灵新煤矿设计煤矿设计说明书

1、 .PAGE87 / NUMPAGES90 目 录TOC o 1-2 h z uHYPERLINK l _Toc169428950前言HYPERLINK l _Toc1694289511 矿区概况与井田地质特征 PAGEREF _Toc169428951 h 1HYPERLINK l _Toc1694289521.1 矿区概况 PAGEREF _Toc169428952 h 1HYPERLINK l _Toc1694289531.2 井田地质特征 PAGEREF _Toc169428953 h 2HYPERLINK l _Toc1694289541.3 井田勘探程度 PAGEREF _Toc1

2、69428954 h 5HYPERLINK l _Toc1694289552矿井储量、年产量与服务年限 PAGEREF _Toc169428955 h 6HYPERLINK l _Toc1694289562.1 井田境界 PAGEREF _Toc169428956 h 6HYPERLINK l _Toc1694289572.2 井田储量 PAGEREF _Toc169428957 h 6HYPERLINK l _Toc1694289582.3 矿井年产量与服务年限 PAGEREF _Toc169428958 h 8HYPERLINK l _Toc1694289593井田开拓 PAGEREF _

3、Toc169428959 h 10HYPERLINK l _Toc1694289603.1 概述 PAGEREF _Toc169428960 h 10HYPERLINK l _Toc1694289613.2 井田开拓 PAGEREF _Toc169428961 h 10HYPERLINK l _Toc1694289623.3 井筒特征 PAGEREF _Toc169428962 h 16HYPERLINK l _Toc1694289633.4 井底车场 PAGEREF _Toc169428963 h 19HYPERLINK l _Toc1694289643.5 开采顺序与采区、采煤工作面的配置

4、 PAGEREF _Toc169428964 h 27HYPERLINK l _Toc1694289653.6 井巷工程量和建井工期 PAGEREF _Toc169428965 h 29HYPERLINK l _Toc1694289664采煤方法 PAGEREF _Toc169428966 h 32HYPERLINK l _Toc1694289674.1 采煤方法的选择 PAGEREF _Toc169428967 h 32HYPERLINK l _Toc1694289684.2 采区巷道布置与生产系统 PAGEREF _Toc169428968 h 32HYPERLINK l _Toc1694

5、289694.3 采煤工艺设计 PAGEREF _Toc169428969 h 38HYPERLINK l _Toc1694289705矿井运输、提升与排水 PAGEREF _Toc169428970 h 42HYPERLINK l _Toc1694289715.1 井下运输系统和运输方式的确定 PAGEREF _Toc169428971 h 42HYPERLINK l _Toc1694289725.2 矿井提升 PAGEREF _Toc169428972 h 44HYPERLINK l _Toc1694289735.3 矿井排水 PAGEREF _Toc169428973 h 50HYPER

6、LINK l _Toc1694289746矿井通风与安全技术措施 PAGEREF _Toc169428974 h 59HYPERLINK l _Toc1694289756.1 矿井通风系统的选择 PAGEREF _Toc169428975 h 59HYPERLINK l _Toc1694289766.2 风量机算与风量分配 PAGEREF _Toc169428976 h 61HYPERLINK l _Toc1694289776.3 全矿通风阻力计算 PAGEREF _Toc169428977 h 65HYPERLINK l _Toc1694289786.4 扇风机选型 PAGEREF _Toc

7、169428978 h 69HYPERLINK l _Toc1694289796.5 矿井安全技术措施 PAGEREF _Toc169428979 h 71HYPERLINK l _Toc1694289807矿山环保 PAGEREF _Toc169428980 h 76HYPERLINK l _Toc1694289817.1 矿山污染源概述 PAGEREF _Toc169428981 h 76HYPERLINK l _Toc1694289827.2 矿山污染的防治 PAGEREF _Toc169428982 h 79HYPERLINK l _Toc169428983结论 PAGEREF _To

8、c169428983 h 82HYPERLINK l _Toc169428984致 PAGEREF _Toc169428984 h 84HYPERLINK l _Toc169428985参考文献 PAGEREF _Toc169428985 h 851 矿区概况与井田地质特征1.1 矿区概况1.1.1地理位置与交通情况灵新煤矿位于回族自治区灵武市磁窑堡镇境，井田至省府市50km，西距灵武市39km。灵（武）盐（池）公路从井田北缘穿过，井田北端距银（川）古（窑子）磁（窑堡）公路终点古窑子6km，矿区铁路专用支线（大坝古窑子）全长70km，在大坝与包（头）兰（州）铁路接轨。公路、铁路交通极为方便。（

9、见交通位置图1-1-1） 1-1-1 交通位置图1.1.2地形地貌井田围地形起伏不大，略呈南高北低，周围高中间低之势，标高一般在海拔+1290m+1350m之间，相对高差达百米左右。最高点为井田西南五疙瘩山，标高为+1409.6m，最低点在第四勘探线西天河两侧，标高为+1282m，井田沙丘广布，常见新月沙丘，四周多由各厚层沙体组成的高低残丘环绕，因此本地区属低缓丘陵地带。1.1.3气象与地震本地区属典型的大陆性半湿润半干旱气候，雨季多集中在69月，具有冬寒长，夏暑短，雨雪稀少，气候干燥，风大沙多，南寒北暖等特点。由于本地区平均海拔在1000米以上,所以夏季基本没有酷暑；1月平均气温在零下8oC

