河南理工大学2013采矿工程毕业设计说明

..1井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置张村矿位于汝州市南15km处。行政区划属汝州市小屯镇蟒川乡管辖。地理坐标东经区内交通方便,焦枝铁路从井田东侧通过,运煤专用铁路线已从小屯火车站通至东邻的三里寨井田朝川一、二号矿井。本矿工业广场东距小屯站8km,西北距XX市100km,东北距XX市150km,东南距XX市70km,均有柏油公路相通〔图1-1。图1-1交通位置图1.1.2地形地貌张村井田位于汝XX岸,朝川矿区中部,属低山丘陵与平原过渡区,地势西高东低,最高处土门村北标高232.85m,最低处蒋公河床标高200.85m,相对高差32m。1.13河流水系本区属淮河流域,汝河水系,流经井田内的河流有黑龙庙河和蒋公河,均自西南向东北迳流,河水流量的变化受大气降水控1、北迳流,出区外于栗屹当村南流入蟒川河。1982年3月7日实测旱季流量O.0006m3/s,1983年8月12日实测洪峰流量80m3/s,地表水对矿床充水无影响。2、蒋公河：起源于矿区西南8km处的磨窝附近,流经朝川、张村等地,在井田内芦店村西与孙店河汇流,经三里寨井田范湾附近时,沿二1煤层露头流至朝川矿商业区被引入人工河道,最后出区外注入汝河。1982年5月断流,1983年8月12日实测洪峰流量251m3/s,经地下水连通试验证实,地表水对矿床充水影响不明显。3、朝川水库<安坡寺水库>：位于井田外蒋公河中游,是矿区内较为重要地表水体,控制流域面积21km2,坝高19m,坝顶长126m,总库容量194×104m3,有效库容量150×104m3,汛期发生岸壁渗漏,对矿床充水有一定的影响。1.1.4气象地震本区为大陆性干旱气候,据1957～1983年观测资料：历年平均气温14.2℃,最高气温44.6℃<1966年6月20日>,最低气温-18℃<1969年1月30日>。历年平均降水量为652.8mm,年最大降水量为1170.9mm<1964年>,年最小降水量为332.8mm<1966年>,月最大降水量328.6mm<1983年8月>,日最大降水量161.2mm<1983年8月12日>,一次最大降水量281.2mm<1983年8月5日～13日>,最大积雪厚23cm<1964年2月8日>,大气降水集中在7～9三个月。历年平均蒸发量1834mm,最大蒸发量2250.4mm<1966年>,最小蒸发量1428.8mm<1980年>。历年平均绝对湿度12.6毫巴,最大值38毫巴<1959年8月23日>,最小为0<1967年1月16日>,历年平均相对湿度66.1％。冬季多西北风,夏季多东南风,最大风速24m/s,冰冻期为当年11月至翌年3月,临汝最大冻土深度约18cm。该区属大陆性季风气候,地震烈度小于六度。根据临汝县记载,1809年夏地震,汝水溢,伤人无数。1827年3月23日曾发生过地震。经国家地震局XX省物测队鉴定,前一次地震烈度小于Ⅵ度,后一次为有感地震。1972年5月开始对地震进行系统观测,在1972年12月2日和1973年12月1日各发生一次地震,震级为1.2～1.3级。本区属于三级地震区,地震烈度小于Ⅵ度。1.1.5矿区内工农业生产及主要建筑材料供应情况区内农业盛产小麦、玉米、棉花、花生、大豆等多种作物。矿产资源有煤炭、铝矾土、石英岩、石灰岩、白云岩、花岗岩等多个品种。工业有化工、建材、轻纺、农副产品加工、采矿、机械加工等支柱行业。矿井建设所需要建材可以就地取材,也可由公路运入。1.1.6水源电源可取自处理后的井下水。双回路电源分别引自王寨变电所和朝川变电所〔供电等级为110kv。110kv变电所已经XX电力设计所设计,土建已施工完毕,设备已订购。1.1.7生产矿井及老窑本矿南部<浅部>相邻矿井主要有渠庄煤矿、贾岭南煤矿、康元水煤矿,东部与李湾煤矿相邻。北、北东部分别与牛庄井田、三里寨井田相接。1、李湾煤矿：位于井田东部,1970年动工,1977年投产,由朝川矿务局开办,开采二1煤层,暗斜井多水平开采、立井提升,并配有斜井通风,设计年生产能力15×104t,实际生产能力13×104t左右,生产开至-100m水平。煤层厚度1.50～15.00m,平均厚度4.50m左右,厚度较稳定,结构简单。由于受邻近三里寨一号井田抽排的影响,本矿涌水量不大,正常涌水量60m3/h。2、贾岭南煤矿：位于本井田南部浅部。该矿1989年动工,1995年投产,设计年生产能力3×104t,开采最低标高-100m左右,累计开采19.36×103m2,动用储量4.46×104t。揭露煤层厚度1.43～3.98m,平均厚度2.65m左右。由于该矿位于浅部,正常涌水量30m3/h。3、三里寨一号井：位于三里寨井田浅部,1970年动工,1980年5月投产,开采二1煤。原设计年生产能力为60×104t,后改为45×104t,近年年产30×104t左右,由朝川矿务局经办,现归属平煤集团,有中央主、副井,西主、副、风井及东风井,均为斜井,多水平上山开采,开采水平-200m左右,煤层厚0.70～10.OOm,平均5.OOm左右,区内构造复杂,小于10mm断层繁多,煤层底板起伏较大,构造对煤层的破坏较为严重,以至很难设计正规采区,建井期间,东风井作至+110m水平时,底板突水,涌水量380m3/h。主斜井作至+44m时,底板突水,涌水量720m3/h。矿井排水量旱季663.22m3/h,雨季1939.64m3/h,平均约1050m3/h。该矿属低沼气矿,煤层顶板岩体质量分类为Ⅲ类,生产设备较为完善。4、三里寨二号井：位于三里寨井田浅部,原由朝川矿务局经办,现归属平煤集团,开采四3、五2煤。1970年建井,1978年投产,原设计年生产能力30×104t,后改为45×104t,现年生产能力45×104t,有主、副、风井三口,为斜井多水平连续上山开采,四3煤厚0～3.OOm,平均厚1.90m；五2煤厚1.00～2.OOm,平均厚1.80m,中上部常有夹矸一层。区内发育一定数量的小断层,但对采区的布置影响不大。本矿属低沼气矿井,矿井涌水量在16.03m3/h<旱季>至53.13m3/h<雨季>之间,水文地质条件较为简单。1.2地质特征1.2.1地层井田内揭露地层有寒武系崮山组；石炭系XX组、XX组；二叠系XX组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组；第三系、第四系。其中上石炭统XX组、下二叠统XX组、下石盒子组、上二叠统上石盒子组为含煤地层,按先后沉积时序分述如下：1、上寒武统崮山组<ε3g>井田的西南部山区和朝川矿区的东南部均有大面积的出露。岩性为灰色、浅灰色微带浅红色白云岩、白云质灰岩,厚层状,局部见紫红色条带,夹泥质灰岩,底部白云质灰岩具细鲕状结构,风化表面呈灰黑色为其特征。厚129.76～162.71m,平均146.24m,与下伏地层整合接触。2、石炭系<C>包括中统XX组<C2b>和上统XX组<C3t>。<1>中统XX组<C2b>岩性主要为浅灰色、灰绿色局部紫红色铝土质泥岩及铝质岩,具鲕状及豆状结构,含较多黄铁矿结核,致密块状,常夹1～2层透镜状或鸡窝状赤铁矿。本层岩性稳定,但厚度变化较大,与下伏崮山组地层呈不整合接触。厚1.17～11.65m,平均6.50m。<2>上石炭统XX组<C3t>主要由灰、深灰色石灰岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩和煤层组成,依其岩性组合可分为三个岩性段。下部灰岩段,由L1～L2两层深灰色生物碎屑泥晶石灰岩、砂质泥岩和薄煤层<一l、一2>组成,其中一1煤层局部可采。石灰岩中主要含蜓类化石。Ll、L2发育较差,局部相变为泥灰岩或砂质泥岩。厚7.30～9.80m,平均8.75m。中部砂泥岩段,由灰色、深灰色砂质泥岩、泥岩夹薄层灰岩组成。夹2层不稳定薄煤层<一3、一4>。含轮叶、瓣轮叶植物化石。