1、采礦工程山西某某煤礦1.2Mta礦井初步 TOC o 1-3 h z HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840686 前言vii HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840687 目錄viii HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840688 摘要x HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840689 Abstractxi HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840690 第一章井田概述和井田地質特征1 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840691

2、 第一節礦區概述1 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840692 第二節井田地質特征2 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840693 第三節煤層的埋藏特征8 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840694 第二章井田境界與儲量12 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840695 第一節井田境界12 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840696 第二節地質儲量的計算12 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840697 第三節可采儲量的計

3、算13 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840698 第三章礦井工作制度與生產能力14 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840699 第一節礦井工作制度14 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840700 第二節礦井工作制度與服務年限14 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840701 第四章井田開拓16 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840702 第一節井田開拓方式的確定16 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840703 第二節

4、達到設計生產能力時工作面的配置18 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840704 第五章礦井基本巷道與建井計劃20 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840705 第一節井筒、石門與大巷20 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840706 第二節井底車場21 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840707 第三節建井工作計劃22 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840708 第六章采煤方法24 HYPERLINK l _RefHeading_Toc2648407

5、09 第一節采煤方法的選擇24 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840710 第二節確定采（盤）區巷道布置和要素25 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840711 第三節回采工藝與勞動組織25 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840712 第四節采（盤）區的準備與工作面接替32 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840713 第七章井下運輸33 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840714 第一節運輸系統和運輸方式的確定33 HYPERLINK l _Ref

6、Heading_Toc264840715 第二節運輸設備的選擇和計算34 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840716 第八章礦井提升38 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840717 第一節主井提升38 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840718 第二節副井提升42 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840719 第九章礦井通風與安全45 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840720 第一節風量的計算45 HYPERLINK l _RefHeading_

7、Toc264840721 第二節礦井通風系統和風量分配48 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840722 第三節計算負壓與等積孔48 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840723 第四節選擇礦井通風設備51 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840724 第五節安全生產技術措施53 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840725 第十章經濟部分58 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840726 第一節礦井設計概算58 HYPERLINK l _RefHeadi

8、ng_Toc264840727 第二節勞動定員和勞動生產率59 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840728 外文資料63 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840729 致70 HYPERLINK l _RefHeading_Toc264840730 參考文獻71摘要本次設計是為了開采潞安嘉義森煤礦2號和6號煤層。設計圖紙七張，說明書十章。根據采礦工程的需要和特點，重點設計為第4章、第6章和第9章，其他設備如井底車場、井下運輸和提升設備僅作一般選型計算。伊森煤礦位于該省沁源縣。汾(陽)屯(柳)公路從井田中部穿過，南至同蒲鐵路平遙站北30公

9、里，南至交口55公里與秦縣太焦鐵路相接。這個礦井的運輸很方便。本井田煤層埋藏淺，地勢總體西高東低，煤層傾角3-4。這個礦區有多層煤。本次設計僅考慮2號和6號煤層。2號煤層平均厚度為6.65米，6號煤層平均厚度為7.62米，煤層無爆炸和自燃傾向。礦井瓦斯較低，2號煤層相對瓦斯涌出量為3.7m3/t本井田劃分為兩個采區，采用斜井開拓方式，開采工藝采用落后綜采一次放頂煤機械化采煤法，采用“四六制”作業制度。工作面的設備包括雙頭可調雙滾筒采煤機、滑動支架、柔性刮板輸送機、破碎機、掘進機等。頂板采用滑動支架管理，采空區采用全跨度法管理。該礦設計年產量為120萬噸，采用一套綜采來滿足產量要求。礦井運輸大巷

10、采用膠帶運輸為主，礦車運輸為輔，礦井通風采用軸流風機分中抽出式通風方式。第一章概述了外達井田的地質特征。第一節礦區概述1.礦區的地理位置和交通條件:沁源縣六安嘉義鑫煤業，位于沁源縣北部王河鎮后溝村，行政區劃屬王河鎮管轄。汾(陽)屯(柳)公路從井田中部穿過，向北30公里可達南同蒲鐵路平遙站，向南55公里在交口與秦線太焦鐵路相接。礦井交通便利(見交通位置圖)。2.礦區工農業生產建設:礦區沒有村莊。后溝村位于中央井田西緣，人口約1000人，大牲畜約68頭，耕地面積200畝。它們大多分布在井田內的溝谷邊緣。大部分地區是山地荒地，樹木很少，主要是雜草叢生，東南邊緣部分地區是灌木叢。這個地區沒有工礦企業。

11、3.礦區供電基本情況:礦井采用35kV雙回路供電，一路35kV電源引自距離工業場地8km的賈莊35kV變電站35kV母線段，另一路35kV電源引自距離工業場地7km的吳家莊110kV變電站35kV母線段。4.礦區水文剖面圖:該地區的地表水屬于黃河水系。一般來說，山谷里沒有水流或小溪。雨季下大雨時，雨水短時間匯集，沿山谷向西南流入古寨村附近的龍鳳河。龍鳳河向西流至介休匯入汾河，汾河向南在河津匯入黃河。5.礦區的地形和氣象:這個地區是大陸性氣候。據沁源氣象臺觀測記錄，7、8、9月為本區多雨月份，降雨量最小463.3mm(1972年)，最大蒸發量861.6mm(1975年)，最小蒸發量1306.7m

12、m(1983年)，最大蒸發量1609.6mm(1972年)。春天雨雪少，夏末秋初雨水多。1月最低氣溫37-38，平均零下6.5，7月最高氣溫18.7，年平均氣溫18.7。11月開始結冰，次年3月解凍。凍土最大深度為750毫米(1976-1977年)，最小深度為370毫米(1972-1973年)。該地區夏季多東南風，冬春季多西北風，最大風速21.0m/s。第二節井田地質特征1.井田位置、勘探程度和地質層位井田位于太岳山，地表為山地侵蝕地貌，溝谷縱橫，地形十分復雜。總體地勢北高南低，最高點在井田南部的侯家山上，海拔1637米，最低點在井田中北部的山谷上，海拔1466.7米，相對高差176.3米，屬

