双鸭山矿业集团东荣三矿1.5Mta新井设计

摘 要本设计为双鸭山矿业集团东荣三矿1.5Mt/a的新型矿井设计，共有5层可采煤层，平均总厚度为8.85m，煤的工业片牌号为1/3焦煤。设计井田的可采储量为131.9Mt，服务年限为62.9a，划分两个水平开采。本设计矿井采用双立井的开拓方式，集中大巷及采区石门的布置方式。共划分6个采区，其中首采区为2个，投产工作面2个。本设计采区为南一上区，普通机械化采煤。年工作日为330d，采用“四六”式工作制，工作面长为180m，每刀进度为0.6m，每日割九刀，后退式开采。本设计主要涉及矿井开拓、运输、提升、排水和巷道支护等。由于本人知识有限，缺乏一定的现场经验。因此，本设计中难免会出现一些问题，请各位专家老师不吝指正,我将真诚和虚心的接受。关键词：矿井开拓 巷道支护 矿井运输与提升 集中大巷 AbstractThe task of this design is to build a new 1.5 million tons shaft for Shuangyashan Dong rong third Mining Administration.This designed mining has five minable Coal Seams, and its average thickness is 8.85 meters, type of coal seam is 1/3 coking coal. This designed field of recoverable reserves is 131.9 million tons. It can mine for 62.9 years, and is divided into two levels.This mine shaft is planed to double indined shaft development method; Layout of gathering main roadway and gallergand mining district eross heading; This design is divided into 6 mining districts included 2 frist mining districts and 2 working faces for the minable capacity. This design is south 1 aboved mining districts, ords 330 days every year. Adapt “four-six” work situation, working face is 180 meters length of circle is 0.6meters, and times is 9 one day with retreating working.This design is recording to mine development,haulage,hoisting,and drainage,roadway supporting and so on. Because of my limited working ability and time， there must be lots of faults in this design. I pleasd with dirextors point them out and redify it, and I will accept it sincerely and humblely.Key words:Mine development Roadway supporting Mine haulage and hoisting gathering main roadway 目 录摘 要IAbstractII绪论- 1 -第1章 井田概况及地质特征- 2 -1.1 井田概况- 2 -1.1.1 交通位置- 2 -1.1.2 地形地势- 2 -1.1.3 气象及地震情况- 3 -1.1.4 矿区及邻矿的生产建设和规划情况- 3 -1.1.5 矿区的经济情况- 3 -1.2 地质特征- 3 -1.2.1 矿区范围内的地层情况- 3 -1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造- 4 -1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征- 5 -1.2.4 岩石性质、厚度特征- 6 -1.2.5 井田内的水文地质情况- 6 -1.2.6 瓦斯、煤尘及煤的自燃性- 7 -1.2.7 煤质、牌号及用途- 8 -1.3 勘探程度及可靠性- 8 -第2章 井田境界 储量 服务年限- 9 -2.1 井田境界- 9 -2.1.1 井田周边情况- 9 -2.1.2 井田境界确定的依据- 9 -2.1.3 井田未来发展情况- 9 -2.2 井田储量- 9 -2.2.1 井田储量的计算- 9 -2.2.2 保安煤柱的设计方法- 9 -2.2.3 储量计算方法- 10 -2.2.4 储量计算的评价- 11 -2.