采矿工程毕业设计（论文）-双鸭山矿业集团东荣三矿1.8Mta新井设计【全套图纸】 .doc

摘 要本设计为双鸭山矿业集团东荣三矿1.8mt/a的新井设计，共有4层可采煤层，平均总厚度为12.2m，煤的工业片牌号主要为气煤。设计井田的可采储量为166.87mt，服务年限为66.22a，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大巷布置方式。共划分四个采区，其中首采区为一个，投产工作面一个。本设计中设计的采区为南二下采区，采用综合机械化采煤。年工作日为330d，采用“四六”式工作制度，工作面长为220m，每刀进度为0.8m，每日割6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 走向长壁 采煤工艺 全套图纸，加153893706abstractdesign is the shuangyashan group of mining industry the new mine design of straight positive 1.8mt/a of coal mine, possess four coal seam, in average total thickness is of 12.2m, the industrial flat brand of coal is gas coal. the recoverable reserves of design mine field are 166.87mt. length of service is 66.22 a.divide two mining levels to mine. design mine adopts the developing way of two vertical shaft development, gathering main roadway and pick the big alley of district stone door to arrange way. partition 8 pick districts, in which head district is 1, go into operation face 1.design to district is nanerxia district, with full-mechanized coal mining.annual working day are 330 days, with the type duty of 4 and 6 , the working face length is of 0.8m for each knife progress of 220m, cut 6 knives everyday. hoist is main shaft adopting ji cup promotion, associate mine is promoted with cage. key words：recoverable reserves longwall coal mining method mining technology目录摘 要iabstractii目录iii绪论1第1章 井田概况及地质特征21.1 井田概况21.1.1 井田位置及范围21.1.3 气象和地震31.1.4 本矿区及邻矿区煤炭生产建设及规划情况31.1.6 矿区经济概况31.1.6 井田区及邻区经济状况31.2 地质特征41.2.1 矿区范围内的地层情况41.2.2 煤层赋存状况及可采煤层特征41.2.3 岩石性质、厚度特征81.2.4 水文地质情况81.2.5 瓦斯、煤尘及煤的自燃性91.2.6 煤质、牌号及用途91.3 勘探程度及可靠性10第2章 井田境界、储量、服务年限112.1 井田境界112.1.1 井田境界确定的依据112.1.2 井田周边情况112.1.3 井田未来发展情况112.2 井田储量112.2.1 井田储量的计算112.2.2 保安煤柱122.2.3 储量计算方法122.2.4 储量计算的评价132.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限142.3.1 矿井工作制度142.3.2 矿井生产能力的确定142.3.3 矿井服务年限14第3章 井田开拓153.1 概述153.