淮北石台矿120万吨新井设计-煤矿设计说明书规范化系统的研制采矿工程专业毕业论文毕业设计

本科生毕业设 第133页 1 矿区概述及井田地质特征 1.1 矿区概述 1.1.1 交通位置 石台矿位于淮北市东北15公里，闸河煤田中部偏东，坐落在萧县境内。 图1-1 石台矿交通位置图 井田属淮北市杜集区石台镇、朔里镇和萧县永固镇管辖，南邻张庄矿，西接岱河矿和房庄矿，东以张庄向斜轴与永固井田相连。 区内铁路运输有矿用铁路经符夹线至符离集，可通往华东各工业城市，公路可直通徐州、宿县、阜阳等地，交通甚为方便。另外井田北有连霍高速公路，交通较方便。南邻张庄矿，西接岱河矿和朔里矿，东以张庄向斜轴与井田相连，北以16号勘探线为界，南北长7.5公里，东西宽5公里，面积约22平方公里。 1.1.2 矿区气候条件 本区属季风湿暖带，为半湿润半干燥的大陆性气候。年最大降雨量1518.6mm，年平均降雨量861mm，最大月降雨量792.8mm，最大日降雨量207mm。年平均气温14.4℃，日最低气温-23.4℃，日最高气温-41.5℃，年蒸发量1809.9mm。 夏季多东南风，冬季多西北风，平均风速3.4m/s，最大风速20 m/s。 降雪期和冰冻期为11月至翌年3月。冻土深度一般10cm左右，最大19cm。 井田内地表水系不发育。 1.1.5 矿区供电 本矿现有两趟LGJ－70.35KV电源线，一趟引自马庄区域变电所，供电距离14KM。经验算，正常情况下两趟线路同时供电，当cosφ＝0.85时，马庄区变――石台矿，14KM线路压降为2.28%，马庄变区――朔里矿――－石台矿，14＋4.5KM线路压煤为4.23%。当一趟线路故障，另一趟负担全矿负荷时；马庄区变――石台线路压降为4.56%，均在许可范围内。 1.2 井田地质特征 1.2.1 井田地形及煤系地层概述 （2）矿井涌水量 浅水平历年涌水量为145.8吨／时。深部正常涌水量为329.2吨／时，最大涌水量为378.6吨／时。 （3）井田水文地质类型 矿井充水的主要岩层为3和6煤层的顶板砂岩裂隙水，浅部较深部发育，且富水性强。矿井涌水量与地表水无水力联系，断层导水性弱。本矿井水文地质条件属于以裂隙岩层充水为主的简单类型。 查明矿井充水因素，认为开采3煤层主要受其顶板裂隙含水层的 威胁为主，但富水性微弱，影响不大，而与地表水、灰岩水无直接水力联系的规律。根据生产水平矿井涌水量较小，且上与地表水，下与灰岩水无水力联系，断裂导水性弱、顶板裂隙充水微弱等特征，将矿井划为水文地质条件简单类型。 本区煤系地层为石炭二迭系，全被厚50米左右的第四系冲积层所覆盖。 石台矿位于闸河盆地复式向斜中部，朔里背斜以东，本区以宽缓褶曲为主，次一级褶曲教发育，石层倾角8度至22度，平均17度，断裂构造以北此东向正断层为主。二水平断距大于20米的有五条。 区内岩浆岩分布较广，岩性种类较多。其中以辉绿岩为主，次为花岗斑岩和闪长岭岩，主要以岩床和透镜状由东向西，由北向南侵到3煤层中，上部侵入面积约14平方公里，占3煤层总面积的64%，对煤层厚度，煤质及矿井生产影响较大。 根据地质报告，南以8号断层，西以H下3断层。北至16线，东到张庄向斜轴。延伸水平标高从负250――负450米，勘探线控制到负500米。南北长7.5公里，东西宽5公里，面积22平方公里。井田构造以宽缓褶曲为主并伴有稀疏断裂的构造形态。褶曲以北北东向为主，其主体褶曲构造有张庄向斜和朔里背斜，次一级褶曲构造有宗台、丁庄背斜及童台、黄庄向斜等组成。区内断裂构造主要以与曲轴向平行的北北东向正断层为主。其次与褶曲轴向垂直的近东西向断层，上述断裂构造虽条数不多，因断距大，破碎带宽，延伸长，对开拓布局和开采有一定影响。 查明岩浆侵入范围及其对煤层的破坏和影响。岩浆以辉绿岩为主，次为花岗斑岩和闪长玢岩，主要以岩床和透镜状侵入到煤层中，对煤层、煤质及开采影响较大（北翼尤为突出）。地质报告初步阐明了岩浆岩侵入的分布规律，及其与褶曲、断裂构造的关系。 1.3 井田煤层特征 1.3.1 煤层埋藏条件及围岩性质 区内煤系地层总厚度136米，含煤14层，平均煤层总厚度11.35米，含煤系数1%。 井田内3煤层为主要可采煤层，5，6煤层2为局部可采的 薄煤层。 3－6煤层分布 3煤层，为主要煤层，仅局部因岩浆侵入不可采。 5 煤层，主要分布在井田西南、西北及东北北部三块可采区。 6煤层， 61煤层分布在井田南部1－5线间，62煤层分布在北部11－14线间。 煤质，本区煤质的变质作用以接触变质为主，由于岩浆的侵入作用，煤层的变质程度明显增强，煤种较多。二水平内3 煤层以焦煤为主，占62.3%，焦煤到贫煤次之，占26.5%，无烟煤占6.4%，天然焦占4.8%. 3 煤层属低硫、低磷、中灰中等可选煤层，2、5、6等煤层属低硫中灰煤层。 （3）瓦斯、煤尘及自燃 一水平属于低瓦斯矿井。一水平瓦斯相对涌出量为6.042m3/吨、日，瓦斯梯度为47.3.二水平瓦斯相对涌出量为10.25m3/吨、日，属于高级瓦斯矿井。 通过煤尘爆炸性测定及煤层爆炸指数计算，2、5、6等煤层均属于有爆炸危险的煤层。 通过煤层燃点测定，煤层具有自然发火倾向。 该井田主采煤层为3号煤层。共192个见煤钻孔，182个点达到可采厚度，应属于较稳定煤层类型。5、6煤层均局部可采，且可采边界不规则、应属不稳定煤层。 查明区内含煤地层的含煤性和各主要可采煤层的赋存特征。根据主可采煤层（3层）在井田内有194个钻孔穿过其层位，其中见煤点192个（仅有2个钻孔因过断层未见煤），认为该煤层的控制程度较好。