【采矿工程】北山煤矿三水平延开拓深设计1

龙岩学院资源工程学院毕业设计说明书（论文）完整CAD，三维模型设计图纸请联系本人Q68661508，参见豆丁备注。HTTP/WWWDOCINCOM/LZJ781219题目北山煤矿三水平延开拓深设计专业采矿工程班级10采矿工程学号姓名指导教师职称教授资源工程学院第一章井田概况及地质特征3第一节矿区概述4第二节井田地质特征4第三节煤层特征5第二章井田境界和储量7第一节井田境界7第二节井田工业储量7第三节井田可采储量7第三章矿井延深水平开拓方式8第一节矿井开拓方案的提出8第二节开采延深水平开拓方案的对比及确定9第三节矿井区段垂高的确定10第四章矿井设计年生产能力及服务年限11第一节矿井工作制度11第二节矿井设计生产能力的确定与论证11第三节矿井及各水平服务年限11第五章井田开拓12第一节概述12第二节井筒位置的确定12第三节采区划分13第四节井底车场13第六章采煤方法和采区巷道布置14第一节采煤方法14第二节采区布置14第四节巷道掘进16第七章矿井运输与提升19第一节概述19第二节采区运输设备的选择19第三节主要巷道运输设备的选择19第四节提升20第七章矿井通风与安全22第一节矿井通风方式与通风系统的选择22第二节采区及全矿所需风量23第三节矿井通风阻力计算24第四节扇风机选型24第五节防止特殊灾害的安全措施25第八章矿井排水27第一节概述27第二节排水设备选型27第九章技术经济指标28第一章井田概况及地质特征第一节矿区概述一、交通位置龙岩市新罗区北山煤矿行政隶属龙岩市适中镇管辖，为国有企业。矿区位于龙岩市区中心南东方向，方位168，直距30KM的仁和村，隶属龙岩市适中镇管辖。地理座标东经11703311170532；北纬1245042255215。矿区北距龙岩漳州公路约4KM，距龙岩火车站46KM，距漳州105KM，距南靖县城约86KM，交通便利。见图11。图11铁路县界图例龙岩市矿区位置5KM乡镇界县乡道乡镇10上洋永安市洋西罗畲隔头吕凤孔党陈地苏一田樟坑小溪珍坑高洋内村谢家邦黄坂产坑黄地田坑苏坂营边黎山头大坑东联小吉郭畲大科营岐岩下洋城石头城红邦岭兜白沙镇南卓罗坪2半岭营斗陈洋高林松洋万安镇高厦浮竹环坑五村西贯苏邦白石盂高池雁石镇岩星北河梅溪1594新田前村石头坑天宫山坪坑石城雁石站益坑吕洋北山陈村岩山佳山溪柄颜中漳平市后路富溪隔口美丽溪红林陈罗黄坑科桃铁山街道陆家地紫阳溪西村美崆口新陂进贝西陂街道谢洋陈陂曹溪街道龙岩市新罗区东山东宝山农场林邦莒舟崎濑黄洋2洋东营坑适中镇新祠三坑后田隘头东肖街道联邦东窟黄邦山农场王庄董邦浮蔡丰田杨梅坪颜祠罗厝白岩前元青梅头北山煤矿四集漳平市南靖县坂溪上屿仁和319下屿温庄溪柄中溪中心西源华坑梅村大高斜上挖林祠山头双车福坑新寨连城县山塘内寨牛眠石小池茶场五星洋畲湖坑黄斜九里洋北溪大池镇小池镇何家坡中联联合红坊镇赤坑黄岗水库坎洋永定县大和合甲黄美上杭县南燕西洋上杭县交通位置图黄竹坑下挖红炭山站板子斜肖坑龙门街道江山老寨二、地形地貌本区属中低山剥蚀地貌。井田内山脊呈近东西向“一”字型展布，沟谷相对切割深度在270490M左右，山势较陟。矿区东部山脊呈南北向“一”字型展布，相对切割深度在100200M左右，山势较缓矿区最低侵蚀基准面位于西北角东坑溪，标高为402M，地形最高标高位于中偏西南47号孔傍山顶水尾尖，标高为90514M，相对高差达503M以上。流经本区的较大地表水体有西北部的东坑溪和东部的柳溪。东坑溪河床远离矿区，对矿区煤层的开采无直接充水危害。柳溪从北西南穿过矿区东部，其进入和流出井田处的河床标高分别为645M和635M，水力坡度较小。根据1983年4月实测资料，最高洪水水位标高为63872M。三、气象及地震情况本区属亚热带气候，常年温湿多雨，降雨量较充沛，降雨多集中于每年39月份，占全年降雨量的80以上，11月翌年1月为旱季，雨量减少，气温逐渐下降年平均气温199，年平均降雨量1680MM，无霜期291天。根据中国地震参数区划图（183062001），本区抗震设防裂度为6度。四、矿区小窑开采情况本区的矿山开采较为悠久，解放前就有人采过煤，主要用于打铁和烤烟，数量有限。解放后，陆续有一些乡村分别办起了煤矿，规模逐年扩大。1982年以后，开始出现群众合股办矿采煤，小煤窑遍地开花，年产量达到十几万吨。经过近几年的关井压产和小煤窑的清理整顿，目前尚有小煤窑十几个，年产原煤十万吨，主要开采、37、39号煤层。第二节井田地质特征一、地质构造本区总体为一向北倾的单斜构造，次级褶曲不发育，局部地段因断层影响形成牵引褶曲，幅度达数十米至近百米。区内断裂构造以正断层和平推断层为主，逆断层较少。主要的大断层有31断层，倾向北东，倾角280。岩浆岩本区岩浆岩活动不强烈，以侵入岩为主，一般规模较小，多呈岩枝状或细脉状，主要以基性岩为主，其次为酸性岩为主、石英斑岩脉等。闪长岩、辉绿岩脉多呈东西向展布，一般花岗斑岩、石英斑岩脉呈南北向展布。由于岩浆侵入，对可采煤层的连续性和稳定性造成了一定的影响。二、水文地质条件本区地下水的补给，主要来自大气降水。降水首先渗入补给第四系松散沉积物和基岩风化壳中的潜水。然后在重力作用下继续下渗，补给基岩承压水。其主要补给通道是断裂构造作用所产生的裂隙。由于多年来的地下开采，浅部的潜水基本疏干，在旱季，区内沟谷基本为干谷。