采矿工程毕业设计说明书

1、毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 1 页 共 69 页 目目录录 第一章第一章井田概括井田概括及及地质特征地质特征.1 第一节井田概况.1 第二节地质构造及煤层特征.5 第二章第二章 井井田田境界及境界及储储量量.10 第一节井田境界.10 第二节井田储量.11 第三章第三章矿井矿井工工作制度、生产能力及服务年限作制度、生产能力及服务年限.12 第一节矿井工作制度.12 第二节矿井生产能力及服务年限.12 第四章第四章井田井田开开拓拓.15 第一节开拓方案的确定.15 第二节井底车场.18 第第五五章章回采回采工工艺及采区巷道布置艺及采区巷道布置.18 第一节采区概况及煤层地质

2、特征.18 第二节采煤方法及回采工艺.19 第三节采区巷道布置.21 第第六六章章 矿矿井井通风与安全通风与安全.47 第一节 确定矿井通风系统.47 第二节 计算和分配矿井总风量.47 第三节 计算矿井通风阻力，选择扇风机.49 第四节 安全技术措施.50 第第七七章章矿矿井井技术经济指标技术经济指标.65 附件：毕业设计参考资料目录.67 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 1 页 共 69 页 第一章第一章 井田概括及地质特征井田概括及地质特征 第一节第一节井田概况井田概况 一、一、交通位置交通位置 珙县煤矿位于四川省宜宾市珙县珙泉镇，隶属于四川芙蓉集团（实业）有 限公司(

3、即芙蓉矿务局)，为国有企业。 珙县煤矿位于珙县珙泉镇北，井田东端以洛普河（长宁河之上游）为自然 边界与珙县二号井田相隔；西端以 2 号堪探线至 hb4号孔作垂线至煤层露头与 白皎井田相连；南迄嘉陵江组；北止于下二迭统茅口组。井田东西走向长 5.5-6.5km,南北宽 2.5-3.0km，面积 18km2。其地理坐标为： 东经：10404500”-10404552.5” 北纬:2802230”-2802300” 宜(宾)珙(县)铁路通过井田北侧,工业广场至卷子榜火车站的铁路专线长 400m 左右。井田北东南三面均有公路相通，北侧有宜(宾)珙(县)公路，由珙 泉经巡场可至宜宾或古宋、泸州；东、南侧

4、有珙(县)洛（表）公路经底硐可至 兴文周家、古宋和云南威信。 （见图 1-1-1） 。 二、地形地貌地形地貌 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 2 页 共 69 页 芙蓉矿区地处四川盆地与云贵高原的接壤地带，总地势南高（一般海拔 900-1000m）北低（一般海拔 500-600m） ，区内最高峰为芙蓉山（海拔 1230.9m） 。珙泉矿井位于矿区南缘。地势呈西高东低，西面麻团顶为井田最高 点（海拔 1135.5m） ，东北面洛普河为井田最低处（海拔 340.0m） ，地形相对高 差近 800m。属中等切割。主要地形多呈单面山，并组成东西向与构造线一致 的长峘式岭脊，北坡陡，南

5、坡缓。 三、气象和水文情况：气象和水文情况： 区内温湿多雨，归属川南亚热带气候区，年平均气温 17.4，最高 39.5，最低-2.2。年平均降水量 1152.9mm，最大达 1516mm，最低 799.5mm,月降雨量超过 100 mm 达半年之久（4-9 月） ，低于 50 mm 的时段一般 为 11 月至翌年二月，秋多霪雨，少晴天。年平均蒸发度 1096 mm，湿润系数 1.04。年平均相对湿度 83。主要风向为北风，风力一般为 12 级。 按四川省山地环境地质分区，矿山所在地区属川西南山地环境地质灾害中 等亚区，矿山所在地区属川西南山地环境地质灾害区中等亚区，地处我国地震 活动强烈的南北

6、地震带中段，北西距龙门山断裂带不远，西南与鲜水河断裂带 和安宁河断裂带相邻，上述断裂带是我省地震活动较强烈地带，发生在上述地 震带上的地震曾波及到境内，区域地应力场较强。根据中国地震烈度区划图 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 3 页 共 69 页 （1990） 划定，区内地震烈度为度。为此，区内建议以度设防。区内新 构造运动不明显，仅表现为剥蚀及冲沟侵蚀作用。 四、矿区概况矿区概况 区内以农业为主，主产水稻、玉米、小麦及薯类和竹木、茶叶等经济作物。 近年来营造了大片松树林。镜内矿产资源丰富，除无烟煤外，尚有菱铁矿、硫 铁矿、石灰石及耐火粘土等。由于国营矿山的开发促进了地方工业

7、的发展。个 体兴办的小煤矿多处，年产量数百万吨。此外，还有小水电站、铁厂、水泥厂、 农村产品加工、机动运输、建筑建材等较兴旺。 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 4 页 共 69 页 矿 区 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 5 页 共 69 页 第二节第二节地质构造及煤层特征地质构造及煤层特征 矿井所在区域为四川盆地与云贵高原的接壤地带，山系走向与构造线方向 基本一致，大体呈东西向，地势南高北低。 珙泉井田位于珙长复式背斜之次级褶曲双河背斜南翼西端，井田内除出 现局部小型波状起伏外，基本上是一缓倾斜的单斜构造，倾向一般 170230，倾角 1628，由西向东逐

