鸡西矿业集团平岗煤矿1.8Mta新井毕业设计

摘 要本设计矿井为鸡西矿业集团平岗矿的新井设计，共有3层可采煤层，25# 33# 35# 。平均厚度3. 8m。煤层工业牌号为1/3焦煤，设计井田的可采储量10.98Mt，服务年限为61a，本矿井设计采用双立井方案开拓，划分二个水平，两个工作面达产。采用集中大巷布置，大巷采用10t架线式电机车牵引3t底卸式矿车运输，采煤方法为走向长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤工艺。关键字 ：矿井设计； 开拓 ； 水平； 走向长壁AbstractThis is a new design for 1.80Mt/a Ping gang in Jixi coal miningGroup.It has workable coal seams.they are 25#、33#、35#.Total thicknesof coal seam is 11.4 meters.The coal seam industry trademark is 1/3 coking coal.This mine field recoverable resources is 10.98Mt This mine，s life is 61years.This mine pit design uses the double vertical shalt development the division as two levels.Two working face can achieve 1.80Mt/a. The big lane transporation uses 3 tons Bottom-dump mine cars to transport.The Mining method for longwall mining, coal mining technology for integrated mechanized mining technique.key words The mine pit design expands the level alignment long wallV目录摘 要IAbstractII目录I第 1 章 井田概况及地质特征11.1 井田概况11.1.1交通位置11.1.2地形 地势11.1.3气象 地震11.1.4水源及电源11.2 地质特征21.2.1矿区内的地层情况21.2.2地质构造31.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征51.2.4岩石性质 厚度特征61.2.5井田水文地质情况61.2.6沼气 煤尘及煤的自燃性71.2.7煤质 牌号及用途71.3 勘探程度及可靠性9第2章 井田境界、储量、服务年限122.1 井田境界122.1.1井田周边状况122.1.2井田境界确定的依据122.1.3井田未来发展情况122.2 井田储量122.2.1井田储量计算122.2.2保安煤柱的设计方法122.2.3储量计算方法142.2.4储量计算评价142.3矿井工作制度 生产能力 服务年限152.3.1矿井工作制度152.3.2设计生产能力和服务年限152.3.3矿井服务年限的确定16第3章 井田开拓173.1 概述173.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述173.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况173.2矿井开拓方案的选择183.2.1井筒形式、位置及通风183.2.2开采水平数目和标高213.2.3开拓巷道的布置233.3 选定开拓方案的系统描述233.3.1井硐形式和数目233.3.2井筒位置及坐标233.3.3水平数目及高度233.3.4石门 大巷的布置233.3.5井底车场形式的选择243.3.6采区划分243.3.7煤层群的联系253.4 井筒布置和施工253.4.1井峒穿过的岩石性质及井峒支护253.4.2布置及装备253.4.3井筒施工283.4.4延深意见283.5 井底车场及硐室283.5.1井底车场形式的确定及论证283.5.2井底车场线路布置的要求283.5.3存车线长度的确定293.5.4井底车场通过能力计算303.6 开采顺序313.6.1井田开采顺序313.6.2沿井田倾向的开采顺序313.6.3采区接续计划313.6.4“三量”控制情况32第4章 采区巷道布置及采区生产系统344.1采区概述344.1.1采区位置、范围及采区煤柱344.1.2采区地质、煤层情况354.1.3采区生产能力、储量及服务年限354.2采区巷道布置364.2.1区段划分364.2.2采区上山布置364.2.3采区车场布置374.2.4采区煤仓形式、容量及支护424.2.5采区硐室简介434.2.6采区工作面接续434.3 采区准备434.3.1采区巷道的准备顺序434.3.2采区巷道的断面图及支护方式44第5章 采煤方法455.1 采煤方法的选择455.2 