采礦工程畢業(yè)設計（論文）-淮南礦業(yè)集團顧橋礦初步設計【全套圖紙】

1、<p><b>　　前 言</b></p><p>　　采礦畢業(yè)設計是采礦專業(yè)全部教學進程中的最后一個環(huán)節(jié)。它是我們在完成本專業(yè)教學計劃規(guī)定的學習內容之后，通過綜合運用各學科的理論知識，根據(jù)某一礦井的實際情況,對其進行的系統(tǒng)化設計，這對提高我們理論分析和解決采礦工程技術問題的能力有著現(xiàn)實的實踐意義，所以這也是采礦專業(yè)的核心。</p><p>　　設計是在我

2、們搜集、整理和運用資料的基礎上，通過貫徹執(zhí)行《礦產(chǎn)資源法》、《煤炭法》、《煤炭工業(yè)技術政策》、《煤礦安全規(guī)程》、《煤炭工業(yè)礦業(yè)設計規(guī)范》之后，再進行井田開拓、準備方式及采煤方法的選擇和礦山運輸、提升、排水及通風的設計計算。所有這些都能培養(yǎng)我們分析問題、解決問題的綜合能力和撰寫技術文件、繪制工程圖件的基本技能。</p><p>　　衷心感謝院領導和采礦教研室的老師的幫助和輔導，尤其要感謝我的導師——郭保華老師，在這

3、三個月里，正是他認真、耐心、詳細的輔導，才使我能按時、按質的完成畢業(yè)設計。</p><p>　　由于本人知識水平和知識范圍的限制，設計中難免有不當和錯誤之處，懇請批評指正。</p><p><b>　　摘 要</b></p><p>　　本設計是根據(jù)安徽省淮南礦業(yè)集團顧橋礦井的實際情況進行的初步設計。設計的井田面積為23平方公里，礦井年產(chǎn)90

4、萬噸，井田內煤層賦層較深，傾角較小，平均厚3.1m，地質結構簡單，瓦斯涌出量相對較大，煤層有自然發(fā)火傾向，礦井涌水量大。</p><p>　　設計采用立井單水平暗斜井開采的開拓方式，采用條帶式準備方式，采用傾斜長壁采煤方法，綜合機械化的回采工藝，主要對礦井開拓方式、準備方式、采煤方法進行了初步設計，對礦井運輸、通風、排水等生產(chǎn)系統(tǒng)進行了設備選型計算，對礦井各個生產(chǎn)系統(tǒng)的生產(chǎn)過程進行了描述，并對礦井各個生產(chǎn)系統(tǒng)和各

5、生產(chǎn)環(huán)節(jié)之間的相互聯(lián)系和制約關系進行了有關說明。在設計過程中，盡量采用先進的技術和設備，提高礦井的機械化裝備水平和生產(chǎn)效率。</p><p>　　關鍵詞：開拓方式 準備方式 采煤方法 機械化 </p><p>　　全套圖紙，加153893706</p><p><b>　　ABSTRACT</b></p><p>

6、;　　The designation is based on actual situation of Gu Qiao pit of the Huainan Mining Group in An hui for the the preliminary design. There are 23 square kilometres of well field area and 900,000 tons of coal annually to

7、be designed, whose coal bed gives deeper layer and inclination is smaller, the average thick is about 3.1m, geological structure is simple, the volume of gas poures out relatively larger, coal bed has natural fireing ten

8、dency, pit has large amount of water. </p><p>　　The designation uses Lijin open secret inclined shaft mining method and belt-ready way. In addition to using skewed towards long walland methods, integrating m

9、echanized stoping techniques, That is the main way to open up the pit, preparing forms, coal mining methods for preliminary design. As well as transport, ventilation, drainage systems and other production equipment model

10、s calculated to pit various production systems described in the production process, Besides, I want to describe various p</p><p>　　Keywords: explore ways preparation ways coal mining methods</p>

11、<p>　　mechanization</p><p><b>　　目 錄</b></p><p>　　第一章 礦井概況及井田地質特征1</p><p>　　第一節(jié) 礦井概況1</p><p><b>　　一、位置與交通1</b></p><p><

12、;b>　　二、地形與河流1</b></p><p><b>　　三、氣候與氣象2</b></p><p><b>　　四、地震2</b></p><p>　　第二節(jié) 地質特征2</p><p><b>　　一、地層2</b></p>

13、<p><b>　　二、構造2</b></p><p><b>　　三、煤系及煤層3</b></p><p><b>　　四、煤質3</b></p><p><b>　　五、水文地質3</b></p><p>　　六、其它開采技術條件1

14、0</p><p>　　第三節(jié) 勘探程度與建議13</p><p>　　一、勘探程度評述13</p><p><b>　　二、建議13</b></p><p>　　第二章 礦井儲量、年產(chǎn)量及服務年限15</p><p>　　第一節(jié) 井田境界15</p><p&g

15、t;<b>　　一、井田境界15</b></p><p><b>　　二、工業(yè)指標15</b></p><p>　　第二節(jié) 井田儲量15</p><p>　　一、礦井工業(yè)儲量15</p><p>　　二、礦井設計儲量16</p><p>　　三、礦井設計可采儲量

16、17</p><p>　　第三節(jié) 礦井年產(chǎn)量及服務年限19</p><p>　　一、礦井工作制度19</p><p>　　二、礦井設計生產(chǎn)能力19</p><p>　　第三章 井田開拓21</p><p>　　第一節(jié) 概述21</p><p>　　第二節(jié) 井田開拓21<

17、/p><p><b>　　一、提出方案21</b></p><p><b>　　二、方案比較22</b></p><p>　　第三節(jié) 井筒特征25</p><p>　　一、井筒斷面尺寸25</p><p>　　二、井壁的支護材料及井壁厚度27</p>&

18、lt;p><b>　　三、井筒深度27</b></p><p>　　第四節(jié) 井底車場29</p><p>　　一、井底車場形式的選擇29</p><p>　　二、線路總平面布置29</p><p>　　三、井底車場通過能力計算36</p><p>　　四、確定井底車場主要巷道斷面

19、38</p><p>　　五、井底車場硐室38</p><p><b>　　六、其他硐室40</b></p><p>　　第五節(jié) 開采順序及帶區(qū)、采煤工作面的配置40</p><p><b>　　一、開采順序40</b></p><p>　　二、保證年產(chǎn)量的同采采

