采矿工程毕业设计（论文）-吴官屯3号煤层1.2Mta开采设计

1、 山西大同大学本科生毕业设计中文题目： 吴官屯煤矿开采设计书 英文题目：Mining Design document of Wuguantun Coal Mine 学 院： 大同大学煤炭工程学院 姓 名： 学 号：专 业： 采矿工程 班 级：16采矿专升本二班 指导教师： 职 称： 完成日期： 2018 年 05 月 28 日摘 要本次设计是对吴官屯煤矿3#号煤层进行开采设计,煤层厚度平均为5.6m。本矿井设计年产量1.2Mt/a，服务年限63年，符合矿井设计相关规范，矿井属低瓦斯矿井。设计采用立井开拓方式，共开掘有三个井筒即主立井、副立井、回风井。首采工作面位于1盘区，采用一次采全高后退式综

2、合机械化采煤方法，矿井年工作日为300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200m，采煤机割煤，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，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。关键词：立井开拓；综合机械化采煤；全部垮落法全套图纸加扣 3346389411或3012250582AbstractThis d

3、esign is to design the coal seam in Wuguantun Coal Mine. The average thickness of coal seam is 5.6 m. The designed annual output of this mine is 1.2 Mt / a, and its service life is 63 years, which accords with the relevant specifications of mine design and belongs to low gas mine.The design adopts v

4、ertical opening, and there are three main shaft, auxiliary shaft and return air well.The first mining face is located in the first panel area, and adopts the comprehensive mechanized mining method of one-time mining, the annual working day is 330 days, the working face is in the form of three and ei

5、ght production, two shifts of production, one shift of maintenance preparation, six knives of circulation per day, Each class circulates three knives. The length of coal face is 200m, coal cutting machine and scraper conveyer carry coal, and adopt timely support, the coal cutting mode of coal cuttin

6、g machine is end head oblique cutting cutter, two-way cutting coal. Roof management adopts all collapse method.The mine adopts the central parallel ventilation mode, the extractive ventilation method, the pressure entry ventilation of the local ventilator in each mining face, the pressure entry vent

7、ilation of the local fan in the heading face, the U type ventilation in the mining face, the mechanization of the mine, and a series of safety technical measures for fire prevention, gas prevention and roof prevention. Shi.Key words: vertical well development; comprehensive mechanized coal mining; t

8、otal caving method目 录1矿井概况及井田地质特征11.1井田简介11.2矿井地质概况11.3 矿区水文地质条件32 井田开拓62.1矿井的工业储量62.1.1储量计算方法62.1.2储量主要参数的确定62.2可采储量62.3 矿井设计生产能力及服务年限72.3.1 矿井的工作制度72.3.2矿井设计生产能力确定72.3.3 同时生产的水平数目的确定72.3.4 矿井及水平服务年限的计算72.4 井田开拓82.4.1 概述82.4.2 井筒形式的确定92.4.3 方案的提出及技术比较112.4.4 井筒特征142.4.5 井筒断面尺寸142.5 井底车场152.5.2 中央水泵

9、房硐室162.5.3 水仓的支护形式和特殊要求173大巷运输及设备的选择183.1 大巷运输方式及设备选择183.1.1 大巷运输方式的选择183.1.2 辅助运输方式的选择183.1.3 胶带输送机、矿车的选型及能力验算183.2 主要巷道断面的确定214 采（盘）区或带区巷道布置及装备264.1 煤层地质特征264.2 采（盘）区或带区巷道布置及生产系统264.3 采（盘）区或带区运输设备选择275采煤方法285.1 采煤方法285.1.1 采煤方法选择285.1.2 工作面长度的确定295.2 采煤工艺方式295.2.1 采煤工艺295.2.2 作业形式305.2.3 工作面支护选型及顶

