靖远煤矿矿井通风系统设计毕业设计.doc

前 言煤炭工业是国民经济中具有战略地位的基础工业，在我国一次能源消费的结构中，煤炭占70。近几十年来，我国煤炭工业得到了巨大的发展。矿井设计是综合利用井田资源，指导合理开采的重要手段，对煤矿的发展有其必要性和特殊性。矿井设计必须依照企业煤炭工业设计规范、煤矿安全规程等国家相关的政策、法律、法规。严格贯彻执行国家有关方针政策和法规，加大矿井建设的力度，在保证矿井设计规模和安全生产前提下，尽量简化矿井生产环节，减少不必要的行政福利设施。设计方案要充分体现地方煤矿的特点，生产系统要简单、方便、实用，设备选型要经济、合理、切合实际，最大限度地减低矿井建设的初期投资。注重矿井的经济效益和社会效益，特别是前期效益，力争通过精心设计和科学管理，把该矿建设成工程量省、投资少、工期短、见效快、效率高、效益好的企业。安全生产是党在生产建设上一贯坚定不移的方针，也是社会主义企业管理的一条基本原则。安全和生产是不可分割的整体，把安全和生产对立起来的看法是不对的。要进行生产就有安全问题，安全状况良好才能保证生产顺利的发展。为贯彻“以人为本，安全生产”的指导思想，通风安全对矿井设计就显的尤为重要，自然也就成了本设计的重点。矿井通风与安全工作的主要任务是，根据党的安全生产方针和有关政策，采取正确的方法，预防各种自然灾害，将地面的新鲜风流不断的送入井下，改善井下的劳动条件，消除各种影响矿工身体健康和生产安全的因素，从而保证煤炭生产的不断发展，为社会主义建设做出贡献。本设计针对靖远矿的具体情况，对矿井的运输系统，供电系统，排水系统，通风系统，自然灾害及其安全措施等做了详细的设计。本设计的安全专题内容为煤体注入阻化剂溶液防止煤炭自然发火，为本矿的安全高效生产提供了重要的依据。由于设计者知识水平的限制，加之时间紧迫，设计中一定存在某些错误和不妥之处，恳请各位专家、教授和同学不吝指教。1 井田地质条件井田范围（走向长度、倾斜长度、矿区井田划分方法<自然划分、人为划分>）；井田煤系地层，可采煤层赋存条件（层数、厚度、倾角、层间距）及煤层储量（地质储量、工业储量和可采储量）；地质构造和水文地质条件；煤的工业性分析，煤层瓦斯赋存条件，井巷瓦斯涌出规律，煤和瓦斯突出危险性，煤的自然发火危险性，自然发火期，矿井自然发火规律；煤尘爆炸危险性，地温情况。1.1 矿井概况1.1.1 地理位置（1）位置与交通靖远井田位于开平向斜之东南翼，属河北省唐山市东北滦县境内，为开采煤田的一部分。本井田有京山铁路通过，北距京山线古冶车站10.2公里，西北距京山线洼里车站11.0公里，京山铁路东与东北、西与京津内地各铁路相衔接。还有若干公路干线通过。矿区内电力网，有唐山发电厂，与天津、北京连成三角供电网33000伏、50周波，总容量75000千瓦，供唐山市工业照明及开滦各矿用电，开滦所属林西发电厂33000伏、25周波，总容量39000千瓦，专供各矿之用，启新水泥厂所属电厂33000伏、25周波，总容量3800千瓦，自用。矿区内主要工业部门除煤矿企业外，尚有启新水泥厂、古冶矾土矿、铁路车辆制造厂、机械制造厂，炼钢厂、纺织厂、造纸厂和橡胶厂与开滦林西中央机械制修厂。建筑材料有水泥、料石、耐火砖、建筑砖等。（2）水系井田内莽河横贯西部，流向大致与煤系地层走向平行，河面开阔，水力坡度较小，仅为12。为间歇性河，冬春季干涸，车辆可以涉渡。洪讯时流量聚增，河床最宽可达一公里，东部洪水位最远可侵入范各庄及张家庄窝西。1956年9月尖角测得莽河最大流量为142.28m3/秒，水位标高27.31公尺，水面宽度110.0公尺，最大水深1.38公尺，最大流速2.27公尺/秒。矿井涌水量无季节性变化，不受大气降水的直接影响，因为煤系地层上覆盖着巨厚 的冲击层。大气降雨后，大部从地表流走，少部分渗入，首先幸臣个潜水，然后再慢慢向下渗透到底部卵硕石层，形成孔隙承压水，通过基岩隐伏露头补给煤系地层，然后经构造和裂隙渗入到巷道和采空区，形成矿井涌水。