本区主要可采煤层的煤层对比基本可靠。 查明本区因受区域变质及岩浆岩侵入接触变质影响，使从中变质的肥、焦煤带向高变质的贫煤、无烟煤甚至天然焦发展的煤质变化规律，并提出了岩浆岩对各煤层的影响大小、煤变质程度及其煤种的分布情况。 2 井田境界与储量 2.1 井田境界 2.1.1 井田境界划分的原则 在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有： （1）井田的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应； （2）保证井田有合理尺寸； （3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等； （4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。 2.1.2 井田境界 根据地质报告，南以8号断层，西以H下3断层。北至16线，东到张庄向斜轴。延伸水平标高从负250――负450米，勘探线控制到负500米。南北长7.5公里，东西宽5公里，面积22平方公里。 2.2 矿井工业储量 工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供利用的列入平衡表内的储量，即A＋B＋C级储量。 井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量由煤层面积、厚度及容重相乘所得，其计算公式一般为： Q=100SMγ/cosα (2-1) 式中： Q——为井田工业储量，万t； S——井田面积，km2； M——煤层平均厚度，5.5m； γ——煤的容重，t/m3，1.4t/m3 α——煤层平均倾角，17； 则：Zc=100225.51.4/cos17=16199.81万t。 2.2.1 井田勘探类型 精查地质报告查明了本井田的煤层赋存情况、构造形态、煤质及水文地质条件。井田勘探类型为中等。 2.2.2 矿井工业储量的计算及储量等级的圈定 2.3 矿井可采储量 2.3.1 计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失 （1）工业广场保护煤柱； （2）井田边界煤柱损失； （3）采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失； （4）建筑物、河流、铁路等压煤损失； （5）其它各种损失。 2.3.2 各种煤柱损失计算 （1）工业广场保护煤柱 本矿井设计年生产能力为1.2Mt/a，按《煤矿设计工业规范》，占地面积指标应在（0.7~0.8）公顷/10万吨之间小井取大值，故取0.8。占地面积为120.8＝9.8104m2。故设计工业广场的尺寸为300350m2的长方形，面积为：10.5104m2，尺寸为300350m2的长方形。 工业广场位置处的煤层的平均倾角为17，工业广场的中心处在井田走向中央，倾向中央偏于煤层中上部，其坐标为：该处表土层厚度为50m。主井、副井、地面建筑物均在工业广场内。工业广场按大型矿井Ⅱ级保护，留围护带宽度为15m。 本矿的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-1： 表2-1 矿井地质条件及冲积层和基岩层移动角 广场中心煤层深度 煤 层 倾 角α 煤层 厚度 冲积层厚度 冲积层移动角Φ 走向移动角 δ 下山移动角 γ 上山移动角 β m M m -330 17 5.5 50 35 73 55 75 由此根据上述已知条件，画出如图2-1所示的工业广场保安煤柱的尺寸，并由图得出保护煤柱的尺寸为： 工业广场保护煤柱示意图 S=梯形面积=1/2(上宽下宽) 高 =1/2(624.5＋773.01) 794.25 =554999.37m2 (则工业广场压煤为：Q1＝SMr/cosα (2-1) ＝554999.375.51.4/ cos17 ＝446.875万t （2）井田边界煤柱损失 边界煤柱根据实际情况留设40米，共(123+88+70)50405.5cos17o1.4=454.696.万t （3）断层煤柱 由于断层落差40-90米，落差较大，两侧各留煤柱50米，共(27+26+10) 501005.5cos17o1.4=253.538万t 2.3.3 井田的可采储量 井田的可采储量Z按下式计算： Z=(Q－P) C (2-5) 式中：Q——矿井工业储量， P——各种永久煤柱的储量之和， P=446.875+454.696+253.538=1155.109万t C——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；设计开采的3煤层属厚煤层，采区回采率取为0.75。 则计算可采储量为： Z=(Q－P) C=（16199.81－1155.109）0.75=11283.526万t 由此可得本矿井的可采储量为11283.526万t。 在备用储量中，估计约为50%为回采率过底和受未知地质破坏影响所损失的储量。井田实际采出储量用下式计算： Z实际=Z－Z（K－1）50%/K (2-6) 式中：Z实际 ——井田实际采出煤量，万t； Z——矿井的可采储量，10257.51万t； K——矿井储量备用系数，取1.3； 由2—3式，得 Z实际=11283.526－11283.526（1.3－1）50%/1.3 =9981.58万t 即本设计矿井实际采出煤量为9981.58万t。 