石台矿240万吨新井设计

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1.1.3 矿区供电本矿现有两趟LGJ70.35KV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cos0.85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，144.5KM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（1）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。（2）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16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。 （3）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。36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15线间，62煤层分布在北部1114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。（4）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ABC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=100SM/cos (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，10m；煤的容重，t/m3，1.4t/m3煤层平均倾角，17；则：Zc=10022101.4/cos17=32207.5万t。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2.4Mt/a，按煤矿设计工业规范，占地面积指标应在（0.70.8）公顷/10万吨之间大井取小值，故取0.8。占地面积为240.819.2104m2。故设计工业广场的尺寸为400500m2的长方形，面积为：20104m2，尺寸为400500m2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 角煤层厚度冲积层厚度冲积层移动角走向移动角下山移动角上山移动角mMm-19017105035735575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(625825) 920=667000 m2(则工业广场压煤为：Q1SMr/cos (2-1)667000101.4/ cos17976.47万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(65+75.5+88+27+36+30)5040101.4/ cos17o=941.34万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(23+9+23+11) 50502101.4/ cos17o =483.11万t2.3.3 井田的可采储量井田的可采储量Z按下式计算：Z=(QP) 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=976.47+941.34+483.11=2400.92万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=(QP) C=（32207.52400.92）0.75=22354.94万t由此可得本矿井的可采储量为22354.94万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=ZZ（K1）50%/K (2-6) 式中：Z实际 井田实际采出煤量，万t； Zk矿井的可采储量，22354.94万t； K矿井储量备用系数，取1.3；由23式，得： Z实际=22354.9422354.94（1.31）50%/1.3 =19775.52万t即本设计矿井实际采出煤量为19775.52万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号煤一18365.96875.02102.46360.121337.612771.27二8338.4101.45380.65329.42811.525645.16三5503.1400251.8251.83938.51合计32207.5976.47483.11941.342400.9222354.943 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。“四六制”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(10m)，为缓倾斜煤层（倾角17）。矿井总的工业储量为32207.5万t，可采储量为22354.94万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2.4Mt。