第一篇：采矿工程毕业设计翻译（xiexiebang推荐）
附录 外文翻译
APPLICATION OF BLASTING IN DRIVING TUNNEL 1 FRAGMENTATION Fragmentation is the breaking of coal, ore,or rock by blasting so that the bulk of the material is small enough to load, handle and transport.Fragmentation would be at its best when the debris is not smaller than necessary for handling and not so large as to require hand breaking or secondary blasting.Energy must be supplied to rock by direct or indirect means to fragment that rock and the type of loading system.Fragmentation energy is consumed by the main mechanisms:(1)creation of new surface area(fracture energy),(2)friction(plasticity)and(3)elastic wave enegy dispersion.The loading method determines the relative proportions and the amount of energy consumed in fragmenting a given rock type.Unonfined tensile failure consumes the least energy with an increasing a,mount of energy required as the rock is more highly confined within a compressive stress field during fragmentation The way energy is applied by tools to cause rock or mineral fragmentation is important in determining fragmentation efficiency.To best design fragmentation tools and optimize fragmentation systems it would be desirable to know how rock properties influence breakage.The strength of rock is influenced by the environmental conditions imposed on the rock.Those of most importance in rock are(1)confining pressure ,(2)pore fluid pressure,(3)temperature and(4)rate of load application.Increase in confining pressure, as with increasing depth beneath th earth's surface or under the action of a fragmentation tool, causes an increase in rock strength.Apparent rock strength decreases as porc fluid pressure increases, since it decreases the effect of confining pressure.Although chemical effects of pore fluids influence rock strength, they generally are small compared to the confining pressure effect, except for a small minority of rock types.Increase in rock temperature causes a decrease in rock strength.This effect is very small because of the small ambient temperature changes found during mining.An increase in rate of load application causes an apparent increase in rock strength.Rock exhibits directional properties that in fluence the way it breaks.These are embodied in the concept of rock fabric ,which connotes the structure or configuration of the aggregate components as well as the physical or mechanical property manifestations.Rock fabric ont only relates to the preferred orientation of mineral constituents and their planes of weakness, but also to the configuration of discontinuities, microcracks and pores.Joints and bedding planes have great influence on fragmentation at field scale.Physical properties of rock(density,indentation,hardness,abrasivehardness and porosity ,)are frequently used in conjunction with mechanical properties to develop better empirical esti mations of rock fragmentation.2 BLASTHOLE CHARGING METHODS Drill hole charging can be carried out in different ways depending on whether the explosive used is in cartridges or in the form of loose material.The oldest charging method implies the use of a tamping rod and this system is still used to a very great extent.During the last 20years, compressed air chargers have been used and these machines provide both good capacity and also an improved level of charge concentration so that the drill holes are utilized to a higher degree.During the last few years semi-automatic chargers have been taken into use, primarily in underground work.Compressed air chargers for blasting powder in the form of loose material have also come into use on a large scale.As far as slurry blasting is concerned, special pumping methods have been developed through which charging capacity in the case of large diameter drill holes is practically good.A tamping rod must be made of wood or plastic.It must not be too thick in relation to the drill hole diameter since this can crush and damage fuse or electric detonator cables during charging work.If a good degree of packing is to be obtained during charging with a tamping rod then only one cartridge at a time should be charged and tamped.The detonator must be correctly fed into the drill hole during charging work.Compressed air chargers have been in use is Sweden for about 20 years.The first type consisted of aluminum pipes connected together and the cartridges were blown into the hole with an air pressure of 42 pounds per square inch.since that time the charging tube has been replaced by anti-static treated plastic hose of a special design.A charger includes a foot-operated valve, reduction vavle with air hose, breech, connecting tube and charging hose.The semi-automatic charger permits the continuous insertion of explosive cartridge at the same rate as they are charged in the hole by the hose.Instead of a valve being used ,the cartridges pass through an air lock between two flaps.The air pressure in the charging hose is retained while cartridges are pressure in the charging hose is retained while cartridges are beins inserted.The semi-automatic charger permits considerably higher charging capacity than the normal type of charger.Explosives in the form of the form of loose material, usually ammonium nitrate explosives(ANFO), require special chargers.Two types can be differentiated: pressrure vessel machines and ejector units.Pressure vessel machines are particularly suitable for crystalline An explosives with good charging capacity.Ejector units are operate by an ejector sucking up explosive from a container through a charging hose.The explosive is then blown through the charging hose into the drill hole.There are, also combined pressure ejector machines.The charging hose used for ANFO charging operations must conduct electricity and have a resistance of at least 1KΏ/m and max.30KΏ/M.Nitro Nobel has developed a special pumping procedure which consists of a tanker vehicle which is used to pump explosive directly the drill holes.The charging capacity is very high in the case of large diameter drill holes.3 CONTROLLED BLASTING TECHNIQUTES
