采矿工程毕业设计（论文）-徐州矿业集团庞庄矿1.8Mta新井设计【全套图纸】

1 摘要 本设计为徐州矿业集团庞庄矿 1.8Mt/a 新井设计，共有 4 层可采煤层，平 均厚度 2.5m。煤层工业牌号为肥煤和气肥为主。设计井田的可采储量 153.2 Mt，服务年限为 61a，本矿井设计采用双立井方案开拓，划分两个开采水平， 一个工作面达产。采用集中大巷布置，大巷采用 10t 架线式电机车牵引 3t 底 卸式矿车运输，采煤方法为倾斜长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤工艺。 由于本人能力和时间有限，在设计中必然存在许多不足，敬请各位专家和 老师批评指正。 关键词：开采水平 立井开拓 集中大巷 全套图纸，加全套图纸，加 153893706 2 Abstract This design is to build a new 1.8 million tons shaft for Xu zhou Pangzhang Mining Administration ,having four minable coal seams,and its average thickness is 2.5 meters.Coal seam types are mainly fat coaland gas coal.The recoverable reserves of this design is 153.2 million tons,andit can mine for 61 years.This mine shaft is applied to double indined shaft development method,divided into two mining levels,and one working face can reaches to capacity.This design lay out of gathering main roadway , adopting 10 ton storage battery electrical engineering cars lead 3 ton drop-bottom mine cars transport. The coal mining method is inclined longwall with full mechanized mining. Because oneself the ability is limited with time, exsits by all means in design many shortage, please each expert with teacher animadversion correct. Key words: :mining level vertical shaft development gathering main roadway 3 1 摘要 .1 Abstract .2 绪论 .5 第 1 章 井田概况及地质特征1 1.1 井田概况 1 1.1.1 井田位置及交通 1 1.1.2 地形地貌 1 1.1.3 气候状况 2 1.1.4 水文 2 1.1.5 原材料及水电供给情况 2 1.2 地质特征 2 1.2.1 矿区范围内的地层情况 2 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 3 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 5 1.2.5 水文地质情况 6 1.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性 7 1.2.7 煤质、牌号及用途 7 1.3 勘探程度及可靠性 .7 第 2 章 井田境界、储量、服务年限8 2.1 井田境界 8 2.2 井田储量 8 2.2.1 储量计算方法 8 2.2.2 保安煤柱 8 2.2.3 储量计算 8 2.2.4 储量计算评价 .10 2.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限 .11 2.3.1 矿井工作制度 .11 2.3.2 矿井设计生产能力 .11 2.3.3 服务年限 .11 第 3 章 井田开拓 .12 3.1 概述 .12 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 .12 2 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 .12 3.2 矿井开拓方案的选择 .12 3.2.1 井硐形式和井口位置 .12 3.2.2 开采水平数目和标高 .14 3.2.3 开拓巷道的布置 .16 3.3 选定开拓方案的系统描述 .16 3.3.1 井筒形式和数目 .16 3.3.2 井筒位置及坐标 .17 3.3.3 生产水平数目及高度 .17 3.