双鸭山矿业集团集贤煤矿2.4Mta新井毕业设计

摘 要 本矿井设计为双鸭山集贤煤矿的新井设计，设计生产能力2.4Mt/a，服务年限73.8a。井田平均走向长3.5km，平均倾斜长5.5km，煤层平均倾角4，属近水平煤层。共有3层可采煤层，总厚度16.01m，平均厚度5.33 m。 由于井田倾斜长度较大，且为近水平煤层，以及煤层地质条件等因素影响，决定本井田内全部采用倾斜长壁采煤法开采，工作面全部为综合机械化采煤。本设计中矿井开拓方式采用双斜井方案，单水平开采，两个工作面达产。采用分组集中大巷布置，大巷采用10吨蓄电池式电机车牵引5.0t底卸式矿车运输，采空区处理方法为全部垮落法。 主井采用皮带提煤兼运人。 副井作辅助提升用，采用1.5t固定箱式列车。 矿井的通风方式为中央边界抽出式。 关键词：矿井设计、倾斜长壁采煤法、矿井开拓、通风。 Abstract This design is a new mine planning with jixian Coal Mine in Shuangyashan Province. Mine planning capacity is 2.4Mt/a. Service is 73.8a. Well the average toward length of the field is 3.5km,and average skewed length is 5.5km.The average inclination of the coal bed is 4,that is a nearly level coal bed. This field there are 3 can exploit coal bed, the average thickness of coal bed is 16.01m. As field more toward greater length, and coal bed is nearly level. And geological conditions Etc. causes impact, decision this field use more long wall coal mining, located all use integrated mechanized coal mining. Adoption cent the set concentrates the big lane arranges, the big lane adopts a storage battery type electrical engineering car leads a bottom unload type mineral car transports, adopting empty the area handles method as all falls the method. The main well adoption many rope rub the leather beth. the vice- well adopts the rigid combination a cage promotes. Well ventilated way that mineral well as the central being juxtaposed the draw out type. Keyword：Mine planning、toward Long wall coal mining、Mine development、Well ventilated way. 目录 摘要 I Abstract II 绪论 1 第1章 井田概况及地质特征 2 1.1井田概况 2 1.1.1交通位置 2 1.1.2水源及电源 2 1.1.3气象 地震 3 1.1.4地形 地势 3 1.2 地质特征 3 1.2.1矿区内的地层情况 3 1.2.2煤层赋存状况及可采煤层特征 4 1.2.3地质构造 5 1.2.4岩石性质 厚度特征 6 1.2.5井田水文地质情况 6 1.2.6沼气 煤尘及煤的自燃性 6 1.3 勘探程度及可靠性 6 第2章 井田境界 储量 服务年限 8 2.1 井田境界 8 2.1.1井田周边状况 8 2.1.2井田境界确定的依据 8 2.1.3井田未来发展状况 8 2.2 井田储量 8 2.2.1井田储量的计算 8 2.2.2保安煤柱 8 2.2.3储量计算方法 8 2.2.4储量计算评价 9 2.3 矿井工作制度 生产能力及服务年限 9 2.3.1工作制度 9 2.3.2生产能力 9 2.3.3矿井设计服务年限 10 第3章 井田开拓 11 3.1 概述 11 3.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 11 3.