Controlled blasting is used to reduce overbreak and minimize fracturing of the rock at the boundary of an excavation.The four basic controlled blasting techniques are: line drilling, presplitting, cushion blasting and smooth blasting.Line drilling, the earliest controlled blasting technique, involves drilling a row of closely spaced holes along the final excavation line, providing a plane of weakness to which to break.Line drill holes, 2or 4 diameters apart and contain no explosive.The blastholes adjacent to the line drillholes normally are loaded lighter and are on closer spacing than the other blastholes.The maximum depth for line drilling is about 30 ft.Line drilling involves no blasting in the final row of holes, and thus minimizes damage to the final wall.Presplitting, sometimes called preshearing ,involves a single row of boreholes ,usually 2 to 4 in.in diameter ,drilled along the final excavation at a spacing of 6 to 12 borehole diameters.Dynamite cartridges 1to 1.5 in.in size on 1 to 2 ft.centers usually are string-loadde on detonating cord ,although special small-diameter cartridges with special couplers are available for total column loading.In unconsolidated formations ,closer spacings with lighter powder loads are required.The bottom 2 to 3 ft.of borehole usually is loaded somewhat heavier than the remainder.Stemming between and around the individual charges is optional.The top 2 to 3 ft.of borehole is not loaded ,but is stemmed.The depth that can bu presplit is limited by hole alignment ,with 50 ft.being about maximum.The presplit holes are fired before before the adjacent primary holes to provide a fracture plane to which the primary blast can break.In presplitting it is difficult to determine the results until the adjacent primary blast is shot.For this reason ,presplitting too far in advance is not recommended.Presplitting seldom is done underground.Cushion blasting involves drilling a row of 2 – to 6-in.diameter boreholes along the final excavation line ,loading with a light well-distributed charge ,completely stemmed and firing after the main excavation is removed rather than before ,as in presplitting.The burden on the holes is slightly larger than the spacing.Wedges may be used to abut the charges to the excavation side of the borehole and minimize damage to the final wall.Eeplosive loading is similar to that in presplitting.Cushion blasting has been done to depths near 100 ft.in a single lift with the larger-diameter boreholes because alignment is more easily retained.Cushion blasting seldom is done underground.Smooth blasting is the underground counterpart of cushion blasting.At the perimeter of the tunnel or drift ,closely spaced holes with a burden-to-spacing ratio near 1.5:1 are loaded with light well-distributed charges.Smooth blasting differs from cushion blasting in that(1)except at the collar ,the charges are not stemmed and(2)the perimeter holes are fired on the last delay in the same round as the primary blast.Total column loading is most common ,although spacers may be used.The holes are stemmed to prevent the charges from being pulled out by the detonation of the previous delayed holes.Smooth blasting reduces overbreak in a drift and also provides a more competent back requiring less support.It involves more perimeter holes than does normal blasting.Combinations of controlled blasting techniques are used.In unconsolidated rock,line drilling sometimes is desirable between presplit or cushion boreholes.Corners sometimes are presplit when cushion blasting is used.4 TUNNEL BLASTING The most common methed of driving a mining tunnel is a cyclic operation in three sequences:(1)Drilling shot holes;charging them with explosives and blasting.(2)Removing the resulting muck pile.(3)Inserting the tunnel linings into the newly excaved area;and advancing the ralls.ventilation arrangements, and power supplies ready for the next cycle of operations.The basic principle of tunnel blasting ,in its simplest term, is to loosen a volume of the virgin rock in such a way that when it is removed the line of the tunnel has advance in the correct direction with as nearly as possible the correct cross-section.The dilling pattern in which the holes to receive the explosives are drilled into the working face is designed so that :the holes are easy to drill;the minimurd total quantity of explosive is required;and the periphery of the space left after the blast conforms as nearly as possible to the required tunnel section.A blast round consists of cut ,relief, breast and trim holes.The cut portion is the most important.The objective of the cut is to provide a free face to which the remainder of the round may break.The two general types of cuts are the angled cut and the burn.These can be used in combinations to form various other cuts.Angled cuts are more advantageous than burn in wide headings ,due to the fewer boles and less explosive required per foot.A disadvangtage is the possibility of large pieces of rock being thrown from the ―V‖.The wedge or V-cut consists of two holes angled to meet or nearly meet at the bottom.The cut can consist of one or several Vs, either verticao or horizontal.For deeper rounds or hard-breaking rock ,double Vs can be used.The smaller is called the baby cut.It is useful in small headings.Large-diameter burn holes provide excellent relief in big headings.Burn cuts permit deeper rounds than angled cuts and , due to the increased advance per round ,may prove more economical.In burn cuts ,the holes must be drilled parallel , with proper spacing ,and 0.5 : 1 ft deeper than the remainder of the round.Usually ,one or more holes(large-diameter)are left unloaded to provide relief for the loaded holes.Various combinations of spacing ,alignment and holes loaded are possible.Innumerable typesofblastingrounds are used in underground headings.Even in the same heading the round may have to be altered as different rock charateristics develop.An important factor in any round is the firing sequence.In general ,the holes are fired so that each hole or series of holes is blasted to the free face provided by the preceding holes.The depth of drift rounds depends on the complete drifting cycle and drift size.A general rule is that a round will not break much deeper than the least cross-sectional dimension of the drift.Rounds can be arranged that provide certain muck-pile shapes and positions for more efficient loading and cycles.In drifts requiring close support , rounds can be arranged to prevent damage.爆破在井巷掘进中的应用 破岩理论
破岩是用爆破的方法把煤、矿石或岩石破碎，使大部分物料的块度足够小，满足装载、处理和运输的条件。碎块不要小到不便于装运，也不要大到需要手工破碎或二次爆破，这样的破岩才算最佳。
为了破岩，必须用直接或间接的方式向岩石施加能量。能量的大小取决于岩石的性质和装药系统的类型。消耗能量的主要机理有：(1)形成新的表面(破岩能量)；(2)摩擦(塑性)；(3)传播弹性波能。
上述方面的相对比例和所消耗的能量决定于装药的方法和需破碎岩石的性质。无约束时岩石拉伸破坏所消耗的能量最少，在破岩过程中如岩石受到较高的压应力场的约束时，破岩需要能量有所增加。用机械传递能量使岩石或矿石破碎的方法，对于决定破岩效率十分重要。为了设计出最好的破岩机器和最佳的破岩系统，需要尽可能地弄清楚岩石性质是如何影响破岩的。
岩石的强度受到周围环境的影响，其中最重要的因素是：(1)约束力；(2)空隙中的流体压；，(3)温度；(4)加压的速度，约束力的增加(如随着高地表深度的增加或在破岩机具的作用下而使其增加)，使严石的强度增加。随着孔隙流体压力增加，岩石的视强度就降低
因为它减弱了约束力的作用。虽然孔隙流体的化学作用对岩石的强度有影响，仅和约束力作用比较，除少数几种岩石外，一般都比较小。岩石温度的增加使岩石的强度降低。但这种效应非常小，因为采矿的时候周围温度变化小。加压的速度增加，使岩石强度显著增加。
岩石具有影响其破碎方式的方向性。这体现在岩石的结构上，包括集合岩石组分的结构或形状以及岩石的物理特性或机械特性岩石的结构不仅与矿物组分的方向及其薄弱面有关，而且与其非连续性、微观裂隙和孔隙 的构造有关。在现场，节理和层理对破岩有很大影响。人们经常综合利用岩石的物理性质(密度、压痕，硬度、磨蚀硬度、孔隙度)和机械性质，来谋取更好的破岩效果。2 装药方法
炮眼装药的方式可根据所采用的炸药是药卷或散装而有所不同。最古老的装 药方法是用炮棍装药，这种方法至今仍广泛使用。在过去二十年中，压风装药器已被采用，这些装药器既提高装药效率，同时又改进装药密度，因此炮眼的利用率较高。近几年来采用了半自动装药器，主要用于井下作业。装填散装药的压风装药器也已大规模地投入使用。就浆状炸药而论，已发明了一些专用的泵送方法，这种方法对于大孔径炮眼的装药能力实际上是很高的。
炮棍必须用木或塑料做成。但炮棍与钻孔相比不能做得太粗，因为这在装药作业中有可能捅坏和损坏导火索或电雷管脚线。用炮棍装药时，若想装填得好，那么一次只能装填并捣实一个药卷。装药时雷管必须送到炮眼中的准确位置。
压风装药器在瑞典已使用了大约二十年。第一种装药器由几节铝管连接而成并用42磅／英寸2的压风把药卷吹入炮眼。后来这种装药管由专门设计的经抗静电处理的塑料软管所代替。一台装药器包括脚踏阀，带风管的减压阀、分风管、连接管和装药软管。
半自动装药器可连续装填药卷，其装药速度与软管装药速度相同。这种半自动装药器不用阀门，而是让药卷通过一个位于两个闸门之间的气室。装药时装药钦管中的风压不变。半自动装药器的装药能力比普通的装药器高得多。
散装炸药一般为硝铵炸药(铵油炸药)，需要专用装药器。有两种不同的装药器：压力罐式装药器和注药器。压力罐式装药器特别适用装填结晶的销铵炸药，其装药能力较高。注药器的操作是用一个喷射器经—很软管把炸药吸出，然后再通过这根装药软管将炸药吹入炮眼入。还有一些由压力罐和注药器组合的装药器。装填铵油炸药的装药软管必须能导电，其电阻最小为1千欧米。最大为30千欧米。
奈特罗诺贝尔(硝化诺贝尔)公司曾创造一项专用泵送炸药的工艺，它包括一台直接把炸药泵入炮眼的槽车。向大直径炮眼装药时其装药能力极高。3 控制爆破
控制爆破用于减少巷道超挖和使围岩震裂减至最小程度。摔制爆破的四种基本方法是：轮廓线钻眼法、预裂爆破法、缓冲爆破法和光面爆破法。
