煤矿毕业设计说明书（文档部分） - 图文

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第1页

第1章 矿区概述及井田地质特征

第一节 矿区概述

一、交通位置

夹河井田位于徐州市西北部的九里区境内，距徐州市约15公里，九里区区政府6公里、沛县65公里南有陇海铁路，东有三环路交通十分便利。

井田附近已经建成投产的有义安矿、庞庄矿的煤炭除由徐矿集团的南岗铁路经陇海铁路外运，也可通过公路、水路外运，交通相当便利，交通位置如图1-1。

图1-1 矿井交通位置图

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第2页

公路：井田东有三环路及徐沛公路干线和西部矿区公路连接成网，向北可以通过四环路与京沪高速公路相连，能够及时把生产的煤炭运出。

铁路：井田南有西陇海铁路线，矿可铺设铁路专用线跟夹河寨与西陇海干线接轨。矿区煤炭主要流向是南、北方向。

水路：井田东侧约15km左右有京杭大运河，常年可通航50t以上驳船。 二、地形、地貌

井田位于故黄河泛滥形成的冲积平原上，地势较为平坦，地面标高一般为+37.0～+43.0m，西南略低，地形坡度为0.15%。该区东南边缘沿东北方向分布有九里山、琵琶山、大小孤山，西南有霸王山，其中九里山最高，山顶绝对标高+173.2m.由于区内地势平坦，地表径流条件好，大气降水以蒸发及地表径流为主要形式排泄外，余下部分滞缓地渗入地下。 三、气象、气候

1、降雨量：本区多年平均降水量为833.33毫m,其中6、7、8三个月为主要降水月份，占全年降水量的58.7%。最高降水量为1297.0毫m；最低降水量为50.6毫m，日最大降水量为273.3毫m。

2、蒸发量：本区多年平均蒸发量为1748.59毫m，最高为2279毫m，最低为1457.9毫m。

00 3、气温：本区多年平均气温为14.3 C，最高气温为40.6 C,最低气温为-22.6 0

C。一年最高气温在36～39 0C，最低气温在-9～-13 0C。

4、风力、风向：风向随季节而转变，春季多东南风，夏季多东风，秋季多东北风，冬季多西北风。全年平均风速2.9m/s。最大风速为23.4m/s，风向为西北。

5、霜雪：霜期一般在10月至次年4月，最大连续积雪日数36日，积雪最大深度为247毫m，降雪一般在11月上旬至次年3月下旬；冻结深度最大达29cm。

6、相对湿度：本区多年逐月平均为69.52%，7～8月最高约在76%～83%左右，3～6月最低为62%～65%，年平均最高为1952年76%，年平均最低为1988年62%。湿润系数约为0.5，故本区属半湿润区。 四、矿井人口分布、工农业发展情况

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第3页

整个矿区跨陈庄村和临黄村，本区处于故黄河泛滥形成的冲积平原上，地势较为平坦，土质较土质比较肥沃，主要农作物有玉米、小麦和大棚农作物，由于农田水利基本建设发展较快，亩产水平逐年提高。工业水平一般。居民分布比较多，但达到设计能力时需要迁移的村庄有河头和解场，其户数240户，面积13200㎡及人数1484人。除上述村庄外，还有潘场、西赵庄、大程庄对回采有所影响，根据采煤接续及时迁移受塌陷影响的村庄。矿井的生产对农田破坏大，做好赔偿工作。 五、电源与水源

夹河井田建一座35/6kV变电所，其35kV双回路电源架空输电线路由柳新110kV区域变电所馈出，一回路为LGJ-95+120，长7.65km(其中LGJ-95，长6.65km；LGJ-120，长1km)；另一回路LGJ-185，长10.2km，该变电所有两台变压器，型号为SFL1-16000/35，35/6kV，16000kVA。

本区地势较为平坦，西南略低，地形坡度为千分之一点五，地表迳流条件较好，大气降水以蒸发及地表迳流的形式排泄，余下部分滞缓地渗入地下。

本区河流不发育，天然水系只有故黄河，由北西向南东横穿井田之中，与煤层及含水层露头的夹角为55～57°，因第四系中部有粘土及粘土类沉积物30～40m起到隔水作用，故大气降水及地表水系对矿井充水无直接影响。

第二节 井田地质特征

一、井田的勘探程度

夹河井田先后由一六九煤田勘探队和徐州矿务局地质勘探队以及安徽省煤田地质物探测量队和江苏省煤田物探测量队在井田内进行过钻探和地震勘探工作。 二、煤系地层特征的综述

夹河井田位于徐州煤田九里山向斜南翼。石炭、二叠系地层是其含煤地层，在井田内均被第四系冲积层覆盖。井田内钻孔和井巷工程揭露的含煤地层主要有石炭系的本溪组（C2）、太原组（C3）、二叠系的山西组（P11）、下石盒子组（P12）、上石盒子组（P21）、石千峰组（P22）地层，各组地层的生成层序，其沉积古地理环境和岩性特征各有差异，综合地址柱状图见图1-2-1。

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第4页

地 层 单 位柱 状 图（1：500）层号 层厚累厚（）（）颜色硬岩石名称岩 性 描 述度 局部为页岩，含砂不均匀局部变相为21线变砂岩。深灰砂页岩Ⅳ黑下石煤条带状结构，块状结构，内生裂隙发育，充填方解石脉。Ⅰ--Ⅱ灰页岩以灰色为主，含植物化石。含砂不均，呈波状/透镜状，具斜层理，含植物化石碎片。以灰色为主，并含有灰褐色，乳白色杂色是一层有用矿物层。以灰色为主，少见绿色，中--细粒，长石为主，泥质胶结。Ⅲ古二盒二灰黑砂页岩高岭土砂岩Ⅳ灰Ⅲ子生叠灰Ⅴ灰白叠组灰灰白界系黑砂岩砂页岩砂岩中--细粒，石英、长石为主，含煤屑及绿黑色矿物等，泥质胶结，夹泥质条纹。Ⅳ含砂均匀，偶见薄层砂岩。 细粒，石英为主，夹碳纹，层理明显，局部为直接顶板。条带状结构、块状结构，不稳定，局部赋存，不开采。 局部为页岩，含植物化石碎片，煤层变薄时，底部常有一层铝土页岩。局部相变为砂岩或互层。 条带状结构，块状结构，内生裂隙发育，充填方解石脉。煤层变化大1.8-4.0米，上部局部厚0.9-1.2米顶板常有一层铝土页岩。含砂不均，下部夹砂岩条带，呈波状/透镜状，具斜层理，含植物化石碎片。 细--中粒，石英为主，长石次之，含菱铁质条带及黄铁矿，泥质胶结，夹碳纹及泥质条带。ⅣⅤ煤Ⅱ统山深灰砂页岩Ⅳ黑西煤Ⅲ灰砂页黑岩组灰白砂岩ⅣⅤ图例煤层高岭土砂页岩页岩砂岩 图1-2-1 综合柱状图

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第5页

1、中石炭系本溪组（C2）属浅海相沉积，假整合于奥陶系地层之上。全层厚约25m,下部为紫红色铁质页岩，为古风化壳沉积，以次与下伏地层分界，中部为灰绿色铅土页岩，中部以浅灰灰白色薄-厚灰岩为主，中夹薄灰绿色页岩或铅土页岩，以顶板浅灰色灰岩或铅土页岩与上覆太原组地层分界。

2、上石炭系太原组（C3）为本区主要含煤地层之一。属海相陆交互相沉积，整合于本溪组地层之上。地层沉积旋迥清晰，标志层明显，由石灰岩、页岩、砂页岩和砂岩组成。夹灰岩13层，含煤4-10层，总厚约159m。

3、下二叠系山西组（P11）为本区主要含煤地层之一。属浅海河湖沼泽相沉积，整合于太原组之上，含煤1-4层。主要有深灰色页岩、砂页岩，灰白色中-细砂岩，杂色砂页岩组成。全厚116m，沉积旋迥比较明显。