13、中低山區。井田周圍的地質層位如下:1.中奧陶世峰峰組(O2f)主要為深灰色厚層狀灰巖和角礫狀泥質灰巖，平均厚度168.64米2.中石炭統(C2b)峰峰組平行不整合，厚度39.78-45.95米，平均43.43米，主要為鋁質泥巖和粘質泥巖，夾薄層灰巖和煤層。底部有結核狀、塊狀黃鐵礦的鐵鋁巖逐漸變為粘質泥巖、鋁質泥巖，即“G層鋁土礦”。上部以泥巖和粉砂巖為主，夾1-4層薄灰巖或泥灰巖、鈣質泥巖和1-2層薄煤層，大部分煤層不可采。3.上石炭統(C3t)連續沉積在下伏地層上，是井田內主要含煤地層之一，厚113.66米，由粗至細粒砂巖、泥巖、石灰巖和煤層組成。下部為穩定的可采煤層9號+10號和11號煤，

14、中部主要為三層淺海灰巖，位置穩定，厚度變化不大，上部主要為粗至細碎屑巖，夾黑色泥巖和薄層鈣質泥巖，還有一層相對穩定的可采煤層(6號煤層)。4.下二疊統(P1s)礦區主要含煤地層之一與地層呈整體接觸，厚度48.32-53.78米，平均51.59米，主要為灰色、灰白色應時長石砂巖、灰黑色粉砂巖、黑色泥巖、炭質泥巖及3-4層薄煤層，富含植物化石碎屑，具水平層理和脈狀層理。其中，1號煤層斷層以北、2號和3號煤層以南的整個區域都是可采的。5.下二疊統下石盒子組(P1x)連續沉積在下伏地層上，層厚104.51米，根據巖性組合可分為上段和下段:下段(P1x1)從K8砂巖底部到K9砂巖底部，厚度為38.62-

15、44.12米，平均41.53米，主要為黃色中粒砂巖夾灰色和深灰色泥巖，夾黑色泥巖和薄煤層1-3層。上段(P1x2)9砂巖底至K10砂巖底，厚度58.62-66.91米，平均62.98米；K9砂巖底為灰白色、黃綠色應時長石砂巖，中部為灰色、綠灰色泥巖與粉砂巖互層，局部夾富含植物化石的薄粉砂巖。砂巖帶為灰色、黃綠色中粗長石應時泥質砂巖，向上變細，逐漸變為細砂巖，上部為灰綠色細砂巖，與粉砂巖互層，夾灰色鋁質泥巖及紫色、灰綠色雜色泥巖薄層。6.上二疊統上石盒子組(P2s)與下石盒子組連續沉積。根據其巖性特征，可分為下、中、上三段。該區僅保留下段下部地層。下段(P2s1)井田內出露的K10砂巖厚度為13

16、2.28-172.18米，平均141.63米，底部K10砂巖為灰色、灰白色、黃綠色中細粒砂巖，底部為細礫石。由灰綠色和紫紅色混合粉砂巖和泥巖組成。7.四元(Q)本井田覆蓋層以第四紀黃土為主，為中更新統地層(Q2)。2.含煤地層的主要地質構造上石炭統(C3t)和下二疊統(P1s)是井田的主要含煤地層，描述如下:1.上石炭統(C3t)是本區主要含煤地層之一，平均厚度113.66米，根據沉積環境和含煤性的不同，可分為三段:(1)組(C3t1)下段砂巖K1底至灰巖K2底厚37.13-41.32米，平均39.53米，主要由細粒陸源碎屑巖組成，包括9+10和11個難處理煤層。(2)群中部(C3t2)從K2

17、灰巖底部到K4灰巖頂部，厚度為41.24-46.86米，平均44.18米，由三層穩定的灰巖和中細粒砂巖組成。7號煤層和8號煤層均為可采煤層。底部是K2石灰巖。(3)上段組(C3t3)從K4灰巖頂部到K7砂巖底部，厚度為27.06-33.18米，平均29.95米，由黑色泥巖、粉砂巖、中細粒砂巖和煤層組成。從K灰巖頂部到6號煤層底部:厚14.36米。主要為泥巖和粉砂巖，夾K5砂巖。6號煤層頂部至K7砂巖底部:厚14.14米。由黑色泥巖、粉砂巖、泥巖和一層煤組成，煤層厚度為7.62米，為主要可采煤層。2.下二疊統(P1s)從K7砂巖底部到K8砂巖底部，厚度為48.32-53.78米，平均51.59米

18、K砂巖平均厚度為2.11米，為灰白色、灰色中粒至細粒長石應時砂巖。3號煤層沉積在K7砂巖的古地理景觀上，3號煤層為沼澤分流灣沼澤形成的泥炭沼澤相。3號煤層頂部至2號煤層底部的距離為13.14米，主要為灰黑色泥巖和粉砂巖，夾一層中細粒砂巖。2號煤層頂部至1號煤層底部的平均距離為25.00米，主要為灰黑色、黑色泥巖和粉砂巖，2號煤層為可采煤層，厚度為6.65米3.井田水文地質條件礦區地表河流主要為后溝河，屬大型沖溝。雨季流入古寨西南龍鳳河，屬黃河水系。由于隔水層的存在，且在礦區南部邊緣，對礦井開采影響不大。礦區的含水層從上到下有:1.第四系礫石孔隙潛水含水層第四系全新統Q4和上更新統Q3分布于礦區

