龙门煤矿一号矿井初步设计

龙门煤矿一号矿井初步设计摘要：本设计矿井的井田面积为10.3 km2，年产量60万t。井田内煤层赋存比较稳定，煤层倾角平均13，煤层厚度平均4.0m。井田范围内整体地质条件比较简单，矿井瓦斯含量低，为低瓦斯矿井，矿井涌水量一般。根据实际的地质资料情况进行井田开拓和准备方式的初步设计，该矿井决定采用立井单水平上下山开采，采用采区式开拓方式。设计采用综合机械化回采工艺，走向长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区，并对矿井运输、提升、排水和通风等各个生产系统的设备选型计算，以及对矿井安全技术措施和环境保护提出要求，完成了整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。关键词：立井单水平 采区式 综合机械化 走向长壁 高产高效1前 言本次毕业设计是根据在河南省永煤集团龙门煤矿进行的毕业实习中所收集的矿井资料，但因本组有同一矿井设计同学，根据指导教师布置的题目和意见，对原矿条件稍作调整，在教师的精心指导下，对一号矿井进行的采矿专项初步设计。采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节。作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查，它综合地考查了学生这四年来对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验结合起来应用。这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯彻矿产资源法、煤炭法煤炭工业技术政策、煤炭安全规程、煤炭工业矿井设计规范以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争使自己的设计成果达到较高水平。本设计以实践教学大纲及指导书为依据，严格按照安全规程的要求，采用工程技术语言，对矿井的开拓、准备、运输、提升、排水、通风等各个生产系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者水平有限，设计中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正！2目 录1 矿区概况及井田地质特征11.1 矿区概况11.1.1 矿区位置与交通11.1.2 井田地形地貌11.1.3 水文、气象及地震11.1.4 矿区工业、农业及矿产开发概况21.2 井田地质特征31.2.1 矿区地层31.2.2 矿区地质构造51.2.3 煤层及其顶底板岩性特征51.2.4 水文地质特征61.2.5 煤质、煤的牌号与用途62 矿井储量、年产量及服务年限72.1 井田境界72.2 井田储量82.2.1 矿井工业储量82.2.2 矿井设计储量82.2.3 矿井设计可采储量92.3 矿井年产量及服务年限112.3.1 矿井工作制度112.3.2 矿井服务年限113 井田开拓123.1 概述123.1.1 开拓方式选择123.1.2 影响立井开拓的主要因素分析123.2 井田开拓123.2.1 对井田开拓中若干问题分析1213.2.2 方案的提出及技术比较133.2.3 方案经济比较163.2.4 确定方案173.3 井筒特征183.3.1 主井183.3.2 副井193.3.3 风井203.4 井底车场及硐室213.4.1 概述213.4.2 设计基本参数223.4.3 确定各井底车场硐室位置223.4.4 主要巷道243.5 开采顺序及采区、采煤工作面的配置253.5.1开采顺序253.5.2 保证年产量的同采采区数和工作面数263.6 井巷工程量及建井工期293.6.1 概述293.6.2 井巷工程量和建井周期的各计算图表294 采煤方法324.1 采煤方法的选择324.2 采区巷道布置及生产系统324.2.1 采区走向长度的计算的确定（以第一水平采区为例）324.2.2 确定区段走向长度及区段数目324.2.3 回采巷道的布置324.2.4 联络巷的布置334.2.5 采区上、中、下部车场形式334.2.6 采区硐室344.2.7 采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率354.2.8 确定采区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数374.2.9 采区生产系统3824.3 回采工艺设计394.3.1 综采工作面的主要设备394.3.2 综采工作面的作业方式394.3.3 工作面循环方式和循环作业图表的编制415 矿井运输及设备435.1 井下运输系统和运输方式的确定435.2 采区运输设备的选型435.3 大巷运输设备445.3.1 列车组成的计算455.3.2 电机车台数的计算485.3.3 皮带运输大巷及运输上山皮带机的计算选择496 矿井通风与安全技术措施516.1 矿井通风系统的选择516.1.1 通风设计的基本依据516.1.2 矿井通风系统要符合下列要求516.1.3 选择矿井主扇的工作方法526.1.4 矿井通风系统的确定526.2 风量机算及风量分配536.2.1 