毕业设计七台河精煤集团公司新兴一矿 2.4Mta新井设计

1、七台河精煤集团公司新兴一矿 2.4mt/a新井设计前 言：本设计矿井为七台河精煤集团公司新兴一矿新井设计。设计生产能力为2.4mt/a，服务年限80a。井田内共划分为2个水平开采，共有47#、48#、49#、50#、51#、58#、60#、63#、65#、67#、68#共10层可采煤层。煤层总厚度为15m。煤层工业牌号为1/3焦煤，设计井田的可采储量为269.13mt。本矿井设计采用双立井开拓方式,共六个采区，采区为双翼开采，两个工作面达产。采用煤层群联合布置方式，47#、48#、49#层联合开采。大巷采用10t架线式电机车牵引5t底卸式矿车运输，走向长壁采煤法采煤，综合机械化回采工艺，顶板处

2、理方法为全部跨落法。关键词: 联合开采 可采储量 开拓方式 走向长壁 全部垮落法目 录前 言i绪 论1第一章 矿井及采区综述11.1 矿井概述11.1.1 井田位置及范围11.1.2 矿井地质情况21.1.2.1 矿区范围内的地层情况21.1.2.2 井田内和附近的主要地质构造41.1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征41.1.2.4岩石性质 厚度特征71.1.2.5 井田内的水文地质情况71.1.2.6 煤质 牌号及用途81.1.2.7 勘探程度及可靠性81.2.2.8 井田储量的计算81.2.2.9 保安煤柱91.2.2.10 储量计算方法91.2.2.11储量计算的评价101.2.2.

3、12 采区生产能力 储量及服务年限101.1.3 井田开拓111.1.3.1 概述111.1.3.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况111.1.3.3 确定井田开拓方式的原则111.2 采区地质特征121.2.1 设计采区的位置 边界 范围及采区煤柱121.2.2 采区地质和煤质情况121.3 采区生产能力及服务年限121.3.1 矿井工作制度121.3.2 矿井生产能力及服务年限121.3.3 矿井设计服务年限131.4 采煤方法及采区参数131.4.1.采煤方法的选择原则：131.4.3 采煤参数的确定14第二章 采区巷道布置152.1 采区巷道初选方案分析152.1.1 区段划

4、分152.1.2 采区上山布置152.1.3 采区车场布置162.1.4 煤仓形式 容量及支护192.1.5 采区硐室简介202.1.6 采区工作面的接续212.2 确定采区巷道布置的可行方案222.2.1 井硐形式和数目222.2.2 井硐位置及坐标222.2.3 水平数目及高度232.2.4 石门 大巷(运输大巷 回风大巷)数目及布置232.2.5井底车场形式的选择252.2.6 煤层群的联系262.2.7 采区划分262.3 方案比较272.3.1 井硐形式和井口位置272.3.2 开采水平数目和标高302.3.3开拓巷道的布置302.4 采区准备工作322.4.1 开采顺序322.4.

5、1.1沿井田走向的开采顺序322.4.1.2沿井田倾向的开采顺序332.4.1.3 采区接续计划332.4.1.4“三量控制”情况342.4.2 采区巷道的准备顺序352.4.2.1 采区主要巷道的断面示意图及支护方式35第三章 回采工艺设计363.1井田境界363.1.1 井田周边情况363.1.2井田境界确定的依据363.1.3 井田未来发展情况363.2 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备363.2.1 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式38第四章 采区车场及硐室施工设计404.1 井筒布置和施工404.1.1井硐穿过的岩层性质及井硐维护404.1.2井筒布置及装备井筒平面

6、设计的依据和要求414.1.3 井硐延伸的初步意见424.1.4 井筒延伸的初步意见454.2 井底车场及硐室454.2.1 井底车场形式的确定及论证454.2.2井底车场的布置 存储线路 行车线路布置长度454.2.3 井底车场通过能力计算474.2.4井底车场主要硐室50第五章 采区生产系统及机电设备选型515.1 矿井井下运输515.1.1 运输方式和运输系统的确定515.1.2 矿车的选型与数量515.1.3 采区运输设备的选择525.2 矿井提升系统535.2.1主井提升设备选择和计算535.3 矿井通风系统的确定545.3.1 概述545.3.2 通风系统确定的因素545.3.3

7、矿井风量计算的规定555.3.4矿井风量的计算565.3.5矿井总供风量585.3.6 风量分配585.3.7 矿井风量的调节方法与措施595.3.8 矿井风速的验算595.4矿井通风阻力的计算615.4.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力615.4.2 矿井等积孔的计算645.5 通风设备的选择645.5.1 主扇的选择计算:645.5.2电动机的选择:655.5.3反风措施655.6 矿井排水665.6.1矿井水来源及涌水量665.6.2 对排水设备的要求665.7 矿井主要排水设备675.7.1 排水系统和排水方式简介675.7.2 主排水设备及管路选择计算67第六章 矿井安全技术措

