资源描述
摘 要本次毕业设计为七台河精煤集团富强煤矿1.2Mt/a的新井设计，共有6层可采煤层，总厚度约为11m，煤层工业牌号为1/3焦煤。设计井田的可采储量为103.29Mt。服务年限为62a。划分两个开采水平，两个工作面达产。该矿井采用双立井的开拓方式，集中大巷及采区石门的大巷布置方式。共划分9个采区，采用混合式通风，综合机械化采煤，单一走向长壁采煤法。年工作日为330天，采用“四、六”式工作制，工作面长为180m。提升设备为主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。如在设计中出现一些问题，还请各位专家老师给予指正。关键词：走向长壁 服务年限 集中大巷 提升设备AbstractThis design for the Qitaihe refined coal groupprosperous and powerful coal mine 1.2Mt/a new well design, altogetherhas 6 to be possible to pick the coal bed, the total thicknessapproximately is 9m, the coal bed industry trademark is 1/3 cokingcoal. The design well field recoverable resources are 104.45Mt. Theservice life is 62a. Delimits divides two mining levels, two workingsurfaces reach produce. This mine pit uses the double vertical shaft the development way,concentrates the big lane and picks area Shimen the big lanearrangement way. Altogether divides 9 to pick the area, the big laneinstalls lower part the car type the cart yard, uses the mixed styleto ventilate, synthesis mechanization mining coal. The year workingday is 330 days, it use four, six the type work system, the workface length is 180m. The lift technique primarily well uses basket thepromotion, the vice- well uses the cage promotion. Because myself also am at the study stage to the mine pit design, andlacks the scene experience, therefore, in this design unavoidably canhave some problems, asks fellow experts teacher to give points outmistakes. key words：Trend grows arm Service life Concentrates the big lane Lift technique目 录摘要IAbstractII绪论I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地形地势21.1.3气象及地震情况21.1.5煤田发展史及近况21.1.6工农业及原料供应状况21.1.7水源及电源21.2 地质特征31.2.1矿区范围内的地质情况31.2.2井田范围内和附近的主要地质构造31.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征41.2.4岩石性质、厚度特征51.2.5井田内水文地质情况51.2.6煤质、牌号及用途61.3 勘探程度及可靠性6第2章 井田境界、储量、服务年限92.1 井田境界92.1.1井田周边状况92.1.2井田境界确定的依据92.1.3井田未来发展情况92.2 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102.2.3储量计算方法112.2.4储量计算评价112.3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12第3章 井田开拓143.1概述143.2 矿井开拓方案的选择153.2.1井筒形式和井筒位置153.2.2井筒的位置193.2.3开采水平的数目及高度193.2.4开拓巷道的布置203.3 选定开拓方案的系统描述213.3.1井硐形式和数目213.3.2石门、大巷数目及布置223.3.3井底车场的形式及选择233.3.4煤层群的联系243.3.5采区划分253.4 