河南省神火集团新庄煤矿设计_煤矿毕业设计说明书.doc

目 录 引 言1 1 矿区概况及井田地质特征2 1.1 井田概况 .2 1.1.1 交通位置2 1.1.2 自然地理2 1.1.3 煤田开发历史2 1.1.4 附近的厂矿企业和农业情况4 1.1.5 水源、电源、劳动力及建材来源.4 1.2 井田地质特征 .4 1.2.1 地层.4 1.2.2 地质构造5 1.2.3 煤层及其顶地板岩性特征5 1.2.4 水文地质特征7 1.2.5 瓦斯、煤尘与自然.8 1.2.6 煤质、煤的牌号与用途11 1.3 井田勘探程度 12 2 矿井储量、年产量及服务年限14 2.1 井田境界 14 2.2 井田储量 14 2.2.1 矿井工业储量.14 2.2.2 矿井设计储量.15 2.2.3 矿井设计可采储量16 2.3 矿井年产量及服务年限 16 2.3.1 矿井工作制度.16 2.3.2 矿井服务年限.17 3 井田开拓19 3.1 概述 19 3.1.1 生产矿井的开拓方式概述及评价19 3.1.2 影响立井开拓的主要因素分析.19 3.2 井田开拓 19 3.2.1 对井田开拓中若干问题分析.19 3.2.2 方案的提出及技术比较20 3.2.3 方案经济比较.22 3.2.4 确定方案.24 3.3 井筒特征24 3.3.1 主井25 3.3.2 副井25 3.3.3 风井27 3.4 井底车场 27 3.4.1 概述27 3.4.2 线路总平面布置设计28 3.4.3 井底车场各存车线长度的确定.31 3.4.4 井底车场线路总平面布置如下图36 3.4.5 井底车场通过能力计算37 3.4.6 确定井底车场主要巷道断面.41 3.4.7 确定各井底车场硐室位置.41 3.5 开采顺序及带区、采煤工作面的配置 44 3.5.1 开采顺序.44 3.5.2 保证年产量的同采采区数和工作面数44 3.6 井巷工程量和建井周期 46 3.6.1 概述46 3.6.2 井巷工程量和建井周期的各计算图表47 4 采煤方法50 4.1 采煤方法的选择 50 4.2 采区巷道布置及生产系统 50 4.2.1 带区走向长度的计算的确定（以第一水平第一阶段内带区为 例）.50 4.2.2 确定分带走向长度及分带数目.50 4.2.3 回采巷道的布置（分带斜巷的布置）50 4.2.4 联络巷的布置.50 4.2.5 带区硐室.51 4.2.6 带区千吨掘进率、带区掘进出煤率及带区回采率52 4.2.7 确定带区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数53 4.2.8 带区生产系统.54 4.3 回采工艺设计 55 4.3.1 综采工作面的主要设备(见表 4-3) 55 4.3.2 工作面循环方式和循环作业图表的编制57 5 矿井运输、提升及排水.60 5.1 矿井运输 60 5.1.1 井下运输系统和运输方式的确定60 5.1.2 带区运输设备的选型60 5.1.3 大巷运输设备.61 5.1.4 列车组成的计算61 5.1.5 电机车台数的计算65 5.2 矿井提升 67 5.2.1 设计依据.67 5.2.2 提升设备的选型计算68 5.3 矿井排水 79 5.3.1 概述79 5.3.2 排水设备选型计算80 6 矿井通风与安全技术措施.89 6.1 矿井通风系统的选择 89 6.1.1 通风设计的基本依据89 6.1.2 矿井通风系统要符合下列要求：89 6.1.3 矿井通风系统的确定90 6.2 风量机算及风量分配 90 6.2.1 采煤工作面实际需风量90 6.2.2 掘进工作面所需风量92 6.2.3 峒室实际需风量92 6.2.4 风速验算：.93 6.3 全矿通风阻力计算 94 6.3.1 计算原则.94 6.3.2 计算方法.95 6.3.3 计算矿井的总风阻及总等积孔.98 6.4 扇风机选型 99 6.4.1 选择主扇.99 6.4.2 选择电动机101 6.5 矿井安全技术措施 .102 6.5.1 预防瓦斯爆炸的措施.102 6.5.2 防尘措施103 6.5.3 预防井下火灾的措施.103 6.5.4 为防止井下水灾的措施.104 7 矿山环保.105 7.1 矿山污染源概述 .105 7.1.1 大气污染105 7.1.2 废水排放105 7.1.3 固体废弃物排放.105 7.1.4 噪声污染105 7.2 矿山污染源的防治 .106 7.2.1 大气污染防治106 7.2.2 矿山水污染的防治.106 7.2.3 矿渣利用107 7.2.4 噪声的控制107 结 论109109 致 谢110110 参考文献111111 附 录 A 112112 附 录 B 117117 引引 言言 采矿毕业设计是采矿专业全部教学进程中的最后一个环节。它是在 我们完成本专业教学计划规定的学习内容之后，通过综合运用各学科的 理论知识，根据某一矿井的实际情况,对其进行的系统化设计，这对提高 我们理论分析和解决采矿工程技术问题的能力有着现实的实践意义，所 以这也是采矿专业的核心。 本次毕业设计是据在河南省神火集团新庄煤矿进行的毕业实习中所 收集的矿井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井进行的初步 设计。 