双鸭山矿业集团宝清煤矿1.2Mta新井设计

摘 要 本矿井设计为黑龙江省宝清煤矿的新井设计，设计生产能力1.2Mt/a，服务年限59.4a。井田平均走向长4.5km，平均倾斜长3.0km，煤层平均倾角5，属近水平煤层。设计的可采煤层有三层，平均厚度6.41m。 由于井田倾斜长度较大，且为近水平煤层，所以本井田决定采用近年来大力推广的倾向长壁采煤法开采，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立井方案，单水平开采，一个工作面达产。 关键词：矿井设计、倾斜长壁采煤法、矿井开拓 Abstract This design is a new mine planning with Bao Qing Coal Mine in Heilonjiang Province. Mine planning capacity is 1.2Mt/a. Service is 59.4a. Well the average toward length of the field is 4.5km,and average skewed length is 3.0km.The average inclination of the coal bed is 5,that is a nearly level coal bed. This field there are 3 coal beds can be exploited, the average thickness of coal bed is 6.41m. As field more toward greater length, and coal bed is nearly level. causes impact, decision this field use more popular inelined longwall coal mining, located all use integrated mechanized coal mining. Keyword：Mine planning、inelined longwall coal mining、Mine development 目录 摘要 I Abstract II 目录 III 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地形 地势 2 1.1.3气象 地震 3 1.1.4水源及电源 3 1.2 地质特征 3 1.2.1矿区内的地层情况 3 1.2.2地质构造 4 1.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征 5 1、可采煤层: 5 1.2.4岩石性质 厚度特征 6 1.2.5井田水文地质情况 7 1.2.6沼气 煤尘及煤的自燃性 8 1.3 勘探程度及可靠性 8 第2章 井田境界 储量 服务年限 10 2.1 井田境界 10 2.1.1井田周边状况 10 2.1.2井田境界确定的依据 10 2.2 井田储量 10 2.2.1井田储量的计算 10 2.2.3储量计算方法 11 2.2.4储量计算评价 11 2.3 矿井工作制度 生产能力及服务年限 11 2.3.1工作制度 11 2.3.2生产能力 11 2.3.3矿井设计服务年限 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因素及具体情况 13 3.2 矿井开拓方案选择 13 3.2.1井筒形式和井口位置 13 3.2.2开采水平数目和标高 14 3.2.3开拓巷道布置 15 3.3 选定开拓方案的系统描述 18 3.3.1井筒形式和数目 18 3.3.2井筒位置及坐标 19 3.3.3水平数目及高度 19 3.3.4石门大巷数目和布置 19 3.3.5井底车场形式选择 21 3.3.6煤层群的联系 22 3.3.7带区划分 22 3.4 井筒布置和施工 23 3.4.1井筒穿过的岩层性质及井筒支护 23 3.4.2井筒布置及装备 25 3.4.3井筒延伸的初步意见 28 3.5 井底车场及硐室 28 3.5.1井底车场形式确定及论证 28 3.5.2井底井场的布置、存车线路、行车线路布置长度 28 3.5.3井底车场通过能力验算 30 3.5.4井底车场主要硐室 33 3.6 开采顺序 33 3.6.1沿井田走向的开采顺序 33 3.6.2沿煤层倾斜方向的开采顺序 34 3.6.3带区接续计划 34 第4章 带区巷道布置及带区生产系统 35 4.1 带区概述 35 4.1.1设计带区的位置、边界、范围、带区煤柱 35 4.1.2带区的地质和煤层情况 35 4.1.3带区的生产能力、储量及服务年限 35 4.2 带区巷道布置 36 4.2.1区段划分 36 4.2.2带区巷道布置 36 4.2.3带区车场布置 37 4.2.4带区煤仓形式、容量及支护 38 4.2.5带区硐室简介 39 4.2.6带区工作面接续 39 4.3 带区准备 42 4.3.1带区巷道的准备顺序 42 4.3.2带区主要巷道的断面示意图及支护方式 42 第5章 采煤方法 43 5.1 采煤方法的选择 43 5.1.1采煤方法选择的制约因素 43 5.1.2采煤方法的选择 43 5.2 回采工艺 43 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 43 5.2.2选择采面循环方式和劳动组织形式 45 6.1 矿井井下运输 47 6.1.1运输方式和运输系统的确定 47 6.1.2矿车的选型及数量 47 6.1.3带区运输设备的选择 48 6.2 矿井提升系统 49 6.2.1矿井主提升系统的选择与计算 49 第7章 矿井通风与安全 50 7.1 矿井通风系统的确定 50 7.1.1概述 50 7.1.2 矿井通风系统的确定 50 7.1.3主扇工作方式的确定： 50 7.2 风量计算与风量分配 51 7.2.1风量计算 51 7.2.2风量分配 53 7.2.3风量调节方法与措施 54 7.2.4风速的验算 54 7.3 矿井通风阻力的计算 55 7.