蒋庄煤矿矿井通风安全设计毕业设计

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1、目录目录设计总说明前言1 井田概况11.1 井田地理11.1.1 地理条件11.1.2 地形、地势及河流11.1.3 气象及地震条件11.2 井田地质11.2.1 地质特征11.2.2 地质构造31.2.3 煤层及煤质31.2.4 瓦斯、煤尘及煤的自燃倾向性41.2.5 水文地质52 井田开拓62.1井田划分62.1.1 井田边界62.1.2 矿井储量62.1.3 井田再划分72.1.4 矿井服务年限82.2开拓方式102.2.1 井田开拓方案102.2.2 主、副井及风井设计112.3主要巷道设计132.3.1 运输大巷设计132.3.2 井底车场巷道设计132.3.3 采区上山（轨道上山、

2、运输上山、回风上山）142.3.4 区段进回风巷142.3.5 回风大巷及回风石门152.4 井底车场设计162.4.1 井底车场的形式和选型162.4.2 井底车场内的各种硐室173 采区巷道布置及采煤方法183.1 采区巷道布置及回采工艺183.1.1采区巷道布置183.1.2 回采方式183.2 采区车场选择183.2.1 采区上部车场183.2.2采区中部车场193.2.3 采区下部车场193.3 采煤方法选择203.3.1 采煤方法选择203.3.2 回采工作面长度和采高213.3.3 采场支护方式213.3.4 运输方式213.3.5 采空区处理223.3.6 采煤机选择224 通

3、风系统设计234.1 通风设计的原则和要求234.1.1 各类型矿井通风系统的优缺点及适用条件244.1.2各类型矿井通风系统的优缺点及适用条件264.1.3 主要通风机的工作方式与工作地点264.1.4矿井通风系统的选择274.2 采区通风系统设计274.2.1 采区进风上山与采区回风上山的选择274.3 风量计算与分配294.3.1 矿井风量计算原则294.3.2 采煤工作面需风量计算294.3.3 掘进工作面需风量计算314.3.4 硐室需风量计算314.3.5 其他用风巷道的需风量计算324.3.6 矿井总风量计算324.4 计算矿井通风系统总阻力324.4.1容易时期324.4.2

4、困难时期334.4.3 等积孔计算及通风难易程度评价344.5 矿井通风设备选择354.5.1 主要通风机的选择354.5.2 电动机的选择384.6 矿井通风费用计算394.6.1 井通风年总电费计算395 安全生产措施405.1 火灾防治措施405.1.1 预防405.1.2煤炭自燃的预防415.2矿尘防治措施425.2.1 煤尘爆炸的条件425.2.2 预防煤尘爆炸的技术措施435.3 瓦斯积聚和爆炸防治措施445.3.1 瓦斯爆炸发生的规律445.3.2 防止瓦斯积聚和爆炸的技术措施455.4 瓦斯抽放475.4.1 概述475.4.2 瓦斯抽放设计依据及内容485.4.3 开采煤层的

5、瓦斯抽放495.4.4 瓦斯抽放设备及监测系统535.5 水害防治措施555.5.1地面水防治555.5.2井下防治水556 结论57参 考 文 献58致 谢59设计总说明设计总说明本次毕业设计是我大学四年最后的一次学习机会，是最后一个不可缺少的教学环节，也是我们走上工作岗位前的一次“实践演练”。为今后从事安全工程技术工作打下良好的基础。 一、 设计题目、依据及原则 矿井通风是煤矿安全生产的重要保障，本设计针对巨野煤矿的现状进行了通风系统的设计。设计以实地考察及实地实习所收集的资料为依据。从矿山地质、开采技术条件入手。本着安全、合理、高效、经济利用矿产资源以及充分利用矿山现有工程原则，对巨野煤

6、矿采矿权证范围内煤矿资源进行开采设计。通过对矿井地质及水文条件的分析，根据对矿井的开拓及布置，将矿井划分为三个阶段，每个阶段分为6个采区，每个采区走向为2000m，采区斜长900米，每个采区分5个区段。每个区段布置两个工作面。井田地质储量为12600万吨,可采储量9576万吨；确定矿井年生产能力为120万吨，服务年限为61年。根据技术与经济合理的原则，选择了立井多水平井开采，确定了两翼对角式通风方式、抽出式通风的方案。矿井总通风量为8232m3/min，选择了BDNo22轴流式通风机。然后分别对主通风机、局部通风机的耗电量做了费用概算，其吨煤通风费用E=2.04元/t。最后针对设计矿井的现有隐

