井巷工程毕业设计

摘 要

朝川矿一井为斜井多水平开拓，一水平标高-10m已经上山开采完毕。经过多年的开采以及水害的影响，该矿井二水平上山采区（-250m以上）目前仅剩一个生产采区。为了解决采掘不协调的矛盾，确保该井的产量稳定，进行己一下山采区设计。本设计以提高矿井经济效益实现可持续发展为中心，以安全为重点。在认真分析朝川矿一井己一下山采区的地形地质条件、煤层及其赋存条件和开采技术条件等前提下，充分利用一井现有井巷工程、设备及地面设施系统等, 进行了采区巷道的布置和断面设计、光面爆破和锚喷支护设计及-450m排水系统设计。采区的开拓方式经多方案比较、优化，最终选择了方案三作为本采区的开拓方式。

朝川矿区为一弧形单斜构造，属于一个基本封闭的水文地质单元，己16-17煤层底板为石炭系太原组灰岩，其充水水源主要来自寒武纪灰岩与白云岩强含水层，两含水层间承压水通过断层和裂隙构成统一的富水水体，从而对己组煤开采造成一定的水害威胁。为避免突水淹井事故的发生，掘进中除了对底板承压水进行疏放降压外，设计中加强了对水仓泵房及防排水系统的建设，以保证在安全生产和达到较好的技术经济指标的前提下，最大限度降低基建投资，实现矿井建设的经济化、安全化、效益化发展。

关键词： 采区巷道；锚喷支护；开拓方式；突水事故

I

Abstract

At a mine in Chaochuan, a more level inclined level elevation - 10m has completed the mining. After years of mining and the influence of coal mine water hazards, the second level up mining (-250m) with only a mining production now. In order to solve the contradiction, uncoordinated mining wells to ensure the stable production, has a mountain mining design. This design in order to improve the economic benefit of mine sustainable development as the center, take the safety for the key. On the analysis of ore at Chaochuan has a well down one of the topography and geology condition, mining coal mining technology and its occurrence condition and under the prerequisite condition, make full use of the well lane engineering, equipments and existing facilities, systems, the layout of the roadway mining and design, smooth blasting and bolt-shotcrete support design and – 450m drainage system design. After a process of the schemes’ comparison and optimization, we choose the third scheme as the final choice of the mining exploitation.

For an arc towards Chaochuan area belongs to a single structure, basic closed hydrogeological units, 16-17 for the carboniferous taiyuan from coal floor, its water filling group limestone water comes mainly from the Cambrian limestone and dolomite, two strong aquifer confined water through the fault between aquifer and fracture composition of unity in water, and water caused by coal mining group of water disasters threat. In order to avoid water flooded Wells in excavating accident, except for confined water on floor release step-down, design of water pumping house and waterproof and drainage system positions in the construction, to ensure safety in production and achieve good technical and economic indexes, under the premise of minimizing investment in infrastructure construction, the mine safety, economic development, and efficiency.

Keywords:mining tunnel, Bolt-shotcrete support, Pioneering ways, Water-inrush

accident

1

目 录

目 录 .......................................................................................................................... 1 第一章 概 况 ............................................................................................................ 1 1.1 井田概况 ........................................................................................................... 1 1.1.1交通位置 ..................................................................................................... 1 1.1.2地形特征与河流水体 ................................................................................. 1 1.1.3气象与地震 ................................................................................................. 2 1.2 地质特征 ........................................................................................................... 2 1.2.1构造及地层 ................................................................................................. 2 1.2.2煤层及煤质 ................................................................................................. 5 1.2.3水文地质 ..................................................................................................... 7 1.2.4开采技术条件 ............................................................................................. 9 1.3矿井现有生产状况 .......................................................................................... 10 1.3.1矿井开拓方式 ........................................................................................... 10 1.3.2井下辅助运输及设备 ............................................................................... 10 1.3.3矿井供电和地面生产系统 ....................................................................... 11 1.4方案设计的主要特点 ...................................................................................... 11 第二章 采区开采设计 .............................................................................................. 13 2.1 采区边界及储量 ............................................................................................. 13 2.1.1采区边界 ................................................................................................... 13 2.1.2采区储量 ................................................................................................... 13 2.2 采区设计生产能力及服务年限 ................................................................... 13 2.2.1采区设计生产能力 ................................................................................... 13 2.2.3储量及服务年限 ....................................................................................... 14 2.3 采区开拓设计 ................................................................................................. 14

1

2.3.1己一下山开拓方案设计 ........................................................................... 14 2.3.2方案比较 ................................................................................................... 16 2.3.3 结论 .......................................................................................................... 16 2.4 井底车场硐室及运输设备 ............................................................................. 18 2.4.1 -250m水平井底车场 ............................................................................... 18 2.4.2 -450m车场及采区水仓 ........................................................................... 18 2.4.3采区运输设备 ........................................................................................... 20 第三章 采区布置及装备 .......................................................................................... 21 3.1开采方式及有关参数 ...................................................................................... 21 3.1.1开采方式 ................................................................................................... 21 3.1.2工作面长度及推进度 ............................................................................... 21 3.1.3采区生产能力的确定 ............................................................................... 22 3.2 安全煤柱及各种煤柱的留设和计算方法 ..................................................... 22 3.2.1安全煤柱的留设 ....................................................................................... 22 3.2.2其它煤柱 ................................................................................................... 23 3.3 采区巷道布置及断面设计 ............................................................................. 23 3.3.1采区巷道布置 ........................................................................................... 23 3.3.2采区车场及硐室 ....................................................................................... 23 3.3.3车场巷道断面设计与施工 ....................................................................... 23 3.4 巷道掘进爆破设计 ......................................................................................... 31 3.4.1耗药量的计算 ........................................................................................... 31 3.4.2炮眼数目的确定 ....................................................................................... 32 3.4.3每循环炮眼深度 ....................................................................................... 33 3.4.4炮眼直径和炮眼布置 ............................................................................... 34 3.4.5装药量 ....................................................................................................... 35 3.5 爆破作业 ......................................................................................................... 37 3.5.1装药结构与装药管理 ............................................................................... 37

