蒋庄煤矿矿井延伸设计 - 图文

山东科技大学学士学位论文 摘要

摘要

本文详细讲述了蒋庄煤矿的井田地质及煤层特征，井田开拓方式，以及矿井的主要生产系统，并对矿井延深的必要性进行深入的分析。

在二水平开拓中，首先确定二水平开采范围与生产能力，然后在开拓准备中，根据矿井已有一水平开拓并结合二水平煤层赋存特点及地质条件，设计了两个二水平延深方案，分别是：副井直接延深、主井暗斜井延深；主副井均采用暗斜井延深。通过技术经济比较，最终确定选用主副井均暗斜井延深。接着本文对井筒和暗斜井上下车场及硐室进行了设计，针对二水平情况布置首采区，位于斜井下部车场附近，即1603采区。选择合适的通风方式与通风系统，最后完成对通风系统的设计。

关键词：暗斜井延深，延深设计，采区设计，通风系统

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ABSTRACT

This article in detail narrated the Jiangzhuang coal mine field geology and the coal bed characteristic, the well field development way, as well as the mine pit main production system, and extends the deep necessity to the mine pit to carry on the thorough analysis.

In two level developments, first determined two level mining scope and productivity, then in the development preparation, had a level according to the mine pit to develop and unify two horizontal coal bed taxes to save the characteristic and the geological condition, designed two two levels to extend the deep plan, respectively was: The vice-well extends deeply, the main well directly uses the inside slope to extend the depth; The primary and secondary well directly uses the inside slope to extend the depth. Through the technical economy comparison, finally determined selects the primary and secondary well inside slope to extend the depth. Then this article the cart yard and mountain cave the room has carried on the design to about the well chamber and the inside slope, design the first mining area near the below paking lot .1603 mining area. chooses the appropriate well ventilated way and the ventilation system, finally completes to the transportation system design.

Keywords:The inside slope extends the depth,Extends the deep design,Mining area-design,Ventilation system

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摘要 .................................................................................................... 1 ABSTRACT ...................................................................................... 2 1 井田概况及地质特征 .................................................................. 1

1.1 井田概况 ..............................................................................................1 1.2 井田地质及煤层特征 ..........................................................................4 1.3 井田开拓 ..............................................................................................8 1.4 矿井延深的必要性 ............................................................................10 1.5 小结 ....................................................................................................10

2 二水平开采范围与生产能力 ..................................................... 11

2.1 二水平开采范围及储量 .................................................................... 11 2.2 二水平生产能力和服务年限 ............................................................13 2.3 小结 ....................................................................................................14

3 二水平开拓 ................................................................................ 15

3.1 水平延深方案的选择 ........................................................................15 3.2 井底车场及井筒 ................................................................................20 3.3 小结 ....................................................................................................23

4 采区设计 .................................................................................... 25

4.1 采区概况 ............................................................................................25 4.2 采区参数及生产能力 ........................................................................25 4.3 生产系统 ............................................................................................26 4.4 采煤工艺 ............................................................................................29

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4.5 小结 ....................................................................................................30

5 通风系统 .................................................................................... 31

5.1 通风方式 ............................................................................................31 5.2 通风系统 ............................................................................................31 5.3 风量计算 ............................................................................................32 5.4 通风设备 ............................................................................................32 5.5 小结 ....................................................................................................34

6 运输系统 .................................................................................... 35

6.1 煤炭运输 ............................................................................................35 6.2 辅助运输 ............................................................................................35 6.3 小结 ....................................................................................................36

7 主要结论 .................................................................................... 37 参考文献 .......................................................................................... 38 摘要 .................................................................................................. 40 Abstract ........................................................................................... 41 1 绪论 ............................................................................................ 43

1.1 问题的提出 ........................................................................................43 1.2 研究现状 ............................................................................................43 1.3 研究意义 ............................................................................................44

2 工作面概况 ................................................................................ 45

2.1 工作面位置及井上下关系 ................................................................45 2.2 煤层 ....................................................................................................45

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2.3 煤层顶底板 ........................................................................................46 2.4 地质构造 ............................................................................................47 2.5 水文地质 ............................................................................................48 2.6 影响回采的其它因素 ........................................................................48 2.7小结 .......................................................................................................49

3 底板岩石大巷 ............................................................................ 50

3.1 位置关系 ............................................................................................50 3.2 加强支护方式和参数设计 ................................................................50 3.3 小结 ....................................................................................................56

4 跨巷开采技术 ............................................................................ 57

4.1 被跨巷道矿压显现影响因素 ............................................................57 4.2 实例 ....................................................................................................57 4.3 小结 ....................................................................................................59

5 710工作面顺跨底板大巷围岩变形理论分析 ........................ 60

5.1 跨采巷道围岩变形的特征参数及影响因素 ....................................60 5.2 跨采巷道变形参数回归分析 ............................................................61 5.3 小结 ....................................................................................................63

6 大巷矿压观测 ............................................................................ 64

6.1 测站布置 ............................................................................................64 6.2 数据采集 ............................................................................................67 6.3 小结 ....................................................................................................67

7 底板巷道变形规律 .................................................................... 68

7.1 影响范围 ............................................................................................68

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7.2 底板巷道围岩变形 ............................................................................68 7.3 底板巷道的宏观压力显现 ................................................................70 7.4 小结 ....................................................................................................73

8 主要结论 .................................................................................... 74 参考文献 .......................................................................................... 76 致谢 .................................................................................................. 79

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1 井田概况及地质特征

1.1 井田概况

1.1.1 交通位置

蒋庄井田位于滕南矿区的中部，地跨滕州市和微山县。井口北至滕州市25km，南距微山县16km，东连青岛、日照、连云港等国内主要港口，西临京杭大运河和南四湖，可连通淮河、长江等水系；陆路运输经矿区官柴铁路专用线可北接兖新，南达陇海，104国道、京福高速公路纵贯南北，境内水陆交通极为便利。交通示意图见图1.1。 1.1.2 地形地貌及水文情况

井田内地形平坦，地面标高+33.37~+48.37m，为一由东北向西南缓慢下沉的滨湖冲积平原。

由于地势低洼，近临群湖，加之南四湖几乎承受了整个鲁西南各主要水系的来水，过去经常湖水倒灌，内涝成灾，湖滨地区大片被淹。据记载，一九五七年曾形成百年来罕见的特大洪水，湖水水位由+33.0m上涨到+37.01m。除西岗、欢城、柴里等地外，滨湖一带大片被淹。

南四湖流域面积5969km2，湖面1428km2，水深1~3m，昭阳湖常口水文站1959~1962年平均水位标高+33.0m，最高为+37.01m（1957年），最低为+32.02m（1960年），湖底标高一般为+30.0~+32.0m。

井田内无大的河流，仅在井田西南部边界外有旧运河流经，与昭阳湖连接。

近年来，经过大兴水利，疏浚河道，沿河、湖两岸修筑了防洪堤坝，设置了排涝设施，洪水灾害逐年减少，本区基本免受洪水威胁。

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图1.1 矿区交通位置示意图

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1.1.3 气象及地震情况

本区属季风型大陆性气候。 （1）风向和风速

春、夏多东风及东南风；冬季多东北风及西北风。春季为多风季节，平均风速2~3.5m/s，最大风速20m/s。

（2）气温

历年平均气温13.6℃，最低月平均－4.4℃，最高月平均28.7℃。极限最低温度－21.8℃（1957年1月18日），极限最高温度40.9℃（1955年7月）。

（3）降雨量

历年平均降雨量758.7mm，最小降雨量为415.8mm（1983年），最大为1245.8mm（1964年），月最大降雨量为754.3mm（1957年7月），降雨多集中在7、8月份，日最大降雨量230mm（1974年8月1日）。