7、患提出了防尘及防火的预防措施和应急方案。设计内容广泛、完整、数据可靠，是一套较为完整的通风系统设计。二、矿区概述 巨野矿位于河北省唐山市北偏东约13公里处，南距马家沟矿6公里，距原京山铁路开平车站10公里，东距陡河发电厂4.5公里。行政区域属唐山市开平区管辖，有运煤专线2.0km，交通便利，煤炭产出后经洗选可直接装火车外运。本区属温带大陆性气候，年平均气温9.2，极端最低气温-24，最高气温38.6，无霜期180天，冰血期从10月中旬到次年4月中旬，最大冻土深度0.5 m，年降雨量一般520-680mm，年蒸发量1670 mm，春冬季节多西北风，夏秋季节多东南风，一般风力3-4级，最大风力6级

8、。三、开拓方法针对选定的工业场地，和既有的井上和井下工程设施，结合矿井的建设规模、煤赋存条件、井筒提升方式和建设投资等因素，设计为立井多水平分区式开拓，全井田采用主立井、副立井、回风立井多水平分区式开拓。且井田划分为三个阶段，每个阶段又划分为六个采区。四、采矿方法由于本矿矿石、围岩均稳固，矿体倾角不大，形态较规则，连续，井田范围内无断层切断矿体，矿石也不结块和自燃。经过对可选采矿方法对比论证使用走向长壁式采矿法。矿体开采的基本顺序为从上至下，由近至远，中段推进方向从东、西两翼向中部主提升主井顺序开采。五、通风系统选择根据本矿井设计生产能力、煤层赋存条件表土层厚度、地温、矿井瓦斯涌出量、煤层自燃

9、倾向性等条件，在确保矿井安全、兼顾中、后期生产需要，通过对以上各个可行的矿井通风系统方案进行经济技术比较后，确定选用两翼对角式、抽出式的通风系统方案。采区通风方案选择轨道上山进风，专用回风上山回风，采煤工作面上行通风的采区通风系统。工作面通风系统选用U型通风系统。六、安全措施根据钻孔煤样和周围矿井生产实际调查分析，本矿井有爆炸危险，且有自燃倾向性，邻近矿井在生产实际中发生过煤尘爆炸和自燃现象。本矿相对瓦斯涌出量一般为10 m3/t，水害危险存在，因此需要制定详细的矿井火灾防治、矿尘防治、瓦斯积聚和爆炸防治、水害防治措施。关键词: 通风系统；瓦斯预防；安全措施； General Informat

10、ion DesignThe design of the I graduated the University of the last four years learning opportunities, is the last one indispensable aspect of teaching, also is we took the jobs before a practice drill. Engaged in mining for the future of professional and technical work to lay a good foundation.1, a

11、design based on the principles of design and entitledMine ventilation is an important safeguard to the coal mine production security. This design designs the ventilation system according to the present situation of the practical training unit Juye coal mine. Design and site visits to the field inter

12、nship collected based on the information. From the mine geology, mining conditions. In security, reasonable, efficient, and economic use of mineral resources and make full use of existing mining engineering principles, Mine mining right Xiao Zhang E within the exploitation of coal resources for the

13、design. Through analysis of the geological and hydrological condition, The mine pit division is three mine stage, Each phase is divided into 6picks , The length of each pick is 2000 meters; the slanting length is900 meters. each picks differentiates 5 sectors. Every pick has 2working areas. The well

14、 field geological reserve is 126 million tons; The definitemine pit year productivity is 1.2 million tons, the service time is 61years.According to the reasonable technique and economy principle, this design chooses slant hole mining and determines the twowings opposite angles and pumping ventilatio

15、n style. Mine ventilation total volume of 8232 m3/min.It chooses the BDNo22 axis ventilator of flowing style. Then, this design evaluates the electricity consumption of the main, partial and auxiliary ventilator. The ventilation expense per ton coal E equals 2.04Yuan. Finally this design brings up t

16、he preventive measure and emergency plan of fire protection aiming at the existing hidden dangers. The content of this design is widespread and integrity. The data is reliable. It is a set of complete ventilation systems design.2, outlined mineJuye Mine in Tangshan City, Hebei Province, north easter

17、ly about 13 kilometers, north Ma Mine 6 km, from the original Kaiping Jingshan railway station 10 km west of Douhe Power Plant 4.5 km. Administrative region is the city of Tangshan Kaiping district jurisdiction, green coal 2.0 km transport facilities, Coal output after washing can be directly loaded

18、 train progressed. Being the temperate continental climate, the average temperature of 9.2 C, and extreme minimum temperature of -24 C, The maximum temperature of 38.6 C, the frost-free period of 180 days, ice blood period from mid-October to mid-April the following year. Permafrost greatest depth o

19、f 0.5 m, annual rainfall normally 520-grows, the amount of evaporation, 1670 mm, Spring Festival over the northwest winter winds, the summer season more southeasterly winds, the general level 3 -4 wind, the largest wind 6. 3,the Development methodAgainst selected industrial sites and existing wells