矿坑充水的另一因素主要为老窑积水。矿区老窑位于450M水平以上，其老窑积水部分渗入矿井汇入402M排水平硐，从402M排水平硐排出。对未来矿井开采没有影响。矿区地下水的排泄，浅部主要在沟谷处以泉水形式排泄，因矿井多年生产，现已基本疏干。大气降水的补给大都沿沟谷排泄，极少部他断裂裂隙带向生产煤硐中排泄，通常径流路程长。深部岩层中地下水的排泄，主要沿断裂裂隙带直接向矿井排泄。综上所述，矿区所处地形的位置较高，大气降水是本区地下水的要补给来源，地表水体（东坑溪和柳溪）对煤层的开采，无灾害性突水危害。煤系地层为弱裂隙含水岩组，矿区内的可采煤层均无接触到石灰岩地层，断裂构造带的充水、导水性一般较弱。虽然矿区水文地质条件简单，但上部分布较多的小煤窑，破坏了本矿的水文地质条件，使得矿内的水文地质条件变得复杂，因此，矿区应属裂隙类简单型煤矿床水文地质勘探类型。三、涌水量预测根据预测，矿井的正常涌水量为18062M3/H，最大涌水量为18062M3/H。第三节煤层特征1、煤层主要可采煤层有37、39煤层，37、39煤层赋存于童子岩组第一段（1T1）地层中下部。呈层状产出，37号至39号煤层平均间距30M。煤层特征见表11表11主要煤层特征表煤层厚度（M）煤层名称最小最大平均煤层结构倾角顶底板性质37011301121简单、较稳定36顶板为泥岩，较纯，含扁豆状黄铁矿结核。底板为中厚层状细砂岩（局部为含根茎的细粉砂岩或粗粉砂岩）。390159661202简单、较稳定36顶板为厚1220M的泥岩，底板为根土岩、含根茎的细粉砂岩、薄层细砂岩或粗粉砂岩。2、煤质本区各煤层煤质如下37号煤层为低灰、特低硫、特低磷、中高发量一号无烟煤；39号煤层为低灰、特低硫、特低磷、中高发热量二号无烟煤；煤质化验结果见表12表12可采煤层化验结果表煤层编号FCADMADADVDAFQNET,DKJ/GSTDPDST容重T/M337782062214392632830042000412441713979798811215360287501000041207166煤岩类型以半亮型为主，次为光亮型和半暗型，37号煤为主，39号煤以粉煤为主，局部地段块煤也占一定比例。原煤可供作为发电、制造化肥或民用煤。37号煤层顶板泥岩力学性质属于中等稳固岩层，39号煤层顶板泥岩力学性质属于较不稳固岩层。37号煤层底板细砂岩强度较高。矿井掘进工作面围岩稳定不设支护，对于不稳定至较不稳定、极不稳定的围岩均采用坑木架棚支护，效果较好。39号煤层直接顶板泥岩较粗，含炭量高，易于脱落，力学性质差，回采过程中应加强顶板维护和管理。矿井属低瓦斯矿井。地温根据矿井地温观测资料，井下温度为2022，无地温异常。煤层的自然和煤尘爆炸矿井属无煤尘爆炸、煤层不易自然发火矿井。且本矿区自从有小煤窑开采至今已久，未发生过煤层自燃现象和煤尘爆炸事故。综上所述，矿区未见地温异常；亦未发现煤尘爆炸和煤的自燃等现象；测试煤层瓦斯含量低，属低瓦斯矿井；矿区疏水、防水和排水系统均属正常，具备足够的防洪排涝能力；地表水排放无污染现象。第二章井田境界和储量第一节井田境界矿井开采范围其拐点坐标及开采标高见表21。表21矿区开采拐点坐标览表点号XY点号XY127518250039508000002275182500395088750032748950003950934500427492550039506010005275001500395060100062750015003950593500727508500039505930008275085000395063000092750400003950630000102750400003950674000112751330003950685000122751303003950716000132751335003950800000开采标高680M200M面积68706K第二节井田工业储量根据矿井资料，截至2005年底，矿井共保有资源储量7845万吨。其中（111B）基础储量2761万吨，（122B）基础储量2944万吨，（333）资源量1024万吨，防水保安煤柱（2S11）资源量993万吨，（2S22）资源量123万吨。第三节井田可采储量矿井工业储量111B122B333K276129441024076422万吨，K为可信度系数，取07。矿井2006年度动用储量133万吨，2011年动用储量126万吨，2012年动用储量1848万吨，则矿井设计可采储量（矿井工业储量动用量各煤柱损失量）采区回采率（642213312618486422015）0834162万吨，矿井各类煤柱按工业储量15计算，矿井采区综合回采率为83。故截至2013年底，北山煤矿矿井设计可采储量为4162万吨。第三章矿井延深水平开拓方式第一节矿井开拓方案的提出一、方案提出设计依据矿区煤层赋存条件、地质构造形态、地形地貌特征，考虑到矿井现有开拓布局和开采情况，结合储量及矿山实际，就180M水平至20M水平的延深工程开拓方案如下方案一采用下山开采，五、六采区生产的煤炭分别由三、四采区下山接力提升至300M水平和410M水平后通过主斜井提升至地面。方案二暗斜井延伸至20M水平，采用上山开采。