胶东煤矿矿井通风系统设计

1、胶东煤矿矿井通风系统设计（李春亭）胶东煤矿矿井通风系统设计1矿井概况及井田地质条件1.1自然地理概况1.1.1交通位置胶东矿井位于胶莱谷地或胶潍平原以东，倾斜的山前冲洪积平原之中。胶东矿位于山东省平度市西部约50km。新潍高速公路和潍莱高速公路、309国道由矿区西北及西南侧通过，工业广场至宋庄车站10km，距田庄车站10km，运煤专用铁路在潍坊车站与铁路接轨，储煤场与309国道有公路相连，矿区与平度市有公共汽车往返，交通方便（1-1）。1-1胶东煤矿地理位置1.1.2 自然地理地形胶东矿井位于胶东半岛，半岛上丘陵起伏，海拔多在500米以下，主要由花岗岩组成，最高峰崂山海拔1130米。矿井所在地

2、地势相对平坦，无明显起伏。1.1.3 矿井气象，水文及地震条件据多年气象资料，矿区内多年平均气温14左右，最高气温40.7，一般出现在七月份，最低气温一般出现在12月或翌年1月份。多年平均降水量为500mm左右，降水主要集中在每年的7、8、9三个月，一般占全年降水总量的60%左右。冻结期从11月至翌年2月，最大冻结深度为0.44m，年风向多为西北风，历年最大风速为16.7m/s。井田内共发育有一条季节性河流，河流流向自南向北。上游修建水库蓄水影响，河床平时干枯无水或存有少量污水，仅在持续降雨期间或上游水库放水时出现短暂水流。根据2001年颁布的国家建筑抗震设计划分，本地区地震基本烈度为四级，历

3、史上最大震级为四级，100年内未发生过四级以上地震。1.2 井田开发概况1.2.1 井田范围、走向长、倾斜长、上下标高胶东井田，东西长约5km，南北宽约2.6km，呈不规则菱形，井田面积13km2。胶东井田位于倾斜的山前冲洪积平原之中。地形西高东低，标高+70+130m，西部山区山脉走向北北东，最高点标高+400m左右。东部为广袤平原，最低标高约+70m，地势平坦。1.2.2 矿井的开发历史胶东矿井自1977年2月开始建设至1983年12月建成投产，设计与核实生产能力为240万t,服务年限60年。目前主采3#煤层。1.2.3 相邻井田（矿区）的情况根据山东省政府统一安排部署，从2008年11月

4、起，所有小煤矿一律停产整顿，整合资源，兼并重组。截止2009年底这些小煤矿仍然没有生产。据调查了解，小煤矿的开采深度一般在110230m不等，井田外围的小煤矿虽有较大的断层与矿井隔开，但对矿井的安全生产仍有一定影响。井田内的小矿，其开采煤层、深度、范围等均无法掌握和控制，虽有上级政府批准的开采煤层及范围，但是否存在越界开采的行为仍不明确。为保证矿井的安全生产，胶东矿应与地方小煤矿签订安全生产及开采边界保护协议书，双方都应按保安规程规定留有足够的防水保安保柱。每季小煤矿向大矿报送采掘工程平面图及相关资料，由煤炭局、胶东矿和地方政府主管部门成立联合检查组，对各小矿井下采掘工程进行检查和测量，加强技

5、术监督，使开采范围严格控制在边界保护煤柱之内，达到矿井安全生产之目的。1.3 地质构造胶东井田位于新华夏系第二沉降带与新华夏系第三隆起带的过渡地带，受我国东部中新生代多次构造运动的影响，井田内断层、褶皱和陷落柱均不发育。受井田中部发育的一组北东向延伸断裂带控制，形成了南部相对抬起、北部相对下降、平面形态为一长轴走向近南北的菱形构造格局。1.3.1 断层及褶皱胶东井田内断层主要发育在西南部，有一处比较发育的断层，断层走向倾斜，延伸600700m左右胶东井田内褶皱主要发育在东北部，南部地区构造相对简单，褶皱不发育。井田北部褶皱呈向背斜相间排列，褶皱轴向NNEE。1.3.2 陷落柱目前井田内已揭露陷