采煤工作面实际需风量536.2.2 掘进工作面所需风量556.2.3 峒室实际需风量556.2.4 风速验算576.3 全矿通风阻力计算576.3.1 计算原则576.3.2 计算方法606.3.3 计算矿井总风阻及等积孔636.4 扇风机的选型636.4.1 选择主扇636.4.2 选择电动机666.5 矿井安全技术措施6736.5.1 预防瓦斯爆炸的措施676.5.2 煤尘灾害预防676.5.3 预防井下火灾的措施686.5.4 矿井防治水697 矿山环保707.1 矿山污染源概述707.1.1 大气污染707.1.2 废水排放707.1.3 固体废弃物排放707.1.4 噪声污染707.2 矿山污染源的防治717.2.1 大气污染防治717.2.2 矿山水污染的防治717.2.3 矿渣利用717.2.4 噪声的控制71结 论73致 谢74参考文献7441 矿区概况及井田地质特征1.1 矿区概况1.1.1 矿区位置与交通龙门煤矿位于河南省偃师市境内，偃龙煤田西部诸葛井田，地理座标为北纬343307，东经1122835，行政区划属洛阳市管辖。龙门煤矿中心西北距洛阳市约15.5km，西距龙门镇6.5km，北距诸葛镇约3.8km，矿井北约15.5km有陇海铁路及连霍高速公路、西部有洛界高速公路穿过，紧邻矿区西部有焦枝铁路通过，西北约7km处有洛宜铁路穿过，矿区有柏油公路与龙门至各县公路相联，交通便利，如图1-1。图1-1 矿区交通位置图1.1.2 井田地形地貌矿区内地形总体变化趋势为南高北低，区内南北向沟壑较发育，地表坡度36。起伏不大，属于黄土覆盖的沟谷深切丘陵地区，总体属侵蚀型低山丘陵地貌。1.1.3 水文、气象及地震本区属黄河流域伊河水系，伊河受季节影响流量变化较大。据有关资料，最大流量为7180m3/s（1937年），最小流量仅0.02m3/s（1955年6月26日）。自1958年在其上游嵩县境内修筑陆浑水库蓄水后，一般流量为32.3 m3/s。据龙门水文站记载，最高洪水位标高+154.35m（1958年7月17日），最低枯水位标高为+148.22m（1944年3月2日），相对高差6.13m，伊河无断流记载。本区属暖温带大陆性季风气候，四季分明，冬寒夏炎，春秋多风，降水集中在七、八、九月份。据洛阳市气象台2001年前观测记录，最高气温44.2（1966年6月20日），最低气温-18.2（1969年2月1日），年平均气温14.5；日最大降雨量134.9mm（2001年7月21日），最长连续降水日数10天，连续降水量231.70mm，最长连续无降水日数94天（1970年11月17日至1971年2月18日），年平均降雨量595.8mm；年蒸发量2164.0mm，平均1907.8mm。最大冻土深度9cm，最大积雪厚度17cm。根据国家质量技术监督局发布的“中华人民共和国国家标GB183062001中国地震动参数区划图”，本区地震动峰值加速度g为0.05，对应的基本烈度为度，其地震设防应为， 1.1.4 矿区工业、农业及矿产开发概况区内主要以农业生产为主，主产小麦、玉米、油菜等。工业主要有水泥生产，其次为小型石灰窑（部分已关停）。采矿业主要为煤炭生产，开采矿井主要为本矿，产销形势较好。主要矿产为煤及铝土矿、耐火粘土矿、石灰岩及风化煤。煤层主要分布于石炭系、二叠系地层中，煤类主要为无烟煤，全区各井田均有矿坑开采。铝土矿产于石炭系本溪组地层中，分布于煤田南部边缘，瑶岭、上庄井田出露较好，龙门、焦村、参驾店附近均零星出露，其它地区均被新近系、第四系覆盖。矿层一般为灰色至浅灰色，呈现块状及层状构造，节理发育。矿体厚度变化大，一般为0.5712.31m，局部夹薄层或透镜状耐火粘土矿。矿床具有一定工业价值，适用于碱法烧结生产氧化铝原料。其共生矿床有耐火粘土矿。本区分硬质粘土及高铝粘土两类。硬质粘土赋存于铝土矿层的上部及下部，厚度变化大，一般用作粘土质制品使用。高铝粘土矿是铝土矿的级外品，多产于铝土矿顶部或取代铝土矿层位，可作高铝制品使用。现有巩义、偃师市乡、村个体企业露天开采，进行手选分段。石灰岩主要产于寒武系和石炭系地层中，主要用作建筑材料、水泥原料及黑色冶金熔剂用料。风化煤主要为山西组二1煤层风化产物，分布于瑶岭、上庄井田煤层露头段，其它井田未见。煤层经风化后再生腐植酸含量较高，是制造腐植酸肥料较好资源。巩义市各地利用风化煤制造腐植酸氢、磷、钾复合肥，西村乡建立了黄腐植酸提纯厂。1.2 井田地质特征1.2.1 矿区地层龙门煤矿位于偃龙煤田西段的诸葛井田，区内西部有下石盒子组（P1x）地层零星出露，区外北西部有上石盒子组（P2s）和石千峰组（P2sh）地层零星出露，全区大部分为新近系、第四系地层所覆盖，据钻孔揭露及地表出露，本区地层由老至新依次为寒武系、石炭系、二叠系、新近系及第四系。表1-2 主要标志层岩性特征一览表地层单位标志层名称标志层代号厚度两极值平均值岩性特征对比意义下石盒子组大紫泥岩Md2.4035.2410.82灰绿色紫斑砂质泥岩或泥岩，具紫斑、含菱铁质鲕粒。控制三煤段重要标志层砂锅窑砂岩Ss1.0311.904.60灰灰白色，中厚层状中粗粒长石石英砂岩，含泥质包裹体，硅泥质胶结。为下石盒子组和山西组的分界标志山西组小紫泥岩Mx2.4035.2410.82紫色、灰绿色、暗紫色斑块泥岩，具紫斑、含菱铁质鲕粒。控制二煤段重要标志层（本区不稳定）香炭砂岩Sx3.5227.306.63灰色，中厚层状中细粒石英长石砂岩，具泥质包裹体，含大量菱铁质线理及结核。