兴隆庄煤矿井田毕业设计

毕业设计（论文）原创性声明和使用授权说明原创性声明本人郑重承诺：所呈交的毕业设计（论文），是我个人在指导教师的指导下进行的研究工作及取得的成果。尽我所知，除文中特别加以标注和致谢的地方外，不包含其他人或组织已经发表或公布过的研究成果，也不包含我为获得 及其它教育机构的学位或学历而使用过的材料。对本研究提供过帮助和做出过贡献的个人或集体，均已在文中作了明确的说明并表示了谢意。作 者 签 名： 日 期： 指导教师签名： 日期： 使用授权说明本人完全了解 大学关于收集、保存、使用毕业设计（论文）的规定，即：按照学校要求提交毕业设计（论文）的印刷本和电子版本；学校有权保存毕业设计（论文）的印刷本和电子版，并提供目录检索与阅览服务；学校可以采用影印、缩印、数字化或其它复制手段保存论文；在不以赢利为目的前提下，学校可以公布论文的部分或全部内容。作者签名： 日 期： 学位论文原创性声明本人郑重声明：所呈交的论文是本人在导师的指导下独立进行研究所取得的研究成果。除了文中特别加以标注引用的内容外，本论文不包含任何其他个人或集体已经发表或撰写的成果作品。对本文的研究做出重要贡献的个人和集体，均已在文中以明确方式标明。本人完全意识到本声明的法律后果由本人承担。作者签名： 日期： 年 月 日学位论文版权使用授权书本学位论文作者完全了解学校有关保留、使用学位论文的规定，同意学校保留并向国家有关部门或机构送交论文的复印件和电子版，允许论文被查阅和借阅。本人授权 大学可以将本学位论文的全部或部分内容编入有关数据库进行检索，可以采用影印、缩印或扫描等复制手段保存和汇编本学位论文。涉密论文按学校规定处理。作者签名：日期： 年 月 日导师签名： 日期： 年 月 日指导教师评阅书指导教师评价：一、撰写（设计）过程1、学生在论文（设计）过程中的治学态度、工作精神 优 良 中 及格 不及格2、学生掌握专业知识、技能的扎实程度 优 良 中 及格 不及格3、学生综合运用所学知识和专业技能分析和解决问题的能力 优 良 中 及格 不及格4、研究方法的科学性；技术线路的可行性；设计方案的合理性 优 良 中 及格 不及格5、完成毕业论文（设计）期间的出勤情况 优 良 中 及格 不及格二、论文（设计）质量1、论文（设计）的整体结构是否符合撰写规范？ 优 良 中 及格 不及格2、是否完成指定的论文（设计）任务（包括装订及附件）？ 优 良 中 及格 不及格三、论文（设计）水平1、论文（设计）的理论意义或对解决实际问题的指导意义 优 良 中 及格 不及格2、论文的观念是否有新意？设计是否有创意？ 优 良 中 及格 不及格3、论文（设计说明书）所体现的整体水平 优 良 中 及格 不及格建议成绩： 优 良 中 及格 不及格（在所选等级前的内画“”）指导教师： （签名） 单位： （盖章）年 月 日评阅教师评阅书评阅教师评价：一、论文（设计）质量1、论文（设计）的整体结构是否符合撰写规范？ 优 良 中 及格 不及格2、是否完成指定的论文（设计）任务（包括装订及附件）？ 优 良 中 及格 不及格二、论文（设计）水平1、论文（设计）的理论意义或对解决实际问题的指导意义 优 良 中 及格 不及格2、论文的观念是否有新意？设计是否有创意？ 优 良 中 及格 不及格3、论文（设计说明书）所体现的整体水平 优 良 中 及格 不及格建议成绩： 优 良 中 及格 不及格（在所选等级前的内画“”）评阅教师： （签名） 单位： （盖章）年 月 日99中国矿业大学2006届本科毕业设计教研室（或答辩小组）及教学系意见教研室（或答辩小组）评价：一、答辩过程1、毕业论文（设计）的基本要点和见解的叙述情况 优 良 中 及格 不及格2、对答辩问题的反应、理解、表达情况 优 良 中 及格 不及格3、学生答辩过程中的精神状态 优 良 中 及格 不及格二、论文（设计）质量1、论文（设计）的整体结构是否符合撰写规范？ 优 良 中 及格 不及格2、是否完成指定的论文（设计）任务（包括装订及附件）？ 优 良 中 及格 不及格三、论文（设计）水平1、论文（设计）的理论意义或对解决实际问题的指导意义 优 良 中 及格 不及格2、论文的观念是否有新意？设计是否有创意？ 优 良 中 及格 不及格3、论文（设计说明书）所体现的整体水平 优 良 中 及格 不及格评定成绩： 优 良 中 及格 不及格（在所选等级前的内画“”）教研室主任（或答辩小组组长）： （签名）年 月 日教学系意见：系主任： （签名）年 月 日1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区的地理位置、交通条件兴隆庄煤矿位于山东省兖州市境内，井田横跨兖州、曲阜两市。