采矿工程 - 毕业设计

大同煤炭职业技术学院成人函授人员

专科毕业设计

中文题目：山西省沁源县潞安甲义鑫煤业有限公司 煤矿矿井2号、6号煤层开采设计

姓 名： 董 立 峰 学 号：00000 学 院：大同煤炭职业技术学院

专 业：开 采 技 术 班 级：0933102 指导教师：李 金 龙 职 称：副 教 授 完成日期：2011年04月20日

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目 录

第一章 井田概述和井田地质特征 ............................................................................. 4 第一节 矿区概述 ...................................................................................................... 4 第二节 井田地质特征 .............................................................................................. 5 第三节 煤层的埋藏特征 ........................................................................................ 10 第二章 井田境界与储量 ........................................................................................... 13 第一节 井田境界 .................................................................................................... 13 第二节 地质储量的计算 ........................................................................................ 13 第三节 可采储量的计算 ........................................................................................ 14 第三章 矿井工作制度及生产能力 ........................................................................... 15 第一节 矿井工作制度 ............................................................................................ 15 第二节 矿井工作制度及服务年限 ........................................................................ 15 第四章 井田开拓 ....................................................................................................... 17 第一节 井田开拓方式的确定 ................................................................................ 17 第二节 达到设计生产能力时工作面的配置 ........................................................ 20 第五章 矿井基本巷道及建井计划 ........................................................................... 22 第一节 井筒、石门与大巷 .................................................................................. 22 第二节 井底车场 .................................................................................................... 23 第三节 建井工作计划 .......................................................................................... 24 第六章 采煤方法 ................................................................................................... 27 第一节 采煤方法的选择 .................................................................................. 27 第二节 确定采（盘）区巷道布置和要素 ............................................................ 28 第三节 回采工艺及劳动组织 ................................................................................ 28 第四节 采（盘）区的准备与工作面接替 ............................................................ 37 第七章 井下运输 ....................................................................................................... 39 第一节 运输系统和运输方式的确定 .................................................................. 39 第二节 运输设备的选择和计算 ............................................................................ 40

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第八章 矿井提升 ....................................................................................................... 44 第一节 主井提升 .................................................................................................. 44 第二节 副井提升 .................................................................................................. 47 第九章 矿井通风与安全 ........................................................................................... 52 第一节 风量的计算 ................................................................................................ 52 第二节 矿井通风系统和风量分配 ........................................................................ 55 第三节 计算负压及等积孔 .................................................................................... 55 第四节 选择矿井通风设备 .................................................................................... 60 第五节 安全生产技术措施 .................................................................................... 62 致谢 ............................................................................................................................. 59 参考文献 ..................................................................................................................... 60

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摘 要

本次设计是开采山西潞安甲义鑫煤矿2号、6号煤层，设计图纸共七张，说明书共十章。根据采矿工程的需要和特点，重点设计为第四、六、九章，其他如井底车场、井下运输及提升设备仅做一般的选型计算。

潞安甲义鑫煤矿位于山西省沁源县，汾(阳)－屯(留)公路从井田中部通过，往北30km可达南同蒲铁路线的平遥车站，往南55km至交口与沁县太焦铁路线相接。本矿交通比较方便。

本井田的煤层埋藏较浅，地势总体西高、东低，煤层倾角3-4°。 本井田内有多层煤，此次设计只考虑2号、6号煤层，2号平均厚度为6.65 m，6号煤层平均厚度7.62m，煤层没有爆炸性和自燃性倾向。矿井瓦斯低属于低瓦斯矿井，2号煤层瓦斯相对涌出量为3.7m3／t。

本井田划分为2个采区，采用斜井开拓方式，回采工艺采用后退式、综采一次性放顶煤机械化采煤法，采用“四六制”作业制度。工作面的设备有双端可调双滚筒采煤机、滑移支架、可弯曲刮板运输机、破碎机、转载机等。顶板管理采用滑移支架，采空区采用全部跨落法管理顶板。

本矿井设计年产量为120万吨，采用一套综采来满足产量的要求。 矿井运输大巷采用皮带运输作为主运输，采用矿车作为辅助运输，矿井通风采用轴流式扇风机中央分列、抽出式通风方式。

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第一章 井田概述和井田地质特征

第一节 矿区概述

1.矿区的地理位置及交通条件：

山西省沁源县潞安甲义鑫煤业有限公司位于山西省沁源县北部王和镇后沟村一带，行政区划属王和镇管辖。

汾(阳)－屯(留)公路从井田中部通过，往北30km可达南同蒲铁路线的平遥车站，往南55km至交口与沁县太焦铁路线相接。本矿交通比较方便(见交通位置图)。

2. 矿区的工农业生产建设情况：

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井田内无村庄，在井田中部西侧边缘为后沟村，人口约1000人，大牲畜约为68头，耕地面积为200亩，大部分分布在井田内沟谷边缘，区内多为山区荒地，树木极少，以杂草丛生为主，东南部边缘局部地带为灌木丛。区内未有工矿企业。

3．矿区的电力供应基本情况:

矿井采用35kV双回路供电电源，一回35kV电源引自距工业场地8km的张家庄35kV变电站35kV母线段，另一回35kV电源引自距工业场地7km的武家庄110kV变电站35kV母线段。 4．矿区的水文简况：

本区地表水属黄河水系。沟谷内一般无水流或小溪，在雨季遇暴雨时，雨水短时聚集，顺沟向西南流入古寨村附近的龙风河，龙风河向西流至介休汇入汾河，汾河向南在河津流入黄河。 5．矿区的地形与气象：

本区属大陆性气候，根据沁源县气象台观测记录，本区7、8、9三个月为雨季，降雨量最小为463.3mm(1972年)，最大为861.6mm(1975年)，蒸发量最小为1306.7mm(1983年)，最大1609.6mm(1972年)，蒸发量大于降水量2.3倍。冬春两季雨雪较少，夏末秋初雨量较大。一月份气温最低，平均为零下6.5℃，七月份气温最高，为37°-38℃，年平均气温18.7℃。十一月份开始结冰，次年三月份开始解冻，冻土深度最大为750mm(1976－1977年)，最小为370mm(1972－1973年)。

本区夏季多东南风，冬春季多西北风，最大风速21.0m/s。

第二节 井田地质特征

1．井田位置，勘探程度和地质层位

井田地处太岳山区，地表为山区侵蚀地貌，沟谷纵横，地形十分复杂，总的地势为中北部高南部低，地形最高点为井田南部后家山梁上，标高为1637m，地形最低点为井田中北部河谷，标高为1466.7m，相对高差176.3m。属中低山区。

该井田范围内地质层位情况如下： 1、中奥陶统峰峰组(O2f)

主要为深灰色厚层状石灰岩，角砾状泥质灰岩，厚度平均168.64m。 2、中石炭统本溪组(C2b)

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平行不整合于峰峰组之上，厚度39.78-45.95m，平均43.43m。以铝质泥岩、粘土质泥岩为主，夹薄层石灰岩及煤层。底部以结核状、块状黄铁矿为主的铁铝质岩，向上渐变为粘土泥岩、铝质泥岩，即“G层铝土矿”。上部以泥岩、粉砂岩为主，夹1－4层薄层石灰岩或泥灰岩，钙质泥岩及1－2层薄煤层，煤层多不可采。

3、上石炭统太原组(C3t)

连续沉积于下伏本溪组之上，为井田主要含煤地层之一，厚度113.66m。由粗至细粒的砂岩、泥岩、石灰岩和煤层组成。下部含稳定可采煤层9+10号和11号煤，中部以三层层位稳定，厚度变化不大的浅海相石灰岩为主，上部则以粗至细粒的碎屑岩为主，夹黑色泥岩及薄层钙质泥岩和1层较稳定可采煤层(6号煤层)。