20、區(qū)數(shù)和工作面數(shù)41</p><p>　　第六節(jié) 井巷工程和建井工期43</p><p>　　第四章 采煤方法47</p><p>　　第一節(jié) 采煤方法的選擇47</p><p>　　第二節(jié) 帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)48</p><p>　　一、帶區(qū)斜長的確定48</p><p>

21、;<b>　　二、煤柱尺寸48</b></p><p><b>　　三、巷道布置48</b></p><p>　　四、帶區(qū)斜巷的布置48</p><p>　　五、帶區(qū)聯(lián)絡巷道及下部車場49</p><p><b>　　六、帶區(qū)硐室49</b></p>&

22、lt;p>　　七、帶區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)50</p><p>　　第三節(jié) 回采工藝設計50</p><p><b>　　一、概述50</b></p><p>　　二、綜采工作面回采工藝設計52</p><p>　　第五章 礦井運輸、提升及排水61</p><p>　　第一節(jié) 礦井運輸

23、61</p><p>　　一、井下運輸系統(tǒng)和運輸方式的確定61</p><p>　　二、帶區(qū)運輸設備的選型62</p><p>　　第二節(jié) 礦井提升63</p><p>　　一、主井提升設備選型計算63</p><p>　　二、副井提升容器的確定68</p><p>　　第三節(jié) 礦

24、井排水74</p><p><b>　　一、概述74</b></p><p>　　二、排水設備選型計算74</p><p>　　第六章 礦井通風與安全技術措施81</p><p>　　第一節(jié) 礦井通風系統(tǒng)的選擇81</p><p><b>　　一、選擇原則81</b

25、></p><p>　　二、選擇礦井主扇的工作方法82</p><p>　　三、選擇礦井通風方式82</p><p>　　第二節(jié) 風量計算及風量分配83</p><p><b>　　一、風量計算83</b></p><p><b>　　二、風速驗算85</b>

26、;</p><p>　　第三節(jié) 全礦通風阻力計算87</p><p><b>　　一、計算原則87</b></p><p><b>　　二、計算方法87</b></p><p>　　三、計算礦井總風阻及總等積孔91</p><p>　　第四節(jié) 扇風機選型91&l

27、t;/p><p><b>　　一、選擇主扇91</b></p><p>　　二、選擇電動機：93</p><p>　　三、防止漏風和降低風阻的措施93</p><p>　　第五節(jié) 礦井安全技術措施94</p><p><b>　　一、概述94</b></p>

28、;<p>　　二、預防瓦斯爆炸的措施94</p><p>　　三、粉塵的綜合防治95</p><p>　　四、預防井下火災措施96</p><p>　　五、礦井水災的預防措施96</p><p>　　第七章 礦山環(huán)境保護97</p><p>　　第一節(jié) 環(huán)保設計依據(jù)和采用的標準97<

29、/p><p><b>　　一、設計依據(jù)97</b></p><p><b>　　二、環(huán)保標準97</b></p><p>　　第二節(jié) 主要污染源及治理措施97</p><p>　　一、污廢水排放97</p><p>　　二、環(huán)境空氣污染98</p>&l

30、t;p>　　三、噪聲及綠化98</p><p>　　第三節(jié) 地表沉陷及其治理98</p><p>　　第四節(jié) 水土流失防治措施98</p><p><b>　　結論100</b></p><p><b>　　致謝101</b></p><p><b&

31、gt;　　參考文獻102</b></p><p>　　附錄A英文翻譯（原文）103</p><p>　　附錄B英文翻譯（譯文）109</p><p>　　第一章 礦井概況及井田地質特征</p><p><b>　　第一節(jié) 礦井概況</b></p><p><b>　

32、　一、位置與交通</b></p><p>　　顧橋井田位于安徽省淮南市鳳臺縣城西北約20km處，地理坐標為東經(jīng)</p><p>　　116°26′15″～116°37′00″，北緯32°43′47″～32°52′30″。</p><p>　　井田內有鳳（臺）～阜（陽）和鳳（臺）～利（辛）公路縱貫；井田外東部經(jīng)有鳳（

33、臺）～蒙（城）公路，南部通有袁（集）～李（鳳郢子）礦區(qū)公路和淮（南）～阜（陽）鐵路。潘謝礦區(qū)鐵路自東向西穿過本井田。井田內的永幸河和西南外緣的西淝河均可通航民船，并可轉接淮河水運。交通方便（見圖1-1-1）。</p><p>　　圖1-1-1交通位置圖</p><p><b>　　二、地形與河流</b></p><p>　　本井田位于淮河沖積平

34、原，地形平坦，除西淝河與崗河沿岸一帶地勢低洼、雨季易成內澇以外，地面標高一般為＋21～＋24m?？傮w地勢為西北高、東南低。</p><p>　　永幸河由西北至東南流經(jīng)井田中部；而與永幸河流向相同的西淝河則流經(jīng)井田西南緣外側，在魯臺孜入淮，是地表水集中排放的主渠道。此外，井田內尚有縱橫交錯的人工溝渠。</p><p><b>　　三、氣候與氣象</b></p>

35、;<p>　　井田所在地區(qū)屬季風暖溫帶半濕潤氣候，季節(jié)性明顯，冬冷夏熱。</p><p>　　該地區(qū)年均氣溫15.1℃，兩極氣溫分別為41.2℃和-22.8℃；一般春、夏季多東南及東風，秋季多東南及東北風，冬季多東北及西北風，平均風速3.18m/s，最大風速20m/s；年均降雨量926.33mm，最大達1723.5mm；雪期一般在每年11月上旬至次年3月中旬，最大降雪厚度16cm；土壤的最大凍結深度

36、為30cm。</p><p><b>　　四、地震</b></p><p>　　根據(jù)《中國地震烈度區(qū)劃圖（1990）》的使用規(guī)定，本井田地震基本烈度為6度。</p><p><b>　　第二節(jié) 地質特征</b></p><p><b>　　一、地層</b></p>

37、<p>　　顧橋井田屬全隱蔽含煤區(qū)，鉆探所及地層由老到新依次有奧陶系、石炭系、二疊系和新生界。</p><p><b>　　二、構造</b></p><p>　　本井田位于淮南復向斜中部，屬陳橋背斜東翼與潘集背斜西部銜接帶。煤系地層總體形態(tài)為一走向近南北、傾向東、傾角多為5°～15°的反“S”型單斜構造。其中發(fā)育有一系列寬緩褶曲和斷層