8、施706.1预防瓦斯及煤尘爆炸706.2 火灾与水患的预防706.3其他事故的预防716.4避灾路线及自救71第七章 技术经济指标72结 论74致 谢75参 考 文 献76附录17776绪 论本设计做了七台河精煤集团公司新兴一矿2.40mt/a的新井设计，设计主要为本矿井的建设方案，其中包括开拓方式、采煤工艺、支护方式、设备选型以及矿井的各个系统；包括煤矿安全方面、采煤方法方面、岩石力学方面以及cad制图方面的知识。设计方案主要是利用先进的采煤方法开采本煤田，本矿井采用集中大巷布置，利于矿井的生产和管理。本设计主要是通过绘制矿井的各种图纸来进行矿井的优化设计，这其中文字部分包括大量的方案比较，

9、以便使设计更加合理。在设计时，需要对矿井的地质情况等情况进行分析，这样才能使建成的矿井与实际相符。这次毕业设计是锻炼自己的好机会，通过这次机会让我们学到更多知识，这些知识来源于书本，但更大部分的内容来自指导教师的经验和我们自己的探索与研究。毕业设计使我们成为合格的采矿专业技术人员。第一章 矿井及采区综述1.1 矿井概述1.1.1 井田位置及范围新兴一矿位于七台河矿区西部，行政区划属黑龙江省七台河市新兴区管辖。地理坐标为北纬45464547，东经1303013031。井田范围：北界74#煤层露头，与新立矿、新建矿相邻；南界到桃七三区44#煤层-600m标高；东界为f11断层，与桃山矿相连；西部以

10、f14断层为界，与东风矿相邻。东西走向长约6.9km，南北倾斜宽约3.5km，面积约24.15km2。区内有矿用铁路专用线与勃七线、牡佳线接轨，铁路交通方便公路可通往桦南、佳木斯、双鸭山、宝清、密山、鸡西、勃利、依兰和哈尔滨等市县。公路交通十分方便,详见图1-1。图1-1 交通位置图矿区地形属于漫岗及丘陵地形，地势特点西高东低，地表平均标高+170m240m，七台河发源于本区南部山区，为倭肯河支流，河宽20m左右，水深0.3m左右，平常期流量为0.51.5m3/s，洪水期流量为10200 m3/s，属季节性河流，该河位于本区西部，泾流方向由南向北，垂直煤系地层走向，基本切割本矿区全部煤系地层，

11、对矿区的开发有一定的影响。矿区属于大陆性气候，最高气温31c ，最低气温-34c ,年降水量370631mm左右，冻结期由11月至次年4月末。冻结深度一般为2.0m，风向多西风，最大风速为25m/s。区内镇、队以农业为主，其次种植少量经济作物如蔬菜、黄烟等；矿区内无地震史。 水源来自开采地下水，能够满足生产与生活需要；原材料以及生产生活用电均来自七台河市。1.1.2 矿井地质情况1.1.2.1 矿区范围内的地层情况新兴一矿煤系地层属上侏罗统鸡西群含煤地层，主要由城子河组上部和穆棱组下部组成。下部界限从68#煤层底板开始，上至47#煤层，地层厚度875m，共含煤10层，总厚度15m。穆棱组平行不

12、整合于城子河组之上，以47#煤层底板含砾粗砂岩为城子河组和穆棱组分界。根据岩性特征和含煤性，本矿区的地层主要在城子河组第五段和第九段之间。新兴一矿地处勃利煤田，勃利煤田位于我国新华夏系第二隆起带，双鸭山、七台河、鸡西中生代坳陷中部，是一个弧形构造。新兴矿位于弧形构造西翼，区内地层总体向南倾斜斜煤层走向由n60w渐变为ew方向为煤层倾角由北向南逐渐变大，井田中部煤层倾角1520，井田南部煤层倾角2030，整个井田为一向南倾斜呈弧形展布的单斜构造。煤系地层综合柱状详见图1-2。图1-2 煤系地层综合柱状图1.1.2.2 井田内和附近的主要地质构造井田内的地质构造以断层为主，根据多年来生产实践和勘探

13、资料及各小煤矿的揭露，现确定井田内断层共有5条。井田内的断层构造可分为二组，现分述如下：第一组与煤层走向斜交，走向一般在n3050w，属张性断层，断层面比较平直，倾角一般在5570左右，为正断层。属于这组断层的有：f11、f4。其中落差较大的f4断层作为划分井区的界线，f11和f14是划分井田矿界的主要构造。第二组与煤层走向斜交，局部近于平行，走向n4580e，属压扭性断层，常被第一组切割，这组断层在井田内不太发育。经过钻探及综合分析，本井田有6条大断裂，都为正断层。主要断裂构造详见表1-1。表1-1 主要断裂构造序号断层编号断层性质走向（）倾向（）落差（m）断距（m）查明程度1f4正n80w

14、60ne800可靠2f10正n3050w72ne10080基本可靠3f11正n2050w57ne370260可靠4f14正n3010w70ws250100较可靠5f26正n2050w6070ne12010较可靠6f8正n2050w70ne6070可靠1.1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征新兴一矿开采之煤层主要位于侏罗系鸡西群城子河含煤组，本组共有厚薄煤层10组，现将各煤层厚度、结构、容重和顶底板情况分层以文字叙述如下：47#煤层：煤层厚度2.1m2.9m，平均煤层厚度2.6m，煤层结构简单，赋存稳定，无夹石，全区发育，容重1.50t/ m3，顶板为中细砂岩，伪顶为0.1m的煤泥岩或含炭泥岩