19、山谷中。其巖性為灰色砂質粘土、亞粘土礫石層和礫石層。他們的厚度變化很大，他們的地平線不穩定，取決于地形。該層具有良好的透水性和含水性。由于其良好的大氣降水和地表水補給條件，當埋藏較厚時，可成為地下水豐富的多孔潛水含水層。2.上石河組底部裂隙含水層(K10砂巖)砂巖含水層相對穩定，多為透鏡體，巖性為黃綠色、淺灰綠色、中細粒、厚層狀應時長石砂巖。埋藏較淺時，風化裂隙、節理發育，部分含卵石。鉆井消耗量為5.5m3/h，一般鉆井消耗量在0.5m3/h以下，泉水流量為0。因此，該層為弱裂隙含水層。3.K8 K9下石盒子組砂巖裂隙含水層砂巖含水層位于1號和2號煤層上方，K8是直接充水的煤層。巖性為灰白色、

20、灰綠色、黃綠色厚層狀應時長石砂巖，多為鈣質膠結，裂隙稍發育。鉆井消耗量在1.00m3/h以下，一般在0.2-0.5m 3/h之間，因此，該含水層為弱裂隙含水層。第四組，石灰巖(K4、K3、K2)巖溶裂隙含水層K2灰巖是9號+10號煤層的直接充水含水層，也是該組的主要含水層。其巖性為深灰色、致密、硬而脆的石灰巖，一般含燧石層和透鏡體。厚度2.50-10.00米，平均厚度7.05米，分為兩層，上厚下薄，中間夾0.35-2.00米灰黑色泥巖和粉砂巖。石灰巖稍發育，局部發育。鉆耗一般在1.00m3/h以下，鉆孔單位涌水量為0.009L/s.m，水位標高為1305.42m，屬弱富水裂隙含水層。5.中奧陶

21、統峰峰組灰巖巖溶裂隙含水層奧陶系地層出露于礦區之外的西部，峰峰組灰巖是該區煤系地層下伏的主要含水層，可作為下組煤(9+10和11)開采的主要威脅。巖性較純、致密、易碎，裂隙發育程度隨埋深減小。本井田位于埋藏較深的地區，因此裂隙發育程度相對較弱。上段以石灰巖為主，厚度約63.00m，下段以泥灰巖石膏為主，為相對隔水層。鉆井時沖洗液消耗量一般在0.5m3/h以下，井田南部4.5km處2010號孔抽水試驗裝置涌水量為0.0035L/s.m1號煤至O2含水層的間隔水層由鋁礬土泥巖、粉砂巖、泥巖、應時砂巖等致密巖層組成，一般厚42.73米。該段應時砂巖致密、堅硬，裂隙不發育，防水性能好。11號煤上方的含

22、水層在垂直方向上與O2含水層沒有水力聯系，沒有斷裂。峰峰組下段泥灰巖石膏層隔水層僅在詳查區74號孔發現。石膏層厚78.86米，深灰色，灰白色。以深灰色塊狀石膏為主，含不規則纖維狀石膏，局部呈斑片狀，多與泥灰巖交織。核心比較完整，所以是相對隔水層。二號煤至K4灰巖之間的水層由致密的粉砂巖和泥巖組成，一般厚76.40米，具有良好的防水性能。在沒有斷裂和陷落柱穿透的情況下，垂向使2號煤穿過上部含水層，與K2含水層無水力聯系。由于2號煤上方的砂巖含水層中有較厚的粉砂巖和泥巖，且各砂巖的含水不強烈，所以2號煤上方的砂巖含水層之間在垂直方向上沒有水力聯系。井田正常涌水量為210.00/天，最大涌水量為38

23、0.00/天第3節煤層埋藏特征1.煤層的數量、厚度和間距1.含煤性本井田含煤地層主要為上石炭統和下二疊統。該組平均厚度51.59米，含煤3層，總厚度2.81米，含煤系數5.4%。含煤性的總特征是煤層厚度小，變化大。1號煤層局部可采，2號煤層穩定可采。該組平均厚度113.66米，含煤9層，總厚度9.66米，含煤系數8.5%。總的特點是煤層層數多，可采厚度的層數少，但可采煤層厚度較大。6號煤層是本區的穩定可采煤層。2.可開采煤層該區主要可采煤層為二組6號煤層。批準的采礦和可采煤層描述如下:1號和2號煤層位于該組中部，距1號煤層約31.62m，煤層厚度6.50-6.75m，平均6.65m，頂板為粉砂

24、巖，底板為泥巖，結構簡單，不含矸石作為測點依據，屬全區可采煤層。2號和6號煤層位于上組，煤層厚度7.10-7.90米，平均7.62米，距2號煤層平均距離約25.86米，為較穩定可采煤層。煤層結構簡單，含0-1塊矸石。頂板和底板多為粉砂巖和細砂巖。顯示測點所屬的整個區域。可采煤層特征列表年齡煤層數字煤層厚度煤層間距石頭包裹體層穩定性可使用性頂板巖性底板巖性最小-最大最小-最大平均值(米)平均值(米)26.50-6.756.6531.6234.12-36.970相對穩定可恢復的泥石泥石組六7.10-7.907.6235.8660.22-63.760相對穩定可恢復的粉砂巖細粒砂巖3.煤層圍巖性質2號