10、以下，极端低温在零下22oC以下。本地区气候的最显著特征是：气温日差大，日照时间长，太阳辐射强，昼夜温差一般可达1215oC。本区地震烈度最大达到8度。1.1.4电源、水源、劳动力本矿预从上一级古110kv变电所（灵武矿区水电分公司管辖）6kv母线段采用两回路架空线引至灵新煤矿。矿井用水主要分为地面用水和井下用水。地面用水主要是由西天河和一座水厂来供应。井下用水采用井下排水经处理后再返回井下。矿区靠近人口密集的灵武市和市，劳动力资源比较丰富。1.2 井田地质特征1.2.1地层与地质构造、地层本井田地表为第四系风积沙覆盖，基岩只在局部有裸露，地层由老至新为奥系（O）、石炭系（C）、二叠系（P）、

11、三叠系（T）、侏罗系（J）、白垩系（K）、第三系（R）、第四系（Q）。、地质构造矿区地质条件简单，整体为一简单的向斜构造。磁窑堡向斜为本井田的主要构造，走向近南北，北窄南宽，两翼不对称。向斜轴展布于井田中部偏东，纵向为东翼陡，西翼缓，形似烟斗形，南宽北窄，在北边收敛。煤层沿走向有起伏，平均倾向104，倾角1117，平均倾角14。井田未发现大断层。1.2.2煤层与煤质煤层a、煤系含煤地层主要含煤地层为侏罗系中下统组（J1-2y），岩性以砂岩为主，粉砂岩和泥岩次之，该组平均厚度355.6m,，共含煤37层，编号煤层共17层，主要可采煤层为6层（二、六、十三、 十四、十五、十六号煤），平均总厚度27

12、.65m，含煤系数7.75%。 b、主要可采煤层主采煤层上组煤二号煤、六号煤,下组煤十三号煤、十四号煤、十五号煤、十六号煤。本次设计的主要可采煤层为十五号煤层。 1、二煤：上距一煤层1015m，厚度变化较大，8线以南煤层厚度为 8.5m11m，一般含一层夹矸，夹矸厚度0.30.4m，矸石以下煤厚1m左右，8线以北煤厚3.5-8.5m，结构较复杂，一般含有23层含炭质粉砂质泥岩或泥岩夹矸。在45线附近，二煤受古河床冲刷变薄，含35层夹矸，矸石厚度达0.6m，煤质低劣，顶板疏松。5线以顶板北因古河床冲刷直接顶以砂岩为主，在西北、东南以细砂岩、粉砂岩为主，近中部以泥岩为主。二煤老顶细砂岩，直接顶板为

13、粉砂岩、细砂岩, 10勘探线南有泥岩，属中等稳定顶板。底板大部分为粉砂岩、细砂岩，夹薄层泥岩，属不稳定底板。2、六煤：上距二煤一般5060m，全井田稳定可采，结构简单，煤厚0.947.69m，平均2.4m，7线以北为2m以下,局部在1.6米以下，以南稍变厚，由北向南，由浅而深煤层增厚。顶板以粉砂岩为主，56线西缘多为中、粗砂岩；底板为中、细砂岩或粉砂岩。六号煤顶板大部分为粉砂岩，轴部附近为细砂岩，属不稳定顶板。底板大部分为粉砂岩、细砂岩，裂隙发育，属不稳定底板。3、十三煤：上距六煤一般140m米左右，煤层厚度在7线以北厚1米，以南稍厚近1.5米，煤层结构简单，局部含一层薄夹矸。顶板在5线以北以

14、细砂岩为主，底版为粉砂岩。4、十四煤：上距十三煤15m左右，煤层厚度稳定，全井田可采。顶板岩性5线以北以细砂岩为主, 底板为细砂岩、粉砂岩。煤层厚度2.22.9m靠近下部有一层夹矸，矸石以上煤厚为1.61.9m,轩石以下煤厚0.40.8m,矸石厚度为0.20.6m左右，煤层顶板有一层0.20.4m的含炭质泥岩伪顶，伪顶具较多滑面，易脱落。9线以南煤层厚度2.7m左右，不含夹矸。十四号煤顶板多为粉砂岩，属中等稳定顶板。底板一般为细砂岩、粉砂岩，泥钙质胶结,属不稳定底板。5、十五煤：上距十四煤一般20m左右，煤层厚度稳定，全井田可采。4线以北层间距变小为68m。煤层在07线以北厚一般910m，向南

15、略变薄，平均厚度为8.74m，结构简单，局部含12 层0.3m左右的泥岩夹矸。顶板多以中、细砂岩为主，底板以粉砂岩为主。十五号煤层老顶多为中、粗砂岩，在局部不连续沉积一层硅质胶结中细粒砂岩，硬度f=7，厚0.12.0米，直接顶为泥岩，属不稳定顶板。底板一般为细砂岩、粉砂岩，属中等稳定底板。6、十六煤：上距十五煤在5线以北07线以南一般1520m, 507线之间为10m左右。顶板以粉砂岩、细砂岩为主；底板为中、细砂岩。煤厚4m左右，东北端2线附近薄0.140.98m,南部西翼厚45m，最大达7m,，东翼13m。该煤层结构复杂，一般具有24层夹矸，多为泥岩与粉砂质泥岩，变化较大，可比性差，但在61