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 11 3.2 矿井开拓方案选择 11 3.2.1 确定矿井开拓方式的原则 11 3.2.2开采水平数目和标高 13 3.2.3开拓巷道布置 14 3.3 选定开拓方案的系统描述 15 3.3.1井筒形式和数目 15 3.3.2井筒位置及坐标 16 3.3.3水平数目及高度 16 3.3.4石门大巷数目和布置 16 3.3.5井底车场形式选择 17 3.3.6煤层群的联系 18 3.3.7带区划分 18 3.4 井筒布置和施工 20 3.4.1井筒穿过的岩层性质及井筒支护 20 3.4.2井筒布置及装备 20 3.4.3井筒延伸的初步意见 22 3.5 井底车场及硐室 22 3.5.1井底车场形式确定及论证 22 3.5.2井底井场的布置、存车线路、行车线路布置长度 23 3.5.3井底车场通过能力验算 25 3.5.4井底车场主要硐室 28 3.6 开采顺序 28 3.6.1沿井田走向的开采顺序 28 3.6.2沿煤层走向的开采顺序 29 3.6.3沿煤层倾斜方向的开采顺序 29 3.6.4带区接续计划 29 第4章 带区巷道布置及带区生产系统 31 4.1 带区概述 31 4.1.1设计带区的位置、边界、范围、带区煤柱 31 4.1.2带区的地质和煤层情况 31 4.1.3带区的生产能力、储量及服务年限 31 4.2 带区巷道布置 32 4.2.1区段划分 32 4.2.2带区斜巷布置 33 4.2.3带区车场布置 33 4.2.4带区煤仓形式、容量及支护 36 4.2.5带区硐室简介 37 4.2.6带区工作面接续 37 4.3 带区准备 39 4.3.1带区巷道的准备顺序 39 4.3.2带区主要巷道的断面示意图及支护方式 39 第5章 采煤方法 41 5.1 采煤方法的选择 41 5.1.1采煤方法选择的制约因素 41 5.1.2采煤方法的选择 41 5.2 回采工艺 41 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 41 5.2.2选择采面循环方式和劳动组织形式 43 第6章 井下运输和矿井提升 46 6.1 矿井井下运输 46 6.1.1运输方式和运输系统的确定 46 6.1.2矿车的选型及数量 46 6.1.3带区运输设备的选择 47 6.2 矿井提升系统 48 6.2.1矿井主提升系统的选择与计算 48 第7章 矿井通风与安全 49 7.1 矿井通风系统的确定 49 7.1.1概述 49 7.1.2 矿井通风系统的确定 49 7.1.3主扇工作方式的确定： 49 7.2 风量计算与风量分配 50 7.2.1风量计算 50 7.2.2风量分配 52 7.2.3风量调节方法与措施 53 7.2.4风速的验算 53 7.3 矿井通风阻力的计算 54 7.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 54 7.3.2矿井等积孔的计算 56 7.4 通风设备的选择 57 7.4.1主扇的选择计算 57 7.4.2电动机的选择 58 7.4.3反风措施 58 7.5 矿井安全技术措施 58 7.5.1预防瓦斯及煤尘爆炸 58 7.5.2火灾与水患的预防 59 7.5.3其他事故的预防 59 第8章 矿井排水 61 8.1 概述 61 8.1.1矿井水来源及涌水量 61 8.1.2对排水设备的要求 61 8.2 矿井主要排水设备 62 8.2.1排水方式与排水系统简介 62 8.2.2主排水设备及管路的选择计算 62 第9章 技术经济指标 65 总结 67 致谢 68 参考文献 69 附录1 70 附录2 75 51 绪论 在大学四年的学习中，我掌握了很多知识，为了更好的巩固和运用这些知识，借此次集贤煤矿2.4Mt/a的新井设计的机会，来更好的掌握所学的知识。在毕业实习中我收集到了本次设计所需的集贤煤矿的资料。毕业设计主要是关于新矿井的建设，包括开拓方式、采煤工艺、通风安全、支护方式、设备选型以及矿井的各个系统。在设计中还涉及到岩石力学以及CAD制图等方面的知识。采矿领域的东西如设备、技术等更新都很慢，不过随着21世纪各领域科学技术的发展，采矿领域也得到了急速的发展，特别是在技术、设备、管理方面发展得较突出。本设计采用了一种比较新的模式，集中大巷分层带区开采，该模式主要适应于小倾角煤层群的开采，煤层倾角一般小于120 采用此模式。 本设计的采煤方法采用倾斜长壁采煤法，巷道采用反倾向的巷道布置，各煤层布置集中巷，这样可以节省开采费用，更利于矿井的生产与管理。本设计主要是通过绘制矿井的各种图纸来进行矿井的优化设计，这其中文字部分包括大量的方案比较，以便使设计更加合理。在设计时，需要对矿井的各各系统、煤层的受力等情况进行分析，使之建成的矿井达到高产、高效和安全。 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 集贤煤矿位于双鸭山煤田东部，距双鸭山市60千米。地理座标为：东经 ll210′37″—1121l′18″；北纬 3650′20″—3650′45″。集贤煤矿交通非常便利，有矿区铁路环绕双鸭山市各矿至集贤煤矿，有公路通过井田，交通条件较为便利。 图1-1 双鸭山矿交通位置图 1.1.2水源及电源 井田范围内有沙河自井田北部流向西南，流向大致与地层走向一致，河面开阔，水力坡度较小，仅为1—2‰。在井田北部，沙河已与地面塌陷坑连为一体。冬春河水近于干涸，只排泄矿井水。夏秋流量显著增大，汛期有时泛滥，流量随上游北部山区降雨量而变化。 进入矿中央变电站的电源线共计二趟，电网吕家坨变电站35千伏输电线，接矿中央变电站的两台变压器，以6000伏电压馈送至一水平。 1.1.3气象 地震 矿区气候属大陆型季风气候，夏季炎热多雨，冬季寒冷干燥，气候变化较大。春季东风和西风交替出现，气候干燥少雨；夏秋两季东南和南风常由海面带来潮湿空气，使矿区多雨；冬季因受西伯利亚蒙古一带冷气压影响，多西北风，气候寒冷干燥。 1.1.4地形 地势 集贤井田地处东北平原，全区地势平坦。 1.2 地质特征 1.2.1矿区内的地层情况 井田煤系地层主要由石炭系、二迭系地层组成，其中包括中石炭统双鸭山组，上石炭统开平组，集贤组，下二迭统的大苗庄组，唐家庄组。基本为经过长期剥蚀夷平的中奥陶统，上覆地层为上二迭统古冶组陆相碎屑岩。