6、落柱2个，位于井田南部，呈北东方向分布。陷落柱皆呈椭圆形，长轴在35m57.5m之间。短轴在11m42m之间，单个面积不大。陷落柱内岩性呈紫红色、灰绿色砂岩，岩石破碎、呈锯齿状、棱角明显，2个陷落柱均含水微弱，采煤揭露时，煤层顶底板均无下沉现象。1.4 地层1.4.1 地层年代及地层特征井田内全为第四系掩盖，地层发育为奥陶系中统，石炭系，二叠系，第四系。（详见煤系地层综合柱状图1-1）现将钻探及井巷揭露地层由老到新叙述如下：一、奥陶系中统（O2）（一）下马家沟组（O2x）：地层厚度160m，以厚层花斑灰岩为主，夹角砾状灰岩和白云质灰岩。（二）上马家沟组（O2s）：地层厚度250m，岩性以灰色、

7、深灰色厚层状质纯灰岩和花斑状灰岩为主，夹白云质灰岩，含燧石条带和结核。（三）峰峰组（O2f）：地层厚度140m，岩性以深灰色质纯厚层状结晶灰岩和花斑状灰岩为主，夹白云质灰岩，和薄层泥质灰岩，偶见燧石结核，岩溶裂隙较发育。二、石炭系（C）（一）本溪组（C2b）：该地层主要分布于井田西部，厚度为42.160.9m,井田平均厚度50m,以浅灰色、灰色细碎屑沉积岩为主，夹13层薄层灰岩。（二）太原组（C3t）:地层厚度61.2286.75m,井田平均厚度70m,以浅灰色、灰色碎屑沉积岩为主，颗粒较本溪组稍粗，含36层灰岩，其中3层稳定，含煤1层，为井田内主要含煤地层。与本溪组呈整合接触关系。三、二叠系

8、（P）分为下统山西组和下石盒子组和石千峰组，与下伏地层呈整合接触。（一）山西组（Pis）:地层厚41.9088.30m,井田内平均厚度60m,岩性以灰色、深灰色碎屑岩为主，颗粒较粗，含煤1层，为矿区及井田内的主要含煤地层。与下伏地层呈整合接触关系。（二）下石盒子组（Pix）:厚度57.9397.74m,平均70m,岩性以灰绿色带紫斑的泥岩与粉砂岩为主。四、第四系（Q）第四系直接覆盖在基岩面上，地层厚度68m至147m,平均80m。多覆盖在地标最上层，岩性为浅灰色亚砂土，卵砾石等。井田地层层序表表1-1界系统组厚度（m）新生界第四系80古生界二叠系下统下石盒子组（P1X）70山西组（P1S）60

9、石炭系上统太原组（C3t）70中统本溪组（C2b）50奥陶系中统峰峰组（O2f）140上马家沟组（O2S）250下马家沟组（O2X）1601.4.2 含煤地层井田煤系地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。地层总厚度98.83 186.04m,平均142.44m,含煤2层，煤层总厚度为8.5m,主要可采煤层为3号和5号煤层。98.84 煤层及煤质条件3号煤层：煤层厚度2.63.4m,平均厚度3.6m,煤层平均倾角为12,结构简单，不含夹什，直接顶一般为砂质泥岩和粉砂岩，底板为黑色泥岩，属全井田稳定可采的厚煤层，煤岩类型以半亮型和半暗淡型为主，底部为半亮型煤。5号煤层：煤层厚度4.26.7m,

10、平均厚度4.9m,煤层平均倾角为12。，上距3号煤层底板约40m,结构简单，一般不含夹层，顶板为灰岩，底板为粉砂岩，属全井田稳定可采的中厚煤层，煤岩以光亮型和半光亮型为主。（表1-2）表1-2可采煤层及煤质条件煤层煤层厚度/m层间倾角/夹心顶底板岩石稳硬度容量名称最最平距/m（。）情况定小大均顶板底板性砂质黑色稳3煤3.23.93.6100101无泥岩泥岩定0.40.1.348灰岩粉砂稳5煤4.25.74.9101无岩定0.40.1.33798.85对井田内所含煤层煤质的技术指标情况（灰分、挥发分、全硫、发热量）统计如下（表1-3）:表1-3井田内所含煤层煤质的技术指标情况煤层、灰分Ad(%)