10、板管理305.3 设备配置325.4 回采巷道布置325.4.1 回采巷道布置方式325.4.2 回采巷道布置尺寸335.4.3 回采巷道支护方式335.5 巷道掘进工艺方式及设备346 矿井通风及安全技术366.1 矿井通风系统选择366.1.1 通风方式366.1.2 通风系统376.2 全矿井所需风量386.2.1 风井数目、位置、服务范围386.2.2 掘进通风及硐室通风386.3 矿井通风阻力436.3.1 通风阻力的计算436.3.2 矿井总通风阻力的计算436.4 通风机选型446.4.1 设计依据446.5 防治特殊灾害的安全措施466.5.1 预防瓦斯爆炸的措施466.5.2

11、 防尘措施466.5.3 预防井下火灾的措施476.5.4 预防井下水灾措施476.5.5 矿压显现控制措施476.5.6 矿井安全出口476.5.7 自救器及安全仪表的配备486.5.8 矿山救护487.矿井提升497.1 概述497.2 主、副井提升497.2.1 主井提升497.2.2 副井提升方式及设备497.3 排水设备497.3.1 设计依据497.3.2 设备选型计算498 设计矿井基本技术经济指标51参考文献53致 谢54山西大同大学煤炭工程学院2018届本科生毕业设计1矿井概况及井田地质特征1.1井田简介大同市吴官屯煤业有限责任公司的前身为大同市吴官屯煤矿，始建于1968年1

12、0月，经2000年、2002年改制成为现在的吴官屯煤业有限责任公司。井田东部与同煤集团公司晋华宫矿相接，北界的东半部分仍与晋华宫矿相连，西半部分与云冈镇红墙矿相接，西界与同煤集团公司云冈矿相邻，南界与云冈石窟北部保安煤柱相接。1.2矿井地质概况1.2.1井田地层井田内多为黄土覆盖，基岩仅出露于沟谷底部及山脊，根据以往地质勘探资料，结合本次利用之钻孔揭露，井田内发育地层由老到新有：1.寒武系（）岩性以厚层状浅灰、浅黄色鲕状灰岩、泥质条带灰岩、生物碎屑灰岩为主，夹暗紫红砂质泥岩、泥岩。井田内寒武系地层主要为中统张夏组和徐庄组。出露于井田东部边缘，含三叶虫化石，与下伏太古界为角度不整全接触。厚度09

13、5m，一般60m。2.侏罗系（J）1) 下统永定庄组（J1y）厚度30m左右，由灰、紫红色粉砂岩、砂质泥岩、浅灰色粗、中细砂岩组成。其底部为灰白色厚层状细砾岩、粗砂岩（k8）。与下伏地层为角度不整全接触。含有化石。 2) 中统大同组（J2d）厚111.07190.53m，平均厚度158m。由灰、灰白、深灰色砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、砂岩及煤层组成。含煤10层，其底部为灰白色厚层状细砾岩、粗砂岩（k11），厚度0.818.09m，平均4.20 m。与下覆地层为平行不整合接触。3.白垩系下统左云组（J2y）本组划分为上、下两段。下段：青磁窑段（J2yq）厚度95m左右，以灰白、灰黄色中粗砂岩、砂砾

14、岩为主。砂岩磨圆度和分选性差，多为次棱角状，交错层理发育。底部标志层（k21）为砾岩或粗砂岩，厚626m，平均12.80m左右，成分以石英、燧石为主，长石次之。硅泥质胶结，坚硬、分选、磨圆度均差。与下伏大同组为平行不整合接触，含植物化石。上段：石窟段（J2ys）一般厚度65m左右，由灰紫、紫红色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩与灰黄色中、粗砂岩组成。下部砂岩厚度变化大，透镜体发育，上部砂质泥岩常有球状结核。含植物化石。4.第四系（Q）厚度011.91m，一般厚度2.60m，包括上、中更新统全新统两部分。多为浅黄、褐黄色松散状黄土，棕红色粘土、亚粘土为主，含有钙质结核。1.2.2 含煤地层井田内只赋存侏罗