井硐布置和施工273.4.1井硐穿过的岩层性质及井硐支护273.4.2井硐布置及装备283.4.3井筒延深意见323.5 井底车场及硐室323.5.1井底车场形式的确定及论证323.5.2井底车场的布置，存车线路，行车路线布置长度333.5.3通过能力计算373.5.4井底车场主要硐室383.6 开采顺序393.6.1沿煤层走向的开采顺序393.6.2沿井田倾向的开采顺序393.6.3采区接续计划40第4章、采区巷道布置及采区生产系统434.1 采区概述434.1.1采区布置的要求：434.1.2设计采区的位置、边界，范围及采区煤柱434.1.3采区的地质和煤层情况434.1.4采区的生产能力、储量和服务年限444.2 采区巷道布置444.2.1区段划分444.2.2采区上山布置454.2.3采区车场布置464.2.4煤仓形式、容量及支护504.2.5采区硐室简介514.2.6回采工作面的接续524.3 采区准备534.3.1采区巷道的准备顺序534.3.2主要巷道的断面图54第5章 采煤方法555.1 采煤方法的选择555.2回采工艺575.2.1选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备575.2.2设备选型575.2.3选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式58第6章 井下运输与矿井提升616.1 矿井井下运输616.1.1运输方式和运输系统的确定616.1.2矿车的选型及数量616.1.3采区运输设备的选择626.2 矿井提升系统636.2.1 矿井提升设备的选择与计算63第7章 矿井通风安全667.1 矿井通风系统的确定667.1.1概述：667.2风量计算与风量分配687.2.1矿井风量计算的规定687.2.2风量计算687.2.3矿井风速的验算707.2.4 风量分配707.2.5风量的调节方法与措施717.3 矿井通风阻力计算727.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力727.3.2矿井等积孔计算777.4 通风设备的选择787.4.1 主扇的选择计算787.4.2电动机的选择797.4.3反风措施797.5 矿井安全生产措施797.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施807.5.2 预防井下火灾807.5.3 预防水灾措施807.5.4 其它事故预防817.5.5 避灾路线及自救81第8章 矿井排水838.1概述838.1.1矿井水来源及涌水量838.1.2对排水设备的要求848.2 矿井主要排水设备848.2.1排水方式与排水系统简介848.2.2主排水设备及管路的选择计算86第9章 技术经济指标90参考文献：94结论92致谢辞93附录195我国煤炭工业可持续发展的思考95附录299The our country coal industry can keep on developping of consider99VI绪论本次设计的题目为：七台河精煤集团富强煤矿1.2Mt/a的新井设计。对于一个矿井的设计，需要考虑很多方面，包括它的通风、运输、提升、排水、采煤工艺、支护以及各方面的经济比较等很多方面。在设计过程中我门大量运用了所学的CAD方面知识，同时还锻炼了自己绘图的能力。因此，为使本次设计更加的合理，设计时需要我门付出很大的艰辛。希望通过本次毕业设计，我能够学到更多的采矿专业知识，巩固自己所学过的各项知识技能，并且能够很好的运用它们，从而为自己以后的工作打下良好的基础。创造自己的一片天地。I第1章 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1交通位置富强矿位于黑龙江省七台河市东郊的茄子河区。区内有七台河至宝清公路，除此之外勃利至七台河铁路与矿区铁路在集配站相交，交通十分便利。图1-1 富强矿交通位置图1.1.2地形地势富强矿区属于丘陵地形，中部由于受茄子河侵蚀因此非常低洼。区内最高标高+260米，一般在220到-180m。1.1.3气象及地震情况富强矿区内由11月至第2年4月为冻结期，冻结深度为1.5m2m。属于中温带大陆性气候。年平均降水量为540mm。最高气温30oC左右，并无地震前例。1.1.5煤田发展史及近况该矿为新开发的煤田，所以并无开发史。1.1.6工农业及原料供应状况富强井田周边有农田和林地分布，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水源及电源富强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自七台河供电局。1.2 地质特征1.2.1矿区范围内的地质情况勃利煤田位于我国新华系第二隆起带，双鸭山，七台河，鸡西中生代坳陷中部，是一个弧形构造东侧，茄子河背斜的南翼，区内地层总体向南倾斜。1.2.2井田范围内和附近的主要地质构造富强井田范围内的主要地质构造为断层，没有向斜和背斜，其中断层共有4个，都为正断层，铅直地层断距在20140m之间，都是倾向断层。详见表，断层特征表。