厚4.32～7.60m,平均6.20m。上部灰岩段,主要由2～4层深灰色生物碎屑细晶灰岩、泥质灰岩、砂质泥岩、泥岩及2～3层薄煤层<一7、一8、一9、一10>组成,厚8.10～12.80m,平均11.20m。其中一8煤层较稳定,属大部可采煤层,其顶板为深灰色厚层状硅质灰岩<L7>,常夹一薄煤层<一9>,岩性致密坚硬,含较多的黑灰色燧石结核及燧石条带。层位稳定,厚度变化不是很大。厚4.50—11.50m,平均6.91m。与下伏XX组呈整合接触。3、二叠系〔P包括下二叠统XX组<P1s>、下石盒子组<P1x>、上二叠统上石盒子组<P2s>和石干峰组<P2sh>。<1>下二叠统<P1>包括XX组<Pls>和下石盒子组<P1x>,厚度296.58～434.40m,平均364.19m。XX组<P1s>——二煤段：主要由浅灰色、深灰色细～中粒岩屑石英砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层组成,含煤四层<二0、二1、二2、二3>,其中二l煤层为井田主要可采煤层。二1煤层底板为深灰色砂质泥岩,夹细砂岩条带,含黄铁矿结核及透镜状菱铁质结核,厚3.00～7.00m,分布稳定。下部夹二0煤层。二3煤层之上为浅灰色中粒长石石英砂岩,具大型板状交错层理,层面富含炭质和云母片,厚度14m左右。大占砂岩之上为灰～深灰色砂质泥岩、泥岩和灰色泥质胶结细～中粒长石石英砂岩,俗称香炭砂岩,该砂岩不甚稳定,有时与大占砂岩合并,偶夹1～2层煤线<二2、二3>。该段含科达、羊齿类植物化石较多。厚度47.71～75.78m,平均56.43m,与下伏XX组地层呈整合接触。②下石盒子组<P1x>：下起砂锅窑砂岩<K2>底界面,上止于田家沟砂岩<K7>底界面,共有三、四、五、六四个煤段组成,含煤6～12层,其中四3、五2煤为大部可采煤层,四2、五3煤为局部可采煤层。厚248.07～358.63m,平均307.76m,与下伏XX组地层呈整合接触。a．三煤段：按岩性组合划分为三个差异明显的岩性段：底部砂锅窑砂岩段、下部大紫泥岩段及上部含煤段。煤层赋存于上部含煤段,共含煤7层,通常1～2层,岩性主要由灰～深灰色泥岩、砂质泥岩夹细、中粒砂岩组成。厚度79.21～107.06m,平均99.19m。b．四煤段：底部起于K4砂岩底界,顶部止于四、五煤段分界砂岩底界,岩性主要由灰～深灰色泥岩、砂质泥岩夹细、中粒长石岩屑石英砂岩和煤层组成。常见四2、四3煤层,其中四3煤层、四2煤层,为井田局部可采煤层,四2煤厚0～1.63m,平均0.70m；四3煤厚1.22～4.20m,平均厚2.64m。该段含植物化石,厚度43.90～59.30m,平均55.10m。c．五煤段：顶界止于五、六煤段分界砂岩<K6>底界面,由浅灰色中、细粒石英砂岩、长石岩屑砂岩、灰色、深灰色泥岩、砂质泥岩组成,底部四、五煤段分界砂岩为浅灰～灰白色中粒长石石英砂岩、岩屑长石石英砂岩。该段含煤8层,可采煤层和大部可采煤层主要发育在煤段中、上部,一般1～2层<五2、五3>。五2煤层厚0～2.26m,平均1.25m；五3煤层厚0—2.17m,平均厚1.01m。该段厚度45.14—74.60m,平均61.87m。d、六煤段：岩性由浅灰色细～中粒长石岩屑石英砂岩,灰绿色、暗紫色、紫斑状泥岩及深灰色砂质泥岩、粉砂岩和煤层组成,含煤1～3层,其中六2煤相对较发育,厚0～1.97m,平均厚0.29m,局部地段偶尔可采。本段厚度80.66m～117.61m,平均厚91.60m。下部为浅灰色～灰白色粗粒厚层状长石石英砂岩<K6>硅质胶结为主,底部含砾。岩性基本稳定,16勘探线以西较为发育,一般厚度在8m左右。下距五3煤约20m左右,上距六2煤约50m左右,可作为标志层。砂岩之上大部地段为一层厚约10m左右的紫红色、灰绿色紫斑状泥岩,含铝质,具鲕状结构。西部较稳定。中部砂岩较多,六2煤层下基本为一套灰色细～中粒砂岩夹薄层砂质泥岩,距煤层底约5.00m左右,大部地段发育一层厚5.00m左右的细砂岩与砂质泥岩互层,具水平及缓波状层理。含舌形贝动物化石。上部以灰色砂质泥岩、粉砂岩及紫斑泥岩为主,夹薄层细～中粒长石石英砂岩。含猫眼鳞木、单网羊齿等植物化石。<2>上二叠统<P2>包括上石盒子组<P2s>和石干峰组<P2sh>。①上石盒子组<P2x>,下起田家沟砂岩<K7>底界面,上止于XX砂岩底界面,共有七、八、九三个煤段组成,常见煤2～4层,除七4煤零星可采外,大部均不可采。该组厚132.28～188.59m,平均厚175.00m,与下伏地层整合接触。a、七煤段：顶部止于七、八煤段分界砂岩底界面。底部砂岩<K7>由灰色中～细粒中厚层状长石石英砂岩组成,硅泥质胶结,底部含砾。该岩层往上50m左右含煤3～4层,其中七4煤局部可采,厚0～2.47m,平均0.70m。含煤段主要为深灰色泥岩、砂质泥岩,含舌形贝动物化石,含煤段上部为紫斑泥岩夹薄层细粒砂岩。该段厚70.00～90.00m,平均厚80.00m。b、八煤段：顶部止于八、九煤段分界砂岩底界面。含煤2～3层,均不可采,大部分为炭质泥岩所代替。本段的主要标志是含有3—4层薄层硅质泥岩,硅质泥岩灰黑色,薄层状,致密坚硬；菱形节理十分发育,含硅质成分高,且含大量海绵骨针,称海绵岩,标志明显,全井田分布稳定,是对比该煤段良好标志层。该段厚50.00～70.OOm,平均厚60.OOm。c、九煤段：顶部止于XX砂岩底界面。底部与八煤段分界为灰色厚状中、粗粒长石石英砂岩,泥质胶结为主,较疏松,底部含砾。具波状及大型板状交错层理。层位较稳定,常相变为砂质泥岩。中部为灰～深灰色泥、砂质泥岩,偶见煤层层位<炭质泥岩>。上部以绿灰色、紫灰色砂质泥岩夹薄层细粒砂岩,含少量紫斑和菱铁质鲕粒,常见准脉羊齿、剑形辨轮叶等植物化石,该段厚30.00～40.OOm,平均厚35.OOm。②石千峰组<P2sh>a、XX段<XX砂岩P2shl>：岩性为浅灰色、灰白色略带浅红色、厚层状中粒长石石英砂岩,主要成分为石英,含量占90％以上,含少量钾长石和岩屑,分选中等,硅质胶结。坚硬、垂直裂隙发育。中下部间夹薄层灰色泥岩,顶部间夹薄层细砂岩及带紫红色砂质泥岩。该段岩性稳定,厚度变化不大,为良好的标志层。厚度73.90～108.97m,平均厚度94.70m。b、石千峰段<P2sh2+3>：井田内揭露该组地层较少,厚度不详。紫红色砂质泥岩夹薄层细、中粒砂岩,板状交错层理发育,含较多的钙质结核。局部间夹薄层灰绿色泥岩及褐红色砾岩。4、第三系<R>仅在井田南部见到,岩性为紫红色砂砾岩和弱固结粘土相间,底部为5m左右的底砾岩。田于受燕山运动的影响,有岩浆岩侵入,主要为灰绿色和紫色安山岩,矿物成分以中性斜长石为主,次为绢云母、绿泥石等,斑状结构。其次为辉石橄榄玄武岩。地层揭露太少,厚度不详。5、第四系<Q>分布河谷冲积平原地带。由厚层黄土、红色土壤、亚粘土、姜结石、砾石层和山麓地带的残积、坡积物及冰积砾石卵石等组成。厚度0～30m。1.2.2构造1、区域构造汝州煤田地处秦岭——嵩XX西向构造体系和秦岭——大别山北西向构造体系的交合部位,嵩淮弧形构造带的西端。区内构造复杂,发育了多种不同类型的构造形式,构成了汝州煤田的构造骨架。汝州煤田在多期构造的干扰下,使区内构造更加复杂,表现形式如下：嵩淮弧形构造总体方向为北西——近东西向,它由一系列压性、压扭性断裂、褶皱和古生带凸起及中生带凹陷组成,主要断层有刘洼、黄庄、石灰窑等正断层及涧山、温泉、杨山等逆断层和北西向展布的汝州向斜、李口向斜,加之被断层所破坏了的一些不明显的背斜。北东向构造体系区内也十分明显,它以压性、压扭性断裂为主,褶皱次之。主要断层有武庄、大张、大喇湾、李寨等正断层,一般特点是断层呈直线延长,对其它构造体系的断层和褶皱有相当的切穿破坏能力,使北西或近东西向构造有明显的截接。煤系地层的走向也大至呈北西向展布,局部地段由于多种构造运动的影响,产生近东西和北东向走向。