淮南潘三矿180万吨井型的设计含全套CAD图纸安全工程毕业论文

1、一、矿区概况及矿区地质特征1.1 矿区概况位置：冀3井位于石洞北部，距东山约32公里，位于丰台县城北部，距东山15公里。行政区划由集贸区管辖。设、贺镇四个乡。地形：矿区位于淮河冲积平原环抱的淮安矿区。地势平坦，地势+20.0+23.0米，一般+21.0米，地势西北高，东南低，坡度约1/10,000。住宅区分布：矿山住宅区位于工业广场南侧，与工业广场紧密相连。住宅区地势较高，自然海拔约22.0米，一般不受内涝威胁。矿区工农业生产和供电：该区土壤大部分为黄土和白浆土，贫瘠。农业以小麦、水稻、马铃薯和少量大豆、玉米、高粱等为主。种植习惯多为二年三熟制。矿井供电：35KV共光变从陆基变送出两条架空线3

2、457和3459，分别为3.2KM和3.52KM；空闲的。第一变电站输出的3413线路经过天机机械厂后进入共光变电站。线路全长7KM，型号为LGJ-120。 3413线路正常，热备。矿井安防电源工广变电站分别将3422线5.96KM送至西风泾变电站，3423线3.74KM送至东风泾变电站。井变电所断开，形成东、西风井变电所分开运行。 3422、3423、3424线为LGJ-70，东、西风井变电站构成矿井35KV供电网络。离矿山最近的电源是发电厂。本矿供电取自220kv变电站，故引出两条35kv线路，提供双回供电。交通：矿区铁路专用线与福淮线、专线相接。东南可延伸至沪杭、皖赣线，西至京九线车站约

3、90公里。 .水运从淮河入长江，在淮河上建有自营码头，专门从事煤炭的水运。煤炭主要销往淮威、漯河电厂和江浙地区附：3号矿交通位置图（图1.1）图 1.11.1.2 矿区气候条件淮河流域地处我国南北过渡带，属暖温带半湿润季风气候区。本区属寒温带湿润气候，季节性明显。年平均气温15.2-15.3C 。其间，极端最高温度为 41.4C 。 （1959年8月24日），极端最低气温-21.7C（1969年1月31日），夏季高温（7月），平均气温28-28.4C，冬季低温（1月），平均气温大约 1.2C。风向一般春夏为东南偏东，冬季为东北、西北。风速一般为24级，最大风速89级，平均风速3.18m/s，最

4、大风速20m/s。降雨时空分布不均。据煤矿编制的矿区环境水利与开发影响分析研究报告显示，泥盆地年平均降雨量为873mm，最大降雨量为1556mm，最小降雨量为413mm，降雨量分布不均。全部。同年7-8月的降雨量约占全年的40%。根据矿区资料，最大降雨量462.1mm（1991年6月），最大日降雨量218.7mm（1991年6月14日），最大小时降雨量77.5mm，年蒸发量14001600mm .初霜为10月中下旬，终霜为4月上中旬，霜期91174天，最长连续13天。第一场雪在11月上旬至中旬，最后一场雪在2月至3月，降雪期54至127天，最长连续降雪6天，最大日积雪深度160mm。冻结从十二

5、月开始，二月结束。最大冷冻深度为30厘米，一般为715厘米，消融期为128天。1.1.3 矿区水文淮河是我国五大水系之一。煤田位于淮河中游两侧。冀鼎冀矿区位于泥河及淮河左岸的子流域内。泥河发源于丰台县米集，由西北向东南流经定集。 、3、1、24口井，从燕家沟进入淮河，全长60公里，开挖茨淮新河后，流域面积缩小至606平方公里。淮河从矿场以南10公里处穿过。淮河总水位高程+17.0m，历史最高洪水位：丰台县峡山口+25.36m（1954年）；嘴子是 +25.43m (1954)。最大流量为10800m 3 /s。你和倪河不能通航。它们从西北向东南流过雷场的中部。雨季时，当淮河水位高于泥河水位时，

6、两岸低洼地带易形成内涝，内涝时间往往较长。作为 100 天。上图，据1951年至1984年统计，洪水位连续8年超过+20.0m，1991年7月9日13:00泥河（杨闸）最高洪水位达到21.87m，至1991年7月10日C 8：00为21.94m，最高水位：1991年7月7日9：00为22.44m。在矿场西南部，还有一条嘉河西干渠，是一条人工河流。农田灌溉。河宽17-60米，由西北流向东南。农业和住宅用水的水源和水质：矿山和居民的供水水源为上第四系含水层。上层第四纪含水层下部50-60米厚为供水水源。水源井提供水深约100m。三座矿山共有水源井11口，其中工业用地5个，生活区4个，东风井2口。水

7、质为HCO 3 - Na和HCO 3 - CaMgNa型，盐度0.2280.437g/L，总硬度12.1218.49Ha，pH值7.78.0，氟含量0.10.8 mg /L。主要水文地质参数：单位进水量为3.5893.077L/Sm；导流系数为648.75598.38m 2 /d，渗透系数为9.10511.437m 2 /d，蓄水系数为(6.63.8)10 - 4 ，过流系数为(4.335.54)10 -4 。三矿设计生产、生活、消防用水量为：14350m 3 /d，其中工业场地用水量为6100m 3 /d，东风井用水量为2050m 3 /d ，西风井耗水量1700m 3 /d，住宅小区耗水量

8、4500m 3 /d。水质分析表（表 1.1）项目单元样品编号123456789杂菌总数个/毫升2003080016001201010040-大肠菌群个/毫升2380230238023802309950 60岁一级爬坡阶段使用寿命T1=9657.118/(180 1.35)=39.7430年即矿山开采使用寿命和一级使用寿命均符合法规要求。注：之所以确定井型是为了考虑储备因素，因为矿山的每个生产环节都有一定的储备能力。矿山达产后，产量迅速增加，当地地质条件发生变化，使储量减少。一些矿山有技术原因。为了保证合适的使用寿命，在确定井型时必须考虑储备系数。2.2 艾达发展2.2.1 矿山开发的基本问题

