神华宁煤集团百灵煤矿年产量为180万吨矿井设计说明书

1、摘 要本设计是根据神华宁煤集团百灵煤矿的实际情况对其矿井进行的初步设计。设计矿井的井田面积为7938.42，井田内共有可采煤层有四层，本设计的第六组煤共四个分层，分为61 ，62 ，63 ，64分层，总的工业储量20455万t，设计储量为18963万t，可采储量为14434万t，矿井服务年限为57.3年，作为本次设计的主要资料依据。设计年产量为180万吨矿井，井田内煤层赋存较浅，倾角平均为13.5，瓦斯涌出量相对较小，矿井涌水量一般。六煤组共分61、62、63、64分层，61全区发育，最大可采厚度5.1m，平均4.0m，62最大可采厚度10.05m，平均7.3m，以上两分层从走向看中部厚，往南

2、北逐渐变薄，63最大可采厚度12.5m，平均9m，64最大可采厚度为11.4m，平均8.0m。南部厚，往北变薄，但从钻孔看变化不大。本设计采用双斜井单水平开拓，矿井采用一次采全高综合机械化采煤方法，用全部跨落法来处理采空区，主要对矿井开拓、采煤方法，矿井排水，矿井通风以及安全技术措施进行了初步设计，对矿井运输、通风、排水等生产系统进行了设备选型计算，对矿井各个生产系统的生产过程进行了描述，并对矿井各个生产系统和各生产环节之间的相互联系和制约关系进行了有关说明。在设计过程中，尽量采用先进的技术和设备，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，实现一矿一区一面高产高效矿

3、井从而达到良好的经济效益和社会效益。关键词：开拓方式；一次采全高；采煤方法；矿井排水；矿井通风。 目录前 言1第一篇 矿井通风设计部分2第一章 矿区概况及井田地质特征21.1 矿区概况2222241.2 井田地质特征44566661.3 煤质及煤层特征7788999第二章 井田开拓102.1 井田境界及储量1010112.2 矿井生产能力及服务年限131314142.3 井田开拓1414162.4 井筒特征222224252.5 井底车场及硐室272729292.6 开采顺序及采区、采煤工作面的配置30303131第三章 矿井、大巷运输及排水34概述343.1 矿井提升3434副井提升设备的选

4、择343.2 大巷运输3535363.3 矿井排水38概述38排水设备选型选择38检验计算:40第四章 采区布置及装备414.1 采煤方法的选择4141424243434.2 采区巷道布置及生产系统434345采区的生产能力及服务年限464646474850505152524.3 回采工艺设计52525455586061第五章 采区通风设计625.1 采区通风设计6262655.2 掘进工作面通风设计68686869第六章 矿井通风系统设计71概述716.1 矿井通风系统的选择71726.2 风量计算及风量分配7373776.3 全矿通风阻力计算787882826.4 通风设备的选择83838

5、485第二篇 专题部分87前 言87第一章 矿井概况881.1 交通位置881.2 自然地理8888881.3 地质特征与煤层赋存898989891.4 矿井开拓与开采9090901.4.3 矿井通风90第二章 矿井瓦斯涌出量预测902.1 煤层瓦斯基础参数912.2 矿井瓦斯涌出量预测912.2.1 回采工作面瓦斯涌出量预测91939595第三章 瓦斯抽放必要性与可行性963.1 矿井瓦斯来源分析963.2 瓦斯抽放的必要性9797973.3 抽放瓦斯的可行性98第四章 瓦斯抽放方法的选择984.1 瓦斯抽放方法概述98989999994.2 抽放瓦斯效果预计1004.3 建立抽放系统的类型

6、1004.4 抽放施工设计、检测仪表及施工量101第五章 瓦斯抽放管路布置及选型1015.1 抽放管路布置及选型1011011011021021021035.2 抽放设备布置及选型105105105105）1051061075.3 抽放管路、设备的安装要求108第六章 瓦斯抽放泵站1086.1 瓦斯抽放硐室设备布置1086.2 抽放系统及抽放泵站安全措施108108109第七章 管理与规章制度1107.1 管理制度1107.2 规章制度1107.3 设计的主要依据111致 谢112参考文献113前 言中国是世界最大产煤国，煤炭在中国经济社会发展中占有极重要的地位。煤炭是工业的粮食，我国一次能量

7、消费中，煤炭占75%以上。煤炭发展的快慢，将直接关系到国计民生。作为安全专业的一名学生，我很荣幸能够为祖国煤炭事业尽一份力。毕业设计是毕业生把大学所学专业理论知识和实践相结合的重要环节，使所学知识一体化，是我们踏入工作岗位的过度环节，设计过程中的所学知识很可能被直接带到马上的工作岗位上，所以显得尤为重要。学生通过设计能够全面系统的运用和巩固所学的知识，掌握矿井设计的方法、步骤及内容，培养实事求是、理论联系实际的工作作风和严谨的工作态度，培养自己的科学研究能力，提高了编写技术文件和运算的能力，同时也提高了计算机应用能力及其他方面的能力。该说明书为神化宁煤集团百灵煤矿1.8Mt/a新井设计，在所收