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置 .17 3.3.5 井底车场形式的选择 .18 3.3.6 煤层群的联系 .18 3.3.7 带区划分 .19 3.4 井筒布置和施工 .19 3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井筒支护 .19 3.4.2 井筒布置及装备 .19 3.4.3 井筒延深意见 .21 3.5 井底车场及硐室 .23 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 .23 3.5.2 井底车场的布置、存车线路、行车路线布置长度 .23 3.5.3 井底车场通过能力验算 .24 3.5.4 井底车场主要硐室 .26 3.6 开采顺序 .26 3.6.1 沿煤层走向的开采顺序 .26 3.6.2 沿井田倾向的开采顺序 .27 3.6.3 带区接续计划 .27 3.6.4 “三量”的控制 27 第 4 章 带区巷道布置 .29 4.1 带区概况 .29 4.1.1 带区的位置、边界、范围及带区煤柱 .29 4.1.2 带区地质和煤层情况 .29 4.1.3 带区的生产能力、储量及服务年限 .29 4.2 带区巷道布置 .29 3 4.2.1 区段划分 .29 4.2.2 带区巷道布置 .30 4.2.3 带区车场布置 .31 4.2.4 带区煤仓形式、容量及支护 .31 4.2.5 带区硐室简介 .32 4.2.6 带区工作面接续 .32 4.3 带区准备 .33 4.3.1 带区巷道的准备顺序 .33 4.3.2 主要巷道的断面图 .33 第 5 章 采煤工艺 .35 5.1 采煤方法的选择 .35 5.2 回采工艺 .35 5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程 .35 5.2.2 工作面设备选形 .38 5.2.2 选择采面循环方式和劳动组织形式 .40 第 6 章 井下运输和矿井提升.42 6.1 矿井井下运输 .42 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 .42 6.1.2 矿车的选型及数量 .42 6.1.3 带区运输设备的选择 .42 6.2 矿井提升系统 .44 6.2.1 主井提升 .44 6.2.2 副井提升系统 .46 第 7 章 矿井通风与安全 .47 7.1 矿井通风系统的确定 .47 7.1.1 概述 .47 7.2 风量计算与风量分配 .47 7.2.1 矿井风量计算 .47 7.2.2 矿井风量的验算和分配 .49 7.2.3 风量的调节方法与措施 .51 7.3 矿井通风阻力计算 .52 7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 .52 7.3.2 矿井等积孔计算 .57 4 7.4 通风设备的选择 .58 7.4.1 主扇的选择计算 .58 7.4.2 电动机的选择 .60 7.4.3 反风措施 .61 7.5 矿井安全技术措施 .61 7.5.1 预防煤尘事故 .61 7.5.2 预防瓦斯积聚和防止瓦斯爆炸的安全措施 .61 7.5.3 预防火灾事故 .62 7.5.4 预防冲击地压措施 .62 第 8 章 矿井排水.63 8.1 概述 .63 8.1.1 矿井水来源及涌水量 63 8.1.2 对排水设备的要求 .63 8.2 矿井主要排水设备 .64 8.2.1 排水方式和排水系统简介 .64 8.2.2 主排水设备及管路选择计算 .65 第 9 章 矿井主要技术经济指标.68 总结 70 致谢 71 参考文献 72 附录 1 73 附录 2 78 5 绪论 在大学期间，通过学习和实践，我学到了很多专业知识，为了进一步掌握 并应用这些专业知识，我在毕业实习时收集了很多徐州矿业集团庞庄矿的资料。 这次毕业设计，我做的就是庞庄矿 1.8Mt/a 的新井设计。 本设计包括井田开拓方式的选择；采煤工艺的选择；以及巷道布置、通风 方式、排水设备等关于矿井建设的各个方面。本设计是一个比较接近现实的方 案：主采煤层 4 层，为 1#、2#、4#和 8#，煤层倾角 10左右；根据煤层埋藏 情况，在 2#和 4#之间沿煤层的倾斜方向划一条一、二水平技术分界线。将上 两层煤划分为一个开采水平，下两层煤为一个开采水平；采用倾斜长壁采煤法， 集中大巷布置方式。 本设计方案中，通过大量的方案比较来说明本设计的可行性。 通过本次必要设计，使我的专业知识和 CAD 的制图能力得到很大的提高， 并巩固了以前所学的知识。为将来工作打好了基础。 6 第 1 章 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 井田位置及交通 徐州矿业集团公司庞庄矿位于江苏省铜山县境内，徐州市西北郊 13km 处， 井田东西长约 5.1km，南北宽约 2.84km，面积约 14.2km，矿区内有专用铁路， 东与京沪铁路茅村站，西与陇海线夹河寨站相连接，徐沛公路从矿门口通过， 可与苏北、皖北、鲁南，豫东各县相接，矿区东北角有京杭大运河穿过，因此， 庞庄矿水陆交通条件极为便利。交通示意图见图 11。 图 11 交通示意图 1.1.2 地形地貌 庞庄井田为古黄河泛滥的冲积平原，冲击层平均厚度 69.19m，地面较平 坦，略显西北高，东南低的趋势，地面绝对标高 3541.5m，坡度约为 1：2000，由于常年的煤炭开采活动，使地表受到严重破坏，大面积塌陷，积 7 水成塘，塌陷区最深可达 56m，矿区的东南侧有寒武，奥陶纪石灰岩构成为 数不多的低心丘陵，断断续续大致呈北 60东方向延伸，自西向东为大孤山， 小孤山，霸王山，琵琶山，其中以九里山最高，山顶绝对标高为+173.2m。 