含煤建造由一套海相、过度相、陆相地层组成。如图1—2所示： 图1-2综合柱状状图 1.2.2煤层赋存状况及可采煤层特征 1、可采煤层: 矿区内所含主要可采煤层为2、4、6号煤层。详见可采煤层特征表1-1。 表1-1 可采煤层特征表 现将各可采煤层分述如下： 1、2号煤层 煤层厚度 在2.1-3.0m，平均在2.44m左右，在矿区内属稳定全区可采煤层，其顶板为灰质泥岩 ，底板为细砂岩。煤层结构简单，不含夹石。 2、4号煤层 距2号煤层之下20米，煤层厚度1.38-1.85，平均厚度为1.65米，全砂岩，区稳定可采，顶板多为砂质泥岩，底板多为细煤层结构简单，不含夹石。 3、6号煤层位于4号煤层之下8--12米，煤层平均间距10米，煤层厚度11.2-14.1米，平均12米，属较稳定煤层，顶板多为细砂岩，底板为中砂岩。 1.2.3地质构造 集贤井田的主体构造为井田北翼的塔坨向斜和南翼毕各庄区域的毕各庄向斜，是由于开平向斜在发育过程中北部受青龙山东西构造带影响，主向斜轴在古冶以北发生偏转呈东西向而派生出的南北应力场形成的次一级构造。 井田内较大的断裂构造主要分布于井田北部：一组是以F1大断层为主的断层带，走向呈NNW向。F1断层为正断层，落差达40-50米，向北发育，一直切过整个井田。F1断层为喜马拉雅运动中产生的次一级构造；另一组是以F2断层为主的断裂构造带。 1.2.4岩石性质 厚度特征 岩石性质特征如表1—2所示： 表1—2 岩石性质特征表 系 统 组 含煤性 厚度(米) 岩性 第 四 系 219.5 主要由砂、粘土、卵石组成 二 迭 系 下白 垩统 大苗 庄组 含煤两层即12、12煤 69.4 由砂岩、粉砂岩煤和泥岩组成 石 炭系 上侏 罗统 赵各 庄组 含煤一层8煤 86.4 由砂岩、粉砂岩、煤组成 奥 陶 系 中 统 无煤层 由灰岩、白云岩等组成 1.2.5井田水文地质情况 本井田内水文地质条件比较简单，正常涌水量为70米3／小时，最大涌水量为100米3／小时，涌水量小，但还是有发生透水事故的危险，因此，建立完善可靠的矿井排水系统，具备充足的排水能力对范各庄矿来讲是至关重要的。 1.2.6沼气 煤尘及煤的自燃性 根据实际勘探数据，得出本设计矿井瓦斯相对涌出量约为18米3/吨，绝对瓦斯涌出量约为0.18米3/分钟。煤尘有爆炸危险性，爆炸指数为40.21%，井田范围内煤有自燃倾向，自然发火期为4个月左右，依据煤尘爆炸指数及瓦斯鉴定表和邻近矿井的实际开采情况，瓦斯含量由浅到深逐渐增加。 1.3 勘探程度及可靠性 根据国民经济发展需要和行政区域的划分，利用地质构造、自然条件或煤田沉积的不连续，或按勘探时期的先后，往往将一个大煤田划归几个矿区来开发；比较小的煤田也可作为一个矿区开发；也有一个大矿区开发几个煤田的情况。集贤井田于1955年4月进行普查勘探，其数据及资料基本可靠。 2．存在问题 （1）地质报告中对矿井瓦斯涌出量、煤层自燃性、煤尘爆炸指数未作详细的测试分析。 （2）地质报告中对2、4、6号煤层的涌水量未作具体测试分析。 （3）由于勘探技术的有限，对煤层底版等高线的控制不是很好。 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 本矿北界以F1断层为界，东为东荣一矿，西为东荣三矿，南以井田边界为界。 2.1.2井田境界确定的依据 1.以地理地形．地质条件作为划分井田境界的依据． 2.要适于选择井筒位置．安排地面生产系统和各建筑物． 3.划分的井田范围要为矿井发展留有空间． 4.井田要有合理的走向长度，以利于机械化程度的不断提高． 2.1.3井田未来发展状况 集贤煤矿是双鸭山矿务局重要的骨干矿井之一，以其经济效益和产量占有较重要的位置。因此，集贤煤矿的发展是至关重要的。从储量上看，矿井的服务年限可达70年以上，但随着矿井开采区域的延深，煤层赋存的地质条件趋于复杂，高强度的机械化开采困难越来越大。 2.2 井田储量 2.2.1井田储量的计算 井田内可采煤层为2、4、6号煤层。井田工业储量为331.4878Mt，可采储量为248.20Mt。 2.2.2保安煤柱 井田边界留煤柱30m，断层保护煤柱30m，大巷保护煤柱10m。 按以上计算方法，本矿井煤炭损失为105.96 Mt，损失率为：13.01% 2.2.3储量计算方法 计算标注以《储量管理规程》为依据，公式如下： 块段储量=块段面积cos(平均倾角)平均厚度容重 矿井设计储量＝工业储量－永久煤柱 块段可采储量=（工业储量－永久煤柱）设计回采率 回采率要求：厚煤层不小于75%，中厚煤层不小于80%，薄煤层不小于85% 通过计算本井田工业储量为331.4878Mt，可采储量为248.20Mt。 2.2.4储量计算评价 煤层厚度比较稳定，倾角近水平，煤层底板起伏不大，构造控制基本可靠，储量计算较可靠。 矿井可采储量汇总表 如表2-1 表2-1 矿井可采储量汇总表 煤层号 面积/m2 工业储量/ Mt 永久煤柱/ Mt 可采储量/ Mt 占总储量的百分比/％ 2 14.75*106 50.386 13.97 42.828 15.57 4 14.78*106 34.1419 10.12 29.021 10.55 6 14.70*106 246.98 81.87 197.568 71.81 合计 331.4878 105.96 248.20 2.3 矿井工作制度 生产能力及服务年限 2.3.1工作制度 矿井设计年工作日为330d，采用四.六制作业，每天三班生产，一班准备，每天净提升时间为14h。 