双鸭山矿业集团东荣四矿2.4Mta新井设计

摘 要本设计矿井为双鸭山矿业集团公司东荣四矿2.4Mt/a新井设计，共有5层可采煤层，平均总厚度16m，倾角16。设计井田的可采储量220.7Mt，服务年限为65.7a。本矿井设计采用双立井方案开拓，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，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，采空区处理方法为全部垮落法。由于本人水平有限，加之时间紧迫，错误和不妥之处，恳请各位专家和老师不吝指正。关键词：开采水平 井田开拓 可采储量 AbstractThis design is made for the forth Dongrong coal mine of Shuangyashan mine company,This shaft is a 2.4 millon tones new one,It has totally five available designed the coal seam, average thickness is 16 rice. There are 220.7 millon tone recoverable reserves, the length of service is 65.7 years。Double vertical shaft development method is used in the degsined, dividing the line two levels, a work reaches to produce. The big lane in concentration in adoption arranges, the big lane adopts 10 ton dor-bottom mine car lead 5 ton bottom solid mine car, adopting coal method is longwall coal mining method, the coal winning technology is full-mechanized, adopting empty the area handles method as all falls the method.In the course of this design ,I get my derectorsguide,But the time is less,and my ability is limit,please experts to help me modify it,I accept humblely。Key Words:mining level vertial shaft development development recoverable reserves 57目 录摘 要IAbstractII目 录III绪 论VII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 气象和地震21.1.3 地势和河流21.1.4 水源及电源21.1.5 煤田开发历史及近况21.2 地质特征31.2.1 矿区范围内的地层情况31.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造41.2.3 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 煤质、牌号及用途61.2.7 瓦斯、煤尘及煤的自燃性71.3 勘探程度及可靠性7第2章 井田境界 储量 服务年限82.1 井田境界82.1.1 井田周边情况82.1.2 井田境界确定的依据82.1.3 井田未来发展情况82.2 井田储量82.2.1 井田储量的计算82.2.2 保安煤柱92.2.3 储量计算方法92.2.4 储量计算的评价92.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限102.3.1 矿井工作制度102.3.2 矿井生产能力的确定102.3.3 矿井设计服务年限11第3章 井田开拓123.1 概述123.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述123.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况123.2 矿井开拓方案的选择123.2.1 井硐形式和井口位置123.2.2 开采水平数目和标高173.2.3 开拓巷道的布置193.3 选定开拓方案的系统描述203.3.1 井硐形式和数目203.3.2 井筒位置及坐标203.3.3 水平数目及高度203.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置213.3.5 井底车场形式的选择223.3.6 煤层群的联系233.3.7 采区划分233.4 井筒布置及施工233.4.1 井筒穿过的岩层性质及井硐维护233.4.2 井筒布置及装备243.4.3 井筒延伸的初步意见253.5 井底车场及硐室263.5.1 井底车场形式的确定及论证263.