控制二1煤层重要标志大占砂岩Sd010.123.57灰深灰色中粒石英砂岩，水平层理，层面富含白云母及炭质薄膜，局部含菱铁质鲕粒。控制二1煤层重要标志太原组L7石灰岩L73.5315.8011.52灰深灰色，厚层状，含隧石结核及大量生物碎屑。控制山西组与 太原组主要标志L4石灰岩L40.304.902.32灰深灰色，厚层状，含蜓科类和腕足类生物化石碎屑。控制太原组与本溪组主要标志本溪组本溪铝土G0.8213.295.25浅灰灰绿色，以鲕状结构为主，含黄铁矿小晶粒。太原组与本溪组、本溪组与寒武系分界标志现分述如下：（1）寒武系（）发育上崮山组（3g）地层，岩性下部灰色薄层状灰岩，中部为豹皮灰岩，上部为灰色、灰白色结晶质白云质灰岩，本组厚165.07m。（2）石炭系（）缺失下统（C1），仅发育上统（C2）地层，分为本溪组（C2b）和太原组（C2t），岩性分述如下：本溪组（C2b）岩性主要为浅灰灰色铝土质泥岩、铝质岩，含大量的鲕粒和黄铁矿结核及散晶；顶部为深灰色泥岩。本组厚0.8213.29m，平均5.25m。与下伏寒武、寒武系地层呈平行不整合接触。太原组（C2t）与本溪组连续沉积，下自一1煤层底板泥岩之底，上至山西组二1煤层底板砂岩底，厚度28.91252.46m，平均39.24m。主要由灰岩、砂岩、砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩及薄煤层（一煤段）组成。依据岩性组合可划分为上、中、下三段。（3）二叠系（P）根据区域资料，本系地层除石千峰组不含煤外，以下各组共含七个煤段（二八），地层总厚979m。本矿区揭露仅有下统部分地层，自山西组二1煤层底板砂岩底至田家沟砂岩（St）底，平均厚321.56m。与下伏石炭系地层呈整合接触。下统（P1）二叠系下统为本矿区揭露主要含煤地层，分为山西组（P1sh）和下石盒子组（P1x），两组间呈整合接触。分别叙述如下：A、山西组（P1sh）为矿区主要含煤地层，底部二1煤层为全区可采煤层。下以二1煤层底板砂岩底（Ser）为界，上以下石盒子组砂锅窑砂岩（Ss）底为界。厚65.4697.86m，平均厚78.78m。由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩和煤层组成。山西组含植物化石主要有：B、下石盒子组（P1x）下自砂锅窑砂岩（Ss）底，上止田家沟砂岩（St）之底，含三、四、五、六4个煤段，与下伏地层整合接触，厚度自东向西变薄，平均厚242.78m。二叠系上统（P2）自田家沟砂岩底界至石千峰组砂岩顶部为界，共分2组，即上石盒子组（P2s）和石千峰组（P2sh），包括平顶山段（P2sh1）、土门段（P2sh2），矿区范围内该统地层无出露，也没有揭露，但在矿区西北部边界外部附近有出露，仅根据区域资料，作简要叙述如下：A、上石盒子组（P2s）本组自田家沟砂岩（St）之底至平顶山砂岩之底，含七、八煤段，矿区西北边界外有出露，整合于下石盒子组之上，厚度自东而西有变薄趋势，平均厚154m。岩性主要为：上部由灰绿、灰黄、灰、深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩、中粒砂岩及薄煤层组成，煤层均不可采；底部为灰、灰白色厚层状中粒长石石英砂岩，含少量石英细砾、俗称“田家沟砂岩”。是上、下石盒子组分界标志。 B、石千峰组（P2sh）本组自平顶山砂岩底至金斗山砂岩（Sj）之底，矿区北西部边界外有出露，与下伏地层呈假整合接触。本组地层包括平顶山段（P2sh1）和土门段（P2sh2），平顶山段岩性主要为浅灰、灰白色厚层状中至粗粒长石石英砂岩，硅质胶结，具直线型斜层理，岩性单一，层位稳定，厚度大，是区域性地层对比的良好标志。本段厚70m。土门段岩性主要由紫红、黄绿、灰绿色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和细粒砂岩组成，厚260m。（4）新近系N及第四系Q本区多为新近系N、第四系Q覆盖。下部新近系为粘土、泥灰岩、砾岩与长石砂岩组成，夹透镜状泥灰岩，厚0222.06m，平均72.01m；上部第四系为松散的砂砾层、亚砂土、砂质粘土及黄土，黄土中常夹似层状钙质结核，厚0194.74m，平均52.62m。与下伏地层呈不整合接触。1.2.2 矿区地质构造偃龙煤田位于华北古板块南部的嵩箕构造区西部，地跨洛阳断陷和嵩箕断隆，属板内构造区。区域构造格局受南侧的秦岭大别山板缘带和东侧的郏庐断裂带的制约。华北、华南板块碰撞于煤田西侧，形成了明显的北西向挤压逆冲构造带，抑制了煤田的西部边界。嵩箕构造区北起盘古寺丰沛断裂，西部和南部以岸上襄郏断裂为界，东与徐淮隆起拼接，构造演化阶段清晰，形式多样，由隆拗、剪切平移、伸展掀斜及表层滑脱多期变形叠加而成；含煤岩系形成于寒武纪中期的加里东隆起带风化壳上，成煤后历经多期改造。1.2.3 煤层及其顶底板岩性特征二1煤层为该井田主要开采煤层，煤层埋深40550m，赋存标高+80-430m；煤厚3.524.56m，平均4.0m，倾角1115，平均13。该煤层结构简单，局部有夹矸12层，夹矸厚度0.110.93m，岩性为炭质泥岩或含炭泥岩。据井巷揭露，煤层短距离增厚变薄现象明显，煤层稳定程度属较稳定，全区大部分可采。