2、井田构造朝川矿区张村井田位于汝州向斜的南翼,应属弧形状构造的弧顶。13～18勘探线地层走向东西,倾角10～20°,13勘探线以东为弧形状构造的东翼；18勘探线以西为弧形状构造的西翼。东翼在13～12勘探线之间地层走向80～95°,倾角10°左右。12勘探线以东地层走向为35～40°,倾角15°左右。西翼18～20勘探线之间地层走向60°,倾角14～17°左右,20勘探线以西走向120°,倾角15—17°。1.2.3煤层本区含煤地层属上石炭统XX组和二叠系XX组与上、下石盒子组。煤系地总厚571.18m,分为九个煤段,含煤约34层,煤层总厚11.94m,含煤系数为2.1％左右。其中二1、四3煤是全区主要可采煤层,一8、五2煤为大面积可采煤层,四2、五3为局部可采煤层,七4、六2煤仅有个别孔可采。一8煤上距二1煤15.50～28.00m,一般在21.24m左右,一8煤层为黑色粉状及粒状煤,结构单一,仅个别点有泥岩夹矸,层位稳定,顶板为厚层状燧石灰岩,底板为泥岩或砂质泥岩。该煤层厚度较稳定,大部可采,一般在1.00m左右。二l煤上距砂锅窑砂岩<K2>65.00m,下距XX组顶部灰岩或泥岩3.50～12.00m,一般在8.00m左右。顶板除少数孔为粉砂岩和砂质泥岩外,大部分为大占砂岩直接压煤,底板为砂质泥岩或泥岩。二l煤为黑色粉状及粒状煤,性脆,煤质好,结构简单,少部分钻孔含夹矸,夹矸主要为炭质泥岩。该煤为主要可采煤层,全区发育,厚度大,但沿倾向和走向都有一定的变化。四2煤位于下石盒子组下部,上距四3煤0.00～6.00m,一般在5.OOm左右,为局部可采煤层,煤为黑色,粉状～块状煤,煤质不好。煤层顶板大部分为泥岩或砂质泥岩,在17勘探线以东煤层中均有炭质泥岩或泥岩夹矸,17勘探线以西煤层结构较简单,为单一煤层,底板大部分为泥岩,少数为砂质泥岩,个别孔为细粒砂岩。该煤层除在22勘探线以西有较大面积可采外,在22勘探线以东基本上只有零星分布的小范围可采。煤厚0.00～3.33m,平均0.63m,在可采范围内煤厚0.70～3.33m,平均为1.12m。四3煤位于下石盒子组下部,下距二1煤140.00～178.00m,平均159.75m。煤为黑色,层状结构,以暗煤为主。煤层厚度大,仅次于二1煤,结构较复杂。煤厚0.42～6.82m。不可采点呈零星分布。为较稳定型煤层。五2煤该煤层位于下石盒子组中部,下距四3煤55.50～78.50m,一般在65.OOm左右,该煤以粉状暗煤为主。直接顶板大部分为泥岩和砂质泥岩,煤层结构简单,厚度比较稳定,大部可采,少数点煤层中上部有炭质泥岩的夹矸。全区除12勘探线以东、24勘探线以西、23勘探线的深部有较大面积不可采外,井田内的不可采点为零星分布,属较稳定煤层。在可采范围内煤厚从0.70～2.26m,平均1.48m。五3煤该煤层位于下石盒子组中部,下距五2煤0.00～6.00m左右。煤为黑色粉末状,煤质差,煤层结构简单,在118勘探线两侧少数孔有炭质泥岩夹矸。煤层顶板大部分为泥岩或砂质泥岩,底板为细砂岩或砂质泥岩。该煤层在22勘探线以东到14勘探线之间浅部较为发育,为局部可采煤层,属较稳定到不稳定煤层。可采范围内煤厚0.70～2.76m,平均1.22m。1.2.4煤质1、煤质及牌号井田赋存的六层可采煤层从上到下依次为五3、五2、四3、四2、二1、一8煤,其中位于下石盒子组的五3、五2、四3、四2等煤层均为黑色,条痕褐黑色、沥青光泽,层状构造,节理发育,阶梯状断口,具条带状和线理状结构。煤的结构复杂,煤层中常伴有薄层状、透镜状炭质泥岩或泥岩,尤其是四3煤层的顶、底部,普遍有一层0.10～0.50m的夹矸,光泽暗淡,比重大,灰份高,有时煤、矸肉眼难分。位于XX组中下部的二l煤呈黑色,油脂光泽,均一状,局部具条带状和鳞片状,较疏松,内外生裂隙较发育,硬度仅1～2度,比重小,脆度大,煤的原生结构受后期构造影响,遭受破坏,成为构造煤。二1煤呈碎块状,易成粉状,据生产大样筛分结果表明大于13mm级占31.59％,末煤为67.86％。粉煤占58.14％。位于XX组的一8煤呈层状,条带状构造,内生裂隙发育,充填钙质和黄铁矿细脉,并常见有星点状及结核状黄铁矿分布。各煤层视密度见表1-1。表1-1视密度采用表煤层编号五3五2四3四2二1一8采用视密度1.451.501.501.501.351.45煤的化学性质<采样分析结果>:原煤分析基水分<Mt>0.65～0.99％空气干燥基灰分〔Aad五3、五2、四3、四2等煤层为25.79～30.82％,属中～中高灰煤；二l煤层原煤平均灰分为14.26％,属中低灰分煤层；一8煤平均灰分15.94％,属中灰煤层。原煤空气干燥基挥发分<Vad>五3煤为17.37～38.25％,平均26.67％；五2煤为19.72～36.10％,平均25.79％；四3煤为20.69～38.43％,平均29.67％；四2煤为21.33～38.55％,平均30.82％；二1煤为9.66～28.58％,平均14.26％；一8煤为10.85～29.74％,平均15.94％。空气干燥基全硫<S>五3、五2、四3、四2等煤层的原煤全硫平均值均在0.5％以下,属特低硫煤层；二1煤硫分最高点达2.79％,平均1.32％,属低中硫煤层；一8煤硫分最高点达6.67％,平均3.89％,属特高硫煤层。原煤弹筒发热量<Qnet.v.ar>四、五煤段为24.51~26.12MJ/kg,二1、一8煤平均为31.19MJ/kg。已查明井田内煤层属中变质烟煤,其中二1、一8煤为焦煤,五3、五2、四3、四2煤属肥煤。2、煤的用途五3、五2、四3、四2等煤层为中～中高灰,特低硫,特低磷,中发热量,属很难选的肥煤,本可作配焦用煤,只因其灰分高,又不易洗选,适合作动力用煤和民用煤。二1煤层属低灰分,低中硫,特低磷,高发热量,易选～中等可选,通过武钢焦化厂进行200公斤小焦炉单种煤炼焦试验表明焦炭是优质的,具有良好的抗碎性和耐磨性。可作为炼焦用煤。一8煤虽是焦煤,但含有机硫太高,虽经洗选,精煤硫分仍在3％左右,由于硫分对冶炼危害极大,故不易作炼焦用煤,但可作动力煤和民用煤。1.2.5水文地质朝川矿区为一弧形单斜构造,弧顶向南,其西翼、南缘、东部由中寒武统毛庄组、下寒武统馒头组页岩、泥岩组成,构成相对隔水边界。北侧刘洼正断层落差千米,下盘寒武系灰岩与上盘三叠系地层对接,形成阻水边界,整个矿区属于一个基本封闭的水文地质单元,张村井田位于矿区中部,与相邻的三里寨井田、黑龙庙井田、蜈绍窝普查区、牛庄井田同属一个水文地质单元,受一矿排水影响,井田内寒武系灰岩地下水水位大幅度下降,其水文地质条件与三里寨井田相似。1、主要含水层水文地质特征与水文地质勘探类型的划分XX组二l煤层上部XX砂岩和第四系含水层组单位涌水量大于0.1L/<s.m>,二1煤底部为寒武系白云质灰岩含水层<组>,上距二1煤层底板55.34m。二1煤顶部是以砂岩裂隙水为主,是二l煤顶板直接充水含水层。二1煤底板以岩溶含水层为主,水文地质勘查类型为第三类第二亚类第三型。2、主要隔水层〔1中统XX组隔水层位于寒武统崮山组之上,岩性主要为浅灰色、灰绿色局部紫红色铝土质泥岩及铝质岩,具鲕状及豆状结构,含较多黄铁矿结核,致密块状,常夹1～2层透镜状或鸡窝状赤铁矿。本层岩性稳定,但厚度变化较大,与下伏崮山组地层呈不整合接触。厚1.17～11.65m,平均6.50m。〔2XX组中部隔水层中部砂泥岩段,由灰色、深灰色砂质泥岩、泥岩夹薄层灰岩组成。夹2层不稳定薄煤层<一3、一4>。含轮叶、瓣轮叶植物化石。厚4.32～7.60m,平均6.20m。〔3三煤段隔水层按岩性组合划分为三个差异明显的岩性段：底部砂锅窑砂岩段、下部大紫泥岩段及上部含煤段。煤层赋存于上部含煤段,共含煤7层,通常1～2层,岩性主要由灰～深灰色泥岩、砂质泥岩夹细、中粒砂岩组成。厚度79.21～107.06m,平均99.19m。