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安阳大众煤业有限责任公司13采区机电运输设计说明书
安阳大众煤业有限责任公司
二〇一二年十月
第一章 13采区皮带运输系统
一、13采区皮带下山运输巷基本参数
1、巷道总长607米，上斜巷224.3米，下斜巷235.37米，平巷147.43米；
2、上斜巷倾角17°，下斜巷倾角10°，平巷3%。.
3、运煤方向：上山运输；
4、采区设计生产能力42万吨/年；
5、设计采区运输能力300t/h；
6、年工作330天，日运行16小时；
7、煤的松散密度约为1.45t/米3；
8、煤的堆积角为30°；
9、煤的最大块度为200mm。
二、13采区皮带下山上斜巷皮带机选型计算
初选用DTL80/35/2×55S型带式输送机1部，其基本参数：
1、带宽：B=800mm，
2、带速V=1.63m/s
3、输送生产率：450t/h
4、输送最大运输距离：L=220m
5、主动滚筒直径：φ500mm
6、胶带类型：PVG整芯阻燃胶带，五级阻燃输送带，带强560N/mm
7、电机功率：2×55=110KW
（一）带式输送机选型验算
1、运输生产率验算
运输能力计算按不均衡系数取1.4，保证年运输煤炭42万吨，其计算结果如下：
A——年产量，取42万吨；
K——不均衡系数取1.4；
M——年工作330天；
N——日运行16小时
所选的带式输送机运输生产率为350t/h＞111.36t/h，满足要求。
2、带宽验算
按设计运输生产能力计算
=
=0.69 m ＜0.8m
按块度要求计算带宽
＜0.8m
胶带宽度满足要求。
3、带式输送机系统布置
DTL80/45/2*55S张力布置图
4、运行阻力与胶带张力的计算
（1）运行阻力计算
相关参数计算
输送带上物料的线质量q：
输送带的线质量：
---胶带的平均密度，1.1t/m3。
B----胶带的宽度，0.8米；
i----胶带帆布间层数；
δ----一层帆布的厚度，1.25mm(对于带强p=560N/mm层的帆布胶带平均取δ=1.25mm)；
=1.1×0.8(δ×i+δ1+δ2)=9.02kg/m。
托滚组的线质量：
（2）承载段及空载段阻力计算
承载段阻力：
式中:
---输送机的倾角（按最大考虑），Β=17°。
L----输送机的长度，取220米。
、---- 分别为槽形，平行托辊阻力系数，查表分别取=0.04、=0.035。
()()
N 43385088.
37833 5552
17
sin
220
02
.9
51
8.9
17
cos
04
.0
220
3.7
02
.9
51
8.9
W
zh
=+
=
?
?
?
+
?
+
?
?
?
?
+
+
?
=
空载段阻力：
=9.8×（9.02+3.6）×220×0.035×cos17°-9.8×9.02×220×sin17°
=910.7-5685.8
=-4775.08N
（3）胶带各点张力的计算
[
]
()
17
.1105.118
.4338505.108.477505.117.1)1(1)(45002.02
4876521?---?+-?=
---+='?--e n k e kw w k n S a u
）（
=47140/1.438 =32781.6N
32781.6N S S 12== N kS S 34420.6823== N S S 34420.6834== 36141.7N 45==kS S
N W S S 31366.66556=+=- N kS S 3293567==
N W S S 76320.88778=+=- N kS S 80136.8489== N S S 80136.84910==
5、胶带悬垂与强度验算 (1)胶带悬垂
1
t 218.7417cos 8.95.19.02515cos )(5S g L q q d ＜）（=????+?=??'?+?=β 6
t min k S 268N 117cos 8.939.025cos g 5＜’］［=?????='=βL q S d (2)强度验算
10d m ax 203636.411
5
605800m S i B S ＞］［=??=??=
σ [Smax]---- 胶带允许承受的最大张力； B----胶带宽度；
P----每层帆布每厘米的拉断力，强力取560； m----胶带的安全系数。 6、牵张力与功率计算
传动滚筒主轴总牵引力：
43968N
)32781.680136.84(03.032781.680136.84)(03.01101100=+?+-=++-=S S S S W 所需电机功率：
KW 65.8985
.0100063
.14396817.11000K 0d
=???=?=ηv W N ＜110KW 式中
v---胶带运行速度，
η---减速器的机械效率，取0.8—0.85 7、结论
经计算选用DTL80/35/2*55S 管架式带式输送机满足在一斜巷的运输要求。
三、13采区皮带下山下斜巷（包括平巷段）选型计算 初选用DTL80/45/2*55S 型带式输送机1部，其基本参数： （1）带宽：B=800mm ， （2）带速V=1.63m/s （3）输送生产率：450t/h （4）输送最大运输距离：L=380m （5）主动滚筒直径：φ500mm
（6）胶带类型：PVG 整芯阻燃胶带，五级阻燃输送带，带强560N/mm （7）电机功率：110KW （一）带式输送机选型验算 1、运输生产率验算
运输能力计算按不均衡系数取1.4，保证年运输煤炭42万吨，其计算结果如下：
A——年产量，取42万吨；
K——不均衡系数取1.4；
M——年工作330天；
N——日运行16小时
所选的带式输送机运输生产率为350t/h＞111.36t/h，满足要求。
2、带宽验算
按设计运输生产能力计算
=
=0.69 m ＜0.8m
按块度要求计算带宽
＜0.8m
胶带宽度满足要求。
（3）带式输送机系统布置
DTL80/45/2*55S张力布置图
3、运行阻力与胶带张力的计算
（1）运行阻力计算
相关参数计算
输送带上物料的线质量q：
输送带的线质量：
---胶带的平均密度，1.1t/m3。
B----胶带的宽度，0.8米；
i----胶带帆布间层数；
δ----一层帆布的厚度，1.25mm(对于带强p=560N/mm层的帆布胶带平均取δ=1.25mm)；
=1.1×0.8(δ×i+δ1+δ2)=9.02kg/m。
托滚组的线质量：
4、承载段及空载段阻力计算
（1）承载段阻力
式中:
---输送机的倾角（按最大考虑），Β=10°。
L----输送机的长度，取380米。
、---- 分别为槽形，平行托辊阻力系数，查表分别取=0.04、=0.035。
W zh=9.8×（51+9.02+7.3）×380×0.04×cos10°+9.8（51+9.02）×380×sin10°
=9875.64+38813
=48688.64N
（2）空载段阻力
=9.8×（9.02+3.6）×380×0.035×cos10°-9.8×9.02×380×sin10°
=1620-5833
=-4213N
（3）胶带各点张力的计算
[
]
()
17
.1105.118
.4338505.108.477505.117.1)1(1)(45002.02
4876521?---?+-?=
---+='?--e n k e kw w k n S a u
）（
=54380/1.438 =37816.4N
N 4.78163S S 12== N kS S 23.9707323== N S S 23.9707334== N 6.1692445==kS S
N W S S 6.747936556=+=- N kS S 6.9353367==
N W S S 2.804288778=+=- N kS S 3.2444989== N S S 3.24449910==
5、胶带悬垂与强度验算 (1)胶带悬垂
1
t 45.434410cos 8.95.19.02515cos )(5S g L q q d ＜）（=????+?=??'?+?=β 6
t min k S N 8.130510cos 8.939.025cos g 5＜’］［=?????='=βL q S d (2)强度验算
10d m ax 203636.411
5
605800m S i B S ＞］［=??=??=
σ [Smax]---- 胶带允许承受的最大张力； B----胶带宽度；
P----每层帆布每厘米的拉断力，强力取560； m----胶带的安全系数。 6、牵张力与功率计算 传动滚筒主轴总牵引力：
N
07205)37816.43.24449(03.04.781633.24449)(03.01101100=+?+-=++-=S S S S W 所需电机功率：
3.8KW 1185
.0100063
.1072052.11000K 0d