轮廓线钻眼法，是最早的控制爆破法，这种方法是沿巷道(最终)轮廓线打一排紧密相邻的钻眼，形成一个有利于破碎的薄弱面。布在轮廓线上的钻眼直径为2英寸或3英寸。眼距通常相当于2~4个炮眼直径，不装药。靠近轮廓线钻眼的 炮眼，起装药量及眼距均比其他炮眼小。轮廓线眼的最大深度大约为30英尺。由于轮廓线钻眼法的最后一排眼不爆破，因而对岩壁的破坏最轻。
预裂爆破，有时又称为预剪切爆破，是在巷道的轮廓线上钻一排炮眼，其直径一般为2至4英寸眼距为炮眼直径的6~12倍，显然市场上可买到柱状装药所需的小直径药卷和专用的连接器，但一般仍采用直径为l—11／，英寸的代那买特药卷，间隔装药，药卷间隔为1~2英尺，以导爆线串系起来。在松软岩层中，要求眼距小—些，装药量少一些。眼底2~3英尺处的装药量略比其余部分要多一些。单个药卷之间及其周围是否充填炮泥可随意确定。孔口2~3英尺处不装药，但要充填炮泥。预裂爆破的深度受炮眼排列的限制，最大深度约为50英尺。预裂炮眼比邻近主炮眼先起爆，以形成有利于主炮眼爆破的裂面。预裂爆破中在邻近主炮眼爆破之前很难判断其效果。因此建议预裂的超前距离不要太大。预裂爆破很少在井下使用。
缓冲爆破法是沿岩道轮廓线钻一排直径为2~6英寸的炮眼，眼中装入均匀分布的小药卷，完全堵满炮泥，起爆顺序与预裂爆破不同，要在主炮眼起瀑之后周边眼才爆破。炮眼的最小抵抗线(光爆层厚度)略大于眼距。可利用楔子把药卷固定在眼中靠近爆破自由面一侧，以减少爆破对岩壁的损坏。这种方法的装药方式与预裂爆破法相似。因为钻大直径炮眼容易准直，所以缓冲爆破法采用大直径炮眼时一次爆破深度以达一百英尺。但缓冲爆破在井下很少使用。
光面爆破法就是井下的缓冲爆破法。巷道周边的密集炮眼的光爆层厚度(周边眼的抵抗值)与眼距之比L接近1.5：1。周边眼中装上分布均匀的小药卷。光面爆破与缓冲爆破的区别在于：(1)除炮眼口外，药卷不用充填炮泥；(2)周边眼在一茬炮眼中最后一段起爆。虽然药往中也可采用间隔物(间隔装药)，但最常用的是柱状装药。孔底装药量稍多一些。炮眼均填以炮泥，以防止(在延期爆破中)光爆炮眼爆轰时将药包带出。光面爆破减少巷道的超挖，增强围岩稳定性并减少支护量。但比普通方法需要多钻一些周边眼。
各种控制爆破方法可结合使用。在松软岩石中，有时需要轮廓线钻眼方法与预裂法或缓冲爆破法结合使用。当采用缓冲爆破法时，有时需要在转角处用预裂法爆破。4 井巷爆破
最常用的岩巷掘进方法是三个工序的循环作业：
(1)钻炮眼、装炸药和爆破。
(2)装岩(将爆破的岩堆装运出去)。
(3)安装支架，支护刚掘出的巷道，敷设接长轨道、风管和电缆，为下个循环作好准备工作。
简而言之，岩巷爆破的基本原则是，把岩体上一部分岩石破碎下来，当装走爆落的岩石后，巷道按正确的方向前进，其断面尽可能地接近设 计断面。
炮眼布置设计要做到：便于钻跟，耗用炸药最少，爆破后所形成的巷道断面尽可能接近设计要求。
一组炮眼由掏槽眼、扩槽眼、辅助眼和周边眼组成。掏槽眼最重要。掏槽眼的作用是为炮眼组的其他炮眼提供一个自由面，便于爆破。
常用的两种掏槽方式是斜角眼掏槽和直眼掏槽。这两种掏槽方式可以联合组成其他各种掏槽方式。在较大断面巷道中，斜角眼掏槽比直眼掏槽优越，因为炮眼数目少掏，每掘进一英尺巷道所需炸药量少。其缺点是“v”形掏槽有可能抛出大块岩块。
楔形掏槽或v型掏槽内成对的斜角炮眼在底部相遇或接近相遇组成。楔形掏糟可由一个或几个v型槽构成垂直或水平楔形掏槽。对于深度较大的炮眼或难于爆破的岩石，可采用复式楔形掏槽。较小的掏槽称为小槽。它适用于小断面巷道。
大直径掏槽直眼在大断面巷道中可为良好的扩槽创造条件。采用直眼掏槽，炮眼组的深度可比斜眼掏槽大一些，因为每茬炮的进度增加了，证明其更为经济。直眼掏槽的槽眼要平行，眼距要适当，其深度要比其他炮眼深1／2~1英尺。一般有一个或一个以上槽眼(大直径眼)不装药、为其他装药槽眼提供自由面。槽眼间距，布置及装药槽眼可采用各种组合形式。
井下巷道掘进中炮眼布置有无数种。甚至在同一巷道中，随着岩石性质的变化也要改变炮眼布置。对任何一组炮眼来说，重要的因素是爆破顺序。一般来说，炮眼引爆的顺序应使每个炮眼或一组炮眼随前一响炮眼所形成的自由面爆破。每茬炮的深度取决于整个掘进循环和巷道的断面尺寸。一般规律是，一茬炮的深度不要超过巷道最小断面尺寸太多。炮眼布置要使爆破下来的岩石堆的形状及位置 有利于更有效地装运和循环作业。对用需用密集支架的巷道，炮眼布置要能够预防破坏。
第二篇：采矿工程毕业设计
只要记分牌上的时间还跳动，就不能轻言放弃。目录
前言 1 1 矿区概述及井田特征 2 1.1 概述 2 1.1.1 矿区的地理位置及行政隶属关系 2 1.1.2 地形、地貌、交通等情况 2 1.1.3 气候地震等情况 3 1.2 井田及其附近的地质特征 3 1.2.1 井田的地层层位关系及地质构造 3 1.2.2 含煤系及地层特征 4 1.2.3 水文地质 5 1.3 煤质及煤层特征 5 1.3.1 井田内煤层及埋藏条件 5 1.3.2 煤层的含瓦斯性、自燃性、爆炸性 7 1.3.3 井田的勘探程度及进一步勘探要求 7 2 井田境界及储量 8 2.1 井田境界 8 2.1.1 井田范围 8 2.1.2 边界煤柱留设 8 2.1.3工业广场保护煤柱留设 8 2.1.4 边界的合理性 9 2.2 井田的储量 9 2.2.1 井田储量的计算原则 9 2.2.2 矿井工业储量 10 3 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度 12 3.1 矿井年产量及服务年限 12 3.1.1 矿井的年产量 12 3.1.2 服务年限 12 3.1.3 矿井的增产期和减产期 产量增加的可能性 13 3.2 矿井的工作制度 13 4 井田开拓 14 4.1 井筒形式、位置和数目的确定 14 4.1.1 井筒形式的确定 14 4.1.2 井筒位置及数目的确定 15 4.2 开采水平的设计 19 4.2.1 水平划分的原则 19 4.2.2 开采水平的划分 20 4.2.3 设计水平储量及服务年限 23 4.2.4 设计水平的巷道布置 23 4.2.5 大巷的位置、数目、用途和规格 23 4.3 采区划分及开采顺序 24 4.3.1 采区形式及尺寸的确定 24 4.3.2 开采顺序 25 4.4 开采水平井底车场形式的选择 26 4.4.1 开采水平井底车场选择的依据 26 4.4.2 井底车场主要硐室 27 4.5 开拓系统综述 30 4.5.1 系统概况 30 4.5.2 移交生产时井巷的开凿位置、初期工程量 31 5 采准巷道布置 33 5.1 设计采区的地质概况及煤层特征 33 5.1.1 采区概况 33 5.1.2 煤层地质特征及工业储量 33 5.1.3 采区生产能力及服务年限 33 5.2 采区形式、采区主要参数的确定 34 5.2.1 采区形式 34 5.2.2 采区上山数目、位置及用途 34 5.2.3 区段划分 34 5.3 采区车场及硐室 35 5.3.1 车场形式 35 5.3.2 采区煤仓 35 5.4 采准系统、通风系统、运输系统 36 5.4.1 采准系统 36 5.4.2 通风系统 36 5.4.3 运输系统 36 5.5 采区开采顺序 36 5.6 采区巷道断面 37 6 采煤方法 39 6.1 采煤方法的选择 39 6.1.1 选择的要求 39 6.1.2 采煤方法 39 6.2 开采技术条件 39 6.3 工作面长度的确定 40 6.3.1 按通风能力确定工作面长度 40 6.3.2 根据采煤机能力确定工作面长度 41 6.3.3 按刮板输送机能力校验工作面长度 6.4 采煤机械选择和回采工艺确定 42 6.4.1 采煤机械的选择 42 6.4.2 配套设备选型 44 6.4.3 回采工艺方式的确定 44 6.5 循环方式选择及循环图表的编制 47 6.5.1 确定循环方式 47 6.5.2 劳动组织表 48 6.5.3 机电设备表 49 6.5.4 技术经济指标表 50 7 建井工期及开采计划 51
7.1 建井工期及施工组织 51 7.1.1 建井工期 51 7.1.2 工程排队及施工组织排队 52 7.2 开采计划 53 7.2.1 开采顺序及配产原则 53 7.2.2 开采计划 53 8 矿井通风 55 8.1 概述 55 8.2 矿井通风系统的选择 55 8.2.1 通风方式的选择 56 8.2.2 通风方法的选择 57 8.3 矿井风量的计算与风量分配 57 8.3.1 矿井总进风量 57 8.3.2 回采工作面所需风量的计算 58 8.3.3 掘进工作面所需风量 59 8.3.4 硐室所需风量的∑Qd的计算 60 8.3.5 其他巷道所需风量 61 8.3.6 风量的分配[17] 62 8.4 矿井总风压及等积孔的计算 62 8.4.1 计算原则 62 8.4.2 计算方法 64 8.4.3 计算等积孔 65 8.5 通风设备的选择 66 8.5.1 矿井主要扇风机选型计算 66 8.5.2 电动机选型计算 68 8.5.3 耗电量 68 8.6 灾害防治综述[13] 69 8.6.1 井底火灾及煤层自然发火的防治措施 69 8.6.2 预防煤尘爆炸措施 70 8.6.3 预防瓦斯爆炸的措施 70 8.6.4 避灾路线 70 9 矿井运输与提升 71 9.1 概述 71 9.2 采区运输设备的选择 71 9.2.1 采区运输上山皮带的选择 71 9.2.2 采区轨道上山运输设备的选择 72 9.2.3 运输顺槽转载机和皮带机选择 72 9.2.4 回风顺槽中运输设备的选择 73 9.2.5 工作面刮板输送机的选择 73 9.3 主要巷道运输设备的选择 74 9.4 提升 74 9.4.1 提升系统的合理确定 74 9.4.2 主井提升设备的选择 75 9.4.3 副井提升设备的选择 76 10 矿井排水 77 10.1 矿井涌水 77 10.1.1 概述 77 10.1.2 矿山技术条件 78 10.2 排水设备的选型计算 78 10.2.1 水泵选型 78 10.3 水泵房的设计 80 10.3.1 水泵房支护方式和起重设备 80 10.3.2 水泵房的位置 80 10.3.3 水泵房规格尺寸的计算 80 10.4 水仓设计 81 10.4.1 水仓的位置及作用 81 10.4.2 水仓容量计算 81 11 技术经济指标 83 11.1 全矿人员编制 83 11.1.1 井下工人定员 83 11.1.2 井上工人定员 83 11.1.3 管理人员 83 11.1.4 全矿人员 84 11.2 劳动生产率 84 11.2.1 采煤工效 84 11.2.2 井下工效 84 11.2.3 生产工效 84 11.2.4 全员工效 84 11.3 成本 85 11.4 全矿主要技术经济指标 86 结论 92 参考文献 93 附录A 94 附录B 97 前言
中国是世界最大产煤国
煤炭在中国经济社会发展中占有极重要的地位 煤炭是工业的粮食 我国一次能量消费中 煤炭占75%以上 煤炭发展的快慢
将直接关系到国计民生 作为采矿专业的一名学生
我很荣幸能够为祖国煤炭事业尽一份力
毕业设计是毕业生把大学所学专业理论知识和实践相结合的重要环节 使所学知识一体化
是我们踏入工作岗位的过度环节 设计过程中的所学知识很可能被直接带到马上的工作岗位上 所以显得尤为重要
学生通过设计能够全面系统的运用和巩固所学的知识 掌握矿井设计的方法、步骤及内容
培养实事求是、理论联系实际的工作作风和严谨的工作态度 培养自己的科学研究能力
提高了编写技术文件和运算的能力
同时也提高了计算机应用能力及其他方面的能力
该说明书为刘官屯矿0.90Mt/a井田初步设计说明书 在所收集地质材料的前提下 由指导教师给予指导
并合理运用平时及课堂上积累的知识 查找有关资料
力求设计出一个高产、高效、安全的现代化矿井
本设计说明书从矿井的开拓、开采、运输、通风、提升及工作面的采煤方法等各个环节进行了详细的叙述
并进行了技术和经济比较 论述了本设计的合理性 完成了毕业设计要求的内容 同时说明书图文并茂
使设计的内容更容易被理解和接受 在设计过程中
得到了指导老师的详细指导和同学的悉心帮助 在此表示感谢
由于设计时间和本人能力有限 难免有错误和疏漏之处 望老师给予批评指正矿区概述及井田特征 1.1 概述
1.1.1 矿区的地理位置及行政隶属关系
矿区位于唐山市东北约13km处的荆各庄村附近在开平煤田凤山西北侧 矿井走向长5km 倾斜长2.2km 井田面积11km2 南与马家沟矿业公司相距6km 中间有陡河相隔
北与陡河电厂相距3.5km 行政属开平区管辖
1.1.2 地形、地貌、交通等情况
1)地形地貌
为一平坦的冲积平原 北部山区为燕山山脉的余脉 井田北、东、南三面被低山包围
颇有山前扇状地景观 井田地面标高-100m
2)交通
该矿区的交通十分方便
铁路：一条通往用煤大户陡河电厂的专用线
并与吕陡线在井田上方交汇；另一条经马家沟矿业公司与老京山线的开平站相联 公路：北距10km与京沈高速公路、102国道相联 南距7km经开平与205国道、津秦高速公路相联 形成了比较完整的交通网 四通八达
井田内共有8个自然村 主要从事农业
除东新庄外其它7个村庄已搬迁完毕
图1-1 刘官屯矿交通位置图
Fig.1-1 Liuguantun Mining traffic and location
3)水文
本区东南的陡河 发源于北部山地 下游集入石榴河 向南流入渤海 主流全长100km 河水终年不固 不冻
在双桥村一带有水库
水库大坝距井田东端最近距离2.2km 陡河最高水位+219.5m 低于地面标高40m左右 冬季水位介于+216~+217m
1.1.3 气候地震等情况
本区系于半大陆性气候 夏季炎热多雨
多东南风；冬季严寒凛冽 秋冬多西北风
雨季集中在七、八、九三个月 年平均降雨量648.8毫升 最高气温38.50C 最低气温-22.6℃ 年平均气温10.6℃
冻结期由11月二旬至次年3月上旬 冻结深0.66m 地震烈度六级
1.2 井田及其附近的地质特征
1.2.1 井田的地层层位关系及地质构造
开平煤田位于燕山南麓
在大地构造上位于中朝地台燕山沉降带的东南侧
燕山南麓煤田在地质力学体系上处于天山～阴山纬向构造带、新华夏系构造带和祁吕～贺兰山山字形的三个巨型构造体系的交汇部位 开平煤田受新华夏构造体系的影响 以一系列ＮＮＥ向的褶曲及逆断层组成
北部受纬向构造的影响逐渐向南弯转成走向近东西向 煤系地层由石炭系中统唐山组
上统开平组、赵各庄组及下二叠系大苗庄组、唐家庄组等组成 岩性以砂岩、泥岩为主
基底地层为中奥陶系马家沟组石灰岩 分布于煤田周边地带 与煤系地层呈不整合接触 见井田地质特征表1-1 煤田向南倾伏
其南部界限可能跨过宝坻～奔城大断层伸入另一个二级构造单元－－华北断陷 经钻口和电测曲线对比推断 本区主要断层共有2条 分别为F1 和F2 区内尚未发现有大面积岩浆活动 所见分布于煤田西侧和南侧
区内未发现区域变质或侵入变质现象
说明：据2001全国地层委员会和2004国际地层委员会发布的时代划分方案 石炭纪二分 二叠纪三分
但为了与矿上其他资料吻合方便起见 本次仍沿用旧的时代划分方案
本井田西部以I号勘探线和F1断层为界 东部以VI号勘探线为界 北部以-300m等高线为界 南部以-750等高线
井田内赋存有9、12-2号两个可采煤层
表1-1 井田地质特征表
Tab.1-1 Well field geological feature table
界
系
统
年代
组
厚度/m
新生界 第四系
Q
~~~~~~不整合~~~~~~
洼里组
0～890
上
古
生
界 二叠系
上统
P22
2800
P21
古冶组
346
下统
P12
唐家庄组
180
P11
大苗庄组
石 炭 系 上统 C32 赵各庄组 74
C31 开平组 70
中统 C2 唐山组
-------平行不整合------马家沟组 65 下 古 生 界 奥 陶 系 中统 O2 345
下统 O12 亮甲山组 115
O11
冶里组 203 寒 武 系 上统 ?33 凤山组 68
?32 长山组 48
?31 崮山组 82
中统 ?2 张夏组 120
下统 ?12 馒头组 150
?11 景儿峪组 263 元 古 界 震
旦
系
上统
Z2W
迷雾山组
1200
Z2Y
杨庄组
400
下统
Z1K
高于庄组
600
Z1T+H
大红峪黄崖关组
~~~~~~不整合~~~~~~
五台群
450
太古界
前震旦
Ar
1.2.2 含煤系及地层特征
开平煤田构造形式以褶皱为主 线型排列比较明显
向斜背斜多呈相间平行排列
区内由西至东有：蓟玉向斜及其两侧的窝洛沽向斜、丰登坞背斜、车轴山向斜、卑子院背斜、弯道山～西缸窑向斜、凤山～缸窑背斜、开平向斜 本设计的十组煤分四个分层 走向中部厚
沿走向往两侧逐渐变薄 但从钻孔看 变化不大
整个十组煤厚度均匀 从全矿井看
