煤矿斜井设计
第十一章斜井
第一节斜井的结构
一、斜井开拓方式论述
斜井开拓在技术上和经济上要比立井有利的多，具有投资少，速度快、成本低的优点。
近年来，随着矿井集中化、大型化、机械化和自动化程度的不断提高，要求发展连续运输工艺，增大提升能力。国内外许多新建和改扩建的矿井，包括开采深度较深的大型矿井，都趋向于采用斜井开拓方式或斜井—立井综合开拓方式。例如：年产27.5Mt的南非博杰斯普鲁特矿井；年产11Mt的前苏联萨拉姆斯卡亚矿井；年产10Mt的英国塞尔比矿井；年产9Mt山西阳泉三井；年产5Mt的大同四台沟矿井；年产4Mt的大同燕子山矿井等，均为大型斜井或斜井－立井综合开拓方式的矿井。
目前国内外斜井施工仍较多采用钻爆法。国外大断面斜井施工最高月成井达397m（加拿大），国内在小断面掘进中也曾创下单孔月进705.3m的记录。
斜井按用途分类有：提升矿石或煤炭的主斜井；提升矸石、下放材料、设备和行人通风的副斜井；出风和兼作安全出口的斜风井；对特大涌水的矿井，还有专门敷设管路的排水斜井；采用水砂充填处理采空区的矿井还有专门的注砂斜井等。其中主斜井按其提升方式又有矿车单车或串车提升斜井；箕斗提升斜井；胶带运输提升斜井和无极绳提升的斜井；而副斜井作为辅助提升，多为串车提升斜井。
二、斜井结构特点
不同用途的斜井，它们的井口结构、井身结构及井底结构都有所不同。
（一）斜井井口结构
1.斜井井颈结构
斜井井筒和立井井筒一样，自上而下分为井颈、井身和井底三部分。斜井井颈是指接近
地面出口，井壁需要加厚的一段
井筒，由筒壁和壁座组成，井颈
结构形式如图11-1所示。
在冲积层中的斜井，从井口
至坚硬岩石间必须砌碹，并应延
深至坚硬岩石内至少5m，同时
应有防渗水措施。井颈支护应露
出地表以上，并高出当地历史最
高洪水位1m以上。处于地震高
发区的斜井，还应遵守国家颁布
的有关抗震要求对井颈段加固。
为了防止来自井口的火灾蔓延，在主、副斜井的井颈段同样应设金属防火门。对于副斜井，人员安全出口、通风道、暖风道（寒冷地区）以及敷设压风管、排水管和动力、照明电缆用的孔道，均需设于防火门以下的井颈段并与地面接通。
在斜井井颈周围应修筑排水沟，以防地表水流入井筒内。为了使工作人员、机械设备免受风、雨、雪和寒冷空气的侵袭，在井口还应建造与提升设备和提升方式相适应的防护设施。当为串车提升时，则建井口棚；当为胶带输送机运输时，则建胶带走廊；当为箕斗提升时，则建造井楼。
为了使井颈上面构筑物与建筑物的静荷载与动荷载不致直接作用于井颈的筒壁上并消除构筑物和建筑物发生不均匀下沉的可能性，他们的基础不要与井颈的筒壁相连接。
2.斜井井口布置
（1）胶带输送机斜井井口布置
用各种胶带提升的主斜井井口布置均比较单一，往往通过一条胶带机走廊将井口和选煤厂或装车仓连接为一个整体。地面布置紧凑，衔接方便，不需铺设地面井口轨道线路。所以建筑和经营费用省、效率高、占地少、井口布置简单，机械化和自动化程度高。由于使用胶带机运输，井筒倾角不能大于17°。
（2）箕斗斜井井口布置
采用箕斗提升的斜井，其提升容器为斜井箕斗，因而需在地面设置卸载架、井口受煤装
箕斗斜井的井筒倾角一般
在20°～35°之间，个别情况也可
大于35°，井口建筑为井楼。
（3）串车斜井井口布置
采用串车提升的主、副斜井
在井口必须设置一系列的调车
设备和地面轨道线路，使矿车能
够从斜井井筒向井口地面或从
井口地面向井筒的顺利过渡，并
能储存一定数量的空、重车和材
料车等。这部分连接线路是井口
车场的附属部分。井口车场常用的型式有井口平车场和井口甩车场。
（4）斜风井井口布置
斜风井井口部分由井筒、风硐、人行道（兼安全出口）及防爆门组成。为减少通风阻力，风硐与井筒的夹角不宜过大，一般为30°～45°。为减少漏风，人行道与井筒的夹角应尽量大一些，人行道内必须设置能正向和反向开启的风门各两道。在装有主要扇风机的出风井井口，正对井筒风流方向应安装防爆门，其断面不得小于出风井井口断面。图11-3和图11-4是两
3.斜井井口线路设计
（1）斜井井口平车场
平车场的最大优点是，在不增大提升设备能力的前提下，比甩车场具有较大的提升能力和通过能力。所以在设计斜井井口车场时，应首先考虑平车场方案。
串车提升主斜井多为双钩提升，所以井筒内部都铺有双轨线路。串车提升的副斜井一般采用单车提升，故副斜井井筒内多为单车线路。我国矿山一般都采用顺向平车场，并铺设三股轨道与井内线路相连接。车场的中间一股为重车道，设计成下坡，重车升井后借助重力和惯性自动滑行到储车线；两侧为空车道，近井口段线路设计为平坡或下坡，要入井的空车或材料车需用推车机推动入井。也有的矿井平车场采用双股轨道直接与井筒线路连接，地面采用十字渡线道岔或两个对称道岔分车。图11-5为常用的三股道平车场示意图。
1）车场线路布置
从井筒内任何一股道上提出的重车，出井后继续沿着倾斜面向上，使与地面形成一个高差，然后经一竖曲线至车场水平。重车组在车场内通过一组对称道岔的连接系统，进入中间的重车线上，沿下坡自动滑行。空车由两侧的空车线借坡度自动滑行至井口，停于反坡前，挂钩后利用推车机将空车组推入井口，由地面提升机送入井底车场内。
空车线路也可不设反坡，但为防止跑车，必须设阻车器和安全闸。斜井井筒内的两股线路向平车场三股线过渡时，必须以一个道岔组作为连接系统。该连接系统可以铺在平车场的平坡段上，也可以铺在井筒坡度变为小于9°的斜面上，然后接竖曲线过渡到平坡段上。该连接系统可由两个单开道岔和一个对称道岔组成，单开道岔一个为左开，另一个为右开，其线路连接见图11-6a。
另一种应用较多的形式是由三个对称道岔组成的组合道岔系统，其线路连接方式见图11-6b。由于矿车在车场内运行速度不是太快，为避免线路连接系统尺寸过大，造成车场长度增加，一般说来，选用的道岔型号不宜过大，现场多选用3号道岔。图11-7为某矿斜井井口平剖面布置示意图。
2）车场线路坡度
由于影响坡度确定的因素很多，因此设计时多根据经验数据来确定，施工后再根据试验进行调整。
重车线坡度通常设计为两段。重车出井口经竖曲线变平处开始设计一段上坡，以补偿空重车线高差。此段坡度一般较大，可按车场空重车线闭合计算确定。过驼峰后一段重车线，改为下坡，坡度取8～12‰。当自动摘钩时，坡度大可使矿车自动滑行距离远些。若采用不停车人工摘钩时，坡度不宜超过15～20‰。
空车线坡度，当采用推车机或调度绞车时，坡度可取小于10‰的下坡或平坡，以保证空车组自动滑行到井口阻车器前。阻车器至井口一段空车线坡度要求不严，可采用下坡或平坡。空车组进入井内主要利用推车机或调度绞车。为了安全，这一段可设2～3‰的反坡。
3）线路设计计算及各参数确定
线路各参数的确定，应以车场线路布置、提升系统、操车设备、生产安全、操作方便等条件来确定。
a. 提升钢丝绳前仰角的确定
串车提升时，钩头车位于一次变坡点或二次变坡点时，在提升钢丝绳与水平面的夹角，即前仰角的作用下，可能使钩头车绕其后轴向上抬起，使其失去平衡而脱轨。因此，在线路设计中应确定合理的前仰角θ1、θ2，如图11-8所示。
前仰角是根据钩头车竖向稳定条件来确定的，可由力系平衡方程求得。在进行井口平车场线路设计时，前仰角θ1应控制在10°以内，相应的二次坡道角γ取6°30′～8°30′。二次变坡点处前仰角θ2远大于θ1角，但由于即将摘钩，使作用于钩头车的牵引力已很小，前仰角θ2的增大，不会使钩头车失稳，设计中仅需验算θ1即可，θ2和θ3均无需验算。