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 55 7.3.2矿井等积孔的计算 59 7.4 通风设备的选择 59 7.4.1主扇的选择计算 59 7.4.2电动机的选择 60 7.4.3反风措施 60 7.5 矿井安全技术措施 60 7.5.1预防瓦斯及煤尘爆炸 61 7.5.2火灾与水患的预防 61 7.5.3其他事故的预防 61 第8章 矿井排水 63 8.1 概述 63 8.1.1矿井水来源及涌水量 63 8.1.2对排水设备的要求 63 8.2 矿井主要排水设备 64 8.2.1排水方式与排水系统简介 64 8.2.2主排水设备及管路的选择计算 64 第9章 技术经济指标 67 总结 69 致谢 70 参考文献 71 附录 1 72 附录 2 78 65 绪论 通过大学四年对专业知识的学习，我基本掌握了专业知识体系，为了能更好的运用和巩固这些知识，借毕业设计这个机会我做了宝清煤矿的新井设计。本设计主要是关于新矿井的建设，其中包括开拓方式、采煤工艺、支护方式、设备选型以及矿井的各个系统。本设计包括通风安全方面、采煤工艺方面的知识。本设计采用采用了近年来大力推广的小倾角倾斜长壁采煤法。 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 宝清煤矿位于双鸭山市宝清县境内，行政区划隶属与黑龙江省双鸭山市宝清县。宝清煤矿东南部与朝阳县接壤，西距双鸭山市65km公里，铁路线经由双鸭山可通往全国各主要城市，公路可通往东荣、岚峰、朝阳。交通条件较为便利。地理座标为：东经 12800″—13500″；北纬 4500′—4830′。具体地理交通位置情况详见宝清矿交通示意图。 图1-1 宝清矿交通位置图 1.1.2地形 地势 宝清煤矿位于黑龙江省宝清县境内，地势西南高，东北部低，综合考虑全矿区的自然地质备件，这矿区属于侵蚀不强烈的低山丘陵区。该矿区标高最高点位于矿区的西南部，标高约为+100m，标高最低点位于矿区中部沟谷中，标高约为—50m,相对高差为150m左右,矿区内地形简单。 1.1.3气象 地震 该矿区位于黑龙江省宝清县，属大陆性气候。根据近二十年来的气象观测，年平均降水量最大为816.0mm，年平均降水量最小为462mm，。年蒸发量最大为2351mm,年蒸发量最小为2028mm,最大日蒸发量达30mm,年平均气温8.7℃，东春季多西北风，夏秋季多东南风。 依据中华人民共和国国家标准GB50011—2001〈〈建筑抗震设计规范〉〉附录A，确定本矿区抗震设防裂度微度，基本地震加速度为0.15g。 1.1.4水源及电源 本矿区地下水发育较好，由二眼深井供水，日出水量约1800m3/d，矿井水源有较好的保障。本矿电源引自35kv变电站，正在建设的选煤厂已建成35kv变电所，矿井扩建后的电源可直接从选煤厂调度，使用双回路供电系统。能够满足矿井生产的用电需求。 1.2 地质特征 1.2.1矿区内的地层情况 宝清煤矿为黑土覆盖，根据钻孔勘探并结合邻区资料，对本井田地层由新至老分述如下： （一）第四系（Q） 本组多为红色砂质粘土及黄色粉砂质亚粘土。河床为砂及亚砂土夹砾石，厚度0～18.91m。 （二）第三系上新统（N2） 本组多为深红色、黑红色粘土，夹有砂砾及铁质、钙质结核。底部为砾石层及红土层，平均厚15m。 （三）二叠系发育下统山西组（p1s）、下统石盒子组（p1x）、上统石盒子组（p2s）。现分述如下： 1、下统山西组（p1s） 井田内厚82～93m,平均87m,主要由灰色、灰白色砂岩、灰褐色泥岩、砂质泥岩组成。底界砂岩(k3)为灰白色粗—中粒砂岩，其底部含理事及煤屑，与下伏太原组地层整合接触。 2、下石盒子组（p1x） 厚约88m,主要为灰黄色砂岩、灰色、灰黄色粉砂岩及泥岩组成。顶部发育一层鲕状铝土泥岩，底界砂岩(k5)为灰白色粗粒砂岩，含砾石，不稳定，与下伏地层整合接触。 3、上统石盒子组（p2s） 本组上部多被剥蚀。钻孔揭露的赋存地层最大厚度为46m,岩性主要为灰黄色砂岩、灰绿色夹紫色粉砂岩、泥岩等组成。底界砂岩(k6)为黄绿色含砾粗砂岩，与下伏地层整合接触。 （四）上石炭统太原组（C3t） 厚72～98m,平均78.5m,以灰白色砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩及煤层组成，底部常发育泥灰岩一层，主要煤层赋存本组顶部及底部，按煤及岩性特征可分为上、中、下三段。 下段地层由k2砂岩至5号煤层顶部，厚度27～46m，平均35m，主要由煤层、砂岩、砂质泥岩组成，煤层是本段地层的主体，底部发育泥灰岩一层。 中段由5号煤层顶部至4-2号煤层底部，厚度16～27m，平均22m，主要由灰白色中粒砂岩，浅灰色粉砂岩及灰黑色泥岩和煤组成。中部常发育1～2层中粒砂岩，有时相变为细砂岩或粉砂岩。 