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Qb-----昼夜产煤1吨所需风量，Qb=1m3/min； SN-----循环进尺，SN=0.63×2=1.26 m；
P-----煤层生产能力，P =m×r×c = 4.18×1.40× 93%=5.44t/m3 ； n-----昼夜循环数，n=3。
代入数据，
L≤（60×4×3.97×4.18×0.95）/（1×1.26×5.44×3） =184m>150m
满足要求。
2.按采煤机能力计算
MXG-500/4.5H型采煤机的实际生产能力，按开机率50%计算，为
Q机=0.63×3×3×2.8×180×1.40=4001吨/天
工作面日计划生产能力为
1800000÷330÷2=2727吨/天<4001吨/天 所以工作面长度180米时，采煤机生产能力足够。
3.按刮板输送机长度验算
刮板输送机选用SGZ-800/200型，长度200米，大于工作面的180米，所以满足要求。工作面长度为180米是满足要求的。输送量为1500t/h，也满足要求。
综上，工作面选180米是满足要求的。
5.2.6确定回采工作面的支护方式、支架规格和布置方式
1.支架规格质量要求：
（1）.初撑力不低于规定值的80%（25MPa）。
（2）.支架排成一条直线，其偏差不超过正负50mm。中心距不超过正负100mm。 （3）.支架与运输机垂直，偏差小于正负5o，支架与顶板接触严密，与顶板平行支设，不前倾后仰。
（4）.及时移架，端面距≤340mm，前梁前端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm。 （5）.支架完好，不漏液、不窜液，推移、护帮、侧护等各部件完好，能正常使用。 （6）.支架编号管理，实行分段包机责任制管理。
（7）.支架内无浮尘、浮矸堆积，活柱，缸台和阀体无煤尘堆积。 （8）.相邻支架错距不超过顶梁侧护板地2/3。 考虑本采区的条件：
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直接顶 表5·1
厚度（m） 4
老顶 表5·2
厚 度 结 构 （m） 16
底板 表5·3
项目 种类 煤 底 板 岩 石 底 板
煤层产状 表5·4
煤 层 (m) 4.7
ZY5000-25/50型掩护支架技术特征表 表5·5 项目 使煤层厚度 煤层倾角 顶板 直接顶 m 度 类 3.0～4.8 <18度 2 内 容 单位 规 格 真 倾 角 (度) 9～16 抗 压 强 度 （MPa） 11.8 2.47 780 1 2 允 许 比 压 (Mpa) 底 板 类 别 形 式 拱梁 初步跨距(m) 30.8 初压强度KN/架 1724 周压步距周 压 强 度 （m） 7.1 KN/架 2250 分级 Ⅱ 初步跨距(m) 15.4 初跨强度KN/架 1408 分 类 2 47
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用条件 老 顶 底 板 地质构造 级 Ⅱ 直接底或煤底，要求底板平整， 抗压强度不低于4.9 Mpa。 地质构造简单，煤层赋存稳定， 无影响支架通过断层。 2.5～5.0 5000 3867 2.16 总体特征 支架高度 工作阻力 初撑力 对底版最大 比压 m KN KN Mpa
综合以上条件，ZY5000-25/50型掩护支架基本适应本矿的条件，故用该型号支架控制顶板。
支护方式：追机及时移架支护，片帮时超前支护。
2.顶板管理方法：
依据马家河顶板为Ⅱ级2类，，确定采用全部跨落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行跨落充填。
3.控顶、放顶距离：
最大控顶距离4.80米，最小控顶距离3.97米，放顶步距0.7米（机道宽1.62米）。
5.2.7 各工艺过程的安全注意事项
1.支护：
本工作面采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架打开护邦板，移架在采煤机后3—5架进行，超过此距离或发生片帮冒顶片帮时，必须停止割煤。
如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压及时移架，并打出片帮板。
如工作面片帮达700mm,必须超前支护即移架在割煤之前进行。
1. 移架时，做到一步三调，不得出现前倾后仰，挤架。咬架现象。相临支架不得
出现明显错差。
2. 移架时，立柱前至煤比壁，被移支架上三架，下五架内不准有人停留。 3. 移完架后立即升紧支架，达到初撑力，立柱的压力表读数在25Mpa以上，保证
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顶底版移近量小于等于400mm手把打回零位。
4. 以下安全出口及上下巷超前支护的单体初撑力不低于90KN，移运输机机头，机
尾或其他原因拆除附近单体支柱时需先打好临时支护。 5. 支架工段号追击作业，制定专门的包机制。
6. 严格按照支架规格质量要求拉架，保证工作面支架直率。
2.采煤：
1. 采煤前，首先检查机组各部连接螺栓，不得松动，油管不漏油，水压合适，拖缆装置完好方可试车，试车声音正常，按纽灵敏可靠。
2. 割煤时，必须严格控制采高，支架控制采高在4.5米左右。端头上下各10架采高由巷高逐渐加大到规定高度。
3. 割煤时，必须超前滚筒2-3架收回支架护帮板，严防机组割支架并维护好顶板，煤壁平直与顶板垂直，支架倾角不超过+-5，割煤后及时移架并打出护帮板。 4. 割煤时，时刻注意电缆，煤壁，支架等，若有异常情况立即停机处理。 5. 机组速度控制在4m/min以下，防止压溜子。