4、下二叠系下石盒子组（P12）为本区主要含煤地层之一。属陆相沉积，整合于陕西组之上，含煤1-8层，由深灰色、杂色页岩，砂页岩及灰白色砂岩组成，全厚200m。

5、上二叠系上石盒子组（P21）为陆相沉积，整合于下石盒子组之上，由杂色、灰绿色、灰色页岩、砂页岩及灰绿色、灰色、灰白色细-中粒砂岩组成。中下部常夹0.2-0.5m炭质页岩或薄煤1-2层，本区施工钻孔未穿全组，所揭露最大厚度530m。

6、第四系（Q）不整合于各时代地层之上。由砾岩、粘土砂岩、亚粘土、粉砂土组成，由东南向西北逐渐增厚。 三、井田地质构造及分布

夹河井田位于徐州复背斜九里山向斜南翼中段。井田总体为一走向略有变化的斜构造。地层产状沿走向、倾向变化较大，且F1号断层上下两盘地层产状有差异。F1号断层下盘：15～24线地层走向NE60，24线以西渐转至近SN向，地层倾向NW，沿倾向方向地层倾角变化大。以2煤层为例：-150m水平以上地层倾角35～85；-150m～-250m水平25～35，-300～-350m水平5～10，-400～-800m水平16～35，-800m水平以下至F1号断层5～20，因此F1号断层下盘煤层由浅至深在剖面上大致呈台阶状，其它煤层具体台阶所处水平不完全与2煤层一致，但总体形态

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第6页

相似。

F1号断层上盘地层走向18～19线NE400，19～23线的浅部由NE700渐转为NE200，深部为NE600，23～27线NE600，27～29线总体NE200。地层倾向NW，地层倾角15～250。

1、褶皱

井田内无大型褶皱，在F1号断层上盘和下盘各有一个不完整的次级褶皱。其产状要素简述如下：①F1号断层下盘17～18线有极不完整的次级向斜构造，轴向近EW，侧伏角度100～180，E端翘起；②F1号断层上盘21线附近有不完整的次一级向斜构造，轴向为NE350左右侧伏角为120～200，ES段翘起；③局部因受断层的牵引使地层或煤层产状发生变化，在断层附近往往发育有小型不完整的次级褶皱。

2、陷落柱

本井田内陷落柱不发育，仅在23线山西组、太原组煤层露头处，有一较小的在水平切面上呈椭圆形的陷落柱。

3、断层

井田内断层比较发育，落差在20m以上的有8条，而且小断层比较发育，是影响矿井生产的主要因素。 四、井田水文地质情况

本区位于故黄河泛滥形成的冲积平原，与东南、西南部的低山丘陵区毗邻。煤系地层上有较厚的第四系冲积层覆盖。二叠系煤系地层属湖沼相、陆相沉积，为砂岩裂隙充水矿床，水文地质条件中等。下部的上石炭统煤系地层为海陆交互相沉积，灰岩发育有十三层，为岩溶溶隙充水矿床，水文地质条件相对比较简单。

区内含水层按充水介质可分为：第四系孔隙含水层，二叠系砂岩裂隙含水层，上石炭统太原组灰岩溶隙含水层和奥陶系灰岩岩溶含水层。

潜水接受大气降水和地表水直接补给，因第四系中部有一层较厚的隔水层，一般和下伏的承压含水层不发生直接水力联系。各基岩含水层在露头处接收大气降水和潜水的入渗补给，由于含水层属平原区单斜岩层，承压含水层在浅部水力联系较好，地下水交替运动活跃，随着深度的增加，接受补给条件差，水力联系

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第7页

变弱，地下水交替运动迟缓。二叠系砂岩裂隙含水层以静储量为主，也有局部垂直渗透、越流及侧向导水断层补给，但补给量有限。富水带一般位于浅部及构造发育部位，如向斜轴及断层裂隙发育等地段充水条件较好，其它地段相对较差。从矿井开采突水情况看，在浅部突水次数多，突水量大，深部减弱。在矿区外围东南～西南部奥灰出露于地表，可以接受大气降水及地表水的入渗补给，矿区生活用水皆取用该含水层水。由于本溪组岩层的阻水作用，正常情况下奥灰水对开采二叠系、石炭系煤层无直接影响。

(一)地表水

本区河流不发育，天然水系仅有故黄河，由北西向南东横穿井田，流向由北西向南东流入京杭大运河。河堤标高+42.0～+43.0m，河宽50m左右，为季节性河流，最高洪水位+39.29m(1963年7月1日)，此河流为本矿区汛期泄洪河。

(二)含水层

1、第四系孔隙含隔水层

本区内第四系地层不整合覆盖在各含煤地层之上，厚度60～142m，平均100m。总体变化趋势为由煤层露头向深部逐渐变厚，其含水性自上而下分为三段。

(1)浅部含水层段

该层厚15～20m，为黄河泛滥的冲淤物，该土层松软，空隙大，含水性及透水性较强，直接接受大气降水及地表水的补给，水位变化幅度明显，本区水位较高，呈潜水状态，民用井多取用此含水层的水。

钻孔抽水资料：q=0.290l/s?m K=3.58m/d

矿化度：M=0.94g/l 水质类型：HCO3—Mg·K+Na型 邻区井筒穿过此含水层时涌水量3.9～52.04m3/h。 (2)隔水层段

本段堆积较复杂。该层厚40～70 m，中上部有10～20m的粉砂岩，遇水流动，透水性较好。但下部为深灰，黄～红褐色的粘土，分布稳定，隔水性好。

钻孔抽水资料：q=0.047～0.057l/s?m K=0.176m/d (3)底部砾石含水层段

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第8页

该层厚8～10m ，岩性为粘土及砾石层，其中砾石分选性差，砾径0.5～10cm，底部常有一些10cm以上的棱角状碎岩块，该层透水性及含水性均较强，张小楼风井穿过此层时涌水量57m3/h。该层为第四系中的富含水层，且与基岩直接接触，为煤系地层中的主要补给水源。

2、二叠系砂岩裂隙含水层 (1)上石盒子组砂岩裂隙含水层

主要是上石盒子组底部的厚层砂岩(俗称奎山砂岩)，该层厚度20～30m，与下伏下石盒子组整合接触。岩性为灰白、灰绿色中～粗粒，底部含砾石，形成蜂窝状洞穴。含水性和透水性均较强。井筒穿过该层时涌水量171～206.5m3/h，对凿井造成一定影响。因距离2煤层顶板150～160m，故对煤层开采无直接影响。

(2)下石盒子组砂岩裂隙含水层

该组地层厚度173～250m，平均206m，其中对2煤开采影响较大的砂岩为顶板三层砂岩，由近到远分述如下：

a.第一层砂岩裂隙含水层

第一层砂岩距2煤顶板13m左右，厚度不稳定，0～7m，岩性为浅灰色细～中粒砂岩，泥质胶结。井筒揭露时涌水量为0～5m3/h，掘进过程中该层砂岩水从顶板淋出，恶化了作业环境。

b.第二层砂岩裂隙含水层

该层砂岩距2煤顶板60m左右，厚度18～38m，平均25m，层位稳定，岩性为灰～灰白色细～中粒砂岩，底部颗粒逐渐变粗，泥质、钙质或基底式胶结。砂岩裂隙较为发育。2煤回采裂隙带波及该含水层时曾多次发生涌水，如203、204、2608、2612工作面回采时涌水30～200m3/h，影响工作面正常回采。

c.第三层砂岩裂隙含水层

该层砂岩距2煤顶板100m左右，厚度2～18m，稳定程度较差，岩性为灰色细～中粒砂岩，向深部泥质增多，相变为砂质泥岩。因距煤层较远，该层砂岩正常情况下对采掘活动影响不大。

钻孔混合抽水试验资料：

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第9页

q=0.0145～0.0252l/s?m K=0.0252～0.0411m/d 矿化度：M=1.9g/l 水质类型：SO4—K+Na·Mg型 (3)山西组砂岩裂隙含水层

本组地层厚88～138m,平均118m。一般7煤顶板赋存两层砂岩，底板赋存两层砂岩，由于底板砂岩含水层富水性较弱，对7煤开采影响较小，7煤顶板砂岩含水层分述如下：

a.第一层砂岩裂隙含水层

距7煤顶板7～20m，厚度6.5m左右，层位较稳定，岩性为灰色细～中粒砂岩，泥质胶结。

b.第二层砂岩裂隙含水层

距7煤顶板25～35m，厚度3.5～8.5m，层位较稳定，岩性为灰色细粒砂岩，泥质胶结。

7煤层顶板砂岩含水性较弱,实际揭露该组砂岩时,涌水量较小。如-80m水平人行石门及-280m水平层间石门穿过本组砂岩层时仅有淋水,全矿井7403工作面回采时涌水量最大10.5m3/h，其他面回采仅有少量淋水。