8、集地质材料的前提下，由指导教师给予指导，并合理运用平时及课堂上积累的知识，查找有关资料，力求设计出一个高产、高效、安全的现代化矿井。本设计说明书从矿井的开拓、开采、运输、通风、提升及工作面的采煤方法等各个环节进行了详细的叙述，并进行了技术和经济比较。论述了本设计的合理性，完成了毕业设计要求的内容。同时说明书图文并茂，使设计的内容更容易被理解和接受。在设计过程中，得到了指导老师的详细指导和同学的悉心帮助，在此表示感谢。由于设计时间和本人能力有限，难免有错误和疏漏之处，望老师给予批评指正。第一篇 矿井通风设计部分第一章 矿区概况及井田地质特征1.1 矿区概况百灵矿位于内蒙古自治区阿拉善盟阿拉善左旗

9、的呼鲁斯太矿区的北段，距石炭井矿区西约20km。井田南北走向长约5km（含备用区），东西倾斜宽约3km，面积约为15km2。矿井工业场地位于呼鲁斯太镇北约2km处。东距石嘴山市（大武口）64km，至乌达市77km，西至阿拉善左旗（巴彦浩特）86km。详见图11.交通地理图。矿区地形地貌百灵矿井田内为低矮丘陵地形，丘陵多呈北西南东走向。北西高程最高+1600m左右，南东高程最低+1510m左右。矿区四周环山，山势险峻，为矿区的天然屏障。井田内无大的河流，仅在西南边界处有一条呼鲁斯太沟，该沟平时干枯无水，但雨季到来时流量会很大，故井下开采时应予以设防。此外，在井田西部的边界附近，有一座中田水库，现

10、已干涸废弃不用。本区属大陆性气候，常年干旱，雨量稀少，年降雨量在150200mm左右，雨季约在七、八、九月份之间。年平均蒸发量2371mm，相当于年降雨量的十二倍。年平均温度为7，月平均气温一月份最低为-10，七月份最高为22。日温差最高达27。极限最低温度为-27，极限最高温度为33。霜期、降雪期、结冰期从十月份起至翌年四月份止，冻结深度一般为1.0m左右。年平均风速为4m/s，最高风速为40m/s，夏季多东南风，其它季节多西北风。根据国家地震局和建设部1990年发布的中国地震烈度区划图，本地区的地震烈度值为度区。图11交通地理图百灵矿矿区历经三次及局部补勘、井检，总计工程量为7938.42

11、，本设计主要依据是一九八五年四月由内蒙古勘探公司一九七七年以前提出的三个精查报告基础上重新编制的“百灵矿矿区140水平地质报告”，本设计的第六组煤共四个分层，分为61 ，62 ，63 ，64分层，总的工业储量20455万t作为本次设计的主要资料依据。1.2 井田地质特征由钻口控制，所见地层自下而上有中生界侏罗系上统杏园组，元宝山组（为主要含煤层地），白垩系下统孙家湾组，新生界第四系全新统。其地层特征详见综合柱状图及井田地质特征表。表11，图12。表11井田地质特征表地 层 时 代地 层 特 征界系统组新生代第四系全新统全区普遍发育，上部为风积沙（局部赋存）中部为黄褐色亚沙土，下部为褐色亚沙土（

12、含钙质结核）厚度为2.1531.5m，一般10m中生界白垩系下统孙家湾组本组地层普遍发育，岩性以紫红色、灰绿色砾岩为主，夹薄层细砂岩及砂砾质泥岩，最大控制厚度为500m侏罗系上统元宝山组以粉砂岩泥岩及煤层为主，夹薄层中粗砾岩，局部有砂砾岩，为本区主要含煤地层，从上至下有51，52 ，53煤层，层间夹有黑色泥岩，灰色粉砂岩及薄层粗砂岩，全组总厚度约231363m，一般为300m，其下与杏园组正合接触。杏园组全区发育，厚400余m，岩性以砂岩、砾岩、粉砂岩、泥岩为主，上部夹有薄煤层，不可采。图12 综合柱状图呼鲁斯太煤田位于贺兰山脉东北部位，区域构造极为复杂。其构造形成原属向斜，后被F1 、 F2

13、两断层切割成一扇形盆地，含煤地层由东南走向（N 1540W）向北东走向（N 2045E），呈弧形展布，煤系地层呈缓单斜构造，倾角615，最大为18，经钻口和电测曲线对比推断，本区内断层共有2条，以F44 、F46两大断层为区内主干断层，断层的产状规分布于煤田的南侧，区内未发现区域变质或侵入变质现象。地质条件简单。表12 断层特征表断层编号性质产状落差走向长度备注走向倾向倾角MmF44走向正断层N25ENW50045900基本可靠F46走向正断层N10WSW55030300基本可靠本设计的六组煤中上五组不可采，六组可采。从61 ，62 两分层看，从走向中部厚，往南北逐步变薄，63，64分层南部厚