=???=?=ηv W N 式中
v---胶带运行速度，
η---减速器的机械效率，取0.8—0.85
经过计算该部皮带机所需电机总功率为113.8KW ，而该机配置功率为110KW ，由于该机上半段235米左右布置在10°，下半段有147米布置在平巷，而在进行计算过程中按通长10°计算，所以实际所需电机输出功率小于110KW ，选择该机满足要求。 7、结论
经计算选用DTL80/45/2*55S 带式输送机满足在下斜巷及平巷段的运输要求。
上述胶带机均采用防爆电机拖动，并配备防打滑烟雾、温度、堆煤等保护装置、自动撒水装置、火灾自动灭火、报警装置、防跑偏装置、可靠的逆止装置、断带保护装置、防撕裂保护装置等综合保护设备。
第二章轨道提升运输系统
一、巷道概况
1、巷道名称：13采区轨道下山
2、位置与煤（岩）层、相邻巷道的关系:
13采区轨道下山布置在煤层底板中，距煤层11—30米，其左侧平距11采区回风下山42—50米，已掘进至设计位置714米，左侧平距25米为11采区运输下山，未掘进。四周均为未开采区域，因此不受采动影响。
3、用途：担负13采区所有掘进工作面掘进和回采工作面回采期间的通风、行人、运料。
4、设计长度：763.12米。
5、工程量：13采区轨道下山设计工程量763.12米，其中，13采区轨道联络巷向上施工至13采区总回风巷工程量596.82米。
6、坡度：13采区轨道下山采取从13采区轨道联络巷向上分段定向施工，各段工程量及巷道坡度如下：
（1）一段：从13采区轨道联络巷口向上掘进71.9米，坡度16°7′；
（2）二段：平巷掘进192.94米，坡度3‰；
（3）三段：上山掘进277米，坡度17°43′8″；
（4）四段：平巷掘进54.98米，坡度3‰；
二、13轨道整体设计布置(见附图)
三、13轨道一坡设计
（一）一坡巷道概况
1、斜长L=270m ，过卷距离：10mm；
2、倾角18°；
3、工作制度：330天，16 h；
4、工作任务：
（1）担负42万t/a原煤生产时的辅助提升,矸石量按10%计算，全年出矸量为4.2万t/a，每天出矸量127吨；每班提升量：127×50%=63吨，合计34车/班（1.87吨/车）；13轨道提升矸石物料选用1t标准矿车MG1.1-6，轨距600mm。
（2）提升物料按原煤产量的4%计，全年用物料量为1. 68万t/a，每天材料使用量50吨；每班提升量：50×50%=25吨，合计16车/班（1.5吨/车）；
（3）下放其他材料每班按3次计算每次提升3辆矿车。
（二）提升设备选型
初选JYB-50*1.4型运输绞车，电机功率75KW, 配用钢丝绳选用6×19S-φ21.5mm,绞车最大牵引力50KN，平均绳速：1.4m/s
1、提升两辆重矿车所需最大静拉力Qmax的计算
Qmax=Ng(M1+M Z1)(F1cos?+sin?)+gq k L K(sin?+ F2cos?)
N-提升矿车个数
M1-矿车载重
M Z1-矿车自重
F1-矿车运行阻力系数
F2-钢丝绳沿托辊和底板移动阻力系数
q k-钢丝绳每米质量
L K-提升长度
Qmax=Ng(M1+MZ1)(F1cos?+sin?)+gq k L K(sin?+ F2cos?)
=3×9.8（1870+595）（0.015×cos18°+ sin18°）
+9.8×1.658×270 (sin18°+0.4cos18°)
≈23430 +3025
=26455N
该调度绞车最大牵引力50KN ，根据计算提升3辆矿车牵引力为26.455KN ，符合要求。
2、所用钢丝绳安全系数的验证
查表得6×19S-φ21.5mm 钢丝绳破断力总和为271500N;根据《煤矿安全规程》规定专为提升物料的提升绞车安全系数为6.5.
a q M Q Q ≥max
271500/26455=10.26＞6.5
3、根据连接链环的强度确定矿车的个数
根据矿井目前所用直径32mm 的三链环，其出厂试验负荷为60KN ： N=
)
cos )(sin (260000
111ββf m m g z ++
=60000/15620 =3.8＞2 满足要求.
4、所用电机功率的验证
η
1000max V Q d N ?=
=（26455×1.4）/800 ≈46.3KW
V-绞车运行速度 考虑到20%的备用功率后
N= d N (1＋0.2)=46.3×1.2=55.56KW
该运输绞车配备电机功率为75KW,根据计算可知满足提升3辆货物要求。
（三）运输能力验证
Q 运=【60/(2L/60V+2.5)】×5×3 L----斜巷长度270米
V-----绞车平均运行速度1.4m/s
2.5-----一次摘挂钩循环时间
Q运=60÷（2×270/60×1.4+2.5）×5×3
≈81 车/班
每班所需提升矸石34车、物料16车、其它材料3车，共计53车，满足运输要求。
四、13轨道平巷设计
（一）巷道概况
1、运输巷道最大坡度：0°
2、运输串车总重量：9×1.7×0.6=9180Kg
3、最大运输距离：170米
4、巷道轨距：600mm
5、轨道型号：22kg/m
（二）运输设备选型设计
初选设备型号为JEB40BJ无极绳调速机械绞车，电机功率：40KW，牵引力为25KN，重锤张紧，钢丝绳型号为NAT6×19S+FC1670 规格：6×19/Φ18.5mm ；每米质量：1.218Kg/m,破断力为：QZ=199.5KN （三）选型设计计算：
1、绞车最大牵引力计算
（1）重车最大牵引重量G重计算
根据运输实际情况，重车牵引重量即为重物重量、梭车最大重量和重锤张紧质量的总和。
串车总质量m重=9180kg
梭车最大质量m梭= 3000kg
则牵引重量 G重=（m重+m梭）g
其中：G重——重车状态下最大牵引重量，N；
m重——重物总质量，kg；
m梭——梭车质量，kg；
g ——重力加速度，取g=9.8m/s2；
根据计算得出: G重=119364 N
（2）最大牵引钢丝绳重量G绳
Φ18.5mm规格钢丝绳，每米质量为m0=1.218Kg，破断力为：QZ=199.5KN
则牵引钢丝绳重量 G绳= 2m0Lg
其中：G绳——最大牵引钢丝绳重量，N；
m0——每米钢丝绳质量，kg；
L——最大运输距离，m；
g——重力加速度，取g=9.8m/s2；
根据计算得出:G绳=4058.376N
（3）绞车所需输出最大牵引力
绞车最大牵引力计算公式如下:
F最大载荷=G重(0.02cosβ+sinβ)+μG绳+G张紧
其中：F最大载荷——所需绞车最大牵引力，N；
G重——最大牵引重量，N；
β——运输巷道最大坡度，°；
G绳——最大牵引钢丝绳重量，N；
μ——钢丝绳阻力系数,最大取0.4；
G张紧————绞车拉动矿车所克服的重锤张紧力，N（约合
800kg的重量，计7840 N）。
当β=0°时， 0.02cosβ+sinβ=0.02
根据计算得出:F=11850.6304 N 最大牵引力约为11.85 KN
2、钢丝绳张力计算
F=S4-S1=S1(e
μα
-1)/n
S1=Fn/
e
μα
-1
S1=11.85×1.15/2.710.14×7π-1≈0.56KN S4=F+S1=11.85+0.56= 12.41KN
式中： n ——摩擦力备用系数，可取n=1.1～1.2 e=2.71 μ——钢丝绳与驱动轮间的摩擦系数，可取μ=0.14 α——钢丝绳在驱动轮上的总围抱角，α=3.5×2π=7π
F ——理论需用牵引力，F=11.85KN S1——克服滚筒摩擦所消耗拉力 S4——实际运行过程中所需最小牵引力 3、绞车使用功率验算：
P ＝F 最大载荷〃V/η＝12.41×1.2/0.85＝17.52(kw)＜40kw) 说明：V ——牵引速度1.2m/s η——绞车传动效率为0.85 F ——绞车最大牵引力，KN
选用40kw 绞车功率最小富余量为（40-17.52）/40×100%＝56.2% 4、钢丝绳安全系数验算：
[]
n F Q
N ≥=
4
2
N=199.5/25=7.98＞3.5 式中：N-------钢丝绳安全系数
Q2-------钢丝绳破断力，Q2＝199.5KN （1670MPa ） F4-------绞车额定牵引力，F ＝80KN
[n]------钢丝绳许用安全系数，[n]＝3.5
以上计算所得出的安全系数满足《煤矿安全规程》规定的安全系数3.5，该设备满足运输要求。
五、13轨道二斜巷设计
（一）巷道概况
1、斜长L=250m ；过卷距离：20m
2、倾角18°；
3、工作制度：330天，16 h；
4、工作任务：每次提升3辆矿车。
（二）提升设备选型
初选JD-4型调度绞车，电机功率55KW, 配用钢丝绳选用6×19S-
φ21.5mm,绞车最大牵引力40KN，平均绳速：1.26m/s
1、提升两辆重矿车所需最大静拉力Qmax的计算
Qmax=Ng(M1+MZ1)(F1cos?+sin?)+gq k L K(sin?+ F2cos?)