1.1.3 气候状况 本设计矿井处于徐州矿区西北郊，地势西北高而东南低，矿区受海洋性气 候控制，矿区东距黄河 170km，气候类型属南温带半湿润型，矿区常有寒潮， 霜冻，冰雹等灾害性天气，本区年降水量为 1297.0mm(1958),年最小降水量为 500.6mm(1988)。一月份气温最低,平均气温-0.6,七月份最高,平均气温 27.4。年平均气温 14.4，高气温为 3639,低气温为-13-19,历史 最高温度达 43.3(1958.7.15),最低气温达-22.6(1969.2.16)。 本地的结冻期从每年的 10 月上旬开始，至次年 4 月下旬解冻，土壤冻结 深度 29cm，积雨最大厚度为 21cm。 1.1.4 水文 庞庄井田地表爱到严重破坏，大面积塌陷，因此，井田内地表水体主要为 塌陷区积水，常年积水面积约 2.51km2，积水量为 200 万 km3，常年水位 34.3m，洪水期间最高水位 36.25m(1982.7.22)，由于第四纪冲击层内含有多 层粘土隔水层，故对井下采煤没有影响。矿区内地表水较为发育。地表还有拾 新河，拾屯河，围城河等秀节性河流，拾新河是该矿区中部，自西北向东南挖 掘的河流，常年积水深达 56m 之多，河床不连续且与塌陷区积水联成一片， 拾屯河从矿区南部露头自西向东穿过，全长 13km，为季节性河流，除上述地 表水体外，尚有零星的排水沟渠分布。 1.1.5 原材料及水电供给情况 本设计井田水源来自开采地下水，能够满足生产与生活需要；矿区供电由 柳新变电所双回路供电，矿内有 35/6kv 变电所一座，16000kv 的变压器 2 台。 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 徐州煤田位于中朝准地台山东隆起区的南端，徐州复背斜的西端。若按地 8 质力学划分：是秦岭东西向构造带的北支和新华夏第二隆起带的交汇部位，其 东侧紧邻郯庐大断裂。故本区是几个大构造带的交汇地，构造复杂。区内盖层 发育，属北方型。中生代燕山运动对本区影响甚大，使本区地层发生褶皱、断 裂并伴有岩浆活动。本井田含煤地层为石炭、二迭系，有三个含煤组：石炭系 太原组、二迭系下统山西组和下石盒子组。煤系地质综合柱状图见图 12。 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 庞庄井田位于九里山向斜的中段，总体上为一不对称的复式向斜构造；即 由 2 个背斜、3 个向斜组成;大中型断裂亦较为发育，受褶曲构造的影响，地 层产状沿走向和倾向上均有变化，一般为 8l0；东南翼较陡，西北翼相对 较缓；在 12 勘探线以西的浅部或煤层露头产状可达 60以上，局部近乎直立。 由于西北翼被 F3断层切割，其构造的完整性遭到了一定程度的破坏。 本井田内断裂构造较为发育，揭露的大中型断层有 F3、庞4、F46等，井田 小断层较为发育，对生产影响不大，如表 11。 表 11 主要断裂构造表 顺序名称性质 断层面 走向 断层面 倾向 倾角 落差 （m） 水平断 距(m) 1F3 正 NEWE75o 20401632 2 庞4正 WESN75o 02005 3F46 正 WENS75o 01008 4F7 正 WENS75o 0304 5F8 正 WENS75o 03.504 9 100O 2 2 2C25 150C3 8煤 4煤 2.0 2.7 120 1 1 P 2.3 3.0 2煤 1煤 P21200 2 1 250P 76Q (m)(m) 组统系界 地层单位 岩 性 描 述 煤层 厚度 地层 符号 地层 厚度 煤层 名称 1：10000 地层 柱状 图 12 综合柱状图 10 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 该井田煤系地层较为平缓，平均倾角 10，煤系地层总厚度为 48.8m，含 煤比较稳定，其中可采煤层为 4 层（1# 、2# 、4# 和 8#） ，总厚度 10m，厚度 分别为 1#3.0m，2# 2.3m, 4#2.7m，8#2.0m。详见采煤层特征表 12。 表 12 可采煤层特征表 厚度（m） 煤层 最大最小平均 煤层特征顶板底板视密度 13.42.73.0 中厚煤层细砂岩砂岩 1.38 23.02.02.3 中厚煤层细砂岩砂岩 1.36 43.12.32.7 中厚煤层第 10 灰层页岩 1.37 82.21.72.0 中厚煤层第 12 灰层砂页岩 1.37 1.2.4 岩石性质、厚度特征 井田内无基岩出露，现据区外露头所见及钻孔揭露资料，将井田地层自下 而上简述如下： 1.二迭系(P) 区内二迭系地层沉积有下统-山西组、下石盒子组、上统上石盒子组。现 分述如下： （1）.二迭系下统山西组（P11 s） 本组地层厚 96.5145.4m，平均 113.0m。为本区主要含煤地层之一。整 合于太原组地层之上，为近海河湖沼泽相沉积。主要由灰色页岩、砂质页岩、 灰色粉砂岩及石英砂岩组成。中、下部以石英砂岩为主，其次为深灰灰白色 页岩、砂质页岩组成。各煤层上、下的页岩中常含有保存较为完整的植物化石， 常见有栉羊齿、楔叶木、轮木、丁氏蕨等。 （2）.二迭系下统下石盒子组(P12 x) 本组厚：170.7299.0m，平均 217.0m，为本区主要含煤地层之一，整合 于山西组地层之上，为内陆湖泊沼泽相沉积。主要由灰绿深灰色砂质页岩组 成，上部以灰色为主，下部以深灰色为主。自上而下夹数层杂色页岩。含煤 69 层，其中 1、2 层煤可采。 本组下部的煤层附近地层中常保存有较为完整的植物化石：辨轮木、轮木、 芦木、大羽羊齿、柯特木和丁氏蕨等。 （3）.二迭系上统上石盒子组（P21 s） 11 厚 3.9269.2m，平均 250m，整合于下石盒子组之上。为炎热气候下内陆 河湖相沉积。以杂色、灰绿色，灰色砂页岩、页岩为主夹灰绿色、浅灰色细 中粒砂岩，中下部时夹有煤线及炭页岩，底部为灰灰白色石英长石粗粒含砾 砂岩，间夹灰色，杂色页岩。为本组与下统下石盒子组分界标志层，产烟叶大 羽羊齿、剑形瓣轮木等化石。 2.石炭系(C) 本系地层仅发育有中统和上统，下统缺失。 （1）.石炭系中统本溪组(C2b) 本组地层厚 17.842.7m，平均 27m,假整合于奥陶系之上。是在奥陶系中 统之后地壳整体长期上升、剥蚀夷平的基础上广泛海侵的浅海相沉积。其岩性 自下而上为： 下部为紫色、灰绿色页岩(相当于华北山西式铁矿层位)，含铁不均匀， 厚度较小，一般在 6m 左右，系本组与下伏奥陶系之分界标志层。 中部：为浅灰色铝土质页岩，厚度多小于 5m。 上部：浅灰色厚层状石灰岩，含黄铁矿，夹透镜状页岩，厚约 16m。 （2）.石炭系上统太原组(C3t) 本组地层厚 124.0208.2m，平均 156.0m。为本区主要含煤地层之一。整 合于本溪组之上，为海陆交互相沉积，主要有灰白灰黑的灰岩、页岩、砂质 页岩组成，夹极不稳定稳定薄煤 710 层，可采者两层。各层石灰岩中常含 有丰富的蜓科、腕足类及海百合化石。 3.奥陶系(O) 仅见于少数钻孔，是徐州复背斜构造的两翼主要地层组成部分。也是煤系 地层的沉积基底。区内只发育有下统和中统，上统缺失。其中： 奥陶系下统(O1)：与下伏地层寒武系呈整合接触关系。 下部由中厚层竹叶状白云岩、泥质白云岩、页片状泥质灰岩、钙质白云岩 及厚层状灰岩组成。 上部的马家沟组则由中厚层巨厚层的豹皮状灰岩组成，顶部夹有紫灰色 薄层钙质白云岩，厚 450530m，平均 484m。 奥陶系中统阁庄组(O2g)：厚 65.270.9m，平均 68m。由青灰色黄灰 灰色薄中厚层钙质白云岩、白云质灰岩、白云岩组成。 1.2.5 水文地质情况 矿区内地面标高为+35+141.5m，历史最高水位为+36.25m，主要含水层 12 为第四系孔隙含水层，二迭系的砂岩裂隙含水层，太原组灰岩溶隙含水层，奥 陶系灰岩溶隙含水层。 现庞庄井正常涌水量为 120m3/h。最大涌水量为 180m3/h。 1.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性 本矿为低瓦斯矿井，涌出量很低。 本矿井各可采煤层的爆炸指数均较高，都具爆炸危险性。 可采煤层的自燃倾向均为二类，属有可能自燃发火的矿井。 1.2.7 煤质、牌号及用途 本井田煤层属高等陆生植物生成的腐植煤类， 4#、8#为气肥煤， 1#、2# 属气煤。原煤分析见表 13。 表 13 煤质工业分析成果表 工 业 分 析有害成份发 热 量煤 层 Mad () Ad () Vdaf (90) () 焦渣 特征 固定炭 () St,d () Pd () Qad (KJ/g) Qnet,ad (KJ/g) 12.6714.7137.33656.790.320.00231.3130.92 22.3015.5943.6636.770.660.00222.0521.30 1.3 勘探程度及可靠性 19781982 年，徐州矿务局地质勘探队在以前勘探钻孔的基础上对本井 田深部进行勘探，共施工钻孔 99 个，总工程量 45556.76m，于 1982 年提交了 庞庄煤矿补充勘探报告 。 1991 年安徽煤田地质物测队对庞庄井田深部进行了二维地震勘探。其范 围 ：第 13 勘探线至第 17 勘探线之间，-370m 水平以下至 F3断层，面积 231Km2，完成 地震 测线 17 条，测线总长度 26.44Km。并于同年 10 月提交 了徐州矿务局庞庄煤矿深部水平地震开发勘探报告 。 1999 年 10 月，委托煤炭科学研究总院西安分院对庞庄井田深部的庞 4断 层与 F3断层之间区域进行瞬变电磁法勘探工作，查明庞4、F3断层的含水层分 布情况，推断、核实上述断层位置及含水破碎带宽度，并查明-800以浅的太 原组四灰、十灰及奥陶系灰岩水的水力联系。完成测线 46 条，施测了 601 个 物理点，于 2000 年 2 月提交了庞庄煤矿庞4、F46断层带含水性探测成果报 13 告 。 第 2 章 井田境界、储量、服务年限 2.1 井田境界 庞庄矿井田西北处与张小楼矿为邻，人为划分边界。东北方向以庞4断层 与王庄矿相望。井田深部以煤层底板等高线为边界。本设计井田走向长 5.0km，倾向长 2.84km，平均倾角 10,面积 14.2km2。本矿无扩展的可能性。 2.2 井田储量 2.2.1 储量计算方法 本井田煤层倾角较小，为缓倾斜煤层，采用等高线法，直接在井田开拓平 面图上量取井田大致面积，再根据煤层倾角折算倾斜面积，乘以视密度，从而 可计算出井田工业储量。 