9、1艾达的发展规划本京开发方式的选择主要考虑以下因素：1）该矿区煤层埋藏较深，煤层可采线-480m，最深点-800m。表土层厚度较大，第四纪表土层厚度为186.54483.55米，平均厚度为300米。2）矿山地表平坦，多为农田，由东北向西南逐渐减少，平均海拔+ 21.2m 。3）泥河发源于丰台县米集。由西北向东南经过丁集、三、1、2、4井田，从燕家沟进入淮河，全长60公里。开挖慈怀新河。后来流域面积缩小到606平方公里。矿场西南还有嘉和西干渠，是农田灌溉的人工河流。河宽17-60米，由西北流向东南。这是一条季节性河流。4）矿山设计生产能力180万吨/年，矿山采用的生产技术及配套设备较为先进。确定

10、井眼形状和位置井眼形态的确定由于该地区表层土壤较厚，因此在巨大的松散沉积层下开采。主要含水层有新生代第四系砂孔隙含水层、煤系砂岩裂隙含水层和石灰岩岩溶裂隙含水层。因此，井筒采用冻结法施工。根据矿山提升需要、矿山地质条件和煤矿安全规程的规定，在矿场中下部设置一主一副井筒。主轴用于提升煤炭，副轴用于输送人员、物料、矸石和通风。该矿为煤与瓦斯突出矿井。雷场长度比较长，平均5.9km。因此，采用双翼对角抽风通风。返回任务。确定井筒位置确定井筒位置的原则：（1）有利于地下停车场和主要交通小巷的布局，石门建设量尽量少；（2）首采区靠近井筒布置有利于富煤阶段，首采区尽量少迁或不迁村；（3）矿区两翼储量基本平

11、衡；（四）工业广场应充分利用地形，具有良好的工程地质条件，避开高山、低洼和采空区，不受悬崖、滑坡、洪水的威胁；（五）工业用地应少占耕地，少压煤；（6）水源、供电较为先进，矿山铁路专线较短，道路布局合理。由于本设计矿区表土层厚（186.54483.55m）及流沙层，煤层埋藏较深。本次设计主副井确定中，主副井位于古地形隆起处，靠近储量中心，表土层较薄（约210m）。具有建设周期短、投资少的优点。根据上述原则，工业广场应布置在矿场储量中心，大致在矿场中心，倾斜度稍低，主副井均设在工业广场内。风井井口位置应在满足通风条件的前提下选择，与提升井的穿透位置最短，并采用各种煤柱，以减少保护煤柱的损失。该矿边

12、煤柱40m，采用斜抽采风，边煤柱上设置风井，减少煤柱损失。.3 开采等级的确定本次设计矿井西侧煤层标高约-400m，有80m防水煤柱，开采上限约-480m。煤层埋藏最深800m ，垂直高度约320m 。根据煤炭工业设计规范，缓倾斜和倾斜煤层的平台垂直高度为150-250m 。根据所设计矿山的实际情况，确定矿山的开采等级，可以考虑分为一级或二级。等级。4、交通小巷及地下停车场布局1）交通小巷布局由于该矿区煤层埋深，岩爆大，可采煤层设计厚度为4.0 m，因此主干道布置在-650 m水平的砂岩中。优点是巷道养护条件好，养护成本低，巷道施工条件可以根据需要保持一定的方向和坡度；不留保护煤柱，减少煤柱损

13、失，方便设置煤仓。2）地下停车场的布置由于地下堆场一般服务于整个矿山，使用寿命较长，因此应布置在较硬的岩层中。该矿的布置位置可选择在煤层顶板或煤层底板。煤层顶板为中硬砂泥岩，底板为硬砂岩。与前者相比，后者的维护成本较低，但基建成本相对较高，地下车场的位置应适合矿山的开发方式。经济比较以选择最佳方案。舞台主要参数（表2.4）分割级数舞台斜长水平垂直高度/m水平实际煤产量/万吨服务年限/个工作面长度/米1181532015946.9696 5.6 22 0 0296485117015 09657.1 18 _6289.851 _ _39.74 _ _ _ _25.88 _ _2 0 02 0 05

14、程序对比1) 节目说明：由于该矿表土层较厚（186.54483.55m）且含有流沙层，煤层埋藏较深，不适合斜井开发。因此，本次饭田在技术上可行的发展规划有以下三种。如图2.4所示。一个bC图2.4 三种技术上可行的发展方案(1)竖井为单层，水平高度-650m ，上下山进行开采。竖井有两层，暗斜井延伸。第一层高度为-650m ，第二层高度为-800m。(3)竖井有两层，直接延伸。第一层高度为-650m ，第二层高度为-800m。2）开发方案的技术比较：2.5显示了对上述三种方案成本的粗略估计。表2.5每个项目的粗略估计成本表程序项目方案2方案 3基础设施费用（万元）竖井开挖2*671*3000*

15、 10 = 402.6竖井开挖2*1 5 0*3000*10 = 90暗斜井开挖1 200 *1 0 50*10 = 126.0石门1200 *800*10 = 96地下停车场4 000*900*10 = 360地下停车场4 000*900*10 = 360斜井装卸场(300+500) *900*10 =72.00小计（万元）960.6546生产成本(万元)暗斜井升降机1.2* 9657.118 * 1.2 *0.48= 6675.0竖井提升机1.2* 15946.969 * 0.85 *0.8 2= 13338.04竖井提升机1.2* 9657.118 * 0.67*1.02 = 7683.