钻孔抽水试验资料：q=0.0175～0.0274l/s·m K=0.0157～0.0677m/d 矿化度M=1.61～2.25g/l 水质类型：Cl—K+Na·Ca型 3、太原组灰岩

本组地层厚147～167m，平均159m，岩性由灰岩、砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层组成，其中夹有13层灰岩，灰岩总厚度41.26m，占全组地层的25.9%。最厚为四灰，厚度5.36～16.37m，平均9.21m，最薄为十三灰，厚度0.17～1.94m，平均1.05m。

根据灰岩含水层特征及与主采煤层开采的关系分为两个含水层段，现分述如下：

(1)第一含水层段(一～九灰)

灰岩含水层厚10.87～56.0m，平均27.63m。其中四灰厚5.36～16.37m，平均9.21m，溶隙较发育，含水性较强，是太原组地层中含水较丰富的含水层，也

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第10页

是目前井下生产用水的水源。其余各层灰岩厚度较小，含水性也较弱。一、二层灰岩；五、六、七、八层灰岩间距小，水力联系好，其余各层灰岩间距较大，水力联系较差。九灰至十灰的间距为16.9～46.36m，平均26.45m，且夹有砂质泥岩、泥岩等相对隔水层，对开采十灰下的20煤影响不大，故一～九灰不为太原组煤层开采的直接充水含水层。

钻孔抽水实验资料：q=0.8113～1.302l/s?m K=3.95～12.93m/d 矿化度M=0.843g/l 水质类型：HCO3—Ca·k++Na+型 该段含水层属含水中等的含水层段。 (2)第二含水层段(十～十三灰)

灰岩含水层厚8.62～23.86m，平均13.63m，其中十一、十三灰厚度小，含水性弱，十、十二灰厚度大，溶隙较发育，含水性较好。十、十二灰间距18.71m，多砂泥岩、泥岩组成，隔水性较好，一般不会发生水力联系。十、十二灰分别为20、21煤直接顶板，对20、21煤开采影响较大。

钻孔抽水实验资料：q=0.0322～0.5632l/s?m K=0.213～3.724m/d 矿化度M=1.22g/l 水质类型：HCO3·Cl—Ca·Mg 型 该含水层段属含水小～中等含水层。

总体上看，太原组灰岩各层厚度、裂隙溶洞的发育程度不同，其含水性也各不相同。就各层灰岩相比较，因四、九、十、十二灰厚度大，质较纯，有利于岩溶的发育，为储存地下水创造了条件，因此含水性较强，但随着深度的增加，溶隙的发育减弱，裂隙被方解石脉充填，其含水性减弱。如-800m大巷揭露四灰时无水。

(三)矿井涌水量

目前在-280m、-450m、-600m、-800m水平建立观测站测水，水量分别为27m3/h、10m3/h、30m3/h、45m3/h，全矿井水量112m3/h。随着深度的增加，涌水量有减小的趋势。由于-280m、-450m、-600m三个水平采掘活动较少，涌水量稳定，-800m水平为采掘场所，水量较稳定。

第三节 煤层特征

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第11页

煤层走向不稳定，浅部为东西走向，至深部时变化为东北、西南走向，倾向浅部为南北走向，至深部为东南、西北走向。浅部煤层倾角25°，中部为7.5°和12.5°，深部为25°。煤层露头深度为浅部21煤层露头。风化带深度大致为-50～-65m。 一、煤层

2煤层最大厚度为4.0m，最小厚度为2.9m，平均厚度为3.5m，煤层赋存较稳定，煤层结构较复杂，煤的容重为1.35t/m3,煤的硬度系数 f=2～3，煤层倾角-350m以上为250、-350m～-450m为7.50、-450m～-550m为12.50，-550m以下为250。7煤层最大厚度为3.2m，最小厚度为2m，平均厚度为2.6m，煤层赋存较稳定，煤层结构较简单，煤的容重为1.35t/m3,煤的硬度系数 f=3，煤层倾角-350m以上为250、-350m～-450m为7.50、-450m～-550m为12.50，-550m以下为230～250，其可采煤层特征见表1-3。

表1-3 可采煤层特征表

煤 煤层厚度/m 序 层 最 最 平 号 名 大 小 均 称 层 间 距 m 围岩情况 倾角 0（） 0顶板 硬 容 煤层 煤层结构 度 重 底板 牌号 3及稳定性 f t /m 气 较复杂， 2～3 1.35 较稳定 煤 气 煤 较复杂， 较简单 -350m以上为25、页岩、 0-350m～-450m为7.5、砂页岩、 页岩、 1 2 4.0 2.9 3.5 0-450m～-550m为25， 21线 砂页岩 0-550m以下为25。 变砂岩 108 0-350m以上为25、0-350m～-450m为7.5、页岩、 页岩、 2 7 3.2 2 2.6 0-450m～-550m为25， 砂页岩 砂页岩 00-550m以下为23～25。 3 1.35 二、煤质

（一）煤的物理性质

下石盒子组2煤层：黑至褐黑色，半亮～半暗淡型煤。玻璃～树脂光泽。条带状结构，鳞片状至块状结构。裂隙发育，常充填方解石脉，质地松散，局部含黄铁矿及泥质或炭质。摩尔硬度Ⅰ～Ⅱ级。

山西组7煤层：黑色，半亮型煤，玻璃光泽，条带状结构，块状结构，具平

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第12页

坦状至贝壳状断口。性脆易碎，裂隙发育，多方解石充填。硬度Ⅱ～Ⅲ。 （二）煤的化学性质 1、煤的工业分析

（1）水份（Mad）

井田内可采煤层均属于低水份煤，其原煤水份平均含量为：2煤层2.0%，7煤层1.7%。 （2）灰份（Ad）

井田内可采煤层煤芯煤样灰份平均含量：2煤层22.9%，7煤层14.6%；煤层原样灰份平均含量：2煤层18.6%，7煤层6.4%；可采煤层精煤灰份平均含量：2煤层9.7%，7煤层6.2%。 （3）硫份（St,d）

经原煤全硫测定，并井田全硫含量在0.4%～3.4%之间。其中可采煤层原煤全硫在0.4%～0.56%之间，均小于1%，属特低硫煤。 （4）挥发份（Vdtf）

本井田煤层原煤挥发份在各可采煤层之间变化不大，一般在36.5%～44.4%之间，精煤挥发份一般都在33.5%～44.5之间，其中2煤层偏低，7煤层略高。 （5）发热量（Qd·ad）

原煤分析基弹发热量2煤层平均在25 MJ/kg，7煤层平均为27.04 MJ/kg；各主采煤层精煤发热量均大于30 MJ/kg。 三、瓦斯、煤尘、煤的自燃性及地温性 (一)煤层瓦斯

夹河井田深部勘探对2、7煤进行多次煤芯瓦斯含量解吸测定，测定结果：2煤甲烷一般含量0.575～4.661cm3/gdaf，平均2.73cm3/gdaf，7煤甲烷一般含量0.487～1.374cm3/gdaf，平均4.49cm3/gdaf。

夹河井田深部煤层瓦斯赋存特征：7煤层瓦斯含量均较低。

各主采煤层瓦斯自然成分复杂，除甲烷外，可燃气体还包括C2H6～nC4H10，2煤还含有少量C5H12。CO2含量一般占总气体量的7.04%～12.06%不等。煤层顶底板岩性对瓦斯气体的保存有一定的影响。

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第13页

矿井瓦斯涌出特点：下石盒子组的瓦斯涌出量高于山西组的瓦斯涌出量；深部生产水平的瓦斯涌出量高于浅部生产水平的瓦斯涌出量；已回采区高于未回采区，回采初期高于回采后期，回采上分层时高于下分层；瓦斯涌出与地质构造关系密切，小断层密集地段易于瓦斯的扩散和溢出，因而瓦斯涌出往往偏低，大断层通过的不同采区其瓦斯涌出量不一样。矿井瓦斯等级鉴定结果，绝对瓦斯涌出量2.57m3/min，相对瓦斯涌出量0.86m3/t，鉴定等级为低瓦斯矿井。 (二)煤尘