15、系大同组含煤地层。大同组共含煤10层，以11-1、7号煤顶可将大同组划分为下、中、上三部分，也即三个旋回。下部：为灰色细砂岩，灰白色粗砂岩，灰黑色砂质泥岩、泥岩组成，含11-1、12-2、14-2等煤层。本段以曲流河相及辨状河相、滨湖三角洲相、河漫湖沼相。为大同组较好的成煤期。本段一般厚38m左右，含有植物化石。中部：为灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和灰白色中、细砂岩组成，含有7-1、7-2、8、9号煤层。以滨湖三角洲相为主。本旋回成煤条件较好，煤层层位稳定，厚度也稳定，本段地层一般厚61m左右，含有植物化石。上部：以灰色粉砂岩、细砂岩、灰白色中砂岩、粗砂岩、灰黑色砂质泥岩、泥岩组成。一般厚59m

16、。含有2-1、2-3、3、4号煤层，以曲流河湖沼泽相、滨湖三角洲相为主，含有植物化石。1.2.3井田地质构造及煤层赋存情况1.井田地质构造本井田位于大同煤田东北部，井田总体走向N1035E的单斜构造。倾向SE，地层倾角16，断裂构造不发育。本井田内未发现火成岩活动，也未发现有陷落柱。本区构造为简单类型。2.与项目相关煤层赋存情况3号煤层：上距2-3号煤层平均22.10m，层位稳定。煤层厚度平均5.60m，厚度稳定，变化不大。煤层顶板为砂质泥岩、粉砂岩，其次为中细砂岩。底板主要为砂质泥岩，其次为细砂岩、粉砂岩及泥岩。结构简单，不含夹石，为稳定煤层。7-1号煤层位于大同组中上部，上距3号煤层23.

17、4534.97m，平均厚度28.00m。东北部间距变化较大，西北部最小，煤层厚度0.504.00m，平均1.30m，变化较大。煤厚多在1m左右。东南部最厚，西北部最薄。煤层顶板多为砂质泥岩，其次为粉、细砂岩。底板多为砂质泥岩，其次为粉砂岩，偶见泥岩、细砂岩。煤层结构简单，含夹石01层，一般不含夹石。为较稳定煤层。11-1号煤层位于大同组中下部，上距7-1号煤层约60.0m，下距(K11)31m左右。煤层厚度1.804.81m，平均2.68m，为中下部主要可采煤层。煤层顶板为砂质泥岩、粉砂岩、泥岩。底板为砂质泥岩、细砂岩等。全区分布，全区可采，煤层结构简单，为稳定煤层。1.3 矿区水文地质条件1

18、.地表水系井田内有一条近似南北向河谷，纵贯本区中部，发源于北部甘庄和夏家庄一带，全长3km，沟谷由北向南逐渐变宽，宽度为20100m，经井田的南部边界汇入十里河。此沟为季节性沟谷，迳流均由大气降水及矿坑排水补给，平时干枯，雨后有短暂的洪水。2.含水层井田内缺失奥陶、石炭系、二叠系地层，井田范围内不存在奥套系灰岩岩溶裂隙含水层、石炭系、二叠系砂岩裂隙含水层，仅赋存寒武系石灰岩岩溶裂隙含水层、侏罗系砂岩裂隙含水层、风化壳含水层，松散岩类空隙含水层。现分述如下：a、寒武系石灰岩含水层寒武系灰岩主要以鲕状竹叶状灰岩及板状灰岩为主，岩溶裂隙不发育，据四台沟钻孔抽水试验单位涌水量为0.002L/sm,富水

19、性弱。b、侏罗系砂岩主要由煤系地层层间砂岩裂隙含水层与云冈组间夹于泥质岩类之间的砂岩裂隙含水层组成。1）煤层地层层间砂岩裂隙含水层岩性为深灰色砂岩、泥岩及灰白色中粗砂岩、细砂岩为主。岩石致密，岩芯完整，裂隙不发育。在勘探过程中，钻孔冲洗液消耗量小，一般在0.1|0.4m3/h，最大只有0.7 m3/h，水位变化不大，含水性弱。据区外54441号水文孔抽水结果单位涌水量0.02L/sm，渗透系数0.58m/d，含水性弱。2）云岗组砂岩带含水层岩性以石英砂岩夹砾石为主，层厚96m，裂隙发育及不均匀，据区外54441号水文孔资料得知，含水层厚度9.8m，单位涌水量0.02L/sm，渗透系数2.37m