38、。根據(jù)褶曲和斷層發(fā)育特點，可將本井田劃分為北部寬緩褶曲擠壓區(qū)、中部簡單單斜區(qū)、中南部“X”型共軛剪切區(qū)和南部單斜構造區(qū)四部分。</p><p>　　經(jīng)綜合精查地質勘探和高分辨率數(shù)字地震補充勘探，全井田共查出小陳莊背斜、胡橋子向斜、后老莊背斜和桂集向斜等次一級褶曲4個。發(fā)現(xiàn)斷層67條，其中正斷層37條，逆斷層30條，大致可分為近東西向、北西向和北東向三個斷層組。按落差大小來分，大于等于100m的13條，小于100m

39、而大于等于50m的11條，小于50m而大 于等于20m的45條，小于20m而大于等于10m的63條，小于10m的35條。此外，尚有21個孤立斷點未能組合成斷層。主要斷層特征見表1-2-1。</p><p><b>　　三、煤系及煤層</b></p><p>　　本井田的煤系地層為石炭、二疊系，其中二疊系的山西組與上、下石盒子組為主要含煤層段。</p>&

40、lt;p>　　井田內二疊系含煤層段總厚734m，含煤33層，煤層總厚度為30.08m，含煤系數(shù)為4.10%，自下而上依次分為7個含煤段。在中、下部厚約490m的一～五含煤段中，集中分布9層可采煤層，平均總厚24.11m。其中13-1、11-2 、8、6-2和1煤層為主要可采煤層，平均總厚21.14m；17-2、13-1下、7-2和4-1為局部可采煤層，平均總厚2.97m?？刹擅簩又饕卣髟斠姳?-2-2。</p>

41、<p><b>　　四、煤質</b></p><p>　　本井田可采煤層煤質穩(wěn)定，煤種單一，屬中灰～富灰、特低硫、低磷～特低磷、富油～高油、高熔～難熔灰分、具較強粘結性的氣煤和1/3焦煤?？勺髁己玫呐浣购蛣恿?、化工用煤。各主要可采煤層煤質特征見表1-2-3，煤的工業(yè)分析見表1-2-4。</p><p><b>　　五、水文地質</b>&

42、lt;/p><p>　　本井田水文地質條件屬巨厚覆蓋層下多煤層、多含水層、充水因素復雜的礦床，其富水性屬簡單～中等，與地表水體無水力聯(lián)系。</p><p>　　表1-2-1 主 要 斷 層 特 征</p><p><b>　?。ㄒ唬┲饕渌蛩?lt;/b></p><p>　　本井田基巖被厚度介于224.10～576

43、.00m之間的西北厚、東南薄的新生界松散層所覆蓋。按松散沉積物組合特征及其含、隔水性能不同，自上而下大致可分為4個含水組、4個隔水組和1個碎石層。其中第三隔水組除在局部古地形隆起處變薄或缺失外，絕大部分分布穩(wěn)定，厚度一般為30～55m，系其上、下含水層間的良好隔水層。第四含水組在七線以北與基巖直接接觸，厚度多為30～80m，系基巖含水組的主要補給水源。底部的碎石層若與含水層接觸時，有可能起到一定的導水作用。</p><

44、;p>　　二疊系砂巖以中、細粒為主，局部裂隙發(fā)育，一般為鈣質充填，富水性弱，以儲存量為主，且因間夾泥巖和煤層，含水組之間在自然狀態(tài)下無密切的水力聯(lián)系。但是，若被斷層切割或受采動影響而致地下水水力均衡遭到破壞時，上、下含水層之間有可能互相溝通，從而導致局部砂巖裂隙水突潰現(xiàn)象的發(fā)生。</p><p>　　石炭系太灰?guī)r溶裂隙含水組主要由自上而下編號的13層灰?guī)r與其間的泥巖、粉砂巖和薄煤層組成。其中第1、3、4、5

45、和12層灰?guī)r分布穩(wěn)定,并以第3、4和12層灰?guī)r厚度較大。該含水組上距1煤層較近，一般為16～20m，且灰?guī)r水壓較高，如果直接開采1煤層，必將因太灰的水壓超過1煤層底板隔水層抗壓強度而引發(fā)突水事故。</p><p>　　潘謝礦區(qū)資料表明：奧陶系灰?guī)r中下部巖溶裂隙比較發(fā)育，雖分布不均，但富水性弱～中等，系太灰的主要補給水源。</p><p>　　本井田斷層帶多為泥巖和粉、細砂巖碎塊充填，并呈膠

46、結狀，正常情況下可起到相對隔水作用。但是，若不同層位的含水層受斷層切割而對口，且斷層帶又未被泥質和巖屑所充填，或受到采動影響，導致斷層活化，破壞了地下水的水力均衡，斷層帶則很可能成為地下水突潰的主要途徑。</p><p>　　綜上所述，本井田新生界第四含水層孔隙水、二疊系砂巖裂隙水和石炭系太灰?guī)r溶裂隙水對井下開采均有較大影響。但是，只要在可采煤層淺部留設適當?shù)姆浪褐?，四含水一般不致于潰入礦坑而對煤層開采構成大的

47、威脅。這樣，二疊系砂巖裂隙水和石炭系太灰?guī)r溶裂隙水便成為本礦井開采的主要充水因素。</p><p>　　表1-2-2 可采煤層主要特征表</p><p>　　表1-2-3 可 采 煤 層 物 理 性 質</p><p>　　表1-2-4 煤層煤質特征匯總表</p><p>　?。ǘ┑V井涌水量預計</p><p>

48、;　　預計方法為《顧橋井田電子版精查地質報告匯編》中采用的水文地質比擬法。經(jīng)與新莊孜礦井實測涌水量比擬表明：礦井開采11-2煤層時的正常涌水量按850m3/h計取，最大涌水量增加1000m3/h。</p><p>　　六、其它開采技術條件</p><p>　?。ㄒ唬┲饕刹擅簩禹?shù)装鍘r石力學特征</p><p>　　本井田主要可采煤層頂板主要由泥巖、砂質泥巖和少量砂

49、巖組成；底板均為泥巖和砂質泥巖。頂、底板泥巖、砂質泥巖的抗壓強度較低，平均介于342～513kg/cm2，砂巖的抗壓強度較高，平均介于571～1224kg/cm2。但總體來看，本井田主要可采煤層頂、底板巖石工程地質條件比較差，巷道支護和頂板管理比較困難。望有關部門加強井下工程地質研究工作，確保礦井建設與生產(chǎn)的安全。</p><p><b>　?。ǘ┩咚?lt;/b></p><