（3）气候矿区气候属半大陆性气候，夏季炎热多雨，冬季寒冷干燥，年平均温度为10.8，最高温度为37.6，最低温度为-22.6，冻结期为11月中旬到3月下旬，土壤冻结深度为0.5-0.7公尺，雨季为7、8、9三月，雨量占全年雨量76%，最大降雨量为248.3公厘/日，535.84公厘/月，930.24公厘/季，1135.15公厘/年，年平均降水量为645公厘，将雪期有11月到翌年3月，月将雪厚度平均3-4公分，最大16.3公分，最多风向为东风，但冬季偏北风最大风速为25公尺/秒，地震烈度为六级。1.1.2 井田范围和赋存情况井田煤系地层主要由石灰系、二迭系地层组成，共含两个可采煤层，其上部覆盖有110m135m的第四纪冲击物。井田形状大约成一近似矩形。该矩形走向长为4.5km，宽为2km，井田面积9km2。井田的可采煤层为煤2层，其结构、厚度及特征见表112表112 可采煤层特征表序号煤层名称煤层厚度/m层间距/m倾角/(º)硬度容量稳定性最小最大平均17煤1.756.073.577080.4-0.91.75稳定29煤0.134.33.2380.4-0.71.75较稳定共计7、9煤-6.8-8-1.75-层顶板：伪顶：暗灰色泥岩，厚0.01-0.05m，随采随落。直接顶：灰色粉砂岩，有明显水层理和水波层理，块状，含有丰富的植物叶片化石，偶见浅褐色结核，厚度变化较大，不稳定。厚度为0-3.5m，平均厚1.82m。老顶：灰白色砂岩，夹粉砂岩，砂岩成分为石英及泥质岩屑，并含有紫红色的矿物细粒。胶结物为高岭土质基底胶结，占30%，极易风化，遇水膨胀，厚10.43m-31m，平均厚12m。见煤层柱状图。（图1-2）图1-2 井田综合柱状图1.2 井田地质靖远矿呈单斜构造。倾斜长2km，走向长4.5km，其轮廓恰似一矩形，其面积约9km2。井内构造极其简单，只有少数较小断层，煤层倾角8°。井田地层层次由下往上为太古代带状麻岩，震旦系岩层，寒武系岩层，中部奥灰岩。1.3 井田水文地质特征根据水文地质调查,在井田境界范围内有8个含水层. 含水层均为孔隙、裂缝层状构造:沙、砾、卵石层、石灰岩层,除第四纪冲积层沙砾,卵石含水层以16%向南倾斜成层处,期于沙岩,石灰岩层向西、西南倾斜。本地区年平均降雨量为617.45mm，多集中在7、8、9三个月，多年平均、8、9三个月的降雨量为463.79mm，占多年平均降雨量的75.1%，1959年莽河最高洪水位为29.572mm。 水源一粤陶纪石灰岩涌水及冲击层含水为工业及饮水源水量充足，岩层地下水主要由充水量极为丰富的冲击层含水层补给，冲击层含水层地下水由雨水补给。靖远矿的水文地质条件属简单型，有两个含水层，由下往上为：奥陶系石灰岩岩溶裂隙承压含水层；第四系上部卵石孔隙和隙潜水含水层。1.4 井田境界及矿井的储量井田的划分方法通常有自然划分和人工划分。该矿井田划分的方法为自然划分和人工划分的综合利用，在井田倾斜方向上，上部为其煤层风化带露头，下部为一背斜轴部，倾斜长度2km，水平投影为1.98km，属自然划分；在井田的东西走向无自然条件作为井田境界，所以人工划分，走向4km。1.4.1 井田储量 井田储量可分为地质储量（即井田技术边界内符合煤炭储量计算标准的全部储量）；工业储量（即能利用储量中，可作为设计和投资依据的那部分储量）可采储量（即工业储量中，预计可采出的那部分储量）。煤层地质储量Zd=Si×Li×Mi×r （1） =4500×2000×7.10×1.75 =11183万t式中 Zd 矿井地质储量；万t Si计算块段的平均走向长度；m LI计算块段的平均倾斜长度；m MI计算块段的平均煤厚(所有煤层厚度之和)；m r煤的容重；t/m3矿井工业储量是指在井田范围内经过地质勘探煤层厚度和质量均合乎开采要求（7、9煤层），地质构造比较清楚。由于本矿井属沉积稳定的缓倾斜区，构造简单，煤层标志层明显稳定。煤层的主要质量指标和经济技术指标都符合工业要求，能满足当前生产故可将地质储量作为工业储量。井田工业储量的计算公式：总的工业储量：Zg=Si×Li×Mi×r （2） =4500×2000×6.8×1.75 =10710万t1.4.2 永久煤柱煤量要计算井田可采储量，首先要确定各种永久煤柱损失。