级设计题目-说明书

Thisdesignincludesofthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslatedpart.Thegeneralpartisanewdesignof6.0Mt/aforLiangShuijingmine,itincludesten1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanelen;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthe9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.ThebasiceconomicandtechnicalLiangShuijingmineislocatedinYuLin,Shanxiprovince.It’sabout7.9kmonthestrikeand11.0kmonthedip,withthe69.4km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamis4-25-2withanaveragethicknessof2.98mandanaveragedipof0-3°.Theprovedreservesofthiscoalmineare747.5Mtandtheminablereservesare2590.72Mt,withaminelifeof75a.Thenormalmineinflowis100-150m3/handthe ummineinflowis450m3/h.Theminegasemissionrateis1.01m3/twhichcanberecognizedaslowgasmine.Basedonthegeologicalconditionofthemine,thisdesignusesaduel-verticalslopedouble-leveldevelopmentmethod,andfullstrippreparation,whichdividedintofourbands,beltconveyorroadwayandreturnairwayareallcoalroadways,arrangedinthefloorrockof4-2coalseam.Takingintoaccountofthelowgasemission,mineventilationmethodusethecentralpartictypeventilation,Becauseworkingfaceimpellinglargelength,needtoairvolumeinminingfieldlatemoredifficultventilation,thereforeinthelaterinthefieldsettworeturnairshaftswings,meetlatertorunminingairvolume.Thedesignconductedcoalminingtechnologydesignagainstthe42101face.Thecoalseamaveragethicknessofthisworkingfaceis3.2mandtheaveragedipis1°,theimmediateroofismudstoneandthemainroofissandstone.Theworkingfaceappliesfullymechanizedlongwallfull-heightcoalcavingmethod,andusesdoubledrumshearercuttingcoalwhichcutstwiceeachworkingcycle."Three-Eight"workingsystemhasbeenusedinthisdesignandthedepth-web1.0mwitheightworkingcyclesperday,andtheadvanceofaworkingcycleis16mandtheadvanceis440mpermonth.Specialsectionentitled《RapidConstructionofRocksituationandsupporttrends》;theaccesstolargeamountsofdataandysisoffieldapplicationathomeandabroad,thedevelopmentofrapidexcavationtechniquesthatsustainedeconomicgrowthincoalmineshasaverylargesignificance.Translationpartfor"theMiningScienceandTechnology"inthetitlefortheDiscriminationconditionsandprocessofwater-resistantkeystrataofthewaterofthekeystratumdiscriminantrecognitionconditionsandsteps.:LiangsShuiJingcoalmine;DoubleverticalDoubleslope;Plateareadecorate;Inonetimesthecomprehensivemechanizedmininghigh;Thecentralpartictype;Rockfastconstructionandsupporting;Waterproofkeylaye-专矿区概述及地质特 矿区概 1.1.1位置、范围和交通位 矿区气象 1.2.1勘探程 1.2.2煤系地层概 1.2.3地质构 煤层特 2境界和储 2.1境 2.1.1范 2.1.3尺 2.2地质勘 4开 4.1开拓的基本问 井 5.1.5地面情 巷道掘 掘进 矸石 采煤方 井下井下概 井下的原始条件和数 井下系 盘区设备选 井下设计规 盘区设备的选 大巷设备选 辅助大巷设备选 矿井提 矿井通风及安 设计矿井基本技术经济指 参考文 岩巷快速施工技术现状与支护趋 1绪 岩巷的掘进技 凿岩 支护趋 锚喷支 U型钢支 联合支 结 参考文 英文原文 Discriminationconditionsandprocessofwater-resistantkey Conditionsfor Discriminationbasedon Discriminationbasedonstructural Discriminationbasedonseepage 中文译文 判别隔水关键层的条件和步 1简 判别条 判别步 举例分 结 参考文 致 矿区概1.1.1位置、范围和交通位速公路并行S204省道北侧紧邻南部边界通过。矿井北至神木县城16km、大柳塔镇40km、包头304km，东经神木到90km，南距榆林市94km、西安市770km。交通十分1-1。黄河210109109国道古蒙西内路304铁210朔神保 五204山陕黄铁西210西路永 交 沁河省市省210地形地

1-1226.40m1250.00m河流及水本区属一级支流窟野河流域。西部边界大致为窟野河与秃尾河之分水岭。北部的528.75L/S，西沟流量一般为256.80L/S。内其它沟流均属季节性，流量随季节变化明矿区气据神木气象站观测资料知本地处西北内陆，受极地大陆冷气团影响时间较长，受温差悬殊。当年11月至次年3月为冰冻期，冻土最大深度146cm；最大积雪厚度12cm；52.5m/s25m/s，年平均气温8.4℃，最高气温38.9℃，最低气温28.5℃，年平均降雨量436.7mm，且多7、8、9三个月,68%1907.2～2122.7mm，是降雨4～5910毫巴。根据国家局和建设部1990年颁发的《中国烈度区划图》规定，区内烈在本区再未发生过4级以上。1996年5月3日，距本350km的包头发生的6.4级本也仅有震感而已。本地壳活动相对微弱，基本烈度为Ⅵ度矿区水源、电源、劳动力及建材源为瑶镇水库的蓄水，目前由锦界水厂向矿井工业场地日用消防水池供水的输水管道陕西榆林已在锦界建成锦界一变、二变两座110/35/10kV，分别安装2×31.5+63.0MVA及3×63.0MVA地质特1.2.1勘探程20035～8194队、物测队在进行陕北侏罗纪煤田榆神矿区凉水井勘探区详查时，在内施工钻孔10个，完成钻探工程量2094.79m；地球物理测井完成2023.50实测米；抽水试验1层次；同时进行了1：25000地质、水文地质填图及环境地质；各类样品194件；施工测线6条，长37.32Km，计2037个合格物理点；磁法施工测线44条，长78.36Km，计4183个合格物理点。工程质量优良，获得了19420042月提交的《陕西省陕北侏罗纪煤田榆神矿区凉水井勘探地质报告》基本查清了地层及构造，获得了较为可靠的资源储量。1.2.2煤系地层概基本被第四系覆盖。根据地质填图成果及钻孔，地层由老至新依次为：三迭系1-2地层特征自老至新分述如下：三迭系上统永坪组侏罗系中统组五段。该套地层由于受沉积后期冲刷及剥蚀，第五段缺失，第四段仅西南缘残存，第三段西部保存完整东部大范围内保存不全第二段东部局部地段亦有剥蚀现象，第一段全分布。全组地层一般厚度77.97(L1)~180.10m(P120)，平均142.68m，总体1）组第一段本段自组底部至5-2号煤层顶面，分为2个沉积旋回，分别含5-3、5-2号煤层。5-3号5-213.77-55.40m34.50m。2）组第二段5-24-234-4、4-3、4-2号煤层。4-3、4-259.71--83.39m67.62m。3）组第三段4-23-1139.27--57.45m36.68m。4）组第四段本段自3-1煤层顶面至2-2煤层顶面，含2号煤组。因受后期剥蚀，本内基本全区2K3--K36.90-37.71m3、侏罗系中统直罗组