煤层名称 水平号 工业储量 万吨 永久煤柱损失/万吨 总计损失 可采储量 工广煤柱 断层煤柱 边界煤柱 3号煤 一 5971.5 140.3/330 56.35 198.07 358.79 4182.64/4040.33 二 6649.0 306.6/117.2 197.23 141.68 586.8 4525.16/4667.19 三 3549.3 0 0 112.75 112.75 2494.81 合计 16169.8 446.9 253.58 452.5 1152.98 11202.61 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 3.1 矿井工作制度 按照《煤炭工业矿井设计规范》的规定，参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明》，确定本矿井设计生产能力按年工作日330d计算。“三八制”作业，每天三班出煤，净提升时间为16h。 3.2 矿井设计生产能力服务年限 3.2.1 矿井设计生产能力 本井田储量丰富，设计开采煤层赋存稳定，煤层厚度大部分比较稳定，属厚煤层(5m)，为缓倾斜煤层（倾角17）。矿井总的工业储量为16199.81万t，可采储量为11362.043万t。因地质构造相对简单，同时煤田范围较大，开采技术好的矿井应建设大型矿井，故本设计初步确定矿井的设计生产能力为1.2Mt。 3.2.2 井型校核 下面按矿井的实际煤层开采能力，各辅助生产环节的能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核： （1）煤层开采能力 矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，根据本设计第四章（矿井开拓）与第六章（采煤方法）的设计可知，该矿由于煤层倾角17度，工作面不宜太长，暂定长度160m，布置两个一次采全高综采工作面完全可以达到本设计的产量。 （2）辅助生产环节的能力校核 本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对12t底卸式提升箕斗，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤一律用强力胶带输送机运到采区煤仓，运输能力也很大，自动化程度较高。辅助运输采用双层罐笼，大巷辅助运输采用600mm轨距的1.5t固定车厢式矿车，同时本矿井井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石，材料和人员的调动要求。所以各辅助生产环节完全可以达到设计生产能力的要求。 （3）通风安全条件的校核 本矿井无煤尘爆炸性，浅部瓦斯含量低，属于低瓦斯矿井。水文地质条件中等，在副井中铺设两趟水管路可以满足排水要求。矿井采用对角式通风，有专门的风井，可以满足要求。井田中部有大断层，对于开拓有一定的影响，留设有保护煤柱。 （4）储量条件校核 矿井的设计生产能力应与矿井的工业储量相适应，以保证有足够的服务年限。 矿井服务年限的计算： T = (3-1) 式中：T——矿井设计服务年限，年； Z——矿井可采储量，11283.526万t； A——矿井设计生产能力，120万t /a； K——储量备用系数，取1.3； 由3—1式得：T=11283.526/(1201.3)= 72.33a； 因此，本矿井的开采年限符合规范的要求。 本设计中第一水平倾斜范围为-17m～-280m，第一水平服务年限的计算公式为： T ==28.03a 式中: T——第一水平服务年限，a 本矿井的服务年限以及第一水平的服务年限的设计服务年限符合规定。 4 井田开拓 井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。 4.1 井田开拓的基本问题 4.1.1 影响井田开拓的主要因素 4.1.2 井筒形式、数目的确定 （1）井硐形式的确定 斜井与立井开拓的优缺点比较 斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井筒装备、井底车场及垌室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。 与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。 根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑石台煤矿的实际情况： 地势平坦，地面标高平均+33m左右，煤层埋藏较深； 矿井年设计生产能力为1.2Mt/a，为大型矿井。 综上所述，本矿采用立井开拓。 （2）主、副井井筒位置的选择 ①井筒位置的确定原则 Ⅰ有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少； Ⅱ有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村； 井田两翼储量基本平衡； Ⅲ井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层； Ⅳ工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁； Ⅴ工业广场宜少占耕地，少压煤； Ⅵ水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。 ②井筒沿井田走向方向的有利位置 本井田北部煤层赋存相对稳定，南部倾角小，相对平缓，储量分布不均匀，井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。 ③井筒沿井田倾斜方向的有利位置 立井开拓时，本井田中部偏左有大断层，井筒布置在井田的中央靠上部位，位于断层稍右侧。 ④有利于矿井初期开采的井筒位置 矿井应尽快达产，使井筒布置在第一水平的位置最优。 ⑤尽量不压煤或少压煤合理布置井筒 确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。因为本井田内无主要铁路，并不需留设保护煤柱。为了减少工业广场所压煤柱，将断层煤柱和工业广场煤柱合并考虑，并且保证在井田走向的中央。倾向的中央靠上部位。 ⑥地质及水文地质条件对井筒布置的影响 要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量不穿过或少穿过流沙层、较大的含水层、较厚冲积层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。 本矿井矿井涌水量与地表水无水力联系，断层导水性弱。本矿井水文地质条件属于以裂隙岩层充水为主的简单类型。 ⑦井口位置应便于布置工业场地 井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。 （3）风井位置的选择 本井田煤层赋存条件比较好，属于缓倾斜煤层，第一水平采用采区式开采，少部分倾角小的地方可采用带区式开采。由于井田走向较长，7.5km，且南部井田不规则，考虑后期开采过程中可能因线路较长带来通风困难问题，前期采用中央分列式通风，后期在南部开新风井，煤层埋藏较浅，浅部风井深度不超过100m，费用不高，方案可行。 故在设计中采用中央分列式通风，中央风井服务第一、二水平的中北部。南翼风井服务第一、二水平的南翼，南翼下一水平的通风通过一段回风平巷与南风井相连。 风井井口位置的选择，应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。中央风井，南翼风井布置在井田边界之外，不留煤柱。 4.1.3 工业广场的位置、形状和面积的确定 工业场地的选择主要考虑以下因素： （1）尽量位于储量中心，使井下有合理的布局； （2）占地要少，尽量做到不搬迁村庄； （3）尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位； （4）尽量减少工业广场的压煤损失。 根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章第三节内容，工业广场面积10.5104m2，定为350m300m的矩形。 4.1.4 开采水平的确定 本矿井煤层露头标高为-17m，煤层埋藏最深处达-850m，垂直高度达833m，因此必须采用多水平开采，根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200～350m，根据本矿井的实际条件，结合阶段斜长考虑，决定煤层的阶段垂高选为250m左右。 4.1.5 井底车场和运输大巷的布置 （1）运输大巷的布置 由于运输大巷要为上下水平的开采服务以及本煤层厚度为5.5m，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，水平大巷布置在距煤层底板30m处的细砂岩中。煤层大巷的优点是巷道掘进速度快，矿井投产早，而且掘进出煤量也很可观；岩层大巷其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；在开采上下水平时，可以跨大巷开采，不留保护煤柱，减少煤柱损失，便于设置煤仓。 （2）井底车场的布置 由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或者煤层底板中。煤层顶板为中硬的砂泥岩，底板为坚硬的中细砂岩。后者相对于前者维护费用较低，但对于不同的开拓方案还需进行技术与经济比较，以选择最优方案。 4.1.6 矿井开拓延伸及深部开拓方案 本矿井开拓延伸可考虑以下二种方案：立井延伸；双暗斜井延伸。 双立井延伸：采用双立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延伸时，致使井筒需打在煤层较深处，增大井筒的保护煤柱量。同时，该方法使原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。 暗斜井延伸：采用两个暗斜井延伸时，原有井筒的位置，水平的划分，上山或下山开采都不受太大影响。暗斜井立井内铺设胶带输送机，系统较简单且生产能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。 4.1.7 开采顺序 本井田开采顺序为先采第一水平，再采第二、三水平； 采区开采顺序：采用采区前进式，即由井筒向井田边界推进； 采区内回采顺序：采用后退式，即由采区边界向采区上山推进。 