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1、本次毕业设计是在河南济源煤业集团二矿进行的毕业实习中所收集的矿井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井进行的初步设计。采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节。作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查，它主要是考查学生这四年来对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理论知识更为深刻透彻的理解，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯彻矿产资源法、煤炭法煤炭工业技术政策、煤炭安全规程、煤炭工业矿井设计规范以及国家其它
2、发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。本设计以实践教学大纲及指导书为依据，严格按照安全规程的要求，采用工程技术语言，对矿井的开拓、准备、运输、通风等各个生产系统进行了初步设计。/t，涌水量为170/h,煤层无自燃倾向。根据实际的地质资料情况进行井田开拓和准备方式的初步设计，该矿井决定采用三立井单水平上山及上下山开采，煤层采用采区上山及上下山联合布置的开拓方式，设计采用炮采放顶煤回采工艺，走向长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。并对矿井运输、矿井提升、矿井排水和矿井通风等各个生产系统的设备选型计算，以及对矿井安全技术措施和环境保护提出要
3、求，完成整个矿井的初步设计。从收集资料，确定开采方案，到具体巷道的布置以及机器设备的选型，我投入了经两个月的时间。通过这次毕业设计，我对四年来所学的专业课又有了更为深刻直观的认识，对于巷道开拓，采区车场的线路连接，井底车场的布置，通风方式与通风线路的选取中的细节问题处理有了进一步的提高。由于时间关系和设计者水平有限，设计中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正！目录1 矿区概况及井田地质特性11.1 矿区概况1井田概况1地形地貌2气候条件2地震情况21.2 井田地质特征3以往地质工作概述3矿井地质52 矿井储量、年产量及年限112.1 井田境界112.2 井田储量112矿井的工业储量11矿
4、井设计储量12矿井设计可采储量132.3 矿井年储量及服务年限14矿井工业制度14矿井服务年限143 井田开拓15概述15井田开拓15对井田开拓中的若干问题分析15开拓方案的提出及比较17井筒特征20主井20副井20风井22井底车场23线路总平面布置设计24设计基本参数27一些基本问题的确定27线路联接计算28通过能力的计算30确定井底车场主要巷道断面31确定各井底车场主要硐室位置32开采顺序及采区回采工作面的配置34开采顺序34保证年产量的同采采区数和工作面数354 采煤方法384.1 采煤方法384.2 采区巷道布置及生产系统38采区走向长度的计算的确定（以第一水平第一阶段上山为例）39确
5、定区段斜长和区段数目39煤柱尺寸39采区上下山的布置39巷道的布置（分带斜巷的布置）39联络巷的布置39采区车场形式的选择39采区硐室41采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率41确定采区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数42采区生产系统434.3 回采工艺设计44首采工作面概况44回采工艺的确定44工作面设备选型45确定工作面支护方式和采空区处理方法：45工作面循环方式及循环作业图表465 矿井运输485.1 矿井运输48井下运输系统和运输方式的确定48采区运输设备的选型48大巷运输设备49列车组成的计算50电机车台数的计算536 矿井通风与安全技术措施556.1 矿井通风系统的选择5
6、5选择矿井主扇的工作方法：56选择矿井通风方式57矿井通风系统的确定57风量机算及风量分配58采煤工作面实际需风量58掘进工作面所需风量60峒室实际需风量61风速验算：62全矿通风阻力计算63计算原则63计算方法64计算矿井的总风阻及总等积孔66扇风机选型67选择主扇67选择电动机70矿井安全技术措施70预防瓦斯爆炸的措施70防尘措施71预防井下火灾的措施72为防止井下水灾的措施727建井工期73施工准备73项目实施前期工作73建设方式73项目实施进度安排73建井工期75开工标志与批准75建设工期758 矿山环保768.1 矿山污染源概述76大气污染76废水排放76固体废弃物排放76噪声污染7
7、68.2 矿山污染源的防治77大气污染防治77矿山水污染的防治77矿渣利用78噪声的控制78参考文献801矿区概况及井田地质特性1.1 矿区概况井田概况济源煤业有限责任公司二矿（原济源煤矿二号井）位于井田东部，于1958年10月筹建，1961年投产，累计采出量为1500万吨，1993年因矿井涌水量大、开采成本高申请关闭，经焦作市人民政府研究，以焦政文199385号批文批准，该矿井于1993年8月闭坑。1995年在原济源煤矿三号井的基础上新建一立井作为济源煤业有限责任公司二矿东井，开采煤层二1煤层。2002年矿井改名为济源煤业有限责任公司二矿。济源克井镇各村的城乡公路横贯矿区，济（源）阳（城）公
