采矿工程毕业设计说明书.docx

河南理工大学采矿工程专业2016届毕业设计说明书
目 录
1 井田境界与储量 1
1.1 井田境界 1
1.2 矿井资源储量 1
1.3 矿井可采储量 2
1.3.1 边界煤柱 2
1.3.2 断层保护煤柱 3
1.3.3 工业广场煤柱 3
1.3.4 保护煤柱总量 4
1.4 矿井设计可采储量 5
2 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 7
2.1 矿井工作制度 7
2.2 矿井设计生产能力及服务年限 7
3 井田开拓 9
3.1 井田开拓方案 9
3.1.1 开拓方案一 9
3.1.2 开拓方案二 10
3.1.3 开拓方案三 11
3.1.4 开拓方案比较 12
3.2 矿井主要开拓巷道 14
3.2.1 井筒 14
3.2.2 井底车场及硐室 18
3.2.3 大巷 22
3.3 采区划分及接替 23
4 准备方式 25
4.1 首采区基本情况 25
4.2 采区布置及生产系统 25
4.2.1 采区范围及区段划分 25
4.2.2 采区巷道布置 25
4.2.3 采区内工作面的接替顺序 27
4.2.4 采区生产系统 28
4.2.5 采区巷道掘进工艺 28
4.2.6 采区生产能力 28
4.3 采区车场及硐室 29
4.3.1 采区车场 29
4.3.2 采区主要硐室 29
5 采煤方法 31
5.1 采煤工艺方式 31
5.1.1 采煤方法的选择 31
5.1.2 回采工作面长度的确定 31
5.1.3 回采工作面的推进方向和年推进度 32
5.1.4 采煤工作面设备选型及配套 32
5.1.5 采煤机的工作方式 33
5.1.6 工作面端头支护与超前支护 34
5.1.7 工作面劳动组织和循环作业图表的编制 34
5.2 回采巷道布置 36
5.2.1 回采巷道布置方式 36
5.2.2 回采巷道断面及支护参数 36
6 井下运输 39
6.1 概述 39
6.1.1 井下运输设计的原始条件和数据 39
6.1.1 矿井运输系统 39
6.2 采区运输设备选择 40
6.3 大巷运输设备 41
6.3.1 设备选型 41
6.3.2 列车、机车数量计算 42
7 矿井通风及安全技术 47
7.1 矿井通风方式与通风系统的选择 47
7.1.1 通风设计的基本依据 47
7.1.2 矿井通风系统要符合下列要求： 47
7.1.3 矿井通风系统的确定 48
7.2 风量机算及风量分配 48
7.2.1 采煤工作面实际需风量 48
7.2.2 掘进工作面所需风量 50
7.2.3 峒室实际需风量 50
7.2.4 风速验算： 52
7.3 全矿通风阻力计算 52
7.3.1 计算原则 52
7.3.2 计算方法 54
7.3.3 计算矿井的总风阻及总等积孔 57
7.4 扇风机选型 58
7.4.1 选择主扇 58
7.4.2 选择电动机 60
7.5 矿井安全技术措施 60
7.5.1 预防瓦斯爆炸的措施 60
7.5.2 防尘措施 61
7.5.3 预防井下火灾的措施 61
7.5.4 为防止井下水灾的措施 62
8 设计矿井基本技术经济指标 63
9 矿山环境保护 65
9.1 矿山污染源概述 65
9.1.1 大气污染 65
9.1.2 废水排放 65
9.1.3 固体废弃物排放 65
9.1.4 噪声污染 65
9.2 矿山污染源的防治 66
9.2.1 大气污染防治 66
9.2.2 矿山水污染的防治 66
9.2.3 矿渣利用 66
9.2.4 噪声的控制 67
致 谢 69
参 考 文 献 71
附录A：矿区概况及井田地质特征 73
A.1 矿区概述 73
A.1.1 交通位置 73
A.1.2 地形地势 73
A.1.3 河流 73
A.1.4 气象及地震 73
A.2 井田地质特征 74
A.2.1 地层 74
A.2.2 地质构造 78
A.2.3 矿井瓦斯、煤尘、及水文等条件 80
A.3 煤层及煤质 82
A.3.1 煤层 82
A.3.2 煤质 82

