内蒙古大雁三矿0.6Mta新井设计

摘 要本设计新井为内蒙古大雁三矿0.6 Mt/a的新井设计，共有3层设计可采煤层，平均总厚度为3.6m，煤的工业片牌号为褐煤。服务年限为66a，划分二个水平开采。本设计矿井采用双立井的开拓方式，分组集中大巷及采区石门的大巷布置方式。共划分8个采区，其中首采区为2个，投产工作面2个。本设计采区为东一采区，石门装车式下部车场，采用分区式通风，高档普采采煤。年工作日为330天，采用“四、六”式工作制，工作面长为150m，每刀进度为0.6m，每日割六刀。提升设备为主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。关键词：可采储量 采煤工艺 走向长壁 AbstractThe task of this design is to construct a 60 million tons for dayan three Ming Administration.This mine has three minable Coal Seam, and its average thickness is 3.6 meters, types of coal seam is coking coal. It can adapt for 66years, and is divided into two level.This mine shaft is applied to double indined shaft development method; Layout of gathing gallergand mining district eross heading; This level is divided into 8 mining districts and 2 worked faces. This worked fece is middle 2 worked face, ords 330 days every year. Adapt “four-six” work situation, work face is 150 meters length of circle is 0.6 meters, and times is 6 one day.key words：Recoverable reserves The technology of coal miningTrend grows arm 60目 录摘要IAbstractII目 录I绪论4第1章 井田概况及矿井地质特征31.1 井田概况31.1.1 交通位置31.1.2 地形地势31.1.3 气象及地震情况31.1.4 水文地址情况31.1.5 井田开发史41.1.6 工农业原料供应情况41.1.7 水源及电源41.2 地质特征41.2.1 矿区范围内的地层情况41.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造51.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征71.2.4 岩石性质、厚度特征71.2.5 井田内的水文地质情况71.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性81.2.7 煤质、牌号及用途81.3 勘探程度及可靠性9第2章 井田境界、储量及服务年限102.1 井田境界102.1.1 井田周边状况102.1.2 井田境界确定的依据102.1.3 井田未来发展情况102.2 井田储量102.2.1 井田储量计算102.2.2 保安煤柱的设计方法112.2.3 储量计算方法112.2.4储量计算评价122.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限122.3.1 矿井工作制度122.3.2 设计生产能力和服务年限132.3.3 矿井服务年限的确定13第3章 井田开拓143.1 概述143.2 矿井开拓方案的选择143.2.1 井筒形式和井筒位置143.2.2 井筒的位置173.2.3 开采水平的数目及标高173.2.4 开拓巷道的布置183.3 选定开拓方案的系统描述193.3.1 井硐形式和数目193.3.2 井筒位置及坐标203.3.3 水平数目及高度203.3.4 石门、大巷数目及布置213.3.5 井底车场的形式及选择233.3.6 煤层群的联系243.3.7 采区划分243.4 井硐布置和施工253.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护253.4.2井硐布置及装备253.4.3 井筒延深意见273.5 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井底车场的布置，存车线路，行车路线布置长度283.5.3 井低车场通过能力计算303.5.4 井底车场主要硐室333.6 开采顺序333.6.1 沿煤层走向的开采顺序333.6.2 沿井田倾向的开采顺序343.6.3 采区接续计划34第4章 采区巷道布置及采区生产系统354.1 采区概述354.1.1 采区布置的要求354.1.2 设计采区的位置、边界，范围及采区煤柱354.1.3 采区的地质和煤层情况354.1.4 采区的生产能力、储量和服务年限354.2 采区巷道布置354.2.1 区段划分354.2.2 采区上山布置364.2.3 采区车场布置364.2.4 煤仓形式、容量及支护374.2.5 采区硐室简介384.2.6 回采工作面的接续384.3 采区准备384.3.1 采区巷道的准备顺序384.3.2 主要巷道的断面图39第5章 采煤方法415.1 采煤方法的选择415.2 回采工艺415.