8、渐增大。从勘探期间，在储量 计算范围内，断层很少，几乎对开采没有影响。 井田內出露的地层由老至新依次为下二迭统茅口组（p1m） 、上二迭统峨眉 山玄武岩组（p2b）及宣威组（p2x） 、下三迭统飞仙观组含煤（t1f）和嘉陵江 组（t1j） 。地层平均总厚 1447m。其中宣威组（p2x）为本区的含煤地层，系近 海型含煤沉积，相序为海进序列，海水由东向西推进。垂向上相旋回结构比较 清晰。厚度 117m-148m，平均 126 米。以砂岩、泥岩、砂质泥岩、粘土岩及煤 层为主，夹数层似层状菱铁矿及泥质灰岩。含煤 6-12 层，其中珙县矿井范围 内可采煤层只有一层（c1） ，属于单一煤层矿井。煤层厚度

9、平均为 2.5m，煤层 倾向南北，走向东西，煤层为倾角 1629。可采煤层平均厚度为 2.0m。 可采煤层（c1）位于宣威组第三段下部，为全矿可采煤层。煤层顶板主要为深 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 6 页 共 69 页 灰色泥岩、砂质泥岩或 k7生物碎屑泥质灰岩，煤层底板岩性为灰色泥岩、炭 质泥岩、砂质泥岩、粘土岩。煤质牌号为 wy 矿井可采煤层厚度、间距及顶底板岩性见表 1-2-1，煤层煤质分析见表 1- 2-2。煤层综合柱状见 1-2-1 图。 主要煤层层位、厚度、顶底板岩性 表 1-2-1 煤层代 号 厚度 m 倾角度 间距 m 煤层特征顶板岩性 底板岩 性 c1煤

10、层 122. 8 2.0 1629 单一 煤层 煤层结构复杂，具 23 层夹矸，夹矸厚 0.051.10m，多为粘 土岩、炭质泥岩。往 深部厚度变大，属稳 定煤层。 深灰色泥岩、 砂质泥岩或 k7生 物碎屑泥质灰岩 灰色泥 岩、炭质泥 岩、砂质泥 岩、粘土岩 主要煤层工业分析结果（平均值） 表 1-2-2 煤层 wf (%) ag (%) vr (%) qcdt (mj/kg) 固定碳 (%) c11.4131.1114.6322.8453.03 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 7 页 共 69 页 岩石厚度(m) 地层 系统 岩石名称 一般 最大最小柱 状岩性描述 深灰色泥

11、岩灰-深灰色，近水平层理，性脆较坚硬。 砂页岩互层 灰-深灰色，含泥质细粒砂岩，中夹 0.1-0.5m 硬脆的黑色硅质、铁质泥岩互层。 宣 威 组 上 段 (p2x3 ) 泥质灰岩 灰色，含生物碎屑及动物化石，黄铁矿 细晶，有时变相为砂质页岩。 砂质泥岩黑色，中含黄铁矿，局部相变为煤。 粘土岩 深灰色，含植物碎屑和黄铁矿结核。 砂质泥岩 黑灰色泥岩为主，含砂质和稳晶菱铁矿 与黄铁矿共生结核，含植物化石，有时变相 为砂质泥岩。 煤线含少量黄铁矿结核。 细粒砂岩 灰-深灰色，上部有 0.25m 厚的深灰色细 粒砂岩，中及下部为灰-浅灰色并含 0-0.2m 煤线。 砂质泥岩 浅灰色砂质泥岩为主，并与

12、细砂岩少部 分中粒砂岩互层，含植物碎片。 炭质页岩上部有 0.25m 厚的深灰色细粒砂岩，中 及下部为灰-浅灰色并含 0-0.2m 煤线。 炭质页岩 黑色，中含黄铁矿，局部相变为煤。 细粒砂岩 灰色，不显层理，与中粒砂岩互层，顶 部有时有 0.5-1.3m 砂质页岩或粘土泥岩。 粘土岩 深灰色，含黄铁矿结核，有时相变为砂 质页岩或细粉粒砂岩。 煤层 四煤层(俗名一型炭)，黑色，组织松散， 有节理和壁理，以暗亮煤为主，含少许片状 黄铁矿结核。 粘土岩 浅灰、灰白色，含细-粗粒浅黄色结晶菱 铁矿团块及植物化石碎屑，遇水易风化。 砂质泥岩灰色泥质砂岩，含植物碎片及炭质泥岩。 炭质页岩 性脆、质轻，但

13、一般不稳定。 砂岩 灰-深灰色细粒、中粒、粉粒砂岩，且中 夹一层厚 0-2.0m 的铁质细砂岩。 宣 威 组 中 段 (p2x2 ) 砂质泥岩 灰-深灰色，有时相变为细砂岩。 0.54.2 3.5 0.810.2 3.5 00.7 0.3 0.644.2 1.21.5 01.5 0.8 02.0 0.5 00.3 0.2 06.79 1.7 00.5 0.3 01.5 0.41.3 00.5 0.2 03.8 1.75 00.8 0.55 0.644.36 250 0.32.5 1.2 00.7 0.3 0.20.8 0.5 1.19.1 6.1 01.0 0.5 0.21.5 0.50.7

14、0.33.0 1.5 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 8 页 共 69 页 区内煤层瓦斯含量高 c1煤层 ch4含量 6.31-15.10m3/t，平均 9.80 m3/t, 确定本矿为高瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险。根据勘查时采样试验结果表明，本 井田煤层属无自然发火倾向, 本区无高温热害，地温一般小于 26，深部地 区地温较高，是因煤层埋深所致，不受地热异常影响，属正常地温区。茅口组 地层表现为局部异热，其原因主要是受地下深循环热水影响。 矿井由于地表水系的切割，致南部成狭谷区，相对高差 500m 以上，属中 等切割；中部和北部为轻度切割，整个地区属中低山区。区域内山岳多层地

