矸，顶板为砂质泥岩，底板为砂质泥岩，井田内全部采空。 表1-2-1 主要

20、可采煤层特征表煤层编号煤层厚度（m） 煤层间距（m）煤层结构（夹矸）稳定性可采范围顶底板岩性最小-最大平均最小-最大平均顶板底板70.00-6.153.98简单0-1较稳定大部分可采粉砂岩砂质泥岩23.09-37.3726.4091.78-3.222.50简单0较稳定大部分可采砂质泥岩砂质泥岩12.70-13.9013.33100.00-1.701.33简单0较稳定局部可采细砂岩砂质泥岩55.50-59.6056.5211-16.71-7.607.15简单0-1稳定全井田可采粉砂岩砂质泥岩3.85-10.405.6811-21.45-2.202.01简单0-1稳定全井田可采砂质泥岩砂质泥岩17

21、.70-29.3018.3811-30.50-1.701.03简单0-1较稳定局部可采粉砂岩细砂岩1.65-7.454.71142.10-4.353.33较简单0-1稳定全井田可采细砂岩砂质泥岩1.2.4煤质（三） 物理性质和煤岩特征1、物理性质各煤层均呈黑色，条痕为褐色，光泽以弱玻璃光泽为主，沥青光泽次之，阶梯状断口，条带状结构，层状块状构造，各煤层宏观煤岩类型以半亮型煤为主，半暗型煤为辅，煤岩成份以亮煤居多，暗煤次之。2、显微煤岩特性：从煤岩组分分析结果可知，各煤层主要为中等镜质组煤，丝炭化组分含量较多，煤层容易自燃。煤的镜质组反射率Rmax一般在0.6520.875%之间，煤层处于变质阶

22、段。（四） 化学性质、工艺性能1、化学性质山西省煤炭工业局综合测试中心进行了测试，测试结果见表1-2-3、1-2-4、1-2-5。1-2-4表 9号煤层煤质测试成果表项目结果项目结果原煤浮煤浮煤工业分析分析水Mad %3.71-4.604.16(2)8.74-9.208.97(2)新煤类牌号类别不粘煤(2)灰分Ad %3.35-7.585.47(2)3.65-3.813.73(2)符号BN(2)挥发分Vdaf %31.174-33.8432.51(2)32.83-34.9233.88(2)代码31(2)焦渣特征CRC2(2)2(2)胶质层指数Ymm0(2)固定碳Fc,d %63.62-63.9

23、463.78(2)/X mm39-4039.5(2)全硫St,d %0.26-0.430.35(2)0.18-0.220.20(2)体积曲线平滑斜降高位发热量Qgr,dMJ/kg29.09-30.7429.92(2)30.37-30.5730.47(2)融合状况粉状视密度ARD1.26-1.301.28(2)/1.4重液回收率%51.0-84.767.85(2)粘结指数GR.I0(2) 根据测试结果，9号煤层为低灰、中硫、高热值不粘煤(符号BN)（数码31）。2、元素分析山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，9号煤层同种元素含量差异不大，煤化程度比较高（详见表1-2-5）。 表1-2-5 煤层

24、元素测试成果表煤层编号碳（Cd）（%）氢（Hd）（%）氮（Nd）（%）氧（Od）（%）原煤浮煤原煤浮煤原煤浮煤原煤浮煤980.3585.064.334.521.040.9412.438.613、煤的有害成份本次进行有害成份磷(Pd%)检测，测试结果磷含量较低，9号煤层为0.0060.082，平均0.0396，属特低磷中磷煤。4、工艺性能根据测试结果，9号煤层焦渣特征（CRC）为2，粘结性和结焦性均很差，粘结性指数（GR.I）为0,胶质层Y值为0，发热量（Qgr，d）为28.97 MJ/kg，属高热值煤。（三）煤类及煤的工业用途1、煤类根据中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）以浮煤挥发份（