4

河南理工大学采矿工程专业2016届毕业设计说明书

1 井田境界与储量
1.1 井田境界
本井田走向长约5km，倾斜长约3km，井田面积9.7km2。矿井北接三矿井田，南邻六矿井田。矿区范围内二1煤层赋存标高为+100～-600m标高，井田开采深度可达700m。
1.2 矿井资源储量
本矿井设计对二1煤层进行开采设计，二1煤层厚3.5 m。
本次储量计算是在精查地质报告提供的1∶5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。
B

F
G
E
D
C
A
二
一

图1-1 井田特征图

表1-1 井田块段面积表
块段
平均倾角
平均厚度
面积
一
7度
3.5m
7314052m2
二
20度
3.5m
3611317m2

表1-2 井田边界坐标
边界点
Y
X
Z
A
38444775
3811635
220
B
38444775
3813706
220
C
38448127
3813219
220
D
38449773
3812638
220
E
38449734
3811500
220
F
38447776
3810683
220
G
38446773
3810708
220

井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量是由煤层面积、容重及厚度相乘所得，其公式一般为：
Zg=S×M×R
其中：Zg——矿井的工业储量，t；
S ——井田的倾斜面积，km2；
M——煤层的厚度，m；
R ——煤的容重，t/m3，取R=1.45 t/m3。
则：Zg=7314052×3.5×1.45/cos7°+3611317×3.5×1.45/ cos20°
=56901217 t=5690万t
1.3 矿井可采储量
1.3.1 边界煤柱
边界煤柱可按下列公式计算
Z1=L×B×M×R
其中： Z1——边界煤柱损失量，m；
L——边界保护煤柱宽度，m；
B——边界长度，m；（B1——第一水平边界长度，B2——第二水平边界长度）
M——煤层厚度，m；
R——煤的容重，t/m3，取R=1.45t/m3。
井田边界煤柱按一侧40m的宽度留置，第一水平边界长度为9019m，第二水平边界长为4702.75m，总长度为13721.75m。
则井田的边界煤柱为：
Z1=13721.75×40×3.5×1.45
=2783536t= 278.5515 万t
1.3.2 断层保护煤柱
断层两侧保护煤柱由于水大以及落差较大，可按每侧40m宽度留置，井田内有断层一条，周长为2090m，因此断层保护煤柱损失量为：
Z2=2090×40×3.5×1.45
=424270 t= 42.4270 万t
1.3.3 工业广场煤柱
工业广场的布置应结合地形、地物、工程技术条件及工艺要求，做到有利生产，方便生活，节约用电。同时根据《煤矿设计工业规范》规定，工业广场占地面积 S=（0.8～1.1）×设计生产能力/10万t公顷（1公顷=0.01 km2）；其前面的系数选取原则为：大矿取小，小矿取大。工业场地占地面积指标如下表1-3。

表1-3 工业场地占地面积指标
井 型（万t/a）
占地面积指标（公顷/10万t）
240及以上
0.7~0.8
120-180
0.9~1.0
45-90
1.2~1.3
9-30
1.5
根据《采矿工程专业实际教学大纲及指导书》矿井工业广场占地面积指标，年产60万吨的矿井，工业广场占地面积指标为1.2公顷/10万吨，共7.2公顷，所以取工业广场的尺寸为270m×270m的正方形。根据《开采损害学》有关知识，利用垂直剖面法计算煤柱。
工业广场位置处的煤层平均倾角为7°，工业广场中心位于井田储量中央，表土层厚度h=120m ；广场中心煤层埋深为370m，工业广场属于二级保护，应留设围护带15m。
表1-4 工业广场保护煤柱设计参数表
煤层倾角（°）
煤厚（m）
φ（°）
γ°
β（°）
δ（ °）
h（m）
7
3.5
45
73
55
73
120
根据上述已知条件，按照垂直剖面法设计工业广场保护煤柱，见图1-2。
-150

