采矿工程毕业设计-大同煤矿集团恒宝源煤业有限公司9号煤开采设计

1、山西大同大学本科生毕业设计中文题目：大同煤矿集团恒宝源煤业有限公司9号煤开采设计 英文题目：No. 9 coal mining of Datong Coal Mine Group, Heng Bao Yuan Coal Co., Ltd. 学 院： 煤炭工程学院 姓 名： 学 号： 专 业： 采矿工程 班 级：16采矿专升本2班指导教师： 职 称： 完成日期： 2018 年 5 月 30 日摘 要全套图纸加扣 3346389411或3012250582本此矿井设计的是恒宝源矿的井田设计通过资料的井田概况和地质特征，了解了位于朔州的恒宝源矿的基本地质情况，根据最佳经济条件和技术的结合得出最佳一套

2、方案，本次选择了适合本矿井的最佳的岩巷开拓方式、以及煤巷的采煤方法和各个准备系统、生产系统的结合。恒宝源地区地质条件比较复杂但恒宝源矿井田内地质构造比较简单断层发育较少几乎没有，属于低瓦斯矿井，对于煤尘点燃爆炸危险等级比较低；本矿井主要开采9号煤层，9号煤层煤层倾角大概为14，几乎接近于近水平煤层。经过技术条件和矿井的经济条件对比，得出恒宝源矿的煤矿设计生产能力为90万t/a，服务年限为24年，对于恒宝源矿的第一带区的第一水平设计为了立井开拓的矿车运输方案，第一采区的采煤方法根据地质条件和经济性安全性我选用立式长壁采煤法，采煤工作面运用综合机械化回采工艺。辅助运输系统在先期建井初期或边建边采期

3、间可作为主要运输设备，到后期建成后可采用矿车运输可以作为皮带运输的辅助系统当皮带检修和维修时为了不降低矿井产量可用矿车进行运输煤炭运也可作为机械设备、材料和矸石的运输，中间倒车的次数少而且方便运送，可直接从井底车场到达采煤工作面此次矿井的通风采用中央便捷式通风，在矿井提升方面主立井采用皮带运送，副井采用罐笼提升。工作面长200m,日进3刀，采用三采一准的作业形式，年工作天数276天。工作面采用后退式回采顺序，采空区采用全部垮落法处理。总而言之，通过对地质条件的分析以及矿井建设的技术经济条件和安全性来看此次设计的开拓方案、采煤方法等均能满足矿井的开采需求。关键词：立井开拓；带区式；低瓦斯矿井。A

4、bstractThe mine design of this mine is the design of the well field of the Heng Bao source mine through the survey and geological features of the data. The basic geological conditions of the Heng Bao source ore in Shuozhou are understood, and the best scheme is obtained according to the combination

5、of the best economic conditions and technology, and the best way to exploit the rock roadway and coal suitable for the mine is selected. The way of mining is combined with various preparation systems and production systems. The geological conditions of the Heng Bao source area are relatively complex

6、, but the geological structure of the Heng Po source mine is relatively simple. It belongs to low gas mine. It is low gas mine, and the danger grade of coal dust igniting and explosion is relatively low; the coal mine No. 9 coal mine is mainly mined, and the dip angle of No. 9 coal seam is about 14

7、degrees, almost close to the near level coal seam. Through the comparison of the technical conditions and the economic conditions of the mine, it is concluded that the design and production capacity of the coal mine of Heng Bao source mine is 900 thousand t/a and the service life is 24 years. For th

8、e first level of the first zone of the Heng Bao source mine, the first level of the mine car transportation scheme is designed for the opening of the shaft. The mining method in the first mining area is based on the geological conditions and economic safety. The vertical longwall mining method is ad

9、opted and the mechanized mining technology is applied to the coal face. The auxiliary transportation system can be used as the main transport equipment during the early construction of the well or during the edge construction. After the completion of the later completion of the system, the auxiliary

10、 system can be used as an auxiliary system for the belt transportation. Transportation, the number of intermediate reversing and convenient transportation, can be directly from the bottom of the shaft to the coal mining face of the mine ventilation by the central convenient ventilation.In mine hoist

11、ing, the main shaft is conveyer by belt, and the auxiliary shaft is lifted by cage.The working face is 200m long, 3 days in advance, and three days in the form of quasi one. The annual working days are 276 days. The backface mining sequence is adopted in the working face, and all the caving methods

12、are used in the goaf.In a word, through the analysis of the geological conditions and the technical and economic conditions and safety of the mine construction, the design and mining methods can meet the mining needs of the mine.Keywords:vertical shaft development;belttype;low gas mine.目 录1井田概述及井田地质