20、and underground engineering facilities with the construction of mine size, the occurrence of coal, and the manner shaft construction investment and other factors, many of shaft design for district-level development, all mine shaft using principal and vice shaft, return air shaft more district-level

21、development. Mine which is divided into three phases, each is divided into six mining area4, mining methodsAs the ore, is a solid rock, ore little dip, shape than rules, continuous, and not within the scope of Mine fault cut off the orebody, Ore caking and not spontaneous. After the optional method

22、of mining feasibility studies compared to the use of longwall mining method. Orebody basic order of top-down, from near and far, from the direction of promoting the Middle East, Central to the west wings of the main sequence to upgrade the main shaft mining5, ventilation systems According to the min

23、e design and production capabilities, the occurrence seam thickness of surface soil conditions, temperature, the gas emission. Coal fire tendentious conditions to ensure that the Mine Safety and takes into account the middle and late stages of production needs, By above all possible mine ventilation

24、 system programs for economic and technical comparison, the choice to determine the roles of the two wings, Extraction of the ventilation system plan. District ventilation options orbit uphill into the wind, dedicated to wind up back to the wind, surface mining firms ventilation mining area ventilat

25、ion system. Face ventilation systems use U-shaped ventilation system. 6, safety measuresAccording bored coal mine production in and around the actual investigation, the mine risk of explosion, and a spontaneous tendency, adjacent mine in actual production of coal dust explosion occurred and the phen

26、omenon of spontaneous combustion. The mine gas emission relative to the normal 10 m3 / t, the district flood hazard still exists. Hence the need for detailed mine fire prevention and control, mine dust control, and the accumulation of gas explosion prevention, flood control measures Keywords：Ventila

27、tion system; Gas prevention; Security measure华北科技学院毕业设计前言毕业设计是我大学毕业前最后的一次学习机会，是一个全面检验我大学期间所学知识、培养我系统地总结和运用所学的理论知识、增强分析解决实际问题的过程。经过本次设计，从全方位系统地了解了矿井的生产系统，并着重了解了矿井通风系统，基本清楚了矿井通风系统的各个组成部分，清晰了它们之间的联系，更深层次的认识到了通风在矿井生产中的重要性。本次设计主要模拟设计一个新矿井，从井田地质条件、井田开拓、采煤方法和采区巷道布置，到矿井通风系统设计，再到矿井安全技术措施，大致从各个方面粗略地进行分析、对比、选取

28、方案，以求在所学知识的基础上尽量设计出一个合理的矿井系统，得出一个相对较科学合理的矿井设计，尽可能体现自己在大学期间所学，着重、详细的分析和计算了矿井的需风量、通风系统阻力，并根据需风量和矿井的阻力对矿井的通风设备进行了选择，最后就矿井的通风方案进行了经济计算对比。设计中严格遵循了煤矿安全规程的相关规定，力求做到全面、精细和具有说服力，并经过康老师多次的指导和反复的修改，在科学严谨的态度下认真完成本次设计。因此，设计具有较强的可读性，设计的初期目的也基本上达到。第 61 页 共 59 页1 井田概况1.1 井田地理1.1.1 地理条件巨野煤矿位于河北省唐山市北偏东约13公里处，南距马家沟矿6公

29、里，距原京山铁路开平车站10公里，东距陡河发电厂4.5公里。行政区域属唐山市开平区管辖，有运煤专线2.0km，交通便利，煤炭产出后经洗选可直接装火车外运。1.1.2 地形、地势及河流本区为一平坦的冲积平原，东南面沿陡河东岸是由奥陶纪石灰岩构成的东北西南方向起伏伸展的低山丘陵。从东往西有巍山（290m）、凤山（180m）、小梁山（100m）和菀豆山（38m），由菀豆山向西南倾没于平原之下。由巍山向东北低山丘陵接连绵延，地势逐渐增高。在井田北约7公里为由震旦纪灰岩构成的低山丘陵，东西方向横伏，这两条低山丘陵在井田东面的青龙山一带相汇合。低山丘陵的伸展方向与地层走向方向一致。井田内地势平坦，但北部稍

30、高，向南低下，北部地面标高为+38.8m（湾35孔），南端标高为23.85m（湾补6孔），倾向陡河。流经本区东南边的陡河，发源于北部山区，上游由二支汇成，东支称管河，发源于丰润县福山寺管泉，西支称泉水河，发源于丰润县赵庄上水路。二支水流在双桥村北侧汇合，向南流经唐山市区，下游汇集石榴河，向南流入渤海。河北省水利厅于1965年在双桥村一带修建了陡河水库，水库大坝距井田东端的最近距离为2200m。陡河及陡河水库虽然距井田区较近，但是因其底下均赋存有百余米的第四纪松散沉积物，而且存在有隔水作用的粘土层，对本矿充水没有直接的影响。1.1.3 气象及地震条件本区属温带大陆性气候，年平均气温9.2，极端最

