焦煤集团演马庄矿专项初步设计重点

1、河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）目录目录前言前言. 1 11 1 矿区概况及井田地质特征矿区概况及井田地质特征.1 11.1 矿井概况.11.1.1 交通位置.11.1.2 自然地理.21.1.3 附近的厂矿企业.21.2 井田地质特征.31.2.1 地层.31.2.2 构造.31.2.3 煤层及其顶底板岩性特征 .31.2.4 水文地质特征.651.2.5 瓦斯、煤尘与自燃.651.2.6 煤质、煤的牌号与用途.81.3 井田勘探程度.92 2 井田开拓井田开拓.12122.1 井田境界及储量.122.1.1 矿井工业储量.122.1.2 矿井设计储量.132.1.3 矿井可

2、采储量.132.2 矿井年产量及服务年限.152.2.1 矿井工作制度.152.2.2 矿井服务年限.152.3 井田开拓.162.3.1 概述.162.3.2 生产矿井的开拓方式概述及评价.162.3.3 影响立井开拓的主要因素分析.172.3.4 对井田开拓中若干问题分析.17河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）2.3.5 方案的提出.182.3.6 方案经济计算.192.4 井筒特征.212.4.1 主井 .212.4.2 副井.222.4.3 风井.232.5 井底车场及硐室.242.5.1 井底车场.242.5.2 车场设计基本参数.252.5.3 一些基本问题的确定.2

3、52.5.4 车场区段划分及调车.272.5.5 坡度计算.312.5.6 确定各井底车场硐室位置.313 3 大巷运输及设备大巷运输及设备.34343.1 矿井运输系统和运输方式.343.1.1 矿井运输系统.343.1.2 矿井运输设备选型应遵循的原则.343.2 运输设备的选型.353.2.1 采区运输设备的选型.353.2.2 矿车.374 4 采区布置及装备采区布置及装备 .45454.1 采煤方法的选择.454.2 采区巷道布置及生产系统.454.2.1 采区走向长度的确定（以首采区为例）.454.2.2 确定区段斜长及区段数目.454.2.3 区段巷道.454.2.4 联络巷的布

4、置.454.2.5 采区硐室.454.3 开采顺序及采区回采工作面的配置.46河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）4.3.1 开采顺序.464.3.2 保证年产量的同采采区数和工作面数.464.4 巷道掘进及装备.494.4.1 采区巷道掘进.494.4.2 采区生产系统.504.5 回采工艺设计.514.6 工作面劳动组织和循环作业图表的编制.575 5 矿井通风与安全技术措施矿井通风与安全技术措施.59595.1 矿井通风系统的选择.595.1.1 通风概况.595.1.2 矿井通风系统要符合下列要求：.595.1.3 矿井通风系统的确定.605.1.4 选择矿井主扇的工作方法

5、.605.2 风量计算及风量分配.605.2.1 风量计算.605.2.2 风速验算.625.3 全矿通风阻力计算.635.3.1 计算原则.635.3.2 计算方法.645.3.3 计算矿井总风阻及总等积孔.655.4 扇风机选型.655.4.1 选择主扇.655.5 瓦斯抽放系统.675.5.1 抽放的必要性.675.5.2 瓦斯抽放管路及抽放方法.675.6 矿井安全技术措施.685.6.1 概述.685.6.2 瓦斯及突出灾害防治.695.6.3 安全监测监控.69河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）5.6.4 预防井下火灾的措施.705.6.5 粉尘的综合防治.715.6

6、.6 预防井下水灾的措施.71结结 论论.7373致致 谢谢.7474参考文献参考文献.7575河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）11 1 矿区概况及井田地质特征矿区概况及井田地质特征1.1 矿井概况矿井概况1.1.1 交通位置演马庄矿位于焦作市东北部约 20 公里，距离待王 4 公里,新乡市 48 公里,隶属焦作市管辖，地理座标：东经 1132111324，北纬 35153517。矿区内交通发达有煤矿专用铁路，南距新（乡）焦（作）铁路待王车站 4 公里，东连京广线，西接焦枝线。本矿经李冯支线,待王站与新焦铁路相衔接,另有檐东铁路干线,由京广铁路黄河北岸的檐站店车站至同浦南路的东

7、观车站,该线路现在运行中.其线路通过本矿区的待王车站。以及二级公路及乡村油路相互连通。交通极为方便。见演马庄矿交通位置示意图（图 1-1） 。图 11 演马庄矿交通位置图河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）21.1.2 自然地理 地形地貌本区属太行山山前平原和冲积、洪积扇的边缘地带。地势平坦。海拔 83-123m，一般在 100m 左右。全区地势北西高，南东低，最大坡度225。由于浅部煤层开采后地面塌陷，而局部形成低洼带。2 气候本区属季风型大陆性半干燥气候，夏季炎热，冬季寒冷，四季分明，最低气温-19.9（1971 年） ，最高气温 43.3（1966 年） ，降雨多集中在 79