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备415.2.2 设备选型425.2.3 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式42第6章 井下运输与矿井提升456.1 矿井井下运输456.1.1 运输方式和运输系统的确定456.1.2 矿车的选型及数量456.1.3 采区运输设备的选择476.2 矿井提升系统476.2.1 提升方式476.2.2 设备的选择计算47第7章 矿井通风与安全517.1 矿井通风系统的确定517.1.1 概述517.2 风量计算与风量分配527.2.1 矿井风量计算的规定527.2.2 风量计算527.2.3 风量分配567.2.4 风量的调节方法与措施577.2.5 风速的验算587.3 矿井通风阻力计算597.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力597.3.2 矿井等积孔计算617.4 通风设备的选择617.4.1 主扇的选择计算627.4.2 电动机的选择637.5 矿井安全生产措施637.5.1 预防瓦斯及煤尘爆炸637.5.2 火灾与水患的预防637.5.3 其他事故的预防637.5.4 避灾路线及自救规定63第8章 矿井排水658.1 概述658.1.1 矿井水来源及涌水量658.1.2 对排水设备的要求658.2 矿井主要排水设备658.2.1 排水方式与排水系统简介658.2.2 主排水设备及管路的选择计算66第9章 技术经济指标69总结71致谢72参考文献73附录174附录279绪论在毕业实习过程中，我去了大雁矿区，对那的地址条件、水文情况、矿区范围和煤层的赋存情况进行了了解考察，并收集了大量的资料为本次大雁三矿的新井设计作准备。本设计是大雁三矿的新井建设，总共包括九个方面，即：井田概况、储量计算、井田开拓、采区巷道布置、采煤方法、井下运输与提升、矿井通风与安全、矿井排水、技术经济指标九个部分。希望运用大学四年所学的知识完成一次优秀的毕业设计，并从中学习现场的知识，把学校所学的运用到实践当中。希望通过毕业设计，从中学到更多现场采矿的知识，理论联系实际，通过设计为以后工作打下良好的基础。但由于缺乏经验，在设计中不免会出现很多问题，还望各位老师不吝指正。第1章 井田概况及矿井地质特征1.1 井田概况1.1.1 交通位置南邻巴彦嵯岗苏木，北至海拉尔河与陈巴尔虎旗相望。大雁矿区位于大兴安岭西麓海拉尔河中游，隶属于内蒙古自治区呼伦贝尔鄂温克族自治旗管辖，矿区东接牙克石市，西连海拉尔区。东经：11930561193718北纬：481311 481500 矿区交通便利，国防公路线在矿区北部通过，铁路在矿区中部穿过。大雁火车站东距牙克石市18公里左右，向西至海拉尔区60多公里。向东可达加格达奇、齐齐哈尔、哈尔滨、沈阳、北京等地。1.1.2 地形地势大雁矿区位于大兴安岭地区，地势平坦，海拨标高在700米左右，地表植被以草本植物为主。三矿井田内地形比较简单，其地势为东南高而西北低，海拨标高在650700米之间，一般在675米左右。1.1.3 气象及地震情况本区属亚寒带大陆性气候，冬季较长，春季干燥风大，夏季湿润，秋季气温骤降，雨量小，蒸发量大，年平均降水量为300毫米，年平均蒸发量为1100毫米，年平均气温为-2.5C,最低气温为-42C ，最高气温为+37C ，年平均风速为3.2m/s，最大风速为23m/s，风向多为西南，冻结厚度一般在3米左右，并有岛状永久冻土层。本地区地震动峰值加速度（g）为0.05，对照地震裂度为6度。1.1.4 水文地址情况海拉尔河为本地区的主要河流，流经矿区北侧，距离井田较远，对井田开发无影响。胜利河流经本区南部后注入海拉尔河。 1.1.5 井田开发史大雁煤田为新近开发，无开发历史。1.1.6 工农业原料供应情况大雁井田周边有农田和国有林地分布，可为矿区提供一部分农产品及生产原料。矿井建设及生产所需设备可由附近厂家提供。1.1.7 水源及电源大雁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由蒙古供电局供应。图1-1大雁三矿交通图1.2 地质特征1.2.1 矿区范围内的地层情况大雁矿区地层走向为EW，倾向为SN,倾角为14度左右。地层厚度为600700m。表土及风化带厚度约3070m，表土中无流沙岩。岩层多由细砂岩及泥岩构成。详见煤层综合柱状图1-2。1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造大雁井田范围内的主要地质构造为断层，其中断层共有4个，为正断层，铅直地层断距在1550m之间，是倾向断层。