双鸭山矿业集团东荣三矿2.4Mta新井设计

摘 要 本设计矿井为双鸭山矿业集团东荣三矿2.4Mt/a新井设计，共有5层可采煤层，厚度15.7m。煤层工业牌号为肥气煤，设计井田的可采储量220.08Mt，服务年限为80a，本矿井设计采用双立井开拓方案，16t箕斗提升，划分两个水平，一个工作面达产。采用分组集中大巷布置，大巷采用10t架线式电机车牵引5t底卸式矿车运输，设计采区为中二采区，生产能力2.4Mt/a，服务年限为7.4a，采煤方法为走向长壁后退采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤工艺。 关键词 立井开拓 采煤工艺 集中大巷 走向长壁采煤法  Abstract This design mineral mine as the shuangyashan mineral industry grou the third Dongrong mineral 2.4Mt/a the new mine designs, having totally 5 layers can adopt the coal seam, thickness 15.7 rice.The coal seam industry card number is a fatty spirit coal, designing the mine recoverable reserves can adopt to keep deal as 220.08 Mt, the length of time is80years, this mineral mine design adoption double vertical shaft development the project, the promotes of 16t, dividing the line two levels,one working face reaches to produce.The big lane in concentration in adoption arranges, the big lane adopts 10t a line type electrical engineering cars lead 5t bottom unload type mineral cars transport, designing to adopt area as the cocent on adopting the area, produce ability as 2.4 Mt/ a, length of service time limit for 7.4 years, adopt coal method as to Longwall coal mining method, adopting coal winning echnology as to synthesize the mechanization adopts the coal craft. Key words: vertical shaft development mining technology gathering main roadway Longwall coal mining method 81 目 录 摘 要 I Abstract II 目 录 III 绪论 VII 第1章 井田概况及地质特征 1 1.1 井田概况 1 1.1.1 井田位置及范围 1 1.1.2 矿区经济概况 2 1.1.3 本矿区邻矿区煤炭生产建设及规划情况 2 1.1.4 气象和地震 2 1.1.5 地势和河流 2 1.1.6 井田区及邻区经济状况 2 1.2 地质特征 3 1.2.1 矿区范围内的地层情况 3 1.2.2 煤层赋存状况及可采煤层特征 3 1.2.3 岩石性质、厚度特征 7 1.2.4 水文地质情况 7 1.2.5 沼气、煤尘及煤的自燃性 8 1.2.6 煤质、牌号及用途 8 1.3 对地质勘探程度的评价 8 第2章 井田境界、储量、服务年限 9 2.1 井田境界 9 2.1.1 井田境界确定的依据 9 2.1.2 井田周边情况 9 2.1.3 井田未来发展情况 9 2.2 井田储量 9 2.2.1 井田储量的计算 9 2.2.2 保安煤柱 10 2.2.3 储量计算方法 10 2.2.4 储量计算的评价 11 2.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限 12 2.3.1 矿井工作制度 12 2.3.3 矿井服务年限 12 第3章 井田开拓 13 3.1 概述 13 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 13 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况 13 3.1.3 确定井田开拓方式的原则 13 3.2 矿井开拓方案的选择 14 3.2.1 井硐形式和井口位置 14 3.2.2 开采水平数目和标高 18 3.2.3 开拓巷道的布置 19 3.3 选定开拓方案的系统描述 21 3.3.1井硐形式和数目 21 3.3.2 井硐位置及坐标 21 3.3.3 水平数目及高度 21 3.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置 21 3.3.5 井底车场形式的选择 23 3.3.6 煤层群的联系 24 3.3.7 采区划分 24 3.4 井筒布置及施工 25 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐维护 25 3.4.2 井硐布置及装备 25 3.4.3 井筒延伸的初步意见 27 3.5 井底车场及硐室 27 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 27 3.