b．一次变坡点处竖曲线半径R1的确定
由图11-8可知，R1值过大则使L1值相应加大，造成布置上的不合理；R1值过小又会使矿车在竖曲线上运行时变位太快造成不平稳且受到矿车自身结构的限制。根据经验，R1值一般取15～30m之间。
c. 天轮位置的确定
天轮中心至井口的水平距离A值，主要取决于停车线的长度、水平弯道长度及一、二次变坡点之间的距离。即：
A＝L1＋L2＋L3＋L4（11-1）
式中：L1——钩头车中心位于一次变坡点竖曲线前的位置距井口的距离，m；
（11-2）
L——矿车长度，m；
——斜井井筒倾角，度；
——二次坡道角，度；
L2——组合道岔尺寸的长度，m；
L3——二次变坡点处，钩头车位于竖曲线前平道位置距竖曲线另一端的距离，取2～2.5m；
L4——平车场停车线及水平弯道所有的长度之和，一般水平弯道长度为10～15m左右，停车线长度应能容纳不少于两倍的一次提升串车长度。此外从摘挂钩位置到水平弯道还应考虑8～10m摘钩缓冲段。
两个单开道岔与一个对称道岔组成的连接系统可按图11-6a计算。
L2＝L k＋C O＋L D （11-3）
式中：L k——单开道岔长度，m；
C O——插入段长度，一般取C O＝0～3.0m；
L D——对称道岔线路连接长度，其值为
（11-4）——道岔辙岔角，度；
S——双轨轨中距，m；
三个对称道岔组成的连接系统可按图11-6b计算。
(11-5）
这时，为便于道岔连接，轨中距S要适当加大，可取1.9～2.0m。
d）绞车距天轮的水平距离E的确定
当绞车滚筒作单层缠绕时，允许绳偏角≤1°30′；当为二层或三层等多层缠绕时，允许绳偏角控制在1°10′左右。根据最大偏角，即可求出天轮至滚筒的钢丝绳弦长。
（11-6）
（11-7）式中：B1——单个滚筒的宽度，m
——两个滚筒间的距离，m；
S——两个天轮中心的距离，m；
——天轮游动距离，若为固定天轮，=0;
——允许外偏角，度；
——允许内偏角，度；
根据求得的钢丝绳的最小弦长和天轮架设高度，即可求出天轮中心至绞车滚筒中心的水平距离E。
在设计中应注意：摘挂钩地点提升钢丝绳的悬垂点距轨面的高度D值（见图11-8）一般不小于2.8m，以利摘挂钩人员往返通过时的安全；为了不使天轮至绞车间的钢丝绳悬垂过大，天轮至摘挂钩点钢丝绳的长度应大于天轮至绞车间的钢丝绳长度，设计时可按1.5倍考虑。
（2）斜井井口甩车场
甩车场随道岔布置方式、地面运输方向、运输类别及井口地形不同又分为两种，一种是二号道岔向外（远离井筒方向）分岔的弯道式井口甩车场。此种车场因受地形及运输方向的影响，储车线必须布置在地面的弯道上，如图11-9a所示。另一种是二号道岔向里（靠近井筒方向）分岔的直线式井口甩车场。此种车场因受地形及运输方向的限制，甩车场的储车线必须布置在与井筒轴线的投影相平行的方向上，如图11-9b所示。
根据井口标高与地面标高的高差大小，甩车方式可分为两种，即地面一次甩车和地面二次甩车。地面一次甩车，即提出井口的矿车由井口斜坡－桥台一次甩入地面车场水平。二次甩车，即井口标高与地面车场标高高差太大时，为减少一次甩车的时间，采用两套提升设备进行二次甩车。显然两次甩车方式复杂又不经济，因而绝大多数井口都采用一次外甩车方式。
1）车场线路布置
井口甩车场与井下甩车场不同，一般是空车线路布置在斜井筒的一侧。从井下提上来的重车经过桥台上的一号道岔后停车，扳动一号道岔下放重车，并经一号、二号道岔甩入外侧的重车线。在高低道起坡点附近进行重车摘钩和空车挂钩；启动绞车将空车提过二号道岔和一号道岔，再扳动一号道岔，下放空车进入井内。整个线路由一号道岔和二号道岔、储车线以及必要的连接线路组成。
为了减少牵引角对提空车的有害影响，一号道岔常用6号道岔，二号道岔可选用4～5号弹簧道岔。
2）线路坡度
如图11-10所示，重车线的坡度应保证重车组甩入平面后能自动滑行到储车道岔正常轨距处。根据经验，在摘钩处应设一段5～6m的平坡，以利摘钩；平坡之后加大坡度到15～20‰，以提高矿车滑行速度；此后再使坡度变缓到10‰以减轻对前方车辆的撞击；在储车线道岔前的一段距离——约为储车线长度的三分之一，变为平坡；为防止车辆冲击储车道岔，可在此道岔前的一段距离内，设一段20‰的上坡。
空车线调车一般靠电机车顶推，在竖曲线起坡点前的一段线路，其坡度设计成8～10‰的下坡。见图中虚线部分，空、重车线的高差一般应控制在1.0m以内。
3）线路参数确定
井口甩车场的线路设计计算与井下甩车场完全相同，只是在空重车线、储车线路以及桥台等的布置上有所不同。井口甩车场的线路设计见井下甩车场设计部分。
a.桥台
桥台是井口以上的斜台，是为井口甩车场甩车而专门设置的。桥台倾角可以和斜井一致，也可以不一致。一般情况下可做成6°～12°的倾角，其中以7°～9°为宜。桥台的长度，即从井口至天轮间的水平距离L，取决于井口甩车场一号道岔至井口间的水平距离L5～8以及一号道岔至斜井天轮间的水平距离L8～9，详见图11-11。
L＝L5～8＋L8～9（11-8）
为布置井口甩车线，L5～8必须保持一定的水平距离，根据经验，一般为20～30m。一号道岔至天轮间的水平距离L8～9一般为40～50m，并可由下式求得：
L8～9＝L1＋L g＋L r （11-9）
式中：L1——串车提升或下放的一号道岔之上所必须占用的最小长度，其值为：L1＝1.5L c，或
L1＝nL k＋L o（11-10）
L c——串车的长度，m；
n——串车的矿车个数，辆；
L o——矿车长度的富裕值，考虑运送长材料和设备时，需要加大矿车间的连接长度，一般取L o＝1.0m；
L g——提升过卷长度，一般取6～10m；
L r——天轮半径，m；
L k——每辆矿车的长度，m；
一般桥台设计总长度在60～80m之间。
b.储车线
对于井口甩车场，除设置空、重车线外，混合井需设置矸石专运线。矸石专运线可用单开道岔由车场的重车线上分岔，以便单独储存矸石车。作为辅助提升的副斜井井口甩车场还需设置材料车线。材料车线靠近空车线布置，但不宜合用一个道岔，以免空车有时会压住道岔而影响材料车的下放。
储车线的有效长度一般应为1.5～2.0列车长度，有的甚至长达200m。
（二）斜井井身结构
1.斜井井筒断面形状及其布置
斜井井筒的断面形状及支护方式、断面设计方法与巷道相同。但斜井井筒是连接工业场地和井下各开采水平的主要进出口，服务年限长，因此斜井多用混凝土砌碹或料石砌碹支护。
近年来大多数斜井开始采用锚喷支护并取得了相当好的效果，井口明洞部分多为碹体支护结构。
斜井井筒有直墙半圆拱形、切圆拱形、三心拱形及梯形。据统计斜井井筒断面形状95％以上为直墙半圆拱形。
斜井井筒断面布置原则是：设备之间的安全间隙要符合《煤矿安全规程》的要求，保证提升安全可靠；便于设备的检修和维护；满足通风要求和上下人员的安全。
（1）胶带输送机斜井井筒断面布置
在胶带输送机斜井中，井筒内除安设胶带输送机外，还应铺设检修道，以便升降在安装、检修中所需要的设备。有的矿井检修道还兼作提升人员的人车道。
根据胶带输送机、检修道和人行道相对位置的不同，普通胶带机斜井井筒断面有三种布置形式，如图11-12所示。比较三种布置形式可知，图11-12a的布置形式有利于检修输送机和轨道，又便于设备的装卸和撒煤的清理。因此大多数普通胶带机斜井都采用这种布置方式。