永久煤柱一般指保护地面工业广场和井筒的工业场地煤柱，井田境界和大断层两侧的井田境界煤柱和断层煤柱，以及保护地面建筑物、河流、铁路等而留设的煤柱等。井筒和工业广场上的建筑物只留设一个总的保安煤柱。其中工业广场的面积确定如下：设计矿井生产能力120万吨，根据煤矿设计规范规定，每10万吨煤所占的工业广场面积为1公顷，故设计矿井的工广面积为： 12×1 =12公顷地面建筑物和主要井筒的保护煤柱是从受保护的边界起，按基岩移动角、和及表土层移动角Ø所做的保护平面与煤层的交线来确定。基岩移动角和表土层移动角如下图所示：图1-3 岩层移动角示意图安全煤柱的留设与计算一般用垂直断面法求得。煤柱的留设的计算方法与步骤如下：A 确定受保护面积。如图所示，在开拓平面图上通过建筑物四个角分别做平行与煤层走向和倾斜的四条直线，得矩形abcd。在矩形的外缘加上15m宽的维护带，得受保护面积abcd。图2-4 用垂直断面法确定建筑物下安全煤柱B 确定受保护煤柱。通过受保护面积中心作一沿煤层倾斜剖面1在这个剖面上，由维护带的边缘点m1，n1起在表土层以=45º划两条保护线，即m1m2，n1n2。然后在基岩中于下山和上山方向按上山移动角=75º和下山移动角=64.6º作保护线，与煤层相交得n和k，则通过n和k的走向线分别为保护煤柱的上部和下部边界。以同样的方法在平行煤层走向的剖面2，按其走向移动角=75º作保护线，求得沿走向的煤柱边界AB和CD，将nk和AB，CD均绘制在平面图上，即得保护煤柱边界ABCD。煤柱是一个梯形。C 煤柱煤量计算 工业场地煤柱煤量=梯形面积*煤层平均厚度*煤层平均密度经计算：7煤工业场地煤柱量2.1×106t9煤工业场地煤柱量1.83×106t故工业广场总煤柱量为3.93×106t1.4.3 矿井边界煤柱煤量设计矿井边界每侧留有20m宽度，由底板等高线看出，本井田边界周长为：13000m所以可算出各煤层的煤柱量为：7#煤层：13000×1.75×3.75×20=1.71×106t9#煤层：13000×1.75×3.23×20=1.47×106t故总共边界煤柱煤量为：3.18×106t 1.5 煤质、煤层瓦斯及自燃性分析1.5.1 煤质分析根据对钻孔的煤柱进行化学和物理分析，两个可采煤层煤均为优质无烟煤，容重1.75t/m3 ，脆性小，硬度3.59，灰黑色，似金属光泽，有良好的导电性。该煤中几种主要元素含量如下：碳：煤的含碳量为97%；氢：煤的含氢量为0.5%；磷：煤的含磷量为0.003%；锗：煤中稀有金属锗的含量为30g/t。此煤种的煤质指标为：水分：煤中含水量较小，为3.5%；灰分：煤的灰分低于2%；磷分：煤中含磷量为0.003%，属抵磷煤；硫分：煤含硫量为0.35%，属低硫煤；发热量：煤的发热量为2000KJ/kg；含矸率：含矸率为3%。煤的工业用途：该井田中全为品质极优的无烟煤，发热量高达2000KJ/kg，且磷、硫含量极低，是极好的动力和民用煤，特别适用于低磷、低硫的动力用户煤。1.5.2 煤层瓦斯赋存和自然性分析煤矿最重要的是安全生产，而影响安全生产的一个关键因素就是瓦斯问题。根据附近煤矿相同煤层的瓦斯涌出量预测，该矿井的相对瓦斯涌出量为qg =12m3 /t，为高瓦斯矿井。鉴于这种现实，在矿井生产时期，对瓦斯的预防和管理应予以重视。该矿为高瓦斯矿井，但据测无煤与瓦斯突出，矿井有自然发火性，自然发火期为68个月，温度2025，平均23。2 井田开拓矿井生产能力的核定，服务年限及合理性分析，井田开拓方式，井田内再划分，煤层开采顺序，阶段确定原则，阶段延深方式，井筒位置及相应规格，阶段大巷位置的选定，井底车场形式，上、下山开采选择，各主要井巷参数及支护形式。井田开拓设计应根据煤层赋存条件，地形，水文地质，冲击层组成和厚度，井型设备供应，施工条件等因素，通过技术经济比较进行全面分析确定。