详见断层特征表1-1。表1-1 断层特征表序号断层号与煤层走向关系基本特征延展情况摆动情况可靠程度走向倾向倾角性质落差1F1斜交N78E20-50SE35-65正15-50全区20可靠 2F2斜交N75E20-50SE35-45正15-50全区20可靠3F3斜交N80E20-50SE35-60正15-50全区20可靠4F4斜交N80W20-50WE 30-50正40-120全区30可靠 图1-2 煤层柱状图1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征煤层赋存较深，倾角在14左右，详见煤层赋存特征表1-2。表1-2 煤层赋存特征表序号煤层名称层间距（m）围岩煤的牌号 硬度视密度煤层稳定性 煤厚（m）倾角顶板底板119#24313泥岩泥岩褐煤中硬1.4较稳定1.214231#泥岩细沙岩褐煤中硬1.4较稳定1.114332#细沙岩泥岩褐煤中硬1.4较稳定1.313.51.2.4 岩石性质、厚度特征煤层顶底板的厚度一般都大于8m,多为泥岩和细沙岩。1.2.5 井田内的水文地质情况本煤矿地形属漫岗，标高在630680米之间，岩层的富水性主要取决于构造裂隙的发育和补给条件，浅部各煤层除大气降水补给地表强风化带外，没有其他来源，由于岩性的不同，岩层的含水性极不均匀，但不存在着分带规律且有分层规律。表1-3 岩石的物理性质指标表岩石 类型颗粒密度(g/cm3)块体密度(g/cm3)空隙率n(%)吸水率（%）软化系数KR细砂岩2.60-2.752.20-2.711.6-28.00.2-9.00.65-0.97泥岩2.70-2.802.10-2.701.0-10.00.5-3.00.44-0.54表1-4 岩石力学强度指标表岩石 名称抗压强度c(MPa)抗拉强度t(MPa)摩擦角()内聚力C(MPa)细砂岩20-2004-2535-508-40泥岩10-1002-1015-303-20从涌水量可以看出，只有大气降水通过强风化带渗入井下，补给单一，采掘工程一般不受水害影响，防水工作较简单，水文地质条件简单。1.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性1、瓦斯:大雁三煤矿瓦斯较大。2、煤尘：根据煤尘爆炸性试验指标，该矿开采的煤层属于低危险的煤层。3、煤的自燃：该矿井有自燃发火的倾向煤层的自然发火期为6个月，矿井总体为级自然发火矿井。1.2.7 煤质、牌号及用途一般多为黑褐-黑色，具有沥青光泽，多属暗淡型煤。结构单一或呈条带状，常见条带状结构或木质结构，具层状或块状构造，断口平坦，外生裂隙发育。硬度在13之间（摩氏硬度），具较强韧性，煤的比重1.151.84之间，平均1.481.66；煤的容重在1.061.57之间，平均1.201.33。本区煤的发热量（Qnet.d ）平均为19.91MJ/kg，灰分（Ad）平均为18.17%，硫（St.d）平均为0.56%，灰熔点（ST）为1380，属中灰，特低硫，高熔点煤。适合于火力发电，大型锅炉及民用煤。1.3 勘探程度及可靠性本矿井的勘探分普查、精查、补堪和深部补堪四类。勘探十分可靠。第2章 井田境界、储量及服务年限2.1 井田境界2.1.1 井田周边状况矿区东接牙克石市，西连海拉尔区，南邻巴彦嵯岗苏木，北至海拉尔河与陈巴尔虎旗相望。三矿井田范围：东起F1断层及煤层基底；西至井田边界F3断层；南以煤层露头为界；北至F4断层。井田走向近似东西，倾斜方向近似南北。2.1.2 井田境界确定的依据1.要以大的断层和勘探边界为矿界；2.还要以保证井田的合理尺寸；3.划分的井田范围要为矿井发展留有空间；4.矿井要有适当的走向长度，以利于机械化程度的不断提高。2.1.3 井田未来发展情况本井田煤层较薄，且一水平是单层开采，投产时的产量可能不能及时达到设计生产能力，但随着开采深度的增加，煤层赋存条件好，采用新技术防治矿井采煤，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19#、31#、32#共三层煤。工业指标为倾角小于25煤层。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。矿井工业储量是指平衡表内A+B+C级储量的总和。矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。矿井可采储量是指矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率的储量。2.2.2 保安煤柱的设计方法为了安全生产，本设计矿井依据煤矿安全规程，留设保安煤柱如下：1.边界断层留设30m50m保安煤柱；2.井田内部断层留设30m保安煤柱；3.河流两侧各留设15m宽围护带；4.地面建筑物留设20m宽围护带；按上述规定计算得：工业广场煤拄损失：2.674Mt断层，边界保安煤拄损失：4.297Mt总损失量：7.794Mt损失率：10.55%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 Q 块段储量S 块段平面积 煤层平均倾角M 块段平均厚度 煤的容重 表2-1 容重采用表序号煤层号容重/（g/cm3）1191.42311.43321.42.2.4储量计算评价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，水文地质条件好，储量计算可靠。