普通胶带输送机的单机长度都不超过400m，不能适应长距离大运量的要求。为增加运输距离，可以把几台普通胶带输送机串连使用，但这种加长运距的方式给井筒开凿（增加搭接硐室）、线路维修和操作带来很大不便。目前大型胶带斜井都采用钢绳芯胶带输送机和钢绳牵引胶带输送机，其断面布置方式同图11-12a，单机长度已达12km，最长的已达19.2km。
（2）箕斗斜井井筒断面布置
箕斗斜井均采用双钩提升。箕斗斜井井筒一般不兼作回风井，除布置消防洒水管路和信号、通讯电缆外，一般不布置其它设备。箕斗斜井井筒断面布置较为简单，水沟和人行道布置于同一侧，如图11-13所示。
（3）串车斜井井筒断面布置
串车提升既可作为矿井的辅助提升（副斜井），也可作为中、小型矿井的主提升。在串车提升的斜井井筒中除提绞设备外，一般还设有水沟、人行道、管路和各种电缆。根据轨道、
人行道和水沟及管
路的相对位置的不同，其井筒断面布置有四种方式，如图11-14所示。
图11-14a、b两种布置方式，水沟同管路重迭布置，断面能充分利用。但前者人行道侧的躲避洞被管路挡住，出入时不够安全和方便，而后者管路靠近轨道，发生脱轨或跑车事故时，管路易被撞坏。
图11-14c、d两种方式，是将水沟和管路分别布置在井筒两侧，为了布置水沟和管路，要加宽非人行道一侧的宽度。在实际设计中，考虑到矿井的扩大生产，多将井筒断面尺寸加大，设计中也常采用这两种断面布置方式。
2.斜井井筒装备与设施
根据斜井井筒的用途和生产要求，井筒内除设有提升设备和轨道外，还设有轨道、人行道台阶、扶手、躲避洞和各种管路电缆等。
（1）轨道和道床
斜井井筒轨道型号是根据提升容器的类型、提升速度和提升量确定的。一般串车提升采用15、18、24kg/m的轻轨；箕斗斜井钢轨取33、38、43及50kg/m的重轨。
倾角小于20°的斜井井筒，其道床与一般的水平巷道的道床结构相似，只是因提升容器的不同对道床有不同的要求而已。串车斜井一般采用石渣道床，如提升量大、服务年限长，用固定道床较好。对于提人的串车斜井，要结合人车断绳保险装置的要求确定道床结构。国产CRX型斜井人车断绳保险装置适用于木轨枕、石渣道床，红旗型人车则适用于整体道床。
箕斗斜井，因一次提升量大、提升速度快等原因，不宜采用石渣道床，近年来设计的箕斗斜井多为混凝土整体道床，且效果较好。
胶带输送机斜井均为大型矿井，服务年限较长。为减少生产期间的维修和清理撒煤的工作量，其检修道一般都采用整体道床，并与胶带输送机底板浇筑成一整体。如检修道兼作斜井人车轨道，则应结合人车断绳保险装置的要求考虑道床结构。
一般大、中型矿井的箕斗斜井、胶带输送机斜井以及坡度大于10°、提升速度大于3.5m/s 的串车斜井均可采用整体道床结构。
其结构和扣件的连接形式见图11-15。
与平巷轨道不同，斜井中的轨道由于钢轨自重和提升容器运行时车轮和轨头之间的摩擦和冲击，使钢轨沿井筒的倾斜方向产生很大的下滑力，从而造成线路的损坏或产生严重事故，因此，斜井井筒内轨道防滑是设计中的一个突出问题。
轨道下滑力的大小与斜井筒的倾角、提升速度、提升量、线路铺设质量、操作技术水平及底板岩石的岩性、涌水量等情况密切相关。但井筒倾角大于15°时，铺设轨道时应考虑防滑措施。斜井轨道防滑装置可分为固定钢轨法和固定轨枕法两类。固定钢轨法就是在斜井井筒底板上每隔30～50m设一混凝土防滑底梁和其它固定装置，将钢轨固定在底梁上，达到防止钢轨下滑的目的。固定轨枕法则是将轨枕固定在斜井底板上，钢轨以螺栓或道钉紧固在轨枕上。由于轨道在提升中的震动，它与轨枕的连接固定常产生松动，不仅增加了维修量且不可靠，因此目前多采用固定钢轨法。其固定方法见图11-16。
（2）水沟
为了避免井筒内流水冲刷道床，在斜井筒内应设置水沟。斜井井筒内水沟服务年限长，水流速度快，水沟均以混凝土砌筑。只有当底板岩石坚硬、涌水量在5m3/h以下时，水沟可以不砌筑。
为了将井筒内的水截至斜井一侧的主排水沟内，井筒内每隔30～50m应布置横向斜水沟，其坡度不小于3‰。
在箕斗斜井和胶带输送机斜井中，为减少井底排水和清理工作，应将斜井上部涌水利用水沟直接引至井底车场的主水仓，而不使井筒内的水沟和井底车场内的水沟相通。斜井井筒水沟断面参数与平巷相同，水沟坡度与井筒倾角一致。
（3）人行道台阶与扶手
根据井筒内实际需要和倾角的大小，斜井中应设人行台阶和扶手。一般井筒倾角在7°～15°时仅设扶手，以利在人员行走时抓扶；井筒倾角在15°～30°时设台阶和扶手。台阶用料石或混凝土砌块砌筑，也可以用混凝土浇筑而成。
人行台阶的宽度以不小于600mm为宜，台阶的踏步尺寸以行人方便舒适为准。根据经验，当台阶踏步高度R的两倍加上台阶宽度T为650～700mm时较好。即
2R+T＝650～700mm （11-11）
踏步的高度则根据井筒倾角而定，即
（11-12）
扶手用木料、塑料管、钢管制作均可。扶手安设的高度一般为800～900mm，扶手离井壁之间的距离为60～80mm。
当井筒倾角为30°～45°时，除应安设扶手外还需设置栏杆；当井筒倾角大于45°时，则需设梯子间，以确保上下人员的安全。
（4）井内躲避洞
在串车斜井和箕斗斜井中，《煤矿安全规程》中明确规定，提升时一律不得行人。但在生产实践中，往往要利用提升间隙进行检修。为不延误生产，及时进行检修，同时要确保检修人员的安全，斜井井筒内每隔30～50m必须设置躲避洞。躲避洞在井筒施工期间作为放炮员放炮时的躲避所及小型工具的存放点。躲避洞设在人行道一侧，并尽量避开管路、电缆等，以利人员出入。躲避洞的尺寸不大，一般宽为1.5m，高1.8m，深为1.0～1.2m。
（5）管路和电缆敷设
管路和电缆通常设在副斜井井筒内，以保证检修时不影响主井提升，并且由副井下放材料设备也较主井方便。为了便于安装、检修，管路安设不宜过高。为防腐蚀，通常将排水管安设在专用的混凝土墩上，用扁钢加以固定。压风管和洒水管安设在埋于墙内的槽钢或I字钢悬臂梁上，管路架设要求与平巷相同。
电缆和管路宜分别设在斜井井筒的两侧，若必须设在同一侧时，则电缆应放在管路上方，间隔应大于300mm，悬挂高度应大于提升容器的高度，以减少电缆被撞坏的可能性。
（三）斜井井底结构
对串车斜井而言，井底是指井筒与车场水平的连接部分，对箕斗斜井和胶带输送机斜井而言，井底则是指井底装载水平及井底水窝部分。不同类型的斜井，其井底结构也不一样。
1.斜井井筒与井底车场的连接
（1）箕斗斜井、胶带输送机斜井和车场硐室的连接
箕斗斜井和胶带输送机斜井在车场水平上都没有巷道和它们直接相通，必须通过一组硐室和人行道在车场水平以下和斜井井筒相连。这一组硐室包括翻车机硐室、煤仓、箕斗装载硐室或胶带机装载硐室。这一组各自独立而以煤仓为纽带、相互关联的硐室，在空间又有多种布置形式。图11-17为目前我国常用的三种布置形式。一般可以根据井底车场主井重车线和斜井筒的相对位置来确定。
胶带机斜井井底结构与箕斗斜井不同的只是胶带机斜井的煤仓下口设有给煤机可连续地向胶带输送机上装煤。
若采用钢绳芯胶带机或钢丝绳牵引式胶带机运输时，斜井中只要一条胶带机即可。钢丝绳牵引式胶带机在井底要设钢丝绳拉紧硐室。
（2）串车斜井井筒与井底车场的连接
串车提升斜井，为使矿车从斜井筒顺利地过渡到井底车场水平上，需要在井筒与车场水平之间设置一组完整的轨道线路运输系统，它和井底车场被统称为串车提升车场。