年蒸发量平均为1988.2mm（1956-1975年）。冰冻期约3~4个月，最大积雪厚度0.19m（1964年），最大冻土深度0.22m（1967年12月31日）。

（4）地震烈度

精查补充地质勘探报告称：根据山东省地震局《鲁西南地震烈度划分》，该矿区地震基本烈度应为7度。 1.1.4 矿区概况

滕南矿区已有40年的开发历史，现在矿区内已经投产和正在建设的国有煤矿有以下矿井：柴里煤矿，年生产能力240万t/a；田陈煤矿，设计年生产能力120万t/a；付村煤矿，设计年生产能力120万t/a；高庄煤矿，设计年生产能力90万t/a，现扩建为年生产能力180万t/a。此外，矿区还有地方生产矿井和省劳改局所经办生产矿井：欢城矿井、郭庄矿井岱庄矿井、七五生建矿井、菜园矿井、崔庄矿井等。

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1.2 井田地质及煤层特征

1.2.1 地层

滕县煤田系以奥陶系石灰岩为轴的背斜构造（滕县背斜）。滕南矿区居背斜南翼，为一断裂发育的宽缓褶皱区，本井田位于滕南矿区中部。本区地层属华北型沉积，以石炭二迭系为含煤地层，地层自老而新有奥陶、石炭、二迭、侏罗、第四系。地层综合柱状图如图1.2所示。

图1.2 综合柱状图

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1.2.2 地质构造

二水平为一断裂发育、以地堑地垒为主要特征的宽缓褶皱区，构造属中等－复杂类型。二水平内褶皱发育，褶皱轴向一般为北东，局部转为北北东或北东东，两翼岩层倾角一般为5°~10°，个别地段达15°左右，各褶曲都不同程度地受到断层破坏，形态变得不明显或不完整。

井田内主要褶曲特征见表1.1。

表1.1 主要褶曲特征

顺序 1 2 3 4 5 6 7 8 褶曲名称 柴里向斜 孔庄背斜 张庄向斜 房庄向斜 于桥背斜 高崮堆向斜 尹家洼背斜 赵庄向斜 轴 向 北东、北北东 北、北北东 北东 北东东、北东 北东 北东 北东 北东 走向长度（km） 9.0 9.1 4.3 1.4 1.7 2.6 5.5 2.1 井田内主要断层特征见表1.2。 1.2.3 煤层及煤质

二水平主要煤系为下二迭统山西组和上石炭统太原群，两个主要煤系地层共含煤18层，山西组含煤2层，赋存于井田东部，即刘仙庄断层、杜庙断层及尹家洼断层所围成的块段。其中3下煤层在分布范围内基本稳定可采，3上煤层在分布范围内大部可采，可采总厚度6.52m左右；太原群含煤16层，其中16煤层在全井田内基本稳定可采，12下煤层在井田内局部可采，可采总厚度1.62m。二水平内各煤层的成因类型属陆植煤类，变质程度为低-中变质阶段的烟煤，工业牌号3上、3下煤层为1/3焦煤，12

下

煤层为气-肥煤，16煤层为肥煤。煤岩特征：3上、3下一般为亮暗-暗亮型，12下煤层为暗亮-亮煤型，16煤层为亮煤型。

可采煤层特征见表1.3。

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表1.2 主要断层特征表

顺序 断层名称 走向 倾 向 倾角 走向长落差（m） 度（km） 6.2 7.2 5.0 5.6 11.3 4.5 3.0 4.0 4.9 4.5 0.5 6.5 2.5 1.5 2.2 4.8 0.9 0~125 0~200 0~90 70~180 110~280 90~190 80~100 50± 100± 100± ＞50 50~130 90~190 0~35 0~25 0~100 35~60 一、北北东向正断层组 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 徐庄断层 高庙断层 王庄断层 杜庙断层 刘仙庄断层 尹家洼断层 祝陈村支断层 官庄断层 曹庄断层 邢寨断层 祝陈村断层 程楼断层 李集断层 南荒断层 栾庄断层 房庄断层 16-1断层 北北东 北北东 北北东 近南北－ 北北东 近南北 北北东 北北东 北北东 北北东 北北东 北北东 北北东 近东西 北东 北东 北东 北东 北西西 南东东 北西西 西 东 北西西 北西西 南东东 北西西 南东东 北西西 南南东 南 北西 北西 北西 北西 75° 60°~70° 50°~70° 75° 75° 75° 75° 75° 75° 75° 75° 75°~78° 75° 45° 45° 45°~54° 45° 二、近东西向正断层组 三、北东向逆断层组 表1.3 可采煤层特征表

煤层 编号 12下 16 煤层厚度两极/平均厚度（m） 0~2.05/0.79± 0.15~1.92/0.95± 层间距（m） 99 54 稳定性 较稳定 稳定 煤层结构 简单 简单 1.2.4 可采煤层顶底板

（1）12下煤层

顶板为泥岩、砂质泥岩，向上渐变为粉砂岩、细砂岩，厚5~7m，坚固性较差，属冒落－中等冒落性顶板，底板为粘土泥岩、泥岩，向下为石

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灰岩（八灰）或砂岩。

（2）16煤层

顶板为第十层石灰岩，厚3.38~9.40m，一般5m左右，层位稳定，岩性坚固，单向抗压强度干燥状态下平均为160×106Pa，饱和吸水状态下平均为146×106Pa，属极难冒落顶板，有时有泥岩伪顶，厚0.1m左右，随采随落，底板为泥岩或粘土岩，厚度多在1m之内，向下变为砂岩。 1.2.5 可采煤层特征及煤质

二水平主要煤系为下二迭统山西组和上石炭统太原群，两个主要煤系地层共含煤18层。太原群含煤16层，其中16煤层在全井田内基本稳定可采，12下煤层在井田内局部可采，可采总厚度1.62m。

可采煤层特征见表1.3。

表1.3 可采煤层特征表

煤层 编号 12下 16 煤层厚度两极/平均厚度（m） 层间距（m） 0～2.05/0.79± 54 0.15～1.92/0.95± 稳定 简单 稳定性 较稳定 煤层结构 简单 1.2.6 水文地质

对二水平开采有影响的含水层主要有（1）第四系冲积层、（2）上侏罗统下部砾岩层、（3）石盒子组底部砂岩、（4）煤系地层中的3煤顶部砂岩层、（5）第三层石灰岩、（6）第十层石灰岩、（7）第十四层石灰岩、（8）奥灰等，二水平内断层导水性弱，水文地质条件属简单—中等类型。

该矿的涌水量

Q总?Q3煤顶板?Q三灰?Q石盒子组砂岩?Q十灰?Q太原组砂岩?Q井筒=239+25+50+96+203+5 =319（m3/h）。

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1.3 井田开拓

1.3.1 井田开拓方式

本井田开拓方式为立井开拓。 1.3.2 水平划分和水平标高

本井田以山西组和太原群两煤组分别设水平开采。 第一水平标高为-320m，开采山西组3上、3下两煤层。 第二水平标高拟定为-450m，开拓太原群12下、16煤层。 1.3.3 大巷布置

