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1、前 言采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节，同时也是对学生成绩的最终考核，其目的是使学习深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节的相互联系和制约关系，培养学生综合运用各门学科的理论知识，分析和解决采矿工程技术问题的能力；培养和锻练学生独立的进行学习和工作的能力；培养学生搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力；进一步训练撰写技术文件和绘制工程图件的基本技能。矿井设计是一个涉及煤矿开采学、井巷工程、矿山机械、矿井通风与安全、矿山环保等诸多技术科学的系统工程，虽然本次设计题目中存在一些理想化的条件，但是通过这次设计，我已经掌握了矿井设计的方法和步骤，培养了搜集、整理、运用科
2、技资料和生产技术经验的能力，提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力，这些能力的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫。本次设计参照矿井是义煤集团常村煤矿，在常村实际地质条件的基础上，根据收集到的矿井生产图纸和数据，按照指导教师要求作了一些修改后，对矿井做的初步设计。其内容包括：矿井概况及井田地质特征；矿井储量及服务年限；井田开拓；准备方式；矿井提升运输和排水；矿井通风与安全技术；矿山环保等七个方面。本次设计以毕业设计论文大纲为依据，按照安全规程的要求，经过查阅相关资料和指导老师的精心指导而完成，由于本人知识结构的限制和设计能力有限，设计中难免有不妥和错误之处，垦请审阅老师批评指正。1、矿区概况及
3、井田地质特征1.1、矿区概况1.1.1、地理位置常村井田位于河南省义马市东南部，地理座标为：东径1110525911105820，北纬34040173404300，井田北邻陇海铁路和郑潼公路，本矿有专线与之衔接，交通十分便利，见图111。1.1.2、地形地势及主要河流井田内以中上侏罗系砾岩为构造，地表多为第四系黄土所覆盖，地面高程415580米，地形切割较强烈，属豫西低山丘陵区。地形走向呈东西，分水岭处于中南部，分水岭以南，地形呈较缓的波状起伏，以北地形相对复杂，大致呈南北向深切的V字形沟把地表泾流江入南涧河。南涧河为本区的主要河流，源于陕县观音堂、英豪山东麓，自西向东流经井田西北边缘中侏罗系
4、露头区，向东渐离井田浅部边界，据以往观测，旱季流量仅2.26m3/s，洪峰暴发流量可达1446.5 m3/s ，最高洪水位标高为+411.68m，系一典型的山区河流。1.1.3、天气、温度以及地震情况本区为大陆性气候，根渑池县气象站观测资料：年平均气温12.30C，月平均气温25.30C ，最高气温41.60C ，最低气温18.70C ，年均降雨量为670.6mm，最大为1013.6mm，最小为371.2mm；月最大为290.5mm；日最大为131.8mm。降雨量多集中于第三季度，可占全年的55%，年均蒸发量为1951.0mm，最大为2368.7mm，最小为1583.3mm，年均绝对湿度11.
