福建煤电漳平分公司大瑶煤矿矿井初步设计

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1、龙岩学院毕业设计题目:福建煤电漳平分公司大瑶煤矿矿井初步设计学 校:龙岩学院资源工程学院专 业: 采矿工程专业 学 号: 2007080202 作 者: 陈 进 海 指导老师 : 郭玉森(教授) 林世豪(副教授) 王世潭（副教授） 周桂铨(讲 师) 张文武（讲师）何标庆（讲师）2011-02-22至2011-06-03目 录第一章 矿区概述及井田特征 4第一节 矿区概述 5第二节 井田地质特征6第三节 煤层特征 12第二章 井田境界和储量13第一节 井田境界 13第二节 井田工业储量13第三节 井田可采储量 13第三章 矿井生产能力、服务年限及工作制度 14第一节 生产能力及服务年限 14第二

2、节 矿井工作制度 14第四章 井田开拓 14第一节 概述 14第二节 井筒位置的确定 14第三节 开采水平的设计 15第四节 采区划分 15 第五节 井底车场 15第六节 开拓系统的综述 15第五章 采煤方法和采区巷道布置 16第一节 煤层的地质特征 16第二节 采煤方法和回采工艺 18第三节 采区巷道和生产系统 19第四节 采区车场设计及峒室 20第五节 采区采掘计划 21第六章 矿井运输与提升 23第一节 概述23第二节 采区运输设备的选择23第三节 主要巷道运输设备的选择23第四节 提升23第七章 矿井通风与安全 25第一节 矿井通风方式与通风系统的选择25第二节 采区及全矿所需风量 2

3、5第三节 矿井通风阻力计算24第四节 扇风机选型 34第五节 防止特殊灾害的安全措施36第八章 矿井排水 39第一节 概述 39第二节 排水设备选型 40第三节 水仓及水泵房 40第九章 技术经济指标 40第一章 矿区概述及井田特征第一节 矿区概述一、位置与交通大瑶煤矿（原大瑶工区）隶属大坑井田，位于漳平市城北25公里，地理座标：东经117°2339至117°252,北纬25°2938至25°3150，行政区隶属漳平市双洋镇，距漳平市20公里。东有下洋村，北文宾山村。井田南北境界是以地质剖面线划分，北与文宾山以39线分界，南以22线与产孟分界，西以大瑶溪

4、为开然界线，溪沟之西为吴格山，东以马水尖、城门隔山山锋为界，区内南北长4.2公里,东西宽2.8公里，面积约12平方公里。井田内有漳平市通往鹰厦铁路的麦元火车站站的公路（26公里），对外交通较为方便。二、核实矿区范围大瑶煤矿的采矿权人为福建省红炭山矿业有限责任公司，采矿证由福建省国土资源厅发证。其矿区范围、采矿权有效期等见表1-1。采矿许可证拐点坐标为:1、X 2820685.00 Y 39541880.002、X 2820670.00 Y 39540950.003、X 2821700.00 Y 39540500.004、X 2822135.00 Y 39541000.005、X 2824000

5、.00 Y 39541000.006、X 2824000.00 Y 39541685.00开采标高为：由410米至100米标高矿井采矿许可证基本情况表 表1-1 矿井名称采矿权人矿 区 范 围采矿许可证号采矿权有效期发证日期面积 (km2)拐点坐标开采深度（m）大瑶煤矿福建省红炭山矿业有限责任公司2.9922由1-6共6个拐点确定+32535260001200532013年7月2008年7月三、地形、地貌、水系及气象大瑶煤矿开采大坑井田，处于漳平市双漳镇大瑶村一带。区内地形为褶皱中山、中低山及低山，山岳地形，为戴云山山脉之一，地形上受岩性构造控制。由于区内地形受岩性和构造的控制，平地极少，井田

6、地形是东部高，西部低。本区属于亚热带气候，气候温和，一年四季无严寒酷暑，唯冬季受北方寒流侵袭，气温较低，多年平均气温20.5，各月平均气温均在11以上，月平均最高30.7，最低6.7。本区内风向受山脉阻挡，以东南风为主，风力平均1级左右，历年最大可达7级。累计多年平均降雨量为1380.2毫米，全年雨量分配不均，春夏之交及夏季多雷雨，五、六、七、八月总量占全年58.3%，十、十一、十二、一月仅占13.2%，变化大。暴雨形式集中于五、六两月，日最大降雨量达143.9毫米（1966年2月17日）。相对湿度多年每月平均74.382.4%，月最小54%，月最大68%。井田范围内无大水系及湖泊，地表无积水

7、，水系隶属九龙江支流，矿区内沟谷水流入大瑶溪，经雷池折向西纳入九鹏溪。四、煤炭运销和经济效益情况大瑶煤矿地处漳平市郊区，交通方便。所生产煤炭除部分由福建煤电股份公司统一外运外，其余煤炭就地销售。d4、d5、d7 三层主要煤层，煤质相近，所产原煤以统煤堆放和销售。主要销往漳州糖厂、厦门电厂、福建亿力燃料公司、青山纸业、西埔煤炭贸易公司以及省纺织化纤工厂等。五、水源情况根据大瑶井、五号井未来的充水因素分析，各矿井涌水量主要来自煤系浅部露头区的大气降水的垂直渗透补给，与多年来各矿井开采的充水因素的水文地质条件是一致的，因此采用比拟经验公式法预算延深采区的涌水量。大瑶煤矿（含五号井）正常涌水量：300