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可靠程度走向倾向倾角性质落差1F5斜交N350E80SE20正32全区可靠2F7斜交W200E75S18正25全区可靠3F8斜交N25WN48-60E19正15全区可靠4F9斜交N20E70SE21正25全区可靠1.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征煤层赋存不太深，倾角在 20左右，详见煤层赋存特征表。表1-2煤层赋存特征表1.2.4岩石性质、厚度特征煤层顶底板的厚度一般都大于8m,多为砂岩。见表1-3。1.2.5井田内水文地质情况新建煤矿地形大部分属漫岗，标高在180230米之间，井田北部及中部为河谷水文地质区，西部及南部为丘陵水文地质区。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，由于岩层裂隙发育程度而减弱，所以岩层的富水性有明显的垂直分带。由于岩性的不同，岩层的含水性极不均匀，不但存在着分带规律且有分层规律。 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，故水文地质条件属简单型。涌水量预计：计算公式K=Q/T式中: K为充水系数，Q为实测涌水量，T为原煤产量。143000选含水系数为1.3，产量按6.5万t/月，则最大涌水量按1.5倍的正常涌水量计算，为176.1m3/h。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凝灰岩2.56-2.782.29-2.501.5-7.50.5-7.50.52-0.86砂岩2.60-2.752.20-2.711.6-28.00.2-9.00.65-0.97泥灰岩2.70-2.802.10-2.701.0-10.00.5-3.00.44-0.541.2.6煤质、牌号及用途富强矿区内的煤层是由高等植物所形成的腐植煤，其肉眼煤岩成份主要是亮煤、暗煤、夹镜煤丝带、丝炭较少，黑色光亮内生裂隙发育，质脆，黑色条带状，层状结构，其煤岩类型多为光亮型、半亮型和半暗型；镜下鉴定为煤岩组成多是凝胶物质体，色鲜红以镜煤煤化物质为主树脂胶体占次要地位，矿物杂质多见。原煤灰分变化较大，一般在20.15至31。净煤灰分一般在10左右，胶质层厚度在13.0至18.5mm，粘结指数G在75-85%之间，原煤分析基高位发热量为5800-6400千卡规律，精煤挥发分一般在32%左右，硫含量在0.22-0.37之间。磷含量一般在0.003-0.014之间。是低硫、低磷的1/3焦煤。主要工业用途以冶金用煤为主，火电厂作动力用煤次之。61.3 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。勘探程度及煤层控制程度详表1-4。 表1-4勘探程度及煤层控制程度表时间施工单位孔数（个）工程量（M）可采煤层点质量甲乙丙废1956年109地质队15有芯4835.5328141235859年109地质队43其中无芯2411433.42683830116062年109地质队9全部无芯2527.6016326567年109地质队37其中无芯414599.891122111973年矿务局地质队3全部有芯2560.602687475年110地质队70全部为阶段取芯33052.55399968年七台河局地质队1有芯308.901972年七台河局地质队2有芯1175.601977年七台河局地质队4有芯1450.151978年七台河局地质队2有芯1940.55合 计186个73884.846491527417表1-5 煤层点质量统计表煤层号钻探测井采用甲乙丙计甲乙丙计甲乙丙计75216208852314876627171101541182988632539178231411517482424966324693802318121214619269160265917525161162350172285502958263251811530421729846224490792413115第2章 井田境界、储量、服务年限2.1 井田境界2.1.1井田周边状况茄子河横穿富强南部煤田，全区均以断层为界。周边存有地方小井，富强井田走向长近4000m, 南北倾斜1.5-2.5km.2.1.2井田境界确定的依据井田境界主要依据以下几点：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，合理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。由于本矿断层密度分区明显,根据实际情况富强矿井周边均以落差数百米大型断层为矿界。2.1.3井田未来发展情况由于富强井田煤层赋存条件较好，断层均在煤层四周，对开采并无太大影响，可选用先进的技术设备进行开采，产量也会有较大的提高。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7#、15#、17#、21#、23#、30#共六层煤。