16、2石门交通1.2* 6289.851 * 1.2 * 0.381 = 3450.9排水（斜井）320 *24*365*3 9.74 *(0.063+0.127)*10 = 2116.6竖井排水320 *24*365*0.1525*10 * 25.88 = 1106.3小计（万元）16474.817895.24小计（万元）17435.418441.24百分比10 1 . 8 %10 7.6 %程序项目计划一基础设施成本(万元)竖井开挖2*671*3000* 10 = 402.6石门_1800*800* 10 = 144地下停车场4 000*900*10 = 360小计（万元）906.6生产成本(

17、万元)竖井提升机1.2* 9657.118 * 0.67 *0.85= 6599.67石门交通1.2* 9657.118 * 1.8 * 0.38 = 7926.56竖井排水320 *24*365*0.1525*10 * 39.74= 1698.84小计（万元）16225.07合计（万元）17131.67百分比100%接表 2.5 每个项目的粗略估计成本表：粗略比较，方案一成本小，初期工程量小，建设时间短，有利于早期投产。因此，考虑选项 1 。第二个方案和第三个方案的区别在于第二层是暗斜井的延伸还是垂直井的延伸。两种方案的生产系统都比较简单可靠。与两种方案相比，方案2需要开更多的斜井（2*12

18、00）和暗斜井的上下码，相应增加了暗斜井的吊排水成本；方案3需要多开立竖井（2*150） 、石门舞台和竖井底车场，相应增加竖井和石门的运输，以及吊排水费用。粗略估计，这两种方案的成本相差不大。考虑到方案三的吊排水工作量少，上下车更方便，暗斜井上下段的石闸运输费用不计入方案二。在通风方面，比方案二要好，所以决定采用方案三。其余方案1和3在技术上是可行的，需要对两者进行详细的经济技术比较，以确定其优缺点。3) 方案 1 和 3 的经济比较方案一和方案三不同的井建设项目、生产经营项目、基建费用、生产经营费用、经济比较结果见下表（表2.6） 。表2.6建井数量项目选项一第三个解决方案早期主轴轴/m67

19、1 +20671 +20辅助轴/m671 + 5671 + 5地下停车场/平方米4 0004 000运输巷/米27 0027 00主石门18001800晚的主轴轴/m1 5 0 +20辅助轴/m1 5 0 +5地下停车场/平方米4 000石门1800运输巷/米2700表2.7生产经营工程量项目选项一项目第三个解决方案交通运输/ 10,000 t.Km工作量运输升降机工作量矿区上坡运输一节2* 1.2* 767.28*5 * 0.2 = 1841.47一节2* 1.2* 767.28*5 * 0.2 = 1841.47两段2* 1.2* 767.28*4 * 0.2 = 1473.17两段2*

20、1.2* 767.28*4 * 0.2 = 1473.17三段式2* 1.2* 767.28*3 * 0.2 = 1104.88三段式2* 1.2* 767.28*3 * 0.2 = 1104.88四段2* 1.2* 767.28*2 * 0.2 = 736.59四段2* 1.2* 767.28*2 * 0.2 = 736.59五段2* 1.2* 767.28*1 * 0.2 = 368.29五段2* 1.2* 767.28*1 * 0.2 = 368.29胡同和石门交通一级_1.2 * 9657.118 * 2.7 = 31289.061.2 * 9657.118 * 2.7 = 31289

21、.06二级1.2* 6289.851 * 2.7 = 20379.12竖井提升机1.2 * 9657.118 * 0.671 = 7775.911.2* 6289.851 * 0.821 = 6196.76流走一级320*24*365*39.74* 10 = 11139.91320*24*365*39.74* 10 = 11139.91二级_320*24*365*28.55* 10 = 8003.14维护矿区上坡成本一级1.2*2*5*2*888.65*39.74* 10 = 84.751.2*2*5*2*888.65*39.74* 10 = 84.75二级_1.2*2*3*579.55*28

22、.88* 10 = 10.8表2.8基础设施成本表项目建议书选项一第三个解决方案工程量/m单价/元 m成本/万元工程量/m单价/元 m成本/万元早期的预计主轴井筒6919959.3688.196919959.3688.19辅助轴井筒67612559.2849.0067 612559.2849.00主石门180011483.62067.05180011483.62067.05地下停车场4 0001809.2723.684 0001809.2723.68运输胡同27 001809.2488.4827 001809.2488.48小计4816.44816.4背部预计主轴井筒1 7 09103.415

23、4.76辅助轴井筒1 5511483.6178.00地下停车场4 0001809.2723.68石门1 8001809.2325.66运输胡同27001809.2488.48小计1870.58全部的4816.48557.56表2.9生产经营费用程序项目选项一第三个解决方案矿区交通工程量/m单价/万米成本/万元工程量/m单价/万米成本/万元一节1841.470.508935.471841.470.508 _935.47两段1473.170.652960.501473.170.652 _960.50三段式1104.880.759 _838.601104.880.759 _838.60四段736.5

24、90.832 _612.84736.590.832 _612.84五段368.290.867 _319.31368.290.867 _319.31小计3666.723666.72胡同和石头门运输一级31289.060.39212265.3131289.060.39212265.31二级6196.760.3922429.13小计12265.3114694.44流走一级11139.910.0839934.6411139.910.0839934.64二级8003.140.15251220.48小计934.642155.12上坡维护费用一级84.75352966.2584.75352966.25二级1