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限- 12 -2.3.1 矿井工作制度- 12 -2.3.2 设计生产能力和服务年限- 12 -2.3.3 矿井服务年限的确定- 12 -第3章 井田开拓- 14 -3.1 概述- 14 -3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述- 14 -3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素- 14 -3.1.3 确定井田开拓方式的原则- 14 -3.2 矿井开拓方案的选择- 15 -3.2.1 井硐形式- 15 -3.2.2 井口位置及坐标- 17 -3.2.3 开采水平数目和标高- 19 -3.2.4 开拓巷道的布置- 19 -3.3 选定开拓方案的系统描述- 20 -3.3.1 井筒形式和数目- 20 -3.3.2 井筒位置及坐标- 20 -3.3.3 水平数目及高度- 21 -3.3.4 石门、大巷数目及布置- 21 -3.3.5 井底车场形式的选择- 23 -3.3.6 煤层群的联系- 23 -3.3.7 采区划分- 23 -3.4 井筒布置及施工- 24 -3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井筒维护- 24 -3.4.2 井筒布置及装备- 24 -3.4.3 井筒延伸的初步意见- 26 -35 井底车场及硐室- 26 -3.5.1 井底车场形式的确定及论证- 26 -3.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度- 27 -3.5.3 通过能力计算- 29 -3.5.4 井底车场主要硐室- 31 -3.6 开采顺序- 32 -3.6.1 沿井田走向的开采顺序- 32 -3.6.2 沿井田倾向的开采顺序- 32 -3.6.3 采区接续计划- 33 -3.6.4 “三量控制”情况- 33 -第4章 采区巷道布置- 35 -4.1 采区概况- 35 -4.1.1 设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱- 35 -4.1.2 采区地质和煤质情况- 35 -4.1.3 采区生产能力、储量及服务年限- 35 -4.2 采区巷道布置- 36 -4.2.1 区段划分- 36 -4.2.2 采区上山布置- 36 -4.2.3 采区车场布置- 39 -4.2.4 采区煤仓形式，容量及支护- 42 -4.2.5 采区硐室简介- 44 -4.2.6 采区工作面的接续- 44 -4.3 采区准备- 45 -4.3.1 采区巷道的准备顺序- 45 -4.3.2 采区主要巷道的断面及支护方式- 45 -第5章采煤工艺- 48 -5.1 采煤方法的选择- 48 -5.1.1 采煤方法选择的制约因素- 48 -5.1.2 采煤方法选择- 48 -5.2 回采工艺- 48 -5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备- 48 -5.2.2 设备选型- 49 -5.2.3 工作面循环方式和劳动组织形式- 51 -第6章 井下运输和矿井提升- 53 -6.1 矿井井下运输- 53 -6.1.1 运输方式和运输系统的确定- 53 -6.1.2 矿车的选型与数量- 53 -6.1.3 采区运输设备的选择- 55 -6.2 矿井提升系统- 55 -6.2.1 矿井提升设备选择及计算- 56 -第七章矿井通风与安全- 58 -7.1 通风系统的确定- 58 -7.1.1 概 述- 58 -7.1.2 矿井通风系统的确定- 59 -7.1.3 主扇工作方式的确定- 59 -7.2 风量计算和风量分配- 59 -7.2.1 矿井风量计算的规定- 59 -7.2.2 矿井风量计算- 59 -7.2.3 矿井风量分配- 62 -7.2.4 风速验算- 63 -7.3 矿井通风阻力的计算- 64 -7.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通风阻力- 64 -7.3.2 矿井等积孔的计算- 68 -7.4 通风设备的选择- 68 -7.4.1 主扇的选择计算- 68 -7.4.2 电动机的选择- 69 -7.4.3 反风措施- 70 -7.5 矿井安全技术措施- 70 -7.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施- 70 -7.5.2 火灾与水患的预防- 70 -7.5.3 其它事故预防- 71 -7.5.4 避灾路线及自救规程规定- 71 -第8章 矿井排水- 72 -8.1 概述- 72 -8.1.1 矿井水来源及涌水量- 72 -8.1.2 对排水设备的要求- 72 -8.2 矿井主要排水设备- 73 -8.2.1 排水方式与排水系统简介- 73 -8.2.2 主排水设备及管路的选择计算- 73 -第9章 矿井主要技术经济指标- 76 -总结- 78 -致谢- 79 -参考文献- 80 -附件1：外文资料翻译译文- 81 -附件2：外文原文- 86 -绪论四年的大学学习，使我对本专业有了很深层的认识与理解，这次设计是对我的一个阶段性的考查和检验。