2.3.2生产能力 井田煤炭储量比较丰富（地质储量为331.4878Mt，可采储量为248.20Mt），地质构造及水文地质较简单，煤层成近水平赋存（最大倾角5.3，平均倾角4），煤质优良。 方案一：建1.8Mt/a的矿井。 方案二：建2.4Mt/a的矿井。 方案三：建3.0Mt/a的矿井。 根据《煤矿工业矿井设计规范》矿井投产后服务年限不应过长，可由服务年限确定。矿井及第一开采水平设计服务年限 如 表2-2 表2-2 矿井及第一开采水平设计服务年限 矿井设计生 产能力 Mt/a 矿井设计服务年限 a 第一开采水平设计服务年限 a 煤层倾角 <25 煤层倾角25-45 煤层倾角>45 3.0及以上 60～80 30～35 -- -- 1.2～2.4 60～70 25～30 20～25 15～20 1.2～1.8 50～60 20～25 15～20 10～15 2.3.3矿井设计服务年限 矿井设计服务年限公式： P＝Ｚ／（ＡＫ） 式中： Ｚ——矿井设计可采储量，Mt Ａ——生产能力， Mt／a K——矿井储量备用系数，K＝１.3～1.5 矿井设计一般取K=1.4，地质条件复杂的矿井及矿区总体设计可取K=1.5，地方小煤矿可取K=1.3 。根据本设计矿井实际情况，K值取1.4。 计算得： 方案一：P＝98.49年 方案二：P＝73.8年 方案三：P＝59年 通过计算，确定本矿井生产能力为2.4Mt/a，矿井服务年限为73.8年。 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 本矿区地面标高在＋1215与＋1324m之间，起伏较小。矿区附近各个矿井井型大致都不同，开拓方式以立井开拓、斜立井联合开拓居多，平硐开拓少见。 3.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 井田开拓方式的选择应全面考虑各种因素，主要因素包括： (1)井田地质和水文地质条件（特别是表土层情况）； (2)煤层赋存和开采技术条件； (3)地形地貌和地面外部条件； (4)技术装备和工艺系统条件； (5)施工技术和设备条件； (6)总体设计和矿井生产能力要求等。 对以上各种因素综合研究，通过系统优化和多方案技术经济比较后得出，影响本设计井田开拓方式的具体因素有如下两点： 1．地表因素 本井田地势平坦，地势起伏较小。 2．煤层赋存情况 整个井田的煤层上部标高在960m，下部标高在740m，北部以断层为界。整个矿区共有3层可采煤层，即2、4、6号煤层，煤层发育稳定。煤层走向长度为3.2km，倾向2.6km。本井田煤层都是近水平分布，属中厚煤层，平均倾角在4左右。 3.2 矿井开拓方案选择 3.2.1 确定矿井开拓方式的原则 根据精查报告确定的煤层自然产状，构造因素，顶底板条件，冲积结构，地形及水文地质条件等，其中煤层赋存深度和冲积层的水文地质条件对开拓方式影响最大。 集贤煤矿必须按照基本建设程序办事，确定矿井开拓方式必须充分考虑多个主井工艺系统的机械化装备水平。矿井机械化程度的高低不仅直接影响井型和经济效益，而且往往由于提升、运输设备的革新发展，而引起开拓本身发生变化。 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，尤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）必须贯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。 （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。 1.井硐形式的选择 在侵蚀基准面以上的山岭或丘陵地区赋存的煤层适用于平硐开拓，很显然此井硐形式不适合于集贤煤矿。下面进行斜井与立井形式的比较：当表土深，有较厚的含水冲积层或流沙时，斜井通过较复杂，较昂贵；同样开采水平，斜井比立井长，维护费用高，当围岩条件差时维护困难；采用绞车提升时，速度低，能力小，钢绳磨损严重，动力消耗大，提升费用高。当井田倾斜很长需要多段提升时则转换环节多，系统复杂，效率低，成本高；由于斜井较长，因此各种管线敷设长度大，通风阻力大，增加了费用；人员进出和材料设备等辅助运输时间长，但装备带式输送机后，斜井提升能力大，运输距离长，提升高度大。并且延伸改造和扩大生产能力较为简单，可以实现煤炭从工作面到地面的连续运输，效率高，成本低，一井还可以两用。在环境方面，立井井塔很高，而斜井低矮，如在广场四周筑堤植树，可将广场遮掩起来，减少矿井建筑对周围风景的影响。立井开拓适用性强，可用于各种地质条件，同时，在技术上也成熟可靠。一般在表土厚、煤层赋存深时，应采用立井开拓。当水文地质复杂，需用特殊施工方法开凿井筒时，则立井是首选的方式，进行多水平的急倾斜煤层应优先考虑立井开拓。 综上所述，根据本井田煤层赋存以及水文地质条件等因素，选择井硐形式为斜井开拓。 2．井筒位置的选择 井筒位置就是确定井筒沿煤层走向和倾斜方向上的具体尺寸，并用直角坐标和方位角予以表示，选择井筒位置的条件： （1）地面条件： ①工业广场地占地面积；②地形与工程地质条件；③煤的运输方向；④生产建设与住宅位置。 （2）井下条件： ①按运输量确定井筒位置；②根据地质条件确定井筒位置；③煤柱量；④勘探程度和初期工程量。 经过分析提出四种方案进行比较： 方案一：主副井位于井田储量中心附近，主副井均采用立井。 优点：①井筒位置接近井田中心，井下为双翼生产易于保证矿井产量；②上运输距离短，地运营费用低；③井底车场位于储量中心，井下运输（煤矸）运营费低。 缺点：①工业广场压煤量大，对于煤层间距小的，不利于车场维护。 方案二：主副井于井田边界，采用集中运输大巷。 