3、地下水补给、迳流与排泄条件矿区南部寒武系灰岩、白云岩出露面积15.Okm2,构成补给区,大气降水通过灰岩露头渗入补给是地下水的主要补给来源,朝川水库汛期发生岸壁渗漏也是地下水获得补给的另一种途径。24勘探线以东,岩溶水水位未降落之前的原始流场中,地下水迳流方向先由南向北再向东于鲁新庄及小屯街附近,顶托排泄到第三系、第四系地层中,由于朝川一矿、二矿、蜈绍窝矿、黑龙庙矿、李湾等矿井长期排水,原始流场已经改变,局部地段补排关系逆转,小屯街附近第四系透过第三系缺失部位补给灰岩水,地下水由东向西迳流,是矿区内岩溶地下水的一种重要补给来源。4、矿井涌水量计算根据20XX5月"平煤公司朝川矿矿井地质报告"14-92水文观测孔及井下测定证实,一井水位标高为-120m。矿井排水量的大小主要与大气降水相关,但随降深增加已经不明显,今后即使是水平延深,初始水量会稍有增加,但是很短时间内水位降落漏斗将处于相对稳定状态,矿井排水量不会增大,有关水量计算见表1-2。表1-2一矿与张村井田新建矿井预算涌水量一矿张村井田新建矿井两矿井正常两矿井最大开采水平正常涌水量<m3/h>最大涌水量<m3/h>开采水平正常涌水量<m3/h>最大涌水量<m3/h>总涌水量<m3/h>总涌水量<m3/h>-10150800-1505707606302010-10120700-25063013706302070-2008611900二1煤-250m水平正常涌水量为630m3/h,最大涌水量1370m3/h。1.2.6工程地质条件矿区开采五2、四3煤层规模较大的有朝川二矿、孙店煤矿及贾岭小窑,煤层直接顶板为砂质泥岩,老顶普遍有一层砂岩,采煤过程中,直接顶板易于冒落,巷道采用0.5m顶距切顶支护,压力比较稳定,未出现大的冒顶现象。回采区采用木支护外,有时预留保安煤柱,对岩石破碎的地段则以密柱式切顶加固,煤层底板一般不出现底鼓,实践证明,各矿煤的顶、底板比较稳定,易于管理。开采二1煤层的有朝川一矿、贾岭南矿、渠庄等矿井。据了解,煤层直接顶板普遍为一层厚层状中粒砂岩<大占砂岩>,仅局部地段为一层0.1～1.00m的砂质泥岩,开采过程中,砂质泥岩易于冒落,采用全部全部垮落法管理顶板方式是可行的。底板由于支护受力不均,局部出现有轻微的底鼓。不过随着开发强度的扩大,煤层底板暴露面越广,压力释放均匀,很少发生底鼓现象。1.2.7其它开采技术条件1、瓦斯张村矿井及毗邻各矿于1985年11月进行了矿井瓦斯鉴定工作,瓦斯相对涌出量都在10m3/t以下,均属低瓦斯矿井。详见表1-3。表1-3生产矿井相对瓦斯涌出量表生产矿井开采煤层产量<万吨>开采水平煤种掘进及间采工作面CHd浓度<％>相对矿井瓦斯涌出量m3／t<天>矿井瓦斯等级朝川一矿五2、四318-10焦东翼：0.12西翼：1.74东翼：0.12西翼：1.74低瓦斯朝川二矿五2、四325±0肥0.207.75低瓦斯李湾矿井二113±0焦最高0.207.75低瓦斯渠庄矿井二17+50焦0.06～0.130.84低瓦斯蜈绍窝矿井二16-38焦0.03～0.200.50低瓦斯孙店矿井五26+60肥0.10左右0.25低瓦斯从钻孔取样和邻区生产矿井实测,均表明煤层瓦斯赋存量不大,尤其是二1煤层更低,原勘查和补勘两阶段测定CH4含量绝对值相差悬殊,但均属瓦斯煤层。2、煤尘井田内煤层松散,易成粉末,据对煤芯样及朝川一矿测定结果,各煤层煤尘均有爆炸性。3、煤的自燃各煤层属中变质的烟煤,试验结果表明,本井田二1煤层的AT为35℃,自燃倾向等级为Ⅱ类,属不易自燃煤层,而且在邻区蜈绍窝煤矿主井+60m水平处也曾发生过煤的自燃现象。五2煤自燃倾向等级为Ⅲ类,属不易自燃煤层；五3、四2煤自燃倾向等级为Ⅳ类,属不易自燃煤层。在开采过程中,应采取相应措施,防止煤层自燃。4、地温本矿区恒温带深度为30m,温度为16.2℃,平均地温梯度为1.18℃/100m,属地温梯度偏低区。从测温资料看,井田内800m深处的原始岩温,一般不会达到一级高温区标准。1.2.8存在问题1、矿井浅部小窑和老空区是十几年前调查结果,项目实施前要重新进行详细地调查,掌握小窑确切的开采边界、范围、老窑情况等,一方面留足防水煤柱,另一方面要边掘边探。必要时也可调整采掘工作面布置,确保安全生产。2、矿区内历次勘探单位较多,资料移接不全,许多封孔质量无法查找和评定,因此生产中穿越主要含水层的钻孔应注意预防突水的可能性。2井田开拓2.1井田境界及储量2.1.1井田境界井田面积11.7km2,走向4.7km,倾向2.2～2.7km,平均2.4km。煤层倾角12～18℃,平均14℃。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人为划分井田境界时,煤层倾角较小,特别是近水平煤层时,用以垂直面来划分井田境界；在倾斜或急倾斜煤层中,沿煤层倾斜方向,常以主采煤层底板等高线为准的水平面划分井田。2.1.2矿井储量2.1.2.1矿井工业储量矿区内二1煤层属焦煤,煤层倾角小于25°,根据《煤、泥炭地质勘查规范》〔DZ/T0215—2002,最低可采厚度为0.80m；能利用储量见煤点最高灰分〔Ad为40%,煤层见煤点原煤最高硫分〔St,d为3%,最低发热量〔Qnet,d22.1MJ/kg。矿井总储量是指井田技术边界范围内经过钻孔,巷探,物探及地质填图等手段,查明符合煤炭储量计算标准要求的全部储量。矿井总储量包括能利用储量和不能利用储量,根据对煤层的勘探和研究查明程度,能利用储量又分为工业储量和设计损失量。工业储量包括可采储量和设计损失储量。本井田采用地质块段法和等高线法计算各级储量,地质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。储量圈定原则：〔1圈定储量块段的边界线采用断煤交线、地质勘探线、见煤点连线、采区边界线、煤层底板等高线、薄煤带边界线及永久煤柱边界线。〔2跨越已查明落差≥20m的单个断层圈定A,B,C,D储量时,在断层两侧各留30～50m断层煤柱为C级储量。落差小于10m的断层可不留煤柱。〔3自煤层露头线向深部垂深+30m以浅范围划为风氧化带,不估算储量。〔4在无煤、薄煤区,用内插法求得可采边界线。〔5井田边界向内20～30m留作边界煤柱。储量计算公式：Q=S×M×D式中：Q—计算块段的储量万t；S—计算块段煤层的真〔斜面积,万m3；M—计算块段煤层的平均煤厚m；D—计算块段煤层平均视密度,t/m3储量计算原始参数的测定和计算：1、平面积：利用KP-90N数字式求积仪,在储量计算图上测量平面积,每个块段面积必须测定两次,每次重复测量三次,测得三次读数之差不超过3～5％后取其平均值作为该块段的平面积当煤层倾角小于15°时,采用水平投影面积计算储量,大于15°时,采用斜面积计算储量。2、当煤层倾角小于15°时,采用铅直厚度计算储量,大于15°时,采用真厚度计算储量。3、根据实际揭露资料或利用煤层底板等高线计算每个块段的倾角,取其平均值作为该块段的煤层平均倾角。4、煤层中夹矸的单层厚度不大于0.05m,当其混入煤中后,全层灰分或发热量指标仍符合要求,此时煤与夹矸厚度合并为采用厚度。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,其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表2－1的规定。表2－1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第一水平内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经计算矿井工业储量9612万吨,如表2-2所示：表2-2矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量<wt>备注ABA+BCA+B+C二1煤层3487.42883.66371324196122.1.2.2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。