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述153.1.2影响本井田设计矿井开拓方式的因素及具体原因153.2 矿井开拓方案的选择153.2.1井硐形式和井硐位置153.2.2井硐的位置173.2.3开采水平的数目及标高183.2.4开拓巷道的布置193.3 选定开拓方案的系统描述193.3.1井筒形式和数目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203.3.5井底车场的形式及选择223.3.6 煤层群的联系223.3.7 采区划分233.4 井筒布置和施工233.4.1 井筒穿过的岩层性质及井硐支护233.4.2 井筒布置及装备233.4.3井筒延深意见253.5 井底车场及硐室253.5.1井底车场形式的确定及论证263.5.2 井底车场的布置，存车线路，行车路线布置长度263.5.3 井底车场通过能力验算283.5.4 井底车场主要硐室303.6 开采顺序303.6.1沿煤层走向的开采顺序303.6.2沿井田垂直方向的开采顺序313.6.3采区接续计划313.6.4 “三量”的控制31第4章 采区巷道布置334.1 采区概述334.1.1采区布置的要求334.1.2设计采区的位置、边界，范围及采区煤柱334.1.3采区的地质和煤层情况334.1.4 采区的生产能力、储量和服务年限344.2 采区巷道布置344.2.1 区段划分344.2.2 采区上山布置354.2.3 采区车场布置354.2.4煤仓形式，容量及支护414.2.5采区硐室简介424.2.6 回采工作面的接续424.3 采区准备434.3.1 采区巷道的准备顺序434.3.2采区主要巷道43第5章 采煤工艺465.1 采煤方法的选择465.1.1采煤方法选择的制约因素465.1.2采煤方法选择465.2 回采工艺465.2.1回采工作面的工艺过程及使用的机械设备465.2.2设备选型475.2.3选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式48第6章 井下运输和矿井提升506.1 矿井井下运输506.1.1 运输方式和运输系统的确定506.1.2矿车的选型与数量506.1.3 采区运输设备的选择516.2 矿井提升系统526.2.1 主井提升设备选择52第7章 矿井通风与安全547.1 矿井通风系统的确定547.1.1 概述547.2 风量计算与风量分配557.2.1风量计算557.2.2.风量分配577.2.3风量的调节方法与措施587.3 矿井通风阻力的计算597.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通风阻力597.3.2 矿井通风阻力的计算597.4 通风设备的选择617.4.1主扇的选择计算627.4.2矿井等积孔计算637.4.3电动机的选择637.5 矿井安全技术措施637.5.1预防瓦斯及煤尘爆炸637.5.2火灾与水患的预防647.5.3其他事故的预防647.5.4避灾路线及自救规定65第8章 矿井排水668.1 概述668.1.1矿井水来源及涌水量668.1.2对排水设备的要求668.2 矿井主要排水设备678.2.1排水方式与排水系统简介678.2.2主排水设备及管路的选择计算67第9章 矿井主要技术经济指标71总结73致谢74参考文献75附录176附录28482绪论本次设计为毕业设计，对于我们即将结束大学生活的学生来说，不论是工作还是继续深造都有着深刻的意义。因为这是对我们大学四年来所学知识的一次大检阅，使我们对自己所学的专业知识形成一个系统，对整个矿井有一个全局的认识和观念。本毕业设计为新井设计，要求我们对矿井的每一个系统进行设计，对矿井的每个系统有个较全面的认识，使我们在工作或继续深造中更好地施展自己的才华和能力。第1章 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1 井田位置及范围本井田位于黑龙江集贤煤田东南端，西南距福利屯48km，经福利屯到双鸭山矿业集团所在地双鸭山市56km，福利屯到福锦县公路穿过本井田。福前铁路在东荣三矿矿区南部边缘外约3km处通过，交通比较便利，见图1-1。图1-1 交通位置图1.1.2 地势和河流本井田处于三江平原的西南部，地势低平，属高河漫滩。地面标高为5078m。井田南邻完达山北麓；东部有双山子，标高164.7m；西依索利岗山，标高为207.9m；北面广阔平坦。 本井田内只有季节性河流从西、南两个方向流入本区，没有大的河流。近年来随着农业生产的发展，在井田内修筑了一些排水渠道，致使湿地面积有所缩小。1.1.3 气象和地震本地区夏季气温较高，年平均最高气温为20.123.7；冬季寒冷，年平均最低气温为17.423.9，最低气温可达35。每年十月至次年五月为冻结期，最大冻结深度为1.552.08m。年降水量325.7692.3；年蒸发量1095.51460.6，年平均风速4.14.7m/s，风向多偏西风。根据国家地震局资料，集贤及其邻区地震裂度在6以下，过去无强烈地震记载。1.1.4 本矿区及邻矿区煤炭生产建设及规划情况本矿井内没有生产、在建及停闭矿，也没有小煤窑等。本矿区东西宽811km,南北长23km，面积为230km2。东荣矿区总体设计规划用四对井进行开发，总规模达5.1mt/a。1.1. 矿区经济概况本区工业基础较薄弱，但是，双鸭山矿业集团距本区较近，人力来源及材料供应条件都是良好的，可以借助老区力量建设新区。 