图1-2 工业广场保护煤柱
根据垂直剖面法得出的工业广场保护煤柱面积为：
A=527964 m2
保护煤柱计算公式：
Z广场=A*d*γ/cosα
式中：
——工业广场保护煤柱，万t
A——煤柱平面面积 m2
d——煤层厚度 m
γ——煤的容重 1.45t/m3
α——煤层倾角α=7°
Z广场=527964×3.5×1.45÷cos7°=269.954万t
1.3.4 保护煤柱总量
合计煤柱为
P =Z1+Z2+Z3
=278.5515+42.4270 +269.9540=591万t
1.4 矿井设计可采储量
综合以上计算，则矿井的可采储量按下式计算：
Zk=(Zg-P) ×C
其中：Zk----矿井的可采储量，t；
Zg----矿井的工业储量，t；
P ----保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量，t；
C ----采区采出率。
矿井的设计可采储量可采储量为：
Zk=(Zg-P) ×C
=(5690-591) ×80%
=4079.3万吨
即矿井设计可采储量为4079.2万吨。
表1-5 矿井可采储量表
开采
水平
煤层
工业资源储量(Mt)
永久煤柱(Mt）

# 地

设计资源储量
工业场地
开采
损失
(Mt)
设计可采储量(Mt)
断
层
防
水
井田境界
地面建筑物
其他煤柱
小计
第一水平
二1煤
37.40
0.424
0
1.83
0
0
2.254
35.146
1.4
6.7492
26.9968
第二水平
二1煤
19.50
0
0
0.955
0
0
0.955
18.545
1.3
3.449
13.796

合计
56.90
0.424
0
2.785
0
0
3.209
53.691
2.7
10.1982
40.7928

5

9

2 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限
2.1 矿井工作制度
按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，确定本矿井设计生产能力按年工作日300天计算，“三八”制作业（二班生产，一班检修），每日二班出煤，净提升时间为16小时。
2.2 矿井设计生产能力及服务年限
针对鹤煤五矿的实际情况：主采二1煤层，平均厚度为3.5m；瓦斯涌出量较小等，采用综合机械化的开采方法。根据根据矿井可采储量、服务年限要求、考虑储量备用系数后，确定本矿井的年设计生产能力为60万t/年。
矿井服务年限的公式为：
T=Zk/(A×K)
其中：T ——矿井的服务年限，a；
Zk——矿井的可采储量,t ；
A ——矿井的设计生产能力，60万t/a；
K ——矿井储量备用系数，取1.4。
则：T =4079.3/（60×1.4）=49a

第一水平服务年限
第一水平的可采储量为2485万t，那么第一水平的服务年限的计算公式为：
t=Zk1/(A×K)
其中：t ——矿井第一水平的服务年限，a；
Zk1——矿井第一水平的可采储量,t ；
A ——矿井的设计生产能力，60万t/a；
K ——矿井储量备用系数，取1.4。
则： t =2699.7/（60×1.4）=32a

不同矿井设计生产能力时矿井服务年限如表2-1所表示。
表2-1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限
矿井设计生产能力
（Mt/a）
矿井设计服务年限
（a）
第一水平设计服务年限
煤层倾角
<25°
25°-45°
>45°
3.0~5.0
60
30
　-
-　
1.2~2.4
50
25
20
15
0.45~0.9
40
20
15
15
本矿井分水平储量分配表，详见表2-2
表2-2 矿井分水平储量分配表
开采水平
工业储量（万t）
可采储量（万t）
服务年限（a）
第一水平
3740
2699.68
32
第二水平
1950
1379.6
17
合计
5690
4079.28
49
由以上两表可知，第一水平服务年限为32年>20年，满足60万吨矿井第一水平服务年限的要求。

3 井田开拓
3.1 井田开拓方案
3.1.1 开拓方案一
方案一：立井两水平，一水平-150m，二水平-500m，直接延深
(1)根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及《煤矿安全规程》的规定，在本井田的中部设立主、副井筒各一个，均为立井。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。
本矿井的瓦斯含量不大，属于低瓦斯矿井，但走井田向较长，矿井改变必须保证矿井通风。确定采用两翼对角式通风，即在井田上部东、西角各打一风井，以保证矿井的正常通风。
表3-1 井筒位置坐标
井筒名称
Y
X
Z
副井
38446178
3812245
220
主井
38446169
3812201
220
东风井
38448045
3813040
220
西风井
--
--
--
(2)根据工业广场的位置、形状和面积选定原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，工业广场面积约7.2公顷，定为270m×270m的正方形。
(3)本矿井煤层最高处标高100m，煤层埋藏最深处达-600m。对于本矿井开采水平的确定，可考虑划分为两个水平。第一水平标高为-150m，第二水平标高为-500m。第一水平的垂直高度为370m，第二水平的垂直高度为350m。