2.1 生产能力与服务年限由第一章第四节知，该矿矿井工业储量为11423万t，同时由于煤层赋存条件和井田地质条件极好，再尽可能扩大生产能力的时候还要考虑可采储量因素，根据矿井生产能力和服务年限的计算公式：矿井可采储量的计算公式为： Z（ZgP）C 式中 Z矿井可采储量 Zg矿井工业储量 P各种永久煤柱煤量损失之和 C采区回采率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.80，薄煤层不低于0.85。Z（107.10×1067.11×106）×80%9999万t 所以设计矿井可采储量为9999万t本矿设计井型为A=120万t/a该矿服务年限T= Zk /（A×K） （3=9999/(120×1.3)=64.1式中 T服务年限；a Zk 矿井可采储量；万tA 矿井服务年限；万t/aK储备系数；取1.3根据反复测算及煤矿安全设计规程规定，矿井的设计能力可选120t/a，则由上式可得服务年限64年，基本符合要求及实际情况。2.2 井田再划分2.2.1 井田划分为阶段和水平该矿沿倾斜方向划分为2个阶段，阶段长等于走向长。该矿分为一个水平开采，生产时先采一翼。2.2.2 阶段内再划分因为该矿稳定，平均厚度3.5m，煤层倾角8°，以及其他地质条件，该矿选择多水平分区式开拓开采。如图所示：J阶段 D倾斜分区图2-1 多水平分区式开拓阶段斜长：第一阶段（J1）为1000m，；第二阶段（J2）为1000m。 在第一阶段是上山开采，在第二阶段是下山开采，这样主要巷道能够为全矿井服务，充分利用资源节省了一个水平。对于第二煤层由于两煤层距离太远不能联合开采，当第一煤层采完后可以延伸主井和副井到第二煤层的那个水平。矿井内开拓水平内同时生产的采区个数应符合“规范”规定，见表2-2。表2-2 各类矿井采区个数生产能力（Mt/a）同时生产的采区个数2.4，3.00以上351.5，1.8230.9，1.220.6及以下122.3 井田开拓方式2.3.1 开采水平数目和顺序由于本矿井地形平坦，表土层厚，且有较厚的冲击层，所以确定采用立井开拓。该矿的开采水平数目可根据煤层垂直高度，阶段斜长和及矿井机械化程度划分。分为两个个水平最为适宜。第一水平标高-350m，第二水平标高-450m。 在井田中部开掘主副立井，井筒掘到水平标高以下后，开掘井底车场；然后在岩层中开掘轨道大巷，并延伸；当一翼的运输大巷和回风大巷掘进位置超过一千米后，便可开掘轨道上山、运输大巷和回风大巷；在煤层中沿煤层走向开掘回巷至采区工作面，或沿煤层倾向掘出工作面开切眼。在开掘各井巷内安装相应的设备，形成生产系统，经试运转符合要求后，矿井即可投产。2.3.2 主要生产系统工作面采出的煤经采区进风平巷通过溜煤眼进运输大巷并运输至运输大巷底部煤仓，在大巷内装车后，由电机车牵引整列矿车至井底车场卸载到井底煤仓，最后由主井安装的箕斗将原煤提至地面。井下所需物料及设备经副井下放至井底车场，由经大巷和轨道上山运输至各个工作地点。新鲜风流由地面经副井、井底车场、轨道运输大巷进入采区进风平巷。经采煤工作面的污浊风流，由采区回风平巷至回风大巷，再经风井排至地面。这种开拓方式生产系统比较简单，运输环节少，通风距离短，建井速度快，投产早。2.3.3 采掘接替采区开采结束前，必须掘出为下一采区服务的运输大巷和回风大巷，直至井田走向边界。矿井开采的第一个水平生产保证产量（不得少于25年），第一水平结束之前，延深主、副井筒至第二水平，进行第二水平的开拓和准备。2.4 井筒数目及位置、断面2.4.1 井筒数目采用立井开拓时，新建矿井一般要凿一对井筒，满足主提升和辅助提升的需要，并满足矿井通风和施工的需要。风井时根据通风系统要求以及安全生产的需要合理确定的。确定井筒数目时，还必须符合煤矿安全规程有关安全出口的规定。本矿井设计3井筒，一个主井，一个副井，一风井。该矿井田范围布置井筒2个，即主、副井各一个，两井相距50m,布置在井田中央，倾斜方向在第一阶段线上，这样可以减少井筒保护煤柱的压煤量。副井用作运料进风，主井用作提煤进风，井田边界设有风井专用回风。