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度 28 3.5.3 井底车场通过能力验算 29 3.5.4 井底车场主要硐室 32 3.6 开采顺序 32 3.6.1 沿煤层走向的开采顺序 32 3.6.2 沿煤层垂直方向的开采顺序 33 3.6.3 采区接续计划 33 3.6.4 “三量控制”情况 34 第4章 采区巷道布置与采区生产系统 36 4.1 采区概况 36 4.1.1 采区位置、边界及范围 36 4.1.2 采区地质和煤质情况 36 4.1.3 采区生产能力、储量及服务年限 36 4.2 采区巷道布置 38 4.2.1 区段划分 38 4.2.2 采区上山布置 38 4.2.3 采区车场布置 38 4.2.4 采区煤仓形式，容量 45 4.2.5 采区硐室简介 46 4.2.6 采区工作面的接续 46 4.3 采区准备 47 4.3.1 采区巷道的准备顺序 47 第5章 采煤方法 50 5.1 采煤方法的选择 50 5.2 回采工艺 50 5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 50 5.2.2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式 52 第6章 井下运输和矿井提升 54 6.1 矿井井下运输 54 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 54 6.1.2 矿车的选型与数量 54 6.1.3 采区运输设备的选择 55 6.2 矿井提升系统 57 6.2.1 备选择及计算 57 第7章 矿井通风与安全 59 7.1 通风系统的确定 59 7.1.1 概述 59 7.1.2 矿井通风系统的确定 59 7.1.3 主扇工作方式的确定 59 7.2 风量计算和风量分配 60 7.2.1 风量计算 60 7.2.2 风量分配 63 7.2.3 风速计算 63 7.2.4 风量的调节方法和措施 64 7.3 矿井通风阻力的计算 65 7.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通风阻力 65 7.3.2 矿井等积孔的计算 68 7.4 通风设备的选择 68 7.4.1 主扇的选择计算 68 7.4.2 电动机的选择 69 7.4.3 反风措施 69 7.5 矿井安全技术措施 70 7.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 70 7.5.2 火灾和水患的预防措施 71 7.5.3 其他事故的预防 71 7.5.4 逼灾路线及自救 72 第8章 矿井排水 73 8.1 概述 73 8.1.1 矿井水来源及涌水量 73 8.1.2 对排水设备的要求 73 8.2 矿井主要排水设备 73 8.2.1 排水系统和排水方式简介 74 8.2.2 主排水设备及管路选择计算 74 第9章 矿井主要技术经济指标 77 结 论 79 参 考 文 献 80 致 谢 81 附录1 82 附录2 92 绪论 我国煤炭资源总量位居世界第一，可采储量为2040亿t，位居世界第二。我国煤炭资源具有其他能源无可比拟的优势，煤炭约占我国化石能源的95%，储量的90%。从目前我国能源构成来看，立足煤炭，立足国内，是我国能源工业发展的现实和必然选择。 我国煤炭资源丰富，但是由于历史和体制的原因，我国采矿技术一直比较落后，煤炭生产的效率比较低，这些与发达国家有很大的差距，提高煤炭开采技术，培养高素质的煤炭技术人员，已经成为了我国煤炭发展的必经之路。 本设计从我国煤炭现状出发，立足现实，注重煤炭企业的长远发展，特别注重了环境保护和资源的二次利用。通过设计也使我对矿井体系有了一个系统的认识，我即将的工作和自己将来的发展奠定下了理论基础。 第1章 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 井田位置及范围 本井田位于黑龙江集贤煤田东南端，行政区划属集贤县腰屯镇和升昌镇管辖，西南距福利屯32km ，经福利屯到矿业集团所在地双鸭山市40km，福利屯到福锦县公路穿过本井田。交通比较便利.详见交通位置图1-1. 图1-1 交通位置图 1.1.2 矿区经济概况 本区为农业区，工业基础较薄弱。附近的人大部分以种地为主要的经济来源。但是，双鸭山矿业集团距本区较近，可以借助老区力量建设新区，人力来源及材料供应条件都是良好的。双鸭山地区现有区域变电站两座及正在兴建的大型火力发电厂一座。在矿区总体设计阶段。供电电源方案已达成协议。所以，供电电源容易解决。 1.1.3 本矿区邻矿区煤炭生产建设及规划情况 本矿区东西宽8～11km,南北长23km。面积为230km2,《东荣矿区总体设计》规划用四对井进行开发。总规模达5.1Mt/a。 本矿井内没有生产、在建及停闭矿，也没有小煤窑。 1.1.4 气象和地震 本设计区冬季寒冷。夏季气温较高，年平均最高气温为20.1～23.7C；年平均最低气温为－17.4～－23.9C，最低气温可达－35C。年降水量325.7～692.3㎜；年蒸发量1095.5～1460.6㎜，年平均风速4.1～4.7m/s，风向多偏西风。每年十月至次年五月为冻结期，最大冻结深度为1.55～2.08m. 根据国家地震局资料，过去无强烈地震记载。 1.1.5 地势和河流 本井田处于三江平原的西南部，属高河漫滩，地势低平。地面标高为＋92～＋126m。