津浦铁路纵贯井田东北部。公路四通八达，104国道沿井田东部通过。矿井北距兖州市8km，东距程家庄2.1 km，东南距邹城市14 km。矿井交通位置图如图1-1。图1-1 矿井交通位置图1.1.2 矿区的气候条件本区为温带半湿润季风区，属大陆与海洋间过渡性气候，四季分明。据济宁、兖州、邹城气象站19592001年的观测资料，年平均气温14.1，气温最低月为元月，平均气温-2。最高气温为7月份，平均气温29，最高可达40以上。年平均降雨量712.7 mm，年最小降雨量347.90 mm，最大降雨量1179.3mm。雨季多集中在78月，有时延至9月，其降雨量约占全年降雨量的65%。年平均蒸发量1884.8 mm，最大蒸发量多在47月，约占全年蒸发量的45%。风向频率多为南及东南风，年平均风速2.73 m/s，极端最大风速24 m/s，最大风速的风向多为偏北风。结冰期由11月至翌年3月，最大冻土深度0.45m，最大积雪厚度0.19 m。一、 矿区的水文情况.区内为第四系冲积平原，地形平坦，由东北向西南逐渐降低，坡度极为平缓。地面标高变化于+52 m+44 m之间，井口附近地势较高，工业广场标高为+49.20 m。除特大洪水外，一般不受威胁。区内有泗河纵贯全区。泗河全长142 Km，河宽1001000 m，流域面积2590 Km2，最大流量3380 m3/s；流经本区3层煤隐伏露头的部分地段，向西南注入南阳湖，属一季节性河流，与第四系潜水有一定的水力联系。二、 矿区的电力供应矿井供电系统共有两个电源，分别来自济宁电业局的马青变电站和兴隆庄煤泥自备热电厂。来自马青变电站的电源线路共有两回，线路电压等级为35 kv，导线型号LGJ-185。运行方式为：一回运行，一回带电热备用。来自兴隆庄煤泥自备热电厂的电源线路共有三回。一回为6 kv电源线路，导线型号为YJLV-3150-6，6条并用；另两回35kv电源线路，导线型号分别为YJV22-1150-35和YJV22-1240-35。1.2 井田地质特征1.2.1 地质特征 兖州煤田为一轴向北东、向东倾伏的不对称向斜。兴隆庄煤矿位于兖州向斜的北翼，为一走向北东北西，倾向南北北东，倾角214的单斜构造。主要含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组，煤系和煤层沉积稳定，为华北型含煤岩系, 无岩浆侵入，平均厚度310 m，全部为第四系冲积层所覆盖，井田地层综合柱状图见图1-2。第四系厚度在132.4235.29 m之间，平均厚度184.08 m，分上中下三组，以粘土、砂质粘土，含粘土的砂（砾），或砂（砾）等相间组成，不整 图1-2 井田地层综合柱状图合于侏罗系之上。侏罗系的上侏罗统，最大残厚330.46 m，仅保留于本区东南部的边缘地段，由紫红色细砂岩或中细粒砂岩，间夹细砂岩与泥岩互层所组成，底部偶见砾岩，与二叠系成不整合接触。二叠系之石盒子组最大残厚181.88 m，一般厚度60 m左右，以粘土岩为主，间夹细砂岩，其底部全区普遍发育着一层粗砂岩或含砾砂岩，孔隙度大，硅质接触式胶结，岩性稳定，整合于主要含煤地层山西组之上。二叠系山西组厚84.82152.91 m，一般厚为129.62 m，为本煤田的主要含煤地层， 含有局部可采的2层煤和稳定可采的3层煤，其中3层煤是井田的主采煤层，煤层底部多为细砂岩、粉砂岩互层，有时相变为中砂岩，整合于石炭系之上。上石炭系的太原群厚148.53185.13 m，一般厚度173.42 m，以粉砂岩和泥质岩为主，间加中砂岩、粘土岩、薄层灰岩及煤层组成，共含煤23层。 其中16层、17层煤是全井田可采的薄煤层，主要标志层为第三层灰岩和第十层灰岩，地层多为粉砂岩和深灰色泥岩为主，间夹以中砂岩、粘土岩和薄层灰岩，整合于本系的本溪群之上。中石炭系本溪群厚21.4936.00 m，一般厚度28.75 m，以灰岩为主，假整合于奥陶系之上。奥陶系马家沟统总厚725.20 m，以石灰岩为主，有裂隙和洞穴，与下伏寒武系呈整合接触。 1.2.2 构造特征 井田位于兖州向斜的北翼。为一倾向南东至北东,倾角214，一般为48，走向北东至北北西的单斜构造，并发育着次一级小型的宽缓波状起伏。区内北东向逆断层不发育，而北西向的高角度正断层较发育，并具有断层走向的弯曲、分叉、合并、落差时大时小、呈“入”字型构造形态等特点。