13、特征11.1井田概述11.1.1井田的地理位置11.1.2交通21.1.3地形地貌21.1.4气象、水文21.2井田地质特征41.2.1井田的地层41.2.2地质构造51.2.3含水层71.3设计煤层特征71.3.1煤层埋藏条件71.3.2煤层的围岩性质71.3.3煤的特征82井田储量和服务年限102.1矿井工业储量102.1.1煤厚102.1.2资源/储量估算方法102.2矿井可采储量112.2.1矿井设计储量依据下式计算：112.2.2矿井设计可采资源/储量122.3矿井设计生产能力及服务年限123井田开拓133.1井田开拓方式的选择133.1.1确定井筒形式、数目、位置133.1.2工业

14、广场的位置143.2矿井开拓巷道153.2.1井底车场163.2.2主要开拓巷道164带区巷道布置184.1带区巷道布置184.1.1带区要素184.1.2开采顺序184.1.3带区运输184.1.4带区生产系统185采煤方法205.1采煤工艺方式205.1.1确定采煤工艺方式205.1.2工作面参数205.1.3综采面的设备选型和配套设备选择215.2矿井工作制度255.2.1循环作业255.2.2劳动组织266矿井通风及安全技术276.1矿井通风系统选择276.1.1矿井地质、开拓及瓦斯情况276.1.2矿井通风方式的选择276.1.3矿井通风系统立体示意图286.2带区及全矿所需风量28

15、6.2.1工作面所需风量的计算286.2.2矿井总风量316.2.3风速验算316.3防止特殊灾害的安全措施326.3.1煤尘的防治326.3.2预防火灾事故326.3.3矿井水防治336.3.4预防瓦斯事故337矿井提升、运输和排水系统347.1主副井提升选型347.1.1主井提升容器选择347.2带区运输设备选择357.2.1井下运输系统357.2.2带区运输设备选型367.3井下排水377.3.1确定工作水泵及备用水泵的排水能力377.3.2确定水泵必须的扬程377.3.3预选水泵377.3.4确定水泵的台数387.3.5排水管径的确定388设计矿井基本技术指标40参考文献42致 谢43

16、山西大同大学煤炭工程学院2018届本科毕业设计1 井田概述及井田地质特征1.1 井田概述1.1.1 井田的地理位置大同煤矿集团恒宝源煤业有限公司井田位于朔州市朔城区下团堡乡上磨石沟-白家窑村一带。行政区划属朔城区下团堡乡管辖，其地理坐标为东经1121752-1121922，北纬392318-392350。图11 恒宝源矿井田交通位置示意图2010年2月9日山西省国土资源厅为该矿发放了C1400002010021220056353号采矿许可证，答应采掘9号煤层，生产的规模可达90万吨/年，井田范围由下列拐点坐标连线圈定：表11井田拐点坐标序号1980年西安坐标系（6带）1954年北京54坐标系（

17、6带）XYXY14363733.0019611729.004363780.0019611800.0024363733.0019612929.004363780.0019613000.0034363513.0019612929.004363560.0019613000.0044363513.0019613869.004363560.0019613940.0054362723.0019614059.004362770.0019614130.0064361993.0019612409.004362040.0019612480.0074363453.0019611729.004363500.00196

18、11800.00井田东西最长2.33km，南北最宽1.74km，井田面积为2.6319km2。1.1.2 交通本井田东南距下团堡乡8km，东距平鲁朔州公路8km，距大（同）运（城）二级公路10km，东距刘家口煤炭集装站7km，距朔州市16km。北同蒲铁路线经朔州市通过，向北经大同可通往内蒙、河北，向南经省城太原通往全国各大城市，交通运输便利。1.1.3 地形地貌井田位于管涔山脉东麓，地表大部为黄土覆盖，经长期冲刷切割，呈现为低山丘陵地貌。纵观井田，沟谷纵横，梁峁绵延，地形比较复杂。井田总的地势为西北高东南低，最高点位于西北边界处，标高1518.00m，最低点位于井田东南边界河谷底，标高1293

19、.00m，最大相对高差225.00m。1.1.4 气象、水文井田位于晋西北黄土高原区，属温带大陆性气候。空气干燥、昼夜温差大、风沙多，为本区气候的主要特点。全年平均气温4.5，一月份最冷，平均气温-12，最低气温-32.4。七月份最热，平均气温20，最高气温38.2。年平均降水量420mm，主要集中在七、八月份，占全年降水量的50%以上。年蒸发量1375.62598.0mm，平均2351mm，为年降水量的5倍。全年无霜期100120天，初霜期为九月下旬。冰冻期为十月下旬到次年四月中旬，最大冻土深度1.51m。本区风沙大，八级以上大风（风速大于17.2m/s）平均有25天以上。一般风沙日在290