4.1.8 方案比较 根据以上分析，提出以下四种方案，如图4-1所示 （1）三水平开采，立井井筒位于-280煤层处，顶板车场，主暗斜井、副立井延伸第二水平，水平标高-550，石门到达大巷，双暗斜井延伸到三水平，水平标高-850。（以下各方案各水平标高与方案一相同） （2）三水平开采，立井井筒位于-280煤层处，主暗斜井、副立井延伸第二水平；主暗斜井、副立井延伸到第三水平 （3）三水平开采，井筒位置改变，一水平仍位于-280水平煤层处，车场位于底板岩石中；二、三水平双暗斜井延伸。 （4）三水平开采，井筒位于-280水平煤层处，石门到达大巷；二水平暗副立井延伸，主暗斜井延伸，石门到达大巷；三水平双暗斜井延伸。 （1）技术比较 方案一和二主要区别在于三水平用斜井还是立井延伸，方案三和四在三水平延伸方案相同的情况下，改变井筒位置，比较二水平立井延伸和斜井延伸的区别。 四个方案的粗略经济比较如下表： 　 　 方案一 　 方案二 基建费/万元 主暗斜井井开凿 1729.510501e-4=118.5975 副立井开凿 30030001e-4=90 副暗斜井井开凿 1729.511501e-4=198.89 主暗斜井开凿 1729.510501e-4=118.5975 上下斜井车场 (300+500)9001e-4=72 石门开凿 9008001e-4=72 　 井底车场 10009001e-4=90 　 　 小计 452.79 小计 433.5975 生产费/万元 石门运输 12268.010.160.381=139.346 立井提升 0.22268.010.570.85+1.22268.010.3131.1=1152.82 暗斜井提升 1.22268.011729.5/10000.48+2268.01923.48/10000.48=3264071 暗斜井提升 12268.010.481729.5/1000+12268.01923.48/10000.48=2888.15 立井提升 1.22268.010.3131.1+0.22268.010.270.85=1041.15 排水 329.22436530.3(0.305)/10000=2665.05 排水 329.22436530.3(0.103+0.305)/10000=2223.75 石门运输 0.22268.030.3810.9+0.22268.010.60.381+12268.010.160.381=397.49 小计 6668.96 小计 7107.52 总计 费用/万元 7121.75 　 7541.1175 百分率 100.00% 　 106% 　 　 方案三 方案四 基建费/万元 主暗斜井井开凿 923.481050/10000=96.9654 暗副立井开凿 2703000/10000=81 副暗斜井井开凿 923.481150/10000=106.2 石门开凿 875800/10000=70 上下斜井车场 (300+500)900/10000=72 主暗斜井开凿 923.481050/10000=96.9654 　 井底车场 1000900/10000=90 　 斜井车场 (300+500)800/10000=64 小计 275.1656 小计 409.9654 生产费/万元 暗斜井提升 1.23753.33923.48/10000.48=1996.488 立井提升 1.23753.331.1313/1000+0.23753.33270/10000.85=1723.0 立井提升 1.23753.33270/10001.1=1550.7258 石门运输 0.23753.338000.875=250.25 排水（斜、立） 329.224365(0.063+0.225)30.3/10000=2516.512 暗斜井提升 13753.330.480.875=1567.39 　 　 排水（斜、立） 329.32430.3(0.305)/10000=2665.05 小计 6063.726 小计 6205.7 总计 费用/万元 6338.8916 　 6615.6654 百分率 100.00% 　 104% 余下的1、3方案均属技术上可行，水平服务年限也都符合要求。两者相比方案3的总投资要少一些，但是方案1的生产经营费用可能要低一些。因此，两方案还需要通过具体的经济比较，才能确定其优劣。 2）开拓方案经济比较 第1、第3方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于下列表中： 　 建井工程量 　 项目 方案一 方案三 前期 主井井筒 313+20 333 313+20 333 副井井筒 313+5 318 313+5 318 井底车场 1000 1000 主石门 160 运输大巷 1200 1050 后期 主井井筒 副井井筒 270 副斜井 1729.5 923.48 1729.5 主斜井 923.48 1729.5 923.48 1729.5 井底车场 1000 　 800 主石门 525 　 　 运输大巷 10750 　 10525 　 　 基建费用表 　　 项目 　 方案一 方案三 　 　 工程量 单价 费用/万元 工程量 单价 费用 初期 主井井筒 333 3000 99.9 333 3000 99.9 副井井筒 318 3000 95.4 318 3000 95.4 井底车场 1000 900 90 1000 900 90 主石门 160 800 12.8 