5、01毫巴，相对湿度为64%。59月以东东南风为主，10月至翌年4月则多西西北风，年均风速3.3m/s，最大风速20m/s。根据洛阳地区地震办公室提供，义马矿区属5级地震区，震中裂度67度，据记载，1847年渑池地震，5级，震中烈度6度；1920年9月、1930年两次地震，中国科学院鉴定为6级；1964年9月，11月地震与前两次大致相同。因此，矿井有关建设设施应考虑抗震性能。1.1.4、煤田开发历史义煤火矿区共有千秋矿、耿村煤矿、杨村煤矿、跃进煤矿和常村煤矿以及北露天等矿井生产，由于开发时间较长，地方小煤窑较多，在过去一段时间内，矿区乱采、乱挖比较严重，造成井田内部煤层储量受到严重影响，而且矿井
6、开发中易发生老窑突水。1.2、井田的地质特征1.2.1、井田内地层情况井田内中生代地层广泛分布，并有零星出露。根据地表钻孔揭露，地层由老到新的岩性特征分述如下：1、三叠系上统谭庄组（T3yt）：下段以灰黄、浅灰色细砂岩、粉砂岩及泥岩为主，夹粉红色厚巨厚层状长石石英砂岩，下部夹煤线。局部夹中基性沉凝灰岩，段厚290m左右；上段以浅灰色中细粒长石石英砂岩和粉细砂岩互层为主，夹灰黑和深灰色泥岩，粉砂岩，夹120层薄煤或煤线，一般小于0.5 m，仅个别见煤点可达1 m左右，段厚271300 m。2、侏罗系中统义马组（J2ym）：为煤系地层，可分为4段。a、底砾岩段，其岩性变化较大，有浅灰，浅灰绿，棕灰
7、及杂色砾岩，含砾砂岩，含砾泥岩及各种过渡类型，砾岩成分主要为石英岩、石英砂岩，厚046.40米，一般厚14米左右，地层划分对比的重要标志层JK2。b、下含煤段，含主要可采煤层23煤及局部可采煤层2-1煤。下部以灰至深灰色粉砂岩，泥岩为主，夹中、细粒石英砂岩及鲕状菱铁质薄层。顶部多为炭质泥岩，砂岩中可见枝状，槽状交错层理，粉砂岩，泥岩中常见水平及波状层理，上部以浅灰、灰色细粒石英砂岩为主，夹中粒石英砂岩，粉砂岩和泥岩。本段厚065.44m，一般厚度46.60m。c、泥岩段：岩性东西有别，西部为灰黑色泥岩，岩性致密，含瘤状黄铁矿结核，局部夹12层薄层泥灰岩，钙质泥岩及菱铁质泥岩；东部为深灰或灰黑色
8、粉砂岩，粉砂质泥岩，本段底部常见一浅灰色砂岩，其上为一薄煤或煤线，砂岩本段可加厚到28m。泥岩段总厚045.59m，一般19.13m，为二组煤质直接顶板，是煤层对比的主要标志层（JK1）。d、上含煤段：以浅灰深灰色粉砂岩为主，次为泥岩，细砂岩，局部夹中砂岩，含黄铁矿结核，细砂岩中发育波状层理，水平层理和缓波状层理则常见于粉砂岩和泥岩中，本段厚027.11m，一般17.15m。3、侏罗系中统马凹组（J22）：下部为巨厚层砂岩夹灰绿，棕红色砂岩，砂质泥岩，以西则为砂岩，砂质泥岩夹砾岩；上部为棕红、砖红、灰绿或杂色砂岩，砂质泥岩和砾岩互层，井田西部砾岩多为夹层，本组厚度185 m ，在井田内有自西北
9、向东南渐薄之趋势。4、侏罗系上统（J3）：杂色厚层砂岩偶夹砂泥岩透镜体；砂岩以石英砂岩，石英岩为主，含火成岩和灰岩，厚363m。5、下第三第（E）：上部为浅土红色细砂岩，砂质泥岩互层，夹薄层砾岩，中部为砂砾岩夹砂质泥岩，下部为肉红色砾岩，厚度大于813.95m。6、上第三第（N）：上部为灰白，肉红色泥灰岩，隐晶质结构，厚度在050.8m。7、第四第（Q）：土黄色、棕红色粘土，砂质粘土，含多量砂姜，底部通常为粘土质砂姜和砾石，冲沟和河床中为砂砾，厚052.00m。附图121综合柱状图1.2.2、井田附近主要地质构造井田内有一断层把井田切割为上下两块，斜切于井田中西部，井田内长度大于5400 m，
10、产状为1700750800，落差16线割面推定为200 m，向西南渐小，直至尖灭，该断层为两孔穿过，断层要素精确可靠。见表121。表121 主要地质构造特征序号名称断层性质断层面走向断层面倾角倾角（00）落差（m）水平断距（m）位置及范围1234567891F3断层正断层东西走向8000200m0400m井田中西部1.2.3、煤层及顶底板岩性井田内只有二3煤，矿井采层为侏罗系义马组，该煤层厚度变化较大，在025.61 m 之间，平均厚度9.60 m ，煤层倾角8140。煤层走向呈东北西南向，二3煤直接顶多为泥岩，次为粉砂岩，不稳定，易垮落，老顶为灰黑泥岩，距煤层顶板较远，底板为砂岩或砾岩，二3