煤层角度东部较小 西部边界偏大 深部角度小 浅部角度大
1）表土层及风化层的深度
矿井田内地势平坦 为第四系冲积层所覆盖 冲 积层较厚
井田浅部以风积细粉砂岩为主 颗粒细而均匀
表土层厚度平均在100m 且有流沙
2）煤层总数及可采层数
本区煤层岩性变化不大 煤层结构相对简单 有少量夹矸 共含十一个煤组
本设计的十组煤全区发育 9、12-2均为可采煤层
1.2.3 水文地质
荆东四矿的水文地质条件属一般型 有八个含水层 自下而上分别为：
1）奥陶系石灰岩岩溶裂隙承压含水层（Ⅰ）
2）K2～K6砂岩裂隙承压含水层（Ⅱ）
3）K6～煤12砂岩裂隙承压含水层（Ⅲ）
4）煤9～煤7砂岩裂隙承压含水层（Ⅳ）
5）煤5以上砂岩裂隙承压含水层（Ⅴ）
6）风化带裂隙、孔隙承压含水层（Ⅵ）
7）第四系底部卵石孔隙承压含水层（Ⅶ）
8）第四系中上部砂卵砾孔隙承压和孔隙潜水含水层（Ⅷ）
其中与矿井生产较密切的为Ⅰ、Ⅳ、Ⅶ
全矿预测涌水量：
最大涌水量 419.6 m3/h
正常涌水量 256.3 m3/h 1.3 煤质及煤层特征
1.3.1 井田内煤层及埋藏条件
煤层走向主体为东西走向 整体近似于长方形 煤层赋存比较稳定 全区发育
平均倾角为14°左右 可采煤层间距见表1-2
表 1-2 煤层间距见表
Tab.1-2 Seam pitch table
煤层
平均厚度（m)
煤层间距(m)
12-2 3
煤层赋存状态十煤组共分9、12-2分层 全区发育 见煤层柱状图 如图1-2
图1-2 综合柱状图
Fig.1-2 Synthesis column map
本区煤层中夹石在井田中部最薄 往南北两翼逐渐变厚 沿倾向方向变化小
沿走向方向向南北变化稍大 本组地层一般厚度72.60m 以粉砂岩为主 粘土岩含量减少
各种岩石所占的百分比为：粘土岩10.1％ 粉砂岩类占52.6％ 砂岩类占31.4％ 石灰岩占2.9％
岩相组合上为浅海相薄层泥质碳酸盐岩和泻湖海湾相粉砂岩及砂岩沉积物的交替沉积 煤的容重见表1-3
表 1-3 煤的容重
Tab.1-3 Bulk density of coal
容重
最小
最大
平均
t/m3
1.19
1.46
1.30
本组内赋存三层石灰岩 由下而上命名为K4、K5、K6 其中K5石灰岩为深灰色泥质生物碎屑岩 时而接近钙质粘土岩
特点是含灰白色的动物介壳 富集成层
与深灰色泥质灰岩交替成细带状 形成明显的水平层理和水平波状层理 极易区别于其它石灰岩 厚度薄但比较稳定
本组比较突出的特点是出现了含煤沉积 是典型的海陆交互相沉积序列
井田内各煤层的伪顶多为薄层泥岩 直接顶一般为粘土岩或粉砂岩 底板多为粉砂岩次之 区内虽然岩性变化大 但有一定规律 即由东往西
由下向上岩性逐渐由细变粗 北部和中部较稳定 各类砂岩层理不甚发育 破碎易风化
具有较强的膨胀性 遇水后即软化
断裂带附近层间滑动发育 其内的巷道围岩不稳定 易冒落变形
位于煤层间的巷道有不同程度的移动和破坏
1.3.2 煤层的含瓦斯性、自燃性、爆炸性
本井田煤层瓦斯含量均很低 属低沼矿井 据化验资料
瓦斯绝对涌出量为：1.27～5.56m3/min平均4.75 m3/min 相对涌出量为：0.39～3.38m3/t平均1.17 m3/t 煤尘爆炸指数为：为38.42％～64.20％；本区由于煤燃点低 易自燃发火
煤尘试验结果为火焰长度40mm 岩粉量55% 具有爆炸性
自燃发火期为3-6个月
1.3.3 井田的勘探程度及进一步勘探要求
目前
勘探程度已达到精查
确定了高级储量为50%以上 但为了满足以后生产要求 应提高一水平的勘探程度 使高级储量达到70%以上井田境界及储量 2.1 井田境界 2.1.1 井田范围
本井田西部以I号勘探线和F1断层为界 东部以VI号勘探线为界 北部以-300等高线为界 南部以-750等高线为界
井田内赋存有9、12-2号两个可采煤层
2.1.2 边界煤柱留设
矿井走向长5km 倾斜长2.2km 井田面积11km2 井田内地形比较完整
井田四周依据相关规定和安全考虑分别留设20m的边界煤柱 由于井田西面和南面为断层所包围
故西部和南部的井田边界即为断层保护煤柱和井田境界保护煤柱 按《煤矿安全规程》[2]规定 边界煤柱的留法及尺寸：
1)井田边界煤柱留30m；
2)阶段煤柱斜长60m 若在两阶段留设
则上下阶段各留30m；
3)断层煤柱每侧各为20m；
4)采区边界煤柱留10m
根据参考《煤炭工业设计规范》[1]和《矿井安全规程》[2]的相关数据要求和规定 本井田所留的各种保护煤柱均合理 符合规定
2.1.3工业广场保护煤柱留设
由《设计规范》规定：工业场地占地面积：45-90万t/年 1.2～1.3公顷/10万t；120-180万t/年 0.9～1.0公顷/10万t；240-300万t/年 0.7～0.8公顷/10万t 400-600万t/年
0.45-0.6公顷/10万t 本矿井设计年产90万t 则工业广场占地面积为S=（90/10）*1.2=10.8公顷=108000m2 则工业广场设计成长380m 宽290m的矩形
在确定地面保护面积后 用移动角圈定煤柱范围
工业场地地面受保护面积应包括保护对象及宽度15m的围护带
在工业场地内的井筒 圈定保护煤柱时
地面受保护对象应包括绞车房、井口房或通风机房、风道等 围护带宽度为15m
2.1.4 边界的合理性
在本井田的划分中 充分的利用到现有条件 既降低了煤柱的损失
也减少了开采技术上的困难 使工作面的部署较为简易 同时
本井田的划分使储量与生产相适应
矿井生产能力与煤层赋存条件、开采技术装备条件相适应 井田有合理的尺寸
条带尺寸满足《煤炭工业设计规范》[1]的要求 走向长度划分合理
使矿井的开采有足够的储量和足够的服务年限 避免矿井生产接替紧张
根据《煤炭工业设计规范》[1]的规定 采区开采顺序必须遵守先近后远 逐步向边界扩展的原则 并应符合下列规定：
1)首采采区应布置在构造简单 储量可靠
开采条件好的块段
并宜靠近工业广场保护煤柱边界线
2)开采煤层群时 采区宜集中或分组布置 有煤和瓦斯突出的危险煤层
突然涌水威胁的煤层或煤层间距大的煤层 单独布置采区
3)开采多种煤类的煤层 应合理搭配开采
综上所述
矿井首采区定在靠近工业广场的西北部 采区储量丰富
有利于运输的集中和减少巷道的开拓费用 所以井田划分是合理的 因此 综上来看
本井田的划分是合理的
也就是说本井田设计的边界是合理的
2.2 井田的储量
2.2.1 井田储量的计算原则
1)按照地下实际埋藏的煤炭储量计算 不考虑开采、选矿及加工时的损失；
2)储量计算的最大垂深与勘探深度一致 对于大、中型矿井 一般不超过1000m；
3)精查阶段的煤炭储量计算范围 应与所划定的井田边界范围相一致；
4)凡是分水平开采的井田 在计算储量时
也应该分水平计算储量；
5)由于某种技术条件的限制不能采出的煤炭 如在铁路、大河流、重要建筑物等两侧的保安煤柱 要分别计算储量；
6)煤层倾角不大于15度时
可用煤层的伪厚度和水平投影面积计算储量；
7)煤层中所夹的大于0.05m厚的高灰煤（夹矸）不参与储量的计算；
8)参与储量计算的各煤层原煤干燥时的灰分不大于40%
2.2.2 矿井工业储量
矿井的工业储量：勘探地质报告中提供的能利用储量中的A、B、C三级储量 本井田的工业储量的计算：
1）工业储量
井田煤层埋藏深度为-300~--750标高之间
工业储量为:
Eg＝11000000×（4+3）×1.3/cos14=103195876.3t
2）井田永久煤柱
井田永久煤柱损失包括铁路、井田境界、断层防护煤柱 和浅部矿井水下开采防水煤柱
a断层煤柱损失
断层的两侧各留20m的保护煤柱 此断层的面积为1188×40=47520m2
故此断层保护煤柱损失为：47520×（3+4）×1.3=43.2万t
b井田境界煤柱损失
井田境界留设30m的边界煤柱
总长为13528m；井田境界保护煤柱所占面积为405840m2 经计算
故境界保护煤柱损失为：405840×7×1.3=369.31万t
P1＝43.2+369.31＝412.51万t
3）矿井设计储量
Es= Eg－P1＝10319.58－412.51＝9907.07万t
4）采区回采率
矿井采区回采率
应该符合下列规定：厚煤层不应小于75﹪；中厚煤层不应小于80﹪；薄煤层不应小于85﹪ 全矿采区回采率按下式计算：
=＝0.77
5）矿井设计可采储量
Ek＝（Es－Pz）×（2-1）
式中
Ek--设计可采储量
Es--井田设计储量
Pz--煤柱损失
--采区平均回采率
煤柱损失Pz主要包括工业广场压煤、阶段间煤柱等
工业广场压煤Y
9煤层压煤量＝（828+905）×683÷2×4×1.3＝307.75万t
12-2煤层压煤量＝（840＋926）×704÷2×3×1.3＝242.44万t
Y=307.75＋242.44＝550.19万t
阶段煤柱＝（2851 ＋1861）×（4+3）×1.3÷cos14＝ 4.42 t
Pz＝550.19＋4.42＝554.61
设计可采储量：Ek =（Es－Pz）
=（9907.07－554.61）0.77＝ 7201.4万t 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度 3.1 矿井年产量及服务年限 3.1.1 矿井的年产量
矿井的年产量（生产能力）确定的合理与否
对保证矿井能否迅速投产、达产和产生效益至关重要
而矿井生产能力与井田地质构造、水文地质条件、煤炭储量及质量、煤层赋存条件、建井条件、采掘机械化装备水平及市场销售量等许多因素有关 经分析比较
设计矿井的生产能力确定为0.9 Mt/a 合理可行 理由如下：
1)储量丰富
煤炭储量是决定矿井生产能力的主要因素之一 本井田内可采的煤层达到2层 保有工业储量为1.03亿t 按照0.9Mt/a的生产能力 能够满足矿井服务年限的要求
而且投入少、效率高、成本低、效益好
2)开采技术条件好
本井田煤层赋存稳定 井田面积大 煤层埋藏适中 倾角小 结构简单
水文地质条件及地质构造简单 煤层结构单一
适宜综合机械化开采 可采煤层均为厚煤层
3)建井及外运条件
本井田内良好的煤层赋存条件为提高建井速度、缩短建井工期提供了良好的地质条件 本井田内交通十分便利
刘官屯矿井田大部位于河北省丰南市境内 地处交通要塞
是华北通往东北的咽喉地带
京沈、京秦、大秦三大铁路横贯全境 津山、京沈干线km横跨东西 东有秦皇岛港 西邻天津港
新建的唐山港位于津秦两港之间 境内铁路公路交织成网 交通发达
为煤炭资源的运输提供了便利条件
综上所述
由于矿井优越的条件及外部运输条件
矿井的生产能力为90万t是可行的、合理的
并且符合《煤矿安全规程》和《设计规范》的相关要求
3.1.2 服务年限
矿井保有工业储量1.03亿t 设计可采储量7201.4万t 按0.9Mt/a的生产能力 考虑1.4的储量备用系数 则
式中： K--矿井备用系数 取1.4
A--矿井生产能力 0.9Mt/a
Zk--矿井可采储量 万t
P--矿井服务年限 年
代入数据得
P= 7201.4 /（90×1.4）=57.15年
因为服务年限大于45年 所以符合《设计规范》要求
3.1.3 矿井的增产期和减产期 产量增加的可能性
建井后产量出现变化 其可能性为：
3-1）（1)地质条件勘探存在一定的误差 有可能出现新的断层
2)由于国民经济发展对煤炭的需求变化 导致矿井产量增减
3)矿井的各个生产环节有一定的储备能力 矿井投产后
迅速突破设计能力 提高了工作面生产能力
4)工作面的回采率提高 导致在相同的条件下 矿井服务年限增加
5)采区地质构造简单 储量可靠
因此投产后有可靠的储量及较好的开采条件
3.2 矿井的工作制度
结合本矿井煤层条件、储量情况、以及达成产量所需要的时间；同时考虑设备检修以及工人工作时间等实际的因素
在满足《煤矿安全规程》的条件之下 本矿井工作制度安排如下：
矿井工作日为330天
本矿井工作制度采用“三八”制 两班采煤 一班检修
日提升工作时间为16小时井田开拓
井田开拓方式应该通过对矿井设计生产能力 地形地貌条件 井田地质条件 煤层赋存条件
开采技术及装备设施等综合因素进行方案比较以及系统优化之后确定 因此
在解决井田开拓问题时 应遵循以下原则：
1）贯彻执行有关煤炭工业的技术政策
为多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低效率高创造条件 要使生产系统完善、有效、可靠
在保证生产可高和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量 节约基建投资 加快矿井建设
2）合理集中开拓部署 简化生产系统 避免生产分散
为集中生产创造条件
3）合理开发国家资源 减少煤炭损失
4）必须贯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定 要建立完善的通风系统 创造良好的生产条件 减少巷道维护量
使主要巷道经常保持良好状态
5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况
并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件
6）根据用户需要
应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采 以及其他有益矿物的综合开采
4.1 井筒形式、位置和数目的确定 4.1.1 井筒形式的确定
井筒是联系地面与井下的咽喉 是全矿的枢纽
井筒选择应综合考虑建井期限 基建投资
矿井劳动生产率及煤的生产成本 并结合开拓的具体条件选择井筒
矿井开拓 就其井筒形式来说
一般有以下几种形式：平硐、斜井、立井和混合式 下面就几种形式进行技术分析 然后进行确定采用哪种开拓方式
平硐：一般就是适合于煤层埋藏较浅 而且要有适合于开掘平硐的高地势 例如山地或丘陵 也就是要有高于工业广场以上具有一定煤炭储量 本井田地势比较平缓
高低地的最大高差也不过几十米 而且煤层埋藏较深 很显然
利用平硐开拓对于本井田来说是没有可行性的
斜井：利用斜井开拓首先要求煤层埋藏较浅、倾角较大的倾斜煤层 且当地地表冲积层较厚 利用竖井开拓困难时 即便是煤层埋藏较深
不惜打较长的斜井井峒的条件下才可能使用 而本井田的条件却不尽如此
全部的可采煤层均赋存于-50m以下 最深达-500m 这样一来
如果按照皮带斜井设计时 倾角不超过17度的话
此时斜井的井筒长度将是很大的 太长的斜井提升几乎是不可能的 而且工程量也是非常巨大的
跟着相关的维护和运输等费用也会大幅度的增加
以上种种因素决定了本井田使用斜井开拓也是不可行的
立井：适用于开采煤层埋藏较深且地表附近冲积层不厚的情况 而且越是这种情况就越显示出立井的优越性
混合式：对于本矿井来说 由于利用平硐和斜井都是不可行的 所以混合式也就不予考虑
本井田的煤层埋藏较深 地表附近的冲积层又比较薄 它对井筒的开凿将不会造成影响 而且立井开拓的一大好处就是 如果基岩赋存较稳定时 开凿以后
其维护费用几乎为零 本井田采用立井开拓时 对于煤炭的提升也较合适
根据《煤炭工业设计规范》[1]规定：煤层埋藏较深、表土层较厚、水文地质条件复杂及主要可采煤层赋存比较稳定．储量比较丰富等特点．本设计采用立井开拓． 4.1.2 井筒位置及数目的确定
1)井筒的数目
a 根据本矿区煤层的埋藏的具体条件 各井筒均采用立井
b主井、副井、风井各一个（见图4-
1、4-
2、4-3）
c井筒参数 表4-1井筒参数
Tab.4-7 Well chamber parameter 井筒名称
用途 井筒长度/m 提升方法
断面尺寸
直径/m 净断面积/㎡
主井 提升煤炭
520 箕斗提升
5.5
23.75
副井
进风、进人、运料排矸
480 罐笼提升
7.0
34.46
风井
回风兼作
安全出口
200
6.0
28.30
该设计采用三个井筒的井田开拓方式：主井、副井、风井 通风方式为中央边界式通风
2)井筒的位置
选择井筒位置的原则：
a 有利于第一开采水平的开采 并兼顾其它水平
有利于井底车场的布置和主要运输大巷位置的选择 石门工程量小
b有利于首采采区不只在井筒附近的富煤块段 首采采区少迁村或不迁村
井田两翼储量基本平衡
c 井筒不易穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或较弱岩层
d 工业广场应充分利用地形 有良好的工程地质条件 且避开高山 低洼地和采空区 不受滑坡和洪水威胁
e工业广场宜少占农田少压煤
f 水源 电源较近
矿井设在铁路专用线路短 道路布置合理点
便于布置工业场地的位置 主要是根据以下一些原则：
a有足够的场地
便于布置矿井地面生产系统及其工业建筑物和构筑物
b有较好的工程、水文地质条件