N-提升矿车个数
M1-矿车载重
M Z1-矿车自重
F1-矿车运行阻力系数
F2-钢丝绳沿托辊和底板移动阻力系数
q k-钢丝绳每米质量
L K-提升长度
Qmax=Ng(M1+MZ1)(F1cos?+sin?)+gq k L K(sin?+ F2cos?)
=3×9.8（1870+595）（0.015×cos18°+ sin18°）
+9.8×1.658×250(sin18°+0.4cos18°)
≈23408.133 +2800.572
=26208.705 N
该调度绞车最大牵引力40KN ，根据计算提升3辆矸石车需牵引力为26.2KN ，符合要求。
2、所用钢丝绳安全系数的验证
查表得6×19S-φ21.5mm 钢丝绳破断力总和为271500N;根据《煤矿安全规程》规定专为提升物料的提升绞车安全系数为6.5.
a q M Q Q ≥max
271500/26208.705=10.36 ＞6.5 满足要求。
3、根据连接环的强度确定矿车的个数
根据矿井现用三链环其出厂试验负荷为60KN ，使用此链环所能确定矿车个数为： N=)cos )(sin (260000
111ββf m m g z ++ =60000/15605.422=3.8＞2 满足要求.
4、所用电机功率的验证
η
1000max V Q d N ?=
= 26208.705×1.26/800 ≈41.3KW
V-绞车运行速度 考虑到20%的备用功率后
N= d N (1＋0.2)=41.3×1.2=49.56KW
该调度绞车配备电机功率为55KW,根据计算可知,满足要求。 （三）运输能力验证
Q 运=【60/(2L/60V+5)】×5×3 L----斜巷长度250米
V-----绞车平均运行速度1.26m/s
2.5-----一次摘挂钩循环时间
Q运=60÷（2×250/60×1.26+5）×5×3
≈77 车/班
每班所需提升矸石34车、物料16车、其它材料3车，共计53车，满足运输要求。
第三章排水系统
一、原始资料
根据大众煤矿地测部门提供的正常涌水量为50 m3/h，最大涌水量为100 m3/h。根据生产设计提供的巷道总长690米，最大倾角18°，计算出相应的垂高h=140m。
二、水泵的选型计算
根据《煤矿安全规程》278条规定，必须有工作、备用和检修的水泵，工作水泵能力应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量，备用泵的能力不小于工作泵能力的70%。工作泵和备用泵的总能力应能在20h内排出矿井24h最大涌水量。
1、确定工作泵及备用泵的排水能力
工作泵排水能力：
QB≥
60
50
2.1
20
q
24
z=
?
=
m3/h
工作水泵与备用水泵的排水能力：
QBmax≥
120
100
2.1
20
qmax
24
=
?
=
m3/h
2、确定水泵必须的扬程
水泵必须所产生的扬程：
HB= HC/ηg
HC-------侧地高度
HC= Hp+ Hx=140+5=145 m
Hp-------排水高度140米
Hx-------吸水高度4-5米
ηg------管路效率（管路敷设角小于20°ηg 取0.77-0.74）
HB= 145/0.74=189.2 m
弘利煤矿东采区设计说明书 前言 国际煤焦化有限责任公司弘利煤矿位于阿克地区拜城县城北24km处。距阿克市163km，距库车县城116km，距南疆铁路库车站110km，矿井有柏油路与拜城县城直接相连，交通便利。 国际煤焦化有限责任公司弘利煤矿为煤炭工业结构调整“十五”规划9万吨/年生产能力改扩建矿井，2005年1月矿井委托煤炭设计研究院有限责任公司编制完成了初步设计、安全专篇，并通过专家审查。目前矿井已通过验收，为证照齐全的合法生产矿井。 矿井采用混合斜井开拓，目前矿井生产水平为一水平，井底水平标高为+1915m，生产采区为中央采区，共布置有两条井筒，即混合斜井和中央采区回风斜井。混合斜井采用单钩串车提升，主要承担煤炭、矸石提升、运送设备、材料和人员任务，作矿井进风井，并兼作矿井一个安全出口。中央采区回风斜井作矿井回风井，并兼作矿井一个安全出口。目前矿井各大生产系统完善，中央采区即将回采完毕，为保证矿井采掘接续，决定委托有资质的单位编制东采区设计。 受国际煤焦化有限责任公司弘利煤矿委托，我院承担该矿东采区设计的编制工作，严格按照《煤矿安全规程》、《煤炭工业小型矿井设计规定》及相关法律法律要求进行本次采区设计。设计要求矿井合理安排东采区工程施工进度，以保证采区接续要求；中央采区回采完毕后，东采区方可进行回采，严禁矿井两个采区同时生产，严禁矿井超通风能力生产。
一、编制设计的依据 1、维吾尔自治区地质矿产局第八地质大队2002年6月编制的《拜城县温巴什煤矿东竖井生产地质报告》及国土资源厅新国土资储认[2002]116号对该报告矿产资源储量认定书、维吾尔自治区矿产资源储量评审中心新国土资储评审[2002]060号对该报告评审意见书； 2、维吾尔自治区矿产资源储量评审中心2005年1月18日对《拜城县温巴什煤矿东竖井生产地质报告》资源储量重新分割的说明； 3、《国际煤焦化有限责任公司弘利煤矿改扩建初步设计（代可研）》、《安全专篇》、《设计变更》； 4、煤炭科学研究总院分院2007年8月编制完成的《国际煤焦化有限责任公司弘利煤矿开采煤层瓦斯抽放设计》； 5、维吾尔自治区国土资源厅下发的采矿许可证； 6、《煤矿安全规程》、《煤炭工业小型煤矿设计规定》； 7、现场收集的有关资料。 二、设计的指导思想 1、认真贯彻执行国家安全生产的方针，提高矿井机械化开采水平，改善井下工人的工作环境，降低工人的劳动强度。 2、为保障煤矿的安全生产和煤矿职工的人身安全，减少煤矿安全事故的发生，设计针对井下煤层开采条件及不安全因素，采取有效的防治措施。 3、依靠科技进步，积极推广各项行之有效的先进技术和经验。 4、贯彻改革精神，在公共设施方面，本着高能低耗，有利生产，方便生活，环保的原则。 5、优化井下开拓布署，减少井巷工程量，多做煤巷，少做岩巷。力求低投入高产出。 6、尽量利用矿井现有生产、生活系统及设施。
10级采矿工程专业 煤矿开采学课程设计说明书 学号：120XX020XX34 姓名：刘洋 班级：采矿工程<5、6>班 指导老师：王文 设计成绩： 设计时间：20XX-10-22---20XX-11-8
目录 一、带区巷道布置 1、带区概况 (3) 2、采区储量及服务年限 (3) 3、带区的再划分 (6) 4、确定采区内巷道布置 (8) 5、确定工作面回采巷道布置方式及推进终点位置 (12) 6、确定通风布置系统煤层通风系统 (12) 7、带区车场路线设计 (13) 二、采煤工艺设计 1、采煤工艺方式的确定 (14) 2、工作面主要机械设备 (15) 3、采煤机工作方式 (16) 4、工作面的支架方式 (17) 5、超前支护方式和距离 (18) 6、校核支架的强度和高度 (18) 7、工作面合理长度的验证 (21) 8、循环方式选择及循环图表的编制 (23) 总结 (27) 参考文献 (28)
一、带区巷道布置 1.1 带区概况 本采区为某矿第二水平第四采区，其中二采区已采，六采区未采。上部标高-150m，下部标高-300m。本采区构造简单，单斜构造，煤层为厚煤层，煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，煤层厚度4.5m，煤的密度为1.35t/ m3，煤的密度为1.35t/ m3，自然发火期为3-12个月。采区走向长度20XXm，倾斜长度1200m,煤层倾角为7.5°，采区生产能力自定。 运输方式：大巷运煤采用胶带输送机，辅助运输采用1.5t固定式矿车，10t架线电机牵引。 瓦斯等级：瓦斯相对涌出量 5 m3/t，为低瓦斯矿井。 图1 煤层柱状图 1.2 采区储量及服务年限 1.采区工业储量