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度263.5.3 井底车场通过能力验算273.5.4 井底车场主要硐室293.6 开采顺序293.6.1 沿井田走向的开采顺序293.6.2 沿煤层垂直方向的开采顺序293.6.3 采区接续计划303.6.4 “三量控制”情况30第4章 采区巷道布置与采区生产系统324.1 采区概况324.1.1 设计采区位置、边界、范围采区煤柱324.1.2 采区地质和煤质情况324.1.3 采区生产能力、储量及服务年限324.2 采区巷道布置334.2.1 区段划分334.2.2 采区上山布置334.2.3 采区车场布置344.2.4 采区煤仓形式、容量及支护414.2.5 采区硐室简介424.3 采区准备444.3.1 采区巷道准备顺序444.3.2 采区巷道的断面图及支护方式44第5章 采煤方法475.1 采煤方法的选择475.2 回采工艺475.2.1选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备475.2.2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式48第6章 井下运输和矿井提升506.1 矿井井下运输506.1.1 运输方式和运输系统的确定506.1.2 矿车的选型与数量506.1.3 采区运输设备的选择526.2 矿井提升系统536.2.1 提升方式536.2.2 矿井主提升设备的选择53第7章 矿井通风与安全567.1 通风系统的确定567.1.1 概 述567.1.2 矿井通风系统的确定567.1.3 主扇工作方式的确定567.2 风量计算和风量分配567.2.1 矿井风量计算的规定567.2.2采掘工作面及硐室所需风量的计算577.2.2 风量分配607.2.3风量调节方法与措施607.2.4风速的验算607.3 矿井通风阻力的计算617.3.1确定全矿井最大通风阻力和最小通风阻力617.3.2矿井等积孔的计算637.4 通风设备的选择647.4.1 主扇的选择计算647.4.2 电动机的选择657.4.3 反风措施657.5 矿井安全技术措施657.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施657.5.2 预防井下火灾667.5.3 预防水灾措施66第8章 矿井排水678.1 概述678.1.1 矿井水的来源及性质678.1.2 涌水量678.2 矿井主要排水设备678.2.1 排水方式与排水系统简介678.2.2 主排水设备及管路的选择计算68第9章 技术经济指标70总 结72致 谢73参 考 文 献74附录一75附录二82绪 论本设计为双鸭山矿业集团东荣四矿新井设计，年产2.4Mt，服务年限为65.7a。所设计的依据来自毕业实习时对东荣四矿所收集的地质资料。在本设计中，应用到了技术比较和经济分析。通过技术比较和经济分析，确定了本设计矿井采用双立井开拓方式，划分两个水平开采，一水平标高-420m，采用上山开采，二水平标高-650m，采用上下山开采。大巷布置方式采用分组集中大巷，采煤方法为走向长臂采煤法。本设计所涉及到的内容主要有井田概况及地质特征，井田境界、储量、服务年限，井田开拓，采区巷道布置，采煤工艺，井下运输和矿井提升，矿井通风与安全，矿井排水，矿井主要技术经济指标。通过对这些内容的研究，可使我对矿井各系统有一个较全面的了解。通过对双鸭山东荣四矿的初步设计，进一步巩固所学的理论知识，培养应用所学知识解决工程设计以及相关实际问题的能力，自学能力以及独自工作能力。这些对于在日后的工作中将会给我很大的帮助。 第1章 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1 交通位置东荣四矿位于黑龙江省集贤煤田东南端，西南距福利屯38km，经福利屯到双鸭山矿业集团所在地双鸭山市为46km，经福利至富锦县公路穿过本井田中部，交通较方便，详见图1-1。图1-1 交通位置图1.1.2 气象和地震 本区属寒温带大陆性气候，冬季寒冷，夏季气温较高，年平均最高气温为19.122.7，年平均最低气温为-16.4-22.9，最低气温达-34。年降水量318.5386.5mm，年蒸发量982.3.51502.6mm；年平均风速4.24.7m/s，最大风速可达2.3 m/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1.582.12m。 根据国家地震局资料，集贤及其邻区地震烈度在6以下，无强烈地震记载。1.1.3 地势和河流本井田位于三江平原的西南部，地势低平，地表标高+83m+87m。井田东部有双山子，标高+174m；西依索利岗山，标高为+227.9m；南邻完达山北麓；北面广阔平坦。