回采工艺455.2.1回采工艺的选择及使用设备455.2.2回采工作面的循环方式和劳动组织形式46第6章 井下运输和矿井提升486.1矿井井下运输486.1.1 运输方式和运输系统的确定486.1.2矿车的选型与数量496.1.3采区运输设备的选择496.2矿井提升系统506.2.1矿井主提升设备的选择及计算50第7章 矿井通风安全527.1矿井通风系统的确定527.1.1概述527.1.2矿井通风系统的确定527.1.3主扇工作方式的确定537.2 风量计算与风量分配547.2.1矿井风量计算的规定547.2.2风量计算547.2.3风量分配567.2.4风速的验算567.2.5风量的调节方法与措施587.3 矿井通风阻力计算587.3.1通风容易时期的阻力计算587.4 通风设备的选择597.4.1主扇的选择计算597.4.2矿井等积孔计算597.4.3电动机的选择607.5矿井安全生产措施617.5.1预防瓦斯及煤尘爆炸617.5.2火灾与水患的预防617.5.3 其他事故的预防617.5.4避灾路线及自救62第8章 矿井排水638.1 概述638.1.1矿井水来源及涌水量638.1.2对排水设备的要求638.2 矿井主要排水设备648.2.1排水方式和排水系统简介648.2.2主排水设备及管路选择计算64第9章 矿井主要技术经济指标68结 论70致 谢71参考文献72附录73附录77绪 论煤炭工业是国民经济的重要组成部分，是我国的主要能源。我国解放以后，党和政府十分重视煤矿生产、建设及其发展。颁发了一系列有关的方针政策。要求矿井设计必须从实际出发，深入现场调查研究，加强同生产，科研，施工和制造等单位协作配合。结合我国的国情，吸取和运用国外的先进经验，使设计作到切合实际，技术先进，经济合理，安全实用。在设计中要注意矿山的环境保护，合理的使用土地。不占或少占农田。我国正在进行工程设计的改革，改革的目的是调动广大设计人员的积极性，做出技术水平高，经济效益好的现代化水平的设计。相信不久将会创造出更加符合我国国情，具有美国独特风格的设计理论和设计方法。平岗矿为1.8Mt 新井设计，本矿井有25# 33# 35# 三个煤层，分为2个水平。煤层总厚11.4米，本矿井服务年限61年，九个采区。井田东西走向长平均7.5Km，南北倾向4.0Km，采煤工艺为综采，走向长壁采煤法。第 1 章 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1交通位置本区位于黑龙江省鸡东县的哈达、平岗两镇之间。其地理坐标在北纬4321，东经12120。勘探区内公路四通八达,南部有林口至密山铁路线,国家级公路方虎线。通往平岗矿有铁路专用线,距牡密线的东海站，哈达河站约10Km，公路可通鸡西，密山，交通较为方便。1.1.2地形 地势平岗煤矿地处完达山与老爷岭结合部,地表为丘陵地带。西部玄武岩覆盖,地势稍高,往东地势渐平,多为农田。地面最大高差约110m。1.1.3气象 地震本区处中温带湿润区,属大陆性多风气候, 区内由11月至翌年4月为冻结期，冻结深度为1.5至2.0m，最高气温在零上27至31，最低气温在-29至-34，有两条季节性小溪由北向南流过,夏季有水，冬季干涸，夏季地表水通过这两条小河排泄向南汇入穆棱河。汛期常发生在每年的七、八月份。年平均降水量533.3mm，季内最大降水量312.5mm。唯哈达河在六五年八月十日，连续几天暴雨后，洪水位置骤然上升，溢出河床。淹没了井田内标高183184m以下的田地，是解放后最大一次洪水泛滥。虽本区地处地震多发带，有感地震亦有过记载，但未矿井生产造成影响。1.1.4水源及电源平岗矿区水源来自开采地下水，能够满足生产与生活需要。生产与生活用电均来自鸡西市供电局。图1-1 平岗矿交通位置图1.2 地质特征1.2.1矿区内的地层情况平岗矿区位于鸡西盆地北部条带东端，基底是元古界麻山群，含煤地层为中生界上侏罗统鸡西群，包括滴道组，城子河组和穆棱组，勘探区地层层序表如表1-1。表1-1 勘探区地层层序表界系统群组接触关系地层厚度m新生界第四系全新统Q4冲积层Q4整和整和假整和整和假整和整和整和1-20第三系上新统N2玄武岩0-40中生界侏罗纪上统J3鸡西群穆棱组J3m6城子河组J3ch660-740滴道组J3a0-130元古界麻山群Ptms变质岩系0-1501.2.2地质构造鸡西煤盆地的古构造轮廓受近于南北向压应力的影响，大体上可分为二组：一是位于盆地中央的平阳麻山古背斜，在古背斜轴部发育一条逆冲断裂称平麻断裂，将鸡西煤盆地的基底分成了中间凸起，走向近东西的南北两个凹陷盆地。二是走向近北东或北西方向的剪切断裂。侏罗纪晚期，含煤地层形成。沉积前的古构造以及后来的燕山运动都对汗煤地层起了一定的控制作用。在煤田形成之后，南北向压力进一步加强，使东西向褶皱和北东、北西断裂进一步发展，形成了煤田的今日构造形态。平岗矿区位于鸡西煤盆地北部条带的东端，地层走向近东西、倾向南、单斜。地层倾角825之间。