15、貌 景观表现明显，主要河谷为侵蚀溶蚀谷地，可见三级阶面显著倾斜的阶地， 并具有洪积阶地特征。矿井东部地表水系可划分为两个小流域，即东部长宁河 流域与中西部南广河流域，此二水系未进入本区。长宁河在区内流经珙县一、 二号井田外缘及巡场井田东缘，系统区内较大常年河。南广河主河道也不在矿 井范围内，在区内仅有三条支流，均属山间小溪，呈树枝状分布，系季节性溪 沟。在井田详查报告中，对矿井涌水量进行了大井法，比拟法和水力均衡法三 种计算方法比较计算，本矿井最大涌水量为 60m3/h，最小涌水量 10m3/h，一 般为 30m3/h。地表水对本矿区开采影响非常微弱，本设计不考虑水患。 茅口组(p1m)为深灰

16、、灰色灰岩，岩溶发育，为强含水层。但当无大的导 水断裂时，对矿井充水无影响。 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 9 页 共 69 页 峨眉山玄武岩组(p2)为深灰、灰绿色玄武岩，具气孔、杏仁状构造，在 浅部裂隙、节理发育；在深度大于 20m 以后水容度小，持水性差，深部致密坚 硬，为良好的隔水层。 宣威组(p2x)下部由砂质泥岩、泥岩、粘土岩组成，属隔水层；中上部以 砂岩、砂质泥岩及煤层夹数层泥质灰岩组成，属极弱含水层，且受降雨补给。 飞仙关组(t1f)以砂岩、粉砂岩、砂质泥岩组成，其中厚层砂岩、砂质泥 岩及薄层灰岩为主要含水层，厚度 127m，且由于风化带透水造成下部含水，

17、致使该层直接受大气降水补给。在井田深部由于裂隙减少，含水层厚度变薄， 为 61m 左右，其含水性随深度的增大而减弱。 嘉陵江组(tlj)在井田内出露面积较大，以厚层灰岩为主，夹泥质灰岩及 泥岩，岩溶发育，井田范围内系补给区。但由于距开采煤层较远，从目前开采 资料看，其岩溶水对矿井充水无影响。 从上可知，除主要含水层-飞仙关组在大气降水时对矿井充水有影响外， 其余地层对矿井充水有影响。 小窑水：井田内老窑及生产小窑较多，开采极为混乱，其积水可对临近的 采掘工作面构成突水威胁，但均位于本矿开采范围以外 300m 的距离，对本矿 影响十分微弱，但必须做好探、放水工作。 毕业设计（论文）说明书毕业设计

18、（论文）说明书 第 10 页 共 69 页 地表水：井田范围内无大的地表河流，仅有一些季节性的溪沟。各溪沟平 时流量极微，洪水时流量较大但延续时间短。 陷落柱：从总体来看，陷落柱受区域构造控制，呈条带状发育，条带方向 为南东北西向，其发育部位在断层、构造比较发育的复合、交叉部位，且垮 落高度比较大，一般在 200m 左右，最低发育标高为+160m，但均位于本矿井田 范围外，对矿井采掘部署无影响。 第二章第二章 井田境界及储量井田境界及储量 第一节井田境界 芙蓉集团珙县煤矿位于宜宾市珙县珙泉镇。井东端以洛普河（长宁河之上 游）为自然边界与珙县大田相隔；西端以 2 号勘探线至 hb4 号孔作垂线至

19、煤 层露头与白皎井田相连；南迄嘉陵江组；北止与下二迭统矛口组。井田东，西 走向长 5.56.5km。 珙县井田为与珙长背斜西南翼；井田东，西走向长 5.56.5km，南北 宽 2.53.0km，面积 18km2，储量计算面积 14 km2其地理坐标为：东经 10445001044555.5 北纬 282230282300。 矿井井口大地直角坐标为：x3150172.18；y35473799.09；z 416。 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 11 页 共 69 页 第二节井田储量 井田煤层有工业储量 3345.15 万 t，控制的内蕴经济资源量 3309.16 万 t. 工业

20、储量扣除永久煤柱损失后剩余的储量，全井田可采储量为 3145.03 万 t，其中+420m 水平以上的工业储量有 308.2 万 t，占全井田的 10.8%。 本井田的一水平永久煤柱有边界煤柱和井筒煤柱，共计 9.5 万 t；采区保 护煤柱及开采损失按煤炭工业矿井设计规范计取，共计 200.11 万 t 矿井设计储量，设计可采储量见表 2-1-1 表 2-1-1 矿井可采储量、设计可采储量汇总表 水平标高煤层 工业储量 （万 t） 永久煤柱 （万 t） 可采储量 （万 t） 保护煤柱、 开采损失 （万 t） 设计可采 储量（t 万） +420 以 上 c1308.29.5298.713.628

21、5.1 +300 以 上 c1775.396.6768.7938.44730.35 +150 以 上 c1969.24 8.84960.448.02912.38 50 以 上 c11292.3211.051281.2764.061217.2 合计 3345.1535.993309.16164.123145.03 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 12 页 共 69 页 第三章第三章矿井工作制度、生产能力及服务年限矿井工作制度、生产能力及服务年限 第一节第一节矿井工作制度矿井工作制度 矿井年工作日 300d，每天三班作业，其中两班采煤，一班准备、检修。 三班掘进。每班工作 8h，

22、每天净提升时间为 14h。 第二节第二节矿井生产能力及服务年限矿井生产能力及服务年限 （1）确定矿井设计生产能力的依据 本井田可采煤层 1 层，据勘探资料，本井田规划工业储量 3345.15 万 t , 设计可采储量 3145.03 万 t ，因此本井田有丰富的储量保证矿井有充足服务 时间。 本井田地质构造比较简单，井田内仅受隐伏小断层的影响，为机械化集中 生产创造了条件，煤层无自然发火的倾向，生产安全管理难度较小，给炮采创 造了条件。 （2）矿井设计生产能力的确定 采煤工作面生产能力的确定： 根据 fllhrc 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 13 页 共 69 页 450