20、天以上，多集中在冬春季节。风向以西北风最多，最高风速可达21m/s以上。井田内无常年性河流和水体，沟谷发育，呈“V”或“U”字形，沟谷多北西南东方向延伸（见分布示意图12），井田内大小沟谷平时基本干涸无水，唯雨季时才汇集洪水沿沟谷向东南排泄，流量受季节性影响，为季节性河流。井田地表水属海河流域永定河水系桑干河支系。图12 分布示意图1.2 井田地质特征1.2.1 井田的地层本井田位于宁武煤田平朔矿区西部，地表大部分被黄土覆盖，沟谷中有二叠系上统上石盒子组，下统下石盒子组、山西组及石炭系上统太原组基岩出露，根据井田内地层出露情况及钻孔揭露情况，对井田地层由老到新分述如下：l奥陶系中统上马家沟组（

21、O2S）为含煤岩系基底，埋于井田深部，在井田西部边界有零星出露，本组厚180m左右，主要为青灰一深灰色石灰岩、白云岩及白云质灰岩，夹有灰黄色泥岩、泥质灰岩和钙质泥岩。与上覆地层平行不整合接触。2石炭系中统本溪组（C2b）在井田西界外有出露，根据邻区钻孔资料，本溪组厚度22.0032.61m，平均27.78m，主要由灰色、灰白色砂岩、砂质泥岩及泥岩组成，中部一般有12层生物碎屑石灰岩，其中下部有一层比较稳定，定为标志层K1。底部常见山西式铁矿，呈鸡窝状赋存，在其上发育一层品位较高的铝土泥岩，最大厚度可达14m，中上部可见12层不稳定的薄煤线。山西式铁矿、B层粘土是本溪组的重要标志层。3石炭系上统

22、太原组（C3t）井田主要含煤地层，据井田钻孔揭露，本组厚度92.38115.30m，平均106.16m。主要由灰白色、灰色砂岩、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩和7层煤层组成，至上而下煤层编号分别为4-1、4-2、5、8、9、10、11号煤层，其中4-1、4-2、9、11号煤层为稳定可采，5、10号煤层为不稳定局部可采煤层，8号煤层不稳定不可采。底部有4.46m厚的中粗砂岩，特征明显定为K2标志层，与下伏地层呈整合接触。4二叠系下统山西组（P1s）井田含煤地层之一，岩性主要由灰色、灰白色砂岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩和粉砂岩组成，中下部发育1-3层薄煤层，分别为1、2、3号煤层，均为不稳定不可采。底部

23、砂岩(K3)为灰白色细中粒砂岩，局部相变为粉砂岩，为4号煤层的老顶，与下伏太原组整合接触。该组厚度38.9159.63m，平均50.19m。5二叠系下统下石盒子组（P1x）本组主要为灰黄色及淡黄色厚层状中粗砂岩，间或青灰色砂质泥岩、泥岩互层，砂岩岩性变化及厚度变化均较大，胶质疏松，交错层理，上部为紫色、灰绿色相混的杂色泥岩，俗称为“桃花泥岩”，是上下石盒子组分界的良好辅助标志，中部常夹13层硬质或软质耐火粘土，砂质泥岩及泥岩中常含植物化石，底部有一层不稳定的粗砂岩或含砾中砂岩（K4），本组厚度70.00105.12m，平均98.87m。与下伏地层整合接触。6二叠系上统上石盒子组（P2s）本组岩

24、性以黄绿色、杂色及暗紫色砂质泥岩为主，其间夹薄层状黄绿色粗砂岩和中砂岩，其粒度不均，分选较差，易风化为砂砾。底部为一层灰绿色厚层状粗粒砂岩，有时相变为细砂岩，砾石成分为燧石，泥质胶结，疏松，分选较差，为K6标志层。由于地层剥蚀，本井田仅赋存下部地层，最大残留厚度约160m左右。与下伏地层整合接触。7上第三系上新统（N2）由灰黄色、灰白色砂、卵、砾石组成，胶结疏松。厚度2.6020.42m，平均10.93m。与下伏地层呈角度不整合接触。8第四系中上更新统（Q2+3）主要为中上更新统黄土层，广泛分布于井田各处。上部为上更新统淡黄色亚砂土，多为耕地，垂直节理发育。下部为中更新统浅红色亚粘土，砂质粘土