2.斜井井底平车场
串车提升的斜井井筒与井底车场连接处的形式，可以分为三类，即平车场、甩车场和吊桥。当斜井井筒不需要延深时，斜井井筒内轨道线路可以直接经竖曲线过渡到井底车场水平，与井底车场轨道线路相连接，形成平车场。
（1）斜井井底车场的结构
斜井井底平车场的连接形式如图11-18所示。
图11-18a，表示井筒与运输大巷均布置在煤层中，井筒中的轨道落平后进入煤层顶板中，经绕道与煤层大巷中的轨道相连，当煤层倾角较大时可采用此种连接方式。
图11-18b，表示井筒沿煤层开凿至接近井底车场水平时，将倾角变大（但不超过25°）转向煤层底板开凿，并与煤层大巷中的轨道连接。当煤层倾角较小时采用这种连接方式。
图11-18c，表示当井筒沿煤层底板或穿岩开凿至井底后，直接过渡到车场巷道。当井筒距运输大巷较远时采用这种连接方式。
图11-18d，表示井筒开凿到井底水平以后，分两侧与运输大巷轨道相连接，一侧为重车线，另一侧为空车线。当运量较大时采用这种连接方式。为了减少调车时间、增大提升能
力，斜井平车场均采用双道起坡，成高低道的形式。低道为提车线，高道为甩车线，以便使矿车自动滑行。井底平车场线路结构基本形式如图11-19所示。
斜井井筒线路落平后，车场线路（储车线）布置形式视斜井井筒与运输大巷或井底车场相对位置而定。如井筒距大巷较远，利用石门与大巷连接，即采用图11-19a所示的直线式车场。如井筒距大巷较近，或两者均布置在煤层中，则利用图11-19b所示的弯道车场与大巷相连。
（2）斜井井底车场线路布置
斜井井底车场线路布置主要是高低道形式的选择。为了保证矿车能自动滑行和摘挂钩的方便，选择高低道的形式时应使高低道的高差适当，一般不大于0.8m，高低道起坡点间距为1.0m左右。为了满足以上要求，根据高低道变坡的形式和竖曲线半径的变化，高低道的布置有以下几种形式，如图11-20所示。
图11-20a所示为高低道均为一次变坡，两竖曲线半径相同的形式。这种高低道结构形式适用于高低道高差不大而斜井倾角较大的情况。
图11-20b所示为高低道均为一次变坡，而两竖曲线半径不同的形式。这是平车场中最常见的一种高低道形式。
图11-20c所示为高道两次变坡、低道一次变坡的形式。当斜井井筒的倾角较小而需要高低道的高差较大时，宜采用这种结构形式。
图11-20d所示为高道一次变坡、低道两次变坡的形式。这种形式亦适用于井筒倾角较小而高低道高差较大的情况。但是由于低道下扎加大了起坡角，对提升不利，实际中较少应用。
图11-20e所示为高低道均为两次变坡的形式，这种形式的线路设计和施工均比较繁琐，故仅在少数矿井中应用过。
实际选用高低道形式时，可根据井筒倾角β和所要求的高差△H查表选取即可。
（3）井底平车场主要参数选择
井底平车场主要参数包括道岔、竖曲线半径、储车线长度及高低道的坡度。
1）道岔的选择
根据车场线路布置形式，双钩提升平车场选用两个对称道岔；上部为自动分车道岔，下部为弹簧对称道岔，通常选用3号道岔。两道岔间插入直线段的长度不小于一钩串车长度的1.5倍。单钩提升平车场下部选用一个3号对称道岔或4号单开弹簧道岔即可。
2）竖曲线半径的确定
竖曲线半径的大小，要保证矿车通过竖曲线时两相邻车厢不致相碰，并有一定的间隙，便于伸手摘挂钩。一般情况下，竖曲线半径取12m或15m即可。
3）储车线长度的确定
平车场的储车线，可以直接作为斜井井底车场存车线。当运输大巷采用列车运输时，串车斜井的井底平车场的储车线长度应能容纳1.5～2.0列车；当主副井均为串车提升时，且副井担负提升部分煤炭任务时，则主副井平车场储车线应能容纳1.0～1.5列车；对于大型矿井的串车副斜井，储车线的长度应能容纳1.0列车。中、小型矿井的串车副斜井，储车线长度可控制在0.5～1.0列车，但不应小于2～3钩的串车长度。
4）高低道坡度的确定
高低道的坡度，一方面能使空、重车辆沿坡道自动滑行，另一方面还要尽可能使高、低道的最大高差不超过 1.0m，以利摘钩操作。对于辅助提升，因储车线较短，可按自动滑行设计，全长取平均坡度即可。
主提升平车场储车线较长，高低道一般分为两段坡度。靠近起坡点一段线路，长约半列车或两钩串车长度，取自动滑行坡度，坡度约为8～12‰，其余线路坡度适当减少或设3‰左右的流水坡度。
（4）井底平车场的线路计算
井底平车场的线路计算主要是高低道的计算。包括：确定竖曲线的位置，计算高低道各线段长度和起坡点间距，高低道各点标高和最大高差。
高低道形式不同，计算方法也各不相同。具体计算可参照《煤矿矿井采矿设计手册》中的有关公式进行。
3.斜井井底甩车场
需要延深的斜井井筒或有中间提升水平的斜井井筒，井筒与井底车场的连接形式有甩车场和吊桥两种。甩车场也常用在采区的上部、中部以及斜井井口车场中。
（1）甩车场的分类及线路布置形式
甩车场的形式按车场线路系统可分为单道起坡和双道起坡两大类。所谓单道起坡，就是在轨道斜面上只布置单轨线路，到平面后再根据需要布置平面线路。单道起坡的甩车场多用
于采区车场中。斜井井筒提升量相应较大，为减少摘挂钩和调车时间，增大提升能力，斜井甩车场均采用双道起坡。根据提升方式的不同，斜井甩车场可分为单钩提升甩车场和双钩提升甩车场。
1）单钩提升甩车场
单钩提升甩车场，视道岔与连接方式的不同又可分为“道岔－曲线－道岔”双道起坡甩车场和“道岔－道岔”双道起坡甩车场。图11-21所示为“道岔－曲线－道岔”双道起坡甩车场。
其特点是在甩车道岔末端设一段斜面曲线，然后在斜面上再接分车道岔使线路在斜面上变为复线，再用两竖曲线将线路落平到平面上。两道岔间加入一段斜面曲线，使交岔点的跨度和长度减小，从而便于掘进和支护。但这样提升牵引角加大，并且起坡点远离交岔点把钩房，对提升和工人操作都不利。因此这种甩车场仅用于运输量不大的辅助提升。
图11-22为“道岔－道岔”式甩车场，其特点是甩车道岔和分车道岔直接相连，省去了道岔间插入的斜面曲线，从而减少线路平面回转角，使提升、甩车通畅，同时起坡点离交岔点把钩房较近，便于工人摘挂钩操作。根据分车道岔布置及其连接方式不同又有如图11-22中的几种方式。
图11-22a所示为分车道岔的主线连接直线，岔线接曲线，便于与石门储车线相连。
图11-22b所示为分车道岔的岔线接直线，主线接曲线，便于与主要运输巷道的储车线相连。
图11-22c所示为在分车道岔后直接设曲线和储车线相连。如斜井布置在煤层中，储车线也布置在该煤层内或在煤层底板一侧，为使甩车场尽量少进入顶板岩石，可采用这种方式尽快与储车线相连。
2）双钩提升甩车场
双钩提升时，井筒内双轨至甩车场上方一定距离内必须先变为单轨，然后再接分车道岔，因此其甩车场形式与单钩提升时基本相似。根据道岔和线路布置不同，常见的双钩甩车场如图11-23所示。
（2）甩车场线路主要参数确定
甩车场的主要参数有提升牵引角和道岔、平曲线、竖曲线的半径及其位置、甩车场的高低道形式和坡度等。
1）提升牵引角及道岔选择
提升牵引角的大小主要根据矿车稳定性和斜井倾角等提升条件来确定。若矿车轨距大、重心低、牵引高度低、矿车稳定性好，则提升牵引角可大些；井筒倾角小，起钩牵引力和加速度小，则提升牵引角也可大些。反之，提升牵引角应小些。实践证明牵引角控制在10°以内比较理想，最大不宜超过20°。
