煤矿年产60万吨矿井初步设计

GraduationDesignofChongqingDesignofMalincoalminewhichyearlyproduced600,000tonnewmineinGuizhouUndergraduate:ShenPengFeiSupervisor:Prof.HuangMajor:MiningEngineeringCollegeofResoucesandEnvironmentalScienceChongqingUniversityMay 马临煤矿隶属于省习水县六枝工矿()，位于省习水县东皇镇，距县城4km，东北距重庆254km，南至贵阳361km。本次设计是针对马临煤矿年产60万吨矿井进行初步设计，矿井开采的上界以 m标高为界，开采下界以+950m标高为界。该矿井可采煤层为C8煤层，C12煤层。其中，C8煤层厚度为1.2~2.29m，平均厚度为1.82m；C12煤层厚度为0.7~3.72m，平均厚度为1.38m，设计煤层为C12煤层，设计采区为东一采区。煤层以W5勘探线分为东西两翼东翼煤层倾角为16°~18°，平均倾角17°；西翼煤层倾角14°~16°，平均倾角15°。设计矿井瓦斯相对涌出量为18.3m³/t,属于高瓦斯矿井，煤尘无爆设计采用斜井加单水平上山开拓；采用分列式通风形式；井田东西两翼C8煤层布置一个工田开拓；4、采煤方法和采区巷道布置；5、井下；6、矿井通风；7、矿井排

：矿井初步设计，马临煤矿，60万吨/MaLincoalminebelongstoXiShuiCountyLiuzhimining(group)ofGuizhouprovince,locatedinXiShuiCountyeasthuangtownofGuizhouprovince,4kmawayfromthecountyseat,254kmawayfromChongqingprovince,361kmsouthtoGuiyang.ThisdesignisaimedatMaLincoalannualoutputof600000tonsofmineinthepreliminarydesign,theupperboundofthemineexploitationto+1250melevation,thelowerboundofthemineexploitationto+950melevation.ThemineminableseamasC8andC12coalseam.Amongthem,C8coalthicknessis1.2~2.29m,averagethicknessis1.82m;C12coalthicknessis0.7~3.72m,averagethicknessis1.38m,designofcoalseamfortheC12coalseam,miningareadesignforthefirstminingarea.CoalseaminW5prospectinglineisdividedintotwowings,eastwingcoalseamdipAngleis16°~18°,average17°;Westwing14°~16°seamdip,average15°.Relativedesignofminegaspouringamountof18.3m3/t,belongingtothehighgasofthemine,Noexplosivedust,nospontaneouscombustiontendencyofcoalseamWithonelevelupthehilltodevelopdesign;Thecentralsuchventilationform;Minethingtwopointsandtwominingarea,aminingareatotheeast,thewestsideofthesecondminingarea,C8coalseaminaminingareadecorateaface,thefaceminingcanguaranteemineproduction;Miningsequenceusingminingarea,backinthearea;Tolongwallmining,miningprocessadoptsthecomprehensivemechanizedcoalmining.Thisdesigncontentisdividedintoninechapters:1,anoverviewoftheminingfieldandgeologicalcharacteristics;2,mineproductionscale;3,minedevelopment;4roadwaylayout,miningmethodandminingarea;5,undergroundtransportation;6,themineventilation;7,minedrainageandcompressedair;8,minesafety;9,mineenvironmentalprotection.:Thepreliminarydesignofmine,MaLincoal,600000tons/year,gasmine,thecomprehensivemechanizedcoalminingmethod. 井田概况及地质特 井田概 地质特 矿井生产规 井田境 井田储 时 井田开 概 煤层群的分组或....................................................................................... 开采顺 采区计 采煤方法和采区巷道布 采区概 煤炭系 采区准备和................................................................................................................. 采掘..................................................................................................................采煤工 井下和矿井提 井下设计要求的相关原始资 矿井.............................................................................................................................5.2.1方式和系统的选择决 采区设备的选择和验 矿井提 矿井通 矿井排水和压 概 矿井安 防止水 预防火 煤层自然发火性及防灭火措 粉尘防 矿山环境保 概 废 大 噪 生态的防治措 致 参考文 矿区和矿井的位置、交通概马临矿井位于省习水县东皇镇，距县城4km，南至贵阳361km，东北距254km106°10′30″~106°14′15″28°15′54″~28°17′14″。习水县境内尚无铁路通达以公路为主以习水县为中心向北经官渡、合（江）99Km，有三级公路与川黔铁（公）路相连。石豪至习水仅50km，赶水至石豪已建成煤炭铁路营运专120km236km经仁怀至遵义，另由温水向南94km可抵桐梓；向北经寨坝、柏林可达江津。赤水河流经矿区1.1。矿井的地形、地

1.1本区属大娄山系著名的尧龙山主脉的南西端，地形复杂，高山，但井田区内海拔高度 .84m，最高点在凳，最低点在朝阳洞气候、温度、湿度、雨量、雨季、旱季、气温23.2℃，最低月（12至次年元月）平均气温零下2.3℃。年平均气温13.1℃。485.9mm91.6mm，年平均降雨量为1142.2mm，总的是夏季多暴雨，入冬则细雨绵绵，间有霜冻，属带温湿主要河流、湖泊、水库、等的分入朝阳洞经暗流汇入赤水河。在两叉河上游构筑有东库，面积0.63km2，库1050万m3，可供当地工农业及生活用水。本地区的史、结冰期、冻土期概根据国家建设部、质量监督检验检疫2001年7月20日联合发布的《矿区和矿井开发史及近区内废弃老窑甚多，尤以C8号煤层开采最多。开采最早者为原马临煤矿一（PD1500m156m。停采原因多属遇老窑积水，开采巷道过长，不便，通风不良而引起瓦斯及顶板塌陷等原因。目前在矿区范围矿区所在地农业、工业、矿业概况及原材料供给马临矿井位于省习水县东皇镇距县城4km该区域农业开发历史悠久，经济类作物有苎麻（出名、花生、竹笋等。煤炭开采不但是当地的重要来源同时还为当地提供了就业机会，生活用水和工业用水来源，电供给系统及通信情8对。矿井范围内的地层情①二叠系上统龙潭组76.98～108.64m87.34m。②二叠系上统长兴组③三迭系下统夜郎组6.38m（Q6～10m。井田范围内外的主要地质构皱和呈北东---南西向延伸的、规模不大的断层外，构造甚为简单。地层作北（245°团山堡背斜分布于井田西部轴向近东西向东于8～10号勘探线间，1500m50m，两翼对称宽缓，北翼地层倾角9°～13°，南翼11°～15°，横切面呈较协调的圆弧形。核部地层为P2C，两翼依次为T1y2、T1y2和T1y3。态十分相近向斜在井田内延长1200m，北翼地层倾角14°～18°，南翼10°～17°，轴部地层为T1y3，两翼分别为T1y2、T1y2和P2C。煤层赋存状况及可采煤层特井田内含煤地层为二迭系龙潭煤组，厚76.98～108.64m，平均厚87.34m，该灰岩组成。含煤25～32层，总厚5.21～11.43m，平均9.18m，含煤系数10.20%，C12（C4层（C5、C7、C113.62～5.75m4.57m。C80.05～1.2m厚的水云母粘土岩夹矸，将其分二分层，0.20m1.202～2.29m1.82m。C12煤层：为本井田内结构较简单的薄—3.72m1.38m1～60.05～0.6m夹煤层厚 煤 层 编 距数