图3-1 开拓方案一插图
3.1.2 开拓方案二
方案二：立井两水平，一水平-150m，二水平-500m，暗斜井延深
(1)根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及《煤矿安全规程》的规定，在本井田的中部设立主、副井筒各一个，第一水平均为立井，第二水平采用斜井延深。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。
本矿井的瓦斯含量不大，属于低瓦斯矿井，但走井田向较长，矿井改变必须保证矿井通风。确定采用两翼对角式通风，即在井田上部东、西角各打一风井，以保证矿井的正常通风。
表3-2 井筒位置坐标
井筒名称
Y
X
Z
副井
38446178
3812245
220
主井
38446169
3812201
220
东风井
38448045
3813040
220
西风井
--
--
--
(2)根据工业广场的位置、形状和面积选定原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，工业广场面积约7.2公顷，定为270m×270m的正方形。
(3)本矿井煤层最高处标高100m，煤层埋藏最深处达-600m。对于本矿井开采水平的确定，可考虑划分为两个水平。第一水平标高为-150m，第二水平标高为-500m。第一水平的垂直高度为370m，第二水平的垂直高度为350m。

10

图3-2 开拓方案一插图
3.1.3 开拓方案三
方案三：立井三水平，一水平-100m，二水平-300m，三水平-500m直接延深
(1)根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及《煤矿安全规程》的规定，在本井田的中部设立主、副井筒各一个，均为立井。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。
本矿井的瓦斯含量不大，属于低瓦斯矿井，但走井田向较长，矿井改变必须保证矿井通风。确定采用两翼对角式通风，即在井田上部东、西角各打一风井，以保证矿井的正常通风。
表3-3 井筒位置坐标
井筒名称
Y
X
Z
副井
38446446
3812292
220
主井
38446409
3812193
220
东风井
38448476
3812990
220
西风井
--
--
--
(2)根据工业广场的位置、形状和面积选定原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，工业广场面积约7.2公顷，定为270m×270m的正方形。
(3)本矿井煤层最高处标高100m，煤层埋藏最深处达-600m。对于本矿井开采水平的确定，可考虑划分为三个水平。第一水平标高为-100m，第二水平标高为-300m，第三水平标高为-500m。第一水平的垂直高度为320m，第二水平的垂直高度为200m，第三水平的垂直高度为200m。

图3-3 开拓方案一插图
3.1.4 开拓方案比较
从以上三个方案中，进行经济和技术比较，选出最优方案。
表3-4 基建工程量表
时期
项目
方案一
方案二
方案三
早期
主井井筒/m
370+20
370+20
320+20
副井井筒/m
370+5
370+5
320+5
井底车场/ m
1000
1000
1000
运输大巷/m
1460
1460
1740

后期
主井井筒/m
350
1120
400
副井井筒/m
350
1120
400
井底车场/m
1000
300+500
1000+1000
主石门/m
1070
0
1460+850
运输大巷/m
850
850
850+1110

表3-5 基建费用表

项目
方案一
方案二
方案三
工程量/
m
单价/
元*m-1
费用/
万元
工程量/
m
单价/
元*m-1
费用/
万元
工程量/
m
单价/
元*m-1
费用/
万元
早期
主井井筒
370+20
3000
117
370+20
3000
117
320+20
3000
102
副井井筒
370+5
3000
112.5
370+5
3000
112.5
320+5
3000
97.5
井底车场
1000
900
90
1000
900
90
1000
900
90
运输大巷
1460
800
116.8
1460
800
116.8
1740
800
139.2
小计
436.3
436.3
428.7
后期
主井井筒
350
3000
105
1120
2000
224
400
3000
120
副井井筒
350
3000
105
1120
2000
224
400
3000
120
井底车场
1000
900
90
300+500
900
72
1000+1000
900
180
主石门
1070
800
85.6
0
800
0
1460+850
800
184.8
运输大巷
850
800
68
850
800
68
850+1110
800
156.8
小计
453.6
588
761.6
共计
889.9
1024.3
1190.3

表3-6 生产经营费用表
项目
方案一
方案二
方案三
石门运输
1.2×1323×1.07×0.381=647.2
0
1.2×1323×2.31×0.381=1397.3
提升
1.2×1323×0.72×0.85=971.6