11、煤层坚硬系数f=1.2。二3煤为灰黑色块状，在空气中易风化碎裂成小块，内生裂隙不发育，夹矸厚。表122 煤层特征表序号煤层名称煤层厚度(m)煤层间距（m）倾角（0）围岩性质煤牌号硬度容重（t/m3）厚层结构及稳定性最小最大平均可采厚顶板底板平均1234567891011121二3025.6112.89.6120泥岩粉砂岩泥岩粉砂长焰煤1.21.4稳定1.2.4、水文地质特征1、地表水：南涧河为井田内的主要地表水系，据以往资料，洪峰流量可达1446.5m3/s，枯季度0.5m3/s，该河流由于小煤窑的乱挖乱采，使矿上防水煤柱遭到破坏，河床多次塌陷，河水经塌陷区进入井下采空区，造成淹井事故，故为该
12、矿最主要的地表水害，应加强治理，主要流经井田北部边界外侧。2、含水层：矿井主要含水层有第四系砂砾石孔隙含水层，第三系泥灰岩、砾岩岩溶裂隙潜水承压含水层；侏罗系上统砾岩孔隙裂隙潜水承压含水层，侏罗系中统砾岩孔隙裂隙承压含水层；二3煤顶板砂岩裂隙承压含水层；侏罗系中统义马组底砾岩孔隙，裂隙承压含水层。其中：侏罗系中统砾岩孔隙裂隙承压水为矿井充水的主要含水层。3、隔水层：矿井主要隔水层为第四系松散层；侏罗系中统上部隔水层，隔绝了侏罗系上、中统砾岩含水层间的水力联系；侏罗系中统二组煤顶板泥岩隔水层，隔绝了侏罗系中统砾岩水的下补，当下伏煤层采空后，导水裂隙带的发育会破坏本隔水层，二3煤底板隔水层。4、地
13、表水的补给来源，及含水层间的水力联系大气降水，地表水是井田内地下水的主要补给来源，它们分别通过基岩裸露区及风化带渗入补给，但补给量有限，井田内地质构造复杂，程度属中等，各含水层间均有隔水层稳定分布，自然状态下，除经断层作越流补给外，无水力联系。5、矿井涌水量矿井主要充水含水层为侏罗系中统砾岩层，它直接承受大气降水的补给；第四系砾岩层，第三系泥灰岩、砾岩及侏罗系上统砾岩通过不整合面或通过越流补给侏罗系中统砾岩层，但由于该层充水空间不发育，补给范围狭小，补给条件不良等因素，预计矿井涌水量：单位涌水量q0.1L/s.m，全矿井正常涌水量为454.3m3/h，最大涌水量为1136.2 m3/h。1.2
14、.5、瓦斯、煤尘和自燃情况该矿属于低沼矿井，历年瓦斯相对涌量，最高为8.43m3/t.d，但随着开采范围增大，采深增加，瓦斯涌出将有增大趋势，厚煤层段及封闭条件好的地段及主要构造带附近有可能富含开采时应加以重视。该常村矿和邻近生产矿井延深勘探钻孔煤芯样煤尘爆炸性试验结果表明，二3煤具有煤尘爆炸危险性，常村煤尘爆炸性指数为48.33%。据测定，该矿煤的自燃性等级性一级自燃，自然发火现象严重，自燃发火期较短，一般为1530天。1.2.6、煤质及用途本井田内二3煤原煤灰分18.46%，净煤挥发分41.69%，原煤含硫量0.66%，发热量22MJ/kg，属低发热量，煤层实体容重1.4m3/t，属长焰煤
15、，原煤含磷量0.05%，该煤主要用于发电，气化、练焦等工业。表123 煤的工业分析表序号煤层名称水分（W%）牌号灰分（A%）挥发分（V%）含磷量（P%）含硫量（S%）胶质层厚度（Y/M）发热量（MJ/kg）1二319.53长焰煤18.4641.690.050.660221.3、井田勘探程度原中南煤管局127队和江苏煤田地质勘探4队先后两次对本矿进行资源勘探，勘探类型为二类二型三型，勘探程度为详查或相当于详查。这些勘探工作基本上可满足矿井生产需要，其成果可靠性较高，但也存在一些遗留问题：1、对老窑及小窑调查不够重视，在详查阶段虽作了调查，但未反映在图件中，且未弄清开采深度及范围。2、本矿属低沼矿