31、低气温-24，最高气温38.6，无霜期180天，冰水期从10月中旬到次年4月中旬，最大冻土深度0.5 m，年降雨量一般520-680mm，年蒸发量1670 mm，春冬季节多西北风，夏秋季节多东南风，一般风力3-4级，最大风力6级。1.2 井田地质1.2.1 地质特征井田为一单斜构造，井田四周以黄土覆盖，中部为基岩裸露区，地层总体走向为东西走向，倾向向南，倾角13至16井田内地层发育为奥陶系中统峰峰组，石炭系上统太原组，二迭系下统山西组，下统下石盒子组，上统上石盒子组，第四纪中、上更新统及全新统。现由老至新分述如下：（1）奥陶系中统峰峰组本组为煤系地层的基底，根据钻孔揭露基岩主要为兰色，灰黄色，

32、致密厚层状花斑灰岩。顶部为泥灰岩或白云质泥岩。（2）石炭系上统太原组本组主要为一套海陆交互相沉积。岩性主要为灰黑色泥岩、砂岩及较稳定的1号煤层组成，本组厚60-78 m，平均厚度73 m。（3）二迭系下统山西组本组为陆相沉积，底部以粉砂岩及砂质泥岩与太原组分界，本组岩性主要为黑色泥岩、粉砂岩、砂质泥岩与2、3两层较稳定的煤层组成，厚度40-80 m，平均厚度60 m。下统下石盒子组岩性特征为黄绿色砂岩、粉砂岩、泥岩互层，局部有煤线，本层厚度60-90 m，平均厚度70 m。上统上石盒子组一段岩性特征黄绿色、杏黄色泥岩，夹薄层砂岩，厚度130-200 m，平均160 m。二段 岩性特征黄绿色中细

33、粒砂岩夹泥岩，厚度80-130 m，平均100 m。（4）第四纪中、上更新统及全新统中更新统：为一套洪积相的红色粘土，富含钙质结核。上更新统：其基岩主要为浅黄色亚粘土或砂质泥土，多分布在丘陵和山坡之上。全新统：多覆盖在地表最上层，岩性为浅灰色亚砂土、卵砾石等。第四纪分布厚度一般20-60 m，平均厚度45 m。各岩层具体情况见钻孔综合柱状图1-1。代（界）系（纪）底层代号地层柱状地层厚度底层岩性新生代未知系Q5.08浅灰色亚砂土、卵砾第三系N41.12砂页岩夹少量煤中生代侏罗纪J53.25本层含砂质泥岩，泥岩，以及少量页岩有恐龙化石。三迭系T167.02本组由砂岩、砂质泥岩及泥岩组成砂岩以上者

34、，偶见硅质结核。古生代二迭系Pt275.2本组由砂岩、砂质泥岩及泥岩组成。Pt160.35岩性特征为黄绿色砂岩、粉砂岩、泥岩互层，局部有煤线，本层厚度60-90 m，平均厚度70 m。石炭系C373.25岩性主要为灰黑色泥岩、砂岩及较稳定的1号煤层组成C223.25下部为灰色泥岩及砂质泥岩，上部为深灰色泥岩及砂质泥岩，偶夹煤层，该煤层发育不稳定即不可采奥陶系O2290.73揭露基岩主要为兰色，灰黄色，致密厚层状花斑灰岩。顶部为泥灰岩或白云质泥岩。图1-1 钻孔综合柱状图1.2.2 地质构造井田内地质构造简单，岩层稳定，倾角13至16，地质构造主要表现为单斜构造。井田内断裂构造不太发育，仅井田南

35、部边界有两处大断层，断层走向自西向东，为井田自然划分。1.2.3 煤层及煤质井田内主要煤系地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，煤层地层总厚度650 m，含煤3层，煤层总厚度15m，主要可采煤层为1号煤层。（1）煤层（详见表1-2-1煤层地质特征表）1号煤层 位于山西组中上部，厚度2.9-3.2 m，平均厚度3.0 m，结构简单，一般含1层夹矸，厚0.03-0.09 m，直接顶一般为砂质泥岩和粉砂岩，底板为黑色泥岩，属全井田稳定可采的厚煤层。2号煤层位于山西组中部，厚度0.2-0.3m，平均厚度0.25m，结构简单，上距1号煤层底板约10.24 m，一般不含夹层，顶板为黑色砂质泥岩，底板为