2

3.5.2炮眼填塞和联线 ....................................................................................... 38 3.5.4爆破作业图表 ........................................................................................... 39 3.6 锚喷支护施工工艺 ......................................................................................... 40 3.6.1锚杆的安装施工 ....................................................................................... 40 3.6.2挂网与安装锚杆的规定 ........................................................................... 42 3.6.3喷射混凝土 ............................................................................................... 42 第四章 采区防排水设计 .......................................................................................... 44 4.1开采面临问题 .................................................................................................. 44 4.1.1影响底板突水的因素 ............................................................................... 44 4.1.2采区、工作面防突水措施 ....................................................................... 45 4.2采区水仓泵房设计 .......................................................................................... 46 4.2.1采区水泵房 ............................................................................................... 46 4.2.2水仓设计参数计算 ................................................................................... 49 4.2.3排水设备 ................................................................................................... 51 4.3 采区运输方式及排水 ..................................................................................... 53 第五章 采区通风与安全 .......................................................................................... 55 5.1 采区通风 ......................................................................................................... 55 5.1.1通风方式 ................................................................................................... 55 5.1.2己一下山采区通风量的计算 ................................................................... 55 5.1.3通风设施及防漏降阻措施 ....................................................................... 57 5.2 灾害预防及安全措施 ................................................................................. 57 5.2.1瓦斯灾害防治 ........................................................................................... 58 5.2.2防治井下水灾措施 ................................................................................... 58 5.2.3开口施工安全技术措施 ........................................................................... 59 第六章 采区供电与通信 .......................................................................................... 61 6.1 井下供配电 ..................................................................................................... 61 6.1.1高低压配电系统 ....................................................................................... 61

3

6.1.2高低压配电设备选型 ............................................................................... 62 6.1.3井下固定照明及保护接地 ....................................................................... 62 6.2通信 .................................................................................................................. 62 第七章 给排水与环保 .............................................................................................. 63 7.1给排水 .............................................................................................................. 63 7.1.1供水水源及用水量 ................................................................................... 63 7.1.2排水 ........................................................................................................... 63 7.2 环境保护 ......................................................................................................... 64 7.2.1 主要污染源污染物及控制污染的初步方案 .......................................... 64 7.2.2地表沉陷预计及治理对策 ....................................................................... 64 结 论 .................................................................................................................... 66 参考文献 ................................................................................................................ 67 致 谢 ...................................................................................................................... 68

4

河南理工大学本科毕业设计 第一章 井田概况

第一章 概 况

1.1 井田概况

1.1.1 交通位置

朝川矿一井位于河南省汝州市小屯镇境内，北距汝州市17km；南距平顶山54km，焦枝铁路由矿区东部通过，矿区铁路专用线与小屯街车站接轨。公路有207国道和洛南高速公路从矿区东部通过，交通便利、运输条件可靠。(见图1-1) 113°35°114°35°河黄荥阳偃师洛阳34°40'郑州34°40'巩义新密登封新郑汝阳汝州小屯嵩县长葛许昌34°汝朝川矿宝丰平顶山鲁山郏县襄城孟庙漯河市114°1:200000034°河午阳33°20'113°33°20' 图1-1 交通位置图 1.1.2 地形特征与河流水体

朝川矿区属于低山丘陵地形，地势西高东低，最高是鸡公山，标高+339.5m，最低是朝川河谷，标高+170m，平缓部分标高大致在+190m左右。

1

河南理工大学本科毕业设计 第一章 井田概况

本区属淮河流域、汝河水系。区内主要河流有黑龙庙河、朝川河，均自西南向东北迳流，属季节性河流，对矿床充水无影响。朝川水库位于蒋公河上游，是矿区内较为重要地表水体，总库容量194万m3，有效库容量150万m3。汛期对矿床充水有一定影响。

1.1.3 气象与地震

本区为大陆性干旱气候，据汝州市历年气象资料：历年平均气温14.2oC,历年平均降水量652.8mm 。大气降水集中在七、八、九三个月。冬季多西北风，夏季多东南风，最大风速24ms,冰冻期为每年11月至翌年3月，汝州市最大冻土深度约18cm。

本区地震烈度为6?。

1.2 地质特征

1.2.1构造及地层

井田位于朝川弧形构造的东翼，地层走向受弧形构造的严格控制。在12线以东地层走向北东，倾向北西，倾角在15?左右；12—20线之间，深部地层走向呈北西西向，向北东倾斜，倾向15?~25?。井田内，由于受南北向挤压作用，在弧顶附近形成李湾背斜和李湾向斜。断层发育，有高角度的正断层与推复构造的大型低角度逆掩断层，小断层也较发育，但是有延展长度不大的特点。现将主要构造叙述如下： （一）褶曲

1、李湾背斜：位于井田南部，走向近东西，背斜轴位于10-8孔与10-3孔附近。走向延展长度1000m左右，受背斜影响，戊煤组和丁煤组露头线发生明显弯曲。

2、李湾向斜：位于李湾背斜北部，走向近东西，向斜轴位于9-22孔附近，向斜轴东延部分与F3断层平行。受向斜影响，己16-17煤层露头明显弯曲。 （二）断层

2

河南理工大学本科毕业设计 第一章 井田概况

采区边界控制断层，落差均较大，其余断层落差大小不一，总体上落差与长度呈互相关系，即落差越大，延展越长，但个体也有差异，差长比30-96断层发育规律以东西向为主，北西和北东向断层发育次之。