煤矿矿井初步、采区设计 一、设计原则 ㈠遵循国家发布的与煤矿建设项目有关的政策、规程、规。 ㈡遵循上一阶段设计中所确定的主要技术原则及标准。 ㈢提高设计水平，保证设计质量。使设计的矿井实现技术先进，经济合理，安全可靠。 二、设计的主要依据 ㈠已批准的煤矿矿井地质报告。 ㈡国家有关煤炭工业的技术政策、规程和规等。 ㈢其他有关支撑性文件及材料，如采掘工程平面图，煤层自燃倾向性、煤尘爆炸危险性、瓦斯等级鉴定报告等。 三、设计的主要程序及步骤 ㈠煤矿矿井设计的主要程序 可行性研究报告→项目申请报告→初步设计及安全专篇（其他专项设计，如瓦斯抽采工程初步设计、防治煤与瓦斯突出专项设计）→施工图设计。 ㈡煤矿矿井设计的主要步骤
1、学习有关煤矿生产、建设的政策法规，收集有关地质和开采技术资料，掌握上级管理部门对设计的具体规定。 2、明确设计任务，掌握设计依据。 3、深入现场，调查研究。 4、研究方案，编制设计。 四、初步、采区设计的主要容 初步、采区设计的主要容分为说明书、图纸、设备清册及概算书。 按照煤矿安全监察局、省煤炭工业局下发的《省小型煤矿（井工、露天）初步设计及初步设计安全专篇编制指导意见（试行）》、《煤炭工业五项设计编制容》及《煤炭工业矿井工程建设项目设计文件编制标准》（GB/T50554-2010）等的要求，说明书主要容为前言、井田概况及地质特征、井田开拓、大巷运输、采区布置及装备、矿井通风、矿井主要设备、地面生产系统、地面运输、总平面布置及防洪排涝、电气及通信、地面建筑、给排水、采暖及供热、节能减排、职业安全卫生、环境保护与水土保持、建井工期、技术经济等18个章节。 图纸主要分为采用及新制图，其中新制的图纸主要有矿井开拓方式平剖面图、采区布置及主要机械设备布置平剖面图、巷道断面图册、矿井通风系统网络图、矿井反风系统图、工业场地总平面布置平面图、地面生产系统布置平面图、矿井地面总布置平面图、井下消防及防尘洒水平面图、通信系统图、井上下供电系统图、传感器布置平面图、监测监控系统平面图、井下压风管路系统图、矿井运输线路系统图等。
某煤矿初步设计
第一章序言 为了初步了解XX勘查区的煤炭资源赋存状况及地质构造情况，为后期资源评估开发提供依据，受宁夏庆华煤化有限公司委托，安徽省煤田地质局物探测量队承接了该区二维地震勘查工程。 2009年8月，我单位组织有关技术人员和专家对该区进行踏勘，并进行了相关试验，此后根据试验情况在认真分析甲方提供的该矿区文字说明和部分技术图纸的基础上，结合前期二维地震工作经验，参照原煤炭部颁发的《煤炭煤层气地震勘探规范》（MT/T897-2000），编制了本次二维地震勘探设计。 第一节地质任务 参照《煤炭煤层气地震勘探规范》MT/T 897-2000及甲方要求，拟定本次二维地震勘查的地质任务如下： 1、控制测线上煤层隐伏露头，其平面位置误差不大于150m； 2、控制测线上落差大于50m的断层，其平面位置误差不大于150m； 3、控制主要煤层底板的深度。 4、初步控制边界断层的位置。
第二节 勘探区范围 根据矿方提供图纸，控制勘查区范围的拐点坐标如下： 表1-2-1 拐点坐标一览表 拐点 X Y 1 4120461.1060 36387186.3506 2 4120431.5646 36389406.0747 3 4121356.5306 36389418.2609 4 4121351.8895 36389788.1757 5 4122276.7127 36389800.3160 6 4122272.2349 36390170.1927 7 4123659.6079 36390188.3378 8 4123693.8564 36387599.6776 9 4123231.2941 36387593.4861 10 4123236.2533 36387223.6235 图1-2-1 勘探区范围示意图 N
**工业高等专科学校毕业设计****煤矿首采区开采设计 作者：*** 系别： 专业班级： 指导教师： 完成日期：
目录 前言 (2) 第一章概述 (3) 第一节矿井自然状况及资源条件 (4) 第二节矿井设计及生产概况 (7) 第二章采区概况及地质特征 (10) 第一节采区概况 (10) 第二节采区地质情况 (10) 第三节采区煤层特征及储量 (12) 第四节采区水文地质情况 (13) 第三章采区设计方案 (16) 第一节采区设计方案 (16) 第二节采区巷道布置 (16) 第四章采区开拓 (19) 第一节采区生产能力、服务年限及采区工作面个数 (19) 第二节采区准备与回采 (19) 第五章采区各生产系统及主要设备 (25) 第一节采区运输与提升系统 (25) 第二节采区通风与降温系统 (32) 第三节采区排水系统 (37) 第四节采区供水、注浆及压风、注氮系统 (39) 第五节采区供电系统 (49) 第六节采区监测监控与通信 (51) 第七节避灾路线 (53) 第六章采区主要技术经济指标 (54) 第七章采区主要安全技术措施 (55) 第八章采区矿压及冲击地压观测设计方案 (60) 第九章劳动定员及劳动生产率 (64) 第一节劳动定员 (64) 第二节劳动生产率 (68)
前言 ****煤矿西约30km处，行政区划属新疆维吾尔自治区**县**镇管辖，是设计年产120万吨的大型现代化矿井，矿井与2009年9月1日动工建设，预计2011年9月1日正式投产，建设工期24个月。井田内含有可采煤层一层，即A1煤层，A1煤层平均厚度，南北走向，矿井共分两个水平，六个采区，即+1200m水平和+750m水平， 11、12、13、14、21、23采区，11采区是矿井首采区，首采区分南、北翼生产，片盘斜井开拓，主斜井、副斜井、回风斜井均可作为首采区内的三条上山使用，系统简单，投产快。 一、设计基础资料及依据 1、**煤矿首采区地质说明书及附图。 2、**煤矿勘探地质报告及三维地震地质报告。 3、**煤矿初步设计。 4、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤矿安全规程》等国家有关煤矿设计和建设的规程规范文件。 二、设计指导思想 结合**煤矿周边现有煤矿的生产状况，在对矿井现有资料充分调研的基础上,并结合实际地质情况,采用行之有效的新技术、新工艺、新设备，力求实现采区高产、高效，体现良好的经济效益，为矿井将来稳定高产高效打好基础。
赵楼矿井下爆炸材料库设计说明书 一、矿井概况 根据已批准的**体规划，本矿井井田边界为东起**断层…..矿井设计规模…Mt/a，年工作日330天，每天三班作业，净提升时间为16h，矿井劳动定员为….人。 二、设计依据 1、《煤矿安全规程》(2006版)中的有关规定； 2、《煤矿矿井井底车场硐室设计规范》(MT/T5026-1999)中“井下爆炸材料库”的有关规定，《爆破安全规程》（GB6722-2003）、《煤炭工业矿井设计规范》（MT/T5026-1999）； 3、《采矿设计手册》中的有关规定； 4、矿井机械化程度，日炸药消耗量和日雷管消耗量； 5、井下爆炸材料库围岩资料； 6、井下爆炸材料库所在区域巷道关系及井上下关系对照图。 三、爆炸材料库服务区域 该爆炸材料库为新建矿井永久性爆炸材料库，由于矿井开拓形式考虑工业场地压煤量少、井下勘探程度及地层地质的原因，所以初步设计选定井口及工业场地位于构造验证孔附近，造成井下爆炸材料库可直接服务区域主要为矿井一采区，距离超过2.5km以后应在适当位置建立火药发放硐室，以方便使用。但井下永久炸药库仍可作为井上下炸药的主要中转站继续使用。 四、爆炸材料库类型