优点：①井筒压煤量少；②车场易于维护，运输线路比较通畅。 缺点：运输线路长一点。 方案三：主副井位于井田边界，然后采用集中石门联结分煤层上山。 优点：石门长度短了，开拓上山费用低。 缺点：维护费用太高。 方案四：主副井位于井田边界，采用条带式开采。 优点；开拓工程量小，效率高。 缺点：煤层倾角太大，不易于开采，维护费用比较高。 综上所述，根据本井田煤层比较厚、倾角小等因素，为提高初期投产速度，所以采用方案一，将井筒选择在井田储量中心附近。 3.2.2开采水平数目和标高 根据煤层的赋存条件和倾斜长度，一个井田可以单水平开采，亦可以多水平开采（从上往下逐水平开采）。每个开采水平设井底车场和运输大巷，供该水平各带区煤的外运、辅助运输和通风用。 本设计井田水平标高的确定主要考虑了以下几个因素： 1、合理的水平服务年限； 2、煤层赋存条件及地质构造； 3、生产成本； 4、水平接替 井底车场及其主要硐室的位置应尽量处于较好的岩层内。 根据上述因素，本设计井田设计提出水平划分方案如下： 方案一：井田划分为两个开采水平。 方案二：井田划分为一个开采水平； 表3—1水平储量及服务年限表 储量（Mt） 服务年限（年） 方案二 单水平 248.20 73.8 方案一 一水平 119.31 35.5 二水平 128.89 38.3 从表可知，方案一中的一水平达不到合理的服务年限，且根据本井田地质条件限制，不利于多水平开采；而方案二有利于带区的接续，且巷道利用率高，吨煤成本相对较低。故而采用方案二的水平划分方法，即划分一个开采水平。 3.2.3开拓巷道布置 根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为单煤层布置（称为分煤层运输大巷），分煤组布置（称为组集中运输大巷）和全煤组集中布置（称为集中运输大巷）。采用集中运输大巷时，各煤层间用采区石门联系。当煤层倾角太大时，层间联系也可用溜井或斜巷。各种方式的适用条件如下： （1）分煤层大巷适用条件： A、煤层数不多，间距大，石门长；B、井田走向长度短，服务年限不长； C 、井底车场或平硐在煤层顶板； D、煤质牌号不同，要求分采、分运； E、产量、风量均大，需要疏解； F、各煤层底板，均有坚硬岩层。 （2）分组集中大巷适用条件： A、煤层数多，层距大小悬殊 ； B、按煤层的特点，该呢局运输、通风要求组合，经济上有利；C、多水平生产，容易解决运输，通风的干扰。 （3）集中运输大巷适用条件： A、适于煤层层数多，层间距不大的矿井；B、井田走向长度大，服务年限长； C、下部煤层底板有坚硬岩层，容易维护；D、煤质牌号相同，要求分采分运； E、自然发火严重，便于分区，分段处理事故；F、采区尺寸大，石门长度短。 根据本井田的具体条件，采用集中运输大巷布置。大巷布置方案示意图如图3—1所示： 图3—1 大巷布置方案示意图 3.3 选定开拓方案的系统描述 3.3.1井筒形式和数目 本矿井采用斜井开拓，中央边界式通风，因此，有三个井筒：主斜井、副斜井、风井。 3.3.2井筒位置及坐标 主井位于井田储量中心附近，为考虑矿井上下生产流程能合理搭接，根据本井田的实际情况，并考虑井田地质条件，该设计矿井井筒位置详见开拓示意图，其井筒井口坐标为： 主井坐标：经度4177500，纬度3761900 副井坐标：经度4177600，纬度3761970 风井坐标：经度4177760，纬度3761810 3.3.3水平数目及高度 本井田煤层倾角小，走向长度长，煤层赋存较浅适合采用单水平开采。如果采用多水平将导致服务年限太少从而达不到高产高效的目的。集中化生产的要求，同时尽量减少水平的设置。基于以上原则，同时根据本井田的煤层赋存条件，地质构造等因素，且通过合理的技术分析和经济评价，该设计矿井采用单水平开采，水平垂高100m。 3.3.4石门大巷数目和布置 1.大巷数目 两条大巷，一条运输大巷、一条回风大巷。 2.大巷布置 本设计矿井采用岩石大巷布置，回风大巷布置在最上层煤的上面，运输大巷布置在最下层煤的下面。大巷采用锚喷支护。 该设计矿井大巷断面图如下： 3-2大巷断面示意图 3.3.5井底车场形式选择 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.斜井井底车场的基本类型，如表3-3 根据本设计矿井井筒形式及集中大巷的布置，结合上述井底车场型式的选择因素，该设计矿井选用环形立式(刀式)井底车场。 表 3-2 斜井井底车场的基本类型 类型 结构特点 适用条件 环 形 式 立 式 1.存车线和回车线与主要运输大巷垂直 2.主副井距主要运输大巷较远，有足够年度的布置存车线 适于单一水平的箕斗斜井或带式输送机斜井 卧式 1.存车线与主要运输线平行 2.主、副井距主要运输大巷较近 适于单一水平的箕斗斜井或带式输送机斜井 折 返 式 折返式 主井空、重车线设于平行于大巷的顶板巷道内 适用于单一水平的箕斗斜井 主井空、重车线设于大巷内 适用于多水平的箕斗斜井或带式输送机斜井 甩车场 主井空、重车线设于井筒的一侧 适用于多水平的串车斜井 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2、4、6号煤层组成一个统一的采准系统，准备巷道为三个煤层共用，大巷采用集中布置方式，三层煤层间距不大，煤层群通过反斜分带运输斜巷和运料巷进行联系。 