根据己一上山采区揭露资料，采区中部有一火成岩侵入带，宽度0.2m～3m。但二水平大巷在施工中未见火成岩侵入带，需根据后期的实际工程资料对其进行补充完善。

根据三维地震勘探报告，该采区内主要断层见表1-1。

表1-1 主要断层特征表

编号

构造性质

SF54 SF62 SF50 F5 SF28 F己16 F己24

正

NW

NE

65°

0-10

较可靠

正 正 正 正 正 正

NWW NWW NW NE NWW EW

SSW NNE NE NW NNE N

60° 70° 70° 50°-70° 70° 70°

20-50 30-70 20 10-190 0-110 0-20

较可靠 较可靠 可 靠 可 靠 可 靠 较可靠

走向

产状（褶曲轴面） 倾向

倾角

落差m

实见位置及控制情

况

(三)区内地层

本区位于秦岭地轴北侧，中朝古陆南端，地层与平顶山地区基本相同，从老到新有：寒武系、石炭系、二叠系、三叠系、第三系、第四系。其中石炭系、二叠系为含煤地层。地层特征见表1-2。

3

河南理工大学本科毕业设计 第一章 井田概况

表1-2地 层 特 征 表

第四系 第三系 三叠系

Q

平均厚度（m） 12

简 要 特 征

土黄色粘土质夹砂、砾石、砂石多为圆滚状和次棱状。

R 120.65

红色、黄色砂砾岩、粘土岩及浅黄色砂质泥岩，砾岩互层。

上下部为疏松紫红色泥岩、砂质泥岩，中部为灰白色紫色石英砂岩，硅质胶结，含铁斑点。

石千峰段P2~（2+3）

253

平顶山岩P2~（2+3） 上石盒子组P12 二叠系

94.7

灰白色~肉红色中粗粒石英砂岩，厚层状，坚硬底部含砾石，有时夹砂质泥岩、泥岩或粉砂岩。

岩性为灰色、绿黄色泥岩与粉砂岩互层，夹砂岩多层，砂岩为细～中粗粒石英砂岩，中粒岩屑及长石砂岩等。主要含薄煤层10～25层，煤层基本都不可采，底界为田家沟砂岩。

由细碎屑组成的三角洲体系沉积。主要为粉砂岩、砂质泥岩、煤层和砂岩组成。分为戊煤段、丁煤段、丙煤段。共含煤10余层，其中可采部分4～5层。 岩性由浅灰色砂岩、深灰色泥岩，砂质泥岩和煤层组成，本组含煤1～4层，其中己16?17煤层为主要可采煤层。

石灰岩、碎屑岩、深灰色砂岩、砂质泥岩、灰岩1~5层，含煤1~8层，除庚20煤层有较大面积可采外，尚有二层煤层偶尔可采，其余均不可采。 岩性为灰白色，厚层状白云岩。

下部为紫红色砂质泥岩夹粉砂岩及透镜状灰岩，中部为深灰色厚层条带状灰岩，上部为厚层亮晶鲕状灰岩，白云质灰岩。

紫红—暗紫色页岩，砂质页岩。

上部为灰色灰岩、泥灰岩及紫红色、灰绿色页岩和砂质页岩组成。中部为紫红色、砖红色泥岩和含白云质泥灰岩。

316.29

下石盒子组P21 山西组P11

307.76

56.43

石炭系

太原群C23

36.97

崮山组(∈3g)

张夏组 寒武系

146.24 143.51

毛庄组 馒头组 112.53 240

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河南理工大学本科毕业设计 第一章 井田概况

1.2.2 煤层及煤质

（一） 煤层

本井田含煤地层分属上石系太原组、二叠系山西组和上、下石盒子组，自上而下划分为丙煤段、丁煤段、戊煤上中下煤段、己煤段、庚煤段七个煤段。其中可采煤层为己16-17、戊8、戊9-10。丁5-6、丁4和庚20煤层为局部可采煤层。下边主要叙述该采区的主要开采煤层——己组煤层中的己16-17煤层。

己

16-17

煤层：位于山西组己煤段下部，俗称大煤，下距太原群1.94m～

10.98m，平均8.64m，上距砂锅窑砂岩34.90m～54.42m，平均51.26m，直接顶板为泥岩、砂质泥岩或细砂岩，底板为泥岩或砂质泥岩。煤层最大厚度值22.17m，最小值为0m，平均值4.86m。变化幅度在3.02m～6.50m之间的见煤点占全部穿过层位的见煤点52％，煤厚在1.30m～6.50m之间的见煤点占全部穿过层位的见煤点的73％。东部和西邻有冲刷现象，中部出现一局部煤层厚度变薄带。区内煤层倾角变化较大，中部较缓，一般为4?~15?，东北部较陡，倾角约为25?~43?，褶曲较为发育，煤层总体走向东西，倾向北。从上述分析可看出，煤层厚度变化幅度不大，煤层是稳定的。至于个别煤层特厚点，像10-29孔煤厚22.17m，显然是F3断层引起的局部煤层变厚所致。煤层结构简单，仅少部分钻孔含有夹矸，夹矸最多有2层，一般为1层。变异系数r＝62.36％，可采性指数k=96.30%，属较稳定型普遍可采煤层。煤层柱状图如1-2所示。