8、 月份，年降雨量333.3908.7mm，平均 624.9mm，日最大降雨量达 151.8mm（63 年 8 月 8 日） ，年蒸发量为 1393.62313mm，平均 2022.3mm，蒸发量大于降雨量。常年以北和东北风较多，一般风速 23 级，最大 11 级（78 年 6 月 30 日晚） 。最大冻土厚为 190mm（77 年元月） 。3 河流该区属海河流域卫河水系，东部有石门河，西部有山门河，均发源于太行山。且为间歇性河流。据近年资料表明，除雨季外，平时河床干枯。河流上游建了不少中、小型水库，已无洪泛危害。4 地震灾害据焦作市地震办公室汇集的资料，自 1038 年1978 年 6 月，发

9、生的较大地震且对焦作有影响的共有 35 次，本区地震基本烈度为 7 度。1.1.3 附近的厂矿企业 东韩王煤矿东韩王煤矿位于本矿区内北西部边缘，属本矿一水平地段。该矿 1994 年建井，2003年停产，开采二 1 煤层，现已采空。因本矿一水平基本采空，故其对本矿井以后生产无甚影响。 九里山煤矿位于本矿东边，与本矿接壤，隶属于焦作煤业公司主管。1972 年 7 月建井，1983 年投产，设计能力为 90 万 t/年，现实际生产能力为 90 万 t/年。 韩王矿位于本矿东邻，面积约 3.km 2，1958 年 10 月 1 日建成投产,原设计生产能力为30 万吨,1997 年核定生产能力为 21

10、万吨,2004 年核定生产能力为 16 万吨。河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）31.2 井田地质特征井田地质特征1.2.1 地层本区为第三、四系全掩盖区，地层由老至新为奥陶系中统马家沟组，石炭系中统本溪组，上统太原组，二叠系下统山西组，下石盒子组，上统上石盒子组下段、中段及第三、四系。主采煤层属石炭二叠系煤系，二叠系下统山西组为本区主要含煤地层，该地层与下伏太原组呈整合接触，厚 84.36119.20m，平均 99.72m，由灰深灰色砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成。本区主要含煤地层为石炭统太原组和二叠统山西组，共含煤13 层。石炭统太原组含煤岩系共有 9 个煤层。下部灰岩含煤段

11、共含煤 5 层，15煤一1煤，其中一2煤(俗称三煤)，全区较稳定，平均厚 1.2m，但该煤层赋存于 L2灰岩与O2灰岩之间，水文地质条件极为复杂，在目前条件下尚无开采的可能，其余各煤层较薄，不稳定，无开采价值。中部碎屑岩段，含煤 2 层(一6及一7煤)，煤层厚度在 0.4m左右，不可采。上部灰岩段含煤 2 层(一6及一7煤 ),其中一6煤层位较稳定，但多以两层煤出现(俗称二煤)，煤层厚度在 0.4m 左右，不可采。上部灰岩段含煤 2 层(一8和一9煤)，不发育，不可采。二叠统山西组煤系，共有 4 层煤，下段含煤段共含煤 2 层(二0和二1煤)，其中二1煤(俗称大煤)，位于本段顶部，是该矿主要可

12、采煤层，平均厚6.68m，全区稳定可采。二1煤层下约 37m 偶有薄煤一层俗称冯营层(二0煤)，多为炭质泥岩代替，极不稳定。中段大占砂岩段，大占砂岩之下常为黑色泥岩，偶夹薄煤一层(二2煤)，极不稳定，砂岩之上常为深灰色砂质泥岩，偶见薄煤一层(二3煤)，极不发育。 1.2.2 构造焦作煤田位于太行山隆起带南端，地层走向 NENNE，倾向 SE，倾角 414，为单斜构造，褶曲不全发育。该区主要发育有东西向的凤凰岭断层区域断层一览表 1-1断层名称性质走向倾向延伸长度一般落差（m）备注凤凰岭断层正EWS50 公里100400 1.2.3 煤层及其顶底板岩性特征河南理工大学 2012 届本科生毕业设计

13、（论文）4二1煤层为本区主要可采煤层，现正开采。赋存于山西组底部，上距砂锅窑砂岩78m 左右，下距山西组底界（L9 顶）10m 左右，距 L8 灰岩 18m 左右。煤层厚1.7010.60m，平均 6.58m，属厚煤层。煤厚变化不大，薄煤带（1.70m）仅在 72 孔及11-9 孔附近小范围分布，其它煤厚均在 6.00m 左右变化。煤层赋存良好，无分叉尖灭现象，仅局部含有 1 层泥岩或砂岩夹矸，夹矸厚度 0.100.70m。煤层直接顶板大部为砂质泥岩和泥岩，厚度一般 3m 左右。少数钻孔为细中粒砂岩（大粒砂岩） ，厚度一般18m 左右。仅局部有小面积炭质泥岩伪顶，直接底板为泥岩，砂质泥岩和粉砂

14、岩。二1煤层直接顶板多为层状、灰黑色砂质泥岩，层理明显，致密性脆，硬度2.54 级，厚 1.031.05m，易维护。其次为层状或板状泥岩与锈结能力差的砂岩；泥岩与砂质泥岩为相变关系，厚 0.76.37m，硬度 23 级，易碎、易冒落，锈结力强。局部存在有炭质泥岩伪顶。老顶为灰色大粒砂岩，厚 1524.5m，泥硅质胶结、较坚硬、厚层状，硬度 6 级左右，以中细为主，局部直接覆于二1煤层上，不易放顶冒落。该矿在煤层露头附近曾发生过较大冒顶，如老西总回风巷、12011 工作面等发生的冒顶事故。总的来讲，二1煤层上各类顶板均较完整，易于管理，属一类顶板。二1煤层底板多为厚 7m 左右的砂质泥岩或泥岩，

