采矿工程课程设计说明书bhiw.docx

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1、06级采区设计说明书采06级级课程设设计说明明书学 校：河北工工程大学学学 院：资源学学院专业班级级：采矿矿（1）班班姓 名：周万存存指导教师师：李新新旺设计日期期：20010.01.20目录第一章：课程设设计大纲纲22第二章：采区开开采范围围及地质质情况33第三章：采区工业业和可采采储量6第四章：采区巷巷道布置置88第五章：采煤方方法及回回采工艺艺114第六章：采区生生产能力力及服务务年限118第七章：采区巷巷道断面面设计221第八章：采区生生产系统统及设备备277第九章：采区主主要经济济技术指指标335第十章：安全措措施336第一章 课程程设计大大纲一、实践践课程的的性质、目目的与任任务采

2、矿工程程专业课课程设计计是采矿矿工程专专业学生生一项实实践性的的教学环环节。是是在“矿山压压力及其其控制”、“井巷工工程”、“采煤方方法”、“矿井设设计”等课程程的理论论教学和和生产实实习的基基础上，通通过采区区设计把把理论知知识融会会贯通于于实践的的综合性性的教学学过程。通过采区区设计要要达到下下列目的的：1.系统统地灵活活运用和和巩固所所学的理理论知识识；2.掌握握采区开开采设计计的步骤骤和方法法；3.提高高和培养养学生文文字编写写、绘图图、计算算和分析析问题、解解决问题题的能力力。本课程设设计的主主要任务务是：1.编写写采区设设计说明明书一份份（300500页）；2.设计计图纸部部分：采

3、区巷巷道布置置平、剖剖面图（平平面图11：20000，剖剖面图11：10000）；工作面面布置图图（平面面图1：1000或1：2000，剖面面图1：1000或1：50），其其中附工工作面循循环作业业图表、工工作面技技术经济济指标表表及工人人出勤表表；二、课程程设计的的基本要要求1.加深深对采矿矿工程专专业所学学理论的的认识和和理解，提提高对就就业岗位位的感性性认识； 2.使学学生在课课程设计计过程中中，独立立完成教教学要求求，提高高设计工工作能力力；3.使学学生能熟熟练采区区设计内内容级步步骤，提提高和培培养学生生文字编编写、绘绘图、计计算和分分析问题题、解决决问题的的能力。第二章 采区区开采

4、范范围及地地质情况况一. 采区的的位置及及开采范范围本采区位位于河北北某矿44采区（二二水平），走向长度2125m，倾向长度1150m/cos13=1185m。煤层面积2518125m2.二.采区区地质 1、地地质构造造：本井田储储量丰富富、地质质构造中中等，井井田为单单斜构造造，以断断裂构造造为主。矿矿井地质质构造简简单。地地层走向向为344 ，倾倾向向东东南倾斜斜，倾角角10155。其其特点是是断层少少，褶曲曲起伏变变化较小小，对开开采影响响不大；对矿井井开采，尤尤其是初初期开采采影响很很小。2、煤层层本井田共共有3个煤层，煤层层总厚117.44m，含含煤系数数为8.7%。不稳稳定的煤煤层

5、为110、111、112号煤煤层，详详见可采采煤层特特征表。表1含煤地层层煤层编号号可采厚度度(m)最小-最最大平均煤层结构构煤层间距距(m)最小-最最大平均顶板岩性性底板岩性性稳定性侏罗系10# 1.844-2.4882.088较简单7.199-122.2338.400细砂岩、粉粉砂岩细砂岩不稳定11# 1.600-2.4991.811较简单粉细砂岩岩、砂质质泥岩粉砂岩、细细砂岩不稳定53.550-777.00063.88312# 2.800-4.2333.5较简单粉砂岩、砂砂质泥岩岩粉砂岩、泥泥岩不稳定各可采煤煤层顶底底板岩性性各煤层层相差不不大，煤煤层顶板板一般为为粉砂岩岩和细砂砂岩，底