煤层储量见表2-2、2-3。表2-2 大雁三矿可采煤层储量计算总表煤层号面积/m2工业储量/Mt永久煤柱设计储量占总储量百分比1910.6910618.511.4917.0229.10%3111.3310619.622.1517.4729.87%3211.7810620.362.2218.1431.01%总计33.8010658.495.8652.6389.98%表2-3 分煤层分水平储量计算表水平别煤层别工业储量A+B+C(Mt)损失开采损失可采储量（Mt）工业场地井田境界断层其他损失合计199.8750.4710.3440.1330.2651.2131.2326.929319.6541.0710.3260.1410.2821.8201.1946.039329.6681.1310.3180.1460.2921.8871.2966.084合计28.1972.67470.9880.420.8394.9213.72118.553198.63600.3950.1530.3050.8531.3206.063319.96500.4190.1940.3740.9871.4227.0563210.6900.4270.2010.4051.0331.4317.228合计30.2901.2410.5481.0842.8734.17321.247总计58.492.6742.2290.9681.9237.7947.89439.8012.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限2.3.1 矿井工作制度依据各规程有关规定，结合大雁矿的实际情况，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“四六”作业制，三班生产，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，国内外市场需求，技术装备，本着投资少，出煤快，经济效益好的原则合理确定。2.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。根据该井田的实际情况，拟定了三种矿井年生产能力方案，即：方案A：0.6 Mt/a方案B：0.9 Mt/a方案C：1.2 Mt/a上述三种方案，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：TZ/（AK）式中 Z 矿井设计可采储量，MtA 生产能力， MtaK 矿井储量备用系数，K.31.5根据本设计矿井实际情况，K值取1.4。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A： 0.6 Mt/aTZ/（AK）66a方案B： 0.9Mt/aTZ/（AK）= 44a方案C： 1.2Mt/aTZ/（AK）= 33a参照煤矿工业矿井设计规范规定，方案A较合理，即：矿井生产能力：A0.6Mt/a，矿井服务年限T66a。第3章 井田开拓3.1 概述根据精查报告外界对本矿井影响很小。大雁矿建设应严格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确定井田开拓方式的原则：1为多出煤、早出煤、投资少、成本低、效率高创造条件；2简化生产系统，合理集中开拓布置；3减少煤炭不必要损失；4要建立完善的通风系统，减少巷道维护量；5加快建井工期安全生产。3.2 矿井开拓方案的选择3.2.1 井筒形式和井筒位置1.井筒形式的确定根据大雁煤矿的煤层的赋存情况，平硐开拓方式不合理，应直接否定。现依据大雁煤矿的地形，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：1. 井筒掘进技术简单，掘进速度快，投资少；2. 各环节设备少，不用大型提升设备；3. 胶带输送机提升增产潜力大，井下石门长度少。 缺点：4. 地址条件相同时，斜井要比立井长；5. 斜井井筒维护费用高，钢丝绳磨损严重，提升费用高，要多占用设备和人力；6. 电缆所需的管线长度较大；7. 通风阻力大； 8. 有冲积层或流砂层时,斜井井筒掘进技术复杂。适用条件：煤层赋存较浅，含水砂层厚度小于2040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350m水平标高，大雁矿井田赋存深度为650m+50m在技术上是可行的，但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：1立井的井筒比斜井短的多，提升速度比斜井快，能力也大，对辅助提升特别有利；2圆形井筒，维护费用低，有效断面大，通风条件好。3管线短，人员升降速度快。缺点：与斜井优点相对应。适用条件：立井开拓的适应性很强，一般不受自然条件限制技术上也比较可靠技术评价：根据井田的地表情况，地质构造，煤层赋存等因素，采用双立井开拓方案可行。大雁矿井田的地表较厚，地质构造，煤层走向长，适合采用双立井开拓，故此方案在技术上可行。