25、0.835378全部的19832.9223860.53表2.10费用汇总程序项目选项一第三个解决方案成本/万元百分比成本/万元百分比初期建井费用4816.4100%4816.4100%基础设施工程费8557.56生产经营费用19832.92100%23860.53120.3 %总消耗24649.32100%37234.49151.1 %在上述经济比较过程中，需要注意以下几点：1）在两个方案的第一层，有两个以上的矿区上坡，这些上坡开发的开发成本大致相等。考虑到整个井场上山和下山矿区总开发长度基本相同，即两种方案的第一个水平采区爬山总开发成本大致相同，所以不包括在比较中。另外，矿区上、中、下部的车

26、厂数量存在差异，但基本造价差异很小，故不计入比较。2）主井、主巷、石门、上山带的辅助运输费占运输费的20%。3）井筒、底场和回风石闸门均布置在中硬或硬岩层中，维护费用低于5元/m.a，因此对比中不比较维护费用.综上所述，通过方案比较，方案三的成本比方案一高出51.1 %，超过10%。因此方案一为最优方案，即矿山设计采用主轴开发方案，开展单层上下开采。 ，煤层设计分两阶段开采：第一阶段采用上坡开采，从-480m到650m，阶段斜长964m；第二阶段采用下坡开采，从-650m到800m ，阶段斜长851m 。（附：矿山开发规划及剖面）2.2.2 矿山基础隧道根据煤矿安全规定，巷道的畅通路段必须满足

27、行人、交通、通风、安全设施架设的需要，并满足以下要求：1 主要运输车道和主要空中车道的净高距轨面不得小于2米。2、矿区上下山的净高不低于2米3 综采工作面输送巷道净断面不小于12m 2 ，回风巷道净断面不小于10m 2 ，回风巷道净断面不小于10m 2 。高品位一般开采工作面不小于6m 2 。根据上述要求和矿山实际情况，选择矿山主要巷道段。一个井筒从以上确定的开发方案可以看出： - 650m水平主副井为直井，在雷场东西两翼的保护煤柱各设置一口气井。一般来说，立轴的横截面形状有圆形和矩形，但圆形横截面的立轴具有使用寿命长、承压性能好、通风阻力小、维护成本低、施工方便等优点。 ，辅助轴和空气轴均采

28、用圆形截面。1) 主井由于矿山埋深大、井形大、使用寿命长，应采用抗地压性好、施工方便的圆形断面。同时，主轴主要用于起煤，因此井筒净直径为5.6m，一对20t底部卸料箕，负责全矿的起煤。采用球扁钢丝组合槽槽，槽槽截面为800200mm 2 ；槽钢槽钢采用槽钢256复合梁，用树脂螺栓与井筒固定，井筒装有通讯电缆。主井筒剖面如下图所示（图 2.5）。图 2.52) 辅助井副井为圆形断面竖井，井深676m ，净径7.2m，净截面积40.7m2 。配备一对1.5t双层四车加宽笼，用于提升矿井人员、设备、物料和提升矸石，兼作进气井，罐梁采用326工字梁，支撑梁为16号工字钢，球扁钢组合槽钢，截面为1802

29、00mm 2 ，槽梁与井壁采用树脂螺栓固定，井内设有金属梯作为安全出口。罐梁与梯子的距离为4m。排水管沿梯梁同时敷设两根，备用排水管一根，气压管一根，洒水管一根，电源、通讯电缆一根。辅助井筒剖面如下图所示（图2.6）图 2.6 辅助井筒剖面3) 空气轴设计西风井井深506 m ，净直径6.0 m，净截面积28.3 m 2 。采用混凝土支撑。竖井壁厚为 400 毫米。 35 0KW 两台。井筒设有金属梯室作为另一个安全出口。梯梁为18b、14b槽梁，用树脂螺栓与竖井壁固定。井筒上设有注浆管和供水管。梯子之间的距离为5m。竖井承受全矿回风。空气井井筒剖面图（图2.7）和井筒特征表（表2.11）如下

30、：图2.7 三矿风井剖面图井筒结构和厚度：主轴、副轴、空气轴的结构及厚度见表2.11。表土竖井墙为双层钢筋混凝土结构，基岩段为混凝土竖井墙；表层土采用冻结法施工，基岩段采用普通法施工。表 2.11主井、副井、南风井井筒参数井筒名称井筒深度 (m)净直径（毫米）净截面（m 2 ）驱动部分 (m 2 )井壁厚度（mm）井筒支撑主井691560024.644.833.7400-900钢筋混凝土副井676720040.777.854.8500-1300钢筋混凝土西风井506600028.357.437.9400-1200具体的二景地车厂一、停车场形式地下堆场是连接主提升竖井和地下主要运输隧道的一组隧道

31、和舱室的总称。它连接竖井提升和地下运输两大生产环节。 、供电、起重人员等工作服务，是地下交通的总枢纽。地下停车场的设计选型原则(1)必须有一定的过剩产能，一般大于矿山设计产能的30%；（2）设计时应考虑矿山增产的可能性；(3)尽可能提高机械化水平，简化调车作业，提高通过能力。从地下停车场矿车的运行特点来看，地下停车场有环形和返回式两种。该矿设计年产量为180万吨/年。巷道运输采用电力机车形式，将煤炭直接运入井底煤仓，再运至主井。由于主副轴距离主巷道较近，因此选择折返式平车场。图 2.8显示了地下堆场的线路布置、分流法布置和分室布置。图 2.8 底场及调车方法三大主干道主要开发巷道布置在底板砂岩

32、中。由于使用寿命长，为便于维修，并根据现场使用情况，其截面采用半圆拱型，采用螺栓、喷浆支护。1.-650m交通胡同主干道横断面见图（图2.9）。半圆拱断面，净断面面积15.43m 2 ，设计开挖断面17.74m 2 ，巷道铺设双轨，轨距600mm，双轨中心距1600mm，巷道壁铺设电缆及各种管线。喷射混凝土支架，厚度 100 毫米。图 2.9 运输道路剖面图2 矿区石门隧道剖面如下图所示（图 2.10）。半圆拱段，净断面面积15.43 m 2 ，开挖段17.74 m 2 ，巷道铺设单轨、锚杆和喷浆支护。图 2.10 矿区石门剖面图3回风隧道道路断面如下图所示（图 2.11）。该巷道承载全矿回风