25、Vdaf）、粘结指数（GRI）值作为主要分类指标，Y值作参考指标划分煤类。根据山西省煤炭工业局综合测试中心对本次采样分析， 9号煤层挥发分（Vdaf）平均值为33.88%，粘结性G值指数为09。2、煤的工业用途据煤样煤质测试结果，本矿9号煤层具有特低灰、低硫、高热值的特点，本井田9号煤层的工业用途均为优质动力用煤及民用煤。3、可选性：根据地质报告，对9号煤层采样由山西省煤炭工业局综合测试中心进行了煤炭筛分浮沉试验工作（简选），评定方法采用“分选密度0.1含量法（0.1含量法）”对煤炭可选性进行评定，结果为： 9号煤均为极难选等级。1.2.5水文地质 （五） 区域水文地质1、区域水文地质概况大同

26、煤田位于大同盆地之西，介于口泉山脉、牛心山脉之间，煤田东南边缘地层倾角较陡，地形及构造较为复杂；西北部宽广，地层平缓，构造简单，断层稀疏。煤田基本呈一北东-南西向的不对称宽缓向斜构造，四周为强烈上升的中高山地形，煤田内部呈低山丘陵地貌，沟谷较为发育， 一般相对高差200m300m。大同矿区地下水资源贫乏，大量的勘探资料表明，除第四系冲洪积层及基岩风化壳含水层富水性相对较好外，下覆中生界、古生界地层的岩石固结坚实，裂隙、岩溶不甚发育，岩石一般不含水或含水微弱。地表水主要为口泉河、十里河河水。地下水补给主要以大气降水补给为主，在口泉河、十里河河谷地段，地表水可以补给地下水。由于大同矿区地表径流条件

27、较好，一般不利于降水入渗，地下水排泄以蒸发和矿井排水为主，随着矿井多年来的大规模开采，地下水原有动态平衡遭受破坏，地下水位普遍下降，岩石的含水性大大减弱，煤田内大量井泉干涸现象就是最好的佐证。总体来说，大同煤田属水文地质条件简单地区。大同煤田含水层根据不同岩层含水特性以及它的组合关系的差异可划分为碳酸盐岩岩溶裂隙含水层组、碎屑岩裂隙含水层组、风化裂隙含水层、松散岩孔隙含水层组四种类型。1.2.6煤层顶底板条件1、煤层顶、底板岩性及力学性质9号煤层 伪顶为灰黑色泥岩，局部赋存，厚度一般小于0.1m，随着煤层开采而跨落；直接顶板为深灰色粉砂岩，局部为细砂岩，底板为深灰色粉细砂岩，稳定性好，无底鼓现

28、象。报告编号来样编号抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）抗剪强度（MPa）2010-09589号顶(22.4-31.2)27.2(0.51-1.73)1.12(2.11-2.63)2.332010-09599号底(30.8-56.0)46.1(0.81-2.35)1.48(2.86-5.11)3.742010-09609号顶(36.8-60.0)47.0(0.31-1.59)1.10(1.75-2.56)2.232010-09619号底(9.6-21.2)15.3(0.61-0.92)0.77(1.17-2.00)1.53表1-2-6 9号煤及顶底板岩石物理力学性质表石2 井田储量和服务年限2

29、.1矿井工业资源/储量2.1.1储量估算范围储量估算范围以2000年10月20日山西省国土资源厅颁发的采矿许可证所确定的矿井边界为准。2.1.2 资源/储量估算方法与有关参数的确定井田范围煤层倾角平缓，基本214，故本次故采用块段法计算矿井工业储量，计算公式如下： Zg= Sh /cos8 (2-1)式中：S井田面积（m2），采用水平投影面积，用cad在煤层底板等高线上直接测得；H煤层平均厚度（m），为各勘探点厚度之算术平均值，各点煤层采用厚度的确定按照有关规程的规定确定，取2.50m；D煤层视密度（t/m3），煤层视密度（容重）均为1.4t/m3；煤层倾角,取8。2.1.3设计资源/储量估算