煤层有古河床冲刷切割。地质构造整体比较简单，但有的采区比较复杂，局部不能开采。1.2.3 水文地质特征矿井水文地质比较简单。主要含水层为上覆的第四系覆盖层，总厚度平均184.08 m，分上、中、下三组，除中组粘类的厚度占73%左右，透水性弱，含水不丰富外，其上、下两组均为含水丰富的砂及砂砾岩层。上组含水层局部地段与地表径流和降雨进行垂直渗透补给，补给和排泄条件良好。下组含水层间夹有不稳定的粘土层，其上有中组为隔水层，故含水性虽强，但补给和排泄条件较差，其底部含水层为煤系含水层的主要补给水源。基岩主要含水层对矿井充水直接有关的为第3层煤顶部砂岩，第三层灰岩和第十层灰岩。当有断层构造时，其它含水层也可成为奥陶系灰岩水的通道，直接影响矿井安全开采。煤系底部的奥陶系灰岩， 厚度在450750 m之间，虽然含水丰富， 但因距主采煤层甚远，故近期内对矿井生产不产生影响。根据地质报告预测，开采前期矿井正常涌水量为400 m3/h，最大涌水量为500 m3/h；开采后期正常涌水量为550 m3/h，最大涌水量为650 m3/h。1.3 煤层特征1.3.1 埋藏条件煤层均厚8.29 m，煤层倾角38，平均6，属于缓倾斜煤层。本区主采3#煤层，硬度中硬，普氏硬度为23，属中变质气煤，为高硫低灰分。平均容重为1.35 t/m3。矿井属低沼气矿井，煤尘有爆炸危险，煤层均又自然发火倾向。自然发火周期为36个月。1.3.2 围岩性质 见表1-1围岩性质表。表1-1 围岩性质表顶底板名称岩石名称厚度（m）特性描述老顶中砂岩20.34灰白色，少量燧石及菱铁质点，粒度相下渐粗，底部以粗粒为主，微层状缓波状层理为主，少量斜层理粉、中砂岩互层11.5深灰、浅灰色，成分石英为主，下部以细粒为主，粉砂粒细，中层状具缓波状层理发育，中部斜层理为主。下部呈浑浊状层理。直接顶粉砂岩3.20深灰色，含苛达树等叶化石，显隐伏微波状水平层理。直接底粉砂岩7.04深灰色，具水平层理。顶部含根化石以下含细羊齿及苛达树化石。老底中砂岩9.22灰灰白色，致密坚硬，以石英长石为主，钙泥质胶结，斜层理为主。 1.3.3 煤的特征 本区煤质稳定，各层煤的主要指标变化很小，均为中变质程度的气煤。山西组煤层（第2、3层煤）属低硫中灰中等可选至易选煤，是良好的炼焦配煤或动力用煤；太原群煤层（第616、17层煤）属中灰富硫至高硫的易选煤，不宜单独作炼焦配煤，为动力用煤。根据地质资料，本矿井第3、16、17层煤都属于氮气带，沼气和二氧化碳含量很底，均小于10 m3/t，属低瓦斯矿井。可采煤层均有煤尘爆炸危险，煤尘爆炸指数一般为37 %42 %。各煤层都有自燃发火倾向，自燃发火期为个月。3#煤火焰长度大于400 mm，挥发份含量40.38 %，煤尘具有强爆炸危险性有自燃发火倾向，发火期36个月，发火等级级。煤层特征见表1-2。 表1-2. 煤层特征表 煤层编号煤层厚度煤层间距稳定性结构顶板岩性底板岩性容重201.49中砂岩砂岩-14.9542.85不稳定简单泥岩泥岩1.35t/m30.86粘土岩粘土岩2.310.65粉砂岩 中砂岩粉砂岩 3-24.1546.34稳定较简单岩质岩1.35t/m38.29质岩00.97粉砂岩 中砂岩6-43.3060.20极不稳定简单细砂岩1.30t/m30.660.62.35粉砂岩 粘土岩16上-5.513.12稳定简单粉砂岩 1.30t/m31.10.51.33灰岩 粉砂岩粉砂岩 粉砂岩17-7.29稳定较简单1.30t/m31.022 井田境界及储量2.1 井田境界井田西北以铺子断层为界，东北以大间头断层为界，东以津浦铁路为界。井田走向最长4960 m，最短1680 m，倾向最长5370 m，最短2975 m。2.2 矿井工业储量2.2.1 煤层面积井田水平投影面积：S水=0.2589=22.25 km2 3#煤层倾角2o14o，大部分为4o8o，此处取其平均值=6o，故3#煤层面积：S= S水/cos6o=22.37 km2 2.2.2 工业储量Zg=Sh式中：S- 煤层面积。22.37 km2。 h煤层厚度。8.29 m。 煤的容重。1.35 t / m3。 Zg=24108万t2.3 矿井可采储量2.3.1 煤柱损失P=Pt+Pd+Pj+Pg式中：Pt铁路保护煤住损失。 Pd断层保护煤住。 Pj井田边界煤住。 Pg工业广场保护煤住。 1. Pt的计算 Pt=BLh/cos式中：B煤住宽度。m L煤住长度。m h煤层厚度。m 煤的容重。T/m3 煤层倾角。