25、，含多层钙质结核。厚度7.008.00m，平均7.50m。1.2.2 地质构造现简述如下：（一）褶皱在担水沟断层北部有一个向斜一个背斜。（二）断层表12F4担水沟正断层F1正断层F2逆断层F3正断层F6正断层F5正断层北部新增区表13井田内断层情况统计表编号性质产状：倾向倾角落差H位置确定依据F1正断层垂直0左右小于70H等于30m位于井田西部，井下采4号煤层见F2逆断层垂直315小于40-70H等于30-80m位于井田中西部，补2号孔北部巷道见延长1200m，4号煤开采时见F3正断层垂直0左右小于75H等于13m位于井田东北部，东西向延长300m地面冲沟中F4正断层垂直180左右小于70-8

26、0H等于120-350m4号煤层采空区南界遇到，F5正断层垂直280左右小于70H等于30-50m位于井田中部F2与F4之间。F6正断层垂直280左右小于70H等于100m位于井田东南部，在HB3、HB4号钻孔之间备注在井田西北部新增区有平鲁区党家沟煤矿延展过来的F56、F57、F58、三条正断层，断距3-5m1.2.3 含水层井田内含水层自上而下有：表14第四系松散层孔隙含水层二叠系上、下石盒子组砂岩裂隙含水层二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层石炭系上统太原组石灰岩岩溶裂隙含水层和奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层1.3 设计煤层特征1.3.1 煤层埋藏条件（1）煤层赋存条件分析9号煤层：该区为大采

27、高煤层的煤炭储存量比较丰富，煤层厚度基本处于2.02.8m，平均煤厚4.5m；9号煤层煤层厚度较大，而且本煤层生产能力大。（2）煤层赋存条件评价根据矿井的煤层的赋存厚度以及煤层的储存条件及分布区域，本矿井的主要开采煤层为9煤层。此两煤层的间距较大分布不集中，而且除局部区域的煤层厚度小于1.5m外，大部分煤层都大于1.5m而且煤层条件相对比较稳定且在此条件下适于进行综合机械化开采，此地区是煤层的是保证矿井产量的基本组成区域；对于采煤工作面开采层厚度小于1.5m的煤层考虑其经济技术因素可选用生产能力较低的炮采方法。1.3.2 煤层的围岩性质顶板条件9号煤层顶板：对于恒宝源矿的第一盘区的9号煤顶板岩

28、层属于不稳定的粘土岩和粉砂岩组成而平均厚度3.58m和普氏硬度系数为2.2，相对煤层的顶部不好支护；底板主要为粉砂岩，普氏系数为2.6，属与中等稳定岩层，也需要主意。1.3.3 煤的特征煤质位于朔州的恒宝源矿的地下采出的煤的煤质为低灰到中灰和低硫(9号煤高硫)以及低磷的长焰煤和少量的不粘结煤，经计算此煤发热量一般为28.8929.31MJ/kg。煤的用途本井田的煤除作动力用煤外，还可作为气化用煤。瓦斯其他矿井位于朔州走遍的这些年的地质勘探过程中采取的煤层瓦斯样并且经试验表明CH4最高含量仅为0.62m3/min，故设计确定本矿井属低瓦斯矿井。煤尘爆炸危险性位于山西朔州的恒宝源矿的地下采煤工作面

29、主要可采煤层均具爆炸危险性胶大。（一）含煤性井田内含煤地层为山西组和太原组。（二）可采煤层表15 各煤层特征表煤层号煤层厚度(m)煤层间距(m)结构(夹矸数)稳定性可采性顶底板岩性顶板底板4-19.94-20.7912.471.00-4.032.76简单-复杂(0-6)稳定全区可采砂质泥岩粉砂岩、细砂岩泥岩细砂岩、炭质泥岩4-20.58-4.281.61简单(0-1)稳定大部区可采泥岩、细砂岩炭质泥岩泥岩砂质泥岩0.97-3.782.0350-2.020.91简单（0）不稳定局部可采泥岩、砂质泥岩炭质泥岩泥岩26.06-40.2933.491.20-17.229.50简单-较简单(0-5)稳定

30、全区可采泥岩砂质泥岩泥岩中砂岩细砂岩2.1-2.682.39100-3.691.26简单（0-2）不稳定局部可采泥岩、中砂岩、细砂岩砂质泥岩2.60-3.923.28110.37-6.244.86较简单(0-2)稳定大部可采砂质泥岩砂质泥岩2 井田储量和服务年限2.1 矿井工业储量2.1.1 煤厚位于太原组下部，上距5号煤层28.0643.59m平均35m。煤层厚度1.2017.22m，平均9.5m，为全区可采的稳定煤层。该煤层结构简单较简单，含夹矸05层。夹矸岩性多为泥岩、炭质泥岩。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩、中、细砂岩。煤层厚度变化规律为井田中部煤层最厚17.22m，井田内9号煤

