矿井设计刘贵斌.doc

湖 南 科 技 大 学 毕 业 设 计 题 目 一平硐煤矿井下延深设计 学 生 姓 名 刘 文 毅 指 导 教 师 学 院 湖南科技大学 专 业 班 级 采矿本科班 二OO七年十二月 分类号 密级 UDC 编号 湖 南 科 技 大 学 本 科 生 毕 业 设 计 题 目 一平硐煤矿延深设计 学 生 姓 名 刘 文 毅 指 导 教 师 学 院 湖南科技大学 专 业 班 级 采矿本科班 完 成 时 间 2007年12月 湖 南 科 技 大 学 毕业论文（设计）任务书 毕业论文（设计）题目一平硐煤矿延深初步设计 题目类型工程技术研究 题目来源生产实际题 毕业设计时间从 2007.06.28至2007.11.12 一、毕业论文（设计）内容要求 1、设计开采范围一平硐煤矿二水平上山开采（标高100～-50m） 2、设计生产能力30mt/a 3、提交设计文件 a、毕业设计说明书，30000～50000字左右 b、专题设计说明书 c、设计大图四张开拓系统图、采矿方法三视图、通风系统及避灾线路图。 二、主要参考资料 1、中国矿业大学，井巷工程，煤炭工业出版社，1984年； 2、王英敏，煤矿通风与安全，冶金工业出版社，1979年； 3、白杰平，液压传动与采掘机械，煤碳工业出版社，1985年； 4、煤矿安全规程，国家煤矿安全监察局；2001年； 5、中国矿业学院等编，煤矿开采学，煤碳工业出版社，1979年； 6、钱高鸣编，矿山压力及其控制，煤碳工业出版社1983年； 7、赵宏珠编，单体支柱采面顶板压力预测预报，煤碳工业出版社，1988年； 8、赵宏珠编，综采面矿压与液压支架设计，中国矿业学院出版社1987年； 9、煤矿固定机械，煤碳工业出版社，1986年； 10、张荣立等，采矿工程设计手册上、中、下册，煤炭工业出版社，2003年； 三、毕业论文（设计）进度安排表 阶段 阶段名称 阶段内容 起止时间 1 毕业实习 现场实习与收集资料 6.28～7.27 2 译 文 文献检索与翻译 7.28～8.4 3 主体设计 设计、计算、说明书撰写 8.5～9.16 4 专题设计 设计、计算、说明书撰写 9.17～12.28 5 整理装订 大图绘制、文字整理、抄写装订交稿 12.29～12.30 6 答 辩 答辩、评定成绩 指导老师（签名） 时间 教研室（所）主任（签名） 时间 主管院长（签名） 时间 前 言 本水平延深初步设计是根据金竹山实业有限公司一平硐煤矿的地质资料依照矿井开采毕业设计指导书的要求进行编写的，设计注重科学性、实践性、启发性、经济性。 在设计过程中，严格按照采矿工程设计规范、煤矿安全规程和煤矿安全监察条例的要求进行，注重加强基本理论、基本方法和基本技能方面的学习，并注意设计的政策观念、经济观念、安全观念；同时也注重与其它课程的联系，特别是与课本、规程及实践的衔接与配合。 本设计分为十大部分和一个专题设计即矿区概述及井田地质特征、井田开拓方式和开采顺序、矿井基本巷道、采煤方法、矿井提升与运输、矿井通风及安全、矿井排水、动力供应及照明和煤与瓦斯突出矿井瓦斯灾害防治设计专题。设计在内容上以设计原理和设计方法为主线，力求在阐明基础原理的基础上，密切结合矿井的条件，采用先进的开采方法进行开采，解决了设计中的各种主要技术问题。例如在方案中对矿井的开拓方式进行多方案比较后选定；在多目标决策中阐明了井筒位置的确定问题；此外，对某些设计技术课题（如工作面长度等参数的确定），在几种方法中，从不同角度进行了论述。