20、/d。由于下部采煤的影响，该含水层组正处在疏干阶段。c、风化壳含水层不分地层时代，但与地形、岩性有关，十里河低洼处埋藏浅，一般4050m，与地表水，冲积层潜水有水力联系，水量较大，河谷两岸台地埋藏较深，一般在50110m之间，据54441孔抽水结果单位涌水量0.051L/sm，含水性弱。d、第系冲积洪积层含水层井田处在山区，潜水一般不发育，仅在十里河两岸的冲积层内有一定的潜水，近年来由于地下采煤的影响而趋于无水。3.隔水层目前大同煤田在缺失石炭二叠系地层中未发现明显的隔水层组，主要隔水层也为间夹于砂岩含水层之间的泥质岩类，由于其连续性差，隔水性能相对较差。但本井田内，经统计分析发现寒武系灰岩与

21、美夕地层间相隔永定庄组，泥质岩类相对较多，最多占总厚度的88%，因此，井田范围内可以把永定庄组视作寒武系灰岩岩溶裂隙含水层与煤系地层间的隔水层。4.地下水的补给与排泄a.大气降水补给区内地形高差大，植被稀少，利于地表水的排泄，不利于大气降水的渗透，加之多年干旱少雨，故补给量不大。b.老窑积水上部采空区积水，补给下部岩层。天然状态下，含水层之间存在有厚度较大的泥岩、砂质泥岩，地下水迳流条件差，随着煤层开采，会逐渐形成采空区与导水裂隙，从而沟通煤系含水层之间、煤系含水层与风化壳含水层之间的垂直水力联系。改变了天然状态下的水力联系。井田内砂岩裂隙含水层的排泄以矿坑排水为主。5 2 井田开拓2.1矿井

22、的工业储量2.1.1储量计算方法本井田构造简单，煤层倾角近水平,一般04，平均3，最大4。故采用水平投影面积及煤层伪厚估算储量，其公式如下：储量（万吨）面积（m2）厚度（m）视密度（t/m 3）2.1.2储量主要参数的确定1.面积的确定 CAD查询法2.煤层厚度的确定块段内煤厚采用块段内各见煤点，生产实测煤厚的算术平均值，各见煤点储量估算煤厚按以下确定。使用CAD查询功能可知井田投影面积：S=14761675m2井田工业储量 Zg=Sh 3#煤 Zg=147616755.61.45/10000=11986.4801万t2.2可采储量1.矿井设计储量计算矿井设计储量=矿井工业储量永久煤柱损失经计

23、算，矿井设计储量为11986.48万t，单位：万t表2-1 矿井设计储量计工业储量煤柱损失设计储量井田边界煤柱风井3#11986.481800101862.矿井设计可采储量矿井可采储量按下式计算： 式中：矿井设计可采储量，万t；矿井工业储量，万t；可采煤柱损失，万t；采区回采率，薄煤层取C=85%；中厚煤层取C=80%；厚煤层取C=75%。经计算，矿井设计可采量为10636万t，见下表2-2：表2-2 矿井储量计算表 煤层工业储量设计储量可采储量3#1198610186106362.3 矿井设计生产能力及服务年限2.3.1 矿井的工作制度矿井设计年工作日为300天。作业方式为“四六”制作业，即

24、三个班生产，一个班检修。每班工作六小时。2.3.2矿井设计生产能力确定根据当地用煤需求，结合煤层赋存条件，可采储量、装备水平、资金来源等因素，确定矿井生产能力为120万t/a。2.3.3 同时生产的水平数目的确定本井田可采煤层为3#层煤，同时生产一个水平、一个工作面可保证120万t/a的设计生产能力。2.3.4 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： 式中：服务年限；设计可采储量，万t；设计生产能力，万t/a；储量备用系数，取1.4。则：矿井及水平服务年限=10636/120/1.463年2.4 井田开拓2.4.1 概述井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系