6、底板为砂砂质泥岩岩、粉砂砂岩。三. 开开采技术术条件经地质分分析及预预测， 12#煤瓦斯斯涌出量量小于11m3/t，煤煤层最大大瓦斯涌涌出量22m3/t，为为低瓦斯斯矿井。经鉴定本矿井为低瓦斯矿井， 12#煤瓦斯绝对涌出量4.0 m3/min。根据地质质报告提提供的资资料，煤煤尘无爆爆炸危险险性，自自燃倾向向等级为为三类不不易自燃燃煤层。根据700个钻孔孔井温测测量结果果分析，本本井田地地温梯度度在距地地表深度度11000m以以上为11.4992.81/1000m，低低于或接接近正常常地温梯梯度（33/1000m）；仅在距距地表深深度1110012000m之之间地温温度为33.1/1000m，

7、略略高于正正常地温温梯度。因因此，本本井田属属于正常常地温梯梯度区。各煤层的的顶底板板岩性多多为砂岩岩、泥岩岩、砂质质泥岩和和粉砂岩岩，顶板板易于冒冒落，属属中等条条件的顶顶板管理理方法。井田内基基本无小小窑开采采，现开开采与基基建的小小井都在在井田浅浅部以外外。本矿井属属水文地地质条件件简单的的矿井，绝绝大部分分煤层位位于奥灰灰水位以以上，仅仅深部很很少部分分受奥灰灰水影响响。本矿井开开采的不不利因素素主要是是瓦斯涌涌出量大大，需采采取抽放放措施，对对将来开开采有一一定影响响。四、水文文地质特特征（一）、含含水层本矿井自自奥陶系系灰岩至至第四系系冲积层层共划分分为7个个含水层层，自上上而下分

8、分别为第第四系卵卵石层、二二迭系石石盒子组组砂岩、山山西组大大煤顶板板砂岩、太太原群野野青灰岩岩、伏青青灰岩、大大青灰岩岩及奥陶陶系灰岩岩含水层层，分述述如下：（1）第第四系卵卵石层含含水层卵石层厚厚度6.4594mm，一般般5060mm，总的的趋向南南、北厚厚，中部部及西部部薄，间间夹34层粘粘性土透透镜体，卵卵石层一一般为粘粘土所胶胶结，富富水性较较弱，单单位涌水水量为11.788433.8883L/m.ss。（2）二二迭系石石盒子组组砂岩含含水层本含水层层可分为为石盒子子组三段段砂岩和和石盒子子组一、二二段砂岩岩两组。石盒子组组三段砂砂岩为灰灰白色中中、粗粒粒砂岩，硅硅质及泥泥质胶结结，

9、底部部为粗粒粒砂岩，含含小砾石石，厚度度较稳定定，一般般在400m左右右，漏水水孔多分分布在此此层。为为一富水水性弱的的含水层层。石盒子组组一、二二段砂岩岩为灰绿绿色及深深灰色中中、细粒粒砂岩，分分布有224层层。为一一富水性性弱的含含水层。大大多为回回采塌陷陷后，下下部砂岩岩将参于于矿坑充充水。（3）山山西组22号煤顶顶板砂岩岩含水层层本含水层层为2号号煤层直直接或间间接顶板板，层位位不稳定定，厚度度变化较较大，厚厚0119m，一一般68m。为为富水性性弱的承承压裂隙隙水含水水层。（4）野野青灰岩岩含水层层野青灰岩岩厚度002.78mm，一般般厚0.811.1mm。砂岩岩以浅灰灰色细、中中粒

10、砂岩岩为主，在在井田南南北部厚厚，中部部厚度变变薄，本本层为富富水性弱弱的溶洞洞裂隙承承压含水水层。（5）伏伏青灰岩岩含水层层本层厚度度044.499m，一一般厚度度2.553.5m，厚厚度稳定定。该层层透水性性较差。为为一富水水性中等等的裂隙隙水含水水层，单单位涌水水量为00.03345LL/m.s。（6）大大青灰岩岩含水层层本层厚度度0.668.544m，一一般厚度度566m，厚厚度变化化较大，裂裂隙发育育。为一一富水性性中等的的裂隙水水含层，单单位涌水水量为00.06699LL/m.s。（7）奥奥陶系灰灰岩含水水层本层钻孔孔揭露厚厚度0.41160.53mm，一般般厚度55155m。在在