期间曾得到多位老师及单位的领导和师傅的大力支持，他们的辛勤劳动和无私奉献为本设计的按时完成起到了十分重要的作用，在此一并表示最衷心的感谢 设计人刘文毅 2007年11月 目 录 第一部分 矿区概况及井田地质特征15 第二部分 井田开拓方式和开采顺序19 第三部分 矿井基本巷道及建井计划33 第四部分 采煤方法49 第五部分 井下运输及提升61 第六部分 矿井通风与安全79 第七部分 矿井排水83 第八部分 动力供应及照明87 第九部分 工业卫生与环境保护88 第十部分 经济部分92 第一部分 矿区概述及井田地质特征 1．1 矿区概述 一、井田概况 井田位于矿区之西南部，桥头河向斜的西南端，东南翼由第11勘探线起至第一勘探线为界，长2800m；西北翼由第8勘探线至石子岭断层为界，长2600m，井田平均走向长约2700m，宽2750m～3100m。 矿井工业储量为1250.1万吨，可采储量为684.2万吨。-50m水平以上工业储量为465.2万吨，可采储量为233.9万吨；-50m～-180m水平，工业储量为784.9万吨，可采储量为450.3万吨 表1 1 井 田 地 质 储 量 总 表 单位万吨 煤 层 名 称 工业储量 单位万吨 可采储量 单位万吨 2煤 278.9 127.7 3煤 425.6 239.4 4煤 29.5 12.5 5煤 516.1 304.6 合计 1250.1 684.2 矿井工作制度为年工作日300天，每天分三班循环作业，每班工作时间为八小时。 本矿井设计两个生产采区，一个准备采区。每个生产采区布置两块长壁式回采工作面，每个回采工作面的年设计生产能力为7.5万吨。矿井的总生产能力设计为年产30万吨。 矿井的设计服务年限T TZK/AK684.2301.4 16年 式中 ZK矿井可采储量 A矿井生产能力 K储量备用系数,取1.4 按可采储量扣除40的富裕系数计算,矿井服务年限为16年不包括递增递減时间。 二、位置与交通 一平硐煤矿位于湖南省中部，属娄底市所辖的冷水江市金竹山乡境内，矿井中心位于东径11130′～11132′，北纬2736′～2740′之间，东距涟源市22km，西距冷水江市16km。矿井有湘黔铁路和1808，省道自东而西经过矿区，西部有资江河水路，水陆交通、运输极为方便。 图1 1 三、供电及供水 一平硐矿的所有用电都是来自金煤变35/6Kv变电所，该变电所的两趟电源，一趟来自岩口变，全长8Km，线径95mm2，另一趟来自碱厂变，全长7.8 Km，线径70mm2，采用全桥式供电方式。三台变压器的容量均为5000KvA其中一台备用。民用水及工业用水是从三公里外的沙塘湾河用管路引入矿区内。 四、矿区内小煤窑的分布情况 一平硐矿井浅部共分布有十多个小煤窑，这些小窑由于其法定范围内资源已枯竭，绝大部份小窑已超深越界，东南翼的２０８煤矿、金合煤矿，西北翼的昌兴煤矿和水井煤矿的最低开采标高已到100m水平，对一平硐煤矿的安全生产造成很大的威胁。 1．2 井田地质特征 一、井田地质概况 一平硐井田位于金竹山矿区西南端，地层均为石炭系之沉积岩组成，构造形态为一向斜盆地，两翼不对称，东南翼平缓，一般在25以内，西北翼很陡，多呈直立和倒转，褶曲不甚发育，大断裂较稀少。 二、地层描述 井田地层出露均为沉积岩，从新到老为中上石炭系之壶天灰岩梓门桥灰岩测水煤组下石炭系之石磴子灰岩。其中测水煤系为主要含煤地层，分上部不含煤组和下部含煤组，全厚一般为165ｍ。 一壶天灰岩 上部为浅～灰白色，中厚～厚层状灰岩，含矽质及燧石结核，下部为浅灰～灰白色或微红色灰岩，溶洞及喀斯特地形发育。本组厚由850～700m，一般为800m。 二梓门桥灰岩C14 为浅灰色至灰黑色泥质灰岩及灰岩中夹钙质页岩，方解石脉不太发育，顶部色带微红，燧石结核发育。本组厚250～120m，一般为80m。 三测水煤组C13 分上部不含煤段和下部含煤段，全厚一般为165m。 