25、煤層頂板多為泥巖或粉砂巖，泥巖約占60%，厚度一般為1.70-3.20米，巖性以灰黑色、深灰色為主，裂隙不發育，淺部為風化裂隙。據煤礦調查，當頂板為泥巖時，形成穩定性差的頂板，當頂板為粉砂巖時，可達到中等穩定性。底板多為泥巖或粉砂巖，泥巖占60-70%，厚度2.20-3.50米，無底鼓現象，一般可形成中等穩定的底板。6號煤層頂板多為粉砂巖和泥巖，粉砂巖占70-80%。極少量細粒砂巖和粉砂巖厚度為2.30-5.50米，泥巖厚度為1.80-2.50米，裂縫不發育，一般構成穩定性差的頂板。底板為泥巖，厚度1.20-2.00米，無裂縫，構成穩定性差的底板。4.煤的性質和種類一、煤的物理性質各煤層以半亮

26、型煤為主，有半暗型煤帶。構造薄帶主要在中間帶，鏡質體、絲炭和粘土礦物在帶內呈稀疏線理、透鏡狀不均勻分布，局部還夾有黃鐵礦結核。該結構是分層的和巨大的。光澤是強烈的玻璃光澤。顏色是黑色的。脆性大，裂隙發育，斷口呈鋸齒狀。1號煤層的視密度為1.30t/m3，2號煤層為1.35t/m3，6號和9號+10號煤層為1.40t/m3，11號煤層為1.45t/m3。第二，煤氣2號煤層絕對瓦斯涌出量為0.21m3/min，相對瓦斯涌出量為3.70m3/t，絕對CO2涌出量為0.27m3/min，相對CO2涌出量為4.8 m3/t，評價等級為低瓦斯礦井。三、煤塵和煤炭自燃井田內各煤層測試結果:根據省煤炭工業局綜

27、合測試中心2003年2號煤層煤塵爆炸及煤自燃傾向性測試結果，火焰長度大于400mm，最低含粉量85%，煤塵有爆炸危險；吸氧量為0.8793cm3/g，自燃等級為一級，為易自燃煤層。自燃期為6個月。2006年6號煤層測試結果顯示火焰長度50mm，最低巖粉用量60%，煤塵具有爆炸性。吸氧量為0.4928cm3/g，自燃傾向性為二級。屬于自燃煤層，自然發火期為9個月。4.煤的風化和氧化井田周邊各煤層均有不同程度的出露，煤炭受風氧化，煤質變差。根據沁源詳查勘探成果，圈定了煤的風氧化邊界:煤層露頭水平推進50m。五、煤質特征及工業用途根據BG/T15224 (1，2，3)-2004中煉焦浮煤的分類標準。

28、2號煤層是一種低灰、低硫、極低磷、高熱值、粘結性強的煉焦煤，是一種優良的煉焦煤。6號煤層屬于低灰、低硫、極低磷、發熱量中等、粘結性強的煉焦煤，可作為動力煤和煉焦配煤。第二章礦區范圍和儲量第一節井田狀態1.礦區周圍的坐標如下:北緯36 582437 0005。東經:112 1116112 1247。井田拐點坐標左右(6區):1、X=4097395 Y=196060022、X=4097395 Y=196082103、X=4094764 Y=196082104、X=4093877 Y=196063265、X=4096187 Y=196063266、X=4096187 Y=19606002井田形狀為不

29、規則多邊形，南北長2640-3560米，東西寬1860-2180米，面積6.16平方公里，開采標高1050-1580米。2號和6號煤層被批準開采。2號煤層視密度1.35t/m3，煤層厚度6.50-6.75m，平均6.65m，6號煤層視密度1.40t/m3，煤層厚度7.10-7.90m，平均7.62m。第二節地質儲量的計算礦區面積6.16km2，煤層傾角:4。根據規程要求，估算地質儲量如下:井田傾角小于15，因此采用水平地質塊段法估算資源/儲量。估算公式:Q=SMD/10000。其中:Q資源量/儲量；百萬t；s水平投影面積，(m2)；m塊體的平均厚度，m；D表觀密度，t/m3。對于2號煤層:q

30、= smD/10000 = 61600006.651.35/10000 = 55.31對于6號煤層:q = smD/10000 = 61600007.621.40/10000 = 65.71井田總地質儲量:Q=55.31+65.71=121.02第三節可采儲量的計算按10%的比例，工業場地、豎井、井田、河流、湖泊、建筑物等永久煤柱損失。應預留:P = q10%；計算可采儲量的公式為:Z=(-P)C式中:P工業場地、豎井、井田、河流、湖泊、建筑物等中保留的永久煤柱的損失。C采區回采率，取0.8。Z=(-P)C=121.0290%0.8=87.13第三章礦井工作制度和生產能力第一節礦井工作制度礦井

31、正常工作制度對礦井管理和生產的正常高效運行至關重要。根據煤炭設計規定，該礦年工作日定為330天，凈提升時間為16小時。關于工作制度，每班完成的循環次數應為整數，即每個循環不能跨班完成，否則不便于工序間的銜接，施工管理也有難度，不利于實現有規律的循環作業。采用“四六”工作制，三班出煤，一班檢修。第二節礦井工作制度及服務年限1.礦井生產能力礦井生產能力是礦井建設中最重要的問題之一。生產能力的確定是否正確，直接關系到企業的投資和經濟效益。因此，有必要進行認真深入的調查研究，確定礦山的生產能力。根據實際情況、井田邊界、煤層賦存條件、煤炭需求及生產需要和設計任務書，該井田年產量確定為120萬t/年。2.