23、1202.01.70.95 174420 f采煤工作面年生产能力（t/a） l工作面年进度 （m/a） l工作面长度 （m） h采高（m） r煤的容重（t/m3） c工作面回采率（取 95%） 因为本矿井设计生产能力为 30 万 t ，矿井由二个采区的二个炮采工作面 来完成矿井的设计年生产能力。 综合以上因素，设计推荐矿井生产能力为 30 万 t /a，其理由如下： 、本井田主要可采煤层 1 层，有工业储量 3345.15 万 t ，可采储量 3145.03 万 t ，其服务年限 74.88 年，符合煤炭工业设计规范及有关技术 政策的要求。 、结合矿井的具体情况邻近矿区芙蓉矿务局的实际生产经验

24、，在相类似 的矿井中，一个炮采工作面年平均产量 10-15 万 t 左右，矿井易达到设计能力。 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 14 页 共 69 页 由此可见，确定矿井生产能力为 30 万 t /a，从井下采区布置采掘接替关 系等方面是满足，矿井服务年限也符合煤炭设计规范和有关技术政策的要 求。 、矿井及各水平服务年限 矿井及水平设计服务年限按下式计算： ka z t 采 式中：t矿井、水平设计服务年限（a） z 采矿井、水平可采储量（万 t） a矿井设计生产能力 （30 万 t /a） k储量备用系数，取 1.4 经计算：矿井设计服务年限为 74.88a，一水平设计服务年

25、限为 6.79a，二 水平设计服务年限为 17.39a，三水平设计服务年限为 21.72a，四水平设计服 务年限为 28.98a。 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 15 页 共 69 页 第四章第四章井田开拓井田开拓 第一节第一节开拓方案的确定开拓方案的确定 矿井内地质构造、水文地质条件对开采的影响 矿井地质构造及水文地质条件均属简单，煤层仅次于地下水位线以上，影 响矿井开采的水文地质因素为上部 p2c 和底部 p1m 灰岩岩溶裂隙水，大气降水 以及煤层采空区老窑积水等。但煤层产状变化不大，为单一倾斜煤层，只要巷 道保持 3的流水坡度，即可实现自流排水至水仓，矿井向深部开采，

26、矿井涌 水量将增大，要加大机械排水能力，防止汛期淹井，本矿井开采方式为地下开 采，同时根据对矿井初期开采有利，储量可靠，井巷工程量省，建井期短；井 田两异储量大致平衡，井下运输、通风、开采比较均衡合理；尽量不占良田、 少占农田，充分利用地形使地面生产系统，工业场地和地面运输比较合理；井 筒尽量避免穿过流砂层、较大含水层、较厚冲积层、较大的断层和采空区。尽 量少压煤，有良好的工程地质条件，不受岩崩、滑坡和洪水位威胁；地面地形 比较平坦，地面工程量少，有利于煤炭外运；井口应远离森林、河流，井口标 高应高于矿区历年最高洪水水位，以免矿井生产受到威胁。 针对以上地质资料，提出以下开拓方案： 毕业设计（

27、论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 16 页 共 69 页 （1）立井开拓 根据地质、地形资料，选择立井开拓，在井田范围内最恰当的位置选择井 口位置，就必须选择在井田中部，才可以使井田上、下山煤的储量平衡，有利 于矿井开采，根据地质、地形资料显示，主井筒深度为 380m 的立井，副井筒 深度为 420m 的立井，两井筒深度为 800m 的立井，施工难度非常大，且后期维 护十分困难，且采用立井开拓时，就必须将公路修至井田中部的山上，公路须 修 12km 距离，电源、水源、通讯及地面建筑都存在一定的难度。 因此，本设计不选择立井开拓。 （2）平硐开拓 根据地质、地形资料，选择平硐开拓，在井田范

28、围内最恰当的位置选择井 口位置，就必须选择在煤层露头线外与矿井最低开采标高基本一致的位置，平 硐底板揭煤；或在煤层上方地形标高与矿井最低开采标高基本一致的位置，平 硐底板揭煤，才可以使矿井进行平硐上山开采，根据地质、地形资料显示，主 井筒在沿茅口组(p1m) 茅口灰岩法向方向中挂口掘进深度为 1000m 的平硐，采 用平硐开拓底板揭煤时，走向长壁采煤方法，初期工程量较小，施工工期较短， 初期投产工期短，将公路修至井田北部的杨家沟，公路只须修 1km 距离，电源、 水源、通讯及地面建筑都比较便捷。距宜（宾）-珙（县）铁路 600m，便于施 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 17

29、页 共 69 页 工专线铁路，其平硐挂口标高 416m 左右，距煤层露头线 720m 有 304m 垂高， 很好的控制了 420m 以上标高的煤量。平硐坡度为 3向外排水坡度。但对其 下部煤量缺乏控制。 因此，本设计不选择平硐开拓。 （3）平硐暗斜井开拓 采用平硐+暗斜井开拓方式，交通、电源、水源、通讯及地面建筑十分容 易。且初期工程量较方案（1） 、 （2）都小，初期投产工期短，选择平硐+暗开 拓开拓，走向长壁采煤方法，矿井为高瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险和煤无自燃 发火倾向。煤层顶板稳定性较好，底板含水性差遇水膨胀轻微底鼓，这样的开 采技术条件采用走向长壁式采煤法是恰当的，只要加强通风管理和顶

30、底板管理 生产安全是有保障的。 暗斜井坡度为 20 度，平硐坡度为 3向外排水坡度。 平硐有主平硐、副平硐。 因此，本设计选择平硐+暗斜井开拓。 （4）明斜井开拓 采用明斜井开拓方式，交通、电源、水源、通讯及地面建筑也十分容易。 且初期工程量较方案（1） 、 （2） 、 （3）都小，初期投产工期短，同时地面、井 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 18 页 共 69 页 下运输系统十分简化，因此选择明斜井开拓，走向长壁采煤方法，矿井为高瓦 斯矿井，煤尘无爆炸危险和煤无自燃发火倾向。煤层顶板稳定性较好，底板含 水性差遇水膨胀轻微底鼓，这样的开采技术条件采用走向长壁式采煤法是恰当 的