矿区所涉及的断层分述如下：F31:为勘探区北部边界断层，发育规模较大，延展长度在5Km以上，为较大的枢纽断层，其转动枢纽处在5剖面线附近，西部是是逆掩短断层，东部为正断层，走向NE55105近东西弧形，向北倾斜，倾角5075，落差由转动枢纽处向东西两侧逐步加大，在0210m之间，1线11线11条剖面控制，程度可靠。F1:位于西部，走向NE20，倾向NW390，倾角80，落差420450m。正断层，属推断断层。F2:为偏西部断层，走向NE15,倾向NW285，倾角55，落差100220m，逆断层。程度基本可靠。F3:为偏东部边界断层，走向NW20NE5，大致为南北弧形，向东倾斜，倾角75，落差约240m，正断层，延展长度3公里以上，程度基本可靠。 F4:位于东部，走向NW15，倾角25，落差在05m之间，逆断层，规模较小，上部尖灭，未在地表出露，程度基本可靠。见断层发育及落差表。表1-2 断层发育及落差表编号产状性质落差（m）备注倾向倾角F1NW325-NE1560正断层0-210来源于81年报告及生产实见F2NE70-9575正断层240资料来源于以往地质报告F3NE1575正断层68资料来源于以往地质报告F4NW1525逆断层05m资料来源于以往地质报告1.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征本区煤层都赋存在穆棱、城子河两个含煤组中，地层总厚度56m，主要可采煤层发育在城子河组地层中，本次报告以城子河含煤组为主，根据煤层群发育特点.主要可采层：25# 33# 35#其它煤层因可采点少 ，连不成块而未参与储量计算。本区城子河组地层，含煤性好，主要可采层总厚11.4m，煤层最大总厚度4.0m，地层总厚度700m，含煤系数2.28%。本区煤层发育较稳定，标志层清楚，物性特征明显，煤岩层对比可靠。可采煤层特征如下：25号煤层：全区发育且稳定，为本区主要可采层，煤层结构复杂，厚度较大，煤质较稳定，肉眼鉴定为半亮半暗型、块状。本煤层有多层夹矸，多数见煤点为13层夹矸，岩性为煤页岩或页岩，厚度在0.030.29之间。煤层厚度3.7m，顶板粉砂岩，平均厚度3.77m，底板粉砂岩，平均厚度3.09米，下距33号煤层约100m。33号煤层：全区发育稳定，本区主要可采层，浅部较复杂，含多层夹矸，岩性为煤页岩，厚度0.040.19m，深部煤层结构较简单，肉眼宏观煤岩型为半亮型、粉、块状。煤层顶板为粉砂岩或细砂岩，平均厚度为3.7m，底板是粉砂岩或中砂岩，平均厚度4.2m，煤层厚度3.5m，下距35号煤层约为115m。35号煤层：全区发育，较稳定，结构单一，宏观煤岩为半亮型、粉状。煤层厚度4.0m。煤层顶底板为粉细砂岩，顶板平均厚度2.22m，底板平均厚度2.43m。1.2.4岩石性质 厚度特征本区内岩性较细，主要由粉砂岩、细砂岩、粉细互层、中砂层及煤层组成，仅有较少的粗砂岩，含烁砂岩。煤层和岩层的物性差异均比较明显，各岩层的密度差别较小，曲线在各种岩层反应平直煤层异常反应明显，岩石硬度多数为中等硬度的砂岩类。1.2.5井田水文地质情况冲积孔含水层：分布在河流两面岸，成狭长条带状相等距离的由东往西分布排列，宽为50120m。含水层厚度一般东薄西厚，其厚度主要决定于河流的大小而异。西部：哈达河冲积层一般814m，富水性强，渗透系数为35.88m/day，单位涌量为6.34m3/h。部分地段由于表土复盖较薄，仅0.51m，且含水层直接受地面水的补给，因次地下水呈自由水出现。东部：自长山沟以东厚1.54.5m，含水性弱，渗透系数为0.0091.802m/day，单位涌量为0.10.122m3/h，由于表土复盖较厚，25.5m，对降水的补给与渗透起到到控制作用，使地下水呈承压水出现。地下水补给来源主要是大气降水和冲积孔含水层水，水力性质呈潜水状态，对浅部矿井充水造成良好条件。构造裂隙含水带：埋藏于风化裂隙含水量水带之下，两者为渐变过渡关系，呈承压水，据简易水文，抽水及矿井调查证实，此带含水性弱，岩芯较为完整，在60m以上冲洗液消耗不大于0.35m3/h，以下则不大于0.15m3/h，随着深度的增加涌水量则显著减少。矿井涌水量一般为236.65 m3/h，最大涌水量为278.88m3/h。1.2.6沼气 煤尘及煤的自燃性本矿属于瓦斯高突矿井，相对涌出量20.4，绝对涌出量为13.6，随着开采深度的延伸，瓦斯赋存条件好涌出量大给矿井的安全生产带来一定的困难。煤尘爆炸指数为34.86 ，属于有爆炸危险的煤层。开采煤层均属高沼气煤层，矿井属高沼气等级矿井，属有煤尘爆炸危险煤层，属低硫特低磷不易自燃煤层。随着今后矿井开采深度的不断增加，瓦斯涌出量也逐步加大，这给矿井生产会带来不利影响，因此，未来矿井通风、瓦斯防治技术措施将需进一步增强。1.2.7煤质 牌号及用途本矿区内的煤层是由高等植物所形成的腐植煤，其肉眼煤岩成份主要是亮煤、暗煤、夹镜煤丝带、丝炭较少，黑色光亮内生裂隙发育，质脆，黑色条带状，层状结构，其煤岩类型多为光亮型、半亮型和半暗型；镜下鉴定为煤岩组成多是凝胶物质体，色鲜红以镜煤煤化物质为主树脂胶体占次要地位，矿物杂质多见。原煤灰分变化较大，一般在20.15至31。