平夹 均厚 倾性角

顶 底

2

稳 定较

1～

矿（St，d（Aad（ad27.44MJ/kg～29.60MJ/kg，各煤层1.2。顶底板岩石性质、厚度、特C81m10m1～4m6.0m。局部见炭质泥岩伪底，间接底板为P1m层石灰岩。矿井水文地质条长兴组主要为中厚～厚层状石灰岩厚50～61m局部地段岩溶较发育，均分布于井田之外。本井田C12煤层紧靠茅口灰岩，该含水层对C12煤层的开采C8和C12煤层。由于C8煤层至该顶界最大厚度73.85m，最小41.39m，平均59.57m。而C8煤层顶板冒落带最大高度2.29～4.58m，导水裂隙带27.33m，虽然其上方有含水层，但不会导致顶板含水层的水进入矿井。井田内小煤矿和老窑分布广老窑及目前生产的小煤矿之水成为矿床充水因一，在今后巷道开拓及开采时应十分注意。30m3/h75.2m3/h。煤层瓦斯情况、煤层性、煤层自燃②煤层性：煤尘无煤质、牌号、用途和主要用矿井勘探的总体本区由省地质矿产局一O二地质大队完成勘探工程，在16km2勘探范1112个，坑道（生产井和老窑）1710个工程质量普遍良好该队提供《地质报告经省储委以黔储决10批准，可以作为矿井设计依据对勘探程度的评的水文地质等，获得了较丰富的水文地质资料，基本查明了该区水文地质条件，可以作为设计的依据；为矿区供水水源和井下生产用水了方向。地质报告中的遗留问题及其处层透气性系数、抽放半径及瓦斯梯度等参数；同时应该对C12煤层的开采只能采井田四周边界名称描向宽1.0km，面积4.5079km2，开采深度为 井田境界确定依行划分，井田境界范围图见图2.1，开采标高±350～ 图 确定后的井田参 最大长度是6200m；最小长度是5100m；平均长度为5200m1070.88m113.5m；西翼平均倾920.00m井田能否拓展，储量能否增矿井地质资源量的计25°0.8m，根据任务书所给煤层平均倾角，东翼18°16°，属于缓倾斜煤层。③水平划分：根据《煤炭工业矿井设计规范》第3.2.4条规定：开采缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200～350米，而本设计井田开采下界为+950m，开采上界 60°，故采用平面投影图方法分块段估算储量。在煤层底板等高线图上，将AutoCAD软件中的area命令，求出各QMdS/S——块段平面面积（m2——块段的平均煤厚d——煤层容重（t/m3——煤层倾角。

图 C8编C8C8号角值mt123456789合计C81379.28t111b122b676.58万t，标333702.70万t.设计因再乘以一个厚度系数λ1=hr1/ 其中λ1——煤层厚度系hr1——C8hs1——矿井实际C8C8ZC8=1379.28×1.70=2344.78万C12编C12C12C12号值m123456789合计111b、 C12煤层地质储量为1086.74万t其中标111b122b1013.82万t标号33372.92万t。考虑的任务书所给煤层厚度及原矿井资料所给煤层厚度，因此λ2：λ2=hr2/ hr2——任务书所给C12hs2——矿井实际C12则根据任务书所得矿井C12ZC12=1086.74×2.39=2597.31万那么由上述计算可知：该矿井总地质储量为ZC=ZC8 .31=4942.09万t2.4ZgZ111bZ122bZ333式中：Zg——矿井工业资源储量，Mt；Z111b—

k——可信度系数，取0.7~0.9，地质构造简单，煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7，根据本矿实际条件，地质构造中等，煤层赋存较0.8。 .82×2.39+(702.70×1.70+72.92×2.39)×0.8=4667.4万安全煤柱的留设种类、煤柱计算和总煤柱损失计30m。则矿井的边界煤柱量：1040.00m780.00m。平均总倾斜长度为1040.00÷cos14°+780.00÷cos18°=1892.00m .00×30×3.1×1.6=182.9万t； .00×30×3.3×1.6=194.7万t182.9+194.7=377.6万t10m的断层，故不需留设矿井设计资源/储量的Zc=4667.4-377.6=4289.8万矿井设计可采储量的计本矿井+950m水平采用斜井开拓，主斜井布置在灰、深灰色薄层状泥岩中，③水平煤根《采矿工程设计手册多水平煤柱宽度取20m设计矿井为单水开采，因此也不需要留设水平煤柱。