4、下二叠统山西组(P1s)

矿区内主要含煤地层之一，与太原组为整合接触，厚度48.32-53.78m，平均51.59m。主要为灰色、灰白色石英长石砂岩、灰黑色粉砂岩、黑色泥岩，炭质泥岩及3－4层薄煤层,富含植物化石碎片，具水平层理及脉状层理。其中井田内1号煤层断层以北不可采断层以南全区可采，2号、3号煤层全区不可采。 5、下二叠统下石盒子组(P1x)

连续沉积于下伏山西组之上，地层厚度104.51m。按照岩性组合可分为上、下两段： 下段(P1x1)

由K8砂岩底至K9砂岩底，厚度38.62-44.12m，平均41.53m。以黄色中粒砂岩夹灰色、深灰色泥岩为主，夹黑色泥岩及薄煤线1－3层。 上段(P1x2)

K9砂岩底至K10砂岩底，厚度58.62-66.91m，平均62.98m。底部K9砂岩为灰白色、黄绿色石英长石砂岩，中部为灰色、绿灰色泥岩、粉砂岩互层，局部夹富含植物化石的薄层粉砂岩，其上为砂岩带，砂岩带为灰色、黄绿色中粗粒长石石英泥质砂岩，向上变细，渐变为细粒砂岩，其上为灰绿色细粒砂岩，与粉砂岩互层，夹灰色铝质泥岩及紫色、灰绿色互为斑块状杂色泥岩薄层，顶部为杂色泥岩，

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富含铝质，具鲕粒，俗称“桃花泥岩”,其层位稳定，岩性特殊，是确定K10砂岩的辅助标志层。

6、上二叠统上石盒子组(P2s)

与下石盒子组呈连续沉积，根据其岩性特征，可分为下、中、上三段，本区只保留下段下部地层。 下段(P2s1)

井田内出露至K10砂岩厚度在132.28-172.18m,平均141.63m，底部K10砂岩为灰色、灰白色、黄绿色中细粒砂岩，底部含细砾。其上为灰绿色、紫红色混杂的粉砂岩、泥岩。 7、第四系(Q)

本井田地表覆盖层以第四系黄土为主，为中更新统地层（Q2）。 2.含煤地层的主要地质构造

上石炭统太原组(C3t)和下二叠统山西组(P1s)为井田内主要含煤地层，叙述如下：

1、上石炭统太原组(C3t)

为本区的主要含煤地层之一，平均厚度113.66m，以沉积环境的差异和含煤性，可划分为三段： （1）太原组下段(C3t1)

K1砂岩底至K2石灰岩底，厚37.13-41.32m,平均39.53m。以细粒陆源碎屑岩为主，含9+10号和11号两层不可采煤层。 （2）太原组中段(C3t2)

K2石灰岩底至K4石灰岩顶，厚度为41.24-46.86m,平均44.18m。由三层稳定的石灰岩及中细粒砂岩组成。夹7号煤层和8号煤层，均为不可采煤层。底部为K2石灰岩。

（3）太原组上段(C3t3)

K4石灰岩顶至K7砂岩底，厚27.06-33.18m,平均29.95m。由黑色泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩和煤层组成。

K4石灰岩顶至6号煤层底：厚14.36m。以泥岩、粉砂岩为主，夹K5砂岩。

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6号煤层顶至K7砂岩底：厚14.14m。由黑色泥岩、粉砂岩、泥岩和一层煤组成，煤层厚度7.62m 为主要可采煤层。 2、下二叠统山西组(P1s)

K7砂岩底至K8砂岩底，厚度48.32-53.78m,平均51.59m。

K7砂岩平均厚2.11m，为灰白色、灰色中粒到细粒长石石英砂岩。在K7砂岩的古地理景观上沉积了3号煤层，3号煤层为沼泽分流间湾沼泽发育形成的泥炭沼泽相。

3号煤层顶至2号煤层底，间距13.14m。以灰黑色泥岩、粉砂岩为主，夹中细粒砂岩一层。

2号煤层顶至1号煤层底，平均间距25.00m。以灰黑色、黑色泥岩、粉砂岩为主，2号煤层为可采煤层，厚度6.65m。 3.井田水文地质条件

矿区地表河流主要为后沟河，属于较大冲沟，雨季具有流水，向西南于古寨汇入龙凤河，属黄河水系。由于有隔水岩层的存在，且在矿区南部边缘，因此，对矿井开采影响极小。 矿区的含水层自上而下有： 1、第四系砂砾层孔隙潜水含水层

第四系全新统Q4及上更新统Q3，分布在矿区山间河谷地带，岩性为灰白色砂质粘土、亚粘土砂砾层及砾石层，厚度变化大，层位不稳，依地形而异，该层渗水性含水性均好，由于受大气降水和地表水补给条件好，埋藏厚时可成为地下水较丰富的孔隙潜水含水层。

2、上石盒子组底部（K10砂岩）裂隙含水层

砂岩含水层较稳定，多呈透镜体，岩性为黄绿色，浅灰绿色中－细粒厚层状石英长石砂岩，埋藏浅时，风化裂隙及节理发育，局部含小砾。钻进消耗量达5.5m3/h，一般钻进消耗量在0.5m3/h以下，泉水流量0. 22L/s，因此，该层为较弱裂隙含水层。

3、下石盒子组（K9、K8）砂岩裂隙含水层

砂岩含水层位于1号、2号煤层以上，K8为煤层直接充水含水层，岩性为灰白色、灰绿色、黄绿色厚层状石英长石砂岩，多为钙质胶结，裂隙稍发育，钻进

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消耗量在1.00m3/h以下，一般在0.2－0.5m3/h之间，因此，含水层为较弱裂隙含水层。

4、太原组石灰岩（K4、K3、K2）岩溶裂隙含水层

K2石灰岩为9+10号煤层直接充水含水层，也是太原组的主要含水层，岩性为深灰色，致密、坚硬、性脆石灰岩，一般含有燧石层及透镜体。厚2.50－10.00m，平均厚7.05m，分为上下两层，上层厚下层薄，中间夹0.35－2.00m的灰黑色泥岩、粉砂岩。石灰岩裂隙稍发育，局部较发育，钻进消耗量一般在1.00m3/h以下，钻孔单位涌水量0.009L/s.m,水位标高1305.42m，因此，属弱富水性裂隙含水层。

5、中奥陶统峰峰组石灰岩岩溶裂隙含水层

奥陶系地层出露于矿区外西部，峰峰组石灰岩是本区煤系地层下伏的主要含水层，可成为开采下组煤（9＋10、11号）的主要威胁。岩性为质纯、致密、性脆，裂隙发育程度随埋深而减少，本井田处在相对埋藏较深地带，因而裂隙发育程度相对弱，上段以石灰岩为主，厚63.00m左右，下部以泥灰岩石膏为主，为相对隔水层， 钻进时冲洗液消耗量一般在0.5m3/h以下，井田南部4.5km的2010号孔抽水试验单位涌水量0.0035L/s.m，水位标高1130.09m,本井田推断水位标高1070m左右,由此推断，属岩溶弱富水性溶隙含水层。

11号煤至O2含水层之间隔水层，由铝土泥岩、粉砂岩、泥岩、石英砂岩等致密岩层组成一般厚42.73m，其间的石英砂岩、致密、坚硬，裂隙不发育， 具有良好的隔水性能，在无断裂贯通情况下垂直方向上11号煤以上含水层与O2含水层不发生水力联系。