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170m，布置一个综放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带区煤仓，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，22354.94万t； A矿井设计生产能力，240万t /a； K储量备用系数，取1.3；由31式得：T=22354.94/(2401.3)=71.65a；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 =40.93a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 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2.4Mt/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井筒位置的确定原则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；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；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；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；工业广场宜少占耕地，少压煤；水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。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。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。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。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。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。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，第一水平首采区采用带区式开采，其它部分采用采区式开采。由于井田走向较长，7.75km，故采用两翼对角式通风，在西部和北部各开风井，煤层埋藏较浅，浅部风井深度不超过100m，费用不高，方案可行。故在设计中采用两翼对角式通风，西翼风井服务第一、二水平的中南部。北翼风井服务第一、二水平的北翼，南翼下一水平的通风通过一段回风平巷与西风井相连。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。中央风井布置在井田边界之外，不留煤柱；另外将南翼风井布置在难以开采的三角煤区，且利用一部分边界煤柱，从而减少了煤柱损失。4.1.2 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20104m2，定为400m500m的矩形。4.1.3 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-900m，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200350m，根据本矿井的实际条件，结合阶段斜长考虑，决定一水平煤层的阶段垂高选为250m左右，二水平煤层的阶段垂高选为300m左右，一水平煤层的阶段垂高选为300m左右。4.1.4 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10m，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。第一、二水平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。4.1.5 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。4.1.6 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。4.1.7 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，底板车场，主副暗立井延伸第二水平，水平标高-500，石门到达大巷，双暗斜井延伸到三水平，水平标高-800。（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，主副暗立井延伸第二水平；主副暗立井延伸第三水平（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；主副暗立井延伸第二水平；主暗斜井延伸，副暗立井眼神到三水平。（1）技术比较方案一和三主要区别在于二水平用斜井还是立井延伸，方案三和四在一二水平延伸方案相同，比较三水平暗立井延伸和暗斜井延伸的区别。四个方案的粗略经济比较如下表表4-1 方案1和方案2的粗略比较方案项目方案 1方案 3基建费/万元立井开凿2220300010-4=132暗斜井延伸2600115010-4 =264井底车场100090010-4=90斜井车场40090010-4=36石门开凿27580010-4=22小计244小计300生产费/万元一水平立井提升1.2*（5645.16+3938.51）0.70.22=1771.06二水平暗斜井提升1.2（5645.16+3938.51）0.60.9=6210.22一水平石门运输1.212771.30.2250.8=2758.59立井（斜井）排水329.52436534.130.0630.127=1870.053二水平石门运输1.2（5645.16+3938.51）0.050.9=517.52立井排水329.22436534.130.1525=1500.96小计6548.14小计8080.27总计费用/万元7036.14费用/万元6810.21百分率103.32%百分率100%表4-2 方案2和方案4的粗略比较方案项目方案 2方案 4基建费/万元三水平主立井开掘300300010-4=90三水平主暗斜井开掘2912300010-4=585石门开凿27580010-4=22上下斜井车场 (300+500)90010-4 =72小计90小计657生产费/万元三水平立井提升1.23938.510.30.6=850.72三水平暗斜井井提升1.23938.510.60.45=1276.08石门运输1.23938.512010.25=1181.55立井排水329.42436534.130.1525=1501.88立井（斜井）排水329.42436534.130.0630.12710-4=1871.19小计3534.15小计3147.27总计费用/万元7158.29费用/万元6473.11百分率110.59%百分率100.00%余下的3、4方案均属技术上可行，水平服务年限也都符合要求。