16、井，但瓦斯勘探资料不足。3、详查阶段钻孔封闭段距小，延深阶段部分钻孔水泥标号不能达到设计规范要求。2、矿井储量、年产量及服务年限2.1、井田境界2.1.1、井田境界该井田北以风化带为界，南以450米等高线为界，西大致以38426000经线为界，东以38429082经线为界，井田走向最大值3100米，最小值2900米，平均3000米；倾向最大值2150米，最小值1950米，井田面积约6.15Km2。表211 井田境界控制点一缆表拐点序号径度坐标（X）纬度坐标A375815753844660B375800253842150C315814403840890D375834353839585E37584
17、6653840115F3758594538419552.1.2、井田境界周围情况常村矿上部有南涧河流过矿区，并且为井田内主要地表水系，在矿井设计上应考虑防水煤柱的留设；F3正断层落差较大，约为0200米，并且横越井田中部，把井田分割成东西两部分，设计时除考虑留设断层煤柱外，应尽量少穿断层。2.2、井田储量2.2.1、矿井工业储量矿井储量可分为矿井工业储量，矿井设计储量和矿井可采储量。矿井工业储量是勘探地质报告中提供的“年利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和应符合规定，对于大型矿井，井田内A+B级储量占总储量的比例为35%，第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例为60
18、%，第一水平内A级储量占本水平储量的30%。表221 矿井工业储量总表煤层名称工业储量（万吨）ABA+BCA+B+C二3煤层132518503175211752922.2.2、矿井设计储量矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱和已有的地面建筑物，构筑物，需要留设的保护煤柱等，永久煤柱损失量后的储量，计算公式如下：矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失该矿井永久煤柱损失为：井田境界、防水煤柱、断层煤柱。本井田内煤层倾角150。井田境界煤柱可按一侧30m留设，则井田煤柱损失量Q=(2100+3000)23061.4/cos150=266万吨故矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失=52
19、92266=5026万吨2.2.3、矿井可采储量矿井设计储量减去工业场地保护煤柱，井下主要巷道及上、下山保护煤柱后乘以采区回采率的储量，矿井设计可采储量计算公式如下：矿井设计可采储量=（矿井设计储量保护煤柱损失）采区回采率本矿井需保护的煤柱为：工业场地，主要巷道及上下山。因工业场地，矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式，采煤方法有关，其煤柱失量待矿井井田开拓，采煤方法确定后才能够确定，为了便于利用井田开采储量初步确定矿井类型，上述永久煤柱损失与工业场地，井下主要巷道煤柱损失等可暂按工业储量的57%计入。井田及工业场地保护煤柱计算如下：按规范规定年产120万t/a的大型矿井，工业场地占地面积
20、指标为910公倾/Mt。故可算得工业场地占地面积：S=61.2=7.2公倾=72000m2根据垂直断面法计算工业场地的保护煤柱的留设，计算如下所示：工业场地占地为257280m2的矩形。煤层地质条件为：煤层倾角150，煤层在采受保护范围内中央的埋深。H0=336米，地面标高为+116米，煤层底板标高-220米，松散层厚50米，煤厚6米。查本井田为II类I型煤田，各参数如下：=450 =750.6a =r=700其中，表土层移动角P煤柱上山移动角走向方向移动角r煤柱下山移动角a煤层倾角用垂直断面法留设工业广场，保护煤柱如下图所示：可求得工业场地保护煤柱损失为：（488+575）550 61.4/