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河南理工大学本科毕业设计 第一章 井田概况

平 煤 集 团 朝 川 矿 一 井己 - 采 区 煤 岩 层 柱 状 图地层代号累 计 厚 度(m)534.14层柱 状 1：200厚(m)3.4岩岩 性 描 述 性砂质泥岩灰色泥质成分，上部为泥岩。中砂岩558.14559.3424.01.2泥 岩 灰白色，中粒结构，主要成分为石英，长石，次为灰色矿物，层理发育，层面富含云母片和炭质，含黄铁矿结核，泥硅质胶结，分选性和滚圆度较好，坚硬。深灰色，泥质成分，较致密，夹砂质泥岩和细砂岩，含植物化石。 灰白色，中粒结构，成分以石英长石为主，含少许深色矿物，层理发育较好，层面富含云母和炭质，中间夹薄层泥岩，下部含黄铁矿结核较多，硅质胶结，坚硬。中粒砂岩568.749.4泥 岩二574.74574.946.00.22.3深灰色泥质成分，含炭质高。煤砂质泥岩 583.24叠 黑色粉沫状，夹细粒砂岩，有时为炭质泥岩。深白色，泥质成分。己16-17 顶部黑褐色鳞片状半暗；中下部黑色粉沫状，含灰份高半亮；底部0.1-0.3米，块状坚硬，充填大量方解石细脉，夹黄铁矿结核。 系588.514.19砂质泥岩593.114.6细砂岩597.514.4黑色泥质成分，含黄铁矿结核和植物化石碎片，下部局部为炭质泥岩及泥岩。细粒灰色，以石英石成分为主，含云母。石灰岩602.515.00.71.172.50.34.00.352.35庚20泥 岩 青灰色，含有泥质成分裂隙发育充填方解石脉含少许纺虫化石，中部以遂石为主，致密，坚硬，下部含遂石较少，裂隙中充填大量方解石脉，下部含纺虫化石。黑色粉沫状。 灰黑色，泥质成分，富含植物化石碎片。石603.21604.38606.88石灰岩 灰黑色，含少许泥质和炭质，裂隙中充填大量方解石脉，含有纺虫化石。炭质泥岩粉砂岩煤砂质泥岩黑色，泥质成分含碳质高。灰色顶0.1米为泥岩。黑色粉沫状，局部变的碳质泥岩。灰褐色泥质成份，含砂质高。炭607.18c611.18611.53613.88系粉砂岩616.98620.183.13.2砂质泥岩灰黑色，水平层里发育。 灰色，碳酸钙含量较高，滴酸起泡剧烈，薄层状，微晶结构，夹大量深泥岩灰色条带，成微波状层里。 灰色，局部含较多的植物根部化石，黄铁矿结核及细粒。顶部含少量动物化石，局部水平层里发育。寒武系石灰岩622.682.5c平 煤 集 团 朝 川 矿 一 井己 一 采 区 煤 岩 柱 状 图指导老师韩宪军制表人员王志敏制表日期

图1-2 煤层柱状图

6

河南理工大学本科毕业设计 第一章 井田概况

（二）煤质

己

16-17

煤呈黑色粉状，组织疏松易污手、脆度大，工业分析特征指标详见

表1-3。

表1-3可采煤层煤质特征表

煤层

水分M (%) 己

16-17

灰分Ad (%)

挥发分V (%)

全硫分S (%)

磷分P (%)

发热量Q (mJ/kg)

胶结层指数Y (mm)

煤种

＜1 14.26 24.18 1.32 0.01 31.19 20 1/3焦煤

1.2.3 水文地质

（一） 区域水文地质

朝川矿一井属三里寨井田，由于受李寨正断层、刘洼正断层、上石灰窑正断层主干断裂构造的控制，矿区被切割为一三角形的弧形单斜构造，依次分布着寒武系，石炭系、二叠系、三叠系地层，北侧的刘洼弧形正断层，落差千余米，倾向北，使下盘的寒武系灰岩与上盘的三叠系地层对接，形成北部的阻水边界，西南部的上石灰窑正断层与东南部的李寨正断层，落差均在500m以上，使下盘的寒武系石灰岩与上盘的二叠系或第三，第四系地层对接，形成西南与东南的阻水边界，致使整个矿区属基本封闭的水文地质单元。（见朝川矿水文地质单元及边界示意图1-3）

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河南理工大学本科毕业设计 第一章 井田概况

刘洼正断层二1-1500黑龙庙井田FF岩溶水F牛庄井田朝川一井二1煤等埋深线断 层三里砦井田朝川二井F张村井田朝川三井补二1煤露头线蜈绍窝矿F给区李寨正断层

（二） 基本特征

朝川矿一井水害主要有底板灰岩承压水、地表水、断层水、顶板砂岩裂隙水。对己组开采影响较大的己组煤底部石炭系太原组，主要有7～8层灰岩，总厚1.73m～27.00m，平均12.32m。本层上距己

16-17煤层

图1-3朝川矿区水文地质单元及边界示意图 0m-17.2m，平均厚

8.37m，属底板直接充水含水层，其充水水源主要来自寒武纪灰岩与白云岩强含水层，两含水层间承压水通过断层和裂隙构成统一的富水水体，从而对己16-17煤层的开采造成一定的水害威胁。 （三） 涌水量预测及依据 1近五年来涌水量统计见下表。

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河南理工大学本科毕业设计 第一章 井田概况

表1-4矿井历年涌水量汇总表（m3/h）

项 目

最大值 最小值

井

平均值

865.04

1164.8

1345.0

1062.9

1125.5

2005年 1057.4 742.8

2006年 1881.8 382.4

2007年 1996.0 1027.9

2008年 1468.3 545.0

2009年 1495.7 922.1

一

2、涌水量预计

利用比拟法：涌水量计算公式采用Q=Q0AHA0H0； 其中，Q0为矿井上部历年平均涌水量923m3/h；

A0为矿井上部开采面积4760000m2； H0为水位降深420m（原始水位+180m）；

A为己一下山设计开采面积3502500m2；

； H为设计水位降深550m（目前水位-240m，设计最低标高-790m）根据以上公式及数据计算Q＝889.4m3/h（其中顶板砂岩淋水量为73.28m3/h）。

朝川矿一井己一下山采区涌水量预测结果为：正常涌水量980m3/h，最大涌水量1960m3/h。因此，该井定为―水文地质复杂‖类型。

1.2.4开采技术条件

(一) 可采煤层顶底板岩性

己16-17煤层顶板伪顶炭质泥岩厚度0.01m-0.25m，平均0.15m局部较厚；直接顶己

16-17

煤层在井田内钻孔揭露是以大占砂岩为其直接顶板。砂岩厚度

1.72m-5.3m，平均2.3m，基本顶4.8m-12m平均6.0m。据生产矿井实践表明，凡是以该砂岩为直接顶板者，顶板静压力稳定，易于支护和管理。直接底砂质泥岩，厚度3.8m-6.4m，平均4.6m；基本底细砂岩厚度1.8m-5.7m，平均4.4m，局部为泥岩。