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2、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：表4-3 建井工程量方案三方案四工程量工程量小计工程量工程量小计初期主井井筒3132033331320333副井井筒31353183135318井底车场100001000100001000运输大巷590005900590005900主石门000100001000后期二水平主井井筒60006002200220二水平副井井筒60006002200220三水平主井井筒101501015101501015三水平副井井筒1015010153000300井底车场200002000280002800运输大巷3000300030003000主石门000100001000表4-4 基建费用表方案三方案四工程量单价费用工程量单价费用初期立井井筒333300099.9333300099.9副井井筒318300095.4318300095.4井底车场100090090100090090主石门000100080080运输大巷59008004725900800472小计757.3837.3后期二水平主井井筒600105063220300066二水平副井井筒600115069220300066三水平主井井筒10151050106.5810151050106.58三水平副井井筒10151150116.73300300090井底车场20008001602800800224运输大巷30008002403000800240主石门09000100090090小计755.3882.58总计1512.61719.9表4-5 生产经营费用方案三方案四工程量单价费用工程量单价费用大巷及石门一水平2107.260.71475.082二水平230.00811230.0081立井二水平2580.6910.92193.587斜井二水平4025.140.52012.57小计2012.573898.677表4-6 生产经营工程量方案三工程量大巷及石门运输一水平二水平三水平立井提升一水平二水平三水平暗斜井一水平二水平1.29583.670.70.54025.1414三水平小计4025.1414方案四工程量大巷及石门运输一水平1.212771.270.2750.52107.2596二水平1.29583.670.050.4230.00808三水平立井提升一水平二水平1.29583.670.221.022580.6907三水平暗斜井一水平二水平三水平小计4917.9583表4-7 费用汇总表方案三方案四费用百分率费用百分率初期建井费757.3100.00%837.3110.56%基建工程费1512.6100.00%1719.875113.70%生产经营费2012.571100.00%3898.677193.72%总计4282.471100.00%6455.852150.75%在上述经济比较中需说明以下几点： 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。 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4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。 综合比较及结果：方案3的总费用小于方案4的总费用，而且方案4的井筒位于煤层的上部，工业广场在一水平压煤多于方案3。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4方案。矿井为三个水平，第一水平标高为-280m，第二水平标高为-500m，三水平标高为-800，三水平均为上山开采，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-500-800m，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，在井田西翼上边界中央断层煤柱外设置一个风井，在井田北翼露头线外设北风井。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）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径5.0m，断面积23.76m，井筒内装备一对12t的双箕斗，井壁采用砌碹支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通迅信号电缆，人行台阶等设施。主井断面见图4-2，主要参数见表4-8。（2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.0m，断面积38.48m，井筒内装备一对1.5t双层四车多绳罐笼，井壁采用砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，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。副井井筒断面见图4-3，主要参数见表4-9。（3）风井风井位于矿井中央上边界保护煤柱内，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径6.5mm，净断面33.18m，采用预制管柱支护方式，井壁厚度达400mm，风井布置如图4-4，主要参数见表4-10。