36、粉细砂及砂质泥岩，属不可采煤层。3号煤层 位于太原组中部上距2号煤层底板约61 m，煤层厚度0.2-0.4 m，含夹层，顶板为灰岩及粉砂岩，底板为粉砂岩，局部夹中细砂岩，属不可采煤层。表1-2-1煤层地质特征表地层煤号煤层厚度最小-最大平均m煤层间距平均m夹矸层数可采情况顶底板岩性顶板底板山西组12.9-3.23.010.241稳定砂质泥岩黑色泥岩20.2-0.350.3610不可采黑色砂质泥岩粉细砂岩太原组30.3-0.40.3512.160不可采灰岩粉砂岩（2）各煤层煤质特征各煤层煤质特征如表1-2-2所示。表1-2-2煤层煤质特征表项目煤层原煤工业分析容重吨/m3煤质牌号Wf%内水份Ag

37、%灰分Vr%挥发分粘结性1-7SgQ%全硫QDTf卡/克低温发热量CO2二氧化碳煤灰熔点0C12.113.2526.3620.2927810.02915001.45特低硫无烟煤21.1623.7730.2431.425370.05015001.55低中硫无烟煤31.8315.1222.3620.5227220.03815001.66低硫无烟煤 上述3层煤中只有1号煤可采，由表1-2-2可以看出1号煤为特低硫无烟煤，它是良好的动力和民用煤，并可做化工原料。1.2.4 瓦斯、煤尘及煤的自燃倾向性（1）瓦斯根据钻孔煤样和周围矿井生产实际调查分析，该矿相对瓦斯涌出量平均为22 m3/t，绝对瓦斯涌出量

38、为56 m3/min，属于高瓦斯矿井；煤尘爆炸指数为38.4264.2，有煤尘爆炸危险；二氧化碳相对涌出量为1.52.1m3/t。（2）煤尘、煤的自燃倾向性及地温根据钻孔煤样和周围矿井生产实际调查分析，本矿井煤尘有爆炸危险性，但邻近矿井在生产实际中发生过煤尘爆炸和自燃现象。本区属地温正常区，地温梯度0.6-2.9/hm，恒温带深45m左右。1.2.5 水文地质井田外3.0km处有陡河自西向东流过，矿区内东部有季节性河流矾石沟自北向南流过，由于井田地势北高南低，西部略高东部略低，且倾向距离较小，故大气降水多直接经小沟流向陡河，北部降水多流入矾石沟，再流入陡河。矿区内有太原组灰岩、砂岩及山西组、下

39、石盒子组砂岩等含水层，据区域及邻区资料其含水性均较弱。2 井田开拓2.1井田划分2.1.1 井田边界根据巨野煤矿资料，西面和东面各有一大段层为自然划分，巨野全矿范围由以下四点坐标围定：纬度:X;经度:YX=3978025， Y=19671250X=3978025， Y=19683250X=3980525， Y=19671250X=3980525， Y=19683250井田东西走向长12km，南北倾斜宽2.5 km，井田面积30km2，除去井田内未搬走的上滩村，扣除0.05 km2实际井田可开采面积29.95 km2。 2.1.2 矿井储量（1）矿井工业储量计算矿井工业储量计算可用下式计算：Zg

40、= （2-1-1）式中：Zg-矿井工业储量，t； Si-计算块段的平均走向长度，米； Li-计算块段的平均倾斜长度，米； Mi-计算块段的平均煤厚，米；r-煤的容重，t/m3，经实测取1.4 t/m3；经计算Zg=12600wt（详见表2-1-1）（2）可采储量计算矿井可采储量可用下式计算：Zk=（ZgP）C （2-1-2）式中：Zk-可采储量，t；P-固定煤柱损失，t；固定煤柱损失系指为保护工业广场、井筒、建筑物、铁路、超高压输电线路等而留的保护煤柱，以及为了安全生产留设的井田边界、断层、河流、湖泊等隔离煤柱；C-采区回采率，（取C=0.80）经计算Zk=9576wt（详见表2-1-1 储量

41、分配表）表2-1-1 储量分配表煤层编号工业储量（A+B+C）固定煤柱损失可采储量11.26108t6.3106t9.576107t2.1.3 井田再划分煤田划分成井田后，范围仍很大，走向长、倾斜长达几千米，在目前的开采条件下不能一次性采出。因此，需要进一步划分为适应现代开采技术的大小范围。基本概念：阶段:在井田的范围内沿倾斜方向，按一定标高将井田划分成若干长条部分以便开采，这样的长条部分称为阶段。阶段的走向长度等于井田走向全长。阶段的倾斜长度由阶段的垂直高度决定,一般可以走一百米到一千米以上。水平:通过运输或通风平巷的某一标高的水平面称为水平。水平通常以标高、用途、开采顺序来表示。开采水平是