根据井下巷道的布置关系及库房周围的巷道及地质状况，设计推荐采用壁槽式布置，该布置形式由于将爆炸材料分散储存，巷道布置较硐室式要求稍低，易于在满足规程规定的前提下灵活布置。 五、爆炸材料库容量选择依据 根据矿井..Mt/a的设计年产量，普掘工作面将是矿井投产后的爆炸材料主要消耗地点，根据初步设计，矿井后期考虑8个普掘工作面和4个综掘进工作面。1个普掘工作面的炸药消耗量按每日两茬炮，日进尺3.6m计算，每炮进尺1.8m。掘进断面按平均22m2计算，每次爆破平均消耗炸药45～50kg，取48kg；消耗雷管约100发，则一个工作面日均消耗炸药48×2=96kg，消耗雷管约100×2=200发。8个普掘头用炸药量约96×8=768kg, 消耗雷管约200×8=1600发。同时，考虑到煤矿的井下断层较多的实际地质条件，综掘头过断层时用药平均按普掘头的0.2倍计算，则4个综掘头日均消耗炸药量96×0.2×4=76.8kg, 消耗雷管约200×0.2×4=160发。 3天炸药消耗量：（768＋76.8)×3=2534.4kg 10天雷管消耗量：（1600＋160）×10=17600发 六、井下爆炸材料库位置选择 根据开拓部署及矿井初期投产安排，设计将爆炸材料库位置选择在井底车场附近，并尽量靠近一采区。 七、主要技术要求 1、布置形式 本爆炸材料库采用壁槽式布置，右侧回风、左侧进风，回风道连
主排水泵选型计算设计 一、概述 本矿井采用主斜井、副立井、回风立井综合开拓方式，主斜井井口标高为+922m，副立井、回风立井井口标高均为+1195m，副立井、回风立井落底标高均为+220m，主斜井与暗主斜井斜交，暗主斜井落底标高为+206m，初期大巷最低点标高为+205m。 根据地质报告，本矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，正常涌水量大于120m3/h，最大涌水量大于600m3/h，对照现行《煤矿防治水规定》，属水文地质条件复杂矿井。按照现行《煤矿防治水规定》及《煤矿安全规程》要求，本矿井应当在井底车场周围设置防水闸门，或者在正常排水系统基础上安装配备排水能力不小于最大涌水量的潜水电泵排水系统。根据本矿井开拓方式，结合现有成熟的防水闸门产品参数，设置防水闸门抗灾暂无合适的设备，因此设计在正常排水系统基础上配备潜水电泵抗灾排水系统。 二、矿井主排水 （一）设计依据 地质报告提供矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，考虑矿井井下洒水和黄泥灌浆析出水增加50m3/h的排水量，因此在设备选型时按正常涌水量857m3/h，最大涌水量为1284m3/h计算；矿井水处理所需要增加15m扬程。 （二）排水系统方案 根据本矿井的开拓布置，矿井涌水量和排水高度等资料，设计对本矿井的排水系统方案进行了比较： 方案一：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿副立井井筒敷设，将矿井涌水排至地面副立井工业场地，在副立井工业场地设置水处理站。该方案虽然排水管路相对较短，降低了管路投资，但是由于副立井较主井井口标高高出约273m，年排水电费约增加560余万元，且送往井下的洒水管路水压大，需增加管路壁厚，管路投资增加约100万元，综合运营费用较高。 方案二：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿西大巷→主斜井井筒敷设，将矿井涌水排至主井场地。该方案虽然排水管路较长，管路损失较大，但主井较副立井井口低273m，排水设备工况扬程低，水泵级数少，设备投资省，电耗低。
青海煤业集团鱼卡煤矿矿井通风设计说明书 2013年元月
目录 （一）、矿井概况 (3) （二）、确定矿井通风系统和通风方式 (5) （三）、矿井总风量计算与分配 (6) 1、矿井需风量计算 (6) 2、矿井总风量的分配 (13) （四）、矿井通风总阻力计算 (14) 1、绘制通风网络图（附图1） 2、选择通风容易、困难时期线路 (15) 3、各段风阻计算（附表1） 4、总阻力计算 (15) 5、矿井等积孔计算 (15) （五）、选择矿井通风设备 (15) （六）、矿井通风费用概算 (18)
一、矿井概况 1、地理位置 青海省能源发展集团鱼卡公司属于国有制企业。位于青海省海西州大柴旦镇镜内，地界属于大柴旦镇管辖，距该镇50Km。青（海）—新（疆）公路（315国道）从鱼卡井田北侧通过，距矿井3.0Km；格(尔木)——柳（园）公路从井田东侧经过，距矿井约5.0Km；矿区东南距青藏铁路锡铁山火车站120Km （格尔木公路相通），交通比较便利。本区地理位置为东经94°52′40"—94°55′28"，北纬38°00′36"—38°02′24"。 2、井田境界 鱼卡井田属于鱼卡矿区尕秀段区，位于绿梁山北侧的皱褶带中，该皱褶带是主要控制煤系地层的构造，为东西向较为平缓的复试断裂皱褶共存的构造，井田内两条逆断层F2和F4，处于井田的东部和背部，并作为井田的东部边界。区内钻孔揭露的底层从上而下有四系，第三系、侏罗系、石炭系、奥陶系、远古界地层。主要含煤层为侏罗系大煤沟地层，煤厚在70—130之间。共有七层，从上而下1—4为不可采煤层，5—6为局部可采煤层，只有7为井田内主要可采煤层。 3、储量 井田面积4.15km2，区内原探明储量13230万吨，其中煤7:12153万吨，煤6:801万吨，煤5:276万吨。动用资源储量（2003年10月为准）25.8万吨。合计保有资源储量13204,2万吨。青煤鱼卡公司90万吨/年矿井建设项目于2007年5月竣工建成，5月22日投入试生产。 本区一井田90万吨/年矿井，经省发改委批准于2003年开工，2007年5月22日投入试生产，设计年产90万吨，2007年5月22日进入试生产阶段，在此期间，各项技术、经济指标均达到规范要求。2008年5月22日经过竣工验收，顺利进入正常生产阶段，至目前按设计生产能力正常生产。 4、开拓及采煤方式
吕沟煤矿采区设计说 明
河南煤化集团 河南永锦能源有限公司吕沟矿 81采区设计说明书 编制人：曹远锋 总工程师：赵少亭 矿长：郭金旺
吕沟矿81采区设计审批审批意见
目录 第一章设计依据 (1) 第二章矿井概况 (2) 1、矿井现生产采区情况 2、新采区、新水平情况 3、开采81采区的必要性 第三章 81采区概况 (3) 第一节采区位置及范围、储量 (3) 1、采区位置及范围 2、地面情况及受生产影响程度 3、采区储量 第二节地质勘探情况 (4) 第三节地层及标志层 (4) 1、地层 2、主要标志层 第四节地质构造 (3) 第五节水文地质特征及充水因素 (3) 1、81采区水文特征 2、81采区主要充水因素 第六节煤层赋存特征 (6) 1、煤层赋存特征 2、瓦斯 3、煤尘 4、煤层自燃 5、地温 第七节地表特征 (7) 第八节煤质 (7) 第九节采区存在问题及建议 (7) 第四章采区设计方案的确定 (7) 第一节方案的提出、确定 (7)
1、设计方案 2、方案对比与确定 第二节设计方案 (13) １、设计原则 2、巷道布置 3、主要巷道设计 第三节工程量、工期及初期投入预算 (17) 1、工程量 2、工期 3、初期投入预算 第五章采煤方法及工艺、设计能力、服务年限 (16) 1、采煤方法 2、采煤工艺 3、采区设计能力 第六章采区安全生产系统 (19) 第一节主运输系统 (19) 1、主运输路线 2、采区运煤设备选型： 第二节辅助运输系统 (24) 1、巷道原始参数 2、基本参数选择： 3、选型计算 第三节排水系统 (25) 第四节通风系统 (25) 1、矿井通风现状 2、通风线路、风量配备 3、81采区通风容易时期 4、81采区通风困难时期 第五节供电系统 (37) 1、采区基本情况
煤矿开采毕业设计 说明书