主井井筒特征井型120万t提升容器一对12t箕斗井筒直径5.5m净断面积23.76井筒支护基岩段砌碹厚350mm基岩段毛断面积31.17表土冻结段砼厚1000mm表土段毛断面积45.36充填混凝土厚50mm副井井筒特征井型120万t提升容器1对3吨的双层单车罐笼井筒直径6.5m净断面积33.18井筒支护基岩段砌碹厚450mm基岩段毛断面积44.18表土冻结段砼厚1200mm表土段毛断面积63.62充填混凝土厚50mm风井井筒特征井型120万t井筒直径5.1m净断面积20.43基岩段毛断面积31.57mm表土段毛断面积31.57mm2.4.2 井筒位置井筒是上下联系的通道，是开拓系统的中枢所在。该矿的井上有一定面积的平坦地形，交通便利，不占良田，工程地质条件满足工业广建筑要求，便于供水、通风。地下无流沙层、较大含水层和大的断层。 该矿井筒位置定于井田走向中央，风井位于倾斜方向边界上。2.4.3 井筒断面设计对于立井井筒的一些重要参数确定如下：（1）断面圆形断面的井筒承受地压性好，维护费用低，通风阻力小，施工简便，服务年限长。（2）井筒装备根据煤矿安全规程规定，结合该矿的实际情况，确定主井装配一对12t箕斗，副井装配一对双层单车（3t）罐笼。2.5 开采水平阶段大巷的布置开采水平划分后，为进行采煤，要在开采水平布置并开掘一整套开拓巷道，开采水平布置解决的主要问题是确定大巷布置、大巷与煤层、采区的联系方式及井底车场形式。大巷担负着开采水平的，煤、矸石、物料、人员的运输，以及通风、排水敷设管线的任务。对大巷的基本要求是便于运输、利于掘进和维护、能满足矿井通风安全的需要。根据矿井生产能力和矿井地质条件不同，运输大巷可选用不同的运输方式和设备，而不同的运输设备又对大巷提出了不同的要求。2.5.1 大巷的类型、运输方式及布置原则（1）大巷的类型按大巷在矿井生产系统中的作用，大巷可分为运输大巷和回风大巷。由于开采水平的运输大巷最为重要，起着主导和定向的作用，回风大巷要配合运输大巷布置。对多水平开采的矿井，上水平的运输大巷作为下水平的回风大巷，故通常在不另加说明时，大巷即指运输大巷。按运输功能划分，大巷可分为主要运输大巷和辅助运输大巷。大多数矿井的大巷采用矿车轨道运输，运煤和辅助运输由同一条大巷承担。大巷采用胶带输送机运煤时，要另设辅助运输大巷，辅助运输大巷采用轨道运输时又称为轨道大巷，如矿井生产能力不是很大时，辅助运输工作量较小时，也可设机轨合一的一条大巷。按大巷所在的层位划分，有岩石大巷和煤层大巷。按大巷在开采水平的布置划分有分层大巷、集中大巷、分组集中大巷及平行多大巷。不同类型的大巷在布置上有不同的要求。（2）大巷的运输方式和设备我国各类井型矿井的大巷一般采用矿车运输，少部分大中型矿井大巷用胶带输送机运煤，而物料、矸石仍采用矿车运输。大巷采用矿车运煤时，应根据运量、运距选择机车和矿车。根据我国煤矿装备标准化、系列化、和定型化的要求，不同矿井生产能力的大巷运输矿车类型可参照有关标准选取。采用矿车运输时,牵引电机车的选取主要决定于矿井瓦斯等级。一般低瓦斯矿井大巷运输使用架线电机车，但巷道必须使用不燃性材料支护。高瓦斯矿井使用矿用防爆特殊型蓄电池电机车，如要使用架线电机车，沿煤层或穿过煤层的大巷必须砌碹或锚喷支护，（3）大巷的断面和支护大巷的断面要能满足运输、通风、行人和管线敷设的需要，符合煤矿安全规程的规定。轨道运输大巷一般取双轨断面，对于生产能力不大的中小型矿井，根据实际需要也可以取单轨断面。大巷铺单轨时，要在井底车场和采区之间设双轨错车场，其有效长度要大于一列车的长度，并且线路应有30%的富裕通过能力。当矿井产量大、瓦斯涌出量大、需风量大、要求巷道断面较大、支护又困难时，可考虑布置两条断面较小的大巷。大巷采用胶带输送机运煤时，一般采用两条大巷布置，一条铺设胶带输送机，另一条铺设轨道或用于其它辅助运输设备。两条大巷一般平行布置，每隔一定距离用联络巷打通。为便于处理两条大巷在空间上的交叉关系，并便于胶带输送机大巷泄水，胶带输送机大巷可略高于轨道大巷。大巷断面要随胶带的宽度与辅助运输的配合方式而定，并要满足检修要求，设检修道时，检修道与胶带输送机之间应留适当的安全距离，轨道大巷可取单轨或双轨断面。