（o） 2. Pd的计算 Pd=dLh =35138901.3 =523.9万t 3. Pb的计算 Pb= dLh =2086808.291.3 =187.1万t 4. Pg的计算 工业广场面积： 根据煤炭工业设计规范，大型矿井工业广场占地指标为0.81.1(公顷/10万t)。 S1=150/101.110000=0.18 km2取长a=450 m，b=400m。 根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程，工业广场围护宽度为15m。工业广场工占用： S=480430=215600 m2 Pg的计算见表2-1. Pg计算的有关参数表。表2-1. Pg计算的有关参数表煤层倾角 / o冲击层厚度 / m煤层厚度 / m煤层标高 / m煤的容重 t/m3 / o / o / o / o231868.29-3001.345707275 图2-1 工广保护煤柱计算示意图 Pg=Vh =943.08 万t P=Pt+Pd+Pb+Pg =943.5+523.9+187.1+943.08 =2597.58 万t 2.3.2 矿井可采储量 Zk=（Zg-P）C =（24108-2597.58）0.75 =16132.8万t3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度本矿井井下工作人员工作制度和地面工作人员均为为“三八制”。年工作天数320天，矿井每昼夜净提升小时数16小时。每日两班采煤，一班检修，每班工作八小时。具体见表3-1劳动组织表。表3-1 劳动组织表序号工 种一 班二 班三 班合 计1电 工11352泵站工11133煤机司机22374三机工557175支架工444126放煤工22267端头维护444128班 长22269验收员111310合 计2222277711在 册28282810512干 部913总计在册2828441143.2 矿井设计生产能力及服务年限根据井田储量、投资量、地质状况及机械化水平等综合考虑，确定矿井年生产能力150万t。式中：T 矿井服务年限，a。 Zk 可采储量，万t。 A 矿井生产能力，万t / 年， K 矿井储量备用系数，1.31.5 第一水平服务年限36年，符合规范要求。4 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题4.1.1 井硐1. 主井、副井该矿井主要含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组，煤系和煤层沉积稳定，为华北型含煤岩系, 无岩浆侵入，平均厚度310m，全部为第四系冲积层所覆盖，地形平坦，由东北向西南逐渐降低，坡度极为平缓。地面标高变化于+52m+44m之间。分析以上特点，发现不具备平硐开采的条件。只能采用立井或斜井开采。 主、副井井筒位置的选择：（1） 井筒沿井田走向方向的有利位置。本井田形状比较对称，储量分布比较均匀，故井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使井田走向的井下运输工作量减小，通风网路较短，通风阻力较小。（2） 井筒沿倾斜方向的有利位置。立井开拓时，应沿倾向中部布置，考虑储量，井筒定于井田倾斜方向的中部略靠下。（3） 有利于矿井初期开采的井筒位置。（4） 尽量不压煤或减少压煤。（5） 地质及水文条件也必须考虑。（6） 井口位置应便于布置工业场地。2. 风井本井田煤层赋存条件比较好，属于缓倾斜煤层，因为本井田面积比较大，如果将风井布置在井田的中央，将给通风带来极大的不便。所以考虑采用对角式通风。结合实际情况，提出在井田的左右两翼各布置一风井。4.1.2 工业场地工业场地的选择应主要考虑以下因素：（1） 尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；（2） 占地要少，尽量做到不搬迁村庄；（3） 尽量布置在地质条件比较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；（4） 尽量减少工业场地的压煤损失。工业广场的形状、位置、面积等详见第二章第三节。4.1.3 开拓方案及经济技术比较根据地质勘探资料，本井田的3#煤层为主采煤层，埋深主要分布在-200m-500m，倾角平均6，为缓倾斜煤层。考虑到技术和经济的合理性，本设计采用单水平或两水平开拓都能满足要求。