11、挥发分Vr（%）硫分S(%)发热量Q(MJ/kg)3煤15.0236.750.4225.365煤13.2938.271.7326.03主采煤层3煤原煤平均灰分15.02%,为低中灰煤，5煤平均13.29%,是可采煤层里灰分最低的煤层，亦为低中灰煤。本井田所有煤层挥发分普遍较高，3煤平均为36.75%,5煤平均为38.27%。原煤中3煤硫分最低，平均0.42%,为特低硫煤；5#煤平均为1.73%,为中硫煤。3煤平均发热量均为25.36MJ/kg,5煤平均发热量为26.03MJ/kg,均为高热值煤。98.86 地质井田内主要含水层为顶板砂岩裂隙承压含水层、野青灰岩岩溶裂隙承压含水层、第四系底部砂砾

12、层含水层，以静储量为主，矿井年最大涌水量466m3/h,平均324m3/h。一水平以浅正常涌水量为154m3/h,最大涌水量为192m3/h,受水害影响较小，对生产不构成威胁，水文地质条件综合评判为简单类型，二水平以深正常涌水量为150m3/h,最大涌水量为204m3/h,受水害影响较小，对生产不构成威胁，水文地质条件综合评判为简单类型98.87 开采技术条件根据钻孔煤样和周围矿井实际调查分析，本矿相对瓦斯涌出量平均为13m3/t,其中3号煤层相对瓦斯涌出量平均为14m3/t,5号煤层相对瓦斯涌出量平均为12m3/t,属于高瓦斯矿井。本矿井3号煤层有煤尘爆炸危险，5号煤层有自燃倾向性，发火期为

13、612个月。根据钻孔测温资料显示，地温梯度平均1.561.81C/100m,地温随着深度的增加而增高。(表1-4)表1-4其它开采技术条件煤层相对瓦斯涌出量(m3/t)瓦斯等级煤尘爆炸危险性煤层自燃倾向性自然发火期3煤14高有无5煤12高无有612个月2井田开拓开采2.1 矿井的储量2.1.1 矿井地质资源量勘探地质报告提供的查明煤炭资源的全部。包括探明的内蕴经济的资源量331,控制的内蕴经济的资源量332,推断的内蕴经济的资源量333。井田走向长约5000m，倾斜长约2600m。井田内共2层可采煤层，倾角均为12左右。故矿井地质资源储量为：Zz=5000X2600X(4.9+3.6)X1.3

14、=14365.00万t2.1.2 矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%2-1）式计算。Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k(2-1)式中Zg矿井工业储量;Z111b探明的资源量中经济的基础储量；Z122b控制的资源量中经济的基础储量；Z2M11探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2M22控制的资源量中边际经济的基础储量；Z333k推断的资源量。计算如下：Z111b =14365.00X60% X70%=6033.30Z122b =1

15、4365.00X30% X70%=3016.65Z2m11 =14365.00X60% X30%=2585.70Z 2m22 =14365.00X30% X30%=1292.85k取值0.85.Z333k=14365.00X10%X0.85=1221.01Zg=Z111b+Z122b+Z2m11+Z2m22+Z333k=6033.30+3016.65+2585.70+1292.85+1221.01=14149.51万t2.1.3 矿井设计储量要计算矿井设计储量，首先要确定各种永久煤住损失。这些永久煤柱包括断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱，地面建（构）筑物煤柱等。（1）断层保护煤柱本井田并没有大

16、的断层，只在井田西南部，有一处比较发育的断层，断层走向倾斜，延伸700m左右，断层每侧留着保护煤柱30m。断层保护煤柱=断层长度X煤柱宽度X煤层厚度X煤的平均密度对本矿井：3#煤层：700X60X3.6X1.3=19.66万t5#煤层：700X60X4.9X1.3=26.75万t故断层总保护煤柱损失煤量为46.41万t（2）井田境界保护煤柱设计矿井边界每侧留有20m宽度的保护煤柱，由地板等高线看出，本井田边界周长约为16800m，由此可算出井田境界保护煤柱损失的煤量。井田境界保护煤柱=边界长度X煤柱宽度X煤层厚度X煤的平均密度3#煤层：16800X20X3.6X1.3=157.25万t5#煤层