15、，底板为粉砂岩。48#煤层：煤层厚度1.4m2.0m，平均煤层厚度1.75m，平均倾角20，全区发育，属于稳定的中厚煤层，结构单一，容重1.50t/m3，顶板为粉砂岩或泥岩，底板为粉砂岩，灰分在12%左右。49#煤层：平均煤厚1.5m，属于稳定的煤层，浅部煤层结构复杂，深部煤层结构单一，容重为1.50t/m3，顶板中部为粉砂岩，南北部为中粗砂岩，底板为细砂岩，一般有0.20m0.30m的煤泥岩或泥岩伪底，灰分一般在25%左右。51#煤层：煤厚1.4m2.0m，平均1.6m，基本上是全区发育，容重1.50t/ m3，顶板为泥岩，底板为细砂岩，直接底板有0.15m厚的泥岩伪底，灰分一般在22%左右

16、。58#煤层：煤厚1.0m1.5m，平均1.3m，基本上是全区发育，容重1.50t/ m3，顶板为泥岩，底板为细砂岩，直接底板有0.3m厚的泥岩伪底，灰分一般在25%左右。60#煤层：煤层厚度1.3m1.9m，平均煤层厚度1.6m，煤层结构简单，赋存稳定，无夹石，全区发育，容重1.50t/m3，顶板为中细砂岩，伪顶为0.1m的煤泥岩或含炭泥岩，底板为粉砂岩。63#煤层：煤层厚度1.4m2.0m，平均煤层厚度1.75m，平均倾角20，全区发育，属于稳定的中厚煤层，结构单一，容重1.50t/m3，顶板为粉砂岩或泥岩，底板为粉砂岩，灰分在12%左右。65#煤层：煤厚1.4m1.8m，平均1.6m，属

17、于稳定的煤层，浅部煤层结构复杂，深部煤层结构单一，容重为1.50t/m3，顶板中部为粉砂岩，南北部为中粗砂岩，底板为细砂岩，一般有0.20m0.30m的煤泥岩或泥岩伪底，灰分一般在25%左右。67#煤层：煤厚0.9m1.3m，平均1.1m，基本上是全区发育，容重1.50 t/ m3，顶板为泥岩，底板为细砂岩，直接底板有0.15m厚的泥岩伪底，灰分一般在22%左右。68#煤层：煤厚1.0m1.3m，平均1.15m，基本上是全区发育，容重1.50 t/ m3，顶板为泥岩，底板为细砂岩，直接底板有0.3m厚的泥岩伪底，灰分一般在25%左右。煤层特征详见表1-2。表1-2 煤层特征表层次煤厚（m）层平

18、均间距（m）稳定性发育范围顶板底板最小最大平均472.12.92.6较稳定全区发育粉砂岩细砂岩7481.42.01.75稳定全区发育细砂岩细砂岩8491.41.61.5较稳定全区发育泥岩灰砂岩93511.42.01.6较稳定泥岩灰砂岩粗砂岩20581.01.51.3较稳定全区发育粗砂岩粗砂岩601.31.91.69较稳定全区发育粉砂岩细砂岩15631.42.01.4稳定全区发育细砂岩细砂岩6651.41.81.6较稳定全区发育泥岩灰砂岩6670.91.31.1较稳定泥岩灰砂岩粗砂岩9681.01.31.15较稳定全区发育粗砂岩粗砂岩1.1.2.4岩石性质 厚度特征详见下表1-3。表1-3 岩石

19、厚度特征表名称容重kg/cm3孔隙度抗压强度102kg/cm3抗拉强度102kg/cm3变形模量102 kg/cm3弹性模量kg/cm3砂岩2.02.65252200.30.40.47110砾岩2.32.65151150.21.50.8828泥灰岩2.72.8525.25100.62.027510灰岩2.22.75135180.52.018510页岩2.02.416301100.21.513.5281.1.2.5 井田内的水文地质情况新兴一矿的水文地质条件为较强坚硬裂隙岩层充水的矿床。根据近几年来的实测资料，矿井涌水量一般为236.65 m3/h，最大涌水量为278.88m3/h,个别断层偶尔

20、会发生出水现象，但其水量有限，且在短期内就会被疏干，区内小井虽多，但掌握都比较清楚，对矿井安全生产影响不大，随着开采水平的延伸，涌水量越来越小。因此，将该区水文地质类型定为简单。1.1.2.6 沼气 煤尘及煤的自燃性新兴一矿属于瓦斯高突矿井，相对涌出量20.4 m3/t，绝对涌出量为13.6 m3/min 。随着开采深度的延伸，瓦斯赋存条件好涌出量大给矿井的安全生产带来一定的困难。新兴一矿有爆炸危险性。开采煤层均属高沼气煤层，矿井属高沼气等级矿井，属有煤尘爆炸危险煤层，属低硫特低磷不易自燃煤层。随着今后矿井开采深度的不断增加，瓦斯涌出量也逐步加大，这给矿井生产会带来不利影响，因此，未来矿井通风