（3）主井立副斜井开拓它兼有斜井和立井的优点，但如果井口相近，则井底相距较远，井底车场布置，井下的联系就不太方便。占地面积大，如用综合开拓不利于地面工业广场的布置，也不利于井底车场的布置，井下的联系和生产调度较为繁琐，故该方案在技术不合理。根据上述井硐开拓方案的技术比较，确定双立井开拓与双斜井开拓方案在技术上可行根据规定，对技术可行的方案还应进行经济比较，见表3-1、3-2。表3-1 开拓方案技术经济分析比较表方案优点缺点方案一1.第二水平石门工程量小。2.工业场地压煤量较小。1.井筒延伸需要建上下部两个车场，工程量较大，不利于生产。2.运输费用高，井下需要人员多。方案二1.立井安装速度快，检修容易，能耗低。2.井筒延伸方便。3.初期投资省。4.井上运输距离短，营运费用低。1. 工业场地压煤量较大。2第二水平的石门较长。表3-2 比较方案费用表方 案双 立 井 开 拓双 斜 井 开 拓内容工程 量单价（元）费 用（元）工程量单 价（元）费 用（元）基岩段主井掘进390m3195814572851559m8503132621.9基岩段副井掘进350m3991017001661457m92151342625.5基岩段主井辅助费390m42781195081.41559m147742304300.8基岩段副井辅助费350m452141926116.41457m147742152571.8表土层副井辅助费50m2343593740137m11822161961.4主井提升费用640m0.85869.42900m0.39835.84副井提升费用158m2.71430486275m0.681187343箕斗2个243750487500罐笼2个218750437500钢丝绳输送机1600m4955792800串车120m525063000主井提升机1个1017501017501个7200072000副井提升机1个8762508762501个723750723750总 计1354986.81828157.5依据上述各种方案比较，得知立井开拓最经济。3.2.2 井筒的位置对矿井井筒位置有以下的要求：井筒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，建井期短使井筒开掘和使用安全可靠，且煤柱损失小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央，坐标为：主井：X：542250 Y：5456150副井：X：542200 Y：54562503.2.3 开采水平的数目及标高根据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：单水平上下山开采 水平标高 350m 阶段垂高 300m 储 量 0.398Mt 服务年限 66年方案二：二水平上山开采 水平标高 650m,350m 阶段垂高 300m,300m 一水平储量 0.18Mt 二水平储量 0.218Mt 一水平服务年限 30 二水平服务年限 36参照上述二种方案的各项数据，各方案评价如下：方案一：由于下山开采通风困难，技术上不可行，固该方案不可用。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，本方案技术上可行3.2.4 开拓巷道的布置考虑到19#与31#、32#两层煤的间距较大，宜采用集中大巷布置。为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，运输大巷布置在砂岩中，上水平的运输巷用做下水平的回风巷。1.开拓巷道布置方式的选择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）见表3-3。本设计井田的可采煤层为19#，31#，32#煤层，31#，32#煤层较近，可以集中开采，19#单独开采。所以根据本井田的实际情况，走向长度特别大，分组大巷的长度要远大于石门长度，所以本井田采用集中大巷比较合理，各煤层通过石门与大巷相连。表3-3 开拓方案比较表特点分组集中大巷布置集中大巷布置优点1. 总的巷道工程量较少2. 采区巷道分组联合布置1. 大巷工程量少2. 采区巷道集中联合布置，开采程序比较灵活，开采强度大3. 大巷维护容易缺点1石门长度较长2掘进工程量大1. 有反向运输适应条件1. 可采煤层数目多，间距大小不同2. 采区巷道为分组联合布置，煤层分组间距大3. 井底车场在煤层群上部或中间时，初期工程少，工期大1. 煤层间距小2. 井田走向长度大，服务年限长3. 下部煤层底版有坚硬有岩层，采区尺寸大，石门长度短3.3 选定开拓方案的系统描述3.3.1 井硐形式和数目通过第二节中井筒形式确定方案的技术分析和经济比较，该矿井采用双立井开拓，即一主一副两个井筒详见井筒开拓方案示意图3-1。图3-1 双立井开拓方式示意图图3-2 斜井开拓方式示意图3.3.2 井筒位置及坐标选择井筒位置的条件：工业场地占地面积，煤的运输方向，生产建设与住宅位置，按运输量确定井筒位置，勘探程度和初期工程量。