上段由4-2号煤层底部至k3砂岩，厚19～23,平均21m,主要由煤层、砂岩、粉砂岩组成 （五）中石炭统本溪组（C2b） 井田内钻孔揭露不全，揭露最大厚度为34.90m，据邻区资料本组厚在21～48m，主要由灰色、灰白色、灰黑色砂岩、砂质泥岩泥岩和铝土岩组成，地层中常夹1～3层薄层石灰岩，其中最下一层比较稳定，厚度最大可达3m，常含腕足类动物化石。 (六)中奥陶统马家沟组(O2m) 本组为含煤地层的沉积基底，在井田内揭露不全。据邻区资料本组厚约为180m,主要为灰、深灰色石灰岩、白云岩及白云质灰岩夹薄层黄绿色泥岩组成。灰岩含泥质，风化后呈土黄斑块，俗称豹皮灰岩。底层中常夹同生角砾岩，与下伏地层呈整合接触，井田内钻孔揭露最大厚度为15.74m。 1.2.2地质构造 该矿区地质构造以褶曲为主,中小型断裂局部发育。主要构造线为北东方向,其中北部断层稀少,西南部断裂较为发育。地层产状主要受褶曲控制,总的地层走向为北东,倾角平缓。其中南部一般为4～8 ，北部一般为2～3,平均为5。现对区内构造叙述如下: 1、褶曲 下黑水沟背斜:位于井田西北部下黑水沟南侧,背斜区延伸约1.2km,走向为北东,两翼倾角平缓,一般为1～3左右；下黑水沟南向斜:位于井田中部,下黑水沟背斜南侧。本区内延伸长约2.3 km,走向约为北东60,与下黑水沟背斜近似平行。两褶曲轴线相隔0.4～0.6km；下窑子向斜:位于井田东南部，为宝清矿区南部一个主要区域向斜构造之一，区内延伸约0.5km，该向斜向西逐渐变小尖灭。两翼倾角近8 左右；五一沟北背斜:位于井田东南部，下黑水沟南与下窑子两向斜之间，井田内延长约0.9km。背斜两翼地层倾角平均为3，范围在2～5。 2、断层 五一沟正断层F1：位于井田南部边缘，断层走向为北东80，倾向南东，倾角75 。本区内只存在其尖灭部分，主体不在本矿区内。断层落差40米左右，为井田南部边界外的唯一主要断裂构造；F2逆断层：位于井田东南部，根据矿井地质资料，走向北东80，向北西倾斜，倾角40，落差10～13m；F8逆断层：位于井田南部边缘，F2逆断层南侧，断层走向北东，倾向北西，落差约10m，向上至下石盒子组地层逐渐消失。 1.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征 1、可采煤层: 矿区内主要可采煤层为7、9、12号煤层，详见可采煤层特征表1-1。 现将各可采煤层分述如下： 1、7号煤层 煤层在太原组中部,厚度2.68-3.30m，平均2.89m左右，在矿区内属稳定全区可采煤层，其顶板为粉砂岩、细砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩等。煤层结构简单，不含夹石，为主要可采煤层。 2、9号煤层 上距7号煤层7.84m左右，煤层厚度1.4-1.8m，平均1.64m左右，在矿区内属稳定可采煤层。其顶板为粉砂岩、泥岩，底板为砂质泥岩、细砂岩。煤层结构简单，不含夹石。 3、12号煤层 上距9号煤层33m左右，煤层厚度1.7-2.2m，平均1.88m左右，在矿区内属稳定可采煤层，主要由煤层、砂岩、砂质泥岩组成。其顶板为砂质泥岩、细砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。煤层结构简单，不含夹石。 表1-1 可采煤层特征表 煤层 号 平均 厚度 平均层 间距 夹 矸 稳定 性 可采 性 顶板 岩性 底板 岩性 7 2．89 0 稳定 全区可采 粉砂岩 泥岩 9 1．64 7．82 0 稳定 全区可采 粉砂岩 泥岩 12 1．88 33．3 0 稳定 全区可采 粉砂岩 泥岩 2、煤质 (1)煤的物理性质 黑色、强玻璃光泽、性脆、比重中小、裂隙发育。条带状结构、块状构造。宏观煤炭类型属半光亮型煤。 (2)煤岩特征 煤岩组分由镜质组、半镜质组、丝炭组和无机矿物组成。 镜质组、半镜质组：一般含量在62％左右，以基质及均质镜质体为主，含少量的结构镜质体。 丝质组：一般含量在38％左右，以半丝质体、粗粒体为主。 无机矿物：以粘土为主。部分含方解石。 (3)化学性质及煤种 煤质变化规律符合希尔特定律： 1）挥发分随着深度的增加而降低， 2）煤的变质程度随着深度的增加而提高。 (4)煤的工艺特性及用途 煤质属富灰、低硫、高磷煤，经过洗选后成为特低磷煤，牌号为气煤，可作为动力、民用及化工用煤。 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，γ─γ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。见表1-2。 表1—2岩石主要物理力学性质指标表 名 称 容重kg/cm3 孔隙度 抗压强度MPa 抗拉强度MPa 变形模量 MPa 弹性模量MPa 砂岩 2.1- 2.7 6-22 3-20 0.5-0.4 0.5-8 1-8 粉砂岩 2.2- 2.7 5-15 2-15 0.2-1.3 0.8-8 2-8 泥岩 2.7- 2.8 1.6-5 1-13 0.6-2.0 3-6 5-9 石灰岩 2.2-2.7 6- 19 5-22 0.5-2.0 1-8 5-11 铝土岩 2.1-2.4 17-31 1-10 0.3-1.0 1-3.5 2-9 白云岩 2.3-2.8 7-15 15-34 1.0-3.0 6-20 6-18 1.2.5井田水文地质情况 1.