设计是在我们搜集、整理和运用资料的基础上，通过贯彻执行矿 产资源法 、 煤炭法 、 煤炭工业技术政策 、 煤矿安全规程 、 煤炭 工业矿业设计规范之后，再进行井田开拓、准备方式及采煤方法的选 择和矿山运输、提升、排水及通风的设计计算。所有这些都能培养我们 分析问题、解决问题的综合能力和撰写技术文件、绘制工程图件的基本 技能。 衷心感谢院领导和采矿教研室的老师的帮助和辅导，尤其要感谢我 的导师郭文兵老师，在这三个月里，正是他认真、耐心、详细的辅 导，才使我能按时、按质的完成毕业设计。 由于本人知识水平和知识范围的限制，设计中难免有不当和错误之处， 恳请批评指正。 1 1 矿区概况及井田地质特征矿区概况及井田地质特征 1.11.1 井田概况井田概况 1.1.11.1.1 交通位置交通位置 新庄矿井位于商丘地区永城市境内，属苗桥乡所辖。地理位置为东 经 11637，北纬 3356。井田东西走向 3 公里，南北走向 5 公里。 井田东与安徽省刘桥井田相连，西以王庄断层与双庙勘探区分界。 矿井西距永城市 24 公里，由永城至陇海铁路商丘站 96 公里，至津浦、 陇海铁路之枢纽站徐州市 92 公里，东距符夹线濉溪站 15 公里。均有柏 油路相连，交通便利。见图 11 交通位置图。 1.1.21.1.2 自然地理自然地理 区内地势平坦，属黄淮冲积平原。地面标高+30.0m 左右。井田南约 6 公里有沱河向东注入安徽省汴河，井田中南部有南引河，最大排洪量 12.278m3/s。1973 年 7 月 14 日最高水位：王引河+30.63m，水深 2.7m， 曹沟+30.42m,水深 1.96m。王引河、曹沟均属人工渠道，水位随季节变化， 冬季有干枯现象。工厂附近前松、后松村庄一带历史最高洪水水位标高 不大于+31.69m。近十多年来因大搞水利建设，内涝基本排除。 1.1.31.1.3 煤田开发历史煤田开发历史 新庄矿井系河南省商丘地区永城煤田中的一个井田，永城煤田出新 庄矿以外，其它还有刘桥煤矿一号井、二号井、葛店、车集、陈四楼、 城郊六对生产矿井，刘河、薛湖、新桥三对基建矿井，这些都为迅速开 发永城矿区提供了条件。 新庄矿井从 1961 年开始，首先由原河南省煤田地质局 107 队在本井 田进行找矿工作，提交有永城煤田苗桥矿区找矿报告 ，而后，安 徽省地质局 325 队和煤田三队也都在此区的南部、西部和东部进行过工 作，到 1974 年 8 月由河南省地质十一队正式提交河南省永城煤田新 庄井田地质勘探报告 ，勘探程度为精查，并经河南省地质局批准，河 南省煤矿设计院于 1977 年 7 月完成新庄矿井初步设计。由于原报告尚存 在不 省 苏 江 省 徽 安 省 徽 安 省 南 河 至连云港 肖县 芒山 裴桥 马桥 新桥 侯岭 永城市 大王庄 高庄 葛店 新庄矿井 苗桥 商丘市 商丘市 至上海 商丘市 至天津 徐州市 砀山县 夏邑县 刘堤 虞城县 毫县 鹿邑县 商丘县 至郑州 商丘市 图 11 交通位置图 足之处，又经过补做工作，河南省地质局十一队于 1983 年 9 月又提 出河南省永城煤田新庄井田补充验证报告 ，并经批准。 新庄矿于 1978 年动工兴建，1980 年因故停建。以后又经江苏省煤 矿设计院设计，于 1985 年初复建，1992 年简易生产，1995 年 12 月 18 日正式投产，当年产量达 95 万吨。矿井按 1984 年设计-650m 以上水平， 设计生产能力 60 万吨/年，但主要装备按 90 万吨/年设计。1996 年产量 达 120 万吨，继而在 1997 年根据井田地质条件交好，井田深部边界- 800m 水平，经郑州煤矿设计院设计，矿井改扩建为 180 万吨/年，现生 产能力为 240 万吨/年。 1.1.41.1.4 附近的厂矿企业和农业情况附近的厂矿企业和农业情况 新庄煤矿附近的厂矿企业主要有：位于东南部的刘桥一号、二号井， 南部的葛店煤矿，西部的神火工业园，永煤集团车集煤矿；这一区域属 黄淮冲积平原，区内地势平坦，主要农作物有：小麦、大豆、玉米等一 年一熟作物。 1.1.51.1.5 水源、电源、劳动力及建材来源水源、电源、劳动力及建材来源 在井田内有远景供水水源价值的，有两个含水组：即新生界中上部 粉细砂含水组与石炭系灰岩含水组，其水量：新生界含水组 2050 吨/ 时，碳系含水组 30 吨/时，水化学类型为重碳酸水硫酸水，水质一般较 好，可做工业用水，农灌用水和饮用水，但新生界上部含水层中的水， 含大肠杆菌数超过饮用水标准，并含底氟，需加以处理后才能使用。 矿井主要电源为：淮北电厂渠沟变电所至工厂的 35KV 线路，经葛 店矿井引入的 35KV 线路，永城电厂 35KV 输电线路，矿区 110KV 主变 电所。 由于本矿井地处平原地带，在附近有丰富的劳动力资源，其工人主 要从永城和淮北境内招用；主要建筑材料砖、石、石灰、瓦等，可由永 城及邻近的安徽省淮矿区供应，运输方式可用汽车或人力运输。沙，水 泥需由外地供给。 1.21.2 井田地质特征井田地质特征 1.2.11.2.1 地层地层 本区含煤地层由下至上简述如下： 1.太原组（C3）：厚 134149m。岩性主要由隐晶质灰岩、泥岩组 成。其次为砂质泥岩及砂岩。顶部灰岩稳定，厚 2m 左右，为 K3标志层， 底部灰岩厚 1317m,一般 15m,为 K2标志层。 2.山西组(P15)：厚 110m，由灰至灰黑色泥岩、砂质泥岩及灰白色粗 粒砂岩组成。 3.