图1-3组地层划分4、新近系上新统保德组厚度54.06m，据钻孔，其厚度2.90-74.50m，平均厚度31.61m。岩性主要为浅红色、5、第四系中更新统离石组34.78m0-60.00m26.43m。3-5cm10cm，发育垂直裂隙。与下伏地层呈不整合接触。6、第四系上更新统乌苏组8-10m，最大18m；据钻孔，厚度0-18.60m，平均厚度8.56m。岩性主要由灰黄色、7、第四系全新统风积层(Q4eol)及冲积层(Q4al)3-4cm，分选性、滚园度均差，一般1.5-5.0m左右。与下伏地层呈不整合接触。风积沙层：广泛分布于本西部，以固定、半固定形式覆盖于其它地层0-30.76m6.69m1.2.3地质构存在吴堡EWEEW向缓1系列平行不整合面，局部地段发育有缓波状起伏，但未发现较大断层，亦无岩浆活动。凉水井位于榆神矿区东北部，内地层平缓，倾角不足1°，构造总体趋势为5-3煤层底板等高线图上可以看到在西部P120-L10-LK21号钻孔连线一带为南北向波峰，在LK7-L744.68m。该波峰在上部各煤层底10m115米的断层。综上所述，本属于构造简单和主要煤层赋存较稳定矿井水文地质特征及1为支流窟野河流域，西部边界部位为窟野河与秃尾河分水岭，北部的马家塔256.80L/s北部马家塔河流量528.75L/s，较大沟流为王家石庙沟，流量为53.09－186.46L/s，其余支沟均属季节性流水，北部沟谷中建有多处水库，其中孟家石庙水库库容较大，库容量2主要分布于西部，岩性为粉沙～中沙，厚度0～30.76m，平均厚度6.69m，透水3.50m，泉流量一般0.14～0.325L/s，属弱富水。在基岩掩盖区与基岩风化裂隙承压水组成复合含水层。1.5～5.0m0.2～9.0m，泉流量一般0.08～9.375L/s，属弱到中等富水。(3)第四系上更新统乌苏组孔隙潜水含水层查孔及松散沙层抽水孔资料显示，乌苏组厚度3.00～18.60m，平均厚度8.56m，岩性2.70m，泉的流量南0.14～5.618L/s，属弱到中等富水；北部泉流量较大（52号泉群）32.22L/s，属中等富水。松散沙层在先采地段为透水层，不含水，仅在西北部Lk20号钻孔松散沙层抽主，含分散状钙质结核，厚度4.50～60.00m，平均厚度26.43m，孔隙度大，结构疏松，垂2.9～74.50m31.61m，是本区主要隔水层。仅分布西部边缘J105、J107号一带，厚度9.5～12.25m，岩性为灰黄绿、灰白色裂隙发育，具有较好渗透性和储水条件。平均单位涌水量为0.0402L/s·m，平均渗透系数侏罗系中统组基岩裂隙承压含水4-2L1、P123号钻孔一带缺失。岩性为一套灰色、灰黄色、灰绿色中、细粒砂岩，仅在内石板台村北水库东侧出露，砂岩烧变后呈棕红色，以片状、块状等不规则3本区沙层潜水以接受大气降水直接补给为主，凝结水补给微弱。该含水层的水流补给和上部水的渗透补给，基岩出露区则直接接受大气降水沿裂隙向岩层微弱渗透4本煤层直接充水含水层为各煤层顶板砂岩裂隙水。由于地表无大的水体，其上有黄土与红土覆盖补给条件差L4LK5LK9号钻孔抽水试验资料单位涌水量0.001～由于本煤层埋藏浅，基岩覆盖层薄。煤层开采后工作面的冒落带或裂隙带直接进矿井涌水2005年陕西汇森煤业公司委托陕西省煤田地质局185队对首采区和首采工作面水分布、富水性进行勘测，提交了《陕西汇森煤业开发凉水井煤矿首采区水文地质18510～15年开采区域的水文地质情况进行了预测，预计未来矿井正常1100m3/h1800m3/h左右。煤层特可采煤层内含煤地层为侏罗系中统组，共含可采及局部可采煤层6层，自上而下依次为3-1、4-2、4-3、4-4、5-2、5-3煤层。其中3-1、4-2、5-2、5-3煤层基本全区可采，为主1、3-1煤位于组第三段顶部，煤层厚度3.00-3.40m，平均厚度3.17m，不含夹矸，层位稳定，厚度变化小，结构简单，为局部可采煤层，仅在西部边界与锦界接壤的很小2、4-2煤位于组第二段顶部，煤层厚度0.80-4.20m，平均厚度2.98m，在四卜树沟、大西3、4-3煤上距4-2号煤层17.30～42.69m，平均24.46m，在四卜树--孟家石庙以西可采，煤层厚度0.80～1.41m，平均1.02m，一般不含夹矸。属薄煤层，层位稳定，厚度变化小，结构简4、4-4煤上距4-3煤间距11.70～16.35m，平均13.29m，在Ⅱ～Ⅱ勘探线以西可采，厚度1.55m1.09m，一般不含夹矸。属薄煤层，层位稳定，厚度变化小，结构简单，5-2煤层：为主采煤层之一，上距4-4煤间距20.69～41.28m，平均25.29m，除井1.00～4.23m2.41m，一般不含夹矸。5、5-3煤上距5-2煤2.54～36.30m，平均21.19m，厚度0.80～7.35m，平均厚度2.78m，含夹矸0～3层，一般为1～2层，夹矸厚度0.07～0.45m，岩性为泥岩或粉砂岩。煤层分布具有波1-13-3.00-39.14-4-0.80-0～317.30-4-0.80-4个点各10.01～0.15m，4-0.80-20.69-5-1.00-51～2层夹矸，0.05～0.50m0.2m，2.54-0～35-0.80-煤层围岩煤层：顶板岩性以粉砂岩—细粒砂岩为主，局部为中粒砂岩和泥岩，厚度26.72m，偶见泥岩伪顶。底板岩性以粉砂岩为主，局部为细粒砂岩和泥岩，厚度24.03m5-3煤层顶板主要为粉砂岩和细粒砂岩为中粒砂岩和炭质泥岩偶见泥岩伪顶煤的特1～60.05～0.10m3.7～4.2g/cm3，并富集成层。4-2煤层中～细条带结构；5-25-3煤层细～线理状结构，水平层2.16。煤层易氧化、风化，易自燃。1～3㎜，并可见破碎程度不等的炭化植被叶片和茎杆薄片。1-245465(二)4-2煤层以半亮煤为主，次为半暗煤；5-2、5-3煤层以半暗煤为主，次为暗淡煤和半亮42.6～52.4%44.1～51.3%；壳质组综合平均值0.8～1.6%2.5～5.0%，主要以碳酸盐类为主,粘土综合镜质组反射率及煤化阶段：各煤层镜质组平均最大反射率（Rmax）在0.556～煤的视密度：各煤层测试成果表明，煤的视密度（ARD）1-33-1煤1.294-2煤1.294-3煤1.294-4煤1.285-2煤1.295-3煤1.301）1-44-4-4-5-5-（Mad（Mt5.77～7.05%2.16～9.70%3.90～5.19%详查阶段全水分（Mt）煤样测试成果，4-210.2%，5-26.6%。（Ad1.4密度液洗选后，灰分产率大幅度降2.14～5.83%之间。（Vdaf2)8.62～12.04%之间。0.15～0.61%0.15～0.496%，均属特低硫煤，煤（Ss,d5，其中以有（Sp,d，硫酸盐硫1-54-4-4-5-5-煤层中有害元素（1-6）主要有磷(Pd)、砷(As,d)、氟(Fad)、氯(Cld)。4-4煤层磷分含0～0.062%0.010%4-24-35-25-30.001～0.109%0.011～0.031%0～5ppm之间，综合平均值为1.3～2.0ppm，属一级含砷煤。符合酿造和业用煤质量不超过8ppm4-2、4-3、4-4、5-20～0.128%0.026～0.043%，属特低氯煤，5-30.004～0.107%0.065%，属低氯煤1-64-4-4-5-5-3）煤的发热量（Qgr,d）评各煤层原煤干燥基发热量（Qgr,d）在27.10～32.69MJ/Kg之间，综合平均值71-74-4-4-5-5-3（BN31；4-（CY41依据矿井采样工作面煤层分布特点及可选性原煤样化验成果，矿区周围为长焰煤410.5%度（ST）1250℃，煤的化学反应性强，热稳定性好，煤中有害元素磷、氟、氯、84%（如3-1、5-2煤层一般90%以上，因此对该矿井煤炭加工及利用产生了不利影响，有必要加强煤层瓦斯及煤尘情通过对4-24-34-45-25-3煤层21个瓦斯样品进试分析各煤层自然瓦斯以2为主2次之4少量甚至微弱根据邻近小煤矿各矿瓦斯含量微弱本22带，故本矿井为低瓦斯矿井。精查报告通过对17个样品表明：本区各煤层火焰长度均大于400mm，岩粉添加量大于50%，煤尘指数远大于10%，各煤层均具有煤尘性。煤科总院重庆分院2007年5月对本矿井4-2煤层煤尘性鉴定结果为：有煤尘性。根据精查报告，各煤层还原样燃点最高度374℃，氧化程度达87％，还原样燃25850200764-2类容易自燃煤层。2境界和储2.1境2.1.1范根据2008年7月资源部颁发的凉水井煤矿采矿证（证号 0044），凉水井范围由18个坐标点围成。面积约为69.4619km2。本次设计以资源部的边界为准。整个境界共有拐点18个，根据资源部的详细经纬坐标见表2-12-1拐纬距经距纬距经距S1-S5-S1-S5-S1-S1-S2-S2-S2-S2-S2-开采界本共含煤6层，其生界侏罗系中统组第三段含煤1层（3-1煤层，5-2煤层为主要可采煤层，厚度适中，埋藏浅，储量丰富。4-24.20m，最小厚度1.80m2.98m，5-24.23m,1.6m，平均煤厚2.43m。2.1.3尺的最大长度为7.97km，最小长度为5.17km，平均长度为7.5km10.9km4.7km9.3km。3°0°1°。S=H× S H——的平均水平宽度L——的平均长度 的水平面积为：S 赋存状况示意图如图2-1所示2.2地质勘