主采煤层平均厚度在8.29 m左右，所以布置煤层大巷较困难，特别是以后的维护，切需要很大的保护煤柱，故采用双岩巷布置。井田延伸方案有两种：立井延伸和暗斜井延伸。这两种延伸方案在经济和技术上都是可行的，所以都可以采用。综合以上四种情况，提出以下四种开拓方案：方案一，两水平立井延伸（如图4-1）；方案二，两水平暗斜井延伸（如图4-2）；方案三，立井单水平（如图4-3）；方案四，斜井单水平（如图4-4）。图4-1 两水平立井延伸 图4-2 两水平暗斜井延伸 图4-3. 立井单水平 图4 -4 斜井单水平 通过分析，以上四种方案在技术上都是可行的，故全部参加经济比较。首先对各方案费用进行粗略估算。见表4-1。 方案一和方案二的区别仅在于第二水平是用暗斜井开拓还是直接延伸立井。两方案的系统都简单可靠，而且费用相差不大，考虑到方案一的提升、排水、通风工作的环节少、人员上下比较方便，所以决定采用方案一。表41 各方案粗略估算费用表 方案 方案方案一方案二项目基立井开凿（7730+10078）200=356.2主副暗斜井开凿2659645.6+2445723.9=342.8建井底车场100090010-4=90上下斜井车场（300+500）90010-4=72费石门开凿191480010-4=153.1/万元大巷开凿33434414103=4532.9大巷开凿4532.9小计5132.2小计4947.7生产立井提升1.20.9031.326108200=2873.7暗斜井提升1.20.3171031.326108645.6=3256.5费立井排水0.2340024365119=9715.5排水（斜立井）0.2334002436551+0.2331.043540024365=9957/万元小计17721.4小计18161.2总计百分率100%百分率102% 方案 方案三方案四项目基立井开凿（7730+10078）350=623.3斜井开凿26591132.7+24451270=6157建大巷开凿23434200=137.4大巷开凿23434200=137.4费井底车场100090010-4=90上下斜井车场800900=72/万元小计850.7小计821.1生立井提升1.20.90310-32.321108350=8803斜井提升1.20.31710-32.3211081132.7=10000.7产立井排水0.23340024365119=9715.5斜井排水0.2331.043540024365119=10138费/万元小计19369.2小计20959.8总计百分率100%百分率107%方案三和方案四的区别也仅在于提升是用立井还是用斜井。粗略估算方案四的费用高7%，且方案三的通风线路比方案四短，所以决定选方案三。余下的方案一和方案三技术上均可行，而且水平服务年限符合要求。二者相比方案三的总投资要高一些，但是方案三的生产经营费用可能要低一些。因此，两方案还需要通过经济比较才能确定最终采用何种开拓方式。详细比较见表4-24-6。 表4-2 建井工程量比较表项目方案一方案三初期立井井筒350+20350+20副井井筒350+5350+5井底车场10001000运输大巷4400200轨道大巷4400200后期主井井筒200副井井筒200井底车场1000主石门1914运输大巷10400轨道大巷10400 表4-3 基建费用比较表项目方案一方案三工程量单价费用工程量单价费用初期立井井筒350+207730286.01350+207730286.01副井井筒350+510078357.77350+510078357.769井底车场100090090100090090运输大巷1060013801462.82000138027.6小计2196.6761.4后期主井井筒2007730154.6副井井筒20010078201.56井底车场100090090主石门1914800153.1运输大巷1040013801385.52小计599.261385.52合计2759.862146.92 表4 -4 生产经营工程量比较表方案一方案三项目工程量项目工程量运输提升/万t运输提升/万t上山运输大巷运输机长01.5 1.52 22.5 2.53 33.5 3.54 9845.789 7152.312 3182.904 9342.092 5187.6 