30、结果经估算，共获得9#煤层工业储量37.50Mt。2.1.4工业指标根据中华人民共和国国土资源部DZ/T0215-2002煤、泥炭地质勘查规范规定，确定资源/储量估算各项指标如下：最低可采厚度： 0.70m；最高可采灰分（Ad%）: 40%；最高硫分(St.d)： 3%。9#煤层视密度为1.4t/m3。2.2矿井设计资源/储量2.2.1工业广场面积本矿井设计生产能力为90万吨/年，根据矿井的地面地形、建筑物和交通等条件及集团公司的要求确定工业广场的面积为13.5公顷(即1.5平方公顷10万t）。煤层的平均倾角为8，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为13

31、3m，该处表土层厚度为30m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场留维护带，宽度为40m。表2-1 工业场地占地面积参考井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.82.2.2 矿井设计资源/储量计算矿井设计储量为矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量。而在该井田范围内只有煤田境界煤柱。 (2-2)式中：矿井设计储量，万t；矿井工业储量，万t；永久煤柱损失量，井田境界长3107.1m，煤柱宽取20m。经计算得：=3.84Mt表2-2 矿井设计储量计算 单位：

32、Mt煤层工业储量永久煤柱损失设计储量井田边界断层小计9#37.503.843.8428.612.2.3矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下式计算： (2-3)式中：矿井设计可采储量，万t；矿井设计储量，万t；P工业广场及运输大巷保护煤柱损失，万t；C采区回采率，薄煤层取C=85%；中厚煤层取C=80%；厚煤层取C=75%，取85%。则：2.3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限2.3.1 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范以及结合矿井实际情况，确定该设计年工作日为330天，每日四班工作，每班工作六小时，每日净提升时间数为16小时。2.3.2 矿井设计生产能力的确定根据当地用煤需求，结合煤层

33、赋存条件，可采储量、装备水平、资金来源等因素，确定矿井生产能力为60万t/a。本次设计为9#层煤，同时生产一个水平、一个工作面可保证60万t/a设计生产能力。2.3.3 矿井及水平服务年限的计算矿井及水平服务年限均按下式计算： (2-4)式中：T服务年限，a；Z设计可采储量，万t；A设计生产能力，万t/a；K储量备用系数，取1.2。则：矿井及水平服务年限T=2861/601.2=57.22a。 3 井田开拓3.1 井田开拓的基本问题本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：(1).本井田煤层埋藏不是很深，且地质条件较好；(2).本井田瓦斯涌出量不大，及涌水量比较小并且煤层发火期较长,对开拓

34、方式的选择影响不大。3.2井田开拓方案的确定根据矿井工业场地及确定的开拓方式，结合矿井规模、煤层赋存特征以及矿井目前的实际情况，本设计开拓提出两个方案进行比较，方案分述如下： 方案一：采用立井开拓方式，具体特征如下：1）主立井：圆形断面，担负全矿井煤炭提升运输，进风兼作安全出口。2）副立井：圆形断面，装备普通梯子间，担负矿井辅助提升、进风兼作安全出口。 3）回风立井：圆形断面，装备普通梯子间，担负全矿井的回风任务兼安全出口。 主、副井均布置于井田中央，大巷布置在岩层中。方案二：采用斜井开拓方式，具体特征如下：1）主斜井：拱形断面，担负全矿井煤炭提升运输，进风兼作安全出口。2）副斜井：拱形断面，

35、担负矿井辅助运输提升，进风及运人。3）回风立井：圆形断面，装备普通梯子间，担负全矿井的回风兼安全出口。1.方案技术比较以上所提二个方案中，井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度总体一致。区别在于：方案一：适应性强，不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，有利于立井施工；井筒短，相应的管缆铺设长度短，提升速度快，提升能力大，对辅助运输特别有利；井筒断面大，能够下放外形尺寸较大的材料和设备；井筒的支护条件较好，且易于维护；井筒的通风断面大，通风阻力小，允许通过的风量大，有利于矿井通风。方案二：主斜井采用胶带运输机输送煤炭，运输能力大，且不受长度限