本设计是在毕业现场实习的基础上进行的，通过资料的搜集和现场的经历，选题为双鸭山矿业集团东荣三矿1.5Mt新井设计，设计主要包括图纸和文字说明部分。其中文字说明部分所确定的方案，是经过大量的数据和较多的技术经济比较得出的。设计中主要涉及井田的概况、储量的计算、矿井开拓、采区及巷道布置，还包括矿井运输、提升、通风和排水等系统。本设计矿井采用立井开拓方式，分二水平开采，采用普采工艺，走向长壁采煤法，利用全部垮落法处理采空区。通风方式为中央并列式，风井设在井田中央的上部。排水系统采用中央排水系统，采用“二泵一管”的布置方式。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 本设计的东荣三矿位于黑龙江省集贤煤田的东南端，行政区划分归属集贤县。西南距福利屯48 km ,距双鸭山市为56km。铁路在东荣矿区南部边缘外3km处通过，交通较为方便。详见图11交通位置图。图11 交通位置图1.1.2 地形地势井田属高河漫滩，地势低平，地理位置在三江平原的西南部，地表标高为+55+78m,井田东部有双鸭山，标高为+164.7m, 西依索利岗山，标高为+207.9m,南临完达山，北面广阔平坦。本设计井田内没有大的河流，只几条季节性河流，从西南方向流入本区。近年来，随着工农业生产的发展，在井田内修筑了一些排水渠道，致使地面的湿地面积有所减少。1.1.3 气象及地震情况本设计井田属于寒温带大陆性气候。夏季气温较高为20.1C 23.7C，冬季寒冷，年平均最低气温为-17.4C -23.9C，最低气温可达-35C。年降水量为325.7692.3 mm,年蒸发量为1095.51430.6 mm ,年平均风速为4.14.7 m/s，最大风速可达24 m/s，风向多偏西风。每年十月至次年五月为冻结期，最大冻结深度为1.552.08 mm。井田内没有大地震记载。1.1.4 矿区及邻矿的生产建设和规划情况本矿区南北长4.5 km, 东西宽 3km,面积为13.5km2,东荣矿区总体设计规划用一对井进行开发总规划为：双鸭山矿业集团距本区约42 km, 双鸭山矿业集团现有生产矿井8对，全局共有6817位职工。本井田内没有生产、在建及停闭的矿井，也没有小煤窑，但在井田外的西南方约15km处有正在生产的双鸭山矿务局集贤煤矿。1.1.5 矿区的经济情况本设计矿区的农业，工业基础薄弱，双鸭山矿业集团距本区较近，可以借助老区的力量建设新区，人力资源及材料供应条件都是良好的。双鸭山地区现有区域变电站两座及正在兴建的大型火力发电厂一座。在矿区总体设计阶段，供电方案已达成协议，所以供电站容易解决。1.2 地质特征1.2.1 矿区范围内的地层情况本设计井田的地层走向为EW，倾向为S,倾角为14。地层厚度为450650m。表土及风化带厚度约2063m，表土中无流沙岩。岩层多由细砂岩及中砂岩构成。详见图12煤层综合柱状图。图12 煤层综合柱状图1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造本设计井田范围内的主要地质构造为断层，有极少数的向斜和背斜，其中断层共有7个，铅直地层断距在2080m之间，都是倾向断层。详见表11 断层特征表。表11 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（m）1F48斜交N20E80SE60逆170340全区可靠2F45斜交N25E75S58逆95全区可靠3F29斜交N35E30S75正95全区可靠4F20斜交N60E20S30逆95全区可靠5F9斜交N20E25S45S逆95全区可靠6F10斜交N55E32S20S逆95全区可靠7F12斜交N19-47WN48-60E30逆15全区可靠区内构造形态以南西向倾斜的单斜和断裂为主，断层又以 NW向SE倾斜，并行排列的张扭正断层为主，在5、6线之间5B处有一条背斜，无岩浆侵入体。 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征设计井田内有五层可采煤，煤层赋存不太深，倾角在12 14，详见表12煤层赋存特征表。表12 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12#301002030泥岩粉沙岩气-肥气煤中硬1.4较稳定1.71424#粉沙岩粉沙岩焦煤中硬1.37较稳定1.51339#中细岩细砂岩焦煤中硬1.4较稳定2.213.5312#中细岩细砂岩焦煤中硬1.4较稳定1.912.5414#泥岩细砂岩焦煤中硬1.4稳定1.55141.2.4 岩石性质、厚度特征各煤层顶底板的厚度一般都大于8m,煤层顶板多为粉砂岩，细砂岩；底板多为砾岩及粉砂岩。1.2.5 井田内的水文地质情况本设计井田范围内地形大部分属漫岗，标高在+80+120m之间，井田西部及南部为丘陵水文地质区，北部及中部为河谷水文地质区。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。详见煤层特征表1-2；岩石的物理性质指标表 1-3；岩石力学强度指标表1-4。