根据本井田的实际情况，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：X：542250 Y：5456150副井：X：542200 Y：54562503.3.3 水平数目及高度水平范围应尽量加大，资源储量和服务年限，尽量达到高产高效；集中化生产，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，地质构造等因素来确定。该设计矿井在350m水平标高处划分一个水平，阶段垂高300m，阶段斜长为1100m，在350m水平标高上布置水平开拓巷道，第二水平标高为50m，阶段斜长为1200m，在50m水平标高上布置水平开拓巷道。两个水平均采用上山开采 3.3.4 石门、大巷数目及布置本设计矿井采用的开拓巷道布置方式为集中运输大巷及采区石门布置见图3-3、3-4。图3-3 集中大巷布置图3-4 分组大巷布置本设计矿井中，大巷和石门服务年限较长，运输能力要求不大，所以大巷和石门的断面和支护设计在本设计中基本相同，其内部设施也基本相同，见图3-5。 图3-5 大巷与石门断面表3-5 大巷与石门断面巷道形状支护方式断面积设计尺寸净周长(m)喷厚(mm)净掘 顶高底宽半圆形锚喷12.9914.601950410012.631503.3.5 井底车场的形式及选择按照矿车在井底车场内运行特点，井底车场可分为：环行式和折返式两大类型。井底车场型式选择的因素如下：1.保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性；2.调车简单，管理方便，弯道及交叉点少；3.井巷工程量小，建设投资省，便于维护，生产成本低；4.施工方便，缩短建设时间；5.当大巷或石门与井筒距离较大时，能够布置下存车线和调车线，可选择卧式井底车场见表3-6。表3-6 折返式式井底车场的基本类型类型结构特点适用条件折返式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6090万吨/年的矿井根据本设计矿井井筒形式及大巷，石门的布置，该设矿井采用卧式环行井底车场，大巷运煤主要是3吨底卸式矿车，辅助运输是1.5吨固定式矿车，轨距是600mm。3.3.6 煤层群的联系本矿井共有三层煤，即：19#、31#、32#煤层，参见可采煤层特征表及巷道开拓方案示意图31#、32#煤层间距较小，因此可以采用联合开采，而19#煤层距离31#煤层较大，故单层开采。开采时采用下行式，19#煤层厚度1.2m，可满足达产要求。3.3.7 采区划分将井田划分成若干采区时，应考虑如下所述原则：（1）采区宜双面布置，当受一些地质条件限制时，也可单面布置；（2）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；（3）要考虑采区接续关系，便其适应各翼储量及产量分配；（4）采区划分既要有意识地缩短大巷；（5）条件好的煤层，走向长度可适当加大；（6）开采多煤层的井田，应尽量联合布置采区，搞集中生产；（7）对于自然发火倾向强烈的煤层或围岩压力大，难于难护的矿井，采区尺寸要适当缩小。结合上述采区划分原则，以井田内的断层为边界，从而划分的具体情况如图3-6图3-6 采区划分示意图3.4 井硐布置和施工 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护大雁是在晚侏罗纪开始发展形成的内陆含煤地，基底为元古界麻山群，含煤地层是中生界侏罗统大雁群，上覆白垩系华山统陆相沉积，新生界第三系陆相含煤沉积和玄武岩沉积，第四系河湖相及山间河床，河谷相沉积层，地层层序见（第一章 煤层综合柱状图）根据主副井围岩性质，并按规定，来确定主副井筒支护方式：主井与副井井筒采用相同的支护：表土段：混凝土砌碹煤层段：料石砌碹基岩段：锚喷支护3.4.2井硐布置及装备应综合考虑井硐围岩性质，运输方式，通风安全等因素后再合理的布置井硐，具体遵循原则如下：1.对运输、通风、管线等布置的要求，满足施工需要；2.有利于井筒检修、维护、清扫和人员通行安全；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，本矿井建成投产时共开凿2个井筒，即主立井和副立井。如图3-7、3-8：图3-7 主井井筒断面图3-8 副井井筒断面3.4.3 井筒延深意见开拓延伸的方案的原则：1.扩大或保持矿井生产能力；2.利用现有井巷，设施及设备，减少不必要的投资；3.积极采用新技术，新工艺和设备；4.尽可能缩短新、旧水平的同时生产时期。根据本设计方案，该设计矿井主副井筒从地面布置到一水平后需要延伸，经进一步进行地质勘探后，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选择主要依据如下：1.该矿井设计生产能力为0.6Mt/a，年工作日330d，实行四六工作制，每日净提升16小时；2.矿井采用双立井开拓方式，两个开采水平，集中大巷布置，两翼来煤量基本相等；3.主要运输大巷采用10t蓄电池电机车牵引3.0t底卸式矿车，辅助运输采用1.5t固定式矿车；掘进煤列车由10辆矿车组成，煤矸混合列车由20辆矿车组成，其中煤车10辆，矸石车10辆；井底车场设有卸载坑，1.5t翻车机处理掘进煤；4.本设计矿井瓦斯较高、低等涌水量矿井；综合以上所述，结合设计要求，经分析比较后，本设计矿井选用3.0t底卸式矿车卧式环行井底车场。