380.592一带区55346.3760.2=11069.2752二带区29069.040.2=5813.808三带区2071.920.2=414.384四带区32516.160.2=6503.232石门运输一带区1.211069.27520.8=10626.5二带区1.262290.8=5979.84三带区1.2440.42.8=1479.744四带区1.22448.81.4=4113.984立井提升1.25965.690.23=1646.5立井提升1.20.9032.321108350=8803排水/万m340024365119=41697.6排水/万m340024365119=41697.6 表4-5 生产经营费比较表项目方案一方案三工程量单价费用工程量单价费用（m）（万元m）（万元）（m）（万元m）（万元）运输一带区10626.50.0981041.49845.7890.098964.89二带区5979.840.098586.027512.3120.096686.62三带区1479.7440.09545.63182.9040.092292.83四带区4113.9840.098403.29342.0920.095887.5小计2591.1173384.99提升一水平61209540.0009035527.3二水平60180120.0009035434.38803维护巷道2959.92849.6总计28465.7121903.49 表4-6 费用汇总表 费用方案一方案三项目费用/万元百分率费用/万元百分率初期建井费2196.6288 %761.4100 %基建工程费2795.86130 %2146.92100 %生产经营费28465.71123.92 %21903.494100 %总费用33458.71135 %24811.814100 %由以上比较结果可以看出方案三的总费用比方案一少35 %，且该方案只有一个水平，生产系统更为简单可靠。而方案一有两个水平，当进行第二水平开拓的时候会影响第一水平的开采，所以方案一在后期更能体现其优势。综合考虑经济、技术及安全等多方面因素，选取最优方案方案一立井单水平开拓。矿井开拓平面图及剖面图见毕业设计大图矿井开拓平面图和矿井开拓剖面图。4.2 矿井基本巷道4.2.1 井筒1. 主井本矿井设计年生产能力150万t，为保证提升，决定采用两对12 t的箕斗提煤。如图4-5和表4-7。 图45 主井断面图 表4-7 主井断面技术特征表井型150万t井筒直径6.5m井深340m净断面积33.18m2基岩段毛断面积44.18m2表土段毛断面积44.18m2提升容器两对12t箕斗 多绳摩擦轮提升机井筒支护混凝土砌碹厚450mm 充填混凝土厚50mm2. 副井副井采用一套1.5 t双层四车罐笼提升。副井内设梯子间，可作为安全出口。如图4-6和表4-8。3. 风井风井内也设一梯子间，可作为另一安全出口。如图4-7和表4-9。4.2.2 井底车场1. 井底车场的型式和布置形式本井底车场不经过石门和大巷直接相连，减少了工程量。由于该车场采用了胶带输送机运煤系统，使车场形式大为简化，实际上它只是一个带有机车绕道的单环行车场。采用这种车场，形式简单，通过能力大，有较多富余。布置形式见图4.2-4。2. 空重车线长度验算大型矿井的空重车线长度应为1.01.5倍列车长。辅助运输采用MG1.7-6A型1.5t固定厢式矿车运输，其尺寸为240010501200。电机车选用ZK10-6/550支流架线式电机车，其尺寸为450010601550。每列车15节车厢。一列车的长度：L列车=4500+240015=40500 mm=40.5 m。副井空重车线的长度应40.51.5=60.75 m。所选用的车场的空重车线长度L为105 m60.75 m，符合要求。3. 调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石车副井重车线机车分离后，电机车经机车绕道至空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料车的运行路线与矸石空车相同。 图4-6 副井断面图 表4-8 副井断面技术特征表井型井筒直径井深净断面积基岩段断面积表土段断面积150万t6.5 m272 m33.2 m245.3 m258.1 m2井筒支护提升容器混凝土井壁厚500 mm冻结段井壁厚1000 mm充填混凝土厚50 mm一对1t矿车双层四车加宽多绳罐笼 图4-7 风井断面图 表4-9 风井断面技术特征表井型150万t井筒直径5 m井深320 m净断面积19.63 m2基岩段毛断面积26.42 m2表土段毛断面积26.42 m2井筒支护混凝土砌碹厚350 mm 充填混凝土厚50 mm 图4-10 井底车场1主井；2副井； 3煤仓；4箕斗装载硐室；5中央变电所；6水泵房；7等候室；8调度室；9工具室；10调车线 4. 