Zk(ZcP)C

Zk—矿井可采储量，万Zc—矿井设计储量，万P—矿井开拓煤柱损失，万C—矿井采区回采率，根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，矿井采区回采75%80%85%。Zk=4289.8×80%=3431.84万设计任务书给定的矿井设计生产能力或自定的矿井生产60万吨/①矿井设计年产量：60万吨/②矿井设计月产量：5万吨/③矿井设计日产量：0.18万吨/矿井设计配产后的年产量、月产量、日产C8、C12煤层兼采，即C8煤层布置首采采煤工作面。66万吨/年，所以有：①矿井设计年产量：66万吨/②矿井设计月产量：5.5万吨/③矿井设计日产量：0.2万吨/矿井设计服务①T—

TZk/(AK

Zk—矿井可采储量，万t；A—设计年产量，60万t/a；K—1.3计算得：T=3431.84/（60×1.3）=43.99年，取T=43满足《煤炭工业矿井设计规范》45~90万t/a40第一水平服务年限T=3431.84/（60×1.3）=43.99年，取T=4360t矿井（15°～30°）20330d，每天三班作业，其中两班采煤，一班准备及检修。8h16h。矿井采煤工作面和掘进工作面的工作方矿区内相邻生产矿井开拓方式概述和评东煤磺矿均开采C8、C12煤层。各矿与马临煤矿之间均有保安煤柱。相邻矿影响本设计和矿井开拓方式选择的主要因马临矿井位于省习水县东皇镇，距县城4km，东北距重庆254km，南至361km。106°10′30″~106°14′15″，15′54″~28°17′14″，习水县境内尚无铁路通达，以公路为主。以习水县为中心，向南西，（临）合（江）93km可直达合江，属煤炭营运线的长江口岸码头。向东经温水、石豪至赶水99Km，有三级公50km120km236km经仁怀至遵义，另由温水向南94km可抵桐梓；向北经寨坝、柏林可达江津。赤水河流经矿二叠系上统龙潭组76.98～108.64m87.34m。二叠系上统长兴组82.78m为浅灰绿色块状泥灰岩组成，平均厚6.38m。（Q6～10mC80.05～1.2m厚的水云母粘土岩夹矸，将其分二分层，1m10m1～4m。C12煤层：为本井田内结构较简单的薄—3.72m1.38m1～60.05～0.6m。可采及局1.6m0.4～6.0m。局部见炭质泥岩伪底，间接底板为P1m层石灰岩。18.3m3/t；煤层性：煤尘无；长兴组主要为中厚～厚层状石灰岩厚50～61m局部地段岩溶较发育，均分布于井田之外。本井田C12煤层紧靠茅口灰岩，该含水层对C12煤层的开采C8和C12煤层。由于C8煤层至该顶界最大厚度73.85m，最小41.39m，平均59.57m。而C8煤层顶板冒落带最大高度2.29～4.58m，导水裂隙带27.33m，虽然其上方有含水层，但不会导致顶板含水层的水进入矿井。30m3/h75.2m3/h。在井田方向的或靠近位置使井田两翼可采储量基本平衡这样大巷的费用最低，同时在生产中能保持两翼均衡生产和采区的正常底车场及主要大巷位置的选择统一考虑。广泛提出开拓储量中心，利于配产、、通风和开采系统布置，减少生产经营费用。尽量少界沟通，使方便。井筒或平硐应尽量避免穿过流沙层、较大含水层、较厚的冲积层有煤与瓦斯突出的煤层以及较大面积采空区和大断层以避免施工，石流、滑坡及森林火灾的。该设计矿井井田境界矿井开采标高+950m～m。考虑到井田区域的地形地貌，且煤层长度比较大，煤层又为两翼式，故考虑采用以斜井为主的开拓方案Ⅱ——方案的分析、选择、方案Ⅰ——主斜井井口标高设置 水平，副立井井口标高设置 水平，m开拓回风大巷，主斜井和副立井分别延伸到+910m、+960m标高，开拓3个采区开采。方案Ⅱ——

主副斜井井口布置 m水平，主斜井延伸到+920m水平。副斜井+950m水平开拓阶段大巷在 m开拓回风 m水平井田沿轴部布置回风大巷，采用上山开采。3.2方案Ⅲ—— m水平，副平硐井口布置在 到C8C12煤层矿井自上而下分一个水平但是采用上下山开采方式在 m水平井田沿轴部布置回风大巷，采用上山开采，分3个采区开采。方案Ⅳ——考虑到煤层平均倾角为16°，打立井会大大减少开拓长度。在 m水平开拓主副立井，开拓至+920m水平后，开拓主要石门，井底车场。在 m水平开拓回风石门与回风立井经过回风石门连

3.4输送机时能力大，副立井辅助提升能力、通风能力大的优点，并避免了副斜并且不具有下山开采问题缺点是斜井施工井筒长度较长而且石门较长，图可知，平硐距离过长，费用昂贵、风阻很大，具有上下山开采问题，且下其他方案，后期经济费用比较高。18°16°，井下涌水量较大，而且存在下行风的问题，不安全，故不适合用选定最佳开拓方车场简单，可以采用带式输送机，可进行连续，缺点是斜井井筒长度比方案Ⅰ副立井长，管线敷设，通风也相对，方案Ⅰ就大大的缩短了石门的设备、采区上山的掘进及提升费用等也基本相同，回风大巷及回风平硐的名名 支护形积 （元（万元1主斜 2副立 3回风 喷射混 4石 5井底 喷射混

单 费土

掘进断 支护厚掘进断 支护厚 工程名 支护形积 （元（万元1主斜 2副斜 3回风 喷射混 石 5井底 喷射混 土 方案Ⅱ/Ⅰ方案水层的，斜井井筒可作为安全出口，一旦发生透水事故人员可迅速。因井筒形式和数 m水平，主斜井延伸到+920m水平，副斜井在+950m水平开拓阶段大巷，在 m水平井田沿轴部布置回风大巷，采用上山井筒位置、坐标、井筒上下高程和井筒长 855m，落平标高＋920m； m107°00′21°，斜785m，落平标高＋950m； .000mY= mZ= m250m阶段数目、垂高、斜长、范 300m16°300/sin16°=1088.4m④阶段范围：在井田范围内，阶段以煤层m底板等高线为上界，以煤层+950m底板等高线为下界。开采水平名称、位置、数目、标高、开采 +950主要石门长度、数量、断面形状和尺3.3所示：序 断面形 优缺 适用范