8、从矿区西部通过，济源市高速公路入口距矿井20公里，焦（作）枝（城）、侯（马）月（山）铁路，矿区距盘古寺车站3公里，距济源市区12km，距煤业公司约1km,交通便利。图1-1 交通位置图地形地貌井田内地表全部由山前坡积物覆盖，地势北高南低，最高海拔363m，最低海拔237m，比差126m，有利于丰水期地表水排泄。主井口标高+324米。副井口标高+264米，主副井口标高均高于当地历年最高洪水水位。气候条件本区属于大陆性半干旱季风型气候，四季分明。绝对最高气温达40，绝对最低气温14，年降水量600700mm，七九月份为雨季，十二月次年二月份为冰冻期。地震情况根据济源地区地震资料，1967年以来，本
9、区发生的地震均在级之间，而相邻地区发震波及本区而造成较大破坏的地震有10次见下表：表1-1区域地震一览表时 间地 点震级地震烈度备注战国时期修 武7修 武8山西赵城87山西临汾6河南汤阴5山西平陆5河北磁县7宁夏海原6山西垣曲5山西垣曲5依据中国地震动参数区划图（GB183062001），济源地区地震烈度划分为度。以上资料表明该地区及邻区5级以上地震有多次，对本区的破坏性较大，区域稳定性较差，对矿区安全有一定的影响1.2 井田地质特征以往地质工作概述克井井田的煤炭资源，最早于1953年开始开采，并由几个小煤窑联合成立克井煤矿，年产量约10万吨。自1957年开始，先后由多家勘探单位对二矿井田进行
10、了大量的地质勘探和水文地质勘探工作，并提交了不同勘探阶段的文字报告和相应的图件，积累了大量的水文地质资料。具体开展的工作有：（1）1957年，中南煤田地质局125队对济源煤田克井勘查区进行精查工作，其中任庄井田共施工钻孔38个，按500m基本线距探求B级储量，按5001000m基本线距控制C级储量。乔庄井田施工14个钻孔，按5001000m基本线距控制C级储量。（2）1958年原煤炭工业部中南煤田地质局125队对该矿区进行了水文地质勘探，曾进行了籍尺为1/25000的水文地质，地貌及第四组地质测量，同时建立了潜水观测网。着重观测和收集了该矿井的水文地质资料，全部岩芯钻孔均按操作规程作了简易水文
11、工作。另外，在漭河设置有两个水文观测站，对沁河则收集有五龙口水文钻的资料。井田内在设计院规定的主、副井位置附近打一个专门水文地质钻孔（192）。另在225孔进行了解冲击层的抽水实验工作。（3）1969年，河南省冶金煤炭厅地质勘探三队在区内按460620m的基本线距进行加密勘查，提交了河南省济源县克井勘探区地质勘探报告书，共探明克井勘查区B+C级储量16353万吨。该储量经河南省革命委员会地质局组织审查，以豫地字73106号文核准。（4）1984年，该矿为指导生产提供依据，委托焦作矿务局水文队、煤田地质三队对该矿井水文地质和储量进行加密勘查。（5）1985年为搞好防治水工作，该矿委托焦作矿务局水
12、文地质勘探公司对矿井水文地质进行补充勘探，但此次工作没有增加水文地质工作量，仅在野外进行了一般性踏勘工作，对水文地质进行了概况分析。（6）2002年9月，河南省济源煤业有限责任公司委托河南省地矿厅第二地质队对该公司所属煤矿范围内的资源储量进行了核查，编写了河南省济源市克井镇济源煤矿资源储量地质报告，共查明资源储量8719万吨，其中：开采动用储量6160万吨，保有资源储量2559万吨。该储量经河南省矿产资源储量评审中心评审，河南省国土资源厅豫国土资认储字200222号备案认定。（7）2004年6月，河南省济源市克井交地煤矿委托河南省地矿厅第二地质队对该矿范围内的二1煤资源储量进行了核查，编写了河
13、南省济源市克井交地煤矿资源储量报告，共查明资源储量（111b）+（333）万吨，济源煤矿二号井和交地煤矿在区内累计开采动用资源储量（111b）万吨，保有资源储量（111b）+（333）万吨。该储量经河南省矿产资源储量评审中心评审，河南省国土资源厅豫国土资储备（小）字2004251号备案认定。（8）2008年2月，河南省济源煤业有限责任公司委托河南省地质矿产勘查开发局第二地质队编写了河南省济源煤业有限责任公司二1煤层资源储量核实（分割）报告共查明（111b）+（121b）+（122b）+（333）资源储量万吨。其中，开采动用（111b）基础储量万吨，保有（121b）+（122b）+（333）资源
14、储量万吨。该储量由河南省矿产资源储量评审中心评审，河南省国土资源厅豫国土资储备字20089号备案认定。（9）2004年6月该矿委托河北峰峰矿务局水文地质队在井下-60水平施工一个水文观测孔。（10）2007年3月该矿河北峰峰矿务局水文地质队-120水平施工两个水文观测孔。（11）2009年3月该矿河北峰峰矿务局水文地质队-120水平施工一个水文观测孔。河北峰峰局在二矿井下施工了四个奥灰观测孔，其水压、水量见下表：表1-2水压表水量孔号孔口标高m开孔层位孔深m终孔层位水压Mpa水位m水量T/h奥1孔大煤底板奥灰200奥2孔大煤底板奥灰120奥3孔大煤底板奥灰90奥4孔大煤底板奥灰100矿井地质（