50、;p>　　本井田共采集13-1、11-2、8、7-2、6-2和1煤層瓦斯樣125個。其中主要可采煤層瓦斯測試成果見表1-2-5。</p><p>　　根據(jù)本井田主要煤層瓦斯測試成果與潘謝礦區(qū)生產(chǎn)礦井瓦斯資料綜合分析，本礦井應屬高瓦斯礦井。隨著礦井開采深度的增加，局部可能出現(xiàn)煤與瓦斯突出現(xiàn)象。</p><p><b>　?。ㄈ┟簤m與自燃</b></p>

51、;<p>　　本井田可采煤層除6-2和11-2煤層不自燃～不很易自燃以外，其余均為很易自燃煤層。主要可采煤層的煤塵均具有爆炸性。</p><p><b>　　（四）地溫</b></p><p>　　根據(jù)淮南礦區(qū)九龍崗礦長觀孔資料，本井田所在地的恒溫帶深度為自地表向下30m，恒溫帶溫度為16.8℃。</p><p>　　已有測溫資料

52、表明：本井田屬于以地溫異常區(qū)為主的高溫區(qū)，平均地溫梯度為3.08℃/100m。從縱向上看，垂深500m處平均地溫在31℃以上，已達一級高溫區(qū)；垂深700m處平均地溫在37℃左右，已進入二級高溫區(qū)；垂深在800m處平均地溫高達40℃以上。預計-780m水平地溫可達37.7℃～43.7℃，平均40.1℃。從橫向上看，地溫等值線的走向具有與煤層底板等高線走向基本一致的變化趨勢。鑒于本井田地溫較高，有關部門應引起高度重視，并采取積極的降溫措施，

53、以防各類熱害發(fā)生。</p><p>　　表1-2-5 主要可采煤層瓦斯測試成果表</p><p>　　第三節(jié) 勘探程度與建議</p><p>　　一、勘探程度評述 </p><p>　　顧橋井田從1966年至1980年間在原有勘探區(qū)內先后施工鉆孔387個，井田范圍擴大后，又增加了原屬張集、丁集二井田的部分鉆孔49個、顧橋煤層氣測試井1個

54、和井筒檢查孔7個，全井田共有鉆孔444個，鉆探工程量346528.70m。其中地質孔407個，工程量326336.65m；水文孔37個，工程量20192.05m，抽水25次。此外，還施工了供水水源詳勘孔56個，工程量5885.81m。上述鉆孔絕大部分實施了測井工作。為配合原有勘探區(qū)的資源勘探工作，還進行了光電和模擬地震勘探，共施工測線長1661.08km，計22786個物理點。為了進一步查明地質構造及主要煤層的賦存狀況，1995年又對原

55、勘探區(qū)大部分區(qū)段進行了高分辨率數(shù)字地震補充勘探，完成測線總長781.5km，物理點計35470個，目前即將完成首采塊段三維地震勘探工作。實踐證明：在資源勘探過程中，采用地震先行、鉆探驗證、測井定厚的綜合方法是合理的，地震和鉆探工程在一水平和首采區(qū)進行加密控制是正確的，而后期又對生產(chǎn)水平和地質勘探程度偏低的深部及南部實施高分辨率數(shù)字地震勘探也是必要的。經(jīng)過上述各階段勘探工作，控制了本井田總體地質構造形態(tài)，查</p><

56、p><b>　　二、建議</b></p><p>　?。ㄒ唬┛傮w來看，本井田的鉆孔密度并不太高。盡管中部和淺部鉆孔較多，但是，深部和南部鉆孔偏少，除構造以外，其它地質特征的勘查程度尚比較低。為確保礦井生產(chǎn)后期順利接替，建議在適當時期追加一定量的鉆探工程，進一步查明或驗證深部及南部地質特征。</p><p>　?。ǘ┯捎诒揪锵绕谑┕さ牟糠帚@孔封閉質量較差，甚至

57、有少量鉆孔未予封閉，因而對井下開采十分不利，尤其是那些至太灰終止的鉆孔，封閉不好或未予封閉，很可能成為礦井生產(chǎn)的隱患。為此，建議在礦井建設和生產(chǎn)過程中，采取積極的預防措施，避免可能由此而造成的危害。</p><p>　?。ㄈ┍揪锩簩酉戮嗍肯堤乙话阒挥?6～20m，如果直接開采，勢必會太灰水壓過大而破壞1煤層的隔水底板，或沿落差較大且未被巖屑和泥質物充填的斷層向礦坑突水，對礦井安全構成巨大威脅。顯然在礦井開

58、采初期，不能將1煤層作為首采對象，只有到礦井后期，才能考慮其開采問題。當然，在后期正式開采1煤層之前，還需對太灰補做專門的水文地質工作，以便在掌握可靠的水文地質資料的基礎上，采取疏水降壓等切實可行的措施，確保安全生產(chǎn)。</p><p>　?。ㄋ模┌凑铡睹旱V安全規(guī)程（2001）》的規(guī)定，煤的自燃傾向性分為容易自燃、自燃和不易自燃三類，這一劃分標準顯然與此前分為很易自燃、易自燃、不易自燃和不自燃四級具有較大變化。為確

59、保井下生產(chǎn)的安全，建議對本井田煤的自燃傾向性按新分類標準重新界定，以便根據(jù)新的分類結果，采取預防煤層自燃的綜合措施。</p><p>　　第二章 礦井儲量、年產(chǎn)量及服務年限</p><p><b>　　第一節(jié) 井田境界</b></p><p><b>　　一、井田境界</b></p><p>　

60、　畢業(yè)設計的井田境界：北起F87斷層，南至F92斷層，西起煤層露頭，東至—850m煤層底板等高線。走向長為5.3Km,傾向長為3.9 Km。</p><p>　　參加儲量計算的煤層為：11-2煤層。</p><p>　　煤層計算面積約21Km2 ，煤層厚0.89～7.23m，平均厚3.1m，結構較簡單。煤層平均容重為1.4t/ m3。</p><p><b&g

61、t;　　二、工業(yè)指標</b></p><p>　　區(qū)內煤層儲量計算采用的工業(yè)指標，參照現(xiàn)行《規(guī)范》，統(tǒng)一為：</p><p>　　最低可采厚度0.70m，最高可采灰份40％；</p><p><b>　　第二節(jié) 井田儲量</b></p><p><b>　　一、礦井工業(yè)儲量</b>&l