尽可能避开滑坡、崩岩、溶洞、流沙层等不良地段 这样既便于施工
又可以防止自然灾害的侵袭
c便于矿井供电、给水、运输
并使附近有便于建设居住区、排矸设施的地点
d避免井筒和工业场地遭受水患、井筒位置要高于当地最高洪水位
e充分利用地形、使地面生产系统 工业场地总平面布置及其地面运输合理 并尽可能是平整场地的工程量少
对井田开采有利的井筒位置 确定依据：
倾斜方向的位置：
从保护井筒和工业场地繁荣煤柱损失看 愈靠近浅部
煤柱的尺寸愈小；愈靠近深部 煤柱的损失愈大 因此
井筒沿倾斜方向位于井田中上
走向的位置
a)井筒沿井田走向的位置应在井田中央 当井田储量不均匀分布时 应在储量分布的中央
以次形成两翼储量比较均衡的双翼井田
应该避免井筒偏于一侧造成单翼开采的不利局面
b)井筒设在井田中央时 可以使沿井田走向运输工作量小
而井田偏于一侧的相应井下运输工作量比前者要大
c)井筒设在井田中央时 两翼分配产量比较均衡
两翼开采结束的时间比较接近
d)井筒设在井田中央时 两翼风量分配比较均衡 通风线路短 通风阻力小
综合考虑
主副井筒位置选在井田走向中央位置 位于倾向中上部
风井井口位置的选择:
风井井口位置的选择 应在满足通风要求的前提下 与提升井筒的贯通距离较短 并应利用各种煤柱
有条件时风井的井口也可以布置在煤层露头以后
综合考虑
本矿井的风井沿走向布置在井田的边界中部
图4-1主井断面图
Fig.4-1 Main shaft cross-section fig
主井净直径5.5m 提升容器为9t箕斗一对
采用Jkm4×4（Ⅱ）型多绳磨擦轮提升机 配JRZ170/49-16型绕线式异步电动机两台 每台1000KW 最大提升速度为7.38m/s 该提升设备担负本矿全部煤炭提升
图 4-2副井断面图
Fig.4-2 Auxiliary shaft cross-section fig
副井净直径7.0m 提升容器为一吨双层四车多绳罐笼一对（一宽一窄）采用Jk.25×4（Ⅱ）型多磨擦轮提升机 配JRZ500-12型绕线异步电动机两台 每台500KW 最大提升速度8.02m/s
副井每次提升或下放四辆重车时 另一侧必须配四辆空车
下放液压支架时其重量限制在10.5t以内（包括平板车重）另一侧必须配两辆重车
图4-3风井断面图
Fig.4-3Air shaft cross-section fig
风井位于井田上部边界中部 净直径6.0m用于排风 同时做为安全出口
4.2 开采水平的设计 4.2.1 水平划分的原则
确定原则：
1）根据《煤炭工业设计规范》规定：
（1）90万t的矿井第一水平服务年限不得小于20年 缓倾斜煤层的阶段垂高为200-350m；
（2）条件适宜的缓倾斜煤层 宜采用上下山开采相结合的方式；
（3）近水平多煤层开采 当层间距不大时 宜采用单一水平开拓
2）根据煤层赋存条件及地质构造
煤层的倾角不同对阶段高度的影响较大 本井田的属于缓倾斜煤层 其平均倾角为14°
煤层标高从-750m标高到-300m标高
根据《煤炭工业设计规范》规定缓倾斜煤层的阶段垂高为200~350m 故划分为两个阶段
再结合本井田的煤层标高差较小 阶段斜长较短的实际情况 宜采用单水平上下山开采
3）根据生产成本
阶段高度增大 全矿井水平数目减少 水平储量增加
分配到每t煤的折旧费减少
但阶段长度大会使一部分经营费相应增加
其中随着阶段增大而减少的费用有：井底车场及硐室、运输大巷、回风大巷、石门及采区车场掘进费、设备购置及安装费用等；相应增加的费用有：沿上山的运输费、通风费、提升费、倾斜巷道的维修费
此外还延长生产时间、增加初期投资
因此要针对矿井的具体条件提出几个方案进行经济技术比较 选择经济上合理的方案
4）根据水平接替关系
在上一水平减产前 新水平即作好准备
因此一个水平从投产到减产为止的时间 必须大于新水平的准备时间 正常情况下
大型矿井的准备时间要1.5～2年
井底车场、石门及主要运输大巷亦需要1.5～2年 延伸井筒需要1年
合计需要4～5年的时间
开拓延伸加上水平过渡需要7～9年 所以每个矿井在确定水平高度时
必须使开采时间大于开拓延伸加上水平过渡所需要的时间
根据《煤炭工业矿井设计规范》：当煤层倾角大于12度时 宜采用走向长壁采煤法
本矿井煤层倾角平均为14度 故采用走向长壁采煤法
4.2.2 开采水平的划分
根据本井田的实际情况 以及煤层赋存的条件
提出两个在技术上可行的方案 ：
方案一：采用立井单水平上下山开采
总的来说
两个方案再在技术术上均可行 各有优缺点
需要通过经济比较 才能确定其优劣
首先对下阶段的巷道布置在技术上比较两方案的优缺点 详见表4-2
表4-2两种开拓方案的技术分析表
Tab.4-2 two kind of development plan technical analytical table
方案
方案一：采用立井单水平上下山开采
方案二：采用立井双水平加暗斜井上山开采
优
点
(1）开拓巷道工程量小 两阶段共用一组大巷和平巷 掘进率较低
(2）提升运输距离较短(3）保护煤柱损失少 可以提高回采率
(4)下山阶段辅助运输容易
(1)采准巷道施工容易 工艺简单
(2)对工作面通风有利 可以避免下行风带来的缺点 通风费用较少
(3)对于煤炭的回采有利
(4)延伸井筒的施工比较方便
缺
点
(1)施工技术复杂 设备要求多
(2)掘进速度慢 掘进费用高(3)下山开采
工作面生产难度增加 排水困难
（4）顺槽内运输费用较高 生产费用较高
（5）两顺槽间风压差别较大 通风困难
(1）开拓巷道工程量大 增加准备时间
(2）提升能力小 动力消耗大 提升费用高
(3）风路长 风阻大 通风费用高
(4）暗斜井的维护较为困难 维护费用高
对于两个方案进行经济比较：
因两个方案划分的采区基本相同 所以采区上山的经济比较可以忽略不计 具体比较如下：
图4-4立井开拓方案一
Fig.4-4 vertical shaft development planNo.1
图4-5立井开拓方案二
Fig.4-5 Vertical shaft development plan No.2
表4-3案一 单水平上下山开采
Table 4-3 pioneering single-level downhill
项目
工程量
单价
费用
运输提升 万t
1520万t
0.669元/t
1016.8万元
排水 万m3
404.3万m3
0.1525元/m3
61.65万元
合计
1078.4万元
表4-4方案二：暗斜井延伸 两水平开采
Table 4-4 Option 2: Inclined Shaft extension the two levels of exploitation
名 称
掘 进 费 用
长度
（m）
费用
（元/m）
总费用
（万元）
运输暗
斜 井
922
3000
276.6
回风暗
斜 井
922
3000
276.6
井底车场
1100
3000
330
运输大巷
1269
3000
380.7
合计
1263.9万元
通过两个方案进行经济比较 很显而易见
方案二比方案一明显增加两条912m的暗斜井 以及增加相应的采准巷道 掘进费用明显高于方案一
而且相应的运煤、提升费用尚未计入表中 使得方案一的优势更加突出 所以方案一为最优方案
综上所述
本设计采用单水平上下山联合的方式
4.2.3 设计水平储量及服务年限
本井田设计水平为-580水平
第一阶段的设计可采储量为3900.5万t 设计水平的服务年限为34.1年
表4-5 水平储量及服务年限
Tab.4-5 Horizontal reserves and service life
水平序号
可采储量/万t
服务年限/年
第一阶段
3900.5
30.96
第二阶段
3300.9
26.19 4.2.4 设计水平的巷道布置
由于本井田煤层间距较近层间距＜80m 故采用集中大巷布置 为便于维护
将大巷布置到12-2煤层底板岩层中 又由于设计中通风方式为边界式 所以采用两条大巷布置
大巷距煤层底板间距一般30m
大巷支护方式掘进时期及时支护采用锚杆支护 后期采用混凝土砌碹 巷道断面特征见图4-6
4.2.5 大巷的位置、数目、用途和规格
1)大巷的位置
选择大巷位置的原则：掘进量少 费用少 维护条件好 煤柱损失少
有利于通风和防火 运输方便
本矿井的可采煤层有两层
双轨大巷布置在12-2号煤层底板岩层的-580m水平处 距煤层底板30m
2)大巷的数目和用途
根据运输和通风条件 本矿井共布置一条双轨大巷
承担整个水平运煤、进风、运料、排水、排矸、行人等任务
3)大巷的规格
因为大巷的服务年限都较长 所以都采用锚喷支护 各大巷具体断面如下：
图 4-6 双轨大巷断面图
Fig.4-6 Transport the big lane sectional drawing
大巷运输方式采用矿车运输 轨型为18公斤/m 轨道大巷轨距600 mm 对大巷运输方式选择的依据是：
1）由于设计生产能力小 采用此种运输方式能满足要求
2）吨公里运输费较低
3）运输能力大 机动性强
随着运距和运量的变化可以增加列车数
4）矿车运煤可同时统一解决煤炭、矸石、物料和人员的运输问题
5）对巷道直线度要求不高 能适应长距离运输 4.3 采区划分及开采顺序 4.3.1 采区形式及尺寸的确定
根据井田地质情况 煤层赋存较稳定 煤层厚度在4左右 井田走向长度5km 井田内两条大的断层构造
以上条件很适合布置综合机械化采煤
而设计规范规定综采工作面双翼采区走向长度应超过1500~2000m 因此将井田共划分四个采区 其中一阶段两个上山采区 北一采区和北二采区 均为双翼采区
二阶段两个下上采区：南一采区 南二采区
表4-6 井田各采区技术特征表
Table 4-6 Mine technical characteristics of the mining area Table 采区
走向长度/m 倾斜长度/m 工业储量/万t 采煤方式 落煤方式 准备方式 N1 2416 1197 2869.2 走向长壁 综采
双翼上山采区 N2 1846 1038 1720.2 走向长壁 综采
双翼上山采区 S1 2281 756 2043.6 走向长壁 综采
双翼下山采区 S2 2226 904 1686.6 走向长壁 综采
双翼下山采区 合计 8769 3895 8319.6
4.3.2 开采顺序
合理的开采顺序是在考虑煤层采动影响的前提下 有步骤、有计划的按照一定的顺序进行 保证采区、工作面的正常接替 以保证安全、均衡、高效的生产 并且有利于提高技术经济指标
合理的开采顺序可以保证开采水平、采区、回采工作面的正常接替 保证矿井持续稳定生产 最大限度地采出煤炭资源
减少巷道掘进率及维护工程量；合理的集中生产 充分发挥设备能力 提高技术经济效益 便于防止灾害 保证生产安全可靠
根据《矿井设计规范》规定
新建矿井采区开采顺序必须遵循先近后远 逐步向井田边界扩展的前进式开采 多煤层开采时 一般先采上层
后采下层的下行式开采
还应厚、薄煤层合理搭配开采；开采有煤与瓦斯突出煤层时 应按开采保护层、抽放瓦斯及单独开采等技术措施要求 顺序开采
为保证均衡生产 一个采区开始减产
另一个采区即应投入生产 为此
必须准备好一个新的采区 所以
一个采区的服务年限应大于一个采区的开拓准备时间
由于双翼两个采区条件相近大巷长度又大致相等
所以采区开采顺序可任选一个先采 本设计开采顺序为：N1采区 S1采区 N2采区 S2采区
煤层间下行式 区段内后退式回采
4.4 开采水平井底车场形式的选择 4.4.1 开采水平井底车场选择的依据
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的枢纽 是矿井生产的咽喉 因此
井底车场设计是否合理
直接影响着矿井的安全和生产
根据《矿井设计规范》规定
井底车场布置形式应根据大巷运输方式、通过井底车场的货载运量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置、地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室处围岩条件等因素 经技术经济比较确定
由于本设计中主井提升方式为箕斗提升 大巷采用矿车运输
井底车场与大巷距离较远且需用石门联系 从主副井井底车场到大巷均与石门联系 所以井底车场型式选为立式车场 如图4-7
１――主井
２――副井
３――井底煤仓
４――水仓
5――水泵房 6――中央变电所 7――清煤斜巷 图 4-7 井底车场示意图
Fig.4-7 Shaft station abridged general view cross-section distinction 4.4.2 井底车场主要硐室
根据《矿井设计规范》规定 井下硐室应根据设备安装尺寸进行布置 并应便于操作、检修和设备更换 符合防水、防火等安全要求 井下主要硐室位置的选择 应符合下列规定：
a应选择在稳定坚硬岩层中 应避开断层、破碎带、含水岩层；
b井下硐室不布置在煤与瓦斯突出危险煤层中和冲击地压煤层中
井底车场的主要硐室包括煤仓、箕斗装载硐室、中央变电所、中央水泵房及火药库
1)井底煤仓及装载硐室
井底煤仓位置应根据大巷运输方式、装载硐室位置、围岩条件及装载胶带机巷与装载硐室相互联系等因素比较确定
井底煤仓宜选用圆形直仓 井底煤仓的有效容量按下式计算：
（4-1）
式中：
Qmc--井底煤仓有效容量(t)
Amc--矿井日产量(t)
0.15～0.25--系数 大型矿井取大值 小型矿井取小值 本设计取0.15
则井底煤仓容量为：
Qmc=0.15×900000/330=410t
煤仓为圆形垂直煤仓 见图4-8
图4-8垂直煤仓结构图
Fig.4-8 The diagram of coal Depot
1--上部收口；2--仓身；3--下口漏斗及溜口闸门基础；4--溜口及闸门
2)中央变电所、中央水泵房和水仓
中央变电所和中央水泵房联合布置
以便使中央变电所向中央水泵房供电距离最短 一般布置在副井井筒与井底车场连接处附近当矿井突然发生火灾时 仍能继续供电、照明和排水 为便于设备的检修及运输 水泵房应靠近副井空车线一侧
水泵房与变电所之间用耐火材料砌筑隔墙 并设置铁板门为防止井下突然涌水淹没矿井 变电所与水泵房的底板标高应高出井筒与井底车场连接处巷道轨面标高0.5m 水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置密闭门 水仓入口
一般设在空车线 井底车场标高最低处 确定水仓入口时 应注意水仓装满水
中央变电所和中央水泵房建成联合硐室 具体见图4-9：
图 4-9 中央变电所和中央水泵房联合硐室
Fig.4-9 Substation capacity and water pump house union booth
3)火药库
由于本矿井采用全部机械化采煤 所以相对用火药较少
选用储量较小的壁槽式火药库就可以满足井下正常工作的需要
库房与巷道的关系：
a库房距井筒、井底车场、主要运输巷道、主要硐室和影响全矿井大部分采区通风的风门的直线距离应不小于80m；
b库房距地面或上下巷道的直线距离不小于15m
根据本设计井底车场的实际位置 采用容重2400kg壁槽式标准爆破材料库 该材料库具有独立的通风系统
打一条通风钻孔直接与地面直接相连 火药库的具体结构见图4-10：
图 4-10 壁槽式爆破材料库
Fig.4-10 Blast material storage
序号
巷道名称
序号
巷道名称
１
轨道大巷 ２
库房巷道
３
炸药壁槽
４
雷管壁槽
５
电气壁槽
６
消防器材
７
放炮工具室
８
发炮室
９
防火门 10
回风立眼
4.5 开拓系统综述 4.5.1 系统概况 1）开拓方式
本设计矿井采用“立井多水平、集中运输大巷、走向长壁相结合”的开拓方式 采用立井开拓 共3个井筒
主箕斗立井、副罐笼立井、边界风井 采用中央边界式通风方式
矿井开采水平在-580m标高位置 矿井正常生产时
一个采区一个综采工作面保证年产量
2)生产系统：
a 通风系统：由副井进风 主回风井回风
一采区通风路线是：副井 轨道石门 轨道大巷 采区轨道上山 区段轨道石门 区段运输平巷 工作面
区段回风平巷 区段回风石门 采区运输上山 回风大巷 最后由主回风井排出地面
火药库通风：副井入风 采用钻孔立眼回风
b 运煤系统：工作面落煤 区段运输平巷 区段运输石门 溜煤眼下溜 采区运输上山 采区煤仓 运输大巷 运输石门 井底煤仓
最后由主井箕斗提升至地面
c 运矸系统：掘进工作面 区段轨道平巷 采区回风石门 采区轨道上山 轨道大巷 副井 地面
d 运料运人系统：地面 副井 轨道大巷 采区轨道上山 区段回风石门 区段轨道平巷 直至工作面
e 排水系统：采掘工作面 区段平巷 区段轨道石门 采区轨道上山 轨道大巷 井底车场 水仓 副井 地面
4.5.2 移交生产时井巷的开凿位置、初期工程量