15、一）地层除矿井北侧有基岩出露外，矿井范围内全为第四系覆盖。根据勘查钻孔资料，矿井地层层序自下而上分别为：1 、寒武系（）分布于矿井北部盘古寺断层以北，主要由寒武系中、上统的厚层白云岩、鲕状白云质灰岩组成。2、 奥陶系（O） 地表分布于盘古寺断层北侧，矿井内为含煤岩系的基底地层。主要由中统上马家沟组（O2s）的中巨厚层灰岩、白云质灰岩、薄层泥质白云岩组成。厚度大于200m。与寒武系呈平行不整合接触。3、石炭系（C）（1） 上统本溪组（C2b）地表分布于盘古寺断层北侧。根据井田内钻探资料，该组下自奥陶系顶部的平行不整合界面、上至太原组底部的石英砂岩，厚度2.516.08m，平均6.41m。顶部与太
16、原组底部的石英砂岩呈整合接触。下部为铁质粘土岩，局部为透镜状铁矿，岩石普遍含黄铁矿；上部为灰白色粘土岩和砂质粘土岩，薄层状页理状，以富铝为特征。（2） 上统太原组（C2t）该组下自L1灰岩下部的石英砂岩、上至L8灰岩，总厚47.6068.0m。该组与二叠系下统山西组呈整合接触，为一套海陆交互相沉积建造。主要由灰岩、砂岩、泥岩及煤层或煤线组成。一般含35层灰黑色石灰岩及燧石灰岩。根据沉积旋回，自下而上可分为三个岩性段。下段：下自本溪组顶部，上至L4灰岩。本段以石灰岩为主，夹砂质泥岩、泥岩及煤层，偶夹薄层细砂岩，平均段厚31.44m。下部的L2灰岩，厚8.6013.55m，全区发育，为太原组底部的
17、直接标志层。L2灰岩之下的一2煤层厚0.051.35m，平均0.56m，偶尔可采。中段：下自L4灰岩顶部，上至L7灰岩，段厚10.3349.33m，平均22.68m。由灰色黑色的细砂岩、砂质泥岩及泥岩互层组成。本段含12层不稳定的薄煤层和不稳定的L5、L7两层石灰岩，其中：L5灰岩之下的一5煤层厚0.251.81m，平均0.57m，属局部可采煤层。上段：下自L7灰岩顶部，上至二叠系底部砂岩，厚6.2016.24m，平均9.79m。主要由深灰色灰岩、粉砂岩及砂质泥岩组成，夹薄层状细砂岩及泥岩，其中L8灰岩呈灰黑色，厚层状，致密坚硬，垂直裂隙发育，该层厚1.985.64m，平均3.83m，全区发育
18、，为石炭系上统太原组与二叠系下统山西组分界的重要标志层。该组与上部的二叠系呈整合接触。4、二叠系（P）（1） 下统山西组（P1s）为一套陆相沉积建造。由深灰色砂岩、砂质泥岩及泥岩组成，一般厚4087.50m。该组为井田二1煤的赋存层位，根据岩性组合，大致可分为三段：下段：下部为灰色粉砂质泥岩，含少量云母碎片及硅质结核，上部为泥岩、炭质泥岩及二1煤层。该段一般厚20.0m左右。该段的二1煤层，呈钢灰色暗灰色，块状粉末状，条带状结构，厚0.0013.91m。一般37m。中段：为含云母砂岩（俗称大占砂岩），是本区二1煤的直接标志层，特征明显，颜色灰灰白色，细中粒结构，硅质及泥质胶结，层面富含云母片及
19、炭质，厚0.2429.81m。上段：以深灰色含云母砂质泥岩为主，夹泥岩及砂岩薄层，下部可见鲕状结构，上部裂隙发育，该段平均厚45m左右。其顶部常夹12层灰深灰色的鲕状泥岩，是预测二1煤层深度的间接标志层。（2） 下统下石盒子组（P1x）该组下自山西组顶部的鲕状泥岩、上至上石盒子组底部的含砾长石砂岩总厚209.17m。主要岩性为灰浅灰色粉砂岩及砂质泥岩组成，夹细粒砂岩及泥岩。该组底部一般含一层灰灰白色中粗粒长石石英砂岩（沙锅窑砂岩）。5、第四系（Q）根据钻孔资料，主要由粉质粘土、粉土、砂砾石组成，粉质粘土层中常含钙质结核，与下伏地层呈角度不整合接触。厚度43.6853.16m。图1-2综合柱状图
20、（二）构造该矿井位于克井向斜的南翼。受区域构造影响，井田内次级褶皱、断裂发育。其中褶皱波及全区，断层多分布于井田北部，地层总体走向东西或近东西，倾向北、北北东。煤层产状与地层产状基本一致。1、褶皱克井盆地自西向东可划分为椿树庄向斜、石河背斜、康村向斜三个次级褶皱构造。本矿井主要石河背斜、康村向斜所控制。（1）、石河背斜位于石河村的北西方向，为一向北倾伏的倾伏背斜构造。背斜轴向近南北，轴部位于13-1、CK26、CK11孔一带，两翼产状基本对称，西翼岩层倾向北西，倾角9°15°；东翼岩层倾向北东，倾角8°14°。（2）、康村向斜位于康村北西方向，为一变化急
21、剧的向北倾伏的向斜构造。向斜轴部位于CK10、DCK7/9、10-3、10-2孔一线附近，向斜两翼的煤层产状变化较大，浅部煤层倾角15°左右，深部煤层倾角23°左右。2、断裂该井田以高角度正断层为主，主要断层依其走向可分两组：一组为近东西向的，即盘古寺断层、林场断层和大社断层；一组为北西西南东东向的，即圪针庄断层。主要断层描述如下。（1）、盘古寺断层（F1）为井田北部自然边界。位于矿井北部，该断层东起沁河东岸，经大社村后坡、圪针庄、交地一带，向西延伸出图。区内出露长度5.4km，断层走向为93°273°，倾向南，倾角70°左右。断距约800m。
22、断层北盘由寒武系、奥陶系地层组成，南盘由山前第四系黄土堆积物及石炭系、二叠系地层组成，地表断层迹象清楚，为一北盘上升、南盘下降的高角度正断层。（2）、圪针庄断层(F5)位于矿井东北部，大致平行于盘古寺断层，走向95°275°，倾向南，倾角70°。西端交于谭庄断层，东端延伸出图。井田内控制长度近4km，深部有CK14、CK22揭露。该断层性质为正断层，断距60120m。（3）、林场断层(F6)位于矿井东北部，西端交于圪针庄断层，东端在井田内尖灭，井田内控制长度近3km。断层走向北西西，倾向北北东，倾角70°，断距070m，其西部落差大，至8线以西尖灭。为一