16、0线围夹矸只有12层，煤厚变化不大。含夹矸一层，夹矸以上煤厚2.6m左右，矸石以下煤厚2.2m 左右。矸石厚度一般0.10.4m，岩性为粉砂岩。十六号煤顶板多为细砂岩、中砂岩，属坚硬顶板。底板多为粉砂岩，属中等稳定底板。设计可采煤层特征表 表1-2-1煤层名称煤层厚度（m）倾角()围岩性质容重(t/m3)最小-最大平均可采厚度顶板底板十五煤6.88-10.018.7414泥岩细砂岩、粉砂岩1.40煤质、煤种：本井田十五号煤层属于低变质的烟煤，煤种为不粘煤 （BN），精煤挥发分在30%37%之间，Y值为零，粘结性为2。煤层烟煤灰份平均在6.5%10.59%之间，硫分含量在0.31%-1.17%之

17、间。原煤发热量（Q）在62006950卡/克之间，属于特低灰、特低硫、特低磷、较高水分的不粘结煤。但煤尘爆炸指数为33. 12%34.3%，有煤尘爆炸危险。十五号煤层属易自燃发火煤层，发火等级为一类，最短自燃发火期23天。1.2.3水文地质情况地表水特征西天河是区唯一常年地表水流，发源于五疙瘩山之东麓，全长30余公里，自南向北蜿蜒纵贯井田，只旧磁窑折向西流，经西北流入黄河，河水补给水源为潜水和各生产矿井排水，以与降水形成片状渗流补给，仅在雨季山洪爆发时，才有地表水汇集补给，洪流4.43-66.8L/s。含水层的水文地质本井田共有含水层三层，分别为第四系潜水含水层, 侏罗系中统直罗组砂岩含水层,

18、 侏罗系中下统组含水层（分为一煤至八煤砂岩含水层组，八煤至十七煤砂岩含水层组，都属弱含水层，以与煤系底部分界线的宝塔山砂岩强含水层组）。矿井水文地质类型中等，主要水害类型有地表西天河洪水、基岩含水层水、老窑积水与采空区积水四种。矿井正常涌水量220 m3/h，最大涌水量250 m3/h。1.3 井田勘探程度根据灵新煤矿井田勘探精查地质报告，基本查清了地层、构造、煤层的对比情况，获得较为可靠的储量，满足设计的要求。井田钻孔密度合理。本井田地质条件简单，15号煤层赋存稳定，结构简单，顶板易垮落，底板稳定，开采条件较好。同时煤层易自燃发火，煤尘有爆炸危险。矿井相对瓦斯量为4 m3/t，本矿井属于低瓦

19、斯矿井。但是在勘探过程中，存在着一些误差，如井田围未发现断层，但对于落差小于5m的断层是否存在尚难结论，建议在下一步的工作中采用三维地震勘探，对小断层构造进行预测。矿井储量、年产量与服务年限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、地貌等因素，进行技术分析后确定。一般以下列情况为界：、以大断层、褶曲、和煤层露头、老窖采空区为界；、以山谷、河流、铁路、较大的城镇建筑物的保护煤柱为界；、以相邻矿井井田境界煤柱为界；、人为划分井田。本矿井的井田围是西部以煤层风化带为界，南部以12勘探线为界，北部以第五勘探线为界，深部以向斜轴为界。井田的走向长度从4.83km到5

20、.35km，平均走向长度为5.09km；倾向长度从1.77km到3.74km，平均倾向长度为2.45km。井田面积为12.09km2。2.2 井田储量2.2.1矿井工业储量矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，本井田15号煤层赋存稳定，结构简单，煤层最小厚度为6.88m，最大厚度为10.01m，平均厚度为8.74m。经计算得出全井田的地质储量为152.46Mt，其中A级储量为47.73Mt，B级储量为46.8Mt，C级储量为57.93Mt。其中A、B级之和所占比例符合表2-2-1的规定。井田地质储量汇总见表2-2-2。 矿井高级储量比例 表2-2-1

21、地质开采条件简单中等复杂储量级别比例（%）大型中型小型大型中型小型中型小型井田A+B级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平A+B级储量占本水平储量的比例70604060503040不做具体规定第一水平A级储量占本水平储量的比例4030153020不做具体规定不要求井田地质储量汇总表 表2-2-2煤层工业储量（Mt）（A+B）/(A+B+C)ABA+BCA+B+C十五煤47.7346.894.5357.93152.46符合2.2.2矿井设计储量矿井设计储量是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、构筑物、需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损

22、失量后的储量。因本井田没有较大的建筑物，另外目前没有发现断层，且涌水量较小，所以本井田的矿井设计储量就是用矿井工业储量减去井田境界保护煤柱。井田境界一侧留设20m宽的保护煤柱，经计算，该井田境界保护煤柱所需的储量是3.77Mt，故矿井设计储量为148.66Mt。2.2.3矿井设计可采储量 矿井设计可采储量是用矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道与上、下山保护煤柱量后乘以采区采出率的储量。各种保护煤柱损失量与可采储量见表2-2-3。矿井工业广场保护煤柱设计计算参数见表2-2-4；矿井工业广场保护煤柱留设见图2-2-1。 矿井可采储量计算表 表2-2-3煤层名称工业储量（A+B+C）