井田东部有双山子，标高＋164.7m；西依索利岗山，标高为＋207.9m；南邻完达山北麓；北面广阔平坦。 本井田内没有大的河流。只有二道河子等季节性河流从西、南两个方向流入本区。雨季，二道河子流量为5.9m3/s。 1.1.6 井田区及邻区经济状况 本设计井区内村镇以农业为主，其次种植少量经济作物如蔬菜、黄烟等；井田邻近穆陵河的河砂、砾岩及后山的火山碎屑岩，可供建筑之用。井田北侧有青山萤石矿正在开采，可供炼钢催化剂之用。 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 本井田主要的构造分述如下： 1.　岩浆活动： 本井田内的岩浆岩以侵入为主，大多呈岩脉及岩床侵入于晚侏罗纪煤系地层中，为燕山期产物，以中性石英闪长岩，基性辉绿岩玄武岩为主，岩浆岩主要分布在F9断层与精查线之间，或岩床侵入煤层中，使煤层局部变质。 2.断层：详见断层落差及发育表1-1： 表1-1 断层落差及发育表 序号 名称 性质 产状 落差 倾角 断点可靠度 1 F48 逆 NE200 170-340 600 可靠 2 F9 逆 NE350 40-130 730 可靠 3 F29 逆 NE310 50-96 710 可靠 4 F45 正 EW700 15-25 700 可靠 5 F84 逆 NE450 45-65 670 可靠 6 F72 正 NE670 10-20 300 可靠 7 F10 逆 NS1460 40-60 730 可靠 1.2.2 煤层赋存状况及可采煤层特征 本井田开采之煤层主要位于侏罗系鸡西群城子河含煤组，含煤性好，主要可采厚度15.7m，平均厚度为3.14m，地层总厚度700m，含煤系数5.27%，本区煤层发育较稳定，标志层清楚，物性特征明显，煤岩曾相对可靠。 可采煤层特征如下： 3#煤层： 该煤层基本上全区发育，仅在井田南部的浅部局部不可采，煤层的开采厚度在3.0～3.8m之间，平均厚度为3.4m，赋存较稳定，结构属复煤层，有1～2层夹矸，厚0.1～0.25m，岩性多为页岩，煤层顶板多为粉砂岩，底板多为粗砂岩。煤层有露头，在－10m标高之上发育不稳定，煤变质程度较高，且有风化现象。 5#煤层：该层在全井田大部分区域发育，煤层在断层F9之后，逐渐变薄，结构单一，煤层厚度在2.4～2.8m，平均厚度为2.6m，煤层顶板为粉砂岩，底板为细砂岩。煤层有露头，露头煤质不稳定，且在在0m标高之上局部不可采。 15#煤层：全区发育且较稳定，煤层结构单一，厚度较大，煤质稳定，肉眼鉴定为半亮—半暗型，块状。由南向北，由东向西增厚，煤层厚度为3.1～3.8m,平均厚度为3.2m，煤层顶部和底部局部出现了1～2层夹石，厚度为0.05～0.10m，岩性多为炭质泥岩，煤层顶板为粉砂岩，细砂岩，底板为粉砂岩及含炭质粉砂岩。煤层有露头，在0m标高之上局部不可采。 17#煤层：大部可采煤层，可采厚度2.4～2.9m，平均厚度2.7m。可采范围内煤层厚度稳定，南西薄，向北东增厚，结构属单一煤层，局部有薄层炭质泥岩或粉砂岩夹层石，顶板为粉砂岩，细砂岩及中砂岩，底版为细砂岩，砂岩。 18#煤层：全井田发育，只在井田南部浅部变薄，煤层结构较单一，厚度为3.1～4.0m，平均厚度为3.8m，在井田深部，煤层倾角有变大的倾向，煤层顶板为细砂岩，底板为粉砂岩。煤层在井田中部，有煤层露头，且煤质也有风化的倾向，在－10m标高之上发育不稳定，且局部不可采。 具体各煤层厚度、结构和顶底板情况分层详见煤层特征表1-2、煤层综合柱状图1-2所示： 表1-2 煤层特征表 煤层 煤厚 层间距 稳 定 性 结构 发育 程度 顶板 底板 露头情况 范围 平均 3# 3.0～3.8m 3.4m 24m 较 稳 定 单一 全区 发育 粉砂岩细砂岩 粉砂岩 有 5# 2.4～2.8m 3.6m 较 稳 定 复杂 全区 发育 粉砂岩 粗砂岩 有 119m 15# 3.1—3.8m 3.2m 较 稳 定 单一 大部 发育 粉砂岩中砂岩 细砂岩 有 21m 17# 2.4～2.9m 2.7m 较 稳 定 单一 大部 发育 粉砂岩 细砂岩 有 21m 18# 3.1～4.0m 3.8m 较 稳 定 单一 全区 发育 细砂岩 粉砂岩 有 图1-2 煤层综合柱状图 1.2.3 岩石性质、厚度特征 各煤层的岩石性质、厚度特征详见岩石主要物理力学性质指标表1-3。 表1-3 岩石主要物理力学性质指标表 名称 视密度 kg/cm3 孔隙度 抗压强度 102 kg/cm3 抗拉强度 102 kg/cm3 变形模量 102 kg/cm3 性模量 kg/cm3 砂岩 2.0～ 2.6 5～ 25 2～ 20 0.5～0.4 0.5～ 8 1～ 10 砾岩 2.3～ 2.6 5～ 15 1～ 15 0.2～1.5 0.8～ 8 2～ 8 泥灰岩 2.7～ 2.85 1.6～5.2 12.83 0.6～2.0 2～ 7 5～ 10 灰岩 2.2～2.7 5～ 20 5～ 20 0.5～2.0 1～ 8 5～ 10 页岩 2.0～2.4 16～30 1～ 10 0.2～1.0 1～ 3.5 2～ 8 石英 2.65～2.7 0.12～0.5 15～ 35 1.0～3.0 6～ 20 6～ 20 1.2.4 水文地质情况 （1）井田内各地段的水文地质特征各有不同，现分述如下： 第四系孔隙含水层：本井田广泛发育，除山坡地区较薄外，其余均很厚。发育规律为：由南往北逐渐增厚。水的主要补给来源是大气降水及山区地下水。涌水量为0.705～7L/Sm。 基底岩层裂隙水：分布于低山和丘陵地带。由花岗岩、安同山岩及变质岩等组成。对煤系裂隙含水带补给量甚微。而且对矿床充水无影响。 （2）地面水及各含水层之间的水力联系 矿井在开采过程 中，排水将以疏干煤系风化裂隙带的储水量为主。开采初期，矿井涌水量最大。