峰峰组下段泥灰岩石膏层隔水层，详查区内只有74号孔见到石膏层，石膏层厚度78.86m，深灰色、灰白色，以深灰色块状石膏为主，含不规则纤维状石膏， 局部为斑块状，多与泥灰岩交织在一起，岩芯较完整，为相对隔水层。 2号煤至K4石灰岩之间隔水层，由致密的粉砂岩、泥岩组成，一般厚76.40m，具有良好的隔水性能，在无断裂及陷落柱贯通情况下，垂直方向使2号煤经上含水层与K2含水层不发生水力联系。

2号煤以上各砂岩含水层，由于其间存在厚度较大的粉砂岩、泥岩，且各砂岩含水性又不强，因此，垂直方向2号煤以上各砂岩含水层不发生水力联系。

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井田的正常涌水量为：210.00m3/d,最大涌水量为：380.00m3/d。

第三节 煤层的埋藏特征

1.煤层的层数、厚度、间距 一、含煤性

本井田含煤地层主要为上石炭统太原组和下二叠统山西组。

山西组平均厚度51.59m，含煤3层，含煤总厚度为2.81m，含煤系数5.4%。山西组含煤性总的特点是煤层厚度小，变化大，1号煤层局部可采，2号煤层属于稳定可采。

太原组平均厚度113.66m，含煤9层，总厚度为9.66m，含煤系数8.5%。总的特点是煤层层数多，达可采厚度者层数较少，但可采煤层厚度较大。其中6号煤层为本区稳定的可采煤层。 2.可采煤层

区内主要可采煤层是山西组2号太原组的6号煤层。现将批准开采的和各可采煤层分述如下：

1、2号煤层

位于山西组中部，上距1号煤层31.62m左右，煤层厚度6.50－6.75m，平均6.65m，顶板为粉砂岩，底板为泥岩，结构简单，不含夹矸依据测点，属全区可采煤层。

2、6号煤层

位于太原组上段，煤层厚度7.10-7.90m，平均7.62m。上距2号煤层平均间距25.86m左右。属较稳定可采煤层。煤层结构简单，含0-1夹矸。顶、底板多为粉砂岩和细粒砂岩。依据测点属全区可采。

可采煤层特征一览表

时代 煤煤层厚度 煤层间距 层 最小-最大 最小-最大 编平均(m) 号 平均(m) 夹石层数 稳定性 顶板岩性 底板岩性 可采性 第10页

2 太原组

6.50-6.75 31.62 34.12-36.97 6.65 7.10-7.90 35.86 60.22-63.76 7.62 0 较稳定 较稳定 可采 泥岩 泥岩 粉砂岩 细粒砂岩 6 0 可采 3.煤层的围岩性质

2号煤层

顶板多为泥岩或粉砂岩，泥岩可占到60%左右,厚度一般在1.70-3.20m，岩性以灰黑色、深灰色为主，裂隙不甚发育，浅部地带具有风化裂隙，据煤矿调查，顶板为泥岩时，组成了稳定差的顶板、粉砂岩时可达到中等稳定的顶板。底板多为泥岩或粉砂岩，泥岩可占到60-70%，厚度在2.20-3.50m,无底鼓现象,一般可组成中等稳定的底板。

6号煤层

顶板多为粉砂岩、泥岩，粉砂岩可占70-80%，极少量的细粒砂岩、粉砂岩厚度2.30-5.50m,泥岩厚度1.80-2.50m，裂隙不甚发育，一般组成了稳定性差的顶板。底板为泥岩，厚度1.20-2.00m,无裂隙,组成了稳定性差的底板。 4．煤的性质及品种 一、煤的物理性质

各煤层以半光亮型煤为主，夹半暗型煤条带。结构以细条带到中条带为主，镜煤、丝炭、粘土矿物以稀疏的线理状、透镜状不均匀分布于条带中，局部还夹有黄铁矿结核。构造为层状、块状。光泽为强玻璃光泽。颜色为黑色。性脆、裂隙发育，参差状断口。1号煤层视密度为1.30t/m3，2号煤层视密度为1.35t/m3，6号、9+10号煤层视密度为1.40t/m3，11号煤层视密度为1.45t/m3。 二、瓦斯

2号煤层井下绝对瓦斯涌出量为0.21m3/min,相对瓦斯涌出量为3.70m3/t，绝对CO2涌出量为0.27m3/min，相对CO2涌出量为4.8m3/t，鉴定等级属低瓦斯矿井。

三、煤尘及煤的自燃

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井田内各煤层测试结果：据山西省煤炭工业局综合测试中心2003年对2号煤层煤尘爆炸及煤的自燃倾向性结果：火焰长度大于400mm，最低粉量为85％，煤尘有爆炸危险性；吸氧量为0.8793cm3/g，自燃等级为Ⅰ级，属容易自燃煤层，自燃发火期6个月。

2006年对6号煤层测试结果，火焰长度50mm，最低岩粉用量60%，煤尘有爆炸性危险；吸氧量0.4928cm3/g，自燃倾向性等级Ⅱ级，属自燃煤层，自燃发火期9个月。 四、煤的风化及氧化

在井田范围内各煤层均不同程度出露，煤发生风、氧化，煤质变劣。 根据沁源详查勘探结果，煤的风氧化界线圈定范围：沿煤层露头向内水平推进50m。

五、煤质特征及工业用途

依据BG/T15224(1、2、3)-2004中炼焦浮煤的分级标准。

2号煤层属低灰、低硫、特低磷、高发热量、特强粘结性的焦煤，是很好的炼焦用煤。

6号煤层属低灰、低硫、特低磷、中发热量、特强粘结性的焦煤，可作动力用煤及炼焦配煤。

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第二章 井田境界与储量

第一节 井田境界

1.井田范围坐标如下：

北纬：36°58′24″—37°00′05″ 东经：112°11′16″—112°12′47″ 井田范围拐点坐标(6°带)： 1、X=4097395 Y=19606002 2、X=4097395 Y=19608210 3、X=4094764 Y=19608210 4、X=4093877 Y=19606326 5、X=4096187 Y=19606326 6、X=4096187 Y=19606002

井田形态为一不规则的多边形，南北长2640m-3560m，东西宽1860m-2180m，面积6.16km2。开采标高1050-1580m。批准开采煤层2号、6号煤层，2号煤层视密度为1.35t/m3，煤层厚度6.50－6.75m，平均6.65m. 6号视密度为1.40t/m3煤层厚度7.10-7.90m，平均7.62m.

第二节 地质储量的计算

井田面积为6.16km2。煤层倾角为：4°。 按照规范要求估算地质储量如下：

井田内地层倾角小于15°，采用水平地质块段法进行资源/储量估算。估算公式：Q=S×M×D/10000。

式中：Q—资源量/储量；百万t； S—水平投影面积，（m2）； M—块段平均采用厚度，m； D—视密度，t/m3。 对于2号煤层：

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Q=S×M×D/10000=6160000×6.65×1.35/10000=55.31 对于6号煤层：

Q=S×M×D/10000=6160000×7.62×1.40/10000=65.71 井田的地质总储量： Q=55.31+65.71=121.02

第三节 可采储量的计算

按照10%的比例留设保护工业场地，井筒，井田境界，河流，湖泊，建筑物等留置的永久煤柱损失量：P=Q×10%；

可采储量的计算公式：Z=(

Zc-P)C

式中：P——保护工业场地，井筒，井田境界，河流，湖泊，建筑物等留置的永久煤柱损失量；C——采区采出率，取0.8.