井田境界煤柱在井田边界留设30m的保护煤柱。Zs=Zg-P式中：Zs——矿井设计储量；Zg——矿井工业储量；P——永久煤柱损失量矿井设计储量Zs＝9612-347=9265万t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。对于必须留设保护煤柱的建筑物和构筑物,当其形状规整,且长轴与煤层走向或倾向平行时,宜采用垂直断面法圈定保护边界。本井田工业广场采用垂直断面法留设工业广场保护煤柱。工业广场保护煤柱设计参数见表2-3：表2-3工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角〔°煤厚〔m〔φ°γ〔°β〔°δ〔°埋深〔m14°645706270430工业广场保护煤柱如图2-1所示。图2-1工业广场保护煤柱计算图采区采出率,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,本井田取0.75。矿井储量汇总如下表所示：表2-4矿井可采储量汇总表 煤层名称工业储量<A+B+C><万t>矿井设计储量〔万t矿井可采储量〔万t永久性煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层煤柱防水煤柱井田境界煤柱工业广场井下巷道其他二19612003479265498871685916经计算,矿井设计可采储量5916万吨。2.2矿井设计生产能力及服务年限2.2.1矿井工作制度矿井设计规范第2.2.3条规定：矿井设计生产能力按年工作日330d,每天净提升16h计算,每天三班作业,综采工作面可采用每日四班作业,每班工作六小时。根据设计规范要求及结合本矿实际情况,设定该矿井年工作日330天,日提升16小时,采用"三八"作业制,两班生产,一班准备。2.2.2设计生产能力及服务年限初步设定该矿井设计年产量为0.9Mt/a,根据公式：T＝Zk/AK式中：T——矿井服务年限,年；Zk——矿井可采储量,万t；A——矿井生产能力,万t/年；K——储量备用系数,K=1.3～1.5,根据本矿井实际情况,取1.5。由此验算服务年限如下：T＝Zk/A×K=5916/〔90×1.5=44年按设计规范规定,各井型的服务年限见表2-5：表2-5各井型的服务年限表井型矿井设计生产能力〔Mt/a新矿井服务年限〔a改扩建后矿井服务年限〔a大型3.0～5.01.2～2.460505040中型0.45～0.904030小型0.30及以下各省煤炭厅自定同左经验算,本井田服务年限符合设计要求。2.3井田开拓方案比选设计矿井开拓的主要影响因素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。本矿井埋藏深度220m～820m,表土层厚40m,赋存标高±0m～-600m,埋藏深,煤厚0.53～6.96mm,平均煤厚6m,属厚煤层,煤层倾角12°～18°,平均倾角14°,为缓倾斜煤层,矿井最大涌水量1370m³/h,正常涌水量630m³/h,涌水量大,相对瓦斯涌出量7.75m³/t,属瓦斯矿井。井田内煤层赋存比较稳定,无较大构造。2.3.2井田开拓对井田开拓中若干问题分析〔1井田内划分 井田划分阶段时,阶段要有合理地斜长,以利于运输、通风、巷道维护等。倾角16°及以下煤层、瓦斯含量低、涌水量小时,应采用上下上开采相结合的方式。阶段内采区划分应考虑沿走向有无大的地质构造变化,如断层、无煤带、倾角变化较大等,若有可用这些地质变化作为采区边界。如没有地质条件限制时,采区划分应综合考虑技术经济的合理性,确定最优方案。结合本矿实际情况,划分为两个水平,一水平标高-300,二水平标高-600,第一水平服务年限符合要求,沿走向划分两个采区。〔2井硐形式、数目井硐形式的选择应根据煤层赋存条件、地形、水文地质、冲积层组成和厚度、井型、设备供应、施工条件等因素来考虑。斜井与立井相比的优点：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,井底车场及硐室比立井简单,一般无需大型提升设备,初期投资少,建井周期短,钢材消耗量小。胶带输送机提升增产潜力大,改扩建比较方便,容易实现多水平生产,并能减少井下石门长度。斜井缺点：在自然条件相同时,斜井要比立井长得多。围岩不稳固时,斜井井筒维护费用高,采用绞车提升时,提升速度低,能力小钢丝绳磨损严重,动力消耗大,提升费用高,当井田斜长较大时,采用多段绞车提升,转载环节多,系统复杂,更要多占用设备和人力。由于斜井较长,沿井筒敷设管路,电缆所需的管线长度较大。斜井通风风路较长,对瓦斯涌出量大的大型矿井,斜井井筒断面小,通风阻力过大,可能满足不了通风的要求,不得不另开专用进风或回风的立井并兼做辅助提升。当表土为富含水的冲积层或流砂层时,斜井井筒掘进技术复杂,有时难以通过。适用条件：煤层赋存较浅,垂深在200m以内,煤层赋存深度为0～500m,含水砂层厚度小于20～40m,表土层不厚,水文地质情况简单的煤层。井筒不需要特殊方法施工的缓倾斜及倾斜煤层。本井田区内为低山丘陵与平原过度地带,地势起伏不大,较为平坦,煤层埋藏深,表土层厚,缓倾斜煤层,结合本井田实际地质情况,采用立井开拓方式。本矿井采用立井开拓方式,主副井一对,走向4.7km,走向较长,采用两翼对角式通风方式,开凿两个风井。〔3井筒位置的选择井筒位置的选择应首先满足第一水平的开采,缩短贯通距离,减少井巷工程量,并兼顾其他水平,有利于井底车场和主要运输大巷的布置,石门工程量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段,避免首采区迁村；工业场地布置应尽量不压或少压煤,尤其不压好煤,以便为首采区创造较好的条件；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；工业广场应充分利用地形,有良好的工程地质条件,且避开高山、低洼和采空区,不受崖崩滑坡和洪水威胁。本井田走向较长,主副井布置在井田中央,有利于通风和运输,减少井巷工程量,本井田采用的两翼对角式通风系统,风井布置在井田两翼的上部边界。〔4大巷布置本井田只采二1煤,煤层赋存稳定,走向较长,煤质强度低,底板条件相对顶板更适宜布置大巷,故轨道、运输大巷布置在煤层底板岩层中。布置岩石大巷时,应选择稳定、较厚且坚硬的岩层,避免在松软、吸水膨胀、易风化的岩石中布置,根据本矿井的实际情况,轨道大巷布置在距煤层底板20m处。2.3.2.2方案提出和技术比较由于本井田涌水量大,使用下山开采在技术上的困难比较多,故阶段内均采用上山开采,不采用单水平上下山的开拓方案。根据上节所述,现提出三种技术上可行的方案：方案一：立井开拓,暗斜井延伸,两水平上山,一水平-300,二水平-600,图2-2开拓方案一剖面图两翼对角式通风。如图2-2所示：方案二：立井开拓,立井延伸,两水平上山,一水平-300,二水平-600,两翼对角式通风。如图2-3所示：图2-3开拓方案二剖面图方案三：立井开拓,第二水平立井延伸,第三水平暗斜井延伸,三水平上山开采,一水平-200,二水平-400,三水平-600,两翼对角式通风。如图2-4所示：图2-4开拓方案三剖面图首先进行方案一和方案二比较,两方案的生产系统均简单可靠,方案一需多打暗斜井〔1158×2和暗斜井上下部车场,方案二需多延伸立井〔300×2,阶段石门1250m,立井井底车场1450m,运输大巷〔2450×2,考虑到方案三相应的增加了井筒和石门的运输、提升、排水的环节,生产系统较为复杂,因此排除方案三。方案一和方案二两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。所以两方案要经过经济比较才能够确定其优劣。