随着开采的不断进行，水的静储量逐渐消耗，矿井的涌水量将会逐渐减少，并趋于相对定状态。 （3）井田内的主要隔水层有第四系顶部粘土、亚粘土；中部粘土。亚粘土层和第三系泥岩、砂岩层。 本井田最大涌水量为234.21m3/h，正常涌水量为68.34 m3/h。 1.2.5 沼气、煤尘及煤的自燃性 本矿井属于低瓦斯矿井，相对涌出量1.43m3/t，绝对涌出量为6.12m3/min，煤尘无爆炸危险，且煤层无自燃倾向性。随着开采深度的延伸，瓦斯涌出量大，会给矿井的安全生产带来一定的困难。 本矿井瓦斯取样的控制深度为340.5～933.2m，在737.5m深以上，甲烷成分为0.75～36.75％；在900.4～933.2m深度为28.18～45.26％；平均为34.31～37.05％。二氧化碳一般为6.44～8.95％，瓦斯成份及含量均很低。煤层顶底板岩石主要为粉砂岩和细砂岩。抗压强度一般在500～1100kg/cm2左右。预计本矿井各煤层顶板类别均在一级Ⅱ以上 1.2.6 煤质、牌号及用途 1、煤种及其变化 本矿井煤的挥发份一般大于40％，属低变质煤。各煤层y值增平均为5～9m/m，粘结性较低。煤种主要为气煤、长焰煤次之，煤种在垂直方向上无明显变化。 2、元素分析及有害成分 各煤层碳（Cr）的平均含量为80.84～82.66％；（Hr）的平均含量为5.32～5.86％；（Or）的平均含量为10.61～12.62％。说明煤的元素组成稳定，属低腐质煤。灰分：井田煤的灰分含量（Ag）为10.96～24.45％，多属中低灰分煤层。硫：煤层硫的含量均很低，原煤全硫（SgQ）为0.1～0.41％，属特低硫煤。磷：各煤层原煤磷的平均含量为0.003～0.061％，属特低～低磷煤。 4、工业用途评价 本井田原煤按现行煤炭实用分类法，属于Ⅰ～Ⅱ气煤，由于本区气煤低灰、低磷、低硫，具有一定的胶质层厚度，所以，本矿井原煤经洗选加工后可作为优良的配焦和化工精煤。副产品可供动力及民用1.3 勘探程度及可靠性 1.3 对地质勘探程度的评价 本矿井所在地区从1985年就开始进行地质勘探工作，先后经过普查，详查，精查阶段，采用了钻探，测井和地震，相互结合的综合勘探手段，精查地质报告提供的资料比较齐全，精查阶段查明了主要断层和构造及煤层厚度，结构和分布范围，比较可靠地提供了煤层层位的对比资料和测井成果。 第2章 井田境界、储量、服务年限 2.1 井田境界 2.1.1 井田境界确定的依据 1.划分的井田范围要为矿井发展留有空间； 2.井田要有合理的走向长度，以利于机械化程度的不断提高； 3.以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据； 4.要适于选择井筒位置，合理安排地面生产系统和各建筑物。 2.1.2 井田周边情况 井田北部以断层F48为界，南部一自然边界河流为界，西面以-650m标高为界，东以煤层的天然露头为界。井田走向5.0km,倾向3.5km,井田面积约17.5km2。 2.1.3 井田未来发展情况 该井田煤层埋藏较浅，倾角较小，随着技术的进步和勘探水平的全面提高，井田范围内的储量会越来越精确，可能在更深部发现可采煤层。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量的计算 矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。 矿井工业储量是指平衡表内A+B+C级储量的总和。矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。矿井可采储量是指矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率的储量。 设计井田范围内计算的煤层有3#、5#、15#、17#、18#五层，各煤层储量计算边界与井田境界基本一致。矿井储量是指矿井内所埋藏的数量，具有工业价值的煤炭数量。它不仅包含着煤矿在地下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田的勘探程度及开采技术条件。 2.2.2 保安煤柱 本设计矿井依据《煤矿安全规程》，留设保安煤柱如下： 1.各煤层在露头处留设25m保安煤柱； 2.边界断层留设30m保安煤柱； 3.井田内部断层留设25m保安煤柱； 4.河流两侧各留设30m保安煤柱； 5.地面建筑物留设50m保安煤柱。 按以上方法计算得：工业广场煤柱损失：7.05Mt； 断层、地面、边界保安煤柱损失：82.91Mt 总损失量：89.96Mt； 2.2.3 储量计算方法 计算公式如下： 块段储量＝块段面积平均倾角余割块段平均厚度视密度. 式中 —可采储量； —工业储量； —永久煤柱损失； —矿井回采率。 回采要求：中厚煤层不应小于80%，薄煤层不应小于85%。经各煤层可采储量计算，汇总计算出本设计井田可采储量为271.98Mt。 总损失率：31.39%。 根据原东荣三矿立井初步设计储量诸图，通过等高线块段法计算本井田工业储量为396.43Mt，各煤层工业储量，详见可采煤层储量计算总表2-1。 