根据煤炭资源地质勘探规范规定，工业指标确定为倾角小于25煤层，能利用储量选用厚度0.70m,灰分40%；暂不能利用储量厚度为0.600.70m,灰分在40%-50%之间。倾角为20，能利用储量厚度选用0.60m,暂不能利用储量选用0.500.60m。根据我国能源政策，资源状况及目前煤矿开采技术条件，富强矿区绝大部分属炼焦用煤，按全国储量颁发的煤炭资源地质勘探规范第十条规定的储量计算工业指标进行储量计算。2.2.2保安煤柱的设计方法1.保护煤柱的留设方法（1）工业场地及主要井巷保护煤柱留设,工业场地保护煤柱留设，应在确定地面受保护面积后，用移动角圈定煤柱范围。煤柱留设的依据是根据国家煤炭工业局制订的建筑物，水体，铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程而定。（2）不包括在工业场地范围内的立井，圈定其保护煤柱时，地面受保护对象应包括绞车房，井口建筑物及通风机反风道等。圈定立井保护煤柱时，应根据井筒深度、岩性、用途、煤层赋存条2.断层带及井田境界煤柱的留设断层带及井田境界煤柱可按照矿井所留设煤柱尺寸获取3050m的煤柱宽度来计算。并不是所有的地面建筑物、河流等均须留置保护煤柱，设计时应结合具体情况和“三下”采煤理论进行分析。3.本井田边界煤柱留设及断层、井筒周边煤柱的留设根据实际情况，富强井田边界煤柱留设为30m；井筒周边煤柱留设为15m。2.2.3储量计算方法储量计算方法的标准以储量管理规程为依据。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，取1.42.2.4储量计算评价富强矿区的煤层发育良好，厚度较稳定，倾角绶倾，井田范围内大的构造控制可靠，水文地质条件中等，储量计算较为可靠。煤层储量见表2-1。表2-1 煤矿储量计算表煤层号面积/m2工业储量/Mt永久煤柱/Mt可采储量/Mt占总储量百分比7#23.691063812.6925.3124.5%15#14.9310624.55.6818.8218.22%17#14.3110623.974.3619.6118.99%21#10.5610615.56.079.439.13%23#11.62106175.811.210.84%30#18.5610628.349.4218.9218.32%总计147.3140.02103.292.3矿井工作制度、生产能力、服务年限2.3.1矿井工作制度依据煤矿安全规程，煤矿生产许可法和劳动法有关规定，结合富强矿的实际情况，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”工作制，三班生产，一班准备。2.3.2设计生产能力和服务年限1. 根据煤矿工业矿井设计规范，矿井的设计生产能力应为：大型矿井：120、150、180、240、300、400及以上（Mt/a）；中型矿井:45、60、90（Mt/a）；小型矿井：9、15、21、30（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147.31Mt,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2.7%，各可采层均为中厚煤层，按矿井设计规范要求确定本矿的采区采出率为97%，由此计算确定本井田的可采储量为103.29Mt。根据地质报告的资料描述，煤层储量适中，地质构造比较简单，煤层生产能力大以及煤层赋存深等因素，初步决定采用大、中型矿井设计。并初步确定三个方案，即矿井生产能力为0.90Mt/a，1.20Mt/a和1.50Mt/a三个方案，分析论证如下：按照公式P=Z/AK式中，P-为矿井设计服务年限，a；Z-井田的可采储量,Mt；A-为矿井生产能力,Mt/a；K-为矿井储量备用系数，一般取1.4；计算得：P1=81a ； P2=62a； P3=49a；经与规程和采矿设计手册相核对，确定62a为比较合理的服务年限，即本矿井的生产能力为1.20Mt/a。 本矿井已查明的工业储量为147.3Mt,，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10%，各可采层均为中厚煤层，按矿井设计规范要求确定本矿的采区采出率为97%，由此计算确定本井田的可采储量为103.29Mt。服务年限为62年。第3章 井田开拓3.1概述富强矿区煤层赋存稳定，大的断层都作为矿区的边界。北部有一茄子河小煤窑，矿区附近还有一些小井，情况属实。影响富强矿井设计开拓方式的因素有：富强矿建设必须严格按照国家的方针政策，针对该井田的地形，地质，水文，煤层赋存情况。结合井型大小，设备供应，施工技术等条件。综合分析，全面比较，确定出合理的方案。有精查报告确定的煤层自然产状。构造因素，顶底板条件，冲积层结构。地形及水文地质条件等。其中煤层赋存深度和冲积层的水文地质条件对开拓方式影响最大。确定井田开拓方式的原则：.贯彻执行有关煤炭工业的技术政策,为多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低、效率高，创造条件要使生产系统完善、有效、可靠，在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量，尢其是初期建设工程量，节约基建工程量，加快矿井建设.