2煤具有爆炸性，爆炸指数为100mm；7煤具有强烈爆炸性，其爆炸指数＞400mm。

(三)煤的自燃性

本矿各煤层均有自燃发生现象，一般发火期3～5个月，最短40天左右。煤层自燃等级鉴定等级为自燃煤层。 (五)地温

夹河井田位于徐州复背斜九里山向斜南翼中段，井田总体为一走向略有变化的单斜构造，地层产状沿走向、倾向变化较大。沿岩层走向，相同深度的地温变化较小；沿岩层倾向，随深度的增加，地温逐渐增高，且呈现出非线性增加的特性。地温梯度是导致热量传递的最直接原因。地温梯度越大，地层间的热量传递越多，热交换现象就会越明显。

夹河煤矿属于矿山地温类型为基底拗陷型。其地质特点是位于稳定台块的大、中型沉降区，结晶基底较深，其上形成古生界、中生界、新生界沉积盆地。据矿井实测数据表明，该矿井开采深度小于-500m～-600m时一般无热害出现，基本上呈现线形分布，而当开采深度转为深部时，即在-700m～-l200m段，曲线变化趋势为：温度随着深度的加深而增加，并且随着深度的不断加大，温度的增加呈非线性递增的趋势，会出现热害。

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第14页

第2章 井田境界及储量

第一节 井田境界

井田浅部以地表露头为界，深部以-1200m煤层底板等高线为界，两侧分别以15号勘探线和陇海铁路为界。井田的走向长度为 6 km,倾向长度为4.7km,水平宽度为3km,面积约为28.25km2。其井田示意图见图2-1。

图2-1 井田境界示意图

第二节 井田工业储量

井田面积约为28.25km2，可采煤层2煤层平均厚度为3.5m，7煤层平均厚度为2.5m，煤的容重为1.35 t /m3,则井田工业储量为Zc。

Zc=(M1+M2)·S·γ=(3.5+2.5) ╳ 28.25 ╳1.35 ≌2.28 ╳108t

式中： Zc—矿井工业储量, t ；

M1—2煤层煤层平均厚度,m ； M2—7煤层煤层平均厚度，m ； S —境田面积, km2 ； γ—煤的容重, t/m3 。

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第15页

第三节 井田可采储量

一、永久煤柱损失煤量

1、境界煤柱煤炭损失量

井田境界两侧分别以15号勘探线为界（与庞庄矿分界线）和陇海铁路为界，上侧以地表露头为界，下侧以-1200m底板等高线为界。陇海铁路（国家主干线）侧留设煤柱50m宽，则煤炭损失量为P1=4.7╳103 ╳50 ╳（3.5+2.5）╳1.35=1.90

╳10

6

t；15号勘探线侧留设煤柱宽度为20m（庞庄矿也留设20m），则煤炭损失量

为P2=4.7╳103 ╳20 ╳（3.5+2.5）╳1.35=7.61 ╳105t;上侧（浅部）需要留设防水煤柱，防水煤柱的垂高按规定为20m,井田浅部倾角为250，那么防水煤柱的斜长为47.3m，取整数50m，则上侧防水煤柱煤炭损失量为P3=6.0╳103 ╳50 ╳（3.5+2.5）╳1.35=2.43 ╳106 t；深部境界不留设煤柱，故无煤炭损失量。

2、断层煤柱煤炭损失量

在深部有一F1大断层，落差为50～220m，按规程规定F1大断层两侧各需留设50m的宽的煤柱，则煤炭损失量为P41=6.0╳103 ╳2╳50 ╳（3.5+2.5）╳1.35=4.86

╳10

6

t。井田断层比较发育，其他断层均需留设不同宽度的煤柱，估计其他断层

留煤柱损失量是F1大断层的2倍，总计断层留设煤柱煤炭损失量为P4=1.46 ╳107 t。

3、工业广场压煤损失量

矿井年设计能力为1.8╳106 t，按<<煤矿设计规范>>中<<矿井工业场地占地指标>>所列数值规定选取0.9公顷/10万t,工业广场面积为1.62 ╳105平方m,设工业广场走向长度为6x,倾向宽度为4x,有24x2=1.62 ╳105,得x=82.2m,那么工业广场长度（取整后）为500m,宽度为330m,在工业广场矩形外缘加上15m宽的围护带,其工业广场压煤损失量由图2-2得出。地表层厚度为50m，地表层移动角及岩层移动角见表2-1。

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第16页

表2-1 地表层移动角及岩层移动角

地表层厚度 （m） 50 φ 0() 45 γ 0() 75 δ 0() 75 β () 70 0

图2-2 工业广场压煤煤炭损失量计算图

根据图

2-2

及各数据、三角函数的关系，求得

LAB=708m,LEF=728m,LCD=886m,LHI=701m,LIJ=356m;lab=628m,lef=664m,lcd=794m,lhi=635m,lij=342m,工业广场压煤量分为2煤层及7煤层：7煤层压煤量损失为P5=1/2·（LAB+ LEF）·LIJ+1/2·（LCD +LEF）·LHI=2.77 ╳106 t；2煤层压煤量损失为P6=1/2·（lab+lef）·lij+1/2·（lef+lcd）·lhi=3.23╳106 t.对上述各煤柱煤炭损失量进行统计，得永久煤柱煤炭损失量为：

P= P1+P2+P3+P4+P5+P6=2.57╳107t。

二、矿井可采储量计算

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第17页

1、求得各种永久煤柱的储量损失后，按下式计算矿井可采储量：

ZK =（Zc-P）·C=（2.28╳108-2.57╳107）╳0.8

= 1.62╳108 t

式中：ZK-矿井可采储量，t ;

Zc-矿井工业储量，t ;

P-各种永久煤柱储量损失之和，t ; C-采区回采率，取0.8。 2、储量汇总表

矿井各种储量以及各煤层、各水平的储量见表2-2

表2-2 矿井储量汇总表

煤层 水平 名称 序号 工业储量/10t A B A+B 4永久煤柱损失/10t 采区 可采 回采 储量 工业广 境界 断层 其他 A+B+C 合计 4率 /10t 场煤柱 煤柱 煤柱 煤柱 251.7 141.8 141.8 535.5 0.8 3704.6 130.3 56.7 101.2 611.2 0.8 2220.3 96.3 311.9 / 408.2 0.8 1815.2 77.1 340.2 / 417.3 0.8 1218.7 179.8 101.2 / 289.65 0.8 2646.1 93.1 40.5 / 387.8 0.8 1585.9 68.8 222.8 / 306.2 0.8 1296.6 55.0 243.0 / 298.0 0.8 1229.3 42 煤 层 7 煤 层 第一 2479.7 1653.1 4132.8 5166.0 / 水平 第二 1625.6 1083.7 2709.3 3386.6 323.0 水平 第三 1285.1 856.7 2141.8 2677.2 / 水平 第四 931.6 621.0 1552.6 1940.7 / 水平 第一 1726.7 1151.1 2877.8 3597.3 8.65 水平 第二 1137.7 758.5 1896.2 2370.2 254.2 水平 第三 925.0 616.6 1541.6 1927.0 14.6 水平 第四 880.6 587.1 1467.7 1834.6 / 水平

第3章 矿井工作制度和设计生产能力

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第18页

第一节 矿井工作制度

根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定矿井设计年工作日为330d，工作制度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作6h。

矿井每昼夜净提升时间为16h。

第二节 矿井设计生产能力及服务年限

一、 确定依据

《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。

矿区规模可依据以下条件确定：

1.资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；

2.开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模;否则应缩小规模；

3.国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；

4.投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。 二、矿井设计生产能力

夹河井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件较好，断层褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。