36、制，地质条件瞒住的情况向下，能更好的发挥运输能力。副斜井采用矿车提升运输，适应能力强。 因此，对本矿井而言，煤层属近水平煤层，从技术层面而言，选择方案二（即斜井开拓方案）较为合适。2.方案经济比较方案一和方案二的准备方式和采煤方法基本相同，因此可以不进行比较。3.确定方案根据方案技术比较及方案经济比较可知：从技术层面而言，选择方案二（即斜井开拓方案）较为合适。方案一 （立井开拓）方案二 （斜井开拓）3.3 井筒布置3.3.1井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。由于本井田倾角平缓，厚度变化小。

37、故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。3.3.2井筒形式、数目、位置及用途1.井硐形式、数目及位置井田开拓方式为斜井单水平开拓，共开掘有两个进风井（主井、副井）和一个专用回风井（回风立井）。三个井筒布置在井田中央。2.井筒用途各井筒用途分述如下：1).主井：负担全矿煤炭提升任务，兼作矿井进风井任务；2).副井：负担全矿人员等提升任务，为矿井的主要进风井及安全出口。3.3.3井筒特征1. 主井井筒断面主井采用带式输送机运输，为方便检修，井筒内除设胶带机外，还设人行道和检修道。表土段采用混凝土砌碹，基岩段采用锚网喷支护，半圆拱断面，净宽3.80m，净高3.70m，净断面12.89m2，表土段掘进断

38、面17.45 m2，基岩段掘进断面15.38m2，井筒斜长768.3m，坡度26。表土段采用钢筋混凝土碹支护，壁厚100mm，基岩段采用锚网喷支护，喷厚200mm。具体布置尺寸如图3-1。图3-1 主斜井断面布置图2.副井井筒断面位于井田中央工业场地之中，与主井东西相距约40m。井壁厚度为350mm。表土段采用混凝土砌碹，基岩段采用锚网喷支护，半圆拱断面，净宽4.00m，净断面13.83m2，表土段掘金断面17.13m2，基岩段掘金断面15.32m2，井筒长度746.7m，倾角26。其主要作用是：采用单钩串车提升，担负矿井的辅助运输任务，装备有架空乘人装置，担负矿井的运送人员任务，同时兼作进风

39、井，铺设行人台阶和安设扶手阶，兼作矿井的安全出口。图3-2 副斜井断面图3.风井井筒断面采用砼支护。风井井筒断面布置如图3-3所示：净直径5.0m，净断面19.63m2，表土段掘金断面34.19m2，基岩段掘金断面24.62m2，垂深133m至9#煤层，倾角90，井筒形状圆形，表土段、基岩段采用混凝土碹支护，担负全矿井的回风任务,设设梯子间,作为矿井的另一安全出口。图3-3 风井井筒断面布置风速校核：副井：V6.788 m/s，符合要求。风井：V10.5315 m/s，符合要求。综上，井筒特征如表3-1所示：表3-1 井筒特征井筒名称主井副井风井井口坐标X(m）4431071.80443110

40、2.504430726.40 Y(m）540638.25540571.45540237.65Z（m）143014301430用途提煤、进风运料、进风、进人回风提升设备胶带输送机单钩串车、架空乘人装置井筒倾角（）262090断面形状圆拱形圆拱形圆形支护方式混凝土喷射支护混凝土砌碹支护混凝土砌碹支护井壁厚度200350350井筒深度133133133断面积净（）12.8913.8319.6掘（）15.3815.3222.53.4工业场地的位置考虑井田的地形条件、井筒位置、交通状况将工业场地布置在井田中部。3.5 矿井开拓巷道3.5.1 井底车场的选择1.井底车场型式的选定1）调车简单管理方便，弯道