21、cos150=254万t2井下主要压煤巷道为运输大巷，上下山保护煤柱，运输大巷每侧留设30米保护煤柱，采区上、下山间距30米，每侧留设30米保护煤柱，大巷保护煤柱损失量为862=172万吨。表222 矿井可采储量表开采水平煤层名称工业储量(万吨)矿井设计储量(万吨)矿井可采储量(万吨 )永久煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界建筑物其它工业广场井下巷道其它合计五252920266005026254172046002.3、矿井年产量及服务年限2.3.1、矿井年产量的计算依据1、矿井工作制度矿井年工作日为330天，每天净提升16小时，每天三班作业，两班生产，一班准备。2、矿井设计生产能力矿
22、井生产能力主要是根据矿井地质条件煤层赋存情况，开采条件，设备供应以及国家需煤因素确定。对于煤层赋存深，表土层厚，井筒需特殊施工时，为扩大井田开采范围，减少开凿井筒数目，节约建井工程量和降低吨煤投资，以建大型矿井为宜，对于储量丰富，地质构造简单，煤层生产能力大，开采技术条件好的应建设大型矿井。参与煤矿设计手册，各类井田特征，初步确定矿井设计生活能力为120万吨/a。2.3.2、矿井服务年限矿井服务年限可按下式计算：T=Zk/KA式中：T矿井服务年限，a；Zk矿井可采储量，万吨；A矿井生产能力，万吨/ a，取60万吨/ a；K储量备用系数，K=1.31.5，取1.4；则T=4600/60/1.4=
23、55a按设计规范规定，井型0.6Mt/a的矿井服务年限不小于40年，经计算后矿井服务年限为55年，满足设计规定的服务年限，初步确定矿井生产能力60万t/a。3、井田开拓3.1、概述本井开采煤层为二叠纪五组煤层.通过具体情况具体分析，本设计在开拓部署上，巷道布置及采煤方法上采取了相应的措施，以保护安全有效地完成矿井的回采工作。3.1.1、井田的划分本井田煤层倾角14150，走向平均长度3000m，倾向长度19502150m，井田面积6.3km2，平均煤厚6m，采用走向长壁采煤法，在井田倾斜方向上划分为二个阶段，采用上下山相结合的开拓方式，水平标高-240.3.1.2、井筒选择1、井筒位置尽量选择
24、在井田中央和最小货载运点上。2、井筒和井底车场运输平巷尽量不穿断层破碎带和少穿过松散岩层。3.2、井田开拓3.2.1、地质条件由地质报告可知：该井田表土层厚050m，煤层倾角140150，煤层厚度5.56.5m，平均6m，开采煤层为五2煤层，矿井涌水量100m3/h，瓦斯涌出量最高2m3/td，属于低瓦斯矿井，本井田地质构造中等。3.2.2、方案的提出与比较（一）方案提出根据以上地质资料以及现有的开采技术，经过分析提出以下两种在技术上可行的开拓方案：1、斜井两水平上下山开拓；2、立井单水平上下山开拓；对于方案一，采用斜井两水平上下山式开拓的优点：1、井筒掘进技术和施工设备简单，掘进速度快，地面
25、工业建筑、井筒装备、井底车场等比立井简单；2、斜井一般无须大型提升设备；3、采用斜井石门长度比较短；4、延深斜井施工比较方便，对生产干扰少，可以充分利用原有设备和设施；5、采用片盘斜井时，井巷工程量小，可少掘上山部分的巷道；采用方案一的缺点：1、斜井井筒比立井长得多，提升费用高，沿井筒敷设管路、电缆所需管路也较长；2、斜井通风路线较长，通风阻力大；3、采用片盘斜井时，由于该井田受断层切割，井筒难以布置在井田中央，使矿井生产不均衡，后期生产提升环节多。采用方案二的优点：1、可以充分利用原有设备和设施进行延伸；2、立井井筒较短，通风阻力小，提升速度快。方案二的缺点：1、矿井延伸受地质、水文条件的限
26、制；2、原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰。3、主井接井技术难度大，矿井将出现短期停产。4、延伸两井筒施工组织复杂。5、立井开拓延伸时石门较多。（二）经济比较经济合理是指所选的方案吨煤生产能力的基建投资少；特别是初期投资少，劳动生产率高，吨煤生产费用低，矿井建设时间短，投资效益好，投资收期短，利润高。计算各方案不同项目包括：基本建设费用、生产经营费用、建井工程量和生产经营工程量。在经济比较落后时，作以下几点说明：1）、两方案相同部分，不予比较，只比较不同部分，不予比较；2）、立井大巷、石门及斜巷上山的辅助运输费用均按运输费用的20%进行估算。表321 各方案工程量计算表 方案项