23、(万t)矿井设计储量（万t）矿井可采储量（万t）永久煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层煤柱境界煤柱其他煤柱工业场地煤柱井下巷道煤柱1515243037701486643018310689 工业广场保护煤柱设计参数表 表2-2-4煤层（） 煤厚（m）埋深（m）（）（）（）（）148.749045636963图2-2-1 矿井工业广场保护煤柱计算图由矿井工业场地占地面积指标计算出该矿井的工业广场面积为142500m2，又由矿井工业广场保护煤柱计算图计算出工业广场保护煤柱与井筒保护煤柱损失量为430万吨。2.3 矿井年产量与服务年限2.3.1矿井工作制度矿井设计生产能力按年工作日330d，每天

24、净提升时间16h，采用每日三班作业，每班工作八小时。2.3.2矿井年产量与服务年限矿井服务年限按下式计算： 式中：T矿井设计服务年限，a； Zk矿井设计可采储量，Mt； A矿井设计生产能力，Mt/a； K储量备用系数，K=1.31.4。 经计算确定，本矿井的矿井设计生产能力为1.50Mt/a，全矿井的服务年限为52.78a。井田开拓3.1 概述由于原灵新煤矿水文地质条件简单，表土层仅厚20m左右，煤层埋藏浅，所以采用斜井开拓。斜井开拓在施工技术、设备器材、地面设施、井筒装备和井底车场方面比较简单、工程量少。因而建设速度快，出煤早，投资少，并宜于开拓延深、改扩建和多水平生产。原矿井井下全部采用带

25、式输送机运煤，从工作面到地面连续运输，有力的保证了高产高效。影响设计矿井开拓的主要因素：井田地质和水文地质条件（特别是表土层情况）；煤层赋存和开采技术条件；地形地貌和地面外部条件；技术装备和工艺系统条件；施工技术和设备条件；总体设计和矿井生产能力要求等。3.2 井田开拓3.2.1对井田开拓中若干问题分析、井田划分与开采水平数目与位置由于本井田的倾井田南翼倾向长度较大，北翼较小，所以根据阶段要有合理的斜长和阶段垂高，将井田南翼划分为三个阶段，井田北翼划分为两个阶段，井田南翼设置两个水平，水平标高分别为+1070m、+850m；井田北翼设置一个水平，水平标高为+1070m，阶段斜长都在1000m左

26、右，阶段垂高在250m以，符合设计要求。由于本井田煤层倾角为14，瓦斯含量低，涌水量小，适合采用单水平上、下山开采，在矿井生产前期，+1070m水平为整个井田I、II阶段服务，采用单水平上、下山开采。生产后期，井田南翼的+850m水平为井田南翼的第III阶段服务，采用下山开采。第一水平的服务年限满足设计要求。阶段沿走向没有大的地质构造变化，整个井田的I、II阶段沿走向划分为四个采区；井田南翼的第III阶段为一个采区，即本井田划分为五个采区。每个采区的走向长度在2000m以上，符合设计规。、井硐形式、数目与其配置a、井硐形式的选择灵新煤矿井田煤层埋藏浅，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需特殊

27、施工的倾斜煤层，故采用斜井开拓（即主、副、风井都采用斜井）。斜井井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业建筑、井筒装备、井底车场与硐室都比较简单。井田北翼的两个采区共用一个回风井，井田南翼的三个采区共用一个回风井。b、井筒数目主斜井提煤，副斜井辅助提升兼进风。由于井田走向长度偏长，所以本设计采用采区风井通风，11、13采区的回风井设在井田北翼的采区上部边界，12、14、22采区的回风井设在井田南翼的采区上部边界。即整个井田有两个回风井。c、井筒位置的选择为了使井田两翼可采储量基本平衡，走向运输大巷的运输费用最低，同时在生产中保持两翼均衡生产和采区的正常接续，将主斜井、副斜井井筒位置

28、选择在井田走向方向的储量中央（位于钻孔0701西南方向处）。此处地面较平坦，地质构造简单，开采条件较好。、运输大巷和总回风巷的布置a、运输大巷的布置运输大巷服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输以与通风、排水和管线敷设，服务年限很长。由于本矿井的主要运输大巷服务年限长，十五号煤层的顶板不稳定，煤层易自然发火，所以运输大巷布置在煤层底板的岩石中，距煤层的距离为30m。b、总回风巷的布置本设计的通风方式为采区风井通风，清洗过工作面的风经过区段回风平巷，再经过回风石门，直接从风道排出，所以本设计不布置总回风巷。3.2.2开拓方案的提出与技术比较方案I：斜井两水平开拓。主、副斜井井口与工业场地位于井田上部

29、的中央位置（位于钻孔0701西南方向），工业场地地形平坦。地面标高为+1312m，第一水平标高为+1070m，第二水平标高为+850m。两个水平都采用斜井开拓，主、副斜井井筒从煤层顶板穿过煤层。主斜井井筒倾角为17，副斜井井筒倾角为23。主斜井井筒至第一水平长845m，副斜井井筒至第一水平长630m。第二水平主、副斜井的倾角均为13 ,长度为910m.在矿井建设工程前期，+1070m水平为整个井田I、II阶段服务，采用单水平上、下山开采。建设工程后期，延深主、副斜井至+850m， +850m水平为井田南翼的第III阶段服务，采用下山开采。水平运输大巷布置在煤层底板的岩石中，距煤层30m；通风方