水平 煤层 工业储量 (万t) 煤层损失量（万t） 可采储量 （万t） 工业场地 井田境界 断层 开采损失 合计 第一水平 3# 5# 15#17#18# 2920.71 2269.50 2653.56 2354.78 3197.95 65.73 58.32 61.12 59.13 68.34 106.05 89.61 85.32 92.81 79.37 93.21 87.54 84.37 90.58 77.43 476.95 364.73 448.89 378.86 533.06 732.78 600.20 599.00 612.28 758.20 2182.931669.30 2054.52 1733.50 2439.50 合计 13527.76 312.64 449.16 433.13 2202.39 3447.76 10080.00 第二水平 3# 5# 15#17#18# 4636.30 3646.17 4294.61 3651.91 5091.15 137.23 121.56 135.71 123.37 187.24 130.78 103.52 98.37 105.78 87.46 123.54 102.73 95.44 101.32 85.93 536.76 483.57 476.11 381.63 587.31 929.29 811.38 805.63 708.08 947.98 3707.05 2834.79 3488.98 2943.83 4143.17 合计 26114.74 705.08 526.85 509.00 2456.36 8899.91 17117.83 总计 39642.50 1017.72 976.45 942.13 4658.75 12444.67 27197.83 表2-1 可采煤层储量计算总表 2.2.4 储量计算的评价 本设计井田的各类储量计算严格执照有关规定执行。由于技术水平所限，储量计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定的误差。 2.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限 2.3.1 矿井工作制度 该设计矿井年工作日确定为330天，矿井每日净提升16h，采用四六制工作制度。三班生产，一班检修。 2.3.2 矿井生产能力的确定 矿井生产能力的大小主要根据井田储量、煤层赋存状况、地质条件等情况来确定，还应该考虑到当前及今后市场的需煤量。根据该井田的实际情况，初步拟定了三种矿井年生产能力方案，具体如下： 方案A：1.8Mt/a 方案B：2.4Mt/a 方案C：3.0Mt/a 上述三种方案，具体选择哪一种，还应该根据矿井服务年限来确定。 2.3.3 矿井服务年限 矿井服务年限计算公式如下： 式中 —矿井设计可采储量，Mt； —矿井生产能力，Mt/a； —矿井储量备用系数，k＝1.3～1.5。 根据本矿井实际情况，取k＝1.4。 依据以上拟定的矿井生产能力，服务年限的确定现提出三种方案，具体如下： 方案A：3.0Mt/a ＝271.98/（3.01.4）＝53.85 a； 方案B：1.8Mt/a ＝271.98/（1.81.4）＝107.90 a； 方案C：2.4Mt/a ＝271.98/（2.41.4）＝80.92 a； 参照《煤矿工业矿井设计规范》规定，方案C较为合理，即：矿井生产能力为2.4 Mt/a，矿井服务年限为T＝80 a。 第3章 井田开拓 3.1 概述 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 东荣三矿与东荣四矿为邻，井田东南邻东荣四矿，西以断层F48为界，该井田采用双立井多水平分组大巷开拓方式，井田倾角14左右，该井田为低瓦斯，低涌水量矿井。 井田范围内地质构造主要是断层，有极少的背斜与向斜。 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况 对各种因素要综合研究，通过系统优化和多方案技术经济比较后确定。影响本设计井田开拓方式的具体因素如下： (1)煤层赋存情况 整个井田的煤层上部标高在0 m，下部标高在-650m，东西部分别以城F6断层为界。整个矿区共有五层可采煤层，即3#、5#、15#、17#、18#，全区发育。煤层走向长度为5.0km，倾向3.5km。本井田煤层系缓倾斜中厚煤层，平均倾角在14左右。 (2)地表因素： 本井田属于平原地形，井田北部及中部地势较平坦。地表平均标高+120m。 (3)其他因素 本设计矿井没有大中型构造，顶底板为粉沙岩，粉细纱岩等硬质岩层，稳定性好。 3.1.3 确定井田开拓方式的原则 (1)贯彻执行有关煤炭工业的技术政策,为多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低、效率高创造条件．要使生产系统完善、有效、可靠，在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量，尢其是初期建设工程量，节约基建工程量，加快矿井建设。 (2)合理集中开拓布置，简化生产系统，避免生产分散，为集中生产创造条件。 (3)合理开发国家资源，减少煤炭损失。 (4)必须惯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风系统，创造良好的条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常性保持良好状态。 (6)根据用户需要，应将不同煤质，煤种的煤层分别开采。 (5)要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术，新工艺，发展采煤机械化，自动化创造条件。 3.2 矿井开拓方案的选择 3.2.1 井硐形式和井口位置 1.井筒形式： 平硐开拓是最简单的开拓方式，有很多突出优点。首先我们应该考虑平硐开拓方式是否可行。参照平硐开拓方式适用条件，结合本设计井田的地形地质及煤层赋存特征可知：平硐开拓方式的条件不具备。因此，平硐开拓方式对本设计井田不适用，排除采用平硐开拓方式。立井开拓和斜井开拓方式在技术上均可行，综合开拓虽然对工业广场布置和井底车场要求很高，但针对本井田的地质状况，综合开拓方式也可行，应该予以考虑。依据本井田的地质状况、煤层赋存情况及井型、服务年限等要求，对本井田开拓方式选择提出两种可行性方案： ①方案一：双立井开拓方式； ②方案二：双斜井开拓方式。 （1） 技术比较 方案一：双斜井开拓方式 优点：井筒设备较简单； 建井期稍短些； 掘进速度快，初期投资较双立井开拓较省。 缺点：井筒过长，如果地质条件复杂，不易维护，安全性降低； 辅助运输时间长； 井筒过长，煤柱损失严重； 通风线路长，通风阻力大，费用增加。 方案二：双立井开拓方式 优点：通风断面大，风阻小，满足大风量要求； 便于井筒延伸； 适应性强，技术成熟可靠； 井筒短，提升速度快，提升能力大； 对于开采深部赋存煤层有长处。 缺点：①初期投资大，建井期限稍长； ②需要大型的提升设备； ③多水平开拓，立井石门长度大，掘进工程量大，掘进费用高。 对选定的两种开拓方案进行技术比较，详见开拓方案图3-1。 方案一：双立井开拓方式 方案二：双斜井开拓方式 图3-1 开拓方案图 （2）经济比较 很难从技术比较上选择两者的优劣，方案一、方案二在技术均较合理，两者之间的区别在于井筒掘进费用以及他们的维护费用、提升费用，主石门掘进长度等等。对各种费用进行详细的经济比较，详见经济比较表3-1。 两个方案的井底车场、水平运输大巷以及各种采区石门和采区上山（斜巷）的工程量基本相等。因此，只需要比较它们的不同之处，即建井工程量、生产经营费用、基建费用和维护费用等。详见开拓方案经济比较表3-1。 表3-1 经济比较表 方案 双 立 井 开 拓 双 斜 井 开 拓 内容 工程 量 单价（元） 费 用 （元） 工程量 单 价 （元） 费 用 （元） 单位 名称 数量 单 位 数 量 数 量 数 量 单 位 数 量 数 量 主井 掘进 32.5 10m 32000 1040000 124 10m 9500 1149500 副井 掘进 32.2 10m 40000 1288000 124 10m 9900 1227500 主井辅 助费 32.5 10m 42000 1365000 124 10m 14500 1227600 副井辅 助费 32.2 10m 45000 1449000 124 10m 14500 1798000 主井提 升费用 32.5 10m 0.9 29.25 124 10m 0.4 49.6 副井提 升费用 32.2 10m 2.8 90.16 124 10m 0.7 86.8 箕斗 2 个 243700 487400 罐笼 2 个 218700 437400 钢丝绳输送机 200 10m 4950 990000 串车 12 10m 5200 62400 主井提升机 1 个 1017500 1017500 1 个 92000 92000 副井提升机 1 个 880000 880000 1 个 9237500 9237500 总 计 7964419.41 15592636.4 从经济比较表可知，立井开拓比斜井开拓投资少，所以该设计矿井选择方案一：采用双立井开拓方式。 2.井口位置 在本设计井田中，提出三种井筒位置方案，详见井筒位置示意图3-2： 方案一：井筒位于井田浅部； 方案二：井筒位于井田中部； 方案三：井筒位于井田深部。 方案一 方案二 方案三 图3-2 井筒位置示意图 经过简单的技术比较后认为： 井筒位于井田浅部，煤柱尺寸最小，压煤最少，但石门最长； 井筒位于井田中部时，煤柱尺寸稍大，但石门长度较短，且沿石门的运输工程量也小； 井筒位于井田深部，煤柱尺寸最大，压煤量最大，且初期工程量大，石门也较长，但对于开采井田深部煤层及井通延伸有利； 本井田煤层均为缓倾斜中厚煤层，井田走向长度不大，但倾斜长度较大，从有利井下运输和保证初水平合理的服务年限出发，也应该将井筒布置在井田中部或稍靠上方的位置，由此可初步确定本设计井田的井筒位置在井田的中部稍靠上方。 3.2.2 开采水平数目和标高 根据《煤炭工业矿井设计规范》，本设计井田设计提出水平划分方案如下： 方案一：井田划分两个水平；一水平标高-250 m，水平垂高300 m，二水平标高为-650m。一水平上山开采，二水平上下山联合开采。 方案二：井田划分三个开采水平，一水平标高-250 m，二水平标高-450 m，三水平标高-650m。各水平均实行下山开采。 各方案水平储量及服务年限详见方案比较表3-2： 表3-2 方案比较表 方案 水平 储量（Mt） 服务年限（a） 方案一 一水平 100.80 30 二水平 171.18 50 方案二 一水平 100.80 30 二水平 114.05 30 三水平 57.13 20 从该表中可知，方案一的水平服务年限能够满足一水平服务年限不小于30a的基本要求，储量充足，且有利于采区的接续，巷道利用率高，人员功效相对较低。故而采用方案一的水平划分方法，即划分两个开采水平，一水平标高分别为-250m和-650m，一水平垂高为350m，二水平垂高为300m。一二水平技术分界线为24倾角，一水平采用上山开采，二水平采用山下山联合开采。 3.2.3 开拓巷道的布置 现依据矿井设计生产能力及技术可行角度，特提出以下二种大巷布置方式，详见大巷布置图3-3、比较表3-3： 方案一：分组集中大巷 方案二：集中大巷 图3-3 大巷布置图 表3-3 比较表 特点 分组集中大巷布置 集中大巷布置 优点 1. 总的巷道工程量较少 2. 生产比较集中 3. 采区巷道分组联合布置 4. 大巷容易维护，运输条件好 1. 大巷工程量少 2. 生产区域比较集中，运输条件好 3. 采区巷道集中联合布置，开采程序比较灵活，开采强度大 4. 大巷维护容易 缺点 1．石门长度较长 2．掘进工程量大 1. 总的石门长度大 2. 初期工程量大，建井时间长 3. 有反向运输 依据本井田的地质条件及煤层赋存状况：本井田共有可采煤层五层，即3#、5#、15#、17#、18#，其中3#与5#煤层平均间距24 m，5#与15#平均间距119m, 15#与17#平均间距21 m，17#与18#平均间距21 m。