17、：16800X20X4.9X1.3=214.03万t故井田境界保护煤柱损失煤量为371.28万t本矿井受水害影响很小，故不设防水煤柱；由于地面建（构）筑物基本分布在工业广场上，故只需计算工业广场损失煤柱即可，不在单独计算。由矿井设计储量计算式（32）计算：Zs=（Zg-P1）（3-2）式中Zs矿井设计储量；Zg矿井工业储量；P1断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱损失量之和。计算如下：Zs=14149.51-（46.41+371.28）=13731.31万t2.1.4 矿井设计可采储量要计算矿井设计可采储量，需先确定工业场地和主要井巷煤柱损失量。工业场地的面积确定如

18、下：设计矿井生产能力大约为120万t,根据煤矿设计规范规定，每10万t煤所占的工业场地面积为1公顷左右，故设计矿井的工业场地面积为12公顷，故设计工业场地尺寸为300mX400m。地面建筑物和主要井筒的保护煤柱是从受保护的边界起，按基岩移动角3、丫和8及表土层移动角。所做的保护平面与煤层的交线来确定。安全煤柱的留设与计算一般用垂直剖面法求的。垂直剖面法留设井筒和工业场地保护煤柱： 在煤层底板等高线图上，过要保护的工业场地建筑物群的最外角点，分别作平行于煤层走向和倾向的各两条直线，交a、b、c和d,形成矩形。 在矩形a、b、c和d四周加20m宽的围护带，形成底表保护范围a、b、c、d,地表保护范

19、围的边界为mn和qk。过a、d线段和b、c线段中点，作沿煤层倾向的剖面II。 将煤层底板等高线、上覆岩层和要保护的工业场地边界投影到平行于煤层走向的垂直面内，形成所谓的nn投影面。 在II和nn面上，过m、n和q、k四点，按松散层移动角。=45画出直线与基岩相较于mi、ni和qi、ki;在II剖面上，过mi和ni两点，按下上移动角3=64.6和上山移动角丫=75画直线与煤层交于m2和n2；在nn剖面上，过qi和ki点按走向移动角8=75画直线，与煤层相交于n2线同表格哦啊的q2和k2,与m2同标高的q3和k3。 将m2和n2及q2、k2、q3和k3投影到煤层底板灯线图上，得A、B、C、D4点，

20、连接A、B、C和D即得平面图上的保护煤柱边界。工业场地煤柱损失量=梯形面积X煤层平均厚度X煤层平均密度梯形面积=0.5X(368+448)X586=23.9万m2工业场地煤柱损失量=23.9Xi04X(4.9+3.6)Xi.3=264.i0万t由矿井设计可采储量计算公式(2-3)计算：Zk=(Zs-p2)C(2-3)式中Zk在一矿井设计可采储量；p2在在工业场地和主要井巷煤柱损失量之和；C在在采区才出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。计算如下：Zk=(i373i.3i-264.i0)X75%=i0i00.4i万t2.2矿井设计生产能力和服务年限2.2.1 确定矿

21、井生产能力的主要因素影响矿井生产能力的因素主要有储量条件、影响开采工艺的地质条件、采煤工艺与矿井技术装备水平和矿山经济及社会因素。参照新建矿井设计服务年限（表21）要求，并根据矿井服务年限计算公式（2-4）计算：.ZkT=AK（2-4）式中：T矿井设计服务年限，a;Zk矿井可采储量，t;A矿井设计生产能力，万t/a;K储量备用系数，取1.3。参照大型矿井服务年限的下限（大于50a）要求，T取51a,储量备用系数取1.3,则矿井设计生产能力A为:a ZkA=TK10100 .4151 X1 .3=152.3 万 t/a根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，按煤炭工业矿井设计规范规定，将矿井设计生产

22、能力A确定为150万t/a,在计算矿井服务年限:T=ZkAK10100 .41150 X1 .3=51.8a在计算矿井服务年限时，考虑矿井投产后，可能由于地质损失增大，采出率降低和矿井增产的原因，使矿井服务年限缩短，设置个备用储量Zb,备用量为:Zk一Zb=7X0.4=3107.82万t在备用储量中，估计约有50%为采出率过低和受未预知地质破坏影响所损失的储量。矿井开拓设计时认定的实际采出的储量约为:10100.41-(3107.82X50%)=8546.50万t表2-1新建矿井设计服务年限矿井设计矿井设计第一开采水平设计服务年限（a)生产能力服务年限煤层倾角煤层倾角煤层倾角(mt/a)(a)