31、层厚度变化规律为由中部向西北和东南边逐渐变薄。2.1.2 资源/储量估算方法煤层平缓,煤层倾角为14,采用水平投影地质块法进行资源储量估算,计算公式为（21）式中：Q资源/储量，kt；S区块面积K(m2)当煤层倾角小于区段15时,采用水平投影面积。在块段煤层倾角大于15时,采用水平投影区倾斜面积;m-块段估计厚度;m;d视密度，t/m3。3.资源/储量估算参数1)面积（S）：在平面图上直接采用CAD绘图软件从电脑上读取。2)块厚度(m):算术平均值。为了估计工程附近各区域煤层及煤层附近煤层厚度的算术平均值,必须排除超过0.05的含石量。其中,煤矸石煤层厚度为:单层厚度小于0.05m的煤层可用来

32、计算煤层厚度。a.煤矸石煤层厚度为:单层厚度小于0.05m的煤层可用来计算煤层厚度。b.当B.gangue的厚度小于煤层的最小可采厚度时,当煤的厚度等于或大于煤矸石的厚度时,将上部和下部的煤层的厚度作为厚度添加c.复杂煤层和复杂煤层不能与煤分层相比,煤层总厚度用作煤层厚度时,总厚煤矸石的硬度大于煤层1/2的总厚度(1以上)、2)。3)表观密度(D):利用勘探时间的视密度资料算术平均值计算煤层的表观密度,9煤层的表观密度分别为1.40t/m3。（22）式中：Q矿井工业储量，万吨；S井田面积，m2；M煤层厚度，m；D煤的容重，t/m3矿区面积为2.162km2,煤层平均厚度为9.8m,平均容重为1

33、.40t/m3。因此,该矿3号煤层的工业储量为Q工=S.M.V=2.6129.81.4=3583.66万吨2.2 矿井可采储量2.2.1 矿井设计储量依据下式计算：Zs=Zg-P（23）式中：；P煤柱损失，万t；包括断层柱和边界柱等永久煤柱损失的总和表 21 矿山设计资源/储量单位:一万吨煤层编号工业资源/储量永久煤柱损失设计资源/储量井田边界煤柱93583.66281.743301.922.2.2 矿井设计可采资源/储量P工广损失=P工5%=180万t（24）P巷=7500209.81.4=206万t（25）P设计可采=3301.92-72-206=3023.92万t（26）2.3 矿井设计

34、生产能力及服务年限工作制度安排9号煤层一年工作276天，井下生产采用“四六”工作制，3班生产，1班检修。矿井设计生产能力的确定作为合法的生产中矿井，生产能力为90万顿每年矿井服务年限（27）矿井服务年限按下式计算:式中:通过计算可得，9号煤层工业储量35.8366Mt，可采储量为30.2392Mt，矿井服务年限为24a.3 井田开拓3.1 井田开拓方式的选择3.1.1 确定井筒形式、数目、位置1.井筒形式的选择表31 井筒选择表井筒形式优点缺点适用条件立井开拓立井适应性比较强，可以适应性比其他矿井强，且不受诸多自然条件的限制，如瓦斯，煤厚等等。对于井筒挖掘的装备技术复杂，对技术水平有严格的标准

35、；成井速度比较慢，初期在资金方面需要较大的投入力度。地形地质条件复杂的矿井可以选择立井。立井开拓立井开凿技术简单，装备也不复杂；地面的各种建筑，井底车场等必需的建筑物比立井要简单得多，提升的各种装备也比较节约资金，初期投资省，也不干扰生产。对地形及煤层的深度要求有限，井筒比立井要长，维护困难。工业广场布置简单；水文地质条件好。综合开拓可充分利用各种开拓方式的优点。从经济和效益方面以及根据本矿井的实际情况以及地质条件下决定采用立井开拓。2.井筒位置的确定从井田开拓图及运输方面设计将井筒置于井田左侧也就是工业场地之中，由此可以方便为采区服务，又方便布置开拓大巷。3.井筒数目此次恒宝源9号矿设计时，