31、，只要加强通风管理和顶底板管理生产安全是有保障的。 暗斜井坡度为 20 度。 斜井有主斜井、副斜井、行人斜井，因此不采用斜井开拓。 第二节第二节井底车场井底车场 根据井田地质条件，井型、井筒、运输大巷的布置，提升和运输方式及地 面生产系统，直接选择车场。 第五章第五章回采工艺及采区巷道布置回采工艺及采区巷道布置 第一节第一节采区概况及煤层地质特征采区概况及煤层地质特征 井田内出露的地层由老到新为；下二叠统茅口组(p1m)，上二叠统峨眉山 玄武岩组(p2)和宣威组(p2x)，下三叠统飞仙关组(t1f)和嘉陵江组(tlj)，总 厚约 1000m。煤系地层为宣威组，平均厚度 131.3m。宣威组第二

32、段(p2x2)为主 要含煤段，系泻湖海湾沉积。底部为一层厚 0.56.0m 的灰绿色细中粒砂岩， 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 19 页 共 69 页 特征明显，为区内标志层；下部以浅灰色厚层状粘土岩、细砂岩为主，含鲕状 菱铁矿团块及致密菱铁矿层；煤层顶板为砂岩、粉砂岩、粘土岩、煤层为主， 含煤可采煤层 1 层，其中 a2煤层全区可采，煤层平均厚度为 2.0m。 以矿井首采区（一零区）为例进行论述巷道布置。 第二节第二节采煤方法及回采工艺采煤方法及回采工艺 一、基本参数： 1、煤层厚度：最大煤厚 2.8m,最小煤厚 1.2m，平均煤厚 2.0m,确定采高 为 2.0 m。

33、2、煤层倾角： 最大:29 ,最小 : 16 平均煤层倾角:22.5 3、煤厚硬度：f=24 4、可采年产量：30 万 t 5、顶板情况: 煤层顶板为砂质泥岩、砂岩、粘土岩。 二、采煤方法： 工作面采用走向长壁后退式采煤方法。 三、回采工艺： 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 20 页 共 69 页 1、采高的确定和支护形式的选择 确定工作面采高为 2.0m，煤厚大于 2.5m 时，采取留底煤进行开采，煤厚 小于 2.5m 时，一次采全高。 2、支护 采区采用悬移支架支护工作面。 (附:工作面顶板支护图) 3、进、回风巷的布置方式 工作面机、风巷沿煤层走向布置，切眼沿煤层倾斜方

34、向布置，切眼与机、 风巷联通。 4、回采工艺流程 、工艺流程 打眼 放炮落煤临时支护攉煤溜槽出煤支护回柱 、装煤及运煤方式 a、人工攉煤 b、工作面采用 sgb-630/220 型可弯曲刮板运机向顺槽运煤，刮板运机每 6m 设一推留器推移输送机。机头、机尾设在工作面，采用四对八梁支护。 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 21 页 共 69 页 第三节第三节采区巷道布置采区巷道布置 1、一零采区三条上山的布置 a轨道下山的布置： 一一区轨道上山（距煤层 45m，将作为一水平西面的排矸上山）为一级提 升，上段通过水平运输大巷施工车场，由车场往上部至+580 水平为排矸场， 形成盘区

35、提升系统。各区段通过中部车场进入各区段煤层。总回风上山与轨道 上山,与铸石溜煤上山平面间距 20m, 铸石溜煤上山与轨道下山平面间距 20m。 b铸石溜煤上山布置： 从水平运输大巷挂口施工铸石溜煤上山。 c总回风上山布置： 总回风上山在水平运输挂口，施工总回风上山至+645 水平，与西风井贯穿。 形成一 0 区回风系统。 2.一一采区二条上山的布置 a轨道下山的布置： 一一区轨道上山（距煤层 45m，将作为一水平东面的排矸上山）为一级提 升，上段通过水平运输大巷施工车场，由车场往上部至+470 水平排矸场，形 成盘区提升系统。各区段通过中部车场进入各区段煤层。总回风上山与轨道上 毕业设计（论文

36、）说明书毕业设计（论文）说明书 第 22 页 共 69 页 山平面间距 20m。 b总回风上山布置： 总回风上山在水平运输挂口，施工总风上山至+470 水平，与东风井贯穿。形 成一一区回风系统。 3、采区各区段顺槽巷道的布置 采区在甩道与底板道贯穿、通过底板道施工材料回风上山、溜煤眼揭煤后 按中对中 10m 布置风巷、机巷，巷道施工时，按中线沿煤层顶板掘进。 3 3、主要巷道断面的确定、主要巷道断面的确定 根据巷道的性质用途，结合矿井实际，其确定如下： 1、轨道上山 轨道上山为全区的材料提升，并兼作全区进风道。设计净断面为 8.378m2 的半圆拱锚喷支护巷道。 2、铸石溜煤上山除安设固定溜煤

37、机外，还作全区的主要管线安设及进风 行人巷道。设计净断面为 7.4m2，的半圆拱锚喷支护巷道。 3、总回风上山 根据矿井实际，行人安设乘人器设计净断面为 8.4m2的缺圆拱锚喷支护巷 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 23 页 共 69 页 道。 4、工作面顺槽机、风巷、切眼 机、风巷切眼设计净断面为 5.8m2金支架梯形断面。 采区巷道布置设计计算： 1、储量 以 10 区为例：该采区共计一层煤，即 a2煤层。设计标高：+420 +645m，走向长度 lz =1000m。煤层情况及相关参数如前所述，储量计算如下： 1）c1煤层的工业储量 .dl . sin h 3倾倾3.kk