确定夹河矿井设计生产能力为1.8Mt/a。 三、矿井服务年限

矿井服务年限必须与井型相适应。

矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为：

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第19页

T = ZK/（A?K）

式中: T——矿井服务年限，a； Zk——矿井可采储量，t； A——设计生产能力,万t；

K——矿井储量备用系数，取1.4； 则，矿井服务年限为：

T = ZK/（A?K）= 1.62╳10/（1.8╳10╳1.4） ≌64.29 a

符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。

8

6

四、各生产水平的服务年限

各生产水平的服务年限与各生产水平的地质构造和煤炭储量有关，各生产水平的服务年限计算结果见表3-1。

表3-1 矿井各生产水平的服务年限

生产水平 一水平 二水平 三水平 四水平 水平标高/m -380 -750 -1000 -1200 可采储量 /10t 6350.7 3806.2 3111.8 2448.0 4服务年限 /a 25.70 15.60 12.85 10.14

第四章 井田开拓

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第20页

第一节 井田开拓的基本问题

一、确定井筒形式、数目、位置及坐标(包括主井、副井和风井) 1、井筒形式的选择

井筒的形式主要有平硐、斜井、立井三种，根据三种形式的适用条件，结合本井田的实际情况：该井田表土层较厚，煤层埋藏较深，需要特殊凿井法施工井筒，因此，该矿井宜采用立井开拓方式。

2、井硐数目

根据井田范围及煤层赋存状况，开凿一对立井提升井筒，矿井采用两翼对角式通风，以减轻通风阻力。这样可以满足该井田生产的需求。

3、井筒位置

(1)主、副井筒位置是与井筒的形式、用途密切联系的，主井位置一经确定和施工后，在其上部布置工业广场，进行工业和民用建筑建设，在其下部设置开采水平，进行开采布署，矿井生产建设均要经过井筒进行，在矿井整个服务期间极难更改。因此，正确地确定井筒位置是井田开拓的重要问题。合理的井筒位置，应对井下开采有利，对掘进和维护井筒有利，且便于地面工业广场的布置，所以应沿走向和倾向两个方面来考虑。

a) 沿井田走向的有利位置

在地质条件许可的情况下，井筒沿井田走向的有利位置应在井田中央，当井田储量分布不均时，应在储量分布的中央，以此形式形成的两翼储量比较均衡。

b) 沿井田倾斜方向的井筒位置 井筒沿倾斜方向的位置分析

①多水平开采时，井筒设在井田的中部，可使石门总长度比较短，沿石门的运输工作量较少；井筒位于井田的浅部，总的石门长度稍大，但初期工程量及投资较少、建井期较短；井筒位于靠近深部，初期工程量较大，石门总长度较大，沿石门运输工作量也较大，但对井田深部开采及向下扩展有利。

②从井筒和工业广场煤柱损失来看，愈靠近浅，煤柱损失愈少，反之愈大。 ③对多水平开采缓斜或倾斜煤层群的矿井，如煤层的可采厚度大，为减少保

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第21页

护井筒和工业广场的煤柱损失及适当减少初期工程量，可考虑使用井筒设在沿倾斜中部靠上方的适当位置。

根据以上原则，结合本井田的实际情况，可将主、副井筒布置在沿走向、居中的位置；倾向布置在中部偏上的，即井田的位置。这样布置的优点是：

①工业广场位于浅部，工业广场保护煤柱少，有效减少压煤量，有利于煤炭资源的回收率。

②井底车场位于九煤底板，首采工作面是七煤，投产期短，有利于提前见效益。

③初期投资少。 (2)风井布置及通风方式

风井位置除考虑地面因素、地下因素外，主要取决于矿井通风系统。按进风井和回风井的相对位置分，有以下几种形式：

a)中央并列式：进风井与回风井都位于井田中央的同一个工业广场，分别利用主、副井作为进、回风井。这种方式优点是：工业广场布置集中，管理方便，井筒保护煤柱损失少，缺点是通风线路长，通风阻力大，井下漏风多。适用于井田范围小，生产能力不很大，瓦斯等级低的矿井，在投产初期不利于采用别的通风方式时，也可采用这种方式。

b)中央边界式：主、副井位于井田的中央，副井兼作进风井，回风井设在井田的上部边界的中部。这种方式优点是：通风线路较短，通风阻力较小，井下漏风较少，回风井位于井田上部边界，工程量增加不多，但工业场地分散，保护井筒煤柱较多，当矿井转入深部开采时，需要维护较长的上山回风道。适用于煤层赋存不太深的缓斜煤层或煤层较深、瓦斯涌出量大的矿井。

c)对角式通风：主、副井设在井田中央，副井兼作进风井，回风井设在井田的上部边界，成对角式布置。优点是：通风线路变化长度小，风压比较稳定，有利于通风机工作。但因风井多，所需的设备多，工业广场分散，主、副井与风井贯通时间长。适用于对通风要求很严格的矿井，如高瓦期矿井、煤易于自燃的矿井、有煤与瓦斯突出的矿井。

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第22页

d)分区式通风：即每一个分区均设置进回风井，构成独立的通风系统，优点是：通风线路短，可以同时施工，有利于处理矿井事故，运送人员及设备也方便。但工业场地分散，占地面积大，井筒保护煤柱多，适用于煤层很缓的大型矿井。

根据以上分析，根据本井田的实际情况，确定本矿井采用两翼对角式通风。 4、各井筒的坐标见表4-1

表4-1：井 筒 坐 标 表

井筒名称 主井 副井 东风井 西风井 坐 标(X) 3869192.000 3869115.600 3869918.184 3856650.106 坐 标(Y) 39496555.122 39496600.000 39499373.152 39495074.228 标高 +43.0 +43.3 +43.0 +43.2 二、工业广场的位置、形状和面积

工业广场布置成长方形，并且使长边垂直于煤层走向方向，由设计规范知：150万t/a的矿井，工业广场的占地面积为15000m2。 三、开拓方案的确定

1、技术上可行的开拓方案

本井田的表土层较厚，故本矿采用立井开拓；且由于矿井的水平大巷服务年限即矿井的服务年限长，故在设计时不考虑使用煤层大巷，因此对矿井的开拓提出以下三种开拓方案。

Ⅰ、采用单水平开采，在-600m布置大巷，上下山开采。煤层之间采用石门联络。

Ⅱ、采用多水平开采，布置-400m和-800m两水平。两水平间采用延伸井筒的方式联络。

Ⅲ、采用多水平开采，布置-400m和-800m两水平。两水平间采用暗斜井进行联络。

2、开拓方案技术比较

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第23页

开拓方案提出了三个，方案Ⅰ开拓简单，但下山开采距离太长，水平布置不合理，明显不如方案Ⅱ和方案Ⅲ。不予考虑。

3、方案Ⅱ和方案Ⅲ在技术上都是可行的，现对其进行经济比较

对方案Ⅱ和方案Ⅲ进行经济技术比较时，按照相同工程量不作比较的原则，工程量比较及经济技术比较如下页表所示：

(1)基建工程量比较如表4-2所示

表4-2：基建工程量比较表 单位：m 序号 1 2 3 4 项目 主井 副井 主石门 斜井 工程量 方案Ⅱ 793＋20 793.3＋5 2600 0 方案Ⅲ 443＋20 443.3＋5 600 2000 (2)经济技术比较见表4-3所示

由于两方案在生产时，前期建设基本相同，故对前期费用不作比较，但方案二在生产过中集中大巷运输过程中相互影响大于方案三，方案三在建井和生产过程中，运输互相无影响。从基建费用比较表来看，方案Ⅱ的工程量略高于方案Ⅲ，但没超过5%，认为两方案是相同，故确定选用方案Ⅲ，即双立井开拓，在七煤底板中布置岩石大巷，与下水平用暗斜井联系。 四、开采水平内的巷道布置方式、主运巷的位置

本矿井的大巷布置为集中石门分煤层大巷，各煤层顶底板主要为砂岩，岩性稳定，运输大巷由于服务时间长，因此应布置在煤层底板岩层中，且距煤层有一定的距离，以避开开采动力影响，根据该矿井开采的设计经验及煤层顶底板岩性，运输大巷应布置在距煤层底板法向距离20m位置，上层胶带运输机大巷布置在煤层底板岩石中，距煤层法线距离20m。