15、次为厚 0.31.5m 含炭质较高的泥岩，局部有厚 0.10.7m 炭质泥岩伪底。炭质泥岩质软易碎，强度极低，支撑力差，底鼓现象较严重，对巷道维护不利。总体应属 I 类底板。二 1 煤层厚度变化频率 图 1-2河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）5二 1 煤层走向剖面示意图 图 1-3总观全区，煤层厚度变化不大，图中，大于 6m 或小于 6m 的煤层厚度呈北西-南东向波状展开。从走向上看，煤层厚度也无明显的变化。倾向上煤层厚度变化也不明显。此外，通过生产矿井调查，煤层顶板稳定且平整，底板在局部有隆起现象，但范围不大，工作面褶曲不发育，但煤层在倾向上有小型的宽缓波状起伏，据此分析，煤

16、层小幅度变化主要是受没成基低小型隆起所致。河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）6主要含煤地层含煤性统计表 图 1-4河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）71.2.4 水文地质特征焦作矿区北部为太行山区，裸露的寒武、奥陶系灰岩，岩溶裂隙发肓，降水及地表水大量沿岩溶裂隙及断层破碎带向下渗透，成为矿区水的补给水源。演马庄矿水文地质条件复杂，矿井主要含水层有第三、第四系冲积层含水层，二叠系砂岩含水层，L8、L2和 O2灰岩含水层，其中 L8、L2、O2灰岩含水层富水性强，是矿井水的主要水源。 第三、第四冲积层含水层平均厚度 85.78m，冲积含水层与隔水层相间，呈互层状，含水砂

17、砾石 17 层，其中底砾岩含水性较好，水位+80 米左右。其下部有厚度 250m 左右的二叠系泥岩，能起到良好的隔水作用，所以第三、第四系冲积层对开采造成的危害不大。L8灰岩含水层厚 810 米，岩溶裂隙发育，富水性强，上距二1煤底板平均约18.56m，为二1煤主要充水水源，在工作面回采时，危害较大。L2灰岩含水层，平均厚度 11m 左右，上距二1煤层底板 7080m 左右，下距 O2灰岩平均约 20m，L2灰岩除具有 L8灰岩的岩溶发育规律外，还有在断裂破碎带内，常形成蜂窝状溶孔及较大溶洞之特点，L2灰岩水位比 O2灰岩水位略低局部在70m 左右，对工作面开采影响较小。O2灰岩含水层，厚度约

18、 400 米，上距二1煤层底板 100 米左右，岩溶裂隙发育，富水性强，具高压水头。上部含水段厚约 220 米，下部含水段厚 7080 米，两段之间的隔水岩性为灰色角砾状泥灰岩，厚 5060 米，O2灰岩在井田内具有统一水位，枯水期水位保持在81 左右，是二1煤最重要的含水层。煤层顶底板岩性：伪顶为炭质泥岩，厚度 01.0m，直接顶为粉砂岩，一般厚度为35m，局部为泥岩；老顶为砂岩，厚度为 2030m。底板主要为泥岩和粉砂岩，直接底为粉砂岩与泥岩互层，厚度为 1622.9m，其间夹薄层石灰岩，为二1煤至 L8灰岩之间的主要隔水岩层。1.2.5 瓦斯、煤尘与自燃 矿区瓦斯概况20022005 年

19、的瓦斯鉴定结果：矿井绝对瓦斯涌出量 26.0546.93m3/min，相对瓦斯涌出量 20.4028.18m3/t，其中 2005 年瓦斯最大：矿井绝对瓦斯涌出量46.93m3/min，相对瓦斯涌出量 28.18m3/t 二、矿井瓦斯等级河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）8据 20022005 年度瓦斯鉴定结果见表 6-4，瓦斯相对涌出量多大于 20m3/td，按煤矿安全规程第 133 条属高瓦斯矿井。该矿多次发生过煤与瓦斯突出，其中 1975 年 8月 4 日发生过特大型煤与瓦斯突出事故，2004 年河南省煤炭工业厅瓦斯防治小组定为该矿煤与瓦斯突出矿井。20022005 年瓦斯

20、等级鉴定表表 1-2 瓦 斯 鉴 定 结 果 瓦斯时间（年）瓦斯绝对涌出量（m3/min）瓦斯相对涌出量（m3/td）采区最大相对量（m3/td）鉴定等级200235.1623.1333.42瓦斯突出矿井200326.0520.40116.88瓦斯突出矿井200438.5122.47154.28瓦斯突出矿井200546.9328.1851.1瓦斯突出矿井 煤尘爆炸二1煤层以块煤为主，煤尘量较小，在钻探过程中对 9-13 孔取样进行煤尘爆炸性测试，2002、2003、2005 年该矿对二1煤层取样进行了煤尘爆炸性鉴定，该矿二1煤层无煤尘爆炸危险性。结果见表。表 1-3 煤尘爆炸性及自燃倾向性鉴定