8、m3/h，最大涌水量：880m3/h六、电源情况大瑶煤矿供电引自公司35kV降压站6kV、两段母线第二节 矿井地质特征一、构造井田地质构造位于马水尖复式背斜西翼，是一个次一级构造很发育的单斜。由于受区域构造的控制和影响，井田东部地质构造远较西部复杂，构成东西部构造形式的两大特征。东部D煤组以褶皱为主，断裂次之。24线发育的小瑶背斜，为一紧密尖顶的轴面略向东倾斜的歪斜背斜。所揭露的情况和原地质报告提供的情况基本符合（详见24线剖面图）。32线北主要发育一组呈“多”字型构造排列的褶皱群，褶曲轴面略向西倾斜，两翼产状均较陡立，一般都大于50°褶曲枢纽大致呈北西330°340

9、76;走向并以25°左右倾伏角往北倾伏,延深至文宾山井田。32线北断裂一般都是小断层和褶曲伴生断裂群，对煤层破坏不太严重，但对开采仍有一定影响，尤其应该指出的是：原报告中所确定的F4大断层经采揭露证实32线以北不存在。如D煤组34线剖面图所示，原剖面图上F4断层切割处实际为向斜轴部。26线至30线南发育一组NW-SE向的张扭性正断层断距虽小（一般断距10m以内），但因断层密集，对煤层破坏较严重直接影响了煤层的开采价值。西部F煤组构造较简单，以断裂为主，褶皱次之。自27线至37线北主要发育一组与煤层斜交的NE-SE向张扭性正断层。断层落差15M以上的标高在+570水平的有十五条，在+4

10、60水平减少到八条。这些断层倾角较陡，大体上是平行排列，断层北盘煤层被有规律地平移向西。F煤组除了这组NE-SE向断层外，还有一组与之共同轭的NNE-SSE向扭断层，这组断层不发育，仅见二条（F34、F35）。F34断层平推断距达60m，在井田中部把F煤组分隔成南北两段。大瑶挠曲和32线N的茶油房背向斜，对煤层影响不大，原报告中已详述，在此不重复。区域地质构造位于大坑井田马水尖复式背斜西侧，呈一狭长条带状。由于受到印支运动的强烈影响，井田内小褶曲较发育，常出现煤层的直立和倒转。块段总体为倾向西的复式单斜构造，地层走向为320°20°间，倾角一般在5090°，平均倾

11、角为66.5°。沿走向、倾向均有波状起伏，较明显的次一、二级褶曲主要发育在小瑶背向斜附近。块段内断裂构造以F3、F4、断层为主。 1、断层：块段内落差小于1米的断层每100m内有35条，对煤层的连续稳定性有一定的影响，在此不作详细说明。主要断层有：（落差大于30米的断层有2条，F3、F4）。F2逆断层：走向约350°，倾向东，倾角6580°，断距510米，断层走向长约500米，分布于小瑶向斜东翼，在525硐有见此断层，不影响本区段内煤层的连续性。F3正断层：走向约300°，倾向东，倾角变化大，上水平较陡65°，下水平缓40°左右，落差

12、3540米，由浅部到深部逐渐消失，断层走向长约1500米。在+410主平硐及375石门揭露此为断层，断层上、下盘d7、d5、d4煤层重复见到。由于受F3断层的影响，下盘地层常出现倒转。控制程度：所见点只在26线，沿走向控制较差，较可靠。F4逆断层：走向约350°，倾向东，倾角50°，落差约6090米，由南往北逐渐消失，断层走向长约1500米，分布于该块段的西部，在25线附近切割小瑶背斜轴，使25线附近小瑶背斜西翼煤层受到不同程度的破坏。此断层在25线半+325水平南一石门、25-1钻孔、26线425硐上部车场、27线475平硐等均有揭露，断层沿走向控制较好、控制可靠。Fs1

13、正断层：断层走向约80°,倾角约60°,倾向东，断距约17米，断层以平推为主。分布置于该块段29线半，使29线半附近煤层的连续性受到不同程度的破坏。此断层在325联合运巷29线附近有揭露。FS2正断层：断层走向约70°,倾角约50°,倾向东，断距约8米。断层以平推为主。分布置于该块段31线半，使31线半附近煤层的连续性受到不同程度的破坏。此断层在325联合运巷31线半附近有揭露。2、褶曲：本块段主要发育一组小瑶复式背向斜，在小瑶背向斜 轴附近发育次一、二级小褶曲，两翼岩层倾角变化大，常出现直立和倒转。主要褶曲：小瑶背斜：轴向330350°，为一

14、不协调背斜，背斜西翼倾角较陡70°以上，东翼倾角5070°；背斜轴面不规则，+460水平以上为西倾，+375+460水平直立，+375水平以下东倾，由上水平到下水平呈一"S"形；轴的倾伏方向为由南往北倾伏，倾伏角在1840°间，即+460水平以上为40°，+460+325水平为18°左右；到F4的破坏，走向延长约1000米。小瑶向斜：小瑶向斜轴轴向约330340°，向斜西翼倾角较缓5070°以上；向斜轴面同背斜轴面由上水平到下平呈"S"形；轴的倾伏方向总体上由南往北倾伏，局部出现由北往