针对上述情况，5#与15#平均间距119m，根据对比表可知，本井田适合于分组集中大巷布置，所以采用方案一。 3.3 选定开拓方案的系统描述 3.3.1井硐形式和数目 本设计井田采用一对立井开拓，即主井、副井。主井用以提升煤炭，副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备及兼作进风井。 3.3.2 井硐位置及坐标 井筒确定在84-19 钻孔附近。 确定井筒坐标为：①主井井口坐标为： XA＝5192880 YA＝44659835 ②副井井口坐标为： XB＝5192930 YB＝44659885 主井井口标高为+97m，副井井口标高为+87m，拟定二水平为井筒最终水平。主井井深345m，副井井深335m，两井筒中心线间距为50m，提升方位角为25，主井井筒直径6.5m，副井井筒直径6.5m，均采用整体式混凝土井壁，井壁厚度450mm。 3.3.3 水平数目及高度 本井田采用多水平开拓,拟定第一水平为-250m,本井大部分采区的煤层浅部标高在0m,阶段垂高为350m,实行上山开采.第二水平拟定标高为 -650m，实行上下山联合开采。若再确定往井田境界外的深部发展时,设第三水平,需经方案比较后确定。 3.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置 1.大巷数目：两条运输大巷、一条回风大巷。 2.大巷布置：大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种，对于各种大巷布置方式分述如下： (1)煤层大巷：当煤层顶底板较稳定，煤层较坚硬，易维护，煤层起伏和断层、褶皱小时，可保证巷道较为平直，保证运输设备运行；没有瓦斯与煤的突出，无严重自燃发火等情况下，应优先考虑采用煤层大巷。对于新建矿井，在煤层中布置巷道，在建设期间，还有早出煤，早投产，节省投资以及探明地质情况的优点。 下列情况宜布置煤层大巷： ①单独开拓的薄煤层或中厚煤层； ②煤层群中相距较远的单个薄煤层或中厚煤层，走向不大， 资源/储量有限、服务年限短的； ③煤层群（组）下部的薄及中厚煤层中开集中大巷的； ④煤质坚硬，围岩稳定，维护简单，费用不高的煤层； ⑤煤系底部有强含水层或富含水的岩溶时，不宜布置底板大巷的； ⑥煤层坚硬而顶板松软或膨胀，难以维护的。 综上所述，根据本设计矿井的具体的煤层情况，且为了达到早出煤的效果，缩短投资回收期，并且上采区服务年限短，在本设计井田中，由于3#、5#煤层间距小，服务年限小，所以布置煤层大巷。下采区布置岩石集中大巷。 大巷与石门服务年限较长，运输能力要求大，所以大巷和石门的断面和支护设计基本相同，断面尺寸详见大巷断面图3-4、3-5。 图3-4 大巷断面图 图3-5 煤层大巷断面图 3.3.5 井底车场形式的选择 《煤炭工业矿井设计规范》中对井底车场形式选择要求： (1)保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性； (2)调车简单，管理方便，弯道及交岔点少； (3)操作安全，符合有关规程、规范； (4)井巷工程量少，建设投资省，便于维护，生产成本低； (5)施工方便，各井筒间、井底车场与主要运输巷道间能迅速贯通，缩短建井工期； (6)当大巷或石门与井筒的距离较大时，能够布置下存车线和调车线，可选择立式井底车场； (7)井底车场形式也取决于矿车的类型，当采用定向卸载的底纵卸式、底侧卸式矿车时，其卸载站（即主井车线）可布置折返式，亦可布置环形式。但其装车站的线路布置必须与其相对应。 综上所述，结合本设计矿井的有关设计参数，通过对各种形式井底车场的适用条件及优缺点做简单比较后，初步拟定本设计井田井底车场形式为梭式车场，采用两翼来车的形式。 3.3.6 煤层群的联系 本设计井田煤层群开采时的联系方式是联合准备，即3#、5#煤层为一个系统,15#、17#、18#、煤层组成一个统一的采准系统，大巷采用集中布置方式。 3.3.7 采区划分 本设计井田走向长度较大，地质构造复杂，欲从井田边界沿整个阶段前进开采，无论从时间、投资和实际开采技术条件上都要受到限制，势必按技术要求将井田沿走向划分为采区，并按一定的顺序回采，每个采区有一套生产设施，包括上下山提升、运输设备，以便独立进行生产与准备。 依据《煤炭工业矿井设计规范》，本设计井田以井田境界内的断层为界，将整个井田划分为六个采区，详见采区划分示意图3-6。 图3-6 采区划分示意图 3.4 井筒布置及施工 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐维护 本设计井田采用双立井开拓方式，布置两个井筒，井筒穿过的岩石大部分为粉砂岩，有少部分的细砂岩和中砂岩，详见综合柱状图1-2。依据井筒特征及装备情况，参考地质及水文地质资料，对本设计矿井井硐支护形式采用整体灌注式。 其优点如下： （1）整体性好，强度较高； （2）防水性能好； （3）便于机械化，施工方便，劳动强度低。 所以本设计井筒支护形式为：混凝土整体灌注式，主副井井壁厚度均为450mm。 3.4.2 井硐布置及装备 立井井筒装备包括：罐道、罐笼、罐道梁、梯子间、罐路、电缆、井口、井底金属支撑结构、托管梁、电缆支架、过巷装置等。 主井为提升煤兼入风所用，其直径为6.5m，副井为提升矸石、运料和人员所用，其直径为6.5m。主副井都采用料石砌碹支护和混凝土锚喷，其中主井壁厚为450mm,副井壁厚为500mm,主、副井壁充填混凝土厚度为50mm。详见主井井筒断面图3-7、副井井筒断面图3-8。 图3-7 主井井筒断面图 图3-8 副井井筒断面图 主井井筒：井筒直径6.5m，净断面面积33.2m2，掘进断面面积43m2井筒深度（240+185）m。