21、表 煤尘爆炸性燃点（）采样地点、时间样品编号煤尘爆炸性指数（%）结论原样氧化还原自燃倾向性9-13 分 1无爆炸危险性387383402不易自燃9-13 分9无爆炸危险性不易自燃1989 年 9 月9-13 分10无爆炸危险性392389400不易自燃2002 年 8 月二1煤层7.54无爆炸危险性不易自燃2003 年 8 月二1煤层7.54无爆炸危险性不易自燃2004 年 12 月二1煤层无爆炸危险性不易自燃 煤的自燃倾向性在钻探过程中对 9-13 孔取样进行煤的自燃倾向性测试，该矿二1煤层取样进行了自燃倾向性鉴定，结果见表 6-5。自投产以来，从未发生煤的自燃，因此，该矿二1煤层属不易自燃

22、发火煤层。1.2.6 煤质、煤的牌号与用途河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）9 煤质二1煤层为灰黑色，条带状结构，层状构造，上部以块状为主、具贝壳状断口，似金属光泽，局部为粒状，下部则多为粉状，鳞片状。真密度（TRD）1.60，视密度（ARD）1.47，孔隙率 8.12%。二1煤层以亮煤为主，次为暗煤和镜煤，煤层中部可见一薄层具纤维状结构，疏松多孔，光泽较弱丝炭，厚度（0.10m） ，属光亮半亮型煤。 表 1-4 煤层水分、灰分测试结果表 原 煤 （%）浮 煤（%）煤层水分 Mad灰分 Ad挥发分 Vdaf水分 Mad灰分 Ad挥发分 Vdaf质量分级二10.842.421.88

23、(3)13.7315.8414.73(3)8.108.518.25(3)0.742.731.69(3)5.967.076.58(3)6.046.276.16(3)低灰煤 表 1-5 煤层发热量测试结果表 原 煤 浮 煤 煤层发热量Qgr,v,d(MJ/kg)质量分级发热量Qgr,v,d(MJ/kg)二129.1629.8029.58(3)高热值煤32.4333.1032.86(3) 表 1-6 煤类确定结果表 浮 煤原 煤煤层挥发分Vdaf（%）氢 Hdaf（%）焦渣特征R0max(%)代码二16.046.276.16(3)2.953.113.01(3)222(3)3.633.953.77(3

24、)WY3 煤的牌号与用途二 1 煤层为灰黑色，条带状结构，层状构造，上部以块状为主、具贝壳状断口，似金属光泽，局部为粒状，下部则多为粉状，鳞片状。真密度（TRD）1.60，视密度（ARD）1.47，孔隙率 8.12%。二 1 煤为无烟煤三号，以低灰、特低硫、低磷、特低氯、一级含砷、高发热量及较高软化温度灰、较难磨为主要特征，是良好的动力用煤、水煤浆材料和民用燃料。1.3 井田勘探程度井田勘探程度该区的勘探工作始于 1955 年 4 月，到 1958 年 9 月由中南煤田地质局 125 队施工，河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）10并提交了焦作煤田演马庄第一、二及后夏庄、九里山第一

25、井田区精查地质报告 ，经河南省煤炭工业局以（58）豫煤总二字第 4 号文批准，1962 年元月经河南省矿产储量委员会对该报告复审核实，其结论：“原报告划分三个井田，按现行矿产储量分类规范（暂行）本区勘探和研究程度均达不到精查报告程度要求，只能做为一般中间性报告”其中“演马矿井田只能以可供矿山企业建设设计中间性报告核实储量，后夏庄井田降为详查报告，九里山一井田勘探网度过稀，作为建井考虑只能达到普查程度，同时深部断层位置控制不够” 。据上所述，本区应进行补充勘探或重新勘探，目前演马庄矿所属井田范围已包括上述三井田。本区的生产补钻和二水平的延深勘探工作，是在“三边”工作的条件下分期分批进行的，二水平

26、及其以下勘探主要始于 1978 年春，继而在 19811983 年，1985 年、1988 年与 2005 年等陆续进行。1989 年 3 月 1 日，煤炭工业部物探测量队在该区东部进行了高分辨地震勘探施工，完成地震测线 3 条（9、801、802 线） ，实测地震时间剖面长度 7.67 公里，获得物理点325 个，其中一类剖面为 4625m，约占全剖面的 60%，二类剖面为 2790m，约占 36%，三类剖面为 255m，约占 4%，一、二类剖面占 96%。同年 4 月提交了河南省焦作矿务局演马庄矿高分辨地震勘探报告 。1991年河南煤田地质公司三队在本区二水平范围内补钻 3 个孔，计 11

27、70.65m。同年，河南煤田地质公司三队和焦作矿务局地测处及演马庄矿共同编制了河南省焦作矿务局演马庄矿生产地质和二水平补充勘探地质报告 。该报告经原煤炭工业部河南煤炭工业管理局以（91）豫煤生字第 395 号文予以批复。该报告为本次修编报告的主要参考资料。2001 年 812 月，河南省煤田地质局物测队在演马庄矿西南部二二采区，进行了高分辨三维地震勘探，共完成物理点 2396 个，面积 1.512.1km2。2002 年 6 月,提交了河南省焦作煤业（集团）公司演马庄矿二二采区三维高分辨地震勘探报告 。2002 年 10 月11 日, 河南省煤炭工业局以豫煤行2002474 号文对该报告予以批