表4-3：基建费用比较表 单位：万元

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第24页

方案 项目 主井 副井 主石门 斜井 合计 方案Ⅱ 813×3000×104＝243.9 －方案Ⅲ 463×3000×104＝138.9 －813.3×3000×104＝243.99 －448.3×3000×104＝134.49 －2600×2000×104＝520 －600×2000×104＝120 － 1004.4 3000×2000×104＝600 －994.1 第二节 矿井基本巷道

一、井筒

(一)井筒断面形状

根据设计规范要求：选择主井、副井、风井的断面形状和断面布置形式均为圆形断面。主井、副井、风井的各断面尺寸参数见表4-4。主井、副井、风井断面形状和断面布置分别见图4-1、图4-2、图4-3。

表4-4：主井、副井、风井断面尺寸及材料

井筒名称 项目 井筒净直径 表土层井筒荒直径 基岩段井筒荒直径 井筒净断面 表土段井筒掘进断面 基岩段井筒掘进断面 表土层壁厚 基岩段壁厚 井壁材料 主井 6.5 7.6 7.4 33.17 45.34 42.99 1.05 0.45 钢筋砼 副井 7.5 8.6 8.4 44.16 58.06 55.39 1.05 0.45 钢筋砼 风井 5 6 5.4 19.62 28.26 22.89 1.05 0.45 钢筋砼 单位 m m m m2 m2 m2 m m 1、主井

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第25页

如图4-1，主井井筒断面形状为圆形，净直径为6.5m，净断面积为33.17m2，掘进断面42.99m2，井深463m。井筒井壁为混凝土砌碹井壁，厚450mm，充填混凝土厚50mm。主井采用两对12t多绳箕斗提煤。

2、副井

如图4-2，副井井筒断面形状为圆形，净直径为7.5m，净断面积为44.16 m2，掘进断面55.39m2，井深448.5m。井筒井壁为混凝土砌碹井壁，厚550mm，充填混凝土厚50mm。副井布置一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼，一个带平衡锤的加宽双层四车罐笼。

3、风井

如图4-3、图4-4风井井筒为圆形断面，净直径为5m，净断面积为19.62 m2，掘进断面22.89m2，西风井井深602.85m，东风井井深701.26m。两风井井筒井壁均为混凝土砌碹井壁，厚350mm，充填混凝土厚50mm。两风井均设梯子间。

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第26页

50450井筒中心线4301540430井 筒 中 心 线02331070107010701070D6500450504—1：主井井筒断面布置图

表4-5：主井井筒特征

井型 180万t/a 井筒直径 6.5m 提升容器 两对16t长型箕斗多绳摩檫轮提升机 井深 463m 净断面积 33.17m2 基岩段毛断面积 42.99m2 井筒支护 混凝土砌碹厚450mm 充填混凝土厚50mm 表土段毛断面积 45.34m2 -

2930 图中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第27页

50550D750055050750750750700井筒中245心线1500195016000060井筒中心线402240014801400140012801200120071340000720357039,645721

图4—2：副井井筒断面布置图

井 筒 特

征表4-6：副井井筒特征 井 型井 型 240万吨180 万t/a 提 升 容 器 一对1.5t固定箱式矿车双层四一对1.5t固定箱式矿车双层井 筒 直 径 井筒直径 7.5m 7.5m 提升容器 车罐笼；一个带平衡锤的加宽四车罐笼；一个带平衡锤的井 深 340m 双层四车罐笼井 深 448.5m 宽双层四车罐笼 净 断 面 积 净断面积 44.18㎡44.16m2 井 筒 支 护 混凝土砌碹厚550mm基岩段毛断面积 59.45㎡基岩段毛断面积59.45㎡55.39m2 井筒支护 混凝土砌碹厚混凝土砌碹厚550mm550mm 充填混凝土厚50mm 表土段毛断面积 58.06m2

-

160

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第28页

00605000045030301068468465801井筒中心线D5000井35050筒中心线

图4-3：西风井井筒断面布置图

表4-7：西风井井筒特征

井 型 180万t/a 净断面积 19.62m2 井筒直径 5m 基岩段毛断面积 22.89m2 井 深 602.85m 表土段毛断面积 28.26m2 -

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第29页

00605000043035001068468465801井筒中心线5000D井35050筒中心线图4-4：东风井井筒断面布置图

表4-8：东风井井筒特征

井 型 180万t/a 净断面积 19.62m2 井筒直径 5m 基岩段毛断面积 22.89m2 井 深 701.26m 表土段毛断面积 28.26m2

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第30页

(二)井筒风速验算

根据《煤矿安全规程》规定：无提升设备的风井风速不得超过15m/s，升降人员和物料的井筒风速不得超过8m/s。井筒风速验算见表4-9。

表4-9：各井筒风速验算

井筒名称 副 井 东风井 西风井 井筒净断面m2 44.16 19.62 19.62 通过风量m3/min 3605 4368 4368 风速m/s 0.02 3.7 3.7 通过验算，风速符合《规程》的规定，所选用井筒断面满足设计要求。 二、井底车场

从井底车场图册中选择井底车场，并作线路长度验算，是否满足主、副井空、重线的要求，见图4-2-4,井底车场为锚喷支护，巷道净断面积为14.0m2。

2、主、副井空、重线长度的验算

《设计规范》规定：“主井空、重车线长度应各能容纳1.5～2列车”；“副井进、出车线的长度，大型矿井应各能容纳1.0～1.5列车，在出线上应增设一段双道，作为材料和设备车的停车和编组之用。”

主井空、重车线长度 L=m×n×L1+L2+L3

=2×16×3.45+4.5+15=129.9 m

式中： L--空、重线长度 ，m ； m--列车数 ，设计为.2.0列 ；

n--每列矿车车数 ；

L1--一辆矿车的长度 , m ; L2--电机车长度 ，m ； L3--电动机制动距离 ，m 。

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第31页

副井空、重线长度 L=m×n×L1+L2+L3

=1.5×20×2.40+4.5+15=91.5 m

经验算，所选井底车场满足生产要求，各列矿车能容纳下，能调车。 3、调车方式

见井底车场调车示意图（图4-2-5）各符号表示，采用甩车调车，电机车牵引重列车或煤矸列车行至道岔N1前10～20m进行减速，并在行进中电机车与重列车或煤矸车摘钩，电机车加速驶过分车道岔N1后，将道岔搬回原位，重列车或煤矸车借助惯性继续前进，至1→2→3到达3→4→5，重列车在由专用设备（或人工推行）进入3→9，进过卸载站卸载进入9→10；煤车进过道岔N2进入6→5中，在由专用设备（或人工推行）反向牵引至6→7，经翻笼后停在7→8中；矸石车进过道岔N2或道岔N3进入5→11，由副井提到地面。

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第32页

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第33页

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第34页

三、主要开拓巷道

1、各种巷道的断面形式及其参数

本设计中的主要开拓巷道有运输大巷、轨道大巷和总回风巷等。各种巷道的断面形式、断面大小、支护方式及其它参数见图4-5～图4-9。

2、各段巷道风速验算

各段巷道的通风验算结果见下表。

表4-10：井巷风速验算表

允许风速巷道名称 风 量(m/min) 4368 4368 4368 4368 3巷道断面(m) 14.3 14.3 12.34 15.67 2实际风速(m/s) 5.09 5.09 5.89 4.65 最低 —— —— 0.25 —— (m/s) 最高 8 8 6 8 验算结果 井底车场 轨道大巷 运输大巷 总回风石门 符合规定 符合规定 符合规定 符合规定 注：表中风量为通风容易及通风困难两个时期通过各段巷道的最大风量 通过验算，风速符合《规程》的规定，所选用巷道断面满足设计要求。 3、巷道掘进及支护工艺

各种开拓巷道均为岩石巷道，其掘进方式为钻爆法，支护形式为锚喷支护。

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第35页

4800图

4-5：运输大巷断面图

表4-11：运输大巷巷道特征

围岩类别 断面(㎡) 净 掘 掘进尺寸(mm) 宽 高 喷射厚度 mm 锚杆 形式 钢筋沙浆 间外漏排列规格排锚深 L×Φ 长度 方式 距 50 80矩形 0 19001600 × 16 净周长(m) 煤 14.2 16.2 4800 3900 100 14.4