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2.70-2.802.10-2.701.0-10.00.5-3.00.44-0.54表1-4 岩石力学强度指标表抗压强度c(MPa)抗拉强度t(MPa)摩擦角()内聚力C(MPa)砂岩20-2004-2535-508-40泥灰岩10-1002-1015-303-20由资料提供的涌水量可以看出，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。1.2.6 瓦斯、煤尘及煤的自燃性矿井瓦斯绝对涌出量为6m3/min，相对涌出量为1.43m3/t，属低瓦斯矿井。煤的自燃发火期为68个月。1.2.7 煤质、牌号及用途本设计矿井内煤属低磷、低硫、中低灰分的焦煤和1/3焦煤，其中1/3焦煤占40%，发热量一般在65007500k。1.物理性质：井田内煤层多为半亮煤及半暗煤，水平层状构造，垂直节理发育，结构致密，玻璃光泽，距状或平面断口，含有少量的木质镜煤、丝炭，且发鲜红色，形态分子结构不归整，镜下可见无机物，有石英碎屑及菱铁矿物等。比重在1.381.50g/cm3之间，摩氏硬度约3。2.化学性质及煤种：其煤质变化规律符合希尔特定律： (1)煤的变质程度随着深度的增加而提高。(2)挥发分随着深度的增加而降低，上部的2#、4#两层为1/3焦煤，下部的9#、12#、14#三层均为焦煤。3.煤的工艺特性：煤层属中低灰份，灰份多为内在灰份，系二氧化硅、氧化铁等，氧化镁、氧化钙较少，故灰熔点可达1250以上。4.用途：一般作为配煤炼焦使用。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。勘探程度详见下表 如表1-5 表1-5 勘探程度表时间施工单位勘探程度钻孔利用钻孔孔数米数孔数米数1984204勘探队精查187091.68187091.681988204勘探队精查4814189.114412708.68总计24589270.6123485435.30第2章 井田境界 储量 服务年限2.1 井田境界2.1.1 井田周边情况本设计井田北部以断层F48为界，南部以人为边界定界，西以-700m标高为界，东以煤层露头线为界。南北走向长平均4.5km，东西倾向宽3.0km，面积约13.5km2。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.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。2.1.3 井田未来发展情况本设计井田有七条断层，在生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，煤层赋存条件较好，采用新技术防治矿井瓦斯，产量会有较大的提高幅度。2.2 井田储量2.2.1 井田储量的计算参加储量计算的煤层有2#、4#、9#、12#、14#共五层煤。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。倾角在2545，能利用储量厚度选用0.60m,暂不能利用储量选用0.500.60m。2.2.2 保安煤柱的设计方法在井田范围内，宜采用垂直剖面法，对于那些形状规整，且长轴与煤层走向或倾向平行建筑物和构筑物，留设保护煤柱的圈定保护边界。1.立井井筒保护煤柱设计：采用垂直剖面法；（见开拓剖面图）2.工业场地保护煤柱：按照数字标高投影法，工业场地压煤近似为梯形。工业广场保护面积包括工业产地内为煤炭生产直接服务的工业厂房、服务设施和围护带，围护带的宽度为20m，煤按岩层移动角圈定。3.煤层内煤柱：按照规范规定，一般井田边界煤柱40m，河流保护煤柱为河床两侧各40m，大的断层一侧留煤柱1540m，有时也要根据具体的情况而定。4.煤柱留取尺寸：设计时候，区段运输平巷和轨道平巷之间留设区段煤柱，不小于815m，厚煤层不小于1520m。采区边界一般留设宽度20m左右。本设计断层煤柱留取尺寸如：断层落差很大，断层一侧煤柱宽度不小于30m；落差较大的断层一侧煤柱一般为1015m；落差较小的断层通常可以不留设断层煤柱。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)各煤层在露头处留设20 m保安煤柱；(2)边界断层留设20 m保安煤柱；(3)井田内部断层留设20 m保安煤柱；(4)河流两侧各留设20 m保安煤柱；(5)地面建筑物留设50 m保安煤柱。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。式中 工业储量，Mt； 井田总面积，m2； 煤层平均厚度，m；煤层平均视密度，取1.40t/m3；=450030008.851.4/cos140 =172.4Mt块段面积在1：5000的煤层储量计算图上用电子求积仪求得，块段倾角采用余切尺量得。2.2.4 储量计算的评价本设计井田内煤层发育良好，厚度较稳定，倾角绶倾，井田范围内大的构造控制可靠，水文地质条件交好，储量计算较为可靠。煤层储量见表21。