3.3.7带区划分 本设计矿井井田走向长度不大，无论从时间上、投资上和实际开采条件上都要受到限制，势必按技术要求沿走向将井田划分成采区并按采区前进方向回采 将井田划分成若干采区时，应考虑如下所述原则： （1）根据《煤炭工业设计规范》，采区宜双面布置，当受地质条件限制时或安全上有特殊要求时，可单面布置； （2）如果井田走向长度不大，两翼均不超过1500m，可以不划分采区，直接从井田边界进行后退式回采； （3）采区走向长度根据煤层地质条件，开采机械化水平，采区储量，生产能力与巷道维护等因素综合考虑； （4）初步设计一般负责划分第一水平全部采区，故需要沿井田走向全长统一考虑，作到初后期统筹兼顾，不但要全井合理，更要有利初期； （5）采区划分要考虑采区接续关系，使其适应各翼储量及产量分配； （6）要适应充填注砂井，回风井的既定位置，使分区充填，分区通风的联系巷道尽量缩短； （7）采区划分既要有意识地缩短大巷，又要充分注意人为境界外延的可能性； （8）对于煤层稳定，开采条件好，生产能力大的采区，走向长度要适当加大； （9）为了充分发挥综合机械化效能，减少搬家次数，提高效率和回采率，减少采区煤柱损失，凡是厚度稳定，适合于综机开采的部分要单独划分采区； （10）开采多煤层的井田，应尽量联合布置采区，搞集中生产； （11）对于自然发火倾向强烈的煤层或围岩压力大，难于维护的矿井，采区尺寸要适当缩小； （12）初期采区尺寸要适应目前输送机的实际长度及电压降的控制范围，后期采区尺寸可逐步加大根据该设计井田的地质构造及煤层赋存等因素。、 结合上述划分原则，根据集贤煤矿井田实际情况， 据此将整个井田划分为6个带区，详见带区划分示意图。 图 3-3 带区的划分示意图 3.4 井筒布置和施工 3.4.1井筒穿过的岩层性质及井筒支护 井筒支护的要求： 1．井筒支护应结合具体围岩条件优先考虑锚喷支护。按《锚杆喷射混凝土支护技术规范》的规定，当井筒在1、2类围岩中，宜采用喷射混凝土技术；在3、4类围岩中，宜采用锚杆加喷射混凝土支护，在5类围岩中，宜采用锚杆加钢筋网喷射混凝土支护。采用喷射混凝土支护时，应设墙角，其深度不得少于100mm。 2．对不宜锚喷支护，但服务年限长，且不受动压影响的井筒，宜采用砌碹支护。 3．穿过软岩或断层带的井筒，宜采用锚喷，（或挂网锚喷）和混凝土（或钢筋混凝土）砌碹联合支护。 4．底板松软、破碎或底鼓的井筒，宜采用锚杆、底深、注浆或底拱等支护形式进行底板支护。 3.4.2井筒布置及装备 井筒断面布置应综合考虑井筒围岩性质，运输方式，通风安全等因素．具体遵循原则如下： (符合<<煤矿安全规程>>，<<煤炭工业设计规范>>对运输、通风、管线等布置的要求，满足施工需要； 1、有利于井筒检修、维护、清扫和人员通行安全； 2、当提升容器发生掉道或跑车事故，对井筒中各种管线或其它设备的破坏应减少到最低程度； 3、合理使用断面空间，减少井筒工程量； 根据该设计矿井年产量、提升方式等实际情况，本设计矿井井筒按有关规定布置运输设施及辅助设施。本设计矿井井筒断面图如图3-4、图3-5： 图3-4 主井井筒断面图 图3-5 副井井筒断面图 3.4.3井筒延伸的初步意见 由于采用单水平开采,暂不考虑井筒的延伸. 3.5 井底车场及硐室 3.5.1井底车场形式确定及论证 井底车场的形式，必须适应井下运输和井筒提升的要求，井筒形式、提升方式、大巷运输方式的不同，井底车场的形式也各异。 井底车场形式必须满足下列要求： 1、车场的通过能力应比矿井的生产能力有30%以上的富余系数，有增产的可能性； 2、调车简单，管理方便，管道及交叉点少； 3、操作安全，符合《规程》、《规范》中的有关规定； 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，建设工期短。 现综合考虑本矿井的地质情况： 1、本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14小时； 2、矿井采用双斜井开拓方式，一个开采水平，集中大巷布置； 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，由一台10t架线式电机车牵引。卸载时，机车通过卸载站。辅助运输、掘进煤和矸石列车采用1.5t固定式矿车，由22辆1.5吨矿车组成，一台10t架线式电机车牵引。 4、本设计矿井属于高瓦斯、低涌水量矿井。 对以上条件的分析，本设计采用环行刀式车场。 3.5.2井底井场的布置、存车线路、行车线路布置长度 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； 2、井底车场线路布置时，应充分考虑各硐室布置的合理性； 3、井底车场的线路工程量小； 4、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； 5、尽量减少道岔和交岔点； 6、线路布置要有利于通风；线路上尽量不设风门，尤其是主要车场的副井线应禁设通风。 7、底卸式矿车的井底车场设计要：列车的装载与卸载方向的一致，即注意调头问题。 