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，供电电源方案已达成协议，供电电源容易解决。1.1.6 井田区及邻区经济状况区内以农业为主，种植少量经济作物如黄烟等。井田邻近的河砂、砾岩及火山碎屑岩，可供建筑之用。在井田的北侧有青山萤石矿正在开采，可供炼钢催化剂之用。1.2 地质特征1.2.1 矿区范围内的地层情况本井田构造属三江盆地内的缓摈集陷带，位于三江盆地的西部。三江盆地是中生代以来的一个断陷凹陷地，区域构造属新华夏系第二隆起带，北段由一些北北东向展开的次一级隆起带和凹陷带组成。由于本井田处于区域性三种构造应力场的复合部位，应力集中构造较为复杂，特别是北部背向斜处构造对煤层的破坏较大，煤的变质程度有所提高，断层多为压扭性断裂，导水性能差。井田主要构造分述如下：1.断层，见表1-1所示。表1-1 断层落差及发育表序号名称性质产状落差（m）倾角（0）断点可靠度1f48逆ne20017034060可靠2f9逆ne3504013073可靠3f29逆ne310509671可靠4f45正ew700152570可靠5f84逆ne450可靠6f72正ne670102030可靠7f10逆ns1460406073可靠2.岩浆活动本井田内的岩浆岩为燕山期产物，以侵入为主，大多呈岩脉及岩床侵入于晚侏罗纪煤系地层中。其中以中性石英闪长岩，基性辉绿岩玄武岩为主。岩浆岩主要分布在f9断层与精查线之间，或岩床侵入煤层中，使煤层局部变质。1.2.2 煤层赋存状况及可采煤层特征本井田开采之煤层主要位于侏罗系，含煤性好，主要可采厚度12.2m，地层总厚度700m，含煤系数5.27%。本区煤层发育较稳定，标志层清楚，物性特征明显，煤岩层相对可靠。可采煤层特征如下：4#煤层：全区发育且较稳定，煤层结构较复杂，厚度较大，有46个夹石成互层状，肉眼鉴定为半亮半暗型，块状。由南向北，由东向西增厚，煤层厚度为3.03.4m,平均厚度为3.2m，岩性多为炭质泥岩，煤层顶板为粉砂岩，细砂岩，底板为粉砂岩及含炭质粉砂岩。煤层有露头，在0m标高之上不可采。6#煤层： 该煤层基本上全区发育，结构单一，仅在井田南部的浅部局部不可采，煤层的开采厚度在2.83.2m之间，平均厚度为3.0m，赋存较稳定，煤层顶板多为粉砂岩，底板多为粗砂岩。煤层有露头，在10m标高之上发育不稳定，煤变质程度较高，有风化现象。13#煤层：煤层大部可采，厚度稳定，可采厚度2.52.9m，平均厚度2.7m。可采范围内煤层南西薄，向北东增厚，结构属单一煤层，局部有薄层炭质泥岩或粉砂岩夹层石，有时呈煤与煤泥岩互层状出现，与物性反映正相温和。顶板为粉砂岩，细砂岩及中砂岩，底板为细砂岩，砂岩。17#煤层：该层在全井田大部分区域发育，煤层在断层f9之后，逐渐变薄，结构单一，煤层厚度在3.23.4m，平均厚度为3.3m，煤层顶板为粉砂岩，底板为细砂岩。煤层有露头，其中露头煤质不稳定，且在0m标高之上的煤不可采。具体各煤层厚度、结构和顶底板情况分层见表1-2、图1-2所示。 表1-2煤层特征表煤层煤厚层间距稳定性结构发育程度顶板底板露头情况范围平均4#3.03.4m3.2m22m较稳定单一全区发育粉砂岩细砂岩粉砂岩有6#2.83.2m3.0m较稳定复杂全区发育粉砂岩粗砂岩有70m13#2.52.9m2.7m较稳定单一大部发育粉砂岩中砂岩细砂岩有27m17#3.23.4m3.3m较稳定单一大部发育粉砂岩细砂岩有图1-2 煤层综合柱状图1.2.3 岩石性质、厚度特征 表1-3 岩石主要物理力学性质指标表名称视密度kg/cm3孔隙度抗压强度102 kg/cm3抗拉强度102 kg/cm3变形模量102 kg/cm3弹性模量kg/cm3砂岩2.02.65252200.50.40.58110砾岩2.32.65151150.21.50.8828泥灰岩2.72.851.65.212.830.62.027510灰岩2.22.75205200.52.018510页岩2.02.416301100.21.013.528石英2.652.70.120.515351.03.06206201.2.4 水文地质情况1、井田内各地段的水文地质特征各有不同，现分述如下：第三系孔隙含水层：在井田内广泛分布。其厚度发育规律为由东南往西北逐渐增厚，向东变薄。涌水量为0.0010.83 l/sm。第四系孔隙含水层：本井田广泛发育，除山坡地区较薄外，其余均很厚。发育规律为：由南往北逐渐增厚。水的主要补给来源是大气降水及山区地下水。涌水量为0.7057l/sm。基底岩层裂隙水：分布于低山和丘陵地带。由花岗岩、安同山岩及变质岩等组成。对煤系裂隙含水带补给量甚微，而且对矿床充水无影响。煤系裂隙含水带：本含水带是直接充水含水层。它与第三系有水力联系，但很微弱。2、井田内的主要隔水层有第四系顶部粘土、亚粘土、中部粘土，亚粘土层和第三系泥岩、砂岩层。3、地面水及各含水层之间的水力联系 本井田煤系裂隙含水带补给条件不好，富水性较小。矿井在开采初期，矿井涌水量最大。