33、。半圆拱断面，净断面面积15.43 m 2 ，开挖断面17.7 m 2 ，锚喷支护。图 2.11 回风通道剖面图主要开发巷道的横截面尺寸根据运输设备的外形尺寸和规程中的安全净空要求确定，风速按通风要求校核。上述道路的通风检查见第四章。2.2.3 主巷运输设备的选择与折扣由于该矿为高瓦斯矿，设计煤层为突出煤层，本设计主干道运输方式采用电瓶电力机车运输。参考矿山工程设计手册，电池电力机车型号选为：XK-6/110-1A，供电电压110伏，胶量8吨。矿车采用5吨底卸矿车，规格为：MDDCC5.5-6型，质量3328Kg，长5482mm，宽1360mm，高1600mm。2.2.4 矿井提升1）主轴提升

34、方式主轴由绞车吊起，吊装容器为一对20吨底卸料箕。规格如下：跳过模型标称载煤量（吨）有效容积（m ）最大经济载荷（KN）尾绳悬挂装置最大内容载荷（KN）最大起升高度（米）JLY20/126A2021.07002508002）辅助轴提升方式副井采用绞车吊装，多绳塔架布置双集装箱吊装系统。根据矿车型号，决定选用GDG1.5/6/2/4k多绳笼。其相关参数： Q Z =11910kg，乘客 运输物料时，只使用底层（2辆1.5t矿车）。3、采煤方式及矿区巷道布置矿区，由于该区储量可靠，煤层赋存条件有利于早期生产，开发体系也较早形成。本章的设计就是针对这一领域的。3.1 煤层地质特征1）13-1煤的煤层

35、特征煤层埋藏条件：该矿区主要地质特征为表土层厚，煤层埋藏深，煤系地层覆盖厚度为186.54483.55m的新第四纪地层。矿区为大致由北向东南向西南倾斜的单斜构造，发育明显的次生向斜构造，浅层断层构造也相当发育，并有火成岩侵入，产生地层。大的变化。煤矿东翼浅层煤层倾角一般为5 。 30 。 ，局部断层牵引力可达30 。 50 。 , 甚至高达 80 .以上。矿井西翼浅部倾角为5 。 15 。 , 整个矿深的倾角逐渐减慢到 6 .关于。 13-1煤层稳定，厚度0.94-6.83m ，平均4.0m 。矿场东翼采区较厚，平均4.2m，西翼稍薄，平均4.0m ，为全区可采煤层。构造简单，一般有12层矸石

36、，位于煤层顶部或底部，岩性为碳质泥岩和泥岩。煤层顶板为泥岩和粉砂岩，底板为砂质泥岩和泥岩。13-1 煤层主要特征（表3.1）缝名可恢复指数厚度倾角煤层结构年级硬度（铂硬度）测试重量最小值最大值/平均值13-1 煤炭0.990.94至6.83 /4.05 15简单复杂气煤1/3炼焦煤1.31.71.392）矿区水文地质特征（1）含水层特征：本区主要含水层为新生代第四纪砂岩孔隙含水层、煤系砂岩裂隙含水层和石灰岩岩溶裂隙含水层。第四系厚度变化较大，总厚度为186.54m483.55m，由东南向西北递增。由上、中、下含水组和保水组组成。自然条件下，深部自流承压水向地表潜水型转变，以缓慢层流的形式由西北

37、向东南流动，流速缓慢，近乎停滞。二叠系砂岩裂隙含水层 二叠系砂岩层数较多，分布于煤层、泥岩、砂质泥岩之间。弱，以静态储备为主。石炭系石灰岩岩溶裂隙含水层组厚约122米，含有1213层石灰岩。石灰岩平均厚度57.67m，占组厚的47%。地层灰岩为非均质弱含水层，以静态储量为主。奥地利系列石灰岩岩溶裂隙含水层以厚层白云质灰岩为主，夹有泥质灰岩和角砾灰岩。根据地质钻探资料，估算该区最大进水量为30m 3 /h，正常进水量为10m 3 /h。（2）防水煤柱：西一矿区会峰石门附近开采的上限标高为-471 -479m ，回风高度为-480m。为防止第四系下层含水层对矿山安全开采的影响，需要防水煤柱，因此暂

38、设垂直高度80米的防水煤柱，具体开采视具体情况而定。情况。(3)煤层的爆炸性和自燃的危险性：13-1煤层的自然倾向是容易自燃非常容易自燃，自燃自燃期一般为36个月。 13-1 煤层具有爆炸性。3.2 矿区巷道布局及生产系统1）确定矿区走向长度、斜向长度和断面数量在本次设计中，整个矿山被划分为四个矿区。矿山开发采用竖井-集中运输巷道-分区石门开发的方式。每个矿区在两个翼上开采，一个矿区的翼长约1500米。第一矿区每段长约200米，在-650级以上分为6段。2 ）确定矿区巷道的联系方式由于全矿采用双翼斜抽通风，副井进风，风井回风。根据矿山开发布局，整个矿区分为四个矿区。矿区上山方式有运输上山、轨道

39、上山、回风上山三种方式。运输上坡与分段运输车道相连，轨道上坡与分段轨道车道相连，回风上坡通过斜车道与分段轨道车道相连。一采区位于井筒西侧，走向长约3000m，倾角1815m 。3）确定矿区停车场形式矿区上部停车场是矿区上部与回风级道路或阶段回风道路之间的一组连通巷道和巷道。它是矿区巷道布置系统的重要组成部分，其主要功能是在矿区运输方式发生变化或过度的区域内完成工作。本次设计中，矿区上院采用平院。其布局如下（图 3.1）：图 3.1 矿区上部停车场示意图矿区下堆场形式：本设计矿区下堆场采用石门装车式，具有工程体积小、调车方便、通行能力大、不影响巷道等优点。运输。其布局如下（图3.2）：（矿区石门