21、、瓦斯防治技术措施将需进一步增强。1.1.2.6 煤质 牌号及用途1.煤的物理性质新兴一矿区内的煤层是由高等植物所形成的腐植煤，其肉眼煤岩成分主要是亮煤、暗煤，夹镜煤丝带，丝炭较少。黑色光亮。内生裂隙发育，质脆，黑色，条带状，层状结构，其煤岩类型多为光亮型、半亮型和半暗型。镜下鉴定为：煤岩组成多是凝胶物基质体，色鲜红，以镜煤化物质为主，树脂胶体占次要地位，矿物杂质多见，主要是石英、长石、高岭石、方解石和云母，尤其以长石和粘土质泥岩多见。2.煤的化学性质原煤灰分变化较大，一般在20%30%，超过30%的情况也常见。净煤灰分一般在10%左右，胶质层厚度一般在9mm15mm，挥发分一般在30%39%

22、，硫含量一般在0.2%左右，磷含量一般在0.01%0.02%，属低硫、低磷煤。1.1.2.7 勘探程度及可靠性根据新兴一矿区域构造复杂程度和煤层稳定性，将f4号断层以西构造类型定为类，f4以东定为类；煤层定为类，综合上述结果，本区勘探类型定为类型。岩浆侵入：在新兴一矿矿区内没有岩浆岩侵入体，评定为类。新兴一矿矿区煤层稳定程度为类。矿区各煤层顶底板多数为粉细砂岩类，少数为中砂岩，多数煤层没有伪顶、伪底，个别有伪顶的，其伪顶岩性为粉砂岩，厚度在0.95m2.4m之间，各煤层的顶底板平整，只局部有凸凹不平，顶板较完整，裂隙不发育。煤层倾角一般在1025之间，故将其地质条件评定为类。综合评定结果新兴矿

23、地质条件类别为：-abcdefg1.2.2.8 井田储量的计算1.矿井地质储量：勘探（精查）报告提供的储量，包括“能利用储量”和“暂不能利用储量”；2.矿井工业储量：勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的a、b、c三级储量，a、b、c三级储量的计算方法，应符合国家现行标准煤炭资源地质勘探规范的规定；3.矿井设计储量：矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱和已有的地面建筑物，构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失量后的储量；4.矿井设计可采储量：矿井设计储量减去工业场地的保护煤柱，矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区回采率。1.2.2.9 保安煤柱1.保护

24、煤柱的留设方法（1）工业场地及主要井巷保护煤柱留设工业场地保护煤柱留设，应在确定地面受保护面积后，用移动角圈定煤柱范围。移动角数值应采用新兴一矿实测数据或与本矿区条件类似的矿区的实测数据选取。工业场地地面受保护面积应包括受保护对象及围护带，围护带宽度为15m。不包括在工业场地范围内的立井，圈定其保护煤柱时，地面受保护对象应包括轿车房，井口房或通风机房风道等，围护宽度为20m。斜井受保护对象应包括绞车房、景田、斜井井筒及井底车场。井口围护宽度应为10m。当斜井大巷、上、下山位于煤层中时，其保护煤柱宽度，可按本矿区或与本矿区条件类似的矿区经验确定；或根据实测资料用分析法确定。（2）断层带几井田径界

25、煤柱的留设断层带及井田境界煤柱可按照实习矿井所留设煤柱尺寸获取30m50m的煤柱宽度来计算。并不是所有的地面建筑物、河流等均须留置保护煤柱，设计时应结合实习井的具体情况和“三下”采煤理论进行分析。2.新兴一矿井田边界煤柱留设及断层、井筒周边煤柱的留设井田边界煤柱留设为40m；断层带煤柱留设为40m；井筒周边煤柱留设为20m。1.2.2.10 储量计算方法1.工业储量计算计算公式如下：块段储量=块段面积1/(cos平均倾角)块段平均厚度容重根据原新兴立井初步设计储量诸图，通过等高线块段法计算本井田工业储量为34.33mt。2.可采储量计算计算公式如下：zk=（zcp）c式中：zk可采储量；zc工

26、业储量；p永久煤柱损失；c采区回采率。回采要求：中厚煤层不应小于80%，薄煤层不应小于85%。经各煤层可采储量计算，汇总计算得新兴一矿可采储量为26.95mt。1.2.2.11储量计算的评价新兴一矿的各类储量计算严格执照有关规定执行。由于技术水平所限，储量计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定的误差。1.2.2.12 采区生产能力 储量及服务年限采区煤层全部可采，根据几何法求得可采储量为4077.81mt,采区设计生产能力为1.20mt/a。采用走向长壁采煤法采煤。采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层厚度，工作面长度和推进度。一个采煤工作面产量a0（mt/a)