在开采过程中，排水将以疏干煤系风化裂隙带的储水量为主。随着开采的不断进行，水的静储量逐渐消耗，矿井的涌水量将会逐渐减少，并趋于相对稳定状态。1.2.5 瓦斯、煤尘及煤的自燃性本矿井属于低瓦斯矿井，相对涌出量1.43m3/min，绝对涌出量为4.65 m3/min，煤尘无爆炸危险，煤层亦无自燃倾向性。随着开采深度的延伸，瓦斯涌出量大会给矿井的安全生产带来一定的困难。本矿井瓦斯取样的控制深度为340.5933.2m，一般为6.448.95，瓦斯成份及含量均很低。在737.5m深以上，瓦斯成份为0.7536.75；在900.4933.2m深度为28.1845.26；平均为34.3137.05。由于地质报告没有明确提出矿井的瓦斯等级，所以，本设计只能根据上述数据进行分析，初步确定本矿井初期的瓦斯等级为低瓦斯矿井，并没有煤尘爆炸危险和自燃发火倾向。本矿井的恒温带温度为5.6，深度为20m。500m水平的平均地温为19.5；700m水平的平均地温为25.3。煤层顶底板岩石主要为粉砂岩和细砂岩，抗压强度一般在5001100kg/cm2。1.2.6 煤质、牌号及用途1、煤种及其变化本矿井煤的挥发份一般大于40，属低变质煤。煤种主要为气煤、长焰煤次之，煤种在垂直方向上无明显变化。2、煤的有害成分灰分：本井田煤的灰分含量（ag）为10.9624.45，多属中低灰分煤层。硫：各煤层硫的含量均很低，原煤全硫（sgq）为0.10.41，属特低硫煤。3、发热量各煤层煤的平均发热量（qfd）为63066849大卡/kg。4、元素分析煤的元素组成稳定，属低腐质煤。各煤层碳（cr）的平均含量为80.8482.66；（hr）的平均含量为5.325.86；（or）的平均含量则为10.6112.62。5、可选性所有煤层的煤均属于易选到中等可选。6、工业用途评价本井田原煤按现行煤炭实用分类法，属于气煤，由于本区气煤低灰、低磷、低硫，具有一定的胶质层厚度，所以，本矿井原煤经洗选加工后可作为优良的配焦和化工精煤，副产品可供动力及民用1.3勘探程度及可靠性在井田范围内，由于地质构造简单，煤层赋存稳定，其勘探程度较精确。第2章 井田境界、储量、服务年限2.1 井田境界2.1.1 井田境界确定的依据1.以大的断层和勘探边界为井田边界；2.以保证井田的合理尺寸，及与邻近矿区处理好关系。2.1.2 井田周边情况井田北部以断层f48为界，南部以自然边界河流为界，西面以-650m标高为界，东以煤层的天然露头为界。井田走向4.5km,倾向2.9km,井田面积约13.05km2。2.1.3 井田未来发展情况本井田煤层埋藏较浅，倾角较小，由于井田内几条断层的影响，所以随着技术的进步和勘探水平的全面提高，井田范围内的储量会越来越精确，可能在更深部发现可采煤层。2.2 井田储量2.2.1 井田储量的计算设计井田范围内参加储量计算的煤层有4#、6#、13#、17#四层，各煤层储量计算边界与井田境界基本一致。矿井储量是指矿井内所埋藏的数量，具有工业价值的煤炭数量。它不仅包含着煤矿在地下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田的勘探程度及开采技术条件。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。2.2.2 保安煤柱参照保护煤柱的设计原则如下：(1)通常，保护煤柱应根据受护面积边界和移动角值进行圈定。(2)地面受护面积包括受护对象及周围的受护带。(3)当受护边界与煤层走向斜交时，根据基岩移动角求得垂直与受护边界方向的上山方向移动角和下山方向移动角，然后再确定保护煤柱。(4)立井保护煤柱应按其深度，用途，煤层赋存条件和地形特点留设。为了安全生产，本设计矿井依据煤矿安全规程，结合本矿井的实际情况，留设保安煤柱如下：1.各煤层在露头处留设30m保安煤柱；2.边界断层留设50m保安煤柱；3.井田内部断层留设30m保安煤柱；4.地面建筑物留设50m保安煤柱。 按以上方法计算得：工业广场煤柱损失：11.27mt； 断层、地面、边界保安煤柱损失：42.45mt；总损失量：53.72mt。2.2.3 储量计算方法计算公式如下：块段储量=块段面积平均倾角余割块段平均厚度煤的视密度。根据原东荣立井初步设计储量诸图，通过计算知本井田工业储量为220.58mt，各煤层工业储量等各种储量见表2-1。