二1煤层顶板以泥岩、砂质泥岩为主，细粒砂岩及粉砂岩次之；底板主要为泥岩、砂质泥岩，次为粉砂岩。矿井二1煤层顶板直接顶为黑色泥岩，厚0.21.5m，其上为大占砂岩。其底板岩性直接底板为灰白色泥岩，厚0.41m，其下为砂泥岩互层，厚3.5m左右。1.2.4 水文地质特征本区域上总体地势为南高北低，东高西低，南部为寒武系构成中低山区，中、北部为第四系覆盖，仅局部零星基岩出露，南北向冲沟发育，有利于地表水的下渗及排泄，该区属黄河流域伊河水系，区内有伊河，伊河受季节性控制变化大，一般流量32.3m3/s。1.2.5 煤质、煤的牌号与用途矿区二1煤层主要品种为无烟煤,原煤灰分17.37,水分平均1.11，理论降灰率在67左右，高熔灰分，煤层原煤硫含量平均为1.21，磷含量0.009，挥发分8.68，原煤发热量23.25-33.01MJ/kg，平均26.87MJ/kg，煤层属低中灰、低中硫、特低磷高发热量无烟煤。以现行的中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）为依据，采用浮煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）和干燥无灰基氢（Hdaf）为指标进行煤类的确定。二1煤层浮煤挥发分（Vdaf）为6.199.58%、平均7.74，浮煤氢（Hdaf）为3.433.86、平均3.61%，属无烟煤三号（WY3）。综上所述，二1煤层属低中灰、低中硫、特低磷、中等软化温度灰、高热值粉状无烟煤三号（WY3），适宜动力用煤及民用燃料。2 矿井储量、年产量及服务年限2.1 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。根据龙门煤矿井田地质勘探资料，确定龙门煤矿一号矿井井田境界如下：东以龙门煤矿与常村煤矿井田边界为界；南起二1煤层露头及风化带为界；西以断层及人为边界划分为界；北以人为划分边界与断层交接为界。井田东西走向长约4.6km，倾斜走向长约2.1km，井田面积10.3km2，如图2-1图2-1 龙门煤矿一号矿井井田边界图2.2 井田储量本井田采用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，由几个煤厚相近钻孔连成块段。根据此块段的面积，煤的容重，平均煤厚计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。2.2.1 矿井工业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 地质开采条件储量级别比例（）简单中等复杂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煤层名称工业储量（万t）备注ABA+BCA+B+C二1煤层2259936319525735768符合总计2259936319525735768符合2.2.2 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工业场地保护煤柱。可暂时按工业储量的57计入，本设计取5，故：式中： Z矿井设计储量；矿井工业储量；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： 5768（15）5479.6.万t2.2.3 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、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。井田边境煤柱：井田边境保护煤柱在井田边境留设20m的保护煤柱，则其煤柱损失量为：Q边=196万t。工业广场的保护煤柱：计算工业广场地压煤量时其场地面积可参考表23。工业场地一般布置成长方形，其长边垂直于走向。根据矿井储量的初步估算，矿井井型定为0.6Mt/a。表23 矿井工业场地占地面积指标井型与设计能力（万吨/年）占地面积指标（公顷/10万吨）2403000.70.81201800.91.045901.21.39301.5备注：占地面积指标中小井取大值、大井取小值。井田及工业场地保护煤柱的计算：按规范规定，年产60万t/a的中型矿井，工业场地占地面积指标为1.25公顷/10万吨。故可算得工业场地的总占地面积：S=1.256=7.5公顷=75000m2工业广场占地面积为340220m2，平面形状为矩形。查得本井田各参数如表2-4：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）134.045735573310其中：表土层移动角； 煤柱上山移动角； 走向方向移动角； 煤柱下山移动角； 煤层倾角；用垂直剖面法留设工业广场保护煤柱如图2-2所示：根据垂直剖面可计算工业广场的保护煤柱的留设，计算如下所示：作图求出工业广场保护煤柱损失为Q工保=185.3万t保护巷道煤柱与其它损失煤柱为644万t故矿井的设计开采储量Q可：Q设Q工Q边Q断=576819605572万tQ可（Q设185.3644）753557.03万t各种主要巷道的保护煤柱及可采储量见表25矿井可采储量汇总表。 