42、指具有井底车场及主要运输大巷的水平，称为开采水平，简称水平。一般研究和讨论的水平主要是指开采水平。一个井田可以用一个水平开采或者用几个水平开采，前者称为单水平开拓，后者称为多水平开拓。单水平开拓:用一个开采水平把井田沿倾斜划分为两个阶段，水平以上称为上山阶段，水平以下称为下山阶段。单水平开拓一般用在煤层倾角较小（16度以下），井田倾斜长度也比较小的地方。多水平开拓:用两个以上开采水平来开采整个井田的，称为多水平开拓。按开采水平服务的阶段布置方式的不同，可分为多水平上山开拓、多水平上、下山开拓和多水平混和开拓。多水平开拓一般用在井田的倾斜长度比较大或者煤层倾角大的地方。阶段内的划分：井田划分成阶

43、段还不能直接进行回采，必须在进行划分。阶段内的划分，一般分为三种方式，分区式、分段式和分带式。分区式：在阶段的范围内沿走向把阶段划分为若干部分，每一部分称为采区。采区的倾斜长度与阶段的倾斜长度相等，采区的走向长度根据回采方式不同，可由四百米到两千米。由于采区的斜长就是阶段的斜长，不能由一个采煤工作面进行回采，还必须划分成合理的长度以适应回采。区段：在采区的范围内沿煤层倾斜划分成若干长条部分，每一长条部分称为区段。区段的走向长度等于采区的走向长度，区段的倾斜长度等于采煤工作面的长度、区段运输、回风平巷的宽度及区段煤柱宽度之和。区段平巷与开采水平的连接，一般是倾斜巷道，叫作采区上山或采区下山。分段

44、式：在阶段的范围内不再划分采区，而沿煤层的倾斜方向划分为若干个可以布置一个采煤面的长条部分称为分段。分段式布置过去只适用于小型矿井，现在井田走向长度较短，无大的倾斜断层，煤层埋藏比较稳定，工作面单产和巷道单进都能达到较高水平的条件下，大、中型矿井也可采用分段式布置。分带式：在分阶段内不再划分采区,而沿煤层走向，划分成若干可以布置一个采煤工作面的倾斜长条部分,称为分带。分带内采煤工作面是沿煤层倾斜方向连续推进的。（1）井田划分为阶段由于井田走向长12 km，倾斜长2.5km，又煤层倾角在13至16之间，平均倾角为15，经计算得煤层最高端与最低端高差H约647m，计算公式如下H=2500tan15

45、=647故可将本矿井进行阶段式再划分，由于H等于647m，故可将井田划分为三个阶段，第一阶段垂高为230m，第二、三阶段垂高为210m。（2）阶段内布置由于井田走向较长，故每个阶段又可划分为若干采区，初步设计每个阶段为6个采区，除去矾石沟和井田边界固定煤柱，损失走向长0.6km，则每个采区走向长1.9 km，第一阶段倾斜长0.9km，第二、三阶段倾斜长为0.8 km。2.1.4 矿井服务年限由于煤层赋存条件较好，交通运输便利，销路广，故可预设矿井为大型矿井。矿井服务年限可用下式计算： T=Zk/AK （2-1-3）式中：T服务年限，a； Zk可采储量，t； A矿井设计年产量，t/a；K储量备用

46、系数。（一般取1.2-1.4，地质条件简单的可取小值，在此取1.2）矿井服务年限要和矿井生产能力相适应。大型矿井建设工期长，需要装备大型固定设备，基建工程量大。所以，建设投资较高。为了充分发挥投资效果，矿井股务年限应该长些。反之，小型矿井的矿井服务年限应短些。矿井服务年限与矿井生产能力存在一个技术上经济上都比较合理的关系。当矿井储量一定时，井型增加，投资增加，吨煤投资成本增加。另一方面，井型增加，生产集中，机械化水平和劳动效率高，吨煤的生产成本减少。这一多一少就有一个吨煤成本费用最少的矿井生产能力和矿井服务年限的关系。根据这种关系我国煤炭工业设计规范对矿井生产能力和矿井服务年限做了相应的规定。

47、表2-1-2矿井及水平设计服务年限矿井设计生产能力：万吨/年矿井设计服务年限： 年水平设计服务年限： 年开采0-25度煤层的矿井开采25-45度煤层的矿井开采45-90度煤层的矿井240及以上90以上30-40-90-18060-8020-3020-3015-2030-6030-6015-2015-2012-159-2115-25108-108当井田范围确定可用公式（2-1-3）求出服务年限。如求出的服务年限小于规定，则要调整生产能力或扩大井田范围以保证生产服务年限。矿井生产能力(井型、矿井年产量)矿井生产能力是指矿井设计的年生产能力。我国的井型系列如下：大型矿井 90、120、150、180