第一水平布置有轨道和皮带两条运输大巷，均位于3中，贯穿井田南北。

第一水平回风大巷布置在运输大巷的西侧，与运输大巷的距离为300~600m，标高为-250m，巷道亦处于3下煤层底板岩石中，随着运输大巷向南北两翼延伸，回风大巷降低标高至-280m左右，沿3下煤层布置，与运输大巷平行相距30~40m。2000年紧靠北翼回风大巷西侧，开拓了北翼辅助回风巷，与北翼回风大巷并联共同担负矿井北翼回风。 1.3.4 井田开采顺序

按照先近后远的原则，分南北两翼对称回采。 1.3.5 井筒及井底车场形式

矿井移交时共设主井、副井和中央风井3个井筒。 井筒装备见图1.3。

本矿井采用斜式环行车场，见图1.4。

下

煤层底板岩石

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洒水管压风管4503506500φ50φ40排水管700通讯光缆1000动力电缆通讯监测电缆副井井筒图主井井筒图梯子间注浆管梯子间风井井筒图

图1.3 井筒装备图

重车线空车线主井副井

图1.4 井底车场示意图

井底车场9

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1.4 矿井延深的必要性

蒋庄煤矿设计年生产能力150万t/a，一水平的10个采区，现已动用5个，其中2006年内南一、北二、南三3个采区开采结束，北八、南七成为矿井的主力采区，南九采区现正在开拓，尚未开拓的南五、北六采区储量较少，北十、北十二采区地质构造复杂，开采效益有待进一步进行综合比较分析。从一水平实际揭露的地质构造情况看，复杂程度远远大于矿井原精查地质报告，矿井南翼、北翼均揭露落差大于20m的断层，在精查地质报告中没有控制，致使一水平剩余经济可采储量大大减少。截止2005年底，一水平剩余经济可采储量仅为1401万吨，预计2011年一水平即开采结束，因此二水平延深已迫在眉睫。

二水平主要开采石炭系太原群12下和16煤层，硫分偏高，只能用作化工用煤和动力燃料，但若及早开采，通过与一水平3上、3下层煤的合理配洗或采用脱硫新工艺，可生产出适合市场销路的煤种。这样既可实现煤层厚薄配采，又能提高矿井的整体效益，因此二水平延深已势在必行。

1.5 小结

蒋庄煤矿井田面积约36.6 km2，地质储量为24361.9万t，可采储量14825.5万t，设计年生产能力150万t/a。该井田位置交通方便，井田内水文地质中等复杂，由于一水平剩余经济可采储量仅为1401万吨，二水平延深已迫在眉睫，二水平主要开采12下和16煤层，总采厚平均1.62m，同时与一水平3上、3下层煤的合理配采，提高矿井的整体效益。

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2 二水平开采范围与生产能力

2.1 二水平开采范围及储量

2.1.1 二水平的境界、尺寸和面积

根据煤层赋存与地质构造状况，二水平太原群12下、16煤层境界与井田境界一致，其境界由26个坐标点圈定。二水平南北长约8.0km，东西宽4.57km，面积约为36.6 km2。

根据煤层赋存与地质构造状况，二水平山西组3煤境界为：北以刘仙庄断层、田陈矿井T7勘探线为界，南以李集断层与付村井田相邻，西以刘仙庄断层、杜庙断层为界，东及东南以尹家洼断层与田陈矿井和岱庄井田相邻，南北长约8.75 km，东西宽约1.46km，面积约12.8km2。

井田境界坐标如图2.1所示。

2.1.2 储量计算方法

按1986年全国矿产储量委员会颁发《煤炭资源地质勘探规范》规定，储量分为能利用储量和暂不能利用储量两大类，能利用储量包括正常块段储量和村庄压煤储量，其计算标准为最低可采厚度0.7m，最高灰分不超过40％。暂不能利用储量包括工广、巷道煤柱、边界煤柱、断层煤柱等。

可采储量：为能利用储量乘以可采系数所得之储量。 可采系数：正常块段采用75％，村庄下压煤采用35％。

煤柱留设：工业广场煤柱依（78）煤设字453号文，南北风井煤柱按估算留设，边界煤柱按单侧30m留设，断层煤柱以落差大小和水文地质条件复杂程度按表2.3留设。

各煤层容重如表2.2所示。

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表2.1 井田境界坐标点

点号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 13-1 纬度坐标 3866257.00 3867025.00 3867740.00 3869080.00 3870225.00 3871515.00 3870675.00 3870000.00 3870000.00 3871335.00 3870960.00 3869910.00 3869445.00 3869313.75 经度坐标 39507387.00 39508835.00 39509642.00 39509915.00 39510500.00 39508260.00 39507400.00 39507060.00 39506988.00 39506655.00 39505870.00 39504755.00 39504195.00 39504266.59 点号 13-2 13-3 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 井口坐标 纬度坐标 3868443.32 3867630.00 3867000.00 3865275.00 3865280.00 3865085.00 3864630.00 3862460.00 3862780.00 3862770.00 3864112.00 3864735.00 3865614.50 3867038.00 经度坐标 39503893.68 39503595.00 39502975.00 39502595.00 39503000.00 39502730.00 39502520.00 39501835.00 39503750.00 39504550.00 39505011.00 39505525.00 39506432.50 39504578.00 表2.2 各煤层计算容重表

煤层编号 平均容量（t/m3） 12下 1.39 表2.3 断层煤柱留设表

断层落差 （m） 大于50 20~50 小于20 断层上、下盘煤柱留设宽度（m） 山西组 30 20 不留 12

16 1.28 太原群 50 30 不留 山东科技大学学士学位论文 二水平开采范围与生产能力

2.1.3 二水平储量

经计算二水平储量为4974.4万t。详细情况见表2.4。

表2.4 矿井可采储量汇总表

工广及境煤层 工业储量（万t） 界损失（万t） 12下 16 合计 3903.4 421.3 3888.4 7791.8 421.3 388 299.1 831.1 4974.4 388 299.1 831.1 4974.4 村庄压断层煤损失（万t） （万t） 开采及其它损失（万t） 可采储量 （万t） 2.2 二水平生产能力和服务年限

2.2.1 矿井工作制度

设计矿井年工作日为330d，每天净提升时间16h，每天三班作业，其中两班采煤，一班准备，每班工作时间8h。 2.2.2 二水平生产能力

根据二水平储量、煤层赋存、开采技术条件及与一水平配采等因素，设计推荐二水平生产能力为100万t/a，各生产系统能力相匹配。 2.2.3 服务年限

二水平服务年限＝

二水平可采储量

设计年产量?储量备用系数Z＝A?K 4974.4＝100?1.4

＝35.5（a）

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山东科技大学学士学位论文 二水平开采范围与生产能力

2.3 小结

本章对二水平开采范围及生产能力进行了计算，其境界由26个座标点圈定,二水平南北长约8.0km，东西宽4.57km，面积约为36.6km2。经计算二水平可采储量为4974.4万t。设计矿井年工作日为330d，每天净提升时间16h，每天三班作业，其中两班采煤，一班准备，每班工作时间8h。根据二水平储量、煤层赋存、开采技术条件及与一水平配采等因素，设计推荐二水平生产能力为100万t/a，各生产系统能力相匹配。根据二水平生产能力和二水平可采储量，计算得二水平服务年限35.5a。