15、南倾伏（致使在倾伏方向上由南往北出现波状的总体倾伏），倾伏角1840°间变化，走向延长约1000米。总体上块段内地质构造是以小瑶复式背向斜构造为主，小瑶复式向背斜构造为大瑶块段的主体裁构造。发育了F3、F4两条控煤断层，区内煤岩层常出现直立、倒转，构造总体评价应属类。3#背斜轴约310°350°，局部较平缓，煤层出现倒转，总体呈南高北低。3#向斜轴约300°330°,两翼倾角变化较大，总体呈南高北低。主要断层特征表表1-2-1 单位：米断层名称性质断层产状断距延深长度备 注F4逆断层80100°<60°70°

16、60901600大瑶井田2027线间F3正断层105°65°36300大瑶井田2726线间Fs1正断层170°60°17100大瑶井田2930线间Fs2正断层160°50°8800大瑶井田3132线间二、 矿区地层大瑶煤矿处于大坑井田南部，为网结河沉积类型。大坑井田属于三迭统，是发育在中下三迭统浅海各滨海沉积安仁组上的陆相含煤建造。受印支运动的强烈影响，区内最新地层为早侏罗系之漳平组地层，最老地层为三迭中下统安仁组。详见地层划分表一。井田地层（由新到老）系统组段层厚m岩性特征接触关系侏罗系中下统漳平组200暗紫红色细粉砂、细砂岩整 合

17、梨山组350灰白色中粗粒砂岩夹薄层粉砂岩、含砾岩假整合三迭系文宾山组上段T3WC80以灰黑色薄层粉砂岩为主，夹薄层炭泥，局部为煤粒下段T3Wa130以三层含砾砂岩组成，间夹粉砂，细砂岩层大坑组上段T3dC50-200以黑色细砂岩，粉砂岩为主，含煤八层f1-f8到南部地层变薄，煤层灰份高假整合中段T3db40-170灰黑色泥岩，不含煤，南部地层变薄，相变为粗粉砂下段T3da80-150主要含煤段，以灰黑色粉砂岩和细砂岩为主，含煤七层假整合下统T27100青灰或紫红色细砂岩井田地层包括上、下三迭与中下侏罗统，而主要发育上三迭系大坑组含煤地层。上三迭系大坑组包括两个含煤组（F、D煤组），分别位于煤系

18、的中上部和下部。煤系地层与下伏下三迭系，上复下侏罗为不整合接触。第三节 煤 层 特 征1、可采煤层层数：井田煤层集中于煤系地层的下部和中上部-即大坑组下段和上段，分别称之为D煤组和F煤组，D煤组含煤11层，其中主要可采二层（d4、d5），局部可采二层（d3、d7），其余皆不可采。F煤组含煤8层，其中主要可采二（F2、F4），局部可采四层（F5、F6、F7、F8）。2、煤层层位对比：经历年来开采揭露证实，原303地质队报告中D煤组煤层对比基本可靠，仅个别点错定（34线CK93中的D4，开采证实为D5）而F煤组煤层对比因构造关系有出入（错层），现就F煤组煤层对比问题简述如下：在64年提交最终地质报

19、告前，我矿有关人员根据四号井630水平生产情况，就煤层对比问题提出不同意见，我矿认为，303地质队就31线附近F22断层，南北盘之煤层对比刚好错二个层位，即F8断层北盘的煤层编应应一律减二，也就是说F8断层北盘的F4、F6、F7应改为F2、F4、F5。现经+630水平，+510水平和+410水平、+425水平、+375水平、+325水平生产情况证实，我矿更改后的煤层编号是正确的，主要依据如：F2顶板有一层沉积较稳定，连续性较好的，中厚层状的灰白色粗粒砂岩，可作为对比之标志层，底板为灰白色中粗粒砂岩。F3顶板为灰色粗粒砂岩，沉积稳定，对比可靠。F4顶板一般表现为薄层灰色细砂岩，仅个别点（29线5

20、10三石门）相变为灰白色中粒砂岩。d7煤层：位于大坑组下段T3da-2含煤段顶部，其可采范围：南自22线，沿走向长约1000米。煤层结构较简单，仅在2526线间，煤层出现夹矸。在2523线间较稳定，往南北均有变薄的趋势，煤厚0.64.5米，平均煤厚1.0米，煤层顶板为细粉砂岩，局部相变为粗粉砂岩或细砂岩，底板一般为细粉砂岩和细砂岩互层，局部为细砂岩或粉砂岩，有较多的云母及炭屑，水平层理，含不很完整的植物化石，较稳定，为T3d12含煤段的上界标志。d5煤层：南自22线，北至30线，沿走向长约2kw。煤层结构简单，局部含一层0.10.15m的夹矸，夹矸以粉砂、细砂为主，平均煤厚1.2m，煤质较好，