净煤灰分一般在10左右，胶质层厚度在13.0至18.5mm，粘结指数G在75-85%之间，原煤分析基高位发热量为5800-6400千卡规律，精煤挥发分一般在32%左右，硫含量在0.22-0.37之间。磷含量一般在0.003-0.014之间。是低硫、低磷的1/3焦煤。主要工业用途以冶金用煤为主，火电厂作动力用煤次之。 图1-2 煤岩层综合柱状图1.3 勘探程度及可靠性1 钻探工程量统计：本次钻探从1990年9月13日开工，到1993年10月结束，历时三年整。施工钻孔是7个，竣工16个，总工程量17，557.58米，超千米孔14个。2 工程质量：本次勘探所使用的钻机有TXB-1000型（1台），TK-1型（2台），TK-3型绳索取芯（1台），这三种钻机设备良好，符合技术要求。本次勘探竣工钻孔16个，全部按煤炭部落987年12月颁发的确煤田勘探钻孔工程质量标准进行验收。91年前竣工钻孔参加了东煤公司的复查，92年后施工的钻孔本队验收。验收成果：特级孔2个，甲级孔6个，乙级孔5个，丙级孔3个，特、甲、乙级孔层12层，不合格层20层，优质合格层率为72.6%。测井验收66层，均为优质层，优质层率100%。表1-3 钻探工程量统计表线号孔号终孔深度钻机层位钻孔型号钻孔质量备注1091-111735532下TK-1 乙1091-21049.0723下TXB-1000乙1192-31027721下废1291-410528935下TXB1000丙1291-511468035下TK-1乙1391-611437239下TK-1甲1391-79759435下TK-1甲2091-810212438下TXB-1000乙1891-911930135下TK-1乙2091-1011411639下TK-1甲1491-1110065035下TXB-1000丙1491-1212205639下TK-1特2091-1311211435下TK-1甲1791-1410249336下TXB-1000丙1791-1511633037下TK-1特钻孔质量及煤层见煤点级别见表1-4、1-5。表1-4 钻孔质量评级表 级 别数量项目特级甲级乙级丙级特甲乙级孔率合计钻探265381316测井9610015表1-5 煤层见煤点评级表级别数目项目优质合格不合格优质合格层率合计钻探孔41122072673电测孔6610066第2章 井田境界、储量、服务年限2.1 井田境界2.1.1井田周边状况西以F1断层为界，东以 F4断层为界，与新一煤矿相邻，北以35号煤层露头线为矿界，南部与振兴煤矿相邻。井田东西走向长平均7.5Km，南北倾向4.0km，面积约30.0Km2。2.1.2井田境界确定的依据1 以大的断层为矿界，合理的划分矿界；2 尽量以自然界线作为井田境界线，本矿发展与相邻矿井的关系。2.1.3井田未来发展情况由于本井田几条断层的影响，投产时的产煤量可能不能达到设计生产能力，但随着开采深度的加深，煤层赋存条件好，产量会有较大的提高幅度。 2.2 井田储量2.2.1井田储量计算参加储量计算的煤层有25、33、35共三层煤。根据煤炭资源地质勘探规范规定，工业指标确定为倾角小于25煤层，能利用储量选用厚度0.70m,灰分40%；暂不能利用储量厚度为0.600.70m,灰分在40%-50%之间。能利用储量厚度选用0.60m,暂不能利用储量选用0.500.60m。2.2.2保安煤柱的设计方法对于必须留设保护煤柱的建筑物和构筑物，当其形状规整，且长轴与煤层走向或倾向平行时，宜采用垂直剖面法圈定保护边界。1、立井井筒保护煤柱设计采用垂直剖面法；2、工业场地保护煤柱按照数字标高投影法，工业场地压煤近似为梯形。3、煤层内煤柱一般来说，井田边界煤柱20米，大的断层一侧留煤柱1540米，有时也要根据具体的情况而定。详见表（21）。表（21）建筑物、构筑物保护煤柱的围护带宽度建筑物和构造保护等级围护带宽度（米）4、井筒煤柱地面受护面积，包括井架、提升机房和围护带，围护带的宽度为20米，主副井筒保护煤柱以岩层边界角圈定。5、工业广场地面受护面积包括工业产地内为煤炭生产直接服务的工业厂房、服务设施和围护带，围护带的宽度为15米，煤按岩层移动角圈定。详见表（22）。表（22）地质条件及冲积层和基岩移动角值井筒垂深煤层厚度煤层倾角冲积层厚度30011.421457269.67820m6、煤柱留取尺寸在区段运输平巷和轨道平巷之间留设区段煤柱，对一般煤质和围岩条件的近水平、缓斜及倾斜煤层、薄及中厚煤层不小于815米，厚煤层不小于1520米。采区边界一般留设宽度15米左右。详见表（23）。表（23）护巷煤柱尺寸薄及中厚煤层厚煤层备注巷道一侧两巷之间巷道一侧两巷之间水平大巷煤层倾角较小时煤柱可小一些采区上（下）山左右左右断层煤柱留取尺寸：断层落差很大，断层一侧煤柱宽度不小于30米，落差较大的断层一侧煤柱一般为1015米，落差较小的断层通常可以不留设断层煤柱。井田境界煤柱按20米留设。2.2.3储量计算方法采用分水平及投影块段法，用煤层真厚度和斜面积计算储量，块段平均厚度采用钻孔见煤厚度，以算术平均法求出。计算公式：式中 块段储量 块段平面积 煤层平均倾角块段平均厚度 煤的容重，详见表（24）。 