9

河南理工大学本科毕业设计 第二章 采区开采设计

2.4.3 采区运输设备

1采区煤炭运输由采区皮带下山运至采区煤仓，通过-250m西翼皮带运输大巷转到主暗斜井上运，最终由主斜井上运到地面；井下辅助运输大巷采用轨道运输方式，材料、设备和人员由-250m水平车场通过采区轨道下山送到采掘地点。

2采区轨道下山和皮带下山均沿己

16-17

煤层顶板砂岩布置，断面均为半圆

拱，其中轨道下山净断面积为11.75m2，皮带下山净断面积为12.68m2，支护形式为锚喷支护，各铺设3趟排水管，并设置水沟和人行道。

3 本采区是己一上山采区的接替采区，矿井现有的矿车数目能满足本采区的需求，本次设计不增加矿车的数量，仍利用该矿现有的矿车。

20

河南理工大学本科毕业设计 第三章 采区布置及装备

第三章 采区布置及装备

3.1开采方式及有关参数

3.1.1开采方式

己一下山采区己

16-17

煤层为单一倾斜煤层，煤层瓦斯具有浓度低，涌出量

小的特点，随开采深度的增加，瓦斯含量、涌出量将呈现增大的趋势。根据本采区的具体情况，选择采煤方法时，主要考虑以下原则：

（一）要适应煤层地质和开采条件，提高工作面单产，保证矿井稳定生产。 （二）简化采煤工艺，减少环节，节省巷道和设备、降低掘进率尽量不作或少作岩石巷道。

（三）可靠地保证采区安全生产，有效地防止煤层自燃发火和瓦斯、煤尘爆炸事故。

（四）提高生产效率和经济效益，节约开采成本。

（五）提高资源回收率。采区开采顺序采用两翼交替沿倾斜由上而下顺序开采。 根据以上原则，采区采用的采煤方法为走向长壁综采放顶煤一次采全高采煤法，全部陷落法管理顶板。采区开采顺序采用两翼交替沿倾斜由上而下顺序开采。

采煤工作面，采用湿式煤电钻打眼，爆破落煤，采面使用SGB-40T型刮板运输机运煤，机巷采用SGB-40T型刮板运输机和SGW-800型胶带运输机运煤。

开掘工作面，采用风动凿岩机打眼，爆破落煤，1吨底卸式矿车及JD-11.4KW小绞车运输出煤。 3.1.2工作面长度及推进度

工作面长度：综采工作面长度一般不少于160m，考虑到目前矿井管理水

21

河南理工大学本科毕业设计 第三章 采区布置及装备

平和实际生产经验，综采工作面长度选用150m。

年推进度：综采工作面年推进度为750m。

3.1.3采区生产能力的确定

工作面生产能力按下式计算：

Q=L×H×W×P×γ (3-1) 式中，Q为工作面年产量，t/a；L为工作面长度；H为工作面采高；W为年推进度； γ为煤的容重，取1.35t/m3； P为工作面回采率，取93%。 经计算，工作面生产能力为：Q=150×4.19×750×93%×1.35=59.15（万t/a）。 掘进出煤量按8%计算，采区年生产能力可以达到63.92万t。

3.2 安全煤柱及各种煤柱的留设和计算方法

3.2.1安全煤柱的留设

(一)村庄、井筒保护煤柱

本设计采区东部F1正断层以西有麻庄一个村庄，并且是个小村庄，垂深在500m左右，其保护煤柱的留设依据―矿区建（构）筑物保护等级划分‖按照Ⅲ级进行保护。

朝川矿二井井筒保护煤柱仍按照原有的煤柱布置。 (二)断层煤柱

朝川矿一井为大涌水量矿井，而且断层的导水性好，为避免水患，断层煤柱采用上下盘分别计算方法，断层上盘采用原峰峰矿务局所采用的经验公式来

Lγ2L2+8KPH+γL计算，公式如下：t= (3-2)

4KP断层下盘按开采引起导水裂隙带高度上缘到断层面的距离以1m岩柱承受1kg计算岩柱宽度，然后根据维护岩柱的宽度，以岩石移动角反求煤柱宽度。

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3.2.2其它煤柱

井田边界煤柱为20m，采区边界煤柱为两侧各10m，根据本矿上山采区下山煤柱留设经验，采区上下山煤柱为100m。

3.3 采区巷道布置及断面设计

3.3.1 采区巷道布置

按照开拓方案三的设计采区布置三条下山，己一下山采区轨道下山、己一下山采区皮带下山均沿己16-17煤层顶板布置；己一下山采区回风下山（-250m以下）沿己16-17煤层布置，回风上山（-250m以上）沿庚20煤层布置。

己一下山采区轨道下山通过采区上车场与-250m车场相连，各区段作石门与两翼工作面联系。

己一下山采区皮带下山上部通过采区煤仓、二水平西翼运输大巷与二水平主暗斜井联系，实现井下主运输系统皮带化。

己一下山采区回风下（上）山与西风井直接连通构成采区通风系统。 采煤工作面切眼沿煤层倾斜方向布置，工作面上下顺槽沿煤层走向各布置一条巷道，采用沿空送巷方式。设计上下采面机、风巷之间留煤柱5m~10m（平距）。

3.3.2 采区车场及硐室

设计中根据采区内需要设上、中、下车场。下车场为平车场，上车场、中车场为甩车场。上、中、下车场按照要求设置材料车线。根据设备安装及运行的需要，采区内设置绞车硐室、皮带机头硐室、采区中部变电所、-450m水平泵房及变电所等。

3.3.3 车场巷道断面设计与施工

(一)巷道断面及支护形式

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根据采区车场所处的岩石力学性质及生产经验，按照有关通风、运输及安全要求确定该巷道断面。 (二)选择巷道断面形状