27、目方案一方案二工程量/m工程量/m初期主井井筒1022180+20副井井筒1022180+5回风斜井10220井底车场2001000主要石门125采区上山21022回风立井030后期主井井筒869200+20副井井筒869200+5回风斜井8690井底车场2001000主要石门1300采区上山08692回风联络巷500表322 基建费用表方案项目方 案 一方 案 二工程量/m单价/元每米费用/万元工程量/m单价/元每米费用/万元初期主井井筒10223782386.522008294165.88副井井筒10223782386.521858294153.44回风斜井10222500255.5045
28、60井底车场200239947.9810002399239.90主要石门2000125200025.0采区上山200020442000408.8回风立井829430829424.88小 计1076.521017.90后期主井井筒8694560396.2622010000220副井井筒8694560396.2620510000205回风斜井8693000260.07井底车场200350070.0010003500350主要石门250013002500325.0采区上山250017382500433.75回风联络巷5002000110.002000小 计1232.591533.75总 计2309.
29、112551.65表323 生产经营工程量表方案项目方案一方案二工程量工程量提升费用/万吨Km一水平1.21.022143501.20.214350二水平1.20.86947461.20.224764石门运输一水平1.20.12514350二水平1.21.304764排水万m31.022454.324365801040.2454.32436580104表324 生产经营费用表 方案项目方案一方案二工程量/万吨km单价/元/(tkm)费用/万元工程量/万吨km单价/元/(tkm)费用/万元提升费用17598.840.71012495.183444.001.3504649.44967.901.02
30、55092.101257.701.7792237.45石门运输2152.50.5451173.117431.840.5454050.35排水费用32537.760.32310509.706367.462.28714562.40合计28096.9826672.71表325 费用汇总表 方案项目方案一方案二费用/万元百分率%费用/万元百分率%基建工程费2309.190.492551.65100生产经营费28096.98105.3426672.71100总费用30406.09104.0429224.361003.2.3、确定方案经过计算，从表中可知：方案一初期投资比方案二多出58.62万元，两者相差
31、不大，需进一步比较，但后期方案一又比方案二少出301.16万元，从基建费用上看方案一略优；但从经营费用上看，方案一的经营费用明显高于方案二，比方案二多出1424.27万元，高出5个百分点；最终总费用也是方案一较大。因此最终确定方案二的开拓系统；即主井单水平上、下山式开拓。3.3、井筒特征3.3.1、井筒特征的确定（初步选用1吨矿车双层单车普通罐笼）L=L1=a+2(h)+b1/2+b2/2=1000+2(1604.5)+180/2+180/2=1591m式中：L1，2号罐道梁中心中距，L1，3号轨道梁中心距，a两侧罐道中心间距，取1150，H木罐道厚度为100，罐道梁卡入木罐道深度，取4.5。