21、煤层顶板26线南以粉砂岩、细砂与粗粉砂互层为主，26线以北以中粒砂岩为主；伪顶为粉砂岩；煤层底板为细砂岩，局部相变为中粒砂岩。d4煤层：南自22线，北至30线，沿走向长约2Km。煤层结构较复杂，一般含23层夹矸，夹矸以泥岩、粉砂岩为主。煤层较稳定，一般煤厚在0.6m5.6m，平均为1.8m，煤层顶板26线半以南为泥岩夹粉砂岩或细砂岩条带；26线半以北为细砂岩；底板23m处含d4底分层，约0.3m0.6m厚，之后为细砂岩与粉砂岩互层，局部为粉砂岩。d3煤层：南自25线，北至29线，沿走向长约1Km。煤层结构简单，煤层较稳定，平均煤厚为0.8M，煤质较好，含矸率高。煤层顶板为灰白色中粒砂岩。主要煤

22、层厚度及可采性一览表表122煤层编号煤层厚度可采性指数Km煤层稳定性备注最小最大平均d301.10.50.46极不稳定分布于大瑶井d406.51.20.8较稳定分布于大瑶井d508.51.20.92较稳定f500.80.5不稳定f601.00.5不稳定主要煤层顶底板特征表表1-2-3煤层顶板底板d3灰色中粒砂岩、细砂岩、粗粉砂岩，有时互层，具有水平波状层理，富含植物化石。灰色、黑灰色细粉砂岩、粗粉砂岩，成薄层状，具波状水平层理。d4深灰色薄层细砂岩夹少量中粒砂岩，成分以石英为主，夹少量燧石。粗粉砂岩与细砂岩互层，成分以石英为主，少量云母片，泥质矽质呈基底式胶结，具交错层理。d5灰色细粉砂岩至灰

23、白色中粒砂岩，泥质和矽质胶结，成厚层状，层面上有炭屑与云母片，具不很清晰的交错层理。灰白色细砂岩夹中粒砂岩，颗粒分选不好，以矽质、泥质呈基底式胶结，厚层状，具交错层理d7深灰色细粉砂岩夹泥岩，薄层状，有较多的云母及炭屑，水平层理，含不很完整的植物化石，较稳定，为T3d12含煤段的上界标志黑灰色细粉砂岩夹泥岩，风化后为褐灰色，成层不清，底部为煤层，黑色，玻璃光泽，断口呈角状和不平整，分布极不稳定。f6黑灰细砂岩，颗粒分选较好,成分以石英为主。灰黑色粗粉砂岩、细砂岩，以石英为主，泥质胶结，具斜层理。f8灰黑色粗粉砂岩，细砂岩，成分以石英主，云母、炭屑次之，泥质胶结，具波状层理灰白色细砂岩，颗粒分选

24、差，往往过渡为中粒，成分以石英主，中层厚状，具有不清晰的微斜层理12第二章 井田境界和储量第一节 井田境界井田南北境界是以地质剖面线划分，北与文宾山以39线分界，南以22线与产孟分界，西以大瑶溪为开然界线，溪沟之西为吴格山，东以马水尖、城门隔山山锋为界，区内南北长4.2公里,东西宽2.8公里，面积约12平方公里。第二节 井田工业储量勘探线及钻孔情况见于开拓图中。第三节 井田可采储量地质报告提交储量与实际开采各要素十分接近，现采取地质报告储量计算要素，本区参加储量计算煤层为d4,d5,d6,F6,煤层。详见储量一览表。储量一览表水平 煤号d4d5d6F6小计一1367129101二1866917

25、110总计311532126211第三章 矿井生产能力、服务年限及工作制度第一节 生产能力及服务年限（一）、设计储量：C+D÷2=231万吨（二）、设计可采储量：191×75%=143.25万吨（三）、矿井服务年限：水平可采储量÷矿井生产能力×储量备用系数=38.2年其中储量备用系数为1.6第二节 矿井工作制度年工作日为330天，每天三班作业，其中两班生产，一班准备，三班掘进，每班工作8小时，每天净提升14小时。第四章 井 田 开 拓第一节 概述根据大瑶井田地质构造、煤层赋存条件，水文地质情况，结合田地螺形矿生产实际情况，并充分利用现有的巷道硐室、工业广

26、场及电源、水源、地面建筑等，仍然采用平硐暗斜井的井田开拓方式。第二节 井筒位置的确定井口数目共个，即+410m主平峒口和+410m回风峒口。主井 X=2824700 Y=39540900 Z=+410、风井 X=2824600 Y=39541700 Z=+410。+410主平峒担负着煤炭、矸石、材料、设备的运输及上下人员和排水、进风及各种管线电缆的铺设任务；+410回风井担负矿井回风和第二安全出口等作用；主暗斜井担负矿井的运输、进风等任务；副暗斜井担负排水、回风、上下人员、装备架空乘人器及管线铺设任务。第三节 开采水平的设计初步将矿井划分成二个水平：第一水平标高为+410m+260m；第二水平

27、标高为+260m+100m。第四节 采 区 划 分根据地质条件，以F1断层为界线，以北为首采区，以南为二采区，由于首采区走向长度为700m，故采用双翼开采。第五节 井底车场+260水平井底车场：于主平硐距离洞口670m处往正偏东方向设置绞车房，然后轨道下山，车场采用卧式石门装车布置。第六节 开拓系统的综述一、方案比较根据安全适用、经济合理、技术先进和煤炭回收率高的原则全面考虑选择：方案1：主平硐和煤层走向垂直，然后沿正北方向布置石门，在同一水平布置一个绞车房，布置下山，主平硐担负第一水平的运输巷道作用，用石门联系上山，巷道均布置在岩层中。方案2：主平硐和煤层走向垂直，然后沿正南方向布置石门，在