二、方案生产系统说明、井巷布置1、运输提升方案一采煤工作面落煤通过溜槽自溜运输平巷装车点手动闸门装车区段运输平巷区段石门轨道下山由绞车提升到180运输大巷三采区300上部车场和四采区410M上部车场后分流五采区来煤主斜井300M井底车场煤车主斜井煤台汽车外运六采区来煤经410M运输大巷主斜井410M中部车场矸车（经五采区轨道下山提升）180M运输大巷四采区轨道下山410M运输大巷410M排矸车场496M排矸井排矸场。方案二采煤工作面落煤通过溜槽自溜运输平巷装车点手动闸门装车区段运输平巷区段石门运输上山运至采区煤仓20M运输大巷暗斜井提升到180运输大巷三采区300上部车场和四采区410M上部车场后分流五采区来煤主斜井300M井底车场煤车主斜井煤台汽车外运六采区来煤经410M运输大巷主斜井410M中部车场矸车（经五采区轨道上山提升）20M水平运输大巷暗副斜井180M运输大巷四采区轨道下山410M运输大巷410M排矸车场496M排矸井排矸场。2、供电系统方案一、二工作面用电均从180M变电所，通过大巷供给区段各采掘点的配电。3、通风系统方案一五采区由663M主斜井和496M排矸斜井进风300M井底车场三采区300M上部车场、三采区轨道下山五采区各区段运输平巷五采区各工作面污风经五采区各工作面回风平巷五采区人行下山三采区人行下山300回风石门665M风井，由通风机排出地面；六采区一路由663M主斜井和496M排矸斜井进风300井底车场三采区300M上部车场、三采区轨道下山180M运输大巷六采区轨道下山（别路由496M排矸斜井进风410M运输大巷四采区轨道下山300M上部车场六采区轨道下山六采区区段运输平巷六采区各工作面污风经六采区各工作面回风平巷六采区人行回风下山435M回风平硐，由通风机排出地面。方案二的通风系统与方案一的最大区别就是进风风流要经过运输上山送至各工作面,即进风风流的路程增加，而污风的行走路程基本是与方案一相同的。4、排水系统方案一、二各采掘点的井下水经矿井20M水仓一级排水管路抽至180M大巷水沟，汇流至180水仓，由水泵房的水泵抽至410M运输大巷后，由402M排水平硐水沟自然流出，经地面沉淀池处理后排放。第二节开采延深水平开拓方案的对比及确定一、方案的经济、技术比较见表31、表32。1、经济比较表31顺序比较项目方案一方案二单价方案一比方案二增减1井巷工程费QQ900M锚喷850元/M砌碹1500元/M765万元2巷道维护费900M50元/年米45万元3运输费1元/吨公里万元/年4设备搬迁费元/吨公里5风水管、电缆SS900M80元/M72万元6全部费用总计P万元P1935万元比较结果方案一比方案二节约费用1935万元2、方案的技术比较表32比较项目方案一方案二掘进工程量中等中等生产准备期较短较长通风完善完善运输行人方便方便煤炭开采程度大大煤柱损失少量煤柱较多煤柱经技术和经济比较，可得出两方案的优缺点方案一优点巷道掘进工程量较小，总的巷道掘进、维护费用低；缩短开拓工期，接替生产的时间短，加快建设。缺点有一段下行风，必须要采区相应的措施防止漏风，减小风流能量损失，以保证各需风点风量的供应；煤车、材料车及矸石车都是通过在通过轨道下山进行运输，使得运输系统变得更加复杂。优点风流皆为上行风，能够避免漏风；煤车、材料车及矸石车的运输分别通过运输上山和轨道上山进行运输，避免运输系统的互相影响。缺点需掘进两条暗斜井及两队运输上山和轨道上山，以及煤仓等相应的硐室，增加施工难度，影响开拓工期，增加开拓资金，影响采面接替进度；由于各运输提升的路程增加，需配备各相方案二应的设备，增加投资成本；煤、矸石及材料的运输要分阶段运输，增加转载环节，使得运输提升变得更加复杂；保护煤柱增加，煤损增加。三、方案确定总言，综合经济、技术比较两方案，得知方案一能加快建设，须留设的护巷煤柱较少，加大开采力度；节约开拓资金；方案二施工难度较大，巷道掘进量大，影响开拓工期。另外，由于井田走向中部位置有F31大断层，在井田中部布置暗斜井进行上山开采。故统筹考虑，采用方案一作为二水平矿井18020M水平开拓方案。第三节矿井区段垂高的确定1、开拓方案为采用下山开采，五、六采区生产的煤炭分别由三、四采区下山接力提升至300M水平井底车场和410M水平后通过主斜井提升至地面。2、水平及区段布置延深水平走向长度约为1700米，五采区走向长度约为1100米，六采区走向长度约为600M。其中五采区的两翼长度分别为约为500米和600米，区段斜长取85米，区段数目为436SIN850LL式中L阶段斜长；L区段斜长（取85M）则矿井水平标高为18020M；区段高为50M，按标高具体可分为180130M、13080M、8030M、3020M四个区段。第四章矿井设计年生产能力及服务年限第一节矿井工作制度矿井设计年工作日为330天，日工作班数3班，其中两班生产，一班准备，三班掘进，每班工作八小时，每天净提升时间16小时。第二节矿井设计生产能力的确定与论证矿井生产能力应根据井田的煤层埋藏条件、构造、水文地质、储量等条件综合分析确定，并充分考虑矿井的经济效益，矿井延深工程设计生产能力仍维持15万吨/年，矿井日生产能力45606吨。第三节矿井及各水平服务年限矿井服务年限Z/AK4162/1515185年。其中矿井服务年限；单位年。矿井可采储量；单位万吨矿井生产能力；单位万吨/年。矿井储量备用系数，取15。