提升牵引角的大小与甩车场线路布置形式和道岔型号有密切关系。为减小提升牵引角，甩车场与道岔应尽量采用大型号道岔（辙岔角小的），但辙岔角小，交岔点长度增大，对掘进和支护不利。通常可根据提升量的大小及围岩稳定性选用4～6号标准单开道岔。此外为保证行车可靠，还可采用抬高内轨的方法（一般抬高30mm左右），在甩车场设护轨、复轨器、导轨等辅助装置，以防止车辆外倾或脱轨。
2）竖曲线半径及合理位置
竖曲线半径的大小主要应保证矿车过底弯时相邻两矿车上缘有一定间距，便于摘挂钩。在标准设计中，通常1t矿车低道竖曲线半径取9～12m，3t矿车低道竖曲线半径取12～15m。甩车道（高道）竖曲线半径则根据高低道起坡点高差和间距的要求来确定。
竖曲线位置是甩车场设计的关键问题之一。竖曲线的位置决定了摘挂钩点的位置和提升牵引角的大小。一般竖曲线的位置应尽量向分车道岔方向上提，尽可能使起钩点位于牛鼻子交岔点柱墩面附近，但也不要上提过大，要保证起钩点高低道处的矿车之间留有0.3m以上的间隙，以保证正常甩车和摘挂钩的安全。设计中竖曲线的位置应根据井筒倾角、提升牵引角的要求，可以使斜面曲线和竖曲线重合或不重合。若不重合时，可先布置斜面曲线后接竖曲线，也可先布置竖曲线后接斜面曲线。
3）甩车场高低道坡度和高低道形式选择
甩车场的高低道与平车场的类似，其坡度一般按自动滑行进行设计，即高道储车线多设计成8～12‰的坡度；低道储车线设计成7～10‰的坡度。
甩车场储车线的长度设计可参看平车场储车线的确定方法。甩车场高低道形式与井底平车场类似，有以下五种类型，如图11-24所示。
甩车场高低道的形式与井底平车场所不同的是提、甩车线在斜面上便出现了高差△h。其值由下式求得：
（11-13）
式中：——提、甩车线的斜面轨中距，m；
——斜井井筒倾角，度；
——提、甩车线平行线路与井筒内线路在斜面上的夹角。对一次回转的甩车场
，对二次回转的甩车场，度；
——甩车道岔和分车道的辙岔角。
甩车场高低道的形式主要根据井筒的倾角及车场平面线路连接形式来选择，以满足起坡点间距和高差的要求。经验表明，甩车场高道起坡点超前低道起坡点距离0.8～1.2m为宜；高低道最大高差不宜超过1.0m。根据这些要求，一般凭经验选取高低道的结构形式。
（3）甩车场线路计算
通常设计中，首先要确定车场平面线路形式并选择甩车场的各主要参数，凭经验选取高低道形式，然后进行线路计算。线路计算首先要确定竖曲线的位置，然后根据线路连接和线路各段的伪倾角进行线路斜面、平面尺寸计算和标高计算。
由于甩车场有关线路在斜面上就偏离了斜井的中心线而位于“伪倾斜方向”上，所以增加了设计计算的复杂性。在计算中经常要进行倾角、伪倾角、水平投影角之间的角度换算，为简化这种换算，已制成专门的表格供查取。另外，由于所选用的高低道形式和参数不同，确定竖曲线位置的方法不一样，甩车线路计算方法也不同。在设计中可以参考《煤矿矿井采矿设计手册》中的有关计算公式。
（4）甩车场交岔点设计
甩车场交岔点布置在与斜井同一倾角的斜面上，因此又称为斜面交岔点。斜面交岔点的设计原则上与平面交岔点是相同的。根据已知的甩车场巷道和斜井井筒的断面尺寸，以及线路计算数据，即可以进行交岔点设计。
斜面交岔点平面尺寸一般按斜面法进行计算，即按斜面尺寸计算；当竖曲线位于牛鼻子面以上时，则交岔点尺寸按平面法（水平投影尺寸）计算为宜。各类斜面交岔点平面尺寸的计算可参考有关手册中的公式。斜面交岔点断面尺寸的确定方法与平面交岔点相同。斜面交岔点通常采用直墙半圆拱形或三心拱形。为了减少工程量，中间断面随宽度增加拱基线相应降低。但当竖曲线位于交岔点时，由于高低道的影响，中间断面的墙高应按甩车道的标高决定。交岔点的设计亦可按作图法求解。
三、斜井施工特点
由于斜井井筒的倾角从几度到几十度不等，所以其施工方法、施工工艺和施工设备介于立井和平巷之间。
（一）斜井井颈施工特点
斜井井颈的施工方法，应根据地形、表土、岩石的水文地质条件来确定。当在山岳地带开凿斜井井口时，由于表土很薄或仅有岩石风化带，则井颈施工比较简单。只需将井口位置的表土和风化石清除干净，而后按斜井方向、倾角用钻爆法掘进，以临时支护保护施工安全。
斜井的门脸必须以混凝土或坚硬料石砌筑，并
在门脸的顶部修筑横向排水沟，以防汛期山洪涌
入井内，影响施工，危害安全。山岳地带井颈段
形式如图11-25所示。
当斜井口位于平原地区时，一般将井颈段一
定深度内的表土挖出，使井口呈坑状，待明硐砌
完后做好防水、回填土并夯实。人们把这种开挖
的方法称为明槽开挖。若表土中含有薄层流砂且
距地表的深度小于10m时，为确保施工安全，需
将井坑范围扩大，人们把这种开挖的方法称作大
揭盖开挖方式。
明槽挖掘和斜井井口临时支护完成后，视表
土稳定情况，将井筒再向下掘进5～10m，并由下向上进行永久支护，一直砌到井口设计标高。明槽回填后，再进行井颈暗挖段的施工。暗挖段的施工方法主要取决于井筒倾角和表土层的稳定情况。其中稳定表土是指主要由粘土或砂质粘土组成的粘结表土及主要由黄土组成的多孔性表土。稳定表土可采用普通法施工，即风镐挖掘或爆破掘进。
当表土层土质密实、坚固，涌水不大，井筒掘进宽度小于5m时，可采用全断面一次掘进，金属拱形支架作为临时支护，段高取2～4m。当井筒掘进跨度大于5m时，全断面一次掘进有困难，可采用两侧导硐施工法。
当斜井井筒进入风化带后，上部土层逐渐变薄而风化岩层逐渐加厚，在该过渡区段内，采用土、岩分别短段掘砌施工法。即先掘完断面上部土层后，在风化基岩上刷出临时壁座，将部分侧墙和拱顶砌好，然后再掘进断面下部的风化岩石，并补齐剩余的侧墙，这种方法称为先拱后墙短段掘砌施工法。采用该法施工时，段高不超过1m，可以不用临时支护。若土质较差，则仍需两侧导硐施工。当工作面全部进入风化带以后，即可改为全断面掘进，但要打浅眼、少装药、放小炮，严格支护管理，预防片帮、冒顶事故发生。当井颈段表土稳定且
煤矿建设项目施工组织设计
遵义县山盆镇遵沿煤矿技改（15万吨/年）建设工程施工组织设计 编制： 工程师： 矿长： 遵义县山盆镇遵沿煤矿 二〇〇九年五月
目录 第一章编制说明 (4) 第一节编制依据 (4) 第二节编制范围 (4) 第三节编制原则 (4) 第四节遵循的主要规范、标准 (6) 第二章工程概况 (7) 第三章施工布署 (7) 第一节指导思想 (9) 第二节施工目标 (9) 第三节项目管理系统 (9) 第四章施工准备及场区布置 (11) 第五章工程测量 (12) 第一节控制测量 (12) 第二节施工测量 (12) 第三节测量检查.............................................12第六章主要工程的施工方案及方法 (13) 第一节总体施工方案 (13) 第二节地质超前预报.......................................13第七章作业指导书 (16) 第一节爆破 (16) 第二节装岩 (18) 第三节支护……………………………… (18) 第八章施工进度、工期及保证措施 (22) 第一节作业方式 (22) 第二节循环进度及工期 (22)
第三节循环进度及工期 (23) 第九章安全及文明施工保证措施 (25)