25、列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；合理确定开采水平的数目和位置；布置大巷及井底车场；确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解

26、决开拓问题时，应遵循下列原则：贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。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。合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。合理开发国家资源，减少煤炭损失。必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，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。要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、综掘机械化、自动化创造条件。根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物

27、的综合开采。2.4.2 井筒形式的确定1.井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。本矿井煤层倾角小，平均3，为近水平煤层；表土层厚约300m，无流沙层；水文地质情况中等简单，涌水量不大。2.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。因此，井筒位置的确定原则：1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的

28、井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，再考虑整个井下运输状况。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期

29、。4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。由于本井田倾角平缓，厚度变化小。故把井筒置

30、于井田中央，即工业场地之中。3.井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。因为井田面积较大，先开采第一盘区,故工业广场内布置一风井。共计三个井筒。工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。开采水平的确定本矿井主采煤层为3#煤层。3#煤层属近水平煤层，平均倾角为3,煤层无露头，只有一个开采水平。由于本井田地形为低山丘陵区，表土层薄且水文地质条件简单，从技术上来说，采用立井和斜井开拓均是可行的，所以初步提出两个开拓方式，然后将两个方案进行经济比较。由于设计矿井的年产量较大，所以决定主井采用矿车输送煤炭。运输大巷设在煤层底板岩层中，煤炭通过主斜井胶

31、带输送机提升到地面。另外，副立井中布置双层罐笼，排矸、材料、人员通过副井提升。由于设计矿井的煤层赋存角度较小，基本为近水平煤层，所以可以采用盘区式开采。采用中央并列式通风。由于本矿井瓦斯,涌水及煤层倾角比较小考虑到井田范围不大,所以本矿井也可采用单水平的开采方式。为了减少煤柱损失和便于维护巷道，将运输大巷布置在距离煤层底板约40m岩石中。布置岩石大巷时，应避免在松软、吸水膨胀、易风化的岩石中布置，同时还应避开支承压力的不利影响。2.4.3 方案的提出及技术比较根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列两种：图2-1 双立井开拓图2-2 双斜井开拓方案一采用双立井开拓，较之主斜副立井而

32、言，井筒的维护工程量就会更小，另外，井筒的长度也较小。主井采用箕斗提煤，副井用多绳罐笼，另外还有一个材料罐笼，用于运料、出矸、上下人。从技术上分析，该方案也是可行的。方案二采用主斜副立开拓，由于表土层薄，地质水文条件简单，施工也比较方便，井筒的维护量也不大。主斜井600m,副立井长300m,采用胶带输送机运煤。因此，从技术上，该方案是可行的。开拓方案经济比较方案一、方案二的第一水平和第二水平的大巷及采区巷道布置、基建、维护费用，运输、通风、排水、供电系统和设备以及风井位置、建设费用等基本一样，因此这些不参与经济比较。这里只比较两方案不同部分，即井筒和井底车场的基建费和经营费。表2-3 工程量方

33、案项目方案一方案二主井井筒（m）300600副井井筒（m）300300井底车场（m）13991036注：井底车场、硐室工程量折算成巷道工程量（按照立方折算）表2-4 方案一基本建设费用表顺序工程项目名称斜井单水平开拓总工程量（m）单价（元m-1）费用（万元）直接费辅助费管理费合计1主井井筒3006127.03611.43452.914591.3466.92副井井筒3006127.03611.43452.914591.3445.03井底车场13992066.11436.21085.74588.0641.9基本费合计1553.8其中管理费为直接费和辅助费总和的31%。表2-5 方案二基本建设费用表