62、t;/p><p>　　工業(yè)儲量采用地質塊段法，在煤層底板等高線上計算儲量。本井田采用塊段法計算的各級儲量，塊段法是我國目前廣泛使用的儲量計算方法之一。</p><p>　　塊段法是根據(jù)井田內鉆孔勘探情況，由幾個煤厚相近鉆孔連成塊段。根據(jù)此塊段的面積，煤的容重，平均煤厚計算此塊段的煤的儲量，再把各個經(jīng)過計算的塊段儲量取和即為全礦井的井田儲量。</p><p>　　計算公式

63、：Q ＝ A × M × D×10-4</p><p>　　其中：Q-------------工業(yè)儲量（萬噸）</p><p>　　A-------------計算面積（m2）</p><p>　　M-------------計算采用厚度（m）</p><p>　　D-------------煤層平均容重（噸/m

64、3）</p><p>　　礦井工業(yè)儲量是勘探(精查）地質報告提供的“能利用儲量”中的A、B、C三級儲量之和，其中高級儲量A、B級之和所占比例應符合表2-2-1的規(guī)定。經(jīng)塊段法計算本設計礦井工業(yè)儲量匯總見表2-2-2。</p><p>　　表2-2-1 礦井高級儲量比例</p><p>　　表2-2-2 礦井工業(yè)儲量匯總表</p><p>

65、<b>　　二、礦井設計儲量</b></p><p>　　礦井設計儲量等于礦井工業(yè)儲量減去設計計算的斷層煤柱、防水煤柱、井田邊界煤柱和已有的地面建筑物、構筑物需要留設的保護煤柱等永久煤柱損失量后的儲量；計算公式如下：</p><p>　　礦井設計儲量＝工業(yè)儲量－永久煤柱損失</p><p>　　永久煤柱為：井田境界、斷層、鐵路橋、村莊保護煤柱；

66、</p><p>　　永久煤柱的留設：本井田范圍內無河流、斷層及其他構筑物，因此只需要計算境界保護煤柱。</p><p>　　井田境界保護煤柱的留設：井田境界處保護煤柱均留設25m。</p><p>　　計算得總的損失煤量為159.71萬噸。 </p><p>　　故，礦井設計儲量＝工業(yè)儲量－永久煤柱損失</p><p&g

67、t;　?。?970.78-159.71</p><p>　　＝8811.07萬噸</p><p>　　三、礦井設計可采儲量</p><p>　　礦井設計儲量減去工業(yè)場地保護煤柱、井下主要巷道及上、下山保護煤柱煤量后乘以采區(qū)回采率的儲量。礦井設計可采儲量計算公式如下：</p><p>　　礦井設計可采儲量＝（礦井設計儲量－保護煤柱損失）

68、5;采區(qū)回采率</p><p>　　保護煤柱為：工業(yè)場地、風井場地、主要巷道及上、下山保護煤柱。</p><p>　　1、工業(yè)場地保護煤柱的計算：</p><p>　　按規(guī)范規(guī)定，年產(chǎn)90萬t/a的中型礦井，工業(yè)場地占地面積指標為1.2公頃/10萬噸。故可算得工業(yè)場地的總占地面積：S＝1.2×9＝10.8公頃＝108000 m2。</p>&

69、lt;p>　　工業(yè)廣場占地面積為270×400m2,平面形狀為矩形。根據(jù)垂直剖面可計算工業(yè)廣場的保護煤柱的留設：計算如下所示：</p><p>　　表2-2-3 工業(yè)廣場保護煤柱設計參數(shù)表</p><p>　　其中：φ——表土層移動角；</p><p>　　β——煤柱上山移動角；</p><p>　　δ——走向方向移動角；&

70、lt;/p><p>　　γ——煤柱下山移動角；</p><p>　　用垂直剖面法留設工業(yè)廣場保護煤柱如下圖所示：</p><p>　　圖2-2-1 工業(yè)廣場保護煤柱</p><p>　　上圖中，四邊形ABCD的面積即工業(yè)場地煤柱的壓煤面積，經(jīng)計算可得，工業(yè)場地共壓煤326.4萬噸； </p><p>　　2、井下主要巷道

71、設計煤柱損失計算</p><p>　　井下主要壓煤巷道為皮帶大巷、軌道大巷和回風大巷，三條水平大巷之間設計間距為30m，巷道兩側各留40m保護煤柱，計算出井下主要巷道設計煤柱損失為322.03萬噸。</p><p>　　礦井儲量匯總表如下表2-2-4所示</p><p>　　表2-2-4 可采儲量匯總表</p><p>　　第三節(jié) 礦井年

72、產(chǎn)量及服務年限</p><p><b>　　一、礦井工作制度</b></p><p>　　本礦井設計年工作日為300天。每天三班作業(yè)，其中二班生產(chǎn)、一班檢修。每班工作8h，每天凈提升時間14h。</p><p>　　二、礦井設計生產(chǎn)能力</p><p>　　礦井設計生產(chǎn)能力：90萬t/a。</p><

73、p><b>　　礦井服務年限：T＝</b></p><p>　　式中：T—礦井設計服務年限，a；</p><p>　　—礦井可采儲量，Mt；</p><p>　　A—礦井設計年產(chǎn)量，Mt/a；</p><p>　　K—儲量備用系數(shù)，K＝1.4。</p><p><b>　　即得：T

74、＝</b></p><p><b>　?。?</b></p><p>　?。?2a >50 a 符合礦井服務年限要求</p><p>　　若設計生產(chǎn)能力為120萬t/a。則礦井服務年限：</p><p><b>　　T＝</b></p><p><b

75、>　?。?</b></p><p>　?。?9<60 a不符合礦井服務年限要求。</p><p>　　所以此礦井設計生產(chǎn)能力為90萬t/a，設計服務年限為52年。 </p><p><b>　　第三章 井田開拓</b></p><p><b>　　第一節(jié) 概述</b>

76、;</p><p>　　該井田可采煤層為11-2煤。11-2煤層瓦斯含量高，且有煤與瓦斯突出危險。井田地質條件簡單，煤層傾角平均4°，厚度平均3.1米。礦井正常涌水量為850m3/h，屬1/3焦煤。走向長為5.3Km,傾向長為3.9Km。</p><p><b>　　第二節(jié) 井田開拓</b></p><p><b>　　一

77、、提出方案</b></p><p>　　根據(jù)以上地質條件以及現(xiàn)有的生產(chǎn)開采技術。提出以下三種開拓方案。</p><p>　　方案一：立井兩水平開采；其剖面圖如圖所示：</p><p>　　1—主井 2—副井</p><p>　　圖3-2-1 方案一剖面圖</p><p>　　方案二：立井單水平加暗斜井開