32、B1，b2，b3为1，2，3号罐道梁的宽度，取180。梯子间尺寸的确定：M=600+600+m+b2/2式中：M梯子间最长边和2号梁中心线的距离，mm600两梯子的中心距，mm600梯子中心到壁板距离加另一梯子中心到井壁距离M梯子间壁板总厚，木梯子间m=50mm，金属梯子间m=77mm，玻璃钢梯子间M=30mmM=600+600+m+b2/2=1340m梯子孔前后一般不小于700mm，加上梯子梁的宽度100m m，则有S+T=2(700+100)=1600mm，一般取T=300400mm，则有s=13001200mm，计算副井筒半径为：R2=（LK*+M）2+T2式中：K1号罐道中心与井筒中心
33、线的距离，K*为K的近似值K*=L/3=1591/3+530.3mm代入数据得R=2730.52mm副井直径不防取5.5m，下面进行风速验算V=Qm/SVmax式中V通过井筒的风速，m/s；Q通过井筒的风量m3/s，取98；S井筒的断面积，m2m井筒有效断面系数，圆形为0.8；Vmax安全规程规定的最大风速为8m/s；V=Q/ms=98/(0.823.76)=5.2m/sVmax经风速验算，满足通风要求2）立井井筒断面确定罐道梁中心线间距由下式可得：L1=a+2h+soL11、3号罐道梁中心线间距，mma两侧罐道中间的距离，为1780mmh钢轨罐道的高度，为160mms0罐道和罐道梁连接垫板凹
34、槽处的宽度，取112mmL1=a+2h+so=1780+2160+112=2212罐道中心线与2号罐道梁中心线之距。L=B+f2+b2/2式中：B罐道中心线到箕斗一侧之距，为1350mmf2箕斗与2号罐道梁之间的间隙，一般采用f2=200mmL=B+f2+b2/2=1350+200+180/2=1640mm计算井筒半径如下：R0=M+ f2+BK0=11363+200+13501640/3=2366式中：M梯子间最长边梁和2号梁中心线的距离，为M=600+60014+183=1363经计算可得，主井直径为4.8米。本矿井选用两套提升设备如下表331 立井单绳罐笼主要技术特征表型号名称进出车方式
35、装载矿车数（辆）罐道主要尺寸()罐笼自重（t）承载个数（个）布置方式规格（）ABGM12矿车双层单车普通罐笼双侧2双侧木罐道180160225010103.645两层24表332 刚性罐道立井多绳箕斗表型号名义载重(t)有效容积(m3)最大提升高度(m)箕斗自重(t)主要尺寸()刚性罐道ABCD断面宽度()b1b2JDG9/104Y610130011.6230013001600830180180注：丁代表提煤箕斗，0代表立井多绳，G代表适应刚性罐道，q代表名义载重为9吨，110代表每根钢丝绳悬挂装置的破坏载荷为110吨，4代表提升钢丝绳为4根，Y代表异侧装卸式。3）风井井筒断面的确定S0=Q/
36、s，又S0=sA式中S井筒净断面积，m2A梯子间面积，一般为A=2.02.5m2Q井筒所需风量为98m/s3.3.2、井壁的支护材料及井壁厚度1）主井主要用于提升煤炭，井筒直径4.8m，采用9吨多绳摩擦提升箕斗，型号初步确定为JDG9/1104y，井筒采用混凝土砌碹壁，井筒砌碹壁厚度为350mm，井筒装备钢道，罐道梁、电缆架，采用树脂（3072型），固定罐道梁、锚杆结构（ML）为（M24）M27400。2）副井主要用于升降人员、设备、材料以及提升矸石等，并兼做通风，排水，为了防止断绳事故，设有防坠器，井筒直径5.5m，采用混凝土砌碹壁，砌碹壁厚度为350mm，采用1吨矿车双层单车普通罐笼，木罐
37、道双侧布置，工字钢罐道梁。3）风井主要用于矿井回风，并兼做安全出口，装备有梯子间和管路，电缆等，井筒直径5.0m，采用混凝土砌碹壁，砌碹壁存度为350mm。表334 井壁厚度经验数据表井筒净直径井壁厚度()砼料石砼砌块砖4.03003003004904.53003003004905.03503003505.53503503506.04004004006.54004004007.0450450450表355 井筒特征表井筒名称主井副井风井井口标高X(m)Y(m)Z(m)用途提煤升降人员，下放物料，设备以及进风回风蟛兼做安全出口提升设备一对JDG9/104Y一对GM12型矿车双层单车普通罐笼井筒倾