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： 1、大型矿井的主井空、重车线长度各为1.5-2.0列车长； 2、副井空、重车线长度， 中小型矿井按1.0-1.5列车长； 3、材料车线长度，大型矿井应能容纳15个材料车； 4、调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和； ①主井空、重车线，副井空、重车线： L=mnLk+NLj+Lf 式中：L—主井空、重车线，副井空、重车线有效长度，m； m---列车数目，列； n---每列车的矿车数，按列车组成计算确定； Lk---每辆矿车带缓冲器的长度，m; N---机车数； Lj---每台机车的长数； Lf---附加长度，取10m； 经过计算得： 主井L=122（3.68+0.2）+14.5+10=130.36m 副井L=1.522（2.4+0.2）+14.5+10=130.8m ②人车线有效长度 L=mnRLR+Lj+Lf 式中： L---人车线有效长度，m； nR---人车数，辆； LR---每辆人车带缓冲器的长度，m； Lj---每台机车的长度，m； Lf---附加长度,一般取10,m; L= mnRLR+Lj+Lf=154.16+4.5+10=35.3m 井底车场线路图 如图3-6 图 3-6 井底车场线路图 3.5.3井底车场通过能力验算 采用电机车运输时，井底车场通过能力按下式计算 N= 式中N---井底车场年通过能力 t, Q---每一次调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤重 t， T---每一次调度循环时间 min. Ta---每年运输工作时间等于矿井设计年工作日数与日生产时间min的乘机min； 井底车场通过能力应考虑留有一定的备用储备能力，一般应大于矿井设计生产能力的30%。 Ta=3001860=3.24105 Q=225=110 t T=6 min N==3.97 Mt 满足设计规范要求 设计采用30kg/m钢轨，900mm轨距，4号道岔，线路的曲线半径25m 线路连接计算： 表3—3道岔型号 序号 道岔型号 名称 辙叉角α 主要尺寸（mm） 质量/Kg a b L T L 1 ZDK930/7/40 单开 927′44" 4972 5128 10100 2109 2 ZDC930/4/20 对称 1826′06" 2560 2852 5375 1253 3 ZDX930/4/2522 渡线 927′44" 4972 5128 19544 4243 (1)单开道岔非平行线路联接 道岔 ZDK930/7/40 a=5165mm b=8035mm α=92744″ R=25000mm δ=45L=13200 质量kg2625 允许5t矿车10t机车，速度5.0 β=δ-α=45-92744″=353216″ T＝Rtg（β／2）＝25000tg（353216″/2）=8012mm M=bsinα+Rcosα=3787 mm m=a+(b+T)=17606 mm H=M- Rcos=2019 mm n==12319 mm f=a+bcos-Rsin=12680 mm Kp=π=1963 (2)单开道岔平行线路联接 S=2300 B==13529 mm m==13991 mm T＝Rtg（／2）=2069 mm n=-Rtgcos=m-T=11922 mm L=++T=20731 mm C=n-b=3887 mm Kp=π=1963 (3)渡线道岔线路连接 SO=800 mm LO==13800 mm L=2a+ LO=23524 mm N==13991 C=N-=508 mm 3.5.4井底车场主要硐室 包括主排水系统的硐室，水仓，煤水提升硐室，主变电所，运输硐室，井下火药库及火药发放硐室，安全设施硐室，井下等候室，井下工具保管室，井下保健站等。 原则：符合《煤矿安全规程及煤炭工业矿井设计规范》的规定；硐室布置一般随井底车场型式的不同而变化。 主井系统硐室：推车机及翻车机硐室、底卸式矿车卸载站硐室、井底煤仓及箕斗胶带输送机装载硐室、清理撒煤硐室及水泵房室等。 副井系统硐室：主排水泵硐室、水仓及清理水仓硐室、主变电所、副井井底操车设备硐室及等候室等。 3.6 开采顺序 3.6.1沿井田走向的开采顺序 开采顺序是指矿井采掘工作应有计划、有步骤地按一定顺序进行，做到采掘并举，掘进先行，因此，要研究采煤和掘进安排特点，了解有关政策与规程、规范规定、合理的开采顺序应满足下列要求： 1.保证开采水平、带区、采煤工作面的生产正常接替，以保证矿井持续稳产、高产； 2.符合煤层采动影响关系，最大限度地开采煤炭资源； 3.合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，提高矿井的劳动生产率，简化巷道布置； 4.降低掘进率，减少井巷工程量和基建投资。 3.6.2沿煤层走向的开采顺序 根据该设计矿井的煤层分布及带区划分的具体情况，井田一翼开采，另一翼掘进。在工业广场煤柱两边一翼布置首采工作面，另一翼布置掘进工作面，向双翼由近及远开采，这样有利于矿井的均衡生产和合理配采，有利于生产的连续性；有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理，依据本设计矿井的带区划分的具体情况，采用倾斜长壁开采，这样可以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。 3.6.3沿煤层倾斜方向的开采顺序 开采煤层群时，可分为上行式和下行式开采。先采上煤层后采下煤层称下行式开采顺序。反之，则称为上行式开采顺序。除近水平煤层外，对于缓倾斜、倾斜和急倾斜煤层，根据其采动影响关系，一般只采用下行式开采顺序。本矿属近水平煤层，考虑到本设计井田内共有3个可采煤层，即2、4、6号煤层。其中2号煤层位于上部，6号煤层位于下部，布置集中运输巷道，根据其采动影响关系，采用下行开采顺序。实行上下山开采，同一层煤先采上山，上山采用俯斜开采，再采下山，实行仰斜开采。 3.6.4带区接续计划 根据井田的地质条件，以自然断层为界，合理的带区接续，应满足如下要求： 1、开采水平、带区的生产正常接续，保证持续的稳产、高产； 2、符合煤层采动影响关系，最大限度采出煤炭资源； 3、合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，减少巷道维护费用； 4、便于灾害防止，有利于巷道的维护。 