Z=(

Zc-P)C=121.02×90%×0.8=87.13

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第三章 矿井工作制度及生产能力

第一节 矿井工作制度

矿井正常工作的制度对其管理及生产的正常、高效运转都是非常重要的。 根据煤炭设计规范规定,本矿井开采年工作日定为330天,昼夜净提升时间为16小时。关于工作制度，按每班完成的循环次数应为整数，即每一个循环不要跨班完成，否则不便于工序之间的衔接，施工管理也比较困难，不利于实现正规循环作业。设计采用“四六”工作制度,三班出煤,一班检修。

第二节 矿井工作制度及服务年限

1.矿井生产能力

矿山生产能力是矿山建设最重要的问题之一,生产能力确定的正确与否直接关系着企业投资和经济效益的好坏,因此必须认真的深入的调查研究以确定好矿山的生产能力。

根据实际情况、井田境界、煤层赋存条件、煤炭需求量及生产的需要和设计任务书，确定本井田年产量为120万t/年。 2.矿井服务年限的计算

矿井生产能力及服务年限是衡量矿区开拓的主要内容，它的大小体现了矿井的开采程度，它不但影响一个矿井的开采技术经济效果，而且影响到整个矿区乃至国民经济的发展。

如果矿井生产能力确定过小，其服务年限可能过长，将大量积压已勘探的煤炭资源，反之若生产能力过大，可能造成矿井长期达不到设计产量或生产分散，接替紧张以致矿井服务年限过短，矿井很快报废，机械设备不能发挥其应有的能力，造成投资大收益小，且过短的服务年限会影响到其它工业的协调发展。

因此《规程》规定了大，中，小型矿井的服务年限以及生产能力与服务年限的关系式：

P=Z/(AK ) 式中 :

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P——矿井服务年限，a

Z ——矿井可采储量，万t (Z=87.13M t )。 A——矿井设计生产能力，万t/年。

K—— 储量备用系数，一般取1.4 矿井服务年限：

P=87.13×100/﹙120×1.4﹚ =51.86（a）

则 ，P=51.86年符合《设计规范》对大型矿井的有关规定。

我国各类井型的矿井和服务年限见表3-2-1

表3-2-1 我国各类井型的矿井和服务年限

井型 特大 大 中 小

设计生产能力(Mt/a) 3.0～5.0 1.2～2.4 0.45～0.9 矿井服务年限 60 50 40 第16页

第四章 井田开拓

第一节 井田开拓方式的确定

1．确定开拓方式的主要原则

1、确定井筒的形式、数目及其配置，合理选择井筒及工业场地的位置； 2、合理地确定开采水平数目和位置； 3、布置大巷及井底车场；

4、确定矿井开采程序，作好开采水平的接替； 5、进行矿井开拓延深，深部开拓及技术改造； 6、力求简化生产系统，尽量减少井巷工程量；

7、尽可能提高机械化程度，提高生产效率，实现安全高效； 8、投资少，工期短，见效快。

2．开拓方案的确定 1、工业场地位置的选择

本井田地处太岳山区，地表为山区侵蚀地貌，沟谷纵横，地形十分复杂，总的地势为中北部高南部低。纵观全井田地势，工业广场选择较困难，根据实地勘查，考虑地形条件结合煤层赋存情况及交通运输情况，工业广场可选择于井田平面投影的中央,靠近公路附近。

工业广场选择于公路附近，工业广场地面开阔，有足够的场地布置主、副井地面生产系统；目前已具备较好的供电条件，地面运输条件良好，供水距离较近，征地费用较便宜。

根据上述技术分析，工业广场选择于内各有优缺点，尚需结合井下开拓

部署进一步比较来确定。

2、开采水平的划分

本矿井开采的6号煤层平均厚度为7.62m，由于本矿为近水平煤层,所以可布置在一个水平内开采。分设单水平开拓，可节省层间联络巷工程，由于大巷为煤岩巷，其岩巷工程量较大，亦即，水平集中开拓可减少岩石工程量,所以，一个水平集中布置较有利。

第17页

3、运输大巷、轨道大巷及回风大巷位置的确定

采用三条大巷布置形式,大巷采用集中煤层大巷布置。均位于6号煤层底板, 运输大巷位于两条大巷之间。三条大巷在空间上错开一定的距离约30m。 4、矿井通风系统分析

本矿井煤层赋存较浅，而大巷开拓距离较长，为了在初期出煤够成通风系统及为后期开拓做准备，因此，可考虑在井田储量中央附近开掘回风斜井，这样布置，矿井通风费用省，容易施工。 5、井田开拓方案

根据开拓方式布置原则、工业场地位置的选择和煤层赋存条件，设计提出了两个开拓方案进行比选，方案分述如下：

方案一 : 采用主、副斜井及回风斜井开拓方式。主斜井

X=4095644.051 ，Y=19607524，斜长637m,作为主提升井，采用锚喷支护方式。主井筒内铺设胶带输送机，担负全矿井的煤炭提升任务，主井井筒倾角为17°兼作进风井，同时布置所需综合管线，主井内铺设台阶并安装扶手作为矿井的安全出口。副斜井X=4095564.051，Y=19607507.53，斜长461m,作为运送材料、提升矸石之用，井筒倾角为20°，采用锚喷支护方式，井筒内铺设轨道，担负全矿井的矸石、材料、人员运输任务，并兼作进风井，井筒内设置安全出口,这样布置一是矿通风能力不受限制，其次，这样布置对于管理水平不高的地方矿来生产干扰小，易于管理。

方案二 : 采用一对斜井开拓，主副斜井布置于井田南侧，主斜井位置X=4095300 ，Y=19607100，斜长962m,作为主提升井，采用锚喷支护方式, 副斜井X=4095300。Y=19607150。斜长992m，采用锚喷支护方式，井筒内铺设轨道，担负全矿井的材料、设备、矸石等全部提升任务，并兼作进风井，同时布置所需综合管线。

4．1．3．开拓方案的比选

开拓方案技术比较表 主要优点 主要缺点 第18页

1、工业广场布置位置极佳，煤 方 炭外运方便,减少了修筑外运公路投案 资； 一 2、在工业广场掘主、副斜井长度短，掘进工程量少，运输方便，运输能力大； 3、在工业广场开设风井,便于两个采区回风，减少风井数量，节约投入； 4、工作面推进长度大，搬家次数少； 5、初期工程量少，投产快； 1、工业广场位置交通便利,减少了 修筑外运公路投资； 方 在工业广场新掘主斜井，掘进工案 二 程量少，掘进费用低，运输方便，运输能力较大； 3、总工程量少； 1、通风阻力大； 2、井下主要巷道掘进工程量多； 3、斜井井筒维修费用高，地质适应性差； 4、总工程量大； 1、 煤柱留设损失量较大； 2、 斜井井筒维修费用高，地质适应性差； 主、副斜井长度较长，掘进工程工程大； 3、 工作面长度短，搬家次数多； 开拓方案经济比较表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11

项 目 主井掘进工程量 副井掘进工程量 风井掘进工程量 井筒掘进费 井底车场掘煤巷 进工程量 岩巷 井底车场掘进费 大巷掘进工煤巷 程量 岩巷 大巷掘进费 上、下山掘进煤巷 工程量 岩巷 上、下山掘进费用 总的掘进费 单位 方案一 m m m 万元 m m 万元 m m 万元 m m 万元 万元 637 461 161 1160 1500 900 6000 3000 3300 4500 0 2250 7492 方案二 1026 937 270 2233 1800 1080 6000 3000 3300 4500 0 2250 7835 第19页

12 13 14 15

百分率 其中初期掘进费 百分率 建井工期 % 万元 % 月 100 5110 100 42 104.58 5453 107 46 通过以上技术、经济比较可以看出,方案一总的掘进费和总费用最低。并且具有煤炭外运方便,减少了修筑外运公路投资；在工业广场新掘主、副斜井比方案二井筒长度短，掘进工程量少，运输方便，运输能力大；工作面推进长度大，搬家次数少；初期工程量少,投产快；掘进费用低等优点，故推荐方案一。