车场硐室布置 车场硐室的布置如图4-10。4.2.3 主要开拓巷道1. 支护方式根据本矿井的地质条件和煤层埋藏条件，经过开拓方案的经济技术比较，将运输大巷和轨道大巷均布置在底板的岩层中。运输大巷采用胶带输送机运输，轨道大巷采用架线式电机车牵引1.5 t固定厢式矿车运输。主要巷道均采用锚喷支护，其支护效果好，经济合理。2. 主要开拓巷道的特征主要开拓巷道的断面形式、断面大小、支护方式及参数如图4-11、图4-12和表4-10、表4-11。3. 各主要开拓巷道的风速验算各主要开拓巷道的风速验算见第九章矿井通风及安全技术中的有关内容。 图4-11 运输大巷断面图 表4-10 运输大巷断面特征表围岩 类别断面/m2掘进尺寸/m2喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深直径岩石14.716.24.73.9510050矩形80016001414.6 图4-12 轨道大巷断面图 图4-11 轨道大巷断面特征表围岩 类别断面/m2掘进尺寸/m2喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深直径岩石1314.64.43.810050矩形80016001413.65 准备方式带区巷道布置5.1 煤层的地质特征本区主采3#煤层，硬度中硬，普氏硬度为23，属中变质气煤，为高硫低灰分。平均容重为1.35 t/m3。煤层均厚8.29 m，煤层倾角38，平均6，属于缓倾斜煤层。矿井属低沼气矿井，煤尘有爆炸危险，煤层均有自然发火倾向。自然发火周期为36个月。煤层地质特征见表5.1-1。煤层顶底板情况见表5-2。煤种煤质情况见表5-3。 表5-1 3#煤地质特征表3#煤煤层厚度煤尘硫分稳定性灰分自燃倾向容重t/m3瓦斯2.3-10.65爆炸倾向0.67稳定14.33-6个月1.35低8.29 表5-2 煤层顶底板情况一览表顶底板名称岩石名称厚度（m） 特性描述老顶中砂岩20.34灰白色，少量燧石及菱铁质点，粒度相下渐粗，底部以粗粒为主，微层状缓波状层理为主，少量斜层理。粉、中砂岩互层11.5深灰、浅灰色，成分石英为主，下部以细粒为主，粉砂粒细，中层状具缓波状层理发育，中部斜层理为主。下部呈浑浊状层理。直接顶粉砂岩3.20深灰色，含苛达树等叶化石，显隐伏微波状水平层理。直接底粉砂岩7.04深灰色，具水平层理。顶部含根化石以下含细羊齿及苛达树化石。老底中砂岩9.22灰灰白色，致密坚硬，以石英长石为主，钙泥质胶结，斜层理为主。 表5-3 煤种煤质一览表煤质情况Ma.d(%)Ad(%)Vadf(%)Qgr.d(Mj/kg)Cdaf(%)St.d(%)Y(mm)工业牌号2.3514.3039.9033.3043.000.4510QM43 煤岩成分以暗煤为主、亮煤次之，煤岩类型为亮暗煤，煤质牌号为气煤43，属低硫、低磷、低灰分、高发热量之煤种，是良好的动力用煤和炼焦配煤。5.2 带区巷道布置及生产系统 5.2.1采煤方法及工作面长度的确定 首采煤层平均厚度8.29 m，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采放顶煤采煤法，一次采全厚。根据规范规定：综采面长度一般不小于150 m。结表5.1-1 3#煤地质特征表实际情况，带区工作面的长度为200 m可以满足产量的要求，确定带区工作面的长度为200 m。5.2.2 带区巷道的联络方式由于矿井采用两翼对角式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，一条运煤，另一条辅助运输和进风行人，通过带区下部车场和带区工作面相连接。在带区内部，大巷两侧两个条带共用一个带区煤仓和下部车场。5.2.3 煤层的开采顺序和带区接替顺序矿井主采3#煤，由于井筒打在井田中央，把整个井田分成了东西两翼。我们设计先采上部右翼，沿大巷向井田边界回采，即前进式开采。由于采空区上覆岩层尚未垮落稳定之前不能进行沿空掘巷，因此工作面接替要采用跳采方式。在保证一个工作面达产的同时，注意另一分带的准备，保证工作面的正常接替。