该巷道是年产60万t矿井的己一下山采区运输大巷，服务年限在15a以上，采用 600mm轨距双轨运输的大巷，其净宽在3m以上，又穿过中等稳定的岩层，故选用钢筋锚秆与喷射混凝土联合支护，半圆拱形断面。 （三）确定巷道断面尺寸 1确定巷道净宽度B

根据《煤矿矿井设计手册》查表知ZK7—6/250架线式电机车宽

A1=1060mm，高h=1550mm；1吨矿车宽880mm，高1150mm。查《煤矿安

全规程》，并考虑到采区运输设备等需要,取巷道人行道宽C=900mm，非人行道一侧宽a=640mm。又查（双轨巷道轨道中心距数值）表知本巷双轨曲线段中心线b=1300mm，两电机车之间的距离为：1300-（1060/2+1060/2）=240mm。 故巷道净宽: B=a+2a1+c+t=640+2?1060+900+200=3900mm 2确定巷道拱高h0

半圆拱巷道拱高h0=B2=39002=1950mm 半圆拱半径B=h0=39002=1950mm 3确定巷道壁高

㈠.按架线电机车导电弓子要求确定h3。 由半圆拱巷道拱高公式得：

h33?h4+hc-(R-n)2-(K+b1)2 (3-3)

式中，h4为轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》h4=2000mm；hc为道床高度。根据电机车及矿车型号查（巷道轨型选择及其技术特征）表选18kg/m钢轨，再查（常用道床参数）表得hc=320mm，道渣高度hb=180mm；n为导电弓子距拱壁安全间距，取n=350mm；K为导电弓子宽度之半，K=718/2=359mm，取=360mm；b1为轨道中线与巷道中线间距，b1=B/2-=3900/2-925=1025mm.

h33?2000+360-?1950-350?-?360+1025?=1560mm

22㈡.按管道装设要求确定h3:

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h3?h5?h7?hb?R2?(K?m?D/2?b2)2 (3-4)

式中，h5为渣面至管子高度，按煤矿安全规程取h5=1800mm；h7为管子悬吊件高度，h7取=900mm。m导电弓子距管子间距，m 取=350mm，D为压气

管法兰盘直径，D=335mm；b2为轨道中线与巷道中线间距，

b2?B2-c1?4200?1730?370mm 2故h3?1800?900?180?19502?(360?350?335/2?370)2?1460mm ㈢.按人行高度要求确定h3:

h3?1800?hb?R2?(R?j)2 (3-5)

式中，j为距巷道壁的距离。距离j处的巷道有效高度不小于1800mm。j?100mm,一般取j=200mm。

故h3?1800?180?19502?(1950?180)2?1162mm 综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=1800mm。则巷道高度H=h3?hb?h0?1800?180?1950?3570mm。 ㈣．确定巷道净断面面积S和净周长P:

由《煤矿矿井设计手册》查表得净断面面积: S=B?0.39B+h2? 式中：h2为道碴面以上巷道壁高，h2= h3-hb=1800-180=1620mm 故S=3900?(0.39?3900+1620)=12249900mm=12.25m2

净周长P=2.57B+2h2=2.57?3900+2?1620=13263mm=13.3m ㈤.用风速校核巷道净断面面积

查《煤矿安全规程》知道Vmax=8ms，已知通过大巷风量Q=45m3s，计算得：V=Q=45=3.29<8 m/s

S13.7设计的大巷断面面积、风速没超过规定，可以使用。 ㈥.选择道床参数

根据本巷道通过的运输设备，选用18kgm的钢轨，其道床参数hc、hb分别为320mm和180mm，道渣至轨面高度ha=hc-b=320-180=140mm。采用钢筋混凝

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土轨枕。

㈦.确定巷道掘进断面面积

巷道设计掘进宽度: B1=B+2T=3900+2?100=4100mm 巷道计算掘进宽度: B2= B1+2δ=4100+2?75=4250mm 巷道设计掘进高度: H1=H+hb+T=3570+180+100=3850mm 巷道计算掘进高度:H2=H1+δ?=3850+75=3925mm 巷道设计掘进断面面积:

S1=B1?0.39B1+h3?=4100??0.39?4100+1800?=13935900mm2，

取S1=13.94m2。 巷道计算掘进断面面积

S2=B2?0.39B2+h3?=4250??0.39?4250+1800?=14694375mm2 取S2?14.7m2。 4布置巷道内水沟和管线

已知通过本巷道的水量为980m3h，采用水沟坡度为0.300，根据《煤矿矿井设计手册》查拱形、梯形巷道水沟规格和材料消耗表得：水沟深650mm、水沟宽650mm，水沟净断面面积0.425m2；水沟掘进断面面积0.472m2，每米水沟盖板用钢筋4.036kg、混凝土0.0623m3，水沟用混凝土0.352m3。 管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上方，如图4-1所示。

5锚喷支护的参数确定与施工

本巷道位于己16?17煤层顶板砂岩中。巷道底板为奥灰岩，其平均厚度

8.92m，己16?17煤层平均厚度4.86m，该巷道穿过稳定的岩层，岩石坚固系

数f=4?6, 属于Ⅲ类围岩。设计巷道均沿煤层顶板进行。该巷道通过的岩层下留设煤柱, 矿压观测资料显示：巷道不在应力集中区，围岩压力不大。

按工程设计和巷道压力情况，该巷道采用锚喷网联合支护。支护时，顶板采用K2360型和Z2360型树脂锚固剂锚固预紧力麻花钢锚杆支护，通过金属网连接锚杆形成支护表层，使巷道支护构建与围岩形成一个统一的

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承载结构。当巷道两帮岩体松散时，为避免两帮岩体松动片落，在两帮均采用锚杆支护，通过金属网和连接锚杆形成支护表层，保护顶板的结构稳定。

根据巷道所处的工程状况：该矿二水平运输大巷，服务年限长，矿压力较大，净宽4.2m穿过中等稳定岩层等特征按悬吊理论计算锚杆参数。 ㈠ 锚杆杆体直径

锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即

Q d?35.52?t (3-6)