含水层 本矿区与充水有关的有二叠系上石盒子组（P2s）、下石盒子组（P1X）、山西组（P1s）的裂隙水含水层组、奥陶系上马家沟组（O2s）、下马家沟组（O2x）及亮山组（O11）岩溶含水层组。 矿床主要充水含水层分述如下： (1)奥陶系灰岩地板岩融水 主要含水层位是上马家沟组（O2s）、下马家沟组（O2x）和亮山组（O11），其中下马家沟组（O2x）岩层较薄，富水不均匀，富水带不稳定,局部对太原组煤层开采有地板突水影响的是上马家沟组（O2s）和亮山组（O11）。 (2)山西组裂隙水 含水层主要位于下段的砂岩带，底部粗砂岩局部变为细砂岩，是太原组上段煤层开采的主要顶板充水含水层。本层富水性不均匀，为极弱至中等程度。本层达到中等富水程度的部位位于埋藏较浅的向斜轴附近。 (3)下石盒子组裂隙水 主要含水层位为底部的含砾粗砂岩和砂岩带，基岩风化壳裂隙发育，裂隙水的补给主要来自大气降水的入渗，局部地段受河谷潜水补给，七里河改道后其富水性可能减弱，但在雨季其富水性将有所增强，基岩风化壳富水程度达到中等以上程度的都处于河谷区域构造比较发育的浅埋藏区。 (4)上石盒子组裂隙水 该组含水层离煤层较近，且靠近较大背斜轴部地段较富水，从而成为太原组上段煤层开采的主要充水含水层，富水性达到中等程度，而在埋藏较深的下黑水沟南向斜轴部富水性为弱至极弱程度。 2.隔水岩层 (1)中石炭系本溪组：主要隔水岩层为铝质泥岩、泥岩，一般厚20.00m左右为较好的隔水层。 (2)上石炭统及下二叠统：主要由具有可塑性泥岩、砂质泥岩组成，各层砂岩间及灰岩间均有泥岩分布，一般厚2.00m至数米不等，可起到良好的层间隔水作用。 3.矿井涌水量 地质报告对矿井涌水量做了初步调查，并且根据矿井含水系数，参照邻近矿井实际情况，测得矿井七号煤层正常涌水量200m3/h,最大涌水量300m3/h，但对于九号与十二号煤层的涌水量未做调查，随着开采的深度的啬，后期应做补充调查。 4.水文地质类型 矿区主要地质构造以向背斜褶曲为主，局部伴随少数中小型断裂，主要开采7号9号12号煤层，其直接充水含水层为K8砂岩含水层。该含水层含水性较弱，由于煤层底板标高高于奥灰水位标高，不会构成对下组煤层开采的威胁，因此，水文地质条件属简单类型。 1.2.6沼气 煤尘及煤的自燃性 1. 瓦斯 据本矿对7号煤层瓦斯测量结果，CH4和C02绝对瓦斯相对涌出量分别为1.23m3/t和2.3m3/t，属低瓦斯矿井。但随着开采深度的增加，瓦斯含量可能会增大。 2. 煤尘及煤的自燃 煤层煤尘爆炸指数为60％，自然发火期10个月。所以，在开采过程中要加强管理，做好防尘和防自燃工作。 1.3 勘探程度及可靠性 对地质勘探程度的评价 1．勘探程度 （1）基本查明了井田的主要构造形态及地层沉积特征。 （2）基本查明了主要可采煤层的层位、厚度、结构。 （3）基本查明了可采煤层的煤质、煤岩特征，确定了煤类。 （4）初步评价了井田水文地质，推测该区水文地质条件简单。 （5）初步评价了主要可采煤层顶、底板岩层的工程地质特征，了解了煤层自燃倾向、煤尘爆炸、矿井瓦斯含量。 2．存在问题 地质报告中对9号12号煤层的涌水量未作具体测试分析，建议补充测试。 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 本矿周边褶皱发育，大断层比较少见，局部中小断层发育。 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． 2.2 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。 矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前即可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般即列入平衡表内的A+B+C级储量，不包括作为远景储量的D级储量。 矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，故可采储量等于矿井工业储量减去各建筑物、河流、工业场地等相应的永久保护煤柱之后再与带区采出率相乘即得。 2.2.2保安煤柱 为居住保地面建筑物及工程设施的安全，本设计对井筒及工业场地后期的风井、规划中的大断层留设安全煤柱。 由于本矿区无地表移动参数实测资料，但邻近矿区此方面资料充足，做为本矿区设计的主要参考，来确实实际留设的安全煤柱： 松散层移动角：含水松散层45、不含水的松散层50 岩层移动角：60 岩层边界角：55 主、副井筒均位于工业场地内，主、副井筒深度650m，工业场地南北长875m，东西最大宽度为875m，为一梯形形状。按照现行《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》规定，井筒煤柱地面受护面积包括井架、提升机房和围护带面积包括工业场内为煤炭生产直接服务的工业厂房、服务设施和围护带，围护带宽度为15m，煤柱按岩层移动角圈定，井田境界煤柱按30m留设，带区煤柱按20m留设，断层两侧各设30m煤柱。 按以上计算方法得： 工业广场煤柱损失：666.5万t； 周边、断层保安煤柱损失：846.2万t； 损失率为：11.4% 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% 通过等高线块段法计算本井田工业储量为132.69Mt，可采储量为99.93Mt。 2.2.4储量计算评价 该矿的煤层倾角较小，煤层厚度稳定，对比可靠，煤层底板随地质构造起伏，但起伏不大。