表（24）容重采用：序号煤层号容重/（g/cm3）1251.352331.353351.35块段面积在1：5000的煤层储量计算图上用电子求积仪求得，块段倾角采用余切尺量得。2.2.4储量计算评价表（25）平岗煤矿储量计算表煤层号面积/m2工业储量/万吨永久煤柱可采储量占总储量百分比2517.541066291.579.134041.7621.86%3316.301065239.957.573004.3716.25%3515.061066953.757.513935.2921.29%总计18485.2724.2110981.42本矿井的煤层发育良好，厚度较稳定，倾角绶倾，井田范围内大的构造控制可靠，水文地质条件中等，储量计算较为可靠。煤层储量见表（25）。2.3矿井工作制度 生产能力 服务年限2.3.1矿井工作制度依据煤矿安全规程，煤矿生产许可法和劳动法有关规定，结合平岗矿的实际情况，拟制定工作制度如下：设计年工作日330天，日提升16小时，采用“三八”作业制，二班生产，一班准备。2.3.2设计生产能力和服务年限1、矿井设计生产能力的确定原则应根据地质条件，国民发展需要和国内外市场需求，技术装备和管理水平，充分考虑科学技术进步等因素，依据投资少，出煤快，经济效益好的原则合理确定。表2-6 矿井可采储量汇总表水平煤层工业储量煤 炭 损 失 量可采储量工业场地井田境界断层开采损失其他损失合计损失253709.6891.6121.3104.5378.7267.51563.52146.05333823.1584.2118.2107.5439.284.851334.12489.03354477.4341.9115.1110.7571.1102.21241.13236.37合计12010.11817.7354.6322.71389.1254.64139.67871.45252582.034.0117.799.6334.4101.2686.91895.71331416.9475.3121.8105.690.9108.3901.5515.34352476.31301.4125.8111.6123.3115.31777.4698.92合计6475.21810.5365.1316.8548.7324.83109.72、确定矿井生产能力的重要因素a储量是指基础储量中经济可采部分，b地质和开采条件技术装备和管理水平矿井与水平服务年限计算公式T=Zm/(A*K) 式中T 设计计算服务年限Zm可采储量，万吨；A年产量，万吨/年K储量备用系数，宜采用1.31.53、设计生产能力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，还应考虑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：2.4 Mt/a方案：1.8 Mt/a方案：1.5 Mt/a上述三种方案，具体选择哪一种，还应根据矿井服务年限来确定。2.3.3矿井服务年限的确定矿井服务年限的计算公式如下：（）式中：矿井设计可采储量，Mt生产能力， MtaK矿井储量备用系数，K.21.5根据本设计矿井实际情况，K值取1.2。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：2.4Mt/a （）10981.15/2401.2=45方案：1.8Mt/a （）=10981.15/1801.2=61.0a方案：1.5Mt/a （）= 10981.15/1501.2=75a参照煤矿工业矿井设计规范规定，方案B较合理，即：矿井生产能力：1.8Mt/a，矿井服务年限61.0a。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 平岗矿分别与新一矿、振兴矿接壤，其各自矿井开拓方式为：新一矿 ：立井单水平下山开采。振兴矿 ：立井单水平上山开采。3.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况井田内有几条断层，井田为一背斜构造，轴线处于井田东侧，各属轴线变动不大且均向西北南方向倾斜，再加上煤层赋存条件的影响，故采用立井两水平开拓方式。影响井田开拓方式的因素：1、贯彻执行国家煤炭工业的技术政策,多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低、效率高创造条件。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、简化生产系统，避免生产分散，为集中生产创造条件，合理集中开拓。3、合理开发煤炭资源，减少煤炭开采的损失。4、减少巷道维护量，使主要巷道经常性保持良好状态，要建立完善的通风系统，创造良好的条件。5、要采用新技术，新工艺，发展采煤机械化，自动化。6、所需不同，应将不同煤质，煤种的煤层分别开采。 3.2矿井开拓方案的选择3.2.1井筒形式、位置及通风1、井筒形式的确定根据平岗井田的地表及煤层等实际情况，平硐开拓方式技术上不合理，应直接否定。