图2-1赋存状况示意本地质资料相对较详细，根据区内地质条件并结合以往各勘查阶段地质成果，本22193个。为验证磁法勘探成果，在九定敖包、凸扫沟布设火境孔两对共4个。在西部Z1、Z2、Z3折射测线上布设新生界水文地6择LK5、LK9钻孔作为水文4-2煤层以上基岩段和LK5孔4-2至5-3煤之间基岩段进行抽水试验；选择LK9、LK18钻松散层进行抽水试验，共计抽水试验5层次。对LK2、LK3、LK4、LK5、LK10、LK17钻孔进行工程地质编录。矿井地质储储量计算根据本矿的地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算0.80m，煤矿内煤层所有见煤点灰分均小于40%。根据《0.70m，原：本矿内煤层的原煤硫分最大值0.61%，依据过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的内容要求新建煤层含硫份大于3%3%的煤层储量列入平衡表外的储量；：0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；矿井地质储量计凉水井煤矿内煤层倾角平缓，矿井主采煤层为4-2煤。由于矿井形状近似规整，煤1°，为近水平煤层，构造简单，各煤层厚度变化小，故本次采用水平投影面积地质块段法进行资源/煤厚和煤层容重就得到块段的储量将分为D四个块（根据断煤层厚度划分面积小块具体分块情况见图23地质储量计算面积划分示意图用AD命令1:100001mm2100m2Zmi