4．1．4．采区划分及开采顺序

根据选定的开拓方案一, 依据井田范围分布情况，全井田划分为两个采区，首采区布置在回风斜井附近的一采区。该采区煤层赋存稳定，开采条件优越。

采区开采顺为： 一采区→二采区。

第二节 达到设计生产能力时工作面的配置

根据该矿煤层赋存情况和巷道布置，全井田划分两个采区，矿井移交生产和达到设计能力时为第一采区生产。第一盘区位于井田中部,回采工作面采用三班采煤一班检修。

回采工作面生产能力按下列公式计算：

Q采?L×h×a×t×γ×c×φ

式中：L ──回采工作面长度，120m； h──设计采高，6.65m； a──日进度，3.6m； t──年工作日，330d；

3m γ──原煤容重，1.4t／；

c──工作面回采率，中厚煤层取93％； φ──正规循环系数,0.8。 代入已知参数得：

第20页

Q采?120×6.65×3.6×330×1.4×0.93×0.8

=1.1315（Mt/a）

掘进面出煤量：运输顺槽和轨道顺槽的宽度之和为8.2 m，工作面长度为120 m。

则,Q掘= Q采×8.2÷120=0.077（Mt/a） 全矿井年产量为：Q=Q采＋Q掘=1.209（Mt/a） 满足矿井设计生产能力1.2Mt/a的要求。

表4-2-1 投产时采区工作面特征表 采区 名称 一采区

采煤工作面 个数 1 装备 采煤机 长度 年推进年生产能煤层平均厚采高（m） 度（m） （m） 度（m） 力（万t）7.62 6.65 120 950 121 第21页

第五章 矿井基本巷道及建井计划

第一节 井筒、石门与大巷

一、井筒数目及用途

矿井达到设计生产能力时，共使用三个井筒，即主斜井、副斜井和回风斜井。 各井筒用途分述如下：

（1）主斜井：担负全矿井煤炭提升任务，并兼作进风井和安全出口。 （2）副斜井：担负全矿井人员升降、提升矸石、下放材料、设备等辅助提升任务，并兼作进风井。

（3）回风斜井：回风和安全出口。 二、井筒、大巷的布置及装备

矿井移交生产至达到设计能力时，先开凿3个井筒，即主斜井、副斜井、回风斜井,开掘为回采工作面服务的运输大巷,轨道大巷、主要运输巷、主要 轨道巷及主要回风巷、回风石门,各井筒及大巷的装备如下:

（1）主斜井：半圆拱形，采用钢筋混凝土支护的方式, 主井提煤采用DP—1063/1000提升,主斜井兼做进风井。铺设行人台阶

（2）副斜井：半圆拱形，采用钢筋混凝土支护的方式, 副井提升采用绞车提升，副斜井兼做进风井。

（3）回风斜井：半圆拱形，采用钢筋混凝土支护的方式,担负全矿井的回风任务.设行人台阶,作为矿井的安全出口 .

（4）轨道大巷：矩形，布置在2号煤层中,锚喷支护,采用无极绳绞车运输,设置600mm的双轨, 一侧设置500mm的检修通道,另一侧设置1000mm的人行道,巷道两侧架设电缆和管道.

（5）运输大巷:半圆拱形，布置在2号煤层中，锚喷支护,铺设1000mm带宽的胶带运输机和600mm的轨道，矿车采用无极绳绞车运输；一侧设置1000mm的检修道,另一侧设置1000mm人行道.两侧架设电缆，顶部有照明灯。一侧装有洒水管。

第22页

（6）回风大巷: 半圆拱形，布置在2号煤层中，锚喷支护,担负全矿井的回风任务。

具体技术参数见井筒特征表5-1-1。

断面特表5-1-1井筒及主要巷道征表

支护 支护 方式 净宽 净高 厚度 （mm）表土/基岩 300/ 200 300/ 200 300/ 200 净断面 （m2） 掘进 断面 （m2）表土/基岩 12.28 15.52/14.48 17.12/16.36 15.52/14.48 15.35 15.35 13.62 10.4 10.4 断面尺寸（m） 序号 巷道名称 断面 形状 1 主斜井 半圆拱形 4000 3500 锚喷 2 副斜井 半圆拱形 4700 3500 锚喷 14.07 3 4 5 6 回风斜井 半圆拱形 4000 运输大巷 半圆拱形 4700 轨道大巷 半圆拱形 4700 回风大巷 半圆拱形 4000 4000 4700 3500 锚喷 12.28 14.07 14.07 12.28 10.4 10.4 3500 锚喷 100 3500 锚喷 100 3500 锚喷 100 2600 锚杆 100 2600 锚杆 100 7 运输顺槽 矩形 8 回风顺槽 矩形

第二节 井底车场

一、井底车场形式

井底车场采用折返车场，存车线长度约为30m，采用调度绞车调车。车场巷道采用半圆拱断面，锚喷支护。本矿井为双斜井开拓，副斜井掘进至3号煤层沿煤层底板，布置井底车场，负责材料运输、人员升降和矸石排放，同时布置有水泵房、水仓、中央变电所消防材料硐室、机车修理间、等候室、调度室等主要硐

第23页

室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面，锚喷支护。井底煤仓要抬高30m，采用上仓皮带将煤运到井底煤仓。

二、井底车场硐室

在副井井底布置有水泵房、水仓、中央变电所等主要硐室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面.

1、井下中央变电所及水泵房：

本设计井下中央变电所及水泵房布置在副井井底3号煤层中。中央变电所和泵房底板标高高出井底车场底板0.5m，配电室和水泵房中间利用防火门隔开，水泵房硐室有一条通道与井底车场相连接。配电室硐室有两条通道与井底车场相连接。在两硐室的通道内都设有防火门和栅栏门。两硐室与井底车场并联通风。

2、水仓：

矿井在泵房西北侧布置主、副水仓，布置在3号煤层底板岩层中。为了减少水仓内的泥污量，在水仓入口段设溢水式沉淀池，水仓采用一部调度绞车牵引矿车清理，沉淀池人工清理。矿井正常涌水量为250m3/h，最大涌水量为500m3/h，所需水仓的容量为：

Q0=250×8=2000(m3)

根据水仓的布置要求,水仓的容量为: Q=S×L 式中: Q—水仓容量，m3； S—水仓有效断面积，14.18 m2; L—水仓长度，142m； 则，Q=14.18×142=2013m3

由上面计算得知：Q > Q0，故设计的水仓容量满足要求。

(4-1)

第三节 建井工作计划

一、矿井建设方式

基建工程和矿井工程同时开工，机电安装工程根据建设周期和资金到位情况统筹考虑，在矿井工程的主副斜井分别与井底车场、硐室、运输大巷贯通后，随施工进度工期情况及时安装主斜井、副斜井提升设备、回风立井通风机设备和中

第24页

央变电所设备，使永久生产系统逐步到位。矿建、土建、安装三类工程应平行作业，同期移交。矿井建设考虑采用一次设计，一次建成的方式。主要理由如下：

1.分期建设、分期投产方式生产与施工相互干扰，对生产组织不利。 2.有利于尽早向集团公司提供足量的煤炭。 二、施工方法

在矿建、土建、设备安装三类工程的施工中，应尽力提高机械化水平，三类工程的施工应充分利用时间和空间，采取平行交叉作业，加快建井速度，缩短建井工期。合理使用人力、财力、物力，提高矿井建设的经济效益，地面生产系统应与矿井同步建设，同步投入使用。加快建井速度的措施和建议：