6. 有下列情况之一者不得开车：（1）、无水；（2）、工作面有片帮、冒顶危险；（3）、移架跟不上；（4）、溜子停止运转；（5）、不符合煤矿安全规程第69条的规定。 7. 其余未尽事项按新《煤矿安全规程》第51条、第54条、第57条、第67条、第69条、第72条的相关条款执行。
3.推溜：
1. 推溜弯曲长度不得小于15m，不得有死弯。 2. 推溜后及时把手把打回零位。
3. 当溜子的上仰和下俯角与工作面的角度不一样时，必须采用专项措施，必须处
理好后，方可顶溜。
4. 运输机停止运转时，除机头机尾处严禁移溜子。 5. 移机尾时，必须清净浮煤，保护好油路和水路。
4.泵：
1. 开泵前，检查乳化液箱的液量大于箱体的二分之一，用浓度计检验乳化液浓度在3—5%之间，每次加水或加油后，都必须检查一次。
2. 开泵时，时刻注意泵的声音，正常清晰，压力大于或等于30Mpa,发现异常，立即停泵处理。
3. 泵站及液压系统完好，不漏夜。
4. 开泵人员必须设专人，不得随意更换，配置方法为每95—97公斤水加乳加油
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3—5公斤，并每次配置后用浓度计检测，要做到不漏液，泵站压力正常。 5. 在泵箱附近挂牌管理，明确配比方法、用液比例、责任者等，有维修保养制度，并有专人维护，保证设备性能良好。
5.工作面溜子及转载机：
1. 所有刮板输送机司机必须经过专门技术训练，取得合格证书后方能上岗。 2. 开车前必须认真检查油位，各部连接情况。机头马达必须必须脱开。 3. 开车顺序为下巷一部皮带机、二部皮带机、破碎机、转载机、工作面溜子、机组、各部设备启动时，必须先点动试车，完好无误时方能开车。
4. 运转中端头维护工要经常检修各种连接及油位，转动部分有无异常，冷却水是否异常。
5. 开车时，先发出开车信号不少于2次，点动试车，正常后方能开车。 6. 开车时，机头、机尾的煤流方向不能有人。
7. 运输机只能运送面采出的煤和矸石，不许运载其它材料。更换大件必须使用溜子时，通知运输机司机专门送料，并由跟班领导或班长采取有效措施现场组织确保运输安全。
6.电气：
1. 杜绝电气失爆，设备要完好。
2. 严禁带电作业、带电维修、搬移电器设备或电缆等，严禁去掉保护。 3. 保证各处通讯信号畅通无阻，按钮灵敏。 4. 电气工作必须由电工按操作规程办。 5. 严格执行电气设备操作规程。
6. 所有电气设备均应上架，设备责任到人，悬挂责任牌。
7.上、下出口及端头的支护：
1. 上巷超前支护为30米，两帮各支护一道跑马梁，下巷超前支护为20米，两帮各支护一道跑马梁。
2. 超前支护的单体要打成一条直线，单体迎山有劲，升紧打牢，所有单体必须用16#铁丝拴好。两巷无空载、失效支柱，支柱初撑力不低于90KN，底版松软时单体必须穿木鞋。上巷压力大时上帮跑马梁用一梁二柱，且单体穿木鞋。
3. 跑马梁上加半圆木时，首先用单体将半圆木升起，再挂梁打单体，上板梁时，两人托板梁，两人扶单体，一人送液，要求密切配合，抓牢板梁，扶稳单体，送液准确。
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目 录
前言??????????????????????????????????(3)
Abstract????????????????????????????????(4)
第1章 矿区概述及井田特征??????????????????????? (5)
第1节 矿区概述???????????????????????????(5) 第2节 井田地质特征?????????????????????????(6) 第3节 煤层特征???????????????????????????(8)
第2章 井田境界和储量?????????????????????????(13)
第1节 井田境界??????????????????????????(13) 第2节 井田工业储量????????????????????????(13) 第3节 井田可采储量????????????????????????(14)
第3章 矿井生产能力、服务年限及工作制定????????????????(17)
第1节 生产能力及服务年限?????????????????????(17) 第2节 矿井工作制度????????????????????????(17)
第4章 井田开拓????????????????????????????(18)
第1节 概述????????????????????????????(18) 第2节 井筒位置的确定???????????????????????(25) 第3节 开采水平设计????????????????????????(29) 第4节 井底车场??????????????????????????(29) 第5节 开拓系统的综述???????????????????????(32)
第5章 采煤方法和采区巷道布置?????????????????????(34)
第1节 煤层的地质特征???????????????????????(34) 第2节 采煤方法和回采工艺?????????????????????(34) 第3节 开采巷道和生产系统?????????????????????(47) 第4节 采区车场设计及硐室?????????????????????(49)
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第5节 采区采掘计划????????????????????????(51)
第6章 矿井运输与提升?????????????????????????(54)
第1节 概述????????????????????????????(54) 第2节 采区运输设备的选择?????????????????????(54) 第3节 主要巷道运输设备的选择???????????????????(55) 第4节 主井提升??????????????????????????(62) 第5节 副井提升??????????????????????????(72)