（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4-2 主井井筒断面图图4-3 副井井筒断面图图4-4 风井井筒布置图表4-10 风井井筒特征井型2.4Mt净断面积33.18m井筒直径6.5m基岩段毛断面积44.18 m井深635m表土段毛断面积63.62 m4.2.2 井底车场（1）车场的型式和布置形式 图4-5 井底车场从矿车在井底井场内的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。本矿井设计年产量为2.4Mt/a，井底车场经过石门后与大巷相连。该车场采用了底卸式矿车运煤系统，选用刀式环行井底车场，通过能力较大。井底车场的布置形式见图4-5。（2）车场副井空重车线的验算大型矿井的副井空重车线的长度应为1.01.5列车长。辅助运输采用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车运输，其尺寸为240010501200。电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车，其尺寸为450010601550。每列车15节车厢。一列车的长度L列车450024001540500mm40.5m副井空重车线的长度应40.51.5=60.75m所选车场的副井空车线的长度L副井空车线66.44m60.75m，所选车场的副井重车线的长度L副井重车线81.47m60.75m，符合要求。（3）调车方式运输大巷的煤直接由5吨底卸式矿车运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。（4）车场峒室的布置车场峒室的布置见图4-5。4.2.3 主要开拓巷道主要开拓巷道如运输大巷（图4-6）、主石门（同运输大巷）、轨道大巷（图4-7）均布置于岩层之中，为便于维护，并根据现场使用情况，决定其断面均采用半圆拱型。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第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。4.2.4 巷道支护根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷和辅助运输大巷都布置在煤层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用架线式电机车牵引1.5吨固定厢式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运输大巷）均采取锚喷，其支护效果好，经济效益可观。图4-6 运输大巷断面图图4-7 回风大巷断面图表4-12 回风大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/m喷射厚度/mm树脂锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深规格煤层15.517.64.84.2100100菱形800200021001615.05 准备方式带区巷道布置5.1 煤层的地质特征5.1.1 首采带区煤层特征本首采带区所采为二2煤层，其煤层特征如表5-1：表5-1 二2煤层特征表煤层名称煤厚平均倾角结构稳定性容重普氏硬度三10m7.5单一稳定1.4t/m3f=1.3本首采带区煤层瓦斯含量较低，主要涌出气体为CH4，另有少量CO2，其相对瓦斯涌出量为6.025m3/t；煤尘无爆炸性危险；煤无自燃发火倾向。地温2930。5.1.2 地质构造该首采带区构造简单，无大的构造影响生产，煤层走向起伏不明显，倾角7.5左右。5.1.3 顶底板特征二2煤层顶底板岩性特征见表5-2。表5-2 二2煤层顶底板岩性特征表伪 顶直接顶老顶直接底老底岩性泥岩粉砂岩细砂岩粉砂岩细砂岩厚度/m1.32.149.61.5415.2普氏硬度/f4.06.05.1.4 水文地质本首采带区水文地质条件属简单型，第四系含水层直接覆盖在煤层露头之上，是浅部煤层开采的主要补给水源，故在该首采带区上部留设高度为50m的防水煤柱，预计不会对首采带区开采造成突水威胁。除此之外，煤系地层砂岩裂隙含水层是首采带区的主要充水水源。由于砂岩裂隙发育不均，一般富水性弱，只在局部相对较强，以静储量为主，补给源不足，在开采时可能表现为少量突水、淋水、滴水。5.1.5 地表情况本首采带区地表为农田、小水沟，无大的地表水系和水体。5.2 首采带区巷道布置及生产系统5.2.1 带区位置及范围首采带区位于井田北部第一水平，西、南、北三面以氧化带保护煤柱为界，东部为一水平采区区段运输平巷，滨临第二采区。该带区东西走向平均长约1500m，南北倾向平均长约700m，首采带区垂高约为20m。5.2.2 采煤方法及工作面长度的确定首采带区煤层厚10m，倾角7.5，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采放顶煤采煤法。根据规范规定：综采面长度一般不小于150m。但结合本矿井的实际情况，带区工作面的长度为170m可以满足产量的要求，确定带区工作面的长度为170m。5.2.3 确定带区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式（1）尺寸分带巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，由此确定分带回风巷的尺寸（宽高）为3300mm3000mm，分带运输巷的尺寸为3200mm3000mm。（2）支护方式采用锚网支护，锚索补强，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。（3）掘进通风采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。为了防止回风短路，在两分带巷道设置风门，具体位置见带区巷道布置平面图。5.2.4 煤柱尺寸的确定带区内的煤柱主要是带区边界煤柱、分带之间保护煤柱、集中巷保护煤柱。井田一水平内布置一个带区、五个采区，带区与第二采区边界留设10m带区边界煤柱。水平运输大巷（二采区区段运输平巷）布置在煤层中，轨道大巷布置在岩层中，水平间距30m，外侧各留设20m保护煤柱。