2.2.2 保安煤柱 根据煤炭工业设计规范中矿井工业广场，占地指标的规定，大型矿井 工业广场占地面积为 0.91.0 公倾/10 万 t，矿井生产能力越大，取值越小， 本矿井设计生产能力 1.8Mt，为大型矿井，本井田取 1 公顷/10 万 t，则工业 广场占地面积为： 1801/10=18 公顷=18104m2 工业广场布置为 300m500m 的矩形，另外，根据规定，长边与宽边都加 15m 的围护带，煤层倾角 =9.46，表土层厚度为 40m，基岩移动角中：沿 煤层方向走向移动角 =70，上山移动角 =70，下山移动角 =70。 =70-0.79.46=62，表土层移动角 =45，以上的数据均根据徐州矿 务局地测处中国矿业大学测物系在全国矿山测量学术会议上发表的徐州矿区地 表移动规律综合分析材料中关于地表移动主要参数的计算所载。 2.2.3 储量计算 1.储量计算参数的确定： （1）煤层厚度均采用煤层真实厚度，按块段内或附近各见煤点，计算其 14 算术平均值，作为该块段的煤层平均厚度，如前所述， 1#3.0m，2#2.3m，4#2.7m，8#2.0m。 （2）煤层视密度采用前值，即 1#1.38t/m3，2#1.36t/m3， 4#1.37t/m3，8#1.37t/m3。 2.工业储量计算： 工业储量计算公式： SMEc 式中 工业储量，Mt； c E 井田总面积，m2；S 煤层平均厚度，m；M 煤层平均视密度，t/m3； 则 1#工业储量为： 1111 MSE =14.23.01.38 =58.8Mt 2#工业储量为： 2222 MSE =14.21062.31.36 =44.4Mt 4#工业储量为： 4444 MSE =14.21062.71.37 =52.5Mt 8#工业储量为： 8888 MSE =14.21062.01.37 =38.9Mt 矿井工业储量： =194.6Mt 8421 EEEEEc 3.可采储量的计算： 根据生产矿井储量管理规程要求，计算可采储量如下： CPEE c 15 式中 矿井可采储量 ，t；E 矿井工业储量 ，t； c E 保护工业场地，井田境界等永久煤柱损失量；P 采出率，对于中厚煤层取 0.85；则矿井可采储量；C =(194.6-1.44 )0.85=153.2MtE 表 21 矿井可采储量汇总表 （Mt） 煤炭损失 水 平 煤 层 工业储 量 A+B+C 工业场 地 井田境 界 断层 开采 损失 合计 可采 储量 158.80.641.811.118.2911.85 244.40.771.761.086.129.73 合计 103.21.413.572.1914.4121.5881.62 452.50.891.820.877.3410.92 838.91.031.800.775.298.89 合计 91.41.923.621.6412.6319.8171.59 总计 194.63.337.193.8327.0441.39153.21 2.2.4 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，水文地质条件中等，储量计算较为可靠。煤层储量见表 22。 表 22 庞庄煤矿储量计算表 煤层号面积/m2工业储量/Mt 损失煤量 /Mt 可采储量 /Mt 占总储量 百分比 114.210658.811.8546.9579.85% 214.210644.49.7334.6778.09% 414.210652.510.9241.5879.2% 814.210638.98.8930.0177.15% 总计 194.641.39153.21 16 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 根据煤炭工业矿井设计规范规定，本矿每年设计生产天数为 330d， 矿井设计为“三八”工作制，二班半生产，半班检修，为防止矿井因提升能力 不足而影响矿井的增产或改扩建，充分考虑了矿井的富余系数，设计每天净提 升时间为 16h。 2.3.2 矿井设计生产能力 庞庄煤矿地处非缺煤地区，故设计矿井的服务年限尽可能长一点，根据本 矿的条件，若井型过小，则服务年限过长，则不能满足大型矿井的服务年限， 现暂定 1.8Mt/a，若不符合规定，再作调整。 2.3.3 服务年限 本井田查明的工业储量为 194.6Mt，除去工业广场，境界等煤柱损失，带 区回采率取 0.95，则可采储量为 153.2Mt，设计生产能力为 1.8Mt/a，在划归 井田范围内，当矿井生产能力一定时，利用公式计算出矿井的设计服 AK E T 务年限：T AK E T 式中 矿井的设计服务年限，a；T 矿井生产能力，Mt/a；A 矿井设计的可采储量，Mt；E 矿井储量备用系数，取 1.4；K 则矿井的服务年限： =153.2/(1.81.4)=61aT 设计规范规定，年产 1.8Mt 的大型矿井，服务年限为 61a，符合规定，故 矿井生产能力确定为 1.8Mt /a 比较合理。 17 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 徐州煤矿与夹河矿为邻，夹河煤矿以立井开拓为主。 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 1.