表41开采水平采区储量及服务年限表采区储量级别资源量（万吨）可采储量（万吨）设计生产能力（万吨/年）服务年限（年）（333）482五采区122B1016755155（333）25六采区（111B122B802576154（333）合计1331159开采水平的储量及水平的服务年限见表41。可知符合煤炭工业设计规范的规定。第五章井田开拓第一节概述井田煤层埋藏最高水平可达700米标高以上，最低地表看标高为400M米，故井田采用斜井、平硐混合开拓方式。402M排水平硐有利于402米标高水平以上井下水的自燃排泄。矿井原范围内有663M主斜井、665M副斜井（兼风井）、435M回风平硐、402M排水平硐及496M排矸斜井。矿井开采多年，采用童子岩组一段煤层和三段煤层分组开采方式，斜井开拓方式，以主副斜井及402M排水平硐组织开采410M标高以上煤层，在矿井西部已建有496M排矸斜井连通410M运输大巷及402M排水平硐，现矿井范围内410M标高以上一段煤层已采空。矿井在410M380M标高之间留有完整的隔离煤柱，以防410M标高以上的采空区积水对下水平开采造成危害。第二节井筒位置的确定矿井共有六个井筒，包括663M主斜井、496M排矸斜井、402M排水平硐、665M回风斜井、435M回风平硐。主斜井井筒采用单钩串车提升，安设16M型绞车，铺设22KG/M钢轨，作提运煤炭、运送材料和设备、进风之用；496M排矸斜井井筒采用单钩串车提升，铺设22KG/M钢轨，作提运矸石；运送材料和设备、进风之用；402M排水平硐作排水之用；665M回风斜井和435M回风平硐分别作为五采区、六采区行人、敷设管路、回风之用。各主要井筒的主要技术特征见表51。表51井筒特征表名称663M主斜井496M排矸斜井665M回风斜井435M回风平硐402M排水平硐27497336852750012100274967296127506702272750555780井口坐标3950848691239506209621395084869123950670500739506015036井口标高（M）662883496328665131435263402045方位角（度）13802600138032303170倾角（度）2502502500000井筒长度（M）8604638606007005945644430井筒断面（M2）净掘62486744832支护方式锚喷砼砌碹锚喷锚喷锚喷锚喷第三节采区划分设计矿井的井田走向长度较短，并且由于在井田中部有F31大断层，限制了煤矿开采的连续性和巷道的布置，因此以其为采区划分边界，在其两侧分别布置五、六采区。五采区西至矿井不可采边界，东至5号勘探线附近，六采区东至5号勘探线附近，西至矿井边界。第四节车场设计及硐室一、井底车场主斜井300M井底车场空、重车线及调车场按15列车长设计。180M水平井底车场空、重车线及调车场按15列车长设计，调车方式采用3T架线电机车顶推调车。20水平井底车场空、重车线及调车场按15列车长设计，调车方式采用3T架线电机车顶推调车。410M水平排矸井井底车场空、重车线及调车场长度为10列车长；主斜井410M中部车场及调车场长度为10列车长。三、硐室矿井井下主要硐室有20M中央变电所、20M中央水泵房、水仓、电机车修理库以及井下消防材料底等硐室。井下水仓以锚喷支护为主，其它硐室采用砼砌碹支护。设计20M水平的矿井正常涌水量为606M3/H，最大涌水量为1225M3/H，水仓设计内、外水仓，水仓容积以容纳8H正常涌水量606M3/H进行计算，设计水仓净断面70M2,水仓总长度80M，有效容量560M3；水仓采用锚喷支护，铺设15KG/M轨道，砼地坪，人工清理煤泥。水仓上口通道设绞车提升设备，水仓入口前方设有煤泥沉淀池。第六章采煤方法和采区巷道布置第一节采煤方法一、根据矿区煤层赋存条件、地质构造及开采，依照我省目前的开采技求装备水平，北山煤矿采用走向长壁后退式采煤法。二、采煤工作面利用煤电钻打眼，采用毫秒爆破落煤，工作面铺设搪瓷溜槽进行自溜运输或人工辅助扒运，区段运输平巷及运输石门采用25吨蓄电池机车运输。三、煤层赋存条件适宜，回采工作面支护应优先采用单体液压支柱支护，考虑我省的技术水平和开采现状，矿井工作面采用木支护，对工作面要将强支护管理，确保矿井安全生产。工作面采用绞车回柱，全部跨落法管理顶板，排距1M，柱距07M，“见四回一”，回柱绞车回柱，工作面最大控顶距43M，最小控顶距23M。四、采煤工作面的年推进度为750M850M，工作面平均斜长为80M。五、采区回采率85，工作面回采率97。生产时主要材料消耗M指标约为坑木120M3/万T,炸药2500KG/万T，雷管10000发/万T,钢材45吨/万T。第二节采区布置一、移交生产和达到设计生产能力时的采区数目、位置和工作面生产能力根据矿区煤层赋存条件、开采技术条件，考虑矿井的提升设备和生产技术水平，矿井采用斜井开拓，一段煤层下部开采拟利用180M水平，对20M水平采用下山开采。矿井布置2个采煤工作面来满足年产15万吨煤炭的要求，首采面为五采区180M130M37煤层东翼回采面和180M130M37煤层西翼回采面，回采工作面长度为80M左右，37号煤层年推进度为792M，工作面回采率97，39号煤层年推进度为792M，工作面回采率95，采区的综合回采率为83。