第7章 矿井通风与安全?????????????????????????(76)
第1节 矿井通风方式与通风系统的选择????????????????(76) 第2节 采区及全矿所需风量?????????????????????(78) 第3节 矿井通风阻力计算??????????????????????(82) 第4节 扇风机选型?????????????????????????(84) 第5节 防止特殊灾害的安全措施???????????????????(87)
第8章 矿井排水????????????????????????????(90)
第1节 概述????????????????????????????(90) 第2节 排水设备选型????????????????????????(90) 第3节 水仓及水泵房????????????????????????(98) 第4节 技术经济指标 ???????????????????????(100)
第9章 技术经济指标 ?????????????????????????(101)
参考文献???????????????????????????????(103)
感谢?????????????????????????????????(104)
2
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前 言
这次毕业设计我所做的是河北金牛能源股份有限公司下属的高阳矿井设计。 在这次毕业设计之前，我们在崔景昆和王同杰老师的带领下到高阳矿进行了为期一个月的生产实习。在这次生产实习中，我们收集了大量的设计资料并结合生产中现场工作的经验，完成了对高阳矿矿井的初步设计。并且在这次生产实习中，更加深了我们对今后所从事的工作的了解；同时，我们也获得了先进的设计思想及设计中所涉及到的在学校里所学不到的现场工作经验，为毕业设计的顺利进行打下了坚实的基础。
本次毕业设计是我们毕业设计小组所有成员共同努力的成果。是小组成员经过共同的研讨，反复计算并比较后共同确定的，是我在四年大学学习的结晶。
高阳矿矿井设计共包括以下几部分： 1.矿井的水文、地质等基本情况的概述。
2.矿井井田内的可采储量，矿井生产能力及服务年限的确定。
3.矿井井田的总体开拓的设计，包括水平的划分，井筒位置的确定，经济比较部分，矿井延深方案的确定，采区的划分，井底车场线路计算，硐室布置及井底车场的通过能力计算等部分。
4.工作面生产机械的参数，工作面生产程序的确定以及采区车场的设计计算等部分。 5.矿井生产中的提升、运输、通风、排水方式的确定及其所用设备额选型计算与相关的硐室布置等。
由于本人水平有限，又没有长时间的生产和工作经验，所以在设计中必定有很多不理想的地方，希望各位老师与同学多多指教，本人感激不尽。
关键词 ：地质、井田、储量、矿井年产量、开拓、采煤方法、通风、提升、瓦斯、排水。
Abstract
This graduation design is about the new mine planning for Majiahe coal mine, which is a coal mine belonging to Xingtai CMA. It involves the geology, development, operation, transportation, haulage, ventilation and drainage, among other respects, in special terms;
1. Summary of the mine, this chapter mainly introduces the position,
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geology and conditions of the coal seam.
2. Mine development. This chapter extrapolates among other areas, reserve, serving limits, working system, spot of the draft, selection of level, further drift of mine, panel division and underground station.
3.Design of mining districts and retreating technology. This chapter explains the general situation of the mining district, technology and techniques of the working face, roadway layout and operation system in the mining district, the design of the mining district station, cave layout and the schedule for drainage and mining in the main mining district.
4.Operational system of the mine, this chapter states transportation, haulage, ventilation and drainage systems of the mine and the selection of equipment used in the system mentioned above.