34、方案项目立井单水平（含辅助水平）上、下山开拓总工程量（m）单价（元m-1）费用（万元）直接费辅助费管理费合计主井井筒6003173.02085.516306888.5668.2副井井筒3003171.02085.516306888.5604.1井底车场10362066.11436.21085.74588.0638.2总合计1336.5其中管理费为直接费和辅助费总和的31%。表2-6 费用汇总表方案方案一方案二项目费用（万元）百分率（%）费用（万元）百分率（%）基本建设费1553.8100%1336.590%在上述经济比较中需说明以下几点；两方案的大巷及上山的开掘量费用近似相同，考虑到全井田中大

35、巷的开掘长度相同，即开掘总费用近似相同，故未对此进行比较计算，另外，盘区上部、中部、下部车场数目两方案也相同，也未予以计算。方案一、方案二的大巷、石门及盘区上山的辅助运输费用都相同，此处也不需要进行比较。综合以上比较结果来看：基建总投资方案一比方案二少了巷道维护的工程量，从中明显可以看出方案一优于方案二，因此本设计确定选择方案一，即：双立井开拓，开采整个井田。2.4.4 井筒特征一般来说，立井井筒的断面形状有圆形和矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用底等优点，因此副井筒采用圆形断面，主井采用半圆拱形断面。而煤层上部距地表较浅，为便于施工和安全起见，风井采用立井

36、，半圆拱形断面。2.4.5 井筒断面尺寸1、 主井主井井筒采用立井形式，本设计中矿井设计年产量为120万吨，所需提升量较大，因此，根据我国现行技术装备，主立井中采用箕斗提煤。井壁采用混凝土及砌壁支护方式。此外，还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通讯信号电缆和梯子间等设施。2、 副井副井井筒也采用立井形式，圆形断面，净直径为6.0m，井筒内装备一套3t双层双车罐笼，井壁采用钢筋混凝土及砌壁支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁，行钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道、电缆道等设备。表2-7 井筒特

37、征表井型120万t井筒直径6m井深600m净断面积28.3m2提容器升一对3t罐笼井筒支护混凝土砌壁2.5 井底车场井底车场形式的选择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3036。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。该矿井开拓方式为立井开拓，设计年产量为120万吨每年，属于大型矿井宜采用环形式

38、或折返式车场，考虑到车场两边进车，又因本设计所开采的煤层大都属于近水平煤层，所以选择梭式折返式车场。2.5.1 井下中央变电所1.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目的，宜将变电所置于副井与井底车场连接的附近。其断面按所选的具体变压器型号确定，同时，应满足有关规定的要求，不得违反有关规程。2.支护形式和特殊要求变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也可采用不燃性锚喷支护。硐室必须设置易关闭的既防水又放火的密闭门，门内可设向外开的铁珊门，但不能妨碍门的关闭，从硐室出口防火门起5m内的巷道应砌碹或

39、用其它不燃性材料支护。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。如配置灭火设备和充足的砂箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。2.5.2 中央水泵房硐室1.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

40、选在井底车场与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，即使有特殊原因也要尽可能靠近副井。2.硐室支护与特殊要求1）中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可采用锚喷支护，但不得有淋水。2）出口通道处须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采煤内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。3）泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板0.5m，设置流水坡，以防硐室积水。4）水泵工作的总能力应能满足20小时内排出框架24小时的正常用水量。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

41、方m/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。2.5.3 水仓的支护形式和特殊要求本设计水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水，水仓净断面应乘以1.2的系数，为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水房方向设立反坡，其坡度常为12。在水仓最低点即清理斜巷地不应设积水窝，再清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。3大巷运输及设备的选择3.1 大巷运输方式及设备选择3.1.1 大巷运输方式的选择根据矿井开拓部署，矿井规模及井筒提升方式，结合本矿井采掘机械化装备水平提高，大巷煤炭运输方式考虑了胶带运输方式及矿车运输方式，经比较大巷煤炭胶带运输方式