1.做好矿井施工前的准备工作，确保矿井开工后能连续施工。 2.主立井进入基岩段，改为锚喷支护以加快巷道施工速度。 三、矿井移交标准 矿井移交标准如下：

项目完成时井筒工程量1260m左右，井底车场1100m，主要运输巷、主要轨道巷、主要回风巷、运输大巷、轨道大巷、回风大巷的总大巷工程量4000m，2号煤工作面顺槽,采区车场等煤巷工程量4500m同时，地面生产及辅助设施也应同步完成。

四、施工进度指标确定

施工进度指标的确定以《煤炭工业矿井设计规范》为依据，同时参考了国内

施工队伍的实际水平进行确定，井巷工程施工进度具体指标确定如下：

斜井井筒表土段：200m/月

斜井井筒基岩段：140m/月 半煤岩锚喷巷道：250m/月 半煤岩锚杆巷道：300m/月 岩巷：150m/月 煤巷：400m/月 倾斜岩巷：100m/月 硐室：300m3／月 五、建井工期

第25页

施工图如附表2

矿井施工工期为18个月，井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。

第26页

第六章 采煤方法

第一节 采煤方法的选择

一、采煤方法的选择及其依据

煤矿设计生产能力为1.2Mt/a，为大型矿井。根据2号煤层赋存情况、开采技术条件和管理水平，本着投资少、见效快、安全性好和回采率高的原则，经技术比较后，长壁式放顶煤采煤方法，工艺方式为轻型综采，采用全部垮落法处理采空区。

二、回采工作面的个数、产量及装备

设计采用一个综采工作面保证矿井1.2Mt/a产量，综采工作面布置于2号煤层中。煤层平均厚6.65m，工作面长120m.

回采工作面长度的计算：

年产量A=一年的工作天数×煤的容重×煤的体积=一年的工作天数×煤的容重×煤的平均厚度×工作面长度×每天推进长度

滚筒截深为0.6m，采取“四六制”工作制度，每班进二刀，一天进六刀。 回采工作面长度l =120m

回采工作面生产能力按下列公式计算：

Q采?l×h×γ×b×n×c

Q采式中 ——工作面年产量，1.2Mt/a；

l—— 工作面长度，单位为m；

h—— 工作面平均采高，2号煤层为6.65m； γ—— 原煤容重，2号煤层1.35 t/m； b—— 日推进度，3.6m/d； n—— 一年工作天数，330d； c—— 工作面采出率，2号煤层取93%.

全矿布置2个掘进工作面,矿井设计总产量为回采产量和掘进产量之和。 工作面长度l=120m

3 第27页

2号煤层工作面单产为：

120×6.65×1.35×3.6×330×0.93=1.19Mt/a； 掘进出煤按回采工作面产量10%考虑， 则,Q掘= 1.19 ×10%= 0.119Mt/a 全矿井年产量为：Q=Q采＋Q掘= 1.309Mt/a

一个工作面产量为1.309Mt/a，满足设计生产能力要求。 三、回采工作面回采方向与接替 回采工作面采用后退式回采。 工作面采用顺序接替。 四、采区及工作面回采率

根据《煤炭工业矿井设计规范》，2号煤层采区回采率不应小于75％，采煤工作面回采率为93％。

第二节 确定采（盘）区巷道布置和要素

根据推荐的矿井井田开拓方案，矿井首采区布置在一采区，在首采区内大巷的一侧垂直布置工作面的煤层运输和回风顺槽，运输顺槽与运输大巷相联，回风顺槽与回风大巷相联。

第三节 回采工艺及劳动组织

一、回采工艺

该煤矿井田地质条件较简单，煤层倾角较小，2号煤层平均厚度为6.65m，顶、底板较稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件, 确定采用倾斜长壁回采工艺方式。

回采工艺过程如下： 1、采煤机落煤

采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为：若面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。

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采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。

工作面割煤方式为往返一次割两刀，这种割煤方式效率高，适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面。

采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀，使用割三角煤进刀方法，其进刀过程为：①当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；②调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后，将输送机移直；③再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；④将三角煤歌掉，煤壁割直后，再次调换滚筒位置，返程正常割煤。

2、移架

液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。

3、综采面工序配合方式

综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，伸直护帮板, 输送机逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深,采煤机割完第二刀后进行推溜、移架、放顶。这种支护方式，推移输送机后在底座前端与输送机槽之间没有一个截深富裕量，比较能适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板,但对直接顶稳定性差的顶板适应性差。若煤壁容易片帮时，可在前滚筒割过后将护帮板伸平，护住直接顶,随后推移输送机 。

4、综采面端头作业

综采面端头支护方式采用单体支柱加长梁组成的迈步抬棚，该方式适应性强，有利于排头液压支架的稳定。

5、放顶煤

工作面采用“一刀一放”追机作业，采煤机在工作面端头斜切进刀，截深630mm，双向割煤。放煤步距为0.63m。采煤机端头进刀→割煤→移架→推移输

第29页

乳化液箱 设备 名称 乳化液箱 卸载阀调定 压力Mpa 20-31.5 8.选取XPB250/5.5型喷雾泵和XPA型过滤器组，其主要技术参数如下

公称 压力Mpa 5.5 使用 2 喷雾泵 公称 外形 流量功率KW 质量kg 尺寸mm L/min 1680×250 30 750×1100 745 备用 1 总数 3 型号 公称 压力Mpa 公称 流量L/min 125 容积L 蓄能器充气 压力Mpa 18 外形 尺寸mm 2450×930×1223 备用 RX-1000 ≤31.5 卸载阀恢复 压力Mpa 70％ 1000 质量kg 制造厂 南京豪辛柯机械厂 单位 使用 总数 700 台 2 1 3 设备 名称 喷雾泵 制造厂 无锡煤矿机械厂

设备 名称 过滤器组 制造厂 无锡煤矿机械厂

型号 XPB250/5.5 单位 台 型号 XPB250/5.5 单位 台 过滤器组 公称 公称 过滤精外形 压力流量度（目/质量kg 尺寸mm Mpa L/min 英寸） 1500×5.5 250 80 750×400 890 使用 2 备用 1 总数 3 第35页

回采工作面主要设备型号见表6-1-1。

表6-1-1 2号煤层回采工作面机械设备配备表 序设备名称 号 1 液压支架 2 4 5 6 7 8 9 10

端头支架 采煤机 破碎机 转载机 乳化液泵 喷雾泵 设备型号 ZZ6000/25/50 MG300W1 PCM110 SZZ730/132 RB125/31.5 XPB250/5.5 数 量 功率 单位 备 注 （kW） 使用 备用 合计 架 226 20 246 300 400 110 90 75 30 架 根 台 部 台 部 个 个 8 120 2 2 2 2 2 2 2 4 30 1 1 1 1 1 1 12 150 2 3 3 3 3 3 3 3 单体液压支柱 刮板输送机 SGD-730/320 胶带输送机 SSJ1000/2×200X 2×200 部 二、 综掘工作面机械设备配备 为了保证采煤工作面正常接替，根据回采工作面和掘进工作面的推进速度，全矿配备二个掘进工作面，一个综掘工作面在大巷掘进及有关硐室施工，两个在顺槽巷道掘进。

综 掘 工 作 面 机 械 设 备 配 备 表 表6-4-1 综掘工作面机械设备配备表

序号 1 2 3 4 5 6 设备名称 掘进机 带式转载机 双向运输皮带 湿式除尘器 水泵 局扇 型号 EM1-30 QZP-160 SJ-800A SCF-6 3BA-13B JBT51-2 容量（KW） 30 7 100 18.5 2.2 5.5 单位 台 部 部 台 台 台 2 备用 数量 3 3 3 3 5 3 第36页