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。 1.1.4 水源及电源本区内第四系地层广泛分布，地下含水量丰富，供水水源较充足。双鸭山地区现有变电站两座及正在兴建的大型火力发电厂一座。供电电源容易解决。1.1.5 煤田开发历史及近况双鸭山矿业集团距本矿井约46km，双鸭山矿业集团现有生产矿井8对，井田内没有生产、在建及停闭矿井。但在井田外的西南方约15km处有正在生产的双鸭山矿业集团集贤煤矿，西南约18km处有集贤县升平小煤矿。集贤煤矿采用双立井开拓，设计生产能力0.6Mt/a，一水平标高为-150m，目前正采9#、15#和16#三个煤层,矿井的正常涌水量110m3/h，最大涌水量155 m3/h，矿井属低瓦斯矿井。1.2 地质特征1.2.1 矿区范围内的地层情况本井田的可采煤层均赋存在上侏罗系鸡西群城子河组，晚侏罗系地层不整和于元古界古生界基底上，基底由元古界麻山群泥盆系青龙山组及侵入的花岗岩组成，详见表1-1地层系统表。表1-1 地层系统表界系统（群）组厚度（m）新 生 界第 四 系全新统1020全新统温泉河组2040上更新统顾乡屯组1040中更新统4080下中新统白山土组1550第三系上新统富锦组121中生界侏罗系上统（鸡西群）穆棱组7570城子河组887东荣组250古生界中统青龙山组不清元古界麻山群不清第三系地层，除在井田极少数块段缺失，形成“天窗”外，其余各处广泛存在。该地层由粉砂岩、细砂岩、泥岩组成。岩石胶结松散，以灰绿色为主，厚度变化较小。第四系地层在井田内广泛分布，主要由粗砂组成，在砂层上，覆有粘土及厚度810m的黑腐植土。上侏罗系上统鸡西群城子河组，为井田的主要含煤地层，该层主要由灰白色长石、砂岩、灰色粉砂岩及少量的泥岩等组成，含煤地层特征详见图1-2含煤地层综合柱状图。 图1-2 含煤地层综合柱状图1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造本井田位于三江盆地的西部。区域构造属新华夏系第三隆起带，北段有一些一级隆起带和凹陷带组成。本井田的区域构造主要受华夏系和北西向构造应力场的控制。在本井田范围内主要有四条断层，其特征详见表1-2断层发育及落差表。 表1-2 断层发育及落差表序 号编 号产 状性质落差（m）可靠性备注倾向倾角1F70北东向 2030逆2030可靠2F32北东向 3040逆50100可靠3F9北东向 4060逆40130可靠4F84北东向 1040逆2035可靠5F85北东向1535正3055可靠1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征本井田具有经济价值的可采煤层都集中于鸡西群城子河组，该组地层厚度为885m。煤层平均总厚16m；可采煤层有13#、16#、24#、26#和27#煤层，倾角在16左右。可采煤层特征分述如下：13#煤层：全区发育且稳定，为本区主要可采煤层，煤层结构简单，厚度较大，煤质稳定，本煤层内没有夹矸，煤层厚度4.55.0m，平均厚度4.7m，视密度为1.3t/m3，顶板为中粗砂岩，平均厚度7.9m，底板粗砂岩，平均厚度5.6m，下距16#煤层约30m。16#煤层：全区发育且稳定，为本区主要可采煤层，煤层结构较简单，煤质稳定，本煤层在极少数块段内有夹矸，其厚度不超过0.3m，煤层厚度4.24.6m，平均厚度4.5m，视密度为1.3t/m3，顶板为粉砂岩，平均厚度6.9m，底板粉砂岩，平均厚度5.2m，下距24#煤层约160m。24#煤层：全区发育且稳定，为本区主要可采煤层，煤层结构较简单，煤质变化不大，本煤层内没有夹矸，煤层厚度1.92.3m，平均厚度2.1m，视密度为1.3t/m3，顶板为粉细互层，平均厚度6.0m，底板粉砂岩，平均厚度9.9m。下距26#煤层约20m。26#煤层：全区发育且稳定，为本区主要可采煤层，煤层结构较简单，煤质变化不大，本煤层内没有夹矸，煤层厚度2.12.5m，平均厚度2.4m，视密度为1.3t/m3，顶板为粉砂岩，平均厚度7.2m，底板粉砂岩，平均厚度5.9m。下距27#煤层约10m。27#煤层：全区发育且稳定，为本区主要可采煤层，煤层结构较简单，煤质稳定，本煤层在极少数块段内有夹矸，其厚度不超过0.1m，煤层厚度2.12.4m，平均厚度2.3m，视密度为1.3t/m3，顶板为粉细互层，平均厚度7.8m，底板粉砂岩，平均厚度6.4m。1.2.4 岩石性质、厚度特征本区内岩性较细，主要由粉砂岩、细纱岩、粗砂岩、粉细互层及煤层组成。本矿井所有岩石特征情况详见表1-3岩石主要物理力学性质指标表。 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102kg/cm3抗拉强度102kg/cm3变形模量102kg/cm3弹性模量kg/cm3石英2.652.70.120.515351.03.06 20620砂岩2.02.65252200.50.40.58110泥岩2.7 2.851.65.212.830.62.027510灰岩2.22.75205200.52.018510砾岩2.32.65151150.21.50.8828 1.2.5井田水文地质情况第三系孔隙含水层：在井田内广泛发展，其厚度发育规律为由东南向西北逐渐增厚，向东变薄。