23、南盘上升、北盘下降的正断层。（4）、大社断层(F7)位于井田东部外围。断层东起大社村东山沟，经大社村向西延至8线以西尖灭。断层走向110°290°，倾向200°，倾角5060°，断距0100m。为一南盘下降、北盘上升的正断层。该断层的断距由东到西逐渐减小。3、岩浆岩根据钻孔资料，井田内无岩浆岩分布。2矿井储量、年产量及年限2.1 井田境界井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确认。一般情况下以下列情况为界：1、以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；2、以山谷、河流、铁路、较大的城镇或
24、建筑物的保安煤柱为界；3、以相邻矿井井田境界煤柱为界；4、人为的划分井田境界；济源煤业二号井位于井田中部，周围均是济源煤业集团其它矿井的矿区,以此作为划分井田境界的依据.2.2 井田储量矿井储量是指矿井边界范围里，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表示煤炭的质量。2矿井的工业储量计算储量的工业指标根据煤炭工业部颁发的生产矿井储量管理规定规定，计算储量的煤层工业指标如下：1、最低开采厚度在煤层倾角小于25°时取，25° 45°时取；2、最高灰分指标为40；3、夹矸剔除厚度。矿井工业储量是勘探（精查）
25、地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表221的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量汇总表见222。表21 矿井高级储量比例 地质开采条件储量级别比例（）简单中等复杂大型中型小型大型中型小型中型小型井田内A+B级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例70604060503040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平内储量的比例4030153020不作具体规定不要求表22 矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量（万吨）备注ABA+BCA+B+C煤层0符合总计
26、0符合矿井设计储量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。而在该井田范围内只有煤田境界煤柱和断层煤柱。可暂时按工业储量的57计入，本设计取5，故：P式中：Z矿井设计储量；Z矿井工业储量；P 永久煤柱损失量，由于没有大断层、建筑物河流等，只有边界煤柱。由此：矿井设计储量Z万吨矿井设计可采储量矿井设计可采储量为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后乘以采区回采率所得到的储量。各种主要巷道的保护煤柱及可采储量见表221；矿井工业广场位于无煤带,故不用留设工业广场保护煤柱。表23
27、 矿井可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量(A+B+C)(万吨)矿井设计储量（万吨）矿井可采储量（万吨）永久性煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量工业广场井下巷道其他0无2.3 矿井年储量及服务年限矿井工业制度根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况。规定该设计矿井年工作日为330天，每日三班工作，每日工作8小时，每日净提升时间数为16小时。矿井服务年限初步设定该矿井设计年产量为，根据公式：式中：T矿井服务年限，年； Z矿井可采储量，万吨； A矿井生产能力，万吨/年；K储量备用系数，此处取。由此验算服务年限如下：符合要求。3 井田开拓由于济源二矿煤层埋藏比较深，井田范围里没有煤层露头，采用斜井开
28、拓井筒过长，以至初期建井时间过长，斜井不能打在煤层底下，况且要给它留较多煤柱，所以选择用立井开拓。立井开拓适应性较强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等地质条件的影响。立井开拓井筒短，提升能力大，对辅助提升特别有利。对于煤层赋存较深、表土层厚、水文情况比较复杂、井筒需要特殊法施工或多水平开采急斜煤层的矿井，一般都应该采用立井开拓。影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告、所确定的煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质条件等。其中以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大。3.2井田开拓3.2.1对井田开拓中的若干问题分析井田内划分及开采水平数目及