1、不含煤段 C13-b 上部为紫色或灰绿色粘土页岩，常夹砂岩及透镜体灰岩。中部为黑灰色灰岩，其中夹砂岩；下部以灰白色中厚层～厚层状砂岩为主，夹砂质页岩，底为石英砂岩，为本组下限分界标志层，本组厚135～40m，平均85m。 2、含煤段C13-a 上部黑色页岩及砂页岩为主，可采煤层之间夹细粒石英砂岩，含煤七层，其中3、5煤层为主采煤层，2、4煤层为局部可采，1、6、7煤层为不可采，本段厚为140ｍ～35ｍ，平均80ｍ。自上而下划分为砂岩1煤砂岩、砂质泥岩2煤砂岩、砂质泥岩3煤砂质泥岩、石英砂岩4煤石英砂岩、砂质泥岩5煤砂质泥岩、石英砂岩6煤砂质泥岩七煤砂质泥岩。 1、砂岩淡灰色，细粒，中厚层，有时为黑色泥岩夹菱铁矿核。 2、1煤俗名“臭炭”,具条带状结构，为光亮型煤，伪底为泥岩。 砂岩、砂质泥岩上部灰色 层细砂岩,下部为2煤顶板，灰黑色砂质泥岩与微薄层砂岩互层,含大量植物碎屑，厚0～7.56m,一般为1.19m。 3、2煤俗名“薄炭”，具有中、宽条带状结构之半亮型块煤，裂隙面附有白色钙质薄膜，平均厚2.0m。 4、砂岩、砂质泥岩 为2煤底板灰黑色，具有水平层理，层面平滑,含肾状铁质结核及植物化石，厚0～3.39m，一般1.27m。 5、3煤 俗称“红炭”，上部宽条带状光亮型块煤，下部线理状半亮型或半暗型煤，煤层结构复杂，夹矸多为炭质泥岩1～2层。厚0～4.08m一般厚1.6m。 6、砂质泥岩、石英砂岩 上部3煤底板灰黑色砂质泥岩，富含植物化石，厚为0～5.39m，一般厚1.28m; 下部4煤顶板 灰白色薄～中厚层状石英砂岩。 7、4煤 俗称“腰炭”,中宽条带状亮型块煤。 石英砂岩、砂质泥岩 上部为灰白色厚层状石英砂岩，夹煤线；下部为灰黑色砂质泥岩，夹菱铁矿结核，含大量植物碎屑，为5煤层直接顶板，厚0～6.72m，一般1.81m。 8、5煤 俗称“细炭”，粉、粒状沫煤，平均厚1.8m。 9、砂质泥岩、石英砂岩上部灰黑色砂质泥岩，夹B层菱铁矿结核，厚0～5.96m,一般2.17m。 10、6煤 半暗型、暗型粉煤。 11、砂质泥岩 上部灰黑色中～厚层状砂质泥岩,夹菱铁矿结核；中部灰白色厚层状石英砂岩，下部黑色砂质泥岩夹似层状菱铁矿结核。 12、7煤 细、中条带状半亮型煤。 13、砂质泥岩 灰黑色,薄层状具缓波状层理，含少量铁质结核及植物化石。 四石磴子灰岩C12顶部为黑色钙质页岩，底为中厚层～厚层状灰岩，层面平整，常夹钙质页岩，方解石脉发育，厚200100m，一般为150m。 三、地质构造 除在矿井西北翼浅部走向长约1500m的区段中， 地层倾角呈直立和略有倒转外,绝大部分地段地层倾角平缓，均在25以内，一般在20左右。次级褶曲不发育，只局部地方有小褶曲存在，但规模很小，对煤层埋藏没有影响，故不作进一步介绍。 矿井范围内大断层发育稀少，但落差在1～5m内的小断层非常发育，且以正断层为主，对煤层的开采带来很大难度。现将矿井内的主要大断层描述如下 1、石子岭逆断层 位于井田西北翼东北部边界，断层走向大致呈北西，南东60走向，倾角断层走向变化较大，西北端较平缓约60，往东南端逐渐陡达89，一般80，落差最大达到140m，往两端减少，断层倾向北东。断层作为井田东部边界。 2、利人井逆断层 位于井田东南翼第3与12勘探线之间，最大落差约56m ，近于南北走向，断层倾角24，为逆掩断层。 3、时和春断层 位于井田东南翼第1与13勘探线，断层呈北西50走向，倾向北东40，落差约20m 。 1．3 煤层特征 本井田共含煤7层，从上往下编号为1、2、3、4、5、6、7煤层，7层煤平均总厚为5.48m，其中可采煤层平均总厚为5.27m， 1、6、7煤层为不可采煤层，2、4煤层为局部可采，3、5煤层为本井田主采煤层。