14、，往北略微变薄，但从钻孔看，变化不大，整个四层煤厚度均匀。区内的表土层较薄，由第四纪亚粘土及风化砂所构成，其中第四纪亚粘土在整个井田均有分布，厚度015m，东南厚，北部薄，颜色黄红，风积砂均匀分布于井田浅部，以风积细粉砂岩为主，颗粒细而均匀，厚度在03.39m，井田表土层平均厚度10m。风化带分布于煤层露头一带，其深度在原风化剥蚀带的底界基础上，再向下延伸15m，因而确定风化带为20m，不计储量。本区煤层岩性变化大，煤层结构复杂，含煤地层最大深度452 m，一般300m，共含六个煤组，其中一、二、三、四、五煤组均不可采，本设计的第六组煤全区发育，六煤组分为61、62、63、64分层，均为可采煤

15、层。本区为低山丘陵地势，全区被第四系风积砂掩盖，煤层露头一带为缓丘，矿区地势较高，河流远离井田，周围有大面积透水性微弱的第四系亚粘土覆盖，各含水层透水性微弱，断层导水性差，年降水量较小，补给能力有限，故水文地质条件简单，主要含水情况如下：a、第四系空隙含水层（1）风积砂孔隙含水层：分布于井田浅部，以风积细砂为主，颗粒细而均匀，厚度在02.313.39m，渗透系数为3.610-48.0610-2m/d。（2）第四系亚粘土孔隙含水层：在井田浅部均有分布，厚度015m，东南厚北部薄，颜色黄红，潜水位517m，第四系中部和底部夹有砂、砂砾含水层透镜体，仅局部发育，厚度03.92m，涌水量0.130.0

16、15公升/秒m ，渗透系数0.2561.525m/d，地下水类型为重碳酸钙镁水。b、基岩孔隙裂隙含水层（1）白垩系砾岩孔隙裂隙含水层：超复煤系之上，厚度0500m，砾石成分主要为变质岩砾，泥质胶结，涌水量0.00066公升/s.m，渗透系数为0.0028m/d。（2）煤系地层砂岩孔隙裂隙含水层：主要由细砂岩、粉砂岩组成，变化规律为中、北部颗粒粗，东南部变细，全区含水层平均厚度129m，渗透系数为0.073m/d。（3）五煤组裂隙含水层：由砂岩、泥岩交替组成，东北厚，西南薄，区内厚度3150m，涌水量0.01150.035公升/s.m，渗透系数为0.974m/d。c、第四系潜水层：本区粘土层厚度

17、变化较大，由015m，这样，第四系亚粘土潜水层直接覆盖于基岩之上补给基岩，而基岩含水层承压水头有些地方超过顶板1214m，因此，两类不同性质的含水层有水力联系，地下水的主要补给来源于大气降水及含水层间的相互补给，另外，沙丘的地区昼夜温差而产生的凝结水也有补给。该区断层落差较少，破碎带为砂质泥充填根据简易水文，其冲洗液消耗量甚小，矿井见断层时水量不会有显著变化，断层透水性微弱。1.3 煤质及煤层特征煤层走向主体为南北走向，由南北走向分别逐渐偏为南西和北西方向，整体呈弧形，井田中央倾向基岩本为正西，呈扇形状态，倾角在615之间，平均为13.5左右，可采煤层间距见图13。图13可采煤层及间距六煤组共

18、分61、62、63、64分层，61全区发育，最大可采厚度5.1m，平均4.0m，62最大可采厚度10.05m，平均7.3m，以上两分层从走向看中部厚，往南北逐渐变薄，63最大可采厚度12.5m，平均9m，64最大可采厚度为11.4m，平均8.0m。南部厚，往北变薄，但从钻孔看变化不大。井田内各煤层的伪顶多为薄层泥岩，直接顶一般为砂泥岩或粉砂岩，底板多为细砂岩，粉砂岩次之。区内虽然岩性变化大，但有一定规律，即由南往北，由下向上岩性逐渐由细变粗，北部和中部较稳定，各类砂岩层理不甚发育，破碎易风化，具有较强的膨胀性，遇水后即软化，断裂带附近层间滑动发育，其内的巷道围岩不稳定，易冒落变形，位于煤层间的