28、准。2003 年 14 月，河南省煤田地质局物测队在演马庄矿二水平下山采区第 8-11 勘查线之间，进行了高分辨三维地震勘探，共完成物理点 2010 个，面积为 2.1km2。2003 年七月，提交了焦作煤业（集团）公司演马庄矿二水平下山采区三维地震勘探报告 。2003 年 11 月 20 日，河南省煤炭工业局以豫煤行2003622 号文对该报告予以批准。据以往资料所述，1955 年2005 年 12 月，本区共施工钻孔 339 个，工作量 河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）1168674.38 m。另外，目前正在进行生产补勘施工的钻孔有 4 个。本区总体构造形态为地层走向 N5

29、075E、倾向 SE、倾角 414的单斜构造。褶曲不发育，可见宽缓波状起伏。二 1 煤层为本区主要开采对象，厚度 1.7010.60m，平均 6.58m，可采性指数为100，变异系数在 20.8 %以下，属稳定性煤层。因此，确定本区勘探类型为构造中等类煤层稳定型。河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）122 2 井田开拓井田开拓2.1 井田境界井田境界及储量及储量井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素进行技术分析后确定。一般以下列情况为界：1以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；2以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱

30、为界；3以相邻的矿井井田境界为界；4人为划分井田境界。以上原则为指导，根据演马庄矿井田地质勘探资料，结合构造等因素，现确定演马庄矿 1 号矿井井田境界如下：西部以韩王矿和本矿间的保护煤柱为界；南部以凤凰岭断层为界；北部以煤层露头为界东部以九里山矿和本矿间的保护煤柱为界井田东西走向长约 5.35km，倾斜长度约 2.95km，井田面积约 13.40km2。2.1.1 矿井工业储量矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表达了煤炭的质量。采用算术平均法计算：煤层赋存范围为 13.40 km2，煤层容重为

31、1.47 t/ m3,平均厚度为 6.58 m，倾角414，平均 9。所以按下式计算：Zg = SMr/cos (2.2-1)式中：Zg煤层的储量，Mt；S煤层的赋存面积，m2；河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）13M煤层的厚度，m；r煤层的容重；煤层倾角则煤层工业储量：Zg =13.406.581.47/ cos9=131.23Mt2.1.2 矿井设计储量矿井设计储量为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、构造物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量。故设计储量 Zs =ZgP式中Zs矿井设计储量；Zg 矿井工业储量；P 永久煤柱损失量，其中

32、断层煤柱 4.2Mt，井田境界煤柱 5.01 Mt吨；1.井田边界保留的边界煤柱 煤层边界长为 17100 m，煤柱留宽 30 m，边界压煤量为：Q2=171006.58301.47/cos9=5.01 Mt2.断层保护煤柱断层长度为 4450 m，所以在断层两侧各留设煤柱 50 m。 则断层保护煤柱损失是：Q344502506.581.47/cos9 =4.20Mt所以 P=4.2+5.01=9.21 Mt所以 Zs =ZgP=131.23-9.21=122.02 Mt2.1.3 矿井可采储量计算可采储量必须考虑的储量损失 1. 工业广场保护煤柱；河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论

33、文）142. 井田边界煤柱损失；3. 采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；4. 建筑物、河流、铁路等压煤损失；5. 其它各种损失。1. 工业广场煤柱损失表 2-1 工业场地占地面积指标井 型（万 t/a）占地面积指标（公顷/10 万 t）240 及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8本矿井设计年生产能力为 120 万 t/a，按煤矿设计工业规范 ，本设计工业广场取 12 公顷，长、宽分别为 400 m、300 m，工业广场布置在井田的中央位置。表 2-2 工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角（）煤厚（m）（）（）（）（） 埋深（m）96.5845706070255图 2

34、-1 工业广场保护煤柱河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）15工业广场围护带宽度为 20 m，根据垂直剖面法所作的工业广场保护煤柱的尺寸计算如图 2-1 所示：保护煤柱的煤层压煤：Q1(800+670)8401/26.581.47/cos9=6.01 Mt 矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率所得到的储量。由于工业广场和各种主要巷道与井田开拓方式、采煤方法有关，其煤柱损失量要待第三章井田开拓、第四章采煤方法确定后才能确定。为便于利用矿井可采储量初步确定矿井井型，可暂按工业储量的57计入，本设计取 5；各种主要巷道的保护

35、煤柱及可采储量见表 23 井可采储量汇总表；工业广场保护煤柱计算参数见图 21 业广场保护煤柱设计参数表(设计采出率为 80%)。表 2-3 矿井可采储量汇总表 矿井设计储量（万吨）矿井可采储量（万吨）永久性煤柱损失设计煤柱损失煤层名称工业储量(万吨)断层境界建筑物设计储量工业广场井下巷道其他可采储量二11312342050101220260157808818.42.2 矿井年产量及服务年限矿井年产量及服务年限2.2.1 矿井工作制度根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况，工作制度采用三八制,一班准备,两班生产，规定该设计矿井年工作日为 330d，每天净提升 16h,每天三班工作。2.2.2 矿

36、井服务年限初步设计该矿井设计年产量为 1.2Mt/a，根据公式： KAZTk河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）16式中T矿井服务年限，Zk矿井可采储量A矿井生产能力K储量备用系数，K=1.31.5，此处取 1.3。由此验算服务年限如下：T=88.184/1.21.357 年表 2-4井型矿井设计生产能（MT/a）新矿井服务年限扩建后服务年限大型6.0 及以上3.0-5.01.2-2.4706050605040中型0.45-0.904030小型0.30 及以下各省煤炭厅自定同左注：改建井的服务年限，不应低于同类型新建矿井服务年限的 50%所以符合要求2.3 井田开拓井田开拓2.3.