各煤层工作面生产能力计算如下回采工作面生产能力QLAFMK式中L回采工作面平均斜长，米AF工作面年推进度，米/年M煤层平均厚度，米煤的平均容量，吨/米3K采面回采率，各主要煤层工作面的生产能力详见表421通过测算，五采区2个工作面进行生产可以达到15万吨/年的采区生产能力，六采区2个工作面进行生产也可以达到15万吨/年的采区生产能力。因此，设计矿井生产能力15万吨/年可以满足。表61主要可采煤层工作面生产能力预测表工作面工作面斜长（M）年推进度（M/A）平均煤厚（M）容重（T/M3）工作面回采率（）生产能力（万吨）37煤层工作面807921211849777439煤层工作面802852021819587二、煤层分组及开采顺序矿井主要可采煤层2层，即37、39层。煤层的开采顺序遵循从上到下的开采顺序；上区段采完后方可开采下一区段，区段内上部煤层采完后采下部煤层。当上下工作面同时开采时，要保证上部煤层的工作面保持30米以上的超前距离，并确保上、下煤层间不存在压茬关系，不因下部煤层的开采而破坏上部煤层底板的稳定性，造成上部煤层无法正常回收，甚至造成安全隐患。在生产上要加强采掘接替的管理，安排好采面接替计划，严格按照自上而下顺序开采，确保矿井的正常生产。三、采区尺寸及布置五采区走向长度约600米，倾斜宽约340米，五采区一对下山布置在6线和7线之间的39煤层底板岩石中；六采区走向长度约580米，倾斜宽约340米，六采区一对下山布置在3线和4线之间的39煤层底板岩石中。采用区段石门揭露各煤层，然后分别沿煤层布置运输巷及回风巷，上区段的运输巷作为下区段的回风巷使用，其维护方法是在运输巷上方留设8米的保护煤柱，这些煤柱在下区段开采时进行回收。四、采区车场及硐室采区上部及中部车场均采用甩车场形式，下部车场采用平车场。在每个车场落平点附近设信号硐室。设计采区上部车场长度为60米，中部车场长度为40米，下部车场长度为80米。在五采区180M绞车房绳道与回风巷之间设一个绞车房变电所，在六采区180M绞车房绳道与回风巷之间设一个绞车房变电所。五、采区运输、通风和排水（一）运输矿井的主斜井、排矸斜井、运输大巷铺设22KG/M轨道。主斜井已装备GKT161520矿用提升绞车，180M运输大巷采用3吨架线式电机车索引1T矿车运输。三、五采区轨道下山绞车房装备JTPB161520绞车，四、六采区轨道下山绞车房装备JTP161220绞车，四采区300M180M行人回风下山绞车房装备JTPB161220绞车，装备斜巷人车运输人员，在五采区人行下山配备架空乘人器。各采区轨道下山铺设22KG/M钢轨，区段运输巷铺设15KG/M钢轨，轨距600MM，采用25吨蓄电池电瓶车，牵引1吨固定式标准矿车运输煤炭、矸石及材料等。轨道及水沟均设3的下坡，坡向采区车场，以利流水及重车运行。五采区的原煤经绞车提升至180M运输大巷，再运到300M上部车场、六采区的原煤经绞车提升至180M运输大巷，再经绞车提升至410M上部车场，再经410M运输大巷后，由主斜井提升至地面。采煤工作面落煤通过溜槽自溜运输平巷装车点手动闸门装车区段运输平巷区段石门轨道下山由绞车提升到180M运输大巷后分流五采区来煤三采区300180M轨道下山主斜井300M井底车场煤车主斜井煤台汽车外运六采区来煤四采区410180M轨道下山主斜井410M中部车场矸车（经三采区轨道下山提升）410M运输大巷410M排矸车场496M排矸井排矸场材料运送方向同运煤相反。（二）通风矿井通风采用对角式通风方式，全负压抽出式通风。矿井由663M主斜井和496M排矸斜井进风，五采区由665M回风井回风，六采区由435M回风平硐回风。在665M风井和435M回风平硐的地面分别配备两离心式和轴流式通风机（一台使用，一台备用），井下各掘进头采用局部通风机进行辅助通风，确保井下各用风地点的风量、风速、及供风质量满足矿井稀释有害气体、供井下人员呼吸及排除炮烟、粉尘的要求。五采区由663M主斜井和496M排矸斜井进风300井底车场三采区300上部车场、三采区轨道下山五采区各区段运输平巷五采区各工作面污风经五采区各工作面回风平巷五采区人行下山三采区人行下山300回风石门665M风井，由通风机排出地面；六采区一路由663M主斜井和496M排矸斜井进风300井底车场三采区300上部车场、三采区轨道下山180M运输大巷六采区轨道下山（别路由496M排矸斜井进风410M运输大巷四采区轨道下山300M上部车场六采区轨道下山六采区区段运输平巷六采区各工作面污风经六采区各工作面回风平巷六采区人行回风下山435M回风平硐，由通风机排出地面665M风井主通风机反风方式采用反风道进行反风，通过手摇绞车控制垂直闸阀反风闸门水平闸门开启关闭状态来实现分流方向，达到反风目的；435M风井主通风机带有专用的刹车装置使风机可直接反转反风，反风量可达需风量40地以上。风机反风时必须先拉闸断电，然后再进行反风操作。风机配套电控、扩散器、主通风机参数测试仪、消声器。保证井下发生事故时，能在10分钟内改变井下的风流方向。主通风机噪声不超过85D，对附近居民的噪声不超过55D，值班室应隔音。（三）排水设计矿井采用集中排水在六采区20M下部车场附近设中央水泵房，水泵房内配备8545型水泵三台。正常涌水时，水泵一用一备一修，最大涌水时二用一备。