水平煤层工业储量（万t）煤层损失量可采储量（万t）工业场地（万t）井田境界（万t）断层（万t）开采损失（万t）合计损失（万t）第一水平4#6#13#17#2189.682052.821847.542258.10111.97109.9798.97120.97170.62159.96134.96159.46250.59229.93215.95269.42204.74192.57172.74211.13533.18499.86449.88549.851656.501552.961397.661708.25合计8348.14441.88625965.89781.182032.776315.37第二水平4#6#13#17#3596.033371.273034.153708.40183.88172.39147.96180.6280.20254.48214.26261.87411.55394.03376.8460.53336.23315.21283.69346.73875.63820.9738.829032720.402550.372295.332805.40合计13709.85684.631010.811642.911281.863338.3510371.5总计22057.991126.511635.812608.82063.045371.1216686.87表2-1 可采煤层储量计算表 计算公式如下： 式中 可采储量；工业储量；永久煤柱损失；矿井回采率。经各煤层可采储量计算，汇总计算出本设计井田可采储量为166.87mt。损失率：24.35%。2.2.4 储量计算的评价本设计井田的煤层发育良好，厚度较稳定，倾角小，井田范围内大的构造控制可靠，水文地质条件较好，储量计算较为可靠。2.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限2.3.1 矿井工作制度 本设计矿井年工作日330d，矿井每日净提升16h，采用四六制工作制度，三班生产，一班准备。2.3.2 矿井生产能力的确定矿井生产能力的大小应根据井田储量、煤层赋存状况、地质条件等情况来确定，还应该考虑到当前及今后市场的需煤量、技术装备和管理水平等。根据本井田的实际情况，初步拟定三种矿井年生产能力方案，具体如下： 方案a：1.8mt/a；方案b：2.4mt/a；方案c：1.2mt/a。上述三种方案，具体选择哪一种，还应该根据矿井服务年限来确定。2.3.3 矿井服务年限 矿井服务年限计算公式如下：式中 矿井设计可采储量，mt；矿井生产能力，mt/a；矿井储量备用系数，=1.31.5。 根据本矿井实际情况，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：1.8mt/a =166.87/（1.81.4）=66.22a；方案b：2.4mt/a =166.87/（2.41.4）=49.66a；方案c：1.2mt/a =166.87/（1.21.4）=99.33a；参照煤炭工业矿井设计规范规定，方案a较为合理，即：矿井生产能力为1.8mt/a；矿井服务年限为t=66.22a。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东荣三矿与东荣二矿相距较近，东荣二矿为双立井开拓。3.1.2 影响本井田设计矿井开拓方式的因素及具体原因1.本井田所在位置属于丘陵地形，工业场地宜选择在相对比较开阔的平地上，标高为60m。2.煤层构造相对简单，无大、中型构造，其中大断层为井田边界，中央的小断层对矿区的总体布置没有太大的影响。3.井田内煤层埋藏深度为50-650m，煤层倾角13左右，其中4#、6#、13#、17#各煤层间距分别为：22m、70m、27m。总体来说，煤层相对集中，可采用分层组联合布置开采。3.2 矿井开拓方案的选择3.2.1井硐形式和井硐位置.井筒形式的确定根据东荣三矿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。现依据东荣三矿井田的地形，地质构造，煤层赋存等因素，提出两种井筒开拓方案，具体情况如下：方案i双斜井开拓方案双立井开拓以上两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。技术评价：本井田一水平设在250m水平标高。根据煤层的赋存情况可采用双斜井开拓。东荣三矿井田赋存深度为50-650m，在技术上是可行的。（2）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.井筒为圆形断面结构合理，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：与斜井优点相对应。适用条件：煤层赋存深度200-1000m，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，采用双立井开拓方案可行。东荣三矿井田的地表，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。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。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.井口位置接近井田边界，井下为双翼生产，易于保证矿井产量；2.第二水平、第三水平石门工程量小；3.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.井口位置接近井田中央，井下为双翼生产，易于保证矿井产量；2.