41、及交岔点少；2）操作安全，符合有关规定；3）井巷工程量小，建设投资少，便于维护，生产成本低；本着以上原则，主、副井落底后沿9层布置运输巷和轨道巷，由于副井直接与轨道巷相连，在轨道大巷中铺设道岔完成调车，且可满足矿井辅助提升存车线路要求。1.验算副井空、重车线长度；2.井底车场的调车方式；3.井底车场硐室名的布置。在副井井底车场设有：中央变电所、中央水泵房、管子道、水仓等硐室。井底车场巷道及硐室支护形式采用锚喷、锚杆加锚索支护。图3-4 井底车场示意图3.5.2 主要巷道断面确定1.运输大巷图3-5 运输大巷断面图表3-2 断面特征表围岩类别半煤半岩锚杆排列方式矩形掘进断面（m2）15.3锚杆排

42、列间距（mm）800净断面 （m2）14.3锚深（mm）2000掘进尺寸（宽高，mm）4200,4100锚杆规格（L，mm）180020喷射厚度（mm）100净周长（m）14.28锚杆型式树脂锚杆锚杆外露长度（mm）1002. 辅助大巷图3-6轨道大巷断面图表3-3 断面特征表围岩类别半煤半岩锚杆排列方式矩形掘进断面（m2）15.3锚杆排列间距（mm）800净断面 （m2）14.3锚深（mm）2000掘进尺寸（宽高，mm）4200，4100锚杆规格（L，mm）180020喷射厚度（mm）100净周长（m）14.28锚杆型式树脂锚杆巷道坡度（）3锚杆外露长度（mm）100每米锚杆数（根）15.0

43、4 盘区巷道布置为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本设计选用一盘区1201工作面作为首采工作面。4.1.盘区位置及参数设计首采区位于井田西北部。201盘区走向长平均1577 m，倾向长平均1493m。盘区内划分8个工作面，每个工作面推进长度均为1577 m。4.2盘区巷道布置及生产系统4.2.1盘区准备方式的确定1.盘区准备方式优点：1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快；2）运输系统简单，占用设备少，运输费用少；3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故使采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合

44、机械化采煤非常有利。4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少。5）对某些地质条件的适应性较强。6）技术经济效果显著。本设计矿井胶带运输大巷布置在煤层中，辅助轨道大巷布置煤层中，辅助运输大巷双轨布置。用电机车牵引矿车辅助运输。工作面运料巷道布置单轨，利用长距离绞车解决辅助运输问题。4.2.2盘区巷道布置针对首采盘区，其参数设计如下：1.盘区煤柱由后面第6章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼运煤，一条回风兼辅助运输。相邻工作面之间留设宽度为20m的保护煤柱。2.区段要素首采盘区位于井田西北侧，长平均2

45、700 m，宽平均1858m，平均煤厚2.50m。赋存稳定；根据理论计算和实践统计得知，工作面长度取为140 m；两回采巷道设计均为矩形断面，其中运煤巷宽为4 m，高为3 m；回风巷宽4 m，高3 m；加上煤柱，每个区段倾斜长度B为：B =140+4+4+20=168m4.2.3首采盘区回采工作面接替顺序根据推荐的井田开拓方案，结合矿井的井型和工作面装备水平，矿井达到设计生产能力时布置综采工作面，首采区选择在煤层的201带盘区，首采面选择在煤层的一盘区西北部的1201工作面。然后依次开采下一个相邻工作面，具体如下：12011202120312041205120612071208处理边角煤。4.