涌水量为0.001-0.83l/（sm）。第四系孔隙含水层：全矿井广泛发展，除山坡地区较薄外，其余均很厚,发育的规律为：由南向北逐渐增厚。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）。井田内的主要隔水层有第四系顶部粘土，亚粘土，中部粘土，和第三系泥岩，砂岩层。本井田最大的涌水量为135m3/h，正常涌水量为90m3/h。1.2.6 煤质、牌号及用途本矿井煤的挥发份一般大于40%，属于低变质煤，粘结性较低，煤种主要是气煤。煤中磷，硫的含量较低，可做为优良的配焦和化工精煤，副产品可供动力和民用。1.2.7 瓦斯、煤尘及煤的自燃性本设计矿井初期的瓦斯等级为低瓦斯矿井，相对涌出量为1.92 m3/t。并且本矿井有煤尘爆炸危险和自燃发火倾向。1.3 勘探程度及可靠性本矿井所在地区，从1965年就开始进行地质勘探工作，经过普查，详查,精查等阶段。采用了钻探，探井和地震相互配合的综合勘探手段。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相对资料和测井成果。第2章 井田境界 储量 服务年限 2.1 井田境界2.1.1 井田周边情况井田北部以-150m标高垂直投影为界，南（深部）以-800m标高垂直投影为界，西与东荣三矿相邻，按矿区总体设计确定的界线为界，东以F32断层为界，井田走向7.0km,倾向3.0km。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.井田的走向要有合理的长度，以利于机械化程度的不断提高；3.划分的井田范围要为矿井发展留有空间；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。2.1.3 井田未来发展情况随着技术的进步和勘探水平的逐渐提高，井田范围内的探明储量会越来越精确，有可能在更深部发现可采煤层，或把以前不可采煤层变为可采煤层加以开发，从而更加合理开发矿产资源。2.2 井田储量2.2.1 井田储量的计算1.本设计矿井的井田工业储量按储量块段法进行计算。块段储量=块段面积块段平均厚度视密度cos 煤层平均倾角；Mt2.矿井可采储量的计算式中：可采储量，Mt 工业储量，Mt 永久煤柱损失，Mt 采区回采率,厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80；薄煤层不低于0.85；地方小煤矿不低于0.70。计算得：Mt详见表2-1可采煤层储量总表。2.2.2 保安煤柱保安煤柱的留设主要有保护煤柱的留设，断层带和井筒周边煤柱的留设。表2-1 矿井可采储量汇总表水平煤层号工业储量A+B+C(万t)煤炭损失量可采储量(万t)工业场地(万t)井田境界(万t)断层(万t)开采损失(万t)合计损失(万t)I133960.4215.4152.1240.8633.61267.32693.1163791.9206.3157.7230.5618.91213.42578.5241769.596.373.6107.6288.8566.31203.2262022.3110.084.1122.9330.1647.11375.2271938.1105.480.6117.8316.4620.21317.9合计13482.2733.4548.1819.62187.84314.39167.9II135573.9303.2231.9338.9909.61783.63790.3165336.7290.3222.0324.5870.91707.73628.0242490.5135.5103.6151.4406.4796.91693.6262846.2154.8118.4173.1464.5910.81935.4272727.6148.4113.5165.8445.1872.81854.8合计18974.91032.2789.41153.73096.56071.812902.1总计32457.11765.61337.51973.35284.310386.122070.02.2.3 储量计算方法本设计矿井的储量计算方法采用块段法来计算。2.2.4 储量计算的评价本设计矿井的各类储量计算都严格按照提供的地质报告，以现行标准的有关规定为依据进行的。由于技术水平所限，所计算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 根据煤炭工业矿井设计规范规定：1.本设计矿井年工作日为330d；2.矿井每昼夜四班工作，其中三班进行采、掘工作，一班进行检修；3.本设计每日净提升时间16h。2.3.2 矿井生产能力的确定1.根据煤炭工业矿井设计规范，矿井的设计生产能力应为：大型矿井：1.2、1.5、1.8、2.4、3.0、4.0及以上（Mt/a）；中型矿井: 0.45、0.6、0.9（Mt/a）；小型矿井：0.09、0.15、0.21、0.3（Mt/a）；除上述井型以外，不应出现介于两种设计生产能力的中间井型。