23、456.0及以上7035一一3.05.06030一一1.22.4502520150.450.9402015152.2.2各种参数的校核（1）对矿井设计的生产能力进行校核本矿井采区同采个数为2个，同采工作面2个，每个工作面长185.7m，区段斜长1300m,采煤机年割煤平均进度990m,煤平均厚度4.25m,3#煤厚3.6m,平均密度1.3t/m3。A=185.7X3.6X1.3X990X2=172.1万t150万t符合设计要求。（2）校核各种辅助生产环节能力由于采用最新的提升和运输设备，并根据设计生产能力设计大巷和井底车场，所以这些辅助生产环节都能满足矿井生产能力的需求。2.3井田的开拓开方式

24、2.3.1 开拓方案及技术比较2.3.1.1 井筒布置由于井田地形平坦，不存在平硐开拓条件，表土层较厚且有流沙层，斜井施工困难，所以，确定采用立井开拓（主井装备箕斗），并按流沙层较薄、井下生产费用较低的原则，确定井筒位于井田走向中部流沙层较薄处。为避免采用箕斗井回风时封闭井塔等困难和减少穿越流沙层开凿风井的数目，决定采用中央分列式通风方式，回风井布置在井田上部边界的走向中部。这样，井田需要开凿主立井、副立井和回风井三个井筒。2.3.1.2 阶段划分和开采水平设置根据井田条件和煤炭工业矿井设计规范的有关规定，本矿井可划分为23个阶段，设置13个开采水平。阶段内采用采区式准备方式，每个阶段沿走向划

25、分为4个走向1250m的采区，采区划分为若干区段。在井田每翼布置一个生产采区，为减少初期工程量，缩短建井时间，采区间采用前进式开采顺序。因井田内瓦斯量较大，若采用上下山开采，下山部分在技术上困难较多，故决定阶段内采用上山开采，由于井田斜长较大，倾角为12左右，因此排除了单水平上下山开采的开拓、:方案。这样，阶段划分和开采水平设置形成两个方案，一是井田划分为两个阶段，设置两个开采水平；二是井田划分为三个阶段，设置三个开采水平。2.3.1.3 阶段和开采水平参数（1）水平垂高两阶段、两水平：1300Xsin12=270.3m三阶段、三水平：1000Xsin12=207.9m800Xsin12=16

26、6.3m（2）开采水平实际出煤量两阶段、两水平方案：第一、第二阶段8546.50/2=4273.25万t三阶段、三水平方案：第一阶段（8546.50/2600）X1000=3287.11万t第二、第三阶段（8546.50/2600）X800=2629.69万t（3）开采水平服务年限两阶段、两水平方案：第一、第二水平51.8/2=26.4a三阶段、三水平方案：第一水平（51.8/2600）X1000=19.92a第二、第三水平（51.8/2600）X800=15.94a（4）采区服务年限开采水平内每翼一个采区生产，矿井由两个采区同采保证产量，考虑1a的产量递增和递减期。两阶段、两水平方案中的采区

27、服务年限：（26.4/2）+1=（13.2+1）a三阶段、三水平方案中的采区服务年限：一水平采区（19.92/2）+1=（9.96+1）a二、三水平采区(15.94/2)+1=(7.97+1)a(5)区段数目及区段斜长两阶段、两水平方案：每个+阶段划分为7个区段，区段斜长为：1300/7=185.7m三阶段、三水平方案：一水平划分为5个区段，区段斜长为：1000/5=200m;二、三水平划分为4个区段，区段斜长为：800/4=200m。(6)区段采出煤量两阶段、两水平方案：每个水平划分为4个采区，每个采区7个区段，每个区段出煤量：4328.75F+7=154.60万t三阶段、三水平方案：一水平

28、4个采区，每个采区5个区段，每个区段出煤量：3329.80+4+5=166.49万t;二、三水平4个采区，每个采区4个区段，每个区段出煤量：2663.84+4+4=166.49万t井田内所划定阶段的主要参数如表2-2所列。表2-2阶段主要参数阶段划分数目阶段斜长/m水平垂高/m水平实际出煤/万t服务年限/a区段数目/个区段斜长/m区段采出煤量/万t水平采区21300270.34328.7526.413.32+17185.7154.6031000207.93329.8019.929.96+15200166.49800166.32663.8415.947.97+14200166.49800166.