第一章矿（井）田地质概况 1.1 矿（井）田位置及交通 1.1.1 交通位置 王家山煤矿位于靖远县城北约60km, 宝积山矿区西北约10km, 行政区划属白银市平川区王家山镇和东升乡管辖。面积约 8.3421km 2,地理坐标为：东经104 ° 48 ‘06 〃?104 ° 53 ‘12 〃，北纬 36 ° 5135 〃?36 ° 5314 〃。 靖远煤业有限责任公司取得王家山煤矿的采矿权, 国土资源部12 月26 日颁发了采矿许可证, 开采深度标高为效期 自12 月至12 月。 1780 —850m, 有 王家山煤矿西北距国道（积山）线的长征车站接轨专用线。矿区内的公路、 309 线约2.5km 。铁路由白（银）?宝, 经旱平川、水泉, 至煤矿工业广场有简易公路纵横交错, 交通甚为方便。交 通位置如图 1.1
图1.1交通位置图 1.1.2地形地貌 矿区地处干旱区，地形复杂。地形陡峻，最高点位于枸条岘, 标高2021.7m, 最低点位于下红湾，标高1815.0m, 相对高差 206.7m,水洞沟以西基岩裸露，属剥蚀构造地貌，王家山向斜两翼 形成相向的单面山着向斜的倾没, 岩层逐渐被黄土覆盖; 水洞以东主要为黄土丘陵区, 相对高差较小，一般20?50m。 由于沿张性构造裂隙易于向下切割侵蚀故横向沟谷发育。随
1.1.3 气象及水文情况 矿区气候属内陆半沙漠干旱气候 ㈠气温：月平均-9?24 C ,最低-18?23 C ,最高达35?38 C , 年平均7.9?9.2 C。夏季酷热，冬季严寒，春、夏、秋季昼夜温差10?16 °C ㈡降水量：年平均量在187 ?374mm 之间, 平均250mm 左右. 多集中于7、8、9 三个月, 降水量占全年的50?60%, 常形成暴 雨。 ㈢蒸发量：年平均1439 ?1782mm, 平均1655mm, 为降水量的 6.6 倍。 ㈣湿度：年平均55 ?64%, 4、 5 月份最干燥, 为41 ?60%, 7?11 月份湿度在58?75% 之间。 ㈤风向：除夏、秋季有东南风外, 其它时间多西北风, 风力2? 4 级, 最大达6?8 级, 全年平均风速 1 ?1.4m/s 。 ㈥每年11 月至次年 3 月为冻结期, 最大冻结深度93cm 。 区内无常年流水, 仅有两条砂河在每年7?9 月雨季期间山洪暴发才有短暂的暂时性流水。一条是苦水峡砂河, 发源于矿区东南部的小井子沟, 由南向北穿过矿区中部, 经胶泥崖村、大红沟、北滩, 与咸水河汇合, 至中卫注入黄河; 另一条是孔家沟砂河, 由李家坪向西流经矿区南侧, 在33、 107 号孔附近折向西南, 经石碑 子沟、旱平川, 流入黄河。 矿区以南的变质岩裂隙水沿F1 断裂带溢出, 在苦水峡砂河上游形成水质良好, 但水量甚小的上升泉, 最小涌水量0.175L/S, 最大涌水量为 1.112L/S 。由于受F1 断裂带中断层泥的阻滞, 进入孔 家沟砂河后形成地下潜流，潜水面深3?10m,对河床中分布的各
矿井概况 一、矿井位置与交通 渑池县九六八煤矿位于渑池县坡头乡不召寨村北500m，南距县城12km，有简易公路与县城相通，连霍高速公路、310国道、陇海铁路、南闫公路从县城穿过，交通便利。本井田走向长2275m，倾斜宽约1570m，井田面积3.889km2。 二、煤层储量 根据河南省国土资源厅2007年3月6备案的《河南省渑池县九六八煤矿资源储量核查报告》矿产资源储量评审备案证明，矿井资源储量 1438.4万t，累计动用资源储量97.9万t，保有资源储量1340.5万t，可采储量759万t.采矿许可证批准开采煤层为：二1煤层，矿井服务年限为14.6年。 三、水文、地质 矿井水文地质类型：简单。 矿区地表迳流主要为洪流，由于排泄较畅，隔水层较厚，一般情况不会直接进入矿井。 开采二1煤层时进入矿井的地下水，主要来自顶板直接充水含水层。奥陶系灰岩水与太原组灰岩水在断层破碎带附近、底板隔水层厚度较薄等地段有可能涌入到矿坑，因此我矿对防治水工作做了大量工作，先后进行了物探和底板加固工作，矿井正常涌水量83m3/h，最大涌水量115 m3/h，井田内上部有老空区已通过中国地质总局瞬变
电磁查清，故在采掘过程中我矿坚持“有掘必探，先探后掘”的探放水原则。 四、开采技术条件 我公司开采的二煤层经2014年2月27日洛阳正方圆重矿机械检验技术有限责任公司检验结果煤层不易自燃，自然倾向分类为Ⅲ级。 根据2013年4月义煤煤业集团股份有限公司瓦斯研究所编制完成的《渑池县九六八煤业有限公司二1煤层瓦斯基础参数测定报告》，对九六八煤业公司二1煤层瓦斯含量、瓦斯压力（间接）、瓦斯放散初速度、煤的吸附常数、煤的坚固性系数和工业分析等参数的测试结果，实测煤层瓦斯含量在2.72m3/t～4.17 m3/t之间，最大值为4.17 m3/t，煤样瓦斯含量的平均值为3.29 m3/t。根据河南省瓦斯治理研究院有限公司2013年9月3日瓦斯等级鉴定结果,矿井绝对涌出量 0.7 m3/min,相对涌出量3.78 m3/t. 五、矿井开拓开采系统 1、矿井井筒布置：矿井采用三立井上、下山开拓，即：主井、副井和风井。 2、井筒主要功能：主立井担负提煤、进风兼做安全出口；副立井担负升降人员、材料入井和提升矸石等任务，兼做安全出口；风井为专用回风井。 3、水平划分、采区布置 矿井设一个水平开采，标高为+340m；矿井划分二个采区，即：12采区和22采区。
一、作用、原则和编制依据： 由于矿区围煤层赋存条件较好，储量丰富，为充分合理开发利用煤炭资源，淘汰落后生产力、优化布局，提高产业集中度，提高矿井规模化、集约化、科学化水平和矿井安全保障能力，延长矿井服务年限，进一步提高煤矿企业经济效益。 本设计在严格执行《上栗县岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计说明书》、《上栗县岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计安全专编》等有关规程、规的基础上，根据矿井地质构造，煤层赋存情况，矿井资源储量和矿井现有条件和状态，在保证矿井安全生产的前提下尽量做到因地制宜，生产环节简单，工程量小，投资省、见效快。 编制依据 1、省煤矿2011年6月编制《上栗县岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计说明书》。 2、省煤矿2011年7月编制《上栗县岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计安全专编》。 3、省煤炭行业管理办公室《关于认真贯彻安监总煤装[2010]146号文推进煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善工作的通知》（赣煤行管字[2010]134号文）； 4、国家安全监管总局、国家煤矿安监局《关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知》（安监总煤装[2010]146号）。 5、国家安全监管总局国家煤矿安监局《关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知》安监总煤装〔2011〕15号； 6、国家安全监管总局和国家煤矿安监局关于印发《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规(试行)》的通知（安监总煤装〔2011〕33号）。