圆弧

1）确定巷道净宽度由条件和查《煤矿安全规程》图表7-2-24分析，选用ZK7-6/250架线式电机车，长：4500mm，宽：1060mm，高：1550mm；查《煤矿安全规程》图表7-2-33选用固定箱式矿车MG1.1-6B，载重1.0t，长：2000mm，宽：880mm，高:1150mm.6131.m拱壁间综合矿井项目双轨的主石门巷道取人行道宽1000mm根据行侧设备与拱壁间综合矿井项目双轨的主石门巷道取行道宽500mm《6141.0tb1300mm两电机车之间的距离为： 其中：a——行侧宽度，500mmA1——设备的最大宽度，1060mmc2）确定拱高h0 3）确定巷道壁高h3a、按照设备上缘至拱壁最小安全间隙要求确定hR2R2(hA/2b 2h3hhc

式中h——g轨面起至车辆上缘高度；R——半圆拱半径，取1950mm；hc——底板到轨面高度；hb——底板到道渣面高度hbb2——轨道（输送机）b2B/2c13900/21530R2(hA/R2(hA/2b 2A1——电机车最大宽度A11.5t6-1-1，但是由于道岔选择，钢轨规30kg/m，再结合道床参数表，取：h=1550mm，R=1950mm，h

h3155

A1410h3R2R2(Rh31800+hb

jj处巷道有效高度不小于1800mmj100mm，一般取j=200mm。故h3

410(Rn)2(Kb2c(Rn)2(Kb2hhh

式中n——导电弓子距拱壁安全间距，取K——导电弓子宽度之半，K=718/2=359mmb2——轨道中线与巷道中线间距b2B/故h32000410h3

3900/21530d、管道装设要求确定h3式中式中h5——道砟面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取h5h7——管子悬吊件总高度，取h7b2轨道中线与巷道中线间距，b2B2c1m——导电弓子距管子间距，取m=300mm；故h3180090022e、1.6h3式中hb——底板到道渣面高度

C'——为设备上缘与拱内侧的距离，取 设备最大宽度b2——轨道中线与巷道中线:b2B

3900h3

220h3h3=1800mm.

h01800220 .3600mm井底车场（或井口车场）的 存车线和主要大巷 平行 立式折返式 甩车场

本矿斜井井筒倾角16°，又属单水平开采的中型矿井，故提升量较大，再结合3.6煤层群的分组

3.6山，大巷布置在C12煤层的底板岩石中，这种设计费用会降低，并且能适应施工方便利用区段石门布置采区中部车场辅助环节少由于倾角较小时，石门过长，掘进工程量大，不容，故此中开采方法一般用于倾角大于15°～层区段平巷之间采用区段石门进行联系同时为了便于轨道和中部车场的布大巷和总回风巷的位置、数目、长度、断面形式和在+950m水平煤层东西翼分别布置轨道大巷、皮带机大巷，C8煤层顶板为1m，最大10m左右。该顶板的完整性较好，机械强度比较高。底板为泥岩、粘土岩、1～4m。C12煤层顶板为含有硫铁矿的粉砂岩和细砂岩，局1.6m，顶板的完整性较好。底板为粘土质硫铁矿，块状构造。厚度0.4～6.0m。围岩整体较稳定，采用锚网支护。大巷的断面形式选为半圆拱形。大巷的断面形式和尺寸与主石门相同；回风大巷的布置与大巷布置基本相同总回风大巷布置在 m标高，采区划本设计井田采用采区式划分，共赋存可采煤炭两层：C8C12煤层，14°18°16°。设计主采煤层为一个水平，并以W5勘探线将水平分为东翼、西翼两个采区，采区平均长度2600m150m，适合综采，作业控制容易，调度方便。采区编号及长度见表3.5及图3.7采区编号 西二采

3.7选择

类型名 采用材 使用情 优缺浆砌体

不用

差整体 混凝

金属网等

3.7推荐的经验数

井壁厚度混凝土 缸 注：1.混凝土强度等级不低于本表适用f=4400mm100mm。井筒断面形状和尺3.8所示。 断面

优 缺 适用范

3拱

其它结构稳定能承受多 井筒布置及井筒装①井硐布置应综合考虑井硐围岩性质、生产能力、方式、通风安全等因输、通风、管线等布置的要求，满足施工需要；有利于井筒检修、、清扫和

DJI5050-8/30型波状挡边

副斜

主石 布置矿

井筒延伸，前期工程应采取的必要措意可能发生的情况。井底车场形式的确定，说明其理井巷工程量小，建设投资省；便于；生产成本低重车线位于直线上，调车错车方便，开拓工程量小，无折返，调车方便并且Qmc——井底煤仓有效容量，t；0.15~0.25——0.25；A——A=1818t/d故井底煤仓容量为Qmc=0.25×1818=454.5t

3100mm。3‰的流水坡度。矿井最大涌水量为3750m3∕d，最小为1419m3∕d，正常涌水量为2400m3∕d。本1000m3/h以下时，主要8h的正常涌水量，即：Q

故：Q=8×100=800m3。井底车场的布0.5~1.0列车。各车线连接方式：车场在主副井均向一侧甩车，并利用大巷作为主斜井的存车线，左右翼以绕道连通，调车比较方便。选定必要的井底车场机电硐室和其它硐由于大巷采用蓄电池电机车，应设蓄电池电机车修理硐室、变流室4800mm200mm，人行侧为3‰②为了节约空间，井下材料库全部采用壁槽式，壁槽式库房的壁槽设置在2m4m2，并在库房的通道与库房连接处设置齿型阻波墙。库设置两个出口：一个出口作为材料及行人；另一出口布置在材料库回风侧，铺设轨道运送材料。0.2m有向外7‰的下坡库硐室长度为5m采用砌碹支护方式地面砌筑混凝土并铺设木地板。井底车场主要巷道和各个硐室的支护方式和材料的选井底车场布置在二叠系下统茅口组（P1m）沿井田方向的开采顺在阶段范围内从井田开始沿煤层划分采区为了减少初期工程量，减少初期投资，尽快投产，沿煤层的开采顺序为采区前进式。根据采区内具体情况，井田内采区均采翼布置，这样矿井通风阻力小、距离短。设计16°18°，西翼的平均倾角为沿井田倾斜方向的开采顺C8煤层，然后采C12煤层。采区内也是先采上面的区段，然后采下面的区段。第一水平煤层配采措施常配采的煤层保证生产能同采采区数和采面1。开采顺序为8101工作面→8102工作面→……。采区计东一采区作为首采区，采区顺序为：三两控制情况及计100m，岩层集中大巷掘过超过采50m，可将该采区的可采储量纳入计算。本设计准备煤量指采区上（下）山和集中平巷所包围的煤量即已经准备准备煤量范围内，由已掘出的回采巷道（区段平巷、区段回风平巷、开掘出工作面的回风顺槽开切眼回采煤量也就一个区段的可采煤量Z1(S'H1Mr10-3P'式中Z1——开拓煤量，万