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山东科技大学学士学位论文 二水平开拓

3 二水平开拓

3.1 水平延深方案的选择

3.1.1 二水平标高

第二水平开采太原群12下和16两煤层，煤层赋存深度多在-300m至-500m之间。根据煤层赋存特点，设计经过分析比较，确定第二水平标高为-450m。

其特点为：

（1）大巷或运输石门可直接进入各采区，巷道系统简单，运输、通讯均很方便。

（2）二水平轨道暗斜井下车场位于16煤层附近，通过采区石门（上山）可就近布置首采区煤层巷道及工作面，利于早出煤，早见效。

（3）采区多为上山采区，有利于通风、排水、运输。 3.1.2 二水平延深方案

根据矿井现有生产系统，井巷工程和地质条件，结合煤矿开采学，有新掘井筒、井筒直接延深、暗斜井延深三种方案。设计认为，在地面新掘井筒存在大规模改变工业广场生产系统布置、投资大、工期长、施工工艺复杂等问题，明显不合理。井筒直接延深方案又有副井延深、主井不延深，主井延深、副井不延深，主副井均延深三个方案。主井延深施工与生产相互干扰，井筒同时担负生产和延深任务，对生产有一定的影响。延深井筒的施工组织复杂，接井时技术难度大，矿井将短期停产。主副井均延深的方案对生产影响更大，停产时间更长，过渡生产期间矿井生产能力更小，因此，上述两个方案显然不合理。综合以上分析，提出以下二个方案供比较选择。

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山东科技大学学士学位论文 二水平开拓

方案I：副井直接延深，主井暗斜井延伸。如开拓剖面图3.1所示。副井由-320m水平直接延深至-450m水平，主井由-320m水平以12°下山开掘一条皮带暗斜井至-450m水平，从中央风井-250m南总回风巷掘水平开切眼新打一个暗立井至-420m水平。

方案II：主副井均用暗斜井延深。如开拓剖面图3.2所示。副井由-320m水平以16°下山开掘一条轨道暗斜井至-450m水平，主井以13°下山开掘一条皮带暗斜井至-450m水平。中央风井-250m以20°下山总回风巷开掘通风暗斜井至-420m水平。

两个方案的分析比较详见表3.1。

方案I由于井筒直接延深，延深期间与生产相互干扰，矿井可能需要短期停产。

方案Ⅱ具有施工简单，对现有生产影响小，投产快等特点，所以从技术上看，方案II效果最优。

从经济比较看，方案II也优于方案I。综合考虑安全可靠、技术可行、经济合理、操作方便的原则，设计推荐第II方案。最终确定方案如图3.3所示。

3.1.3 大巷布置

根据二水平生产能力，井田分布特征及蒋庄煤矿在大巷运输方面的技术和管理经验，- 450m水平布置轨道和皮带两条运输大巷。轨道运输大巷在井田中部，基本沿16层煤布置，贯穿井田南北，只担负辅助运输功能，布置单轨。皮带运输大巷与轨道运输大巷基本平行布置，平距50m，高出轨道大巷15m。从井底煤仓分南北翼向井田边界延伸。

第二水平回风大巷布置在轨道大巷西侧，沿第九层石灰岩底部布置，随着运输大巷向井田南北翼延伸。南翼回风大巷掘至1603采区位置后不再向南延伸。其南部采区的回风由南风井担负。

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山东科技大学学士学位论文 二水平开拓

表3.1 二水平延深设计方案技术经济比较表

项 目 方案I 方案II 1延深期间对生产影响极小。 2暗斜井的位置、方向、倾角以及提升方式均可不受原有井筒的限制。 3系统简单且能力大，可充分利用原有井筒能力，矿井生产能力不会出现大幅度下滑。 优 点 1可充分利用原有设备和设施。 2辅助提升系统单一，转运环节少，经营费用低，管理方便，占用人员少。 缺 点 1原有井筒同时担负生产和延深任务，施工与生产相互1原有副井设备不能得到干扰，对生产有一定的影响。充分利用。 2延深井筒施工组织复杂，2增加了提升运输环节和接井时技术难度大，矿井将设备，占用人员多。 短期停产。3延深井筒需掘3通风系统较复杂，运输凿一些临时工程。4延深后费用增加。 提升长度增加，提升效率降低。 皮带暗斜井721m 主井130m 南翼通风立井150m 3822m 1028m 5850m 19.8个月 4109.18万元 375万元 3385.4万元 658.4万元 610.89万元 9138.87万元 17

主井 初期工程 副井 风井 开拓 按规程规定及地质变化增加量 合计 工 期 矿建 土建 总投资 设备及安装 其它费用 预备费用 合计 皮带暗斜井721m 轨道暗斜井471.6m 通风暗斜井584.7m 2922m 938m 5492m 19.3个月 3950.61万元 390万元 3520.22万元 630.03万元 499.82万元 8990.68万元 山东科技大学学士学位论文 二水平开拓

中央风井副井主井0-50-100-150-200水平南翼回风巷0-50-100孔庄断层∠65°H=20M王庄断层∠70°H=50-80M-150-200-250-250上通风暗立井-300-350-400-450-500-550-600-650-700-30012 下煤0.7-1.2M 450南翼运输大巷1603采区回风上山-320水平北翼运输大巷12下-435南翼皮带机巷1603采区运输上山16煤0.7-1.2M16煤1.1M1603采区轨道上山采区煤仓12°12 下煤0-0.5M -320水平2煤仓-320水平井底装载峒室-430北翼皮带机巷-450水平北翼运输大巷井底煤仓-350-400-450-500-550-600-65016煤0.4-1.1M-450水平皮带暗斜井王庄断层∠70°H=50-80M孔庄断层∠65°H=20M-700

图3.1 蒋庄煤矿二水平延深设计方案Ⅰ

中央风井а208°а31°副井主井а51°а31°а65°0-50-100-150-200-2503 上 煤0.7M0-50-100-150-2003 上煤2.2-3.0M下煤4.0M3 -300-350-400-450-500-435南翼皮带机巷-450水平中央泵房-450水平中央变电所-450水平南翼总回风巷3 上煤2.9M下煤2.7-4.5M3 -450水平北翼通风暗斜井-250-300-450水平南翼通风暗斜井1603采区运输上山1603采区轨道上山1220°下-320水平北翼运输大巷16°13°-450水平皮带暗斜井12 下煤0-0.5M-320水平2号煤仓-320水平井底装载硐室-350-400-450-500-550-600-650-435北翼皮带机巷16煤0.7-1.2MO2-450水平南翼运输大巷16煤0.4-1.1M-450水平集中煤仓-450水平轨道暗斜井-450水平轨道暗斜井下车场O2架空索道通道-450水平北翼运输大巷-550-600-650-700-750-800-850王庄断层∠70°H=50-80M孔庄断层∠65°H=20M-700-750-800-850