28、同一水平布置一个绞车房，布置下山，巷道均布置在岩层中。其中方案1的优点是减少了+410石门的投资，缺点是只能布置单翼开采，+260运输大巷不利于下一采取服务，若布置双翼开采，则增加了打运巷的成本； 方案2的优点是平硐打在矿井中心位置，运输能力加大，设备的使用率大了，缺点是+410要多打一段石门。综合考虑取方案2。二、开采系统简述1.通风：主平硐+410石门轨道下山+区段车场区段运输大巷工作面联络眼+区段回风大巷回风石门人行上山回风大巷回风平硐2.运煤：工作面区段运输巷轨道上山+410运输大巷主平硐地面3.运料:地面主平硐+410石门轨道下山区段车场区段回风大巷联络眼工作面4.行人：地面主平硐+

29、410石门人行下山石门区段运输大巷工作面第五章 采煤方法和采区巷道布置第一节 煤层的地质特征矿区内含煤地层为童子岩组第一段和第三段地层，第二段地层不含煤。童子岩组第一段（P1t1）地层总厚度258m，含煤1820层，煤层总厚度10.55m，含煤系数4.5。d4、d5、d6、F6煤层为主采煤层，可采煤层总厚3.60m，可采系数1.99，其余煤层均为不可采或局部见可采点。煤层对比：根据多次勘探和矿井多年的开采资料，采用地层层序、岩性岩相、标志层，可采煤层层间距，古生物化石，结核的特征作为主要对比手段，对地层、煤层进行综合分析对比，对比可靠、研究程度高，与区域地层和邻区基本相符可比。煤质主要指标表矿

30、区的主要可采煤层d4、d5、F6号煤层其物理性质及煤岩特征差异很大，煤层都以半光亮、光亮型为主，少量半暗、黑色、金色光泽，细条带状结构，视密度1.781.87。矿区内各可采煤层在后期构造应力的改造和破坏下，煤层呈角砾状和鲮片状。d4煤层：黑色，似金属光泽，半暗型半光亮型煤，由亮煤和暗煤组成，具细条带状结构，受构造影响，大多成为粉煤。d5煤层：黑色，半金属半金刚光泽，光亮型半光亮型煤，以亮煤为主，含镜煤线理层状构造，贝壳状断口。d6煤层：黑色，金属光泽，半暗型半光亮型煤，由亮煤和暗煤组成，具条带状结构层状耕造，阶梯状断口，因构造作用，原生结构基本遭破坏。F6煤层：黑色，金属光泽，光亮型煤，由镜煤

31、、亮煤组成细条带状，块状构造，阶梯状断口，受构造破坏后常见粉煤及再生块煤。d4、d5、F6号煤层均为中低硫、低磷中高发热量的I号无烟煤。见煤质化验成果见表2-3。工业用途：矿区的各可采煤层可作为气化用煤、生产电石煤、高炉喷吹用煤、配煤用催化剂、发电用煤、烧结水泥用煤等。44 煤层号原煤工业分析发热量煤灰熔融性硫磷元素分析精煤Mad%Ad%Vdaf%FCad%Qv,dKJ/gST°CSt。d%P,d%Cdaf%Hdaf%Cdaf%Hdaf%d4原煤4.1822.974.8569.2224.0512900.950.01880.930.720.720.40精煤d5原煤6.9314.873.

32、7776.2126.3011740280.01091.200.712.340.47精煤5.6911.372.2687.7129.490.01896.150.871.400.52F6原煤5.5012.884.1972.9325.0712490.730.00394.440.612.440.41精煤6.3312.794.2178.3628.610.00894.850.863.220.47d6原煤5.6911.783.9780.0030.113360.720.00491.350.853.210.45精煤第二节 采煤方法和回采工艺1、采面的布置：回采块段从运巷向上开切眼，切眼之间的简距为一般为1520米

33、，在8米位置相向开低位联络眼形成低位贯通，视具体情况一般在倾向中部（一般为35米左右）及上部再相向开联络眼形成高位贯通，退采时用斜坡将煤层沿倾向分割成若干条带进行短壁式退采，条带沿倾向长度一般为1520米，沿走向一般为2025米。采面布置如附图一所示：2、适用范围：d4、d6、F6等薄煤层3、落煤方法：爆破落煤4、采面的支护：视具体情况采用木点柱、木支架或丛柱、木垛、单双排密集、抬棚等特殊支护方式，各煤层开采时选择支护方式如下： d4煤层：煤厚可达1.2米，煤质较松易垮且有夹矸，其伪顶为煤质泥岩，厚0.3米，不稳定易垮；直接顶板为砂质泥岩，裂隙较为发育，较为破碎。开采时必须选择木支架支护，局部