29、位置济源二矿井田范围内煤层倾角在1218，属缓斜煤层，本井田的煤层埋藏较深，但井田范围不大，故阶段斜长不长，济源二矿属于中小型矿井，故可采用单水平或双水平开拓。若采用单水平的开拓方式，可直接将水平设在-125处；若采双水平的开拓方式，可将第一水平设在-60处，用于开拓西南部煤层，暗斜井延伸至-125处，开采东南部及东北部煤层。按照工业广场少压煤，至少不压好煤和井下生产费用较低的原则确定了主、副井筒位于井田中部偏北处的无煤地带。为了避免采用箕斗井通风时封闭井塔困难和减少穿越表土层，初期决定开凿一个风井。并采取对角式的通风方式，风井位于南部边界处，这样由于边界留有边界煤柱，风井就不需要留设保护煤柱
30、，减少了煤柱的损失。同时为了减少煤柱损失和保护大巷维护条件，把运输大巷设在煤层底板下25m处。根据济源二矿井田走向及倾向长度及设计规范的有关规定，本井田可以划分一至两个水平，可采用立井开拓方案如下。井筒形式、数目及其配置井筒形式的选择由于济源二矿矿区南北走向一直为上坡，但坡度不大，井田靠北为山丘，煤藏较深，从而确定采用立井开拓方式。立井开拓井筒短，提升速度快，提升能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。井筒数目因为济煤二矿为低瓦斯矿井，前面已经确定采用立井开拓方式，故只需开凿一对立井井筒和一个风井即可。后期可以在东南部边界增设一个风井用于南部采区的回风。井筒位置选择根据井田地形和地质条
31、件，从首先满足首采区的开采，缩短贯通距离，减少井巷工程量考虑，将主、副井筒设置在井田走向的中央偏北处的无煤带。该处的地质构造清楚、简单、开采条件好。运输大巷和总回风巷的布置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25m处的己组煤层底板岩石中。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。开拓方案的提出及比较根据前述各项决定，提出以下两种适用于本井田且技术上可行的方案：（1）立井单水平上下山式开拓图3-1立井单水平上下山式开拓示意图（2）立井双水平上山及上下山式开采图3-2立井双水平上下山式开拓1.开拓方案比较从以上所提出的各方案来看
32、，各具优点。方案二将第一水平设在-60m处，这对减少工程量，提高产量有好处，但随着开采的进一步进行，后期回增加运输及排水方面的费用。方案一的初期投资会比较大，但是其水平的服务年限较长，后期工程量较少。因此，两方案的优劣需在后面的经济比较中选择。方案比较如下：表31 基建工程量时期项目方案方案早期主井井筒/m386+20305+20副井井筒/m386+5305+5井底车场/m861861运输大巷/m214208后期主井井筒/m0暗斜井222副井井筒/m0暗斜井207井底车场/m0431运输大巷/m769525方案方案工程量/m单价/费用/万元工程量/m单价/费用/万元早期主井井筒406325副井
33、井筒391310井底车场8612810861281风井8080运输大巷214208小计906后期主井井筒02174.50222副井井筒00207井底车场0281004312810运输大巷769 525小计共计13-2 基建费用表别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于表321、表322、表323和表324。通过费用汇总表在经济上来比较两方案的优越。表33 生产经营费用项目方案生产经营费用/万元项目方案生产经营费用/万元提升×××提升×××排水123×365×24×37×&
34、#215;10-4=1619排水123×24×365×37×25×10-4123×24×365××9×10-4=表34 费用汇总表方案项目方案一方案二费用/万元百分率/费用/万元百分率/基建工程费11001生产经营费100100.4总费用100102从以上的比较结果可以看出方案一的基建费用约比方案二低7%。总费用约比方案二低2%，主要原因在于后期基建工程与生产经营费用过高。所以决定采用二方案。3.3井筒特征在矿井开拓方式确定以后，还应对矿井主要井筒（包括主井、副井、风井）的横断面布置形式、井筒装
35、备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。主井主井主要用于提煤。井筒直径，采用9t多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用混泥土砌壁，表土层不厚不需特殊施工，井壁厚度：基岩段350mm。井筒装备有钢丝绳罐道，井深406m。主井井筒断面布置如图3-1-1：副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径。支护材料：基岩段采用单层砼结构，井壁厚度：基岩段400mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水管管道等。井深为391m。副井井筒断面布置如图3-1-2：图33 主井断面布置图图3-4副井断面图布置副井风速校核：式中：通
36、过井筒的风速，m/s；通过井筒的风量，m3/s；井筒净断面积，m2；井筒的有效断面系数，圆形井取；m/s<8m/s所以井筒选择符合要求。风井风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护，井壁厚度为300mm，井深210m。风井井筒断面布置如下：图35表35 井筒特征井筒名称主井副井风井井口坐标X（m）38370942.3Y（m）Z（m）23123862用途提煤提料、矸、人、进风回风提升设备9t箕斗井筒倾角（°）909090断面形状圆圆圆支护方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁井筒壁厚（mm）350400 350提升方位角（°）2091
