矿井建设专业毕业设计

河北工程大学毕业设计 I 目录 1 矿井设计的基本情况 . 1 1.1井田概况及地质特征 . 1 1.1.1 交通位置 . 1 1.1.2 地形地貌 . 1 1.1.3 河流与水系 . 1 1.1.4 气象 . 1 1.1.5 地质构造 . 3 1.1.6 水文地质条件 . 4 1.1.7 煤层及煤质情况 . 5 1.2矿田的开 拓与开采 . 6 1.2.1 井田境界与资源储量 . 6 1.2.2 矿井工作制度 . 6 1.2.3 矿井服务年限及年产量 . 7 1.2.4 井田开拓 . 7 1.2.5 开拓巷道布置 . 8 1.3 矿井的主要生产系统 . 9 1.3.1 主要运输系统 . 9 1.3.2 矿车 . 9 1.3.3 运输设备选型 . 9 1.3.4 井筒 . 10 1.3.5 提升设备 . 11 1.3.6 井底车场及硐室 . 12 1.3.7 井 下通风系统 . 14 1.3.8 排水设备 . 14 1.3.9 防水、防火、防沼气煤尘爆炸的安全措施 . 15 1.4 矿井主要技术经济指 标 . 16 2 矿井建设准备 . 18 2.1建井施工条件 . 18 2.1.1 建井期间水电供应 . 18 2.1.2 交通运输 . 19 2.1.3 通信联系 . 19 2.1.4 建筑材料来源 . 20 2.1.5 排矸 . 20 河北工程大学毕业设计 II 2.2 建井的技术准备工作 . 20 2.2.1 井田开拓设计主要技术原则 . 20 2.2.2 矿井施工方案 . 21 2.2.3 主、副、风井筒开工顺序 . 22 2.2.4 矿井建设的工程准备 . 22 3 井筒施工 . 23 3.1 主井井筒概况 . 23 3.1.1 井筒的特征 . 23 3.1.2 井筒的地质 . 23 3.2 表土施工 . 25 3.2.1 施工方案选择 . 25 3.2.2 施工方法的简述 . 25 3.2.3 表土工期确定 . 26 3.3 基岩掘砌施工 . 26 3.3.1 主井基岩段工程概况 . 26 3.3.2 基岩段爆破设计 . 26 3.3.3 基岩掘砌施工方法及设备 . 29 4 井巷过渡期与井底车场的施工组织 . 47 4.1 主副井各硐室施工 . 47 4.1.1 主井各硐室施工 . 47 4.1.2 副井各硐室施工 . 48 4.1.3 主副井贯通方案 . 48 4.2 井底车场过渡期施工组织 . 49 4.2.1 速度图计算 . 49 4.2.2 马头门的施工 . 51 4.2.3 主副井装备交替改装方案 . 51 4.3 井底车场巷道及硐室的施工顺序 . 52 4.3.1 车场硐室 及巷道的施工原则 . 52 4.3.2 井底车场巷道的连锁项目 . 53 4.3.3 其他巷道及硐室施工顺序 . 53 4.4 过渡期及车场 施工阶段的辅助生产系统 . 53 4.4.1 通风设施的改装 . 53 4.4.2 排水设施的改装 . 53 4.4.3 压气、供电设施改装 . 54 河北工程大学毕业设计 III 4.5 井底车场的掘进方式 . 54 4.5.1 井底车场巷道的掘进方式 . 54 4.5.2 井底车场硐室的掘进方式 . 54 4.6 选择凿岩、装岩、及大巷运输设备 . 54 4.6.1 选择凿岩设备 . 54 4.6.2 装岩机的选择 . 55 4.6.3 确定调车装岩作业线 . 55 4.6.4 运输方式的选择 . 56 4.7 巷道及硐室的施工方法的确定 . 56 5 工业广场总平面布置 . 58 5.1 工业场地施工总平面图布置设计 . 58 5.1.1 平面布置的主要原则 . 58 5.1.2 总平面布置 . 58 5.1.3 场内主要通道宽度及露天堆放场地面积的确定 . 59 5.2 竖向设计及场内排水 . 60 5.2.1 竖向布置形式 . 60 5.2.2 场地平整方式 . 60 5.2.3 场地排水 . 60 5.3 场内运输 . 60 5.3.1 运输方式 . 61 5.3.2 窄轨铁路运输 . 61 5.3.3 道路运输 . 61 5.3.4 装卸及运输设备 . 62 5.4 管线综合布置 . 62 5.5 矿井其他场地布置 . 62 5.5.1 临时排矸场地 . 62 5.5.2 地面爆破材料库场地 . 63 6 建井总进度计划 . 64 6.1 建设工期 . 64 6.1.1 项目实施前期工作 . 64 6.1.2 矿井设计移交标准 . 64 6.1.3 井巷平均成巷指标 . 65 6.1.4 加快建井工期的主要措施 . 65 6.1.5 井巷主要连锁工程 . 66 河北工程大学毕业设计 IV 6.1.6 三类工程的施工顺序和施工组织的基本原则 . 66 6.1.7 建井工期 . 67 6.2 产量递增计划 . 67 致谢 . 68 参考文献 . 69 附录 . 71 河北工程大学毕业设计 1 1 矿井设计的基本情况 1.1 井田概况及地质特征 1.1.1 交通位置 中峪井田位于山西省长治市沁源县和临汾 市安泽县、古县三县交界处，主体位于沁源县境内。 井田南北走向长 6.0 17.4km，东西宽倾斜宽 3.2 15.1km，其范围为东经1120646 1121937, 北纬 362448 363410，面积 151.12km2。 设计的矿井工业场地位于井田中部的中峪南沟子一带，沿柏子河岸布置，交通运输条件良好。自中峪村至沁源县城建有三级公路，距离约 20km。从沁源县向东、向南、向北分别有通达沁县、屯留、平遥的省级公路；自本区向西经柏子、灵空山有地方公路可通霍州市，相距约 50km。 沁（源） 沁（县）铁路线已建成通车，在井田东北方向约 30km 处建有交口火车站。沁 -沁铁路是煤炭外运专用线，在沁县与太焦铁路接轨。同时为利于山西中南部煤炭外运，国家规划建设中的山西中南部煤炭外运通道从本井田西南部通过，线路设计运输能力达 150Mt/a，该铁路通道建成后，极大便利于本矿井的煤炭外运。矿井交通位置详见图 1 1。 1.1.2 地形地貌 中峪井田位于山西高原中南部，地面平均海拔在 1200m 左右，区内大型沟谷之间均为陡峻的高山，地势由西向东逐渐降低，最高点位于北部的猴神岭，标高 1498.7m，最低点（即最低侵蚀 基准面）位于东王勇村一带的柏子沟谷，标高 973.6m，地形相对高差525.1m，为中度侵蚀的中山区。 1.1.3 河流与水系 该区属黄河水系沁河流域。沁河为本区域的主要河流，也是黄河的主要支流 ,发源于沁源县郭道镇西北的鱼儿泉一带，向南流经安泽、沁水、阳城等县后出山西在河南省武陟境内汇入黄河，在山西省境内总长度 195km，常年流水，流量随季节变化很大，下游年平均迳流量为 12.6 亿 m3。因地形原因，河流坡降大，流速较急。井田内沟谷中的小溪流入狼尾河、柏子沟和蔺河后均向东汇入沁河。 1.1.4 气象 本区属暖温带 大陆性季风气候，四季分明，冬季较长且寒冷，降雪较少，多西北风，最低气温 -25.8 ；夏季午间较热，早晚凉爽，最高气温 35.6 ,春秋两季温度适中，年 河北工程大学毕业设计 2 图 1 1 矿井交通位置图 河北工程大学毕业设计 3 平均气温为 8.6 ，年平均降雨量 657mm，降雨多集中在夏季的六、七、八三个月，其降水量占全年的 80%左右，年平均蒸发量 1500mm。每年的十月底至次年的四月初为结冰期，最大冻土深度 0.80m，无霜期 180d。 1.1.5 地质构造 A. 地层 霍东矿区位于沁水煤田中段的西缘，霍山隆起的东侧，向西隔霍山大断 裂与霍西煤田毗邻，往东逐步向沁水盆地的深部过渡，总体为一向南东倾斜的单斜构造，并伴有一定规模的波状起伏，地层倾角一般 6 10，局部倾角较大。山西和华北广大地区在经历了古生代中期长时间的风化后，在平坦的古风化壳上沉积了上古生界以及中生界地层，因地壳的平行沉降，大范围内地层厚度变化并不大。 井田内大面积出露三叠系下统刘家沟组、和尚沟组地层，中统二马营组仅在东扩区的段家庄一带有少量出露，西侧和南北两端有部分二叠系石千峰组和上石盒子组顶部地层，含煤地层即山西组和太原组埋藏较深。 B. 构造 中峪井田位于沁水煤田中 段郭道 -安泽近南北向褶带西翼，沁安普查区东侧，与区域总体构造形态基本一致。作为控制性构造的新章向斜位于井田的中部，北东 -南西向贯穿全井田，该向斜的西翼总体为一倾向南东的单斜构造，东扩区还有几条规模较大的褶曲，地层倾角一般在 4-7，靠近新章向斜和白家滩背斜轴部局部地段可达 25。井田内断层不发育，仅在井田中部的渣滩、新和凹村和南部安泽县亢驿村附近发现几条断层，其落差和延伸距离均较小。 a. 断层 主要断层发育情况一览表 1.1 b. 褶曲 （ 1）马森背斜：位于马森村南 1100m，轴向 NW305，两翼及核部均为 P2s3 、 P2sh1 、P2sh2 地层，北东翼倾角 8-10，南西翼倾角 9-11，为对称背斜，延伸长度 1200m。 名称 走向 倾向 倾角 落差（ m） 延伸长度（ m） 控制程度 查明程度 渣滩村一 号正断层 N E 55 SE145 70 20-45 1900 地面、孔内各有 1 点控制 查明渣滩村二号正断层 N E 50 SE140 70 6 750 地面有 2 点控制 查明 新和凹一号正断层 N E 50 SW320 65 6 950 地面有 2 点控制 查明 新和凹二号正断层 N E 40 SE130 70 5-25 1170 地面有 2 点控制 查明 中峪正断层 N E 10 SE100 78 8 350 地面有 1 点控制 查明 南亢正断层 N E 58 SE148 70-72 10-20 1850 地面有 4 点控制 基本查明 河北工程大学毕业设计 4 （ 2）新章向斜：北自新章村东 100m 进入区内，向南经郑家山、后乌木村东向南经堂家庄、羊窑上，再向南经后毛家庄一直延伸至南峪村、西庄、上庄一带。 （ 3）关道沟向斜：位于北关道沟南 -渣滩村东，轴向 N E 30-55，两翼及核部均为T1L 地层，北西翼倾角 6-13，南东翼倾角 6-12，为对称向斜，延伸长度 3300m。 （ 4）北峪背斜：位于北关道沟东南 -北峪村西，轴向 N E 30-55，两翼及核部均为T1L 地层，北西翼倾角 5-12，南东翼倾角 10-13，为基本对称背斜，延伸长度 2800m。 （ 5）中峪向斜：位于井田中部的北峪村东侧，轴部大部为第四系松散物所覆盖，仅在中峪村西和北峪村东的沟谷内有少量刘家沟组基岩层出露。 （ 6）中峪背斜：位于北峪村东侧，轴部多为第四系松散物所覆盖，仅有少量出露点，轴部及两翼地层均为刘家沟组，轴向为 N E 30，两翼地层倾角 6-13，延伸长度 600m， （ 7）白家滩背斜：北自松皮沟一带向南经白蛇沟、白家滩、史家湾向南延伸出区外，轴向北部为 N E 25，中部为 N E 35，南部为 N E 20，北西翼地层倾角 5-21，南东翼 3-13，延伸长度 10.4km，因植被覆盖严重，该背斜南北两端为推断，由 10 个点控制。 （ 8）西王勇向斜：北自老爷庙一带向南经余家圪梁、段家庄东、南马圈东直到西王勇西侧，轴向北部 N E0- 20，中南部 N E 30，两翼及核部均为刘家沟组、和尚沟组地层，为不对称向斜，区内延 伸长度 7.7km，因植被覆盖严重，部分向斜轴线为推断，由 8 个点控制。 （ 9）老爷庙背斜：位于长乐村西，向南经老爷庙、周启岭东、碾盘凹、高家山东、北石村西后向南延伸区外，总体轴向为南北，两翼及核部均为刘家沟组、和尚沟组地层，西翼倾角 6-15，东翼倾角 4-13，区内延伸长度 9.7km，本褶曲轴部出露地层较好，控制准确，由 14 个点控制。 c. 陷落柱 地质勘探发现在 12-8 钻孔 850m 向下为一陷落柱，陷落柱大小的确定上是以背斜轴为中心，中心到 12-8 钻孔为半径，半径沿轴向延 伸略长的一个椭圆。 根据区域资料本区内不存在岩浆岩侵入体。 1.1.6 水文地质条件 区内含水层自下而上为奥陶系中统（ O2）石灰岩含水层、石炭系上统太原组（ C3t）岩溶裂隙层间含水层、二叠系下统山西组（ P1s）及下石盒子组（ P1x）砂岩裂隙含水层、二叠系上统石千峰组 (P2sh)砂岩含水层、三叠系刘家沟组（ T1L）砂岩含水层、三叠系和尚沟组（ T1h）砂岩含水层、基岩风化带裂隙含水层、第四系松散岩类孔隙含水层，细分析如下： A. 奥陶系中统（ O2）石灰岩含水层 :为岩溶裂隙含水层，本井田内该含水层由下河北工程大学毕业设计 5 马家沟组、 上马家沟组及峰峰组含水层组成，含水空间以岩溶裂隙为主。 B. 石炭系上统太原组（ C3t）岩溶裂隙层间含水层 :该含水层为碎屑岩夹碳酸盐岩岩溶裂隙含水层，井田内无出露。主要含水层由数层砂岩夹 K2、 K3、 K4 等石灰岩构成，含水空间以裂隙为主。 C. 二叠系下统山西组（ P1s）及下石盒子组（ P1x）砂岩裂隙含水层 :该含水层为砂岩裂隙含水层，井田内无出露。含水层主要由中 -细粒砂岩组成，以构造裂隙为主，是 2号煤层顶板直接充水含水层，钻进过程中消耗量及水位变化不明显。 D. 二叠系上统石千峰组 (P2sh)砂岩含水层 :为 砂岩裂隙含水层，含水层主要由粗 -细粒砂岩组成，含水空间以风化裂隙及构造裂隙为主。属弱富水性含水层。 E. 三叠系刘家沟组（ T1L）砂岩含水层 :为砂岩裂隙含水层，含水层岩性主要由细粒砂岩组成，含水空间以风化及构造裂隙为主。属弱富水性含水层。 F. 三叠系和尚沟组（ T1h）砂岩含水层 :为砂岩裂隙含水层，含水层岩性主要由细粒砂岩组成，含水空间以风化及构造裂隙为主，属弱富水性含水层。 G. 基岩风化带裂隙含水层 :该含水层为砂岩裂隙含水层，含水层主要由粗 -细粒砂岩组成，含水空间以风化裂隙为主，风化深度一般小于 100m。 H. 第四系松散岩类孔隙含水层 :主要为第四系松散沉积物，含水层主要由砾石、细砂或砂土等组成，主要分布于山间河谷地带，富水性因地而异，一般愈靠近河谷富水性愈好。 1.1.7 煤层及煤质情况 A. 煤层 本井田内的含煤地层为石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组，具有工业价值的煤层主要赋存于太原组和山西组中，共含煤 22 层，主要可采煤层为山西组上部的 1 号煤层，山西组中下部的 2 号煤层和太原组下部的 9+10、 11 号煤层。 1 号煤层结构简单，一般不含夹矸； 2 号煤层在煤层的中上部一般有 1 层局部 2层泥岩夹矸，矸石厚度平均 0.30m； 9+10 煤层在煤层的中上部有一层稳定夹矸，岩性为粉砂岩或泥岩，层位稳定，矸石厚度一般为 0.30-0.50m； 11 号煤层结构简单，一般含有2 层泥岩夹矸，局部为 1 层，厚度 0.20-0.30m。 B. 煤质 a. 物理性质和煤岩特征 各煤层一般以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带 (表 5-2)， 9+10、 11 号煤层含少量黄铁矿结核，但 9+10 号煤层黄铁矿含量较 11 号煤层高。 9+10、 11 号煤层暗煤含量比 1、河北工程大学毕业设计 6 2 号煤层高。各煤层显微组分以镜质组为主；无机组分以粘土为主。太原组各煤层含硫化铁，且自上而下含量有增加趋势。 b. 煤的化学性质 1）水分（ Mad） 1 号煤层原煤水分 0.37-2.02%，平均 0.82%； 2 号煤层原煤水分 0.22-2.60%，平均0.77%； 9+10 号煤层原煤水分 0.04-2.10%，平均 0.83%； 11 号煤层原煤水分 0.16-1.10%，平均 0.68%。 2）灰分（ Ad） 1 号煤层原煤灰分为 10.55%-38.82%，平均为 18.60%，为低灰 高灰煤，且以中灰煤为主； 2 号煤层原煤灰分为 6.43%-33.09%，平均为 16.43%，为特低灰 高灰煤，以低灰分煤为主 ； 9+10 号煤层原煤灰分为 7.78%-31.38%，平均为 19.75%，为特低灰 高灰煤，以中灰分煤为主； 11 号煤层原煤灰分为 9.76%-38.03%，平均为 25.77%，为特低灰 高灰煤，以中灰煤为主。原煤洗选后灰分大约降低 50%左右。 3）挥发份产率（ Vdaf） 1 号煤层原煤挥发分为 13.95%-21.47%，平均 16.30%，为低挥发分煤； 2 号煤层原煤挥发分为 12.58%-19.49%，平均 16.43%，为低挥发分煤； 9+10 号煤层原煤挥发分为13.10%-20.33%，平均 15.91%，为低挥发分煤 ； 11 号煤层原煤挥发分为 12.86%-22.65%，平均 17.10%，为低挥发分煤。 1.2 矿田的开拓与开采 1.2.1 井田境界与资源储量 中峪井田包括安沁勘探区、东扩区及安沁勘探区与太岳采矿权边界间空白区三部分。安沁勘探区包含原新马探矿权一部分和南亢探矿权的全部，面积 86.68km2；东扩区部分面积 57.84km2，该两区块已达到精查勘探程度，其中安沁勘探区储量经过国家备案。本次规划的中峪井田范围内，包含安沁勘探区 70.26km2，东扩区 52.03km2。 井田内 4 层主要可采煤层共有各类资源 /储量 1221.70Mt，其中探明的资源 /储量（ 331） 76.12Mt；控制的资源 /储量（ 332） 203.92Mt；推断的资源 /储量 488.75Mt（ 333），预测的资源 /储量（ 334？） 452.90Mt。经计算，矿井设计可采储量为 381.73Mt，其中一水平为 301.76Mt，矿井工业资源 /储量为 540.06Mt。 1.2.2 矿井工作制度 河北工程大学毕业设计 7 设计矿井年工作日 330d，每天净提升时间为 16h。 1.2.3 矿井服务年限及年产量 矿井服务年限 按下式计算： 3 8 1 . 7 3 5 8 . 7 31 . 3 5 . 0ZT KA (1 1) 式中： T矿井服务年限， a； Z矿井设计可采储量， Mt； A矿井设计生产能力， Mt/a； K储量备用系数，取 1.3。 结合本矿井的内外部条件，因 1 号煤必须采， 1 个 1 号煤面加 1 个 2 号煤面难以实现 4.0Mt/A 的能力，也需要同时布置 3 个回采面，故其和 5.0Mt/a 的井型初期投资差别不大，而且 4.00Mt/a 井型工作面富裕大，不利于设备最大效能的发挥，矿井设计生产能力以 5.00Mt/a 较为适宜。也结合 矿区总体规划和霍煤集团 “十一五 ”战略发展规划的要求，将矿井设计生产能力确定为 5.00Mt/a。 1.2.4 井田开拓 井田开拓设计主要技术原则： 1以经济效益为中心，依靠科技进步，积极采用先进技术，努力提高矿井机械化水平，深化矿井设计改革，将中峪矿井建设成为高效安全的现代化矿井。 2简化矿井开拓部署，合理集中生产，节省井巷工程量，尽量多做煤巷少做岩巷，以符合国家相关政策、方针，并降低造价，缩短建井工期。 3井下开拓巷道布置应合理加大采区尺寸，增加工作面推进长度，减少工作面搬家次数。 4首先开 采的山西组煤层中最上部的 1 号煤层为厚度仅 1m 左右的薄煤层。为保护宝贵的炼焦煤资源，也为了解放 2 号煤， 1 号煤层达最低可采厚度的区域必须开采。因 1 号煤层局部可采，可结合其可采范围集中划分采区。 5井下煤炭运输全部采用胶带输送机，划分水平时应考虑上、下山长度合理。地面主要生产环节（产、储、装、运）应高度集中。 6矿井应采用分区通风方式，以适应井田面积大、瓦斯高的特点。 7因地形因素工业场地只能沿柏子沟布置，但沟的两岸比较狭窄，选择矿井工业河北工程大学毕业设计 8 场地时需考虑选煤厂场地与矿井场地布置的关系。 中峪 井田煤层埋藏深度大，初期开采的山西组煤层埋深一般在 800m 左右，主要开采 1、 2 号煤层，两煤层平均间距 15.04m，煤层瓦斯含量高，煤层厚度相对较薄，矿井井型确定为 5.0Mt/a。因煤层埋藏深度大，设计确定采用立井开拓方式。 井田内煤层赋存平缓，倾角一般 4 7，在井田中部靠近新章向斜轴部地段可达 25。山西组 1、 2 号煤层平均间距 15.04m；太原组 9+10、 11 号煤层平均间距 18.88m；山西组和太原组煤层平均间距 88.87m。 设计确定全井田分为二个水平开采，第一水平标高+190m，开采山西组煤层；第二水平 标高 +100m，开采太原组煤层。 主井井口位置，主立井与选煤厂相邻布置，井下煤流通过主井箕斗直接进入选煤厂生产系统；井下两翼胶带大巷通过上仓斜巷与两翼井底煤仓相连接，井底煤仓为斜仓半上装式（即装载水平与车场水平同一标高）；二水平两翼胶带输送机大巷与一水平错开布置，也通过上仓斜巷与两翼井底煤仓连接。副井井底车场通过轨道石门与大巷连接。 煤层开采顺序采用下行式开采，即先采上部煤层，后采下部煤层。 南翼开采顺序为：南一采区 南三采区 南二采区 南四采区 南五采区 二水平南一采区 二水平南三采区。 北翼开采顺序为： 北一采区 北二采区 北三采区 北四采区 北五采区 二水平北一采区 二水平北三采区 二水平北五采区。 经计算，一水平南一采区可布置 8 个回采工作面，南三采区可布置 70 个工作面；北一采区可布置 20 个工作面，北二采区可布置 16 个工作面，北三采区可布置 15 个工作面，北四采区可布置 8 个工作面。 1.2.5 开拓巷道布置 井底车场大体位于井田可采储量中心，根据矿井设计生产能力要求，结合煤层赋存条件，确定采用南北两翼生产，自井底车场布置两条轨道石门与南、北两翼轨道大巷连接。