30、式采用采区风井通风。开拓方式示意图见图3-2-1。图3-2-1 方案I开拓方式示意图方案II：立井两水平开拓。主、副立井井口与工业场地位于井田中央位置（位于钻孔804西侧），工业场地地形平坦。地面标高为+1312m，第一水平标高为+1070m，第二水平标高为+850m。两个水平都采用立井开拓，主、副井井筒至第一水平长250m，从第一水平至第二水平的长度为208m。+1070m水平为整个井田I、II阶段服务，采用单水平上、下山开采。建设工程后期，延深主、副井至+850m， +850m水平为井田南翼的第III阶段服务，采用下山开采。水平运输大巷布置在煤层底板的岩石中，距煤层30m；通风方式采用采区

31、风井通风。开拓方式示意图见图3-2-2。图3-2-2 方案II开拓方式示意图方案III：立井三水平上山开拓。主、副立井井口与工业场地位于井田中央位置（位于钻孔804西侧），工业场地地形平坦。地面标高为+1312m，第一水平标高为+1070m，第二水平标高为+850m第三水平标高为+600m。三个水平都采用立井开拓，主、副井井筒至第一水平长250m，从第一水平至第二水平的长度为208m，从第二水平至第三水平的长度为245m。三个水平都采用上山开采。水平运输大巷布置在煤层底板的岩石中，距煤层30m；通风方式采用采区风井通风。开拓方式示意图见图3-2-3。图3-2-3 方案III 开拓方式示意图从以

32、上的开拓方式示意图对方案II与方案III进行比较，这两个方案的在技术上均是可行性方案。但是方案III比方案II要多开井筒（2452m）、井底车场（19800m3+11790m3），运输石门（1911m）、运输大巷（2300m），并相应地增加了井筒、石门与运输大巷的提升、运输、排水与通风费用。所以在方案II与方案III中选择方案II。本井田煤层倾角为14，瓦斯含量低，涌水量小，适宜采用上、下山开采。方案I与方案II均为第一水平采用单水平上、下山开采，第二水平采用下山开采，而且生产系统简单、可靠。虽然说方案I与方案II相比，在施工技术、设备器材、地面设施、井筒装备和井底车场都比较简单、工程量少，但

33、是斜井的井筒长，维护费用高，各种管线敷设长度大，通风阻力大，人员进出井和材料设备等辅助运输时间长，增加了不少费用。所以方案I与方案II要通过经济比较才能确定出最优方案。3.2.3方案的经济比较由于方案I与方案II在第一、二水平的准备方式和采煤方法都完全一样，对不同的开拓方案进行比较时，一些一样的部分可以不进行比较，于是我们在对方案I和方案II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、生产经营费用与费用汇总表分别计算汇总于表3-2-1、表3-2-2、表3-2-3、表3-2-4。通过费用汇总表3-2-5在经济上来比较两方案的优越。 方案工程量计算表 表3-2-1方案项目方

34、案I方案II工程量 /m工程量 /m初 期主井井筒845250副井井筒630250石 门井底车场10001600后期主井井筒910208副井井筒910208石 门928井底车场10001600 基本建设费用表 表3-2-2时期 方案项目 方案I方案II工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元初期主井井筒8454798405.4325011004275.1副井井筒6304318272.0325011004275.1井底车场10002543254.315002543381.45主石门后期小计931.76931.65后期主井井筒9104798436.61208110042

35、28.88副井井筒9104318392.9320811004228.88井底车场10002543254.315002543381.45主石门9282543235.99后期小计1083.841220.66总计2015.62152.31 方案I生产经营费用表 表3-2-3工程项目名称费用（万元）提升一水平：1.28769.560.8450.48=4268.32二水平：1.22074.440.70.48=836.41排水一水平：2202436543.280.11210-4=934.18二水平：2202436510.240.11210-4=221.02合计6259.93 方案II生产经营费用表 表3-

36、2-4工程项目名称费用（万元）提升一水平：1.28769.560.251.32=3472.74二水平：1.22074.440.2081.32=683.47石门运输二水平：1.22074.440.930.381=882.04排水一水平：2202436543.280.15210-4=1267.82二水平：2202436510.240.15210-4=299.96合计6606.03费用汇总表 表3-2-5 方案项目 方案I方案II费用/万元费用/万元基建工程费2015.62152.31生产经营费6259.936606.03总费用8275.538758.34百分率100%105.8%3.2.4确定方案

37、综上比较可知方案II的总费用超过了方案I的5.8，故决定采用方案I。即斜井两水平开拓。第一水平位于+1070m，采用单水平上、下山开采；第二水平位于+850m，采用下山开采。第一水平主斜井井筒倾角为17，副斜井井筒倾角为23。主斜井井口至第一水平长845m，副斜井井口至第一水平长630m，第二水平主、副斜井倾角均为13 ,长度均为910m。整个井田划分为五个采区，井田南翼有三个采区（12、14、22采区），井田北翼有两个采区（11、13采区）。水平运输大巷布置在煤层底板的岩石中，距煤层30m。风井为斜井，井田北翼的两个采区共用一个回风井，井田南翼的三个采区共用一个回风井。通风方式采用采区风井通