煤层特征见表1２ 一、煤层对比 井田含煤地层的岩性，岩相和厚度较稳定，在井田范围内煤层及其顶底板岩层岩性基本一致且较稳定，煤层对比简单可靠。 一、直接对比法 1、煤层厚度特征 3、5煤层为主要可采煤层，厚度为12.9～0m ，4煤层为局部可采，厚度为2.37～0m，1、6、7煤层为不可采，厚度为1.04～0m。 2、煤岩特征 2、3、4煤层为条带状结构，贝壳状或参差状断口，硬度大、块煤为主，煤岩类型为亮型。1、5、6、7煤层为重胶结状形成团块状，土状断口，粉末煤为主，煤岩类型为亮型及半亮型为主要组成。 3、镜下鉴定 1、2煤显微结构上，主要是均一结构，次为粒状结构;在镜下呈块状或宽条带状，表面均匀干净的凝胶化基质体形成。 2、 3煤显微结构为条带状结构，是由凝胶化基质体结构镜煤，木煤、木煤半丝炭，不透明基质类相互排列组成。 3、5煤显微结构为凝胶化基质体占主要，呈宽条状和均匀块状，其粒状结构为突出的特征。 4、煤的化学成份 2煤含硫量高，含量为1～2，属中硫煤，其它各可采煤层含硫均小于1，均属低硫煤。 二间接对比法 标志层及物性特征自上而下为 1煤层顶板有石英砾岩标志层的控制，煤层中夹大量的黄铁矿结核，均为突出的标志，对比十分可靠。 2煤层煤层一般较薄，以薄层状块煤为主，故有薄炭之称，但西北翼局部地段则以粉沫煤为主，煤层层面及节理面常附有大量方解石薄膜，故颜色黑中发白，贝壳状断口清晰，煤岩以亮煤型为主，均一结构组份以镜质组含量最多，角质罕见异常。煤层顶板之薄层状砂岩等均为对比主要依据，此薄层砂岩之上的1煤及明显可靠的石英砾岩亦为重要依据。 3煤层 全区发育，煤层反射色呈红色，较为特殊，为本煤独有特征，煤层结构一般比其它煤层复杂，煤层顶板植物化石丰富并夹豆状之菱铁矿小结核体，为一般煤层少见，煤层以块煤为主，但西北翼局部地段则变粉沫煤为主，具平整或贝壳状断口，条带状结构，是容易识别的，对比可靠。 4煤层 仅局限于东南翼发育，煤层夹于3、5煤层间之砂岩组中，砂岩节理发育且易破碎特点，有别于其它煤层之所夹砂岩，亦可依附顶底3、5煤层确定层位。 5煤层 以粉沫煤为主，煤层全区发育而厚，土状断断口明显，粒状结构突出，滑面特多。 6煤层 顶底板均受A、B两层菱铁矿的约束，所处层位明显，对比可靠。 7煤层 位于煤系最底部分，顶板为A层菱铁矿层所控制，底板为石磴子灰岩之钙质面岩，所处层位明显，对比可靠。 表1２ 煤层特征表 成煤时代 煤层名称 厚度m 两极值 倾角 容重t/m 煤层结构 层 间 距m 煤层 稳定性 围 岩 夹矸层数 矸度m 平均 顶板 底板 平均 测水组含煤段 2 01.6 1 24 1.45 ∕ ∕ 16 较稳定 砂岩 砂质泥岩 3 0.52.5 1.8 24 1.40 1 0.3～0.5 24 较稳定 砂质泥岩 砂质泥岩 4 01.7 1.1 24 1.40 ∕ ∕ 45 较稳定 砂岩 砂岩 5 03.5 2.0 24 1.30 ∕ ∕ 较稳定 砂质泥岩 砂质泥岩 二、煤质 本井田各煤层精煤挥发份均小于10，为低～中灰份,低硫、低磷的优质无烟煤，原煤的发热量为5200大卡千克左右。 三、煤尘及自燃情况 根据各煤层的煤尘爆炸性指数的计算，各煤层爆炸性指数分别为2煤8.0，3煤7.6，4煤7.3，5煤6.0，均小于10，煤尘无爆炸危险。据1992年11月20日煤炭科学院抚顺分院煤炭自燃倾向鉴定报告，本矿井各可采煤层自燃性倾向属三类不易自燃。矿井开采至今没有发生过煤层自燃现象。 