48、、240、300及以上 万吨/年中型矿井 30、45、60 万吨/年小型矿井 9、15、21 万吨/年这样分类不在出现中间井型，便于设计、设备的标准化、系列化、通用化。关于井型大小的确定，煤层生产能力、赋存状态及煤层开采备件是关健。煤层数目多、厚度大并稳定，地质条件简单便于开采时，就可以布置单产高的工作面。这样就可根据整个矿井能布置同时生产的工作面数量及工作面产量来计算矿井生产能力。具体确定矿井储量、矿井生产能力、矿井服务年限这三个参数时，同时考虑三者关系基础上，按以下两种情况确定：限量煤田时，井田的可采储量已经确定，要使矿井生产能力和矿井服务年限的数量关系符合规定，就可以确定矿井生产能力和相

49、应的矿井服务年限。富量煤田时，矿井储量、矿井生产能力、矿井服务年限都是未知数，确定就比较复杂。一般应先根据影响矿井生产能力的因素，求出全矿井的生产能力，再根据生产能力与服务年限的关系确定出矿井服务年限，最后确定矿井可采储量。当今，高度集中化、机械化、现代化的矿井，在井型方面的反映，是向大型或巨大型井发展。反映到矿井服务年限方面，是向缩短的方向发展。若设计矿井生产年限为60年，两个采区同采，则A=ZK/TK=122.7万吨，则确定年产120万吨，T=ZK/AK=61年,第一水平服务年限为61/64723022年，符合煤炭工业设计规范要求；因此设计本矿井产量为120万t/a。2.2开拓方式2.2.

50、1 井田开拓方案（1）开拓方案针对选定的工业场地，和既有的井上和井下工程设施，结合矿井的建设规模、煤层赋存条件、井筒提升方式和建设投资等因素，设计考虑了两个具有代表性的方案：方案一：斜井多水平分区式开拓全井田采用主斜井、副斜井、回风斜井多水平分区式开拓。且井田划分为三个阶段，每个阶段又划分为六个采区。方案二：立井多水平分区式开拓全井田采用主立井、副立井、回风立井多水平分区式开拓。且井田划分为三个阶段，每个阶段又划分为六个采区。（2）方案比较方案一优点：井筒装备简单，人员上下方便。方案一缺点：煤柱丢失多，凿井施工难度大，建井工期长，巷道掘进量多，投资多，运输系统相对复杂，提升时间长，井筒路线较长

51、。方案二优点：该种方式不受表土、煤层、地质构造等条件限制，适应性较强，煤柱丢失少，凿井施工难度小，投资少，系统简单，同时，井筒断面大，可以满足通风的要求，尤其对深井更有利。方案二缺点：施工技术、井筒装备复杂，不能躲开煤层顶板的含水层及 流沙层，施工困难，掘进速度慢。经过以上两个方案的分析，结合矿井实际，确定选择方案二为本次设计的开拓方案。2.2.2 主、副井及风井设计 （1）井筒数目巨野煤矿设计生产能力为120万吨/年，生产能力大，服务年限长，因而，在投产初期确定一个主井，担负矿井的主提升； 一个副井，担负矿井的辅助运输及升降人员。两个风井，担负矿井的通风。（2）井筒位置本井田地表范围的标高为

52、+23.85-+38.9m，均高于最高洪水 位(+19.5m)，因此，井筒位置不受洪水的威胁。为了使井下各翼储量分布均衡，减少运输费用和通风阻力， 将主副井筒布置在井田中部(原大佛头村东南约300m处)。这种布局有以下优点：投产初期开拓工程量少；投产后短期内能达到设计生产能力，使运输、通风、井巷维护等费用最低。（3）井筒装备井筒主井净直径8m，安装金属罐道、罐道梁、一对10m3箕斗和通讯电缆一条，通风水平以上，设行人梯子间。安装480mm（外径）排水管三条。动力电缆两条，并予留1条管路和两条动力电缆的位置。副井净直径6m，安装金属罐道、罐道梁、行人梯子间。一对滚动罐耳3T。单层普通罐笼，钢丝绳

53、防坠器，准备改铝合金双层罐笼，以便双层提升人员，单层绞材料及矸石。外径419mm，排水管路3条，动力电缆4条和通讯电缆一条，并予留后期排水管路1条和动力电缆的位置两条。井筒特征、用途及装备见表2-2-1 井筒特征表。表2-2-1 井筒特征表井筒名称主立井副立井回风立井1回风立井2井口坐标纬距X3979656397970639805253980525经距Y19677250196773001967275019681750井口标高（m）+10+10+10+10井底标高第一阶段（m）-290-290-50-50第二阶段（m）-490-490-50-50第三阶段（m）-700-700-50-50井筒倾角