40、与上山轨道的连接情况如何？）图 3.2 矿区下部停车场示意图4）确定矿区主室布局、矿区煤仓采用自由落体垂直煤仓，净径5m，高20m。粗略估计的体积：V=*R 2 *h=3.14*2.5 2 *20=393m 3当矿区产能在60万吨/年以上时，矿区煤仓容量为250-500吨。仓体由螺栓和喷射混凝土支撑，煤仓下部由钢筋混凝土支撑。2.绞盘屋绞盘房设置在-480m的高度，回风通过绞盘房的回风管道与回风通道相通。绞盘采用JKY2.5/2B液压绞盘，电机采用JRQ-158-10南方电机。绞车房高度3500mm，截面设计为半圆拱锚杆和喷射混凝土支撑。3、矿区变电站变电站位于两座上升山之间，呈“-”型布置，

41、位于矿区用电负荷中心，大致位于两座上升山的中点，使电力之间的距离消费点基本相等。变电站尺寸为12.5*3.6m 2 ，高度为3m，通道高度为2.4m，截面为半圆拱形，螺栓支撑。底板高出相邻巷道200-300mm，并设置一定的流量梯度（3），防止矿井水进入变电站。腔室两端各有一个出风口，分别与上山轨道和上山通风行人相连。与通道的连接处应设置向外打开的两用防火屏障门。5）确定煤层开采顺序，同时开采的煤层和工作面数量西一矿区采用综采，全层开采13-1煤；矿区自上而下开采，工作面采用长壁后退采煤方式，设置道路与上坡相结合。根据原理，当矿井达到设计产量时，由综采工作面保证。6）确定矿区的生产系统1.煤炭

42、运输系统工作面沿槽分段运输皮带运输上山采煤区-650m水平运输石门底部煤仓主轴地面。2、物料输送和卸料系统地面辅助竖井底库-650m运输石门矿区下库轨道上坡上库轨道平路分段轨道槽工作面3、通风系统地面辅助井底库-650m运输石门矿区下库轨道上坡进风斜巷分段运输通道工作面分段轨道通道回风上坡-480m回风总巷西风井地面。7）矿区巷道的开挖方法和开挖通风方法为提高巷道养护，减少煤损，采用沿空巷道，采用分段跳采替代工作面。断面水平巷道宽度为4m，整个矿区分为约16个断面，断面斜长（工作面长度）约200m。断面掘进过程中，通风方式采用压入式通风。局部风机及其附件安装在距隧道入口10m处的进风侧，新鲜空

43、气通过风道输送至掌子面。风沿着开挖巷道排出。压入式通风如下图所示（图 3.3）：图 3.3 压入式通风示意图8）确定矿区的生产能力该矿区采用趋向长壁后退的综采方式。矿区该段工作面一般长1500米左右，长200米，厚4米，生产只使用一个工作面。1、产能计算A 0 =L*V 0 *m*r*C 0 3.1式中：L工作面长度，mV 0工作面年进给量， mm煤层厚度， mr煤容重，t/ m 3C 0 工作面恢复率。厚煤层需要 0.93A 0 =200*330*6*0.8*4.0*1.39*0.93=163.81万吨煤炭开采按年产量的10%计算，矿区产能为：A= A 0 +10%* A 0 =163.81

44、+0.1*163.81=180.2万吨矿区设计产能为180万吨/年，可满足设计要求。3.3 煤炭开采方式3.3.1 煤炭开采过程1）如何确定采煤工艺该矿煤层赋存条件简单稳定，地质特征简单。参考附近矿山的实际生产经验，遵循以下原则：一个。煤炭资源损失小，采用正规采煤方式；湾。安全工作条件好；C。尽量采用机械化采煤，实现工作面的高产高效；d。材料消耗少，生产成本低；e、方便生产管理。根据以上分析，结合矿山实际情况，本设计确定选择综采，顶板管理采用全跨越法采煤工艺。2）确定工作面长度确定工作面长度的原则：1、工作面长度应与刮板输送机长度相适应；2、有利于提高工作面的单产和效率。合理的工作面可为工作面

45、实现高产高效提供有利条件。增加工作面长度，一方面可以增加产量，提高效率；但另一方面，工作面长度过长，不易管理，容易导致事故增多，不利于高效率的稳定。工作面长度的确定：L = Q /S*H*C*R = 241.7 m 3.2式中：Q工作面日产量为180/330*11,000 tH煤层厚度4.0 mS工作面日进长度4.8 m综采工作面恢复率为0.93R煤的容重 1.3 9 t/m综上所述，设计工作面长度为200 m。在实际生产过程中，随着生产管理水平的不断提高，工作面长度可根据具体情况进行调整。3）确定工作面的推进工作面推进速度：A = L * V * M * R * C 3.3式中： A工作面日

46、产量，t；L工作面长度200m ，V工作面推进速度m/dM煤层厚度4.0 mR煤的容重 1.3 9 t/mC工作面恢复率0.93V = A /L *M*R*C *d= 18 0*10 /1.1*2 0 0* 4.0*0.93 *1.3 9 *330= 4.8米/天采煤机的切深为0.8m，则日进给数为：N = V / 0.8 = 6即每天生产6刀，工作面实际年产煤量为A = 2 0 0*6*0.8* 4.0 * 0.93 * 1.39* 3 3 0= 163.81万吨考虑到在开采的同时，有两个煤掘进机在开挖，煤产量取工作面产量的10%。那么该矿的煤炭产量为：A = A * (1+10%) 3.4