排水管路沿六采区轨道下山铺设二趟外径为F133MM4的排水管，正常涌水量时用一趟管路排水，最大涌水量时用二趟管路排水。各采区的矿井水集中汇集至20M水仓，由水泵房的水泵抽至410M运输大巷后，由402M排水平硐水沟自然流出，经地面沉淀池处理后排放。第四节巷道掘进一、巷道断面和支护形式区段运输巷采用11矿用工字钢支架支护，回采工作面、超前顺槽、溜煤眼等回采巷道采用木支架支护；开切眼为矩形断面木支护。主要开拓巷道交岔点等大断面巷道采用直墻三心拱砌碹支护，其余主要开拓巷道以直墻半圆拱形的锚喷支护为主，围岩不稳定处采用砼拱，荒料石墻砌碹支护。主要巷道断面特征见表62。表62主要巷道断面特征表巷道宽度（M）巷道断面（M2）顺序断面特征巷道名称支护方式净掘净掘铺轨锚喷24025051541轨道下山砼砌碹240290516822KG/M锚喷27028064672五采区人行回风下山砼砌碹2703206482锚喷24025054573六采区人行回风下山砼砌碹240290547022KG/M420水平大巷锚喷260270627222KG/M5采区车场锚喷340350869022KG/M6采区石门锚喷240250515415KG/M7沿煤运巷、风巷钢支架250295435815KG/M8切眼木支架1802082432二、巷道掘进进度指标根据煤炭工业小型矿井设计规范并结合煤矿井巷施工队伍的实际水平，井巷施工月成巷进度如下斜井60米/月岩石平巷100120米/月沿煤平巷200米/月切眼180米/月三、掘进工作面个数及掘进的机械配备移交生产及达到设计生产能力时，矿井共有4个掘进工作面。每个岩掘进头均配备二台24型风钻、一台10风镐、一台BKJ6611NO45局部通风机和一台扒斗装岩机，全矿井配一台砼喷射机及锚杆注浆器；每个煤及半煤岩掘进头均配备一台YT24型风钻、一台10风镐、一台BKJ6611NO45局部通风机。另外，2个回采工作面共设2个超前顺槽掘进头，每个掘进头各配备一台MSZ12A型煤电钻，一台BKJ6611NO38局部通风机。四、矿井生产时采掘比例关系，掘进率和矸石率的预计为保证回采工作面的正常接替，采掘比定为12。矿井万吨掘进率479M/万吨，矸石率为30。五、井巷总工程量矿井移交生产时的井巷工程量见表63。表63移交生产时井巷工程量表顺序项目名称长度（M）体积（M3）备注1井底车场及硐室4507016包括20井底车场、20调车场及调车场井下消防材料库、电机车修理硐室等2主要运输巷道及回风道7806180主要为20M水平大巷3采区下山174113963包括五采区和六采区轨道下山、人行回风下山及躲避硐，绞车房硐室、强道等4采区车场及硐室5609682包括五采区300上部车场和六采区180M上部车场、各彩区中部车场和六采区20M下部车场，五采区架空乘人器机头，机尾硐室、六采区人车存放处等5采区运输巷道及回风道6405856包括三采区和四采区运输石门、回石门等6排水系统2132245180中央水泵房、水仓7供电系统301329包括六采区180绞车变、五采区180绞车变、20中央变电所、通道、防火栅栏及密闭门硐室等8回采巷道277016066包括五采区和六采区沿煤回风巷、运输平巷及回采面开切眼、运输石门等合计718462337六、三量及可采期矿井移交生产时三个煤量见表64。表64矿井移交生产时三个煤量表名称开拓准备回采煤量（万T）1016638327可采区R年684322第七章矿井运输与提升第一节概述矿井为瓦斯矿井，设计生产能力为15万吨/年，日工作班数3班，其中两班生产，一班准备，三班掘进，每班工作八小时，每天净提升时间16小时。主采煤层倾角均为36。煤、矸石选择矿车运输，物料选择材料车运输，使用架空乘人器方便矿井工作人员的工作。主井选择串车提升，副井架设架空乘人器以利工作人员的上下井。第二节采区运输设备的选择采区运输设备选用25吨防爆型蓄电池机车运输，蓄电池机车型号为25/6G48A,每部机车索引10辆1吨固定式标准矿车。矿井投产采区为五采区，采区配备2台25吨防爆型蓄电池机车。并在通风良好的位置设蓄电池机车充电硐室，装备矿用隔爆型可控硅充电机2台，型号为1090/72。第三节主要巷道运输设备的选择180M水平运输大巷采用3吨架线电机车，牵引1吨固定式标准矿车运输煤炭、矸石及设备、材料等。各采区石门和沿煤运输巷采用25吨蓄电池机车牵引10吨标准矿车运输。煤炭集中从663M主斜井运出，矸石集中从496排矸斜井运出硐口。主要运输巷道、各采区石门、水平运输石门均采用直墙半圆拱形断面，锚喷支护为主，若围岩松软破碎时，改为相应的砌碹支护形式。主要运输大巷铺设22KG/M钢轨，轨距为600MM，采区轨道下山铺设22KG/M轨道，采区内运输平巷铺设设15KG/M钢轨，轨距为600MM。轨道及水沟均设3的下坡，坡向分别向五采区和六采区上、下部车场方向，以利流水及重车运行。井下矿车1吨型标准矿车，其数量按定额法进行计算，并留有20的备用量。另外，根据井下运送物的不同，设计配备了一定数量的材料车和平板车。矿车规格及数量详见表71。表71矿车规格及数量表矿车种类矿车型号载重（T）外形尺寸（MM）长宽高轨距（MM）数量（辆）备注固定式矿车MG116A1020008801150600200材料车MC16B102000880115060025平板车MP16A1020008804806008第四节提升北山煤矿663300M主提升装备一台161520矿用提升绞车，承担矿井的原煤、以及井下所需的所有设备、材料的运送，不提升人员，主井系统提升能力为1553万T/A，能满足矿井提升能力的要求。