7、《煤炭工业矿井监测监控系统装备配置标准》（GB 50581-2010） 8、《矿井通风安全装备标准》（GB/T50518-2010）； 9、《煤炭工业矿井工程建设项目设计文件编制标准》（GB/T 50554-2010）； 10、《煤矿井下消防、洒水设计规》（GB 50383-2006）； 11、《煤矿井下排水泵站及排水管路设计规》GB 50451-2008； 12、《煤矿井下供配电设计规》GB50417-2007； 13、《煤矿通风能力核定标准》AQ1056-2008； 14、《煤矿安全规程》（2011版）、《煤炭工业小型矿井设计规》（GB50399-2006）及国家有关法律、法规、条例和规定； 二、矿井及改扩建工程概况 1、工程概况： 上栗县岐乡杉窝煤矿位于上栗县城南东125°方位，直距约9km，矿区有简易公路与319国道在南源相连，至上栗县城14km，至市30km，该矿井由省煤矿设计，设计生产能力为0.6Mt/a，采用平硐开拓。利用现有+480m平硐为回风平硐，利用矿区围已施工的+428.91m平硐为主平硐，开采矿区+430m标高以下煤层。由于矿井煤层大多赋存在+400~+200m标高，设计采用平硐暗斜井开采，初期自+428主平硐开口布置主、副暗斜井至+270m标高作井底车场及相关硐室。主暗斜井兼作采区轨道上山、副暗斜井兼作采区回风上山，通过+430m运输石门将主暗斜井与主平硐连通，通过+430m回风石门及+430~+480m回风斜巷将副暗斜井与+480回风平硐连通，形成生产系统。后期在2煤底板布置轨道下山及回风下山至+200m标高，开采+270m~+200m标高煤层。 主暗斜井及后期轨道下山倾角28°，采用单钩串车混合提升，担负矿
萍乡市青山朝阳煤矿东441采区设计说明书 编制：廖水萍 总工程师：邹元江 矿长：邱灿群 编制日期：2017年3月
目录 第一章采区概况与地址特征 (3) 第一节采区概况 (3) 第二节采区煤层及其顶底板特征 (3) 第三节采区地质构造 (4) 第四节煤质、瓦斯、煤尘 (4) 第五节水文地质条件 (5) 第六节采区储量计算 (6) 第二章采区生产能力及服务年限 (7) 第一节矿井工作制度 (7) 第二节采区生产能力及服务年限 (7) 第三章采煤方法及采区参数的确定 (8) 第一节采煤方法选择 (8) 第二节采区参数的确定 (9) 第四章采区巷道布置 (10) 第一节采区巷道布置初选及可行性方案确定 (10) 第二节采区工作面配备及生产能力验算 (11) 第五章采区运输系统 (12) 第一节采区运输系统 (12) 第二节通风系统 (12) 第三节供电系统 (14) 第四节排水系统 (14) 第六章安全技术措施 (15) 第七章采区技术经济指标 (17)
第一章 采区概况与地址特征 第一节采区概况 采区位置与邻近关系 本采区位于-240m（四水平）顶板运输大巷以东穿层石门处，西起本矿老塘边界，东至保安煤柱线，上至-200m（老四层）老塘区边界，下至-240水平（煤层大巷底板）。本采区走向长72米，倾向长40米。开采四煤层，煤层走向NE，倾向SE，倾角70°，采区四邻关系：采区西翼为本矿回采区，再其上（-75）为长旺煤矿已采区。东翼为铁路保安煤柱，-72以上为已采区，下部为未开拓区。采区地面状况： 地面为山岭地带，植被茂盛，地面标高+105至+150m,采区以东50米处有萍乡西站至青山矿铁路专用线，由东向西穿过，紧挨专用线，（位于柑子坡东段）有一小河由西向东南流入萍水河。 第二节采区煤层及其顶底板特征 一、煤层 采区主采四煤层，煤层黑色半亮型、半金属光泽、硬度中等，块煤断口呈阶梯状断口，并见呈丝状原生构造，煤层结构较简单，主要夹1-3层0.10~0.35米粉砂岩或泥岩夹矸，局部可见含菱铁质砂岩夹矸，厚0.15~0.25米，夹矸多呈层状分布，有时透镜状，连续性不强。
前言 一、概述 根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发〔2009〕83号“关于忻州市宁武县煤矿企业兼并重组整合方案(部分)的批复”，同意以山西忻州神达能源有限责任公司为主体兼并重组山西宁武泰华煤业有限公司、山西宁武南岔煤业有限公司2处地方煤矿整合为1处，关闭山西宁武新堡煤业有限公司，兼并重组后矿井名称为“山西忻州神达南岔煤业有限公司”，2010年1月15日山西省国土资源厅为山西忻州神达南岔煤业有限公司换发采矿证(证号：C1400002010011220053745)，井田面积5.6532km2，批准开采2号、3号、5号煤层，生产规模1.20Mt/a。 二、编制矿井兼并重组整合设计的依据 1. 山西省人民政府办公厅文件晋政办发[2007]35号文《山西省人民政府办公厅关于印发山西省加快培育和发展大型煤炭集团公司的实施方案的通知》； 2. 山西省人民政府文件晋政发[2008]23号文《山西省人民政府关于加快推进煤矿企业兼并重组的实施意见》； 3. 山西省人民政府办公厅文件晋政办函[2008]168号文关于印发《山西省煤矿企业兼并重组流程图》的通知； 4. 山西省人民政府文件晋政发[2009]10号文《山西省人民政府关于进一步加快推进煤矿企业兼并重组整合有关问题的通知》； 5. 山西省人民政府办公厅文件晋政办发[2009]100号文《山西省人民政府办公厅关于集中办理兼并重组整合煤矿证照变更手续和简化项目审批程序有关问题的通知》； 6. 山西省人民政府办公厅文件晋政办发[2011]12号文《山西省人民政府办公厅关于认真贯彻落实省领导重要批示精神，确保圆满完成煤矿企业兼并重组整合工作的通知》；
第一章概况 第一节目的任务 为加强煤炭资源开发利用的宏观调控，全面提高煤炭资源开发利用水平，改善矿井安全生产环境，进一步提高矿井生产能力和技术水平，做到合理利用和有效保护资源，进行煤炭资源整合已势在必行。根据省煤矿企业兼并重组整合工作领导组晋煤重组办发【2009】108文批复精神，由主体企业无烟煤矿业集团有限责任公司将####县龙潭沟煤矿、####家村煤矿等二座煤矿及新增区兼并重组整合为一个矿井，整合后的矿井名称为############煤业有限责任公司。其中####家村煤矿整合后不在############煤业有限责任公司井田。2009年12月22日省国土资源厅颁发的C9873号采矿许可证，批采10号煤层，整合后生产能力为45万t/a，为了满足矿井改扩建初步设计的需求，矿方委托克瑞通实业补充勘探并编制《############煤业有限责任公司兼并重组整合矿井地质报告》。 编制报告依据的有关文件及主要地质依据： 1、《中华人民国矿产资源法》； 2、《省矿产资源管理条例》； 3、《煤、泥炭地质勘查规》（DZ/T0215-2002）； 4、晋煤规发[2010]177号文《省兼并重组整合矿井地质报告编制提纲》； 5、2009年9月21日国家安全生产监督管理总局令第28号颁发的《煤矿防治水规定》。 报告的主要地质任务、技术要求：
1、详细查明井田及周围较大的构造形态的发育情况，查明断层、褶曲的性质、延伸方向及长度，评价井田的构造复杂程度。 2、详细查明含煤地层特征，查明组及组可采煤层的层数、层位、厚度、结构及可采情况。 3、详细查明井田各可采煤层的煤质特征，确定煤类、化学组成、工艺性能，评价其工业利用方向。 4、详细查明井田的水文地质特征，评价水文地质条件类型，预计矿井涌水量。 5、详细查明井田工程地质岩组划分特征，煤层顶底板岩性及力学性质，说明工程地质条件复杂程度。 6、查明老窑、采空区及生产矿井的开采情况，查明采（古）空区围及其积水量、积气、火区情况。 7、详细查明瓦斯、煤尘、煤的自燃、地温等基本情况，并对整合后矿井的环境地质预测评价。 8、估算各可采号煤层资源/储量。 第二节位置及交通 一、位置与围 ############煤业有限责任公司位于####县川镇太寨、寺头村一带，行政区划隶属####县川镇管辖。其地理位置为东经：111°31′50″-111°33′11″，北纬34°53′37″ -34 °54′58″。 2009年12月22日省国土资源厅颁发的C49873号采矿许可证批复############煤
门克庆煤矿矿井初步设计说明书