构造控制基本可靠，无火成岩，水文地质条件简单，储量计算可靠。 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，每天三班作业，两班生产，一班准备，每天净提升时间为16h。 2.3.2生产能力 井田煤炭储量丰富（地质储量为132.69Mt，可采储量为99.93Mt），地质构造及水文地质简单，煤层赋存平缓（最大倾角8平均倾角5），煤质优良。现提出三种建井方案： 方案一：建0.90Mt/a的矿井。 方案二：建1.20Mt/a的矿井。 方案三：建1.50Mt/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 50～70 25～30 20～25 15～20 0.45～0.9 40～50 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＝79.3年 方案二：P＝59.4年 方案三：P＝47.58年 由上表可知，选择方案二合理。该矿井设计生产能力为1.2Mt/a，矿井设计服务年限为59.4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0至+50m之间属于丘陵区，地区起伏不大，矿区煤层赋存稳定，断层少且落差不大，矿区附近各个矿井井型不同，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； (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．地表因素 本井田属于缓坡丘陵地形，地势起伏较平。 2．煤层赋存情况 整个井田的煤层上部标高在-520m，下部标高在-630m。整个矿区共有3层可采煤层，即7、9、12号，全区发育。煤层走向长度为4.5km，倾向3.0km。本井田煤层系近水平中厚煤层，平均倾角在5左右。 3.2 矿井开拓方案选择 3.2.1井筒形式和井口位置 井口附近要有一定范围用以布置工业场地，其中包括主副井生产系统建筑物与结构物。选择井筒位置应当充分利用地形，以地面生产条件系统布置要求，平坦地形最适合矿井建设，不仅平场工程量较小，大型建筑物基础处理也比较简单。 1、地面条件 工业场地占地面积； 地形与工程地质条件； 煤的运输方向； 生产建设与住宅位置。 2、井下条件： 按最小运输量确定井筒位置； 根据地质条件确定井筒位置； 煤柱量； 勘探程度和初期工程量。 根据地形地貌、煤层赋存条件来确定的工业场地位置，由于宝清煤矿煤层赋存角度较小，接近水平且埋藏较深，所以若采用斜井开拓则明显不合理，故初步定为采用立井开拓，立井开拓存在如下优点：适应性强，一般不受煤层倾角，厚度，瓦斯，水文等自然条件限制．技术上也比斜井可靠，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，井筒为圆形断面机结构合理，维护费用低，有效断面大通风条件好，管线短，人员升降速度快。 对矿井井筒位置有以下的要求： 井筒沿走向的有利位置应在井田的中央．当井田储量呈不均匀分布时，应在储量分布的中央，在此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，应使总的石门工程量小，初期工程量及投资小，建井期短，且煤柱损失小；为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土层有较好的水文，围岩和地质条件。 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，坐标为： 主井坐标：经度19617227，纬度4365626 副井坐标：经度19617183，纬度4065600 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，也可以多水平开采（从上往下逐水平开采）。在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。 煤矿科技发展迅速，生产高度机械化和管理高度集中化是主要的发展方向，高产高效矿井的生产一般集中在一个水平，1～2个工作面生产。这就要求加大工作面、带区和水平的走向及倾斜尺寸，要求有丰富的资源储量。 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、采掘关系； 4、生产成本； 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：井田划分为一个开采水平； 方案二：井田划分为两个开采水平。 表3—1水平储量及服务年限表 储量（Mt） 服务年限（年） 方案一 单水平 99.93 59.4 方案二 一水平 45.05 26.8 二水平 54.88 32.6 从该表可知，方案二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；而方案一有利于带区的接续，且巷道利用率高，吨煤成本相对较低。故而采用方案一的水平划分方法，即划分一个开采水平。 3.2.3开拓巷道布置 阶段或水平主要巷道是沟通带区与井底车场的交通线，并在其中进行通风排水及布置管线，当上一阶段采完后，又可作为下阶段开采水平的总回风道，其工作年限较长，如果用单一水平开拓，其工作年限与矿井服务年限相同。 布置的主要问题是运输大巷的布置，运输大巷担负着整个区段的通风，布线和运料行人任务，是全矿井的命脉。