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第36页

100600600100460048001003800图4-6：轨道大巷断面图

表4-12：轨道巷道特征

掘进断面 净断面 水沟S掘 水沟S净 净周长 16.6m2 14.3m2 0.36m2 0.20m2 14.8m 锚杆间距 锚深 锚杆排距 锚杆排数 每米锚杆数 800mm 1600mm 800mm 12根 15根 喷层厚度 巷道坡度 岩石硬度 100mm 3‰ ?=4～6 -

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第37页

4800图

4—7：运输石门断面图

表4-13：运输石门巷道特征

围岩类别 煤 断面(m2) 净 锚杆 喷射净周间厚度 长外漏排列规格掘 宽 高 排锚深 mm 形式 (m) L×Φ 长度 方式 距 1900100 钢筋8016.2 4800 3900 50 矩形 1600 × 14.4 0 沙浆 16 掘进尺寸(mm) 14.2 -

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第38页

100600600100460048001003800图4-8：轨道石门断面图

表4-14：轨道石门巷道特征

掘进断面 净断面 水沟S掘 水沟S净 净周长 16.6m2 14.3m2 0.36m2 0.20m2 14.8m 锚杆间距 锚深 锚杆排距 锚杆排数 每米锚杆数 800mm 1600mm 800mm 12根 15根 喷层厚度 巷道坡度 岩石硬度 100mm 3‰ ?=4～6 -

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第39页

001003200009034100000061146004800001图4—9：总回风巷断面图

表4-15：总回风巷巷道特征

掘进断面 16.7m2 锚杆间距 800mm 型式 树脂锚杆 净断面 15.7m2 锚杆排距 800mm 外露长度 100mm 掘进宽度 4800mm 锚杆长度 2100mm 喷层厚度 100mm 掘进高度 4000mm 锚杆直径 16mm 巷道坡度 3‰ 净周长 15m 排列方式 菱形 岩石硬度 ?=4～6

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第40页

第5章 采区巷道布置

本章设计的主要内容是：确定采区合理的巷道布置方式，选择合理安全的生产系统，选择合理的采区车场形式，并对采区下部车场进行线路设计，安排合理的采掘接替计划。

第一节 煤层地质特征

一、煤层

煤层厚度、倾角、结构、间距见表5-1。

表5-1 煤层基本情况

煤层 名称 煤厚(m) 最大-最小 （平均） 2.5-4.8 （3.6） 2.0-3.8 （2.4） -80～-350m为25， -350～-380m为7.500 0序号 倾角 结构 层间距 (m) 稳定性 1 2煤层 较复杂 96 较简单 较稳定 2 7煤层 -80～-350m为25， -350～-380m为7.5 0较稳定 2、7煤层挥发份分别为38.47%和38.6%，有爆炸危险性，2、7煤层均有自然发火性，一般发火期为4～5个月，着火温度为345～3850C。瓦斯为低瓦斯，据有关资料显示矿井相对瓦斯涌出量为3.29m3/t。 二、煤质

2煤：褐黑色，半亮-半暗型，树脂光泽，摩尔硬度Ⅰ～Ⅱ级，条带状结构，鳞片状至块状结构，裂隙发育，常充填方解石脉，局部含星散状黄铁矿晶粒。

表5-2 煤层物理特性及工业指标

煤层 物理 特性 2 7 工业 指标 2 7 1.96 1.76 21.96 12.5 38.47 38.6

颜色 褐黑色 黑色 光泽 树脂光泽 玻璃光泽 容重（t/m） 1.35 1.35 3硬度 Ⅰ～Ⅱ Ⅱ 煤岩类型 半亮-半暗淡型 半光亮型 牌号 煤层 水分（%） 灰份（%） 挥发份（%） 含硫量（%） 发热量（焦耳/克） 0.49 0.4 5930 6370 1号气肥煤 1号气肥煤 -

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第41页

7煤：黑色，半亮型，玻璃光泽，摩尔硬度Ⅱ级，条带状结构，块状构造，具平坦状至贝壳状断面，外裂隙发育，裂隙中多充填方解石脉。 三、煤层顶底板（见表5-3）

表5-3 煤层顶底板情况

类别 伪顶 顶 2 煤 板 直接顶 老顶 岩石名称 泥页岩 砂页岩 砂页岩、砂岩 页岩 砂页岩 页岩 砂页岩 砂页岩、砂岩 页岩 砂页岩 厚度（m） 0.5-2.5 2-8 4-20 0.5-2.0 3-10 0.5-1.5 2-5 5-30 0.5-2.0 3-10 主要岩性特征（含水性） 性脆，易碎，不含水 灰色，含砂量较大，层理发育，含水 灰色，含铪量较大，层理发育，含水 性脆，易碎，不含水 灰色，致密，块状构造，含水 性脆，易碎，不含水 灰色，含砂量较大，层理发育，含水 灰色，含铪量较大，层理发育，含水 性脆，易碎，不含水 灰色，致密，块状构造，含水 层 底 直接底 板 顶 7 煤 板 老底 伪顶 直接顶 老顶 层 底 直接底 板 老底 2煤层顶板以页岩为主，直接顶一砂页岩为主，局部相变为灰白色细砂页岩，全层节区 理发育，2煤层顶板的抗压强度变化大，在10-50MPa间；2煤层底板的岩性、力学性质内 相对稳定。 变 7煤层顶板多为深灰色页岩、砂岩，常夹有断续状泥炭纹质页岩条带碎块，含植物化化 石碎片，抗压强度在30-60 MPa间；底板为灰黑色砂页岩，局部为页岩，相对较为稳定，情 其抗压强度在25-55 MPa之间。 况 四、地质构造 本区为单斜构造，走向NE30-500，变化幅度较大，倾向NW，倾角变化在25-7.50，。该区内无褶皱，无断层和其它地质构造的存在。 五、水文地质

本区主采煤层为下石盒子组2煤层和山西组7煤层。下石盒子组水文地质条件较山西组复杂。该区的主要水源水大气降水地表水的补给。预计此采区生产时，-250m以上矿井最大涌水量为270m3/h,正常涌水量为180 m3/h，-450m以上矿井最大涌水量为180 m3/h，正常涌水量为120 m3/h。

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第42页

第二节 采区巷道的布置及生产系统

布置采区巷道是为了把回采工作面同矿井主要的开拓巷道联系起来，构成运煤、运料、运设备、行人、通风、动力供应等生产系统，以保证连续不断的正常回采。

一、煤层各护巷煤柱尺寸的确定

为了使采区内各种煤层巷道保持良好状态，有时留设一定尺寸的煤柱。如留设开采水平运输大巷、上（下）山、总回风巷、区段平巷，以及采区边界隔离煤柱及大断层两侧煤柱等。其各巷道煤柱留设尺寸见表5-4。

表5-4 采区煤层巷道护巷煤柱尺寸

巷道类别 水平大巷 主要回风巷 采区上（下）山 区段平巷 采区边界 煤层巷道一侧/m 35 30 备注 布置在防水煤柱中 采用沿空掘巷 目前不留边界煤柱 二、采区走向长度 第一水平上山部分井田走向长度大约为5 km，本采区内无断层、褶皱和其它地质构造的存在，煤层倾角为250，除去井田境界煤柱分别为30m和50m,工作面为双面布置，首采区的走向长度确定为2500m。 三、区段斜长及区段数目

第一水平（-380m水平）上限为-100m,下限为-480m。上山部分-100m～-350m倾角为250，-350m～380m倾角为7.50。上山部分斜长为818.7m，水平运输大巷留设35m宽的护巷煤柱，并且采用沿空掘巷的方法。设工作面长度为190m , 区段平巷掘进宽度为4.4m，区段斜长为198.8m,区段数目为n1=(818.7-35)/198.8 ≌3.942个，确定区段数目为4个，工作面长度为187 m,区段平巷宽度为4.4m,区段斜长为198.8m。

四、采区上（下）山的布置

采区上（下）山布置在煤层中，轨道上（下）山与运输上（下）山间距为25m，

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第43页

并且各侧留30m的护巷煤层。 五、上、下工作面错距的确定

确定采区内煤层开采顺序，同时生产煤层数目回采工作面数目问题。在同一采区内需要 开采上、下煤层时，应使上一煤层的回采工作面超前于下一煤层工作面，其超前距为：

Lmin=M/tgθ+K+b

=96/tg75+25+5=55.7m

式中：Lmin-上、下煤层回采工作面的最小错距，m ;