该矿处于徐州矿区西北处，地势西北高东南低，井田处于九里山向斜的 一翼，总体上为一平缓构造，西北翼被断层切割，破坏了构造的完整性，由于 井田地表受到严重破坏，大面积塌陷，因此，井田内地表主要水体为塌陷积水， 工业场地应选择在向对比较开阔的地方。 2.本井田平均倾角 10，含水层较少，可以采用仰俯斜式布置。 3.井田内煤层埋藏深度为+37-750m，浅部局部不可采，可菜煤层的埋藏 深度为-100750m。主采煤层 4 层，1#，2#，4#和 8#，其中 1#和 2#相距 25m，2#和 4#相距 100m，4#和 8#相距 25m。可采用集中大巷布置。 4.构造比较简单，主要有 F3，F7，F46断层。 5.煤层顶底板为粉沙岩，粉细沙岩等硬质岩层，稳定性好。 3.2 矿井开拓方案的选择 3.2.1 井硐形式和井口位置 1.井筒形式： 庞庄煤矿地处平原，故无平硐开拓的可能性，煤层埋藏倾角为浅部大，深 部小，倾角范围为 613，平均倾角 10。井筒开拓的形式有：双立井开 拓，双斜井开拓。 （1）双立井开拓：本井田的时间情况符合立井开拓的适用条件，所以采用 双立井开拓在技术上能满足要求。 （2）双斜井开拓：主斜井用强力钢丝绳牵引的胶带输送机提升煤炭（17） ， 副斜井用串车提升（25） 。庞庄煤矿埋藏深度为 800 多 m，副井用串车提升 18 矸石运送人员，物料时会出现多段提升，又由于煤层埋藏较深，故斜井开拓费 用较大，在通风排水方面也不如立井，且煤柱损失增大，后期维护费用也较高， 所以双斜井开拓在技术上不可行，不用进行经济比较，最后选用的井筒形式为 双立井开拓。 方案一：双立井开拓 1 2 1 主井 2 副井 图 31 双立井开拓图 方案二：双斜井开拓 21 图 32 双斜井开拓 19 2.2.井口位置： 在本设计井田中，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。 井田井口位置提出三个方案： 方案：主井：纬度：3801000 经度：20509290 副井：纬度：3801000 经度：20509360 井筒位于井田中部，场地开阔且位置适中，地形平坦开阔，有利于工业 场地的布置，而且场地处煤层埋藏浅，工期短，一水平压煤量也少，地面标高 也较高，不受洪水威胁。但井筒需穿过 F7断层，且后期开采时，井巷工程量 大。 方案：主井：纬度：3801250 经度：20509250 副井：纬度：3801200 经度：20509300 井口位置场地开阔平坦，土方量少，靠近铁路运输线，地质条件简单，井 下总石门的长度要小于方案。主要缺点是前期工程量大，工期长，且地形较 低，低于最大洪水位+36.3m，不于考虑。 方案：主井：纬度：3801080 经度：205010200 副井：纬度：3801080 经度：205010275 工业场地集中布置，系统紧凑，占地面积少，公路，铁路，供电线路短， 后期发展潜力大，地势较高（+37m） ，不受洪水威胁，地质条件简单，井筒易 于演延伸，且二水平井巷工程量小。缺点是前期工程量大，工期稍长， 经综合分析，确定方案为本井田的井口位置。 3.2.2 开采水平数目和标高 本矿井初步设计产量为 1.8M/a,可采储量为 153.2Mt，服务年限 61a，所 以不考虑三水平开采，因为本井田煤层分布为近水平，因此在上下煤层组中间 按煤层倾斜方向划一条一、二水平技术分界线。将井田划分为两个生产水平。 提出两个方案： 方案：一生产水平标高-400m，二生产水平标高-550m，双水平开采，一 水平采上层煤组，二水平采下煤层组。 20 方案：一生产水平标高-375m，二生产水平标高-500m，双水平开采，一 水平采上层煤组，二水平采下煤层组。 2 1 -400 -550 一二水平技术分界线 1 为主井，2 为副井 图 33 方案 方案：一水平在-400m 时，上煤层组的上部煤层开采时倾斜过长，对于 通风和运输都有困难，二水平在-550m 时下煤层组的上部煤层的问题和一水平 的一样。 2 1 -375 -500 一二水平技术分界线 1 为主井，2 为副井 图 34 方案 方案：一水平在-375m，二水平在-500m 刚好能解决方案中的问题。 21 经过比较，本井田开采水平数目和标高选择方案。 3.2.3 开拓巷道的布置 煤层群开拓时，主要巷道布置方式一般可分为三类： 1.单层布置：自井底车场开掘主要石门后，分煤层设置水平运输大巷。 2.分组集中布置：在煤层群中，相近的煤层为一组设集中大巷，由集中运 输大巷开采石门与各煤层联系。自井底车场开掘主要石门与个分组集中大巷贯 通。 3.集中布置：在开采近距离煤层群时，只开掘一条水平集中运输大巷，用 石门联系各煤层。现依据矿井设计生产能力及技术可行角度，特提出以下三种 大巷布置方式： 方案：分煤层布置； 方案：集中大巷布置； 方案：分组集中大巷布置； 方案：本设计矿井可采煤层为 1#，2#，4#，8#，参见开拓剖面图可以看 出，1#和 2#，4#和 8#层间距较小，2#和 4#层间距大，且这 4 层煤牌号相同，采 用分煤层布置会造成总的开拓工程量大，相应费用高，另外带区的数目多且分 散，不利于运输，而且巷道利用不充分。 方案：本设计矿井把上两层煤划为一个生产水平，下两层煤划为一个生 产水平，集中大巷布置布置在 1#和 2#中，运输大巷布置在下层煤，回风大巷 布置在上层煤中，两条大巷之间用斜石门联系，一个作为运料用，一个作为进 风行人之用。 