29、32663.8415.947.97+14200166.49说明在采出煤量计算中，把备用储量的一半归为地地质损失，另一半归为矿井由于增产开采的储量；吧增产储量合并计入开采水平实际采出的煤量中；采区服务年限按设计平均服务年限加上一年的产量递增、递减期计算。2.3.1.4 大巷布置考虑到各煤层间距较小，宜采用集中大巷布置。为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，大巷布置在m2煤层底板下方垂直距离为30m的厚层砂岩层内。上阶段的运输大巷留作下阶段的回风大巷。(1)运输大巷运输大巷是一条掘金在岩层中的巷道，巷道断面形状此阿勇半圆拱形，采用锚网+喷射混凝土支护，同时才顶板上加锚索加固。巷道断面形状如图2-1及特

30、征如表2-3。图2-1运输大巷断面图表2-3运输大巷特征表掘进断面净断面水7SS掘水7SS净净周长锚杆兼具锚杆深锚杆排距喷层厚度172.2m215.1m20.36m20.20m214.8m800mm1600mm800mm100mm(2)回风大巷巷道断面形状如图2-2及特征如表2-4。图2-2回风大巷断面图表2-4回风大巷特征表围岩断面(m2)掘进尺(m2)锚杆净周类别净掘宽高形式外漏排列排锚深规格长(m)长度方式间距中硬15.117.24.73.9钢筋沙浆50矩形80016001900X1614.82.3.1.5 上山布置采区采用集中岩石上山联合准备，井田一翼的中央采区上山布置在距m2煤层底板

31、30m以下的砂岩层中，并在采后加以维护，留作下阶段的总回风通道及安全出口，其余采区上山位于距m2煤层底板约20m的砂岩层中，并在采区采后报废。2.3.1.6 开拓延深方案考虑两种井筒延深方案，一是主副立井直接延深，二是暗斜井延深。根据前述各项决定，在技术上可行的开拓方案有方案1（立井两水平直接延深）；方案2（立井两水平加暗斜井延深）；方案3（立井三水平直接延深）；方案4（立井三水平加暗斜井延深）。方案1和方案2的生产系统都比较简单可靠，对两方案的基建费用和生产费粗略伏击如表2-5,粗略估算后认为：方案1和方案2的费用相差不大。考虑到方案1的提升、排水工作的环节少，人员上下方便，在方案2中未计入

32、暗斜井上、下部车场的石门运输费用，以及方案1在通风方面由于方案2,所以决定选用方案1。方案3和方案4的区别也仅在于第三水平是用立井直接延深还是用暗斜井延深。粗略计算结果如表2-6,方案4的费用略高一些，在考虑方案3的提升、排水等环节都比方案4更优，即生产系统更为可靠一些。所以决定采用方案3。留下方案1和方案3相比，方案3的总费用、基建费用和生产费用都要比方案1低,两方案需要通过详细经济比较才能确定其优劣。表2-5方案1和方案2粗略估算费用方案方案1方案2基建费立井开拓2X270X3000X10-4=162.0主暗斜井开拓1300X1050X/力兀石门开拓1270X800X10-4=101.6副

33、暗斜井开拓104=136.5井底车场1000X900X10-4=90.0上、下斜井车场1300X1150X10-4=149.5800X900X10-4=72.0小计353.6小计358生产费立井提升1.2X4329X0.5X暗斜井提升1.2X4329X0.87X/力兀石门运输0.85=2208主立井提升0.48=2169立井排水1.2X4329X0.8X排水（立、斜井）1.2X4329X0.275X0.381=15831.02=1457490X24X365X34.13X490X24X365X34.13X0.1525X10-4=22340.19XX10-4=3783小计6025小计6409总计费

34、用/万元6378.6费用/力兀6767表2-6方案3和方案4粗略估算费用方案方案1方案2基建费立井开拓2X147X3000X10-4=88.2主暗斜井开拓942X1050X10-4=98.9/力兀石门开拓922X800X10-4=73.8副暗斜井开拓788X1150X10-4=90.6井底车场1000X900X10-4=90.0上、下斜井车场800X900X10-4=72.0小计252.0小计261.5生产费立井提升1.2X2664X0.5X暗斜井提升1.2X2664X0.87X/力兀石门运输0.85=1359主立井提升0.48=1335立井排水1.2X2664X0.6X排水（立、斜井）1.2