2.矿井设计生产能力方案比较 本矿井已查明的工业储量为324.57Mt，估算本井田内工业广场煤柱，境界煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的16%，按矿井设计规范要求确定本矿的采区采出率为80%，由此计算确定本井田的可采储量为220.71Mt。根据地质报告的资料描述，煤层储量较丰富，煤层生产能力大以及煤层赋存深等因素，初步决定采用大型矿井设计。并初步确定三个方案：方案一：矿井设计生产能力1.8Mt/a；方案二：矿井设计生产能力2.4Mt/a；方案三：矿井设计生产能力3.0Mt/a。按照公式式中 为矿井设计服务年限，a；井田的可采储量,Mt；为矿井生产能力,Mt/a；为矿井储量备用系数，一般取1.4；计算得：P1=87.6a； P2=65.7a； P3=48.5a；经与煤炭工业矿井设计规范相核对，确定65.7a为比较合理的服务年限，即本矿井的生产能力为2.4Mt/a。2.3.3 矿井设计服务年限 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=1.31.5，根据本矿井实际情况，取k=1.4。计算得a，其中第一水平服务年限27.3a，第二水平服务年限38.4a。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设计矿井附近没有正在生产的矿井，而在附近只有正在兴建的东荣三矿，东荣三矿采用双立井开拓；在距东荣四矿18km有正在生产的集贤煤矿，也采用双立井开拓。3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况通过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：地表因素：本井田位于三江平原的西南部，地势低平，地表标高+85m+87m。井田东部有双山子，标高+174m；西依索利岗山，标高为+227.9m；南邻完达山北麓；北面广阔平坦。煤层赋存情况：整个井田的煤层的赋存深度-150-800m,整个矿区共有五层可采煤层，即13#、16#、24#、26#、27#，全区发育。煤层走向长度为7.0km，倾向3.0km。本井田煤层系缓倾斜中厚煤层，平均倾角16。其他因素:构造较简单，只有F9，F32，F70，F84四条断层。顶底板为粉砂岩等硬质岩层，稳定性较好。3.2 矿井开拓方案的选择3.2.1 井硐形式和井口位置开拓方式按照井筒的倾角不同可分为平硐开拓、斜井开拓、立井开拓和综合开拓等四种方式。1.井筒形式：结合本设计井田的地形条件及煤层赋存特征可知：平硐开拓方式的条件不具备。因此，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，综合开拓对工业广场布置和井底车场要求很高，针对本井田的地质状况，综合开拓方式不可行。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方案：方案一：双立井开拓方式(详见图3-1)；方案二：双斜井开拓方式(详见图3-2)； 图3-1 双立井开拓方式示意图 图3-2 双斜井开拓方式示意图方案一与方案二技术上均可行，需要通过详细的经济比较。具体见下表3-1，表 3-2 ，表3-3，表3-4，表3-5。表3-1 生产经营工程量表项目方案一项目方案二运输提升/万tkm工程量运输提升/万tkm工程量采区上山运输一区段21.297940.522=4905.97一区段1.2103240.555=2749.3二区段21.297930.522=3679.47二区段1.2103230.555=2061.94三区段21.297920.522=2452.98三区段1.2103220.555=1374.62四区段21.297910.522=1226.49四区段1.2103210.555=687.31大巷石门运输一水平1.29830.12.43=28664.57一水平1.28361.242.78=27893.1二水平1.29830.13.48=410504.98二水平1.28434.252.47=24999.1立井提升一水平1.29830.10.345=4069.66一水平1.28361.240.3=3010.05二水平1.29830.10.65=7667.48二水平1.28434.250.48=4858.12采区上山维护（Km.a）1.22697915.210-4=21.43采区上山维护（Km.a）1.226113010.210-4=16.6排水/万m3一水平380243659010-4=29959.2一水平38024365120.210-4=40012.2二水平380243659010-4=29959.2二水平38024365150.210-4=49998.6 表3-2 