S'——煤层已开拓的长度

H1——采区平均斜长，东翼M——煤层平均厚度，C8煤层平均厚度为3.1m，C12煤层平均厚r——煤的容重，1.60t/P'——开拓煤量范围内的地质损失，50万P"——开拓煤量可采期限内不能开采的煤量，22万C——采区回采率，厚煤层不低于75%，中厚煤层不低于80%，薄85%C8Z1C8=（1360×720×3.1×1.60×10-4－50－22）×0.8=330.9万Z1C12=（1360×720×3.3×1.60×10-4－50－22）×0.8=356.1万2ZSH1Mr10-32式中Z2——准备煤量，万S——采区平均长度H1——采区平均倾斜长度

M——煤层平均厚度，C8煤层平均厚度为3.1m，C12煤层平均厚r——煤的容重，1.60t/C——采区回采率，厚煤层不低于75%，中厚煤层不低于80%，薄85%准备煤量：(C8C8煤层开拓煤量即可Z2=1300×720×3.1×1.60×10-4×0.8=371.4万Z3S2hMr式中Z3——回采煤量，万S2——采区内区段沿煤层方向的长度h——采区内区段沿煤层倾斜方向的长度，东翼

M——煤层开采厚度，C8煤层平均厚度为3.1m，C12煤层平均厚r——煤的容重，1.60t/C0——工作面回采率，中厚煤层工作面回采率为0.95，薄煤层工作0.97。Z3=1300×150×3.1×1.60×10-4×0.95=91.8万tT开拓Z1式中：T开拓——Z1——移交时的开拓煤量，Kt；C85.5a，C125.9aT准备Z2式中：T准备——Z2——移交时的准备煤量，万t；A——矿井年设计生产能力，万t/a。T回采Z3式中：T——Z3——移交时的回采煤量，万t；A——矿井年设计生产能力，万t/a。3～514～6个月，经过计算，“三量”满足要求。设计井田附近的生产矿井采煤方法的现状和评区内废弃老窑甚多，尤以C8号煤层开采最多。开采最早者为原马临煤矿一（PD1500m156m。开拓方式多为平硐开拓方式，少数为斜井开拓。停采原因多属遇老窑积水，开采巷道过长，不便，通风不良而引起瓦斯及顶板塌陷等原因。目前在矿区范围仍继续开采的有铜白煤矿、小井均和矿井上部边界相连。上述煤窑开采对目前马临煤矿开采无安全。选择设计矿井的采煤方4.1所示：

通常具有较长的工作面，一般为120～180m200m以上。

壁式采煤法又分为长壁采煤法和倾向长壁采煤法，如表4.2所示

3.5—5.0m厚煤层。系统较复杂，设备费、费

回采工作面顺煤层布置，沿煤12°以下的煤

设计的东一采区平均长度为2600m，如使用倾斜长壁采煤法开采会增带区煤仓数量，不易于煤炭的与调度，且东一采区内煤层平均倾角为17°，不宜使用带区开采。故选择长壁采煤法。投产采区的位置、边界、范C8煤层。东一采区北以井田边界为界，南以井田+950m水平，上界为水平，平均长度2560m；平均倾斜长度780m。两翼各划分为5个综采工作面，共十个综采工作面。根据煤巷掘进实际煤层厚度统计，采区2.1m～3.8m3.1m16°～18°17°。投产采区的地质煤层情况以及与整个矿井资料不同之处的补投产采区位于矿井东翼，东翼倾角16°～18°，平均倾角17°，东翼采区的煤投产采区的储量、生产能力和服务年①投产采区C8煤层地质储1024.4t（即储量划分块段7，8，9，10，C120.8t，水平隔离煤柱(只有一个水平，煤柱为0)，采区煤柱（长1050m，煤柱为10.7万和回风上山保护煤柱（回风上山两侧各留20m保护煤柱，42.8万吨。那么采区设计储量Zc=2123.9-179.1-10.7-42.8=1891.3万t，开拓损失煤量P=42.8+10.7=53.5万式中Zk——矿井可采储量，万Zc——矿井设计储量，万P——矿井开拓煤柱损失，万

75%80%85%。Zk=（1891.3-53.5）×0.8=1470.24万60万t；T=Zk 式中：T——A——投产采区生产能力，60万Zk——投产采区的设计可采储量，1470.24万t；K——1.3。故东一采区服务年限区段划设计采区东一采区平均长度为2560m，平均倾斜长度为780m；采区内C8、C12煤层均采用综合机械化采煤工艺。根据《采矿工程设计手册（上册》990页，关于采区煤柱留设：采区边界煤10~20m（20m煤柱5~20m，厚煤道大巷、皮带机大巷在C12煤层底板，回风上山在C8煤层中，因此只在专20m上（下）山煤柱。根据设计矿井投产采区的实际条件，不留设水平煤柱（只有一个水平，北边界留设30m宽的井田边界煤柱，东边界留设30m宽的井田边界煤柱西边界边界留设10m宽的采区煤柱煤柱，