图3.2 蒋庄煤矿二水平延深设计方案Ⅱ

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山东科技大学学士学位论文 二水平开拓 0 ∠75°　395030006039503500号3453H=第4°设字3950400012-238.930.66-404.65　39504500-450北-4翼轨道大00巷5-430北翼皮带机巷395∠75 例-320水平巷道H=6∠45H=45-60 ∠70°i-6937.301.91-428.0014-537.161.12-404.46-45000-4去 柴 里12下煤可采边界线公 路88-1断层60-70°H=55 ∠5°H孔 庄=30∠75°H河 流高 庙 支 断 层°H=F2 断铁 路85=16∠75井田边界3号文-4000°H53号第45采区边界°H=214-7断层0～70°H煤设字(78)煤93-536.551.05-416.0987°H=24453号-40095-136.710.85-377.749°H=(78)煤设字第453号∠75∠6等高线孔 庄 断 层(78)二水平皮带暗斜井14-437.540.82-394.78=50-60孔 庄 断 层x:3867000y:3950297514∠7柴里田井村 工 厂H=20 ∠=3275°孔 庄93-437.250.82-389.5590-637.720.20-429.60 断 层16煤可采边界线北总回风巷风 井40.00-250.00-320.03-350.4540.00-320.0040.00提升罐-7.2箕-12-320.00提升副井主井 层绞车房∠713-438.24-476.840.89设字第4-42煤8)(7°12-37338.80∠-406.860.8336H=°H=13-537.660.20-436.03可边采线界-42575-450-4(78)煤∠75二水平轨道暗斜井14-337.740.44-392.116437.95-539.900-50设字第-525∠7-475∠70°H=90=90第455°H67-5937.100.83-427.91(78)70°H=5016-736.29-412.101.02煤设字∠7-425王 庄 断 层3号徐 庄 断 层可 采 边 界 线∠65°H=20采区回风上山25-420 断 层453号90-1136.511.00-422.94∠68采区轨道上山(78)煤设字第453号(78)煤0037.271.15-415-3-394.13∠75°H=15-20-450∠6-425-430南翼皮带机巷-450南翼轨道大巷∠50～70°H=90i-3635.701.20-446.15第字32设H=煤)　8°(775图3.3 蒋庄煤矿二水平延深设计最终确定方案 36.240.98-476.25-475小 宋 楼 断 层66-913号45-425∠19 16-336.561.12-354.04 层15-236.980.93-447.6115-6陈楼F5 断 庄 断350路陈 楼453号赵庄陈楼小学37.110.95-474.04 层∠56°- 72°H90-1036.020.57-427.03-375=25-4016-536.62断缺-450∠60°H16-636.711.10-425.99=8090-236.341.05-425.56采区运输上山0°H=1597-136.500.60-447.25于 桥 断 层90-537.320.90-520.18∠50-°H=高 庙设字第15-437.580.81-425.92小宋楼-4505-47-42514-237.770.85-449.49-42537.-453

山东科技大学学士学位论文 二水平开拓

3.1.4 采区划分

根据二水平地质构造，煤层赋存条件、煤层层间距较大及大巷布置等情况将12下层煤划分为1201、1202、1203、1204、1205、1206，六个采区。16层煤划分为1601、1602、1603、1604、1605、1606、1607、1609、1611，九个采区。

其中12下层煤1201采区的煤层标高多在-310~-380m之间，1202采区的煤层标高多在-320~-400m之间，经比较分析，将12下层煤1201和1202采区划归一水平开采。

这样二水平共划分为16个采区，其中北翼采区7个，即1204、1206、1602、1604、1606，南翼采区9个，即1203、1205、1601、1603、1605、1607、1609、1611。

考虑厚薄配采、煤种配伍的要求，一、二水平过渡生产时期，生产能力为60万t，即为二水平设计年生产能力的60%。二水平投产时安排南翼1603一个采区。

3.2 井底车场及井筒

3.2.1 井筒位置选择

为便于一、二水平的生产系统联系，减少开拓期间和过渡生产期间的相互干扰，并做到安全可靠，经分析比较，皮带暗斜井从一水平二号煤仓上口开门，按12°下山布置。轨道暗斜井从一水平南大巷距井底车场较近的位置开门，为使两暗斜井底落在距离比较近的位置，按16°下山布置。两暗斜井井筒相距80m并相互平行。南翼通风暗斜井从-250m南总回开门，按20°下山布置，井底落在二水平首采区1603采区附近。

该方案具有以下优点：

（1）由于二水平储量中心南移，井底车场位置基本位于二水平储量中

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山东科技大学学士学位论文 二水平开拓

心。

（2）煤炭和轨道运输系统与一水平联系都非常方便。

（3）井筒位于12下、16层煤均不可采的位置，减少了井筒煤柱压煤量。

（4）井底车场位于小宋楼村下部，保护煤柱与村庄保护煤柱重合。 （5）井底车场距首采区近，首采区开拓准备量少，可提前二水平出煤时间，尽早实现一、二水平厚薄煤层配采和煤种配伍。

（6）两暗斜井井筒位于大巷两侧，联络方便，利于井底车场各类硐室布置，同时，进出车方便，车场通过能力大。 3.2.2 井筒设计

皮带暗斜井净宽4.8m、净高3.2m，直墙圆弧拱形，净断面13.21m2,装备胶带机及架空乘人索道、动力电缆、通讯、信号电缆等，担负二水平的原煤提升和人员上下。如图3.6所示。

轨道暗斜井净宽4.7m、净高3.57m，直墙圆弧拱形，净断面14.81m2,装备双钩串车，担负二水平的材料、设备升降及矸石提升，并兼做进风井。井筒内布置有二路排水管路和一路供水管路。如图3.7所示。

南翼通风暗斜井净断面12.14m2,直墙半圆拱形，作为二水平回风之用，井筒内设人行台阶。 3.2.3 井底车场

根据二水平开拓方式，井筒相对位置、大巷布置及运输方式，经比较，井底车场采用直线布置形式。如图3.8所示。

该车场具有下述优点：车场形式简单、弯道少，在直线轨道上顶送重车，行车安全，调车速度快，通过能力大。

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山东科技大学学士学位论文 二水平开拓 图3.6 皮带暗斜井断面图 巷道中心线轨道中心线轨道中心线 图3.7 轨道暗斜井断面图 22 山东科技大学学士学位论文 二水平开拓

空车运行方向重车运行方向材料车运行方向水平轨道大巷

图3.8 井底车场图

3.2.4 主要硐室

（1）皮带暗斜井装载系统：装载方式采用半抬高方式，井底煤仓下口设置给煤机送煤至暗斜井胶带运输机。井底煤仓为垂直煤仓，有效容量为1000t。

（2）皮带暗斜井井底清理撒煤系统，井底设置水窝、水窝泵房、沉淀池。

（3）排水系统：由二水平主排水泵房、水仓及管子道组成。 （4）中央变电所：井下变电所硐室及通道等。

（5）其它硐室：等候室、消防材料库、车辆调度室、爆破材料库、废旧物资回收硐室、机电检修硐室、工具保管室等。

3.3 小结

（1）确定第二水平标高为-450m。

（2）对“主井暗斜井延深，副井直接延深”和“主副井均用暗斜井延深” 两方案技术经济比较后，综合考虑安全可靠、技术可行、经济合理、管理方便的原则，选用主副井均用暗斜井延深方案。

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φ2032200锚杆密闭门A变压器室行人侧宽度B密闭门配电室B主排水硐室112015003500780SF212500/38.5型变压器安全距离AAAφ2032200锚杆SF212500/38.5型变压器行人侧宽度安全距离行人侧宽度行人侧宽度高压开关柜安全距离120010003000800安全距离高压开关柜

图3.9 中央变电所

图3.10 水仓断面图 24

山东科技大学学士学位论文 采区设计

4 采区设计

4.1 采区概况

4.1.1 位置选择

根据二水平开拓布局，本着将首采区布置在勘探程度高、开采条件好的块段和出煤早、见效快的原则，设计经过几个方案的比较优选，确定首采区为位于井底车场西侧的1603采区。该采区靠近井底车场，距离总回风巷较近，煤层厚度大部分在1.0~1.2m之间，适宜布置薄煤层综采工作面，开拓工程量少，能达到早投产、早配采的目的。 4.1.2 地质特征

主采煤层为16煤，赋存稳定平均厚度0.95m，煤质较差；局部含炭质石英砂岩夹层，最大厚度0.37m，分布范围极小。顶板为第十层石灰岩，厚3.38~9.40m，一般为5m左右，层位稳定，岩性坚固。区内地质构造以断裂构造为主，褶曲受断层切割较破碎，大、中型构造控制较为可靠，地质构造属中等类型。 4.1.3 水文地质