根据确定的开拓水平标高和井筒位置，设计井底车场布置 在 2 号煤层底板中，距离2 号煤层约 40m。井下煤炭采用胶带输送机运输，需单独布置大巷；矿井为高瓦斯矿井，风量大，故两翼均布置 5 条大巷，分别为胶带输送机大巷、轨道大巷、进风大巷和 2 条回风大巷。在一水平初期开采南一、南三采区时，因 1 号煤不可采，可仅布置 1 条 2 号煤回风大巷，待开采南二采区时再增加 1 条 1 号煤回风大巷。 +190m 水平 1 号煤层平均厚度 1.11m， 2 号煤层平均厚度 2.34m，两层煤平均间距15.04m，联合开采。沿 2 号煤层布置胶带输送机大巷、进风大巷和 1 条回风大巷；因辅助运输为有轨运输，轨道大巷保持一定的 坡度，根据煤层赋存情况，自轨道石门起向南北设 3 的流水坡度，使轨道大巷基本在 2 号煤层地板中，局部进入煤层顶板；沿 1 号煤层布置 1 条回风大巷。胶带、轨道和进风大巷进风， 2 条回风大巷回风。 河北工程大学毕业设计 9 +100m 水平 9+10 号煤层平均厚度 2.19m， 11 号煤层平均厚度 2.10m，两层煤平均间距 18.88m，联合开采。因 11 号煤层距离奥灰顶界近，仅局部可采，大巷布置应考虑9+10 号煤层开采便利。故沿 9+10 号煤层布置胶带输送机大巷、进风大巷和 1 条回风大巷；因辅助运输为有轨运输，轨道大巷保持一定的坡度，根据煤层赋存情况，自轨道轨道暗斜井起向南北设 3 的流水坡度，使轨道大巷基本在 9+10 号煤层地板中，局部进入煤层顶板。 1.3 矿井的主要生产系统 1.3.1 主要运输系统 煤炭运输采用带式输送机运输， 辅助运输，中峪矿井为高瓦斯矿井，不允许采用架线电机车，为安全起见，暂考虑采用蓄电池机车运输。 A. 煤炭运输 北一采区：回采工作面出煤经顺槽可伸缩胶带输送机 （溜煤眼） 北一上山胶带输送机 北翼大巷胶带输送机 北翼底煤仓 主井箕斗提升至地面。 南一采区：回采工作面出煤经顺槽可伸缩胶带输送机 南翼大巷胶带输送机 南翼底煤仓 主井箕 斗提升至地面。 B. 辅助运输 普通物料、设备装矿车后经副立井罐笼至 +190m 水平井底车场，用蓄电池电机车牵引到采区下部车场，由顺槽及上山的无极绳连续牵引车到达采煤工作面或掘进工作面。 井下人员坐罐笼下至 +190m 水平井底车场，可步行至井底车场各工作地点，采区工作人员在候车室坐井下人车至工作地点。 掘进工作面产生的矸石大部分用矿车经无极绳牵引车运至采区下部车场，再经大巷的蓄电池电机车牵引至井底，由副立井罐笼提升至地面到矸石场排放，少量可直接运至废弃的顺槽横贯排弃。 爆炸材料由矿车从地面经副立井罐笼、井 底蓄电池电机车直接运至井下爆破材料库。 C. 主要运输巷 矿井主要运输巷有南北翼的胶带输送机大巷和辅助运输大巷。 1.3.2 矿车 井下辅助运输车辆根据需要配备了 1.5t 固定矿车、材料车、平板车， 3t 平板车， 10t平板车和人车等。 1.3.3 运输设备选型 河北工程大学毕业设计 10 A. 煤炭运输设备选型 带式输送机选型依据带式输送机工程设计规范进行，井下北翼大巷带式输送机、北一采区上山带式输送机、南翼大巷带式输送机参数如下： B. 井下辅助运输 本矿井下大巷辅助运输系统采用蓄电池电机车，巷道坡度 3 ，采区轨道上（下）山 采用连续牵引车运输。蓄电池电机车牵引的车辆有 1.5t 矿车、 1.5t 材料平板车、20t 支架平板车、 RC21-9P 型人车等。 C. 列车组成及电机车台数 全矿井共选用 5 台 XK12-9/192-KBT 型电机车，其中南翼 2 台工作、北翼 1 台工作，检修及备用 2 台。 1.3.4 井筒 A. 井筒布置及装备 矿井移交和达产时共布置有主立井、副立井、南翼的 南峪 回风立井和北翼的中央回风立井共 4 个井筒。主立井与选煤厂相邻布置，距副立井约 800m；副立井和中央回风立井位于矿井工业场地内；南翼南峪回风立井距工业场地约 2.1km。 a. 主立井 井筒净直径 6.5m，净断面 33.18m2，深 950.8m（含井底水窝），其中表土段 18.5m，基岩段 932.3m。担负全矿井煤炭提升任务并兼进风任务。井筒内装备 1 对 45t 箕斗。 b. 副立井 净直径 8.5m，净断面 56.74m2，深度 869.5m（含水窝），其中表土段 20.5m，基岩段 849.0m。担负全矿井辅助提升任务并兼进风和安全出口。井筒内装备 2 套提升设备。 1 套为一宽一窄的双层 4 车罐笼，满足集中人员和材料的上下井，另 1 套为配平衡锤的交通罐笼，满足零星人员和材料的上下井。作为安全出口 副立井装备了梯子间，敷设 2 趟排水管路、 1 趟消防洒水管路、 1 趟压风管路、 1 趟井下降温输冰管路及动力电缆和弱电电缆等 。 c. 北翼 中央 回风立井 净直径 7.0m，净断面 38.46m2，深度 868.0m，担负矿井北翼回风任务并兼安全出口，因中央回风立井布置在矿井工业场地内，利于瓦斯抽放设施管理及瓦斯利用，在井筒内敷设 2 趟瓦斯抽放管路，同时井筒内装备梯子间。 d. 南翼 南峪 回风立井 净直径 6.5m，净断面 33.18m2，深度 835.5m，担负矿井南翼回风任务并兼安全出口。井筒内装备梯子间。 B. 井壁结构 河北工程大学毕业设计 11 根据井田开 拓部署，共布置主立井、副立井、 中央 回风立井和南峪回风立井共4 个井筒。根据临近钻孔资料，井筒所经过的表土层厚度一般不超过 20m，未见流砂含水层；所经基岩段围岩稳定，未见强含水层，故设计各井筒均采用普通法施工。 根据围岩性质和井筒净直径，确定采用混凝土砌碹支护。由于没有井筒检查钻资料，设计暂简单按普式公式计算地压、按薄壁圆筒公式计算井壁厚度，待施工井筒检查钻后再详细计算并调整。 经计算，主立井表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，砌碹厚度 600m，基岩段采用混凝土砌碹支护，砌碹厚度 450mm；副立井表土段采用钢筋混凝土 砌碹支护，砌碹厚度 800mm，基岩段采用混凝土砌碹支护，砌碹厚度 500mm；两个回风立井表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，砌碹厚度 600m，基岩段采用混凝土砌碹支护，支护厚度 450mm。 1.3.5 提升设备 A. 井筒参数及装备 本矿井设计生产能力 5.00Mt/a，采用一对立井两水平开拓方式，在地面设两个场地即工业场地及南峪风井场地。矿井服务年限约 66a。主立井担负矿井原煤提升任务，井筒直径 6.5m，井口锁口标高 +1042.5m，装备一对 45t 多绳提煤箕斗，外动力卸载异侧装载，冷弯方钢管罐道，单水平 提升。井口卸载点标高 +1060.5m，井底装载点标高（箕斗装载口） +136m，提升高度 936.65m。 副立井担负全矿矸石的提升和人员、材料、设备、大件等的升降作业任务，井筒直径 8.5m，装备一个特制双层加宽加长多绳罐笼 +小罐笼和一个特制长材罐笼 +平衡锤，井口轨面标高 +1032.5m，井底车场轨面标高 +190m，提升高度 842.5m。 B. 主立井提升设备 主井井口标高 +1042.5m，井口卸载点标高 +1060.5m，井底装载点标高+136m，提升高度 936.65m。井底装载站设有两个容量 为 1750t 的井底煤仓。设计采用 45t箕斗。井筒直径 6.5m，装备一对 45t多绳提煤箕斗，箕斗载重 45000kg，自重 50000kg（包括首、尾绳悬挂装置质量），本体高 18m，采用异侧装卸载，外动力卸载。提升设备为 1 台 JKMD-64 型落地式摩擦轮提升机，配悬挂式23600kW 同步电动机，交 -直 -交变频控制。 C. 主井提升机房 主井提升机房位于主井井口房东北侧，为地面楼层式钢筋混凝土框架结构，单独基础，长 宽 高 =242422+6246.5m，大厅层标高 +2.7m。箱型钢结构井架，上天轮中心距 井口距离 63.35m。为便于设备安装和检修，提升机房内设 100/10t 电动慢速桥式起重机一台。 河北工程大学毕业设计 12 D. 副井提升设备 副立井担负全矿所需人员、材料、设备的提升任务。整体 提升液压支架的最大不可拆件 17.9t（考虑运送大件的平板车的质量 2t，设计取 19.9t）。提升矸石 采用MGC1.7-9 型矿车。 井口标高 +1032.5m，井底车场标高 +190m，提升高度为 842.5m。井筒直径8.5m，装备 1 个特制双层大罐笼 +小罐笼和 1 个特制长材罐笼 +平衡锤。 装备两套提升设备，其中一套提升容器为 1.5t 矿车双层四车宽罐笼 +1.5t 矿车双层四车窄罐笼，提升设备为 1 台 JKMD-44 型落地式摩擦轮提升机，配 1400kW ZKTD 型直流电动机（ 1400kW、 48r/min、 750V） 1 台。同时装备一套 15.8m 高长材交通罐笼 +平衡锤，提升设备为 JKMD-34 型落地式摩擦轮提升机，配 Z450-2A型直流电动机（ 326kW、 517r/min、 660V）。 E. 副井提升机房 副井提升机房位于副井井口房南北两侧。双罐笼提升提升机房为钢筋混凝土框排架结构，单独基础，半地下楼层式布置带双层电控设备间，长 宽 高=212118+6215.6m，为便于设备安装和检修，在提升机房内设 32/5t 桥式双梁起重机 1 台。长材罐提升提升机房为钢框排架结构，单独基础，电控设备间右侧布置，长 宽 高 =151517.5m，为便于设备安装和检修，在提升机房内设 20/5t 桥式双梁起重机 1 台。为便于天轮安装和检修，井架上方装备有 20t 电动葫芦桥式起重机一台。 1.3.6 井底车场及硐室 本矿井采用立井开拓方式，工业场地内布置有主立井、副立井及中央回风立井；南峪回风立井单独布置在风井工业场地内。井筒内的提升设备为罐笼及箕斗，井下煤炭运输采用胶带输送 机连续运输，井下辅助运输采用有轨运输系统。因设备最大件尺寸相对不大，故井下所有材料、设备直接下井，不用换装可至需要地点。 A. 井底车场形式 根据各井筒与主要大巷的相对位置、地面生产系统布置以及井上、下运输的要求和围岩性质，将 +190m 水平井底车场布置在 2 号煤层底板中，通过石门与各大巷连接。车场形式为环形立式，该布置方式具有空、重车线均位于直线上，有专用的回车线，调车作业方便等优点。设有副立井进、出车线，空重车存车线及调车线等。井底车场标高为 +190.0m。 B. 井底车场通过能力 由于本矿井煤炭运输采用胶 带输送机，由主立井提升，副井井底车场主要担负材料、设备、矸石及人员等辅助提升任务，且井底车场及大巷采用蓄电池电机车运河北工程大学毕业设计 13 输，运输设备也不需要换装即可到各采区，故车场通过能力比较富裕，完全能够满足矿井初、后期辅助运输的需要。 