表25 矿井可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量(A+B+C)(万吨)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储量设计煤柱损失可采储量断层境界工业广场井下巷 道其他二1576801965572185.3644无3557.03图22 工业广场保护煤柱计算图2.3 矿井年产量及服务年限2.3.1 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，每日净提升16h，每日两班工作，一班准备，每班工作8h。2.3.2 矿井服务年限初步设计该矿井设计年产量为0.60Mt/a，根据公式：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：，符合要求。按设计规范规定，各井型的服务年限下如表2-6：表2-6 矿井井型和服务年限井型矿井设计生产能力（Mt/a）新矿井服务年限（a）扩建后矿井服务年限（a）大型6.0及以上3.05.01.22.4706050605040中型0.450.904030小型0.30及以下各省煤炭厅自定同左注：改建矿井的服务年限，不应低于同类型新建矿井服务年限的50%3 井田开拓3.1 概述3.1.1 开拓方式选择原矿井采用的是立井开拓方式。由于龙门煤矿井田表土层厚，流沙层较多，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。3.1.2 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。3.2 井田开拓3.2.1 对井田开拓中若干问题分析3.2.1.1 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、副井筒位于井田走向中央偏上部。为避免采用箕斗井通风时封闭井塔困难和减少穿越流沙层，决定开凿一立风井，采取中央边界式通风，风井位于南部煤层露头处，由于煤层露头处的煤不采，风井就不需留设保护煤柱。同时为了减少煤柱损失和保护大巷维护条件，把运输大巷设在二1煤底板下垂距为30m左右砂泥岩或砂岩中。根据本矿二1煤层赋存条件和设计规范的有关规定，本井田可以划分为1个水平（即2个阶段）；阶段内采用采区式准备。3.2.1.2 井硐形式、数目及其配置井硐形式选择由于龙门矿区地势平坦，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。井筒数目因为本井田走向长度不大，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。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偏南部。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二1煤层下方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。考虑到二1煤层煤质为偏软的无烟煤，将巷道布置在煤层中维护困难，所以将回风大巷布置在二1煤层的南部煤层露头及风氧化带处的岩层中，紧邻边界保护煤柱，减少煤柱损失。3.2.2 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：（1）立井一水平上下山开采，一水平-185m，中央边界式通风，如图31；图31（2）立井两水平，暗立井延伸，一水平-100m上山开采，二水平-420m上山开采，中央边界式通风，如图32； 图32（3）立井两水平，暗斜井延伸，一水平-100m上山开采，二水平-420m上山开采，中央边界式通风，如图33。图33从以上方案的简图可以对方案和方案进行技术比较，方案的生产系统均简单可靠，方案比方案多延伸了立井井筒（2315m），阶段石门（1425m），而且方案大巷布置在煤层底板中地质条件简单，方案立井延伸比较困难，地质结构复杂，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）。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。3.2.3 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早期主井井筒/m335335副井井筒/m315315风井/m8484运输大巷/m1162211622回风巷/m947947后期暗斜井/m014562上下山运输巷/m104320运输大巷/m75027502+19122回风巷/m668668表32 基建费用表 方案 项目方案方案工程量/m单价/ 费用/万元工程量/m单价/ 费用/万元早期主井井筒335 8944299.62335 8944299.62副井井筒315 9271292.04315 9271292.04风井/m84 765564.3084 765564.30井底车场150448267.23150 