38、风。3.3 井筒特征确定了开拓方式后，还应对主要井筒（包括主、副、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升原煤，采用钢绳芯带式输送机，胶带宽度B1200，主井设检修道，使用浇灌混凝土整体固定道床，混凝土厚度D200，井筒采用混凝土支护，井壁厚度为300。人行道设于井筒中间，宽度为C950。设计井筒宽为B4500。主井井筒断面图见图3-3-1。主斜井筒主要参数见井筒特征表3-3-1。3.3.2副井副井主要负担矿井的运料、排矸、运送人员、进风等；井筒长度为630m；采用串车提升，副斜井的布置形式为双轨布置，轨距为600，使用浇灌混凝

39、土整体固定道床，混凝土厚度D150，井筒采用混凝土支护，井壁厚度为400。选用一吨固定式矿车运输，巷道运输设备最大宽度A1取1200，非人行侧宽度a=1050，设计井筒宽为B4800。副井井筒断面图见图3-3-2，井筒主要参数见井筒特征表3-3-1。3.3.3风井风井主要用于回风，兼行人。本矿井采用采区通风方式，首采区的回风与回风石门长度为120m，风井倾角为30。井筒主要参数见井筒特征表3-3-1。图3-3-1 主斜井井筒断面图图3-3-2 副斜井井筒断面图 井筒特征表 表3-3-1井筒名称主井副井风井井口坐标X（m）421509142149254216060Y（m）363805173638

40、059636380688Z（m）+1313+1310+1312用途运煤升降人员、下放物料、排矸以与进风回风提升设备SDJ-150胶带输送机1.0t矿车井筒倾角（）172330断面形状圆拱形圆拱形圆拱形支护方式混凝土混凝土混凝土井筒壁厚（m）300400300提升方位角（）296296286井筒深度（m）84563033断面积净（m2）16.512.511.6掘（m2）23.717.616.63.4 井底车场井底车场是连接矿井主要提升井和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，担负提煤、提矸石、下物料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作任务。它是井下运输

41、的总枢纽。3.4.1设计基本参数主井采用胶带输送机运煤，副井采用串车作为辅助提升。井下主要运输大巷采用3t底卸式矿车运煤，双机10t架线式电机车牵引。辅助运输与矸石运输采用1t固定式矿车，矸石量占矿井产量的10%，矸石由副井提升。掘进煤量占矿井产量的10%，到翻机车硐室翻入井底煤仓由主井提升。3.4.2确定井底车场形式灵新煤矿属于大型矿井，井筒与运输大巷距离较近，大巷采用底卸式矿车运输，故选用折返式车场。井底车场线路布置示意图见图3-4-1。图3-4-1 井底车场线路布置示意图、井底车场调车方式井底车场设专用机车调车。当电机车牵引重列车驶进调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车。、井底车场各

42、线路长度确定主、副井空重车线长度应符合设计规规定：主井空、重车线长度应能够容纳1.52列车，副井进、出车线长度，应能够容纳11.5列车。材料车线应能够容纳10个以上材料车到一列车。L=mnL1+L3+L2式中：L车线有效长度，m;m列车数，列；n每列矿车数，辆；L1每辆矿车长，m；L2电机车长，m；L3电机车制动距离，一般为1215m；主井空重车线确定L=2203.45+15+4.5=157.5m 取L=158m；副井空重车线确定L=1.5262.0+12+2.7=92.7m 取L=93m；、轨道道岔本设计采用用轨型为30/m，轨距为600mm，主井系统选用6号、5号道岔；材料、矸石线选用4号

43、、3号道岔。a、单开道岔非平行线路连接已知：单开道岔ZDK630-6-25，=92744，a=4972mm，b=5128mm，R=25000mm，=30。 求m、n、H、T、K、M、f。（示意图见图3-4-2） 代入公式，经计算得出：T=7168mm，m=14846mm，M=25503mm，H=6779mm，n=9063mm，f=5903mm图 图3-4-2b、单开道岔平行线路连接 已知：单开道岔ZDK6305-15，=111836，a=3967mm，b=4333mm，R=15000mm，s=1600mm。求B、n、m、T、c、L。（示意图见图3-4-3）代入公式，经计算得出：B=8022mm

44、，m=8180mm，T=1482mm， 图3-4-3n=6698mm，c=3846mm，L=11804mmc、对称道岔连接计算 已知：DC630-3-9，a=2300mm，b=2852mm，=182606，R=9000mm， S=1800mm。求B、n、m、T、b1、c、L。（示意图见图3-4-4）代入公式，经计算得出：B=4918mm，m=4982mm，T=727mm，n=4255mm ，b1=2890mm，c=1365mm，L=8009mm图3-4-4 井底车场通过能力计算a、区段划分根据区段划分的原则，井底车场区段划分如下：图3-4-5 井底车场区段划分示意图b、调度图表的编制3t吨底卸