37、19井筒深度（m）485470210断面积净（）掘（）井底车场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3050。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。井底车场设计示意图如下:图36 井底车场布置图线路总平面布置设计1、井筒相互位置的确定本矿井所在地地形平坦，井筒位置不受地面限制，必须根据地面的条件来
38、确定井筒的位置，其中：主井中心坐标为（38370615，3896250），副井中心坐标为（38370650，3896300），两井筒垂直于存车线方向的距离H为35m，平行于存车线方向的距离L为58m。如下图3-4-2所示：图3-7井筒相互位置图1主井中心线；2副井中心线；3副井储车线两井筒中心点间的直线距离C为： C = =68m2、井底车场各存车线长度的确定井底车场线路包括存车线和行车线。存车线为存放空、重车辆的线路，它由主井重车线、主井空车线、副井重车线、副井空车线及材料车线组成。行车线为调度空、重车辆的线路，如连接主、副井空、重车线的绕道和调车线。副井马头门线路也用于行车线。除上述主要线
39、路外，在井底车场内还有一些辅助线路，如通往各硐室的专用线路和硐室内铺设的线路。当运输大巷采用列车运行时，主、副井空重车线长度应符合设计规范规定：主井空、重车线长度应能够容纳2列车，副井进、出车线长度，应能够容纳1列车。材料车线应能够容纳10个以上材料车到一列车。井底车场线路由直线线路和连接部分所组成，连接部分包括曲线线路和道岔。直线线路就是指存车线和行车线以及调车线。1）、因采用皮带输送机运煤，所以主井的重车线可简化。2）、副井空、重车线长度式中：L副井空、重车线长度，mm列车数，列数，取列；n每列车的矿车数，辆，取12辆；矿车长度，2m；电机车长度，；列车制动距离，取12m；=40.5取整数
40、，则L=41m3）、调车线长度式中：L调车线长度，mm列车数，列数，取列；n每列车的矿车数，辆，取12辆；矿车长度，2m；电机车长度，；列车制动距离，取15m；2+4.5+15取整数，则L=44m4）、材料车线长度式中：L材料车线长度，m； m一每一列车的矿车数,10；矿车的长度，2m。3、马头门线路长度马头门线路指副井重车线的末端至材料车线进口变正常轨距的一段线路，线路布置图如下图3-4-3所示： 图3-8马头门线路布置马头门线路可有下式进行计算确定：=a+2b+c+d+e+f+g+h+i式中：马头门线长度，ma从复式阻车器的前轮挡到对称道岔基本轨起点之间的距离，通常取；b基本轨起点至对称道
41、岔连接系统末端之间的距离，取6.7m；c对称道岔连接系统的末端与单式阻车器轮挡面之间的距离，取；d单式阻车器轮挡面至摇臂中心线间距离，取；e、e摇台的摇臂长度。取e=；f罐笼长度；根据所选择的型号，查表有；g出车方向摇台摇臂轴中心线至对称道岔连接系统的末端之间的距离，通常取3m；h缓和长度。通常取；i基本轨起点到单开道岔平行线路连接系统终点的长度，取。则有：=2.0+2 =37.79m。设计基本参数主井净直径，装备有一对4t箕斗，副井净直径，装备一对1t双层四车罐笼。井下主要运输大巷采用1t固定式矿车运煤，8t防爆蓄电池式电机车牵引，每列车由12辆矿车组成。井底车场设1t翻车机处理掘进煤。矸石
42、量占矿井产量的20，由副井提升。一些基本问题的确定车场形式，初步设计已确定为立井梭式车场，东西两翼来车均由大巷进入井底车场。车线长度，副井空、重车线长度按1列车来考虑。主、副井中心线间距离，南北45m，东西50m。线路联接计算道岔类型及弯道曲率半径A道岔选用道岔的具体情况如表3-4-1所示：表3-4-1道岔一览表项目名称AbLDK-624-4-1214°153496340411296DC-624-3-1218°5530206427367857DX-624-3-121614°153496340413792(1)已知：a=3496mm b=3404mm L=11296
43、mm=14°15 R=12000mm单开道岔平行联接如图图3-9单开道岔平行连接图查表得：B=6300mm m=6500mm n=5000mm c=1596mm kp =2985mm D=8977mm S=1600mm.(2)对称道岔及联接：已知：a=2064mm b=2736mm =18°5530 R=12000mm对称道岔平行联接如图图3-10对称道岔平行连接图查表得：B=4799mm T=993mm m=4866mm n=3873mm C=1099mm L=7857mm D=6162mm S=1600mm(3)渡线道岔线路联接已知：道岔DK624-3-1216，a34
44、96mm，b3404mm，14°15，S1600mm。查表得：c1700mm，L13792mm。渡线道岔线路联接如图图311渡线道岔线路联接通过能力的计算.1本设计矿井煤直接从带区通过胶带输送机运送到井底煤仓，车场的通过能力只与胶带输送机的技术特征有关，因此无需计算井底车场主井的通过能力。区段划分见如图3-4-7所示图3-12 区段划分.2调车作业程序及时间表4-7左翼1吨煤矸混合列车调车作业程序及时间区段运行状况运行距离（m）运行速度（m/s）运行时间（s）牵引列车41.3牵引列车煤车与矸石车摘钩顶推列车130.2牵引列车牵引列车130.2牵引列车牵引空车出车场牵引列车牵引空车出车