区内水文地质条件属简单中等类型。

4.2 采区参数及生产能力

4.2.1 采区参数

根据大巷的布置和采区个数的划分，确定1603采区的倾斜长度为1110m左右，工作面倾斜长为160m，采用单巷布置，本采区总共分为6个区段。走向长为2000m左右，采用双翼开采，采区地质储量为210.35万t，可采储量为159万t。

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山东科技大学学士学位论文 采区设计

4.2.2 作业制度

采区工作日为330d，每天三班作业，其中两班采煤，一班准备，每班工作时间8h，工作班每班割煤3刀，采煤机为滚筒式，型号是MG100（B1M-100）。

4.2.3 生产能力及服务年限

采区生产能力

A0=LV0MrC0

=1603158430.8331.2830.97 =26.12（万t/a）

1603采区在过渡期间布置两个工作面同时生产，年产量为52.24万t，为二水平生产能力的52.2％。二水平达产时，安排两个采区，布置3个工作面，其中两个综采一个普采。

1603采区位于蒋庄井田的西南部，采区面积154000m2,地质储量210.35万t,可采储量159万t，采区服务年限

T=ZK/A =159/52.24 =3.05(a)

4.3 生产系统

4.3.1 巷道布置

在采区中间沿16层煤可采边界线布置三条采区巷道，一条轨道上山，一条运输上山，一条回风上山。轨道上山从井底车场附近开门，施工约600m石门后，以15°起坡，跟上16层煤后沿煤层顶板施工，一直到采区边界。轨道上山担负采区辅助运输、进风和行人。

运输上山从井底煤仓上口开门（采区不再单设煤仓），施工一段平巷后，

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山东科技大学学士学位论文 采区设计

按10°下山施工，跟上16层煤，然后按10°上山施工，穿过高庙断层，跟上16层煤，沿煤层顶板施工，直到采区边界与回风上山沟通。

工作面布置：材料巷从轨道上山开门，跟上煤层后，向采区南翼定向掘进。运输巷从轨道上山开门，施工联络巷，到运输巷位置后调向与材料巷平行施工，然后反向下扎从轨道上山下部穿过，与运输上山沟通，形成系统。

采区布置如图4.1和图4.2所示。 4.3.2 采区各系统

（1）运煤系统

工作面→运输巷（转载机、可伸缩胶带输送机）→运输上山（胶带输送机）→二水平井底煤仓。

（2）运料排矸系统

工作面所需材料设备由井底车场→采区轨道上山→工作面材料巷→工作面。工作面回收的材料、设备和掘进工作面排出的矸石，经由与运料系统相反的方向运至井底车场。

（3）通风系统

新鲜风流自井底车场→采区轨道上山→工作面材料巷→工作面。 乏风风流自工作面→工作面运输巷→运输上山→回风上山→通风暗斜井→-250南总回→中央风井排出地面。

（4）排水系统

由于工作面两巷定向施工，高低不平，涌水不能实现自流，工作面两巷敷设专门排水管路，在低洼处安设水泵，将涌水排至轨道上山，然后自流至井底车场进入二水平井底水仓。

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柴 里山东科技大学学士学位论文 采区设计 井 田二中-40015徐 庄 断 层3865500386600038665003867000∠50～70°H=90(78)煤设字第453号-350-435南14255mm)α 208°小 宋 楼 断 层陈楼∠75°H=15-20(78)煤设字第453号60m图4.1 采区巷道布置平面图 可 采 边 界 线∠65°H=20山东科技大学资源与环境工程学院 资源工程系2011届毕业设计设计制图 刘慧洁指导老师吴士良11.5.1511.5.150-50-100-150-200-250-300-350-400轨道运输大巷-450-500-550-600-650-700高庙断层∠68°H=80-90m回风大巷绞车房回风上山采区轨道上山运输上山区段回风上山区段运输平巷区段材料巷皮带运输大巷区段回风平巷高庙断层∠68°H=80-90m图4.2 采区巷道布置剖面

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-4251140m(111α 208°380m变坡点-420水平通风暗斜井α 19495m(变坡点-400高庙支断层∠60°H=20m高庙断层∠60°H=20m50-4平南翼运翼皮输大带运巷输大巷王 庄 断 层5-47-450水∠50-70°H=5014-7断∠60～70°H527m)3°20°评 阅75-4-425崔庄井田(85)鲁煤地局字75号文16160mF5 断 层9201603m01材料徐 庄 断 层巷α 192°30i-3635.701.20-446.15∠716-736.29-412.101.02'5°H=9090-236.341.05-425.56160301945m160301运(78)煤设字(78)煤设880m160302材料巷y:3950297514第453号字第453号文∠75°H=输巷α 192°30'35m85∠70°H=161603051603038652803950300017-335.730.90-450王 庄290-1036.020.57-427.0325-4160m900m16032运输巷∠°75　∠68°H=16030206第字32设H=煤8)(716030-4503(78)煤设字95-136.710.85-377.74第453号∠75°H=91603轨道(78)煤设字3号45第453号高 庙16-636.711.10-425.99 支 断93-536.551.05-416.09 层上山 断 层赵庄-425-425∠75°H=28F2 断 层-42516030716030490-1136.511.00-422.941140m700m16-536.62断缺37.100.83-427.91∠666-9136.240.98-476.25-3750°H=80高 庙14-4-40037.540.82-394.7867-59-475 断 层1603081603运输石门90-537.320.90-520.18510mα 28α 28∠70°H=90(78)煤设字第453号5°5°∠77°H=2416-336.561.12-354.04层15-437.580.81-425.92小宋楼14-337.740.44-392.11=50-6015-30037.271.15-4-394.131603采区煤仓16-436.141.13-342.68m30-250.00 -450水平煤仓0-50蒋庄煤矿二水平首采区平面图设计图 号比 例1:2000山东科技大学资源工程系采矿工程07-1班-100-150-200-250-300-350-400-450-500-550-600-650-700 山东科技大学学士学位论文 采区设计

4.4 采煤工艺

经过综合分析比较认为，16煤顶板为第十层石灰岩，抗压强度较大，属极难冒落顶板；12下煤泥岩顶板比较破碎，属冒落-中等冒落顶板，顶板支护难度大。采用综合机械化开采，有利于加强顶板支护强度，提高安全系数，故设计采用综合机械化开采。

图4.3 采煤工作面布置图

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山东科技大学学士学位论文 采区设计

4.5 小结

本章对二水平首采区进行了设计根据二水平开拓布局，本着将首采区布置在勘探程度高、开采条件好的块段和出煤早、见效快的原则，确定首采区为位于井底车场西侧的1603采区。走向长为2000m，采用双翼开采。采区服务年限3.05a。采区巷道的支护：采区准备巷道以锚喷支护为主，工作面顺槽根据煤层顶板条件，采用锚喷、喷封闭浆、裸体三种方式，顶板破碎时，采用架铁棚支护方式。在二水平延深期间采用“两采一准”的作业方式，两班采煤，一班检修，每班工作八个小时，采煤班一班割煤三刀。