薄煤 中厚煤 厚煤

小煤柱开 无煤柱开 查《采矿工程设计手册》962页、1210页：综合机械化采煤工作面的长度，150～220m。L[H2qB(n1)L12n

L——H——采区倾斜长度q——采区上下边界预留煤柱宽度B——n——区段数目，5个L1——区段平巷宽度，5m计算得：东一采区L=150m②区段斜长hhLb式中h——区段斜长L——b——区段平巷、回风平巷斜宽之和B——区段煤柱斜宽，采用沿空留巷，因此无区段煤柱。区段倾斜长度h=160m5；A0LV0M

式中A0——工作面生产能力L——V0——采煤工作面年推进度M——煤层厚度——煤层容重，t/m3C0——工作面回采率，中厚煤层工作面回采率为0.95，薄煤层工作面0.97。V0=日循环进度×设计年工作日×正规循环0.90.8mV0=330×0.8×4×0.9=950.4m/aC8煤层A0=150×950.4×3.1×1.60×0.95=67.2万t/at/a万t/a150m采区上山布18.8m3t，属于高瓦斯矿17°17°。C1（3.3m且煤层间为泥岩、粘土岩、泥质粉砂岩，如果使用三煤山上（上山，轨道上山在C12煤层中，回风上山在C8煤层中，开采C8煤层的时候因为煤层间的距离短，会对C12煤层的巷道产生较大的采动影响，安全因素不高，对巷道的比较所以不适合如果使用两煤一（上山轨道上山在C12煤层中，离短，会对C12煤层的巷道产生很大的采动影响，对巷道的比较，所以掘进工程 工程难 煤炭损 很 较岩层上山，受采动影响小，巷道程量小，费用少

煤层上山受采动影响大，工程量较大，费用

煤层上山掘进快，约能 较24m，且中间层较稳定，开采C12，C8煤层的回风上山采动影响较小，岩层上山虽然能力大，稳定性好，C8C12C12煤层底板岩层中，且与煤层底板间的法线距离为轨道上山13m，上山10m，上山比轨道高10～15m30m。b、巷道掘进工程量少，费用低②三条上山具体详述1)轨道上山布置在岩层中平均距煤层底板13m，倾角为17°，布设两条轨道。轨道上山主要担负矿井的矸石、材料设备及进风任务。采区轨道上山采用绞平材料、设备转运及矸石。采区上部通过采区回风石门与回风大巷连接，下4.1。2）上

4.1上山主要担负采区的煤炭任务。上山布置在轨道上山左侧，与其水平距离30m，距煤层底板10m位置处。布设胶带输送机和轨道一条。上山与集中平巷通过区段溜煤眼相连，下部与采区煤仓相连，通过煤仓和大巷联系采区上山采用铸石槽箱刮板输送机运煤断面形状为直墙圆拱形，锚喷支护，主要用于各水平煤炭，下部通过采区煤仓与各水平大巷联系。断4.2。图4.2上山断面形状C8煤层中。巷道断面一般采用直墙3.5m3.9m12.34m2，满足通风要求。区段平巷布采用沿空留巷技术，本区段平巷作为下区段回风平巷使用，掘进坡0.5%577EBH-132区段巷道主要为煤巷，采用锚杆支护，支护的破碎地段采用砌碹或金属采区车场布

分 优缺 适用条场场场

车辆顺当；调车方便；回风向运作；调车时间长；能力岔点断面大，不易；两；工程量省，调车简单量小，；

8°的甩车场代替由于采区轨道上山、上山均布置在煤层底板的岩石中，回风上山布置4.3。4.317°4.4采区下部车场是指采区上山与阶段大巷联接处的一组巷道和硐室的总称。采区上山布置铸石溜槽和轨道上山进行辅助，采区下部车场的基本4.7所示。车场形 优缺 适用条

顶 卧 大巷 立 绕式底 卧 石

车方便；绕道条件较差，影响护较大，煤仓较 较

煤层倾角大于12°， 煤层倾角大于12°，大巷距上山12°，存车线较长，立12°，轨道上山提前下点距大巷较远时采用12°，轨道上山提前下12°，轨道上山提前下 环形绕 装

三 岔 向 站式顶 单

不影响大

矿车井底车场为折返式时采用12°，大型矿井底卸式矿车井底车场为环形式时采用12°，大型矿井底卸式矿车井底车场为环形式时采用12°，大型矿井大巷运两岩一煤上山布置，在+950m水平大巷上部，可以选用绕道装车站式底4.5。4.5采区煤由于上山与大巷有一定的高差，采区煤仓可以采用垂直圆形煤仓。圆形煤仓受力性能好，断面利用率高，施工方便，便于，不易堵仓。4.8

30

100上

50

100

200

300

大于设计东一采区煤仓容量为300t采区煤仓是连接上山和大巷或石门或绕道，具备一定容量，能够实现煤炭和放出的硐室，有时是指将采的煤暂时并转运到大巷设备上的机械设备。本设计采区采用垂直圆形仓，因其断面利用率高，不易形成储煤死角，便于和施工，能保证巷道布25m4堵塞。采曲线斗仓。采区联络巷①采区上山与区段平巷的联采区上山位于岩层中，区段平巷位于半煤半岩当中，上山与区段平巷通过采区车场和石门相连。第一区段的区段平巷作为第二区段的区段回风平巷④采区最下一个区段的区段平巷与采区煤仓的联由于采区最下面的区段的平巷比采区煤仓低，石门不能直接与煤仓连接，所以要掘一条斜巷与采区煤仓连接，将最下一个区段的煤炭运送到采采区硐绞车房的位置选择在围岩稳定、易的地点，满足绞车房施工、安装和提升要求的前提下，应尽量靠近变坡点，以减少巷道施工量有利修护，因此布置在C12煤层底板岩层中。断面设计成半圆拱形，用混凝土或者锚喷砌筑。绞车JKY2.3/2.3B700mm，右侧950mm4700mm800mm,2350mm，3150mm6米，支护方式为锚喷支护通风条件好的地方并位于采区用电负荷中心故放在大巷和回风大巷之间，100250mm0.3%的坡度，以防且矿车运行速度较快，把钩工在此次有一定的。为了消除这些，应该在轨道上山的下部布置一把钩房。把钩房的设置不仅消除了这些，而且也给把煤炭系采煤工作面→区段平巷→溜煤眼→采区上山→采区煤仓→+950m水矸石、材料设备系①材料设备系副斜井→+950m轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区上部车场→部车场→+950m水平轨道大巷→矿井副斜井串车提升。采区通风系副斜井（新鲜）→井底车场→+950m水平轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区中部车场→绕道→工作面区段平巷→工作面（污浊） m水平总回风大巷→回副斜井（新鲜）→井底车场→+950m水平轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区变电所→（污浊）→采区上山→ m水平回风大副斜井（新鲜）→井底车场→+950m水平轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→绞车房→（污浊）→ m水平回风大巷。采区供电系+950m水平大巷（6kV）→东一采区轨道上山→采区变电所→低压（1140V）→分送采煤工作面配电点、掘进工作面配电点、采区上山机和采采区供排水系采区下部车场水池→采区轨道上山→采区上部车场→工作面回风平巷→采区排水系统：工作面废水→区段平巷水沟→区段轨道石门→采区轨上山水沟→+950m水平大巷水沟→水仓采区准巷道掘进速度，应根据矿井或类似矿井所达到的巷道掘进速度，施工队4.9所示：