45、场合计表4-8右翼1吨煤矸混合列车调车作业程序及时间区段运行状况运行距离（m）运行速度（m/s）运行时间（s）牵引列车牵引列车牵引列车牵引列车煤车与矸石车摘钩顶推列车牵引列车牵引列车牵引列车牵引空车出车场牵引列车牵引空车出车场合计.3每一循环进入井底车场得列车数比每一调度循环进入井底车场得列车数比可用下列方法计算：矿井日产煤1364t；矸石量占20，日运量273t；掘进煤占5，日运量矸69t；每日1t煤矸混合列车数（69+273）/（8×1+12×）列；列车数比4/1。每一调度循环时间为；列车进入井底车场的平均时间间隔25.53/5列车在井底车场平均运行时间（2×
46、380+2×463.4+811）/5.4通过能力计算通过能力富裕系数满足设计规范要求。确定井底车场主要巷道断面巷道断面设计主要包括：巷道断面形状的选择、巷道支护方式及巷道断面尺寸确定等内容。1、巷道断面形状选择井底车场巷道服务年限长，要求将井底车场巷道布置在稳定的岩层中，因此，一般井底车场巷道采用拱形断面。2、巷道支护方式井底车场巷道一般多采用喷射混凝土支护。3、巷道断面尺寸的确定巷道断面的尺寸要符合煤矿安全规程规定：巷道净断面，必须满足行人、运输、通风、设备安装、检修和施工的需要。因此，巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途；存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格；人行道宽度与各
47、种安全间隙以及通过巷道的风量等。梭式车场的主要特点是利用主要巷道作为主井空、重车线和调车线。4、巷道断面特征:运输大巷为半圆拱形，巷道净宽度4m,自道砟面起3m内行人侧宽度为1m,巷道拱高2.5m,巷道整个高度为。巷道掘进面积2,净断面积2,支护采用锚喷支护，支护厚度100mm。确定各井底车场主要硐室位置.1井下中央变电所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。支护形式和特殊要求变电所必须采用不燃性
48、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。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中央水泵房硐室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：管路敷设最短，不仅节约管路电缆，而且管道
49、阻力和电压将最小。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。具有良好的通风条件。根据以上要求，硐室位置应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。硐室支护与特殊要求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。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。泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板，设置流水坡，以防硐室积水。水泵工作的总能力应能满足
50、20小时内排出框架24小时的正常用水量。.3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立方米/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。据以上可知，本设计矿井正常涌水量为170立方米/小时，小于1000立方米/小时。故其容量V=Q×8式中：V水仓容积，立方米；Q矿井正常涌水量，立方米/小时；由此：V=8×170=1360立方米设定设有主副水仓，每个水仓承担一半涌水量，则有1360/2=680立方米。若用净断面为10平方米的半圆拱形断面，那么一条水仓长度为L=680/10=68m本矿井水仓
51、断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水，水仓净断面应乘以的系数。为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水仓方向设立反坡，其坡度常为12，在水仓最低点既清理斜巷底部附近应设积水窝，在清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。.4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。.5等候室在副井井筒附近设置等候室，作为工人候车跟休息的场所，等候室和工具房相邻，以便工人领取工具。.6其它峒