38、工z 式中: z工. c1 c1 煤层的工业储量，t； h 采区的水平垂高，取 225m； 采区煤层的倾角，取 20； d 煤层（c1）的煤层平均厚度，取 2.0m； 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 24 页 共 69 页 l 走向 采区走向长度，取 1000m； 煤层容重，取 1.7t/m3 故， z工.c1223.67万t 2）采区可采储量 a中厚煤层，a2 煤层的可采储量： z 可.c1. =（zc1pc1.）. k 式中： z 可.c1. c1煤层的可采储量，t； zc1 中厚煤层 c1 工业储量， pc1 采区边界及水平隔离煤柱 c1 中厚煤层的采区采出率，取 0.

39、95； 故， z 可.c1. = 202.28 万 t 2. 采区服务年限 采区生产能力 18 万 t /a，是毕业设计任务书所要求的。则采区服务 年限为： a z p 式中: 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 25 页 共 69 页 p 采区的服务年限，a； z 采区可采储量，取；202.28 万 t a 采区的年生产能力，18 万 t/a； 故， 202.28/18/1.4=11.24a 3.采区主要参数 1) 采区倾斜长度 sin h l倾斜 式中: l倾斜 采区煤层的倾斜长度, m; h 采区的水平垂高, h =225 m; 采区煤层的平均倾角,取 20; 故, lq

40、倾斜=657.85m 2) 采区走向长度 采区走向长度是确定采区范围的一个重要参数,根据采区的煤层地质条件、 开采机械化水平、采准巷道的布置方式，通过下列“方案比较法” ，得出最佳 方案，尽可能地取得最佳的技术经济效果。 下列三个方案都是基本符合“安全上可靠，技术上可行，经济上合理”这 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 26 页 共 69 页 三个原则的，在此基础上根据该采区实际的相关情况而选出最优的方案。三个 方案分别如下： 方案：采区走向长度为 1500 m 方案：采区走向长度为 1400 m 方案：采区走向长度为 1000 m 由于该采区回采的准备方式，方案、方案、方案，

41、可得出每一翼的 长度分别为：800m、700m、500m 考虑该采区主采煤层（c1）使用炮采，按工业技术规范的要求：缓斜 煤层采区的走向长度，炮采双翼不小于 1000m 的要求，并结合该矿的经验，通 过上述的方案比较，最终确定采区的走向长度为：l 走向 = 1500m 工作面及区段斜长 1）工作面长度 采区各煤层工作面的长度需用通风能力来确定： l psq 60vbmc nb f 式中: l 依工作面通风能力确定的工作面最大长度，m； 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 27 页 共 69 页 v 工作面内容许的最大风速，4m/s； b 工作面最小控顶距，a2煤层用炮采工艺，取

42、2.26m； m 工作面的采高， a2煤层取 2.0m； cf 风流收缩系数，取 0.90.95，该设计取 0.9； qb - 昼夜产煤一吨所需风量，a2煤层取 3.056 m3/min； sn 循环进度，a2煤层取 1.5 m/d； p 煤层生产率，即单位面积上出煤量，p =mc，t / m2； 煤层容重，取平均值：1.7t / m3； c 工作面回采率，a2取 0.95； 昼夜循环个数，a2 煤层工作面皆为“两采一准”的作业方 式，取 1 个； 故，c1 煤层工作面长度确定为： la2 =125.28m 10.951.581.352.42.065 9 . 035 . 1 8 . 3460

43、按通风能力所确定的工作面长度。为了便于采区集中下山布置，合理有序 地进行开采，因此，工作面取：l=110 m 2）区段倾斜长度 已知一个区段倾斜长度等于上下两平巷的斜宽、一个工作面的倾斜长度再 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 28 页 共 69 页 加上一个区段护巷煤柱尺寸，四者之和。 其中，两平巷斜宽取：2d =23=6m；一个工作面长度取：l = 110 m；一 个护巷煤柱：ld = 14m；区段数目暂定为 5。下面通过验算来求证划分区段的 相关参数是否合理，具体过程如下： 一个区段倾斜长度为：l2 =6+ 110 + 14=130 m；则 5 个区段倾斜长度为： 130

44、=650 m；其中采区水平隔离煤柱已包含了第五区段 14m 的护巷煤柱；即， 710-650=60m，则所留水平隔离煤柱斜长为 60 m，基本符合水平隔离煤柱尺寸 要求。因此验算合格。 因此，该采区的区段数目为 6 个，区段倾斜长度：l2 = 130m；护巷煤柱： ld = 14 m；平巷：d =3 m 和采区水平隔离煤柱尺寸为 60m。 同时回采工作面的错距： 本设计为单煤层开采，不设计错距. 采区煤柱及回采率： 1、煤柱尺寸 .采区边界煤柱： 为防止万一发生火灾、水害和瓦斯涌出时的相互蔓延以及避免从临近采区 采空区大量漏风，影响正常生产，所以一 0 采区两翼各 5m，共计 10m，损失煤

45、毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 29 页 共 69 页 量为： p1 = 10. l 倾斜.d. 式中: p1 采区边界煤柱损失，万 t； l 倾斜 采区倾斜长度，取 658m； d 采区内可采煤层，即 a2 煤层的总厚度，取 2.0m； 煤的容重，取 1.7t/m3 故，p1 = 106582.01.7=2.24 万 t .采区水平隔离煤柱： 在本采区开采殆尽以后，为防止本采区的瓦斯、水害和采空区的矸石等对 下一水平正在生产的采区构成威胁，影响正常生产。故在该采区下部要留设垂 高 h=10m，倾斜长度 l 水=10/sin30的水平隔离煤柱。损失煤量为： p2 =（l 走向