综合以上考虑将该井田划分为6个带区。 详见表3-3带区接续表 表3-4带区接续表 第4章 带区巷道布置及带区生产系统 4.1 带区概述 4.1.1设计带区的位置、边界、范围、带区煤柱 设计带区位于井田中部属西一带区，北部以F2为界，东部以标高3456112为界，西以井田边界为界，南以井田边界为界，走向长度为380m，倾向长度为2654m。在断层的两侧各留设20m保护煤柱，在井田边界处留设30m保护煤柱。 4.1.2带区的地质和煤层情况 此区内构造较简单，无断层。本区属宏观煤岩类型，以半亮型煤为主，少数属半暗型煤，煤层含矿物质较多，变质程度比较有规律。 煤层厚度为1.65-12.0 m，煤层倾角为3～4，属近水平煤层，走向长度380 m，倾向长度2654 m。 4.1.3带区的生产能力、储量及服务年限 回采工作面年生产能力 AO=LVOMγCO 式中 L----采煤工作面长度m VO----工作面年推进度m/a M----煤层厚度或采高m γ----煤的密度t/m3 CO----工作面采出率0.93～0.97 AO=18021602.441.40.942=250万t 带区生产能力 AB=nA0Bk A——带区生产能力 万t/a n——带区同时生产的工作面个数n=2 A0——每个工作面的生产能力 万t/a B——掘进出煤率 取1.05-1.1 K——工作面不均衡系数（沿空留巷取下限，其余取上限，区内单工作面取1，两个工作面取0.95，三个工作面取0.9） AB=21251.050.95=249.4万t/a 带区服务年限 T =Z/（1.4*AB） =7510/（249.41.4）=20a 4.2 带区巷道布置 4.2.1区段划分 由于采用倾斜长壁开采故不存在区段划分和上下山，将本带区划分为9个分带，3层煤联合开采。采用中央边界式通风。走向工作面长180m,一个带区设一个煤仓。本煤层均属是近水平煤层，带区服务年限都较长，运输大巷采用岩石大巷，掘进费用高，但维护费用低且安全。大巷受采动影响小，易于维护。 工作面长度的确定： 该带区设计产量为2.4Mt/a，两个工作面达产，即工作面日产量为8323t/d。 确定工作面长度的公式如下： A0=LlMγc 式中： A0――工作面年生产能力，吨； L――工作面年推进度，m； l――工作面长度，m； M――煤层厚度，m； γ――煤的容重，吨/m3； c――回采率，取0.93～0.97； 可以得出L=180m 上式计算得到的L值，还应通过下述公式确定的工作面L’来校核，若L≤L’，则L合理。 L’=（60VBCｆM）／（QbSnP∮） 式中: V――工作面内允许的最大风速，取4m/s； B――工作面最小控顶距，m； Cｆ－－风速收缩系数0.9-0.95； M――工作面采高，m； Qb――昼夜产煤一吨煤所需风量，m3/t； Sn――循环进度； P――煤层生产率； ∮――昼夜循环数； L’＝305m，可见L＝180m＜L’,故工作面长度合理。 4.2.2带区斜巷布置 采用二条斜巷，运输斜巷，回风斜巷，考虑到本设计矿井为高瓦斯，煤层倾角4度左右，布置在煤层中，更有利于带区生产的接续。 本设计带区斜巷按逆倾向（反倾斜）布置，由于带区斜巷要与带区下部车场相连，所以注定了带区下部车场要向集中运输大巷的下帮开掘，带区下部车场方位与集中运输大巷垂直，然后施工一个回头，与带区斜巷相连。 带区运输入风斜巷和带区运料回风斜巷倾角相同、层位相同、各自的下部车场工程量相同，从而保证了每层煤仰、俯斜工作面采止线能顺畅地贴近，避免了在采止线附近维护采空区巷道和Z形通风现象的发生。 4.2.3带区车场布置 1.《煤矿矿井井底车场和硐室设计规范》的规定： （1）带区车场和硐室的设计，应根据带区巷道布置、带区生产能力和服务年限、运输方式和矿车类型、地质构造和围岩性质、煤尘、瓦斯及水文情况等因素进行全面考虑确定； （2）带区车场和硐室应根据围岩情况尽量布置在稳定岩层或煤层中； （3）带区车场巷道断面应根据围岩情况确定，可为半圆拱形，跨度大时视围岩情况也可采用三心拱形，应优化选择锚喷支护，当锚喷支护有困难时，也可采用其他支护方式。 带区下部车场多由带区装车站和辅助提升车场组合而成。根据煤炭装车地点的不同，可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式。因为运输能力的限制不可采用石门装车式，采用底板绕道大巷装车式车场。 2.装车站线路设计 根据装车站所在的位置不同，大巷装车站线路又分为通过式和尽头式两种,装车站线路选为大巷通过式。 装车站线路总长度L为：L=2L1+3L2+L3=351.144m 式中： L——车场装车站线路总长度； Lh——空重车存车线长度； Lx——渡线道岔长度； L1——机车加半辆矿车的长度； 3.辅助提升下部车场 带区辅助提升下部车场是向带区回采工作面、掘进工作面出煤，运料，通风等运输站，是带区下部车场的组成部分。大巷装车式下部车场的辅助提升多为绕道式，本带区采用底板绕道。 辅助提升车场在竖直线以后以240跨越大巷见煤。 斜面线路采用ZDC-622/3/15道岔，α=182606"，a=2560mm，b=2852mm，L=5375mm 车场双道中心线间距为2000mm,连接半径取15000mm. 对称道岔线路连接长度为： L对=a+B+T=2560+4929+2016=9505mm 水平投影长：Lˊ对= L对COSθ=9505COS24