运输大巷可有单煤层布置，分煤组布置或全煤组集中布置。主要根据煤层赋存情况和数目来定。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，各煤层组之间用带区石门联系。 详见比较表： 表3—2 优缺点比较表 特点 集中大巷布置 分组集中大巷布置 优点 1.总的大巷开拓工程量少，总的开拓巷道维护工作量较少。 2. 大巷容易维护，运输条件好 3.大巷容易维护，运输条件好 1. 大巷工程量较少 2. 初期工程式量较少，建井速度较快。 3. 大巷维护容易 缺点 1．总的石门工程量大，掘进工程量大， 2．建井期较长 1. 井下运输、装载分散生产管理不方便。 2. 分组困难。 适应 条件 适用于煤层层数较多、层间距不大的矿井。 当层间距有大有小用单一的集中运输大巷有困难或不经济时。 本井田的设计可采煤层为7、9、12号三煤层，倾角较小，平均为5度左右，在一定的井田地质条件、开采技术条件下，矿井开拓巷道有多种布置方式，开拓巷道的布置方式通称为开拓方式。合理的开拓方式，一般应在技术可行的多种开拓方式中进行技术经济分析比较后，才能确定。现依据矿井设计生产能力及技术可行角度，特提出以下三种大巷布置方式： 详见以下比较: （1）开拓方案 方案一：总石门——分煤层大巷——带区车场——分带运输巷及运料回风巷——倾斜长壁回采工作面； 方案二： 1、首层：分煤层大巷——分煤层大巷——带区车场——分带运输巷及运料回风巷——倾斜长壁回采工作面； 2、下两层：分组集中大巷——带区车场——分带运输巷及运料回风巷——倾斜长壁回采工作面； 方案三： 集中大巷——带区下部车场——反斜带区斜巷及煤仓——分带运输巷及运料回风巷——倾斜长壁回采工作面。 方案一的优点如下： 由于是在各可采煤层中都布置大巷，相应地在各煤层单层准备带区，就每一个带区来说，工程量较小，各分煤层大巷之间中只开一条主要石门，石门工程量不大，建井时可首先进行上部煤层的开拓和准备，初期工程量少，建井速度快。 方案一的缺点如下： 1、每层煤都要布置分煤层大巷，分煤层大巷总条数过多，井田开拓掘进总工程量大，相应的轨道、管线的占用量也较多。 2、各煤层布置带区，总的带区数目多，生产和运输都较分散，占用辅助生产人员也较多，生产管理不方便； 3、由于大巷多，总工程量大，所以巷道维护量也大，维护费用高； 4、每条大巷均需留设护巷煤柱，煤柱损失大； 5、各煤层的分煤层运输大巷和回风大巷处在下层煤顶板上方，影响下层煤顶板的稳定。 6、每层煤的护巷煤柱较大，在有自然发火危险的煤层中，护巷煤柱压裂透风容易引起自然发火； 一般在井田走向短，煤层数目少，煤层间距大，采用集中布置有困难且经济上不合理时，才采用此种布置方案。 方案二的优点如下： 这种布置方式兼有分煤层大巷与集中大巷的部分优点，如层间距小的煤层分为一组，可以减少带区石门的掘进工程量等，是为了适应地质条件和煤层赋存条件而灵活采用的布置方式。 方案二的缺点如下： 由于巷道多，总工程量也较大，巷道维护量大，维护费用高；采用溜井实质上就是在溜井上部设置辅助水平，在煤层群下部设置主水平，布置为全矿井服务的井底车场及设施，辅助水平和主水平之间以溜井联系，辅助水平开掘简易的车场和煤层运输大巷，布置带区，进行开采。矸石及材料要多段转运，井下运输环节多，生产易分散。由于本质上的缺点，除特殊条件下很少采用。 方案三优点如下： 1、大巷工程量及与大巷有关的联络巷道相对于其它二种方案大大减少，总工程量最少，巷道维护费用也大大降低，生产区域比较集中； 2、由于带区石门穿过各煤层，可同时时行若干个煤层的准备和回采，开采顺序灵活，开采强度较大； 方案三缺点如下： 1、矿井投产前的掘进工程量较大，初期工程量大，建井期较长； 2、每一带区都要掘带区石门，若煤层间距大，带区石门就很长，总的石门工程量大，井筒提升费略高； 表3—3 技术比较表 序号 对比项目 评优 准则 方案 一 方案 二 方案 三 1 移交工程量及投资 少 中 优 差 2 一水平总工程量及总投资 少 差 优 优 3 工期 短 中 优 差 4 巷道维护费 少 差 中 优 5 矿井出矸量 少 差 中 优 6 煤炭采出率 高 差 差 中 7 分带巷道长距离掘进通风 易 差 优 中 8 仰、俯斜工作面推进长度差值 少 差 较优 优 9 煤层间的搭配开采 易 差 优 优 10 对构造的适应能力 强 差 优 中 11 运输段数 少 优 中 中 12 分带巷道运输费 少 差 中 优 13 带区斜巷运输费和井筒提升费 少 中 较优 差 14 排水费 少 优 较优 优 15 通风费 少 差 优 优 （2）经济比较 方案二、方案三在技术均较合理，所以对技术上可行的方案进行经济比较。 由于宝清煤矿煤层赋存为近水平煤层，采用主要石门联系各分煤层大巷要掘很长的石门，经济上明显不全理。所以采用方案二。 3.3 选定开拓方案的系统描述 3.3.1井筒形式和数目 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 根据本井田的实际情况，并考虑到上述的条件，该设矿井井筒位置详见开拓示意图 3.3.2井筒位置及坐标 选择井筒的条件： 井下条件 在井田走向的储量中央或近中央使两翼可采储量平衡，减少走向运输大巷的运输费用。巷道好维护，通风费用低，保持两翼均衡生产和带区正常接续，采用多水平开采，井田倾斜方面各水平石门工程量总和小，同时考虑到第一水平兼顾其他水平，减少煤柱数量，少压、不压开采条件好的煤层。 