3.5.2井底车场的布置，存车线路，行车路线布置长度1.井底车场线路布置的要求(1)井底车场线路布置应合理集中，工程量小；(2)为保证运行安全，机械推车需要布置在直线段上；(3)尽量减少道岔和交岔点；(4)线路布置要有利于通风；(5)底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题。2.存车线长度的确定各类存车线可以选用下列长度：(1)中小型矿井的主井空、重车线长度各为1.01.5列车长；(2)副井空、重车线长度， 中小型矿井按0.51.0列车长；(3)材料车线长度，中小型矿井应能容纳510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；3.存车线长度的计算(1)主井空、重车线，副井进、出车线：L=mnLk+NLj+Lf式中 L 主井空、重车线，副井进、出车线有效长度，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 每台机车的长度Lf 附加长度，取10 m。a、主井：m=1列，n7辆，Lj4.5m，N=1台，Lk3.45+0.2m，Lf10m则：L17（3.45+0.2）+14.5+1040.6，取L41mb、副井；m=1列，n10辆，Lk2.6m，N=1台，Lj4.5m，Lf15m则：L1102.6+14.5+1039.5，取L40m(2)材料车线有效长度L=ncLc+nsLs式中 L 材料车线有效长度，m；Nc 材料车数，辆；Lc 每辆材料车带缓冲器的长度，m；Ns 设备车数，辆；Ls 每辆设备车带缓冲器的长度，m；L=ncLc+nsLs=102.6+4.5=29.5m；根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长60m。4.线路道岔的计算表3-6 道岔线路计算序号道岔型号名称辙叉角主要尺寸（mm）质量KgabLTL01ZDK930/7/40单开80748515680351320026252ZDX930/4/1522渡线14021039424858166842000900035533ZDC930/4/20对称1402102300485871221366(1)单开道岔非平行线路联接ZDK930-7-40 ：=150748 ；=74 0748；a=15326mm ；b=11210mm ； R=15000mm可得，m、n、H、T、K.=-=59 T=8364mm m=5156+16399sin/sin=13957mmM=23359； H=M-Rcos=5682mm ；n=H/sin=8035mm ；Kp=R/180=3.144525000/180=19625mm(2)单开道岔平行线路联接(3)ZDK930-7-40：=80748 ；a=5156mm ；b=8035mm ； R=25000mm；T=1748mm ；m=14370mm；n=m-T=12622mm(4)渡线道岔线路联接(5)ZDK930-4-1522：=140210 ；a=3942mm ；b=4858mm ；L=16684mm ；T=2000 mm ；L0=9000mm求：C、SC=S/sin-S0/tan0.5=3145mmS=Ltan=4159mm5.调车方式3.0t底卸式列车厢采用通过式调车，1.5t固定式列车采用顶推调车。3.5.3 井低车场通过能力计算 1.按运量和净载重计算：本设计生产能力为0.6Mt/a，日产煤1818t，矸石量占20%，日运量为181820%=364t；掘进煤占5%，日运量为18185%=91t；井底车场线路布置采用3.0t底卸矿车运煤，10t蓄电池电机车牵引，每列车内由7辆矿车组成；辅助运输采用1.5t固定式矿车， 每日3.0 t底卸式列车数=1709/（37）=81列；每日煤矸混合列车数366/101.524，则列车数为81：244：1。每一调度循环内有4列3.0t底卸式矿车和1列1.5t固定式矿车组成，每一调度循环时间50.68 min；列车进入井底车场的平均间隔时间=50.68/5=10.72 min；列车在井底车场平均运行时间10.72min。2.井底车场通过能力计算：N25.2(738+1021.5)/（1.1550.68）=85.6Mt/a；车场通过能力富裕系数：K85.6/60=1.431.3井底车场通过能力满足要求，见图3-9 图3-9 井底车场 3.5.4 井底车场主要硐室1.主、副井系统硐室主井设有3.0 t底卸式矿车卸载站硐室、翻车机硐室、井底煤仓及井底煤仓装载硐室、清理井底散煤硐室及水窝泵房等。主井井底散煤采用矿车处理，用绞车提升至车场水平。副井系统硐室有副井井筒与井底车场连接处、中央水泵房、水仓及清理水仓硐室、主变电所及等候室等。2.其它硐室有调度室、医疗室、架线电机车库及修理间、蓄电池电机车库及充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站等。3.6 开采顺序3.6.1 沿煤层走向的开采顺序采用井田两个采区同时开采，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；有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理，依据本设计矿井的采区划分的具体情况。