第一章编制说明 第一节编制依据 一、贵州兴源煤矿科技有限公司（2008年8月）《遵沿煤矿 （技改）开采方案设计说明书》。 二、贵州兴源煤矿科技有限公司（2008年8月）《遵沿煤矿 （技改）安全专篇》。 三、《煤矿安全规程》、相关检验评定标准、规范及工程相关安全、消防、环保、文物等管理规定。 第二节编制范围 遵沿煤煤矿建设工程所规定的范围。详见投产时井巷工程量表。 第三节编制原则 一、“安全第一”的原则 施工组织设计的编制始终按照技术可靠、措施得力、确保安全的原则确定施工方案，特别是地质构造地段复杂的井巷施工安全。必须在安全措施落实到位，确保万无一失的前提下组织施工。 二、优质高效的原则 加强领导，强化管理，优质高效。根据我们在施工组织设计中明确的质量目标，贯彻执行质量体系标准，积极推广、使用“四新”技术，确保创优规划和质量目标的实现。施工中强化标准化管理，控制成本，降低工程造价。 三、方案优化的原则 科学组织，合理安排。优化施工方案是工程施工管理的行动指南，在施工组织设计编制中，对不同围岩类别的爆破掘进、地质构造地段复杂的处理等关键工序进行多种施工方案的综合比选，在技
放顶煤工作面开采设计说明书
前言 一、概况 察布查尔县联发煤炭开发有限责任公司煤矿位于察布查尔县坎乡东南部，康萨依沟源头，隶属察布查尔县坎乡管辖。井田向北9KM有简易公路与县级公路相连，过卡拉塔姆吊桥，沿县级公路向东行4KM与S216省级公路连通,北西距察布查尔县城约62KM,距伊宁市约68KM,交通较方便。 矿井建于1989年，原生产能力3万t/a，“十五”期间，该矿井被列为新疆煤炭工业“十五”结构调整规划9万t/a改扩建井。2006年开始9万t/a改扩建工程施工，现即将完工验收。 该矿井采用斜井开拓，目前生产水平为+1065m，主要开采8号煤层，采用炮采放顶煤采煤方法，轻型放顶煤液压支架支护。 为了加强放顶煤工作面安全生产管理，减少重大事故发生，根据国家安全监管总局、国家煤矿安监局下发的《关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》（安监总煤行[2008]130号）精神，该矿根据实际情况进行对8号煤层放顶煤工作面进行专项设计。 二、设计依据 1、《关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》（安监总煤行[2008]130号）。
2、《煤矿安全规程》。 3、《煤炭工业小型矿井设计规范》。 4、新疆伊犁703勘查大队于2004年5月提交的《新疆察布查尔县联发煤矿生产地质报告》及评审意见书。 5、该矿井的初步设计等相关文件。 三、指导思想及原则 本设计结合矿井开采技术条件、矿井现有巷道系统、生产系统、生产设备、地面设施等，尽量采用先进开采工艺，提高资源回收率，投资少，见效快，工程量小，力求实用、安全、可靠，加强放顶煤开采的安全管理，遏制重特大事故的发生。 四、应注意的问题 1、该矿井未作煤的力学参数测试，如煤的硬度、单向抗压强度等，建议矿井开采前作煤的相关力学参数，以便更好的掌握放顶煤冒落规律。 2、井田内采空区范围及积水性需要进一步加强勘查，在生产中应做好掘进超前探放水工作，以防突水事故的发生。 3、矿井虽然为低瓦斯矿井，但放顶煤开采增加了瓦斯的涌出，生产中应加强矿井的瓦斯管理工作，严防瓦斯事故发生。 4、矿井煤层易自燃，自然发火期短，生产中应加强工作面防灭火工作。 第一章：井田概况及地质特征
煤矿矿井初步设计和采区设计说明
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
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
煤矿工程施工组织设计
前言 (2) 第一章工程概况 (3) 第一节矿井交通位置 (3) 第二节威信县沟头煤矿扩建工程的工程概况 (3) 第三节矿井地质特征 (6) 第四节沟头煤矿扩建的开拓及主要生产系统 (16) 第二章施工准备 (18) 第一节施工现场布置 (18) 第二节主要施工设备、材料 (19) 第三节施工组织及人员配备 (20) 第三章施工方案 (24) 第一节施工方案编制原则 (25) 第二节巷道的开挖与支护 (25) 第三节施工技术工艺要求 (40) 第四节爆破 (44) 第五节循环作业 (49) 第六节风量计算及综合防尘 (51) 第七节提升、运输系统 (52) 第八节机修、供电及照明系统 (53) 第九节通风 (53) 第十节压风系统 (54) 第十一节排水 (54) 第十二节供水 (55) 第十三节通讯 (56) 第十四节地面工程施工方案 (56) 第四章工程测量及地质工作 (57) 第五章施工进度及工期安排 (59) 第一节作业形式及施工进度安排 (59) 第二节工作面劳动力配备 (60) 第三节加快工期措施及计划 (60) 第六章质量管理与控制 (64) 第一节质量标准 (64) 第二节质量管理组织机构 (65) 第三节工程质量保证措施 (67) 第七章 HSE（健康、安全、环境）管理及控制措施 (78) 第一节 HSE管理组织机构和职责 (78) 第二节健康管理 (80) 第三节安全管理 (81) 第四节冬、雨季及夏季施工措施 (103) 第五节环境保护(文明施工) (104) 第八章合理化建议及新技术、新工艺、新设备应用 (107) 第一节合理化建议 (107) 第二节新技术、新工艺、新设备的应用 (107) 第九章主要单项工程施工组织设计 (105)
8203对拉采煤工作面设计说明书
8203对拉采煤工作面设 计说明书 第一章工作面概况及危险源分析 第一节工作面概况 一、采面概况 工作面位于+214水平东翼+250-+160m标高段，东部以8203E工作面风巷为界，西以8201E工作面风巷为界，南部+230东翼回风巷为界，北部为井田边界。工作面底板标高为+175m，最低标高为+160m，工作面走向长245m，倾向长平均840m，可采面积为205800m2。 该工作面对应地面位置为：羊儿坡、半边街，地表为丘陵地带，无大型建筑物，地面标高在+450-530m之间。 二、煤层赋存情况 煤层走向75-85°之间，倾向345-355°之间，倾角4-6°之间，平均倾角5°。该煤层为复杂结构，以双层结构为主,由2－4个分煤层组成，纯煤厚度0.3－0.67m，由1－3层夹矸组成，夹矸厚度0.04－0.33m。根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析，工作面煤层最大厚度为0.6m，最小厚度为0.3m，平均厚度为 0.45m，煤层厚度基本稳定。 三、地质构造 该工作面地质构造为单斜构造，从揭露出来的巷道及开切眼来看均无断层出现，因此估计该对拉工作面在开采过程中不会遇到断层；只是局部煤层有变薄的现象。 四、顶底板岩性 顶板为黑色、深灰色页状粘土岩,质软,底部含砂质,富有植物化石碎片,煤层与顶板多呈直接接触,个别地段有0.03—0.12m厚的含黑色高炭质粘土岩伪顶与煤层呈过渡接