式中d为锚杆杆体直径，mm；Q为锚固力，由拉拔实验确定Kn，；一般取为

Q=64KN根；σt为杆体材料抗拉强度，Mpa,一般取为190Mpa。

则：锚杆直径d=35.5264=20.6mm。工程中考虑安全系数一般取d=22mm。 190㈡ 锚杆长度计算：L=KH+L1+L2 （3-7） 式中L--锚杆长度，m；

H----冒落拱高度，m； K----安全系数，一般取K=2；

L1--锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；

L2--锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m。

其中， H?B?4.1?0.513m

2f2?4式中，B---巷道开掘宽度，取4.1m； f---岩石坚固性系数，砂岩取4。

则：L=2×0.513+0.5+0.1=1.63m，施工时按L=2.0m取用。 ㈢ 锚杆间距、排距计算：

通常间、排距相等，取为a，并根据锚杆的锚固力应等于或大于被悬吊岩石的重量的原则确定，即：

a=

QKγH （3-8）

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式中a---锚杆间排距，m；

Q---锚杆设计锚固力，64kN根； H---冐落拱高度，取0.513m；

γ---被悬吊砂岩的重力密度，取19.992kNm3； K---安全系数，一般取k=2。

通过以上计算得a=1.79m。参照矿锚杆支护有关技术参数及以上巷道基本地质情况，现确定锚杆支护基本参数如下：

⑴材料

①锚杆：采用?22mm?2000mm的螺纹钢锚杆。锚固剂使用K2360型和Z2360型树脂锚固剂各一卷。

②锚索：采用?15.24mm?8000mm的钢铰线。锚固剂使用K2360型树脂锚固剂4卷和Z2360型树脂锚固剂2卷。

③喷射混凝土层厚T1?100mm，故支护厚度T?T1?100mm。 ⑵承载力、张拉预紧力

①锚杆设计承载力：64kN。预紧力为承载力的5000?6000。 ②锚索设计承载力：岩体内150kN。预紧力为承载力的5000?6000。 6 计算巷道掘进工程量和材料消耗量

每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2?1=14.7?1=14.7m3；

每米巷道墙脚计算掘进体积V3=0.2??T+δ??1=0.2??0.1+0.075??1=0.035m3； 每米巷道拱与墙喷射材料消耗

3V2=?1.57?B-TT+2h3T?1=1.57?4.25-0.1?0.10+2?1.8?2?0.10?1=1.38m???； ????2111????每米巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2T1?1=0.2?0.10?1=0.02m3；

每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗）V=V2+V4=1.38+0.02=1.40m3； 每米巷道锚杆消耗（仅拱部打锚杆）：

2(P?/2M)+1 （3-9） N?=M?式中，P1’为计算锚杆消耗周长, P1?=1.57B2=1.57?4.25=6.68m，M、M?为

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河南理工大学本科毕业设计 第三章 采区布置及装备

P1'锚杆间距、排距，a=a?=0.80m。=6.68?2?0.8?=4.17，取为5，

2MN'=?2?5+1?0.8=13.75根。

折合重量为

22??d?22????13.75???l+0.05?π??ρ?=13.75???2.0+0.05??3.14????7850?=80.07kg

?2??2?????2其中，l为锚杆深度，l=2.0m，0.05为露出长度；d为锚杆直径，d=22mm；?为

3锚杆材料密度，?=7850kgm。

'每排锚杆数为N?0.8=13.75?0.8=11根。

每米巷道锚杆注孔砂浆消耗V0=N'L(SK-Sm?，其中SK、Sm分别为锚杆孔和锚杆的断面积。

V0?N'l(SK-Sm??13.75?2.0?3.14?0.25??0.0422?0.0222??0.028m3.

每米巷道粉刷面积Sn=1.57B3+2h2其中B3为计算净B3=B2-2T=4.25-0.2=4.05m；

h2=h3-hb=1.8-0.2=1.6m.

故Sn=1.57?4.05+2?1.6=9.56m2 7 绘制巷道断面施工图，

编制巷道特征表和每米巷道掘进工程量和材料消耗量表.根据以上计算结果，按1：50比例绘制出巷道断面图（图3-1），并附上工程量及材料消耗量表，如表3-2及表3-3。这些施工图表发至施工单位，作为指导施工的依据。

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河南理工大学本科毕业设计 第三章 采区布置及装备

图3-1 按1：50比例绘制出巷道断面图

表3-2运输大巷特征

围岩类

断面面积/

设计掘进

宽

高

设计掘进尺寸/

喷 射 厚 度

型式

外露长度

13.9 Ⅲ

14.7

3900

3720

100

钢筋沙浆

50

排列方式 三花形

700

2000

22

13.3

间 排距

锚杆长

直径

锚杆/

净周长/

别 净面

积

30

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表3-3运输大巷每米工程量及材料消耗

锚杆 数量

材料消耗/mm

粉刷 面积 /m2

墙脚 0.04

11

喷射材料/m3 1.4

0.02

41.74

0.025

9.56

钢筋/kg

注砂浆/m3

围 设计掘进 岩 工作量/m3 类 别 巷

道 Ⅲ

13.9

3.4 巷道掘进爆破设计

3.4.1 耗药量的计算

井巷掘进爆破的耗药量包括单位耗药量和总炸药消耗量。目前记算单位耗药量的经验公式很多,在此选用修正的普氏公式

q?1.1KefS?1.1?525260?614.7?1.20 （3-10）

式中， f 为岩石坚固性系数;这里f=4；S为巷道掘进断面积; 这里S=14.7mm

Ke为考虑炸药爆力的修正系数,Ke=525P, P为所选用的炸药的爆力,单位为

ml。这里选用的是2号硝铵类炸药爆力为260ml。

单位耗药量还可以根据井巷工程预算定额来确定,但不宜超过定额规定。根据《煤矿矿井工程综合预算定额》我国煤岩巷道掘进爆破的单位耗药量见表4-4所示。

将表3-4中系数带入公式3-10计算的到q=1.20kgm3。根据地质资料可知本设计采区巷道围岩为泥灰质石灰岩，其抗压强度为60Mpa?80Mpa。所以计算结果完全符合煤矿矿井工程综合预算定额的规定。