27、可由下式计算：a0 = l v0 m r c0式中：l采煤工作面的长度，m；v0工作面推进度，m/a；m煤层厚度或采高，m；r煤的密度 ，t/m3；c0采煤工作面采出率，中厚煤层取95%。设计回采工作工艺为综采，日进尺数为5.6m。所以v0=5.6330=1848m，即工作面年推进度为1848m。因此，一个采煤工作面产量为a0=20018483.01.450.95=1.53mt。采区生产能力与采区内同采工作面的个数有关，为保证采区的正常衔接，在一个采区中同时生产的采煤工作面为12个，少数可达3个，所以，采区生产能力为：式中：n同时生产的采煤工作面数；k1采区掘进出煤系数，取为1.1左右；k2工

28、作面之间出煤影响系数，n=2时取0.95，n=3时取0.9。 本采区采用2个面，ab145mt/a。3.采区储量及服务年限 本采区储量丰富，可采储量为 4077.81 mt tn=z/（ac）tn采区服务年限，a;z采区可采储量，mt；a采区生产能力，mt；c采区回采率，%；取1.4；p=4077.81/（1451.4）=20a。1.1.3 井田开拓1.1.3.1 概述新兴一矿位于七台河矿区西部。北部与新立矿、新建矿相邻；南部到桃七三区58#煤层-600m标高；东界为f11断层，与桃山矿相连；西部以f14断层为界，与东风矿相邻。东风矿年产1.20mt，采用斜井开拓；新建矿年产1.80mt，采用

29、立井开拓。1.1.3.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况井田开拓方式的选择应全面考虑各种因素，主要因素包括：1.井田地质和水文地质条件（特别是表土层情况）；2.地形地貌和地面外部条件；3.煤层赋存和开采技术条件；4.技术装备和工艺系统条件；5.施工技术和设备条件；6.总体设计和矿井生产能力要求等。对以上各种因素要综合研究，通过系统优化和多方案技术经济比较后确定。影响本设计井田开拓方式的具体因素如下：1.地表因素矿区地形属于漫岗及丘陵地形，地势特点西高东低，地表平均标高+170m240m。2.煤层赋存情况整个井田的煤层上部标高在+100m，下部标高在-600m，东界为f11断层，与桃山

30、矿相连；西部以f14断层为界，与东风矿相邻。整个矿区共有10层可采煤层，即47#、48#、49#、51#、58#、60#、63#、65#、67#、68#层，全区发育。煤层东西走向长约6.9km，南北倾斜宽约3.5km。本井田煤层系缓倾斜中厚煤层，平均倾角在18左右。1.1.3.3 确定井田开拓方式的原则1.贯彻执行有关煤炭工业的技术政策,为多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低、效率高创造条件。要使生产系统完善、有效、可靠，在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量，尤其是初期建设工程量，节约基建工程量，加快矿井建设。2.合理开发国家资源，减少煤炭损失。3.合理集中开拓布置，简化生产系统，避免

31、生产分为集中生产创造条件。4.必须惯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风系统，创造良好的条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常性保持良好状态。1.2 采区地质特征1.2.1 设计采区的位置 边界 范围及采区煤柱本设计采区为中一采区，位于井田中部。西部以正f3断层为界，东部以正f4断层为采区边界。浅部以100m标高为界，深部以-150m标高为界。走向长3100m，南北倾斜长700m。采区煤柱包括采区范围内的边界煤柱、断层煤柱、隔水煤柱等。本采区采用倾斜长壁联合开采，采区煤柱留设如下：各煤层在采区边界留设30m煤柱，井田境界处留设20m保护煤柱。1.2.2 采区地质和煤质情况中一采区地

32、层倾角平缓，走向变化不大，采区有一断层，对开采影响较小，开采煤层主要位于侏罗系鸡西群城子河含煤组，即47#、48#、49#、51#、58#、60#、63#、65#、67#、68#煤层。各煤层特征详见表1-2。1.3 采区生产能力及服务年限1.3.1 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范规定：1.矿井年工作日按330天计算；2.矿井每昼夜三班工作，其中两班进行采掘工作，一班进行检修；3.每日净提升时间16h。1.3.2 矿井生产能力及服务年限1.根据煤炭工业矿井设计规范，矿井的设计生产能力应为：大型矿井：120、150、180、240、300、400及以上（mt/a）；中型矿井:45、60、90

33、（mt/a）；小型矿井：9、15、21、30（mt/a）；2.矿井设计生产能力方案比较 新兴一矿已查明的工业储量为343.365mt，估算本井田内工业广场煤柱，境界煤柱等京永久煤柱损失量占工业储量的10%，各可采层均为厚煤层，按矿井设计规范要求确定本矿的采区采出率为85%，由此计算确定新兴一矿的可采储量为269.14mt。根据地质报告的资料描述，煤层储量丰富，地质构造比较简单，煤层生产能力大以及煤层赋存深等因素，初步决定采用大型矿井设计。并初步确定三个方案，即矿井生产能力为1.80mt/a，2.40mt/a和3.00mt/a三个方案，分析论证如下：按照公式p=z/ak式中，p-为矿井设计服务年