2.3.2.3方案的经济比较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,在对方案一和方案二两个方案进行比较时,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2-6、表2-7、表2-8和表2-9。通过费用汇总表在经济上来比较两方案的优越。表2-6基建工程量时期项目方案一方案二早期主井井筒/m520+20520+20副井井筒/m520+5520+5运输大巷/m2450×22450×2井底车场/m14501450主石门/m6060后期主井井筒/m1158300副井井筒/m1158300运输大巷/m2450×22450×2主石门01220井底车场4501450表2-7基建费用方案项目方案一方案二工程量/m单价/费用/万元工程量/m单价/费用/万元前期主井井筒5508321457.665508321457.66副井井筒5258760459.905258760459.90井底车5614504528656.56运输大巷490041292023.21490041292023.21主石门60356321.3860356321.38小计/万元3618.703618.70后期主井井筒11304032455.623008321249.63副井井筒11304032455.623008321249.63井底车场4504528203.7614504528656.56运输大巷490041292023.21490041292023.21主石门03563012203563434.69小计/万元3138.213613.72合计/万元6756.917232.42表2-8生产经营费用项目方案一生产经营费用/万元项目方案二生产经营费用/万元提升斜井1.2×2850×1.158×0.42=1663.35立井1.2×2850×0.550×1.6=3009.6提升1.2×2850×0.850×0.92×1.6=4279.1排水斜井立井930×24×365×21.1×〔0.05+0.12×10¯4＝2922.26排水930×24×365×21.1×0.15×10¯4＝2578.46石门运输0石门运输1.2×2850×1.22×0.4=1668.96合计6090.41合计8526.52表2-9费用汇总表方案方案一方案二项目费用/万元百分率〔％费用/万元百分率〔％初期建井费3618.701003618.70100基建工程费6756.911007232.42105.80生产经营费6090.411008526.52109.35总费用12846.8210015758.94105.45从上述表格可看出,方案二的基建工程量,基建工程费和生产经营费都比方案一多,所以选择方案一,采用暗斜井延伸,两个水平上山,两翼对角式的开拓方式。2.4井筒本井田确定为立井开拓,暗斜井延伸。立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种,但圆形断面的立井服务年限长,承压性能好,通风阻力小,维护费用少及便于施工的特点,因此,主、副立井及风井均采用圆形断面。井筒断面尺寸,主要是根据提升容器的种类、数量及外形尺寸；井筒装备的类型、规格、最小允许间隙；井筒的用途、管路、电缆、梯子间的平面尺寸来确定。主井主井主要用于提煤。井筒直径5.0m,采用9t多绳摩擦式提煤箕斗<JDG-9/110×4>进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用混凝土支护,表土段采用内外夹层复合钢筋砼；井壁厚度：基岩段500mm,表土段1000mm。井筒装备有钢丝绳罐道,井深550m。主井井筒断面布置如图2-5所示：图2-5主井断面布置图2.4.2副井井筒直径6.5m,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1.5t双层四车罐笼〔GDG1.5/6/2/4,并兼作排水。为防止断绳事故,设有防坠器。支护材料：基岩段采用混凝土支护,表土段采用内外夹层复合钢筋砼；井壁厚度：基岩段500mm,表土段1000～2000mm。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525m。副井井筒断面布置如图2-6所示。图2-6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,/s；——井筒净断面积,；——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：＝3.5m/s<8m/s所以井筒选择符合要求。2.4.3风井风井直径6m,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。支护材料：基岩段采用混凝土支护,表土段采用内外夹层复合钢筋砼；井壁厚度：基岩段400mm,表土段1100mm。井深220m。风井井筒断面布置如图2-7所示。图2-7风井断面布置图2.5井底车场及硐室2.5.1井底车场的形式井底车场是连接矿井主要提升井筒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,为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。井筒特征表如表2-10所示：表2-10井筒特征表表井筒名称主井副井风井井口坐标X〔m3770054.803770049.613769827.24Y〔m38393011.3738393023.6938393241.75Z〔m220220220用途提煤提料、矸、人、进风回风提升设备9t箕斗1.5t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〔mm500500400提升方位角〔°90180——井筒深度〔m550525220断面积净〔19.6333.1828.27掘〔28.2744.1838.48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30～50﹪。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。本设计采用立式环形井底车场。井底车场设计示意图如图2-8井底车场示意图：图2-8井底车场示意图2.5.2线路总平面布置设计2.5.2.1井筒相互位置的计算井筒位置不受地面限制,根据有关规程规定和需要确定,两井筒垂直于存车线方向的距离H一般取35m,平行于存车线方向的距离L,根据各种存车线长度和车线联接计算后确定。如图2-9所示：图2-9井筒位置图2.5.2.2井底车场各存车线确定井下主要运输大巷采用胶带输送机运煤。辅助运输采用1.5t固定式矿车〔矿车型号为MG1.7-6A,牵引机车采用10t架线式电机车〔牵引机车型号采用ZK10-6/250,每列车牵引18辆矿车。井底车场设有井底清理斜巷,用于清理煤仓向胶带输送机装煤时落下的煤,井底清理斜巷单独回风。矸石量按矿井产量的20％计算,由矿车直接运输到副井。矿井为瓦斯矿井,副井进风,主井辅助进风,风井回风。车线长度,副井进、出车线长原则上按1列车长考虑,材料车线按18辆1.5t材料车考虑。各车线长度计算如下：A、副井进出线有效长度L：L=m×n×Lk+N×LJ+Lf式中：m—列车数目,取m=1;n—每列车的矿车数,取n=18;Lk—每辆矿车带缓冲器的长度,取2.4m;N—机车数目,取1台；LJ—每台机车的长度,4.5m;Lf—附加长度,取15m。L=m×n×Lk+N×LJ+Lf=1×18+1×2.4+4.5+15=63mB、调车线长度：L=m×n×Lk+N×LJ=1×18+1×2.4+4.5=47.7m；式中各字母意义、取值均同前。