四、瓦斯及水文地质 一、 深部瓦斯涌出量计算 根据一水平开采情况及有关资料得出一水平100m的相对瓦斯涌出量为8.48m3/td，瓦斯梯度为5.98 m3/百米，预计深部数据如表1３ 表1３ 瓦斯涌出量表 水平m 预计相对瓦斯涌出量m3/td 瓦斯梯度m3/百米 100m 8.48 5.98 -50m 17.45 5.98 -180m 25.23 二 水文地质 1、井田内各岩层水文情况简述 1、主要含水层 金竹山矿区一平硐矿井田内含水层有五层，由新到老为中上石炭纪壶天灰岩下石炭纪梓门桥灰岩测水煤系之不含煤组石英砂砾岩含煤组砂岩及石磴子灰岩。前二个属溶洞及溶洞裂隙含水层，含水性中等，距煤层较远，第三、四层为裂隙含水层，含水性弱，直接位于煤层上下，对煤层充水密切，但影响不大。第五层为弱含水层，对煤层充水无影响。 2 主要隔水层 a、不含煤组上部主要为不含煤组中上部，紫红色页岩及泥质灰岩，夹薄层砂页岩。全厚39.17m～113.33m,区内发育稳定,层理清晰,此为煤系与梓门桥灰岩之间之稳定隔水层。 b、含煤组下部于3煤层以下至石磴子灰岩顶部，岩性为A、B层菱铁矿，砂质页岩，时夹薄层砂岩及钙质页岩，裂隙不发育，页理清晰，全厚42m，属隔水层。 2、矿井充水水源 该区内主要充水水源为大气降水、地表水、老窿水、采空区积水、不含煤段砂砾岩水、含煤段砂岩水，大气降水、地表水通过小窑、采空区渗入到井下，成为矿坑充水的一个重要原因，浅部的老窑水、上覆采空区积水也是矿坑充水的一个来源，但是，随着开采深度的增加，矿井涌水量受浅部小窑水、大气降水、地表水的影响逐渐减少。 3、矿井充水方式 矿井充水方式一般以突水、淋水两种方式出现，突水常出现在井下采掘工作面贯穿上覆采空区积水，对矿井开采和人身安全有较大的影响；淋水常出现在上覆采空区的疏干地段或顶部砂岩的裂隙带地段，对煤层开采影响不大。 4、矿井充水途径 矿井充水途径一般有三种1、通过断裂带导水；2、通过顶板裂隙带导水；3、人为因素。 5、矿井涌水量 根据地质报告提供的资料，二水平涌水量如下最大涌水量 939m3/h,最小涌水量329.46m3/h,正常涌水量742m3/h。 第二部分 井田开拓方式和开采顺序 采用斜井单水平上下山开拓方式，设主斜井和副斜井为主要提升井和进风井，全部布置在5煤层底板石磴子灰岩内。 一、井筒位置 主、副井布置在10勘探线附近，距东南翼边界2.64公里，距西北翼边界2.76公里，井筒两翼的储量基本平衡。各采区单独布置回风斜井，采用分区式通风。 二、水平划分及阶段垂高的确定 本矿区可采煤层为四层，倾角平均为24，斜长为1325 m，划分为二个水平一水平已开采完毕；现设计的二水平为100-180m，其垂高为280m。 三、预定方案 方案一采用立井上下山开拓，井筒设在井田中部，垂直向下开设一对立井，掘至-50m标高时，布置井底车场。如图21。 图2-1 立井开拓剖面示意图 方案二采用斜井上下山开拓，井筒设在井田中部，沿5煤底板开设一对斜井，掘至-50m标高时，布置井底车场。如图2-2 图2-2 斜井开拓剖面示意图 方案三、采用反斜井上下山开拓，井筒布置在井田中部，从煤层的顶板向煤层底板方向开设一对斜井，掘进5煤底板-50m标高时，布置井底车场。如图2-3 图2-3 反斜井开拓剖面示意图 四、方案比较 1、 技术比较见表21 表21 方案比较表 适 应 条 件 优 点 缺 点 方案一 1、煤层埋藏较深，表土层较厚。 2、水文地质条件复杂，需要采用特殊方法施工。 1、不受瓦斯水文等自然条件的限制，能通过复杂的地质条件。 2、减小延伸水平的石门工程量。 1、立井施工难度大，进度慢。 ２、增加辅助人员，增加车场和绞车硐室的工程量。 方案二 煤层埋藏较浅。 表土层不厚。 井田水文地质简单，涌水量小。 缓斜及倾斜煤层。 