34、限，a；z-井田的可采储量,mt； a- 为矿井生产能力,mt/a； k-为矿井储量备用系数，一般取1.4；计算得：p1=106.8a ； p2= 80a； p3=64a；经与煤炭工业矿井设计规范和采矿设计手册相核对，确定80a为比较合理的服务年限，即本矿井的生产能力为2.40mt/a。1.3.3 矿井设计服务年限矿井设计服务年限 p=z/ak式中，p-为矿井设计服务年限，a；z-井田的可采储量,mt；a-为矿井生产能力,mt/a；k-为矿井储量备用系数，一般取1.4；计算得：p= z/ak=269.14/（2401.4）=80a。1.4 采煤方法及采区参数1.4.1.采煤方法的选择原则：采煤

35、工作是煤矿井下生产的中心环节。选择采煤方法应当结合具体的矿山地质和技术条件。（1）生产安全（2）经济合理（3）煤炭采出率高减少煤炭损失，是防止煤的自燃，减少井下火灾，保证和延长采煤工作面和采区的开采期限，降低掘进率，保证正常生产的重要措施。2.直接影响采煤方法选择的主要因素有以下五个方面（1）煤层倾角：煤层倾角是影响采煤方法选择的重要因素。倾角的变化不仅直接影响采煤工作面的落煤方法，运煤方法，采场支护和长空区处理等的选择。而且也直接影响巷道布置，运输，通风和采煤方法各种参数的选择（2）煤层厚度（3）煤层的地质构造情况（4）煤层及围岩特征（5）煤层的含水性，瓦斯涌出量及煤的自燃情况1.4.3 采

36、煤参数的确定中一采区共有10层煤,走向长度3100m，倾斜长度约700m，开采水平布置在-150m标高处，煤层倾角18，煤厚2.7m3.2m，煤层地质构造简单，煤层稳定，采区正常涌水量为157.9m3/min，瓦斯涌出量大，煤层有煤尘爆炸的危险及自燃发火倾向，但是发火现象不严重。根据以上条件及采煤方法的选择原则，现决定采用走向长壁采煤方法。这种采煤方法具有常量大，效率高，生产系统简单，巷道掘进量小，回采工序简单，材料消耗少，成本低以及生产安全等优点,容易实现集中生产和高产高效，便于管理。综上所述，可确定本采区的采煤方法为走向长壁采煤法，一次采全高。第二章 采区巷道布置2.1 采区巷道初选方案分

37、析2.1.1 区段划分合理的划分区段参数，（区段斜长和走向长度）是进行正常工作面的接续的关键，也有利于减少煤炭损失，提高采出率。区段斜长为区段采煤工作面的长度，区段煤柱宽度及区段上下平巷的宽度之和，区段的走向长度即采区的走向长度。2.1.2 采区上山布置采区上山布置，受煤层厚度、采区服务年限及产量、瓦斯涌出量、煤层顶底板岩性等因素的影响，应综合考虑上述因素，使上山布置方案在技术上可行，在经济上合理。1.上山条数的确定在一般情况下，布置两条上山（一条运输上山，一条轨道上山），就可以满足采区运输、通风和行人的需要，考虑该矿井为高瓦斯矿井，为安全起见，拟布置三条上山，分别为轨道上山，运输上山和回风上

38、山，为了实现两翼布置开采及生产均衡的要求，三条上山大致位于采区走向中央，间距大致为15米。2.上山位置的选择采区上山的位置，有布置在煤层中或底板岩石中的问题以及相对于煤层群的上部、中部或下部的问题。（1）煤层上山优点：掘进容易、费用低、速度快、联络巷道工程量少。缺点：煤层上山受工作面采动影响较大，生产期间上山的维护困难，需要金属可伸缩支架，煤柱留设多。适用条件：开采薄或中厚煤层的单一煤层采区，采区服务年限短；煤层顶底板岩石比较稳定，煤质在中硬以上，上山不难维护；为部分煤层服务的，维护期限不长的专用通风或运煤上山。（2）岩石上山优点：维护状况良好，维护费用低，煤柱留设少。缺点：掘进困难，联络巷道

39、工程量大。适用条件：对单一厚煤层采区和联合准备采区，在未采用可伸缩金属支架的情况下，为改善维护条件，将上山布置在煤层底板岩石中。 根据本设计采区煤层及顶底板岩性等实际情况，结合上述煤层上山和岩石上山的情况，本设计采区就上山布置方式提出如下三种方案：方案一：三条煤层上山方案二：两岩一煤上山方案三：三条岩石上山下面对于这三种采区上山布置方案进行技术评价。（1）三条煤层上山布置方案该方案将轨道、运输、通风上山布置在47#煤层中，由于受采动影响，维护这三条上山较为困难；且留设大量保护煤柱。故该采区布置三条煤层上山的方案在技术上不合理。（2）两岩一煤上山布置方案该方案将运输上山和轨道上山布置在煤层底板岩

40、石中，将回风上山布置在煤层中，该方案在技术上可行。（3）三条岩石上山布置方案该方案将轨道、运输、回风上山布置在煤层底板岩石中，对于本采区，该方案在技术上适合本采区。根据本设计采区实际情况，布置三条岩石上山。2.1.3 采区车场布置1.采区车场和硐室的设计应根据采区巷道布置、采区生产能力和服务年限、运输方式和矿车类型、地质构造和围岩性质、煤尘、瓦斯及水文情况等因素进行全面考虑确定。2.装车站线路设计根据装车站所在的位置不同，大巷装车站线路又分为通过式和尽头式两种。由于本采区位于位于井田西界，无邻近采区，因此装车站线路选为大巷尽头式。装车站线路总长度l为：l= l1+l2+l3+ l5式中：l车场