半煤 半煤 岩岩2.有煤和瓦斯突出的煤层巷道掘进速度，应采用0.8进行修正根据4.3.1950.4m79.2m，那么在开掘岩石巷道的时候选择凿岩台车机械化作业即可满足进度要求；在上山、轨道上山布置在岩层中，为岩石巷道；回风上山、区段巷道布置选择，回风上山、平巷和轨道区段巷道的月掘进速度为150m，上采掘4.2.318.818.8年内的顺序只需考虑投产采区东一采区内的回采工作面即可。现在列出绘制回采工作面四年内的顺序安排表。在绘制顺序表之前现将东一采区的工作面编号采区内划分5个区段，10个块段采区采翼布置规定以采区上山所在区域为中心线其以（北）数字偶数（2、4、6、8、10）表示；1、23、4工作面属同一区段。用数字表示工作面号。表4.10、图4.6分别写出了（东一采区）工作面编 东一采区 东一采区 东一采区

4.6本设计矿井的采煤方法采用长壁采煤法，后退式采煤。综合考虑结合此次设计的条件，选定综合机械化采煤工艺。综采工作面采滚筒采煤机割煤，采用MFTY300/730—1.1D双滚筒采煤4.11所示：mfm量台5V Q采60HBvTK式中H——采煤机最大采高，取B——v——电牵引采煤机牵引速度r——K——采

255.36t/h，满足生产要刮板输送机采用SGZ630/220SGZ630/220m2×110/55机采用SZZ-764/1324.13SZZ-764/132设计长 输送 链

型 功 电 破碎机采用PCM1004.14PCM100电动 功V可伸缩胶带输送机采用S—100/2614.15S—100/261mV 化，随时调整摇壁的高度，防止割飘或啃底，以免造成大溜不平，顶溜或采当采煤机运行至端头（尾）5米时，必须降低速度，由一名控制前滚筒调高按钮，另一名在端头架内观察指挥，当前滚筒巷道半个滚筒时，采滚筒采煤机在运行过程中为了操作安全煤尘少装煤效果好，前滚筒沿顶板割煤，后滚筒沿底板割煤，并有一定的量，以增加采煤机对底b4.7中a、b、c、d所示：

4.7浮煤在推溜时靠铲煤板装入机运出。选择决定回采工作支护方式、类型、材料、参①支架是控制矿山压力的基本回采工作面支架必须具备两个特征：煤层赋存条件相适应，支护断面与通风要求相适应，支架与采煤机、输送机根据井田相邻矿井矿压显现规律及成功使用的实际情况，本次设计P9.8Sh

P——S——支架支护的顶板面积，m2，支架长×宽=4.833×1.420=6.86——顶板岩石视密度h——冒落带岩石的高度（直接顶厚度，m；hMM 2MK1 1.51M——采高，m；确定为K——P(2~4)9.8SM取中间值即P39.8SMcos2P

综采工作面选用ZY35—17/35型支架。工作面端头应力集中区配备端头板。支架、泵参数分别见表4.16、表4.17： ZY35—17/35支撑掩护式支架生产厂 郑州煤机支架高 煤层厚 中工作阻 煤层倾 初撑 支护强

支架中心 项 单 数型 Vne式中n——工作面支架数目，取整数L——e——架中心距n150/1.5=100100

1/4～1/3，搞好工作面两端头处的支护综合考虑各因素，选用端头支架对工作面两端头加强支护±5011机112ZY35—21选择决定采煤工作采空区处理的方式方法、设备、器为了好回采空间，保证生产正常进行和作业人员及设备的安全，除对采800mm800mm1.6m选择采煤工作面的循环方式和劳动组织、作业方3.1m计生产能力为600kt/为了提高综采的设备效率应该在保证设备的和保养的前提下，力求增加生产时间，因此本工作面的工作制度采用两采一准的作业方式，即三八工作制，这种循环方式能充分利用工作面的空间与时间，增加机80%4.204.5 单 数1米2米34米5t6个47t8%9人4.84.81212割煤2448246 242412胶带机121212111 电44 钳55664411 总 井下设计要求的相关原始资设计矿井原始资料A=60万t/330③层赋存条件：C83.1m，C123.3m，煤层东翼倾角16°~18°14°~16°；1.60t/m3，低中灰、低挥发分、低硫～高硫、高发热量的无18.3m3/t，为高瓦斯矿井。煤尘无性，煤层无自燃发火倾向；⑥采煤方法和采煤工艺：长壁采煤法，综合机械化采煤工艺井筒提升设计主要依据和相关原始资矿井实际生产能力：66万t/a主斜井提升方式胶带输送机煤炭辅助方式机车人员，电机车和绞车提升材料。33016h8h矿井方式和系统的选择决①方主斜井原煤方根据开拓方案和采区式开采布置，结合矿井井型及距离等实际状况，主斜井原煤方式为胶带。辅助方本次设计辅助包括矸石及材料和设备的，采用轨道方式+950m水平大巷及采区石门方担负+900m水平以上的辅助材料、设备的提升和人员，因提升量不大，但单件提升重量较重且担负人员提升安全系数安全较大采用单钩。②系煤炭系东一采区煤炭流向：采煤工作面→工作面巷胶带机→溜煤眼→运煤上山胶带机→采区煤仓→胶带机大巷→+950m水平煤仓→主斜井胶带运矸石系在矸石装车站，装入1t固定式矿车，通过水平大巷，运至排矸卸载站，再经材料设备系主斜井及水平大巷材料设备分别配备材料车及平板车人员系由于主要平巷的长度超过1.5km，故上下班时应采用机械人员，人井下方式多种多样，有胶带、轨道、胶轮汽车等，具体选用什么方式应根据矿井的基本条件来确定。井下系统主要有运煤系统、运料系统、人员输送系统、排矸系统。各个大巷矿车的选型及数量计轨距3.05t底卸式、5t600、3t底卸式、3t600、1t项 单 1t固定式矿型 t1t1t