C. 井底车场硐室 （ 1） 主井生产系统 主立井生产系统硐室有井底煤仓、箕斗装载硐室和井底清理撒煤硐室等。 为适应南、北两翼有同时生产开采不同煤种及产量不平衡的情况，设 2 个井底煤仓，均为圆形直仓，净直径 8.0m，每个仓有效容量约为 1750t，满足设计规范要求中取矿井日产量的 0.15 0.25 的要求。 主立井井底排水采用 200QK32-182/14 型隔爆矿用潜水泵 2 台， 1 台工作 1 台备用，排水管沿清理撒煤巷敷设。 （ 2） 副立井车场硐室 副立井井底车场内布置的主要硐室有中央变电所、中央水泵房、井底水仓、管子道、消防材料库、爆破材料库、电机车充电硐室、等候室、医疗保健硐室等。 主变电所、主排水泵房及管子道 主变电所和主排水泵房联合布置，位于副立井南侧，采用混凝土砌碹支护；管子道位于主变电所和主排水泵房中间，采用锚网喷支护。 水仓 井底水仓分内、外仓，均布置在井底车场南侧，入口与井底车 场巷道连接，末端与排水泵房配水巷相连。矿井正常涌水量 210 m3/h ，另外有冷冻水量 68.1m3/h，按煤矿安全规程轨道，所需水仓有效容量为： Q=8278.1=2224.8 m3。设计内、外水仓有效长度 272m，净断面 11.5m2，总容量 3128.0m3，其中有效容量 2680.0 m3，富裕系数 20%。水仓采用锚网喷支护，喷射厚度 150mm。 管子道 管子道与副立井相接，排水管管子道、副立井到达地面。管子道水平长度32.0m，倾角 25，总长度 37.5m，上、下段均设有水平段。矿井若发生突水事故 ，水泵经副井下至管子道上平段后进入主排水泵房。 井下降温硐室 井下降温硐室布置在副立井北侧，与等候室及车场巷道连接，其与融冰池联合布置。净断面 14.7m2，长 60.0m，采用锚网喷及锚索的支护方式。 电机车充电检修硐室 电机车充电检修硐室分充电硐室和检修硐室，采用独立通风方式。布置在两条轨道石门中间，采用采用锚网喷及锚索的支护方式。充电硐室和检修硐室分开布置，由轨道连接，其中充电硐室净断面 17.3m2，长 25.4m；检修硐室净断面 20.7m2，长27.7m。 河北工程大学毕业设计 14 1.3.7 井下通风系统 矿井瓦斯等 级为高瓦斯，煤尘有爆炸性危险，初期煤层没有自燃发火倾向。采用分区通风、机械抽出式通风方式，主、副立井进风，中央回风立井和南峪回风立井回风。 中央回风立井井口标高 +1043m，井筒直径 7.0m。南峪回风立井井口标高+1072.5m，井筒直径 6.5。选用轴流式矿井通风机。 A. 中央回风立井通风设备 选用 FBCDZ-No34/2x630 型轴流式通风机 2 台， 1 台工作， 1 台备用。每台风机配 1 台 YBP800M1-10 型矿用变频电动机（ 630kW、 580r/min、 10kV）。 该通风设备不设反风道，采用断电制 动停机后电机反转的方式进行反风，经核算，反风风量大于 40%、反风功率小于额定功率，反风时间小于 10min，满足 2006版煤矿安全规程的有关规定。 B. 南峪回风立井通风设备 根据矿井回风量、矿井阻力，以及国内得到广泛应用的轴流通风设备所以选用FBCDZ-No28/2x450 型轴流式矿井通风机，其优缺点同中央回风立井通风设备。 选用 FBCDZ-No28/2x450 型轴流式通风机 2 台， 1 台工作， 1 台备用。每台风机配 2 台 YBP630M1-8 型变频电动机（ 450kW、 740r/min、 10kV）。 该通风设备不设反风道，采用断电制动停机后电机反转的方式进行反风，经核算，反风风量大于 40%、反风功率小于额定功率，反风时间小于 10min，满足2006 版煤矿安全规程的有关规定。 1.3.8 排水设备 A. 概述 矿井采用直接排水系统，在 +190 水平井底车场附近设有井底水仓。利用排水设备及管道将井下涌水经副立井排至地面井下水处理站，经处理后作为生产补充用水及井下消防洒水。 B. 主排水设备 设计依据 副立井井口标高： +1032.5m 排水水 平标高： +190m 井筒长度（包括管子道） 942.5m 矿井水处理站与井口高差 3m 排水高度： 850.5m 地面部分管路长度： 300m 河北工程大学毕业设计 15 正常涌水量： 278.1m3/h 最大涌水量： 508.1m3/h 选用 3 台 PJ200B10 型矿用耐磨多级离心泵，配 YB710M1-4 型（ 1600kW、1480r/min、 10000V）矿用隔爆电动机。 C. 主立井井底水窝 井筒正常涌水量 10m3/h，最大涌水量 18m3/h，井底清理斜巷斜长 242m，清理斜巷倾角 24，高差 98.3m。 选用 200QK32-182/14 型矿用隔爆污水污物潜水电泵 2 台， 1 台工作， 1 台备用。配 30kW、 660V 防爆电动机。水泵工况点参数：流量 32m3/h，扬程 182m。 沿井底清理斜巷敷设 894.5 排水管路一趟。 D. 副立井井底水窝 井筒正常涌水量 10m3/h，最大涌水量 20m3/h，高差 27m。 选用 200QK32-78/6 型矿用隔爆污水污物潜水电泵 2 台， 1 台工作， 1 台备用。配13kW、 660V 防爆电动机。水泵工况点参数：流量 32m3/h，扬程 78m。 沿副立井井底水窝井壁敷设 894.5排水管路二趟。 1.3.9 防水、防火、防沼气煤尘爆炸的安全措施 A. 防水的安全措施 （ 1）加强水文资料的分析，研究和整理工作，对可能突水部位作出及时预报； （ 2）在施工中过断层时，应 加强探放水工作，做到“有疑必探，先探后掘”； （ 3）要井筒穿过砂层含水层时，可采用注浆堵水工艺。 B. 防火的安全措施 （ 1）严格杜绝或控制井下产生或使用明火； （ 2）当井下必须使用电焊、气焊、喷灯等明火作业时，必须制定切实可行的安全措施； （ 3）施工进入第三期前应建成井下消防器材库，贮备灭火材料与工具，并定期检查、维护、更换。 C. 防止沼气煤尘爆炸的安全措施 （ 1）防止沼气积聚。在建井期间，根据具体的情况选择合理的通风系统，避免循环通风； （ 2）防止沼气引燃和爆炸。严禁携带烟草及点火 工具下井，严禁井下有明火和灼热的金属丝出现； （ 3）在施工中采用湿式打眼，严禁干打眼； （ 4） 放炮后、装载前喷雾洒水； 河北工程大学毕业设计 16 1.4 矿井主要技术经济指标 矿井主要经济指标祥见表 1.2 表 1.2 技术经济指标 序号 指 标 项 目 单 位 数量或内容 备注 1 煤 层 牌 号 1 上 、 1、 1 下 、2 上 、 2、 3、 4、 5、6 上 、 6、 6 下 、 7、8、 9+10、 11 上 、11、 11 下 号 至上而下编号 2 可采煤层数目 层 4 3 可采煤层总厚度 m 7.74 4 煤 层 倾 角 度 4 7 局部最大 25 5 储 量 万 t （ 1）工业储量 万 t 540.06 （ 2）可采储量 万 t 381.73 6 工作制定 （ 1）年工作日数 日 330 （ 2）日生产班数 班 4 7 矿井生产能力 （ 1）年生产能力 万 t/年 500 （ 2）日生产能力 t/日 381.73 8 矿井服务年限 a 第一水平服务年限 a 46.42 9 井 田 境 界 走 向 m 6000 17400 倾 向 m 3200 15100 10 瓦 斯 等 级 高瓦斯 11 通 风 方 式 抽出式 河北工程大学毕业设计 17 续表 1.2 技术经济指标 12 矿 井 涌 水 量 （ 1）正常涌水量 m/h 5040 （ 2）最大涌水量 m/h 10560 13 开 拓 方 式 立井 14 水 平 标 高 m 第一水平 m +190 15 回采工作面个数 3 （ 1）生产 个 2 （ 2）备用 个 1 16 采煤工作面年进度 m/a 2500 17 井巷工程量 （ 1） 达到设计产量时 m 947434.6 （ 2）达到设计产量时巷道总长 m 59248.5 18 大巷运输方式 胶带式运输机 19 矿 车 类 型 1.5t 固定矿车 20 电机车台数 台 4 电机车类型 蓄电池电机车 21 设计煤层采煤方法 综采 22 采煤工作面主要技术 一次采全厚综采 经 济 指 标 （ 1）工作面长度 m 200 （ 2）采 煤 机 械 刨煤机 （ 3）工作面进度 m/月 300 （ 4）工作面效率 t/工 8666 河北工程大学毕业设计 18 2 矿井建设准备 2.1 建井施工条件 2.1.1 建井期间水电供应 A. 水源情况 根据水源情况以及矿区总体发展战略，本矿井供水水源可通过分质、分量、分阶段的供水方式予以解决。 柏子沟在本井田范围内枯水期流量较小，不易作为永久性水源，但在丰水期时可考虑从该河临时取水。本区地下水资源丰富，第四系松散岩类孔隙水在沁河及其支流河谷地段浅层砂砾 层较为发育，可以作为供水水源。本区奥陶系中统岩溶裂隙水相对发育，也可以作为供水水源。处理后的井下排水是主要水源之一，通过处理后可以作为工业及生产用水。 B. 电源情况 a. 供电电源 中峪矿井周围 现有电厂 2 座（漳泽电厂、王陶）， 220kV 变电站 4 座（长治北、候堡、潞矿、苏店）， 110kV 变电站 15 座（太岳、郭道、沁县等）。 侯堡 220kV 变电站位于潞矿集团所在地附近，一回电源引自漳泽电厂，输电线路为LGJ-2240/32.8km，一回电源引自绵山 220 kV 变电站，输电线路为 LGJ-2240/131km，主变容量为 2150MVA，电压等级为 220/110/35kV。现主要向沁县、铁合金、西白兔、库西 4 个 110kV 变电所供电。 沁县 110kV 变电所， 2 回 110kV 电源均引自候堡 220kV 变电站，输电线路为LGJ-240/39.6km、 LGJ-240/37.3km，主变容量分别为 15MVA 和 20MVA，电压等级为110/35/10kV。现主要向尧山、故县、化肥厂等 5 个 35kV 变电所供电。 郭道 110kV 变电所，一回 110kV 电源引自沁县 110kV 变电所，输电线路为LGJ-185/39km，另一回 110kV 电源引自太岳 110kV 变电所，输电线路为 LGJ-240/17km，主变容量为 120MVA，电压等级为 110/35/10kV。现主要向韩洪、赤石桥、王陶 3 个35kV 变电所供电。 太岳 110kV 变电所，一回 110kV 电源引自沁县 110kV 变电所，输电线路为LGJ-240/42.4km，另一回 110kV电源引自郭道 110kV变电所，输电线路为 LGJ-240/17km，主变容量为 131.5MVA，电压等级为 110/35/10kV。