现依据平岗井田的地形，地质构造，煤层赋存等因素，提出三种井筒开拓方案，具体情况如下： 方案I 双斜井开拓方案II 双立井开拓方案III 主立井副斜井开拓以上三种井筒开拓方案技术比较如下：（1）双斜井开拓斜井与立井相比有如下优点：掘进速度快，地面工业建筑，井筒装备，井底车场及硐室都比立井投资少。胶带输送机提升大，改扩建比较方便，容易实现多水平生产。井筒装备和地面建筑物少，不用大型提升高备，钢材消耗量小。缺点：在条件相同时，斜井要比立井长得多。围岩不稳固时，斜井井筒维护费用高，采用绞车提升时，当井田斜长较大时，采用多段绞车提升，转载环节多，更要多占用设备和人力。 由于斜井较长，沿井筒敷设管路，电缆所需的管线长度较大。当表土为富含水的冲积层,斜井井筒掘进技术复杂。对瓦斯涌出量大的大型矿井，斜井井筒断面小，通风阻力过大，可能满足不了通风的要求，需要另开专用进风或回风的立井做辅助提升。适用条件 ：煤层赋存较浅，垂深在200米以内，煤层赋存深度为0600米，含水砂层厚度小于2050米，表土层不厚，水文地质情况简单的煤层井筒不需要特殊方法施工的缓倾斜及倾斜煤层。技术评价：本井田一水平设在150水平标高，井深度较大，运输成本大，井筒建设较困难根据煤层的赋存情况不宜采用双斜井开拓。（2）双立井开拓优点：立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。机械化程度高，易于自动控制。井筒为圆形断面，结构合理，维护费用低，有效断面大通风条件好，人员升降速度快。缺点：与斜井优点相对应。适用条件：煤层赋存深度2001000m，含水砂层厚度20500m,立井开拓的适应性很强，一般不受煤层厚度，倾角，瓦斯，水文等自然条件限制。技术上也比较可靠。技术评价：根据井田的地质构造，地表情况，煤层赋存等因素，采用双立井开拓方案可行平岗矿井田的地表，地质构造，煤层赋存等因素，适合采用双立井开拓，故此方案在技术上可行（4）主立井副斜井开拓优点：兼有斜井和立井的优点，主井采用立井开拓，井筒容易维护，有效断面大，有利于通风，提升速度快，副井采用斜井开拓，井筒施工简单，掘进速度快，费用低。缺点：如果井口相近，则井底相距较远，井底车场布置，井下的联系就不太方便，如井底相近，由井口相距较远，地面工业建筑物就比较分散，生产调度及联系不太方便，占地比较多，相应地增加煤柱损失。适用条件：介于双立井与双斜井之间技术评价：根据设计井田的地表状况，煤层赋存及工业广场的布置等实际情况，如用综合开拓，运输管理不利于集中管理，故该方案在技术不合理，不适合本设计矿井。根据上述开拓方案的技术比较，确定双立井开拓在技术上可行。因为本井田只能考虑双立井开拓，所以无须在进行经济比较。2、井筒的位置对矿井井筒位置有以下的要求：井筒沿走向有利的位置应在井田的中央。当井田储量分布不均匀时，应布置在储量分布的中央，然后开成两翼储量比较均衡的双翼井田，应尽量避免井筒偏于一侧，造成单翼开采的不利局面。井筒沿煤层倾向的位置，应使石门工程量小，初期工程量建设及投资小，建井期短，所留煤柱损失小。为使井筒的开掘和安全可靠，减少其掘进出现的困难及方便维护，应尽量使井筒通过岩层、表土层、围岩较好的地质条件。依据本井田的储量分布图，及剖面图。考虑水平划分及主要巷道布置，确定井口的位置在整个井田的储量中心。现有两种井筒位置布置如下：如图（3-1），图（3-2）。 图3-1 方案一图（32）方案井口位置：双立井开拓时井口位置应在井田中央储量比较可靠的块 段上，以便运输和通风的集中管理，作经济比较如表（33）（3-4）。 表3-3比较方案费用表 单位：万元方案一方案二基建费用立井开凿22780.3=166.8主暗斜井开凿7190.105=74.5石门开凿3670.08=29.4副暗斜井开凿7191150=74.5井底车场11120.09=100.1上斜井车场(400+500)0.09=81小计296.3230.0生产费用立井提升1.83706.40.570.85=2154.9暗立井提升1.83706.40.60.48=1208.9石门运输1.83706.41.0250.381=1736.9立井提升1.83706.40.420.85=1566.1立井排水1802436525.740.570.210-4=462.7排水（暗斜、立井）1802436525.74（0.60.15+0.420.2）10-4=710.2小计4354.53574.9总费用4626.63878.9百分率119.28%100%表3-4 费用汇总表方案一方案二费用/万元百分率费用/万元百分率初期建井费642.8100%645.2100%基建工程费1124.8102.2%1171.1100%总费用2000.6104.9%1913.2.9100%3.2.2开采水平数目和标高1、开采水平的数目及标高开采水平的尺寸以水平垂高表示，水平垂高是指该水平开采范围的垂高，合理的水平垂高的要求：具有合理的阶段斜长具有合理的区段数目要有利于采区的正常接替要保证开采水平有合理的服务年限及足够的储量经济上有利的垂高根据以上各方面原因及本井田的实际情况，现确定水平划分方案如下：方案一：二水平，一水平上山开采，二水平上下山开采 一水平标高-150m 一水平阶段垂高300m 一水平服务年限31a二水平标高 -450m 二水平阶段垂高700m 二水平服务年限30a方案二：三水平上山开采 一水平标高-50m 一水平阶段垂高200m 一水平服务年限15.6a二水平标高-50-250m 二水平阶段垂高200m 二水平服务年限17.7a三水平标高-250-450三水平阶段垂高200m 三水平服务年限27.8a参照上述两种方案的各项数据，各方案评价如下：方案一：该方案的阶段垂高，服务年限符合规定，一水平煤层为倾斜煤层，二水平符合上下山开采条件，这样布置能使一水平开拓石门工程量小，因此本方案可行。