带区内地质构造情况简单，无大断层、大褶皱、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造。各分带巷道采用留小煤柱沿空掘巷的方法，在沿空掘进区段回风小平巷时，留5m宽的小煤柱，以利于巷道回风和支护。表5-3 带区煤柱尺寸采区保护煤柱运输平巷保护煤柱分带护巷煤柱宽度/m151055.2.5 带区巷道的联络方式由于矿井采用分区对角式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置一条大巷，运煤、辅助运输和进风行人，通过带区下部车场和带区集中巷相连接。在带区内部，各个分带分别用一个带区煤仓和下部车场。具体布置见带区巷道布置图。5.2.6 带区接替顺序由于采空区上覆岩层尚未跨落稳定之前不能进行沿空掘巷，因此工作面接替要采用跳采方式。在保证一个工作面达产的同时，注意另一分带的准备，保证工作面的正常接替。分带接替顺序见表5-4。表5-4 分带接替顺序463521.7同时普采5.2.7 带区生产系统带区内的开采采用后退式开采（面向集中大巷），通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有风流系统简单，漏风小的优点。风流线路为：副井井底车场运输大巷二采区行人运料进风斜巷二采区轨道上山二采区上部行人运料进风斜巷二采区区段运输平巷首采带区进风行人斜巷分带运输巷工作面分带回风巷回风大巷风井。运煤系统为：工作面分带运煤巷带区煤仓二采区区段运输平巷接替煤仓二采区运输上山二采区采区煤仓运输大巷井底煤仓主井。运料系统为：副井井底车场运输大巷二采区行人运料进风斜巷二采区轨道上山二采区运料石门二采区运输上山行人运料斜巷回风大巷分带回风巷工作面。运矸系统为：工作面分带回风巷行人运料斜巷回风大巷二采区区段运输平巷二采区运输上山二采区运料石门二采区轨道上山二采区行人运料进风斜巷运输大巷井底车场副井。供电、排水系统为：地面变电站副井井下中央变电所带区变电所移动变电站工作面。排水：分带运输巷带区轨道集中巷带区下部车场二采区区段运输平巷接替煤仓二采区运输上山二采区采区煤仓运输大巷井底煤仓主井。5.2.8 带区内各种巷道的掘进方法带区内巷道采用综合机械化掘进，选用AM50型掘进机，SEP160A转载机，SGB620/40（SGW40T）型刮板运输机，SSJ650/222（SJ44）型可伸缩带式输送机，JBT522局部扇风机。掘进时转载机接刮板运输机和可伸缩胶带输送机。掘进机前进时，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2550m，并将可伸缩带式输送机延伸5075m，转载机与刮板运输机的搭接长度为12.5m。掘进通风方式为压入式局扇通风。5.2.9 带区生产能力本矿井初期采用一个工作面回采，因此这个工作面的生产能力即为矿井的生产能力2.4Mt/a。工作面工作制度采用“四六”工作制，即三班采煤，一班检修。双向割煤，往返一次割两刀，每刀进尺0.63m，每个循环进尺1.26m，每班两个循环。（1）工作面的生产能力A0=LV0MC0 式中：L工作面长度，m； M煤层厚度，m； V0工作面年推进长度，m/a；由后面章节可得：V。=33060.631247.4 m/a； 煤层容重，tm3； C0工作面回采率，取c0.80。则：A0=1701247.4101.40.80=237.504104t/a。（2）带区生产能力式中：AB带区生产能力；k1带区掘进出煤系数，取为1.03；k2工作面之间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1，故k2取1；A0i工作面生产能力。则：AB=1.031247.005=244.629104t/a240104t/a。故带区将能满足矿井产量要求。5.3 带区车场选型设计5.3.1 确定带区车场形式该带区煤层平均倾角为7.5，为缓倾斜煤层。带区车场一般由装煤车场和辅助提升车场组合而成。本设计带区车场的装煤车场采用大巷装车式车场，辅助提升车场采用顶板绕道式车场。工作面生产的煤由分带运输巷到带区煤仓后，经皮带输送机送至二采区上口煤仓，然后在利用二采区运输上山运至采区煤仓，在经由运输大巷到达井底煤仓。顶板绕道式井底车场先由轨道大巷做一段平的斜巷，然后用15的斜巷向上，直到与轨道集中巷同一标高，然后再通过一段平巷与轨道集中巷相接。车场采用绞车提升。绞车房独立通风，从绞车房打一条斜巷与运输大巷直接相连，为避免通风短路，在绞车房的回风斜巷上打一个风窗，调节风量，满足绞车房的通风要求即可。5.3.2 带区主要硐室布置（1）带区煤仓根据煤矿设计指南第742页关于采/带区煤仓容量的计算，可以按照工作面半小时的最大产量来确定。带区煤仓采用垂直煤仓，断面为圆形。用混凝土砌碹支护，壁厚300mm，其容量为 Q=Q0+LMBC0式中：Q煤仓容量，t；Q0防空仓漏风留煤量，取10t；L割煤机半小时运行距离，80m；M煤层厚度，10m；B进刀深度，0.63m；煤的容重，1.4t/m3；C0工作面的采出率，0.80。Q=10+80100.631.40.80=574.48t煤仓的断面半径：Rsqrt（574.48/1.4/15/3.14）=2.95m。所以煤仓断面直径取6m，煤仓高度15m，容量471.24t。图5-1 带区下部辅助运输车场1. 回风大巷2. 运输大巷3. 带区煤仓4. 行人运料进风斜巷 5. 绞车房6. 带区运输巷7. 带区轨道集中巷8. 回风斜巷（2）绞车房绞车房布置在煤层顶板，绞车房要有专门的回风斜巷。（3）带区变电所带区变电所应设在带区用电负荷集中的地方，故放在两条大巷之间。高压电气设备与低压设备应分别在一侧布置，故硐室宽度取3.6m；高度根据行人的高度和吊挂电灯的高度确定，故硐室高度取3m，通道高度取2.5m。硐室断面形状为半圆拱，采用不可燃材料支护和锚喷支护。硐室与通道相连处，设有向外的防火栅栏两用门。6 采煤方法6.1 采煤工艺方式6.1.1 采煤方法的选择本首采带区可采煤层的特征见表6-1所示。表6-1 可采煤层特征表煤层名称三煤层厚度m10倾角7.5-55稳定性稳定硬度