立井安装速度快，检修容易，能耗低；3.井筒延伸方便；4.初期投资省；5.井上运输距离短，营运费用低。1.工业场地压煤量较大；2.井下存在反向运输；3.第二水平的石门较长。表3-2 方案费用比较表方案项目名称方案一方案二基建费用（万元）立井开凿322282.95石门运输87.635.2井底车场110190生产费用（万元）立井提升268.7584.1石门运输518.3184.9总计（万元）1306.61277.15依据上述各种方案比较，得知双立井开拓最经济。3.2.2井硐的位置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。3.2.3开采水平的数目及标高根据本井田的实际情况及划分水平的规定，现确定水平划分方案如下：方案一：三水平开采 水平标高-250m,500m,-650m 阶段垂高300m,250m,150m 一水平储量63.15mt 二水平储量52.63mt 三水平储量31.58mt 一水平服务年限25.06a 二水平服务年限20.89a 三水平服务年限12.53a 服务年限58.48a方案二：两水平开采 水平标高250m,500m 阶段垂高300m，250m 一水平储量63.15mt 二水平储量103.72mt 一水平服务年限25.06a 二水平服务年限41.16a参照上述两种方案的各项数据，各方案评价如下：方案一：该方案的二、三水平服务年限太短，不能充分地利用矿井资源，不符合相关规定，本方案不可取。方案二：该方案一水平上山开采，二水平上下山开采，各项指标均符合相关规定，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。根据煤层埋藏特征和煤炭工业矿井设计规范的有关规定，并考虑到各煤层的间距较小，宜采用集中大巷，为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，运输大巷布置在17#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。本设计井田的可采煤层为4#、6#、13#、17#煤层，4#与6#煤层，13#与17#煤层较近，可以分组联合开采，各煤层的煤质相同，不需要分采分运。3.3 选定开拓方案的系统描述3.3.1井筒形式和数目根据井田的地形地势，煤层赋存，地质构造等因素，与第二节中井筒形式确定方案的技术分析和经济比较，本矿井采用双立井开拓。详见井筒开拓方案比较示意图3-1、图3-2。方案一：双立井开拓；图3-1 双立井开拓方案图方案二：双斜井开拓。图3-2 双斜井开拓方案图3.3.2井筒位置及坐标根据本井田的实际情况，以及选择井筒位置的条件，本设计矿井井筒位置详见开拓示意图，主井标高为62m，副井标高为60m，两井筒的地理坐标分别为：主井：x=5193151、y=44659308副井：x=5193070、y=446593693.3.3.水平数目及高度水平设置总的原则是尽量加大一个水平的开采范围、资源储量、服务年限，同时尽量减少水平的设置。基于以上原则，根据本井田煤层赋存条件，地质构造等因素，合理的水平划分方案的技术分析和经济评价，本设计矿井在250m水平标高处划分一水平，阶段垂高300m，在250m水平标高布置开拓巷道，第二水平标高-500m。井底车场及各类硐室、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。该设计矿井石门断面、大巷断面的各项内容见图3-3、图3-4。图3-3 石门断面图 图3-4 大巷断面图3.3.5井底车场的形式及选择由于井筒形式，提升方式，大巷运输方式及大巷距井筒的水平距离等不同，井底车场的形式也各异。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。根据本设计矿井井筒形式及大巷，石门的布置，结合井底车场型式的选择因素，本设计矿井采用环形刀式井底车场，大巷运煤主要是3t底卸式矿车，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四层煤，即：4#、6#、13#、17#煤层，参见可采煤层特征表1-2。4#与6#、13#与17#煤层间距较小，因此可以采用分层组联合开采。运输大巷布置在17#煤层的底板岩石中。开采时采用下行式，因此先采4#煤层，其厚度达3.2m，可满足达产要求。3.3.7 采区划分在本井田内，由于有f48、f45、f29、f84 、f9断层的存在，井田划分成采区时，结合采区划分的原则，以井田内断层为边界，从而划分的具体情况见图35。图3-5 采区划分示意图3.4 井筒布置和施工3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井硐支护 参见综合柱状图1-2，本设计矿井井筒穿过的岩层性质如下：基岩段：细砂岩、砂砾岩。