42、较为合理，其主要优点如下：1.胶带运输机具有运输能力大，效率高，运营费用低，操作简单，管理方便，易于实现自动化；2.胶带运输与矿车运输相比具有运输环节少；占用人员少，维修工作量少，主辅运输互不干扰，事故率低等优点。3.1.2 辅助运输方式的选择集合本矿目前管理水平及资金情况，辅助运输方式为无轨胶轮车。其优点是技术工艺简单，操作便利，无需轨道。3.1.3 胶带输送机、矿车的选型及能力验算1.胶带输送机根据货载最大块度初步计算带宽B货载最大块度尺寸，取400mm则带宽为1000mm根据设计运输生产率计算带速： 式中：设计运输生产率，取A=195t/h； 货载断面系数，取k=367；输送机倾角系数，

43、c=1.0；货载散集密度，取0.8-1.0，t/m；输送带速度，m/s；=0.7 m/s。胶带输送机的型号为SSJG1200/M,带速2.5m/s，带宽1.0m,带长2360m,功率465kw，运输力630t/h。胶带输送机验算：；式中：q 单位长度输送带上货载质量(kg/m)；单位长度输送带质量,=38.7kg/m；单位长度重段托辊转动部分质量,kg/m；单位长度空段托辊转动部分质量,kg/m；重段托辊转动部分质量，取；空段托辊转动部分质量，取；重段托辊间距，取；空段托辊间距，取；设计运输生产率，取=195t/h。图3-1 胶带输送机示意图取阻力系数=0.03; 1=0.025,则重段阻力为

44、 = 空段阻力为 （5-3）式中：胶带最大长度，取2360m；重力加速度，取9.8；巷道倾角，取2。用逐点计算法求各点张力，并将各点张力计算列表如下。表3-1 胶带输送机上各点张力计算表各点标号计算公式用S1表示各点张力/N结果/N重算值/N1S1S1122232S2=S1+WKS2=S1+61620.0464723S3=1.06S2S3=1.06S1+64935.6466664S4=S3+WZHS4=1.06S1473302.84991215S5=1.06S4S5=1.12S1361701.01102094由表得到 验算输送带重段最小张力 = 由图可见，重段最小张力点在3点，而S3=6666

45、NSMIN,ZH=4876N,所以重段带垂度没有超过规定，不要重新计算。摩擦力备用系数为： ，合适。验算输送带的强度，帆布层数为： 所以，使用2层帆布的输送带是完全可以的。主动滚筒圆周牵引力为： 减速器的总传动效率为：电动机功率为： 式中：1.2为电动机功率备用系数。由以上计算可知，SSJG1000/M胶带输送机完全满足需求。3.2 主要巷道断面的确定结合大同矿区以往经验，根据煤层厚度支护要求运输大巷，轨道大巷选用矩形，巷道选用锚杆支护加锚索补强。锚杆选用20mm1800mm树脂锚杆，药卷采用Z2336，间排距800mm800mm;锚索为32mm7000mm,间排距1600 mm1600mm，

46、喷射混凝土厚度150mm。巷道掘进为机掘，胶带运输，锚杆机支护。大巷间水平距离为3000 mm。如下表：表3-2 巷道断面布置表巷道名称断面形式断面尺寸(高宽m)支护方式通风量 （m3/min）运输大巷矩形2.54.5锚喷+锚索1866轨道大巷矩形3.04.8锚喷+锚索2814轨道大巷断面的确定：巷道净宽度：巷道净宽按以下公式计算： 式中：巷道净宽，mm；非行人侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm；行人侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm；轨道（或轨道与输送机）中线之间的距离，mm。按以上公式所计算的巷道净宽的值，应根据只进不舍的原则以100mm晋级。得：=4800mm。巷

47、道净高度：巷道净高度按以下公式计算： 式中：巷道净高度，mm；从轨面到顶梁的巷道高度，mm；从巷道底板到轨面高度，mm；从巷道底板到道碴面得高度，mm。考虑到最大设备的尺寸（液压支架最小高度1700mm），得H=3000mm。巷道断面风速验算：巷道断面风速验算按以下公式计算： 式中：通过该巷道的风速，mm；通过该巷道的风量，m3/s；巷道的净断面，m2；安全规程规定的最高允许风速，m/s，取8 m/s。代入数据得： 巷道净宽度：巷道净宽按以下公式计算： 式中：巷道净宽，mm；胶带中心线与壁间的距离，mm；检修轨道中心线与壁间的距离，mm；胶带中线与检修轨道中心线间的距离，mm。按以上公式所计算