34、较为破碎段须使用丛柱或木垛支护，小眼岔口须使用抬棚加固支护。d6煤层：平均煤厚约1米，煤质较为坚硬；其伪顶为炭质泥岩，厚0.050.1米,易随采随落；直接顶板为砂质泥岩，厚0.58米不等，局部易垮落或采后易风化脱落；底板为泥质砂岩或细砂岩，不够稳定，采后局部易风化底鼓。开采时可根据实际选择点柱带板或架棚支护，但采用点柱支护时须带长板（0.40.5米）以有效防止顶板受风化后脱落，采后一段时间顶底板受风化后须对工作面进行重新支护。局部易底鼓处应加以底梁或点柱穿鞋支护4、采空区的管理：采空区不回柱，在退采至主切眼预留煤柱之前如出现断柱断梁，则须及时补柱或补棚，必要时采用丛柱、密柱木垛等进行加固支护，

35、退采至离主切眼3米位置时，留出长条形煤柱（刀形煤柱）支撑顶板，但为充分高煤炭资源回收率，刀形煤柱常可沿倾向隔段回收。留出煤柱后沿倾向下退至1520米重开斜坡割出下短壁进行退采（上短壁斜坡可提前掘好），上下短壁之间须设拦矸和切顶密柱。5、优缺点：采面作业场所压相对较小，离安全出口较近，采面出现危险情况可迅速下撤至溜煤斜坡，但煤层坡度较小时常出现溜煤困难，工人在具体操作时可能不按要求留设煤柱、违章采切眼与采空区之间的刀形煤柱，甚至出现采孤岛煤柱的情况，此时易造成顶板故，因而每一条短壁收尾时是技术管理跟踪的重点。第三节 采区巷道和生产系统（一）运巷的布置1、沿煤层底板或靠近底板的煤线布置巷道针对d4

36、、d6煤层及其顶底板特征，d4煤层煤质较松易垮且含有夹矸，其伪顶为炭质泥岩，直接顶板为砂质泥岩；直接底板为泥质砂岩，均较易风化脱层。d6煤层煤厚易垮，揭露时间稍长后围岩压力骤增，沿煤掘进多为全煤巷道，煤层垮落挤压巷道后其直接顶板容易成大块孤石脱落形成较大压力。因此在开采d4、d6煤层布置巷道时应采用沿底板布置巷道，大部份可采用裸巷施工,局部围岩破碎或遇断层须改金属架支护。2、沿煤层布置巷道从我矿实际揭露的煤层及其顶底板性质看，一段的d5、F6和三段的d4、d6、F6煤层的煤厚在0.81.0米之间，各煤层煤质较硬，顶底板相对较为稳定，可以采用沿煤层布置巷道，视实际情况可采用金属架支护或贴帮柱支护

37、。（二）、运巷支护方式1、底运巷的支护方式d4，d5煤层底运巷分别布置在底板为砂岩d6，F6薄煤层中，大部分可采用裸巷支护，局部易出现脱层或顶板破碎视现场情况可采用金属支架支护。2、沿煤掘进运巷支护方式根据矿煤岩层特征，d4、d6、F6煤层多在0.81.0米之间，煤层较为稳定，其主要运巷通常可采用沿煤布置运巷，但其顶板中多有伪顶，且其直接顶底板大多裂隙较为发育或粘结性较差，因而均必须采用金属支架巷道，特殊情况下经分管领导同意方可使用木支护。3、过煤层、断层及破碎带巷道支护方式第四节 采区车场设计及峒室第四节 采区车场设计及硐室车场设计说明书如下：该采区上山和主运输大巷都采用600mm轨距的钢轨

38、,1t矿车,轨型15kg/m，道岔型号为DK615-4-12,轨道上山倾角为25°, 其中甩车场的角度为10°,设计车场为中部车场。1、 斜面线路联接系统各参数计算(1) 道岔选择及角度计算 图中使用的都为DK615412道岔，其参数=14°15，a=3340mm,b=3500mm,取巷道转角 =30°，=arctan(tan /cos )=32°2955" ， = a rctan (tan/cos )= 15°3914"，=arcsin(cossin)=24°1050","=arcs

39、in(cossin)=21°2808". (2)斜面单开道岔轮廓尺寸n1=bsin+R(cos-cos)/sin=4427mm (3) 竖曲线的水平投影l=Rsin"=9000×sin21°2808"=3294 mm 取竖曲线的平均坡度 i=11 r=tan1i=0°3749" 竖="-r=14°15-0°3749"=20°5020" 竖曲线起坡点与终点的落差 h=R(cosr-cos")=624 mm2、 平面线路联接计算暂取L1=2 m,最后

40、求得P植，使P植大于5m。便可确定C1植，T=Rtan(/2)=3498mm.在单开道岔平行线路中，设计采用中间人行道，线路中心距S=1800mm,Lk=a+S1/tan+Rtan(/2)=11928 mmLh=3×3×2=18000 mm,存车线为3钩车1=90°-=90°-14°15=75°45 T=Rtan(1/2)=9333 mm,m=a+(b+ T)sin1=3340+(3500+9333)sin75°45=15778 mm,n=H/sin1=bsin+Rcos=3500×sin14°15+12

41、000×cos14°15=12492mm.求L和D 如图所示 L=47+X，由正弦定理，在ABC中得X=68m,L=68+47=115m对于D：T竖=Rtan("./2)= 9000×tan(21°2808"./2)=1706m T=Rtan(/2)=12000×tan(32°2955"/2)=3498 mm. X=Tcos=3498cos32°2955"=2950 mm. 直线段C=hC1=C1sin(90°- 竖-)=1194mm C2=2000mm Lk=11928mm