基建费用表方案项目方案一方案二工程量/m单价/元.m-1费用/万元工程量/m单价/元.m-1费用/万元初期主井井筒507+209000474.31839.43000551.8副井井筒507+59000406.81839.43000551.8井底车场100027002708002700216主石门24001662400398.4运输大巷4600210096646002100966小计2117.12684工程量/m单价/元.m-1费用/万元工程量/m单价/元.m-1费用/万元后期主井井筒38090003421378.63000413.6副井井筒38090003421378.63000413.6井底车场100027002708002700216主石门710.92400170.65002400120运输大巷7000210014770002100147小计1271.61310.2共计 3388.73994.2表3-3 建井工程量表项目方案一方案二初期主井井筒/m507+201839.4副井井筒/m507+51839.4井底车场/m1000800主石门/m166运输大巷/m46004600项目方案一方案二后期主井井筒/m3801378.6副井井筒/m3801378.6井底车场/m1000800主石门/m710.9运输大巷/m70007000表3-4 生产经营费比较表项目方案方案工程量/万t km-1单价/元(t km) -1费用/万元工程量/万t km-1单 价 /元(t km) -1费用/万元运输提升一区段1235.21.531889.8957.141.761684.6二区段956.31.651577.8756.21.951474.6三区段820.91.711403.7553.62.541406.1四区段452.21.86841.1342.52.87982.9小计 5712.4 5548.2大巷及石门一水平39875.50.98239157.738574.20.95536838.4二水平25145.50.87121901.724868.40.89922356.7小计61059.459195.1立井一水平4825.52.9614283.43654.53.8514069.8二水平4846.82.5512359.33648.73.0010946.1小计26642.725015.9运提费合计52599.152990.1维护采区上山35.25（万ma-1）38元(am)-11339.530.8（万ma-138元(am)-11170.4排水费一水平12356.20.0861062.610454.480.078815.4二水平12356.20.1581952.210454.480.2632749.5小计3014.83564.9合计150367.9147484.6表3-5费用汇总表方案项目方案方案费用/万元百分率%费用/万元百分率/%初期建井费2117.11002684127基建工程量3388.71003994.2118生产经营费150367.9102147484.6100总费用155873.7101154162.8100从上述技术经济比较结果可知：虽然方案一的生产经营费略高于方案二，但是其基建投资费用则明显低于方案二。由于基建费的计算误差一般比生产经营费的计算误差小得多，所以可以认为方案一相对较优。故本设计矿井采用双立井开拓。2.井口位置：在本设计井田中，提出三种井筒位置方案：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。根据各方案的优缺点初步确定本设计矿井井筒位于井田中部稍靠上方。井口中心坐标为：主井：X=44456975，Y=5190781；副井：X=44456900，Y=5190806； 3.2.2 开采水平数目和标高 1.开采水平划分的原则：开采水平必须要足够的服务年限，没有足够的服务年限是不合理的。特别是第一水平，必须按煤炭工业矿井设计规范的有关规定实施，其详见表3-6矿井的阶段垂高和表3-7矿井和开采水平设计服务年限；表3-6 矿井的阶段高度（m） 煤层倾斜倾斜、缓倾斜煤层急倾斜煤层阶段高度（m）200350100250具有合理的区段数目；保正上、下山要有合理的斜长，水平划分直接影响到阶段斜长，合理的水平划分，应使开采水平范围的井巷工程量和维护费最少，矿井提升、排水、生产和管理费用最低；表3-7 矿井和开采水平服务年限井型矿井设计生产能力万t/a矿井设计服务年限a开采水平设计服务年限/a开采025的煤层矿井开采2545的煤层矿井开采4590的煤层矿井特 大60076303005006030大120、150、180、24050252.根据实际情况提出三种方案方案一：井田划分两个开采水平；一水平标高-350 m，水平垂高200 m，二水平标高为-600m。一水平实行上山开采，二水平上下山开采。方案二：井田划分两个开采水平，一水平标高-420 m，二水平标高-270m, 三水平标高-650 m。一水平实行上山开采，二水平上下山开采。方案三：井田划分三个开采水平，一水平标高-400 m，二水平标高-600m， 三水平标高-800 m。各水平均上山开采。表3-8 储量及服务年限如下：储量（万t）服务年限（a）方案一一水平6790.7720.2二水平15279.2345.5方案二一水平9167.5427.3二水平12902.4638.4方案三一水平8488.4625.2二水平6790.7720.2三水平6790.7720.33.