1.2×1323×1.12×0.48=853.5
1.2×1323×0.37×1.02=599.2
1.2×1323×0.72×0.85=971.6
排水
1000×24×365×16×0.1525×10-4
=2137.4
1000×24×365×16（0.063+0.127）×10-4=2663.2
1000×24×365×16×0.1525×10-4
=2137.4
合计
3756.2
4115.9
4506.3

表3-7 费用总表

项目
方案一
方案二
方案三
费用/万元
百分率/%
费用/万元
百分率/%
费用/万元
百分率/%
基建工程费用
889.9
100
1024.3
130
1190.3
100
生产经营费用
3756.2
100
4115.9
103
4056.3
100
总费用
4646.1
100
5140.2
111
5696.6
100
从上面的表格中的计算可以看出，方案一的总费用最少，很明显要比方案二、方案二优越的多，所以决定采用方案一。
3.2 矿井主要开拓巷道
3.2.1 井筒
(1)主井
主井主要用于提升煤。井筒直径5.0m，采用6t多绳摩擦式提升箕斗进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段350mm，冻结段700mm。井深390m。
主井井筒断面布置如下：

图3-4 主井断面图
(2)副井
主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径6.0m。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段400mm，冻结段800mm。井筒内装备有梯子间、电缆线和水管管道等。井深为375m。
副井井筒断面布置如下：

图3-5 副井断面图
副井风速校核：

式中：
——通过井筒的风速，m/s；
——通过井筒的风量，m3/s；
——井筒净断面积，m2；
——井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；
——《安全规程》规定的允许最大风速；
由此：

＝2.72m/s<8m/s
所以井筒选择符合要求。
(3)风井
风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护，井壁厚度为300mm，井深120m。
风井井筒断面布置如下：

图3-6 风井断面图

表3-8 井筒特征表
序号
井筒特征
井筒名称
主井
副井
风井
1
井筒坐标
经距(Ｙ）
38446169
38446178
38448045
纬距（Ｘ）
3812193
3812245
3813040
2
井口标高(m)
220
220
220
3
井筒倾角(°)
90
90
90
5
水平标高（m)
第一水平
-150
-150
100
最终水平
-500
-500
100
6
井筒深度或斜长(m)
第一水平
370
370
--
水平以下深度
20
5
--
井筒全深
390
375
120
7
特殊凿井法深度(m)
30
30
0
8
井筒直或宽度(m)
净
5
6
4
掘
5.7
6.8
4.6
9
井筒净断面(m2)
表土段
19.6
28.3
12.6
基岩段
19.6
28.3
--
10
井筒掘进断面(m2)
表土段
25.5
36.3
16.6
基岩段
32.2
45.4
--
11
井壁厚度(m)
表土段
0.35
0.4
0.3
基岩段
0.7
0.8
--
12
进、回风井
--
进风
回风
13
井筒装备
一对6t箕斗
罐笼、梯子间、电缆线和水管管道等
梯子间及管路、电缆等
3.2.2 井底车场及硐室
井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。
井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力30～50﹪。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车。

1、井底车场的类型和布置形式

图3-7 井底车场图
由于本矿设计运输大巷采用架线电机车，井底车场负担主要运输和辅助运输任务，需对主、副井空、重车线长度材料车线长度进行计算即可。副井进出车线各自按容纳20辆1t矿车考虑出车线一侧设材料车线，材料车线按容纳15辆材料车考虑，主井空、重车线按容纳10辆3t矿车考虑。
（1）副井空、重车线长度计算
L=m×n×L1+L3+L2
式中：L—储车线长度，m；
m—列车数；
n—每列矿车数，辆；
L1—辆矿车长度，m；取2m
L2—电机车长度，m；
L3—电机车制动距离，一般取12～15m。
则： L=1×20×2.4＋4.5＋15=67.5m.
（2）材料车线长度计算

式中：——材料车线长 m
m——材料车列车数 m=1
n——材料车数，辆 10辆
——材料车长， m =2.4
则： =1×15×2.4=36m
调车线长度计算L