胶带大巷内不设检修道时，轨道大巷可取双轨断面。一些生产矿井将胶带输送机和轨道布置在同一条大巷中，形成机轨合一布置，这种方式布置紧凑，少掘一条大巷，但该条大巷断面大，交叉点处施工困难，且为便于胶带输送机跨越轨道及架线，要抬高胶带输送及及巷道高度，更不利于施工。一条巷道中布置两套运输系统，有可能在一定程度上相互干扰。另外，大巷进风使煤尘飞扬，不利于安全生产，一般不宜采用。大巷的断面要满足风速要求，采用轨道矿车运输时，大巷允许风速不大于8m/s，设计时要留有余地，一般不大于6m/s；采用胶带输送机运输时，大巷允许风速不得超过6m/s，设计时可取4m/s。大巷的服务年限较长，一般应采用锚喷、砌碹或金属支架支护。对于中小型矿井中服务年限不长的大巷，也可采用其它支护方式。高瓦斯矿井使用架线电机车运输的大巷，沿煤层或穿过煤层的大巷必须砌碹或锚喷支护。大巷布置在自燃的煤层内时，必须锚喷或砌碹支护。（4）大巷的方向和坡度大巷的方向应与煤层走向大体一致，当煤层因褶皱、断层等地质构造影响，局部走向变化大时，为了提高列车运行速度，缩短线路及巷道长度，节约开拓工程量，要避免大巷转弯过多，使大巷尽量取直。但应注意，不要因取直巷道而造成大巷维护不利及开采上的困难，如距煤层过近，一方面大巷受开采影响大，不利于维护，另一方面不能或不利于布置采区、盘区或采区煤仓。在大巷穿至开采煤层顶板的情况下，大巷下方还需留有煤柱，对开采不利。铺设胶带输送机的大巷更要求巷道取直，当大巷不能成一条直线时，可布置成段数较少的折线，由此要增加胶带输送机铺设的台数，从而涉及采用胶带输送机运煤是否合理的问题，应在选择大巷运输方式时合理确定。对于开采近水平煤层的矿井，煤层走向变化大，往往还有小的波状起伏、局部隆起或低洼，井田划分为盘区或采区，为便于布置工作面并使其有合理的推进长度，大巷延深的方向应与井田内煤层的主要延展方向一致。当井田内开采煤层数目较多，需分层布置大巷时，上下煤层内的大巷方向应一致，平面位置尽量重叠，以减少保护大巷煤柱和有利于上下煤组配采。大巷坡度要以有利于运输和排水为原则。采用电机车运输的矿井，一般要使大巷向井底车场方向有3-5的下坡。对井下涌水量很大的矿井，或采用水沙充填采煤法、大巷流水含泥量较多的矿井，为了疏水及防止流水中泥沙沉淀，淤塞水沟，大巷坡度可取上限。胶带输送机运煤的大巷，其方向及坡度尽可能与轨道大巷一致。为便于两巷在井底车场内的布置，避免巷道交叉跨越上的困难，胶带输送机大巷向井底车场方向的一段要逐步抬高，以便与煤仓上口的配仓巷联结，抬高的坡度及长度要根据井底煤仓的上部标高及抬高的范围来确定。对于开采近水平煤层、大巷采用胶带输送机运煤且辅助运输采用无轨胶轮车（或单轨吊车、齿轨车、卡轨车）的矿井，根据煤层延展方向及井田地质构造情况，大巷宜按有利于各采区、工作面开采有利的方向布置，可以延走向、倾斜或伪斜布置。大巷坡度则主要由所采用的运输设备的技术特征确定，并要随煤层的起伏而变化，甚至布置成为一条坡度不大的斜大巷。图2-2 巷道断面图围岩类别断面/m2掘进尺/mm喷射厚度/mm锚 杆 （mm）净周长/m净掘宽高型式外露长度排列方式间排距锚深规格L*岩巷12.614.442004000100树脂100菱形80018002100×1614.52.5.2 大巷布置方式根据井田内可采煤层的层数、层间距和服务的煤层数目不同，运输大巷可以分层布置，只服务于一层煤层开采，也称单层布置；也可以全部煤层集中布置，服务于井田内全部煤层开采，称为集中大巷；或分煤组布置，服务于井田内特定的煤组，称为分组集中运输大巷。不同方式的大巷布置要与对应的煤层、采区联系方式相配合。2.5.3 运输大巷位置选择确定运输大巷在煤组中的具体位置是与选择运输大巷的布置方式密切联系的。由于运输大巷不仅要为上水平开采的各煤层服务，还将作为开采下水平各煤层的总回风巷，其总的使用年限达十余年至数十年，为便于维护和使用，应不受开采各煤层的采动影响，一般将运输大巷设在煤组的底板岩石中，有条件时，也可以设在煤组底部煤质坚硬、围岩稳定的薄及中厚煤层中。