19、巷道有不同程度的移动和破坏。 百灵矿矿区大部分岩石为软岩，风化岩硬为松软，含水率一般在14%左右，孔隙率一般在31%左右，抗压强度在39/cm2 ，含煤系内岩石多数遇水软化，泥岩中含有大量蒙脱石，其膨胀性强，水稳性差，详见岩石物力力学性质指标统计表13表13 岩石物理力学性质指标统计类别岩性数 值比重g/Cm3开然容重g/Cm3含水率 %孔隙率 %抗压强度Mpa普氏系数 f备 注风化带砂岩最大2.712.1418.4038.052.731.05风化带位于第四系与基岩界面以下2040m最小2.531.859.3124.030.3810.40算术平均2.612.0213.4831.541.3140

20、.70泥岩最大2.662.2237.7034.751.5400.77最小1.901.7411.4723.650.4430.40算术平均2.472.0219.6130.690.9040.60一般砂岩最大2.792.5514.8532.609.9802.16本栏为风化带以下的抗压强度小于100kg/cm2的岩石最小2.491.941.207.200.300.33算术平均2.622.199.022.404.2471.33泥岩最大2.692.3017.5836.754.2701.34最小2.521.985.3020.500.920.58算术平均2.632.199.1524.062.3680.97硬岩砂

21、岩最大3.343.318.902.9076.407.59指抗压强度大于100kg/cm2的岩石最小2.541.960.552.0010.202.18算术平均2.772.513.5312.5024.03.63本井田煤层瓦斯含量较小，据化验资料， CH4为8.34% CO 2为4.19% N2为87.47%，生产矿井测定为低沼气矿井，本区由于煤燃点低，易自燃发火，煤尘试验结果为火焰长度40mm，岩粉量55%，具有爆炸性。1、煤的牌号为褐煤。2、主要用途为火力发电及动力用煤。3、煤的工业分析见表14。表 14煤的物理化学性质目项值数原 煤 工 业 分 析水分灰分挥发分粘结性发热量发热量Wg %Ag

22、%Rr %Qf D WQ r D W最小8.396.5036.77135206600最大24.1532.5346.19159767452平均15.7015.1642.86149556902值数目项原 煤 元 素 分 析硫碳氢氮Sg%Cr%Hr%Nr%最小0.5847.293.180.70最大4.2475.395.801.01平均2.2472.424.820.89煤的容重:本井田的第六煤组煤质基本一致，都为褐煤。这里取1.3t/m 3。目前，勘探程度已达到精查，确定了高级储量为50%以上，但为了满足以后生产要求，应提高一水平的勘探程度，使高级储量达到70%以上。第二章 井田开拓2.1 井田境界及

23、储量1、走向、倾向边界及尺寸井田以南北为走向，东西为倾向。井田境界：东部（浅部）以煤层露头为界；西部（深部）以F44，F46及无煤带为界；南部及北部人为定界。井田走向长4.2km，倾向宽0.91.67 km，井田面积约5.6 km2。本设计边界矿柱的留法及尺寸：a) 井田边界矿柱留30m。b) 井田浅部防水煤柱斜长50m。c) 断层煤柱每侧各为20m。d) 阶段保护煤柱留设60m。2、论述所定边界的合理性本井田以断层和向斜为边界，充分利用自然条件。在井田范围内，储量、煤层赋存及开采条件均与矿井生产能力相适应。井田内有足够的储量和合理的服务年限。井田走向长度大于倾斜长度，有四层煤，可保证矿井各个

24、开采水平有足够的服务年限。阶段高度及阶段斜长适当，矿井通风、井下运输较容易。根据矿井设计规范的规定，采区开采顺序必须遵守先近后远，逐步向边界扩展的原则并应符合下列规定：1) 首采采区应布置在构造简单，储量可靠，开采条件好的块段，并宜靠近工业广场保护煤柱边界线。2) 开采煤层群时，采区宜集中或分组布置，有煤和瓦斯突出的危险煤层，突然涌水威胁的煤层或煤层间距大的煤层，单独布置采区。3) 开采多种煤类的煤层，应合理搭配开采，一般不得分采分运。综上所述，我把百灵矿的一阶段左右两侧划分为两个采区，其煤层赋存条件好，储量较大，开采条件也好。1、储量计算原则1）、按照地下实际埋藏的煤炭储量计算，不考虑开采、

25、选矿及加工的损失。2）、储量计算的最大垂深与勘探深度一致，对于大、中型矿井，一般不超过100m。3）、精查阶段的煤炭储量计算范围，应与所划定的井田边界相一致。4）、凡是分水平开采的井田，在计算储量时，也应该分水平计算储量。5）、由于某种技术条件的限制不能采出的煤炭，如在铁路、大河流、重要建筑物等两侧的保安煤柱，要分别计算。6）、煤层倾角大于15时，可用煤层的伪厚度和水平投影面积来计算储量。7）、煤层中所夹的大于0.05m厚的高灰煤（夹矸）不参与储量的计算。8）、参与储量计算的各煤层原煤干燥时的灰分不大于40% 。2、井田的工业储量矿井的工业储量：勘探地质报告中提供的能利用储量中的A、B、C三级