现主要向李元、化肥厂、焦化厂 3个 35kV 变电所供电。 根据长治市 “十一五 ”及 2020 年电网规划设计，规划 2009 年新建沁源 220kV 变电站，把候堡 220kV 变电站绵山 220kV 变电站的 220kV 线路 “”入该站，二回 220kV河北工程大学毕业设计 19 线路为 LGJ 2240/18km，内设主变两台容量均为 150MVA， 220kV 进出线 10 回， 110kV出线 10 回， 35kV 出线 12 回，该站正在建设中。规划 2012 年建设法中 110kV 变电所，内设主变 1 台，容量为 40MVA，一回 110kV 电源引自沁源 220kV 变电站，输电线路为LGJ 240/21km。 b. 矿井供电电源 根据地区电网的实际情况以及霍 东矿区总体，经建设单位与当地供电部门协商确定，中峪矿 110kV 电压等级供电，一回 110kV 电源引自沁源 220kV 变电站，另一回110kV 电源引自太岳 110kV 变电所。 c. 施工电源 施工电源：在矿井工业场地西面，现有一座 35kV 农用变电站， 35kV 电源架空线一回，设一台主变压器，经与当地供电部门联系，初步同意从该 35kV 变电站向矿井工业场地提供一回 10kV 施工电源。由于矿井 110kV 永久变电所及线路投资大，工期长，需要解决的问题繁多，为此考虑矿井建设期间采用临时施工电源，在工业场地、风井场地设置简易的临 时变配电设备。甲方自备柴油发电机组作为施工备用电源。 2.1.2 交通运输 矿井工业场地位于井田中部的中峪南沟子一带，沿柏子河岸布置，交通运输条件良好。自中峪村至沁源县城建有三级公路，距离约 20km。从沁源县向东、向南、向北分别有通达沁县、屯留、平遥的省级公路；自本区向西经柏子、灵空山有地方公路可通霍州市，相距约 50km。在井田东北方向约 30km 处建有交口火车站。沁 -沁铁路是煤炭外运专用线，在沁县与太焦铁路接轨。同时为利于山西中南部煤炭外运。国家规划建设中的山西中南部煤炭外运通道从本井田西南部通过，线路设 计运输能力达 150Mt/a，该铁路通道建成后，极大便利于本矿井的煤炭外运。 2.1.3 通信联系 A. 外部通信系统概况 由于中峪矿井距集团公司所在地较远，其通信系统用户自成网络。在霍东矿区中心区设汇接局，在中峪矿井设端局。设 10 对数字中继线与中心区行政交换机相连，另设 4对数字中继线与中心区调度总机相连。矿井行政用户市话、长话业务均由中心区行政交换机汇接后入沁源县电信网。 B. 矿井传输系统 由中心区 中峪 太岳 沁新等矿井构成的霍东矿区 SDH 光传输环网，用于传输话音、数据、图像等信号。采用 32 芯光缆接入，其中 2 芯开设 SDH 光传输环路， 2 芯开设广播电视光传输系统， 2 芯开设通信业务，其他备用。 河北工程大学毕业设计 20 考虑目前传输设备技术现状，多业务传送平台（ MSTP）的应用已较为成熟，并成为发展趋势，所以本设计在办公楼通信机房内配置 1 套多业务传送平台（ MSTP）设备，将本矿至矿区的行政、调度电话中继、调度电话专线、 计算机 管理 数据 、监控 数据 等所需的 2Mb/s、 10Mb/s、 100Mb/s 电口及 155Mb/s 光口集成于一体。 也可利用 光缆中的专用芯线，作为有线广播电视及 计算机管理网络传输 信道 。 C. 传输信道 a. 工业 场地弱电线网 工业场地内建设通信管道网，场区内的行政 、调度通信 、综合监控系统、计算机管理系统、工业电视、有线广播电视等弱电线网主干线路均沿通信管道敷设。局部分支线路采用穿钢管直埋敷设方式。 通信管道采用 PVC 多孔栅格管组合塑料管道，其具有抗压强度高、阻燃、抗老化、防水性好、可弯曲、便于施工、节省管位、利用率高等 。 b. 井下光缆线路 井下综合监控系统、工业电视等干线光纤合用 2 条 30 芯煤矿用阻燃光缆，光缆型号采用 MGTS33-30，单模 30 芯，分别沿主、副立井敷设。 c. 井下通信电缆 下井通信电缆采用 2条 80对矿用钢丝编织铠装通信电缆，沿主、副立井各敷设 1条，两条电缆互为备用， 在井口房交接箱内经熔断器和防雷电装置与下井煤矿用通信电缆连接。 井下电缆均采用煤矿用阻燃通信电缆，电话机采用本安型。 2.1.4 建筑材料来源 本井田内砂岩、石灰石出露地表且面积广，而且厚度大，可作为井上、下建筑石料，黄沙、砖（矸石砖）、料石、石子、白灰、水泥等大宗土产材料可由当地供应；除本公司企业所属现有材料供应外，还可以选用乡、镇企业的建材产品。外部供应材料只要有：钢材、木材、玻璃、高标号水泥、五金材料等。 2.1.5 排矸 矿井年掘进矸石量 30 万 t/a，全部用汽车运至矿井临时排矸场地，排矸车辆选用SH361 型自卸车，载重 15t，两班工作制，共需汽车 6 辆。 2.2 建井的技术准备工作 2.2.1 井田开拓设计主要技术原则 A 以经济效益为中心，依靠科技进步，积极采用先进技术，努力提高矿井机械化水平，深化矿井设计改革，将中峪矿井建设成为高效安全的现代化矿井。 河北工程大学毕业设计 21 B 简化矿井开拓部署，合理集中生产，节省井巷工程量，尽量多做煤巷少做岩巷，以符合国家相关政策、方针，并降低造价，缩短建井工期。 C 井下开拓巷道布置应合理加大采 区尺寸，增加工作面推进长度，减少工作面搬家次数。 D 首先开采的山西组煤层中最上部的 1 号煤层为厚度仅 1m 左右的薄煤层。为保护宝贵的炼焦煤资源，也为了解放 2 号煤， 1 号煤层达最低可采厚度的区域必须开采。因1 号煤层局部可采，可结合其可采范围集中划分采区。 E 井下煤炭运输全部采用胶带输送机，划分水平时应考虑上、下山长度合理。地面主要生产环节（产、储、装、运）应高度集中。 F 矿井应采用分区通风方式，以适应井田面积大、瓦斯高的特点。 G 因地形因素工业场地只能沿柏子沟布置，但沟的两岸比较狭窄，选择矿 井工业场地时需考虑选煤厂场地与矿井场地布置的关系。 2.2.2 矿井施工方案 矿井移交和达产时共布置有主立井、副立井、南翼的 南峪 回风立井和北翼的中央回风立井共 4 个井筒。主立井与选煤厂相邻布置，距副立井约 800m；副立井和中央回风立井位于矿井工业场地内；南翼南峪回风立井距工业场地约 2.1km。 中峪井田煤层埋藏深度大，初期开采的山西组煤层埋深一般在 800m 左右，主要开采 1、 2 号煤层，两煤层平均间距 15.04m，煤层瓦斯含量高，煤层厚度相对较薄，矿井井型确定为 5.0Mt/a。因煤层埋藏深度大，设计确定采用立井开 拓方式南沟子立井开拓方案。 该方案矿井工业场地位于柏子沟西岸南沟子一带，主立井布置在选煤厂场地内；副立井布置在矿井工业场地；南翼初期在距矿井工业场地约 2.1km 处布置南峪回风立井；北翼初期在矿井工业场地内布置中央回风立井。 井下设 2 个开拓水平，一水平开拓上组山西组煤层，标高 +190m。井底车场为刀把式车场，布置在 2 号煤层底板中。通过井底车场布置石门与轨道大巷相连，南、北两翼各布置 5 条大巷，即胶带输送机大巷、轨道大巷、进风大巷和 2 条回风大巷。 一水平南翼划分为南一、南三 2 个采区，在深部设置 -20m 辅助水平，辅 助水平划分为南四、南五采区，利用集中下山开采的区域划分为南二采区；北翼划分为北一北五共 5 个采区，一水平共 10 个采区。 二水平开拓太原组煤层，标高 +100m。因太原组煤层受峰峰组奥灰水突水威胁，二水平 79.97Mt 的可采储量中， 9+10 号煤层占近 70%， 11 号煤层只有标高高于 +314.0m的区域可采。因此设计采用主立井不延深，二水平胶带输送机大巷向上起坡直接与井底煤仓相连接。副立井不延深，采用暗斜井延深至二水平，轨道大巷布置在 9+10 号煤层河北工程大学毕业设计 22 底板下 10m 左右的岩石中，两层煤联合布置。 2.2.3 主、副 、风井筒开工顺序 在工业场地内，中央回风井先开工，副井推后半个月，主井推后一个月开工。 南峪回风井单独布置在风井工业场地内，和中央回风井同时开工。 2.2.4 矿井建设的工程准备 矿井开工前的工程准备：施测定位，打井筒检查孔（附井筒钻孔岩层柱状图：岩石类型、厚度、深度、含水层位置、静水压及涌水量），准备工作的重点项目，利用永久建筑物、建筑物和永久设备施工的措施；工业广场的平整，临时建筑物名称、结构形式及工程量表，大临工程总投资额；缩短准备期的措施及经验：准备工作的人数，进度安排及施工准备期的 确定。 河北工程大学毕业设计 23 3 井筒施工 3.1 主井井筒概况 3.1.1 井筒的特征 主井井筒设计确定采用立井开拓方式 ， 井筒净直径 6.5m，净断面 33.18m2，深 950.8m（含井底水窝），其中表土段 18.5m，基岩段 932.3m。担负全矿井煤炭提升任务并兼进风任务。井筒内装备 1 对 45t 箕斗。 3.1.2 井筒的地质 A. 奥陶系（ O） （ 1）上马家沟组（ O2s）：地质报告仅在浅部的 9-1 钻孔揭露该组 84.19m，太岳井田内 19-1 孔揭露厚度 61.36m。岩性以灰色或浅灰色巨厚层的石灰岩、白云岩为主，夹有泥岩 薄层，一般为块状层理，局部具变形层理，并夹有石膏层。 （ 2）峰峰组（ O2f）：井田内仅在浅部的 9-1 孔揭穿该地层，厚度 99.15m，太岳井田内 19-1 孔厚度 92.60m，平均 95.88m。本组地层以浅灰色巨厚层状的石灰岩为主，夹有中厚层的白云岩和泥质灰岩，局部含角砾， 9-1 钻孔下部岩芯完整， 840m 向上的裂隙多被方解石脉充填，在 895m 处含有 2.40m 厚的石膏层，而在 19-1 钻孔中此层段的石膏层厚度将近 10m。 B. 石炭系（ C） （ 1）本溪组（ C2b）：该组厚度变化在 20.90-40.82m 之间，平均 29.24m，由灰 -深灰色厚层状的铝土质泥岩、砂质泥岩、薄层细粒砂岩和 1-3 层石灰岩组成。本组中夹有0-2 层薄煤，均不可采。 （ 2）太原组（ C2t）：该组厚度变化在 110.6-138.73m 之间，平均 122.66m，岩性以深灰 -灰黑色的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及石灰岩为主，含煤 6-12 层。 依据岩性组合特征可将太原组分为三段： 一段（ C2t1）：从 K1 砂岩底 -K2 灰岩底，厚度 34.44-59.45m 之间，平均 45.65m。岩性以灰 -灰黑色的砂质泥岩、泥岩、粉砂岩和煤层为主，夹有铝质泥岩、细粒砂岩和石灰岩。本段地 层中夹有基本全区可采的 9+10、 11 号煤层和不稳定的 11 上薄煤层。 