35、X2664X0.37X0.381=7310.92=1088490X24X365X19.61X490X24X365X19.61X0.1525X10-4=12840.193XX10-4=1625小计3374小计4048总计费用/万元3626.0费用/力兀4309.52.3.2开拓方案选择虽然方案1的生产费用比方案3高，但其基建投资费用则明显低于方案3.由于基建费的计算误差一般比生产经营费的计算误差小得多，所以可以认为方案1相对较优。从建井工区来看，虽然方案1初期需多掘主、副井筒，运煤及轨道上山，但是可以少掘主石门。因此方案1的建井工期与方案3的建井工期大致相同。从开采水平连续来看，方案3需延深两次

36、，方案1仅需延深一次立井，对生产的影响少于方案3。综上所述，可认为：方案1和方案3在技术和经济方面均不相上下，但方案1的基建投资较少，开拓延深对生产的影响略小一些。所以决定采用方案1,即矿井采用立井两水平开拓；第一水平位于-240m,第二水平位于-510m,两水平均采用上山阶段；阶段内走向没1250m划分为一个采区，阶段内划分为4个采区。2.3.3主副井设计立井井筒断面形状有圆形和矩形，我国煤矿一般采用圆形端面。因为圆形端面井筒有利于采用混凝土、料石和锚杆喷射混凝土等永久支护。同时，圆形端面井筒具有承受地压性能良好、通风阻力小、服务年限长、维护费用少以及便于施工等特点。本矿井井筒选用圆形断面。

37、从井筒断面图册中选取，图2-2为主井的布置形式，井筒内布置一对箕斗，采用的是钢丝绳罐道，主井井筒特征见表2-7;图2-3为副井的布置形式，井筒内布置有一对罐笼及梯子间和管路间，采用槽钢组合罐道梁，副井井筒特征见表2-8;图2-4为风井的布置形式，井筒内布置有梯子间和管路建，球扁钢组合罐道，风井井筒特征见表2-9。(1)主井图2-2主井的布置形式表2-7主井井筒特征井型120万t提升容器1对12t箕斗井筒直径6m井筒周长18.85m净断面积28.26m2井筒支护基岩段砌秋400mm基岩段毛断面积31.65m2表土冻结段厚850mm表土段毛断面积36.83m2充填混凝土厚50mm(2)副井图2-3

38、副井的布置形式表2-8副井井筒特征井型120万t提升容器1对双层单车，3吨罐笼井筒直径7m井筒周长21.99m净断面积38.47m2井筒支护基岩段砌秋400mm基岩段毛断面积42.98m2表土冻结段厚1000mm表土段毛断面积50.24m2充填混凝土厚100mm风井图2-4风井的布置形式表2-9风井井筒特征井型井筒直径净断面积基岩段毛断面积井筒周长表土段毛断面积120万t5.5m23.75m226.86m217.28m28.86m22.3.4井底车场的形式1）确定井底车场形式井底车场是位于开采水平，井筒附近的一组巷道与胴室的总称，是连接井筒提升与大巷运输的枢纽，担负着煤、肝、物料、人员的转运任

39、务，并为矿井的排水、通风、动力供应、通讯和调度服务，对保证矿井正常生产和安全生产起着重要作用。按照矿车在井底车场内的运行方式，井底车场可分为环行式和折返式两大类。折返式井底车场的特点是空、重列车在车场内同一巷道的两股线路上折返运行，可不另设绕道，利用主要运输巷道作为主井空重车线和调车线，从而简化了线路结构，减少了巷道开拓工程量，交叉点及弯道少，电机车在直线段顶推重车比较安全。故采用立井折返式井底车场（如图2-5）。2）验算主、副井空重车线长度（1）井底车场线路布置的要求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

40、不同。井底车场线路布置时，应充分考虑各硐室布置的合理性；井底车场的线路工程量小；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；尽量减少道岔和交岔点；线路布置要有利于通风。（2）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：中小型矿井的主井空、重车线长度各为1.01.5列车长；副井空、重车线长度，中小型矿井按0.51.0列车长；材料车线长度，