36、设置一个主井、一个副井，在前期的大巷开掘与开拓中实行的是主进副回，当开拓大巷完成以后则考虑采用中央边界式通风，在井田中部设置一个风井，此次共计三个井筒投入使用。3.1.2 工业广场的位置1.工业广场的布置：对于矿井为了减少压煤量提高产量，此次设计我将工业广场布置在副井筒附近于是将它布置在中央、倾向往下的地方。2.地面工业场地的占地面积为1.50.9/0.1m2，形状近似长方形，长为500m，宽为300m。3、开采水平的确定及带区的划分由于本井田倾角较缓并且煤层厚度变化不大再通过技术经济和效益的比较，最终确定为单水平开拓。开拓方案的比较根据本矿井条件，现提出三种开拓方案。方案1：主立井副立井单水

37、平开拓，表32 方案比较表方案优点缺点适用条件方案1井筒比立井短，故井筒的开凿工程量小；提升速率快、大；井筒维护简单；费用低、路线短，利于通风。井筒施工技术困难，建成慢，开挖费用高。适用非常广泛。方案2主辅提升能力大，系统简单，通过风量大，技术经济效果好。开拓工程量大，井筒维修复杂，通风路线长。大型、特大型矿井。方案3系统简单，基础建设简单，投资省，建设周期短，开拓工程量大，井筒维护比较困难，通风路线长。煤层赋存不深的矿井。结合恒宝源9号矿井煤层地质条件以及经过以上三中方法的优缺点的比较，于是采用方案2-主立井副立井单水平开拓。3.2 矿井开拓巷道1、井筒1）经过全方面测量，我们慎之又慎决定采

38、用主井井筒采用立井形式。通过测量，9号矿的设计年产量为90万吨而煤炭的提升主要靠主立井的运输，依据现在我国的技术水平和设备的先进性，主井在先期的建井过程中采用矿车运输煤炭待矿井完全建成时选用现在常用的胶带输送机运煤。而9号矿的运煤所走的主井的井壁选择锚喷支护在不稳定的井壁处采用锚喷加锚杆支护的方式。当矿井建成后还应设置矿井的见修道，动力电缆，照明电缆等。表33 主井井筒特征井型0.9Mt/a井筒直径5.5m井深600m井筒净断面积23.75m2提升容器1对9t的箕斗井筒支护混凝土砌碹厚0.5m本副井用途是升降材料、人员、机械以及石子等兼作通风、排水等，井筒特征如表34。表34 副井井筒特征井型

39、0.9Mt/a井筒直径6.5m井深600m井筒净断面积33.2m2提升容器1对1.5t双层两车罐笼井筒支护混凝土砌碹厚0.5m风井根据恒宝源9号矿开拓方案我设计在井田两翼回风巷终端布置一风井，井筒特征如表35。表35 风井井筒特征井型0.9Mt/a井筒直径4.5m井深600m井筒净断面积15.9m2井筒支护混凝土砌碹厚0.5m3.2.1 井底车场1）井底车场此次恒宝源9号矿的矿井设为了为立井单水平开拓相对比较适合因而立井井底车场采用立井折返式井底车场而调车方式为甩车调车。硐室井底车场硐室主要有：中央变电和中央水泵房和主井清理洒煤巷等和井底煤仓以及水仓。3.2.2 主要开拓巷道恒宝源9号矿井运输

40、采用建设后期胶带输送机和建设先期不成形阶段辅助运输表36 胶带运输大巷特征表围岩类别断面/m2掘井尺寸/m喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净净掘掘宽宽高高类型排列方式间、排距锚杆长直径煤层10.812.538003720100树脂锚杆方形80020001812.5表37 辅助运输大巷特征表围岩类别断面/m2掘井尺寸/m喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净净掘掘宽宽高高类型排列方式间、排距锚杆长直径煤层10.812.538003720100树脂锚杆方形80020001812.5表38 回风大巷特征表围岩类别断面/m2掘井尺寸/m喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净净掘掘宽宽高高类型排列方式间、

41、排距锚杆长直径煤层10.812.538003720100树脂锚杆方形80020001812.54 带区巷道布置4.1 带区巷道布置4.1.1 带区要素恒宝源9号矿井的各个带区走向长度由井田平面开拓图可知分别为：第一盘区2761.25m，第二盘区2739.95m，第三盘区2165.55m，第四盘区3330.4。带区护巷煤柱20m，工作面之间留设煤柱20m。对于恒宝源9号矿的首采带区称作第一带区，大致布置7个分带，分带斜长平均396.71m。4.1.2 开采顺序恒宝源9号矿以第一盘区的第一采煤工作面6-1为首采区，然后依次采第三盘区6-3和第二盘区6-和第四盘区6-4。第一盘区的6-1采煤工作面为