54、（）90909090井筒垂深第一阶段（m）3003006060第二阶段（m）5005006060第三阶段（m）7107106060井筒净径（m）8.06.05.05.0净断面（m2）50.2628.2719.6319.63井筒支护支护材料钢筋混凝土钢筋混凝土钢筋混凝土钢筋混凝土支护厚度（mm）500450400400井筒装备一对10m3箕斗一对滚动罐耳3T装备两台风机，一台工作，一台备用装备两台风机，一台工作，一台备用井筒用途担负矿井煤炭提升兼做进风井担负矿井矸石、材料、设备和人员的升降任务兼做进风井和安全出口担负矿井回风任务担负矿井回风任务2.3主要巷道设计2.3.1 运输大巷设计（1）巷道

55、选型根据矿井产量和地质条件确定巷道断面形状为半圆拱形，支护方式为喷浆支护，其断面图如图2-1所示。（2）巷道的高度和宽度 H0=h0+h2 （2-3-1）式中：H0巷道的净高度（指除去支护厚度后，可能利用的最大空间高度），按设计规定，运输巷道的净高度不小于1900mm； h0为拱的高度；h2巷道的墙高；取h0为2m，h2为1.5 m，则H0为3.5 m；由于巷道为半圆拱形，拱高h0=2m，则宽度B=4m。（3）巷道的净断面积巷道的净断面积可用公式：S净=B（h2+0.39B）计算可得：S净=B（h2+0.39B） =4（1.5+0.394） =12.24m22.3.2 井底车场巷道设计（1）巷

56、道选型根据矿井运输能力和矿井条件，确定其巷道断面形状为半圆拱形形状，支护方式为喷浆支护。其断面图如图2-1 巷道断面形状所示。 图2-1 巷道断面形状（2）巷道的高度和宽度H0=h0+h2取h0为2.0 m，h2为2.0 m，则H0为4.0 m；由于巷道为半圆拱形，拱高h0=2.0 m，则宽度B=4.0 m。（3）巷道的净断面积巷道的净断面积可用公式：S净=B（h2+0.39B）计算可得：S净=B（h2+0.39B） =4（2+0.394） =14.24 m22.3.3 采区上山（轨道上山、运输上山、回风上山）（1）巷道选型根据地质条件和矿井生产能力，仍选采区上山断面形状为半圆拱形形状，支护方

57、式为喷浆支护，其断面图如图2-1。（2）巷道的高度和宽度 H0=h0+h2取h0为1.8m，h2为1.5 m，则H0为3.3 m；由于巷道为半圆拱形，拱高h0=1.8 m，则宽度B=3.6m。（3）巷道的净断面积巷道的净断面积可用公式：S净=B（h2+0.39B）计算可得：S净=B（h2+0.39B） =3.6（1.5+0.393.6） =10.45m22.3.4 区段进回风巷（1）巷道选型由于巷道不属于永久性支护，且顶底板条件教好，故选择巷道形状为梯形断面，支护形式为工字钢支护。其断面形状如图2-2区段进回风巷断面形状所示。图2-2：区段进、回风巷断面形状（2）巷道的高度和宽度巷道的高度h=

58、2.8m，上底宽a=2.4 m ，下底宽b=3.2 m。（3）巷道的净断面积梯形的净断面积S净=h（a+b）/2 =2.8（2.4+3.2）/2 =7.84 m22.3.5 回风大巷及回风石门（1）巷道选型由矿井地质条件选回风大巷和回风石门断面形状为半圆拱形状，断面形状图如图2-3 回风大巷及回风石门形状所示。图2-3 回风大巷及回风石门形状（2）巷道的高度和宽度 H0=h0+h2取h0为1.8m，h2为1.5 m，则H0为3.3m；由于巷道为半圆拱形，拱高h0=1.8 m，则宽度B=3.6m。（3）巷道的净断面积巷道的净断面积可用公式：S净=B（h2+0.39B）计算可得：S净=B（h2+0

59、.39B） =3.6（1.5+0.393.6） =10.45m22.4 井底车场设计2.4.1 井底车场的形式和选型井底车场是井硐与井下主要巷道连接处的一组巷道和硐室的总称。它担负着矿井煤、矸石、物料、设备、人员的转运，并为矿井的通风、排水、供电服务，是连接井下运输和井筒提升的枢纽。根据矿车在井底车场内运行的特点，井底车场又可分为环行井底车场和折返式井底车场两大类。（1）环行井底车场环行井底车场的特点是重列车在车场内总是单向运行，因而调车工作简单，可以达到较大的通过能力，但车场的开拓工程量较大。按照井底车场空重车线与运输大巷或主要石门的相对位置关系，环行井底车场又可分为卧式（a）斜式（b）和立式（c）三种（详见图2-4），现分别叙述如下：（c）立式（b）斜式(a)卧式主井副井主要运输巷道副井主井主井副井主要运输巷道主要运输巷道图2-4 环行井底车场当井筒位置与主要运输大巷和石门较近时，主副井储车线与运输大巷或