（1）煤层大巷煤层大巷有以下缺点： 煤层大巷维护困难，维护费用高。 当煤层起伏褶皱较多时，如大巷按一定坡度沿煤层掘进，则巷道弯曲转折多，机车运行速度受限制，将降低运输能力。如大巷按一定方向沿煤层掘进，则大巷起伏不平，不能用机车运输。 当煤层有自燃发火危险时，一旦发火就必须封闭大巷，导致矿井停产，而且因煤柱受采动影响破坏，密闭效果不好，处理火灾困难。 为便于巷道维护，需在煤层大巷上下两侧各留30-40m以上的煤柱，煤柱回收困难。（2）岩层大巷岩层大巷也称为岩石大巷，其一般作为集中或分组集中大巷。岩石大巷能适应地质构造的变化，便于保持一定的方向和坡度，可在较长距离内直线布置，利于提高列车运行速度；巷道维护条件好，维护费用低，并可少留或不留煤柱；另外，岩石大巷布置较灵活，有利于设置采区、盘区、采区煤仓。岩石大巷的主要问题是岩石掘进工程量大，掘进速度慢。本矿主要采用了岩层大巷。2.5.4 回风大巷布置回风大巷也称总回风道，其布置原则与运输大巷基本相同，并且对一个具体矿井来说，常采用相同的布置方式。对开采近水平煤层的矿井，回风大巷常与运输大巷在大致相同的标高上平行布置，并且是综合考虑、同时确定的。考虑回风大巷的特殊性，因此回风大巷布置的主要原则是：（1）当井田上部冲击层厚、含水丰富时，要沿井田上部煤层侵蚀带留设防水煤柱，为第一水平服务的回风大巷可设在防水煤柱中。（2）采用多水平上下山开采的矿井，可在上水平下山与下水平上山之间设辅助水平，用于下水平的回风大巷。（3）为便于回风大巷的掘进和维护，回风大巷标高宜一致。当井田上部边界标高不一致时，回风大巷可按不同标高分段布置，分段之间设必要的辅助运输设备。综上所述，该矿井的运输进风大巷采用集中运输大巷布置在煤层底板岩石中，这种布置的优点是： 服务年限长； 易维护、费用低、易保证安全； 可不留或少留煤柱，减少煤炭损失。该矿井的阶段回风大巷设在煤层中，和运输大巷在同一水平面上，且与运输大巷平行。2.6 井底车场井底车场是位于开采水平，井筒附近的一组巷道与硐室的总称，是连接井筒提升与大巷运输的枢纽，担负着煤、物料、矸石、人员的转运，并为矿井的排水、通风、动力供用、通讯和调度服务，对保证矿井正常生产和安全生产起着重要作用。2.6.1 井底车场形式选择井底车场形式应根据井田地质条件、井型大小、井筒提升和大巷运输方式、井筒与大巷的相对位置及地面生产系统布置等因素合理确定。应使选定的井底车场调车方便，操作安全，施工较易，工程量较省，能满足矿井生产的需要，并有不小于30%的富裕通过能力。根据具体矿井的发展前景，还要考虑留有扩建的可能性。井底车场形式选择涉及多方面的因素，以下是选择的主要原则：（1）井底车场形式应与煤层赋存条件和开拓方式相适应，按矿井采用的开拓方式选用立井或斜井井底车场，并根据主、副井筒与大巷的相对位置、井筒出车方向来选择井底车场形式。（2）井底车场形式应与矿井井型相适应。大中型矿井要求井底车场通过能力较大，宜选用环行式或折返式车场。对特大型矿井，可用增设主井复线、御载站的方法提高井底车场的通过能力。小型矿井对井底车场通过能力的要求不难满足，应尽可能利用大巷或主石门作为车场的空重车线。（3）井底车场形式应与大巷运输和井筒提升方式相适应。根据矿井大巷运输方式和设备，选用适于固定式矿车、底卸式矿车或胶带输送机运输的井底车场。（4）对于开采不同煤种煤层、要求分采分运的矿井，井底车场应分别设置不同煤种的存车线路和卸车与箕斗装煤系统。（5）选择井底车场形式还应考虑地面和井下条件。矿井工业场地设在地形复杂的地区时，地形限制了地面生产系统布置及井口出车方向，要据此确定井底出车方向及与大巷的连接，这种情况下应采用与之相适应的井底车场形式。如井底车场附近岩性较差，就不宜采用巷道断面太大的车场。井下需风量很大时，采用立式环式或多巷折返式可增大巷道通风断面，是有利的。（6）井底车场的位置选择必须充分考虑围岩性质对车场内巷道和硐室维护的影响，要尽可能把多数巷道和硐室布置在强度高、厚度大、和整体性强的岩层中，特别是进入深部开采的矿井。