32、礦井服務年限的計算礦井的生產能力和服務年限是衡量一個礦區發展的主要因素。它的大小反映了一個礦井的開采程度。它不僅影響一個礦山的技術經濟效果，而且影響整個礦區乃至國民經濟的發展。如果礦井生產能力確定過小，其服務年限可能過長，導致已探明煤炭資源大量積壓。反之，生產能力過大，則可能造成礦山長期達不到設計產量或生產分散，更新換代過緊，礦山服務年限過短，礦山很快報廢，機械設備無法發揮應有的能力，造成投資大，利潤小。而且使用壽命太短會影響其他行業的協調發展。因此，條例規定了大、中、小礦山服務年限與生產能力和服務年限的關系:P=Z/(AK)類型:P礦井服務年限，aZ 礦井可采儲量，萬噸(Z = 87.13M

33、噸)。a-礦井設計生產能力，1萬t/年。K儲量儲備系數，一般取1.4。礦井服務年限:P=87.13100/1201.4=51.86(a)那么，P=51.86年符合大型礦井設計規范的有關規定。中國礦井類型及服務年限見表3-2-1。表3-2-1中國各種井型礦井及服務年限井類型設計能力(百萬噸/年)礦井服務年限異常/特別大3.05.060大的1.22.450中間0.450.940小的第四章井田開拓第一節是井田開拓模式的確定1.確定開拓方法的主要原則。1.確定豎井的形式、數量和配置，合理選擇豎井和工業場地的位置；2.合理確定開采水平的數量和位置；3、布置大巷和井底車場；4.確定礦山開采程序，接管開采水

34、平；5.進行礦井開拓延深、深部開拓和技術改造；6.盡量簡化生產系統，盡量減少礦井工程量；7、盡可能提高機械化程度，提高生產效率，實現安全高效；8.投資少，建設周期短，見效快。2.開發計劃的確定1.工業場地位置選擇本井田位于太岳山區，地表為山地侵蝕地貌，溝谷縱橫，地形十分復雜。整體地勢中北部高，南部低。縱觀整個井田的地形，很難選擇工業廣場。根據現場調查，考慮到地形條件和煤層賦存及運輸，工業廣場可選擇在井田平面投影的中心，靠近公路。工業廣場位于公路附近，地面開闊，有足夠的空間布置主副井地面生產系統。目前供電條件好，地面交通條件好，供水距離近，征地成本低。根據以上技術分析，工業廣場的選擇各有利弊，需

35、要結合地下開發部署進一步比較確定。2.開采水平的劃分該礦6號煤層平均厚度為7.62米，由于該礦為近水平煤層，可水平開采。單獨橫向開拓可以省去層間聯絡巷工程。由于大巷為煤巖巷，巖巷工程量較大，即橫向集中開拓可減少巖石工程量，因此橫向集中布置更為有利。3、運輸大巷、軌道大巷和回風大巷位置的確定。采用三大巷布置，大巷布置在集中煤層中。均位于6號煤層底板，運輸大巷位于兩條大巷之間。三條小巷在空間上錯開一定距離，約30m。4.礦井通風系統分析該礦煤層賦存淺，大巷開拓距離長。為了前期出煤充足，形成通風系統，為后期開拓做準備，因此，可考慮在井田中央預留附近挖回風斜井。這種布置將節省礦井通風費用，方便施工。5

36、、井田開拓計劃根據開發模式的布局原則、工業場地位置的選擇和煤層賦存條件，設計提出兩個開發方案進行比較。這些方案如下:方案一:采用主副斜井和回風斜井開拓方式。主斜井X=4095644.051，Y=19607524，斜井長度637m。作為主提升井，采用錨噴支護。主井鋪設帶式輸送機，負責全礦井的煤炭提升。主軸傾角為17，同時也作為進氣軸使用。同時鋪設所需的綜合管線。主井內鋪設臺階，安裝扶手作為礦井的安全出口。副斜井X=4095564.051，Y=19607507.53，斜長461m，用于運輸物料和提升矸石。軸的傾斜角是20度。采用錨噴支護方式，井筒鋪設軌道，負責全礦矸石、材料和人員的運輸。它也作為進

37、氣豎井，并且該豎井設有安全出口。這種布置就是礦井的通風能力。方案二:采用一對斜井開拓。主副斜井布置在井田的南側。主斜井位置X=4095300，Y=19607100，斜長962m。作為主提升井，采用錨噴支護方式，副斜井X=4095300。Y=19607150 .斜長992m，采用錨噴支護方式，井內鋪設軌道，負責全礦材料、設備、矸石的全部提升任務，并兼作進風井，同時布置所需綜合管線。4.1.3.開發方案的比較與選擇開發方案和技術對比表主要優勢主要缺點平方情況一個1.工業廣場布局優良，煤炭運輸方便，減少了修建運輸道路的投資；2.工業廣場主副斜井開挖長度短，開挖量小，運輸方便，運輸能力大；3.在工業廣

38、場開設風井，方便兩個采區回風，減少風井數量，節省投資；4.工作面推進長度長，搬家次數少；5.初期工程量小，投產快；1、通風阻力大；2、井下主要巷道開挖工程量較多；3.斜井維護費用高，地質適應性差；4.工程總量大；平方情況二工業廣場位置便利，減少了修建對外道路的投資；工業廣場主斜井新開挖，開挖工程量少，開挖成本低，運輸方便，運輸能力大；3.總工程量小；煤柱設計損失大；斜井維護費用高，地質適應性差；主副斜井長度長，開挖工程量大；工作面長度短，搬家次數多；開發方案經濟對比表序列號項目單位方案一選項2一個主井開挖工程量m63710262副井開挖量m461937三風井開挖工程量m161270四豎井挖掘費

39、萬元11602233五地下開挖工程量煤巷m石頭頭m15001800六海底隧道費萬元9001080七道路開挖工程量煤巷m60006000石頭頭m30003000八道路行駛費萬元33003300九上山下山掘進工程量煤巷m45004500石頭頭m0010上山下山的路費萬元2250225011隧道費總額萬元7492783512以百分之地%100104.5813其中，初始隧道費萬元5110545314以百分之地%10010715建井周期月球四十二個46通過以上技術經濟比較可以看出，方案一的總開挖費用和總造價最低。此外，它便于煤炭運輸，減少了建設運輸道路的投資。工業廣場新挖主副斜井比方案二長度短，開挖量少