Z——

si——块段面积

mi——煤层平均厚度,——CDBA层的容重1.29 CDBA2-22-22-2-3倾角煤厚容重/t·m-储量总储量4-2ABCD同理5-2煤层地质储量见下续表2-2-35-2倾角煤厚容重/t·m-储量总储量5-2ABC2-42-43-4-4-4-5-5-矿井工业储量331332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推333的大部，归类为矿井工业储量。

ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22

（2-Zg——矿井工业资源/Z122b——控制的资源量中经济的基础储量；Z2m11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2m22——控制的资源量中经济的基础储量；Z333——推断的资源量；k——0.7—0.9k0.9；k0.70.9。Z111bZz60%70%317.13(Mt)Z122bZz30%70%158.57(Mt)Z2m11Zz60%30%135.91(Mt)Z2m22Zz30%30%67.96(Mt)Z333kZz10%k2-2Zg2-5探明储量 控制储量经济储 边际储 经济储 边际储数 合 矿井设计储

永久煤柱损失（1）边界保护煤柱留设20m宽，边界保护煤柱量计pLbMp——边界煤柱损失量Lb50mMr——煤的容重，取平均容重1.29tm3。p北10145.90520

997.206220综上边界煤柱损失量为pp西+p北+p南+p（2）内煤层自燃边界50m留设。线 保护煤柱损失损失量矿井设计储

合 2-4ZsZg

Zs747.53.3226矿井可采储矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业广场保护煤柱和主要井巷保护煤柱损失量后乘以采区回采率后得到的储量2-5Zk(Zsp2)

Zk——矿井设计可采储量P2——工业场地和主要井巷煤柱损失之和C——75%80%，薄煤层不小于85%4-22.98m0.8。工业场地2-7。 工业场地占地面积指井型（（公顷/10240120-45-9-6.0t/2-7可以确定本矿设计的工业广场面积为=652，故设计工业广场的尺寸为00m的矩形，面积为6005m21°工业广场的中心处在部位倾向接近位置。其中心处埋藏深度为135m，该处表土层平均厚度为41.68m。主井、15m2–8。 建筑物各保护等级煤柱的围护带宽ⅠⅡⅢⅣ5 矿井地质条件及冲积层和基岩层移动m移1p——工业广场压煤量

p工广SM

S——工业广场压煤水平面积m2M——煤层平均厚度r1.29tm3

=835393.582.981.29主要井巷根据求得的p2值由公式2.5计算可得矿井设计可采储量为Zk(Zsp2)C2-10储量/M损失量4-2、5-aaⅠmc 工业广场压煤计算示意矿井工作制根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3330d计算，每16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修。矿井设计生产能力及服务确定依2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井，矿井设计生产能2.98m1°，属近水平煤层，易于发挥工6.0Mt/a。矿井服务TT——

T

ZKAK

ZK——A——K——1.3～1.52.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.3～1.5。由于本矿井地质条件简单，煤层赋K1.3。3-1井型校