In order to practice and reinforce the wealth of the knowledge learned in the past four years, I try my best to introduce various state-of-the-arts when respecting the specific situation of Majiahe coal mine. For instance, long wall mine on the inclination, long wall mining on the strike with top coal drawing, and among others, drifting and retaining gateways along goaf are preferred in the design. In addition, the design connects operational situation of a mine with a college student’s ability to elementary scientific research. What’s more, it has been completed with the aid of AutoCAD2004, which streamlined the design process dramatically and lessened the hardness of drawing significantly.
Main words： geology、operation、haulage、ventilation、transportation.
第1章 矿井概述及井田特征
第1节 矿井概述
1.1.1 矿区概述
高阳矿位于河北省邢台市西南部35km处，邢台地区沙河市与邯郸地区武安市的接壤地带。井田大部分属沙河市高阳镇管辖，只有东南少部分属武安市邑城乡管辖。地理坐标为：东经114°11?15?～114°15?00?，北纬36°48?45?～36°55?00?。
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井田范围：北以煤层自然风氧化带为界；南以流沙河为界；东部以井田F4断层与为界；西部以村庄煤柱为边界，。井田东西长约7km，南北约3km，呈南北近似长条状，井田面积18.798008km2。开采深度由+80m至-600m标高。
矿井东距京广铁路沙河车站25km，距矿山村支线铁路权村车站6km。煤矿外运铁路专线从权村车站接轨延伸至工业广场。
井田内有两条主要公路穿过，邢台至渡口公路从东向西经过井田北部；邢台至都党公路从井田东部通过，经工业广场伸向西南方向，通往武安市和山西省。总之，矿区内公路四通八达，交通非常便利。见矿区交通位置图（图1-1）。
图1-1 交通位置图
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1.立井开拓方式，年生产能力180万吨，年工作日330天，三班生产，一班准备，每天净提升时间16小时，矸石系数20%。
2.主副井筒距离108米，大巷在底板岩层中。
3.主井提升采用一对12吨箕斗，副井采用1.5吨双层四车罐笼。
4.井下运煤采用皮带运煤，辅助运输采用1.5吨固定式矿车，每列车15辆。 5.矿井高低瓦斯矿井。
综合以上情况，决定采用立井刀把式井底车场。
4.4.4 井底车场的线路设计
1.井筒相互位置
主副井筒在平行于存车线方向上距离60米 主副井筒在垂直于存车线方向上距离90米 则 主副井筒的直线距离为108m
2.根据《煤炭工业设计规范》确定存车线长度如下： 副井空、重车线长为1.5～2.0列车长； 材料车线长15～20个材料车长；
调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和。 3.副井空、重车线长度的确定
（1）副井空、重车线长度的确定
Lsh = Nt×n×lm+lt+lbw+ls =1.0×16×2.4+5+6.56+10 =59.96米
取60米
Lsh----存车线长度，一般取整数； Nt----列车数，列； n----每列车的矿车数； lm----每节矿车的长度，m；
lt----电机车长度，m；
lbw----倒茬基本轨点至警冲标的距离，m；
ls----电机车停车距离（制动距离），一般去8～15米。 （2）材料车线的长度
Lma= Nm×lm 41
（4·1）
4·2）
（河北工程大学毕业设计
=16×2.4 =38.4 米
取39米
Lma----材料车线的长度，一般取整数，m Nm----材料车节数 lm-----材料车长度，m （3）人车线有效长度
一般为一列人车长加15～20米，人车用XRC—15—616W，取20米，所以人车线有效长度取35米。
4.4.5 马头门线路的平面布置计算