46、10）.l 水.d. 式中: p2采区水平隔离煤柱损失量，kt； l 走向采区走向长度，取 1500m l 水采区水平煤柱倾斜长度，取 30； 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 30 页 共 69 页 故，p2 = 1490302.01.715.19 万 t 以上的采区边界煤柱与采区水平隔离煤柱是构成采区永久煤柱的两大组成 部分，因此既要做定性设计说明，也要做定量的计算。 采区永久煤柱损失：pp1p22.415.1917.43 万 t .区段保安煤柱 该采区采用有煤柱开采，同时也考虑横贯过密对巷道的影响，因此横贯沿 走向每隔 50m 布置一个上、下区段之间，即，该采区采用有煤柱

47、开采，横贯沿 走向每隔 50m 布置一个。轨道平巷与运输平巷间的煤柱尺寸倾长取， l14； 由于大巷和下山巷道均布置在煤层底板岩层中，并留有一定的岩柱厚度， 不会受很大的采动影响，因而上部煤层对应的部分不必留设保安煤柱。 2）采区回采率 采区内 c1、煤层为中厚煤层，依据煤炭工业技术政策 的规定：中 厚煤层回采率不低于 80，故取 0.8； 根据设计要求，采区设计生产能力为 30 万 t /a。该采区采用单一走向长 壁采煤方法，自然垮落法处理采空区。c1煤层设计采用炮采: 1）c1煤层炮采面的日单产能力 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 31 页 共 69 页 a c1l.v

48、.m.c 式中: ac1a2煤层工作面的日产量，t/d； l工作面的长度，取 110； vk3工作面的日进度，取 1.5m/d； c1工作面的采高，取 2.0； 煤的容重，取 1.7t/m c工作面的回采率，c1为中厚煤层，取 0.95； 故， ac11101.52.01.70.95533t/d 2）区内同采工作面的数目 为确保采区的生产能力和采区正常生产接替，结合前面设计计算的各煤层 各个工作面日单产能力，根据合理的配采可得出：采区内同采工作面数目最多 达到 2 个。 巷道布置: 采区相关的开拓巷道布置 1）主平硐 主平硐大巷是矿井开拓系统中的一部分，设计布置于416的标高，该 毕业设计（论

49、文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 32 页 共 69 页 煤系地层的下一岩层玄武岩之下茅口灰岩中。岩石坚固性系数为：f6-8。长 度 720 米左右，选用半圆拱形断面，断面积为 10m2，锚喷支护巷道. 2）东西运输大巷 水平运输大巷是矿井开拓系统中的一部分，设计布置于416的标高， 该煤系地层的下一岩层中，岩性为玄武岩。岩石坚固性系数为：f8-11。煤 层底板的法线距离为 40m 左右，选用半圆拱形断面，断面积为 10m2，锚喷支 护巷道. 2）回风大巷 回风大巷同样是矿井开拓系统中的一部分，矿井采用分区通风方式，共分 为二个水平，布置水平回风大巷，利用上个水平采区的回风上山做为下个水平

50、 采区的回风系统。同样，采区回风大巷也位于该煤系地层的下一岩层中，岩性 为玄武岩。岩石坚固性系数 f8-11。选用半圆拱形断面，断面积为 8.2m2， 锚喷支护巷道. 采区准备巷道布置: 1）采区巷道布置类型 根据该采区的地质和煤层赋存条件为依据，可提出走向长壁采煤法中的下 山采区巷道布置方案；倾斜长壁采煤法的条带巷道布置方案。 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 33 页 共 69 页 采区内可采煤层 a2一层，采区巷道进行集中布置。采区走向长度 1500，为双翼开采。倾斜长度 650，划分了 5 个区段。 运煤系统： 各煤层回采工作面采出的煤由区段运输平巷，再由溜煤眼到达铸石

51、溜煤运 输上山进煤仓，在煤仓装车站装车外运。 通风系统： 第一区段的通风系统为：轨道下山的风流由本区段中部车场，区段轨道石 门，底板道，区段运输斜巷，到达各个煤层的区段运输平巷，冲洗工作面。污 风由各煤层区段回风平巷，区段回风斜巷，底板道，区段轨道斜巷，到回风下 山，再到达回风井。 其它区段的通风系统为：轨道下山的风流由中部车场，底板道，区段运输 斜巷，到达各煤层区段运输平巷，冲洗工作面。污风由各煤层区段回风平巷， 区段回风斜巷，上区段轨道石门，底板道，上区段回风联络巷，到回风下山， 再到达回风大巷。 运料系统： 轨道下山，上区段中部车场，上区段轨道石门，底板道，区段轨道斜巷， 各煤层的区段回

52、风平巷，再到工作面。 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 34 页 共 69 页 第一区段为上部车场，到轨道斜巷，底板道，区段回风斜巷，各煤层的区 段回风平巷，在到回采工作面。 采区上部车场的相关设计计算: 通过上述方案比较选出装煤车场为大巷装车底板绕道斜式，辅助车场确定 为顺向车场。 .大巷装车式车场线路 大巷装车为通过式调度绞车调车，则装车站线路总长度 l l=l1+l2+3l4+l3 式中: l 线路总长度，m； l1 - 空车存车线长度，m；l1 =le+nlm+（35） ； le - 机车长，选用 xkb-6/100-1a 蓄电池式电机车，机车长取 4500mm； n