对各方案的评价方案一：该方案的阶段垂高符合煤矿安全规程规定，但一水平服务年限达不到规范要求的服务年限，水平储量严重不足，该方案在技术上不可行，显然该方案不能用。方案二：该方案的阶段垂高基本符合煤矿安全规程规定，一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。方案三：该方案的阶段垂高符合煤矿安全规程规定，但较方案二的工程量较多，该方案在技术上可行，在经济上却不太合理，因而该方案不可用。综合上述方案评价，选取方案二为最优方案，即全矿分两个水平开拓，即划分两个开采水平，一、二水平标高分别为-420 m和-650 m，一水平垂高为270 m，采用上山开采，二水平垂高为230 m，采用上下山开采。3.2.3 开拓巷道的布置开拓巷道是指为全矿井、一个水平或若干采区服务的巷道，如井筒、井底车场、主要石门、运输大巷和回风大巷（或总回风道）、主要风井等。本设计主要考虑运输大巷的布置。1.开拓巷道布置方式的种类根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为单煤层布置（称分煤层运输大巷），分煤组布置（称分组集中运输大巷）和全煤组集中布置（称集中运输大巷）。2.根据实际情况提出的方案本设计矿井可采煤层共5层；即13#、16#，24#，26#和27#，各煤层间距分别为30 m，160 m，20 m，10 m，据以上条件提出以下两个方案：方案一：分组集中布置，在16#和27#煤层底板中分别布置大巷;方案二：集中大巷布置，在27#煤层底板中布置大巷。其示意图分别见图3-3和图3-4。 图3-3 分组集中大巷布置示意图 图3-4 集中大巷布置示意图3.各方案的评价方案一比方案二多掘一条运输大巷，大巷的长度约4200m.而方案二比方案一多掘了石门，总长度约为4136m。本设计矿井的石门和大巷在各方面基本上相同，故方案一和方案二的掘进费用相差不多。但布置集中大巷时煤的运输费用较高，且本矿井服务年限较长，故本设计矿井采用分组集中大巷。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矿井采用双立井开拓，即主井、副井，以及一风井。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。风井做为全矿的回风井。3.3.2 井筒位置及坐标主井井口标高为+87 m，副井井口标高为+85 m，二水平为井筒最终水平。主井井深757 m，副井井深742 m，两井筒中心线间距约为50 m，主井井筒直径6.5m，副井井筒直径8 m。3.3.3 水平数目及高度本井田采用两水平开拓,第一水平标高为-420 m,阶段垂高为270m,采用上山开采.第二水平标高为-650m，阶段垂高为230m，采用上、下山开采。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。本设计矿井对大巷布置提出两种方案：方案一：煤层大巷布置方案二：岩石大巷布置根据煤层大巷和岩石大巷的优缺点，结合本设计矿井的地质条件，由于本设计矿井煤层有自燃发火倾向，且煤质较软，故本设计矿井采用方案二，即大巷布置采用岩石大巷布置方式。本设计矿井大巷，石门断面的各项内容见图3-5运输大巷断面示意图，图3-6石门断面示意图，以及表3-9大巷断面特征表，3-10石门断面特征表。 图3-5 运输大巷断面示意图 表3-9 运输大巷断面特征表巷道形状支护方式断面积（m2）设计尺寸（m）净周长(m)喷厚(mm)净掘顶高底宽半圆形锚喷17.7919.54.214.8211.17270图3-6 石门断面示意图表3-10 石门断面特征表巷道形状支护方式断面积（m2）设计尺寸（m）净周长(m)喷厚(mm)净掘顶高底宽半圆形锚喷17.7919.54.214.8211.172703.3.5 井底车场形式的选择 井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和提升两个环节的枢纽，因此井底车场设计是否合理直接影响矿井的安全和生产。根据井底车场的设计依据，设计要求以及井底车场各类型的优缺点，结合本设计矿井的实际情况，初步拟定本设计矿井井底车场形式为立式环形车场。3.3.6 煤层群的联系本设计矿井井田范围内共有五层可采煤层，即13#、16#、24#、26#和27#煤层，由于16#和24#煤层间距较大,为160m。故采用分组集中开采，即13#和16#为上层组，24#、26#和27#为下层组。3.3.7 采区划分根据采区划分的原则，并结合本设计矿井的实际情况，本设计矿井第一水平划分为六个采区，分别为西一上采区、西一下采区、中一上采区、中一下采区、东一上采区和东一下采区，详见图3-7采区划分示意图。图3-7 采区划分示意图3.4 井筒布置及施工3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井硐维护本设计井田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。