1)矿井移交生产时的标准
a 井上、下各生产系统基本完成 并能进行正常的安全的生产；
b “三个煤量”达到规定标准；
c 回采工作面长度一般不少于设计回采工作面长度的50﹪；
d 工业广场内的行政、公共设施基本完成；
e 居住区及其设施基本完成
根据以上标准确定井巷的开凿位置
2)移交生产时井巷开凿的位置
在矿井设计中
全矿年产量由一个综采工作面保证达产 移交生产时
运输上山、轨道上山已经掘进到开采位置
煤层运输平巷、回风平巷已掘完并通过区段石门与上山相连 然后掘开切眼 贯通上下顺槽
3)初期工程量
初期移交工程量是指移交时掘进的各类巷道硐室、井筒等为生产服务的设施的总的掘进体积
初期移交开拓工程量见表4-7：
表4-7交初期工程量表
Tab.4-7 Erealy transfer engineering amount table
名称
长度/m
掘进断面面积/ m2
掘进体积/
主井
520
23.75
12350
副井
480
34.46
16540..8
风井
200
28.30
5660
井底车场
1100
18.4 20240 主要运输石门 130 16.9 2197 主要轨道石门 130 16.9 2197 运输大巷 1600 16.9 27040 运输上山 1170 16.9 19773 轨道上山 1170 16.9 19773 轨道石门 80 16.9 1352 回风石门 259 16.9 4377.1 运输顺槽 1430 16.1 24167 回风顺槽 1430 12.6 18018 回风大巷 1170 16.4 19188 开切眼 180
12.6
2268
总计
195320.9 采准巷道布置
5.1 设计采区的地质概况及煤层特征 5.1.1 采区概况
设计采区为一采区 该采区位于井田西翼 西至井田勘探线
东部边界到工业广场保护煤柱线 大巷布置在-580水平采区平均走向长2416m 倾斜长1256m 采区内共发育两个个可采煤层 煤厚分别为3m、4m 煤层赋存简单
无断层及火成岩侵入等地质构造 煤层倾角平均为14度 煤变质程度高 煤质好
绝对涌出量为10.5m3/min 发火期短
煤层直接顶较厚并且软弱
5.1.2 煤层地质特征及工业储量
一采区做为首采区 是上山开采 采区开采两层煤
煤层平均倾角为14° 属于缓倾斜煤层 采区内地质构造简单 无断层 煤质较好
水分含量0.56～15.54％ 瓦斯相对涌出量为10.5m3／t 煤尘无爆炸性危险自然发火期为3-6个月 煤层顶底板较为稳定
采区工业储量为3369.2万t
5.1.3 采区生产能力及服务年限
采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力
而采煤工作面的产量取决于煤层厚度、工作面长度及推进度
1)采区生产能力A：
（5-1）
式中：L-回采工作面长度 取180m
V-工作面年推进度 工作面每日进4刀 截深0.8m 因此年推度为1056m
M-采高 4m
r-煤的容重 1.3t/
C-工作面回采率 厚煤层0.93
则: A=180×1188×4×1.3×0.93
=90.92万t/a
同时考虑5％的掘进出煤 则采区的生产能力为：
A总= A×（1+5%）=103.4×1.05=95.47万t/a；
再将上面计算出来的生产能力通过通风能力、风速和风量限制要求计算式中检验 得出符合要求
2)采区服务年限T：
（5-2）
式中： Z-本采区设计可采储量 2351.16万t
A-本区生产能力 90万t/a
=2351.16/90×1.4=18.65年
5.2 采区形式、采区主要参数的确定 5.2.1 采区形式
按照煤层群开采的联系为联合准备 即各煤层共用两个岩石上山和区段石门 煤层倾角平均为14°
瓦斯量低、顶底板均无较大涌水 根据煤层赋存条件
本设计采用走向长壁采煤法
5.2.2 采区上山数目、位置及用途
设计的上山在最下部煤层的底板开掘 运输上山作为采区的主运输 其内铺设皮带
运输采区工作面的出煤
轨道上山铺设轨道作为采区的辅助运输 运送矸石、设备、材料、兼作行人
5.2.3 区段划分
采区倾向长1256m 其中留4m的区段平巷 区段间保护煤柱留10m宽 井田境界煤柱30m 阶段煤柱30m 则本采区可以划分为6个区段 工作面长180m
5.3 采区车场及硐室 5.3.1 车场形式
区段上部车场为顺向平车场 中部为单向甩车场 下部为直向平车场
每个采区只有一个综采工作面 运输量不大
所以只设材料绕道车场 运料斜巷在大巷入口处取平由大巷进入车场绕道存车线 然后直接进入轨道上山 这种布置方式使用方便 运行可靠
1)上部车场：车场形式为顺向平车场（与回风道在同一水平）矿车或材料车经轨道上山提至平车场平台
然后沿着矿车行进方向经回风石门运至工作面或所需材料地点
2)车场：车场形式为石门甩车场形式 单道起坡方式
由轨道上山提升上来的矿车 通过甩车道甩到中部轨道石门中 再进到区段轨道平巷
3)下部车场：本下部车场的绕道属于顶板绕道 从上山来看
通过竖曲线落平后摘钩
沿车场的高道自动滑行到下部车场存车线 由井底来车
则进入车场的底道
自动滑行到下部车场的低道存车线后 挂钩由绞车房提升上去
根据轨道上山起坡点到大巷的距离 本车场属于斜式顶板绕道 [8] 5.3.2 采区煤仓
在采区煤仓的尺寸确定之前 首先对煤仓的容量进行确定：
按循环产量计算煤仓容量Q
Q=L×l×h×r
式中：L--工作面长度 m
l--截深 m
h--采高 m
r--煤的容重 1.3t/ m3
所以Q =180×0.8×4×1.3=748.8t
由以上计算作为依据 选择煤仓容量为800t
由经验
R=2.96≈3 h=25m
采区煤仓用混凝土收口 在煤仓上口设铁箅子 煤仓溜口与装车方向相同 闸门的形式为单扇闸门 开启方式为气动
5.4 采准系统、通风系统、运输系统 5.4.1 采准系统
由运输大巷开掘采区下部车场 向上开掘采区岩石集中运输上山 采区集中轨道上山 与回风大巷贯通 形成通风系统后
在区段上部开掘采区回风石门
在区段下部开掘区段运输石门与区段轨道石门分别与上层煤贯通
在上层煤开掘区段运输平巷
5-4）5-3）（（区段回风平巷至采区边界开掘开切眼 形成工作面即可回采
掘进过程中同时开掘中部车场 上部车场及采区各种硐室
5.4.2 通风系统
新鲜风流副井→井底车场→轨道大巷→轨道上山→区段运输平巷→工作面→污风→区段回风平巷→采区回风石门→回风大巷→风井排出地面
5.4.3 运输系统
运煤系统：工作面出煤→区段运输平巷→运煤上山→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓→从主井提到地面；
排矸系统：掘进巷道时所出的矸石由轨道上山运到轨道大巷之后到井底车场 然后从副井提至地面；
运料系统：副井→井底车场→轨道大巷→轨道上山→区段回风平巷→使用地点 [6] 5.5 采区开采顺序
本设计采区同一煤层采用区段顺序依次开采 工作面沿走向推进 采区内共有四个煤层 分别都是由远及近开采 由于顶底板岩性较好
受采动影响较小．先采上层煤 再采下层煤
工作面沿走向推进
5.6 采区巷道断面
根据《设计规范》规定
综采工作面胶带输送机顺槽巷道净断面不宜小于12㎡ 回风顺槽净断面不宜小于10㎡
输送机上下山的净断面不宜小于12㎡ 运料、通风、和行人上山的净断面 不宜小于10㎡
采区准备巷道工程量是指从区段石门起的所有巷道和硐室的工程量总和 具体见下表5-1：
表5-1采区准备工程量
Tab.5-1 Ready engineering amount of mining section 巷道 支护形式 断面大小 长度/m 体积
净/m2 掘/m2
净/m3 掘/m3 运输上山 锚喷 16.4 20.2 1170 19188 23634 轨道上山 锚喷 15.3 19.0 1170 17901 22230 绞车房 锚喷 13.5 15 35 472.5 525 采区下部车场 锚喷 13.1 14.9 150 1965 2235 采区煤仓 混凝土 15.9 19.6 21 333.9 411.6 区段运输石门 锚喷 16.4 20.2 145 2378 2929 区段回风石门 锚喷 15.3 19.0 145 2218.5 2755 运输顺槽 梯形棚子 12.3 13.7 1430 17589 19591 回风顺槽 梯形棚子 11.6 13.1 1430 16588 18733 开切眼 锚网 10.1 10.1 180 1848.3 1848．3
图5-1.运输顺槽巷道断面图
Fig.5-1 Transport trough tunnel section
图5-2 回风顺槽断面及特征
Fig.5-2 Returns to the wind to break the chart along the trough and charactic 6 采煤方法
6.1 采煤方法的选择 6.1.1 选择的要求
1）煤炭资源损失少 采用正规采煤方法
2）安全及劳动条件好
3）便于生产管理
4）材料消耗少
5）尽可能采用机械化采煤 达到工作面高产高效
6.1.2 采煤方法
本矿井的两层煤均属于缓倾斜煤层 根据本采区的形状特点
采用走向长壁后退垮落采煤法
表6-1 全井田各采区采煤方法
Table 6-1 entire mining area of the mine mining method
采区
采煤方法
落煤方式
顶板管理
一采区
走向长壁采煤法
综采局部普采
全部垮落法
二采区
走向长壁采煤法
综采局部普采
全部垮落法
三采区
走向长壁采煤法
综采局部炮采
全部垮落法
四采区
走向长壁采煤法
综采局部炮采
全部垮落法
第三篇：采矿工程毕业设计
辽宁工程技术大学毕业设计
铁法大平五矿180万吨/年新井设计
摘 要
辽宁省铁法市大平五矿煤矿是一座未建成的新型矿井，通过对其钻孔资料的详细分析，初步探明该地区煤炭工业储量超过3.1亿吨；整个井田含有两层煤，其中上层煤为厚煤层，厚度达18米。通过对其水文、地质资料的精查，最终确定在该矿区建成一座年产180万吨的大型矿井。
针对该矿区煤层少、煤层厚度大、煤层间距及煤层倾角小的特点，最终采用在我国已经比较成熟的长壁开采法，采用分层分采的采煤方法；贯彻执行国家关于大型煤矿的建井方针，采用综合机械化采煤工艺。尝试采用最新的煤矿开采经验，用矸石填充采空区，使矸石基本不运出地面，生产系统大大简化，采用单轨吊辅助运输一条龙，从井口直达工作面，同时实现了综采与综掘同步发展，生产效率大幅提高的同时，重点研究高产高效矿井的开拓部署与巷道布置系统的优化，简化巷道布置，优化采区及工作面参数，对煤层采取集中开拓，集中准备、集中回采的关键技术，大幅度降低岩巷掘进率，多开煤巷，减少出矸率 ；既是减少污染的一项有力措施，又简化了生产系统，有利于高产高效集中化开采。
关健词：长壁开采 ；分层分采 ；矸石填充 ；高产高效
曹野：铁法大平五矿180万吨/年新井设计
The new well design for Dapingfive of 1.8 million tons
per year
Abstract
The Daping colliery of Tiefa city of Liaoning Province is a new-type mine not that haven't build up, through detailed to analyse, verify coal commercial reserves in this area exceed 310 to it.500 million tons;The field of the whole well contains two storeys of coal, among them the upper strata coal is thick coal seams, the thickness is up to18 meters.Through scrutinizing to its hydrology, geological materials , confirm finally that builds up a large-scale mine which produces 1,800,000 tons per year on this mining area.Direct this mining area coal seam little, coal seam thickness heavy , little characteristic , interval of coal seam and inclination of coal seam against, adopt mining methods;In high yield , adopt and synthesize the mechanized craft of mining.Try to adopt the latest colliery to exploit experience, pack and adopt the empty district with the waste rock, make the waste rock not transport the ground basically, the production system is simplified greatly, adopt the mionorail transportation, from well head directly working range, realize comprehensive to adopt with comprehensive to is it develop in step to dig at the same time, while the experience that production efficiency improve by a wide margin, key research high yield high-efficient open-up of mine dispose with the tunnel assigning systematic optimization, simplify the tunnel to fix up, optimize the exploiting field and working range parameter, is adopted and concentrates on opening up the coal seam , concentrate preparation , key technology of concentrating back production, reduce the tunnelling rate of the rock lane by a large margin , open more coal lanes, reduce out the gangue rate;It is a effective measure of reducing pollution, simplify the production system again, help the high-efficient focis of high yield to exploit.Key words:Longwall mining;Sliling mining;Packed by the waste rock in goaf;High
辽宁工程技术大学毕业设计
porduce high efficting
第四篇：采矿工程毕业设计开题报告
四川师范大学
本科毕业设计（论文）开题报告 题目刘桥二煤矿开采研究与分析 指导教师李维光 学院工学院 专业采矿工程
学号
2012180422
姓名李鱼
日期
2016年1月
一、选题背景及依据
（一）设计部分
目前，在我国一次能量消费结构中，煤炭占75%以上。煤炭不仅是我国的基本燃料，又是重要的工业原料，电力、钢铁、石油加工、水泥、化学原料五大行业都离不开煤炭，因此，煤炭工业的发展直接关系到国计民生。为使我国能源战略持续稳定的发展，必须稳步高效地发展煤炭工业。
我国是世界上煤炭资源最丰富的国家之一。据不完全统计，己知含煤面积约55000k了，探明总储量在9000亿t以上，居世界前列。自1989年，我国一直是世界第一大煤炭生产国和消费国，煤炭产量占世界煤炭产量的1/4以上，而缓倾斜厚煤层煤炭产量又占我国总产量的40%以上，我国很多矿区赋存有3.5~6.0m厚的煤层，这类煤层在邢台、开滦、徐州、充州、淮北、阜新、双鸭山、义马、西山、铜川、阳泉等矿区均为主采煤层。随着市场经济的发展，煤炭工业日趋向大型化、集中化、高产高效方向发展，建设高产高效矿井，提高企业经济效益己成为煤矿企业的基本经营理念，尤其是市场经济的激励机制极大地促进了采煤技术与装备水平的快速发展。我国在引进国外大采高装备技术后，综采工作面日产量可达万吨，取得了举世瞩目的成绩。