地面条件 井筒位置比较平坦，满足防洪设计标准；符合环境保护要求有利生产、方便生活。 根据本井田的实际情况，并考虑到上述的条件，该设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19617227，纬度4365626 副井坐标：经度19617183，纬度4065600 3.3.3水平数目及高度 本井田煤层倾角小，走向长度长，煤层赋存较深垂高较小适合采用单水平开采。如果采用多水平将导致服一水平务年限过短而达不到相关规范要求。为便于集中化生产应尽量减少水平的设置。基于以上原则，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110m。 3.3.4石门大巷数目和布置 1.大巷数目：二条运输大巷、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： 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，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，本带区采用斜巷联络。 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1500mm. 对称道岔线路连接长度为： L对=a+B+T=2560+4929+2016=9505mm 4.2.4带区煤仓形式、容量及支护 1．带区选用的是垂直式煤仓，主要优缺点是仓体受力性能好，较少发生填塞现象，但受条件限制。 2．煤仓容量 (1)按采煤机连续作业割一刀的容量计算 Q＝Qo＋LmbrCoKt 式中: Q――带区煤仓容量； Qo――防空仓漏风留煤量，一般取5～10t； L――工作面长度，m； m――采高，m； b――进刀深度，m； r――煤的容重； Co――工作面的回采率； Kt――同时生产工作面系数综采时取1； n――带区内同时生产的工作面数目； Q＝10+1602.891.380.80.951＝418t (2)按运输大巷列车间隔时间内带区高峰期产量计算 Q＝Qo＋Qhtiad 式中： Q h――带区高峰期生产能力，t/h（一般为平均产量1.5～2.0倍） ti――列车进入带区装车站的间隔时间，一般取高限20～30min； ad――不均衡系数，机采取1.15～1.2，炮采取1.5； Q＝10＋（4000/16）1.60.51.16＝242t (3)按带区高峰生产延续时间计算(Qh＞Qt时) Q＝Qo＋（Qh－Qt）thcad 式中: Qt――带区装车站通过能力，t/h（取平均产量的1～1.3倍） thc――带区高峰生产延续时间，机采取1～1.5h。 Q＝10＋[4000/161.6－4000/161.2]1.21.16＝126t 取最大值Q＝418t 一般带区煤仓容量可按下表取： 带区生产能力Mt/a 煤仓容量（t） 0.3以下 50～100 0.3～0.45 100～200 0.45～0.60 200～300 0.60～1.00 300～500 1.00以上 大于500 所以本带区煤仓容量为550吨。 3.煤仓结构及支护方式 煤仓结构包括:煤仓上部收口，仓身，下口漏斗及溜口闸门基础，溜口和闸门装置。 上部收口：为保证煤仓上部收口安全与改善煤仓上口的受力状况，需以混凝土收口筑成圆台体。 仓身：采用锚喷支护 下口漏斗及溜口闸门基础；煤仓下口用混凝土砌筑圆台体收口，收口斗仓可作成曲面圆台体以解决起拱堵仓问题，为了大巷的安全，煤仓与大巷连接处加强支护，一般应在煤仓下口处四周铺设数根钢梁灌入混凝土使其与大巷支护联为一体。 4.2.5带区硐室简介 带区变电所一般宜设在围岩稳定、地压小、通风较好、无淋水的地点用电负荷中心。硐室与电器设备应有0.5m的通道，相互之间应留0.8m以上通道温度不超过30℃，必须有足够的照明，机电硐室应设置瓦斯自动检测报警断电仪，并配备便携式个体检测设备。带区变电所形式有一字形、人形和Ⅱ形，一般采用一字形，断面一般为半圆形，用混凝土砌筑。 带区硐室除带区变电所还应设有井下空气压缩硐室、机电硐室；压缩机房一般为半圆拱形用料石或混凝土砌筑，有条件可以锚喷。 4.2.6带区工作面接续 编制采煤工作面接替计划的原则及注意的问题。 1、年度内所有进行生产的采煤工作面产量总和加上掘进出煤量。必须确保矿井计划产量的完成。并力求各月采煤工作面产量较均衡。 2、矿井两翼配采的比较与两翼储量分布的比例大体一致。防止后期形成单翼生产。 3、为实现合理集中生产，尽量减少同时生产的采数目及工作面数，避免工作面布置过于散。 4、为便于生产管理，各采煤工作面的接替时间尽量不要重合，力求保持一定的时间间隔，特别是综采工作面要防止两个面同时搬迁接替（详见带区接续表） 4.3 带区准备 4.3.1带区巷道的准备顺序 采准工作是由运输大巷开掘带区材料车场，再分别开掘带区运输入风平巷及带区运料回风平巷，这两个平巷均在煤层中，层位相同，然后在煤层内分别开掘分带运输入风巷及分带运料回风巷，最后沿煤层走向掘进开切眼即可进行回采。 4.3.2带区主要巷道的断面示意图及支护方式 图 4-1 分带运输入风巷 图 4-2 分带运料回风巷 第5章 采煤方法 5.1 采煤方法的选择 5.1.1采煤方法选择的制约因素 1、带区煤层赋存状况及地质构造因素； 2、开采水平的划分及带区巷道布置； 3、现在技术及设备； 4、储量、年产量、服务年限等各项指标。 