表21 煤层储量见表水平煤层工业储量A+B+C万t工业场地 断层开采损失井田境界合计可采储量（万t）2#1324.6439.7266.226.48178.8311.21013.44#1168.835.0658.423.38157.81274.68894.19#1714.251.4385.7134.3231.4402.81311.412#1480.544.474.0129.6199.8347.81732.614#1207.836.260.424.2163283.8923.96合 计6896206.8344.8137.9930.91620.552752#1986.9659.699.339.7268.21466.91520.034#1753.352.587.735.1236.7412.031341.279#2571.477.1128.651.4347.16604.31967.112#2220.766.611144.4299.8521.91968.814#1811.654.39.0.636.2244.5425.71385.9合 计10344310.2517206.8139724517913总 计172.4 Mt 40.5Mt131.9Mt2.3 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，结合本矿的实际情况，拟制定工作制度如下：设计年工作日330d，日提升16h，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. 确定矿井生产能力的重要因素其中储量是指工业储量中可采部分。矿井与水平服务年限计算公式：式中 矿井的设计服务年限，a； 矿井生产能力，Mt/a； 矿井设计的可采储量，万t； 矿井储量备用系数，取1.4；2.设计生产能力设计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，还应考虑当前及今后市场的需煤量。根据本设计井田的实际情况，初步拟定了三种矿井年生产能力方案，具体如下：方案A：1.5 Mt/a；方案B：0.9 Mt/a；方案C：0.6 Mt/a；上述三种方案，具体选择哪一种，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： 1.5 Mt/a 62.9a方案B： 0.9Mt/a = 104a方案C： 0.6Mt/a = 157a参照煤矿工业矿井设计规范规定，方案A较合理。即：本设计矿井生产能力：A1.5Mt/a，矿井服务年限 62.9a。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的东荣三矿与东荣二矿相邻，东荣二矿是采用立井方式开拓。3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素 1. 该井田煤层埋藏深度为+50m-700m。煤层倾角平均为14，其中2#，4#，9#，12#，14#的层间距分别为30m，100m，20m，30m，根据煤层的分布情况，可以采用集中大巷布置。2.井田所在位置属于丘陵地带，南北侧高，中部平坦，工业场地宜选择在相对比较开阔的阶地上，标高为+80m。3.该矿井所开采的煤层含水量少，一水平直接采用上山开采。4.井田内地质结构简单，没有大，中型地质构造，共计7条断层，大断层设计为井田边界，中央的小断层，由于落差不大对矿区总体设计没有大的影响。3.1.3 确定井田开拓方式的原则1. 必须惯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。2.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。3.合理开发和利用资源，减少煤炭浪费。4. 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。5.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 井硐形式.井筒形式的确定：考虑本设计的东荣三矿的地表及煤层等实际情况，平硐开拓方式技术上不合理，所以直接否定。依据设计井田的地形，地质构造，煤层赋存等因素，提出两种井筒开拓方案，具体情况如图3-1 方案比较示意图。方案I 双斜井开拓 方案II 双立井开拓图3-1 方案比较示意图考虑到立井开拓和斜井开拓的优缺点及适用条件，根据井田的地表情况，地质构造，煤层赋存等因素，适合采用双立井开拓，但从技术上双立井开拓与见效慢，本方案不可取。因此本设计选用方案一。3.2.4 开拓巷道的布置根据煤层埋藏特征和有关规定，并考虑到各煤层的间距较小，宜采用集中大巷，采区联合布置方式，为减少煤柱损失和 保证大巷维护条件，运输大巷布置在14#煤层的下的厚砂岩中，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。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，铺设管线。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。