据目前国内外开采技术的发展，大采高综采是指采高在3.5~6.0m，工作面使用大功率双滚筒采煤机和重型刮板运输机割、运煤，用大吨位液压支架(支架工作阻力、单架支护面积和支架支撑高度大)控制顶板，一次采全高的综采技术。其设备趋于大型化、重型化和自动化，其特点是技术先进、性能可靠、装机功率大、生产效率高。
对于煤层倾角小于30°的厚煤层(3.5~6.0m)开采，大采高综采与综采采煤法相比，具有下列优点:煤炭资源回采率高;煤炭含研率低;回采工作面煤尘、煤的自然发火和瓦斯涌出安全性好;对于3~4m不适宜综采开采的厚煤层，大采高具有工效高、成本低等优点。大采高综采与分层开采相比，具有下列优点:工作面生产能力大，有利于合理集中生产;回采工效和煤炭资源回收率高、巷道掘进率和维护量低;回采工艺和巷道布置简化，综采设备搬家次数少，搬家费用省，增加生产时间;节省材料(人工假顶材料等)和回采成本低等。
高产高效大采高综采生产能力大、回采率高、安全条件和经济效益好，是目前国内外厚煤层(3.5~6.0m)开采技术的主要发展方向之一，其优势使得在国内外被广泛采用。但是，经过矿山实践和许多专家、学者多年的现场观测及理论研究发现，大采高综采与一般综采(采高<3.5m)相比，这种新的回采工艺工作面内支架——围岩系统稳定性差、事故率高，尤其严重的是高架(大采高支架的简称)稳定性事故率高达19%以上，远高于一般采高综采面，高架的咬架、倒架事故直接引发的顶板事故及调整支架的难度、材料和工时的消耗，严重制约了大采高综采效能的发挥。采场支承压力是引起矿山压力显现的重要组成部分，其对开采煤层、顶底板及其作用范围内的煤岩层会产生很大的影响。在支承压力作用下，工作面煤壁前方煤层发生压缩和破坏，相应的部位易出现顶底板相对移动以及支架受力变形等支承压力的显现，主要表现有：回采工作面煤壁片塌、冒顶和底鼓;冲击地压和煤层突出;超前巷道两帮煤壁压缩和片塌。煤层上方若赋存有坚硬岩层，大采高采场垮落的直接顶岩石往往不能填满采空区，而在坚硬岩层下方出现较大的自由空间，折断后的老顶岩梁难以形成“砌体梁”式的平衡，在其回转运动的过程中，工作面前方的煤体内形成较高的支承压力，并在工作面引起强烈的周期来压。因此，大采高采场老顶来压更为剧烈、局部冒顶和煤壁片帮现象更为严重，支架冲击载荷更为突出，这些都是影响高产高效大采高综采工作面机械化水平的重要因素。回采工作面是地下移动的工作空间，为了保证生产工作的正常进行与矿工的安全，必须对它进行维护。然而回采工作面的矿山压力显现又决定于回采工作面周围所处的围岩和开采条件。因此，为了确保回采工作面空间的安全，必须对回采工作面形成的矿山压力显现加以控制。控制采场矿山压力的基本手段之一是回采工作面液压支架，其是平衡回采工作面顶板压力的一种构筑物，通过液压支架直接地支护直接顶，从而间接地对老顶的活动起一定的控制作用。因此，要充分发挥大采高综采回采工艺的优越性，以指导矿山生产实践，就必须充分了解大采高综采工作面采场矿压显现特征，全面认识采场上覆岩层的运动规律和采场支承压力分布规律及其煤壁的破坏规律，建立大采高综采工作面煤岩组合力学模型及其控制。其研究为大采高综采技术在我国煤炭行业的推广应用和发展提供有益的实践经验，具有重要的工程实际意义，同时可以丰富和发展矿山压力及岩层控制理论，具有重要的理论意义。专题部分
1.1大采高综采技术现状 1.1.1国外现状
德国、波兰、英国、俄罗斯、捷克、日本等国从60年代开始就发展采用大采高综采技术。早在60年代，日本曾设计了一种6m采高并带中间平台的液压支架，获得了日本国家设计奖。德国在1970年使用贝考瑞特垛式支架成功地开采了热罗林矿4m厚的7号煤层，德国拥有的大采高液压支架架型包括威斯特伐利亚BC-26/
26、赫姆夏特T5}0-22/60、蒂森RHS26-60BL及6320-23/4型大采高液压支架。前苏联采用M120-34/49型掩护式支架、波兰采用POMA22/46型掩护式支架、捷克使用F4/4600型支架作为大采高液压支架。目前，国外厚煤层大采高液压支架的最大支撑高度达7m，采煤机最大采高达5.4m。各国的生产实践表明，在一些良好的地质和生产技术条件下开采较硬的煤层，大采高综采实现了高产高效、高安全、高回收率和经济效益好的目标。国外一般认为:设备重型化和尺寸加大、煤壁片帮与顶板冒落、高架稳定性、大端面顺槽开掘与支护、采面运输等都是限制大采高综采取得显著经济效益和推广应用的障碍。因此，世界主要产煤国至今仍在积极改进、完善大采高液压支架，并不断进行现场实践和扩大大采高综采的应用范围。1.1.2国内现状
我国从1978年起，开始试验厚煤层大采高一次采全厚开采方法，至今已取得了长足进步。在神东、邢台、开滦、铁法、西山、徐州、枣庄等矿区得到了广泛推广使用，效益良好。于1978年引进德国赫姆夏特公司6320-23/45型掩护式大采高液压支架及相应的采煤运输设备，在开滦范各庄矿1477综采工作面开采7号煤层，开采效果良好。1985年在西山矿务局官地矿首次进行国产BC520-25/47型支撑掩护式大采高液压支架试验，开采的8号煤层平均厚度4.5m，倾角小于50，在采高4.0m及II级3类顶板条件下，支架经历了仰斜、俯斜和斜推使用，综采工作面3个月产煤11.2万t。1986年我国研制的BY3200-23/45型掩护式支架在东庞矿试验成功，1987~1988年东庞矿又与北京煤机厂合作研制了改进型BY3200-23/45型和BY3600-25/50型掩护式大采高液压支架，并成功地应用于东庞矿2号煤层开采。开滦矿务局林南仓矿采用BY3200-23/45型掩护式支架在1182综采工作面开采8-1煤层，支架在煤层倾角6°~38°(平均倾角22°)及II级2类顶板条件下，经历了过老巷、断层和无煤柱等恶劣条件的考验，工作面平均月产煤4万t。西山矿务局官地矿、西铭矿及双鸭山局新安矿使用BC480-22/42型支架，总体效果良好。义马矿务局耿村矿选用QY350-25/47型二柱掩护式支架，并于1987年10月在12061工作面安装投产，总体来看义马煤田厚煤层的工程技术条件能适应4~5m厚煤层综采一次采全高的技术要求。此外，徐州矿务局权台矿在“三软”(顶软、底软、煤层软)煤层，大同矿务局在“三硬”煤层条件下，分别研制了端面支撑力大、底座比压小的ZYR3400-25/47型短顶梁插腿掩护式液压支架及支撑能力大、切顶性能强、整体稳定性好的TZ10000-29/47型支架，大屯徐庄矿在2004年9月开始利用新研制的大采高综采支架回采近距离煤层下组煤。经过10余年的发展，我国研制和生产的大采高液压支架己有10余种架型，支架结构高度最高为5m，支架工作阻力最高达l0MN/架，架型有二柱掩护式和四柱支掩式两种，前梁有挑梁式和伸缩梁式两种，底座有插腿和非插腿式两种，推移机构有长、短框架和带移步横梁的多种，护帮板长度从0.8m增加到2.2m。从全国使用情况看，年产逾百万吨的大采高综采队中，最高年产已达170万t，回采工效达87.9t/工。1.1.3大采高综采技术发展趋势
采煤机的选型上以宁大勿小为原则。近年来，采煤机的截割速度一直在增加，目前采煤机的截割速度一般在12 ~15m/min，一些新研究开发出来的采煤机的截割速度达到了24~36m/min;截割功率、牵引功率更高更大，总装机功率将超过2400kW。
工作面液压支架工作阻力更高、单架支护面积更大，设计手段更先进，设计使用寿命要大于60000个循环。为满足采煤机截割深度大于1000mm的要求，增加支架顶梁的长度，以维护工作面顶板，防治冒顶;液压支架的宽度有1.5m和1.75m两种，从目前看还有加大的余地，支架中心间距可达到2000mm，可以增加大采高支架的稳定性，以满足增加支撑力的要求。随着采高、工作面长度及生产能力的不断增长，工作面输送机链的直径也不断增大。刮板输送机的输送长度达到300m，小时运输量可达到5000t，输送机溜槽宽度、链条直径、总装机功率等都要增加，链条直径达到48mm以上，总装机功率达到3200kW,供电电压可达到4160V。
（三）选题的目的
通过毕业设计要求达到下列目的：
学习、贯彻党和国家的有关方针、政策，学习国家有关的煤矿方面法律法规； 通过毕业论文，将所学的理论知识掌握，并能系统的综合的应用和巩固所学理论； 结合在金庄煤矿实习的内容和收集到的现场资料，进行矿井研究与分析； 通过毕业论文大致掌握矿井开采的方法、步骤和内容；
培养实事求是、理论联系实际的作风和吃苦耐劳的态度，为将来的工作打下基础；
提高编写技术文件和运算的能力，提高运用计算机辅助设计的能力，巩固并加强矿业工程CAD等软件的运用，全面提高个人的能力。
提高自己采矿专业英语的水平。提高自主查资料的能力，提高文献检索的能力。使理论更好的结合实际。
（四）选题的意义:
毕业论文能巩固、加深和扩大所学的理论知识，是理论更好的结合实际，通过参观和实习，对矿井各生产环节建立全面的系统概念，补充理论教学的不足，通过实习能增强工人阶级的思想感情，为毕业设计收集有关资料。另外，毕业设计是我们大学课程的最关键部分，是对我们所学课程综合运用能力的训练，是培养我们整体运用所学知识和技能的重要环节，对于培养我们独立分析问题和解决问题的有重要的意义，是整个大学学习过程的自我继续深化和提高阶段。它的实践性和综合性是其他课程所不能代替的，做好毕业论文对全面提高我们的素质具有十分重要的意义。
四、主要参考文献
[1] 徐永忻.《采矿学》.徐州：中国矿业大学出版社，2003 [2] 徐永忻.《煤矿开采学》.徐州：中国矿业大学出版社，1999 [3] 林在康、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学出版社，2002 [4] 邹喜正、刘长友.《安全高效矿井开采技术》.徐州：中国矿业大学出版社，2007 [5] 张宝明、陈炎光：《中国煤炭高产高效技术》，徐州：中国矿业大学出版社，2001 [6] 钱鸣高、石平五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学出版社，2003 [7] 于海勇.《综采开采的基础理论》.北京：煤炭工业出版社，1995 [8] 王省身.《矿井灾害防治理论与技术》.徐州：中国矿业大学出版社，1989 [9].中国煤炭建设协会。《煤炭工业矿井设计规范》.北京：中国计划出版社，2005 [10] 岑传鸿、窦林名.《采场顶板控制与监测技术》.徐州：中国矿业大学出版社，2004 [11] 蒋国安、吕家立.《采矿工程英语》.徐州：中国矿业大学出版社，1998 [12] 李位民.《特大型现代化矿井建设与工程实践》.北京：煤炭工业出版社，2001 [13] 综采设备管理手册编委会.《综采设备管理手册》.北京：煤炭工业出版社，1994 [14] 中国煤矿安全监察局.《煤矿安全规程》.北京：煤炭工业出版社，2001 [15] 朱真才、韩振铎.《采掘机械与液压传动》.徐州：中国矿业大学出版社，2005 [16] 洪晓华.《矿井运输提升》.徐州：中国矿业大学出版社，2005 [17] 中国统配煤矿总公司物资供应局.《煤炭工业设备手册》.徐州：中国矿业大学出版社，1992 [18] 章玉华.《技术经济学》.徐州：中国矿业大学出版社，1995 [19] 郑西贵、李学华.《采矿AutoCAD2006入门与提高》.徐州：中国矿业大学出版社，2005 [20] 王德明.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学出版社，2007 [21] 杨梦达.《煤矿地质学》.北京：煤炭工业出版社，2000 [22] 刘刚.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学出版社，2005 [23] 中国煤炭建设协会.《煤炭建设井巷工程概算定额》（2007基价）.北京：煤炭工业出版社，2008 [24] 林在康、李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学出版社，2008 [25] 杜计平.《采矿学》.徐州：中国矿业大学出版社，2008
主要研究（设计）内容、研究（设计）思想及工作方法或工作流程
（一）、设计的主要任务：
在毕业设计过程中要完成说明书和图纸两项主要任务：
1、编写毕业设计说明书一份；说明书内容包括：封面，扉页，中英文摘要，目录，正文，外文翻译资料及参考文献。
2、图纸部分包括：矿井开拓巷道布置平剖面图和带区巷道布置图及插图等。
（二）、设计的内容：
1、在了解矿区概况和井田及其附近的地质特征的情况下，按照井田的境界和煤层的赋存情况首先计算井田的储量；
2、根据所要设计的矿井的年产量和所了解的矿区煤层赋存概况来计算矿井的服务年限及一般工作制度；
3、矿井的开拓系统的设计，其中包括井筒形式及井筒位置的确定、开采水平的设计、采（带）区划分及开采顺序、开采水平与回风水平井底车场形式的选择、开拓系统综述等；
4、在划分了的采（带）区基础上进行采准巷道布置，根据设计采（带）区的设计采（带）区的地质概况及矿层特征，确定采区形式、采区上（下）山或带区的数目、位置及用途，采区区段的划分、区段平（带区斜巷）巷的布置方式、层间或分层间的联系方式，井底车场及硐室，采准系统、通风系统、运输系统（矿物、料等）、充填排水系统及灌浆系统等，还有采（带）区的开采顺序，采（带）区巷道断面尺寸、支护方式、采（带）区准备工程量，采（带）区的巷道掘进率、采区回采率；
5、依据设计层的矿层赋存条件、矿层结构及围岩情况进行采矿方法的选择，工作面长度的确定，落矿机械的选择及回采工艺方式的确定，循环方式的选择及循环图表的编制；再然后是确定建井工期及开来计划；
6、矿井通风、运输、排水三大系统的具体设计；
7、最后是全矿技术经济指标的确定。
（三）、设计的目标：
完成刘桥二煤业5Mt/a的开采研究与分析。
三、研究方案及预期结果
（一）研究方案：
1、充分了解金庄煤业的地理位置及行政隶属关系。矿区地形地貌；矿区的交通，矿区的气候、气温、风向、风速；雨期及降雨量；冻结期及冻结深度；矿区的勘探程度及开发现状、矿区的地震震级。井田及其附近的地质特征。井田的地层层位关系，地质构造，井田中的地质变动，及它们的分布及位置。水文情况，井田范围内的河流、流量及洪水位等。矿层质量及矿层特征，井田内的矿层及其埋藏条件，走向、倾向倾角；可采矿层的厚度及层间距；各矿层的性质，各矿层顶底板岩石的性质。矿层含瓦斯性、自燃性及含水性。矿层质量牌号、工业分析及工业用途。井田的勘探程度及对勘探的要求。
2、叙述井田走向边界及倾斜方向上的边界，边界的方位及标高，井田走向及倾向尺寸、井田的面积，边界矿柱的留法及尺寸。据此确定井田的工业储量、地质损失、永久矿柱损失量。井田的可采储量及开采损失量。根据所要设计的矿井的年产量和所了解的矿区煤层赋存概况来计算矿井的服务年限及一般工作制度。
3、井田开拓系统的设计：确定井筒的形式、数目及位置。列表说明井筒名称、用途、规格（附井筒断面图）、井口坐标位置及标高、井筒倾角及提升方位角、井筒长度等。确定水平高度及开拓方式，阶段数目及布置方式。水平储量及水平服务年限。设计水平的巷道布置，采（带）区划分及开采顺序的确定。
开采水平与回风水平井底车场形式的选择，其中包括：（1）井底车场形式、线路布置及通过能力。（2）硐室的位置、规格尺寸、支护方式。（3）井底车场工程量。
还有就是：开拓系统、通风系统、运输系统（矿、矸、料、人）及充填、灌浆系统等的设计和移交生产时井巷开凿的位置，初期开掘工程量。
4、设计采（带）区的地质概况及矿层特征：采（带）区在矿井中的位置，邻区开采情况，矿层的赋存条件、地质构造、矿物质量、瓦斯、含水性、发火期等，矿层顶底板岩石性质。采（带）区的范围、工业储量。采（带）区生产能力及服务年限。采区形式、采区上（下）山或带区的数目、位置及用途。采区区段的划分、区段平巷（带区斜巷）的布置方式、层间或分层间的联系方式。井底车场及硐室。采准系统、通风系统、运输系统（矿物、料等）、充填排水系统及灌浆系统等。还有采（带）区开采顺序的确定。采区巷道断面尺寸、支护方式、采（带）区准备工程量的确定和采区的巷道掘进率、采（带）区回采率的确定。
5、采矿方法的选择：选择各矿层的采矿方法，对重点设计层的采矿方法说明选择的依据。概述重点设计层的矿层赋存条件、矿层结构及围岩情况。按通风条件，落矿机械能力，运输机能力等确定及校验工作面长度。落矿机械的选择及回采工艺方式的确定。循环方式的选择循环图表、工人出勤表、机电设备表、技术经济指标表的计算与绘制。