合理集中开拓布置，简化生产系统，避免生产分散，为集中生产创造条件。.合理开发国家资源，减少煤炭损失。.必须贯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风系统，创造良好的条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常性保持良好状态。.要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术，新工艺，发展采煤机械化，自动化创造条件。3.2 矿井开拓方案的选择3.2.1井筒形式和井筒位置.井筒形式的确定根据富强井田的地表及煤层等实际情况，平硐开拓方式技术上不合理，应直接否定。现依据富强矿区的地形，地质构造，煤层赋存等因素，提出两种井筒开拓方案，具体情况如下：方案I 双立井开拓方案II 双斜井开拓以上两种井筒开拓方案技术比较如下：（1）双立井开拓优点：1.立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利2.机械化程度高，易于自动控制3.井筒为圆形断机结构合理，维护费用低，有效断面大通风条件好，管线短，人员升降速度快缺点：1.井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业建筑，井筒装备，井底车场及硐室都比投资少。2.井筒装备和地面建筑物少，不用大型提升高备，钢材消耗量小。3.胶带输送机提升增产潜力大，改扩建比较方便，容易实现多水平生产，并能减少井下石门长度。适用条件：煤层赋存深度2001000m，含水砂层厚度20400m,立井开拓的适应性很强，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较可靠当地质条件不利于平硐或斜井开拓时均采用立井开拓方式技术评价：根据井田的地表情况，地质构造，煤层赋存等因素，采用立井开拓方案可行本矿井田的地表，地质构造，煤层赋存等因素，适合采用双立井开拓，故此方案在技术上可行（2）双斜井开拓斜井与立井相比有如下优点：1. 井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业建筑，井筒装备，井底车场及硐室都比投资少。2. 井筒装备和地面建筑物少，不用大型提升高备，钢材消耗量小。3. 胶带输送机提升增产潜力大，改扩建比较方便，容易实现多水平生产，并能减少井下石门长度。缺点：1.在自然条件相同时，斜井要比立井长得多。2. 围岩不稳固时，斜井井筒维护费用高，采用绞车提升时，提升速度低，能力小钢丝绳磨损严重，动力消耗大，提升费用高，当井田斜长较大时，采用多段绞车提升，转载环节多，系统复杂，更要多占用设备和人力。3.由于斜井较长，沿井筒敷设管路，电缆所需的管线长度较大。4.斜井通风风路较长，对瓦斯涌出量大的大型矿井，斜井井筒断面小，通风阻力过大，可能满足不了通风的要求，不得不另开专用进风或回风的立井并兼做辅助提升.5.当表土为富含水的冲积层或流砂层时,斜井井筒掘进技术复杂,有时难以通过.适用条件 ：煤层赋存较浅，垂深在200m以内，煤层赋存深度为0500m，含水砂层厚度小于2040m，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50m水平标高，根据煤层的赋存情况不宜采用斜井开拓富强矿井田赋存深度为220m-350m在技术上是不可行的.方案一：立井开拓方式方案二：斜井开拓方式 井筒开拓方案示意图3-1表3-1 井硐开拓方案经济比较表项目双立井开拓双斜井开拓工程量单价费用工程量单价费用井巷工程主井掘进费2011858.123716268.44120.2281821.18副井掘进费2012673.325346658.53250.6190160.1主井辅助费204093.68187268.42034.4139152.96副井辅助费204748.49496.858.52034.4119012.4提升设备主井掘进费270773025509331128.73736.64217500.4副井掘进费2708438.82784804964.93875.23739180.4主井辅助费2705550.318315991128.71614.318220604副井辅助费2706303.92080287964.91527.21473595.2主井提升费35971.950580.22副井提升费5945.35406上述费用合计41916.45598622提升费用合计8829619.812038469.94经过该方案的经济比较，从而得出双立井开拓方案在经济上合理。因此，该矿井为双立井开拓。3.2.2井筒的位置本设计对矿井井筒位置有以下的要求：1.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2.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3.