按矿井的实际煤层开采能力，能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核内4-2煤煤层为首采煤层，煤厚2.98m，为中厚煤层，赋存稳定，厚度变化较小。2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相3-1。3-1a6.0————由上表可知：煤层倾角低于256.0Mt/a及以上时，矿井设计服70a35a。本设计中，煤层倾角低于256.0Mt/a75a，第一40a，基本符合《规范》的规定。4开4.1开拓的基本问、开拓是指在范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建、1234、确定矿井开采程序，做好开采水平的56、合理确定矿井通风、及供电系统1、执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。加快矿井建设。234、必须执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态。本开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素本煤层埋藏较浅，煤层可采线m，最深处达 小，4-2煤埋藏深度仅为40~180m，5-2煤层埋藏深度100-276m。适宜硐、斜井开拓本瓦斯较小，涌水量不大，对开拓方式的选择影响不大本区地处陕北黄土高原北部，毛乌素沙漠南缘，东部为梁峁沟谷地貌，西部为波状，地表地势平坦，无特大的地表水系和水体，地面平均标高为 确定井筒形式、数目、位置及坐4-1。4-11环节和设备少、系统简单、费用低受地形影响特别力大、管线长度有较高的技术水井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的；主提升胶带输送机有相当生透水事故等，人员可迅速从井筒。缺点是：斜井井筒长、辅助提升能力小，提升深别复杂的，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，本矿井煤层倾角不大，平均近1°，为近水平煤层；表土层30～60m，平均41m,无流沙41m地面标高平 m左右，煤层埋藏较浅，距地面垂深在+105～+155m之间有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要大巷的布置，2)两翼储量基本平衡不受崖崩滑坡和洪水。距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理东北部边界距神延铁路很近，故为便于地面及工业广场布置，主副井位置布置方案也可以选择在西部边界附近。经后面方案比较确定主、副井筒位置在略靠主斜井、副斜井位于的工业场地内，主斜井井口标高确定为.2m，副斜井井口标高确定为.0m；一号回风斜位于西南角的风井工业场地内，井口标高确定为.5m，一号回风斜服务纬度以南的范围.主井井口位置：经 .5m，纬 .4m副井井口位置：经 .2m，纬 .9m矿井初期采用并列式通风，应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。风井布置在工业广场中，减少了煤柱风井井口位置：经距.1m，纬距.7m工业场地的位根据本的煤层赋存特点、地形地貌，结矿井后期铁路装车站的设置需要，提出两处工业场地位置：即西南角黄土庙车站附近场地和中南部凉水井车站西侧场个方案。场地A：装车站位于黄土庙车站以东方案。场地位于西南部，靠近锦界，井下需要的大巷工程量较大，井 费用通风费用大大增加。其距离榆神府二级公路煤距离短，成本低，与榆神府公路联系方便。但该场地设铁路装车站时需对黄土庙车场地B：装车站位于黄土庙车站以西方案。场地位于凉水井西南角，锦界东1.2km，较场地C近7.4km，与榆神府公路联系方便。但位于境界以外，井巷工程量场地C：位于凉水井车站西北，处。该场地位于西（安）——包（头）铁路2.0km6.2km0.50km，与榆神府二级公路相接，北邻四卜树村。矿井铁路线可从凉水井车站出线。可以修建铁路线从方便有利于井下通风和井下，减少巷道工程量及后期铁路接轨两方面考虑，结合井下开拓方案，经综合比较后推荐场地C。AACB4-1工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即中部面工业场地的占地面积为60公顷，形状为矩形，长边平行于，长为800m，750m开采水平的确定及盘区划本共含3-1、4-2、4-3、4-4、5-2、5-3六层可采煤层，其中4-2、5-2煤层为主要可采煤4-34-4、4-45-2、5-25-342m、24m、13m、25m21m。从矿井的资源储量看，4-2煤占全资源储量的36％，5-2煤占全资源储量的28.6％，5-3煤占全资源储量的14％，而3-1、4-3、4-4三层煤仅占全资源储量的21.4％。根据各煤层赋存情况及煤层间距，全划分二个开采水平，一、二水平大巷分别布置在4-25-2煤层中。在后期3-1、4-3、4-4、5-3煤层中设置辅助水平采，将4-2煤划分为四个盘区即南一盘区、北二盘区、南三盘区、北四盘区。主要开拓4-22.98m50m和一条辅助大巷，共三条大巷。主运和助大巷沿底板掘进，回风大巷沿顶板进。大巷位于，沿倾向布置，巷道坡度随煤层而起伏，一般约为1°。根据确定的开拓方式，结合工业场地位置及高产高效综采工作面的开采需要，全带输送机大巷、一条辅助大巷、一条回风大巷。矿井开拓延伸及深部6°，2014°。时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、环节和设备，通风系统较复杂。开采顺盘区间采用前进式开采顺序，由靠近主、副斜井的盘区向边界推进，由近及远开方案比方案一：双斜井两水平开拓（井口在 ，双水平盘区式开采。此拓方案中，工作面推进长度不长，井下距离短，费用少。而且开采水平垂直深度较小,煤层平均深度108m，大巷布置在煤层中，沿底板掘进。主斜井采用胶带机连续19.014表土段：掘进断面：27.32㎡，掘进长度：169.48m,粗料石砌碹，支护厚度：690mm基岩段：掘进长度：264.55m，喷射混凝土，支护厚度：100mm19.020表土段：掘进断面：25.06㎡，掘进长度：119.87m,粗料石砌碹，支护厚度：400mm基岩段：掘进长度：201.74m，喷射混凝土，支护厚度：100mm20.086表土段：掘进断面：28.72㎡，掘进长度：392.24m,粗料石砌碹，支护厚度：400mm基岩段：掘进长度：640.97m，喷射混凝土，支护厚度：100mm4 4554-2（1.2.3.4.4-25.5-2煤方案二：双斜井两水平开拓（井口在西翼边界主、副井井筒均为斜井，回风井为斜井，布置在西翼边界，双水平开采。在此方案中，井下距离长，水平垂直高度较大，煤层平均深度155m。井口和铁路专线大巷均布置在煤层中，沿底板掘进。主采用胶带输送机，能力大；辅助4-3所示。1914表土段：掘进断面：27.32㎡，掘进长度：169.48m,粗料石砌碹，支护厚度：690mm基岩段：掘进长度：425.76m，喷射混凝土，支护厚度：100mm1920表土段：掘进断面：25.06㎡，掘进长度：119.86m,粗料石砌碹，支护厚度：400mm基岩段：掘进长度：330.31m，喷射混凝土，支护厚度：100mm20.086表土段：掘进断面：28.72㎡，掘进长度：392.24m,粗料石砌碹，支护厚度：400mm基岩段：掘进长度：1090.61m，喷射混凝土，支护厚度：100mm45 1454-3（1.2.3.4.4-25.5-2煤井下距离较短，平均水平垂直高度为108m，费用少。大巷布置在煤层中，沿底板掘进，回风巷沿顶板掘进，主斜井采用胶带机连续，能力大；辅助采用无轨胶轮车，爬坡能力强，机动灵活。具体如图4-4所示。191427.32㎡，掘进长度：169.48m,粗料石砌碹，支护厚度：690mm38.5表土段：掘进断面：49.0基岩段：掘进长度：66.32m，喷射混凝土，支护厚度：450mm20.086表土段：掘进断面：28.72㎡，掘进长度：392.24m,粗料石砌碹，支护厚度：400mm基岩段：掘进长度：640.97m，喷射混凝土，支护厚度：100mm4）大45 454-4（1.2.3.4.4-25.5-2煤方案四：双斜井两水平开拓（风井为立井，两翼对角式通风主、副井井筒均为斜井，布置在。两个回风井为立井，布置在两翼边 4-5所示。1914表土段：掘进断面：27.32㎡，掘进长度：169.48m,粗料石砌碹，支护厚度：690mm基岩段：掘进长度：264.55m，喷射混凝土，支护厚度：100mm2）38.5表土段：掘进断面：49.0基岩段：掘进长度：93.32m，喷射混凝土，支护厚度：450mm20.086表土段：掘进断面：28.72㎡，掘进长度：392.24m,粗料石砌碹，支护厚度：400mm基岩段：掘进长度：640.97m，喷射混凝土，支护厚度：100mm4）大45 454-5（1.2.3.4.4-25.5-2煤以上所四个方案中，水平数目相同，区别在于井筒位置，井筒形式和通风方式井和回风井井口都在，方案二工业广场、主副井和回风井井口都在西翼边。两方案相比，方案一井口位于，两翼煤炭储量基本平衡，煤层埋深较浅，井筒施工距离短，基建投资小，通风相比较容易。方案二井口离铁路线和神榆公路较近，方便，可以减少地面距及设备等费用，减少部分压煤，可以把出井的煤炭直接出去，无需太大距离的面；缺点是煤层埋深较大，增大了井筒掘进量和提升费用，井下煤炭距离较大而且后期通风线路长，后期费用较高。。采用并列式对于初期开采不需要较大掘进工程量，同时方案三四和方案一二进行风井Excel报表软件编制出方案一、方案二、方案三、方案四的粗略估算费用计算表，4-14-24-34-4。表4-1方案一双斜井开拓（井口在元基价元大巷表4-2方案二双斜井开拓（井口在西翼边界数量续表4-2方案二双斜井开拓（井口 边界数量吨基价元大巷 数量基价元大巷 数量（2个基价元基价元大巷 四个方案的粗略估算费用计算汇总（井口在中央西翼边界4-5（2）方案一和方案三其共同点在于两方案均采用并列式风井回风，不同点在于回风井Excel报表软件编制出对方案一和方案三进行进一4-6 主斜井井筒副斜井井筒回风井井筒开拓大巷暗斜井井筒 开拓大巷4-7数量00000000基价元服务年限基价元大巷4-8数量00000000000000000基价元服务年限基价元大巷4-9百分率百分率由对比结果可知，方案一与方案三的费用差别不是很大，综合经济、技术和安全矿井基本巷井矿井一共有三个井筒，分别为主运斜井、副斜井、回风斜井近机尾段铺设检修轨道。井筒断面为半圆拱形，净断面面积为19m²,倾角14°，表土层段掘27.32m²,20.15m²,4-54-6扶 主斜井表土段断面扶 主斜井基岩段断面300mm620.08m2,28.72m2,基岩掘进断面面22.95m2,4748。图- 辅助斜井（副斜井）表土段断面