运输大巷 1500 800 120 1500 800 120 　 小计 418.1 405.3 后期 主井井筒 270 3000 81 0 副井井筒 0 0 副斜井 1729.5 1150 198.8925 2652.98 1150 305.0927 主斜井 2652.98 1050 278.5629 2652.98 1050 278.5629 井底车场 1000 900 90 800 900 72 主石门 600 800 48 0 运输大巷 10750 800 860 10525 800 842 　 小计 　 　 1556.4554 1497.6556 共计 　 　 　 1974.5554 1902.9556 　 生产经营工程量 项目 方案一 方案三 　 工程量 工程量 运输提升 　 大巷及石门运输 　 一水平 1.23363.66/2((23+11.5+2.5+14)50+(17+7+18.5)50)/1000=9435.066 1.23363.66/2((23+11.5+2.5+9.5)50+(21+7+18.5)50)/1000=9384.6114 二水平 1.23639.11/2((33+8+11)50+(27+10)50+10.550)/1000=10862.74 1.23639.11/2((33+8+11)50+(27+10)50+10.550)/1000=10862.74 三水平 1.22268.01/23150/1000=2109.249 1.22268.01/23150/1000=2109.2490 立井提升 一水平 1.23363.660.313=1263.391 1.23363.660.313=1263.391 二水平 0.3639.110.583+1.23639.110.313=1791.17 1.23639.110.313=1366.8497 三水平 0.22268.010.583+1.22268.010.313=1116.315 1.22268.010.313=851.86 斜井提升 一水平 0 0 二水平 13639.110.923=3358.899 3753.331.20.923=4157.188 三水平 1.22268.011.7295+12268.010.923=6800.401 1.22268.011.7295+1.22268.010.923=7219.0758 维护采区上山 1.226(923.2+1729.5+263/SIN(17)12.83)/10000=20.447 1.226(923.2+1729.5+263/SIN(17)12.83)/10000=20.447 排水 一水平 329.22436528.03/10000=6063.269 329.22436527.07/10000=7806.42 二水平 329.22436530.3/10000=8773.69 329.22436531.28/10000=9020.50 三水平 329.22436518.9/10000=5450.367 329.22436518.9/10000=5450.366 　 　 生产经营费 　 项目 方案一 方案三 　 工程量 单价 费用/万元 工程量 单价 费用/万元 大巷及石门 　 　 　 　 　 　 一水平 9435.066 0.45 4245.7798 384.6114 0.45 4223.0751 二水平 10862.74 0.381 4138.7052 10862.743 0.381 4138.7052 三水平 2109.249 0.32 674.95978 2109.2493 0.32 674.95978 小计 9059.4448 9036.7401 立井提升 一水平 1263.391 1.1 1389.7298 1263.3907 1.1 1389.7298 二水平 1791.17 0.85 1522.4945 1366.8497 0.85 1161.8223 三水平 1116.315 0.8 893.05162 851.86456 0.8 681.49164 小计 3805.2758 3233.0437 斜井提升 一水平 0 0.48 0 0 0.48 0 二水平 358.899 0.36 1209.2035 4157.1883 0.36 1496.5878 三水平 800.401 0.3 2040.1204 7219.0758 0.3 2165.7227 小计 3249.3238 3662.3105 运提费用合计 16114.044 15932.094 维护采区上山 20.44725 35 715.65366 20.447247 35 715.65366 排水 一水平 8083.269 0.225 1818.7355 7806.4249 0.225 1756.4456 二水平 8737.89 0.27 2359.2302 9020.5014 0.27 2435.5354 三水平 5450.367 0.29 1580.6064 5450.3669 0.29 1580.6064 小计 　 5758.5722 5772.5874 合计 　 　 21872.617 　 　 21704.682 　 　 费用汇总表　 项目 方案一 方案三 　 费用/万元 百分率 费用/万元 百分率 初期建井费 418.1 103% 405.3 100% 基建工程费 1974.5554 104% 1902.9556 100% 生产经营费 21872.617 101% 21704.682 100% 总费用 24265.272 101% 24012.937 100% 在上述经济比较中需说明以下几点： ① 两方案中，各采区的划分与布置类似，故采区服务年限及各采区上山的总开掘长度一样，两方案上山开掘费及维护费未进行经济比较。 ② 在运输费用中，方案1、3的区别仅在于方案1的第二水平与方案3的第二水平的延伸方式的不同，故仅对方案1的第二水平与方案3的第二水平作了比较。 ③ 立井、大巷、石门及采区上下山的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算。 ④ 两方案由于井筒位置不同，其井筒保护煤柱也不同。方案3井筒位置偏于煤层上部，因此方案1的煤柱损失将比方案3的多，在综合比较中须考虑到这一点。 ⑤ 综合比较及结果：虽然方案1的总费用与方案3的总费用相差不大，但考虑到方案3的井筒位于煤层的上部，工业广场在一水平压煤多于方案1，但压煤总量少。此外，考虑到方案3斜井运输，胶带可直接通往主井井底煤仓，连续性好。且车场位于底板中，维护较好。三方案的初期投资少。故综合比较，3方案优于1方案。 矿井为三个水平，第一水平标高为-280m，第二水平标高为-550m，三水平标高为-850，三水平均为上山开采，第一水平上山部分为-280m以上， 1个阶段，阶段斜长约889.7m；第二水平上山部分为-550—-850m，1个阶段，阶段斜长约923.5m；三水平上山-550以上，1个阶段，阶段斜长约1729.5m。 4.2 矿井基本巷道 4.2.1 井筒 由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，在井田边界中央断层煤柱外设置一个风井，在井田北翼-50煤层处设北风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及南、北风井均采用圆形断面。 （1）主井 位于矿井工业场地，担负全矿井120万t/a的煤炭运输。井筒内装备一对JDS12/1104型12 t箕斗，圆形断面，净直径为4.50 m，净断面面积15.90 ㎡。混凝土井壁厚350 ㎜，表土段井壁厚 750 ㎜充填混凝土厚50㎜。此外，还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通讯信号电缆、人行台阶等设施。主井井筒断面和井筒特征表见图4—5。 （2）副井 副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5 m，净断面面积为28.27㎡，井筒内装备一对1.5吨矿车双层四车加宽罐笼一对，井壁采用混凝土砌碹支护方式，混凝土井壁厚400㎜，井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁，行钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道、电缆道。副井井筒断面和井筒特征表分别见 4—6。 （3）风井 风井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为5.5 m，净断面面积为23.7，采用混凝土支护方式，井壁厚度为400 mm，备有安全出口。风井井筒断面和井筒特征表分别见图4—7。 图4-5 主井井筒断面 图4-6 副井井筒断面 图4-7 风井断面 （4）风速验算 所选定的副井作为进风井，南、北风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。 由第九章《矿井通风与安全》的风速验算可知，所选的井筒符合风速要求。 图4-8 井底车场 4.2.2 井底车场 从矿车在井底车场内的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折反式。本矿井设计年产量为120万吨，在大巷运输采用3吨底卸式矿车运煤。根据底卸式矿车的运行特点及要求，选用折反式井底车场，为里保证矿井生产及安全的需要，一般井底车场设有各种硐室。井底车场线路布置及调车方式见 图4—8。 4.2.3 主要开拓巷道 主要开拓巷道如运输大巷，主石门（同运输大巷）均布置在底板砂岩中，为了能够使水自动流动应该保持一定的坡度，一般为0.3%—0.5%。由于其服务时间长，为了便于维护，并根据现场使用情况，其断面均采用半圆拱型，并采用锚喷支护。断面图见4-9。 各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及《规程》中的有关安全间隙的要求而确定的，并按通风要求验算风速，验算结果见第九章。 图4-9 大巷及石门断面图 总回风道位于首采区上端底班板砂岩中，其巷道断面与运输大巷相同。为了便于维修，大巷内也布置轨道，但不布置受电弓。巷道断面见图4-10。 图4-10 总回风巷断面 5 准备方式——采区巷道布置 5.1 煤层地质特征 5.1.1 采区位置及范围 矿井首采采区位于井田南部第一水平上山部分，南部是人为划定的边界，并被工业广场保护煤柱相隔。采区内无村庄、河流、湖泊以及铁路等。 5.1.2 采区煤层特征 本采区所采煤层为10煤层，其煤层特征见表5—1： 表5—1 3煤层特征表 煤层名称 煤厚 倾角 结构 稳定性 容重 硬度 牌号 3 5.5m 14 单一 稳定 1.40t/m3 中硬 焦煤 本采区内煤层倾角变化不大，瓦斯涌出量较低，主要涌出气体为CH4和CO2，其中CH4相对含量为6.042m3/t，CO2为4.27m3/t，属于低瓦斯矿井。