依据井筒特征及装备情况，对本设计矿井井硐支护形式提出两种可行方案：方案一：砌筑式（砂浆砌体）；方案二：整体灌注式；根据各方案的优缺点，本设计井筒支护形式为：混凝土整体灌注式，主井井壁厚度均为400mm，副井井壁厚度均为500mm。3.4.2 井筒布置及装备主井为提升煤用，其直径为6.5m，副井为通风、提升矸石、运料和人员所用，其直径为8.0m。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400mm,副井壁厚为500mm。详见图3-8主井断面图，3-9副井断面图。图3-8 主井断面图图3-9 副井断面图主井井筒：井筒直径6.5m，净断面面积33.2m2，掘进断面面积41.9m2，井筒深度505m。井筒内装备一对16t刚性罐道立井多绳箕斗JDG16/1504Y，采用2002008.0mm方形空心型钢罐道，端面布置采用树脂锚杆固定拖架。副井井筒：井筒直径8.0m，净断面面积50.3m2，掘进断面积63.6m2。井筒深度505m，井筒装备两对1.5t固定式矿车900mm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。井筒内设有钢-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，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保证采区正常接续和均衡生产，本矿井将延伸原主副井，从-420m水平延伸至-650m水平。井筒延伸方案主要有以下两种：方案一：直接延伸原有主副井；方案二：暗斜井延伸；通过上述两种方案的优缺点比较，并参照井筒延伸原则及本井田煤层赋存特征，初步决定采用立井延伸方案。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。根据井底车场形式选择的要求以及井底车场形式的选择依据，经分析比较后，本设计矿井选用环形立式井底车场。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：中小型矿井的主井空、重车线长度各为1.01.5列车长；调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和；材料车线长度，中小型矿井应能容纳510个材料车；副井空、重车线长度，中小型矿井按0.51.0列车长；2.存车线长度的计算主井空、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10 m。经过计算，得 主井m；副井m；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。m；根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长65m。3.调车方式5t底卸式列车采用通过式调车，1.5t固定式列车采用顶推调车，各列车运行详见图3-10井底车场线路图。图3-10 井底车场线路图3.5.3 井底车场通过能力验算1.运量和净载重计算：本设计生产能力为2.4Mt/a，日产煤7273t，矸石量占20%，日运量为727320%=1454.6t；掘进煤占5%，日运量为72735%=363.65t；井底车场线路布置采用5.0t底卸矿车运煤，10t架线式电机车牵引，每列车内由20辆矿车组成；辅助运输采用1.5t固定式矿车，5.0t底卸式列车日运煤量=727394%=6836.62t，每日5.0 t底卸式列车数=6836.62/（520）=68.4列；每日煤矸混合列车数（1454.6363.65）/（301.5）=30.31则列车数为68.4/30.312.26:1，取为3:1。每一调度循环内有4列5.0t底卸式矿车和2列1.5t固定式矿车组成，每一调度循环时间24.85min，列车进入井底车场平均间隔时间为24.85/4=6.21min,列车在井底车场平均运行时间为10.72 min。详见调度图表3-11。 表3-11 调度图表2.通过能力计算按公式计算：式中 井底车场年通过能力，t；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的乘积，min；每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤重，t；每一调度循环时间,min；1.15运输不均衡系数；计算得：Mt。通过能力富余系数为4.5/2.4=1.91.3，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、井底煤仓及井底煤仓装载硐室、及水窝泵房等。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、主排水泵房（中央水泵房）、水仓及清理水仓硐室、主变电所（中央变电所）及等候室等