40、，運輸方便，運輸能力大；工作面推進長度大，搬家次數少；初期工程量小，投產快；隧道費用低等，所以推薦第一種方案。4.1.4.礦區劃分和開采順序根據選定的開拓方案一，根據井田的分布情況，將整個井田劃分為兩個采區，一采區布置在回風斜井附近的一采區。該礦區煤層賦存穩定，開采條件優越。礦區是:第一采區第二采區。第二節達到設計生產能力時工作面的配置根據礦井的煤層賦存和巷道布置，整個井田劃分為兩個采區。當礦井移交生產并達到設計能力時，它將是第一個礦區。第一盤區位于井田中部，工作面采用三級采煤，一級維護。工作面生產能力按下列公式計算:Lhatc式中:l工作面長度，120米；H設計采高，6.65米；A日進度，3

41、.6m；T年工作日，330天；原煤的容重，1.4t/；C工作面回采率，中厚煤層取93%； 正常循環系數，0.8。已知參數的替代:1206.653.63301.40.930.8=1.1315公噸/年掘進工作面出煤:運輸順槽和軌道順槽寬度之和為8.2 m，工作面長度為120 m那么，Q挖方= Q采 8.2 120 = 0.077 (mt/a)全礦年產量為:Q=Q采+q掘=1.209(Mt/a)滿足礦井設計生產能力1.2Mt/a.表4-2-1投產時采煤工作面特征礦山名字因開采而露出的煤面數字裝備煤層平均厚度(米)開采高度(米)長度(m)年推進度(米)年生產能力(萬噸)第一礦區一個截煤機7.626.6

42、5120950121第五章礦井基本巷道及井巷建設計劃第1節豎井、石門和小巷一、軸數和用途當礦井達到設計生產能力時，使用三個井筒，即主斜井、副斜井和回風斜井。每個井筒的用途如下:(1)主斜井:負責全礦井的煤炭提升，兼作進風井和安全出口。(2)輔助斜井:擔負全礦人員提升、矸石提升、物料下放、設備下放等輔助提升任務，兼作進風井。(3)回風斜井:回風和安全出口。二、井筒和大巷的布置及設備礦井移交達產時，開挖主斜井、副斜井和回風斜井三個井筒，開挖服務于工作面的運輸大巷、軌道大巷、主運輸大巷、主軌道大巷、主回風大巷和回風石門。各井筒和大巷的設備如下:(1)主斜井:半圓拱，鋼筋混凝土支撐。DP-1063/1

43、000用于主井提煤，主斜井兼作進風井。鋪設行人臺階(2)副斜井:半圓拱形，鋼筋混凝土支撐，絞車提升，兼作進風井。(3)回風斜井:半圓拱形，鋼筋混凝土支撐，負責全礦井回風。行人臺階設置為礦井的安全出口。(4)軌道大巷:長方形，布置在2號煤層，錨噴支護，無極繩絞車運輸，一側設600mm雙軌，一側設500mm維修通道，另一側設1000mm人行道，巷道兩側設電纜管道。(5)運輸大巷:半圓拱形，布置在2號煤層，錨噴支護，鋪設1000mm寬帶式輸送機和600mm軌道，無極繩絞車運輸；一側設置1000mm的便道，另一側設置1000mm的人行道。在兩側架設電纜，在頂部安裝燈。一側安裝有噴水管。(6)回風大巷:

44、半圓拱形，布置在2號煤層，錨噴支護，負責全礦井的回風。具體技術參數見井眼特征表5-1-1。表5-1-1井筒及主要巷道專用斷面標志表序列號道路名稱部分形狀截面尺寸(米)支柱方法支柱厚度表層土/基巖凈截面(平方米)驅動器部分(m2)表層土/基巖內徑凈高一個主斜井圓屋頂40003500錨噴混凝土300/20012.2815.52/14.482輔助斜井圓屋頂47003500錨噴混凝土300/20014.0717.12/16.36三回風斜井圓屋頂40003500錨噴混凝土300/20012.2815.52/14.48四運輸車道圓屋頂47003500錨噴混凝土10014.0715.35五道光巷圓屋頂470

45、03500錨噴混凝土10014.0715.35六匯豐巷圓屋頂40003500錨噴混凝土10012.2813.62七傳輸網關矩形40002600錨桿10010.410.4八回風順槽矩形47002600錨桿10010.410.4第二節探底首先，底部形態井底采用折返車場，停車線長度約30m，調車采用調度絞車。停車場巷道采用半圓拱形斷面，錨噴支護。這個礦井是一個雙斜井。副斜井沿煤層底板掘進至3號煤層，布置井底車場，負責物料運輸、人員提升和矸石排放。同時設有水泵房、儲水間、中心變電所消防材料間、機車修理間、候車室、調度室等主要室。井底車場巷道和主硐室采用半圓拱形斷面和錨噴支護。底部煤倉應提升30m，煤由

46、上部倉帶輸送至底部煤倉。二、井底硐室副井底部有水泵房、儲水房、中央變電所等主要硐室。半圓拱形斷面用于井底車場的巷道和主硐室。1.地下中央變電所和水泵房:本次設計中，井下中央變電所和水泵房布置在副井底部的3號煤層中。中央變電所及泵房的地坪標高比底層地坪高0.5m。配電間和水泵間中間用防火門隔開，水泵間的硐室與底部相連。變壓器室洞穴中有兩條通道與底部相連。兩個室的通道都有防火門和柵欄門。兩個室與底部平行通風。2.儲水:在礦井泵房西北側，主、副水倉布置在3號煤層底板巖層中。為了減少水倉內的泥漿量，在水倉入口段設置了溢流沉淀池。用調度絞車拉礦車清理水倉，沉淀池人工清理。礦井正常涌水量為250m3/h，