马头门线路是指副井重车线的末端，重车线阻车器轮档至材料车线进口变正轨距的起点的一段线路，马头门线路的平面布置，主要取决于所采用的设备类型和矿车的自滑速度。
副井采用单罐笼提升，马头门线路的重车线的双轨段上，需要装设双轨道单式阻车器，单式阻车器的作用是缩短重车进罐距离，以减少进罐时间，重车进罐借助摇台，设置有单复式阻车器。 副井马头门线路计算
L0=a+2b+c+d+e+f+e?+g+h+i （4·4） =20+10+2×4+3+2.3+4.36+2.8+3.2+2.0+12 =67.66m
式中：a –从复式阻车器到对称道岔基本轨起点距离，取20m。
b—基本轨起点至对称道岔连接系统末端距
sctg?R?tg?b?a???224=2.007+2/2ctg(185530/2)+15tg18 =9.27m
取10米。
c=对称道岔末端与单式离，取4米；
d=单式阻车器轮挡间至摇臂中心距离，取3米； e、e`=摇台的摇臂长度，e=2.3m ,e`=2.8m； f=摇笼长度，查表,资料，取4360m；
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g=出车方向摇臂中心线到对称道岔连接系统末端的距离，取3.20m； h=缓和长度，取2.0m；
i=基本轨起点到单开道岔平行线连接系统终点的长度。
图4·11 副井马头门图
第5节 开拓系统的综述
经过方案比较，确定本井田为立井分区式多水平综合水平开拓，通风方式为中央分区对角式，主、副井进风，井田边界的东西风井回风。 各生产系统如下：
1. 运煤系统：工作面-----区段运输巷------运输上山------采区下部煤仓------皮
带运输大巷------井底车场-----煤仓-----主井
2. 运料系统：副井-----井底车场-----轨道运输大巷----采区下部车场-----轨道上
山-----采区上部车场-----区段回风巷-----工作面
3. 通风系统：主、副井----井底车场-----大巷----轨道上山------区段运输巷-----工作面-----区段回风巷------回风大巷----风井
第5章 采煤方法和采区巷道布置
第1节 煤层的地质特征
采区位置和范围：该采区西部以井田边界村庄为界，北部以井田边界氧化带为界，东部以-375水平运输大巷为界，南部以10?勘探线为界。
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本区温带大陆性气候，四季分明，春季干旱多风沙，、夏季炎热雨水多，秋季干燥日照长，冬季寒冷雨雪少，雨季多集中在七、八月份。
采区走向长度平均2940米；倾向斜长985米，面积大约2950400m2，1#煤的工业储量大约132.78万吨，可采储量大约8234.29万吨。煤层埋深0～-200米。
本区结构简单，煤层倾角11o左右，区内无明显的大断层，地质构造属简单构造。 根据煤炭科学研究总院重庆分院对煤的自燃倾向性进行鉴定，鉴定结果见表1#、2#煤层自燃倾向性为三类，属不易自燃。。
2#煤直接顶板以粉砂岩为主,次为粗.中.细粒砂岩,及小量砂质泥岩。粉砂岩:分布广泛,遍及整个井田,深灰-灰黑色,岩性致密块状,粉砂质泥岩结构。岩层厚0.62-16.07m,平均4.99m,岩性较软,回采时易冒落岩石的单项抗压强度在12.4-32.7MP之间,为不坚固岩类,属一级顶板。 2#煤局部有伪顶,系浅灰色砂质泥岩,厚0.1m,层位极不稳定,分布局限, 粗、中、细粒砂岩直接与2#煤接触,砂岩呈灰色,成分以石英为主,次为长石及灰色矿物,层面含张母片,颗粒分选好,磨圆中等,泥质胶结,岩性较坚硬,中厚层状-厚层状,沙状结构,节理不发育,岩层较厚,最厚可达26.84m,平均12.36m,井田中部稍薄,南部与北部较厚,与煤层接触砂体,单体抗压强度62.8MPa,为中等坚固岩石,属二级中等冒落的顶板。
第2节 采煤方法和回采工艺
5.2.1 采煤方法的选择
在煤田，可采煤煤层1#平均厚度2.8m，2#煤平均厚5.7m，可采性指数（Km）为1。煤层变异系数（γ）为21.7%，属稳定的厚煤层,瓦斯含量高, 2#煤层底板砂岩底界到1#煤层顶面。平均厚38.9m，为山西组含煤层段。岩相以三角洲平原相、湖泻相及河流相为主。岩性主要由中细粒砂岩及粉砂岩夹煤层组成。底部砂岩分选中等，具板状斜层理。粉砂岩富含泥质及黄铁矿结核。2#煤层顶部砂岩分选较差。长石含量较高，具大型板状交错层理，底部常有冲刷现象存在。本层段所夹1#、2#煤层分布稳定，为主要可采煤层。自1#煤层顶面至下石盒子组底部“骆驼脖”砂岩底面。以湖泊相沉积为主，夹有河流相沉积。岩性由粉砂岩、砂质泥岩组成，夹有中细粒砂岩。
结合煤层的条件，可设计放顶煤和一次采全高两种回采工艺：放顶煤和一次采全高都具有高产、高效、安全可靠、经济效益好、掘进率低等优点。
但是放顶煤采煤方法要求煤层在中硬以下，煤层结构简单，没有坚硬不易破碎的夹石层，同时要有较大的支撑压力。综合考虑1#煤采用一次性采全高开采，2#煤采用放顶煤开采。