C、材料车线有效长度：L=n×lc=24m式中：nc—材料车数,10辆；lc—每辆材料车带缓冲器的长度,2.4m。D、人车线有效长度：L=m×nR×LR+LJ+Lf=55m式中：L—人车线有效长度；m—列车数目,取1.0列；nR—每列车的人车数,取6辆；LR—每辆人车带缓冲器的长度,5m;LJ—每台机车的长度,4.5m;Lf—附加长度,20m。2.5.2.3副井马头门线路马头门线路指副井重车线的末端至材料车线进口变正常轨距的一段线路,线路布置图如下图2-10所示：图2-10马头门线路布置马头门线路L可有下式进行计算确定：L＝a＋b＋b'＋c＋e＋e′＋2f式中：L—马头门的长度,m；a—灌笼的长度,取4.98mb、b'—进出车侧摇台的摇臂长度,m。600mm轨距摇臂长度取2.3m；c—摇台臂活动轨中心至单式阻车器轮档面之间的距离,由矿车和推车机类型而定,取2.5m〔一般取2.0~3.0m；e—单式阻车器轮档面至对称道岔与直线段连接的切线交点之间的距离,根据是否设推车机分别取4个矿车或1~2个矿车长,m。本设计取4个矿车长；4×2.4＝9.6me′—出车侧摇台臂活动轨中心至对称道岔与直线段连接的切线交点之间的距离,通常取2~4m,本设计取3m；f—基本轨起点至对称道岔与直线段连接的切线交点之间的距离,其长度根据选用的道岔类型中心线间距,可按线路连接系统计算出来,取8.7m；计算得：L＝4.98+2.3+2.5+9.6+3+2×8.7=42.78m2.5.2.4道岔及线路连接根据上述所确定的车场型式、线路布置方式以及运行的车辆类型,选择轨型及道岔,并计算线路连接尺寸。道岔选型如表2-11所示表2-11道岔一览表名称α<mm>a<mm>b<mm>V速度<m/s>ZDK630/5/1511°18’36"39674333≤3.5ZDC630/3/1518°26’06"25602882≤3.5ZDX630/5/151611°18’36"39674333≤3.5A、单开道岔非平行线路联接,如图2-11所示：已知：设计选用道岔型号为ZDK630-5-15,a＝3967mm,b＝4333mm,取δ＝45°则:β=δ-а=45°-11°18′36″=33°41′24″图2-11单开道岔非平行线路联接T=Rtg0.5β=15000tg0.5β=4542mmm=a+<b+T>sinβ/sinδ=10929mmM=bsina+Rcosa=12067mmH=M-Rcosδ=1460mmn=H/sina=2065mmf=a+bcosa-Rsina=5274mmKp=πа°R/180°=8815mmB、单开道岔平行线路联接,如图2-12所示：已知：设计选用道岔型号为ZDK630-5-15,a＝3967mm,b＝4333mm,取S＝1600mm。则：B=S/tgα=8000mmm=S/sinα=8000mmT=Rtg0.5α=15000tg0.5α=1485mmn=m-T=6673mmC=n-b=2340mmL=a+B+T=13452mmKp=πа°R/180°=2959mm图2-12单开道岔平行线路联接C、对称道岔线路联接,如图2-13所示：已知：道岔DK630/3/15,a＝2560mm,b＝2882mm,α＝18°26′06//,S＝1600mm。图2-13对称道岔线路联接则=4930m=1209mmn=m－T=3785mmc=n－b1=865mmL=a+B+T=8699mm2.5.2.5井底车场总平面布置井底车场总平面布置如图2-14所示：图2-14井底车场平面布置2.5.3井底车场通过能力本设计中,运煤任务主要由皮带负担,井底车场主要担负矸石和煤巷掘进出煤的运输任务。2.5.3.1区段划分见图2-15所示：图2-15区段划分2.5.3.2调车作业程序及时间〔表2-10,表2-11列车调车作业程序及时间如表2-10所示：表2-10列车调车作业程序及时间区段运行状况运行距离〔m运行速度〔m/s运行时间〔sⅠ牵引列车74.01.549.3Ⅱ摘钩、掉头、机车运行66.72.033.4+30Ⅲ掉头、挂钩、顶列车53.81.535.9+30.0Ⅲ机车运行53.82.026.9Ⅳ掉头、过道岔、机车运行70.72.035.4+10Ⅴ机车运行131.72.552.7Ⅵ机车运行过弯道73.2236.6Ⅵ牵引空列车过弯道、挂钩73.21.548.8+30Ⅴ牵引空列车131.72.065.9Ⅳ牵引空列车过弯道70.71.547.1小计532列车调度如表2-11所示：表2-11井底车场调度表2.5.3.3每一循环进入井底车场列车数运量和净载重计算：矿井日产煤2727t；矸石量占20％,日运量545t；掘进煤占5％,日运量煤136t；每日1.5t煤矸混合列车数＝〔136+545/〔18×1.5＝25.2列每一调度循环时间=49.3+63.4+65.9+26.9+45.+52.7+36.6+78.8+65.9+47.1=532s列车进入井底车场的平均时间间隔＝532/2/60＝4.4min列车在井底车场平均运行时间＝4.4×60＝266s2.5.3.4通过能力计算井底车场的通过能力应大于矿井设计生产能力的30％。N=252000/1.15×Q/T=252000/1.15×〔2×18×1.5/8.9=133.0Mt/aM—井底车场的通过能力；Q—每一调度循环进入井底车场的所有煤矸石重；T—每一调度循环时间。通过能力富裕系数＝133.0/90＝1.5>0.3,满足设计规范要求。2.5.3.5坡度井车场应留一定的坡度,重车线留5‰的下坡,以让列车自行进入。2.5.4井底车场硐室位置2.5.4.1井下中央变电所⑴硐室位置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。⑵支护形式和特殊要求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。2.5.4.2中央水泵房硐室⑴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：①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。②一旦井下发生水患,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。③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。⑵硐室支护与特殊要求①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。②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。③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。④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。2.5.4.3水仓容量与数量〔1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930立方米/小时,小于1000立方米/小时。故其容量V=Q×8式中：V——水仓容积,立方米；Q——矿井正常涌水量,立方米/小时；由此：V=8×630=5040立方米设定设有主副水仓,每个水仓承担一半涌水量,则有5040/2=2520立方米。若用净断面为22平方米的半圆拱形断面,那末一条水仓长度为L=2520÷22=115m〔2水仓的支护形式和特殊要求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1‰～2‰。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。2.5.4.4等候室在副井井筒附近设置等候室,作为工人候车跟休息的场所,等候室和工具房相邻,以便工人领取工具。