方案：分组集中布置大巷将 1#和 2#分为一组，4#和 8#分为一组，然后 在每组内设大巷，这样，就要在一生产水平打石门联接 4#和 8#，这样就不符 合本设计的水平划分。 故确定本矿采用方案：集中大巷开采方式。运输大巷与回风大巷分别布 置在相邻的煤层中，两条大巷之间用斜石门联系，一个作为运料用，一个作为 进风行人之用。 3.3 选定开拓方案的系统描述 3.3.1 井筒形式和数目 本设计矿井采用双立井开采，一个主井，用于提煤和早期回风；一个副 22 井，用于运人，运料，进风；一个风井，用于回风。 3.3.2 井筒位置及坐标 主井：纬度：3801080 经度：205010200 副井：纬度：3801080 经度：205010275 3.3.3 生产水平数目及高度 一生产水平标高-375m，二生产水平标高-500m，双水平开采，一生产水平 采上层煤组，二生产水平采下煤层组。一水平可采范围-100m 到-600m；二水 平从-250m 到-750m。 3.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置 一个水平布置一条回风大巷，一条运输大巷，两条大巷都布置在煤层中， 回风大巷在上煤层，通过回风石门与井底车场相连；运输大巷布置在下煤层中， 通过运输石门与井底车场相连。 运输大巷及运输石门断面相同，如图 35 。 图 35 运输大巷断面图 23 回风大巷与运输大巷断面相同，仅其中设备不同，如图 36。 图 36 回风大巷断面图 3.3.5 井底车场形式的选择 根据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刀式车场。 3.3.6 煤层群的联系 本设计矿井可采煤层 4 层，1#和 2#联合布置，4#和 8#联合布置，一水平采 上两层煤，二水平采下两层煤；大巷布置在煤层中，两条大巷之间用斜石门联 系，一个做为运料用，一个做为进风行人用。 24 3.3.7 带区划分 本设计矿井采用条带式开采，两个分带为一个带区，这样则可以把整个 井田划分为 50 多个带区。因此，先把井田划分为 8 个大的区域，在每个区域 中再划分带区。以 F3断层为界，将层煤分为左右两个大的区域，如图 37： 将 1#划分为左一和右一： 左左一一 右一 图 37 1#区域划分图 3.4 井筒布置和施工 3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井筒支护 参照综合柱状图，井筒穿过的表土层为：黄土，粉沙夹综红色粘土。基 岩段为砂叶岩和沙岩。 主井井筒支护：基岩段 450mm 砼，表土层为 10001150 mm 砼。 副井井筒支护：基岩段 500mm 砼，表土层为 10001400 mm 砼。 3.4.2 井筒布置及装备 25 1.主井：本矿采用双立井开拓方案，一二水平全部采用立井开拓，本矿设 计生产能力 1.8M/a，一水平深 375m，二水平深 500m ，井筒净直径 6.5m，提 升容器为一对 12T 箕斗，多绳提升机，井筒支护，基岩段为 450mm 砼，表土层 为 10001150mm 砼，立井断面为圆形，断面如图 38。 450 图 38 主井井筒断面 2.副井：副井井筒净直径为 6.5m，井筒装备一对双层四车加宽多绳罐笼， 井筒支护方式：基岩段 500mm 砼，表土层 10001400mm 砼，副井断面为圆形， 断面形状如图 39。 26 图 39 副井井筒断面 3.4.3 井筒延深意见 本井田煤层底版离奥陶系灰岩很远，延伸不到灰岩上，因此，延伸方案有 三个：双暗斜井延伸；双立井延伸；一立一斜延伸。用双暗斜井延伸时，运人， 运料，提矸等组织比较复杂，故提出双立井延伸；一立一斜延伸两种方案。 方案： 27 图 310 双立井延伸 方案：需多开力井井筒 300m，并相应增加了井筒和石门的运输，提升， 排水费用。施工条件差，速度慢，开拓维护费用高。优点是提升能力大，在条 件允许时，增加的设备较少。 方案： 图 311 一立一斜延伸 方案：多开主暗斜井 200 多 m，副立井 150m，并相应增加了斜井的提 升和排水费用，施工速度比方案要快些，但与暗斜井配套的设备，人员和材 料等的运输需转载。 考虑到方案的提升，提水工作环节少，人员上下较方便，而且在通风方 面要优于方案，决定选用双立井延伸。 28 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，应根据井田地质条件、井型大小和大巷布置提升 方式及生产系统等因素确定。本矿井井底车场形式的选择依据如下： 1.矿井设计能力为 1.8Mt/a，年工作日 330d，实行三八工作制，每日净提 升为 16h。 2.矿井采用双立井、两个水平、集中运输大巷的开拓方式。 3.矸石量占煤产量的 15%，由副井提升。掘进煤占煤产量的 10，由翻车 机翻入井底煤仓。 4.主井净直径 6.5m，装备一对 12T 箕斗，副井净直径 6.5m，装备一对双 层四车加宽多绳罐笼。 5.井下主要运输大巷采用 3t 底卸式矿车运煤，由 10t 架线式电机车牵引， 每列车由 17 辆矿车组成。辅助运输采用 1.5t 固定式矿车，掘进煤列车由 30 辆矿车组成。 综上所述，结合本设计矿井的有关设计参数，确定本设计井田井底车场形 式为刀式车场。主副井距运输大巷较近，工程量小。 3.5.2 井底车场的布置、存车线路、行车路线布置长度 1.