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一次采全高采煤方法具有生产集中、工作面产量大、效率高、效益好、有利于防止煤层自燃发火等优点。虽然这种采煤方法初期投资大，搬家倒面困难，但是采高大，产量大，投资回收快，况且采高3～7米的液压支架在国内也很普遍，因此采煤工艺采用一次采全高采煤方法。
5.2.2 回采工艺的确定
采煤工作面采用单一厚煤层一次采全高走向长壁后退式全部跨落法的综合机械化法采煤。工作面采用采煤机采煤、装煤，刮板输送机运煤，顺槽使用转载机和破碎机及可伸缩胶带输送机，切眼用液压支架，顶板随液压支架的前进而跨落。
5.2.3 采煤机械的选用
采用双滚筒采煤机，结合可供选择的采煤机的参数，暂且选用MXG-500/4.5H型 采煤机，滚筒直径2000 mm,截深630mm。
5.2.4确定工作面长度
本地区采区倾斜长度为870～1150米，整个斜长划分为6个区段，其中最后一个区段倾斜长度为150米，其余每个区段倾斜长度均为180米，共1050米，在采区有关部分要留一定量的边界和保护煤柱，以确保巷道的安全，考虑顺槽的宽度，所以设计采区180米，正好划分6个区段，采取中央上山开采，两边布置工作面是合理的。
5.2.5工作面长度合理性的检验
按一个工作面生产验算：
1.按通风条件进行
f (5·1) L?60?v?B?M?CQb?SN?P?n
式中 L-----依工作面通风能力确定最大长度，m ；
v-----工作面内允许最大风速，v=4m/s； B-----工作面内最小控顶距，B=3.97m； M-----煤层高度，4.18 m； Cf-----风流收缩系数，取0.95；
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方案的技术比较表 表4·1
方案 方案一 优缺点 优 点 缺 点 1. 井筒短，初期工程量1. -200水平以下都要采用暗斜小。 2. 提升能力大，机械化程度高。 3. 出煤早，见效快。 井上山开采，斜井巷道，长度较大提升、运和掘进工作量较大。 2. 开采-200水平以下采用暗斜井上山开采时，排水更困难，费用增高，管理更复杂。 方案二 井筒向下延伸至第二水 井筒延伸，增加了石门，掘进、平，第一水平采用上山开采，第二水平采用上下山开采，在提升、运输、通风、排水和掘进等方面比长暗斜井开采更优越。 排水费用大大增加，提升设备也较复杂，环节较多，部分下山开采相关费用和运输难度有所增加。 方案三 和方案二基本相同，只是1. 提升相对复杂，提升环节较下山开采部分使用暗斜程量小，出煤早，见效快。 多。 底车场的开拓等增加了石门，掘进、排水费用大 井采用上山开采，初期工2. 井筒延伸，暗斜井的开采，井
方案一和方案三开拓的基本思路是一致的，只是开采水平选择不一样，方案一井筒位于井田中部，井筒短，初期工程量小，提升能力大，机械化程度高，出煤早，见效快。 但是在-200水平以下都要用暗斜井上山开采，由于巷道较长提升、运输和掘进工作量较大，通风、排水更困难，费用增高。
方案二较方案三虽然立井井筒工程量较大，增加了石门，掘进费用大大增加，提升 设备也较复杂，环节较多。但是采用多水平后都上可以采用上山开采，在提升、运输、通风、排水和掘进等方面比下山开采更优越，整体运输费用减小，便于后期生产管理。
方案一提出第二水平采用暗斜井开采，这虽然减少了立井井筒及石门的总体工程
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量，但暗斜井长度太大，煤炭上运，运输费用高，且巷道维护、排水等费用大大增加，不便管理。
通过技术比较综合考虑，应该放弃方案一，将方案二和方案三进行经济比较。 方案二和方案三的经济比较：
将方案二和方案三进行经济比较，其初期基建费及工程量，维护费用，运输费用等经济比较结果汇总于下表。
方案的经济比较表 表4·3 方案二：立井两水平开拓 主井开凿 副井开凿 井底车场 一水平石门 小计 主井开凿 副井开凿 石门开凿 小计 立井提升 第 表土段 基岩段 表土段 基岩段 岩巷 岩巷 基岩段 基岩段 二水平石门 系数 1.2 数量（10m） 8.0 20.0 8.0 20.0 141.4 49.0 22.1 20.0 54.3 基价（元） 费用（万元） 137685 79907 170602 106211 47796 47796 79907 106211 47796 110.1480 159.8140 136.4816 212.4220 费用（万元） 110.1480 159.8140 136.4816 212.4220 初期基建费用(万元） 675．83544 675．83544 234.2004 234．2004 2048.5389 176.59447 176．59477 212．422 212．422 后期基建费用（万元） 259．53228 259．53228 基价（元/t.km） 1.6 1.6 基价（元/t） 648.54905 费用（万元） 4873.44 19114.63 煤量（万提升高度t） （km） 5537.99 0.550 15494.98 0.771 时间（h） 8760 8760 服务年限（a） 30.8 52.7 一水平 第二水1.2 平 生产费用涌水量（m排水 （万元） 3/h) 一水平 206.6 二水平 206.6 石门运输 第一水系数 1.2 煤量（万平均运距t） （km） 5537.99 0.490 32