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河南理工大学本科毕业设计 第三章 采区布置及装备

表3-4 掘进爆破的单位耗药量表

20～30

40～60

60～100

120～140

150～200

4～6 6～8 8～10 10～12 12～15 15～20

1.05 0.89 0.78 0.72 0.66 0．64

1.50 1.28 1.12 1.01 0．92 0．90

2.15 1．89 1.69 1.51 1．36 1．31

2.64 2．33 2.04 1.90 1.78 1．67

2.93 2．59 2．32 2．10 1．97 1．85

3.4.2 炮眼数目的确定

炮眼数目主要与挖掘面尺寸、岩石性质、炸药性能、临时面数目等有关。炮眼数目得多少直接影响着钻眼的工作量和爆破效果。合理的炮眼数目应当保证有较高的爆破效率(炮眼利用率不小于85%~90%)，爆下的岩块和爆破后的巷道轮廓均能符合施工和设计要求。确定炮眼数目的基本原则是保证爆破效果的前提下，尽可能的减少炮孔数目。现场多根据岩石性质、巷道断面的大小、炸药威力，通过试排和实验来确定合适的炮眼数目。一般先按下式进行估算后，在按上述经验方法确定炮眼数目。 工作面的炮眼数目估算公式

N=3.33fS2 （3-11）

式中，N为炮眼数目，个；f为岩石坚固性系数，f=4?6；S为巷道掘进断面，

14.7m2。

经计算炮眼数目N=37个。此式没有考虑炸药性质、装药直径、炮眼深度等因素对炮眼数目的影响。

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河南理工大学本科毕业设计 第三章 采区布置及装备

根据每循环所需炸药量和每个炮眼装药量来计算掘进面的炮眼数目

N=qSηlex,个 lLmex式中，N为炮眼数目，个；q为单位体积炸药消耗量，kg/m3；S为巷道掘进断面积 , m2；η为炮眼利用率；η=llb，一般取0.85～0.95；lex为每个药卷的长

度，m；lL为炮孔的平均装药系数，一般取0.4～0.6 ；mex为每个药卷的质量，kg。

这里，S=14.7m2,q=1.20kg/m3,mex=0.25kg,lex=0.33m,lL=0.50,η=0.85。所以计算得到炮眼数目N为49个。一般在工程中考虑安全性系数(f=1.1)后取为55个。此式中，单位炸药消耗量与岩石坚固性系数、巷道断面、炸药性质、炮眼深度等因素有关。

3.4.3 每循环炮眼深度

炮眼深度是指孔底到工作面的垂直距离。炮眼深度不仅影响影响每一个掘进循环中各工序的工作量、完成的时间和掘进速度，而且影响爆破效果和材料消耗。并且决定着掘进循环次数。目前我国实行浅眼多循环和深眼少循环两种工艺。影响炮眼深度的主要因素有：岩石性质、巷道断面大小、循环作业方式、凿岩机类型、炸药威力、工人技术水平等因素来确定。确定合理的炮眼深度的依据是：以掘进每米巷道所需劳动量或工时最小、成本最低。通常根据任务要求或循环组织来确定炮眼深度。

本设计按任务要求确定炮眼深度：

lb=L （3-12）

tnmntncη式中，lb为炮眼深度，m；L为巷道全长，m；

t为规定完成巷道掘进任务的

时间；nm为每月工作日数；nt为每日工作班数；nc为每班循环数；η为炮眼利用率。

根据工程实际状况知本设计井巷总工程量为L=252.6m，掘进体积为

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河南理工大学本科毕业设计 第三章 采区布置及装备

V=3685.3m3，nm=30天，nt=3班，nc=1个，η=0.85，t=2月。经计算确定炮

眼深度为lb=1.972m。实际取炮眼深度为2，每循环进尺l?=2?0.85=1.70m。一般掏槽眼较炮眼深度加深0.15m?0.25m。

3.4.4 炮眼直径和炮眼布置

（一）炮眼直径

炮眼直径的大小直接影响钻眼效率、全断面炮眼数目、单位炸药消耗量和爆破岩石块度与岩壁平整度。在井巷掘进中主要根据巷道断面大小、块度要求、炸药性能和凿岩机性能等综合考虑，进行选择来确定炮眼直径。本设计依据煤矿掘进工程经验选采用32mm药卷。结合该矿常用的钻孔设备和选用的药卷直径,确定炮孔直径为42mm。

巷道掘进爆破工作是在只有一个自由面的狭小工作面上进行的，因此，必须将各种不同作用的炮眼合理地布置在相应位置上，使每个炮眼都能起到应有的爆破作用，才能达到理想的爆破效果，。 （二）炮眼布置

掘进工作面的的炮眼，按其用途和位置可分为掏槽眼、辅助眼和周边眼三类。

1 掏槽眼的作用是首先在工作面上将某一部分岩石破碎并抛出，在一个自由面的基础上崩出第二个自由面来，为其它炮眼的爆破创造有利条件。掏槽效果的好坏对循环进尺起着决定性作用。掏槽眼一般布置在巷道断面中央靠近底板处，这样便于打眼时掌握方向，并有利于其它多数炮眼的岩石能借助于自重崩落。

直眼掏槽以空眼作为附加自由面，利用爆破作用的破碎圈来破碎岩石，空眼一方面对爆炸应力和爆破方向起集中导向的作用，另一方面使受压岩石有辟要的碎胀补偿空间。

根据本设计巷道断面较大的特点，确定采用中心空眼菱形掏槽。共布置5个掏槽眼，其中中间一个为空眼，其余眼深在每循环炮眼深度的基础上加深

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