47、式中： A煤矿总煤产量MtA工作面实际产煤量 MtA = 163.81 * (1 + 10%)= 180.2公吨180.2 Mt 18 0 Mt，可满足矿山设计产能。日推力为：0.8 * 6 = 4.8m/d年进度为：4.8 * 330 = 1584m运行周期为有规律的循环运行。生产班每班收到 2 把刀具，每天收到 6 把刀具。4）确定工作面的碎煤、装煤和运输方式综采工作面破煤采用双滚筒采煤机机械破煤，装煤采用柔性刮板输送机，运输方式主要采用桥式机和收放式皮带机。工作面切煤采用端斜式进给，进给方式如下图（图3.4）所示：2 2 1.双滚筒采煤机 2.刮板输送机1.双滚筒采煤机 2.刮板输送机a

48、起始 b斜切进刀 c推移刮板输送机d割三角煤 e开始正常割煤图3.4工作面斜切进刀图（d）（b）（c）（a）5）确定工作面支护方式及顶板管理采煤工作面采用支护液压支架支撑，及时采用支护，即采煤机采煤后，先移动支护，再推支护。由于工作面上下出口悬垂面积大，机械设备多，是物资和人员进出的交通口岸，需要加强支撑。根据本次设计的具体特点， 13-1煤层为厚煤层，因此决定采用端部支架支撑，其支架类型为自移式液压端部支架。工作面顶板管理采用全崩落法管理。MGT375/750采煤机主要技术特点（表3.2）内容规格内容规格采高2.34.2m电机型号YBCS-375滚筒直径2.0m电机功率2375kW滚筒速度4

49、78转/分电机电压1140V牵引法液压无链牵引防尘的外喷最大牵引力350kN重量40.0吨卧底金额200mm摇臂旋转1374毫米牵引速度06.5m/min平面高度1190mm切割深度0.8m工作面ZYX3400/23/45型屏蔽支架带 PDZ 型端支架的技术数据表（表 3.3）范围项目ZYX3400/23/45PDZ单元高的2300450016003800毫米宽度1374157014201590毫米中心距1500毫米初步支持26087070千牛工作阻力34009000千牛支撑强度0.580.51兆帕适应底板的特定压力1.31.54兆帕适应倾斜2520花费系统压力31.424.5兆帕推力4774

50、92千牛推力301280千牛步距800800毫米6) 安全措施及注意事项本设计开采的13-1煤层平均倾角为10。当煤层倾角大于12时，采煤机必须采取防滑措施。防止输送机滑落的主要措施有：(1)防止煤、矸石等进入输送机底槽（2）工作面适当的拟斜布置（3）严格把握输送机的移动顺序，从下往上尽量向一个方向移动(4)移动输送机时，用单柱支撑机头(5) 头尾锚固，输送机移动时不同时松动(6)煤层倾角大于18度时，安装防滑千斤顶液压支架的防滑措施：机架从工作面下部自始至终向上移动，防止采空区滚动矸石冲击机架尾部采用间隔移位框架，增加框架对煤层顶底板的摩擦力加强对输送机的管理，严防输送机下滑、牵引支架下滑保

51、持头架的稳定性煤矿综采过程中的注意事项：（1）综采工作面，必须根据矿山各生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量等因素，编制设计并报矿局、自燃倾向和矿井压力等，经轮机长批准；（2）运输、安装、拆卸液压支架时，必须有安全措施，明确运输方式、安装质量、拆卸过程和屋顶管理措施，并指定专人负责；(3)综采工作面的煤壁、刮板输送机和支架应保持平直。支座间的煤和矸石要清理干净。当煤层倾角大于12 时，液压支架必须采取防坠、防滑措施。工作面老顶为厚层，难以脱顶，1.5厚的老顶应在工作面前开枪松动；(4)采煤机采煤时，必须时移。采煤与移架间的悬顶距离应根据顶板的具体情况，在作业规程中明确规定。(

52、5)严格控制开采高度，严禁超过支座最大内容高度。当煤层变薄时，开采高度必须小于支座的最小内容高度；(6) 综采工作面两端宜采用端部支架，否则需加装其他形式的支护。（7）由于工作面下装载机尾部安装有破碎机，必须加设防护栅栏，防止人员进入；(8) 综采工作面放炮时，必须采取安全措施保护液压支架等设备；(9)乳液的配制、水质试验、配比等必须符合有关规定，否则不能使用。3.3.2 矿山巷道布置段级车道布局：矿区开采单一煤层，煤层厚度为4.0 m，煤层普氏硬度f= 1.31.7 ，属于中软煤层。矿区分段采煤巷采用沿空开挖，分段煤柱为5m。为减少动压对巷道的影响，保证工作面顺利推进，根据该工作面超前动压的

53、影响，提前支护工作面30m周边安全出口。锁网支护的矩形巷道顶板压力较大，因此超前支护的形式是在巷道一侧设置单根液压支柱作为支腿，矿井工字钢作为加固支护。光束。道路断面如下图所示（图 3.5） 。图 3.5图 3.64 矿井通风4.1 矿井通风系统选型1)矿山概况本矿区地势平坦，地面标高一般为+21.0+23.0m，平均为+21.0m。该区地质构造较为简单。雷场东西长9.3公里，南北倾角平均长约5.8公里，雷场面积约54公里。矿区开采上限为东-420m ，西-480m ，开采下限-800。设计可采煤层为13-1煤层，平均厚度4.0 m，煤层倾角约10 ，为缓倾斜煤层。矿区煤层稳定，煤层自燃倾向很