42、首采工作面一直到下一个盘区。（本块段总共分7个带区）4.1.3 带区运输恒宝源9号矿的先期建井过程中根据其经济效益本矿井分为四个盘区，在第一盘区的立井开始建井期间和试运行期间主要运输设备是矿车运输在建井后期和完成建井后一律使用胶带输送机运输而此时矿车只作为辅助运输，越到后期矿车用途越小有时也作为皮带维修时的得辅助运输。4.1.4 带区生产系统（一）运煤系统回采工作面运输顺槽运输大巷井底煤仓主立井地面。（二）运料系统地面副斜井井底车场轨道大巷回风顺槽回采工作面。（三）排矸系统掘进工作面轨道大巷井底车场副立井地面。（四）通风系统地面新鲜风流副立井（主立井）轨道、运输大巷工作面运输顺槽工作面回风顺槽

43、回风大巷回风立井地面。5 采煤方法5.1 采煤工艺方式5.1.1 确定采煤工艺方式根据带区的煤层地质条件，可选择综采采煤工艺。1普采优点：普采对地质地形以及地下水等条件变化的适应性要好于炮采和综采而且普采的采煤工作面搬家十分方便缺点：但普采不适合大采高的矿井开采开采量有限适合90万吨以下的矿井，而且普采的劳动组织方面的工作也比较复杂。适用条件：工作面推进距离不长，其形状也不太规整，不适用于综采的工作面。2综采优点：采煤工作面的产煤效率高也产量高相对能耗低而且工人工作量小并且工作环境好最重要的是工作面更加安全。缺点：综采设备相对普采成本高，并且要求煤层地质情况稳定性好，对操作技术与组织管理水平要

44、求比较高。适用条件：煤层地质条件好、构造少的中厚及厚煤层。综合上述两种采煤工艺的优缺点经比较得出用普采方法的话综合经济效益会相对差一些，而且对矿井实现高产高效不利，所以最后决定采用综合机械化采煤工艺。5.1.2 工作面参数1工作面长度根据恒宝源9号矿实际情况，测量数据，将工作面长度定为200m。2工作面推进方向此矿井的第一带区工作面采用后退式回采顺序，也就是采煤工作面从井田边界向大巷方向推进。3确定截深初次根据工作面产量去计算选择采煤机截深为0.8m。4确定每日进刀数及日推进度NQd/(LSMC)（51）式中：Qd综采工作面日生产能力900000/276=3260.86t/d；L采煤工作面长度

45、，200m；S采煤机滚筒截深，0.8m；M煤层厚度，9.8m；容重，1.4t/m3；C工作面回采率，0.95。代入公式得：N3260.86/(2000.84.91.40.95)3取N=3即工作面日进刀数为3刀。经验算，由公式得日产量QdLSMCN1.1（52）式中：Qd综采工作面日产量，t；L工作面长度，200m；S采煤机滚筒截深，0.8m；M煤层厚度，9.8m；容重，1.4t/m3；C采煤工作面回采率，0.95则：Qd=2000.84.91.430.951.1=3440.976（t）因此选择日进刀数3刀符合要求。则日推进度为4.8m。5.1.3 综采面的设备选型和配套设备选择1液压支架的选型

46、根据采煤工作面实际情况以及煤层赋存条件和通过结合三机配套原则选择ZY3500/25/47型液压支架。其技术特征见表51。表51 液压支架技术特征型号ZY3500/25/55支架高度2.5-4.7m中心距1.5m宽度1.43m工作阻力3500KN初撑力2600KN支护强度676KN/m2对底板比压1.6MPa支架质量15.5t支护强度验算q=knM（53）q支护强度,Kpak安全系数1.2-1.5n折算系数M煤层全厚,m岩石体积力,取25KN/m3q=81Kpa该面液压支架的支护强度分别为676Kpa，故所选支架的支护强度满足要求。2采煤机选型依据恒宝源9号矿工作面的平均采高4.9m，本次选用滚

47、筒每刀0.8m，每天的进度3.2m，一天3刀，设定一天工作的时间为18h,计划每年的煤炭量1.2Mt，为了保证采煤工作面高产高效，选用一个工作面保产。为了达到恒宝源9号矿井的采煤设计生产能力90万吨，下面恒宝源9号矿矿井的平均生产能力：(4.91.354.8200)/18=324（t/h）根据本矿井的平均生产能力对比综采生产管理手册的规定（工作时间有效利用系数K值一般在0.30.45之间，K取0.45），因此选用的采煤机滚筒割煤能力应达到324/0.45=720t/h。依据以上计算结果和工作面的有关参数，此次恒宝源9号矿设计选用SL500型双滚筒采煤机，其技术特征见表52。表52 采煤机技术特