42、 Lh=18000mm T=9333mm L=T竖+ hC1+T+X+C2+2Lk+Lh+D+(b+ T)sin+ TD=L-(T竖+ hC1+T+X+C2+2Lk+Lh +(b+ T)sin+ T) =115000-(1706+1194+3498+2950+2000+2×11928+18000+3159+9333) =49304mm 3、纵剖面各点标高计算植 设1点标高=0.000m则2点标高=+h=624 mm l=2Rsin(-) /2=3515mm h= lcos(+(-)/2=3209 mm 3点标高=+h=624+3209=3833mm 4点标高=+bsin=3833+3

43、500×sin24°1050"=5267 mm 5点标高=+asin=5267+3340×sin25°=6679 mm.第五节 采区采掘计划首采区d5煤层：采区d5煤层有两个工作面，两个掘进工作面，一个采煤准备工作面。采区日推进1米，年推进330m，日产量107.7t、年产71075t，采区回采率达到97%，完全达产。车常示意图：第六章 矿 井 运 输 与 提 升第一节 概述（一）、矿井年产量：6万吨/年（二）、工作制度：三八制（三）、年工作日：330天（四）、日工作班：3班（五）、提升净时间：14-18小时/日第一水平首采区：斜井角度：25&

44、#176;、日提升量：192吨，煤、矸石都由轨道上山运输，人行上山只负责行人。第二节 采区运输设备的选择采区各区段运巷采用CDXA1-2.5型蓄电池电机车运输第三节 主要巷道运输设备的选择1、轨道型号：大巷及下山选用18kg/m，其余选用15 kg/m，轨距均为600mm；2、选用600mm轨距的一吨固定式矿车，型号为MG1.1-6A，材料车型号：MG1-6B，平板车型号：MP1-6A。矿井+410主平硐采用架线电机车运输，选用ZK7-6/250-2型架线机车三台，二台工作，一台备用。+260水平运输大巷采用架线电机车运输，选用ZK3-6/250-2型架线电机车三台，二台工作，一台备用。在区段

45、运输巷内采用CDXA1-2.5型蓄电池电机车运输。运煤（矸）：重车由工作面区段运输平巷区段石门区段车场轨道上山+410运输石门+410主平峒地面。运料：空车及材料车地面+410主平峒+410运输石门轨道上山区段车场区段回风巷工作面。第四节 提升提升设备均选用JT1600/1224G型单筒绞车一台，提升速度为2.5m/s，配套电动机为JR125-8型，功率为110KW，电压为380V，转数730r/min。钢丝绳均选用6×19-21.5-166-I。提升时一次串四部一吨煤车或一次串三部一吨矸石车，日提升时间为14.6小时。钢丝绳计算1、绳端荷重：提煤车=4（1000+600）×

46、;（0.4226+0.01×0.9063） =2762.6公斤提矸车=3(1700+600)×(0.4226+0.01×0.9063)=2978.5公斤提升距离：LC=478米钢丝绳的单重：PK=2978.5÷(110×155)÷6.5-478(0.4226+0.4×0.9063)=1.3kg/m从钢丝绳标准中选用：6*19同右-21.5-155-I三角股钢丝绳，其特征：（1）、钢丝绳直径：21.5mm（2）、抗拉强度：155kg/mm2（3）、破断力总和：23400kg（4）、单位长度重量：1.4kg/m2、钢丝绳安全系数

47、校验：=23400÷2978.5+1.4×478(0.4226+0.2×0.9063)=6.96.5校验结果：所选用钢丝绳合格。绞车计算（一）、卷筒最小直径：60×20=1200mm（二）、卷筒上最大静张力：F1=2978.5+1.4×478(0.4226+0.4×0.9063)=3503.9kg（三）、最大静张力差：F2=1726.7+1.4×478(0.4226+0.4×0.9063)=2252.1kg决定选用：JT1600/1224G型绞车1台。其技术特征如下：（1）、卷筒直径：1600mm>1200m

48、m（2）、钢丝绳最大静张力：4000kg>3503.9kg（3）、钢丝绳速度：2.6m/s（4）、电动机转数：730转/分（5）、传动比：1：24（6）、电动机功率：N=1.1×(3503.9×2.6)÷（102×0.95）=103.4kw所以选用：JR125-8 110kw 380v 725转/分电动机一台。第七章 矿 井 通 风 与 安 全第一节 矿井通风方式与通风系统的选择（一）、矿井通风方式：中央边界式。（二）、主扇工作方式：抽出式。（三）、系统初步方案（通风困难时期）。由主平峒进风+410运输大巷+410车场主暗斜井+260车场260运输

49、大巷轨道上山370水平车场+370区段运输巷+370工作面+410区段回风巷+410主回风平硐主扇抽至地面。第二节 矿井所需风量一、计算和分配矿井风量矿井风量计算原则矿井通风的主要任务是为供给井下人员呼吸、稀释有毒有害气体、排除烟尘并创造舒适的气候条件。矿井需风量，按下列要求分别计算，并必须采取其中最大值。（）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4 m3；（）按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。（一）回采工作面所需风量的计算采煤工作面得风量应该按下列因素分别计算，取其中最大值。1按瓦斯涌出量计算每个工作面日产量Ad为：Ad=1×1.3×61