开拓巷道布置方式的选择：根据开采煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为单煤层布置，分煤组布置和全煤组集中布置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。本设计井田的可采煤层为2#、4#、9#、12#、14#煤层，其中9#、12#、14#煤层较近，2#、4#煤层也较近、可以联合开采，各煤层的煤质相痛，不需要分采分运。所以根据本井田的实际情况，本井田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 井筒形式和数目依据本井田的地形地势，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 3-2。图3-2 井筒开拓方案示意图3.3.2 井筒位置及坐标井筒位置就是确定井筒沿煤层走向和倾斜方向上的具体尺寸，并用直角坐标和方位角予以表示，选择井筒位置的条件：1. 井下条件：（1）按运输量确定井筒位置；（2）根据地质条件确定井筒位置；（3）煤柱量；（4）勘探程度和初期工程量；2.地面条件：（1）工业场地占地面积；（2）地形与工程地质条件；（3）煤的运输方向；（4）生产建设与住宅位置；根据本井田的实际情况，并考虑到上述的条件，该设矿井井筒位置设在井田的中央，详见开拓示意图，其井筒井口坐标为：主井：XA: 5193332 YA: 44659712副井：XB: 5193332 YB: 446596363.3.3 水平数目及高度本设计矿井划分为两水平开采，在-250m水平标高处划分一个水平，阶段垂高250m，阶段斜长为1040.1m，在-250m水平标高上布置水平开拓巷道，第二水平标高为-500m，阶段斜长为1100.9m。井田范围内各煤层以-250m开采水平为界，采用上山开采第二水平采用上、下山开采。3.3.4 石门、大巷数目及布置按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。该设计石门断面，矿井运输大巷，回风大巷的断面图见图3-3，图3-4和图3-5。 图3-3 石门断面图图3-4 运输大巷断面图图3-5 回风大巷断面图3.3.5 井底车场形式的选择井底车场指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。井底车场设计是否合理，将直接影响着矿井的安全和生产。根据本设计矿井井筒形式及大巷，石门的布置，结合上述井底车场型式的选择因素，该设矿井采用立式环行井底车场，大巷运煤主要是3t固定式矿车，辅助运输是1.5t固定式矿车，轨距是600mm。3.3.6 煤层群的联系本矿井共有五层煤，即：2#、4#、9#、12#、14#煤层，参见可采煤层特征表及巷道开拓方案示意图。大巷布置在14#煤层的底板岩石中。开采时采用下行式，因此先采2#煤层，其厚度达1.7m，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，结合采区划分原则，根据本井田的具体情况，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 井筒布置及施工3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井筒维护按照规程规定，根据主副井围岩性质，确定主副井筒支护方式如下： 主井井筒：表土段采用混凝土砌碹；煤层段采用料石砌碹；基岩段采用锚喷支护；副井井筒：表土段采用混凝土砌碹；煤层段采用料石砌碹；基岩段采用锚喷支护；3.4.2 井筒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）合理使用断面空间，减少井筒工程量；（2）符合煤矿安全规程，煤炭工业矿井设计规范对运输、通风、管线等布置的要求，满足施工需要；（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；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3-7和图3-8。图3-7主井井筒断面图 图3-8 副井井筒断面图3.4.3 井筒延伸的初步意见开拓延伸的方案的原则：1.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。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.保持或扩大矿井生产能力。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，经过进一步的研究与比较，井筒仍按原有主副井延深。35 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是连接井下运输的枢纽，井下的煤通过井底车场经井筒运至地面，地面的材料和设备通过井筒、井底车场运到各个工作面。排水、通风、动力供应及人员上下等，也必须通过井底车场。而井底车场的形式必须适应井下运输和井筒提升的要求，井筒形式、提升方式、大巷运输方式的不同，井底车场的形式也各异。井底车场形式必须满足下列要求：1.通过能力应比矿井生产能力有30%以上的富裕系数，有增产的可能性；2.