37、1 概述井田开拓史指在井田范围内为了采煤从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式，数量，位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式需要对技术的集中方式进行经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置巷道等问题，具体有下列几个问题需要认真研究。1.确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2.合理确定开采水平的数目和位置；3.布置大巷及井底车场；4.确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5.进行矿井开拓延深，深部开拓及技术改造；河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）176.合理确定矿井通

38、风、运输及供电。2.3.2 生产矿井的开拓方式概述及评价矿区内生产矿井采用的是一水平立井开拓，二三水平暗斜井延伸上山开拓方式由于本矿井表土冲积层厚，含水丰富，并有流沙层，矿井走向短等特点，所以井筒施工方式采用立井开拓。立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制。立井的井筒短、提升能力大、通风阻力小、对辅助提升特别有利。对于表土层厚、水文情况比较复杂、井筒需要特殊法施工的矿井，一般都应该采用立井开拓。2.3.3 影响立井开拓的主要因素分析影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告、所确定的煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质条件等。其

39、中以冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大（备注：虽然演马庄矿煤层赋存较浅，但水文地质条件非常复杂，在 1958 年设计时曾尝试采用斜井，后因出水报废，所以放弃斜井开拓方案） 。2.3.4 对井田开拓中若干问题分析 井田开拓方式由于本井田地势平坦，表土层厚且有流沙层，所以确定采用立井开拓方式，并按照工业广场少压煤，最好不压好煤和井下生产费用较低的原则确定了主、副井筒位于井田走向中央。通风方式为分区抽出式通风，局部为压入式通风，两个风井位于北部井田边界附近，这样由于有井田边界煤柱的保护，风井就不需要单独留设保护煤柱，减少了煤柱的损失。根据演马庄矿一号矿井二1煤层赋存条件和设计规范的有关规定，本

40、井田可以划分为 3 个水平；阶段内采用采区式准备。水平划分及位置在后面的方案中进行详细说明。 井硐形式、数目及其配置 井硐形式选择演马庄矿区地势平坦，表土层较厚，流沙层较多井筒需要特殊凿岩法施工，从而河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）18-440-400-360-320-280-240-200-160-120-80-4004080100主井副井风井二水平石门三水平石门确定采用立井开拓方式。立井开拓井筒短，提升速度快，提升能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。但是二三水平延伸是采用斜井开拓。 井筒数目因为演马庄矿井井田走向和倾向长度都不太大，为煤与瓦斯突出矿井，前面已经确

41、定采用立井开拓方式，故初步规划开凿一对提升井筒和两个个风井。后期三水平新立风井 井筒位置选择根据井田地形和地质条件，从首先满足第一水平的开采，缩短贯通距离，减少井巷工程量考虑，将主、副井筒设置在井田走向的中央处。两风井分别设在走向中央偏西北和东北部边界。 运输大巷的布置为了避免巷道突水，决定将运输大巷布置在距离二1煤层 10m 左右的煤层顶板大粒砂岩或砂质泥岩中。布置岩石大巷时，应避免在松软、吸水膨胀、易风化的岩石中布置。2.3.5 方案的提出根据第一章，第二章的相关内容，本井田由于水量大，瓦斯大，在二水平开拓时，立井延伸由于贯穿含水层，所以将不予以考虑。并且本矿井的巷道将布置在煤层顶部岩层中

42、。所以本矿的开拓方案初步确定如下：一水平立井开拓,二三水平暗斜井延伸，一水平大巷定于-190m，二水平大巷定于-330m，三水平大巷定于-410m图 2-2 河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）192.3.6 方案经济计算表 2-5 建井工程量 时期项目长度（m）主井井筒/m245+20副井井筒/m250+20井底车场/m910主石门/m100初期运输大巷/m3300主暗斜井/m900+86020副暗斜井/m900+86010后期运输大巷/m2000河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）20主石门/m200表 2-6 费用计算方案项目方案立井开凿2495504810-4=

43、499.8石门开凿10080010-4=8井底车场91090010-4=91.9大巷开凿253001601.310-4=1697.4主斜井17602962.810-4=521.5副斜井17601227.510-4=216.0基建费/万元小计3034.6立井提升1.22824.740.650.85=1872.8大巷运输费1.20.20610600=5438.4斜井提升1.22824.740.730.48=1187.7 立井排水24365188.734.13 0.152510-4=860.4生产费/万元小计8171.2河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）21费用/万元17530.5总计