井筒内装备一对16t刚性罐道立井多绳箕斗（JDG-16/1504），采用18018010mm方形方型空心型钢罐道，端面布置采用树脂锚杆固定拖架。 副井井筒：井筒直径6.5m，净断面面积33.2m2，掘进断面积43m2。井筒深度（240+185）m，井筒装备两对3t固定式矿车600mm轨距，双层四车刚性立井多绳罐笼，担负矿井辅助提升任务，兼作进风井筒。 采用18018010mm方型空心型钢罐道，端面采用树脂锚杆固定拖架。罐道和井粱，罐道导向层间距均按6.0m设计。井筒内没有钢-玻璃钢复合材料梯子间，作为矿井安全出口和井筒检修之用，并敷有排水管路三趟（一趟预备），井下消防洒水管路。另外，井筒还敷设有动力电缆、通讯讯号电缆。 3.4.3 井筒延伸的初步意见 为了充分利用原有的设备和设施，且提升系统简单，转运环节少，经营费用底，管理方便。在保证采区正常接续和均衡生产的情况下，本采区将原主井，从-250m水平延伸到-650m水平过程中采用立井延伸。 3.5 井底车场及硐室 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 井底车场形式的确定应该根据井田地质条件、井型大小、井田开拓方式、大巷运输方式、地面布置及生产系统等因素来选择。该矿井井底车场形式的选择依据如下： 1.该矿井设计生产能力为2.4Mt/a，年工作日330d，实行四六工作制，每日净提升16h； 2.矿井采用双立井开拓方式，两个开采水平，集中大巷布置，两翼来煤量基本相等； 3.主要运输大巷采用5t底卸式矿车运输，每列车由22辆矿车组成，由两台10t架架线式电机车一前一后牵引。卸载时，机车通过卸载站。辅助运输和掘进煤采用3t固定式矿车，煤矸混合列车由22辆3t矿车组成。一台10t架线式电机车牵引。 4.本设计矿井属于低瓦斯、低等涌水量矿井； 综合以上所述，结合设计要求，经分析比较后，本设计矿井拟选用5.0t底卸式矿车梭式井底车场。 3.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度 1．井底车场线路布置的要求 (1)为保证运行安全，应尽量避免在曲线巷道顶车，机械推车需布置在直线段上； (2)尽量减少道岔和交岔点； (3)线路布置要有利于通风； (4)井底车场的线路主要由主井空、重车线，副井进、出车线和回车线组成，由于通过各个井底车场的煤种数量不同，其各线路的数目和长度亦相应不同； (5)井底车场线路布置时，应充分考虑各硐室布置的合理性； (6)底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题； (7)井底车场的线路工程量小。 2．存车线长度的确定 确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题，如果存车线长度不足，将会使井下运输和井筒提升彼此牵制，影响矿井生产能力；反之，如果存车线过长，会使列车在车场内的调车时间增加，反而降低了车场通过能力，并增加车场工程量。根据我国煤矿多年的实践经验，各类存车线可以选用下列长度： 大型矿井的主井空、重车线长度各为1.5－2.0列车长； 副井空、重车线长度，大型矿井按1.0－1.5列车长； 材料车线长度，大型矿井应能容纳10个以上材料车； 调线长度通常为1.0列车和电机车长度之和。 3.存车线长度的计算 ①主井空、重车线，副井进、出车线： 式中 —主井空、重车线，副井进、出车线有效长度，m； ——列车数目，列； ——每列车的矿车数，按列车组成计算确定； ——每辆矿车带缓冲器的长度， m; ——机车数; ——每台机车的长数; ——附加长度，取10m。 经过计算，得 主井＝2225.0+14.5+10＝235m， 副井＝2223.0+14.5+10＝147m。 ②材料车线有效长度 式中 —材料车线有效长度，m； ——材料车数，辆； ——每辆材料车带缓冲器的长度，m； ——设备车数，辆； ——每辆设备车带缓冲器的长度，m； ＝102.4+102.4＝48m； 根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长63m。 3.5.3 井底车场通过能力验算 1.井底车场线路布置图3-9和调度表3-4： 图3-8 井底车场线路布置图 表3-4 调度表 2.矿井日产原煤0.8万t，每日运日矸石量为80000.15＝1200t，日产掘进煤为80000.06＝480t，5t底卸式矿车日运煤量为80000.94＝7520t。5t底卸式矿车列车数为7520/（522）＝68.3列。 根据矿井矸石量与掘进煤的比例（15%/6%＝5/2），确定3t煤矸石混合列车由13辆矸石与9辆煤车组成。每列矸石车与煤车的载重之比为2.713/39＝5/2故符合要求，日混合列车数为 （1200+480）/（2.713+39）＝34.5（列） 每日进入井底车场的5t底卸式矿车数与3t混合列车数之比为68.3/34.2＝4/2每一调度循环时间为22.5min，列车进入井底车场平均间隔时间为22.5/6＝3.75min，列车在井底车场平均运行时间为11.2min，5t底卸式矿车在井底车场平均运行时间为7.6min，3混合列车在井底车场平均运行进间为18min。 3. 通过能力计算 按公式计算： ＝25.2(4225+293)/(1.1522.5) ＝437/a 通过能力富余系数为454/240＝1.7>1.2。满足设计规范要求。 3.5.4 井底车场主要硐室 1.主井系统硐室 主井设有5.0 t底卸式矿车卸载站硐室、翻车机硐室、井底煤仓及井底煤仓装载硐室、清理井底散煤硐室及水窝泵房等。主井井底散煤采用矿车处理，用绞车提升至车场水平。 2.副井系统硐室 副井系统硐室有副井井筒与井底车场连接处（马头门）、主排