11、钻孔揭揭露的六六、七、八八段中，七七段富水水性强，灰灰岩岩溶溶裂隙发发育极不不均均，呈呈多层状状，垂向向变化大大，水平平较稳定定。八段段岩溶裂裂隙发育育，但多多被铝土土充填。六六段为相相对隔水水层。本本层为富富水性强强的裂隙隙水含水水层，单单位涌水水量为11.655L/mm.s。（二）矿矿床充水水条件本井田煤煤层埋藏藏较深，覆覆盖层厚厚，水文文地质条条件相对对简单。本本区初期期开采上上部煤层层时，水水文地质质类型属属于坚硬硬裂隙岩岩层为主主的水文文地质条条件中等等的矿床床；当开开采下三三层煤时时，则为为以裂隙隙岩溶岩岩层为主主的水文文地质条条件复杂杂的矿床床。（3）矿矿井涌水水量井田内含含水层

12、自自下而上上有奥灰灰强含水水层，厚厚度大，富富水性较较强；大大青灰岩岩含水层层厚度556mm，为较较强含水水层；伏伏青灰岩岩含水层层厚度33.5mm左右，为为较强含含水层；野青灰灰岩含水水层含水水性差，一一般不含含水；山山西组砂砂岩含水水层厚77.0mm左右，含含水性弱弱到中等等；上石石盒子组组细砂岩岩以上含含水层厚厚度大于于1000m，虽虽含水性性不强，但但静储量量比较大大；第四四系砂砾砾石层最最厚944m，一一般500600m，富富水性较较强。矿矿井正常常涌水量量2000m/h。最最大3220m33/h综合上述述分析，本本矿井开开采技术术条件是是良好的的。第三章采采区工业业和可采采储量一.

13、 采采区工业业和可采采储量计计算 1. 10#煤采区区储量计计算10#煤煤采区工工业储量量计算：Q1 = S1M1r = 2551811252.0081.44 = 7333.33(万吨)式中：QQ1 地质质储量和和工业储储量S1采区面面积M1煤层厚厚度r 煤的的容重 10#采采区可采采储量计计算煤柱损失失：采区边界界留设55米边界界煤柱，断断层靠近近采区侧侧留100米断层层保护煤煤柱。（边边界周长长为48885米米，断层层长度为为F2=3622.5米米）经计算煤煤柱损失失为：44885552.0081.44+3662.55102.0081.44=8116811tZ1 =（Q1-P1）c= （7

14、733.3-8.22）0.88 =5880(万吨) 式中： P11保护护工业场场地、井井筒、井井田边界界、河流流、湖泊泊、建筑筑物等留留设的永永久煤柱柱损失量量；C 采区采采出率2、111#煤层层储量计计算：11#煤煤的工业业储量计计算：QQ2=SS2 MM2 rr =22518812551.8811.44 =6638（万万吨）11#煤煤采区可可采储量量计算煤柱损失失：采区边界界留设55米边界界煤柱，断断层靠近近采区侧侧留100米断层层保护煤煤柱。两两条上山山间留220米煤煤柱，上上山一侧侧各留220米保保护煤柱柱；（边边界周长长为48885米米，断层层长度为为F2=3622.5米米）经计算煤

15、煤柱损失失为：44885551.8811.44+722.5101.8811.44+600118851.8811.44=24338977tZ2 =（Q22-P22）c =（6338-224.44）0.88 =4490.88（万万吨）3、122#煤层层储量计计算12#煤煤层工业业储量计计算：QQ3=SS3 MM3 rr =22518812553.551.44 =112333.8（万万吨）12#煤煤采区可可采储量量计算煤柱损失失：采区边界界留设55米边界界煤柱，两两条上山山间留220米煤煤柱，上上山一侧侧各留220米保保护煤柱柱；断层层靠近采采区侧留留10米米断层保保护煤柱柱。（边边界周长长为488