二段（ C2t2）：从 K2 灰岩底 -K4 灰岩顶，厚度 26.30-48.57m，平均 34.02m。以巨厚层的石灰岩和灰色、深灰的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩为主，并夹有薄煤层。本段地层夹有不可采的 7、 8 号薄煤层。 三段（ C2t3）：从 K4 石灰岩顶 -K7 砂岩底，厚度在 33.60-63.52 m 之间，平均 44.88m。岩性以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩为主，夹有砂岩、薄层石灰岩及海相泥岩，含菱铁质结核。本段地层夹有 3-6 层薄煤，一般厚度小，有少量点煤层厚度达可采 。 河北工程大学毕业设计 24 C. 二叠系（ P） （ 1）下统山西组（ P1s）：该组厚度变化在 24.34-49.10m 之间，平均 32.95m。主要由灰 -深灰色的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩和煤层组成。本组中含有主要可采的 2 号煤层和基本全区可采的 1 号煤层，此外还有 2-4 层不稳定的薄煤层。部分钻孔在 1、 2 号煤层间发育有巨厚层的中、粗粒砂岩。 （ 2）下统下石盒子组（ P1x）：该组厚度变化在 81.70-135.20m 之间，平均 107.03m，以底部的 K8 砂岩与山西组整合接触。本组岩性由浅灰 -灰色薄层或厚层的中细粒砂岩、泥岩、砂质泥岩和 铝质泥岩组成。根据岩性和颜色组合特征可分为两段： 下段（ P1x1）：从 K8 砂岩底至 K9 砂岩底，厚度 21.25-57.70m，平均厚 37.68m。主要由灰色的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及巨厚层的中粒砂岩组成。本段一般含 1-3 层薄煤，最多 6 层，层位极不稳定，均不可采。 上段（ P1x2）：从 K9 砂岩底 -K10 砂岩底，厚度 36.85-98.50m，平均厚 68.89m。岩性主要由灰色、灰白色及灰绿色巨厚层状的中细粒砂岩、泥岩、铝质泥岩和砂质泥岩组成。底部的 K9 砂岩为中细粒砂岩，厚度 0.60-16.72m，平均 4.58m， 具平行层理和交错层理，胶结坚硬。 （ 3）上统上石盒子组（ P2s）：该组厚度变化在 405.30-488.30m 之间，平均 460.77m，岩性主要为紫色、灰绿色巨厚层状的泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩和灰白色的中粗粒砂岩，依据岩性组合特征本组可分为三段： 下段（ P2s1）：从 K10 砂岩底 - K12 砂岩底，厚度介于 178.50-225.10m 间 ,平均厚度200.60m。 中段（ P2s2）：厚度 67.35-113.30m， 平均 92.89m，主要岩性为紫红色或灰绿色巨厚层的泥岩、砂质泥岩与灰白色中粗粒砂岩互层，底部的 K12 标志层厚 1.45-12.80m，平均 5.91m。 上段（ P2s3）：在本区西北部的狼尾河南岸及西南部的蔺河东侧有分布，厚116.00-205.95m,平均 167.49m。岩性主要为黄绿色中粗粒砂岩、局部为含砾粗粒砂岩和灰紫、紫红、黄绿、灰绿色的砂质泥岩、泥岩。 （ 4）上统石千峰组（ P2sh）：该组厚度变化在 115.25-166.10m 之间，平均 146.24m，可分为两段： 下段：分布于西北部的狼尾河南岸、中部的槐树庄、蔚村一带及西南部的蔺河东侧。底界 K14 砂岩为浅灰绿色巨厚层状的中粒砂岩，厚 1.30-16.15m，平均 6.04。本段厚39.15-66.10m，平均 52.55m，与下伏上石盒子组为整合接触。 上段：底部为紫红色泥岩夹似层状的淡水灰岩，富含钙质结核，往上渐变为泥岩，并夹暗紫、紫红色的中、细粒砂岩，本段厚 58.10-109.25m，平均 86.55m。 D 三叠系（ T） 河北工程大学毕业设计 25 （ 1）下统刘家沟组（ T1L）：在井田范围内大面积出露。 3-4、 5-2、 6-5、 6-9、 7-5、12-7 钻孔全部揭穿本组，厚度在 435.10-473.90m 之间，平均 450.26m。岩性主要为浅红色、紫红色薄 -中厚层状细粒砂岩，成分 以石英、长石为主，次棱角状，分选较好，胶结物主要为铁质、硅质，局部砂岩中含同生砂岩球，并夹有紫红色的薄层状的粉砂岩。 （ 2）下统和尚沟组（ T1h）：分布于井田中部和东南部的乌木、王勇村一带，在南马圈村东北的段家庄一带有上覆二马营组地层出露，预测和尚沟组厚度为 160-170m。主要岩性为红色、紫红色、暗紫色泥岩、砂质泥岩夹紫红、暗紫红色细粒砂岩及粉砂岩，底部为鲜红色薄层砂质泥岩和灰红色细粒砂岩互层，向上过渡为厚层或巨厚层的红色泥岩夹厚层细粒砂岩。本组与下伏刘家沟组为整合接触。 （ 3）中统二马营组（ T2er）： 仅在段家庄一带的山顶有出露，岩性主要为灰黄色的中粗粒砂岩，分选中等，受风化影响胶结较松散，最大出露厚度约 50m。 E. 新生界第四系（ Q） （ 1）中更新统（ Q2）：分布于较大沟谷的两侧及山坡、山梁上，与下伏各时代地层为角度不整合接触。主要岩性由浅棕红、浅黄色砂质粘土组成，含小型钙质结核，具裂隙，厚 0-10m，地貌上常形成陡坎。 （ 2）上更新统（ Q3）：主要分布于各大沟谷两侧的二级阶地上，与下伏各时代地层为角度不整合接触，主要岩性为浅灰黄色、浅黄色粉砂质粘土、粉土组成，颗粒均匀，结构疏松，垂直节理发育，厚 0-10m。 （ 3）全新统（ Q4）：分布于各大沟谷的底部、河床、河漫滩及河流的一级阶地上，主要岩性为近代河流冲、洪积层，由不同时代的砂、砾、泥质岩碎屑及次生黄土等组成，一般厚 0-5m，富水性强，与下伏各时代地层为角度不整合接触。 根据井田内钻孔抽水试验资料，奥陶系中统岩溶裂隙水单位涌水量为 0.0051L/s.m，为弱富水性含水层，但水质较好。 井筒正常涌水量 10m3/h，最大涌水量 18m3/h。 3.2 表土施工 3.2.1 施工方案选择 主井井口标高 1042.5m，根据井口位置及 地质报告钻孔资料，该立井筒所处位置第四系表土层比较薄，厚度 18.5m，以 浅棕红、浅灰黄色、浅黄色粉砂质粘土、粉土组成 ，基岩段无大的含水层，故设计该立井井筒采用井圈背板普通法凿井。井径采用地下开挖法，不得用大揭盖法施工，亦应尽量避免破坏原土层结构。井筒表土段采用 钢筋混凝土砌碹支护，砌碹厚度 600m。 3.2.2 施工方法的简述 主井井筒 表土采用井圈背板法掘进前使用临时锁口砌筑，是由井颈上部的临时井壁河北工程大学毕业设计 26 和井口临时封口框组成，接着使用人工或抓岩机（土硬时可以放小炮）出土。下掘一小段后（空帮距不超过 1.2m），即用井圈，背板进行临时支护，掘进一长段后（一般不超过 30m），在由下向上拆除井圈、背板，然后砌筑永久井壁。如此周而复始，直至基岩。 3.2.3 表土工期确定 表土施工每一掘进班进尺 3m，每天落滑膜灌注井壁一次，井深 18.5m，七个工作日结束表土层施工 。 3.3 基岩掘砌施工 3.3.1 主井基岩段工程概况 施工方法简述：基岩段穿过的岩层以砂岩、粉砂岩、泥岩为主， 普氏系数在 4 6之间， 施工推荐采用掘砌混合作业方式。 掘进：钻眼爆破采用 FJD-9 型伞形钻架，深孔光面爆破。爆破选用水胶炸药、电磁雷 管，视围岩情况选择合理的爆破参数。 装岩：选用 HH 6 型抓岩机 。 支护：井筒基岩段采用 混凝土砌碹支护，砌碹厚度 450m，采用 门轴式活动模板 。 3.3.2 基岩段爆破设计 钻眼爆破法施工要根据围岩情况不同调整爆破参数，严格按爆破图表施工，光面爆破周边眼保证爆破后眼痕率在 85%以上，不得欠挖，局部超挖控制在 150mm 以内。 (1)钻孔要求： 掏槽眼的间距误差和眼底间距误差不大于 5cm。 辅助眼眼口间距、行距误差不大于 5cm。 周边眼误差不大于 5cm，眼底不超出开挖轮廓线 3cm。 炮眼深度误差不大于 5cm。 按不同地质条件，随时调整炮眼数量、角度、深度、用药量及装药结构。 (2)周边眼光爆参数 : 周边眼的布置应根据岩层情况决定其间距（ E），抵抗线（ W）和 E 与 W 比值；一般 W 值为 600-800mm,E 值取 350-600mm,E/W 值取 0.65-1。 周边眼的方向应与井筒轴线纵坡一致。 周边眼一次同时起爆。 (3)钻爆作业注意事项： 首先应对炮眼布置、数目、角度和深度、用药量，引爆方式、爆破顺序等事先作好钻爆设计。 河北工程大学毕业设计 27 炮眼数目应根据岩石强度、地质构造、自由面数、井筒断面尺寸、炸药布置、炮眼长度等因 素确定，同时还应通过试爆调整初步钻爆设计。 严禁在已爆破的残眼中继续钻眼。爆破后，应经过不少于 30 分钟的待避时间，人员才能进入工作面。 在工作面钻眼或其他作业时，不得同时装药。 钻眼完毕，按炮眼布置图进行检查。炮浆、石粉应在装药前吹洗干净。 瞎炮处理。由于操作不良，爆破器材质量差等原因，引起炸药包没有爆炸。瞎炮危及安全，必须按照爆破安全规程有关要求处理。在瞎炮处理完毕之前，不允许继续施工，除负责处理瞎炮人员外，所有无关人员均需撤离现场。 主井基岩段爆破参数的计算 a. 计算炮眼数 N 开挖断面 234 2 .9 9 mS = R = (3 1) 单位炸药消耗量 q 1.2kg/m 装药系数 综合考虑各类炮眼的装药系数选择为 0.55 查询选取 2 号岩石铵锑炸药每米质量是 0.96，所以 4 2 . 9 9 1 . 2N 9 7 . 70 . 5 5 0 . 9 6qSr 个 (3 2) 实际取 98 个炮眼。 b. 每 循环炮眼深度 每掘进循环计划进尺数为 3m，由于本设计的炮眼利用率为 0.9，则有 mL 7.29.03 一般掏槽眼较炮眼深度加深 0.2 0.3，实际取炮眼深度为 ,3.2m。 c. 炮眼直径 本设计选用 2 号岩石乳化炸药，其药卷直径为 35mm，长度为 200mm，每卷质量为0.2kg。 由于炮眼过小，不利于装填药卷，炮眼过大刚会降低爆破效果和钻眼速度，故根据施工单位常用的钻孔设备和选用的药卷直径，确定炮眼直径为 42mm。 d. 炮眼间距和排距 掏槽眼 由于井筒的断面较大，岩石坚硬，故选 用复式直眼掏槽。设计炮眼深度 3.2m，确定采用三角柱状复式掏槽，布置 12 个掏槽眼，其中有 3 个是空眼。 河北工程大学毕业设计 28 周边眼 坚硬岩光面爆破的间距一般在 550 700mm，最小抵抗线为 600 800mm，为提高光面爆破效果，将周边眼间距取为 600mm，最小抵抗线为 800mm，周边眼设计位置应考虑 0.03 到 0.05 的外插斜率，故周边眼向外倾斜，故有 2 3 8 . 