5.1.2采煤方法的选择 该带区除边界外，无明显的地质构造，带区煤层为低涌水量，低瓦斯，煤厚平均为2.89m属中厚煤层，平均倾角5左右，属近水平煤层。综合考虑目前的技术与设备情况，采用倾斜长壁一次采全高的采煤方法。采煤工艺选用综合机械化采煤工艺。 5.2 回采工艺 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 兼于宝清煤矿设计生产能力为1.2Mt/a及地质条件、煤层赋存的情况，炮采普采不能满足要求，以综采进行回采较为合理即落煤、装煤、运煤、工作面支护、采空区处理五个主要生产工序全部用机械化。 1、落煤，采用倾向长壁采煤法，使用双滚筒采煤机割煤，工作面端头割三角煤斜切进刀方式，双向割煤往返一次割两刀，截深0.8米。 2、装煤，采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。 3、运煤，由刮板输道机→转载机→分带运输入风巷胶带输送机→带区运煤平巷输送机→带区煤仓→大巷装车站→井底车场。 4、工作面支护，工作面内部用液压支架支护，工作面进风端头采用端头支架支护，回风端头仍采用液压支架支护。工作面采用超前支护方式，超前20米左右，有利于机头与架子的稳定。 5、采用全部垮落法处理采空区。 6、设备选型 选取的工作面各种设备如下所示： 采煤机的特征如下表： 表5-1 采煤机特征表 采煤机型号 MG2200 牵引方式 电牵引 采高 1.9m～3.8m 牵引力 550/450KN 质量 41t 牵引速度 5.4、6.6m/min 煤层倾角 ≤40 滚筒中心距 6220mm 截深 800mm 机面高度 1450mm 滚筒直径 1、6、1．8、2．0m 卧底量 264mm 液压支架的特征如下表： 表5-2 液压支架特征表 型号 ZZ4000/17/35 外形尺寸（mm） 59001420 支撑高度 1.7m～3.5m 支架中心距 1500mm 支柱数 2 泵站压力 24．5MPa 类型 支撑掩护式 厂家 北京煤机厂 刮板输送机的特征如下表： 表5-3 刮板输送机特征表 型号 SGZ--730/320 电动机 型号 DSB--90 出厂长度 200m 功率 902kW 输送量 600t/h 电压 1140V 中部槽 1500730220 链速 0.92m/s 回采工作面设备表如表5-4： 表5-4 工作面主要设备表 序号 设备名称 规格型号 单位 数量 1 采煤机 MG2200 台 1 2 液压支架 ZZ4000/17/35 台 116 3 刮板输送机 SGZ—730/320 台 1 4 转载机 SZB—764/132 台 1 5 胶带输送机 SSJ1000/125 部 3 5.2.2选择采面循环方式和劳动组织形式 工作面采用“三八”工作制,二班采煤一班准备检修。生产割煤和移架平行作业。详见循环图表及劳动组织表。 表5-5 工作面循环图表 表5-6 工作面劳动组织表 第6章 井下运输和矿井提升 6.1 矿井井下运输 大巷煤炭运输方式目前有带式输送机运输、轨道运输和水力运输3种。根据本矿井的地质情况和井型，主井用箕斗提升，运输大巷中用3t底卸式矿车运输，掘进煤及矸石用1.5t固定式矿车运输。 6.1.1运输方式和运输系统的确定 井下运输设计应对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的运输作统筹安排，运输方式与设备的选型要根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、瓦斯情况及采煤方法确定。 1、煤的工作面运输方式：工作面用采煤机落煤，割下来的煤用可弯曲刮板运输机运输。 2、分带运煤入风巷运输方式：本设计带区采用可伸缩胶带运输机运输。并且设有轨道，用齿轨车牵引1.5t固定式矿车，以便于对胶带运输机进行检修，和在开采初期，为运输入风巷运料、排矸。 3、分带运料回风巷运输方式：本设计带区运料回风巷为机轨合一巷布置。可伸缩胶带运输机用于巷道掘进期间运煤；轨道运行齿轨车牵引1.5t固定式矿车，用于运料和掘进初期排矸。 4、大巷运输方式：主要运输大巷的运输方式应根据运量，运距技术经济效果优化确定。本设计采用轨道运输，采用一台八10吨架线电机车牵引矿车运输。 综合上述运输方式，确定本矿井井下煤炭及材料运输系统如下： 运煤系统：由工作面采出的煤装入刮板输送机运至分带运输入风巷，经转载机至胶带输送机运至带区运输入风平巷进带区煤仓在集中运输大巷装车，由电机车牵引至井底车场，通过主井提升到地面。 运料系统：工作面所需物料及设备经副井罐笼运至井底车场，由电机车牵引经集中运输大巷至带区下部材料车场，经带区运料回风平巷、分带运料回风巷运至采煤工作面。 6.1.2矿车的选型及数量 1.架线式电机车台数的确定 工作电机车台数计算如下: N=1.5Q(11L+θ)/(2100P) 式中: N――工作电机车台数,台； 1.5――产量与运输不均衡系数； Q――采煤班产量，t； L――运输加权平均距离，Km； 11――运行时间与运距换算系数； 2100――每班工作时间与机车载重乘积； P――机车粘着质量，t； θ――装卸及调车时间，一般取20～30min； 故 N＝1.52000(113.5+26)/(210010)＝10 检修及备用电机车台数取工作电机车台数的25%，但不小于1台。N1＝N25％＝3台，则架线电机车总台数为13台。 2.大巷运输及辅助运输矿车型号确定 大巷运输选用3t底卸式矿车运输，辅助运输选用1.5t固定式矿车运输。 3.确定矿车台数 每组运煤列车矿车数确