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富强矿区井田的储量分布图，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：71650、433200副井：71600、4331503.2.3开采水平的数目及高度开采水平的尺寸以水平垂高表示水平垂高是指该水平开采范围的垂高合理的水平垂高的要求：1.具有合理的阶段斜长2.具有合理的区段数目3.要有利于采区的正常接替4.要保证开采水平有合理的服务年限及足够的储量5.经济上有利的垂高富强井田煤层倾角小，走向长度长，不利于用单水平开采并且煤层赋存较深，如选用单水平数目运输问题不满足规定无法解决。根据以上各方面原因及本井田的实际情况，合理的进行水平划分的技术分析和经济比较。该设计矿井划分为两水平开采，由于富强矿煤层赋存较浅，第一水平设在-50m，在-50米水平布置水平开拓巷道，井底车场及各类硐室。为解决7#，15#，17#三层煤在一水平丢煤太多的问题，将会在一水平最后阶段采用下山开采。二水平设在-350m，第一水平阶段垂高250m左右。垂高最大为280m，满足技术要求和生产需要，是较合理的水平数目。3.2.4开拓巷道的布置水平巷道的主要任务是担负煤矸，物料和人员的运输，以及通风，排水，敷设管线对大巷的基本要求是便于运输，利于掘进和维护，能满足矿井通风安全的需要根据煤层埋藏特征和煤炭设计规范的有关规定，并考虑到有些煤层的间距较小，宜采用集中运输大巷，采区石门布置。联合布置方式。为减少煤柱损失和 保证大巷维护条件，运输大巷布置在30#煤层的底板下的厚砂岩中，上水平的运输巷用做下水平的回风巷，这样有利用井下运输效率。生产系统较简单。.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）采用集中运输大巷时，各煤层（组）间用采区石门联系当煤层倾角太大时，层间联系也可用溜井或斜巷各种方式的适用条件如下：（）分煤层大巷适用条件煤层数较少，层间距大，石门长；煤田走向长度短，服务年限不长；井底车场或平硐在煤层顶板；煤质牌号不同，要求分采，分运；如果产量，风量均大，需要调节；各煤层底板均有坚硬岩层（）分组集中大巷适用条件煤层数多，层间距大小差异大；按煤层的特点根据运输，通风要求组合，经济上有利；多水平生产，容易解决运输，通风的干扰；（）集中运输大巷适用条件适于煤层层数多，层间距不大的矿井；井田走向长度大，服务年限够长；下部煤层底板有坚硬岩层，容易维护；煤质牌号相同，要求分采分运；自然发火严重，便于分区，分段处理事故；采区尺寸大，石门长度短本设计井田的可采煤层为7#、15#、17#、21#、23#、30#号煤层，各煤层的煤质相同，不需要分采分运所以根据富强矿井田的实际情况，采用集中运输大巷和采区式石门布置方式3.3 选定开拓方案的系统描述3.3.1井硐形式和数目根据富强井田的地形地势，煤层赋存，地质构造等因素，经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：图3-2 井筒开拓方案示意图3.3.2石门、大巷数目及布置根据本设计矿井开拓巷道布置方案的技术分析和经济评价，确定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本设计矿井中，大巷和石门服务年限较长，运输能力要求大，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巷道断面设计合理与否，直接影响煤矿生产的经济效果和生产的安全条件，其基本原则是在满足安全与技术要求的条件下，力求提高断面利用率，缩小断面，降低造价并有利于加快施工速度该设计矿井大巷，石门断面的各项内容见图图3-3 大巷断面图石门断面图3-43.3.3井底车场的形式及选择 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，是矿井生产的咽喉，因此井底车场设计是否合理直接影响矿井的安全和生产。1.设计依据（1）矿井设计生产能力及工作制度；（2）矿井开拓方式；（3）井筒及数目；（4）矿井主要运输巷道的运输方式；（5）矿井瓦斯等级及通风方式；（6）矿井地面及井下生产系统的布置方式；（7）各种硐室有关的资料；2.设计要求：（1）井底车场富裕通过能力，应大于矿井设计生产能力的30%；（2）井底车场设计时，应该考虑到增产的可能性；（3）尽可能提高井底车场的机械化水平，简化调车作业，提高井底车场通过能力；（4）应该考虑主、副井之间施工时便于贯通；（5）井底车场线路不止应该结构简单，运行及操作系统安全可靠，管理使用方便，布局合理，注意节省工程量，便于施工和维护；（6）为了保护井底车场的巷道和硐室，在其所在范围内应该留设相应的保安煤柱。3.立井井底车场的基本类型：（1）环形式：立式、斜式、卧式；（2）折返式：梭式、尽头式；4.井底车场形式选择：（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，弯道及交岔点少；（3）操作安全，符合有关规程、规范；（4）井巷工程量少，建设投资省，便于维护，生产成本低；（5）施工方便，各井筒间、井底车场与主要运输巷道间能迅速贯通，缩短建井工期；（6）当大巷或石门与井筒的距离较大时，能够布置下存车线和调车线，可选择立式井底车场；（7）井底车场形式也取决于矿车的类型，当采用定向卸载的底纵卸式、底侧卸式矿车时，其卸载站（即主井车线）可布置折返式，亦可布置环形式。