16、85米米，倾斜斜长度为为11885米；断层长长度为FF2=3622.5米米）经计算煤煤柱损失失为：44885553.551.44+11185603.551.44+722.5103.551.44=47716225tZ3 =（Q33-P33）c =（12233.8-447.22）0.88 =9499.3（万万吨）4、采区区可采储储量Z=Z11+Z22+Z33 =5580+4900.9+9499.3 =220200.2(万吨)第四章采采区巷道道布置一、采区区设计方方案比较较方案一：煤层群采采用采区区集中上上山的一一种联合合准备方方式，在在12#煤层中中布置两两条中央央集中上上山，三三层煤共共用一组组

17、上山，但但不共用用区段集集中平巷巷。优缺点：集中轨道道与集中中运输巷巷同标高高布置，有有利于巷巷道间的的联系，有有利于掘掘进施工工，有利利于设备备，材料料运送和和方便行行人。巷巷道布置置系统完完善可靠靠，生产产灵活性性大，可可多工作作面同时时生产，生生产集中中，增产产潜力大大。服务务年限长长的采区区上山及及区段集集中巷道道布置在在较稳定定坚硬的的底板岩岩石中，较较好地克克服了矿矿山压力力大，巷巷道维护护困难的的问题，实实现了沿沿空掘巷巷，跨上上山开采采，减少少了煤层层自燃的的危险。但但是岩巷巷掘进困困难，费费用高速速度慢。但是由于煤层层间距过大，石门数量多，岩石工程量大，施工慢，耗费高。方案二

18、：10#煤煤层和111#煤煤层采用用煤层群群联合布布置，112#煤煤层采用用单独布布置，即即分别在在11#煤层和和12#煤层底底板下采采用双岩岩石区段段集中巷巷（同一一标高）采采区巷道道布置，该该采区为为联合集集中布置置的双翼翼采区，两两条岩石石上山位位于走向向中央。优缺点：服务年限限长的采采区上山山及区段段集中巷巷道布置置在较稳稳定坚硬硬的底板板岩石中中，较好好地克服服了矿山山压力大大，巷道道维护困困难的问问题，实实现了沿沿空掘巷巷，跨上上山开采采，减少少了煤层层自燃的的危险。但但是岩巷巷掘进困困难，费费用高速速度慢。 方案三：采用煤层层群分组组集中采采区联合合准备，10#煤层和11#煤层为

19、B组，两条上山布置在11#煤层中，12#煤层为A组，在12#煤层中单独布置两条煤层上山。采区石门贯穿各煤层。主要技术术经济比比较：由于111#煤层层和122#煤层层间距较较大，所所以采用用分组集集中采区区联合准准备布置置方式（方方案三）减少了石门工程量。石门基本上都是布置在岩石中，掘进困难，费用高，速度慢；减少石门掘进费用，减少掘进时间；采区上山沿煤层布置时，掘进容易、费用低、速度快，联络巷道工程量少，生产系统较简单。通风距离短，管理环节少。其主要问题是煤层上山受工作面采动影响较大，生产期间上山的维护比较困难。改进支护，加大煤柱尺寸可以改善上山维护，但会增加一定的煤炭损失。此采区为稳定煤层，瓦

20、斯涌出量小，宜采用煤层上山布置。综上所述述：根据据本采区区的条件件，方案案三最为为合理。二、采区区车场：1、采区区上部车车场：采用逆向向平车场场的形式式。2、采区区中部车车场：采用甩车车场。3、采区区下部车车场： 根据给给定条件件，本采采区采用用大巷装装车式采采区下部部车场。装车站设设计：大巷采采用皮带带运输。（2）辅辅助提升升车场设设计本采区采采用顶板板绕道，绕道车场起坡后跨越大巷，由于煤层倾角为12到15度，为减少下部车场工程量，轨道上山提前下扎角，使起坡角达25度。运输大巷距上山落平点较近，围岩条件较好，存车线长，故绕道采用卧式顶板绕道。调车方便，但工程量较大。下部平车车场双道道起坡斜斜