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山东科技大学学士学位论文 通风系统

5 通风系统

5.1 通风方式

该矿井一水平通风方式初期为中央分列式，后期为混合式，中央风井担负南一、南三和所有北翼采区的通风，南风井担负南五、南七和南九采区的通风。

根据矿井二水平的开拓布置和现有的通风系统，设计推荐矿井二水平初期仍采用中央分列式通风方式，中央风井负担矿井二水平1601、1602、1603、1604、1204采区的通风。二水平后期矿井通风方式可采用两种方案：方案一是混合式，既与一水平相同，中央风井负担1601、1603和所有北翼采区的通风，南风井担负南十一、1203、1205、1605、1607、1609、1611采区的通风。方案二是对角式，在矿井北翼增掘北风井，南风井担负南十一、1203、1205、1605、1607、1609、1611采区的通风，北风井担负北十、北十二、1206、1606采区的通风。但因二水平后期井底车场至北十二采区6000多米，如利用中央风井供风，经测算，中央风井负压将达到4190.8Pa，远远超过设计规范对负压值（﹤2940Pa）的要求，中央风井已不能满足矿井通风要求，不论是从通风安全，还是从矿井抗灾能力考虑，方案一都不可取，故二水平后期矿井通风方式选择方案二。

5.2 通风系统

（1）二水平初期

新鲜风流→由副井经-320m水平车场→轨道（皮带）暗斜井→-450m水平车场→-450南、北运输大巷→采区轨道上（下）山→工作面进风巷→回采工作面。

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山东科技大学学士学位论文 通风系统

乏风风流→工作面回风巷→采区回风上山→-420南、北翼回风巷→回风暗斜井→总回风巷→中央风井排出地面。

（2）二水平后期

新鲜风流→由副井经-320m水平车场→轨道（皮带）暗斜井→-450m水平车场→-450南、北运输大巷→采区轨道上（下）山→工作面进风巷→回采工作面。

乏风风流→工作面回风巷→采区回风上山→-420南、北翼回风巷→回风暗斜井→总回风巷→南、北风井排出地面。

5.3 风量计算

二水平初期为过渡期，一、二水平同时生产，一水平布置两个回采工作面，一个备用回采工作面，六个掘进工作面，二水平布置两个回采工作面，八个掘进工作面。矿井需风量160m3/s，负压为2183.9Pa，等积孔为4.07m2；二水平后期最大负压位于北十采区，届时全矿布置三个回采工作面（两综一高），一个备用工作面，十二个掘进工作面。矿井需风量116m3/s，负压为2766.0Pa，则矿井等积孔

A?1.19Qh?1.19?1162766?2.62m2

所以，矿井通风难易程度评价为容易。

5.4 通风设备

二水平通风方式初期为中央分列式，副井进风，中央风井回风。后期矿井通风方式改为对角式通风，副井进风，北风井和南风井回风。 5.4.1 中央风井风机

中央风井担负矿井二水平1601、1602、1603、1604、1204采区的通风。

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山东科技大学学士学位论文 通风系统

最大负压位于1204采区，届时风量为88m3/s，负压为2410.5Pa，通过与中央风井现安装的2K60-4No28轴流式通风机装置性能曲线对照知，现中央风井风机满足二水平初期通风的需要。 5.4.2 南风井风机

南风井担负南十一、1201、1203、1205、1605、1607、1609、1611采区的通风。最大负压位于南十一采区，届时风量为64m3/s，负压为2645.6Pa，通过与南风井现安装的BDK-8-No24对旋式通风机装置性能曲线对照知，现南风井风机满足二水平南翼通风的需要。 5.4.3 北风井风机

北风井担负北十、北十二、1206、1606采区的通风。北风井通风最容易时期风量为56m3/s，负压为2417.6Pa。通风最困难时期风量为64m3/s，最大负压为2766.0Pa。

表5.1 通风机设备方案比较表

方案 项目 风机型号 返风方式 总投资（万元）其中： 设备、安装费（万元） 土建（万元） 主要优缺点 方案 Ⅰ BDK54-8- No20 23200kw 倒转返风 162.32 112.32 42 投资省、电耗小、返风方便、噪音低 施工工短

方案 Ⅱ 1K58 450kw 倒转返风 186.38 140.38 50 投资高、电耗较大、漏风大、噪音高 根据所需风量和前、后期负压做了两个方案，见表5.1。经比较认为方案Ⅰ较合理，推荐选用BDK54-6-No20型对旋防爆轴流式风机，前期风叶角度为37°/29°后期风叶角度为40°/32°。该风机具有效率高、噪音低、

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山东科技大学学士学位论文 通风系统

电耗低、结构紧凑、维修方便、安装简单，不需要风机房、无需设反风道，土建工程量少等特点。

5.5 小结

二水平通风方式初期为中央分列式，副井进风，中央风井回风。后期矿井通风方式改为对角式通风，副井进风，北风井和南风井回风。中央风井担负矿井二水平1601、1602、1603、1604、1204采区的通风；南风井担负南十一、1201、1203、1205、1605、1607、1609、1611采区的通风；南风井担负南十一、1201、1203、1205、1605、1607、1609、1611采区的通风，风机选用BDK54-6-No20型对旋防爆轴流式风机。

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山东科技大学学士学位论文 运输系统

6 运输系统

6.1 煤炭运输

结合该矿井原有使用经验，本设计选定为胶带运输机运输，预选型为：DTⅡ-1000/2×160型胶带运输机。其基本技术参数见表6.1。

表6.1 胶带运输机基本技术参数表 B=1000mm 胶带 F=1250N/mm 带速 运输量 功率 2.5m/s 630t/h 2×160kW 最大块度 张紧形式 运输能力 最终运输长度 300mm 液压绞车 200万t/a 1500m 巷道倾角 0° 南北两翼工作面的煤流分别进入南北两翼皮带机道，然后分别进入1、2号煤仓，经主井装载硐室，由主井提升至地面。

6.2 辅助运输

辅助运输为轨道运输，运输设备选用电机车牵引矿车（人行车）运输，就运输方式提出两个方案：

方案Ⅰ：架线式电机车运输。 方案Ⅱ：蓄电池电机车运输。

通过比较，可以看出方案Ⅱ缺点明显，不利于矿井高效生产，方案Ⅰ虽存在一定不安全因素，但由于该矿有丰富的使用管理经验和一系列行之有效的解决办法，故选择方案Ⅰ，即架线式电机车运输。选用10t架线式电机车牵引1t箱式矿车。大巷铺设单轨，轨型为30kg/m，轨距为600mm，大巷向井底车场的坡度平均为4‰下坡。方案比较见表6.2。

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山东科技大学学士学位论文 运输系统

表6.2 两方案比较表（按达产100万吨/a计算）

方案号 方案内容 设备型号 方案Ⅰ 架线式电机车运输 ZK10-6/550 架线TCG-100 1000m 整流设备 1套 维修硐室 20m 信集闭系统 1套 4辆 28辆 低 高 低 83.8 1.2 优点： 1．带载能力强。 2．维修、维护量低。 3．机车利用率高。 缺点： 1．由于利用架空线做电源，存在一定不安全因素，但通过管理和培训能很好解决。 方案Ⅱ 蓄电池式电机车运输 XK8-6/192 专用水发生设备 3套 维修硐室 100m 信集闭系统 1套 8辆 23辆 高 差 高 203.1 0.2 优点： 1．消除了架空线带来的安全隐患。 缺点： 1．机车带载能力差，大巷运输繁忙。 2．带载时间短，充14h仅能使用6h。 3．机车利用率低，大部分时间处于充电阶段。 4．使用管理较困难。 5．运行费用高。 配套设施 机车数量 车组车数 维修、维护量 运输能力 运行费用 总投资 （万元） 设备 安装 主 要 优 缺 点 6.3 小结