78、采，其剖面圖如下：</p><p>　　1—主井 2—副井</p><p>　　圖3-2-2 方案二剖面圖</p><p>　　方案三：斜井兩水平開采；其剖面圖如圖所示：</p><p>　　1—主井 2—副井</p><p>　　圖3-2-3 方案三剖面圖 </p><p><

79、;b>　　二、方案比較</b></p><p><b>　　1〉技術比較</b></p><p>　　方案一與方案三區(qū)別在于井筒形式不同。兩方案的生產(chǎn)系統(tǒng)度比較簡單可靠，但由于采用斜井開拓時需要預留的斜井保護煤柱將要比立井多，同時斜井井筒長度長于立井，由此，將增加排水費用。而且也比立井難于支護，將增加后期維護費用。所以方案一優(yōu)于方案三。</p&

80、gt;<p>　　余下的方案一與方案二均在技術上可行，且不易區(qū)別，故需要進行經(jīng)濟比較。</p><p><b>　　2〉經(jīng)濟比較</b></p><p>　　對于方案一與方案二進行經(jīng)濟比較，詳見以下各表</p><p>　　表3-2-1 基建工程量</p><p>　　表3-2-2 基建費</p&g

81、t;<p>　　表3-2-3 生產(chǎn)經(jīng)營工程量</p><p>　　表3-2-4 生產(chǎn)經(jīng)營費</p><p>　　表3-2-5 綜合比較</p><p><b>　　3〉綜合比較</b></p><p>　　從以上列表可以看出，方案二比方案一節(jié)省投資394.72萬元。在技術可行的情況下，就經(jīng)濟方面來考慮

82、，方案二優(yōu)于方案一。因此，通過技術和經(jīng)濟比較，本設計礦井擬采用立井單水平加暗斜井開拓方案。</p><p><b>　　第三節(jié) 井筒特征</b></p><p><b>　　一、井筒斷面尺寸</b></p><p><b>　　1、主井</b></p><p>　　主井主要用

83、于提煤。井筒直徑5.0米，采用1對9t提煤箕斗，井筒采用混凝土支護，井筒壁厚400mm。主井井筒斷面布置如下：</p><p>　　圖3-3-1 主井井筒斷面布置圖</p><p><b>　　2、副井 </b></p><p>　　副井主要用于升降人員、設備、材料及提升矸石等，并兼作通風、排水。為防止斷繩事故，設有防墜器。井筒凈直徑5米，采

84、用混凝土支護，井筒壁厚400mm，采用1噸礦車雙層單車普通罐籠。井筒內還設有玻璃鋼梯子間，并敷設有排水管、消防灑水管、壓風管、動力電纜和信號電纜。井筒斷面布置如下：</p><p>　　圖3-3-2 副井井筒斷面布置圖</p><p>　　風速校核：驗算式： V＝Q/MS≤Vmax</p><p>　　式中：V—通過井筒的風速，m/s；</p>&l

85、t;p>　　Q—通過井筒的風量，m3/s；</p><p>　　S—井筒的凈斷面積，m2；</p><p>　　M—井筒的有效斷面系數(shù)，圓形井為0.8；</p><p>　　Vmax—《安全規(guī)程》規(guī)定的允許最大風速。</p><p>　　計算得： V副 ＝Q/MS</p><p>　?。?16/0.8

86、5;19.625</p><p>　?。?.4 ＜8m/s</p><p><b>　　V風＝Q/MS</b></p><p>　　＝110/0.8×19.625</p><p><b>　?。? ＜15m/s</b></p><p>　　經(jīng)驗算，所選井筒直徑能夠滿

87、足規(guī)程規(guī)定，符合要求。</p><p><b>　　3、風井</b></p><p>　　風井主要用于回風或兼作礦井安全出口。配備有玻璃鋼梯子間及管路、電纜等。采用混凝土砌碹壁，井筒直徑5.0米，井壁厚度400mm。風井斷面圖如下：</p><p>　　圖3-3-3風井井筒斷面圖</p><p>　　二、井壁的支護材料及

88、井壁厚度</p><p>　　為了防止井筒圍巖風化及承受地壓，保證井筒的形狀，必需對井筒進行支護。根據(jù)井壁厚度經(jīng)驗數(shù)據(jù)選擇井壁的支護材料為混凝土支護，以節(jié)約原材料、降低成本、保證安全生產(chǎn)、加快建井速度為依據(jù)，結合本礦井筒斷面尺寸。設計本礦主井井壁厚度為400mm，副井井壁厚度為400mm，風井井壁厚度為400mm。</p><p><b>　　三、井筒深度</b>&l

89、t;/p><p>　　井筒深度除自井口至開采水平的井筒長度外，還需要加井窩的深度。</p><p>　　井窩深度：箕斗井為清理井底撒煤，平臺下再設≥4m井底水窩。故一般井筒需要開挖到井底車場水平以下30-40m。如井底裝載硐室設于開采水平以上時，可以不設水窩，編制井筒特征表如下表3-3-1所示：</p><p>　　表3-3-1 井筒特征表</p>&l

90、t;p><b>　　第四節(jié) 井底車場</b></p><p>　　一、井底車場形式的選擇</p><p>　　井底車場是連接礦井主要提升井筒和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯(lián)系著井筒提升和井下運輸兩大生產(chǎn)環(huán)節(jié)，為提煤、提矸、下料、供電和升降人員等各項工作服務。</p><p>　　井底車場首先必須保證礦井生產(chǎn)所需要的運輸能力

91、，并應滿足礦井不斷持續(xù)增產(chǎn)的需要。為此，井底車場的設計通過能力應大于礦井生產(chǎn)能力30～50﹪。其次，在滿足井底車場通過能力的前提下應盡量減少其掘砌體積，而且井底車場應便于管理和安全操車。根據(jù)本礦實際情況選用立井刀式環(huán)行井底車場。</p><p>　　井底車場設計示意圖如下:</p><p>　　圖3-4-1 井底車場示意圖</p><p><b>　　二

92、、線路總平面布置</b></p><p>　　1、井筒相互位置的確定</p><p>　　本礦井所在地地形平坦，井筒位置不受地面限制，主井中心坐標為（3732953，57451345），副井中心坐標為（3732988，57451325），兩井筒垂直于存車線方向的距離H為35m，平行于存車線方向的距離L為20m。如下圖所示：</p><p>　　主井中心線

93、；2—副井中心線；3—副井儲車線</p><p>　　圖3-4-1 井筒相互位置圖</p><p>　　兩井筒中心點間的直線距離C為： C＝＝40.4m</p><p>　　2、井底車場各存車線長度的確定</p><p>　　井底車場線路包括存車線和行車線。存車線為存放空、重車輛的線路，它由主井重車線、主井空車線、副井重車線、副井空車線及材

94、料車線組成。</p><p>　　行車線為調度空、重車輛的線路，如連接主、副井空、重車線的繞道和調車線。副井馬頭門線路也用于行車線。</p><p>　　除上述主要線路外，在井底車場內還有一些輔助線路，如通往各硐室的專用線路和硐室內鋪設的線路。</p><p>　　當運輸大巷采用列車運行時，主、副井空重車線長度應符合《設計規(guī)范》規(guī)定：主井空、重車線長度應能夠容納1.