井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，井筒装备，井底车场简单，提升设备型号小，初期投资少，见效快。 1、井筒长，维护费用高。 2、提升能力小，速度低。 3、通风、排水阻力大。 4、当表土层富含冲积层或流沙层时，斜井井筒掘进技术复杂，有时难以通过。 方案三 当受井上下条件限制，可采用反斜井开拓。 能避开一些特殊地段。 1、井筒穿煤层布置，压煤面积大。 2、另具有斜井开拓的一切缺点。 方案三反斜井开拓与斜井开拓比较，增加了压煤的面积，同时增大石门工程量，因此否定反斜井开拓。 方案一和方案二均适合本矿井地质条件，技术上可行，且难以明显比较技术上的优劣，因此需进一步作经济比较。 2、经济比较 1、两方案中各采区均布置有三条采区上山，且这些上山的开掘单价近似相同，在全井田中采区上山的总开掘长度相同，即两方案的采区上山总开掘费用近似相同，故不对比计算。另外，采区上、下部车场数目两方案基本相同，基建费差别很小，故未予计算。 2、两方案运输大巷长度和单价基本相同，故不作比较。 3、总回风巷和回风井是利用一水平的巷道，不列入比较。 4、井筒、井底车场、主石门布置在坚硬的石磴子灰岩中，维护费用低，不作比较。 5、各采区区段基本相同，故不作比较。 6、辅助运输费用均按占运输费用的20进行估算。 7、因两方案各水平垂高一致，故排水扬程相同，即排水费用相同，不作比较。 8、对方案一和方案二的建井工程量、基建费用进行经济比较，结果如表22 表22 建 井 工 程 量 表 项目 方案一 方案二 主井井筒∕m 31020 801 副井井筒∕m 3105 801 井底车场∕m 500 10050 主石门∕m 295 335 表23 基 建 费 用 表 项目 方 案 二 方 案 三 工程量 m 单价 元 费用 万元 工程量 m 单价 元 费用 万元 主井井筒 330 30000 990 801 5000 400 副井井筒 315 30000 945 801 5000 400 井底车场 500 2000 100 150 2000 30 主石门 259 2000 52 335 2000 67 合计 2087 897 从前述技术经济比较结果来看，方案三初期投资省，见效快。决定采用方案三，即矿井采用斜井单水平上、下山开采，100m～-50m水平为上山开采，阶段内沿走向划分为3个采区，采区走向长度800m，每个采区布置一条轨道上山，一条回风上山,一条人行上山。采区内沿倾向划分为5个区 段。-50m～-180m水平为下山开采。 五、井筒特征 设计主、副斜井作为进风井，每个采区设计一条斜井作回风井，采用分区式通风。井筒特征见表24。 表24 井 筒 特 征 表 井筒名称 井口中心座标 井 口 标 高 井 筒 斜 长 m 井 筒 方 位 度 井 筒 倾角 度 经 度 m 纬 度 m 主斜井 37550954.431 3056292.132 250 801 34 22 副斜井 37550894.334 3056200.213 250 801 38 22 开采顺序 井田内采用前进式布置采区,即从井田中央块段到边界块段顺序开采,先开采井田中央井筒附近的采区,以利于减少初期工程量及初期投资,使矿井尽快投产。 采区内采用后退式开采。按从采区边界向采区上山方向开采，采到停采线再搬家至另一侧。 第三部分 矿井基本巷道 3．1 井 筒 一、主斜井断面设计 1、支护材料及其规格 支护材料包括锚杆、金属网、混凝土。金属网采用废旧钢丝绳或直径8mm的钢筋，编织成200200规格的网格。锚杆采用1.6m长、直径16mm的螺纹钢。混凝土比例为河沙卵石∶水泥2∶2∶1。喷射拱顶时卵石适当减少，锚杆采用菱形布置，其间距为800mm。