41、线路长度；l1空车存车线长度；n列车矿车个数；le机车长；lm列车长度；(3-5)制动，安全距离；l2重车线存在长度；l3煤仓溜煤闸门至液线道岔长度，l3= le+0.5 lm；l5单开道岔长度，大巷轨道中心距离1600。单开道岔zdk622/4/12，=140210 a=3462mm，b=3588mm，l=7050mm；因为 l1=4500+17（3650+30005000）=6950071500mml2=173650=62050mml3=4500+0.53650=6325mm所以 l=70550+62050+6325+7050=14975mm3.辅助提升下部车场采区辅助提升下部车场是向采区

42、回采工作面、掘进工作面出煤，运料，通风等的运输站，是采区下部车场的组成部分。大巷装车式下部车场的辅助提升多为绕道式。因为本采区倾角较大，所以采用顶板绕道。斜面线路采用zdc 622/3/6道岔，=182606，a=2260mm，b=2800mm，l=4964mm车场双道中心线间距为1600mm对称道岔线路连接长度为：（连接半径取12000mm）l对=+b+t=2200+1600/2ctg/2+rtg/2=9077水平投影长：l对= l对cos=9077cos 25=8226（1）竖曲线计算：详见图4-1。 图4-1 顶板绕道式车场起坡点位置计算图y=hcot0 (1)l=y+td+d1+r1

43、(2)式中： h大巷通过线轨面至轨道上山轨面之间的垂线距离，一般为15m20m，取20m； 0轨道上山下段倾角（起坡面），为减少工程量，一般取2025，取20；td低道竖曲线切线长度，取td=5m；d1平竖曲线之间插入直线段，取2.5m；r1绕道内侧弯道曲线半径，取12m；y大巷通过线与轨道上山低道竖曲线切线交点的距离，m；l车场绕道内侧线路的水平距离，m；计算得：y=20cot20=61.55,取62m；l=62+5+2.5+12=81.5m；（2）下部车场线路见下图4-2： 图4-2 下部车场线路图l1=l-r1-lk-d2-n (3)l2=lzd-d1-l1-3.14r1 (4)x=m+

44、2r1+s/2+l2 (5)式中：l1绕道出口端存车线直线段长度，m；l2存车线两弯道之间的直线段长度，m；lzd绕道内侧线路存车线长度，m；d2平曲线与道岔之间的插入段，一般取2m；lk 单开道岔平行线路联接长度，m；n、m 由单开道岔非平行线路联接公式求得，m；s 空、重车线摘挂钩点活动板的双轨中心距，m；x 绕道出口交岔点道岔基本轨起点g至轨道上山轨道中心距，m；s1空、重车存车线非摘挂钩段双轨中心距，m；已知：d2=2m,lk=9m,r1=12m,m=25m,n=15m,lzd=83.68m,d1=2.5m,s=1.6m,s1=1.6m计算得：l1=81.5-12-9-2-15=43.

45、5m；l2=159.68-2.5-43.5-3.1412=76m；x =25+212+1.6/2+76=125.8m。2.1.4 煤仓形式 容量及支护 1.煤仓形式按照煤仓仓体倾角的不同，煤仓可分为垂直式，倾斜式和垂直倾斜混合式三种形式。在煤仓容量和断面一定的情况下，当煤仓高度不受限制时，宜采用垂直式；当煤仓高度受到限制时，倾斜式和混合式可增加仓体的长度，由于本采区采用溜煤眼溜煤，煤仓高度不会受到限制，所以煤仓形式采用垂直式。由于圆形断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，施工速度快。因此，垂直煤仓为圆形断面，自由降落式。2.煤仓容量采区煤仓容量的大小与采区生产能力、大巷运输设备的型号

46、、采区距井底车场的距离、每列车装载量、大巷通过能力及运输调度的管理水平有关。煤仓容量的大小应于采区生产能力和列车装载运行的间隔时间相适应。一般采区煤仓按表4-1选取：表 4-1采区生产能力(mt/a)煤仓容量（t）0.3以下50-1000.3-0.45100-2000.45-0.6200-3000.6-1.00300-5001.00以上大于500煤仓容量过大，不但其利用率不高，而且经济上也不合理，布置和施工也比较困难；但是如果煤仓容量过小，有不能起到调节生产的作用，往往因矿车周转不及时，使煤仓堆满而造成停产。因此，必须合理地确定煤仓容量。其方法是按采区生产持续时间计算煤仓容量q。 q=(ag-

47、an)tgkb 式中：ag-采区高峰生产能力， t/h，885t/h； an-装车站通过能力， t/h，521t/h； tg-采区高峰生产持续时间， h，机采可取1.01.5h； kb-不均匀系数， 机采，1.151.20； q=（885-521）1.51.2=656t。3.煤仓支护煤仓的结构包括煤仓上部收口、仓身、下口漏斗及闸门基础，溜口和闸门装置。为了保证上口安全和改善煤仓上口的受力情况，需要以混凝土收口注成圆台体。为防止大块煤、矸石、废木料等进入煤仓，造成堵塞，可在收口处设铁篦。铁篦用旧钢轨或工字钢做成，篦孔大小约200mm左右，当大块煤较多时，还可安设破碎机。煤仓上口应高出巷道底板，防