45、式矿车运行时间表 表3-4-1区段运行状况运行距离（m）运行速度（m/s）运行时间（s）1-21021.5682-3308.81.5206III3-41021.5684-5469.62.5189V2-6182.3291c、井底车场通过能力 由以编制的井底车场调度图表，可以计算出列车进入井底车场的平均间隔时间。从调度图表看出，运行总时间为:23min计算井底车场的通过能力A：式中： A井底车场的通过能力，吨/年；每一调度循环进入井底车场的所有列车净载煤量,206t; 1.15运输不均系数； T每一调度循环时间，23min。 由此：A=196.26万t 因为196.26/150=1.31，即井底车

46、场的备用通过能力为131%，故该井底车场线路平面布置符合通过能力要求。3.4.3井底车场主要巷道断面与硐室位置巷道断面设计主要包括：巷道断面形状的选择、巷道支护方式与巷道断面尺寸确定等容。、巷道断面形状选择 井底车场巷道服务年限长，要求将井底车场巷道布置在稳定的岩层中，因此，一般井底车场巷道采用拱形断面。、巷道支护方式 井底车场巷道一般多采用喷射混凝土支护。、巷道断面尺寸的确定巷道断面的尺寸要符合煤矿安全规程规定：巷道净断面，必须满足行人、运输、通风、设备安装、检修和施工的需要。因此，巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途；存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格；人行道宽度与各种安全间隙以与

47、通过巷道的风量等。、井底车场主要硐室a、主井系统硐室 1）、井底煤仓：井下煤仓上接卸载站硐室，下连装载硐室。通常为一条较宽的倾斜巷道，其中分成两个隔间，一个用以存煤，另一个为人行通道。近年来，也有些矿井采用了垂直式煤仓。2）、主井清理撒煤硐室与斜巷：煤炭从大巷到主斜井时，部分煤炭撒落到井底。为了清理需设置清理撒煤硐室，其中安设提升绞车，并经清理斜巷将矿车送入井底。清出的煤炭提升至运输水平，然后由矿车运至煤仓。 3）、主井井底小水泵房：为了清理撤煤和防止设备被水淹没，必须与时排除井底积水。通常在清底设备之下或其附近，于井筒一侧开一小泵房，安设两台水泵，一台工作，一台备用。井底积水排入井底车场巷道

48、的水沟中，再流入水仓。b、副井系统硐室 1）、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。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防火的密闭门，门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5米的巷道应砌碹或用其它不然性材料支护。变电所的地平，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0.5米。硐室不应有滴水现象，电缆沟应设一定坡度，以便将积水随时排除室外。中央变电所应根据规定，

49、设置灭火器材，如配备灭火设备和充足的沙箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。2）、中央水泵房：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：管线敷设最短，不仅节约管线电缆，而且管道阻力和电压降最小。一旦井下发生水患，人员，设备便于撤出，或便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故，恢复生产。要求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。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是用锚喷支

50、护，但不得有淋水。出口通道处需设置向外开启的能防水防火的密闭门。从硐室出口密闭门起5米的巷道，应砌碹或采用其它不燃性材料支护。泵房硐室的地平应高出通道与车场连接处地板0.5米，设有流水坡，以防硐室积水。水泵工作的总能力应满足20小时排出矿井24小时的正常涌水量。3）、井底水仓：井底水仓是按照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。同时主要水仓的有效容积不得小于四小时的矿井正常涌水量。矿井主要水仓必须含有水仓和外水仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用，特殊情况应设多条水仓。据上述可知，本矿正常涌水量220

51、m3/h，小于1000m3/h。故其容量： V=Q8 V：水仓容积，m3 Q：矿井正常涌水量，m3/h V=1760 m3本矿井水仓断面为半圆拱形，断面面积为6m3，故井底水仓的长度为294m，设外两个水仓，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，水仓向配水仓方向设立反坡，其坡度常为1-2，在水仓最低点既清理斜巷底部附近应设积水窝，在清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。5）、等候室:在副井井筒附近应设置等候室，作为工人候跟休息的场所。等候室多和工具房相邻，以便于工人领取工具。各硐室的具体位置见井底车场平面布置图。3.5 开采顺序与采区、采

52、煤工作面的配置3.5.1开采顺序安全规程规定：突出矿井、高瓦斯矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区域的采煤工作面不得采用前进式采煤方法。本设计矿井为低瓦斯矿井，故可以采用前进式开采顺序，即从井田中央开始，向井田的南、北两翼开采。设计采用走向长壁采煤法，综合机械化采煤，井田被划分为一个水平， 三个阶段，第一水平采用单水平上、下山开采，第二水平采用下山开采。先开采上山，再采下山，上、下山均采用后退开采。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应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采取工作面接替关系等因素确定。、矿井达到设计产量的回采工作面个数a. 确定达到设计产量时工作面总线长：式中：B回

53、采工作面总线长, m；A矿井设计年产量, t/a；X回采出煤率，可取0.9；m同采煤层总厚度, m；煤层容重,t/m3；K3工作面采出率，放顶煤取0.8；L年推进度，L330nI；330矿井年工作日，天；n日循环数；I循环进度，m；循环系数，0.81；由此： L=33040.60.85=674mb、确定同采工作面个数（取整数）式中： N同采工作面数，个；B工作面总线长，m； n同采煤层数；L回采工作面长度，m； 由此: 故确定一个工作面，工作面长取205m。、采区工作面配置采区同采工作面数目应根据煤层赋存特征，所确定的回采工艺等确定，同时还应符合合理的开采顺序，保证安全生产提高工作面单产为原则