喷体厚度为100 mm,锚杆外露长度有垫板时不大于100 mm，无垫板的不大于50 mm。 2、断面尺寸 1、巷道净宽B 运输设备最大宽度为1054mm，最高高度h1550mm，根据规程取行人道宽c840mm，非行人道宽a400mm，双轨中心距b1300mm。 故巷道净宽度 Ba1bc14001054/213001054/28403600mm。 2、巷道拱高h0 因是半圆拱巷道，故h0B/21800mm 半圆拱半径R h01800mm 3、巷道壁高h3 因主斜井不铺设管线，故只按行人要求确定h3 hb道渣高度,hb180mm 考虑一定的余量,确定巷道壁高h31400mm,则巷道净高H h3- hbh01400-18018003020mm，取H3000mm。 4、巷道净断面积S S3.60.392.61.29.37m2 H2h3-hb1400-2001200mm 5、道床及轨道参数 根据巷道通过的运输设备，选用22kg/m钢轨，轨距600mm,其道床参数hc、hb分别为320mm和180mm,ha320-180140mm，采用钢筋混凝土轨枕，间距700mm。 3、巷道内水沟布置在人行道一侧，其规格为宽度深度400mm400mm。 4、设计断面图见图31 二、副斜井断面设计 1、副斜井筒断面形状及支护方式与主斜井井筒相同。 2、支护材料及材料规格与主斜井井筒相同。 3、断面尺寸 1、巷道净宽B， B4001200/213001200/28403800mm 2、巷道拱高h0 h0B/23800/21900mm 半径Rh01900mm 3、巷道壁高h3 a、按管道装设要求确定h3 h5渣面至管子底高度,按规程取h51800mm h7管子悬件总高度h7900mm D压气管法兰直径D335mm b2轨道中心线与巷道中线间距b21900-840-600460mm hb道渣高度hb180mm b、按人行高度要求确定h3 j≥100mm,一般取j200mm 取a、b最大值确定h31100mm,考虑一定的余量，确定巷道壁高为h31320mm,则巷道净高Hh3-hbh01320-18019003040mm 4、巷道净断面积 S3.80.393.81.149.96m2 式中1140mm为渣面起巷道壁高,h2h3-hb1320-1801140mm 5、道床及轨道参数 根据巷道通过的运输设备，选用22kg/m钢轨，其道床参数hc、hb分别为320mm和180mm，ha320-180140mm采用钢筋混凝土轨枕，间距为700mm。 4、巷道内水沟和管线布置水沟布置在人行道一侧，其规格为宽度深度400mm400mm。 管子悬挂在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通讯电缆挂在管子上方300mm左右。 5、断面设计图见图32 三、回风井井筒和回风大巷的断面设计 利用一水平的回风井井筒和主要运输大巷作为设计水平的回风井筒和回风大巷。 四、-50m主石门的断面与主斜井井筒的断面相同。 五、井筒的风速校核 1、煤矿安全规程规定主要进回风巷道最高风速不得超过8m/s。 2、风量估算本矿井属煤与瓦斯突出矿井，因此应根据瓦斯的涌出量来计算矿井的通风量。根据煤矿矿井采矿设计手册，煤与瓦斯突出矿井在计算风量时，必须使总回风流中瓦斯浓度不超过0.75，同时日产一吨煤矿井所需风量不少于2m3/min，本矿井设计日生产能力为1000吨，故矿井所需风量为Q100022000m3/min34m3/s 3、风速校核 1、主、斜井及-50m主石门V主34/9.373.63m/s＜8m/s 2、副斜井 V副34/9.963.41m/s＜8m/s，经风速校核，井筒断面设计合理，能够满足通风要求。 