触,间有微冲刷接触的。 底板为K8与K7煤层相夹的一套沼泽相沉积物灰,以粘土岩为主，间夹0.3m的泥质粉砂岩或细砂岩透镜体,与煤层呈明显接触。 五、水文条件 本矿区位于犍乐煤田东翼，地层产状平缓，出露地层为：上三叠纪须家河组顶部，中下侏罗系沙溪庙组，岩层为碎屑岩类，含水性弱，区类气候温暖潮湿，常年降雨量1668mm，地貌属低山丘陵，矿井主要水源为顶板含水层充水、地表水等，井田水文地质属简单类型。煤层顶板上部有一若含水层，其上部至地表有多层隔水层。在掘进8201E 风巷时，未见顶板有淋水，估计在开采过程中不会受影响。 根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析，预计在开采过程中不会受断层水的影响；该工作面无地质钻孔。工作面在开采过程中的洒水防尘后的积水，水量小，对开采影响小。 六、瓦斯 根据2010年瓦斯鉴定情况，矿井相对瓦斯涌出量为22.14 m3/t，绝对瓦斯涌出量为7.823 m3/min。二氧化碳相对涌出量为5.48 m3/t，绝对涌出量为1.936m3/min，属于高瓦斯矿井。由于该工作面的开采深度增加、规模扩大为普采、相似开采解放层、全部垮落法管理顶板，因此采用统计法进行预测：该工作面绝对瓦斯涌出量为1.3 m3/min，绝对涌出量为0.40 m3/min；同时，该工作面为W型通风，上隅角容易瓦斯超限，通风部门要加强通风管理。 七、地表情况 该工作面地面为荒坡，周围无建筑物和其他设施，不会造成其他影响。 第二节危险源分析及采掘工艺、采面生产能力确定 一、危险源分析 1、顶板 根据8201采煤工作面掘进及回采期间的资料分析，该采面区域地质构造简单，在局部地段可能会有小的褶区，但对巷道施工及回采无大的影响。 在回采过程中经过煤层薄化地段及其顶板破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌出，工作面的液压支柱要加固加牢，对压力增大地点要加密支护，
煤矿排水系统设计说明书
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。
煤矿施工组织设计
三、施工准备工作 1、技术准备工作 A、组织工程技术人员认真学习贯彻《煤矿扩建工程初步设计说明书》、《煤矿扩建工程初步设计安全专编》等有关规程规范。 B、组织工程技术人员和施工单位共同编制单项工程施工作业规程、措施。 C、工程技术人员要保证做好施工图的供应。 D、测量利用原有的测量基点和井筒十字桩及其现有巷道坐标资料。 2、工程准备 A、场地平整 利用现有的工业广场具备施工条件,不需要较大的平整工作。 B、供电 利用矿现有10/变电所，供主扇、绞车、压风机、水泵等电气设备用电。 C、供水 利用矿现有的生活、工业用水。 D、地面排水 地面排水利用现有的地面排水系统。
E、临建设施 利用矿现有的设施，不再建设新的设施。 F、通讯 利用矿现有的程控电话交换机，负责井口、各车间及办公室、井下的通讯联络。 G、测量 利用原有的测量基点和井筒十字桩及其现有巷道坐标资料。 3、物资准备 A、掘进工作面所需要的设备 掘进工作面设备配置表（每个掘进面） 序号设备名称型号主要技术参数 单 位使 用 备 用 合计 1凿岩机YT-28台369 2局部通风机BDJ58-2-型风量210—342m3/min台112 3探水钻TXU-75额定电压660/380v、N=4KW台112
B、掘进工作面所需要的材料
注：各类物资为3个月的需用量。 C、各类辅助材料
4、劳动力准备 A、安全劳动定员 采用“四、六”工作制度，即每天分为四班，每班工作时间为六小时。 本矿井将以"高起点、高标准、高效率、高效益"的设计原则，建成一个技术先进、安全可靠、效益良好的矿井，矿井生产机构设置采用扁平化管理模式。本报告初步确定组织机构基本架构为， 1个采煤队、2个掘进队、1个机电运输队。 井下生产工人工作制度为“四、六”制，地面工人及管理人员工作制度为“三、八”制。劳动定员表见表 矿井劳动定员表
10102综采工作面供电设计说明书
山西吕梁离石金晖荣泰煤业有限公司10102综采工作面供电设计说明书 设计：孟庆保 2011-6-21
10102综采工作面供电设计 （一）综采工作面主要条件 该工作面属于10#煤层一采区，平均煤层厚度3.3m，工作面长度180m,走向长度为1170m，平均倾角3-5度，采用一次采全高采煤工艺，可采最高煤层厚度3.5m。 矿井井下高压采用10KV供电，由采区变电所负责向该综采工作面供电。变电所高压设备采用PBG23-630/10Y型高压隔爆开关，保护选用常州市武进矿用设备厂GZB-ARM-911系列智能型高压数字式综合继电保护装置，采区变电所距综采工作面皮带机头200m。 （二）设备选用 1、工作面设备 采煤机选用山西太重煤机煤矿装备成套有限公司生产的MG300/730-WD型采煤机，其额定功率730KW，其中两台截割主电动机
功率为300KW,额定电压为1140V；两台牵引电机功率为55KW,额定电压为380V;调高泵电机电压1140V，功率20KW。 工作面刮板输送机中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的SGZ764/630型输送机，机头及机尾都采用额定功率为160/315KW的双速电机，额定电压为1140V。 2、顺槽设备 1）破碎机：采用中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的PCM-110型破碎机，其额定功率110KW,额定电压1140V。 2）转载机：采用中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的SZZ764/160型转载机。其额定功率160KW,额定电压1140V。 3）顺槽带式输送机：采用兖州市华泰机械公司制造的DSJ100/63/2*110型输送机（1部），驱动电机额定功率2×110 KW, 4）乳化液泵站：两泵一箱，乳化液泵采用无锡威顺生产的BRW200/31.5型液泵，其额定功率125KW,额定电压1140V。 5）喷雾泵：采用无锡威顺生产的BPW315/6.3型（2台），其额定功率45KW,额定电压1140V。 3、其它设备 （三）工作面移动变电站及配电点位置的确定 工作面电源电压为10kV,来自井下中央变电所。根据用电设备的容量与布置，采用1140V电压等级供电，照明及保护控制电压采用127V。在临时变电所处设置移动变电站，为顺槽皮带机供电；在顺槽
青海煤业集团鱼卡煤矿矿井通风设计说明书(全)
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
矿井施工组织设计完整版
(此文档为word格式，下载后您可任意编辑修改！) 第一章概述 第一节矿井施工组织设计编制依据与原则 一、编制原则 1.执行国家及煤炭建设的方针和经济政策； 2.统筹安排内部与外部；生产与生产服务、生活服务之间的协调建设，通过综合平衡，确定合理建设工期。 3.以矿建为主，全面安排井下与地面、生产与生活的建设顺序，做到“五通一平”先行，环保绿化同步。 4.充分利用时间和空间，在确保安全、质量和经济效益的前提下，合理组织矿井建设全过程的各个环节、各项工作及各个工程项目之间的平行交叉作业和协调建设。 5.以经济效益为中心，突出市场经济和竞争意识，增加时间观念、利息观念和资金周转观念，尽快形成综合生产能力，缩短建设工期。 6.结合矿井建设实际，扬长避短，大胆探索。 7、依靠科技进步，积极采用新技术、新装备、新材料、新工艺。 8、因地制宜、就地取材、降低工程成本。 9、合理利用永久设施建井，减少大临工程‘ 10、积极进行施工准备，缩短施工准备工期。