下石河子组（P1X）：厚 73113m，平均 108m，由砂岩、砂质泥 岩、泥岩组成。底部为鲕状铝质泥岩，为 K4标志层。 4.上石河子组（P2）：厚度大于 400m，底部为 K5砂岩标志层与下石 河子组分界，上部紫色斑块泥岩夹吼层砂岩，以 K6长石英砂岩较稳定为 标志。 1.2.21.2.2 地质构造地质构造 本区属秦岭纬向构造之东延部分，与新华夏系反接复合。在区内形 成永城背斜，背斜轴在芒山柏山一线，呈北东 15 度方向。在永城葛店至 安徽白善一带形成白善帚状构造。本区属白善帚状构造的一部分。因而 其构造形态亦受该帚状构造所控制。地层倾向北北西至北北东，倾角 810 度，向深部倾角变缓为 45 度，其规律是：在-200m 水平以上 12 度左右，在-200-650m 水平逐渐变为 54 度。在走向的变化是：在 2 线以西 4 度，24 线逐渐变为 39 度，45 线 326 度，至省界变为 348 度，整个井田为简单的单斜构造，有次一级的舒缓波状起伏。 区内共见断层五条，近南北者以正断层为主，近东西向以逆断层为 主。详见表 11 主要地质构造表。 1.2.31.2.3 煤层及其顶地板岩性特征煤层及其顶地板岩性特征 本井田煤系地层总厚 760m，含煤 27 层。其中可采煤层为山西组二 2煤、下石盒子组的三2、三3、三5煤，共计四层。山西组含煤系数 3.24，下石盒子组含煤系数 3.3。共划六个煤组：一煤组位于太原群， 含煤多达 10 层，一般 57 层；二煤组位于山西组中部，含煤最多 4 层， 一般 2 层；三煤组位于下石盒子组，最多 7 层，一般 25 层；四煤组位 于上石盒子组下部，含煤最多 3 层，一般 2 层；五、六煤组均位于上石 盒子组中部，五煤组含煤最多 3 层，六煤组含煤 1 层。普遍可采者二2 表 11 主要地质构造表 断层名称性质走向倾向倾角落差（m）备注 王庄断层正北北东北西西70180250 落差南小。 为西部边界 小新庄 断层 逆北东北西3846 土楼断层正北东南东7030 谷小桥 断层 逆北东南东5025 黄李庄 断层 正6510 1 勘探线 103 孔见 煤及三2煤层局部可采者一4煤，三3、三5煤层局部不可采。余者偶见 可采点，多属不可采煤层。其中二2煤层为本设计的主采煤层。 井田构造简单，煤层间距及厚度稳定，标志层明显。 二2煤层，伪顶位于煤层之上的极薄的松软岩层，一般为灰质泥岩， 随采随落，厚度 00.4m，平均 0.1m，局部有复合顶板；直接顶位于伪 顶之上，有泥岩、砂质泥岩组成，有时为砂岩，采动后随回柱自动跨落， 厚约 0.7m 左右；老顶位于直接顶之上，由砂岩和砂质泥岩组成，不能随 直接顶跨落，厚度 1415m；直接顶位于煤层之下，一般有强度较低的 泥岩组成，灰黑色，富有植物根部化石，团块状构造，支撑力较弱，易 于钻底，厚度 0.5m 左右；老顶位于直接顶之下，由砂质泥岩及中细粒砂 岩组成，致密坚硬，对支护的支撑力较强，厚 15m 左右。煤层的老顶和 老底有砂岩裂隙水赋存，掘进回采过程中有顶底版砂岩水渗出，但均以 静储量为主，随着时间的推移，一般可疏干，但在回采中有太灰水补给 的可能。详见表 12 可采煤层及顶底版岩层特征表。 12 可采煤层及顶底版岩层特征表 煤 组 煤 层 一般厚 度 煤层结构顶底板岩性 稳 定 可采 程度 倾角（） 容重 （t/m3） （m） 夹石层 数 夹石 厚度 顶板底板性 01.90 三5 1.11 普遍含 一层夹 石 一般 为 0.3m 左右 泥岩或 砂质泥 岩 泥岩 较 稳 定 局部 不可 采 5左右，近 露头处变陡， 为 10左右 1.43 01.70 三3 1.01 一般含 一层夹 石 厚 0.3m 左右 泥岩泥岩 不 稳 定 局部 可采 5左右，近 露头处变陡， 为 10左右 1.43 02.80 下 石 盒 子 组 三2 1.83 无夹石砂岩 泥岩 和砂 质泥 岩 较 稳 定 可采 5左右，近 露头处变陡， 为 10左右 1.43 0.884 .43 山 西 组 二2 3.06 无夹石 泥岩、 砂质泥 岩有时 为砂岩 泥岩 和砂 质泥 岩 不 稳 定 可采 5左右，近 露头处变陡， 为 10左右 1.43 1.2.41.2.4 水文地质特征水文地质特征 含水层 奥陶系灰岩含水层：距二 2 煤层 180m 左右，据区域资料，单位 涌水量 0.1123.152l/sm，渗透系数 0.1695.0195m/d，为硫酸型水。 太原群灰岩含水层（）：含灰岩 810 层，平均累厚 64m，据 301 孔混合抽水资料，单位涌水量 1.073l/sm，渗透系数 1.98m/d，308 孔 对上部四层灰岩混合抽水，单位涌水量 0.00046l/sm，渗透系数 0.001487m/d，为硫酸钾钠型水。309 孔对上部四层灰岩混合抽水资料， ， 单位涌水量 3.69l/sm，渗透系数 9.046m/d，为硫酸钙钾钠型水。 总的看来，该组灰岩以 2、3、4、8 层灰岩较厚，尤以 2、4、8 层富 水性较强，K3灰岩富水性较弱。浅部及靠近风氧化带水量较大，深部较 小。 