21、面线路路计算：斜面线路路采用DDC6115-33-122道岔，=1882606”, aa=20077mmm,bb=27723mmm.车场双道道中心线线间距为为S=13300mmm。连连接半径径取R=120000mmm。对称道岔岔线路连连接长度度：L=a+=59773竖曲线半半径为：RG=115m （高道道竖曲线线半径）；RD=112m （低到到竖曲线线半径）。高道坡度度iG取取11低道坡度度iD取取9下部平车车场双道道起坡斜斜面线路路计算图图：起坡位置置的确定定大巷中心心线至起起坡点水水平距离离： L1= =388.344m式中： h2运输输大巷轨轨面至轨轨道上山山轨面垂垂直距离离，根据据经验

22、，取取h2=15mm； RD竖曲曲线半径径，RDD=122m；上上山变坡坡后的坡坡度，=255；D竖曲线线转角。D=25。轨道上山山边坡点点段长度度： L2= =499.122m式中： h1运输输大巷中中心线轨轨面水平平至轨道道上山变变坡前轨轨面延长长线的垂垂直距离离；h11=188m；煤煤层倾角角； 其他符符号同前前。绕道线路路设计：弯道计算算：如图中：R1、RR3取1120000，弯弯道部分分轨道中中心距仍仍为13300.则：R22=1333000 1、3均为990。K1=188850 K2=2008922c1插入直直线段，应应该大于于一个矿矿车长度度（竖曲曲线低道道起坡点点至曲线线终点）

23、，一一般取223m；这里取取3m。 d=（LLe+nnLm）-c1-LAB-K1 =(4.55m+3302m)-3mm-0.8m-18.85mm=411.855m绕道线路路设计图图如下：N2道岔岔设计：采用单开开道岔，选选用DKK6188-4-12道道岔，=14415，a=34772，bb=33328,联接曲曲线半径径为122m。单开道岔岔平行线线路的联联接长度度：L5=aa+Sccot=93338C2值计计算，因因列车已已进入车车场，列列车速度度v控制制为1.5m/s，RR=1220000，C2SSB+(10003000)=1677539925故取c22=40000N3道岔岔连接点点轮廓尺尺

24、寸n、mm值计算算：选用DKK6188-4-12道道岔，=14415，a=34772，bb=33328,联接曲曲线半径径为R44=1550000。回转转角=-=900-=75545。道岔计算算图如下下：T=R44tann=1117000d=bssin=8332;M=d+R4ccos=1553700;H=M-R4ccos=1553700n=1553700m=a+(b+T)=34772+(33228+1117000)0.997=1180449绕道车场场开口位位置确定定： X = LBB + m - X11式中：X1运输机机上山中中心线至至轨道上上山轨道道中心线线间距；X1=230000；LB =

25、Lgg+R33+R11+=dd+l55+c22+ RR3+RR1+=418850+93338+440000+1220000+1220000+6550=798838；故X = 7998388+1880499-2330000=7448877L3值:根据大大巷断面面得知:e=8850L3=RR1+CC+L11-e-n-RR3=1120000+330000+3775355-8550-1153557-1120000=2243228按L3SB+2(1100-3000)(1100SSqV22)条件件检查列车运行行速度控控制在22m/ss,得：L3350001101550故 2243882101150符符合要

26、求求第五章：采煤方方法及回回采工艺艺一、采煤煤方法：本采区可可采煤层层共分为为三层，结结合前述述的煤层层地质特特征，本本采区采采用单一一走向长长臂跨落落采煤法法。二、采煤煤工艺：（1）适适于采用用综采工工艺的条条件就目前煤煤矿地下下开采技技术发展展趋势看看，趋向向于综采采工艺的的发展方方向，它它具有高高产、高高效、安安全，低低耗以及及劳动条条件好，劳劳动强度度小优点点。但是是综采设设备价格格昂贵，综综采生产产优势的的发展有有赖于全全矿井良良好的生生产系统统，较好好的煤层层赋存条条件以及及较高的的操作和和管理水水平。根根据我国国综采生生产的经经验和目目前的技技术水平平，综采采适用于于以下条条件：