方案二：该方案的一水平服务年限及垂高均符合规定，根据本井田的实际情况，一水平石门过长，采区不好接续，本方案技术上不可行。综合上述方案评价，选取方案一为最优方案3.2.3开拓巷道的布置开采水平布置的核心问题是运输大巷的布置，运输大巷可有单煤层布置（称分煤层运输大巷）分煤组布置（称分组集中运输大巷）或全煤组集中布置（称集中运输大巷）主要根据煤层的数目和间距来定。采用分煤层或分组集中大巷时，各煤层大巷之间、各大巷与井底车场之间用石门联系；用集中运输大巷时，各煤层组之间用采区石门联系。本设计井田的可采层有25层、33层、35层。其煤层倾角21，25距离33煤层91m,33距离35煤层93 m，由于三层煤的间距比较大，所以采用分层开采，集中大巷运输。 3.3 选定开拓方案的系统描述3.3.1井硐形式和数目双立井两水平开拓，采用暗斜井延伸开采矿井的第二水平。3.3.2井筒位置及坐标井口位于井田中央，主井：（5023720 -61025）；副井：（5023670 -61055）。3.3.3水平数目及高度分二个水平，第一水平标高为-150，第二水平标高为-450。3.3.4石门 大巷的布置采用集中大巷运输，分层开采，先采25号煤层。为了保证井下运输能力，主石门与大巷的断面尺寸相同，布置详见断面图。 图3-5主石门断面图 图3-6 运输大巷断面图3.3.5井底车场形式的选择与井底车场型式选择有关的因素有：保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性；调车简单，管理方便，弯道及交叉点少；调车简单，符合有关规程，规范；井巷工程量小，建设投资省，便于维护，生产成本低；施工方便，各井筒间，井底车场巷道与主要巷道间能迅速惯通，缩短建设时间；当大巷或石门与井筒距离较大时，能够扣置下存车线和调车线，可选择立式井底车场，否则，可选择卧式井底车场。根据本设计矿井井筒形式及大巷、石门的布置，结合上述井底车场型式的选择因素，该设计矿井选用卧式井底车场，两翼来车，利用主石门作为主井存车线和调车线，副井通过绕道与主石门连接。3.3.6采区划分 划分采区时，应考虑的原则：根据，采区划分要考虑采区接续关系，便其适应各翼储量及产量分配；搞集中生产；本采区采用双翼布置，详见采区划分示意图。见图（3-7） 图3-7 采区划分示意图3.3.7煤层群的联系该井可采煤层为三层，煤层间距均为90米左右。本矿区煤层间距较大，25，33，35煤层采用分层集中大巷布置，煤层间由石门联系。3.4 井筒布置和施工3.4.1井峒穿过的岩石性质及井峒支护平岗井田地层层序以前震旦系花岗片麻岩系构成煤系之基底，其上发育了中生界侏罗系，白垩系地层，主要含煤层处于平岗组西段。 根据井筒特征，装备情况和地质及水文地质资料，选用井硐支护类型为整体式锚喷混凝土，主副井混凝土井壁厚400毫米，外加充填混凝土50毫米，利用金属倒楔式锚杆。 3.4.2布置及装备主井井筒直径为6.5用球扁组合管道，布置一对9T箕斗， 罐道布置在箕斗两侧，两箕斗相距500毫米，箕斗与罐道梁相距50毫米，箕斗与井梁相距200毫米。井筒布置及装备见表（3-8）。表3-8主井井筒特征表序号名称单位内容1井型Mt/a1.802井筒净直径m6.53井筒掘进直径m7.44井筒净断面积m233.25井筒掘进断面积m243.06井壁支护形式混凝土砌壁7井壁厚度mm4508罐道规格球扁钢组合罐道9罐道梁规格槽钢（222b ）组合10罐道梁层间距mm400011提升容器两套16t单箕斗带平衡锤12井筒装备防腐材料电弧喷涂副井井筒直径为7.0米 ，采用38KSDKDF 钢轨，布置一对1矿车双层单车普通罐笼，罐道布置笼两侧，罐笼与井壁相距100毫米，罐笼与罐道相距120毫米，罐笼与井梁相距120毫米。井筒布置及装备见表（3-9）。表3-9副井井筒特征表序号名称单位数量1井筒直径m7.02提升容器一对1t矿车双层双车罐笼，一个材料罐笼带平衡锤3井筒支护mm 混凝土井壁/4004罐道规格216b 卧放5罐道梁规格32c6罐道梁层间距mm4168主井：用于提煤，副井用于升降人员，设备、材料及提升矸石等。井筒布置及装备见井筒断面图。见图（3-10）、（3-11）图3-10副井井筒断面图3-11 主井井筒断面3.4.3井筒施工选择方法的原则：要根据井位的地质和水文情况，井筒的技术特征和质量，国家的技术政策和规范要求，施工队的技术情况。采用普通施工法，过断层时，需要采用冻结法凿井。