费用（万元） 0.28×0.54 804.51388 0.32×414.34651 0.205 基价（元费用（万/t.km） 元） 0.35 1139.720 河北工程大学毕业设计
平 第二水平 小计 合计 1.2 15494.98 0.543
0.35 3514.261 34735.39 37735.60 方案的经济比较表 表4·4 方案三：立井三水平加暗斜井延伸开拓 主井开凿 副井开凿 井底车场 一水平石门 小计 主井开凿 副井开凿 主井开凿 副井开凿 井底车场 石门开凿 石门开凿 小计 立井提升 第 表土段 基岩段 表土段 基岩段 岩巷 岩巷 基岩段 基岩段 斜井段 斜井段 岩巷 二水平石门 三水平石门 系数 1.2 数量（10m） 8.0 20.0 8.0 20.0 141.4 49.0 22.1 20.0 88.7 88.7 141.4 54.3 54.1 基价（元） 费用（万元） 137685 79907 170602 106211 47796 47796 79907 106211 44650 42182 47796 47796 47796 129．4391 364．37592 160．36588 484．32216 费用（万元） 129．4391 364．37592 160．36588 484．32216 初期基建费用(万元） 675．83544 675．83544 611.7888 234．2004 2048.5389 1765.9447 176．59477 2124.22 3741.67 212．422 374．167 后期基建费用（万元） 353.48516 353．48516 675.83544 675．83544 259.53228 259．53228 258.57636 258.57636 基价（元/t.km） 1.6 1.6 2310.6130 费用（万元） 7840.8 13021.3 煤量（万提升高度t） （km） 7425.0 8796.3 0.550 0.771 生产费用（万元） 一水平 第二水1.2 33
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平 斜井提升 第三水平 排水 1.2 涌水量（M3/h) 煤量（万提升距离t） （km） 4760.5 时间（h） 8760 8760 8760 0.838 服务年限（a） 29.4 16.0 18.9 基价（元/t.km） 0.42 基价（元/t） 费用（万元） 2010.6067 一水平 134.4 二水平 134.4 三水平 134.4 石门运输 第一水平 第二水平 第三水平 小计 合计
系数 1.2 1.2 1.2 煤量（万平均运距t） （km） 7425.0 8091.2 7403.5 0.490 0.543 0.541 费用（万元） 523.362370.28×0.54 4 0.32×123.574020.205 6 0.32×145.971810.205 8 基价（元费用（万/t.km） 元） 0.35 0.35 0.35 1528.065 920.404528 1081.68081 27195.765 31554.916 由以上比较可看出，方案二的生产系统更为简单，后期工程量较小。而且方案二比方案三的综合费用低。综合考虑，选择方案二为最优方案，本次设计即采用立井二水平分区上下山开采。
第2节 井筒位置的确定
4.2.1 井筒位置的确定
在井田内布置一对主副立井，开采第一水平是由于煤层埋藏较浅，故采用采用采区单独回风系统，即开采第一水平是每个采区开拓一回风井筒，开采第二三水平是在井田边界东部部布置一个风井，采用分区对角抽出式通风方式。遵循《设计规范》2—13条选择井筒的依据，应遵循以下原则：
(1).本井田范围内,地势平坦,煤层埋藏深度较大,因为浅部采用立井开拓方式,为便于通风,减少漏风,早出煤，达到设计产量时,本矿井设计四个井筒,即主井、副井、东风井和西风井。
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(2).井筒位置的选择牵涉井下、地面等一系列因素,关系重大,选择时要对井下开采有利,又要便于井筒的开拓和维护,还要注意充分利用地形,使工业广场便于布置,减少工业广场土石量,减少运输费用,使地面布置合理.遵照《规范》2～13条,选择井筒位置,应遵循以下原则:
1.选择井口位置应考虑第一水平的开采,缩短贯通时间,减少工程量。 2.保证第一水平要有足够的服务年限。
3.井口位置一般选择在井田中央,井下运输、通风合理。 4.要充分利用地形,少占地,少压煤。 5.井口标高要高于历年最高洪水位。