26、储量。工业储量的计算根据储量计算公式3： （2-1）式中： 矿井的工业储量，t可采煤层总厚度，mS井田面积，r煤的容重，取1.3 t/所以，Zg=5559929（4.0+7.3+8.0+9.0）1.3=20455 万t其中 ：6-1煤储量：55599294.01.3=2891.2 万t6-2煤储量：55599297.31.3= 5276.4 万t6-3煤储量：55599299.01.3 = 6505.1 万t 6-4煤储量：55599298.01.3= 5782.3 万t3、矿井的设计储量井田东部以煤层露头为界，需留设50m浅部防水煤柱，Z1=447628.3501.3=823 万t井田南部以

27、人为定界，需留设30m保护煤柱，Z2=90228.3301.3=100 万t井田西部以F44，F46及经线-69000为界，需留设30m保护煤柱，Z3=422928.3301.3=467万t井田北部以人为定界，需留设30m保护煤柱，Z4=92728.3301.3=102 万t总计永久煤柱损失：Zy = Z1+ Z2 +Z3+ Z4 =823+100+467+102=1492万t矿井的设计储量：Zs= ZgZy=20455-1492=18963 万t4、矿井的设计可采储量矿井的设计可采储量2矿井的设计可采储量是指矿井的设计储量减去工业广场，矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱量后乘以采区回采率的储量

28、。本设计采用斜井开拓不留设井筒保护煤柱。井田分为两阶段开采，需留设阶段保护煤柱60mZ5=25019428.31.3=920.5 万t井田的可采储量的计算: (2-2)式中： 矿井的设计储量； P永久矿柱损失量； C采区采出率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。 其中P= Z5所以，井田的可采储量： =（18963920.5）0.8 =14434 万t2.2 矿井生产能力及服务年限1、矿井的年产量矿井的设计生产能力宜按工作日330天计算，每天净提升时间为16小时。根据设计，工作面长200m，滚筒采用600mm，一个工作面生产，一天进9刀，煤的比重为1.3t/m3

29、，工作面的采出率为95%。所以矿井的生产能力为：2000.694.01.395%（1+6%）330=1.86Mt满足矿井的设计生产能力每年1.80M t。2、矿井的服务年限根据煤炭设计规范的规定2，在计算矿井服务年限时，储量备用系数宜采用1.31.5，本矿井采用1.4。由矿井的服务年限计算公式： （2-3）式中：矿井的可采储量； A矿井的年产量； K矿井储量备用系数，一般取1.4；所以，T=144341801.4 =57.3年因为服务年限大于50年，所以符合设计规范的要求。建井后产量出现增大，其可能性为：1) 投产后，由于技术管理水平的提高，综采设备开采能力大，故产量会增大。2) 矿井的各个生

30、产环节有一定的储备能力，矿井投产后，可以迅速突破设计能力，提高年产量。3) 工作面的回采率提高，导致在相同的条件下，产量也会增加。4) 采取地质构造简单，储量可靠，因此投产后有可靠的储量及较好的开采条件。本矿井的工作日按每年330天计算。矿井每昼夜分为四班，三班出煤一班检修，每班工作六小时，即“四六制”工作制。每昼夜提升时间为16小时。2.3 井田开拓本井田采用斜井单水平开拓，对于井田内的煤层采取集中联合的布置，由于本井田最底层煤为厚煤层所以只能在各采区最底层煤的底板下14m的岩石中布上山（轨道上山和运输上山），然后用运输石门和轨道石门连接煤层。本矿井采用单水平开拓，第一阶段+515+330水

31、平采用上山开采，+330以下采用下山开采。以下对开拓系统各生产系统分别加以描述：1）开拓系统中的井巷系统（针对第一阶段）：由两井（主、副井）下到+330水平，通过井底车场进入集中运输大巷，通过采区下部车场到采区上山，再通过区段运输石门、区段轨道石门进入区段运输平巷和回风平巷，到工作面开切眼。采区上山通过回风石门连接到回风大巷，到达风井，形成矿井的回风线路，这便是矿井初期的井巷系统。2）运输系统：工作面采出煤工作面溜槽区段运输平巷区段运输石门溜煤眼采区运输上山采区煤仓运输大巷井底煤仓主斜井地面。3）运料、行人系统：材料由地面副井井底车场轨道运输大巷采区下部车场采区轨道上山区段回风石门区段回风平巷

32、工作面。4）运矸系统：掘进工作面区段回风石门采区轨道上山采区下部车场轨道运输大巷井底车场副井地面矸石山。5）通风系统：副井井底车场轨道运输大巷采区下部车场采区轨道上山下区段回风石门下区段回风平巷区段联络斜巷区段运输平巷工作面区段回风平巷区段回风石门回风大巷风井。由于本矿井煤层发火期为23个月比较短所以需要消火灌浆。6）灌浆系统：风井区段回风石门区段回风平巷采空区。采用黄泥灌浆的办法对矿井进行防灭火。黄泥灌浆的目的：A、它能把采空区周围的隔离煤柱的裂隙填满塞严，减少漏风供氧，阻止碎煤氧化自然。B、它能把废弃在采空区的易燃碎煤、浮煤包裹起来，隔绝外部空气，延缓氧化自然的速度。C、灌浆回水在采空区过