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。根据我国煤矿多年的实践经验，各类存车线可以选用下列长度： （1）大型矿井的主井空、重车线长度各为 1.52.0 列车长； （2）副井空、重车线长度， 大型矿井按 1.01.5 列车长； （3）材料车线长度，大矿井应能容纳 1520 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； 2.存车线长度的计算： （1）主副井空、重车线： 计算公式如下： 321 LLNLnmL 29 式中 空重车线长度，m；L 每列车的矿车数，辆；n 列车系数，主井取 2.0，副井取 1.5 ；m 1 L 一个列车带缓冲器的长度，m； 每台电机车长度，m； 2 L 列车制动距离，一般取 815m； 3 L 电机车数量，台；N a.主井： 17 辆， 1 L3.45m，=1 台，4.5m，10mnN 2 L 3 L 则：2173.45+14.5+10118m。L b.副井； n30 辆，L22m，N=1 台，L24.5m，L310m 则：1.5302+14.5+10104.5m，取 105m。L （2）材料车线长度： 1 LnL 式中 容纳材料的车数，取 15 台；n 1 L材料车长度，为 2m； 则：L15230m。 3.5.3 井底车场通过能力验算 本设计生产能力为 1.8Mt/a，井底车场线路布置采用 3t 底卸矿车运煤， 10t 架线式电机车牵引，每列车内由 17 辆矿车组成。辅助运输采用 1.5t 固定 式矿车，掘进出煤由主井运至井外，每列车由 30 辆车组成。列车在车场平均 运行时间 s4min，日产煤 5500 t,矸石 5500 15825t，掘进煤 5500 10%550t。3t 底卸式矿车运煤量 550090%4950t，每日需 3t 底卸式矿 车列数 4950/（317）98。煤矸混合车数：（825550）（1.530） 31 则列车数为 98：313：1 每一调度循环内有 3 列 3t 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 12.8min，进车间隔 4min。 车场通过能力计算： N（3173306014）/(1.1541.15)2.67Mt 车场通过能力富裕系数： 30 K2.67/1.8=1.481.3 井底车场通过能力满足要求。 1 2 3 4 5 6 区段划分 23 4 3 4 5 21 5 12 64 2 65 31 图 312 井底车场线路图 表 31 井底车场运行图表 时间 (min) 区段 VI 34567891011122113 说明 煤列车煤矸混合车 3.5.4 井底车场主要硐室 1.主井系统硐室 主井设有 3t 底卸式矿车 1.5t 矿车卸载站硐室、井底煤仓装载硐室、清理 散煤硐室。 2.副井系统硐室 副井与井底车场连接处设有中央水泵房，中央变电所，水仓及清理水仓硐 室。中央水泵房与中央变电所联合布置，使供电距离缩短，水仓用人工清理， 采用 1.5t 矿车，用罐笼提升外运。 3.其它硐室 其它硐室设有调车室、医疗室、机车维修房、消防材料室、等候室、工具 室等。 32 3.6 开采顺序 3.6.1 沿煤层走向的开采顺序 本矿井将煤层划分为带区，每个带区划分为两个条带开采。采用倾斜长壁 采煤法，带区按井田走向划分。依次开采。 3.6.2 沿井田倾向的开采顺序 在同一煤层内，沿倾斜煤层的开采顺序，可分为上行式和下行式开采。除 近水平煤层外，对于缓倾斜、倾斜和急倾斜煤层，根据其采动影响关系，一般 只采用下行式开采顺序。本矿属于缓倾斜煤层，故沿煤层倾斜方向上采用仰俯 斜式开采顺序。 3.6.3 带区接续计划 表 32 区域接续表 左一 右一 左二 右二 左三 右三 左四 右四 区域可采储量 Mt 带区生产能力 Mt/a 服务 年限 1.832.86 14.09 24.27 10.4 29.11 12.47 21 9 13.1 5.6 9.6 4.1 11.6 5 8.3 3.6 1.8 1.8 1.8 1.8 1.8 1.8 1.8 33 3.6.4 “三量”的控制 1.矿井开拓煤量的确定： 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， 可按下式计算： CPZZZ ksmK 式中 开拓煤量，Mt； K Z 计算范围内的地质储量，Mt； m Z 地质损失，是因为地质及水文地质条件不利所造成的损失， s Z 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； k P 带区回采率，；C 本设计矿井的开拓煤量计算：45.84Mt。 K Z 2.准备煤量的确定： 是指开拓煤量范围内已完成开采所必须的带区运输巷道，回风巷道等掘进 工程所圈定的可采储量，可按公式计算： 准备煤量（带区走向长度带区斜长煤层平均厚度煤层容量地质 损失呆滞煤量）带区回采率 本设计矿井的准备煤量：4.71Mt。 c Z 3.回采煤量的确定： 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。可按下式 计算： nndn CZZ 式中 回采煤量； n Z 已为采煤巷道所固定的可采储量； nd Z 工作面回采率； n C