95、5～2列車，副井進、出車線長度，應能夠容納1～1.5列車。材料車線應能夠容納10個以上材料車到一列車。</p><p>　　井底車場線路由直線線路和連接部分所組成，連接部分包括曲線線路和道岔。直線線路就是指存車線和行車線以及調車線。本礦井運煤直接由膠帶輸送機運往煤倉，故無需計算主井空、重車線長度。</p><p>　　1） 副井空、重車線長度</p><p>　　L

96、＝mnL1＋L2＋L3</p><p>　　式中：L—副井空、重車線長度，m</p><p>　　m—列車數(shù)目，列數(shù)，取1列； </p><p>　　n—每列礦車數(shù)，輛，取22輛；</p><p>　　L1—一個礦車長度，m，2000mm；</p><p>　　L2—電機車長度，m，4490；</p>&

97、lt;p>　　L3—電機車制動距離，m，取15m；</p><p>　　副井輔助運輸采用1t固定礦車，型號為MG－1.1－6A，外形尺寸2000×880×1150mm，自重618kg。電機車選用XK8－6/140KBT,外形尺寸4490×1044×1600 mm。</p><p>　　L＝mnL1＋L2＋L3＝1×22×20

98、00＋4490＋15000</p><p>　?。?3490m，取L＝65m；</p><p><b>　　2） 材料車線長度</b></p><p><b>　　L＝10L材</b></p><p>　　式中：L—材料車線長度，m；</p><p>　　L材—一輛材料車長度

99、，m，2000mm；</p><p>　　本礦井選用1t材料車，型號為MC1－6B，外形尺寸2000×880×1150mm。</p><p>　　L＝10L材＝15×2000＝30000mm 取L＝30m</p><p><b>　　3、馬頭門線路長度</b></p><p>　　馬頭門線

100、路指副井重車線的末端至材料車線進口變正常軌距的一段線路，線路布置圖如下所示：</p><p>　　圖3-4-2 馬頭門線路布置</p><p>　　馬頭門線路Lm可有下式進行計算確定：</p><p>　　L0＝a＋2b＋c＋d＋e＋f＋e′＋g＋h＋i＝Ls＋Ln</p><p>　　式中：L0—馬頭門線長度，m；</p>&

101、lt;p>　　Ls—馬頭門重車線長度，m；</p><p>　　Ln—馬頭門空車線長度，m；</p><p>　　a—從復式阻車器的前輪擋到對稱道岔基本軌起點之間的距離，取2.0m；</p><p>　　b—基本軌起點至對稱道岔連接系統(tǒng)末端之間的距離，其長度取決于對稱道岔的型號。本對稱道岔選型為DC618-4-12，b＝3.318m；</p>&

102、lt;p>　　c—對稱道岔連接系統(tǒng)的末端與單式阻車器輪擋面之間的距離。取兩輛礦車長，4.0m；</p><p>　　d—單式阻車器輪擋面至搖臂中心線間距離。一般取2.0～3.0m，取2.0m；</p><p>　　e、 e′—搖臺的搖臂長度。600mm軌距搖臂長度;e＝2.3m，e′＝2.8m；</p><p>　　f—罐籠長度，取4.0m；</p>

103、;<p>　　g—出車方向搖臺搖臂軸中心線至對稱道岔連接系統(tǒng)的末端之間的距離，取3.0m；</p><p>　　h—緩和線長度，取2.0m；</p><p>　　i—基本軌起點到單開道岔平行線路連接系統(tǒng)終點的長度，從《窄軌道岔線路連接手冊》中查得i＝6.0m;</p><p>　　計算得：L0＝34.736m </p><p>

104、　　4、道岔及彎道的連接尺寸計算： </p><p><b>　　1）線路概述</b></p><p>　　井底車場線路包括存車線和行車線。存車線為存放空、重車輛的線路，它由主井重車線、主井空車線、副井重車線、副井空車線及材料車線組成。</p><p>　　行車線為調度空、重車輛的線路，如連接主、副井空、重車線的繞道和調車線

105、。副井馬頭門線路也用于行車線。</p><p>　　除上述主要線路外，在井底車場內還有一些輔助線路，如通往各硐室的專用線路和硐室內鋪設的線路。</p><p>　　井底車場線路由直線線路和連接部分所組成，連接部分包括曲線線路和道岔。直線部分為存車線和行車線，以及其他輔助線路。</p><p><b>　　2）曲線線路</b></p>

106、<p>　　曲線線路亦稱彎道，在礦井軌道線路中，所采用的曲線都是圓曲線。在線路連接計算中，曲線半徑R是一個主要的參數(shù)。</p><p>　　600毫米軌距的電機車運行線路，其R不小于12米，一般取15—20米。在本設計中，1噸系列礦車采用12米。</p><p>　　在井底車場施工圖中，曲線線路由下列參數(shù)確定：</p><p>　　曲線半徑R及曲線線路

107、的轉角δ，曲線的切線長度T和曲線的長度K。</p><p>　　本設計中① R＝12000mm，δ＝45°，T＝4971，K＝9424mm；</p><p>　?、?R＝12000mm，δ＝53°，T＝5983mm，K＝11099mm；</p><p>　?、?R＝12000mm，δ＝90°，T＝12000mm，K＝18848mm；&l

108、t;/p><p>　　圖3-4-3 彎道線路連接</p><p><b>　　3）道岔</b></p><p>　　礦井窄軌道岔是線路連接系統(tǒng)中的基本元件，其作用是使車輛由一條線路駛向另一條線路。</p><p>　　根據(jù)所確定的車場形式、線路布置方式以及運行的車輛類型，選擇鋼軌型號為18kg/m，軌距600mm，彎道曲率