图4- 辅助斜井（副斜井）基岩段断面排水管扶台内设两条排水管道，用于矿井排水。井筒断面形状为半圆拱形，倾角20°，净断面面积为19m2，表土层掘进断面为25.06m2，基岩段掘进断面为20.7m2，井筒断排水管扶台4-94-10各种硐 从地面至井工作面均采用无轨胶轮车连续，将胶轮车及设备检修设置在地面，井下设有主变电所、主排水泵房、水仓、材料硐室、井下消防材料库/调度室、等候室、矿井煤炭方式采用胶带输送机，井下不设置缓冲煤仓。辅助为无轨15~20m下涌水自流至井底水仓内，变电所及水泵房、水仓设在副斜井井底首采工作面附近两硐室各设置一条通道与4-2煤辅助大巷相连。主排水泵硐室管子道沿煤层平行于4-2煤辅助大巷布置，并与副斜井相连，且管子道平台高出主水泵房底板7m以上。清理次数，设计在水仓处设有两个沉淀池，并在沉淀池的出水口设置铁篦子。井下水容纳8h的正常涌水量，即2650m3。水仓清理采用FBZL16型井下防爆装载机清理。水仓4-10。4-114-11工作面设备额定功率的总和一般为5000kW左右，电压等级为1140V和3300V。将主变电所设置在地面，先经高压线路，将电能送至与采区地面位置相应的配电点，并经为满足有关规程要求，对经由地面线路引入井下的供电线路，必须在入井处装设避雷装置。由变电亭向井下敷设的电缆，要穿过内径为120~150mm的。为承担电缆主要开拓辅助大巷和主大巷基本沿煤层底板布置,，巷道坡度随煤层而起伏,一般1°左右。主大巷铺设混凝土底板，厚度100mm，辅助大巷铺设混凝土底板，厚度200mm。主、辅大巷均为锚梁网喷支护矩形断面，掘进宽度为5.4m，高为3.0m设16.2m2。辅助大巷和主大巷断面特征如图4-12和4-13锚网排距15m，2/1根布Φ1524-高强度钢树锚网排距15m，2/1根布Φ1524-高强度钢树脂锚Φ20-M22-顶金属网1块Φ20-M22-圆钢树脂锚Φ18-M20-帮金属网2块50×50mm-34×1Φ15.24-顶金属网1块4-136m3.7m22.2m220.3m2。4-14。锚网排距15m，2/1根布Φ1524-锚网排距15m，2/1根布Φ1524-高强度钢树脂锚Φ20-M22-顶金属网1块Φ20-M22-圆钢树脂锚Φ18-M20-帮金属网2块50×50mm-34×1此巷内有钢丝绳芯胶带机煤炭，并预留了必要时开入无轨胶轮车的宽度，断面需要满足一定的要求。不设人行道。 B1——煤炭大巷宽度b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道一般取500mm,盘区巷道一般取d1——胶带机宽度，d1＝1600+500d2——无轨胶轮车宽度，d2＝2200c——500mm，600mm。B1＝500＋2100＋2200＋600＝54002）辅助大 B2——辅助大巷宽度b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道一般取500mm；盘区巷道一般d1，d2——无轨胶轮车宽度，d1＝d2＝2200500mm。 +500＝5400200mm煤层的地质盘区煤层特南一盘区所在煤层为4-2煤，属凉水井一盘区位于组第二段顶部，煤层厚度0.80～4.20m，平均厚度2.98m，煤层倾角0~3°，0～30.06～0.75m，0.20m左右，岩性多为泥岩和粉砂岩，以中厚煤层为主，层位稳定，厚度变化小，结构简单，基本全区可采的稳定煤层。根据GB5751-86，各煤层均为不粘煤类。煤层硬度较大，普氏系数（f值）2.0-3.21.29t/m3。煤层硬度分类5-1： 煤层硬度分类普氏系数0.5-0.8-1.5-3.0-4.0-煤层顶底板岩层情通过钻孔资料、平巷掘进资料、掘进及回采过程中冒顶出露状况分析：顶底板具5-2。 煤层顶、底板特征厚度 煤层瓦斯及煤尘情0.027m3/min，相对瓦斯涌出量但是，4-2煤挥发分含量25％~40％，煤尘性指数为37.1，属强性，回采时必 煤层瓦斯及煤尘特征煤尘水文地100-150m3/h400m3/h。（4.50m（18.05m粒砂岩(3.80m)地质构凉水井位于榆神矿区东北部，内地层平缓，倾角不足1°，构造总体趋势为5.1.5地面情南一盘区对应的地面有几个较小村庄、几乎没有湖泊、河流，靠近南部边界有条盘区巷道布置及生产系盘区准备方式的确室车场，因此巷道系统简单；系统环节少，费用低，系统简单，设备、数量和辅本设计矿井大巷布置在煤层中，辅助采用无轨胶轮车，从而很好的解决了盘区准备方式存在的许多问题，如辅助、行人比较的问题。故采用盘区准备方式，以下盘区巷道首采盘区南一盘区位于大巷南侧，长平均4107m，倾向长平均4710m。盘区内划平巷宽5.4m，高3.0m；两平巷之间的保护煤柱宽30m，因此，各区段宽度为300m+30m+5.4m+5.4m=340.8m5-1。