27、煤煤层地质质条件好好，构造造少，上上综采后后能很快快获得高高产，高高效，某某些地质质条件特特殊，但但上综采采后仍有有把握取取得较好好的经济济效益。（2）适适合普采采工艺的的条件普采设备备价格便便宜，一一套普采采设备的的投资只只相当于于一套综综采设备备的四分分之一。普普采对地地质变化化的适应应性比综综采强，工工作面搬搬迁容易易。对推推进距离离短，形形状不规规则，小小断层和和褶曲较较发育的的工作面面，综采采的优势势难以发发挥，而而采用普普采则可可以取得得较好的的效果。与与综采相相比，普普采操作作技术较较易掌握握，组织织生产比比较容易易。因此此，普采采是我国国中小型型矿井发发展采煤煤机械化化的重点点

28、。综上，根根据我矿矿具体情情况，地地质条件件好，煤煤层倾角角小，宜宜采用综综采工艺艺。三、采煤煤工作面面作业规规程的编编制本采区全全部采用用综合机机械化采采煤，采采用三班班制，每每班8小小时，综综采生产产割煤和和移架平平行作业业，无须须单独回回柱放顶顶时间，因因此准备备班工作作量较小小，主要要是检修修设备、更更换易损损零部件件、前移移转载机机、缩短短输送机机胶带、回回收运输输和回风风巷支架架、平巷巷超前支支护等工工作。在在条件差差的综采采面，加加固煤壁壁、扶正正支架、整整理工作作面端头头等工作作也在准准备班进进行。但但这些工工作量可可以平行行进行，一一般用半半个班可可以完成成，另半半个班可可以

29、进行行采煤作作业。因此本采采区采用用“两班半半采煤，半半班准备备”如下图：工作面劳劳动组织织表：序号工种一班二班三班合计1工长11132机组司机机33283支架工334104转溜司机机11135溜子维护护226转载机维维护227皮带及溜溜子司机机22268皮带及溜溜子维护护669乳化泵司司机111310端头维护护5571711机电维护护工112412小计1717306413区管共4人4第六章 采采区生产产能力及及服务年年限一区段段参数的确确定 根据本本采区实实际情况况，本采采区倾斜斜长度为为11885m，区区段数目目确定为为5个，采煤煤面斜长长确定为为2100m，区区段平巷巷留设保保护煤柱柱宽

30、度为为15mm，区段段平巷设设计断面面为梯形形断面，宽宽2.55m，高高2.22m。则则区段斜斜长为：2100+155+2*2.55=2330m。二. 采采区生产产能力计计算采区分东东西两翼翼，两翼翼实行同同采，即即两个工工作面同同时开采采。10#煤煤层1、日产产量计算算A=2NNLSMMrC=27721000.662.0081.440.995=48333t式中：NN采煤煤机日进进刀数；L工工作面长长度； SS截深深； MM采高高； rr煤的的容重； CC煤的的采出率率。2、年产产量计算算 A= 3000 A=300048333= 144499000（吨吨） 3、生产产能力计计算 A110=K

31、K1K22A =0.9951.11144499000 =151151445t式中：AA10采区生生产能力力；t/a KK1工作面面产量不不均衡系系数，采采区内同同采两个个工作面面，取00.955；采区区内同采采三个工工作面，取取0.99. KK2采区内内掘进出出煤系数数；取11.1A采区内内同时回回采工作作面年产产量之和和。11#煤煤层1、日产产量计算算A=2NNLSMMrC=27721000.661.8811.440.995=42446t式中：NN采煤煤机日进进刀数；L工工作面长长度； SS截深深； MM采高高； rr煤的的容重； CC煤的的采出率率。2、年产产量计算算 A= 3000 A=