式中：L——调车线长度 m
m——列车数 m=1
n——矿车车数，辆 n=20辆
——辆矿车长度， m =2.4
——电机车长 m =4.49m
则： =1×20×2.4+4.49=52.79m 取：L=53m
采用1 t固定箱式矿车，型号为MG1.1-6A,外形尺寸（长×宽×高）2400×1150×1150（mm）。
调车方式
东翼电机车牵引列车驶入调车线，机车摘钩绕到列车尾部，将列车顶入副井重车线。机车经回车线至副井空车线，挂钩后牵引列车返回东翼。
（3）主井空、重车线长度计算
L=m×n×L1+L3+L2
式中：L—储车线长度，m；
m—列车数；
n—每列矿车数，辆；
L1—辆矿车长度，m；取2m
L2—电机车长度，m；
L3—电机车制动距离，一般取12～15m。
则： L=1×10×3.5＋4.5＋15=54.5m.
调车方式
东翼来重车驶过N1道岔进调车线，反向顶推重车进重车线1，卸煤结束电机车摘钩，通过重车线1、道岔N1、重车线7、道岔N2绕到列车头部电机车挂钩，将空车牵引返回东翼。
2、井底车场各种硐室
（1）、井下中央变电所
硐室位置
中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入输出电缆线、配电均衡、安装维护方便和便于提供新鲜风流等，将变电所置于副井与井底车场连接的附近。
支护形式和特殊要求
变电所必须采用不可燃性材料支护，选用料石砌碹支护。
硐室必须设置易关闭的防水、防火的密闭门，门内设向外开的铁珊门，但不能妨碍门的关闭，从硐室出口防火门起5m内的巷道应料石砌碹支护。
变电所的地坪应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出0.5m。
硐室不应有滴水现象，电缆沟应设置一定坡度以便将积水随时排出室外。
中央变电所应根据规定，设置灭火器材。
（2）、中央水泵房硐室
水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：
①管路敷设最短，不仅节约管路电缆，而且管道阻力和电压将最小。
②一旦井下发生水患，人员、设备便于撤出，同时便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故恢复生产。
③具有良好的通风条件。
根据以上要求，硐室位置应选在副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室。
硐室支护与特殊要求
①中央水泵房硐室必须采用不可燃性材料支护，采用料石砌碹支护。
②出口通道处设置向外开启的能防水、防火的密封门，从硐室出口防火门起5采煤内的巷道采用料石砌碹支护。
③泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板0.5m，并设置流水坡，以防硐室积水。
④水泵工作的总能力应满足20小时内排出框架24小时的正常水量。
（3）、水仓容量与数量
水仓是按矿井正常涌水量计算的，《煤矿安全规程》规定，当矿井正常涌水量在1000立方米/小时以下，主要水仓有效容积能容纳8小时的正常涌水量。同时主要水仓必须含有主仓和副仓。
据以上可知，本设计矿井涌水量为较大，正常通水量约为1000立方米/小时。
故其容量V=Q×0.8
式中：
V——水仓容积，立方米；
Q——矿井正常涌水量，立方米/小时；
由此：V=0.8×1000=800立方米
（4）、水仓的支护形式和特殊要求
水仓采用混凝土砌碹，为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水房方向设立反坡，坡度为1‰～2‰。在水仓最低点即清理斜巷地不设积水窝，在清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。
（5）、等候室
在副井井筒附近设置等候室，作为工人候车跟休息的场所，等候室和工具房相邻，以便工人领取工具。
（6）、其它峒室
其它峒室主要有调度室、电机车房和电机车修理间、防火门峒室、火药库等。
3.2.3 大巷
（1）大巷布置
根据矿井大巷主运输、辅助运输和通风的要求，一水平布置1条大巷，即-150m水平轨道运输大巷。大巷与1-1采区、1-2采区胶带运输上山和轨道运输上山相连。二水平布置一条大巷，过回风石门与立井相连，服务于2-1采区和2-2采区。
（2）大巷层位
根据鹤煤集团生产矿井多年来的实践经验，井下大巷布置在煤层底板灰岩中，以利巷道的施工和维护。
（3）巷道断面图