52、室其它峒室主要有调度室、电机车房和电机车修理间、防火门峒室、火药库等。开采顺序各个采区均采用后退式的开采方式，由井田的边界向井田的中央推进。保证年产量的同采采区数和工作面数采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采取内工作面接替关系等因素确定。各类矿井正常生产的采区个数一般按表规定：因为本设计矿井年产量为0.45Mt/a,因此，本矿井生产采区为一个，保证年产量的工作面为一个。.1矿井达到设计产量的回采工作面个数确定达到设计产量时工作面总线长：式中：B回采工作面总线长, m；A矿井设计年产量, t/a；X回采出煤率，可取；m同采煤层总厚度, m；煤层容重, ；K3工作面采出率，9
53、7、95、93；L年推进度，L330×n×I×；其中：330矿井年工作日，天；n日循环数；I循环进度，m；正规循环系数，1；由此：L330×3×1×990m=91确定同采工作面数（取整数）N同采工作面数，个；B工作面总线长，m；n同采煤层数；L回采工作面长度，m；由此:个.2采区工作面配置采区内同采工作面数目应根据煤层赋存特征，所确定的回采工艺等确定，同时还应符合合理的开采顺序，保证安全生产提高工作面单产为原则。采区内同时生产的综采工作面宜为一个面；普采工作面宜为两个面，不应超过三个面。因此，在满足矿井服务年限的条件下，由于采区内同采
54、工作面为1个，所以才采区内同时生产的工作面为1个。.3矿井产量的验算：式中：矿井同采工作面产量总和，万t；第i号工作面采高，m；第i号工作面长，m；第i号工作面年推进度，m/a；第i号工作面煤的容重，t/；N同采工作面数。由此：×100×990××145.94万吨计算结果加上全矿井掘进煤之和应大于矿井设计产量A，但不宜超过。全矿井掘进煤×45.94×6万吨实际产煤为+2.76因此进行验算有：/45故符合设计要求。4 采煤方法4.1 采煤方法采煤方法的选择准备巷道布置方式称为准备方式，准备方式包括采（盘）区上下山，区段石门，斜巷，采区车
55、场等。影响准备方式选择的主要因素：a. 煤层倾角，涌水量，瓦斯涌出量。b. 煤层的厚度，层数，硬度。c. 煤层顶底板的岩性。d. 现有的开采，开掘技术条件等。为了对各煤层选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征。并参考实习矿井或矿区实际使用经验。为了选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，并考虑实习矿井实际使用经验。济源二矿煤层赋存比较稳定，可采煤层主要为二1煤层，二1煤层属于缓倾斜煤层，平均倾角12°-18°。煤层平均厚度为5.0m。煤尘无爆炸性，煤层无自燃发火倾向；绝对瓦斯涌出量为/min，相对瓦斯涌出量为m/t，为低瓦斯矿，煤质较硬，
56、煤层直接顶为粉砂岩，岩厚度变化在6-8m之间，比较稳定，不易容易冒落。底板为砂质泥岩，结合设计矿井实际情况以及现有的生产技术条件，设计采用炮落采煤法，部分煤层厚度较大的地带结合放顶煤的开采方法，用全部跨落法处理采空区。4.2 采区巷道布置及生产系统布置采区巷道是为了把回采工作面与主要开拓巷道联系起来。构成运输、通风、动力供应、材料供应等系统。保证工作面联续不断的生产。为了布置采区巷道，需要确认采区走向长度，区段斜长和数目，以及采区里各种煤柱尺寸，然后确认采区上下山、区段平巷、区段集中巷的位置、条数以及它们之间的联络巷的形式。采区走向长度的计算的确定（以第一水平第一阶段上山为例）采区位于井田的西
57、南部，用双翼开采，倾向长度1000m，一翼走向长度550m，采用一个工作面生产，年产量为45万吨。确定区段斜长和区段数目具前所述，工作面长度定为100m，回采巷道宽m，区段斜长为107米，分7个区段，采用无煤柱护巷技术。煤柱尺寸由于采用无煤柱护巷，没有区段煤柱，上下留30米的煤柱，采区边界留20米煤柱。采区上下山的布置由于煤层瓦斯涌出量不大，按照煤矿安全规程规定，布置二条上山即可，考虑到第一水平服务时间较长，考虑到煤质坚硬，将轨道上山布置在煤层中，运输上山布置在底板下的岩层中，与煤的间距为25米左右。巷道的布置（分带斜巷的布置）由于开采的煤层储量不大，回采巷道的服务年限较短，根据煤层赋存条件可
58、以知道顶板岩石比较稳定，维护条件较好，所以决定将回采巷道布置在煤层中，为了减少煤层厚度的损失，回采巷道和采煤工作面开切眼均应沿煤层底板布置。联络巷的布置轨道上山用进风行人斜巷与大巷联接，上山及各区段用斜巷联系。4.采区车场形式的选择.1采区上部车场：由于轨道上山与区段回风平巷相连，由轨道上山、绞车房与回风巷联系，采用甩车场。具体形式见下图。图4-1 上部车场1绞车房 2运输上山 3回风平巷 4风窗 5甩车道 6轨道上山 7风门 8回风石门.2采区中部车场：该车场为绕道式甩车场，具体形式见图4-2-2：图4-2中部车场1运输上山 2轨道上山 3区段运输平巷4绕道5风门 6溜煤眼7甩车道.3、下部车场采区下部车场由采区装车站和辅助提升下部车场组合而成，根据装车的地点不同采区下部车场可分为大巷装车、绕道装车和石门装车式，图4-3下部车场1轨道大巷 2运输大巷 3运输上山4轨道上山5底板绕道6行人进风巷采区硐室.1绞车房：绞车房布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应避开较大的地质构造、含水层，支护采用锚网。本设计布置在无煤带附近。.2变电所：变电所应设在围岩稳定、地压小、通风良好、无淋水的地点，同时应