砂岩含水组（）：山西组砂岩：13 层，总厚度 227m，据 403 孔抽水资料：单位涌水量 0.048l/sm，渗透系数 0.371m/d，为硫酸型 水；下石河子组砂岩：一般含砂岩 56 层，北部最多达 18 层，南部可 见 12 层，厚 595.88m，据 2203 孔抽水资料：单位涌水量 0.036l/sm，渗透系数 0.064m/d，为硫酸钠型水；上石河子组：为 46 层，厚度 50m 左右，其中以 K5、K6 两层砂岩厚度较大，一般为 14m 和 33m 左右，含水丰富，据付井检查孔抽水资料：K6 砂岩单位涌水量 为 0.672l/sm，渗透系数 2.33m/d，K5 砂岩单位涌水量为 0.12l/sm，渗透 系数 0.568m/d，主、付井检查孔均在此层发生严重漏水；风化带裂隙水： 一般含水性弱，据 301 孔抽水资料：单位涌水量 0.023l/sm，渗透系数 0.118m/d，为硫酸钠镁型水。 新生界砂砾石孔隙含水组（）：下部为粘土、粉细砂和泥钙质 胶结的砂卵砾石含水层，一般埋藏在 90m 以下，据 403 孔抽水资料：单 位涌水量 0.00798l/sm， 渗透系数 0.029m/d，为硫酸、重碳酸型水；中部以褐黄色粉细砂和 黄色粉细砂、细中砂为主。埋藏在 2090 m，含水砂层 24 层，厚 7.0632.8m，平均 18.33m，含水丰富，单位涌水量 0.640.72l/sm，渗 透系数 3.614.9m/d；上部主要为埋藏在 20m 以内的粉细砂，含砂 12 层，平均厚 10m 左右，经民井简易抽水，单位涌水量 1.561 60713l/sm。 断层导水性： 井田东南部土楼断层，据六桥井田 149 孔抽水实验，单位涌水量 为 0.0012l/sm，水量小而断流，其它均无抽水资料，西界王庄断层属张 扭性，构造落差大，可能含水丰富。详见图 12 综合地质柱状图。 1.2.51.2.5 瓦斯、煤尘与自然瓦斯、煤尘与自然 三5煤250m 水平以上为 N2CO2带，CH4含量为 0.001cm3/g 近- 400m 水平为 N2CH4带，CH4含量为 3.71cm3/g。 图 12 综合地质柱状图 三2煤300m 水平以上为 N2 及 N2CO2 带，CH4 含量不大于 0.05cm3/g，-400m 水平为 CH4 带，CH4 含量达 7035cm3/g。 二2300m 水平以上为 N2CO2 带，CH4 含量为 0.14cm3/g，300m 水平以下为 N2CH4 带，CH4 含量为 4.9cm3/g，因 此，根据煤炭资源地质勘探规范的规定，应属低瓦斯矿井。 通过二2煤的煤尘采样试验，均具有爆炸性危险。煤尘试验成果表 见表 13。 表 13 煤尘试验成果表 孔号样号煤层号 火焰长 （mm） 加岩粉量 （） 有无爆炸性 109M3二2无火 508M3二21055有 005M1二2550有 109M2三3无火 508M2三2火量多50有 109M4三5 根据实验室采用“着火温度降低值测定法”结果还原与氧化着火温度 差在 36，不具有自燃性，自燃性试验结果见表 14。 表 14 自燃性试验结果表 燃点温度 孔号样号煤层 原样氧化还原 备注 109M3二2409400还原未测 005M1二2388386389T=3 508M3二2386384389T=5 109M2三2401396还原未测 508M2三2389387393T=6 109M4三2402401还原未测 1.2.61.2.6 煤质、煤的牌号与用途煤质、煤的牌号与用途 本井田各煤层均为低磷、低硫、中等灰分的无烟煤。详见表 15 煤 质特征表。 表 15 煤质特征表 原 煤 分 析 结 果 发热量(卡/克) 煤 层 号 变化 情况Wf % Ag % Vr % Sg %Qg/DTQg/DT 焦 渣 特 征 Pg % 容 重 最大0.799.447.670.326230820010.0031.37 最小2.6125.4010.840.827690858430.0091.47 二2 一般102714.349.530.437000840030.0061.41 最大0.7315.518.140.386420825010.0051.41 最小3.3623.9711.610.957020848030.0091.45三2 一般1.3418.059.840.506807836020.0071.42 精 煤 分 析 结 果 煤 层 号 变化 情况 Wf（% ） Ag（%）Vr（% ） 焦渣特征精煤回收率 最大0.882.796.5719.06 最小1.846.7310.12373.33 二2 一般1.364.767.57246.97 最大0.844.397.5716.27 最小2.338.648.68324.29三2 一般1.385.347.97314.68 根据永城煤矿基建巷道中用放炮的方法采取的二2煤层的筛分大样、 筛分结果快煤占 24.22%。 在筛分大样中采取了半工业实验。实验结果详见表 16 工业分析结 果表。 表 16 工业分析结果表 煤层 名称 分析 煤样 Wf （%） Ag （%） Vr （%） Sg （%） Pg （%） Q/DT （卡/克） 粘结 性 0.792.6 1 9.4425 .40 7.6710. 84 0.320.820.003 0.009 623076 90 1、2 、3原煤 1.27（29 ） 14.34（2 9） 9.53（29 ） 0.43（18 ） 0.006（ 13） 7000（22 ） 0.881.8 4 2.796. 73 6.5710. 12 1、2 、3 二2 精煤 1.364.767.57 0.733.3 6 15.512 3.97 8.1411. 