41、中小型矿井应能容纳510个材料车；调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和。（3）存车线长度的计算副井进出车线长度:L=mXnXLk+NLj+LfL一副井进出车线有效长度mm列车数1.5列n每列车的矿车数25辆Lk每辆矿车代缓冲器的长度为2.0mN机车数2台Lj每台机车的长度4.5mLf附加长度一般取10m则L=1.5X25X2+2X4.5+10=94m井底车场调车线路长度.L=2.0X25+2X4.5+10=69m材料车线有效长度L=ncLC+nSLSL-材料车线有效长度m.nc-材料车数Lc-每辆材料车带缓冲器的长度mns-设备车辆数Ls-每辆设备车缓冲器的长度mL=26X2+2X4.5

42、=61m2.4矿井工作制度2.4.1 矿井年工作日数的确定按照煤炭工业矿井设计规范规定：“矿井设计生产能力按年工作日330d计算，采用“三八”制作业，每天2.5班作业”。所以，本矿井设计年工作日数为330d。2.4.2 矿井工作制度的确定矿井工作制度设计采用“三八”工作制，即两班半采煤，半班准备，每班净工作时间为8h。2.4.3 矿井每昼夜净提升小时数的确定按照煤炭工业矿井设计规范规定：矿井每昼夜净提升时间16h。这样充分考虑了矿井的富裕系数，防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为16h。3采煤方法和采区巷道布置3.1采煤方法3.1.1采煤方法的选择采煤

43、方法是采煤系统和回采工艺的总称。它的选择应结合具体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少、成本底、便于管理等因素。设计时应尽量采用行之有效的先进技术，提高机械化水平。本井田煤层储量丰富，地质条件简单，矿井涌水量低，煤层倾角约12。由于地质条件良好，故采用单一走向长臂采煤法。采用全部跨落法处理采空区。可采煤层2层，均为厚煤层，平均厚分别为4.9m和3.6m。直接顶为中等稳定的砂页岩，老顶为砂岩，煤层地质构造简单，结合工作面的实际情况，兼顾高产高效的目的，将采煤工艺确定为综合机械化回采工艺。3.1.2回采工作面参数3.1.2.1 确定回采工作面长度及工作面推进度参照设计规范的规定和矿井

44、的实际生产经验进行，综采工作面长度一般为150-250m，如条件允许可达150-300m。根据矿井的实际情况以及前面的公式计算，确定本矿井的工作面长度为185.7m。影响综采工作面连续推进度的主要经济因素是搬家费何巷道掘进费。在我国当前设备条件下，工作面连续推进方向长度以小于1000m1200m为宜，高产高效狂进推进度可取10003000m。本矿井每个工作面推进度为600m/a。3.1.2.2 确定方向 沿煤层走向开采顺序合理的开采顺序要能够保证开采水平，采区，采煤工作面的正常接替，以保证稳产高产，符合煤层采动影响关系，合理集中生产，尽量降低掘进率等。矿井采用双翼开采，有利于矿井的均衡生产和合

45、理配采，有利于矿井通风，运输等生产系统的管理。对于采区，采用采区前进式开采，采区内采用后退式开采，以减少初期工程量和基建投资。 沿煤层垂直方向开采顺序在垂直方向上，即煤层之间，采用下行式开采。3.1.3采煤工作面的设备选型及配套（1）米煤机械用于长壁工作面的采煤机械有采煤机和刨煤机，刨煤机结构简单，投资少，安全性好，但对地质条件适应范围窄，只适合开采薄煤层，且生产率低。而采煤机使用地质条件广，得到广泛采用。根据本矿井实际情况，选用采煤机。一般小于0.8m的煤层中，直选用爬底板采煤机；在0.81.3m的煤层中可采用骑溜式或爬底板式采煤机。在大于1.3m的煤层中，采用骑溜式采煤机。综合工作面由于效率较高，一般都采用大功率的双滚筒采煤机。采煤机的牵引方式有锚链式，适应于倾角0-35的回采工作面;无链齿销式,应用于倾角0-55的回采工作面。根据回采工作面的倾角大小，采煤机的牵引方式选为无链电牵引。采煤机装机功率根据工作面煤质硬度，采高及生产率等要求，考虑同类型采煤机的使用条件，采用类比法确定。见表3-1:表3-1采高与采煤机功率采高（m）米煤机功率（kw）单滚筒双滚筒0.6-0.9-50-1000.9-1.350-100100-20