47、最大涌水量為500m3/h，所需蓄水量為:Q0=2508=2000(立方米)根據水倉的布置要求，水倉的容量為:Q=SL (4-1)式中:Q蓄水量，m3；s水倉的有效截面積，14.18平方米；l水倉的長度，142米；那么，Q=14.18142=2013m3。由以上計算可知:Q Q0，故設計蓄水量滿足要求。第三節建井工作計劃一、礦井建設模式基建工程與礦山工程同時開工，機電安裝工程根據工期和資金到位情況統籌考慮。礦井工程主副斜井分別與井底車場、硐室、運輸大巷連通后，主斜井、副斜井提升設備、回風立井通風機設備、中央變電所設備將隨著施工進度和工期進行安裝，使永久生產系統逐步到位。礦井建筑、土建、安裝工程

48、應平行作業，同時移交。礦井建設一次設計，一次竣工。主要原因如下:1.分期施工和分期生產相互干擾，不利于生產組織。2.有利于盡快向集團公司提供充足的煤炭。二、施工方法在礦井建設、土建工程和設備安裝施工中，應盡力提高機械化水平。在三類工程的施工中，應充分利用時間和空間，采取平行交叉作業，加快建井速度，縮短工期。合理利用人力、財力、物力提高礦井建設的經濟效益，地面生產系統應與礦井同步建設并投入使用。加快建井速度的措施和建議；1.做好開礦前的準備工作，確保開礦后的連續施工。2.主井進入基巖段，改為錨噴支護，加快隧道施工。三、礦井移交標準礦井移交標準如下:工程完工后，豎井工程量約1260米，井底1100

49、米。運輸大巷、軌道大巷、回風大巷、運輸大巷、軌道大巷、回風大巷工程量為4000米，二號工作面順槽、煤巷如采區車場工程量為4500米。同時，地面生產和輔助設施將同步完成。四。施工進度指標的確定施工進度指標的確定依據煤炭工業礦井設計規范，同時參照我國施工隊伍的實際水平確定。井巷工程施工進度具體指標確定如下:斜井表土段:200米/月斜井基巖段:140米/月半煤巖錨噴巷道:250米/月半煤巖錨桿巷道:300米/巖巷:150米/月，煤巷:400米/月。傾斜巖巷:100米/月室:300立方米/月五、井建設工期施工圖紙見附表2。礦井建設工期為18個月，井筒工程與地面設施同步建設完成。第六章采煤方法第一節采煤

50、方法的選擇一、采煤方法的選擇及其依據煤礦設計生產能力為1.2Mt/a，為大礦。根據2號煤層的賦存、開采技術條件和管理水平，本著投資少、見效快、安全性好、回收率高的原則，經過技術比較，采用長壁放頂煤采煤法。工藝方法為輕型綜采，采用全部崩落法處理采空區。二、工作面數量、產量和設備為保證礦井產量1.2Mt/a，設計一個綜采工作面，綜采工作面布置在2號煤層。煤層平均厚度6.65米，工作面長度120米。工作面長度的計算:年產量=一年工作日煤的容重煤的體積=一年工作日煤的容重煤的平均厚度工作面長度每天推進長度。滾筒切割深度0.6m，采用“四六制”工作制，每班兩刀，每天六刀。工作面長度l = 120m米工作

51、面生產能力按下列公式計算:長高bnc式中工作面年產量，1.2 mt/a；L工作面長度，單位為米(m)；H工作面平均采高，2號煤層為6.65米；原煤的容重，2號煤層1.35噸/；B日推進量，3.6m/d；N一年中的工作日，330d；C工作面回采率，取2號煤層的93%。全礦井布置兩個掘進工作面，礦井設計總產量為采掘產量和掘進產量之和。工作面長度l = 120m米2號煤層工作面的單位產量為:1206.651.353.63300.93 = 1.19噸/年；采煤量按工作面產量的10%考慮，那么，q = 1.19 10% = 0.119 mt/a。全礦年產量為:Q=Q采+Q掘= 1.309 mt/a。一個

52、工作面產量為1.309噸/年，滿足設計生產能力要求。三。開采方向和工作面接替工作面采用后退式開采。工作面采用順序接班。四、采區和工作面回采率根據煤炭工業礦井設計規范，二號煤層采區回采率不應低于75%，采煤工作面回采率為93%。確定采區(盤區)巷道的布置和要素根據推薦的井田開拓方案，礦井首采區布置在首采區內，工作面煤層運輸及回風順槽垂直布置在首采區大巷一側。運輸順槽與運輸大巷相連，回風順槽與回風大巷相連。采礦技術和勞動組織一、采礦技術該煤礦井田地質條件簡單，煤層傾角小，2號煤層平均厚度6.65米，頂底板穩定。根據煤層賦存和開采技術條件，確定了傾斜長壁開采技術。開采過程如下:1、采煤機采煤。雙滾筒

53、采煤機用于采煤工作面，其布置如下:如果面向采煤工作面，采煤機右滾筒應為右螺旋，割煤時順時針旋轉；左滾筒為左螺旋，割煤時逆時針旋轉。采煤機運行時，前滾筒沿頂板割煤，后滾筒沿底板割煤。這種布置對司機操作安全，煤塵少，裝煤效果好。工作面的割煤方式是一次割兩次，效率高，適用于煤層賦存穩定、傾角較緩的綜采工作面。采煤機的進刀方式為工作面端頭斜切，采用三角割煤。給煤過程如下:當采煤機截割到工作面端頭時，其后面的輸送機槽已移近煤壁，采煤機機身處仍留有一段下煤；(2)改變滾筒位置，前滾筒下降，后滾筒上升，沿輸送機曲線段切入煤壁，直至輸送機直線段。然后，直線移動輸送機；(3)改變兩個滾筒的上下位置，將割下的煤返