46、2.4 盘区车场形式选择本设计工作面运输巷直接与运输大巷相连，回风巷通过绕道与轨道巷连接，回风巷通过风桥与回风大巷相连故不设置盘区车场。4.2.5盘区生产系统盘区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系统等，具体设计如下：1）运煤系统1201工作面：回采工作面刮板顺槽运输顺槽运输巷主井地面2）辅助运输系统1201工作面：地面材料及设备副井轨道巷（电机车）轨道顺槽（调度绞车）工作面（1201面）3）通风系统 一盘区工作面风流路线为：副井（主井）轨道巷（运输巷）1201工作面进风巷1201工作面1201工作面回风顺槽回风巷风井4）排矸系统皮带运输大巷、轨道运输大巷沿

47、煤层底板掘进，矿井投产后，基本不产生矸石；但在地面仍需设一定的排矸系统。5）供电系统供电：地面变电站副井中央变电所盘区变电所轨道巷工作面回风顺槽工作面6）排水系统在工作面1201回风巷敷设一趟4寸管路，在回风巷低洼处建一水窝，水由工作面排到水窝，再通过排水管排至井底水仓，然后通过副井排至地面。在水窝处备两台125D-603水泵，一台使用，一台备用。在井底中央水泵房设置三台250D6010型水泵，一台使用，一台备用，一台检修。水流方向：工作面回风巷轨道巷副井井底水仓副井地面4.2.6盘区生产能力及采出率1.盘区生产能力由于9#煤层平均厚2.50m，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。1）工作面

48、的采煤机生产能力，按下式计算： （4-1）式中：工作面采煤机生产能力，Mt/a； 采煤机割煤高度，m； 煤层容重，tm3； 工作面长度，m； 采煤机截深，m； 工作面昼夜进刀次数，取6； C0工作面割煤回采率，取0.95。 N正规循环率，取0.9 已知H1=2.5 m，=1.4 tm3，L=140m，a =0.8 m，n =6，C0=0.95，N=0.9将各值代入公式（5-1），可得：A0=3302.51.41400.860.950.910-6=0.66（Mt/a）工作面年产量A0=0.66（Mt/a）2.准备掘进和端头生产能力考虑到在开掘时在煤层中掘进巷道，掘进煤量约占工作面产量的10%，所

49、以本矿井原煤产量为： A= A0（1+10%） (4-2）式中： A矿井总产煤量，万t/年；A0工作面出煤量，万t/年；10%掘进出煤率 则：A=0.66（1+10%）=0.73（Mt/a）总上，矿井设计井型为0.6Mt/a，盘区生产能力0.66Mt/a，能满足矿井的产量要求。3.盘区采出率盘区内的煤炭损失主要包括初采、未采丢煤，工艺损失，端头损失，保护煤柱损失等，因此盘区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。盘区采出率 = 盘区实际采出煤量/盘区工业储量100% 盘区内工业储量为：8.93 Mt盘区内实际采出煤量为：7.80Mt则盘区采出率 = 7.50/8.93100% = 87.3%根据煤炭工

50、业设计规范规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于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76.7%，符合煤炭工业设计规范规定。5 采煤方法5.1回采巷道布置5.1.1回采巷道布置方式工作面生产能力为0.6Mt/a。根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道采用单巷布置，布置方式为一进一回，每个工作面共布置两条巷：一侧布置一条：一条进风兼运煤，一条回风兼辅助运输；两巷设计均为矩形断面。两工作面之间留设20m保护煤柱。工作面巷道倾角平均8。利于辅助运输和施工；巷道断面尺寸可以满足设备顺利通过，并有相当的富裕系数，符合煤矿安全规程；经过风速检验，满足要求。5.1.2回采巷道参数1.断面采用胶带输送机运煤，无极绳绞车回风巷运料、运设备；故1201工作面运输巷布置皮带运煤；1201工作面回风巷铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管路。 2.回采巷道支护各巷断面形状及支护特征均相同：为锚网索组合钢带支护，矩形断面。1) 顶板支护锚杆直径22 mm，长度1.8 m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），杆尾螺纹为M22，规格型号： 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