61 0.380.950.005 0.009 642070 20 1、2 、3原煤 1.3418.059.840.500.0076807 0.842.3 3 4.398. 64 7.578.6 8 三2 精煤 1.385.347.97 1.31.3 井田勘探程度井田勘探程度 通过 74 年精查勘探和 83 年补勘工作，查明了区内的构造形态，煤 层产状及可采煤层的层数、层位、厚度、结构及可采范围等。基本查明 了各煤层煤质特征，对开才技术条件也作了明确论述。对水文地质条件 等方面都作了基本的了解。总的看来，可作为设计依据。该报告存在的 主要问题市： 1.基本资料内容不够齐全； 2.钻孔虽有测斜资料，但在剖面和平面图上没有进行校正和反映； 3.三2、三5煤层对比的可靠性差，部分钻孔勘探质量较低，不易圈 定高级储量； 4.三组煤没有正式筛分资料； 5.水源未有正式资料。 鉴于该报告存在的问题，在今后的工作中应加以主意。 2 2 矿井储量、年产量及服务年限矿井储量、年产量及服务年限 2.12.1 井田境界井田境界 井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术 条件、开拓方式及地貌、地物等因素进行技术分析后确定。一般以下列 情况为界： 1以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界； 2以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界； 3以相邻的矿井井田境界为界； 4人为划分井田境界。 根据新庄井田地质勘探资料，结合构造和省界关系，确定新庄井田 境界如下： 南起二2煤层露头； 北暂以二2煤700m 底板等高线为界； 东以省界与刘桥煤矿二号井相毗连； 西以王庄断层为界与双庙勘探区相邻。 井田东西走向长约 3km，倾斜走向长约 5.5km，井田面积约 16.5km2。 2.22.2 井田储量井田储量 2.2.12.2.1 矿井工业储量矿井工业储量 矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家 煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资 源的埋藏量，还表达了煤炭的质量。 本井田采用的块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛使用 的储量计算方法之一。 块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个厚度相近的钻孔连成块 段，根据此段的面积、煤的容重、平均厚度计算此块段的煤的储量，再 把各个计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。 矿井工业储量是勘探（精查）地质报告的“能利用储量”中的 A、B、C 三级储量之和，其中高级储量 A、B 之和所占比例应符合表 21 的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来 设计矿井工业储量。见表 22 矿井工业储量汇总表。 表 21 矿井高级储量比例 简单中等复杂地质开采条件 储量级别比例（）大型中型小型大型中型小型中型小型 井田内 A+B 级储量占总 储量的比例 4035253540202515 一水平内 A+B 级储量占 本水平储量的比例 70604060503040 不作具体 规定 第一水平内 A 级储量占 本水平内储量的比例 4030153020 不作具体规 定 不要求 表 22 矿井工业储量汇总表 工业储量（万吨） 煤层名称 ABA+BCA+B+C 备注 二 2 煤层2992856384830826930符合 总计2992856384830826930符合 2.2.22.2.2 矿井设计储量矿井设计储量 矿井设计储量为矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、 井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构造物需要留设的保护煤柱等永久 煤柱损失量。而在该井田范围内只有井田境界煤柱和断层煤柱。可暂时 按工业储量的 57计入，本设计取 5，故： sg zzp 式中： Z 矿井设计储量； s 矿井工业储量； g z P永久煤柱损失量，可暂按工业储量的 57计入，本设计 取 5； 由此： 矿井设计储量 6930（15） s Z 6583.5 万吨 2.2.32.2.3 矿井设计可采储量矿井设计可采储量 矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井 下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率所得到的储量。各种主 要巷道的保护煤柱及可采储量见表 23 井可采储量汇总表；矿井工业广 场保护煤柱留设见图 21 场保护煤柱计算图；工业广场保护煤柱计算参 数见表 24 业广场保护煤柱设计参数表。 