33、滤时，能带走大量的热量，沉积下来的泥浆还能够继续起冷却的作用。D、泥浆灌入采空区沉淀，对浮矸、碎石起胶结作用，易形成再生顶板，有利于对本矿煤层的顶板管理。对井下的采空区灌浆，由于使用综采设备，只能沿回风顺槽向采空区喷浆，即当工作面推进的时候，就在回风顺槽内铺设灌浆管。等工作面推进一定距离后，就对采空区进行灌浆。泥浆水土比的确定要看具体情况而定。在煤层倾角较小的地带，为了使泥浆能充分进入采空区，就得使泥浆的水土比较小，在煤层倾角较大的地方，泥浆水土比可适当的加大。灌浆系统的灌浆管干线管直径为56寸，支线管为4寸，井下的排泥管路为4寸无缝钢管，整个灌浆系统的管路敷设如下：由临时灌浆站制成的泥浆沿自

34、然坡度顺流到风井接干线管道，沿风井下设的管路到回风石门、回风大巷到运输上山，至工作面回风顺槽，进行采空区灌浆的工作。1、井筒形式的确定井筒是联系地面与井下的咽喉，是全矿的枢纽。井筒选择应综合考虑建井期限，基建投资，矿井劳动生产率及煤的生产成本，并结合开拓的具体条件选择井筒。井筒一般有以下几种形式：平硐、斜井、竖井和混合式。下面就几种形式进行技术分析，然后进行确定采用哪种开拓方式方式。平硐：一般就是适合于煤层埋藏较浅，而且要有适合于开掘平硐的高地势，也是要有高于工业广场以上的一定煤炭储量，这是主要的方面，可就是这一点，本井田不能满足要求，本井田井筒的标高最高为+530m，没有高于工业厂地的煤。很

35、显然，利用平硐开拓对于本井田来说是不可行的。斜井：利用斜井开拓首先要求煤层埋藏较浅、且当地地表冲积层不厚，井筒不需要特殊施工的缓倾斜和倾斜煤层，一般可以利用斜井开拓，根据本井田的地质条件，埋藏浅煤层有露头，煤层的倾角一般在6o 15o比较适合斜井开拓。竖井：适用于开采煤层埋藏较深且地表附近冲积层厚的情况，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等条件限制。而且越是这种情况就越显示出竖井的优越性。混合式：如主井为斜井和副井为立井开拓，对于本矿井来说，工业广场不易布置 ，主副井距离远管理不集中。并且工业广场压煤量大。所以本井田不适合混合式开拓。下面就列出三种开拓方案进行经济比较来确定开拓方案。根据本井田

36、地质情况，煤层赋存较浅，在+145+530m，冲积层较薄，在2.1531.5m，水文地质条件简单，无流砂层，除断层外无其它地质构造。煤层露头一带地势平缓。鉴于以上条件，可以斜井开拓，也可以立井开拓。2、技术经济比较根据本井田特点，对井筒形式提出三种方案：I方案： 双立井 主井箕斗 副井罐笼 图31II方案： 双斜井 主井皮带 副井串车 图32III方案：主斜副立 主井箕斗 副井罐笼 图33图31双立井开拓方案 图32双斜井开拓方案图33主斜副立井开拓方案表31三种方案技术分析表I方案II方案III方案方案特征主井皮带运煤副井串车人车提矸运料入风通风方式为分区式主井箕斗运煤副井罐笼提矸运料运人兼

37、入风通风方式为分区式主井皮带运煤副井罐笼提矸运料运人兼入风通风方式为分区式优缺点1、 施工简便建井快，投资少，不需专业施工队伍2、 井筒装备及地面建筑少，不需大型提升设备3、 井筒提升方便，并能减少井下石门长度4、 提升、维护、排水费用大，管路电缆铺设长5、 人员升降慢6、 工业广场不压煤7、 地面运输环节少，管理集中8、 运煤距国铁近9、 井筒有效断面小，通风条件差10、 施工受地质条件限制1、 施工复杂，建设慢，投资高，需专业施工队伍2、 井筒装备及地面建筑多，需大型立井提升设备3、 井筒延伸复杂，二水平井下石门较长4、 提升、维护、排水费用小，管路、电缆铺设短5、 人员升降快6、 工业广