48、的巷道净宽的值，应根据只进不舍的原则以100mm晋级。得：=3360mm。巷道净高度：巷道净高度按以下公式计算： 式中：巷道净高度，mm；从轨面到顶梁的巷道高度，mm；从巷道底板到轨面高度，mm； 从巷道底板到道碴面得高度，mm。考虑到最大设备的尺寸，得=3000mm。巷道断面风速验算：巷道断面风速验算按以下公式计算：式中：通过该巷道的风速，mm； 通过该巷道的风量，m3/s； 巷道的净断面，m2； 安全规程规定的最高允许风速，m/s，取8m/s。代入数据得： 图3-2 运输大巷表3-3 运输大巷断面特征表围岩类别煤巷锚杆排列方式矩形掘进断面（m2）17.3锚杆排列间距（mm）800净断面 （

49、m2）15.3锚深（mm）2000掘进尺寸（宽高，mm）4600,4800锚杆规格（L，mm）190016喷射厚度（mm）100净周长（m）10.8锚杆型式树脂锚杆百米风阻（Pa）锚杆外露长度（mm）100表3-4 轨道大巷断面特征表围岩类别岩巷锚杆排列方式矩形掘进断面（m2）17.3锚杆排列间距（mm）800净断面 （m2）15.3锚深（mm）2000掘进尺寸（宽高，mm）3600,4000锚杆规格（L，mm）190016喷射厚度（mm）100净周长（m）14.8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图3-3 轨道大巷544 采（盘）区或带区巷道布置

50、及装备4.1 煤层地质特征煤层顶底板岩石均为陆相碎屑岩，大部分地区有伪顶，岩性多为薄层粉砂岩、岩质页岩夹薄层煤层和煤线；直接顶及老顶岩性多为细砂岩、细粉砂岩互层或中粗粒砂岩，仅煤层顶板为砂砾岩；顶板岩性一般为钙质胶结及泥质胶结，致密坚硬。在冲刷区由煤层直接顶与中粗粒砂岩接触。底板岩石为粉砂岩或细砂岩。煤层硬度34。巷道倾角3，西南高东北低，落差110m，发现若干小断层经过。矿井瓦斯相对涌出量0.57441.3601m/t ，绝对涌出量3.316m/min，属低瓦斯矿井。据有关地质资料提供，本区煤层火焰长度大，有爆炸危险性，煤层爆炸指数30%。煤的自燃倾向性属容易自燃煤层，自燃发火期为36个月。

51、根据调查本区域地温小于3/100m，属正常区矿井涌水量一般在3680m/h，最大涌水量小于236m3/h。井田范围煤层倾角平缓，基本在3。确定矿井生产能力为150Mt/a。煤容重1.4m/t。4.2 采（盘）区或带区巷道布置及生产系统1.盘区数目和位置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单一倾向长壁大采高综采工作面，首采区选择在煤层的1盘区，首采面选择在煤层的1盘区东北部工作面。该盘区储量可靠，地质构造及水文地质条件简单，煤层赋存稳定，有利于矿井达产和稳定生产且避免小窑的影响。2.采区运煤、辅助运输、通风及排水系统1）运煤系统工作面：回采工作面分带胶带顺槽运输大巷运输石门井底车场主井地面2）辅助运输系统工作面：地面材料及设备副井井底车场轨道运输大巷分带运料巷工作面3）通风系统工作面：地面新鲜风副井井底车场辅助大巷分带运输进风巷回采工作面分带运料回风巷回风大巷回风石门风井地面4）排水系统工作面：工作面分带运料回风巷辅助大巷井底水仓副井地面井下水处理站。4.3 采（盘）区或带区运输设备选择 分带运输巷采用胶带输送机SSJ-1000/20