管理方便，弯道及交叉点少；3.工程量少，建设投资省，便于维护，生产成本低；4.建设工期短。本矿井设计能力为1.5Mt,年工作日330d，实行四六工作制，每日净提升为16h。矿井采用双立井、二个水平、集中运输大巷的开拓方式，双翼来煤；两采区同时开采。主主井净直径6.5m，装备一对16t箕斗，副井净直径6.5m，装备一对1.5t固定式矿车，双层四车刚性立井多绳罐笼，水平大巷运输采用10t蓄电池电机车牵引3t固定式矿车方式，辅助运输采用1.5t固定式矿车。本设计矿井属低瓦斯、中等涌水量矿井。3.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度 1井底车场线路布置的要求：（1）井底车场线路布置时，应充分考虑各硐室布置的合理性； （2）井底车场的线路主要由主井空、重车线，副井进、出车线和回车线组成，由于通过井底车场的煤种不同，其各线路的数目和长度亦相应不同。（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）线路布置要有利于通风，尽量减少道岔和交岔点。（一）、存车线有效长度的确定： 1.主存车线有效长度的确定： 运输大巷采用固定式矿车列车运输，主井井筒采用箕斗提升多牌号煤种，各牌号煤的空、重车线有效长度应各容纳1.5列车。 2.副井进、出车线和材料车线有效长度的确定 辅助运输采用固定式矿车列车时，大型矿井副井进，出车线有效长度应各容纳1.01.5列车。（二）、存车线有效长度的计算：1.主井空车线、重车线；副井进、出车线： 主井：式中 空重车线长度，m；每列车的矿车数，辆；列车系数，主井取2.0，副井取1.5 ； 一个列车带缓冲器的长度，m；每台电机车长度，m；列车制动距离，一般取815m；电机车数量，台；=1.5203.45+14.9+10=118.4m 副井： =1203.45+14.9+10=83.9m2.井底车场调车线的有效长度 1203.45+14.9+881.9m,故取L85m3.材料车有效长度式中 容纳材料的车数，取15台；材料车长度，为2m；因此 =152=30m；4.线路道岔的计算：序号道岔型号名称辙叉角主要尺寸（mm）质量/KgabLTL01ZDK630/3/6单开18260635482852640014142ZDX630/4/1214渡线1402103660364012920140056002919单开道岔非平行线路联接ZDK630-3-6 = 182606 =45 a=3548mm b=2852mm R=15000mm可得，m、n、H、T、K.=-=27 m=3548+6400sin/sin=7662.9mmM=18254 H=M - Rcos=4532.4mm n=H/sin=15106.6mmKp=R/180=3.144515000/180=11775mm单开道岔平行线路联接 ZDX630-3-6 =182606 a=3548mm b=2852mm R=15000mm T=1400mm 由上式可得： m=8970.5mm n=m-T=7570.5mm渡线道岔线路联接 ZDX630-4-1214 =140210 a=3660mm b=3640mm L=12920mm T=1400 mm L0=5600mm求：、tan=3221.3mm C=S/sin-S/tan0.5=2735.4mm3.5.3 通过能力计算 当井下采用机车运输时，井底车场年通过能力按下式计算：式中 井底车场年通过能力，Mt； 每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载重，t； 每一调度循环时间， min； 每年运输工作时间等于矿井设计年工作日数与生产时间的乘积, min； 1.15运输不均衡系数；因此 ： =25.2（520+315+310）/（1.1519.5）= 196.6Mt通过能力富余系数为196.6/150=1.31，满足设计规范要求。井底车场线路图如图3-8，井底车场调度图表如图3-9图 3-8 底车场线路图图3-9 井底车场调度图表本设计车场能力为1.5Mt/a，井底车场线路布置采用3t固定式矿车运煤，14t蓄电池电机车牵引，每列车内由20辆矿车组成，辅助运输采用1.5t固定式矿车，掘进出煤由副井运至井外，列车在车场平均运行时间S=11.2min，日产量4545t，矸石454515%=681.8t，掘进煤45455%=227.25t，3t固定式矿车运煤量454595%=4317.75t，每日需3t固定式矿车列数为4317.75/（320）=72列。根据矿井矸石量与掘进煤的比例（15%/5%=3/1），确定1.5t煤矸石混合列车由15辆矸石与10辆煤车组成，每列矸石车与煤车载重之比为（1.515）/（1.510）=3/2，故符合要求，每日混合列车数为（681.8+227.25）/（1.515+1.510）=24列，每日进入井底车场的3t固定式矿车数与1.5t混合列车数之比为72/243/1，每一调度循环内有3列3t固定式矿车和1列1.5t固定式矿车组成，每一调度循环时间19.5min，进车间隔4.9min；3t固定式矿车在井底车场平均运行时间为5.6min；1.5t混合列车在井底车场平均运行时间为7.5min。3.5.4 井底车场主要硐室1.