70 . 6RN 个 (3 3) 实际选取 39 个周边眼。 辅助眼 为了减小钻眼工 作量，加快施工速度，辅助眼的间距适当加大，辅助眼间距取为0.9m，共布置 47 个炮眼。 e. 装药量 根据装药量计算式计算一个循环的总装药量 Q q v 1 . 2 4 2 . 9 9 3 0 . 9 1 3 9 . 3 k g (3 4) 由于上述装药量为 2 号岩石铵梯炸药的单位耗药量进行计算的，故应将其换算为 2号岩石乳化炸药的装药量，取 2 号岩石乳化炸药的换算系数为 1.1，则一个循环的总装药量为 153.2kg。 按装药系数计算单孔装药量及总装药量 经查表可得，掏槽眼的装药系数为 0.55，辅助眼 的装药系数为 0.45，周边眼的装药系数为 0.45。为了保证光面爆破的效果，周边眼装药系数调整为 0.4。单个炮眼的装药量、装药卷数与装药系数、炮眼深度和单个药卷的长度及质量有关，具体计算如下。 12 个掏槽眼： 单孔装药卷数 0.53.20.2 8 卷 单孔装药量 80.2 1.6kg 换算为 2 号岩石乳化炸药： 单孔装药量 1.61.1 1.76kg 单孔装药卷数 1.760.2 8.8 卷 实际选用 9 卷。 47 个辅助眼： 单孔装药卷数 0.4530.2 6.75 卷 单孔装药量 6.750.2 1.35kg 换算为 2 号岩石乳化炸药： 单孔装药量 1.351.1 1.485kg 单孔装药卷数 1.4850.2 7.4 卷 河北工程大学毕业设计 29 实际选用 7.5 卷。 39 个周边眼： 单孔装药卷数 0.430.2 6 卷 单孔装药量 60.2 1.2kg 换算为 2 号岩石乳化炸药： 单孔装药量 1.21.1 1.32kg 单孔装药卷数 1.322 6.6 卷 实际选用 6.5 卷。 根据以上计算确定每循环进尺的总装药量： Q 121.8+471.5+391.3 142.8kg (3 5) 此值略小于按体积公式计算的总装药量，但基本上是一致的，所以按此值进行装填炸药。 f. 炮眼布置 炮眼布置如图爆破网络图所示，爆破参数见表 3.1。 表 3.1 岩层掘进炮眼排列及装药量 炮孔名 称 炮孔编号 孔深/m 孔数 单孔装 药卷数 单孔装药量 /kg 总装药量/kg 装药结构 起爆顺序 掏槽 眼 1 12 3.2 12 9 1.8 21.6 连续反向 装药 I 辅助眼 13 24 3 47 7.5 1.5 70.5 连续反向 装药 II 25 39 3 III 40 59 3 IV 周 边眼 60 98 3 39 6.5 1.3 50.7 连续反向 装药 合 计 98 142.8 3.3.3 基岩掘砌施工方法及设备 A. 井壁砌筑 基岩段现浇混凝土砌筑井壁，厚度为 450mm。基岩段净断面面积为 33.18m2 模板采河北工程大学毕业设计 30 用 6.5m门轴式活动模板。混凝土输送方式采用混凝土输送管下料。井壁进度计划 120m/月。 编制掘砌循环图表 施工中各工序的时间如下： 交接班时间： t1 取 10min； 上升吊盘时间： t2取 10min； 下伞钻时间： t3 取 20min； 打眼时间： ( 3 6 ) 式中： 深掏槽眼的深度， L1=3.2m； 辅助眼的深度， L2=3.0m； v 凿岩机的凿岩速度，取 0.45m/min； 钻眼与装岩不平行系数，由于巷道断面较大，故取 0.6。 43 . 2 3 . 0t 6 6 9 6 0 . 5 1 1 2 m i n0 . 4 5 0 . 4 5 上升伞钻时间： t5 取 20min； 装药连线时间： t6 取 90min； 放炮通风时间： t7 取 20min； 下放吊盘时间： t8 取 10min； 安全检查、装岩准备时间： t9 取 30min； 出矸找平时间： 10tQfq ( 3 7 ) 式中： Q 单循环爆破的岩石实体体积，取 115m3 f 岩石爆破后的松动系数，取 1.6； q 施工中抓岩机作业的装岩能力，取 50m3； 抓岩机的装岩效率。 脱模、立模时间： t11 取 60min； 浇筑准备时间： t12 取 20min； 浇筑混凝土时间： 13t 60Qfq ( 3 8 ) 10 1 1 5 1 . 6t 6 0 2 9 1 m i n5 0 0 . 7 6 124t 6 6 9 6llvv 河北工程大学毕业设计 31 式中： Q 喷射混凝土的体积， 322 3.2275.22.3 m f 喷射混凝土时混凝土的利用率，取 0.9； q 混凝土喷射机的生产能力，取 5m3/h 清底时间： t14 取 55min。 则各工序的计划时间分别为： t1=10min； t2=10min； t3=20min； t4 =112min； t5=20min； t6=90min； t7=20min； t8=10min； t9=30min； t10=291min； t11=60min； t12=20min； t13=212min； t14=55min。 掘砌循环时间如表 3.2所示。 B. 辅助生产系统 a. 提升 本井筒提升采用两套单钩提升方式。 提升容器的选择 一次提升 的循环时间： Td =54+8d w.sh-H ( 3 9 ) =54+ 8 9 6 2 . 8 1 5 7 5 =375.3s 式中， Td单钩提升时的一次提升循环时间， s； H吊桶提升高度，为井筒最终设计深度、卸矸台高度和卸矸台 以上吊桶提升高度之总和，大概为 962.8m； w.sh吊桶在无稳绳段的行程， 15m； 54 为吊桶在无稳绳段的运行时间，单位 s d为单钩吊桶在工作面摘挂钩操作时间和井上卸载时间，可取 75s。 计算吊桶容积： 3t z h 1 1 . 2 5 3 6 . 5 3 7 5 . 35 . 3 m0 . 9 3 6 0 0 0 . 9 3 6 0 0T C A TV ( 3 10 ) 选用矸石吊桶的标准容积为 3.0m3，根据施工需要，需要布置两个这样的吊桶。 m in2126079.0 27.4t 13 河北工程大学毕业设计 32 图 3 1 炮眼布置图 河北工程大学毕业设计 33 表3.2掘、砌施工循环表图 循 环 时 间 清底喷射混凝土 浇筑准备脱模、立模出矸找平安全检查、装岩下放吊盘放炮通风装药连线上升伞钻打眼下伞钻上升吊盘交接班工 序 时 间 河北工程大学毕业设计 34 当立井转入井底车场和平巷施工后，为适应排矸要求，需改为灌笼提升，采用双层单车临时灌笼，矿车采用 1.5 米 3 矿车。 表 3.3 吊桶的主要规格为： 附属装置选择： 钩头：根据吊桶容积选择 型钩头， 3方吊桶选择 7t钩头，自重为 160kg，适用钢丝绳直径为 31-35mm。 表 3.4 滑架：根据吊桶容积选择跨距为 1.85m，技术规格如下： 滑架跨距（ m） 高宽之比 最大宽度（ mm） 总重量（ kg） 1.85 1： 2 1930 173 缓冲器：选择缓冲器自重为 16kg。 提升钢丝绳选择 计算终端载荷： 0 ,rm m m K g ( 3 11 ) 吊桶提升时， )11(shgT KVm ( 3 12 ) 3 0 . 9 1 6 0 0 (1 0 .5 )1 0 0 0 5 6 7 0 kg CHHgTr QQQQm ( 3 13 ) 式中 TQ 吊桶重量； kg； gQ钩头联接装置重量， kg； HQ 滑架重量， kg； CHQ缓冲器重量， kg。 吊桶容积 m3 吊桶外径m3 桶口直径 mm 桶体高度mm 吊桶全高 mm 桶梁直径mm 重量 kg 3.0 1650 1450 1650 2890 80 1049 河北工程大学毕业设计 35 1 0 4 9 1 6 0 1 7 3 1 6 1 3 9 8rm k g 0 1 3 9 8 5 6 7 0 7 0 6 8m k g 凿井罐笼提升时 2 1 . 5 1 6 0 0 4 8 0 0 k ggmV ( 3 14 ) shzr QQm ( 3 15 ) 式中： zQ 罐笼重量， kg； shQ 矿车重量， kg。 kgm r 6 1 3 627184 7 0 0 0 6 1 3 6 4 8 0 0 1 0 9 3 6m k g 由此可按提升终端荷载最大的凿井罐笼来选择钢丝绳直径 。 计算钢丝绳的每米重量： 060k g / m1 1 1 0sBammHm ， ( 3 16 ) 取 B =1813MPa；am=7.5， 27.8 9 50 jsh HHH 6610936 k g / m 6 . 4 4 k g / m1 8 1 3 1 01 1 1 0 9 6 1 . 17 . 5sm 根据 ms值选用圆股钢丝绳 6 37，其技术特性为： ms=6.553kg/m， ds=43mm， =2.0mm， Qd=1259300N 验算安全系数 d00a sQmm m H g ( 3 17 ) 罐笼 提升物料时： 1259300 7 . 6 7 . 59 . 8 (1 0 9 3 6 6 . 5 5 3 9 6 1 . 1 )am 罐笼提升人时：按一次提 46 人、每人重 70kg 计算 河北工程大学毕业设计 36 1259300 9 . 2 99 . 8 ( 7 0 4 6 4 7 0 0 6 . 5 5 3 9 6 1 . 1 )am 满足煤矿安全规程的规定，所选定的提升钢丝绳可标记为： 圆股钢丝绳 637-43-1813-特 -光 -交右 GB1102-74。 天轮及提升绞车 凿井用的天轮按其用途可分为提升天轮和悬吊天轮两大类，按其结构又可分为固定式天轮和游动式 天轮两大类。游动式天轮主要用于斜井提升。 凿井提升机及提升天轮根据钢丝绳的最大型号，因此选用 3000 天轮。 提升机选用两台 2JK-4/10.5 型提升机。 验算提升机强度： 009 . 8 9 . 8 5 6 7 0 1 0 4 9 7 . 9 2 9 9 6 1 . 1 1 4 0 5 2 7 . 7J r S BF Q Q P H N ( 3 18 ) 式中， 0Q 提升货载重力， Kg； rQ 提升容器重力， Kg； BSP 每米钢丝绳的重力， Kg； 0H 提升高度， m。 验算卷筒宽度： 2JK-4/10.5 型 吊桶提升时， 3 0 9 6 1 . 1 3 03 3 4 3 2 . 5 3 7 2 6 . 9 23 . 1 4 4T TBHB d m m msD ( 3 19 ) 验算缠绳层数， 3 7 2 6 . 9 / 2 0 0 0 1 . 8 6 2 T T BB / B ( 3 20 ) 灌笼提升时， 3 0 9 6 1 . 1 3 03 3 4 3 2 . 5 3 7 2 6 . 9 23 . 