48、征型号SL500采高2.7-6m截深0.8m滚筒直径2.7m截割功率2750KW牵引力200KN牵引速度0-31.8m/min牵引功率290KW机面高度2.2m最大卧底量0.625m生产能力4000t/h3刮板输送机选型根据国家矿山的设计原则和刮板输送机的输送能力，采煤机的选型（通常为1.2次）大于矿井的设计和生产能力。所以我选择了SGD730/320刮板输送机。其技术特征见表53。表53 刮板输送机技术特征型号SGD-730/320设计长度200m铺设长度150m运输能力700t/h电压1140/660V电机功率2160KW刮板链形式中单链刮板链速度0.93m/s圆环链规格2692mm中部槽

49、规格1500730222mm综合以上选型，三机标准型号见表54。表54 三机标准型号设备名称设备型号采煤机SL500液压支架ZY3500/25/47刮板输送机SGD-730/320采煤机的进刀方式及运行速度1工作面进刀方式恒宝源9号的采煤工作，选择方法：工作面是和中部和采煤工作面（斜线）。根据两种进行方式的应用范围和工作方面的实际情况，设计了端端方式。2工作面移架方式采煤工作面常用的移架方式有：单架依次顺序移架和分组间隔交错式以及成组整体依次顺序式。经结和以上三种移架方式的适用条件以及采煤工作面的实际情况，本矿井设计选用分组间隔交错式。矿井常用的支护方式有：滞后支护方式、和及时支护方式。支护方

50、式是由支架的结构和尺寸而定。因而选择即时支护方式。3采空区的处理根此次恒宝源9号矿是由煤层地质条件以及煤层的实际情况，而采空区选用全部垮落法来处理采空区。4工作面端头支护经过此次恒宝源9号矿的初步设计并结合本矿井采煤工作面的长度以及其他重要参数将工作面中间液压支架来用作采煤工作面的维护端头，此次选用的型号为ZY3500/25/47型掩护式液压支架而且采用工作面中间支架来支护端头。5.2 矿井工作制度5.2.1 循环作业恒宝源9号矿的根据设计生产能力和采煤工作面长度和截深选用的循环方式采用多循环方式而此矿井的采煤机选用SL500割煤方式为双向相对逆向的割煤方式而每次割煤往返一次进两刀，对于采煤机

51、滚筒割煤的截深为0.8m，采煤机每循环一次滚筒的进尺为0.8m。 结合本矿井的生产能力设为工作制度为“四六”制的方式，设计一年的工作天数276d，一个昼夜的净提升时间18h。5.2.2 劳动组织1作业方式根据本矿井的设计的每日设计的进刀数和采煤机平均截深等，此次选用“四六”工作制，三采一准，每班割煤1刀，每刀6h，准备班检修6小时。总计每天采煤18h，检修6h。2工序安排本矿井综采工作面选用的工序安排：采煤机割煤移液压支架推移输送机。3劳动组织本矿井的工作面在组织管理以及组织方式常采用分段追机作业。本次设计综合了分段作业和追机作业两种作业形式。回采巷道布置煤矿矿井的回采巷道的布置与掘进主要有单

52、巷布置、双巷布置、多巷布置、沿空留巷布置。单巷布置时，不留设或只留设很窄或薄薄一层煤柱，从此也就减少了巷道维护工程量，易于推广。多巷布置相对掘进工作量大，而且煤量损失也较大，因而不选用多巷式的布置与掘进。采用双巷布置时，这样降低了采出率，增加了准备时间。结合所有的资料以及技术条件和规定，对于本矿井决定采用单巷布置。而带区运输巷和回风巷的断面标准以及支护方式。6 矿井通风及安全技术6.1 矿井通风系统选择6.1.1 矿井地质、开拓及瓦斯情况1.矿井地质条件从本矿井的总体结构、地质条件以及设计准则上看，第一盘区的构造归属比较简单，因而具有明显的组合分布规律。本矿井没有断层的分布而且地质条件稳定煤层倾角不大2.矿井瓦斯情况根据蔚县以及其他矿的地质勘查院的质料、岩石化验指标和历年测定数据，确定本矿为低瓦斯矿井。瓦斯相对涌出量变化较大大。9煤层相对涌出量随着煤层深度增大。在延深勘探区曾于18个钻孔中采取9煤瓦斯样25个，CH4含0.031.35cm3/g，可燃质一般低于1cm3/g；CH4成份占0.2564.33%，属瓦斯风化带。在9煤的合并区中，沼气含量明显增大。综和以上