主井系统硐室本设计主井系统硐室包括电车机硐室，井底煤仓及箕斗装载硐室、清理井底洒煤硐室及水窝泵房等。硐室的布置，主要取决于地质及水文地质条件。2.副井系统硐室本设计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、中央变电所及等候室等等。中央水泵房和中央变电所应联合布置，以便使中央变电所向中央排水泵房的供电距离最短。为防止进下突然涌水淹没矿井，变电所与水泵房的底板标高应高出井筒与井底车场联结处巷道轨面标高0.5m，水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置闭门。3.其它硐室本设计的其它硐室有调度室、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 开采顺序开采顺序是指矿井采掘工作应有计划、有步骤地按一定顺序进行，做到采掘并举，掘进先行。合理的开采顺序应满足下列要求：1. 提高矿井的劳动生产率，简化巷道布置；合理集中生产，充分发挥机械设备的能力； 2.最大限度地开采煤炭资源；3.保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常接替，以保证矿井持续稳产、高产。 3.6.1 沿井田走向的开采顺序根据本设计东荣三矿的煤层分布及采区划分的具体情况，设计井田两采区同时开采，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，采用走向长壁开采，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。3.6.2 沿井田倾向的开采顺序开采同一煤层内，沿倾斜方向，可分为上行式和下行式开采。本设计矿井属于缓倾斜煤层，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 采区接续计划根据本设计井田的地质条件，以自然断层为界，将该一水平划分为六个采区， 详见本设计矿井的采区接续图表3-10。表3-10 采区接续图表3.6.4 “三量控制”情况 1.开拓煤量：开拓煤量是指井田范围内掘进的开拓巷道所圈定的尚未开采的可采煤量，本设计采用集中大巷和采区石门开拓，按规定，开拓煤量可采期一般为35a。 矿井开拓煤量可用下式计算：式中 开拓煤量，Mt；计算范围内的地质储量，Mt；地质损失，是因为地质及水文地质条件不利所造成的损失，包括含水大、煤层厚度小、断层多等原因不能采出的储量，Mt；永久煤柱损失，Mt；采区回采率，；所以， =6.64Mt ；经计算可采期为4.4a。2.准备煤量：准备煤量是指只开拓煤量范围内已完成开采所必须的采区运输巷道、采区回风巷道，采区上山，区段石门及采区车场等掘进，掘进工程所圈定的可采储量，也就是矿井已生产和准备的采区含有的可采储量。按规定，准备煤量可采期一般为1年以上。所圈定的可采煤量，可按公式计算：准备煤量（采区走向长度采区斜长煤层平均厚度煤层视密度地质损失呆滞煤量）采区回采率所以，=5.06Mt；经计算可采期为4.4a。3.回采煤量：回采煤量是指准备煤量范围内已被采煤巷道所固定的可采储量。也就是已生产和准备接替的各采煤工作面尚保有的可采储量。按规定，回采煤量可采期一般为6个月以上。式中 回采煤量 已为采煤巷道所固定的可采储量工作面回采率 所以，= 1.01Mt；经计算可采期为0.7a。经过以上计算可“三量”及可采期满足设计规范要求，可以移交生产。第4章 采区巷道布置4.1 采区概况4.1.1 设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱 根据采区布置的要求（1.合理集中生产；2.合理确定采区生产能力；3.良好的经济效果；4.合理的通风和运输）和本矿井的开拓方式、煤层赋存状况以及开采投产的要求，采区的位置及边界见采区布置图，采区煤柱包括采区范围内的巷道煤柱、采区边界煤柱、断层煤柱和隔水煤柱等，根据有关要求和该采区的实际情况，本设计采区为南一上采区，位于井田中部，南北以断层为界，西以+50标高为界。南北走向长1.96km，东西倾斜长1.24 km，面积为2.43km2,煤柱留设如下：大巷两侧保护煤柱留25m，上下山保护煤柱其间宽20m，两侧各留保护煤柱30m，采区边界煤柱宽度留设30m，断层为采区边界时设30m保护煤柱，区段保护煤柱留设20m。露头处留设50m。4.1.2 采区地质和煤质情况本设计南一上采区地质条件比较简单，地质构造简单，岩性以砾岩、灰白色中细岩及黑色泥岩为主，在底部有1-2层是凝灰岩，夹有植物化石，其岩相以湖泊相为主。采区内煤层发育较好，平均厚度为1.77m，视密度为1.40t/m3，采区内煤的灰份一般在20%左右，属于低灰份煤，煤质以气煤为主。4.1.3 采区生产能力、储量及服务年限结合有关要求、技术条件和采区煤层赋存情况，确定同采工作面为1个普采工作面，采区生产能力为72.5Mt/a，各采区的服务年限详见采区接续表。 本设计为普采工作面，日进尺数为5.4m。即：V =5.4330=1782m 所以工作面的年推进度为1782m。本采区生产能力可由下式计算：式中 采区生产能力 采煤工作面长度，m； 工作面推进度，m