11、在工作安排上，做到“四个优先安排”即被利用永久工程优先安排，工期长的工程优先安排，安装任务重的工程优先安排，大型工程优先安排；“四个不停”即矿井主要矛盾线上的工程不停，井筒装备时提升不停，井巷交叉施工时运输不停，单位工程开工后不停；“三个缓干”即需要长期维护的煤巷缓干，用作平衡劳动力的工程缓干，建设期间不使用的井下电器设备缓购，力争做到劳动力、施工设备的基本平衡。 二、编制依据 1.批准的地质报告、矿井初步设计及概算。 2.建设单位与有关单位签订的协议。 3.矿井建设的客观条件及现场条件。 4.国家及煤炭工业有关经济技术方面的政策、法令、规程、规范、标准等。 第二节矿井设计概论 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]110号文），批准以山西煤销集团为主体对古交市屯川矿、马兰镇营立矿、古交后沟煤矿、白道煤矿有限公司进行兼并重组整合，整合后企业名称为山西煤销集团古交铂龙煤业有限公司，井田面积5.995km2。开采煤层为02、2、4、8、9号煤层。 矿井保有储量51.61mt，可采储量29.14 mt。矿井设计生产能力为120万吨，矿井服务年限为17.3a。 一、矿井设计方案
井下煤矿掘进工作面爆破设计方案
. 大理州双河煤矿有限责任公司 井下巷道掘进 爆破设计 编制单位:大理州双河煤矿有限责任公司 编制部门:矿井小型机械化项目办公室 编制日期: 2016 年 11 月 25 日
编制人员名单表 审核人员
目录 矿井基本情况 井下巷道爆破环境描述掘进爆破设计目的及要求爆破参数的确定 凿岩工作
一、矿井基本情况 (一)项目名称、所在位置及隶属关系 1、项目名称：大理州双河煤矿有限责任公司双河煤矿机械化改造。 2、所在位置：大理州双河煤矿有限责任公司双河河煤矿（以下简称“双河煤矿）位于大理州剑川县城北西330°方向，直距约10km。地处剑川县东岭区石菜江村境内。 3、隶属关系：该机械化改造工程项目法人为大理州双河煤矿有限责任公司，属民营企业。 (二)项目背景 双河煤矿为大理州双河煤矿有限责任公司的子公司。 双河煤矿为一小型矿山企业，主要经营煤炭开采和销售，现在册职工125人。矿山始建于1965年，前身为国有煤矿，年产量1万吨左右。2006年以后，矿井通过技术改造，逐步完善了生产系统，矿井产量逐年增加，近年产量在4.5万吨左右，云煤行管[2008]23号文件核定生产能力5万t/a，在大理州“十一.五”煤炭资源整合中属单独保留型矿井，拟整合规模9万t/a。双河煤矿于2009年1月申请延续办理了采矿许可证，证号：C03120，有效期十年，自2009年1月至2019年1月。 根据《云南省大理州双河煤矿有限公司双河煤矿资源储量核实报
告》，双河煤矿截至2008年12月，矿界范围内共获资源总量386万吨。保有资源储量218万吨。为进一步规范采掘部署，改进采煤工艺，优化施工组织，充分合理地开发利用资源，确保矿井持续稳定发展，并为认真落实安监总煤行【2010】178号、云工信煤技【2012】614号精神，按照“大力推行小型煤矿机械化改造，淘汰落后生产工艺，提高技术装备水平，提升安全保障能力”的要求，双河煤矿拟在对矿井采掘运系统进行机械化改造。目前项目已经取得开工备案并与2015年6月正式开工建设。 二、井下巷道爆破环境描述 1、工作面位置范围：该掘进工作面位于四平硐下部，距四平硐硐口300m，南以16上山二级的上出口为界，北以四平硐运输平巷为界，西以原16上山二级上部的采空区为界，东以五平硐北三运上部的待采掘区域为界。 工作面走向长度为240m，倾向长度为76m，该煤层属双河南井田C1煤层，含矸1～2层，为简单结构煤层，煤层厚度稳定，变化不大，上层煤在1.2～1.6m，（可采煤层），中间夹矸为0.2～0.8m，下层煤0.2～0.5m，（一般不可采），即：1.4～1.8m，平均厚度1.6m；煤层倾角9～13°，平均倾角11°，为进水平煤层，该煤层属长焰煤，煤质中硬，硬度系数f：2～5、岩石硬度系数f：7～11。 2、掘进目的用途：主要为探明一采区的资源及地质构造情况，解决一采区采掘工作面的通风线路（主要是回风）过长等问题。详见
矿井通风设计说明书
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。
杨岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计说明书
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
矿井建设初步设计说明
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
煤矿工作面设计开采说明书
第一章工作面地质条件 第一部分工作面位置 XX采区采煤工作面位于三采区轨道下山北翼，走向长600米，倾斜长90米，工作面地面标高+700~ +725米，工作面标高+132.2~ +182.5米。 1、地面位置：XX采区回采工作面位于XXX以西700米，地表多为耕地，荒坡，无水体。 2、井下位置及四邻采掘情况：XX采区回采工作面位于三采区轨道下山北翼，上部为xxxx工作面（已回采结束），其余均未开采。 3、回采对地面设施的影响：XX采区工作面回采过程中对地面影响不大。 第二部分地质概况 一、煤层简述： 本工作面设计开采为煤层结构较简单，煤层赋存总体为单斜构造，煤层倾角9°，煤层平均厚度一般0.4~14米，平均厚度5米，局部含碳质泥岩、泥岩，夹矸厚度0.1~0.8米，1~3层，含夹矸较少，结构较简单但煤层厚度变化较大。 二、地质构造： 区内无陷落柱及岩浆岩发育。该工作面顶板较稳定，底板变化大，导致煤层厚度变化较大，该下巷掘进至F8点时曾揭露一条落差°
5275<8正断层，产状07—F3点处揭示F15米的断层。在5～3为 在对其改造中又揭示一条同期沉淀构造，倾向为230°，现均已对其改造。 三、煤层储量： XX采区工作面走向长600m，倾斜长90m，面积为61280.625㎡平均，平均煤厚为5m，煤层工业储量为413644.2T，回采率按90%，可采储量372279.8T。 四、水文： 该工作面地表为丘陵及冲沟，无地表水体。故受地表水之影响很小。其上部的13231采空区内的积水以基本放净，唯标高最低处的3/h15m 左右，下巷里段位处断层边缘，放水孔中有出水现象，水量在掘进时无出水现象，但应该预防因采动引发断层滞后突氺。下巷需留设移动泵坑，F8前需建造环形水仓；合理配备排水设备；发现问题及时处理。 33/min。m m/min，正常涌水量0.35最大涌水量0.～1.5五、煤层顶底板岩性： 1、顶板岩性：工作面直接顶为灰白色中粒石英长石砂岩，厚层状，层面富含云母片，俗称大占砂岩，一般厚度为15～20米。伪顶为碳质泥岩或泥岩较松软，一般厚度为0～1.6米，局部发育，随采随落。 2、底板岩性：直接底为硅质泥岩或泥岩，松软遇水膨胀，容易造成底鼓或使巷道变形，平均厚度为6米。老底为泥灰岩，一般厚度米。4米，平均为5～3为
彬县煤炭有限责任公司下沟煤矿设计说明书
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 ）、
煤矿初步设计
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)