109、半徑12m，4號道岔。</p><p>　　表3-4-1 道岔一覽表</p><p>　?、?單開道岔平行線路的連接計算</p><p>　　己知：道岔DK618-4-12，a＝3472，b＝3328，α＝14015’，R＝12000mm，S＝1300mm；</p><p>　　求：L，c，n, D</p><p>

110、　　查表得：L＝＝13222mm，c＝2922mm，n＝6250mm，D＝13075mm。</p><p>　　圖3-4-4 單開道岔平行線路的連接</p><p>　?、?單開道岔非平行線路連接計算</p><p>　　己知：道岔DK618-4-12，a＝3472 mm，b＝3328 mm，α＝14015’，R＝12000mm，δ＝45°；</p

111、><p>　　求：m，n，H, T</p><p>　　查表得：m＝8861mm，n＝6719mm，H＝4751mm，T＝4125mm，Kp＝8050mm。</p><p>　　圖3-4-5 單開道岔非平行線路連接</p><p>　　③ 渡線道岔連接計算</p><p>　　已知：DX618-4-1213，a＝3472

112、 mm，b＝3328 mm，α＝14015’， S＝1300mm。</p><p>　　求：L0，L，D，C</p><p>　　查表知：L0＝5119mm，L＝12063mm，D＝10526mm，C＝481mm。</p><p>　　圖3-4-6 渡線道岔連接計算</p><p>　　④ 對稱道岔連接計算</p><p

113、>　　已知：DC618-3-12，a＝3496mm，b＝3404mm，α＝14015’，R＝12000mm，S＝1600mm。</p><p><b>　　求：C，n，L，D</b></p><p>　　查表知：C＝864 mm，n＝3625mm，L＝8118mm，D＝6683mm。</p><p>　　圖3-4-7 對稱道岔連接計算&

114、lt;/p><p>　　5、井底車場線路總平面布置</p><p>　　圖3-4-8 井底車場設計計算圖</p><p>　　線路布置如上圖所示，用投影進行車場閉合計算：</p><p>　　-L軌道大巷＝4mm</p><p>　　因此認為車場完全閉合。</p><p>　　三、井底車場通過能力

115、計算</p><p>　　本車場運煤通過膠帶輸送機運送，不需要礦車，因此只需要計算輔助運輸時礦車的運行圖表和調度圖表。</p><p>　　1、區(qū)段劃分—根據(jù)區(qū)段劃分的原則，井底車場區(qū)段劃分如下：</p><p>　　區(qū)段劃分 Ⅰ：1-2；Ⅱ：2-3；Ⅲ：3-4-5；Ⅳ：5-6-7；Ⅴ：7-8；Ⅵ：8-1；</p><p>　　圖3-4-9

116、區(qū)段劃分</p><p><b>　　2、調度圖表的編制</b></p><p>　　表3-4-1 1t噸列車運行時間表</p><p>　　圖3-4-10 調度圖表</p><p><b>　　3、通過能力計算</b></p><p>　　本設計礦井煤直接從帶區(qū)通過膠帶

117、輸送機運送到井底煤倉，車場的通過能力只與膠帶輸送機的技術特征有關，因此無需計算井底車場的通過能力。</p><p>　　四、確定井底車場主要巷道斷面</p><p><b>　　1、巷道斷面的設計</b></p><p>　　巷道斷面設計主要包括：巷道斷面形狀的選擇、巷道支護方式及巷道斷面尺寸確定等內容。</p><p>

118、;　　2、巷道斷面形狀選擇</p><p>　　井底車場巷道服務年限長，要求將井底車場巷道布置在穩(wěn)定的巖層中，因此，一般井底車場巷道采用拱形斷面。</p><p><b>　　3、巷道支護方式</b></p><p>　　井底車場巷道一般多采用錨噴支護。</p><p>　　4、巷道斷面尺寸的確定</p>

119、<p>　　巷道斷面的尺寸要符合《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定：巷道凈斷面，必須滿足行人、運輸、通風、設備安裝、檢修和施工的需要。因此，巷道斷面尺寸主要取決于巷道的用途；存放或通過它的機械、器材或運輸設備的數(shù)量與規(guī)格、人行道寬度與各種安全間隙以及通過巷道的風量等。</p><p><b>　　5、巷道斷面特征:</b></p><p>　　軌道大巷和皮帶大巷均為半圓拱

120、形，由于本礦井走向比較長，瓦斯絕對涌出量大，因此大巷斷面面積應該適當加大。</p><p>　　巷道凈寬度4.76m,巷道拱高2.38m,巷道整個高度為3.962m。巷道掘進面積18.43m2,凈斷面積16.37m2, 凈周長15.4m，支護采用錨噴支護，支護厚度100mm。</p><p><b>　　五、井底車場硐室</b></p><p>

121、;<b>　　1、主井系統(tǒng)硐室</b></p><p>　　1）井底煤倉：井下煤倉上接膠帶輸送機，下連箕斗裝載硐室。通常為一條較寬的傾斜巷道，其中分成兩個隔間，一個用以存煤，另一個為人行通道。近年來，也有些礦井采用了垂直式煤倉。容量按兩小時輸送機的運送量取值，500t。</p><p>　　2）箕斗裝載硐室：其內安設箕斗裝載設備，將煤倉之煤按定量裝入箕斗。本硐室上接煤

122、倉，并與立井井簡直接相連，一般情況下位于井底車場水平之下。</p><p>　　3）主井清理撤煤硐室及斜巷：箕斗裝裁時，部分煤炭撤落到井底。為了清理需設置清理撤煤硐室，其中安設提升絞車，并經(jīng)清理斜巷將礦車或小箕斗送入井底。清出的煤炭提升至運輸水平，然后由礦車運至副井送到地面。</p><p>　　4）主井井底小水泵房：為了清理撤煤和防止箕斗裝載設備被水淹沒，必須及時排除井底積水。通常在清底

123、設備之下或其附近，于井筒一側開一小泵房，安設兩臺水泵，一臺工作，一臺備用。井底積水排入井底車場巷道的水溝中，再流入水倉。</p><p><b>　　2、副井系統(tǒng)硐室</b></p><p>　　1）馬頭門：它是副井井簡與車場巷道相連接的部分。材料、設備和人員都要通過它進出罐籠。在馬頭門附近為便于礦車進出罐籠，要安設推車機、阻車器等設備。</p><