54、回輸送機頭部；(4)三角煤唱完，煤壁割直后，再換滾筒位置，恢復正常割煤。2.移動框架液壓支架的移動方式采用單體支架順序移動，支架沿采煤機牽引方向向前移動，移動步長等于截割深度，支架成直線移動。這種方式操作簡單，容易保證規格質量，操作安全，對環境友好。3、綜采工序協作模式綜采工作面割煤、移架、移架采用以時支護的方法，即采煤機割煤后，將側護板拉直，輸送機分段移至煤壁，移架步距等于采煤機割煤深度，采煤機割完第二刀后，進行推架、移架、放頂。這種支護方式，輸送機推送后，底座前端與輸送機槽之間沒有截止深度，比較適合周期來壓高、直接頂穩定性好的頂板，但對直接頂穩定性差的頂板適應性較差。如果煤壁容易剝落，可在

55、割開前滾筒保護直接頂后，將護板壓平，再推輸送機。4、綜采工作面端頭操作綜采工作面的端頭支護方式采用單體支柱和加長梁組成的步進提升棚，適應性強，有利于超前液壓支架的穩定。5.放頂煤工作面采用“一刀一放”追機，采煤機在工作面端頭斜切，截深630mm，雙向割煤。放煤步距0.63m .采煤機端頭進刀割煤移架推移輸送機采煤機端頭進刀割煤推移輸送機。工作面第一刀開始割煤，移架滯后于采煤機割煤，推移輸送機滯后于移架。二。主要采掘機械及配套設備一、采礦機械的選擇:1.采煤機的選擇:采煤機的生產能力應大于工作面的設計生產能力，選用的采煤機應與液壓支架和刮板輸送機有良好的支護關系。(1)采煤機的平均截煤速度2號采

56、煤工作面年產量為1.2 mt/a，根據工作面長度和煤層厚度，日循環次數為6次，分三班出煤，每班兩個循環。采煤機每個循環的平均時間計算如下:t=3T60/N=3660/6=180min式中:T采煤機每個循環的工作時間，min；t每班工作時間，6h；n-日循環次數，6；采煤機的平均截割速度計算如下:v =(L+2 L1)/(t-t1)=(120+230)/(180-15)= 1.09米/分鐘式中:V采煤機截煤速度，m/min；l-工作面長度，120m；L1采煤機斜切進刀長度，30m；t-采煤機每個循環運行時間，180min；t1每個循環的輔助時間，15分鐘。采煤機生產能力2號采煤機正常啟動時的理論

57、生產率計算如下:q = 60 HBVC = 602.500.61.091.350.93 = 127.73噸/小時式中:Q采煤機的理論生產率，t/h；h-采煤工作面平均采高，取2.50m；-b采煤機滾筒截深，0.6m；v采煤機的平均截煤速度，1.09m/min；-2號煤層的容重，取1.35t/m3；c-工作面回采率，取93%；(3)采煤機功率采煤機總裝機功率采用比能法計算，公式如下:N=Q HW=127.730.8=102.18kW式中:n采煤機的總功率，kw；q采煤機的理論生產率，127.73t/h；HW-采煤機噸煤煤耗系數，取0.8。經計算，選用MG150/375-W雙滾筒采煤機，滾筒直徑2

58、.24米，主要技術參數如下:MG150/375-W采煤機為多電機驅動液壓牽引采煤機，電機橫向布置，無鏈條，雙驅動。總裝機功率375kW，工作面高度1100mm，適用于采高1.5 2.95 m，傾角30的中厚煤層綜采或高檔普采工作面。要求頂板適度穩定，底板起伏不大，但也不能太軟，煤質要硬或中硬。還能切割一定的脈石夾層。工作面長度應為100200米。表5-1-1mg 150/375-W采煤機主要技術特征序列號項目單位數據一個最大計算生產能力t/h八百2蔡高m1.52.95三裝機功率千瓦2150+75四電源電壓v1140五滾筒直徑毫米1400, 1600六切割深度毫米630,800七牽引力（=kno

59、t）海里名流八牽引速度米/分鐘07.7九滅塵模式外部噴霧10拖纜模式自動拖纜11主機外形尺寸毫米9058155492812主機重量t2313最大不可拆卸尺寸毫米2750100050014最大不可拆卸重量t3.915輔助運輸機SGD-630/220WSGZ-630/2202、工作面頂板管理模式:考慮到3號煤層賦存條件和國有機械放頂煤設備水平，選擇了一套ZF4800/17/35型分體組合式放頂煤支架，該支架穩定性好，勞動強度低，安全性好，適合放頂煤開采。最小頂距3.6m，最大頂距4.2m，端頭支架采用該套支架支撐端頭支架。配套設備的選擇和計算:2號煤層厚6.65米，直接頂板為粉砂質泥巖、粉砂巖，底

60、板為黑灰色泥巖，局部為泥質粉砂巖。煤層賦存穩定，結構簡單。2號煤層頂板結構和強度適合放頂煤開采，但開采方應盡快補充頂底板力學參數，以便分析礦壓顯現，優化支護設計。我國不放頂煤長壁工作面的支護阻力是按4 8倍采高所支撐的頂板巖層重量來估算的。多年放頂煤生產實踐表明，放頂煤工作面工作阻力明顯偏低，按6倍采高的頂板巖層重量計算。由于煤層接近水平，所以按水平計算。p = 6h = 62.52.5 = 34.5(t/m2)= 345(KN/m2)式中p為頂板支架單位面積的頂板壓力，t/m2；頂板巖層的容重，2.3t/m3；H平均采高，2.5米選用的ZF2600/16/24分體式綜放支架工作阻力2600k