M- 上、下煤层间距，m ,为96m ;

θ-上、下煤层间岩石移动角，（0） ，为750 ；

K-上、下煤层回采工作面推进速度不均衡富裕距离，取25m ； b-上一煤层回采工作面的最大控顶距，m , 为5m左右 。

第三节 采区车场设计

一、采区上部车场形式的选择

由于采区轨道上山在煤层中掘进，采区上部车场选用甩车场，其示意图见图5-1。

图5-1 采区上部车场—甩车场

1-运输上山 2-轨道上山 3-绕道 4-甩车道 5-绞车房 6-回风巷 7-风门 8-风窗

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第44页

调车方式：来料时，通过绞车房绞车钢丝绳牵引运料车，由人工将运料车推到绕道3中，进入甩车道3中，再区段轨道平巷中；空车运行方向与来料时相反。 二、采区中部车场形式的选择

采区轨道上山与运输上山均布置在同一煤层中，为了避免车场与运输上山交叉，必须开掘绕道，选用甩入绕道的甩车场。其示意图见图5-2。

图5-2 甩入绕道的中部车场 1-运输上山 2-轨道上山 3-甩车道 4-绕道 5-区段轨道平巷

调车方式：来料时，通过绞车房绞车钢丝绳牵引运料车在轨道上山2中运行，到达预定位置时，通过甩车道3进入绕道4中，人推行矿车到区段轨道平巷5中；空车运行调车方式与来料车调车方式方向相反。 三、采区下部车场 1、概况

采区下部车场在煤层中掘进，线路设计应满足各运输列车的线路，其主要运输设备为：机车型号为ZK710-6/550，长×宽×高=4.5×1.6×1.55 m3；3t底卸式矿车,型号为MD3.6-6，长×宽×高=3.45×1.2×1.4 m3；辅助运输为1.5t固定式矿车，型号为MG1.7-6A，长×宽×高=2.4×1.0501.2 m3，以上设备轨距为0.6m。

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第45页

3、单开道岔平行线路连接设计

单开道岔平行线路连接设计图见图5-3，经查找资料，道岔主要参数见表5-5。并且S=1.3 m，R=10 m。

B=S/tanα=1.3/ tan11.310=6.5 m ；

T=R·tan0.5α=10×tan(0.5×11.310)=0.990m ; m=S/sinα=1.3/sin11.310=6.629 m ; n=m-T=6.629-0.99=5.639 m ;

式中： S-线路中心距 ，m ； R-曲线半径 ，m 。

图5-3 单开道岔平行线路连接 表5-5 道岔型号及其主要参数

道岔型号 道岔名 ZDK638/5/15单开道岔 主要参数 （m） 辙叉角α 111836 （11.31） 00///a 4.266 b 4.534 L 8.8 T - L0 - ZDK638/5/15 3、采区下部车场线路设计 矿井第一水平为-380m水平，-350～-450m煤层倾角为7.5，采区下部车场采用底板绕道式，示意图 5-4，其设计线路示意图见图5-5，道岔型号及其主要参数见表5-5。

-

0

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第46页

图5-4 底板绕道采区下部车场示意图 （说明：轨道上山起坡角为25） 1—运输大巷 2—材料绕道

0

图5-5 采区下部车场线路设计示意图 （各设计、计算数据在计算中代入出现和求出）

1—采区煤仓 2—运输上山胶带中心线 3—轨道上山轨道中心线 4—运输大巷

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第47页

d=(Le+n1+Lm)-c1-lAB-k1

=4.5+(20×2.4)-3-1-23.55=24.95 m 式中： Le--机车长 ，m ;

n1—1.5t矿车个数 ，个 ； Lm—矿车长度 ，m ;

c1—插入直线段，应大于一矿车的长度 ，m ; lAB—竖曲线高低道坡度点水平距离 ，设计为1m;

k1—内侧曲线弧长 ，m ;k1=3.14·R1·α1/180=3.14×15×90/180=23.55。

Lg=d+l5+c2

=24.95+8.8+3=35.95 m

式中： l5—单开岔道线路连接长度 ，m ;

c2—插入直线段，一般不小于2m ，设计为3m 。

LB=［c3+R3·tan（α3/2）+n］·cosβ+Lg+R3tan（α3/2）+R1+S/2 =［80+15×tan（35/2）+7.312］×cos35+35.95+15×tan（35/2）

+15+1.3/2

=132.725 m

式中：c3—异向曲线连接时插入直线段，设计为80m ；

n—见非平行线路连接计算，计算值为7.312m ； S-轨道中心线距离 ，m ,1.3 m 。 绕道开口位置确定为： X= LB +m+x1

=132.725+10.125+30=178m

式中：m—见单开道岔非平行线路连接，计算值为10.125m ;

x1—运输上山中心线至轨道上山中心线间距，为30m 。 调车方式：来料时，来料车由机车牵引至采区下部车场c2中，摘掉机车，机车通过道岔驶入另一轨道上，矿车由于惯性在原线路上行驶至d段，由绞车房绞车通过钢丝绳牵引矿车；空车运行方向与来料时方向相反。

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第48页

4、大巷装车线路设计

大巷装车线路设计示意图见图5-6。

图5-6 尽头式大巷装车站线路设计示意图

1—运输上山 2—采区煤仓 3—空车存车线 4—重车存车线 5—道岔

L1= Le+n·LM+4

=4.5+16×3.45+4=63.7 m

式中：L1—空车存车长度 ，m ； n—一列车矿车的个数 ，个 ； LM—3t底卸式矿车的长度 ，m ； 4—制动、安全距离 ，m 。

L2= n·LM=16×3.45=55.2 m

式中： L2—重车线存车长度 ，m 。

L3= Le+0.5 LM

=4.5+0.5×3.45=6.225 m

式中： L3—煤仓溜煤闸门至渡线道岔长度 ，m 。

L= L1+ L2+ L3+ L4

=63.7+55.2+6.225+8.8=134 m 式中： L—车场线路长度 ，m ； L4—单开道岔长度，m 。 四、采区主要硐室的布置

1、采区煤仓

由于煤层产量不同，采区煤层煤仓应分别设计，此处只说明2煤层的采区煤仓。2煤层工作面年生产超过1.0Mt,根据查找资料确定2煤层采区煤仓容量为

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第49页

500t。煤仓上、下口在一个垂直面上。采用锚杆支护，煤仓高度为20m，直径为5.5m。为了避免堵仓，煤仓下口采用双曲线，并且在煤仓内预埋钢丝绳。为了防止杂物和大块煤及矸石进入煤仓，在煤仓上口设置铁蓖子。煤仓示意图见图5-7。

图5-7 采区煤仓断面示意土图

2、绞车房

绞车房布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，采用锚网喷支护，绞车型号为JTY1.2×1.2B，其绞车房硐室主要尺寸见表5-6。

表5-6 JTY1.2×1.0B绞车绞车房硐室主要尺寸

宽度（毫m） 左侧人行道 1300 左侧人行道 1700 净宽 5700 自地面起墙高 1450 高度（毫m） 拱高 2850 净高 4300 长度（毫m） 前面人后面人净长 9000 行道宽 行道宽 1000 800 3、采区变电所 采区变电所布置在围岩稳定、地压小、通风良好、无淋水的地点，设在采区用电负荷中心，每煤层各布置1个采区变电所，共计2个采区变电所，采用锚网喷支护，变电所硐室为直墙拱型，其尺寸为长为10m，宽度为3.6m，高度为3.5m。

-

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第50页

第四节 采区采掘计划

一、采区主要巷道参数确定

1、上、下顺槽

上、下顺槽断面为矩形，毛断面为4.4×3.1 m2 ,净断面为4.2×3.0 m2 ,采用锚网索支护，顶部锚杆规格为Φ20×2200毫m左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆和6m长的锚索支护，顶板网为6号焊接钢筋网，两帮为玻璃钢锚杆和高强度塑料网，其断面尺寸见图5-8。

图5-8 上下顺槽巷道断面意图

（a）区段运输平巷断面尺寸图 （b）区段轨道平巷端面尺寸图

-

本文来源：https://www.bwwdw.com/article/yz3p.html