本次延深设计主要对五采区（156万T/A）、；六采区（142万T/A）的采区提升绞车进行选型设计。矿用五采区180提升绞车承担该采区的原煤、矸石及井下所需的所有设备、材料的运送，不提升人员，其提升设备选型计算如下1、设计依据（1）采区原煤年产量15万吨左右，矸石率按原煤30考虑。（2）工作制度年工作日330天，三班提升，日净提升时间16小时。（3）井筒倾角250，上部标高180米，下部标高20米，斜长473米，上部、中部车场为甩车场，下部为平车场。（4）散煤容量09T/M3，矸石容量1069T/M3,采用1吨U型标准矿车，名义载煤重1T，自重600KG，容积119M3。2、一次提升量计算提升斜长4732030523M初选提升速度V31M/S,一次提升循环时间估算为169S。矿车串车数为提煤时串4辆，下放矸时串2量。3、钢丝绳选择绳端荷重（最大负荷按提煤计算）QD4（6001000）04322763KG计算钢丝绳单位重量11894KG/M初选钢丝绳619WFC221570型。参数如下直径22MM，单重163KG/M，公称抗拉强度1570MPA，最小钢丝破断拉力总和28459KG。安全系数检验提煤时M8065合适提矸时M10165合适4、绞车选型滚筒直径D60D60221320（MM）计算最大静张力FJ34405N选用JTPB161520型矿用防爆绞车，D1600MM,B1500MM,VE31M/S,FZE30000N。该型绞车还配备了深度指器及工作制动和安全制动双闸。钢绳缠绕层数层）合适29150/2613052Z263层合适5、电动机预选电动机功率34136506NSKW选用YBPT355M8型防爆变频电动机，功率160KW6、天轮选天轮直径DT40D4022880MM选移动式天轮型，D1000MM,Y800MM108T7、提升能力计算（1）日提升能力计算日提升时间计算见表72。表72日提升作业时间平衡表日提升时间工序单位数量日提升次数一次提升时间（S）SH备注提煤125T2285759834086947提矸125T692059811960332材料次65983588100设备及其它次35981794050合计1429一次提煤4部，一次下放矸2部2年提升能力3601429/2598AT年富裕系数AF191二、其它提升设备选型与五采区提绞车选型计算类似，矿井六采区提升绞车选型见表73，其提升力学计算从略。表73矿井采区提升设备一览表项目六采区主提升六采区副提升提升能力（万吨/年）14（及提升五采区矸石）提人矿井年工作日（天）330330日工作班数（天）33工作制度日净提升时间（小时）15551022提升方式单钩串车提升提升斜井人车提升长度473米（标高180M20M）473米（标高180M20M）井筒倾角2525JTP161220型绞车，绳速为31M/SJTP161220型防爆绞车，绳速为31M/S防爆变频电动机YBPT355M8型160KW防爆变频电动机YBPT3558型132KW设备钢丝绳选用619WFC221570型，安全系数提煤时M75,提矸时M83钢丝绳选用619WFC221570型特韧，安全系数提人时M138提升容器1吨型标准矿车XRC156/6斜井人车提升量串4部煤车或2部矸车或人车头车1部/次人车头车1部/次三、辅助提升为方便井下工作人员上下班，以减轻体能消耗，在六采区人行回风上山装备一台RJY22型架空乘人器，配电机22KW。第八章矿井通风与安全第一节矿井通风方式与通风系统的选择一、通风方式和通风系统的选择设计矿井采用对角式通风方式，全负压机械抽出式通风方法。五采区由663M主斜井和496M排矸斜井进风300井底车场三采区300上部车场、三采区轨道下山五采区各区段运输平巷五采区各工作面污风经五采区各工作面回风平巷五采区人行下山三采区人行下山300回风石门665M风井，由通风机排出地面；六采区一路由663M主斜井和496M排矸斜井进风300井底车场三采区300上部车场、三采区轨道下山180M运输大巷六采区轨道下山（别路由496M排矸斜井进风410M运输大巷四采区轨道下山300M上部车场六采区轨道下山六采区区段运输平巷六采区各工作面污风经六采区各工作面回风平巷六采区人行回风下山435M回风平硐，由通风机排出地面。665M回风斜井已配备离心式通风机，反风时采用反风道配合反风门及摇绞车进行；435M回风平硐已配备轴流式主通风机采用通风机直接反转反风。两种反风方式能确保井下发生事故时，能在10分钟内改变井下的风流方向。掘进工作面采用局部通风机独立通风。二、风井数目、位置、服务范围及服务时间矿井采用对角式通风，共有2个风井，分别为665M回风斜井和435M回风平硐。其中，665M回风斜井服务于五采区，435M回风平硐服务于六采区。两个风井服务时间与矿井服务年限相同。第二节采区及全矿所需风量矿井通风的主要任务是为供给井下人员呼吸、稀释有毒有害气体、排除烟尘并创造舒适的作业条件。因此矿井总需风量分别按最大班下井人数需风量、瓦斯涌出量需风量、工作面进风流温度需风量、炸药使用量需风量等4种方法进行计算，并从中取大值以确定矿井的总风量。