448267.23运输大巷1162243991022.331162243991022.33回风巷/m9473862365.739473862365.73小计2111.252111.25后期暗斜井0001456244601298.75运输大巷75025320798.007502+1912253202832.37回风巷6685910394.796685910394.79上下山运输巷104324460930.36000小计2123.154525.91共计4234.406637.16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/万元提升0.93212.160.620.751344.29提升0.93212.160.620.71344.290.95423.30.540.751976.68排水3202436518.570.1410-4728.70排水3202436518.570.2310-41197.28合计2072.99合计4518.25表34 费用汇总表方案项目方案方案费用/万元百分率/费用/万元百分率/基建工程费4234.4063.806637.16100生产经营费2072.9945.884518.25100总费用6307.3956.5411155.411003.2.4 确定方案通过以上经济比较可以看出，方案的总费用要比方案的高出43.46，且方案方案的生产经营费用远高于方案，所以方案要比方案优越的多，故决定采用方案。即采用立井一水平上下山开采，中央边界式通风，水平大巷标高为-185m，整个矿井采用采区式准备方式，区段开采。3.3 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。3.3.1 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350mm，冻结段700mm。井筒装备有钢丝绳罐道，井深335m。主井井筒断面布置如图3-4：图34 主井断面布置图3.3.2 副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径6.0m。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400mm，冻结段800mm。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315m。副井井筒断面布置如图3-5： 图35 副井断面布置图副井风速校核：式中： 通过井筒的风速，m/s；通过井筒的风量，m3/s；井筒净断面积，m2；井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；安全规程规定的允许最大风速；由此：所以井筒选择符合要求。3.3.3 风井风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护，井壁厚度为300mm，井深84m。风井井筒断面布置如图3-6：图36 风井断面布置图表35 井筒特征表井筒名称主井副井风井井口坐标X（m）3828101.243828202.433827147.75Y（m）37640775.7937640804.0937640923.65Z（m）112112116用途提煤提料、矸、人、进风回风提升设备6t箕斗1t双层四车罐笼井筒倾角（）909090断面形状圆圆圆支护方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁井筒壁厚（mm）基岩段：350 冻结段：700基岩段：400 冻结段：800300提升方位角（）175175井筒深度（m）33531584断面积净（）19.628.315.9掘（）26.437.421.23.4 井底车场及硐室3.4.1 概述 井底车场是连接矿井主要提升井简和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井简提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下物料、供电和升降人员等各项工作服务，它是井下运输的总枢纽。井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力3050。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车。从矿车在井底井场内的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。井底车场平面图如图3-7所示： 图3-7 井底车场平面3.4.2 设计基本参数主井净直径5.0m，装备有一对6t箕斗，副井净直径6.0m，装备一对1t双层四车罐笼。井下主要运输大巷采用皮带运煤，辅助运输采用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1t固定式矿车，井底车场设1t翻车机处理掘进煤。矸石辆占矿井产量的20，由副井提升。掘进煤辆占5，由翻车机翻入井底煤仓从主井提升。矿井为低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量为5.10m3/min,相对瓦斯涌出量为 5.31 m3/t。矿井总进风量62.1m3/s，副井进风，风井回风。