38、场压煤7、 地面运输环节少，管理集中8、 运煤距国铁近9、 井筒有效断面大，通风条件好10、 施工不受地质条件限制1、 主井同I副井II2、 主井同I副井II3、 主井同I副井II4、 主井提升维护费用大排水费用低，管路电缆铺设短。5、 人员升降快。6、 工业广场压煤。7、 地面运输环节多，管理不集中。8、 运煤距国铁近，但运料距国铁远。9、 主井同I副井II10、施工受地质条件限制。 从以上分析，方案的缺点是6、7、10三条显著，而优点是5条，其他优缺点在、方案中都分别出现，对、方案，优缺点各有不同，先对、方案进行经济比较来决定优劣。见表32，33，34，由于垂深、涌水量、通风方式采区巷道布

39、置均相同，故对通风排水费用没做比较，对相同费用不做比较。另对立井增一项井筒装备费，对斜井增加一项井筒铺轨费用，列入其他费用，单价为立井主井4000元，副井3785元，斜井主井918.9元，副井1023.5元。表32井筒形式比较内容项目比较内容第一方案第二方案第一方案比第二方案增减主井形式及设施井筒位置主副井筒位于井田中央倾斜偏上部主斜井和副斜井均位于井田边界煤层露头附近井筒形式与断面主副井筒均为立井，主井断面直径6.5m，副井断面直径6.5m主斜井断面面积6.5，副斜井断面15.5m2+44至第一水平长度主井井筒长度350m，需要140万元副井井筒长度310m，需要117.4万主斜井至开采水平

40、长度为814m，需要74.8万，副斜井长度800m需要81.88万+100.72万主提升设备及容器主井采用一对16吨多绳箕斗 主斜井采用1.2m宽胶带输送机运输煤炭. 电动机ZD-315/49与胶带配套电机速度4 m/s2.5 m/s能力1000 t/h1200 t/h-200 t/h辅助提升副井采用一对1吨矿车双层四车道多绳罐笼，一个材料罐笼带平衡锤副斜井安设绞车，串车提升井底车场形式及工程量主副井比较接近，车场采用环形立式车场。总长度约800m主副井处于同层位。距煤层底板较近，采用卧式井底车场，工程量约350m-450m运输大巷及石门工程量运输大巷920m轨道大巷835m运输石门150m轨

41、道石门200m铺轨1135m运输大巷920m轨道大巷835m-200m轨道石门100m铺轨935m煤柱量工业场地1.738Mt+1.738Mt生产经营费用比较：表33井筒形式两种方案生产经营费用比较表生产经营费用井下至底面运煤平均运距年运费2480m1765万元2880m1700万元-400m+65万元运矸平均运距年运费2480m90万元2880m107万元-400m-17万元井巷年围护费用28万元35.2万元-7.2万元合计1757万元1920.2万元+40.8万元井巷工程量比较：表34百灵矿井筒形式两种方案井巷工程量比较表序号项目第一方案第二方案第一方案比第二方案增减1主井井筒350m81

42、4m-464m2副井井筒300m800m-500m3风井15m15m04井底车场巷道800m200m+600m5运输大巷及石门1785m1755m+30m6合计3250m3584m-334m方案比较结论：a、井筒位置：第一方案井筒位于井田中央接近储量中心位置。第二方案的井筒位于井田边界的煤层露头附近，第一方案需要掘石门长度大，而第二方案井筒距离煤层近不需要掘石门而直接有大巷连接到井底煤仓。b、工程量：第一方案比第二方案初期节省工程量为334m。c、井巷贯通工期：两方案主井与风井的贯通工程量基本相等，不易比较，但副井与大巷的贯通距离有明显差别，明显第一方案节省工期。d、基建费用：由于一方案在井巷

43、工程量上较二方案有明显优势，但是基建费用较二方案多，二方案为优。e、生产经营费用：经过经济比较，二方案比一方案每年节省生产经营费用40.8万元。二方案优。f、 煤柱损失：第一方案工业广场煤柱损失量1.738Mt，第二方案不压煤。显然斜井开拓工业广场煤柱损失小得多。而工业广场压煤不利于井下采区巷道的布置。g、安全出口：第一方案缺乏斜井行人出口，而第二方案的两斜井为理想的安全出口。h、主井提升能力：第一方案虽然满足提升要求，而二方案斜井提升，潜力大且运费低。小结：虽然立井提升速度上有一定的优势，但是在运费上处于劣势。综上分析，斜井更为有优势，尤其是在运输环节，可实现连续运输、并且行人出口多，还是双

44、斜井井开拓较为合理。所以本设计矿井采用立井开拓。对于、方案，运营费基本上持平，但是副立井基建费用多于副斜井，并且有很大的压煤量。总结：经上分析，综合考虑还是双斜井开拓比较合理3、井筒位置的确定1、沿井田走向方向的位置：有两种方案，方案为布置在储量中央，方案为布置在几何中央。方案的优点是：处于储量中央，两翼产量分配均衡，使井田走向方向吨煤运输费用低。缺点是：两翼采区走向长度不等，对工作面区段运输平巷设备选型不利，井口靠近铁路，不利于布置工业广场。方案优点是：同方案缺点。缺点是：同方案优点。通过以上分析，又因为实际储量中央与几何中央相差不太多，所以决定采用方案，沿井田走向方向处于井田几何中央位置。