但其装车站的线路布置必须与其相对应。综上所述，结合本设计矿井的有关设计参数，通过对各种形式井底车场的适用条件及优缺点做简单比较后，初步拟定本设计井田井底车场形式为立式环形井底车场。3.3.4煤层群的联系富强矿井共有六层煤，即：7#、15#、17#、21#、23#、30#号煤层。大巷布置在30#煤层的底板岩石中。开采时采用下行式开采。表3-2 煤层特征表3.3.5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.根据煤炭工业设计规范采区适合采用双面布置，当受地质条件限制时或安全上有特殊要求时，可单面布置；2.如果井田走向长度不大，两翼均不超过1500m，可以不划分采区，直接从井田边界进行后退式回采3.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4.初步设计一般负责划分第一水平全部采区，故需要沿井田走向全长统一考虑，作到初后期统筹兼顾，不但要全井合理，更要有利于初期；5.采区划分要考虑采区接续，便其适应各翼储量及产量分配；6.要适应充填注砂井，回风井的既定位置，使分区充填，分区通风的联系巷道尽量缩短；7.采区划分既要有意识地缩短大巷，又要充分注意人为境界处延的可能性；8.对于煤层稳定，开采条件好，生产能力大的采区，走向长度要适当加大；9.为了充分发挥综合机械化效能，减少搬家次数，提高效率和回采率，减少采区煤柱损失，凡是厚度稳定，适合于综机开采的部分要单独划分出采区；10.开采多煤层的井田，应尽量联合布置采区，搞集中生产；11.对于自然发火倾向强烈的煤层或围岩压力大，难于维护的矿井，采区尺寸要适当缩小；12.初期采区尺寸要适应目前输送机的实际长度及电压降的控制范围，后期采区尺寸可逐步加大根据该设计井田的地质构造及煤层赋存等因素；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3-5。 图3-5 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岩层性质可参见煤层综合柱状图和井筒开拓剖面图。根据主副井围岩性质，并按煤矿安全规程规定，确定主副井筒支护方式如下： 主井井筒：表土段：混凝土砌碹煤层段：料石砌碹基岩段：锚喷支护副井井筒：表土段：混凝土砌碹煤层段：料石砌碹基岩段：锚喷支护井硐穿过岩层主要为细砂岩。井硐支护见表3-3。 表3-3 井硐支护表 14类型名称采用材料适用情况优缺点砌筑式砂浆、料石、混凝土、预制块取材方便的普通法造井，井筒使用近年来，冻结法井筒在膨胀粘土层做临时支护1、砌筑后能立即承受压力2、砌体强度较低3、整体受力及防水性差整体式整体灌注混凝土井筒各种施工方法包括基岩井壁注意应用1、整体性好，强度较高2、防水性能好3、便于机械化，施工方便，劳动强度低混凝土锚喷混凝土、（锚杆、金属胀）在岩层较稳定，淋水小且井筒装配少或钢丝绳罐道的井筒中采用1、掘进工程量小，施工快，效率高2、喷射过程中，回强率高，粉末多整体预制式预制装配式大型配筋砌块丘宾筒机地面整体、浇注，预制钢筋混凝土井筒使用钻井法，沉井法施工时，需地面预制的井筒;在地压大的涤井井筒中，常采用丘宾筒、组合钢板等住户结构。1、丘宾筒、地面预制混凝土构件强度高2、丘宾筒、混凝土右切块在深砂层中，必须与防水材料配套使用3.4.2井硐布置及装备井硐布置应综合考虑井硐围岩性质，运输方式，通风安全等因素，具体遵循原则如下：1. 符合煤矿安全规程，煤炭工业设计规范对运输、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. 当提升容器发生掉道或跑车事故，对井筒中各种管线或其它设备的破坏应减少到最低程度；4. 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，本设计矿井井筒按有关规定布置运输设施及辅助设施，本矿井建成投产时共开凿2个井筒，即主立井和副立井。详见主副井井筒断面图： 图 图3-6 主井井筒断面图图3-7 副井井筒断面图3.4.3井筒延深意见开拓延伸的方案的原则：1、保持或扩大矿井生产能力。2、充分利用现有井巷，设施及设备，减少临时辅助工程时不时降低投资。3、积极采用新技术，新工艺和设备。4、加强生产管理，延深的组织管理与技术管理施工与和紧密配合，协调一致，尽量减少延深对生产的影响。5、尽可能缩短新、旧水平的同时生产时期。根据本设计矿井水平划分方案，该设计矿井主副井筒从地面布置到一水平后需要延伸，但是在进一步进行地质勘探后，井筒仍按原有主副井延深。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。该矿井井底车场形式的选择依据如下：1.该矿井设计生产能力为1.2Mt/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，俩翼大巷的煤量基本相等。3.