6.井筒要尽量避免穿越流沙层,含水层,较厚的冲积层,有煤和瓦斯突出危险的煤层。
7.井底距奥灰水保持一定的安全距离。
8.井底车场及主要硐室尽量布置在稳定的岩层中,便于维护和开拓。 根据以上原则确定井筒及工业广场位置如图所示：
图4·7 井筒及工业广场位置图
主、副、风井特征如下表所示
井筒特征表 表4·8
井筒直径(m) 净 井筒断面(m2) 净 井筒井口标井底标井筒名称 倾角高（m） 高（m） (o) 砌 壁 厚度mm 材料 35
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主井 副井 风井
+50 +150 +50 -200 -400 -60 90 90 90 5.5 7.0 5.0 23.75 38.47 19.63 600 650 350 钢筋 混凝土 钢筋 混凝土 钢筋 混凝土 4.2.2 井筒用途及布置装备
主井主要负责煤的提升兼作进风井；副井负责人员的上下、井下所需材料的提升及矸石的提升，并且兼作进风井；风井总回风。副井和风井安装梯子间，作为安全出口。
1、主井：
（1）主井井筒装备采用刚性装备（刚性罐道）,主井罐道梁采用工字钢、山形式布置，罐道与罐道梁的连接方式采用钢轨连接。
（2）主井提升采用箕斗，用q=Q*C*T*α/(3600*N*t1)求出一次提升量，再按松散煤的容重计算出松散体积，选择12吨箕斗。
（3）主井井筒采用圆形断面，这里选用JDG——12/110×4标准底卸式四绳12吨提升箕斗。
图4·8 主井断面图
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2、副井：
（1）副井井筒装备采用刚性装备（刚性罐道）,罐道梁采用工字钢、通梁式布置，罐道与罐道梁的连接方式采用钢轨连接。
（2）副井提升设备采用罐笼，根据矿车规格和《设计规范》有关要求验算，选用GDG-1.5/4/2/2型多绳提升罐笼。罐道采用38.45kg钢轨，罐梁采用20b工字钢。
（3）副井井筒断面选用圆形断面，根据图解法解出井筒的直径以及罐笼在井筒中的位置，如下图所示：
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图4·9 副井断面图
3、风井：
风井除用作通风外，一般又可作安全出口。因此，风井井筒内应设置梯子间井口布置包括安全出口及风硐等，本矿井采用风硐平行与安全出口的布置方式。
图4·10 风井断面图
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φ0500第 3 节 开采水平的设计
4.3.1 确定开采水平的位置
合理的开采水平垂高应以合理的阶段垂高（斜长）为前提，并使开采水平有合理的服务年限，有利于矿井水平和采区的接替，还要有较好的技术经济效果。确定合理的水平垂高应考虑如下因素：
1、具有合理的阶段斜长； 2、具有合理的区段数目； 3、有利于采区的正常接替；
4、要保证开采水平有合理的服务年限； 5、经济上有利的水平垂高。
对于本井田而言，因为地质构造简单，煤层单一，井田斜长不大，且深部倾角平缓，故综合考虑采用多水平联合开采。
4.3.2 设计水平的巷道布置
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根据《设计规范》主采煤层1#煤平均2.8米为中厚煤层，2#煤平均厚度为5.7米为厚煤层，应在布置巷道时尽量减少煤柱损失。 1．主要运输大巷位置的确定：
-200水平大巷基本沿着-200米等高线附近；-375水平大巷基本沿着-375米等高线，均布置在煤层底板，第三水平同理为之。 2．总回风巷，风井的布置：
因考虑到井田地质地形、构造及煤层赋存情况，决定在井田北部边界外风化层内部设一个风井，为整个开采水平服务。
第4节 井底车场
4.4.1 概述
井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和提升两个环节的枢纽，是矿井生产的咽喉。井底车场设计合理与否，要看其运输通过能力是否满足矿井生产需要，列车运行是否安全，施工是否方便和车场绕道工程是否节省等。
井底车场线路平面布置要满足以以下要求：
1.井底车场应有利于提高运输通过能力。
2.井底车场线路布置应尽量减少弯道，增加直线巷道，在直线轨道上顶送重车，满足列车安全要求。
3.井底车场线路应尽量简化，方便施工和节省工程量。
4.4.2 井底车场的选择原则
1.依照井田地形地质条件、运输量大小、大巷运输方式、井筒提升方式、主副井筒与主要运输大巷的位置、以及地面生产系统布置等因素选择；
2.所选车场调车方便、操作安全、施工容易、工程量省，能满足矿井生产的需要，并考虑增产的可能性；
3.井底车场应有30%的通过能力富裕系数。
4.4.3 井底车场的设计依据
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