48、止水流入仓内。仓身采用锚喷支护。煤仓下口要用混凝土砌筑圆台体收口，收口斗仓为圆锥形。为了经久耐用，在收口处可采用铁屑混凝土浇灌或铺设密集旧钢轨。为了大巷安全，煤仓与大巷连接处必须加强支护。应在煤仓下部收口四周铺设数根钢梁，灌入混凝土，并与大巷支护连为一体。2.1.5 采区硐室简介采区硐室包括采区变电所，采区绞车房和井下空气压缩机硐室。1.采区变电所采区变电所的位置应选择在顶板稳定、地压较小、通风良好、无淋水的地点，以利硐室的维护和设备正常运转，在满足设备布置要求的前提下，应尽量减少硐室的工程量，降低工程费用。为了便于向采区各个用电点供电，在采区内，变电所的位置应选在采区用电负荷的中心，使各翼的

49、供电距离基本相等，保证在该区域内最远距离的设备能够正常启动。为了便于设备的运输，变电所的位置应设在铺设轨道的巷道附近。因此，变电所一般是设置在采区上山或石门附近的稳定围岩中。采区变电所的尺寸由硐室内设备的数量、规格、设备间距以及设备与墙壁间距等因素确定。2.采区绞车房采区绞车房主要依据绞车的型号及规格，基础尺寸，绞车房的服务年限和所处围岩性质等进行设计。绞车房的位置应选择在围岩稳定、无淋水、矿压小和易维护的地点；在满足绞车房的施工、机械安装和提升运输要求的前提下，绞车房尽量靠近变坡点，以减少巷道工程量；绞车房与邻近巷道留有足够的岩柱，以利绞车房的维护。绞车房的布置原则：在保证安全生产和易于检修

50、的条件下尽可能布置紧凑，以减少硐室工程量。绞车基础前面和右侧与硐壁的距离要考虑能进出电动机；后面以能布置部分电气设备后尚能适应司机活动，并能从后面行人；左侧只考虑行人方便与安全。3.井下空气压缩硐室空气压缩机硐室设在维岩稳定、无淋水、有新鲜风流通过的主要巷道内。机电硐室的温度不要超过30c硐室断面为半圆拱形，用全料、石拱料面砌筑,条件允许的地方用锚喷支护。2.1.6 采区工作面的接续 1.确定工作面接续的几个原则：（1）改善巷道维护条件,减少维护工程量；（2）减少漏风,防止煤层自燃发火；（3）健全采区系统,有利于采准工作。2.工作面接续的确定区段回采顺序为由上向下即下行式,区段内回采顺序为后退

51、式,煤层的开采顺序为下行式，详见表4-2。表4-2 采区工作面接续图表2.2 确定采区巷道布置的可行方案2.2.1 井硐形式和数目新兴一矿采用一对立井开拓，即主井、副井。主井用以提升煤炭，副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备及兼作进风井。2.2.2 井硐位置及坐标井筒确定在坐标x=5070500，y=85500附近理由是：1.地处井田储量中央：井筒距北部边界1.3km，南部边界1.7km，西部边界3.3km，东部边界4.6km；2.有较好的地形条件：井口处标高+150m，地面坡度不足2；3.交通条件好：靠近城密公路，井口距公路 1500m；4.有较好的居名点条件：工人村距井口 400m左右。

52、确定井筒坐标为：（1）主井井口坐标为：xa=5070579 ya=85689（2）副井井口坐标为：xb=5070518yb=85760主井井口标高为+185m，副井井口标高为+185m，拟定二水平为井筒最终水平。主井井深435m，副井井深435m，两井筒中心线间距为60m，提升方位角为25，主井井筒直径6.5m，副井井筒直径6.5m，均采用整体式混凝土井壁，井壁厚度450mm。2.2.3 水平数目及高度新兴一矿采用多水平开拓,拟定第一水平为-150m,本井大部分采区的煤层浅部标高在+100,阶段垂高为250m,实行上山开采。第二水平拟定标高为 -400m，实行上下山开采。2.2.4 石门 大巷(运输大巷 回风大巷)数目及布置1.大巷数目：二条运输大巷。2.大巷布置：大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种，对于各种大巷布置方式分述如下： （1）煤层大巷：当煤层顶底板较稳定，煤层较坚硬，易维护，煤层起伏和断层、褶皱小时，可保证巷道较为平直，保证运输设备运行；没有瓦斯与煤的突出，无严重自燃发火等情况下，应优先考虑采用煤层大巷。对于新建矿井，在煤层中布置巷道，在建设期间，还有早出煤，早投产，节省投资以及探明地质情况的优点。（2）岩石大巷：优点很多，如维护条件好，费用低。大巷方向、坡度可根据运输等功能要求选定，而较少受地质构造的影响。可不留或少留护巷煤柱，煤的损失少，安全条