5-1网支护，设计利用大巷作为盘区巷向南北两侧布置条带式采煤工作面，工作面胶带巷移交采煤工作面巷及回风巷均沿煤层采巷布置。生产过程中保留已采工作面的一条巷作为下一工作面的回风巷。为解决矿井的辅助问题，设计采用无轨系统作为矿井的辅助方式，为便盘区内回风平巷和平巷用宽度为5.4m的联络巷连接，平巷和大巷直接相连，并位于同一个水平；回风大巷、辅助大巷和主大巷直接和井筒相连接，不需要设置首采盘区为一盘区，然后开采二、三、四盘区。盘区采巷掘进，区段之间顺序开采，在保证一个工作面达产的同时，注意另一分带的准备，保证工作面的正常。在采50%盘区内各工作面采用U形后退式通风，系统简单，漏风小。内四个盘区生时，新鲜从副、主斜井经辅助大巷，通过盘区工作面进风运料平巷进入工作面，污风经盘区工作面顺槽工作面回风风桥进入胶带大巷再经风井排出地面；盘区，盘区内工作面平巷铺设B=1600mm的胶带输送机煤炭通过工作面溜煤眼大巷胶带机，集中到井底煤仓，由主斜井胶带提升至地面；带区内辅助采用无轨胶轮车，材料车地面材料库出来，经副斜井、辅助大巷、然后到工作面的进风运，盘区生产1°；一盘区斜井口的埋深不深，只有一百米，上覆如果发生了突水溃沙事故，需进行以下治理措施：1.井下设密闭墙或沙袋封堵泥沙流动通2.3.矿井投产时42101工作面的煤通过工作面刮板机运到工作面巷机和破碎机破碎后，经可伸缩胶带输送机及4-2煤大巷胶带输送机（即主斜井胶带输送机）提升综采工作面——胶带平巷——主大巷——主斜井——地面掘进煤由综掘机组配套胶带输送机将煤分别运到4-2煤大巷胶带输送机提升至辅助系点，中途不需要。具体路线如下地面材料库——辅运斜井——辅助大巷——辅助斜巷——辅助顺槽——工作面要进风巷，4-2煤回风大巷为总回风巷，采用“两进一回”的通风系统。综采工作面由工作面辅助巷及工作面带式输送机巷进风，工作面回风巷回风，形2BKJ-ⅡNO6/37局扇，以解决掘进中的通风需要。首采工作面42101工作面路线为副斜井（主斜井）——辅助大巷（带式输送机大巷）——42101工作面辅助平巷——工作面——42101工作面回风平巷——回风大巷——回风斜井——地面。通风系5-2。