6、建进工期及施工组织设计：施工队伍的人力配备；井巷施工的机械化程度及施工程序。工程排队及施工组织排队，附建井工程排队接续表。开采顺序及配产的原则；采区及回采工作面接续表、建井工期及矿井增产期。
7、矿井通风：矿井通风方式与通风系统的选择；总风量的计算与风量分配；矿井总风压及等积孔的计算；通风设备的选择；矿井主要扇风机的选型计算；电动机的选择；总耗电量及吨煤耗电量。
8、矿井运输与提升：采区运输设备的选择；运输平巷中运输设备的类型及数量；回风平巷中运输设备的类型及数量。采区上山（带区斜巷）中运输设备的类型、规格及能力（运输上山及材料上山）。主要巷道运输设备的选择，轨距、矿车类型及数量，电机车选型，计算车组重量，确定电机车台数，胶带运输时，则计算胶带各点张力，验算垂度、强度、电动机功率等。选择提升设备的类型及规格；选择提升钢丝绳；．选择及验算提升机；提升机与井筒相对位置的计算；提升运动学及动力学计算：选择提升电动机；计算电能消耗及提升效率。9：排水：矿井水的来源，正常涌水量、最大涌水量、充填废水量等。排水设备的计算与选择，选择水泵、水管，计算水泵扬程，确定工况点，计算水泵工作台数及总台数；选择电动机功率、台数。计算电耗及吨煤电耗。水泵房设计，水泵房设备布置平、剖面图。水泵房的规格、尺寸、支护方式，吊装设备，与井筒的联接方式。水仓设计，水仓的容量、规格尺寸及支护方式。水仓的清理。
10、技术经济指标：全矿人员编制。包括井下工人，井上工人，管理系统及管理人员，全矿人员；劳动生产率。包括采矿工效，井下工效，生产工人效，全员效率；成本。包括工作面直接成本，采区成本，全矿成本；全矿技术经济指标。包括可采矿层数及可采矿层总厚度，井田境界、走向、倾向、面积，埋藏量：工业储量、设计储量、设计可采储量，年产量及服务年限，开拓方式，开采水平：水平数目、水平高度、服务年限，井筒；数目、直径、深度，基本建设工程量，三材数量（木材、水泥、钢材），建井期限，采矿方法，顶板管理方法，机械化程度，工作面长度及同时生产工作面数目，同时生产的采（带）区数目，工作面年推进度，掘进率、掘进出矿率，采（带）区回采率、工作面采出系数，大巷运输、机车类型、数量，矿车类型、数量，提升：立井提升机类型、提升能力、电机容量，付井提升能力、电机容量，排水：水泵类型、水泵台数、扬水能力，通风：沼气等级、通风方式、总风量、负压（最大、最小），扇风机、类型、电机容量，效率（井下工、采矿工、生产工、全员），成本：工作面、采（带）区、全矿。
（二）预期结果：
金庄煤业5Mt/a新井设计说明书。
金庄煤业矿井开拓系统布置图（包括开拓平面图、开拓剖面图）。
金庄煤业带区巷道布置图（带区巷道布置平面图、带区巷道布置剖面图）。
五、指导教师意见 指导教师签字：
年月日
第五篇：采矿工程专业毕业设计大纲
采矿工程专业毕业设计大纲
一、毕业设计的目的和任务
采矿工程毕业设计是采矿工程专业学习的最后一个教学环节。通过毕业设计，使学生对所学的基础理论知识和专业理论知识进行一次系统地总结，并结合实际条件加以综合运用，以巩固和扩大所学的知识、巩固和发展学生的运算和绘图的工程技能，培养和提高学生分析和解决实际问题的能力和素质，丰富学生的生产实际知识。在毕业设计中，通过对某一理论或生产实际问题的深入分析研究，培养和提高学生的科技论文写作能力和科研能力。
通过毕业实习和毕业设计，进一步培养和锻炼学生热爱劳动、善于理论联系实际，尊重科学和实践的良好思想作风。
二、毕业设计资格
学生必须完成教学计划所规定的全部课程，完成所有的课程设计、教学实习，并取得合格成绩后，才准许做毕业设计。
三、完成毕业设计遵循的原则 毕业设计分一般部分和专题部分。
一般部分是按实习矿井的地质条件，完成一个矿井的初步设计的主要内容，毕业计一般部分必须按照毕业设计大纲的要求进行，完成大纲规定的全部工作量。
设计中必须贯彻党和政府的指示，遵守煤炭工业部颁发的《煤矿安全规程》以及其他有关的规范、规定和决议。
毕业设计中必须注意生产安全和改善矿工的劳动条件；要因地制宜地采用现代采矿新技术；尽可能地简化生产系统、缩短建井工期和减少初期工程量，提高采掘工作面单产和单进；尽可能地提高劳动生产率、降低原材料消耗，以获得较好的技术经济指标，实现矿井高产高 效；尽可能地提高煤炭资源采出率。
毕业设计的专题部分是针对理论上或生产实际中某一具体问题进行较为深入细致的设计和研究。
完成这部分内容时，学生应尽量发挥自己的创造能力，在内容、方法或结论的某一方面应尽可能的有创新。
四、毕业设计的选题和进行方式
毕业设计一般部分的题目，原则上以毕业实习矿井的自然地质条件和煤层赋存条件为依据，必要时可对具体条件作某些修改，但对地质条件和煤层赋存条件不能简化太多，修改的部分必须征得指导教师同意。
专题部分的题目，可以是一般部分的某个具体问题，也可以是煤炭工业在发展中或煤炭生产中需要解决或探讨的实际问题，学生可以与指导教师协商，在指导教师指导下确定。
为了能够进行较为深入细致的设计和研究，专题部分的题目不宜太大，内容应围绕题目尽量丰富。
专题的要求另行说明。
毕业设计题目确定后，一般不得轻易改变。必需修改题目时，须取得指导教师的同意，如系特殊情况，还须经教研室批准。
毕业设计的全部内容应由每个学生独立进行和完成。
当实习矿井的地质条件十分复杂时，可以对原则问题相互讨论，如开拓、开采方案之类的原则问题。
每个学生必须按毕业设计大纲要求，独立完成毕业设计说明书和毕业设计图纸一份。
毕业设计大纲中规定的章节顺序，只是规定了说明书编写的顺序，并不表示设计顺序，由于设计中有许多章节是相互交错的，因此在进行设计时，有时后面的章节要先行设计，有时只能按选定的数值进行计算，待其他部分完成后，再修改原来选定的数值重新计算。在安排设计顺序时，应充分考虑这种特点，尽量减少这种返工修改的过程，同时，应当把这种性质的修改看成是设计过程的深入，是使设计更接近正确和合理的过程。
在设计过程中，为保证设计进度，同时应当注意避免由于疏忽或决定错误而造成较大工作量的返工修改，以免影响设计进度
五、毕业设计图纸和说明书的规定
（一）毕业设计图纸
要求学生独立完成与毕业设计说明书配套的毕业设计图纸（不包括毕业设计说明书中的插图）3张。3张大图的技术标准和具体要求
是：
1、采（盘）区或带区巷道布置平面图和剖面图（1）比例为1：2000，小型矿井可用1：1000的比例。（2）要按实际采（盘）区或带区的尺寸由开拓图放大，但经纬网座标的间距仍为100mm。
（3）图中要求有采（盘）区或带区范围内的煤层底板等高线，经纬网座标，指北方向，采（盘）区或带区边界，地质构造，采（盘）区或带区内主要准备巷道和硐室，正在生产的工作面回采巷道，为接替工作面掘进的巷道，工作面停采线，区段或分带的划分线，与采（盘）区或带区准备巷道相连接的一部分开拓巷道，相应地点配备的采掘及通风设备，采（盘）区或带区生产系统，图题栏，采（盘）区或带区内井巷标号及名称等。
（4）必须形成完整的采（盘）区或带区生产系统，不能缺少主要硐室及通风构筑物。
（5）采区上、中、下部车场、盘区车场或带区车场不能简化，尺寸要大致接近实际的图上尺寸。
（6）采（盘）区或带区的主要设备不仅要按标准图例画出，而且要放置在适当的地点。
（7）平面图上要标出剖面图所在的剖面位置。
（8）在平面图上要按比例画出采（盘）区的走向长度、上山间距、煤柱尺寸和倾斜投影长度，在剖面图上要按比例画出采（盘）区的倾斜长度、煤层间距、上山到煤层底板垂距等参数，但不需标出。带区的参数要求参照采（盘）区的参数。
（9）必须画出接替的工作面正在掘进的巷道。
（10）如采（盘）区或带区尺寸过大，大于零号图纸很多时，可用断开线省略一部分，径纬网和煤层底扳等高线也要相应断开。也可缩小比例画出采（盘）区或带区全貌。
（11）采（盘）区或带区巷道平面图与剖面图中的巷道标号应统一，并以巷道名称表的形式标明在平面图或剖面图上。
2、采煤方法图
（1）采煤方法图的比例为1：50。
（2）图中要求有工作面层面图，最大与最小控顶距剖面图，工作面上、下平巷超前支护段的巷道剖面图，正规作业循环图，劳动组织表，主要技术经济指标表，工作面设备标号及名称，图题栏等。
（3）在工作面布置层面图或相关剖面图上，应标明或明确超前工作面加强支护段距离、支护形式，回采巷道在煤层中的相对位置，人工切口尺寸、最大、最小控顶距、煤层厚度、单体支柱的柱距、排距。
如为倾斜长壁工作面，在相关剖面图上还应标出煤层倾角。（4）在工作面布置层面图上，回采巷道的宽度应按巷道底板宽度为准绘制。
（5）应以设备明细表标明工作面的主要设备。毕业设计图纸应满足以下要求： 1)正确反映设计的内容和意图；
2)设计符合《采矿制图标准》的各项要求； 3)图面布置整齐、均匀、清洁、美观； 4)线条清楚，尺寸准确，比例标准； 5)字体工整。
鼓励用计算机绘图，但采煤方法图必须用铅笔手工或上墨手工绘制。
也可采用铅笔或上墨绘图，但5张图中至少要有一张由计算机绘制的图。
毕业设计图纸采用铅笔或计算机绘制，设计者应先用硬铅笔画好，而后再用软铅笔涂黑，也可以上墨；或对底图（已有要求的内容）扫描后由计算机绘制，采煤方法图不得由计算机绘制。
对不合质量要求的图纸，必须进行修改或重新绘制。
（二）毕业设计说明书插图
说明书中的插图一般可大致按比例绘制，要求其尺寸大体与实际情况相似，不应在同一图上出现实际较长的巷道反而比实际较短的巷道短的现象。
说明书中的插图可直接绘在说明书的纸上，亦可单独绘制附在说明书中，说明书应留出插图的位置。所有插图均应按章编号，并在图的下方注明图的名称。说明书中的插图不得复印和用透明纸图。
（三）毕业设计说明书编写
毕业设计说明书的任务是把各章节中的计算、分析、比较以及最后确定的内容简单而有系统地加以说明，说明书的编写直接影响毕业设计质量。对说明书的编写提出以下要求：
1)叙述要简明扼要。对所采用的决定和主要依据要结合实习矿井的条件叙述得确切，说明书正文以不超过150页为原则。
2)文理通顺，字体工整清楚，要求由用钢笔书写或由计算机打印。由计算机打印说明书时，打印前打印的原稿应由指导教师审查批准。
3)文字说明应与所绘制的图表密切配合，不得出现矛盾。对不符合上述要求的说明书，指导教师应使其重新编写或抄清。
此外，对设计说明书还作如下规定：
1）说明书用纸一律用16开，在每页的左侧留出25mm，右侧留出10mm，上方留出20mm，下方留出10mm的空白，每页应编页次，页次编号一律在右下角，各行间距按按标准格纸书写。
2）说明书必须由设计人编写，每章应重新开页，各章节标题均应用较大字体正楷书写。说明书内容一律由左向右横写。
3）对于所引用的公式和主要原理，以及引证的依据，均应在文字说明的右上方加注编号，该编号应与说明书正文后所附的参考文献编号相符。
4）说明书中引用的公式，均应将所有符号及单位加以说明，计算时将数字代入后，可直接写出答案，不必将计算过程详细列出。
5）说明书中所出现的计量单位及符号应符合国家有关规定（参照《矿业信息及计算机应用》附录）。
6）说明书中所有的表格，均应注明名称，并按章编号。7）说明书正文之前应编写章节目录，并一一注明页次。8）说明书的章节，一般应按大纲规定编写，如果次序及内容需要变动时，应经指导教师同意。
9）说明书应按统一的格式装订。
10）在说明书后要注明主要参考文献，其写法顺序是先作者姓名、参考资料或文章名，出版地点，出版社名，最后是出版年月日。
11）毕业设计说明书正文必须附有600字左右的中文摘要，摘要内容要准确，表达清楚。附：大纲内容
第一章 矿区概述
矿区的地理位置，地形特点，交通条件，居民点分布情况。附矿区交通位置图。
故区内煤矿分布及其他工业和农业生产情况，可供矿井建设和生产用的原料和建筑材料的供应情况，矿区的电力供应来源。
矿区的气候条件：年平均温度、最高和最低温度，结冻期和冻土深度，年平均降雨量和最大降雨量，主导风向和最大风速。
矿区的水文情况：河流、湖、泊、沟渠的分布，平均流量和最大流量。历年最高洪水位，工业及居民用水的水源、水质及供应情况。
第二章 准备方式 ——采（盘）区或带区巷道布置
第一节 设计采区的位置及地质特征
详细说明设计采（盘）区或带区内可采煤层（特别是主要可采层）的厚度、倾角、煤层结构；煤的牌号、硬度、容重以及它们的变化情况；说明顶底板岩层的组成，物理力学特性；煤层的瓦斯和水文地质情况，煤尘的爆炸性和自燃发火危险性；煤层的主要地质构造，与邻近煤层的开采关系其他与开采有关的特征（如与采（盘）区或带区对应的地面有无村庄、湖泊、河流、铁路及高压线等）。第二节 采（盘）区或带区巷道布置及生产系统
要求对首采（盘）区或带区或指定设计采（盘）区或带区进行详细设计，并按首采（盘）区或带区（带区）或指定设计采（盘）区或带区（带区）煤层的实际赋存情况绘制图纸。
确定采（盘）区或带区的走向长度，采（盘）区或带区内各种煤柱尺寸，采（盘）区或带区内的区段斜长和数目或带区内的分带斜长和数目。
确定采区上（下）山，区段平巷、区段集中巷和它们之间的联络巷道的形式、位置和布置方式。
盘区开采时，确定盘区内各种巷道的位置和布置方式。倾斜长壁开采时，要布置出至少两个及两个以上的分带。确定采（盘）区或带区内煤层开采顺序，同时生产的煤层和回采工作面数目，若布置上、下分层，上、下煤层，上、下区段间或相邻分带间同采时，应绘出工作面的超前距离。确定采（盘）区或带区内工作面的接替顺序。
确定采（盘）区或带区通风和通风设施，运输（煤、矸、材料设备）系统。
绘制采（盘）区或带区巷道布置及机械配备平面图及剖面图，平面图比例为1：2000，剖面图比例为1：2000或1：1000。
确定采（盘）区或带区内各种巷道的掘进方法（包括掘进通风方式，并在1：2000的采（盘）区或带区巷道布置平面图上标出掘进工作面局扇的设置位置）。
确定采（盘）区或带区生产能力，计算采（盘）区或带区采出率。要求绘制的说明书插图有：主要准备巷道断面图。第三节 采（盘）区或带区车场选型设计
确定采（盘）区或带区上、中和下部车场的形式、线路布置和调车方式。
确定采（盘）区或带区主要硐室的布置。绘制上、中和下部车场说明书插图。
第三章 采煤方法
第一节 采煤工艺方式
根据设计采（盘）区或带区的地质条件和煤层赋存条件，经详细论证后确定主要可采煤层和其他可采层的采煤工艺方式及相应的采煤机械化程度。
确定回采工作面长度，工作面推进方向和推进度，厚煤层分层开采时，确定分层方式，分层厚度及分层开采顺序。
确定回采工作面的破煤、装煤方式，选择采煤机或其他破煤、装煤机械；
确定回采工作面运输方式，选择运输机；
确定回采工作面支护方式，选择支架，确定布置方式，确定工作面上、下出口的支护方式；确定工作面采空区处理方法，控顶距离，特种支架的类型、规格和布置方式、回柱方法和设备。列表说明选用的采煤、运煤和支护设备技术特征。厚煤层放顶煤开采时，确定采放比，放顶步距，放煤方式。厚煤层分层开采时，确定人工假顶材料和假顶的铺设方法。各工艺过程安全注意事项。计算回采工作面吨煤成本。
组织回采工作面正规循环作业，并编制正规循环作业图表。对上述采煤方法和回采工艺的确定，特别是对于主要可采煤层（或指定煤层的），要加以详细分析和论证，同时，要求进行控顶设计和支护强度校核。
绘制1：50的主采煤层采煤方法图。第二节 回采巷道布置
根据采用的采煤工艺方式，确定回采巷道布置方式，并论证可行性。回采巷道单巷布置、双巷布置、一条半巷道布置、沿空留巷、沿空掘巷及煤柱尺寸。
回采巷道断面大小及确定依据，方向及坡度要求，施工技术等。回采巷道支护方式，回采巷道在煤层中的相对位置。
第四章 采区运输
第一节 概述
简述井下运输设计的原始条件和数据，采区设计生产能力，采区工作制度，煤层倾角，煤及矸石的容重，采区瓦斯等级，煤尘爆炸性，井下运输系统（从回采工作面直到采区的下部车场）及各环节的运输方式（包括煤、矸石、材料设备、人员），确定运输距离和货载量。绘制采区运输系统示意图。
第二节 采（盘）区或带区运输设备选择
选择回采工作面、区段平巷、区段集中巷和采区上、下山或回采工作面、分带斜巷、分带集中斜巷各环节运输设备的类型、规格和所需台数，并对运输能力进行验算。
如果采（盘）区或带区为多煤层联合布置时，可只对一层煤的回采工作面和区段平巷或分带斜巷选择运煤设备，采（盘）区或带区运输设备一般只需根据运量、运距、倾角和货载性质等条件直接从运输设备技术特征表中选出即可，不必进行选型设计计算。
对采（盘）区或带区辅助运输轨道上、下山或分带集中斜巷或分带斜巷中的绞车设备，要确定一次提升的矿车数（包括验算矿车连接器强度），通过计算选出钢丝绳、绞车型号，并算出电动机功率。
对区段平巷和区段集中巷内的辅助运输，只简述其运输方式。
第五章 采（盘）区或带区通风
分别按井下同时工作的最多人数、采区沼气和二氧化碳涌出量计算风量。确定采（盘）区或带区及全矿的风量分配并确定采区所需总风量。按《煤矿安全规程》规定验算风速，并将验算结果列表。
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