表 23 矿井可采储量汇总表 矿井设计储量（万吨）矿井可采储量（万吨） 永久性煤柱损失设计煤柱损失开采 水平 煤层 名称 工业储量 (A+B+C) (万吨)断层境界 设计储量工业 广场 井下巷 道 其 他 可采储 量 二26930154.29135.976639.74168.4234无6237.34 表 24 工业广场保护煤柱设计参数表 煤层倾角（） 煤厚（m）（）（）（）（） 埋深（m） 72.8745756975370 2.32.3 矿井年产量及服务年限矿井年产量及服务年限 2.3.12.3.1 矿井工作制度矿井工作制度 根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况，规定该设计矿井年工作 日为 330d，每天净提升 16h,每天三班工作。综采工作面可采用每日四班 作业，每班工作六小时。 2.3.22.3.2 矿井服务年限矿井服务年限 初步设计该矿井设计年产量为 0.90Mt/a，根据公式： Z A T K A 式中： T矿井服务年限， Z矿井可采储量，万吨； A矿井生产能力，万吨/年； K储量备用系数，K=1.31.5，此处取 1.4。 由此验算服务年限如下： =61.150 年 6237.34 90 1.4 T 符合要求。 图 21 工业广场保护煤柱计算图 3 3 井田开拓井田开拓 3.13.1 概述概述 3.1.13.1.1 生产矿井的开拓方式概述及评价生产矿井的开拓方式概述及评价 矿区内生产矿井采用的是立井开拓方式，暗斜井延伸。由于本矿井 表土冲击层厚，含水丰富，并有流沙层，矿井走向短等特点，所以井筒 施工方式采用立井开拓。立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、 厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制。立井的井筒短、提升能力大、对 辅助提升特别有利。对于煤层赋存较深、表土层厚、水文情况比较复杂、 井筒需要特殊法施工或多水平开采急斜煤层的矿井，一般都应该采用立 井开拓。 3.1.23.1.2 影响立井开拓的主要因素分析影响立井开拓的主要因素分析 影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告、所确定的煤 层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质 条件等。其中以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的影 响最大。 3.23.2 井田开拓井田开拓 3.2.13.2.1 对井田开拓中若干问题分析对井田开拓中若干问题分析 井田开拓方式 由于本井田地势平坦，表土层厚且有流沙层，所以确定采用立井开 拓方式，并按照工业广场少压煤，至少不压好煤和井下生产费用较低的 原则确定了主、副井筒位于井田偏南部的井田走向中央。 为了避免采用箕斗井通风时封闭井塔困难和减少穿越流沙层，决定 开凿一个风井。并采取中央边界式通风，风井位于南部煤层露头处，这 样由于煤层露头处的煤不采，风井就不需要留设保护煤柱，减少了煤柱 的损失。同时为了减少煤柱损失和保护大巷维护条件，把运输大巷设在 二2煤底板下垂距为 30m 左右砂泥岩或砂岩中。 根据新庄井田二2煤层赋存条件和设计规范的有关规定，本井田可 以划分为 23 个水平（即 34 个阶段） ；阶段内采用带区式或采区式准 备。水平划分及位置在后面的方案中进行详细说明。 井硐形式、数目及其配置 井硐形式选择 由于新庄矿区地势平坦，表土层较厚，流沙层较多井筒需要特殊凿 岩法施工，从而确定采用立井开拓方式。立井开拓井筒短，提升速度快， 提升能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。 井筒数目 因为新庄井田走向长度不大，且为低瓦斯矿井，前面已经确定采用 立井开拓方式，故只需开凿一对提升井筒和一个风井即可。后期可以在 井田的北部东西边界开设一个风井用于第二、第三水平的回风。 井筒位置选择 根据井田地形和地质条件，从首先满足第一水平的开采，缩短贯通 距离，减少井巷工程量考虑，将主、副井筒设置在井田走向的中央处。 该处的地质构造清楚、简单、开采条件好。 运输大巷和总回风巷的布置 为了减少煤柱损失和便于维护巷道，将运输大巷布置在距离二2煤 层 30m 处的煤层底板砂泥岩或砂岩中。布置岩石大巷时，应避免在松软、 吸水膨胀、易风化的岩石中布置，同时还应避开支承压力的不利影响。 考虑到二2煤层不具有自燃发火倾向，且煤质为比较坚硬的无烟煤， 将巷道布置在煤层中维护并不困难。所以将回风大巷布置在二2煤层的 南部煤层露头处的风氧化带中。 3.2.23.2.2 方案的提出及技术比较方案的提出及技术比较 根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列三种： 立井两水平，见图 31； 图 31 立井三水平开拓方式 立井一、二水平加暗斜井三水平，见图 32； 图 32 立井一、二水平加暗斜井三水平开拓方式 立井一水平加暗斜井二、三水平，见图 33； 图 33 立井一水平加暗斜井二、三水平开拓方式 从以上方案的简图可以对方案和方案进行比较，二方案的生产 系统均简单可靠，但是方案比方案多开设立井井筒（2150m） ，阶 段石门（2606m）和立井井底车场，且本矿区含水层丰富，立井延伸比 较困难；并相应的增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用所以在方 案和方案中决定选择方案。 