54、。采区同时生产的综采工作面宜为一个面；普采工作面宜为两个面，不应超过三个面。因此，在满足矿井服务年限的条件下，设计采区工作面只需布置一个综采工作面。、矿井产量的验算根据所配置同采工作面的具体条件，验算投产初期矿井年产量，按如下公式验算:式中：矿井同采工作面产量总和，万t；第i号工作面采高，8.74m；第i号工作面长，205m；第i号工作面年推进度，674m/a；第i号工作面煤的容重，t/m3； K3工作面采出率，取0.8。由此：万t掘进煤量按矿井年产量的10%计算：15010%=15万t计算结果加上全矿井掘进煤之和应大于矿井设计产量A，没有超过1.15A，符合设计要求。3.6 井巷工程量和建井

55、工期根据以上各章节计算的结果，计算统计达到设计产量时的井巷工程量。1、设计中的井筒有：主斜井、副斜井、风井。主斜井筒掘进断面为23.7m2，副斜井的掘进断面为17.6 m2，风井掘进断面积为16.60 m2，采用普通法施工，月进度为150m。2、设计中的巷道有：井底车场、运输大巷、回风石门、轨道上山、运输上山、区段运输平巷和回风平巷、工作面开切眼。巷道掘进进度指标见表3-6-1：巷道掘进进度指标表 表3-6-1巷道煤岩类别掘进进度指标（m/月）巷道煤岩类别掘进进度指标（m/月）岩石斜巷150岩石平巷200煤斜巷300煤平巷400根据以上有关设计和计算结果，计算统计达到设计产量时的井巷工程量并编

56、制施工进度表见表3-6-2： 矿井达到设计产量时的井巷工程量表 表3-6-2序号巷道名称断面形状支护材料巷道面积巷道长度m工程量净m2掘m2净容积m3掘进体积m31主斜井半圆拱混凝土16.523.784513942.520026.52副斜井半圆拱混凝土12.517.66307875110883风井、回风石门半圆拱混凝土11.616.6120139219924井底车场半圆拱锚喷12.517.6100012500176005运输大巷半圆拱锚喷12.517.6152019000267526轨道上山半圆拱锚喷10.211.2880897698837运输上山半圆拱锚喷10.211.28808976988

57、38开切眼梯形液压支架10.015205205030759运输平巷梯形锚喷9.5110.7101596531087110回风平巷梯形锚喷9.5110.71015965310871井巷施工进度表 表3-6-3序号工程名称工程量（m）施工速度（m/月）时间（月）1主斜井8451505.62副斜井6301504.23风井、石门1201500.84井底车场100020055运输大巷15202006.36运输上山8803003.07轨道上山8803003.08运输平巷10154002.59回风平巷10154002.510开切眼2054000.5由施工进度表可知，三个施工队同时施工，施工过程如无重质问题，

58、影响施工的正常进行，理论计算经过17个月可投产。采煤方法4.1 采煤方法的选择为了对各煤层选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征。并参考实习矿井或矿区实际使用经验。灵新煤矿煤层赋存较稳定，平均厚度8.74m，煤层倾角在1117，平均14。矿井正常涌水量220 m3/h。同时煤层易自燃发火，煤尘有爆炸危险。矿井相对瓦斯量为4 m3/t。煤层顶板易垮落，底板中等稳定。根据井田煤层赋存的地质条件，结合目前我国各种采煤方法的发展和使用情况，以与机械化水平的的提高，选择矿井的采煤方法为走向长壁，采煤工艺为综合机械化放顶煤采煤。4.2 采区巷道布置与生产系统布置采区巷道是为了把回采工作面

59、与主要开拓巷道联系起来。构成运输、通风、动力供应、材料供应等系统。保证工作面联续不断的生产。本节容以设计首采区为例。4.2.1采区走向长度的确定本设计的首采区即11采区位置：北以第五勘探线为界，南以工业场地与井筒保护煤柱为界，西以井田边界保护煤柱为界，东以采区保护煤柱为界，走向长2235m，倾斜长度820m。4.2.2确定区段斜长与区段数目根据工作面长度205m，运输、回风平巷宽度各4m，。区段间不留保护煤柱，采用沿空掘巷。11采区开采顺序先开采采区的北翼，上山阶段采用后退式。采区走向长度2235，倾斜长度820m。区段斜长等于采煤工作面长度加区段平巷的宽度，即区段斜长213m。11采区的区段

60、数目为8个区段，左、右每翼各四个区段。在计算过程中得到的区段数目不是整数，可在合理的工作面长度围对工作面长度加以调整。4.2.3采区上山的布置本矿井涌水量较小，属于低瓦斯矿井。采区上山布置在煤层中，轨道上山和运输上山沿走向间距25m，两侧各留30m的煤柱。在垂直走向方向上，运输上山沿煤层底板布置，轨道上山沿煤层顶板布置。见采区上山布置示意图421。图421 采区上山布置示意图4.2.4采区车场形式选择采区上、中、下部车场形式分别为甩车场、甩入平巷式车场、大巷装车式车场。、采区上部车场采区上部车场采用甩车场，见采区上部车场示意图422。1-运输上山 2-轨道上山 3-绕道 4-甩车道5-绞车房