六、井筒断面特征及其材料消耗 1、井筒断面特征 表31 井筒断面特征表 井 筒 名 称 围 岩 类 别 断面积m2 设计掘进尺寸mm 喷 体 厚 度 mm 锚杆mm 净 周 长 m 净 设计掘进 宽 高 型式 外露方式 排列方式 间排距 锚 杆 长 直 径 主 井 Ⅲ 9.37 11.39 3900 3330 150 罗纹钢筋 无垫板50有垫板100 菱形 800 1600 16 11.65 副 井 Ⅲ 9.96 11.96 4100 3330 150 800 1600 16 12.4 主石门 Ⅲ 9.37 11.39 3900 3330 150 800 1600 16 11.65 2、井巷每米工程量及材料消耗 表32 井巷每米工程量及材料消耗表 井 筒 名 称 围 岩 类 别 计算掘进工程量m3 锚杆数量根 材 料 消 耗 粉刷面积m2 巷道 墙脚 喷射材料m3 锚杆钢筋kg 主井 Ⅲ 12.07 0.045 14 1.33 34.7 8.80 副井 Ⅲ 12.65 0.045 14 1.36 35.2 8.95 主石门 Ⅲ 12.07 0.045 14 1.33 34.7 8.80 图33 主斜井施工断面图 图3-4 副斜井施工断面图 3．2 主要开拓巷道 主要开拓巷道包括水平运输大巷和采区石门，均采用直墙半圆拱形断面，锚、喷、网支护。 一、水平运输大巷 1、锚杆采用1.4～1.6m长，直径14mm的螺纹钢，间距为800mm，喷体厚度100mm，锚杆外露长度与前述相同。 2、断面尺寸 运输大巷采用XK8－6／110A蓄电池电机车牵引1t矿车运输，大巷布置单轨，轨距600mm，巷内最大运输设备电机车宽A1＝1054mm，高h＝1550mm。 1、巷道净宽B 取行人道宽c950mm, 非行人道一侧宽a550mm,故巷道净宽度B＝9505501054＝2554mm。 2、巷道拱高h0 h0B/22600/21300mm 半圆拱半径R＝h01300mm 3、巷道壁高h3 a、装设要求确定h3 b、按人行高度要求确定h3 取a、b最大值确定h31600mm 则巷道净高度Hh3-hbh01600-20013002700mm 4、巷道净断面积S S2.60.392.61.426.59㎡ 式中1420 mm为渣面起巷道壁高，h2h3-hb1600-1801420mm 5、道床及轨道参数 选用18kg/m钢轨，轨距600 mm，其道床参数hc、hb分别为320㎜和180 mm，ha320-180140 mm，采用钢筋混凝土轨枕，间距700 mm。 6、巷道内水沟和管线布置 已知巷道内最大涌水量为156m3/h采用水沟坡度3‰，查表得水沟宽400 mm，水沟深400 mm，水沟净断面积0.160㎡，布置在人行道一侧。 管子悬挂在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通讯电挂在管子上方300 mm左右。 3、水平运输大巷设计断面图见图35。 二、采区石门 采区石门只是为一个采区服务，根据采矿工程设计手册选取巷道净宽为2400mm，净高2400 mm，拱高h01200 mm壁高h31400mm，巷道净断面积S5.13㎡。断面形状、支护方式、支护材料及其规格与回风大巷相同。采区石门设计断面图见图36。 三、风速校核 根据煤矿安全规程要求，主要回风巷最高风速不超过8m/ｓ，采区进、回风道最高风速不超过6ｍ/ｓ。 1、运输大巷 V134/6.595.16ｍ/ｓ＜8ｍ/ｓ 2、采区石门 以最多风量的一个采区计算，即Q采石1680m3/min28m3/s V采石