门克庆煤矿矿井初步设计说明书第一章井田概况及矿井建设条件 第一章井田概况及矿井建设条件 第一节井田概况 一、井田位置及交通 1. 井田位置 门克庆井田位于内蒙古自治区鄂尔多斯市乌审旗、伊金霍洛旗境内，鄂尔多斯呼吉尔特矿区的中部，行政区划分别隶属乌审旗图克镇、伊金霍洛旗台格苏木管辖。 其地理坐标为： 东经：109°25′35″～109°31′00″ 北纬： 38°52′21″～ 38°59′00″ 井田范围：按鄂尔多斯呼吉尔特矿区总体规划，门克庆井田境界由原门克庆井田和陕汉毛利井田合并后范围为准，由4个拐点坐标圈定(各拐点坐标见表1-1-1)。井田北与葫芦素井田毗邻，西与梅林庙井田相接，南与母杜柴登井田为邻，东与二号勘查区西部边界相接。井田东西宽约7.6km，南北长约12.3km，井田为一规则的长方形，面积约94.95km2。 2. 井田交通 井田交通方便，东部有包(头)～神(木)铁路、正建的新包(头)～西(安)铁路和210国道(包头～南宁)呈南北向通过；紧邻井田西部边界外有规划的矿区铁路、矿区公路呈南北向通过。井田距210国道约23km，有乡村公路相通。沿210国道向北约130km可至鄂尔多斯市东胜区，向南约60km 可达陕西省榆林市。 东胜区是鄂尔多斯市政治、经济、文化、通信中心和重要的交通枢纽，
门克庆煤矿矿井初步设计说明书第一章井田概况及矿井建设条件 交通网络四通八达，主要的铁路和公路均在此交汇，南北向有210国道(北京～南宁)、213省道(包头～府谷)、包神铁路(包头～神木)、拟建的包西铁路(包头～西安)通过，东西向有109国道(北京～拉萨)通过。东胜区北距包头市108km，南至包神铁路大柳塔车站78km，西距乌海市360km，东抵自治区首府呼和浩特245km。 表1-1-1 井田境界拐点坐标表 本井田铁路、公路交通便利，为煤炭外运及生产所需设备、材料物资运输创造了有利条件。 井田交通位置见图1-1-1，井田在矿区中的位置见图1-1-2。 二、地形地貌 井田位于鄂尔多斯高原之东南部，区域性地表分水岭“东胜梁”的南侧为毛乌素沙漠的东北边缘地带。井田内地形总体趋势是东北高、西南低，
彬县煤炭有限责任公司下沟 煤矿设计说明书 第1章矿井地质概况 1.1 矿井位置及交通 1.1.1 交通位置 彬县煤炭有限责任公司下沟煤矿，位于彬县县城西偏北约5km处的水帘乡境，地理坐标：东经107°59′21″—108°03′00″，北纬35°03′10″—35°04′41″。东与火石咀煤矿相邻，西与大佛寺煤矿毗邻，北与官牌煤矿隔河相望，南与水帘洞煤矿相连，面积10.3Km2。下沟煤矿北面有西兰公路（312国道）、福—银高速公路、西（安）—平（凉）铁路通过，距省会市157km；向西至长武35km，与—庆阳公路相接，可通达、庆阳及陇东各县。
图1—1交通位置图 1.1.2地形地貌 下沟煤矿位于彬长矿区的东南，陇东黄土高原的东南部，属陕北黄土高原南部塬梁沟壑区的一部分。南部呈典型的黄土高塬地貌，塬主要为巨家塬的东北缘，塬面狭窄破碎，多呈向河谷倾斜的梁峁地形，厚度一般为一百余米。北部为泾河台地与河川地貌，呈东西向展分布，河流切割深度达百米左右。塬面海拔1020—1040m，河川海拔840m，相对高差180—200m。 1.1.3 气象及水文情况 彬县年平均气温11.2℃，一月份最低，平均-2.16℃，极端最低气温-15.4℃，极端最高气温37℃。霜期一般在10月中旬至次年4月下旬，年无霜期平均180天左右。冰冻期一般在12月上旬至次年2月下旬，冻土最大厚度为36cm。彬县年平均降雨量516.4mm，
年平均蒸发量1272.2mm，7、8、9三个月为雨季，占全年降雨量的60%左右。彬县年平均风速1.14m/s，最大风速14.0m/s主导风向SE。 彬长矿区位于黄河二级支流泾河水系中流地段，区最大河流为北部边界的泾河，发源于六盘麓的省泾源，在矿区河谷总体上呈东西向分布，河谷两侧发育树枝状支沟。其多年均流量571.7 m3/s，宽度100—1300m；最高洪水位标高813.87m，枯水期最小流量1.0m3/s（1973年），洪水期最大流量15700 m3/s（1911年），含沙量多年平均155kg/s，平均输沙量为28300万吨/年。水帘河自南而北在矿井东部穿过，流量0.014—2.400m3/s，最高洪水位线宽一般为10—15m。 根据《中国地震烈度区划图》，本区为地震烈度Ⅵ度区。 1.1.4 矿区概况 彬县位于市西北部，属渭北旱塬塬梁沟壑区，泾河自西而东斜贯其中，将全县分为南北两塬一道川。全县总面积1183km2，总人口31.2万人。全县总耕地面积60万亩，水资源总量19亿m3。地下矿藏主要有煤炭、土、石英砂等10多种。县煤炭储量32.6亿t。 彬县是农业大县，主要种植小麦、水果。全县种植地膜小麦20万余亩，果园面积已发展到30万余亩。同时彬县还是全国秸秆养牛示县，养殖大户发展到了3000余户，特种养殖发展到了10余种，畜牧业生产出现了良好的发展势头。 彬县工业主要以煤炭、医药、化工、电力企业为主。是国家重点产煤县，先后建成枣渠水电站、东关火电厂、朱家湾电厂、程家川水电站，装机容量达到5.9万KW，被国家计委和水利部命名为全国初级农村电气化县。 1.2矿井地层及地质构造 1.2.1 矿井地层 彬长矿区地层区划属华北地层区鄂尔多斯盆地分区。根据地质填图及钻孔揭露，矿 区地层由老到新有：三叠系中统组（T 2t ）、侏罗系下统富县组（J 1f ）、侏罗系中统组（J 2 y）、 直罗组（J 2z）、安定组（J 2 a），白垩系下统宜君组（K 1 y）、洛河组（K 1l ）、华池组（K 1h ）、
山西潞安集团华润煤业有限公司矿井扩区初步设计 说明书 煤炭工业太原设计研究院 二○一五年二月
山西潞安集团华润煤业有限公司矿井扩区初步设计 说明书 工程编号：C1787 矿井规模：1.20Mt/a 院长：徐忠和 总工程师：耿建平(兼) 项目负责人：李涛 煤炭工业太原设计研究院 二○一五年二月
目录 总论 (1) 第一章井田概况及矿井建设条件 (13) 第一节井田概况 (13) 第二节矿井外部建设条件及评价 (21) 第三节矿井资源条件 (23) 第四节井田勘查程度及开采条件评价 (82) 第二章矿井资源/储量、设计生产能力及服务年限 (86) 第一节井田境界及资源储量 (86) 第二节矿井设计生产能力与服务年限 (93) 第三章井田开拓 (96) 第一节开拓方式及井口位置 (96) 第二节开拓部署 (113) 第三节井筒 (118) 第四节井底车场及硐室 (121) 第四章井下开采 (125) 第一节采区布置 (125) 第二节采煤方法及工艺 (129) 第三节“三下”采煤及村庄搬迁规划 (141) 第四节巷道掘进及机械化 (142) 第五章井下运输 (147) 第一节煤炭运输方式及设备 (147) 第二节辅助运输方式及设备 (153)
第三节矿井车辆配备 (163) 第六章通风与安全 (165) 第一节瓦斯资源分析和瓦斯涌出量计算 (165) 第二节瓦斯抽采 (166) 第三节矿井通风 (184) 第四节矿井瓦斯灾害防治 (193) 第五节矿井火灾防治 (196) 第六节矿井粉尘防治 (218) 第七节矿井水害防治 (222) 第八节矿井热害防治 (230) 第九节矿井冲击地压灾害防治 (231) 第十节井下安全监控设备选型、自救器的配备 (232) 第十一节避灾路线和安全出口 (232) 第十二节井下安全避险六大系统 (233) 第十三节矿山救护 (246) 第七章提升、通风、排水和压缩空气设备 (250) 第一节提升设备 (250) 第二节通风设备 (267) 第三节排水设备 (270) 第四节压缩空气设备 (273) 第五节制氮设备 (276) 第八章地面生产系统 (278) 第一节煤质及煤的用途 (278) 第二节煤的加工 (278) 第三节主、副井机械设备及布置 (283)