32、300042446= 127738000（吨吨） 3、生产产能力计计算 A111=KK1K22A =0.9951.11127738000 =133311221t式中：AA11采区生生产能力力；t/a KK1工作面面产量不不均衡系系数，采采区内同同采两个个工作面面，取00.955；采区区内同采采三个工工作面，取取0.99. KK2采区内内掘进出出煤系数数；取11.1A采区内内同时回回采工作作面年产产量之和和。12#煤煤层1、日产产量计算算A=2NNLSMMrC=27721000.663.551.440.995=82111t式中：NN采煤煤机日进进刀数；L工工作面长长度； SS截深深； MM采高高

33、； rr煤的的容重； CC煤的的采出率率。2、年产产量计算算 A= 3000 A=300082111= 246633000（吨吨） 3、生产产能力计计算 A112=KK1K22A =0.9951.11246633000 =257741448t式中：AA12采区区生产能能力；tt/a KK1工作面面产量不不均衡系系数，采采区内同同采两个个工作面面，取00.955；采区区内同采采三个工工作面，取取0.99. KK2采区内内掘进出出煤系数数；取11.1A采区内内同时回回采工作作面年产产量之和和。三、采区区生产能能力： 采区区生产能能力=四、采区区服务年年限：采区服务务年限 =122年第七章 采采区巷

34、道道断面设设计一、巷道道断面选选择原则则我国煤矿矿井下使使用的断断面形状状，按其其构成的的轮廓可可分为折折线形和和曲线形形两大类类，前者者如矩形形、梯形形、不规规则型；后者如如半圆拱拱形、圆圆弧拱形形、三心心拱形、马马蹄形、椭椭圆形和和圆形等等。巷道断面面形状的的选择，主主要应考考虑巷道道所处的的位置及及穿过围围岩性质质；巷道道的用途途及其服服务年限限；选用用的支架架材料和和支护方方式；巷巷道的掘掘进方法法和采用用的掘进进设备因因素。一般情况况下，作作用在巷巷道上的的地压大大小和方方向，在在选择巷巷道断面面形状时时起主要要作用。当当顶压和和测压均均不大时时，可选选用梯形形或矩形形断面；当顶压压

35、较大，侧侧压较小小时，则则应选用用诸如马马蹄形、椭椭圆形或或者圆形形等断面面。巷道的用用途及所所需的服服务年限限也是考考虑选择择巷道断断面形状状的不可可或缺的的因素。服服务年限限长达几几十年的的开拓巷巷道，采采用砖石石混凝土土和锚喷喷支护的的各种拱拱形断面面较为有有利；服服务年限限十几年年的准备备巷道以以往多采采用梯形形断面，现现在采用用锚喷支支护和拱拱形断面面日益增增多；服服务年限限短的回回采巷道道因受采采动影响响，须采采用具有有可缩性性金属支支架的梯梯形断面面。二、A组组煤巷道道断面设设计根据巷道道断面选选择原则则，由于于各可采采煤层顶顶底板岩岩性各煤煤层相差差不大，煤层顶板一般为粉砂岩和

36、细砂岩，底板为砂质泥岩、粉砂岩。属于中等稳定顶板（类顶板）。本采区两条采区上山均沿煤层布置，巷道两边均留有保护煤柱护巷，因此受才动影响不大，服务年限长，故采用半圆拱形断面。区段平巷布置在煤层中，所受顶压和侧压都不大，且服务年限短，采用梯形断面，支护方式采用锚梁网支护。石门都是布置在岩石中，采用半圆拱形断面。支护方式均采用锚喷支护。各巷道断断面设计计参数及及断面图图如下：1、采区区输送机机上山巷巷道断面面图及参参数：表7-11：围岩类别别断面/ m2设计掘进进尺寸喷射厚度度/mmm净周长/m净设计掘进进宽度/mmm高度/mmm145516.44474003970012014.552、采区区轨道上

37、上山巷道道断面图图及参数数：表7-22：围岩类别别断面/ m2设计掘进进尺寸喷射厚度度/mmm净周长/m净设计掘进进宽度/mmm高度/mmm145516.44474003970012014.553、区段段平巷断断面图及及参数：表7-33：围岩类别别断面/mm2水沟断面面/ mm2喷射厚度度/mmm净周长/m净设计掘进进8.29.70.115011.77三、B组组煤巷道道断面设设计 根据巷巷道断面面选择原原则，由由于各可可采煤层层顶底板板岩性各各煤层相相差不大大，煤层层顶板一一般为粉粉砂岩和和细砂岩岩，底板板为砂质质泥岩、粉粉砂岩。属于中等稳定顶板（类顶板）。本采区两条采区上山均沿煤层布置，巷道