本章对井下运输系统进行了阐述，本设计选定为胶带运输机运输，辅助运输为轨道运输，运输设备选用电机车牵引矿车运输，运输方式是架线式电机车运输，选用10t架线式电机车牵引1t箱式矿车。大巷铺设单轨，轨型为30kg/m，轨距为600mm，大巷向井底车场的坡度平均为4‰下坡。

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山东科技大学学士学位论文 主要结论

7 主要结论

本设计对蒋庄煤矿二水平的开拓延深进行了设计。

经综合分析地质条件和煤层埋藏条件，计算出二水平可采储量为4974.4万吨，设计生产能力100万吨，服务年限35.5a，根据煤层赋存特点，设计经过分析比较，确定第二水平标高为-450m。经综合考虑安全可靠、技术可行、经济合理、管理方便的原则，设计推荐方案：副井由-320m水平以16°下山开掘一条轨道暗斜井至-450m水平，主井以13°下山开掘一条皮带暗斜井至-450m水平。中央风井-250m以20°下山总回风巷开掘通风暗斜井至-420m水平。

根据二水平生产能力，井田分布特征及蒋庄煤矿在大巷运输方面的技术和管理经验，-450m水平布置轨道和皮带两条运输大巷。将1603采区确定为首采区，根据大巷的布置和采区个数的划分，确定1603采区的倾斜长度为1100m，工作面倾斜长为160m，采用单巷布置，本采区总共分为6个区段。走向长为2000m，采用双翼开采。采区地质储量为210.35万吨，可采储量为159万吨。1603采区在过渡期间布置两个工作面同时生产，年产量为26.12万吨，为二水平生产能力的52.2％。二水平达产时，安排两个采区，布置3个工作面，其中两个综采一个普采。采区服务年限3.05a。局部受地质条件影响不适宜布置综采面时，采用高档普采面开采。二水平延深期间采用“两采一准”的作业方式，采煤班一班割煤三刀。

确定了二水平的井下运输系统，本设计选定为胶带运输机运输，预选型为：DTⅡ-1000/23160型胶带运输机。确定了二水平的通风系统，根据矿井二水平的开拓布置和现有的通风系统，设计推荐矿井二水平初期仍采用中央分列式通风方式，主副井进风，中央风井回风。后期矿井通风方式改为对角式通风，主副井进风，北风井和南风井回风。

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山东科技大学学士学位论文 参考文献

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山东科技大学学士学位论文 摘要

摘要

蒋庄煤矿3下710综采工作面顺跨底板南大巷和皮带巷开采，针对底板大巷矿压特征的评估以及巷道加固以保证安全生产的问题，采用了现场调研、理论分析，并以数值模拟为主的研究方法进行了相关研究。本专题研究底板大巷在受到3下710工作面采动影响时，大巷围岩应力分布规律和围岩变形量。

关键词：顺跨，围岩应力，变形量，分布规律

山东科技大学学士学位论文 摘要

Abstract

JiangZhuang coal mine 710 fully mechanized working face across the floor large tunnels and the south, aimed at the bottom belt lane mining large tunnels mine pressure characteristics of roadway in evaluation and strengthening will guarantee the safety of production problems, using a site investigation and theoretical analysis, and mainly by numerical simulation study methods of related research. This project large tunnels by 3 floor mining in mining effects 710, large tunnels surrounding rock stress distribution rule and surrounding rock deformation.

Keywords：Left.the right across the mining, Surrounding rock stress, Deformation, Regularities of distribution

山东科技大学学士学位论文 绪论

1 绪论

1.1 问题的提出

为了改善巷道维护和减少护巷煤柱损失，我国很多矿区都将矿井的主要大巷、开采厚煤层的采区上（下）山和区段集中平巷等巷道，布置在底板岩层内或下部邻近围岩比较稳定的薄和中厚煤层内。底板岩巷是一类煤矿十分常见的受煤层采动影响的高应力巷道，但由于底板岩巷的位置不同，巷道的受力状况和围岩变形有很大差别。

跨采巷道是指要经历采面从其上方跨越推过的一类巷道的总称。有横跨和纵跨两大类，跨采巷道围岩通常属于碎胀型软岩范畴。

枣矿集团蒋庄煤矿3下710工作面顺跨南大巷和皮带道。本专题研究底板大巷在受到3下710工作面采动影响时，大巷围岩应力分布规律和围岩变形量。

1.2 研究现状

影响被跨巷道矿压显现程度的因素有：跨巷方向、工作面与巷道的垂距、巷道的围岩岩性和支护技术等，其中决定性因素是工作面与巷道垂距即岩柱、底板岩性特征和巷道的支护方案。根据工作面推进方向与大巷长轴方向交角不同，跨巷方向可分为横跨、斜跨和顺跨。

目前，对深部巷道围岩变形量的预测,都是建立在实测的基础上，据巷道围岩变形机理，总结出巷道围岩变形量与围岩应力、围岩岩性，及支护反力之间的经验公式，为现场生产服务。

2002年，蒋庄煤矿307工作面回采过程中曾斜跨南大巷和皮带机道，工作面底板与较高的皮带机道顶部的垂距为17~20m，工作面跨巷长度

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山东科技大学学士学位论文 绪论

320m以上。大巷与工作面顺槽相交处南翼皮带硐室群下部采用底板卸压巷道等措施，巷道出现少许底臌，307工作面停采线前方90m的范围内，皮带机巷一侧巷道有底鼓，约140~170mm，顶板出现开裂，局部地段出现一侧片帮，其余地段，尤其是307工作面采空区下方2条巷道局部地段有底臌140mm，其余地段无明显变形和围岩破坏。跨采段和超前动压影响段巷道均没有采区加固支护措施，基本保证了巷道的正常使用。

1.3 研究意义

总结一般条件下底板巷道受跨采采动影响下的破坏机理，推导出具有一定普遍适用性的底板巷道跨采可行性的理论公式，来作为煤矿跨采可行性和跨采巷道变形量预计的理论依据。

本课题的研究成果不仅可以丰富人们对于巷道破坏机理的认识，而且可以对矿井跨采可行性的预计有较大的理论指导作用。对煤矿安全开采具有很高的实际价值，对完善我国跨采理论的研究也具有积极的作用。

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山东科技大学学士学位论文 工作面概况

2 工作面概况

2.1 工作面位置及井上下关系

3下710工作面位于南七采区东部北翼，其北面为3下307工作面采空区，西面分别为3下702工作面、3下704工作面、3下706工作面和3下708工作面采空区，东面为正在掘进的3下712工作面，南面尚未开采。工作面具体位置及井上下关系如表2.1所示。

表2.1 工作面位置及井上下关系表

水平名称 地面标高（m） 地面的相 对位置 回采对地面 设施的影响 -320 ＋35.2～＋35.7 采区名称 井下标高（m） 南七 -260～-290 本工作面位于赵庄村东南100m，房庄村北165m。 回采后对地面设施基本无影响。 3下710工作面位于南七采区东部北翼，其北面为3下307工作面采空区，西面分别为3下702工作面、3下704工作面、3下706工作面和3下708工作面采空区，东面为正在掘进的3下712工作面，南面尚未开采。 500～756 倾斜长度(m) 128～189 166 面积(m2) 126400 井下位置及 与相邻关系 走向长度(m) 2.2 煤层

本工作面设计开采煤层为山西组三下煤层，通过地质资料分析和相邻工作面回采情况证实，该工作面范围内，煤岩成份以亮煤为主,属半亮煤型;其物理性质为:黑色、弱玻璃光泽，具眼球状断口，局部层面有丝炭，硬度

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