54、容易自燃非常容易自燃，自然着火期3-6个月，煤尘具有爆炸性，爆炸指数为27 %。该矿为新建矿，相对瓦斯排放率为10.26 m 3 /t，属高瓦斯矿。矿区设计可采煤层13-1可采储量15946.97万吨，矿山设计产能180万吨/年，使用寿命65. 62年。矿山采用竖井单层划石门开发，水平标高-650m 。矿场采用现代综采技术。全矿设有生产工作面、准备工作面和准备下段生产的两个煤掘进机。矿区主要供气室为绞车室和火药库。 , 变电站等2) 选择通风系统矿井通风系统的基本要求1、每个矿井至少有两个通向地面的安全出口； 进气井口应有利于防洪，不受粉尘和有害气体的污染；3、北方矿山井口必须有加热设备；一般

55、回风车道不得作为主要人行道；工业广场不内容被风扇噪音干扰；装有带式输送机的井筒不内容兼作回风井；装有箕斗的井筒不内容兼作进气井； 可独立通风的矿井，尽量使矿区独立通风；通风系统应创造防止气体、防火、防水、防尘和降温的条件； 通风系统应有利于深水平延伸或后期通风系统的发展变化。由于井场走向长度大，采用中央平行通风时，通风线路长，通风阻力大，采空区漏风量大。瓦斯、煤尘高、有爆炸危险的矿井安全管理难度大，未采用集中并联通风。 （每个通风系统都是为服务外壳设计的，首先要确定通风系统的服务外壳。）根据该井场的自然条件，提出以下两种适宜的通风方案。选项一：中央边界进风井布置在矿场中心，回风井布置在矿场边界

56、中间。方案二：双翼对角型进风井位于井场中心，井场东西两翼各设置一个回风井。中心边界（图 4.1）双翼对角型（图 4.2）附：通风系统分类及技术对照表表 4.1 矿井通风系统技术对比表的优点和缺点项目优势缺点适用中央并列中心广场集中，易于管理，更好地保护竖井煤柱，占地少，易于延伸，陡斜煤层回风石闸门短，井筒开发成本低，初期投资小，和快速的煤炭输出。通风路径为返回式。不利于风机的选型，漏风严重，工业广场噪音大，气流路线长，阻力大。低瓦斯、陡坡、不易引燃、方向长度小于4km。中央边界与中央并联式相比，风路短，风阻小，漏风小，安全性好。与中心平行式相比，气井多一根，管理不便，井筒保护煤柱，压煤量大。缓

57、倾斜，走向短，煤层埋藏浅，倾角小，瓦斯浓度高。两翼对角线在生产过程中，风道长度不变，风阻小，漏风小。当一个翼扇出现故障时，可以使用另一个翼扇来送风。又要挖一对风井，工业广场散落，井内煤柱多，占用设备多。趋势长、瓦斯高、火灾严重、井径大分区对角线回风巷不需要开挖或小挖。上下通风路径的总长度最短。每个区域的通风都是独立的，互不影响。在基础设施建设过程中可以进行并行操作，以加快建设速度。待开发风井多，占用通风设备多，管理复杂。埋藏浅，分区寿命长，煤层风化带和地表波动较大，一般回风管无法开挖。技术比较：在上述提出的中心边界式和双翼对角式两种方案中，根据通风方式的技术比较，中心边界式通风方式适用于浅煤层

58、埋藏的矿井，而本设计矿井有深煤层埋藏和矿场。趋势长，是高瓦斯矿。但在矿山设计初期，煤层埋藏较浅，趋势较短。为缩短基础设施建设时间，经技术比较，确定矿山初期采用中央边界通风。角落通风。初期矿井设置两座风井，副井作为进风井。矿山投产时，仅设置西风井为回风井。由于西风竖井仅负责西一和西二矿区的通风，而这两个矿区的使用寿命为33年，因此通风设计仅针对西风竖井。3）矿井通风方式的选择矿山通风方式分为抽吸式、压入式和混合式。它们的适用条件、优缺点如下（表4.2）：表 4.2 通风方式适用条件及优缺点一览表分类适用条件及优缺点可撤回的适用性广的优点和缺点：1、井下气流处于负压状态时，当主风机因故停机时，井下

59、气流压力升高，可减少采空区沼气，更安全。2、漏风量小，通风管理方便3.与推入比相比，在向下过渡的过程中改变通风系统和风量没有任何困难。4、地面小窗漏风会降低矿井有效风量推入式适用性：适用于一级低沼气矿，在地表高差起伏不定的高山上无法安装风机，可在一般回风隧道无法连接的条件下使用。的优点和缺点：优缺点 1 优缺点与萃取式相反2 进风管路漏风量大，管理困难3 风阻大，风量调节困难4 等级过高有一定难度5、井下气流处于正压状态。当风扇停止时，风压降低，并且在可能的情况下增加采空区的气体排放。混合型适用性：适用于高阻矿。不适用于新矿和高瓦斯矿。优缺点：可产生较大的通风压力，系统复杂，管理困难。通过以上

60、通风方式的比较，本设计矿井通风方式宜采用抽吸式。4.2 矿区通风4.2.1矿区通风系统基本要求矿区通风系统是矿井通风系统的主要组成部分。矿区的通风系统主要取决于采煤方式，但也会在一定程度上影响矿区的巷道布置系统。基本要求如下：1、每个生产层级和每个采区必须设置单独的回风管，实行分区通风，采面和开挖面应采用独立通风。当工作面煤层倾角大于12时，采用下通风时，应遵守以下规定： 1) 工作面风速不低于1m/s。 2）机电设备在回风管内时，采面回风管内沼气浓度不得超过1%。掘进面和采面进、回风不得通过采空区或崩落区，两条无煤柱开采巷道应为帮顶，做好防止采空区漏风工作和探洞区。2. 采空区和时间关闭该矿