7 8 9 锚杆机 喷浆机 搅拌机 MYT-115DⅢ 2PG-Ⅱ 安Ⅳ 11 5.5 5.5 台 台 台 3 3 3 二、劳动组织形式

根据工作面情况，采煤司机、机电维修、安全员、瓦斯员、送料工、开溜工、泵站司机、顺槽皮带司机为专业工种，由专人负责；其它工作如清煤等均由综合工种完成。

采煤工作面劳动组织见表5-2-2。

表5-2-2 劳 动 组 织 表 出 勤 人 数 序号 工 种 合计 二三一班 四班 班 班 1 班长兼质量检查 1 1 1 2 5 2 采煤司机 3 3 3 0 9 3 工作面开溜工 1 1 1 0 3 4 运输机司机 1 1 1 0 3 5 转载机司机 1 1 1 0 3 6 泵站司机 1 1 1 0 3 7 绞车司机 1 1 1 0 3 8 电工、检修工 2 2 2 3 9 9 瓦斯员 1 1 1 1 4 10 回柱工 2 2 2 0 6 11 综合工种 5 5 5 17 32 合计 19 19 19 23 80

第四节 采（盘）区的准备与工作面接替

本矿井设计年产量为120万吨，设计一个工作面同时开采达到设计生产能力，二个掘进工作面满足矿井生产。

一、巷道断面和支护形式

井底车场巷道、大巷全部采用拱形断面，锚喷支护，工作面分带巷道采用锚杆支护，必要时加网和工字钢。

三、掘进工作面个数和掘进面的机械配备

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为了保证采煤工作面正常接替，根据回采工作面和掘进工作面的推进速度，全矿配备二个掘进工作面，一个综掘工作面用于2号煤层巷道掘进，一个综掘工作面用于大巷掘进及有关硐室施工。

四、矿井采掘比例关系和掘进矸石率

全矿有一个回采工作面，二个掘进工作面，采掘比为1：2

由于该矿运输大巷和回风轨道大巷均为煤巷,所以预计矸石量较少。 五、工作面接替

一带区工作面每天推进长度为3.6米，年推进度为1188米，即每个条带采煤时间为年左右。工作面接替采用顺序接替。顺槽掘进以可以满足工作面接替为宜。大巷掘进以超前掘进工作面100米左右为宜。由于采用综掘，本矿井的掘进可以很容易就满足。

第38页

第七章 井下运输

第一节 运输系统和运输方式的确定

一、运输方式 主要运输：

由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件简单，为近水平煤层，且运输距离较远，故采用胶带运输机运煤。

辅助运输：

人员从副斜井坐人车下井由绞车牵引，在井底车场换乘人车由无极绳牵引，由其送达各个工作地点。

材料及一般设备材料平板车装运（砂石等散料用集装箱盛放）下井，在井底车场由架线式电机车调度，进入轨道大巷后由无极绳牵引到达工作地点。大件设备和支架用特制平板车下井，送到工作面和使用地点，用支架铲运车协助安装到位。

二、运输系统 1) 运煤系统：

回采工作面—→运输顺槽—→运输大巷—→主要运输巷—→井底煤仓—→主斜井—→地面

掘进工作面—→掘进顺槽—→运输大巷—→主要运输巷—→井底煤仓—→主斜井—→地面

2) 运料系统：

地面—→副斜井—→井底车场—→主要轨道巷—→轨道大巷—→轨道顺槽—→回采工作面

地面—→副斜井—→井底车场—→主要轨道巷—→轨道大巷—→轨道顺槽—→掘进工作面

3) 人员运送系统：

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地面—→副斜井—→井底车场—→轨道巷—→各个工作地点 4) 运矸系统：

矿井巷道均沿煤层底板掘进，矿井投产后，基本产生矸石较少，采用矿车从副斜井运到地面。

第二节 运输设备的选择和计算

设备选取原则：

1．必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；

2．必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择 生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；

3．必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出运现输送机—轨道—输送机—轨道的情况；

4．必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；

5．必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。 一、矿车、材料车和人车的选型

运矸选用600mm轨距，1.1m3翻斗矿车，型号MG1.1-6A； 运料选用2t材料车，型号MC1-6A；

一般设备运输选用1t平板车，型号MPC10-6； 重型设备采用重型平板车，载重量13t。 各类矿车规格特征见表4-2-1。

表4-2-1 各类矿车规格特征表 外形尺寸（㎜） 轨距 轴距 矿车类容积 载重量 3（m） （t） 型 长 宽 高 （㎜） （㎜） 1.1m3翻1.1 1.672 1700 880 1050 600 500 斗矿车 1t材料 2 2000 880 1150 600 550 车 1t平板 1 2000 880 410 600 550

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自重 （kg） 592 490 992

车 重型平板车 13 2700 1500 300 600 1000 1000 二、矿车数量

矿车数量根据《煤炭工业设计规范》的要求和井型、运输量等条件确定，经计算，各类矿车数量见表4-2-2。

表4-2-2 各类矿车数量表 单位：辆

矿车类型 1.1m3翻斗矿车 1t材料车 1t平板车 重型平板车 人车

胶带机连续化运输具有系统简单、运量大、操作简单、中间环节少等特点，而且可以实现远方操纵控制，效率高、安全可靠。运输大巷胶带输送机选型如下：

（1）设计依据

带式输送机运量：Q＝674t/h; 巷道坡度：δ＝4°； 带式输送机长度：L＝1000m； 煤的松散容重：ρ＝1000kg/m3； 提升高度：H＝69m； 带宽：B＝1000mm 带速：V＝2m/s

（2）带式输送机选型计算： 1.圆周驱动力的计算

托辊运行阻力系数：f=0.02; 传动滚筒摩擦系数：μ＝0.35； 承载托辊间距α0＝1.2m； 回程托辊间距αu＝3.0m； 初选带强：σ=250000/Ncm-1 物料重量：qG==93.6kg/m

矿车型号 MG1.1-6A MC1-6A MPC10-6 SR-16 矿车数量 20 10 20 10 2 备 注 592 490 992 1000 第41页

每米胶带重量：qB=93kg/m

上托辊每米长转动部分重量：qR0＝18.33kg/m 下托辊每米长转动部分重量：qRu＝5.66kg/m 系数：c=1.07。

主要阻力及附加阻力：FH＝CfLg［qR0+ qRu+(2qB+qG)cosδ］＝63610N 主要特种阻力：Fs1=F sa+F sb =10223N 附加特种阻力：Fs2= Fsc+Fsd＝2400N 倾斜阻力：Fst=qG·g·H=63356N

传动滚筒所需圆周驱动力：Fu＝FH+Fs1+Fs2+Fst=139589N

2.各点张力计算

按启动时求出F1、F2,取n=1.5α=α1+α2=300°，μ＝0.35，

n（???1）F1=Fmax=Fue?1=210435N F1μαF2=e=93450N

正常运行时各点的张力：

空段阻力Fk，忽略传动部分长度，则: Fk=qB Lfgcosβ+q RULfg+qB Lsinβ=-44518N 重载段阻力Fzh

Fzh=（qB+qG）（fcosβ+sinβ）Lg+qRO Lfg=167815N

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F3≈F2=93450N F4=F3+FK=48932N

F5=F6-Fzh≈F1-Fzh=42620N 3.校核垂度

由各点的张力计算值可知，重段最小张力点在位置5，空段最小张力点在4。 重段垂度所需的最小张力：

(qB?qG)glRof8maxlROFmin≥=13684N

F5＞Fmin 满足条件。

空载垂度所需的最小张力：

qBglRUf8max'Fmin≥lRU=17106N

F4＞Fmin 满足条件。 校核胶带安全系数

'?bBm=Fmax=10.2 通过 电动机功率

FUVP=1000ηm=328kw

根据计算结果选SSJ1000/2×200X型带式输送，其技术特征见表。

表4-3-1 大巷胶带输送机技术参数及特征表

型 号 SSJ1000/2×200X

输送带 输送输送 带速输送 量长度(m/s) 倾角(t/h) (m) (°) 带宽(mm) 型号 1000 1000 2.0 4 电动机 型号 功率电压(V) (KW) 1000 GX-2500 KBYD-200-4/8 400 660/1440 第43页