5.2.4 生产系统带区内的开采采用后退式开采（面向集中大巷），通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有风流系统简单，漏风小的优点。风流线路为：副井带区下部车场轨道顺槽工作面运煤顺槽运输大巷风井运料系统为：副井井底车场轨道大巷带区下部车场轨道顺槽工作面运矸系统为：工作面轨道顺槽带区下部车场井底车场副井供电系统：高压电经由井底中央变电所经由轨道大巷、带区变电所，降压后的低压电由低压电缆送到回采和掘进工作面附近的配电点。供水系统：采掘工作面和轨道运输转载机点所要的防尘喷雾水由副井下井然后供给各地点。5.2.5 确定带区各种巷道的尺寸、支护方式和通风方式1. 尺寸顺槽的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，由此确定顺槽的尺寸为4600 mm3000 mm。2. 支护方式采用锚网支护，锚索补强，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。3. 掘进通风采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。为了防止回风短路，在顺槽设置风门，具体位置见毕业设计大图带区巷道布置图。 5.2.6 确定带区生产能力和采出率 本矿井初期采用一个工作面回采，因此这个工作面的生产能力即为矿井的生产能力150万t /年。工作面布置为综放面。工作面工作制度采用“三八”工作制，即为两班采煤，一班检修。双向割煤，往返一次割两刀，每刀近尺0.6 m。 1. 综放面生产能力 （1）每割一刀煤所需的时间 1 纯割煤的时间T割： T割=（L+L1）/ V割式中：L 工作面长度，200 m L1 斜切段长度，25 m V割 采煤机合理的牵引速度，取4 m/分钟。 2 割煤作业中必需的辅助作业时间T空 T空= L1 / V空=25 / 7.2=4 （分）式中：V空采煤机空刀运行时的牵引速度，取7.2 m/分。 3 必需的间歇时间T停 必需的间歇时间包括每割完一刀煤检查机器更换截齿时间、正常的停开机时间、采煤机改变牵引方向时的翻挡板时间及滚筒调位时间等。根据实际情况，T停取15分钟。所以，每割一刀煤所需的时间为： T割+T空+T停=56+4+15=75（分钟） （2）端头作业时间T端 本综采工作面端头支护采用端头液压支架，端头作业时间取30分钟。 （3）故障时间 T故 根据大量调查，国产综采设备机电事故影响时间占总工时的8 %15 %，每割一刀煤影响时间为1530分钟。在此取30分钟。 由以上分析，每割一刀煤的循环时间T循为： T循=T+T端+T故=75 + 30 + 30=135（分钟）所以，综放面每班进两刀是能够实现的。 综放工作面生产能力Q综 Q综=NLSMRCKc300 =42000.68.291.350.800.95300 =155.25万t式中：N工作面日循环数，4个。L工作面长度，200 m。S截深，0.6 m。M采高，8.29 m。R煤的容重，1.35 t/m3。C工作面回采率，0.80。Kc循环率，取0.95。 2. 掘进出煤量Q掘 按规定，掘进出煤量按工作面出煤量的5 %10 %计算，取5 %。 Q掘 = 142.8 5 %=7.75万t3. 带区生产能力Q区 Q区=155.25 + 7.75=163万t 4. 计算带区回采率 首采条带工作面推进长度1000 m，顺槽为沿空掘巷，留3 m的小保护煤柱，停采线距离大巷30 m。 带区实际出煤量： （23.2 + 31.2 + 32 + 32.6）100 8.29 1.35 220 = 2929.93万t 带区煤柱损失： （119-0.34）1002008.291.35=2636.72万t 带区回采率： 符合规范要求。 5.3 带区车场选型设计5.3.1 确定带区车场的形式 由装煤车场和辅助提升车场组合而成。本设计带区车场的装煤车场采用大巷装车式车场，辅助提升车场采用底版绕道式车场。 工作面生产的煤由运输顺槽到带区煤仓后，直接在运输大巷装车，经皮带输送机送至井底煤仓。 底板绕道式井底车场先由轨道大巷做一段平的斜巷，然后用25的斜巷向上，直到与轨道顺槽同一标高，然后再通过一段平巷与轨道顺槽向接。车场采用绞车提升。绞车房独立通风，从绞车房打一条斜巷与运输大巷直接相连，为避免通风短路，在绞车房的回风斜巷上打一个风窗，调节风量，满足绞车房的通风要求即可。带区下部辅助运输车场图如图5-1。 图5-1 带区下部车场1-运输大巷 2-轨道大巷 3-