5-2大巷掘矸石及工作面巷道与大巷立交处开凿风桥时产生的矸石采用无轨胶轮车，通过辅助大巷及副斜井运出地面排至排矸场堆放。地面箱式变电站——高压线路——盘区地面位置相应的配电点——钻孔高压电缆——井下变电所——盘区移动变电站——工作面。42101在42101工作面平巷和42101工作面回风平巷分别布置一趟4寸管路，在其旁边QX25-10-2.2型小水泵，使用一台，备用一台将水排入主水仓。排工作面——42101工作面辅助平巷——辅助大巷——辅助斜井——地盘区巷道掘进方计采用锚喷支护方式。对于工作面巷及回风巷由于服务时间短，设计采用矩形断面，及中部输送带将煤装入后面的运煤车内；运煤车将装入的煤度达到15m时，退机打锚杆，锚杆机可将锚杆彻底安装。10m。100m封闭或未封闭的联络巷，可以形成一巷进风，另一巷回风方式为压入式，用JBT62(28kW)风机串联JBT52（11kW）600mm。盘区生产能力及采出首采工作面为例计算：工作面长度300m，煤层厚度3.2m，采煤机截深1.0m，工作面工作制度采用“三八”483.0m330天。00

A330HLanC

H——采煤机割煤高度，3.0m；γ5-1得：0A3303.01.293001.0160.931065.7Mt0A——

AK1K2

K1——工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，因此取K2——1.1；5-2得：A11.15.76.27Mt=盘区实际采出煤量/盘区工业储量×100%（5-作面落煤损失，约占3%；盘区区段煤柱不可回收损失部分；顶煤损失；盘区断层保护煤南一盘区的工业储量为8880.64万t；盘区的煤柱损失为784.17万t；盘区工作面落煤266.41t；断层小，保护煤柱不计；煤层稳定，一次采全高，因此，顶煤损失量少。则盘区实际采出煤量为：7830.08万t。盘区采出率=7830.08/8880.64×100%=90%。根据《煤炭工业设计规范》规定：采（盘）0.750.80.85。盘区采出率符合《煤炭工业设计规范》规定。盘区车场选型设区车场，采用无轨胶轮车辅助，盘区回风平巷硬化，以便于无轨胶轮车的行驶。采用地面箱式变电站为工作面供电，电能先经高压线路，将电能送至与采区地面巷道掘掘进工作面个数及掘进设15000m1200m（3×350m，其掘进工11300m1:2。综合机械化掘进工作面设备配有：EBH/J-120型及EBH/J-150（横轴切割）半煤岩巷掘进机、SZQ11/800胶带机、SSP-1010/90可伸缩带式输送机、MQT－70锚杆钻机、BQX25-10-2.2小水泵、2BKJ－NO6/37局扇、MYZ-200探水钻等设备，为满足掘进局部岩巷的需要，同时配备ZMS-12B煤电钻、EZ2-2.0岩石电钻、MFB-100发爆器等掘设备。同时大巷掘进需配备P4型混凝土搅拌机，HPC-V型混凝土喷射机等锚喷设备。巷道掘进进度指斜井井筒（掘 100m/煤巷（综掘 500m/半岩巷（综掘 350m/岩巷（掘 120m/半岩巷（掘 200m/煤巷（掘 300m/硐室（掘 600m3/带区及工作面回采88.17%95采掘比例1:2，即，1个综采工作面、2个综掘面，满足矿井正常的采掘进15000m，形成工作面回采煤5.70Mt，掘进煤量5.7Mt，共计煤量6.27Ｍt，矿井万吨掘进率25m。矸石4200m31400m3。为此矿井每5600m31.1m3/kt。采煤工艺方盘区煤层特征及地质盘区主采煤层4-2煤层平均厚度3.25m，煤层倾角0~3°，煤层结构简单，为单斜构造。861.29t/m3。煤层瓦斯含量低，瓦斯涌出量也较小，为低瓦斯矿井。4-2煤尘性指数为37.1，属强性，回采必须采取降尘措施。自燃倾向性属易自燃30d。预计42101工作面正常涌水量150-300m3/h，最大涌水量400m3/h。6-1。 煤层顶底板特厚度 3.25m的煤确定采煤工艺出适应各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方93-97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的，需要等到再生顶板稳定后巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也32.2-3.5m,放煤比较，且放顶煤工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚为2.98m，赋存稳定，因此选择长臂后退式一次采全高回采法较合理，用全部跨落法处理采空区。回采工作面参工作面选择后退式回采，有利于回采巷道和通风。工作面推进长度为4070m，煤3.20m3.00m。综合考虑，综合以上几个因素最终确定工作面长度为300m，回风平巷宽5.4m，高3.0m；平巷宽5.4m，高3.0m；两平巷之间的保护煤柱宽30.0m，工作面沿倾向布置，沿5064m14个5m的护巷煤柱。根据准备中采煤机及其配套设备的尺寸，以及无轨胶轮车的尺寸，确定辅助斜巷16.2m²。均属于矩形断面。具体的支护方式，以及断面参数等，在后面的章节6.1

6-2DBT－Schitd255／550回采工作面采煤机、刮板输送机工作面破煤点有两个。一个通过采煤机附属设备破碎机破煤（安装于机尾侧，以便煤流顺利通过煤机底部另一个破煤点是经安设于桥式机内的破碎机完成破（矸能力强。则采煤工作面生产能力约为19841.4t/d，工作面采煤机开机率按80%，采煤机功率按0.5kW·h/t，则：

EickhoffSL1000无链液6-3。工作面刮板输送机选型需满足三个方面的要求，即能力与采煤机生产能力相适应；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；机长度与工作面长度相一致。采煤机生能力为: v——12M——B——γ——煤的体积质量η——3500t/h。 采煤机技术特项 单数型 制造厂 德国Eickhoff公采 截 滚筒直 装机功 牵引方 重载/空载牵引速度/ 煤层倾 牵引 机面高 125EX-8XP1 采用JOY公司生产AFC10刮板输送机。 刮板输送机技术特征项单数型AFC10JOY公司mmVt机选用DBT公司生产的522KW机，其技术特征见表6- 机技术特征123456DBT522KW,其技术特6-6。12345够很好的消除过载现象。因此，工作面选向割煤法，即采煤机往返一次割两刀。2.1～5.4m1.0m3m0.2m（机尾1.0m（机尾）后调换上、下滚