3.4.3 确定各井底车场硐室位置3.4.3.1 井下中央变电所中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入输出电缆线、配电均衡、安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所置于副井与井底车场连接的附近。其断面按所选的具体变压器型号确定，同时，应满足有关规定的要求，不得违反有关规程。变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也可采用不燃性锚喷支护。硐室必须设置易关闭的既防水又放火的密闭门，门内可设向外开的铁珊门，但不能妨碍门的关闭，从硐室出口防火门起5m内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。变电所的地坪，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出0.5m。硐室不应有滴水现象，电缆沟应设置一定坡度以便将积水随时排出室外。中央变电所应根据规定，设置灭火器材。如配置灭火设备和充足的砂箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。3.4.3.2 中央水泵房硐室水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：管路敷设最短，不仅节约管路电缆，而且管道阻力和电压将最小。一旦井下发生水患，人员、设备便于撤出，同时便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故恢复生产。具有良好的通风条件。根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室，即使有特殊原因也要尽可能靠近副井。硐室支护与特殊要求中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可采用锚喷支护，但不得有淋水。出口通道处须设置向外开启的能防水防火的密封门，从硐室出口防火门起5采煤内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板0.5m，设置流水坡，以防硐室积水。水泵工作的总能力应能满足20小时内排出框架24小时的正常用水量。3.4.3.3 水仓容量与数量水仓是按矿井正常涌水量计算的，煤矿安全规程规定，当矿井正常涌水量在1000立方米/小时以下，主要水仓有效容积能容纳8小时的正常涌水量。同时主要水仓必须含有主仓和副仓。据以上可知，本设计矿井正常涌水量为280立方米/小时，小于1000立方米/小时。故其容量：V=Q0.8式中： V水仓容积，m3；Q矿井正常涌水量，m3/h。由此：V=0.8280=2240m3设定设有主副水仓，每个水仓承担一半涌水量，则有2240/2=1120m3。若用净断面为8m2的半圆拱形断面，那末一条水仓长度为：本设计水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水，水仓净断面应乘以1.2的系数，为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水房方向设立反坡，其坡度常为12。在水仓最低点即清理斜巷地不应设积水窝，再清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。3.4.3.5 等候室在副井井筒附近设置等候室，作为工人候车和休息的场所。3.4.4 主要巷道3.4.4.1 轨道运输大巷图3-8 轨道运输大巷断面图表3-6 轨道大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/m喷射厚度/mm树脂锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深规格岩层15.517.64.84.2100100菱形800200021001615.03.4.4.2 皮带运输大巷图3-9 皮带运输大巷断面图表3-7 运输大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/m喷射厚度/mm树脂锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深规格岩层12.814.24.53.65100100菱形800200021001413.73.5 开采顺序及采区、采煤工作面的配置3.5.1开采顺序安全规程规定：不是突出矿井、低瓦斯矿井低斯区域的采煤工作面，采用前进式的采煤方法。结合本井田的实际情况，本设计拟采用单一走向长壁采煤法开采，采区式准备、上下山的开采方式，采区内工作面用后退式开采。本井田主采煤层为二1煤，采用上山布置，进风巷和回风巷采用沿空掘巷，采区内采用留置保护煤柱保护上下山开采，开采顺序如下图310所示，它的接替顺序为：1101-1102-1103-1104-1110-1201-1202-1205-1301-1302-1314-1401-1402-1407图3-10 工作面开采顺序3.5.2 保证年产量的同采采区数和工作面数采区的生产能力根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区内工作面接替关系等因素确定：当采用综合机械化