余下的、两个方案均属技术上可行的方案，水平服务年限也均 符合要求（中型矿井第一水平服务年限应大于 20 年，故确定其阶段斜长 分别为 1461m 和 1000m） 。因两方案均属技术上可行的方案，所以两方 案要经过经济比较才能够确定其优劣。 3.2.33.2.3 方案经济比较方案经济比较 由于方案和方案在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相 同，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以 不进行比较，于是我们在对方案和方案两个方案进行比较时，可以 只将两个方案中有差别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用 汇总表分别计算汇总于表 31、表 32、表 33 和表 34。通过费用 汇总表在经济上来比较两方案的优越。 表 31 基建工程量 时 期 项目方案方案 主井井筒/m420+20420+20 副井井筒/m420+5420+5 井底车场/m13051305 主石门/m1100700 早 期 运输大巷/m29002900 主井井筒/m1703000 副井井筒/m1703000 井底车场/m10351035 主石门/m2275+1230/ 后 期 运输大巷/m2700+26002700+2600 表 32 基建费用表 方案方案 方案 项目 工 程 量 / m 单价/ 1 mA元 费用/ 万元 工程 量/m 单价 / 1 mA元 费用/ 万元 主井井筒4408944393.544408944393.54 副井井筒4259271390.024259271390.02 井底车场10354482494.5910354482494.59 主石门11004418485.987004418309.26 运输大巷290043991275.71290043991275.71 早 期 小计3039.842863.12 主井井筒1708944152.05300042291289.7 副井井筒1709271157.61300042291289.7 井底车场10354482494.5910354482494.59 主石门227544181005.1/ 运输大巷530043992331.47530043992331.47 后 期 小计4140.825405.46 共计7180.668268.58 表 33 生产经营费用 项目方案生产经营费用/万元项目方案生产经营费用/万元 石门 运输 1.22859.81.10.241 909.76 1.22618.372.2750.241 1722.7 石门 运输 1.245478.171.10.241 1742.72 提升1.25478.170.4120.843提升1.25478.170.4120.843 2283.19 1.22618.370.170.843 450.29 1.21225.91.230.324 586.25 2283.19 1.21392.470.820.324 443.94 1.21225.91.230.324 586.25 排水 365248160.6110-4 7148.7 排水 365245953.4110-4 5215.19 合计13100.89合计10271.29 表 34 费用汇总表 方案方案方案 项目费用/万元百分率/费用/万元百分率/ 基建工程费7180.6686.848268.58100 生产经营费13100.89127.5510271.29100 总费用20281.55109.3918539.87100 从前面表格中的计算可以看出，方案的总费用要比方案的高出 9.39，很明显方案要比方案优越的多，故决定采用方案。 3.2.43.2.4 确定方案确定方案 综上比较可知方案的总费用超过了方案的 9.39，故决定采用 方案。即采用立井一水平加暗斜井二、三水平延伸：第一水平位于- 380m，采取上下山开采；第二水平位于-550m，采取上山开采；三水平 位于-700m，采取上下山开采。整个矿井划分为三个大的阶段，第一阶段 的阶段垂高为 230m。 3.33.3 井筒特征井筒特征 在矿井开拓方式确定以后，还应对矿井主要井筒（包括主井、副井、 风井）的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等 特征进行说明。 3.3.13.3.1 主井主井 主井主要用于提煤。井筒直径 5.0m，采用 6t 多绳摩擦式提煤箕斗进 行煤炭提升。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结 构；井壁厚度：基岩段 450mm，冻结段 800mm。井筒装备有钢丝绳罐道， 井深 440m。 主井井筒断面布置如下： 1450 450 2100 2100 2300 1300 5000 450 图 34 主井断面布置图 3.3.23.3.2 副井副井 井筒直径 6.0m，用作全矿井升降人员、下材料、设备及作为辅助提 升。亦作为全矿井新鲜风流入口，井筒装备一对一吨双层四车罐笼，并 兼作排水。为防止断绳事故，设有防坠器。