详见采区接续图表3-8。表3-8 采区接续图表3.6.2 沿井田倾向的开采顺序本矿属于缓倾斜煤层，故沿煤层倾斜方向上采用下行式开采顺序。在垂直方向上的开采顺序是，先采完第一水平，再采第二水平。3.6.3 采区接续计划根据井田的地质条件将该一水平划分为四个采区，详见采区分布示意图并应注意：采区的生产正常接续，从而保证矿井持续稳产、高产；最大限度采出煤炭资源；合理集中生产，减少巷道维护费；有利于巷道维护。第4章 采区巷道布置及采区生产系统 4.1 采区概述4.1.1 采区布置的要求确定采区生产能力，集中生产，通风和运输要布置合理等。4.1.2 设计采区的位置、边界，范围及采区煤柱采区煤柱包括巷道的保护煤柱、采区边界的煤柱、隔水煤柱等，本采区的煤柱留设如下：大巷两侧煤柱留25米，上下山保护煤柱其间宽20米，两侧保留煤柱30米，采区边界煤柱宽30米。4.1.3 采区的地质和煤层情况该采区地质条件比较简单，地层厚度为50米左右，岩性以中细岩及黑色泥岩为主。 19#、31#、32#结构单一，厚度稳定，煤质较好，开采容易。4.1.4 采区的生产能力、储量和服务年限根据技术条件和采区煤层赋存情况，确定首采工作面为2个普采工作面，每个采区生产能力为0.3Mt。东一采区储量3.3Mt,服务年限为11a;西一采区储量2.43Mt,服务年限为9.1a;4.2 采区巷道布置4.2.1 区段划分划分区段以工作面长度为标志。工作面长度的确定该采区设计产量为0.3Mt/a，二个工作面，即工作面日产量为1818t/d。确定工作面长度的公式如下：QLrhnLC式中 Q 工作面日产量，tL 工作面斜长，m r 煤的容重，t/m3 h 采高，m n 昼夜循环数 C 采区回采率（本采区取0.97）即：Q 式中 25 每使用1Kg 炸药的供风量，m3/min；Awi 第i个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，Kg；(3)按局部通风机吸风量计算 Qhi=QhfiKhfi=2501.3=325m3/min式中 Qhfi 第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。各种通风机的额定风量可以按表7-4选取。Khfi 为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.21.3。进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。表7-4 各种局部通风机的额定风量 风机型号 额定风量/ m3min-1 JBT-51(5.5KW) 150JBT-52(11KW) 200JBT-61(14KW) 250JBT-62(28KW) 300(4)按工作面人员数量计算Qhi=4nhi=440=160m3/min式中 n wf 第i个掘进工作面同时工作的最多人数，个。所以 Qb=400+500+325+1601385m3/min3.独立硐室实际需风量计算井下爆破材料库取75m3/min。装设瓦斯检测报警自动断电仪，加强瓦斯监控保证安全生产，充电硐室取35m3/min，机电硐室取75m3/min；则c7535+75185m3/min4.其它巷道实际需风量计算Qd0.05(Q a+Q b+Q c)0.05(1724.8+1385+185)=164.74m3/min5矿井总时风量为： Q（Q aQ bQ cQ d）K (1724.8+1385+185+164.74) 1.24151.45m3/min式中 Q 矿井总进风量； Qa 采煤工作面实际需风量和；m3/minQb 掘进工作面实需风量和；m3/minQc 硐室实际需要风量和；m3/minQd 矿井除了采煤，掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要风量和；m3/minK 矿井通风系数，一般取1.151.25。7.2.3 风量分配1.分配方法和原则方法：(1)分配到各用风点的风量应不低于规定素需风量(2)风量分配后，应该保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度、风速等满足煤矿安全规程的各项要求。原则：(1)当矿井总风量确定后，首先按照采区布置图给各采区回采面、掘进面，硐室分配用风量。(2) 从总风量中减去各回采面、掘进面、硐室用风量，余下风量按采区产量。采掘面数目，硐室数目分配到各采区。2.风量分配根据以上风量计算和分配原则，做以下风量分配(1)采煤工作面分配风量为1724.8m3/min(2)掘进工作面分配风量为1385m3/min(3)硐室分配风量为185m3/min，(4)巷需风量为164.74m3/min矿井总风量4151.45 m3/minQ/S大巷4151.45（1560）4.6m/s8m/s 符合要求。根据煤矿安全规程中的规定大巷中的风速不能超过8m/s，符合要求。各用风点的风速详见通风阻力计算表7-5，通过验算，各用风点的风速均符合表7-6、7-7的要求。表7-5 矿井通风难易程度分级：矿井通风难易程度