第八章 矿井提升

第一节 主井提升

主斜井采用胶带机运输，负责全矿井的提煤任务；副斜井采用双钩串车承担辅助提升，负责全矿井提升矸石、下放设备和材料等任务。

主斜井带式输送机设计选用30°深槽角钢绳芯带式输送机，驱动装置采用DCY减速器，设液压推杆制动器，并设带式输送机打滑、跑偏、撕裂、溜槽堵塞等保护装置，采用液压自动拉紧装置。

一）设计依据

1、生产能力：设计能力1200kt/a，按Q＝674t/h设计 2、输送物料名称：原煤 3、最大粒度：200mm

4、物料松散密度：γ=1.000t/m3 5、受料点：一个 6、提升高度：H＝154m

7、驱动方式：双传动滚筒单电机 8、工作制度：330d×16h 二）参数及计算 1、参数的选择 (1)带宽B=1000mm (2)带速Vm=2.0m/s

(3)胶带的单位长度重量qB=93kg/m (4)物料的每米质量：qG=Q/3.6v=93.6㎏/m

(5)每米上托辊转动部分重量qro＝10.5/1.2＝18.33㎏/m (6)每米下托辊转动部分重量qru＝8.4/3＝5.66㎏/m (7)传动滚筒与输送带间的摩擦系数u=0.35 (8)模拟摩擦系数f＝0.02

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(9)上下托辊的直径φ108mm，上托辊间距a0=1.2m,下托辊间距aU=3m，上托辊槽角30°。

(10)传动滚筒D=800mm（带有阻燃橡胶覆面） (11)装料系数：C=1.31 2、驱动力 (1)主要阻力FH

FH=CfLg[qrO+qrU+(2qB+qG)cosδ]=37847 N (2)主要特种阻力和附加阻力 ①清扫器的阻力 Fr＝A·P·μ3=2400N 式中：A－清扫器的面积

A=0.008×2+0.012×2=0.04

μ3—清扫器与输送带的阻力系数，0.6 P—清扫器与输送带的压力，105N/m ③输送带与导料板间的摩擦力

Fgl=μ2·IV2·ρ·g·l/v2/b12=54N 式中：μ2—物料与导料板间麻擦系数，0.7 IV—输送机每秒输送能力，0.03268m3/s l—导料槽栏板的长度，4.5m b1—导料槽两栏间宽度，0.45m ④输送带绕经滚筒的缠绕阻力，按2500N计 总附加阻力：F=4954N (3)倾斜阻力

FSt=qG·g·H=87536N (4)输送机运行总阻力 FU=130337.8N 3、驱动功率： (1)轴功率

PA=FUV/1000=260.5(kW)

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（2）驱动轴功率

PM=PA/η1/η′/η″=315 (kW)

式中：η1、η′、η″分别为电动机、液力偶合器和减速器的效率 选配1台Y280S-4电动机(400kW,380V)。 4、输送带张力

选用头部单传动滚筒单电机驱动，布置形式见图7-1-1，滚筒α1=210°μ=0.35, e?? =2.35

(1)按输送带允许最大下垂度计算最小张力

上输送带：Fmin≥

(qB?qG)glRo=13684N

fmax8lRO

qBglRU=17106N fmax8lRU下输送带：F'min≥

(2)输送带各点的张力

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为了保证输送带与传动滚筒之间不打滑 S2min?K?FU?153260N

e???1满载时各点张力值为： 取S2＝153260N S1＝S2+FU=284136N

S3=S2+ f·L·g[qru+qB]- qB·g·H+Fr=14660N 5、安全系数

B=1000mm GX-3000的胶带 输送带安全系数计算

m?B??b? 11.2 Fmax 满足要求 三）选型结果

1、输送机：SSJ1000/2×200X型带式输送机，单电机单滚筒。 2、输送带：B＝1000mm，GX-3000钢绳芯输送带。 3、电动机：Y280S-4电动机(400kW,380V)1台。 4、减速器: DCY315-40减速器1台。 5、偶合器：YOXⅡZ450偶合器1台。 6、制动器：YWZ5-315制动器1台。

7、拉紧装置：YZL—50的液压绞车自动拉紧装置1台。

根据计算主斜井选用SSJ1000/2×200X型带式输送机，其技术特征见表

带式输送机主要技术特征表

型 号 SSJ1000/2×200X

（一）设计依据

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输送带 输送输送 带速输送 量长度(m/s) 倾角(t/h) (m) (°) 带宽(mm) 型号 1000 1000 2.0 电动机 型号 功率电压(V) (KW) 17 1000 GX-2500 KBYD-200-4/8 400 660/1440 第二节 副井提升

1、提升量：矿井年产量A=1200kt/a，材料和支架等10车/班；炸药、雷管2车/班；设备2车/班。矿井井下除煤层巷道外，还有部分岩巷工程量，出矸量预计为煤量的5%，每年矸石量约50kt/a；本井提升的最重件为液压支架，不可拆重量为13t；

2、提升方式：采用斜井双钩串车。 3、井筒：井筒倾角20°，长度404.8m。 4、工作制度：年工作日330d，每天净提升16h。 （二）提升容器的选择

提矸选用MG1.1—6A矿车，每次提2辆，其自重592㎏，最大载重1670㎏，容积1.1m3。提最重件选用矿用平板车MPC10-6,自重992㎏；下料MC1-6A型材料车1辆，自重495㎏；下小设备MPC2-6A型2t平板车，自重490㎏；

（三）钢丝绳的选择 1、型号选取原则

以磨损为主要损坏原因时，如斜井提升，采区上，下山运输等，应选用外层钢丝绳较粗的钢丝绳，如6×7，6×（19）或三角股等。

计算公式为 P≥

(Q?QZ)?g（sinα??1cosα）

1.1?B?L（sin???2cos?）100?　0ma式中：Q为一次提升的有益载荷，Qz 为容器质量，α为井筒倾角，ω1为容器运行阻力系数，ω2为钢丝绳运行时与托辊和底板间的阻力系数，σB=211500N/mm, ma=8

计算得P≥ 1125N/100m 满足要求，故钢丝绳可行。 （四）井口相对位置的计算

2 第48页

按外偏角小于1°30′计算最小弦长L1.2-1.7+0.15-0.5）=52.36m

按内偏角小于1°30′计算最小弦长L（1.7-0.15-0.5）=23.85m

初步确定提升机至井架中心的水平距离Ls。

'计算井口至井架中心的水平距离Ls： 'Ls=L1+L2+L4

''xmin≈19（2B-S+a-y）=19×（2×

xmin≈19（S-a-y）=19×

式中： L1为井口至阻车器的距离；L2为阻车器到摘钩点距离；L4为摘钩点到井架中心的水平距离。

'Ls=L1+L2+L4=8+15×2.7+3×23.85=121m

井架高度的要求

（1）摘钩后的矿车通过下放串车的钢丝绳的下部时，钢丝绳距地面的高度不得小于2.5m，该店距离摘钩点的距离为L，一般取L=4m。

（2）为了防止矿车在井口出轨掉道，井口处的钢丝绳牵引角β1要小于9°。 按第一项计算井架高度为： HJ=

2.5(L1?L2?L4)?RT=5.76m

L1?L2?L333 第49页

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