1、矿井风量计算一、计算和分配矿井风量矿井风量计算原则矿井通风的主要任务是为供给井下人员呼吸、稀释有毒有害气体、排除烟尘并创造舒适的气候条件。矿井需风量，按下列要求分别计算，并必须采取其中最大值。（）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4M3；（）按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。（一）回采工作面所需风量的计算采煤工作面得风量应该按下列因素分别计算，取其中最大值。1按瓦斯涌出量计算计算公式为Q采100Q瓦K1000161524（M3/MIN）式中Q采采煤工作面需要风量，M3/MIN100单位瓦斯涌出量配风量，按回风流瓦斯浓度不超过1取100计算。Q采煤工作面瓦斯绝对涌出量，M3/MINK采面瓦斯二氧化碳涌出不均匀的备用量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值，本工作面取15。2按工作面进风流温度计算计算公式为QWI60VWISWIKWLI60297150924057（M3/MIN）式中VWI第I个采煤工作面的风速；SWI第I个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，M3；KWLI第I个采煤工作面的长度风量系数；3按炸药量计算工作面一次爆破长度最长为73M，炮眼布置为单排眼，炮眼间距1M，则共需74个炮眼；一个炮眼2节炸药，150G/节。则QWI25AWIQWI2537215010002775（M3/MIN）式中25以炸药量为计算单位的供风标准，即每公斤炸药爆破后，冲淡有害气体所需的供风量，M3/（MINKG）；AWI第I个回采工作面一次爆破所用的最大炸药量，KG；4按工作人员数量计算Q4NWI451204（M3/MIN）式中4每人每分钟应供给的最低风量，M3/MIN；WI第I个采煤工作面同时工作的最多人数，个；5按风速进行验算按最低风速验算MIN/5210625,063SQWIWI按最高风速验算44II式中SWI采为采面平均断面积（M2）。采煤工作面有串联通风时按其中一个最大需风量计算。综上所述，可知采煤工作面需风量即为回采工作面的风量2775M3/MIN。2掘进工作面需风量计算煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。按瓦斯涌出量计算Q掘100Q瓦K瓦100061590M3/MIN式中Q瓦风排瓦斯量，取06M3/MIN；按炸药量使用最计算Q掘78ASL21/3/T1032M3/MIN式中A同时爆破的炸药量10KG；掘进巷道净断面50M2；掘进巷道通风长度取500M；T掘进巷道通风时间取30MIN。经计算得掘进工作面需风量为1032M3/MIN。按工作人员数量计算Q掘4N掘41560M3/MIN按风速进行验算；岩巷掘进工作面的风量应满足60015S掘Q掘604S掘由上式得432M3/MINQ掘1152M3/MIN煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足60025S掘Q掘604S掘由上式72M3/MINQ掘1152M3/MIN根据上面的计算掘进工作面的风量应取其最大值。Q掘1032M3/MIN72M3/MINQ掘1152M3/MIN所以，Q掘1032M3/MIN符合上述要求。（三）硐室所需风量的计算三采区绞车房及变电所供60M3/MIN，410M变电所、410M绞车变和四采区回风下山绞车房供60M3/MIN，六采区绞车房供60M3/MIN，20M、180M水泵房及变电所供120M3/MIN。（四）三水平总风量计算QM（QWTQHTQRTQOT）KMQM2775241032460120115152697M3/MIN式中QWT采煤工作面和备用工作面所需风量之和，M3/MIN；QHT掘进工作面所需风量之和，M3/MIN；QRT硐室所需风量之和，M3/MIN；QOT其他用风地点所需风量之和，取0，M3/MIN；KM矿井通风（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）系数；取115。根据上述计算结果，得出按采煤、掘进、硐室等用风地点实际需要风量总和计算的矿井总风量为152697M3/MIN。因为矿井总风量是按各个用风地点实际需要风量计算的，故将多余风量平均分配给各个采煤工作面，则（1）回采工作面分配后的风量为Q（15269710324460120）/437709M3/MIN（2）掘进工作面分配后的风量QH1032M3/MIN（3）炸药库分配后的风量和绞车房分配后的风量中央变电所、绞车房60M3/MIN第3节矿井通风阻力计算一、矿井通风总阻力计算原则1、矿井通风设的总阻力，不应超过2940PA。2、矿井井巷的摩擦阻力，按公式H摩LU/S3Q2进行计算，同时矿井局部阻力损失按总摩擦阻力的10计算。二、矿井通风总阻力计算见表81、表82、表83及表84。五采130M区段石门180M上部车场300M180M轨道下山300M上部车场300M石门300M井底车场663M主斜井663M主斜井井巷名称锚喷锚喷锚