53、- 一列车矿车个数，取 15 个； lm- 矿车长度，选用 1t 固定式矿车， （35）m - 制动安全距离，该设计取 4m； l2 - 重车线存车长度，l2 =nlm=153.4=51m； 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 35 页 共 69 页 l4-渡线道岔长度，5 m； l3-煤仓溜煤闸门口到渡线道岔长度渡线道岔长度， l3=le+0.5lm=4.5+1=5.5m 故， l=4.5+153.4+4+51+35+5.5=131m .顺向平车场 该采区铺助车场采用顺向双轨平车场，线路相关设计计算如下： lu 为过卷安全距离，取 15m； lp=nlm+lbm+ld 式中:

54、lp- 停车长度，m； n - 矿车数目，取 5 个； lbm-富裕长度，取 3m； ld -道岔线路联接长度，取 5m； 故， lp=52+3+5=18m lbc 为变坡点到道岔基本轨距离。防跑车装置，取 3m； 2）采区中部（下部）车场 该采区为下山方式开采，采区上部车场除了上山开采中下部车场的装煤与 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 36 页 共 69 页 辅助车场的作用外，还具有提升的作用。也就是说，该采区的上部车场是装煤、 辅助车场和提升这三大功能的组合。 因此，该下山采区不具有上山采区那种下部车场，该采区的下部车场的位 置可在回采时，将轨道拆掉，因为在生产中，仅作为

55、进风、行人和排水服务， 没有发挥运料的作用。第五区段的下部车场只在掘进中发挥了排矸的作用，在 投产后第五区段运料的任务交给了上一区段的中部车场，该采区中部车场的类 型为单钩单侧辅助提升甩车场。由于轨道下山布置，倾角为 9，区段轨道石 门与上山相交，区段轨道石门巷内辅设 600mm 轨距的单轨线路，要求甩车场存 车线设高、低道。线路布置用双道起“道岔道岔”系统斜面线路一次回转方 式。 2.4.5 采区硐室的布置 1）采区煤仓 煤仓的形式 该采区设计生产能力为 30 万 t，煤仓设计为垂直式圆形断面，直径为 6m，高 25m。 b.煤仓的容量 采区煤仓容量取决于采区生产能力，装车站的通过能力及大巷

56、运输能力有 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 37 页 共 69 页 关。 按采区高峰生产能力延续时间计算煤仓容量 vc =（oh-ol）tbc .ad 式中: oh - 采区高峰生产能力，取 100t/h； ol - 装车站通过能力，取 55t/h； tbc- 生产能力延续时间，取 1.8h； ad- 不均匀系数，取 1.3 故， vc =（100-55）1.81.3=105.3 t 按装车站的装车间隔时间计算 vc =oh.ti.ad 式中，ti - 装车间隔时间，可取 0.5h，其余参数同上。 故， vc =1000.51.3=65 t 按运输大巷列车间隔时间内采区平均产

57、量计算 vc = oad . tct.ad 式中: oad - 采区生产日产量，1000t/d； 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 38 页 共 69 页 tct - 采区下山每日净运输时间，30min； ad - 不均匀系数，取 1.5； 故，vc = 1000 0.51.5=750t 结合以上经验计算的数据，再接合煤炭工业设计规范的相关规定，设 计煤仓容量为 1000t。 c.煤仓结构及支护 上部收口 为保证煤仓上口安全，需作混凝土收口，为防止大块煤、矸石、废木料进 入煤仓，造成堵塞，在煤仓上口设置铁蓖，铁蓖用旧钢筋或工字钢作成，蓖孔 大小约 200mm 左右，在大块煤较多

58、时，可安设破碎机，煤仓上口应高出巷道底 板以防止水流如仓内。 .仓身 由于该煤层底板岩性为粘土岩、细砂岩，不稳定，因此采用混凝土支护。 .下口漏斗及溜口闸门基础 煤仓下口用混凝土砌筑。收口漏斗为四角锥形，收口角为 60，为了大巷 的安全，煤仓与大巷连接必须加强支护。在煤仓下部收口处四周辅设数根钢梁， 毕业设计（论文）说明书毕业设计（论文）说明书 第 39 页 共 69 页 灌入混凝土，并与大巷支护连为一体。 .溜口和闸门 使用 500500mm 规格的有效尺寸，装车方向为顺向装车。闸门使用双扇， 电动闸门。 2）采区绞车房 选择在围岩稳定，无淋水，易维护的地点，尽量靠近变坡点，减少工程量， 该

59、采区绞车房布置在上部车场、轨道下山的上部，采区上部顺向平车场的布置 方案图。有多于两个安全出口，即钢丝绳通道及绞车房通道。 绞车房的布置尽量在保证安全生产的前提和易于检修的条件下紧凑布置， 减少硐室工量。采区绞车房断面设计成半圆拱形，用料石砌筑。 3）采区变电所 采区变电所设在岩层稳定、无淋水、通风良好的地点，位于采区用电负荷 中心，位于运输下山，第三区段附近，选用“ ”形布置方式。 采区变电所采用不可燃材料支护，采用锚喷支护，底板采用 100 混凝土铺 底，高出邻近巷道 200300mm 和 3的坡度，以防矿井水流进变电所。 硐室与通道连接处，必须安设向外开的防火棚栏两用门。 毕业设计（论文

60、）说明书毕业设计（论文）说明书 第 40 页 共 69 页 4）躲避硐室 一般轨道下山不准行人（检修除外） ，所以设计是考虑节省工程量的原因， 未在轨道一侧布置人行道，但出于安全考虑，在轨道下山布置一侧每隔 2540m 的距离开凿一个 21.0m 规格的躲避硐室。 采区的采掘关系: 1)开采顺序 煤层开采顺序为单一煤层开采，区段开采为由上至下开采，水平开采为由 上到下开采。 由接替表可以看出配采的年产量：根据前面所设计计算的参数可计算出配 采后的配产产量 a 配30 万 t。配产后的年产量皆在设计生产能力的 11.1 倍之间。符合配采的要求。 配采后服务年限为： 配 配 a z p 式中， p