主要运输大巷采用3t侧卸式矿车运输，每列车由17辆矿车组成，采用10t架线式电机车牵引。卸载时，机车通过卸载站。辅助运输和掘进煤采用1吨固定式矿车，煤矸混合列车由20辆1吨矿车组成。4.本设计矿井属于低瓦斯、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，本设计矿井拟选用3t侧卸式矿车环形立式井底车场。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）井底车场的线路主要由主井空、重车线，副井进、出车线回车线组成，由于通过各个井底车场的煤种数量不同，其各线路的数目和长度亦相应不同。（2）井底车场线路布置时，应充分考虑各硐室布置的合理性；（3）井底车场的线路工程量小；（4）为保证运行安全，应尽量避免在曲线巷道顶车，机械推车需布置在直线段上；（5）尽量减少道岔和交岔点；（6）线路布置要有利于通风；（7）侧卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题。162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。根据以往各煤矿积累的经验可得，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=mn+N + 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； -每辆矿车带缓冲器的长度， m; N-机车个数, -每台机车的长度-附加长度，取10 m。经过计算，得 主井L=1.5173.65+24.5+10=112 m，副井L=120（2+1）+4.5+10=74.5 m。（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=102.4=24 m；根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长60m4线路道岔的计算 表3-4道岔特征表序号道岔型号名称辙叉角主要尺寸（mm）质量/KgabLTL01ZDK600/7/40单开80748515680351320025982ZDX600/4/1522渡线14021039424858166842000900034993ZDC600/4/20对称1402102300485871221298单开道岔非平行线路联接，如图3-8。ZDK930-7-40 ：=81052 ；=45 ；a=5165mm ；b=8035mm ； R=25000mm可得，m、n、H、T、K.=-=37 ；T=8364mm ；m= 5156+16399sin/sin=13957mm；M=23359； H=M-Rcos=5682mm ； n=H/sin=8035mm ；Kp=R/180=3.144525000/180=19625mm图3-8 单开道岔非平行线路联接单开道岔平行线路联接，如图3-9。图3-9 单开道岔平行线路联接ZDK930-7-40：=80748 ；a=5156mm ；b=8035mm ； R=25000mm；T=1748mm ；m=14370mm； n=m-T=12622mm；渡线道岔线路联接ZDK930-4-1522：=140210 ；a=3942mm ；b=4858mm ；L=16684mm ；T=2000 mm ；L0=9000mm求：C、SC=S/sin-S0/tan0.5 （3-1） 由公式（3-1）得 C=S/sin-S0/tan0.5=3145mm ； S=Ltan （3-2）由公式（3-2）得 S=Ltan=16684tan140210=4159mm ；3.5.3通过能力计算 1.井底车场调度表见图3-10：图3-10 井底车场调度表2. 矿井日产原煤0.21万吨，每日运日矸石量为21000.15=315t，日产掘进煤为36000.06=216t，3t侧卸式矿车日运煤量为36000.94=3384t。3t侧卸式矿车列车数为3384/|（522）=30.8列。根据矿井矸石量与掘进煤的比例（15%/6%=5/2），确定1t煤矸石混合列车由12辆矸石与8辆煤车组成。每列矸石车与煤车的载重之比为=5/2故符合要求，日混合列车数为（315+216）/（2.713+1.59）=15.5（列）每日进入井底车场的3t侧卸式矿车数与1t混合列车数之比为30.8/15.5=4/2每一调度循环时间为22.5min，列车进入井底车场平均间隔时间为22.5/8=2.81分，列车在井底车场平均运行时间为8.4min，3t侧卸式矿车在井底车场平均运行时间为5.69min，1t混合列车在井底车场平均运行时间为18min。3. 通过能力计算按公式计算： N=TaQ/1.15T=27.7Q/1.15T=27.7(4225+291.5)/(1.1522.5)=499.94通过能力富余系数为499.94/240=2.11.2。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3.0 t侧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
展开阅读全文