38、两边均留有保护煤柱护巷，因此受才动影响不大，服务年限长，故采用半圆拱形断面。区段平巷布置在煤层中，所受顶压和侧压都不大，且服务年限短，采用梯形断面，支护方式采用锚梁网支护。石门都是布置在岩石中，采用半圆拱形断面。支护方式均采用锚喷支护。1、采区区胶带机机上山和和轨道上上山断面面同A组组煤。2、区段段平巷断断面图及及参数：表7-44：围岩类别别断面/mm2水沟断面面/ mm2喷射厚度度/mmm净周长/m净设计掘进进6.88.10.115010.993、主要要运输及及回风石石门断面面图及参参数：表7-55：围岩类别别断面/ m2设计掘进进尺寸喷射厚度度/mmm净周长/m净设计掘进进宽度/mmm高度

39、/mmm145516.44474003970012014.55第八章采采区生产产系统及及设备一、采区区生产系系统： 由于各各煤层均均采用综综合机械械化采煤煤，生产产系统基基本相同同，因此此根据综综合机械械化采煤煤生产系系统的要要求，各各系统运运作方式式如下：(一)、运运煤系统统采煤工作作面采出出的煤经经刮板输输送机输输送到区区段运输输平巷，在运输输平巷里里通过胶胶带输送送机输送送至（110#煤煤层至区区段运输输石门，然然后通过过溜煤眼眼进入运运输上山山）运输输上山，然然后通过过运输上上山输送送至采区区煤仓，然然后机车车通过运运输大巷巷运至井井底车场场煤仓，最最后通过过箕斗运运送至地地面。（二）

40、、通通风系统统采煤工作作面所需需的新鲜鲜风流，从从采区运运输石门门进入，经经下部车车场、轨轨道上山山、中部部车场，分分成两翼翼经平巷巷、联络络眼、运运输巷到到达工作作面。从从工作面面出来的的污风，经经回风巷巷，右翼翼直接进进入采区区回风石石门，左左翼侧需需经车场场绕道进进入采区区回风石石门。掘进工作作面所需需的风流流，从轨轨道上山山经中部部车场分分两翼送送至平巷巷。在平平巷内由由局部通通风机送送往掘进进工作面面，污风风流则从从运输巷巷经运输输上山回回入采区区回风石石门。采区绞车车房和变变电所所所需的新新鲜风流流是由轨轨道上山山直接供供给的。（三）、运运料和排排矸系统统运料排矸矸采用6600mm

41、m规矩矩的矿车车和平板板车。物物料至下下部车场场经轨道道上山到到上部车车场，然然后经回回风巷送送至采煤煤工作面面，区段段回风巷巷和运输输巷所需需物料，自自轨道上上山经中中部车场场送入。掘进巷道道时所出出的煤和和矸石，利利用矿车车从各平平巷运出出，经轨轨道上山山运至下下部车场场。（四）、供供电系统统高压电缆缆由井底底中央变变电所，经经大巷、采采区运输输石门、下下部车场场、运输输上山至至采区变变电所。经经降压后后的低压压电，由由低压电电缆分别别引向回回采和掘掘进工作作面的附附近的配配电点以以及上山山输送机机、绞车车房等用用电地点点。（五）、压压气和安安全用水水用电掘进岩巷巷时所用用的压气气，采掘掘工作面面、平巷巷以及上上山输送送机转载载点所需需的防尘尘喷雾用用水，分分别由地地面或井井下压气气机房和和地面储储水池以以专用管管路送至至采区用用气用水水地点。二、采区区设备：（一）110#煤煤层和111#煤煤层厚度度及地质质条件差差不多，故故选用相相同设备备。由于100#和111#煤煤层