44、百分率100%2.4 井筒特征井筒特征在矿井开拓方式确定以后，还应对矿井主要井筒（包括主井、副井、风井）的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。2.4.1 主井主井主要用于提煤。井筒直径 6.50m，采用 16t 多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用单层砼结构，井壁厚度：基岩段 400mm。井筒装备有钢丝绳罐道，井深 275m。主井井筒断面布置如下图 23河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）22 图 232.4.2 副井副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径 7.0m。支护

45、材料：采用混凝土砌碹；井壁厚度：基岩段 450mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水管管道等。井深为270m。副井井筒断面布置如下：图 2-4河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）23河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）24图 2-4副井风速校核：maxQVVM S式中：通过井筒的风速，m/s；V通过井筒的风量，m3/s；Q井筒净断面积，m2；S井筒的有效断面系数，圆形井取 0.8；M安全规程规定的允许最大风速；maxV由此：120000.8 38.465 60V 6.5m/s8m/s所以井筒选择符合要求。2.4.3 风井风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备

46、有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护，井壁厚度为 400mm，井深 100m。风井井筒断面布置如下图 2-5河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）25表 26 井筒特征 井筒名称主井副井风井用途提煤提料、矸、人、进风回风提升设备16t 箕斗1.5t 双层四罐笼井筒倾角（）909090断面形状圆圆圆支护方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁井筒壁厚（mm）400 450 400提升方位角（）270180井筒深度（m）275270100净（）m233.16638.46523.746断面积掘（）m238.46544.15628.2602.5 井底车场及井底车场及硐室硐室河南理工大学 201

47、2 届本科生毕业设计（论文）262.5.1 井底车场井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力 3050。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车。 从矿车在井底井场内的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。本矿井设计年产量为 1.2Mt/a，井底车场不经过石门与大巷直接相连，减少了工程量。由于

48、该车场采用了胶带输送机运煤系统，使车场形式大为简化，选用刀式环行井底车场，通过能力较大。井底车场设计示意图的布置形式见图 2-6。 图 2-6 井底车场设计示意图1主井 2副井 3轨道运输大巷 4皮带运输大巷 5矿井煤仓 6中央变电所 7水泵房 8等候室 9调度室 10主井井底清理斜巷 11水仓沉淀池2.5.2 车场设计基本参数主井净直径 6.5m，装备有一对 8t 箕斗，副井净直径 7.0m，装备一对 1.6t 双层四河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）27车罐笼。井下皮带运输大巷采用可伸缩胶带输送机运煤， 。辅助运输在轨道大巷内采用 1.5t固定式矿车 ，7t 架线式电机车牵引

49、（每列车由 18 辆矿车组成） ，煤矸混合列车由 18辆矿车组成，其中煤车 6 辆，矸石车 12 辆。 矸石辆占矿井产量的 20，由副井提升。掘进煤辆占 5，由皮带直接运输到运输大巷的皮带上有主井提升。矿井为高瓦斯矿井，矿井绝对瓦斯涌出量 26.0546.93m3/min，相对瓦斯涌出量 20.4028.18m3/t，矿井总进风量 111.38m3/s，副井进风，风井回风。2.5.3 一些基本问题的确定（1）车场形式，初步设计已确定为刀式环形，南北两翼来车均经轨道运输大巷进入井底车场。（2）大型矿井的副井空重车线的长度应为 1.01.5 列车长。辅助运输采用MG1.7-6A 型 1.5 吨固定

50、厢式矿车运输，其尺寸为 240010501200。电机车选用ZK10-6/550 直流架线式电机车，其尺寸为 450010601550。每列车 18 节车厢。一列车的长度 L列车450024001847700mm47.7m副井空重车线的长度应47.7m 1.514=85.55m所选车场的副井空车线的长度 L 空车线85.55m，所选车场的副井重车线的长度 L 重车线85.55m。副井材料车线长度 L材料线=152.4m=36m 调车线 L调车线=80m（3）主、副井中心线间距离，南北 m，东西 m。（4）设计采用 30Kg/m 的钢轨，副井采用 5 号道岔。曲线半径为 15m。（5）双轨巷道断

51、面 15.5m2，皮带大巷巷道断面 12.8 m2，巷道采用锚喷支护，主要硐室及交岔点采用混凝土或料石砌碹。（6）运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。（7）马头门线路的计算：河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）28 图 2-7 马头门线路计算示意图马头门的长度 L 可有下式进行计算确定： L=a+b+b+c+e+e+2f 式中： L马头门长度,m； a罐笼长度，取 3.01m； b、b进、出车侧摇台的摇臂的长度，取 2.3m、2.8m， c摇台臂活动轨中心至单式阻车

52、器轮挡面之间的距离， d单式阻车器轮当面至轮轴中心线之间的距离，取 2.0m； e 、e分别为单式阻车器轮挡面、出车侧摇台臂的活动轨中心至对称道岔与直线段连接的切线交点之间的距离，取 e=4m，e=3m； f基本起轨点至单开道岔与直线段连接的切线交点之间的距离f=5.375m； 因而可求得： L =35.96m2.5.4 车场区段划分及调车本矿的设计由于采用的是刀式车场，主要设计为副井的车场形式，副井主要担负运送矸石和材料，大巷南北两翼布置，在运输矸石和材料的重车段采用顶推式进出车的调车方式。运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引