50、×1.4×0.97=107.69t/d两个工作面合计日产量A为215.38t/d矿井相对瓦斯涌出量qg为0.58m3/t，则绝对瓦斯涌出量为Qgwi=qg×Ad=0.58m3/t×215.38t/d =124.92m3/d=0.087 m3/min第i个采煤工作面实际需风量为：Qwi=100×Qgwi×Kgwi =100×0.12m3/min×18=21.6 m3/min 式中 Qwi第i个回采工作面实际需风量，m3/min； Qgwi第i个回采工作面瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min； Kgwi工作面因瓦斯涌出不

51、均匀的备用风量系数。炮采工作面取kd=1.82.0，式中取1.8。其中：备采工作面需风量按正常生产工作面需风量的50计算为10.8 m3/min2按工作面进风流温度计算采面温度取20， 则风速取10m/s ，工作面长度为61m，则风量系数Kwi取0.9。得： Qwi=60×vwi×Swi×Kwi Qa1=60×10×3.9×0.9=210.6 m3/min 式中 vwi第i个回采工作面的风速，m/s Swi第i个回采工作面的有效通风面积，取3.9m2 Kwi第i个回采工作面的长度风量系数3按炸药量计算工作面一次爆破长度最长为31m，炮

52、眼布置为双排眼，炮眼间距1.2m，则共需54个炮眼；一个炮眼2节炸药，150g/节。 则 Qwi=25×Awi Qwi=25×54×2×150÷1000=405m3/min 式中 25以炸药量为计算单位的供风标准，即每公斤炸药爆破后，冲淡有害气体所需的供风量，m3/（min·kg）； Awi第i个回采工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；4按工作人员数量计算 Qwi=4×Nwi Qwi=4×12=48 m3/min 式中 4以人数为单位的供风标准，即每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； Nai第i个回采工n

53、作面同时工作的最多人数，人。5按风速进行验算 按最低风速验算各个回采工作面的最小风量： Qwi60×025×Swi=60×025×3.9=58.5 m3/min Qwi60×4×Swi=60×4×3.9=936 m3/min采煤工作面有串联通风时按其中一个最大需风量计算。综上所述，可知采煤工作面需风量即为回采工作面的风量405 m3/min（二）掘进工作面所需风量的计算煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的风量，应该按下列因素分别计算，取其中最大值。1按瓦斯涌出量计算 掘进面面积为5.8 m2，每天推进6.6m，取煤的密

54、度为1.4，则日产量Ad为：Ad=58×6.6×1.4=53.59t/d 矿井相对瓦斯涌出量qg为0.58 m3/t，则绝对瓦斯涌出量为：Qghi=qg×Ad=0.58 m3/t×53.59t/d=31.08m3/d=0.02 m3/min 第i个掘进工作面实际需风量为： Qhi=100×Qghi×Kghi Qhi=100×0.02×18=3.6 m3/min 式中 Qhi第i个掘进工作面实际需风量，m3/min； Qghi第i个掘进工作面瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min； Kghi第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均

55、匀风量备用系数。一般取15-20，式中取18。2按炸药量计算 2按炸药量计算 掘进面一次共爆破炮眼20个，则 Qhi=25×Ahi Qhi=25×20×150×2÷1000=150 m3/min 式中 25以炸药量为计算单位的供风标准，即每公斤炸药爆破后，冲淡有害气体所需的供风量，m3/（min·kg）； Ahi第i个掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；3按局部通风机吸风量计算（局部通风机型号JBT-52-11，功率11kw，需风200 m3/min） Qhi=Qhfi×Khfi Qhi=200×12=240

56、 m3/min式中 Qhfi第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和， 由表Qhfi 取150 m3/min。 Khfi为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取12。4按人数计算 掘进面一次作业人数最多为7人，则 Qhi=4×Nhi Qh1=4×7=28m3/min 式中 4以人数为单位的供风标准，即每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； Nai第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。5按风速进行验算 Qh160×025×Shi=60×025×58=87 m3/min Qh160×4×Shi=60&#

57、215;4×58=1392 m3/min综上所述，掘进工作面需风量取240 m3/min 。（三）硐室所需风量的计算1中央变电所、绞车房的需风量按经验各取80 m3/min。（四）矿井总风量计算 Qm=（Qat+Qht+Qrt+Qot）×Km Qm=(405×2+202.5)+(4×240)+3×80×115=2659m3/min式中 Qwt采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min； Qht掘进工作面所需风量之和，m3/min； Qrt硐室所需风量之和，m3/min； Qot其他用风地点所需风量之和，去0，m3/min； Km矿井通风（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）系数；取115。 根据上述计算结果，得出按采煤、掘进、硐室等用风地点实际需要风量总和计算的矿井总风量为2780m3/min 。因为矿井总风量是按各个用风地点实际需要风量计算的，故将多余风量平均分配给各个采煤工作面，则（1）回采工作面分配后的风量为： Qwi=405+（26592312.5）÷2.5=543.6m3/min Qwi备用=202.5+（26592