2.5.4.5其它峒室其它峒室主要有调度室、电机车房和电机车修理间、防火门峒室、火药库等。3大巷运输及设备3.1运输方式的选择3.1.1概念井下运输设计,应对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的运输作统筹安排。运输方式与设备的选型,应根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、瓦斯情况、采煤方法等因素确定。采区运输：大、中型矿井的采区,要积极采用连续化运输,发展重载下运带式输送机。辅助运输要采用高效能、适应性能强、单机服务范围广的设备,减少环节逐步发展集装箱运输,要根据条件采用单轨吊车、卡轨车、胶套轮机车、齿轨机车、无轨胶轮车或其他运输设备,逐步实现全矿井辅助运输的机械化、连续化。大巷运输：主要运输大巷的运输方式应根据运量、运距和技术经济效果优化确定。凡井型较大、采区生产集中、条件适合的矿井,可采用带式输送机,实现全矿井的连续运输。采用轨道运输的矿井,要发展底卸式或侧卸式矿车。要研制改造与底卸式矿车配套的双轨同步牵引电机车,大功率电机车和防爆柴油机车。采区运输、大巷运输、矿井提升和地面储、装、运生产系统,要发展自动化集中控制,配备先进可靠的保护装置。3.1.2设计矿井运输系统本矿井年生产能力为90万t/a,矿井工作制度采用三八制,煤层平均倾角14°,矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井,煤尘有爆炸性。井下运输方式采用主井箕斗提升,副井罐笼提升,运输大巷采用皮带运输机运输,轨道大巷采用矿车运输,采煤工作面运输为刮板输送机运输。煤的运输：采煤工作面→刮板输送机→转载机→区段运输平巷→溜煤眼→运输上山→采区煤仓→运输大巷→井底车场煤仓→主井提升到地面。矸石的运输：掘进工作面出的矸石→矸石装载机→采区上〔中部车场→轨道上山→采区下部车场→轨道大巷→井底车场→副井提升到地面材料的运输：副井下放的材料→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上〔中部车场→区段回风平巷→工作面。3.2矿车3.2.1矿车选型本矿井井下煤炭采用带式输送机运输,辅助运输采用轨道运输,副立井采用罐笼提升。因此矿车在地面、副立井井筒、井底车场、轨道大巷、采区轨道上山及工作面回风巷运行。大巷煤炭运输采用带式输送机时,应根据掘进煤运输方式确定固定矿车数量。备用矿车数量宜为使用数量的20％。平板车数量应根据采煤机械化程度确定。综合机械化采煤的矿井,每一个综采工作面配备的平板车宜为25辆；全矿可配备工作面搬迁时运送设备平板车宜为60辆,另外配备运送其它设备的平板车20辆。各类材料车数量应根据运距和运量计算,其备用量应为使用量的10％。矿车类型应根据矿井设计生产能力选择。年生产能力大于90万t的矿井,辅助运输可选用1.5t固定式矿车和平板车,材料车和人车等辅助车辆。根据以上原则,确定选用以下固定设备。表3-1矿车主要技术特征表名称型号名义载重〔t最大载重〔t轨距〔mm轴距〔mm外形尺寸〔mm自重〔Kg1.5t固定箱式矿车MG1.7－6A1.52.76007502400×1050×12007181.5t材料车MC1.5－6A1.52.96007502400×1050×12005661.5t平板车MP1.5－6A1.52.96007502400×1050×415527平巷人车PRC-12122060015004280×1020×152514503.2.2矿车数量1.5t材料车、1.5t固定箱式矿车按井上、下用车地点排列法计算,其余车辆按实际运量和规定计算。如表3-2所示：表3-2矿车排列计算表序号使用地点车辆数量〔辆备注1井底车场362每台工作机车183每一采区矸石材料车场184地面井口车场及矸石系统185井底清理56井筒运行47其他188小计1179备用量1210合计1293.3运输设备选型3.3.1采区运输设备采区运输设备主要包括回采工作面、运输平巷的主要运煤设备、矸石、运料运输设备。其设备类型主要由地质特征、开拓系统、开采方法、运输倾角、运距、运量和瓦斯等条件来决定,对于采区运输设备,原则上不必进行设计计算,直接从有关设备技术特征表中选用即可。采区设备选型时,运输设备的小时生产能力的确定依据是回采工作面可弯曲刮板输送机小时运输能力,应大于回采工作面采煤机设计的小时生产能力,同时不应小于回采工作面的小时运输能力。根据已知的地质条件：煤层赋存稳定,倾角平均为14°,井田采用立井两水平上山开拓,走向长壁采煤,瓦斯涌出量小等特点,确定运输设备。如下表所示：表3-3可弯曲刮板输送机型号运输能力t/h出厂长度〔m电动机型号功率〔Kw电压〔VSGZ－764/264900200YSB－160132×2660/1140表3-4顺槽转载机特征表型号机型出厂长度〔m小时运量t/h电动机型号功率〔Kw电压〔VSZZ-764/132双边链351100KBY550－132132660/1140表3-5可伸缩胶带式输送机特征表 型号运输能力t/h最大输送长度〔m输送带电动机宽度〔mm速度〔m/s功率〔Kw电压〔V功率因数SSJ1200/3×2001200150012003.15200×2660/11400.863.3.2大巷运输设备大巷一般采用轨道运输和皮带运输,在轨道内一般选择标准矿车,牵引设备一般采用电机车,小型矿井亦可采用无机绳运输。大型矿井,采区生产集中矿井一翼走向长度小于3Km,条件适合,技术经济比较优越时,可采用胶带输送机。本矿井年生产能力为90万吨,运煤采用皮带运输。辅助运输可选用1.5吨固定箱式矿车和平板车,材料车和人车等辅助车辆。3.3.2.1运输大巷设备选型设计的原始资料：输送长度L=1200m,大巷倾角0°～2°,设计运输率A=364t/h,货载的集散容重γ=1.4t/m3,货载在胶带上的堆积角ρ=30°,货载块度а=300mm。〔1胶带宽度B、速度V胶带宽度：式中：A——设计运输生产率,t/h；γ——货载的集散容重,t/m3；C——输送机倾角系数,取1； K——货载面系数,取K=458；V——带速,取2.0m/s。故查《固定机械手册》选择DX-3型号的钢丝绳胶带输送机,带宽800mm,输送量550t/h。带宽满足运输能力要求外,按物料的块度进行校核：B≥2×300＋200〔mm〔2胶带运行阻力计算①输送带上的物料的线质量q②胶带阻力胶带输送机运行阻力计算如图3-1所示：图3-1胶带输送机运行阻力计算图图中3-4段为运送货载段,重段运行阻力用W2h表示；1-2段为运行空段,阻力用WK表示。两者表示如下：W2h=<q+qd+qg’>Lω′cosβ<q+qd>LsinβWK=<q+qg″>Lω″cosβqdLsinβ式中：β——输送机的倾角；L——输送机长度,m；ω′,ω″——分别为槽型、平型托辊阻力系数,取槽型,0.02；q——输送带上的物料的线质量,kg/mqd——每米长胶带自重,kg/m；qg′,qg″——分别为每组折算到每米长度上、下托辊转动部分的重量,kg/m；qg′=；qg″=其中：,——分别为每组上、下托辊转动部分的重量,kg——上托辊间距,一般取1～1.5m；——下托辊间距,一般取2～3m。故：qg′=qd=12.2kg/mqg″=q=55.6kg/mW2h=<55.6+12.2+7.33>×1200×0.03×1=2930NWK=<55.6+3.67>×1200×0.025=1926NW2-3=<0.05～0.07>S2W4-1=<0.03～0.07><S4+S1>③胶带张力计算——逐点计算法S1与S4关系满足S4=S1+W2h+WK+W2-3S4=S1〔1+式中：n——摩擦力备用系数,取1.15u——胶带与滚筒之间的摩擦系数,查表为2.31所以S1=4543N,S2=4543N,S3=6565N,S4=9495N④张力验算Smin2h=5<q