53、空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。车场区段划分见图 2-8矸石列车在车场各个区段内的作业程序及时间见表 2-7 列车调度表见图 2-9河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）29表 27 1.5t 矸石列车调车作业程序及时间 序号运行状况运行距离（m）运行速度（m/s）运行时间（s）区段1牵引列车94.932.047.462摘车、换向 203机车运行802.5324顶列车921.5565顶列车841.5566 矸石车摘钩、换向 207机车运行842.533.68机车运行34.232.513.7河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）309机车运行2442.59

54、7.610机车运行53.92.521.5611机车运行115.562.546.2212挂钩、拉空车115.562.057.7813牵引空车53.92.026.9514牵引空车2442.012215牵引空车出车场66.932.033.47合计689.67河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）31图 2-8河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）32图 3-7图 2-92.5.5 坡度计算如前所述，本车场采用两翼进出车，环形调车的方式；运输大巷采用皮带运输， 副井进车线设绳式推车机；副井重空车线均设较长的自动滑行段，从 3 点至 5 点坡度为 6，从 5 点至 11 点坡度为 1

55、5。因受主排水泵吸水高度的影响，将水仓入口设在车场外主石门内。本车场以停在车场内的副井罐笼轨面标高为0 进行标高闭合计算。空车从摇台出车以 8的下坡滑过对称道岔，到基本轨起点末速度为 1.42m/s。2.5.6 确定各井底车场硐室位置 主井系统硐室 煤仓：井下煤仓上接卸载站硐室，下连箕斗装载硐室。通常为一条较宽的倾斜巷道，其中分成两个隔间，一个用以存煤，另一个为人行通道。近年来，也有些矿井采用了垂直式煤仓。 箕斗装载硐室：河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）33其内安设箕斗装载设备，将煤仓之煤按定量装入箕斗。本硐室上接煤仓，并与立井井简直接相连，一般情况下位于井底车场水平之下。 主

56、井清理撤煤硐室及斜巷：箕斗装裁时，部分煤炭撤落到井底。为了清理需设置清理撤煤硐室，其中安设提升绞车，并经清理斜巷将矿车或小箕斗送入井底。清出的煤炭提升至运输水平，然后由矿车运至翻笼卸入煤仓。 主井井底小水泵房：为了清理撤煤和防止箕斗装载设备被水淹没，必须及时排除井底积水。通常在清底设备之下或其附近，于井筒一侧开一小泵房，安设两台水泵，一台工作，一台备用。井底积水排入井底车场巷道的水沟中，再流入水仓。 副井系统硐室 马头门：它是副井井简与车场巷道相连接的部分。材料、设备和人员都要通过它进出罐笼。在马头门附近为便于矿车进出罐笼，要安设推车机、阻车器等设备。 中央水泵房及中央变电所：这两个硐室通常联

57、合布置在副井附近。由中央水泵房引出的排水管经管子道直接通往刚副井井筒。从井简引入的电线也由此进入中央变电所。水泵房及变电所各有一条通道与井底车场巷道相连。水泵房及变电所之间设有防火铁门。 井下中央变电所 硐室位置中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入输出电缆线、配电均衡、安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所置于副井马头门距离水泵房较近的附近。其断面按所选的具体变压器型号确定，同时，应满足有关规定的要求，不得违反有关规程。 支护形式和特殊要求变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也可采用不燃性锚喷支护。硐室必须设置易关闭的既防水又放火的密闭门，门内

58、可设向外开的铁珊门，但不能妨碍门的关闭，从硐室出口防火门起 5m 内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。变电所的地坪，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出 0.5m。硐室不应有滴水现象，电缆沟应设置一定坡度以便将积水随时排出室外。河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）34中央变电所应根据规定，设置灭火器材。如配置灭火设备和充足的砂箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。中央水泵房硐室 水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素： 管路敷设最短，不仅节约管路电缆，而且管道阻力和电压将最小。 一旦井下发生水患，人员、设

59、备便于撤出，同时便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故恢复生产。 具有良好的通风条件。根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室，即使有特殊原因也要尽可能靠近副井。硐室支护与特殊要求 中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可采用锚喷支护，但不得有淋水。 出口通道处须设置向外开启的能防水防火的密封门，从硐室出口防火门起 5m内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。 泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板 0.5m，设置流水坡，以防硐室积水。 水泵工作的总能力应能满足 20 小时内排出框架

60、24 小时的正常用水量。 水仓容量与数量 水仓是按矿井正常涌水量计算的， 煤矿安全规程规定，当矿井正常涌水量在 1000 立方米/小时以下，主要水仓有效容积能容纳 8 小时的正常涌水量。同时主要水仓必须含有主仓和副仓。据以上可知，本设计矿井正常涌水量为 4500 立方米/小时，故其容量 V=Q0.8式中： V水仓容积，立方米；Q矿井正常涌水量，立方米/小时；由此：V=0.84500=3600 立方米设定设有主副水仓，每个水仓承担一半涌水量，则有 3600/2=1800 立方米。若用净断河南理工大学 2012 届本科生毕业设计（论文）35面为 8 平方米的半圆拱形断面，那末一条水仓长度为 L=1