支护材料：基岩段采用单层 砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段 500mm，冻结段 1000mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水管管道等。井 深为 425m。 副井井筒断面布置如下： 6000 图 35 副井断面布置图 副井风速校核： max Q VV M S A 式中： 通过井筒的风速，m/s；V 通过井筒的风量，m3/s；Q 井筒净断面积，m2；S 井筒的有效断面系数，圆形井取 0.8；M 安全规程规定的允许最大风速； max V 由此： 3394.8 0.8 28.3 60 V 2.5m/s92 人 满足要求。 以最大班净作业时间 6 小时验算 提矸石每班作业时间（小时） 0q 0 2 3600 q Q T t A 矸 式中： 每日矸石提升量，t； 0 Q 每次矸石提升量，t； 0 q 所以： 626 152.01 2 3600 14.23 t 矸 0.93h 55.7min 升降其他人员的时间 0.2（min）t人 （60min） q0 r n t1.5 60 n A A 人 T 152.01 92 t1.5 60 24 人 14.57min 0.20.214.57t人 2.9min 下坑木、支架按日需量的 50%计算； 取 0.5h30min 下炸药 24 次，取 3 次；保健车 24 次，取 3 次；运送设备 510 次，取 8 次；其他 510 次，取 8 次； 则：总计 3+3+8+822 次 22152.01s55.8min 所以： 总作业时间为：55.7+2.9+30+55.8 144.4min 2.41h6.95 罐笼提升时： 20 2 z a c n Q m gQGGn P H A AA A 4 312000 9.87000231845924 1.6 490.96 9.558.95 所以钢丝绳的安全系数均能满足煤矿安全规程的要求。 多绳摩擦式提升机的选择 提升机的选择是在确定主导轮直径口和钢丝绳最大净张力差 Fe 后， 查提升机特征表确定的。 主导轮直径 根据安全规程规定，摩擦式提升机的主导轮直径 D 与钢丝绳直 径 d 之比应符合下列要求： 有导向轮时：D90d 对箕斗井：D/d2800/30.093.390 对罐笼井：D/d2800/23.012290 所以主导轮直径选 D2.8m，主、副井均能满足安全规程的要 求。 钢丝绳最大静张力 Ff的计算，对于等重尾绳及轻尾绳提升系统的 Ff。 箕斗提升时： FfQ2+Q+np（Hk+Ht）+nqHHg N 11610+108000+42.58（29.4+452.3）+42.5812.4 9.8 269589 N 罐笼提升时： FfQ2+2（G+G0）+np（Hk+Ht）+n1qHHg N 7000+2（1000+592）+41.6（26.05+452.3） +41.612.619.8 130596 N 钢丝绳作用在主导轮上的最大静张力差 Fc 箕斗提升时： FcQ+Htg （11610+0）9.8 113778 N 罐笼提升时： Fc=4G+(H+1)g （41000+1）9.8 39210 N 式中： 提升钢丝绳与平衡尾绳总单位质量之差，对于等重尾绳 的提升系统 0，上式中 取其绝对值； 电动机容量选择 本部分内容，不进行运动学和动力学的计算，只进行近似计算： 102 K Q V NP A A A 式中： K矿井提升阻力系数，箕斗井取 1.15，罐笼井取 1.2； 减速器传动效率，取 0.92； P动负荷影响系数，P1.21.4； V提升速度，V0.4；H P 1.15 11610 0.4 432.3 1.2 102 0.92 1420 Kw 根据计算功率选定提升机型号为：JKM2.8/4（I） ，其性能特征如 下： 主导轮直径 2.8m，导向轮直径 2.5m，钢丝绳最大净张力差为 90KN，钢丝绳允许最大直径为 28mm，最大提升速度 11.8m/s，减速器 的速比 11.5，最大扭距为 133KN/m，电动机功率为 1000Kw，最大允许 功率计算值为 720Kw，电动机转数为 630r/min，最大转数 750r/min，传 动方式为单电机传动。 5.35.3 矿井排水矿井排水 5.3.15.3.1 概述概述 新庄井田含水层组有奥陶系灰岩含水层，太原群灰岩含水层（） ， 二迭系砂岩含水组（） 、新生界砂砾石孔隙含水组（） 。 奥陶系灰岩含水层单位涌水量 0.1123.15 ，渗透系数/ l s mA 0.1695.0195m/d，为硫酸型水；太原群灰岩含水层（）单位涌水量 0.00046 ，渗透系数 0.001487m/d，水质类型为硫酸钾钠型水；二/ l s mA 迭系砂岩含水组（）单位涌水量 0.023 ，渗透系数 0.118m/d，为/ l s mA 硫酸钠镁型水；新生界砂砾石孔隙含水组（）单位涌水量 0.00789 ，渗透系数 0.029m/d，为硫酸重碳酸型水。由于以上含水层组受/ l s mA 相应的隔水层影响，对矿井开采不会带来大的影响。井下主要涌水来自 煤系地区本身的砂岩裂隙水和风化带裂隙水。 本矿小时正常涌水量为 200m3/h，最大涌水量为 300200m3/h，井型 为年产 60 万吨的中型矿井，属于低瓦斯矿井。 矿井主要根据第一水平情况进行设计，采用集中排水系统，对其它 水平只作适当地数目。 矿井排水系统见图 51。 图 51 矿