45、2、沿井田倾斜方向的位置：由于红庙矿区多数为软岩，为便于维护巷道的原则，将井筒布置在64煤层底板较坚硬的岩石中，和64煤层底板法向距离为30m以上，取最近处为30m。这样在煤层底板较坚硬岩石中便于维护井筒。同时，可减少永久煤柱损失，可不留设井筒保护煤柱。井筒倾角：主井采用皮带提升，大致与煤层角度相当，取主井的角度为14.5，副井与其角度相同。3、井口为之确定：依井筒倾向及煤层倾向，故将井筒布置在井田东翼，有以下好处：处于无煤区，工业广场不压煤，不占农田和村庄。距国铁近，有利于煤炭外运和各种材料的运输。由于井田内无河流通过，没有洪水的威胁，所以对井口的位置选择没有考虑是否处于最大洪水水位之上，（

46、当地没有最大洪水水位记载），井口标高只需高出当地所处地表标高即可。2.4 井筒特征本设计中井筒数目定为三条，主井采用皮带提煤，副井采用串车、人车提升，提矸运料，运人兼入风，由于采用分区方式通风，虽矿井生产能力大，但是属于低瓦斯矿井，所需风量也不大，并且若做中央风井要掘回风大巷工程量大，掘进费用大不经济，故没设有中央风井。图34主井断面图图35副井断面图图36风井断面图详见表37。表37井筒特征表主 井副 井风井用 途提 煤提矸 运料 运人 入风回风 灌浆净断面6.6 m215.5 m215.89 m2掘进断面13.0 m225.3 m222.05 m2井筒倾角14.514.590方 向N 90

47、WN 90WN 61WX468080246807624682048Y-67205.5-67205.5-67654Z+530530+530井田煤层底板标高在+145530m，垂高为385m，倾角平均为13.5斜长为1711m，依设计规范阶段垂高在200350m，采区倾斜长度为6001000，可将井田划分为两个阶段一个开采水平，330水平，+330以上水平为上山开采，+330水平以下为下山开采，阶段垂高分别为200m、185m，这样基本符合新设计规范要求。详见井田开拓系统剖面图。一阶段斜长为911m，二阶段斜长为800m，依设计规范缓倾斜综采工作面长度150240m，划分区段数为35个，符合规范要

48、求，本设计采用单水平开采水平的依据是：水平储量满足规范要求，1.8Mt/a矿井一水平服务年限不小于25年，阶段斜长符合机械化采煤要求，可布置综采工作面，水平巷道利用率高，能缓解采区接续紧张和井筒延伸频繁不足，并且二阶段为下山开采，可不做井筒延伸，由运煤运料直接与运输大巷相连接，直接省了井筒的延伸费用。尽管在下山开采时存在通风排水的困难，但由于二阶段储量低，采区服务年限短，故影响不大，所以采用两个阶段一个开采水平而不采用两个阶段两个开采水平。由于本井田煤层属缓倾斜煤层故采用区段式划分工作面长度。详见表35。表35水平内划分情况阶段阶段斜长阶段煤柱区段煤柱巷道宽工作面长区段斜长区段数一上山911m

49、30m10m4m200m218m4二下山800m30m10m4m190m208m4h由于本井田煤层间距较近，见图13 ，层间距50m，故采用集中大巷布置，由于红庙矿区属软岩，为便于维护，将大巷布置到64煤层底板岩层中，又由于设计中通风方式为分区式，所以只采用单大巷布置，大巷距煤层底板间距一般1030m下式计算：h=( H/10 )K1 K 2式中H=250m K1 软岩取1.0 K 2 13.5取1.0 所以h=(250/10)1.01.0=25m巷支护方式采用锚喷支护，巷道断面特征见图47。图37 运输大巷断面图图38轨道大巷断面图表36运输大巷端面技术指标掘进断面16.6m2锚杆间距800

50、mm每m锚杆数15.0根净断面14.3m2锚深1600mm喷层厚度100mm水沟掘进断面0.36m2锚杆排距1600mm水沟净断面0.20m2大巷运输方式采用集中大巷采区石门布置，皮带输送机运煤，大巷断面大，运矸运料用一吨固定式矿车及七吨架线式电机车，铁轨为18/m，轨距600 mm，对大巷运输方式选择的依据是：1、由于设计生产能力不大，采用此种运输方式能满足要求。2、皮带运输井底车场布置简单，巷道掘进量小。3、大巷设在距底板岩石25m中，受采动影响小。4、能解决煤、矸、物、人同时运输问题，与副井运输设备配套。5、大巷有效断面大，行人通风有利。2.5 井底车场及硐室决定井底车场形式选择的因素：1) 保证矿井的生产