煤没有自燃发火倾向。 5.1.3 地质构造 该采区构造简单，没有大的构造影响生产，煤层走向起伏不明显，倾角14度左右，无明显的变缓、变陡趋势。 5.1.4 顶底板特性及水文地质 （1）顶底板条件 伪顶：灰黑色泥岩或炭质泥岩，常与煤层分界不清，多缺失，极易冒落，平均厚0.05 m。 直接顶：以砂质泥岩、泥岩为主，深灰色，致密块状，硬度为f=3，易冒落，平均厚2.5 m。开采过程中顶板压力大，工作面支护困难。综上所述，其顶板分类定为Ⅱ类。容重18 KN/m3，松散系数1.32。 老顶：灰白色砂岩，细～中粒，块状，泥、钙质胶结，磨圆度中等，斜层理发育，裂隙较发育，常与第二层砂岩合并，不易冒落，厚度2.5～6.6m，平均4.5 m。容重20 KN/m3，松散系数1.22。 直接底：灰色泥岩或砂质泥岩，局部含砂量较高，含植物根化石和泥质结核，偶有底凸，易碎，抗压性差，遇水易膨胀，底部为4煤，局部夹0.5～1.0m的灰白色细砂岩，厚0.07～4.0 m。 老底：灰色砂质泥岩或互层，呈互层时，一般为3m左右，为砂质泥岩时，厚度大，有时可达10m以上，局部夹煤屑或极薄炭质泥岩，该岩石与下部泥岩分界不明显。 （2） 水文地质 在3煤顶板2-3 m和15 m的地方有两个含水层，均为砂岩，富水性为弱～中等，局部富含水，平均涌水量为8.4 m3/min，最大涌水量为13.35 m3/min，涌水量较大。 5.2 采区巷道布置及生产系统 5.2.1 采区走向长度的确定 采区内地质条件简单，煤层富存稳定，煤层厚度为5.5 m，属于中厚煤层。本矿采用机械化开采，机械化程度很高。采区划分受到大断层的影响，全矿划分为7个采区，首采区走向长度为1300 m，倾斜长度1086m。 5.2.2 确定区段斜长和区段数目 区段斜长=采煤工作面长度+区段煤柱宽度+区段上下两平巷宽度。可以用下失计算。 L=l+m+2B （5.1） 式中 L表示区段斜长 ；m l表示采煤工作面长度；m m表示区段煤柱宽度；m B代表区段平巷宽度；m。 单巷布置为B乘以2。 又有 D=nL （5.2） D为阶段斜长；由于工业广场的影响，能够布置综放面的采区斜长为950m。 n为区段数目；个 L为区段斜长；m 由上面两式可得，n(l+m+2B)=D 由于煤层和顶底板都较软，而且煤层较厚，区段煤柱留设9 m。区段巷道取3.3 m，n取5，得到工作面的长度l=175 m。区段斜长的为L=190 m。 安装液压支架时会存在安装误差，特地留下10 cm的距离作为安装裕量。 5.2.3 煤柱尺寸的确定 采区内的煤柱主要有采区边界煤柱、采取上山保护煤柱、区段煤柱以及水平大巷保护煤柱。 运输大巷布置在距煤层底板的32 m的砂岩中，在采区的边界留设30 m的煤柱以保护大巷。两上山也布置在同一曾位的砂岩中，上山之间留设20 m的保护煤柱。由于采区走向长度较短，采用的是单翼开采，仅在上山的一侧留设30m的保护煤柱。在矿井服务的后期，可以将两上山之间和上山煤柱一同采出。由于煤层顶底板均较软，决定采用单巷布置回采巷道，采下一区段时采用沿空掘巷的方法，留设9m 的煤柱，以利于维护巷道，通风和排水。 5.2.4 采区上山布置 由于石台矿区煤层、顶底板较软，为了减少上山的维护费用，将上山布置在距煤层底板32 m 的砂岩中。砂岩厚15 m，运输上山距煤层32 m，轨道上山距煤层30 m，两上山的水平距离为20 m。采区上山布置如图5-1，上山断面见图5-2。 图5-1 采区上山布置图 5.2.5 区段平巷的布置 该采区开采单一煤层，厚度为5.5m，采用单巷布置，巷道与相邻工作面的距离为9m，区段平巷均采用矩形断面，断面图见采区工作面层面布置图。 5.2.6 采区内工作面的接替顺序 为了能够在采空区上覆岩层稳定后再进行沿空掘巷，采区内工作面的接替顺序为隔一个区段跳采接替，区段接替由上到下依次接替。 5.2.7 采区通风、运输及其它系统 （1）运煤系统 工作面→ 运输平巷→ 溜煤眼→运输上山→ 采区煤仓→运输大巷→主井→地面。 （2）运料系统 副井→井底车场→ 运输大巷→ 采区下部车场→轨道上山→ 采区上部（中部）车场→区段回风平巷→ 工作面 （3）回风系统 新鲜风流：副井→ 井底车场→ 运输大巷→采区下部车场→ 轨道上山→采区中部车场→区段运输平巷→→工作面 污风风流：工作面→区段回风平巷→运输上山→回风小石门→风井→地面 （4）出矸系统 掘进工作面→回风运料平巷→采区中部车场→轨道上山→采区下部车场 →运输大巷→井底车场→副井→ 地面。 （5）供电及排水系统 供电系统：地面变电所→副井→井下中央变电所→ 采区变电所→移动变电站→工作面。 排水系统：工作面（掘进头）→区段运输平巷→采区中部车场→轨道上山 →采区下部车场→运输大巷→井底水仓→副井→地面。 如工作面内涌出的积水或区段平巷内的积水不能自流到中部车场时，应安设局部小水泵进行抽排。 5.2.8 采区内各种巷道的掘进方法 采区内巷道采用综合机械化掘进，选用AM—50型掘进机、SEP—160A型转载机、SGB—620/40（SDW—40T）型刮板运输机。掘进时转载机接刮板运输机和可伸缩胶带输送机。掘进前进时，延长刮板运输机，当延长到刮板运输机长度时，拆除刮板运输机中部槽，将其缩到20—25 m，并将可伸缩带式输送机延伸50—75 m，转载机与刮板运输机的搭接长度为