1）任务：煤炭、矸石、材料、人员矸石量：13万运量Q=13000/330调车时间：采区装车及井底车场调车时间合计线路平均坡度：i3‰1t600mm

轨矩（mm）外形尺寸（mm）牵引速度（km/h）粘着质量（t） 3t电机车型号：ZK3379/250Q 1.075a(wq

Pn=P；P——g——重力加速度，m/s2,取g=9.8q——电机车撒沙起动的粘着系数，取q=0.24a——列车起动加速度，m/s2，一般取a=0.04m/s2；ωq——0.0135；i——线路平均坡度，取3‰。Q≤3×9.8×0.24／〔1.075×0.04+(0.0135+0.003)×9.8车组中矿车数nn

式中Q——重车组质量，t；qq0——矿车质量q0=0.595tN=31.47／（1+0.592）≈20(个20

T2L

L——平均运距，1.75km；v——25(yi(yid

式中Fd——长时制牵引力α——1.1；ωy——0.009；P——3t；id——N28.2／（1+0.592）≈17(个17列车制动时速度按机车长时运行速度，列车制动度按下式计

bl式中：b——制动度Q 1.075a(qid

Pn=P；P——g——重力加速度，m/s2,取g=9.8q——电机车撒沙起动的粘着系数，取q=0.24a——列车起动加速度，m/s2，一般取a=0.04m/s2；ωq——0.0135；i——线路平均坡度，取3‰。N41／（1+0.592）≈25(个2617采区设备的选择和验①回采工作面设备的选K1=V运/V链V 式中：V链——工作面输送机链速，64.2m∕min；V采——采煤机平均牵引速度，7.2m∕min；Q运 K——0.4左右；K2——1.5；K3——煤层倾角和方向的关系系数，取0.7。Qm=60×3.1×0.8×8.3×1.60×0.4=790.42t/hQ运②主斜井，上山带式输送机类型、规格选主斜井原煤选用JI5050-8/30型波状挡边带式输送机（最大倾角30°皮 机的小 量Qk1A1.1560000130t/

d

330由于本机距离长，选取胶带机胶带运行速度为2.5m/sB

QQ 36000.17370.936000.17370.9 同时B2amax2002300200K——断面系数，K及带宽B有关，K值见采矿7-2-16；——tm3v——带速——速度系数，见矿工程设计手册第七篇第二章第一节表7-2-根据计算结果，选取胶带机ST800，P=160kW，L=600m,s=800N/mm，带宽B=800mm。由于本机距离长，选取胶带机胶带运行速度为2.0m/sQQB

0.05

0.0536000.173736000.17370.92.0 同时B2amax2002300200根据计算结果，选取胶带机带宽B=800mm皮带机大巷设备的选型和计胶带运行速度为2.0m/s。选取胶带机带宽B=1200mm。驱动电机轴功率：PM1160kW。 F2min≥Fu×eμΦ1=70752.5×3.511

a0(qBqG8(h/

8

auqB空载分支：Fmin≥8(ha)min

3308

24828.3N，则胶带最大张力为Fmax= 输送带带强计算Fmax

DTⅡP=160kWL=500m,m提升设备的选型计需，因此，它是中小型矿井的主要提升方式，一般用于井筒倾角小于25°的能耗优点。但是，它需要全程铺设，且需配备装、卸载设备及煤仓。通用型18o的斜井提升；当采用深槽大倾角25o；6021°DJI5050-8/30型波状挡边吨煤能耗优点。经计算（详细计算见5.2.3，满足要求。矿井通风设计的基本数本矿井为高瓦斯矿井，其相对瓦斯涌出量为18.3m3/t；煤尘无，煤选择矿井通风井的布置方式，主要通风机的工作方法，通风网络和控制设施的总称。按进回风在井田内的位置不同，通风系统可分为式，对角式，混合式，①并列式：出风井与进风井大致布置在井田，由主井兼作回风井专设风井。适用于煤层倾角较大，不长（一般小于4km左右，投产初期尚末设置边界安全出口，且自然发火不严重的矿井。②分列式：进风井与出风井大致位于井田的。适用于煤层倾角较小，长度较大的中型矿井，投产初期多采用这种通风方式。比并列式安全性要好工业广场地无噪声及回风的影响在井动线路为折返式，线路长③两翼对角式：进风井大致位于井田，出风井位于沿倾斜浅部点与并列式相反，比分列式安全性要好，但初期投资大，建井期较长。⑤混合式：进风井与出风井三个以上的井筒按式与对角式混合组成。其中有分列与对角混合式。并列与对角混合以及并列与分列混合矿井距离很长以及老矿井的改扩建和深部开采限较久，跨度较大，故选择采用分列式通风。选择和确定通风系更是有利于与对瓦斯的管理，也适用于矿井长，开采面积大的矿井。主要通风机因故停止运转时，井下压力提高，比较安全。严重的条件下使用。当主要通风机因故停止运转时，井下的压力降低。该方式在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物管理，漏风较大。力，适合矿井的需求。但通风管理，一般新建矿井和低瓦斯矿井不宜6.1。6.1计算和确定矿井总进风 式中:Q——矿井总供风量，m3/min；N——矿井通风系数，包括矿井