一般而言，井底车场形式选择是井田开拓中带局部性的问题，是在主副井筒位置、大巷布置、井筒提升和大巷运输方式等已经原则确定的基础上进行的，因而受这些原则技术决定的制约。具体选择和设计时，先绘出主副井筒位置及其提升方位角、大巷（或主石门）位置，然后拟订井底车场的形式和方案，通过对不同井底车场方案的技术经济比较，而后择优选用。 该矿的主要运输巷道离井筒较近，以及各方面的比较，宜选用立井卧式车场。如图所示：（图2-3）1主井， 2副井， 3主井重车线， 4主井空车线，5主要运输巷道， 6副井重车线， 7材料车线，8副井空车线图2-3 立井卧式环形井底车场该车场的优点：这种井底车场的主副井空重车线与主要运输巷道平行，主井、副井距主要运输巷道较近，利用主要运输巷道作为绕道回车线及调车线，从而可节约车场的开拓工程量。采用这种车场时，左翼和右翼来的重列车分别驶过N1和N2两道道岔后，电机车停车、反向，将重列车经三角道岔顶推到主副井空重车线，摘勾后，电机车再经过主要运输巷道驶向主副井空车线，挂空矿车驶出井底车场。这种车场调车比较方便，但电机车在弯道上顶推调车安全性较差，需要慢速运行。当井筒距主要运输巷道很近时，可采用这种车场。当井底车场采用梭式车场时，为保证生产安全和保证矿井的产量，本矿采用底卸式矿车运煤，为了卸煤要在井底车场内设置卸载站。列车在卸载站卸煤的原理如图2-4所示。 图2-4 底卸式矿车卸煤1底卸式矿车；2矿车车轮；3缓冲器；4卸载轮；5卸载曲轨；6煤仓；7支承托辊底卸式调车辅助时间少、卸载快、缩短了矿车在井底车场内的周转时间，提高了井底车场的通过能力，并可减少运煤车辆，节约翻车设备及日常运转费用。底卸式矿车与同样容量的固定式矿车相比，车箱较窄，可采用600 mm轨距，从而使车场及运输大巷的宽度减少，节省巷道工程量。此外，底卸式矿车卸煤方便，效率高，井底车场通过能力大。近年来，我国不少大型矿井及特大型矿井，大巷运输采用3t或5t底卸式矿车。在设计井底车场时要考虑其通过能力，只有满足矿井的要求，此车场才能是合理的。井底车场的通过能力与井底车场形式、卸载方式、矿车载重量和调车方式有关。采用底卸式矿车的井底车场，每个卸载坑的通过能力一般在180万ta以上。井底车场通过能力可按下式计算：N=（n×G300×14×14）/1.15（1+K）t×104 （2-1）式中 N井底车场通过能力，万ta； n每一列车的矿车数，辆； G每辆矿车的实际载重量，t； 300年工作日数，da；14每日工作小时数，hd； 60每小时分钟数，minh； 1.15运输不均衡系数； K矿井矸石系数，根据矿井开采方法及煤层自然条件等因素确定。通常按邻近类似矿井的实际资料确定。根据晋城矿务局提供的资料，取K=0.10.25；t列车进入井底车场的平均间隔时间，min。考虑到矿井生产时诸多因素对井底车场通过能力的影响，以及为矿井今后增产预先留出一定的富余量，所以计算出的N值必须满足以下条件：N/k矿井设计年生产能力式中 k井底车场通过能力富余系数，一般取1.3-1.5，具体的数值应根据煤矿设计规范中的规定选取。井底车场通过能力一般应大于矿井设计年生产能力的30。综上所述：已知矿井设计年生产能力为120万吨。同时为提高卸载坑的通过能力，采用底卸式矿车运煤。根据公式：N/ k>=矿井设计生产能力（取1.5）。得到井底车场通过能力N约是180万吨。设计的车场的通过能力可以满足矿井的需要。验算主副井空、重车线长度运输大巷采用机车运行时，根据所选用的电机车类型、矿车规格，验算主副井空、重车线长度是否符合设计规范的要求。设计规范规定： “主井空、重车线长度应各能容纳1.52列车；副井进、出线的长度，大型矿井应各能容纳11.5列车；小型矿井应各能容纳0.51列车。在出车线上应增设一段双道，作为材料和设备车的停放及编组之用，其长度对大型矿井应能容纳10个以上的材料车；对中小型矿井应能容纳510个以上的材料车。”验算公式： L=m×n×L+L+L式中 L空、重车线长度； m 列车数，应分别为1.52，或1