图3-8 巷道断面图

表3-9 断面特征表
巷道规格
掘进断面
净断面
净周长
支护形式
最大风量
（m2）
（m2）
（m）
（m3/s）
4200mm×3900mm
15.1
13.6
9.8
砌碹
60.5
3.3 采区划分及接替
采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采取内工作面接替关系等因素确定。各类矿井正常生产的采区个数一般按表 规定：
表3-10 矿井同时生产的采区个数
矿井设计生产能力（Mt/a）
采区个数
2.4～3.0
3～4
1.5～1.8
2～3
1.2及以下
1～2
因为设计矿井年产量为0.6Mt/a,因此，本矿井生产采区为一个，保证年产量的工作面为一个。
表3-11 采区特征表
采区名称
地质资源/
储量(Mt)
主采煤层
煤层倾角
(°)
采区尺寸
备注
走向长度
(m)
倾斜长度(m)
面积
(㎡)
1-1采区
22.12
二1煤
7
3200
1700
4.6×106
有断层
1-2采区
12.26
二1煤
7
2000
1200
2.7×106
无

表3-12 采区接替表
序号采区名称
可采储量
(Mt)
生产能力
(Mt/a)
服务年限
(a)
接替顺序(n）
5
10
15
20
25
30
32
1-1采区
12.13
0.6
20
√
√
√
√

1-2采区
7.32
0.6
12

√
√
√

84

4 准备方式
4.1 首采区基本情况
井田首采区选在井田东北方位，此处煤储存地质条件良好，储量大，煤层埋深浅，倾角小，因此首采区布置于此。
4.2 采区布置及生产系统
4.2.1 采区范围及区段划分
确定采区走向长度需要考虑地质、开采和生产技术条件及经济因素。
合理的布置采区走向长度，不但要求在技术上切实可行，而且在经济上应合理，使吨煤费用降低。缓倾斜煤层采区采用综合机械化，采区走向可达2500m以上，本矿井首采区右翼煤层储存条件较好，走向长度为较长约为2000m，左翼工作面走向长度较短1000m。
合理的布置区段斜长，根据生产需要，工作面倾向长度为200m，布置6个区段。
4.2.2 采区巷道布置
首采区设有两条上山，轨道上山进风，运输上山回风，轨道上山和运输上山均布置在煤层底板，运输采用胶带输送机，每条上山走向距离30m。轨道上山主要用于进风、运料、运矸和行人，运输上山主要用于运煤、回风。它们通过采区车场和采区进风平巷及回风平巷进行连接，再和工作面相连接。

图4-1 轨道上山断面图

表4-1 断面特征表
巷道规格
掘进断面
净断面
净周长
支护形式
最大风量
（m2）
（m2）
（m）
（m3/s）
3800mm×3500mm
13.1
11.8
9.2
砌碹
60.5

图4-2 运输上山断面图

表4-2 断面特征表
巷道规格
掘进断面
净断面
净周长
支护形式
最大风量
（m2）
（m2）
（m）
（m3/s）
3800mm×3500mm
13.1
11.8
9.2
砌碹
60.5
4.2.3 采区内工作面的接替顺序
综合考虑煤层开采条件、开采顺序、运输能力、机械化程度、管理水平、采掘接替等因素，当采用综采时，采区内布置一个工作面。即 “一矿一面”，一面生产，一面备用。
本井田主采煤层为二1煤，采用上山布置，进风平巷和回风平巷采用沿空留巷，开采顺序如下图4-3所示，它的接替顺序为：1，2，3，4，5，6……

2

1
4

3
6

5
8

7
10

9
--

11
图4-3 工作面接替顺序

4.2.4 采区生产系统
风流系统为：副井→井底车场→大巷→轨道上山→工作面运输平巷→综采工作面→工作面轨道平巷→运输上山→风井
运煤系统为：综采工作面→工作面运输平巷→运输上山→溜煤眼→大巷→井底煤仓→主井
运料系统为：副井→井底车场→大巷→轨道上山→工作面轨道平巷→综采工作面
运矸系统为：综采工作面→工作面轨道平巷→轨道上山→大巷→井底车场→副井
排水系统为：工作面污水→轨道上山→大巷→井下中央泵房→地面
供电系统为：高压电缆由井底中央变电所→大巷→经采区变电所降压→回采和掘进工作面的配电点及输送机、绞车等用电地点
供水系统为：由地面储水池→专用管道→采区用水地点（主要用于防尘喷雾）
4.2.5 采区巷道掘进工艺
根据生产需要，采煤工作面布置一个，掘进工作面布置一个，即 “一矿一面、一采一掘”，采掘比1:1。
掘进工作面通风方式为局部通风，区段回风平巷为压入式通风，区段运输平巷为抽出式通风。
4.2.6 采区生产能力