38、角（0）900900900断面形状圆形圆形圆形支护方式混凝土混凝土混凝土井壁厚度（）350350350提升方位角（0）3333井筒深度20018530断面积净（）18.1023.7519.63掘（）25.5232.1720.433.4、井底车场3.4.1、概述井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下物料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作任务，它是井下运输的总枢纽。井底车场首先保证矿井生产所需的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要，为此，井底车场的设计通过能力应大于全矿井生产能力的30%50%；其次
39、，应满足井底车场通过能力前提下尽量减少掘砌工程量，而且井底车场便于管理和安全操作。根据井筒与主要大巷位置，地面生产系统及井下开拓方式的要求，本矿井采用刀把式井底车场。（本节根据老师要求，对井底车场线路联接，平面闭合，通过能力不予计算，仅用插图的方式说明调车路线）。3.4.2、线路总平面设计1、主井空重车线长度的确定L=mnL1+L2+L3 =1.5173+4.5+15 =96m2、副井空重车线长度的确定L2=mnL1+L3+L2=1302+15+4.5=79.5m3.4.3、井底车场通过能力的计算Mjd=(252000/1.15)(Qjd/Tjd)=(252000/1.15)(3173/20)
40、=168万吨。通过能力的富余系数168/120=140%，满足设计规范要求。3.4.4、确定井底车场主要巷道断面1、巷道断面形状选择井底车场巷道服务年限长，要求将井底车场巷道布置在稳定的岩层中，因此，一般井底车场巷道采用拱形断面。2、巷道支护方式井底车场巷道一般多采用喷射混凝土支护。3、巷道断面尺寸的确定巷道断面的尺寸要符合煤矿安全规程规定：巷道净断面必须满足行人、运输、通风、设备安装、检修和施工的需要。因此，巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途：存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格、人行道宽度与各种安全间隙，以及通过巷道的风量，本矿井采用刀把式井底车场。4、巷道断面特征水平大巷为半圆拱
41、形，由于本矿井走向较长，大巷断面面积适当加大，巷道净宽度4.2m，巷道拱高2.1m，巷道整个高度为4.3m，巷道掘进面积17.3 m 2，净断面积16.17m2，支护采用锚喷支护，支护厚度100mm。3.4.4、井底场硐室一、主井系统硐室1、井底煤仓井下煤仓上接卸载站硐室，下连箕斗装载硐室，通常为一条较宽的倾斜巷道，其中分成两个隔间，一个用以存煤，另一个为人行通道，取600吨。2、箕斗装载硐室其内安设箕斗装载设备，将煤仓之煤按定量装入箕斗，本硐室上接煤仓，并与立井之筒直接相连，一般情况下位于井底车场水平之下。3、主井清理撤煤硐室及斜巷箕斗装载时，部分煤炭撤落到井底，为了清理需设置清理撤煤硐室，其中安设提升绞车，并经清理斜巷用矿车或小箕斗送入井底，清尘的煤炭提升至运输水平，然后由矿车运至翻笼卸入煤仓。二、副井系统硐室1、马头门它是副井井筒与车场巷道相连接的部分，材料、设备和人员都要通过它进出罐笼，在马头门附近为便于矿车进出罐笼，要安设推车机，阻车器等设备。2、中央变电所中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入、输出电缆线，配电均衡，安装维修方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所设置于副井与井底车场连接的附近。中央变电所的施工和