3.4.4延深意见根据平岗矿井水平划分方案，保持或扩大矿井生产能力，充分利用现有井巷、设备和设施，减少辅助工程量，积极采用新的技术设备和工艺，加强生产管理，延伸组织管理和技术管理，生产管理，紧密的结合，协调一致，尽量减少延伸对生产产生的影响，尽可能缩短新旧水平的同时生产时期设计矿井主副井筒从地面布置到一水平后需要延伸。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的类型：环行式井底车场和折返式井底车场，环行可分为卧式、斜式、立式三种基本类型；折返式可分为梭式和尽头式。影响选择井底车场形式的主要因素：1、井田开拓方式：井底车场距主要运输巷道的距离远时，可选用的车场类型为刀式环行车场或尽头式折返车场。2、地面布置及生产系统：根据铁路线与井筒相对位置、提升方位角，结合井下主要运输巷道方向，根据情况选择车场形式。3、大巷运输方式及矿井生产能力：年产90万t及以上矿井应选择折返式车场。根据以上因素选择环行卧式井底车场。3.5.2井底车场线路布置的要求1、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，由于通过井底车场的煤种和数量不同，行车路线的数目和长度也就不同。2、井底车场行车路线布置时，应考虑各硐室之间布置的合理性；3、井底车场的行车线路工程量要最小；4、设计尽量减少道岔和交岔点；5、工程应尽量避免在曲线巷道顶车； 6、底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题；7、车场线路布置时要有利于矿井通风； 3.5.3存车线长度的确定确定存车线长度大小是矿井井底车场设计中的重要问题，假如存车线长度不够，将会使井下运输和井筒提升彼此牵制，直接影响矿井生产能力；反之，如果存车线过长，将会导致列车在车场内的调车时间大大增加，这样就会降低车场通过能力，还会使车场工程量增加。所以各类存车线的类型可以选用下列长度：1、调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和2、副井空、重车线长度，大型矿井1.01.5列车长；3、材料车线长度，大型矿井能容纳15个材料车；4、大型矿井的主井空、重车线长度各为1.01.5列车长；存车线长度的计算：1、主副井空、重车线计算公式如下：L=mnL1+NL2+ L3式中： L空重车线长度，mn每列车的矿车数，辆m列车数，列L1 一个列车带缓冲器的长度，mL2每台电机车长度，mL3 列车制动距离，mN电机车数量，台a、主井：m=1.5列，n12辆，L13.22m，N=1台，L22.5m，L310m则：L1.5123.22+12.5+1074.36，取L80mb、副井；m=1.5列，n15辆，L12.5m，N=1台，L22.5m，L310m则：L1.5152.5+12.5+1061.46取L70mc、调车线长度：L1.5153.22+12.5+1073.25m,取取L80m2、材料车线长度LnL1式中： n容纳材料的车数，取15台L1材料车长度，为2.3mL152.334.5m根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长60m。3.5.4井底车场通过能力计算通过能力计算矿井日产煤5454t，矸石量占15%，日运量为818t，掘进煤占6%，日运量为327t；3t底卸式矿车运量占94%，为7520t。每日3t底卸式列车数=5454/（322）=82.6列，每日1t煤矸混合列车数=（818+327）/（201.7+91.5）=24列，则列车数比为82.6/24.310/3。由富余系数a=1.481.3可知，符合要求。6井底车场硐室简介井底车场主要硐室包括主排水系统硐室、运输硐室、变电所、井下爆炸材料库及爆炸材料发放硐室、安全设施硐室等。（1）主井系统硐室主井硐室有推车机及翻车机硐室，井底煤仓及箕斗装载硐室等。上述硐室的布置，取决于地质及水文等质条件。（2）副井系统硐室副井硐室有副井井筒与井底车场连接处，央水泵房、水仓及清理水仓硐室、主变电所等。主排水泵房和主变电所应联合布置，这样就可以使主排水泵房的供电距离最短。为防止突然涌水淹没矿井的情况，泵房的底板标高应高出井筒与井底车场联结处巷道轨面标高0.5米。（3）其它硐室其它硐室有医疗室、架线电机车库及修理间、防火门硐室、调度室、蓄电池电机车库及充电硐室、防水门硐室、井下火药库。3.6 开采顺序3.6.1井田开采顺序根据平岗矿井的设计分布及采区划分的具体情况，采用井田两翼同时开采，这样有利于矿井的均衡生产和合理配采，确定生产的连续性；依据采区划分的具体情况，采用走向长壁开采。3.6.2沿井田倾向的开采顺序下行开采 即：从上而下开采煤层。3.6.3采区接续计划移交生产时的采区为第一开采区，其设计生产能力为90万吨每年。开采计划见第一水平采区接替计划表3-12采区接替表3-12 3.6.4“三量”控制情况1开拓煤量：Q开=（LD-Q地损-Q呆滞）KQ开-开拓煤量tL-煤层两翼已开拓的走向长度m-采区平均倾斜长度m-开拓区煤层平均厚度mD-煤的视密度t/m3Q地