根据主副井围岩性质，并按相关规定，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3.4.2 井筒布置及装备 井硐布置应综合考虑井筒围岩性质，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；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。根据本设计矿井年产量、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。主、副井井筒断面图见图3-6、图3-7。主井井筒具体特征： 井筒直径6.5m，是混凝土静壁，罐道规格为钢槽（222b），粱层间距为4000mm，提升容器为一对16t箕斗，充填厚度为500mm。 副井井筒具体特征： 井筒直径为6.5m，提升容器为一对1.5t矿车双层四车罐笼，罐道粱层间距为4000mm。3.4.3井筒延深意见根据本设计矿井水平划分方案，本设计矿井主副井筒从地面布置到一水平后需要延伸。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、井底车场的通过能力，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、简单，管理方便，弯道及交叉点少；3、安全，符合有关规程、规范要求；4、工程量少，建设投资省，便于维护，生产成本低；5、方便，建设工期短。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、出车线和回车线组成，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）底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题。2.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 列车数目；每列车的矿车数； 每辆矿车带缓冲器的长度； 机车数； 每台机车的长数；附加长度，取10m。 =1.5234+14.5+10=152.5m 副井： =1302+14.5+10=74.5m（2）井底车场调车线的有效长度 =1234+14.5+8=65.5m故取=70m（3）材料车有效长度式中 材料车数；每辆材料车带缓冲器的长度；设备车数；每辆设备车带缓冲器的长度；因此 l=102+32=26m（4）人车线有效长度式中 列车数目；每列车的人车数；每辆车带缓冲器的长度；每台机车的长度；附加长度，取10m。因此 =1152+4.5+10=44.5m（5）线路道岔的计算表33 道岔型号特征表序号道岔型号名称辙叉角主要尺寸（mm）质量abltl01zdk930/7/40单开80748515680351320026252zdx930/4/1522渡线14021039424858166842000900035533zdc930/4/20对称1402102300485871221366单开道岔非平行线路联接zdk930-7-40, =80748，=45，a=5165mm，b=8035mm，r=25000mm可得，m、n、h、t、k。 =37t=8364mmmmm=23359， mm， mm3.144525000/180=19625mm单开道岔平行线路联接zdk930-7-40, =80748，a=5156mm，b=8035mm，r=25000mm，t=1748mm，m=14370mmmm渡线道岔线路联接zdk930-4-1522, =140210，a=3942mm，b=4858mm， l=16684mm，t=2000mm，=9000mm求：、mmmm3.5.3 井底车场通过能力验算 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； 每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载重,t； 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 =3301080277.725/1.1530= 2.484mt通过能力富余系数为2.484/1.8=1.38，满足设计规范要求。图38 井底车场线路图 表34 井底车场调度图表 该矿井日产原煤5455t，每日运出矸石量为545520%=1091t，掘进煤占5%，日运量为273t，3t底卸式矿车日运量占95%，为5182t，每日3t底卸式矿车列车数=5182/（323）=75列。本矿井主要运输依靠3t底卸式矿车。3.5.4 井底车场主要硐室1.主井系统硐室主井系统硐室包括推车机及翻车机硐室、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。上述硐室的布置，主要取决于地质及水文地质条件。2.副井系统硐室副井系统硐室有副井井筒与井底车