1 4 4T TBHB d m m msD ( 3 21 ) 验算缠绳层数， 3 7 2 6 . 9 / 2 0 0 0 1 . 8 6 2 T T BB / B ( 3 22 ) 已知 2JK-4/10.5 型提升绞车的最大静张力为 180000N 大于 140527.7N，则该台提升机满足提升需要，可以使用。 河北工程大学毕业设计 37 稳绳天轮及稳车 稳绳的选型： 钢丝绳最大悬垂高度 H0井深 +天轮平台高度 +基础至天轮高度。 每 100m 的张力不小于 10KN/t,取 10KN/t，所以有 001 0 1 0 9 6 1 . 1 9 6 1 1 k gQH ( 3 23 ) 取B 1519、 m 5，所以每 m 钢丝绳重量为 069611 4 . 0 3 7 /1 1 1 1 1 5 1 9 9 6 1 . 1510osBaQm k g mHm ( 3 24 ) 选 67 型钢丝绳，其技术特性为： ds=34.5mm、 3.8mm、 ms=4.547kg/m、 Qd=722750N 则钢丝绳的安全系数为： 00722750 5 . 2 7 5 5 9 . 8 ( ) 9 . 8 ( 9 6 1 1 4 . 5 4 7 9 6 1 . 1 )ds sBQmmQ P H ( 3 25 ) 满足煤矿安全规程的规定，所选定的提升钢丝绳可标记为： 钢丝绳 67 -34.5-1519-I-光 -同左 GB1102-74 钢丝绳 67 -34.5-1519-I-光 -同右 GB1102-74 稳绳天轮的选型 TD 20, ds =20 34.5=690mm ( 3 26 ) TD 300, =300 3.8=1140mm ( 3 27 ) 按较大者，选取标准直径的天轮： 1250 mm 的单槽 轻型 天轮 ,4 个。 稳车的选型： 已知 0Q=9611Kg J 0 0F 9 . 8 9 . 8 9 6 1 1 4 . 5 7 4 9 6 1 . 1 1 3 7 2 6 9 . 3SBQ P H N ( 3 28 ) 查表，凿井绞车可选 JZ16/800 型， 4 台， FJ=160000137269.3N，凿井绞车可用。 b. 临时排水方案 设计布置一台 80DGL-7510 型吊泵，其性能范围为 ：流量 Q=38.1m/h 扬程河北工程大学毕业设计 38 H=820m，转数为 2950n/min， 电机最大功率为 250KW。 井筒施工阶段选配无缝钢管进行排水。选择吸、排水管道内径： VcQVcQd 0188.036004 ( 3 29 ) 取 Q=38.1 m/h， Vc=2.0m/s计算选配， d=0.0821m 管壁厚度 cppd )1(5.0 ( 3 30 ) 式中：管材许用应力，对于无缝钢管为 800kg.N/cm； p 管内液体压力， )(1.1 21 hhp ， 1h 、 2h 是吸排水高度； c管壁附加厚度，无缝钢管取 0.15cm。 故 2.731cm 排水管稳车选用 2JZ2 -16/800 凿井绞车悬吊。悬吊天轮用 800mm 双槽重型悬吊天轮。 c. 混凝土输送管 布置两趟 1594.5mm 无缝钢管作混凝土输送管，由 2JZ16/800 凿岩绞车悬吊，钢管之间用快速接头连接，缓冲器与管路的连接用法兰盘，混凝土经缓冲器进入竹节管及6 in 钢丝软管入模。混凝土输送管还可兼作喷射混凝土的垂直输料管。井筒掘进时将缓冲器拆除，接喷浆的管子进行喷浆。模板采用 门轴式活动模板 ，由 4 台 JZ-10/800 凿岩绞车悬吊 , 天轮选用 500mm 单槽轻型悬吊天轮 。由于主井井 深 950.8，故按表 3-4 规格选用稳车，钢丝绳和天轮。 表 3.5 混凝土输送管悬吊重量 (钢丝绳安全系数不小于 5) 井深 (m) 管子直径 150 直径 (mm) 稳车能力(t) 重量 (t) 钢丝绳 天轮 静重 冲击力 总重 950.8 34 800 16 11.9 8.48 20.38 注：本表引自煤矿专用凿井设备施工图册第三册表 5，但钢丝绳直径按 GB1102-74进行了调整 (取 619 钢丝绳，钢丝绳公称抗拉强度为 1519MPa)。 d. 风筒布置 在 井筒施工期间，采用压入式通风方式。 掘进工作面实际需风量： 河北工程大学毕业设计 39 按工作面最多同时作业人数计算 smNQ /67.1m i n/m1002544 330 ( 3 31 ) N工作面最多同时作业人数，取 25。 按炸药量计算 325 2 5 1 3 9 . 3 1 7 4 . 1 3 / m i n20ii AQmt 掘 ( 3 32 ) 式中： iA 第 i 个掘进工作面一次爆破的最大炸药用量， kg t爆破后通风时间，取 20min。 按风速验算： m i n/2.1393908.5846060 3m ax mSVQ ii 掘 ( 3 33 ) m i n/72.52208.5815.06060 3m i n mSVQ ii 掘 ( 3 34 ) 式中： V风速，最低风速，岩巷掘进为 0.15m/s，煤巷或半煤岩巷为 0.25m/s，最高风速为 4m/s； iS第 i 个掘进巷道的面积，取 58.08m2 。 由于按人数和炸药量计算的风量不满足最小风速验算，所以按照工作面最小 风速取井筒施工期间最小需风量为 522.72m3 /min，采用一趟 700mm 胶质风筒压入式，风筒的井内吊挂方式采用锚杆悬挂固定，百 m 风阻值为 821 0 0 7.14 msNR 所以 6 有： PaQRQhmQPQ48.5 1 6 93 6 0 072.5228.5807.1417.4m i n/8.58072.5229.011 3掘局全掘效局 ( 3 35 ) ( 3 36 ) 根据局Q及风压，风 机选用 4-58-1111.25D凿井风机。 e. 压风设备与供水管设备 采用一趟 2524.5mm 及一趟 562.5mm 无缝钢管，钢管间用快速接头连接 ,压风管和供水管井内吊挂方式选用井壁固定吊挂方式。在吊盘上设有一长 5.4m 的2524.5mm 的钢管，上端用 6 in 钢丝软管和 1 12in 软管与固定管路连接，下端与压风管软管、供水管一起用装在吊盘上盘层的 JFH0.5/48 型风动绞车悬吊，以便放炮时起河北工程大学毕业设计 40 落方便。 压风设备 井筒建设时期总耗风量 ： 31 . 1 1 . 1 5 1 . 1 ( 1 1 5 1 9 0 1 ) 1 4 7 . 4 9 9 / m i nQ n k q m ( 3 37 ) 式中： 管网漏风系数，取 1.1； 风动机械磨损使耗风量增加系数，一般为 1.1 1.15，取 1.15； 高原修正系数，海拔每提高 100m 系数增加 1%，可 取 1.1； n同型号风动机具使用数量，抓岩机 1 台，凿岩机 9 台，风动绞车 1 台； k同型号风动机具同时使用系数，凿岩机同时使用系数，取 1.0； q风动工具耗风量，抓岩机使用风量 15m3 /min，凿岩机使用风量为 90 m3 /min。 根据总耗风量选择空气压缩机类型为两台 7L-100/8 工作，另设两台备用。 压风管路内径： 14 4 2 1 . 0 7 2526 0 6 0 3 . 1 4 7Qd m m ( 3 38 ) 式中 ： 1Q 平均压力状态下的空气流量0111 4 7 . 4 9 9 1 2 1 . 0 77QPQP ； Q 管道计算压风流量，即常温下（ 150 C）和一个大气压（ 760mm 水银柱）下的流量， m3 /min； 0P吸气大气压，一般取 1kg.N/cm2 ； 1P 管道中空气的平均压力，一般为 5 9 个绝对大气压，可取平均压力为 7个绝对大气压； 管道内压缩空气流速，一般为 5 10m/s，可取流速为 7m/s。 f. 安全梯布置 安全梯形式选用 JZA5/1000 型手、电两用绞车悬吊，安全梯平时不通过吊盘，悬在吊盘上，吊盘下设置软梯，需要时可通过吊盘放到工作面。 本设计井筒直径 6.5，井深 950.8m，按表 3.6 进行稳绞选型。 河北工程大学毕业设计 41 表 3.6 950.8m 井深安全梯悬吊重量 (钢丝绳安全系数不小于 9) 井筒直径 (m) 6.5 安全梯及人重 (kg) 直径 (mm) 稳车能力 (t) 项目 钢丝绳 天轮 井深 950.8 23 500 5 注：安全梯及人重引自煤矿凿井转用设备施工图册第三册表 9.2 钢丝绳计算长度也与原表同，但其直径与重量按 GB1102-74 进行调整 (取 619 钢丝绳，钢丝绳公称抗拉强度为 1519MPa )。 j. 各种管线布置 放炮电缆：按规程要求单独悬吊，设计选用 JZ-10/800 凿井绞车， 187-20mm的不旋转钢丝绳，天轮选用 500mm 单槽轻型悬吊天轮，电缆选用 YV-216 型。 通信、信号电缆：选用 HUVV-50.79 控制电缆供主、副提升信号用，敷设在吊盘绳上。 照明、动力电缆：敷设在吊盘绳上。 C. 天轮平台布置 a. 天轮平台布置的原则 本设计范围内的梁一律称为副梁，井架天轮平台的梁称为主梁。根据 V 型井架天轮平台尺寸、井筒平面布置图、提绞地面布置图、井架与井筒的相对位置以及天轮、悬吊天轮等设备的技术特征，确定各天轮位置。根据悬吊设备的重量和钢丝绳直径确定各天轮、悬吊天轮的规格。选型均符合煤矿安全规程的规定，凿井井架主要尺寸见表 3.7。 表 3.7 凿井井架主要尺寸 井架型号 主体架角柱跨距（ m） 天轮平台尺寸（ m） 由基础至天轮平台上面的高度（ m） 由基础至第一层平台的高度（ m） 基础尺寸（ m） 地面长度 地面宽度 高度 埋置深度 V 1616 7.57.5 26.403 10.3 4.6 3.6 3.0 2.7 b. 天轮副梁的选择和验算 （ 1）内力分析 河北工程大学毕业设计 42 3 . 0 3 m 3 . 0 3 m1 . 0 2 m0 . 4 2 m图 3 2 吊桶提升受力图 吊桶满载时的质量 5286kg，钢丝绳质量为 6400 kg，天轮自重 2385kg，故每个提升天轮施加给天轮梁的压力为 （ 5286kg+6400kg+2385kg） 9.8N/kg 137895N,取动载荷系数为 1.5 故每个提升天轮施加给天轮梁的压力 G=1378951.5 206843N。将天轮梁简化如下： 由图 3 2可得平衡方程： GFFF 2321 ( 3 39) 235 . 4 6 3 . 0 3 6 . 0 6G F F ( 3 40 ) 本题是一个超静定问题， 故需用力法再列一个方程。图示的基本体系承受载荷 2G和未知力 2F 共同作用。根据叠加原理， 111 P 。 作基本结构在载荷作用下的弯距图 Mp和在单位力 F2=1作用下的弯距图 M1 ，应用图乘法