鸡西正阳煤矿井田设计说明书

第1章井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1井田位置及范围 正阳煤矿位于鸡西煤田北部条带，距鸡西市东北方向约10公里。西部以F2、F5断层及其投影延长线与城子河煤矿为界；东部以F40及F34断层与杏花煤矿及地方兴华小井为界；浅部以各生产斜井及哈达地区的露头为界。地理坐标：东经130°51，北纬′45°22′。矿区范围控制拐点20个，井田面积12.25平方公里，开采深度由200米至-400米标高。1.1.2交通位置 正阳（鸡西）煤矿位于鸡西煤田北部含煤条带的中东部，距鸡西火车站10公里。井田东西走向长4.5公里，南北宽2.4公里，行政区划隶属于鸡西市城子河区。井田中心地理坐标为东经：130°51′00″，北纬：45°22′00″。鸡密公路在矿区中部经过，矿区铁路专用线与鸡密铁路相连，交通方便（见交通位置图）。交通位置图详见图1-1。滴道矿城子河矿正阳矿杏花矿东海矿滴道矿城子河矿正阳矿杏花矿东海矿通密山鸡东通密山鸡西鸡西矿务局张新矿二道河子矿小恒山矿恒山矿石墨矿柳毛矿至牡丹江滴道至林口交通位置图比例尺1：600000 通桦木林场 图1-1交通位置图1.1.3地形地势 正阳煤矿位于长白山系完达山脉的南麓，地势北部高，南部低，山腹缓慢，山峰顶园，平均海拔高度为200-300米，属低丘陵为主的老年期地貌。区内最高山峰是北大顶，海拔654.14米。矿区内地势迳流条件良好，雨季降水以迳流形式流出矿区注入穆棱河。每年降雨集中在6、7、8三个月中，年降雨一般在400-500mm，最高达750mm。1.1.4气候冬季长—严寒，夏季短—温热多雨，春季风大干旱，气温回升快，秋季降温迅速多干霜，年平均气温-3.5，最低温度零下º 35º，最高温度零上37º；属寒温带大陆性气候。1.1.5河流区内最大河流为穆陵河，由西向东呈蛇曲型流经本区深部，其他尚有哈达河、杏花河，分布于井田的东部及中部，皆由北向南注入穆陵河。穆陵河夏秋季水量较大，流量78.1m3/s，最大流量3120m3/s，在井田深部流过，对本井田影响不大。哈达河在井田东部境界附近流过，影响也不大；其余则是季节性水沟，对本井田开采影响较小。1.1.6工农业概况区内镇、队以农业为主，其次种植少量经济作物如蔬菜、黄烟等；井田邻近穆陵河的河砂、砾岩及杏花大队后山的火山碎屑岩，可供建筑之用。井田北侧有青山萤石矿正在开采，可供炼钢催化剂之用。1.2地质特征1.2.1矿区范围内的地层情况井田内的地层有桦山群之东山组、鸡西群之穆陵组、城子河组、滴道组。城子河组为主要含煤地层。穆陵组含煤不佳，滴道组不含可采煤层。四者总厚度为1474m。由上到下分述如下：①东山组（kjd）：总厚度为210m，东厚西薄，岩性为中酸性的火山碎屑岩、粉砂岩、泥岩薄层所组成。②穆陵组（Jm）：厚度为658m，岩性为灰色粉砂岩、细砂岩、深灰-黑色泥岩较。灰绿色灰质砂岩、泥岩十余层为标志。还有局部可采煤层2～3层。煤层的夹层或顶底板含凝灰页岩为特征。③城子河组（Jch）：厚度470～550m，法院农场较薄粒度变粗，由灰白色中粗砂岩、泥岩夹25层组成。其中可采或局部可采4层煤，即本井田之开采煤层。本地层以黑色泥岩及黄褐色含斜长石凝灰砂岩为特征。④滴道组（J3d）：厚度0～61.4m，岩性以砾岩为主夹细粉砂岩薄层泥岩，质坚硬抗风化，整合于麻山群之上，城子河组之下。⑤煤系下伏地层，麻山群Pt1-2m。地表部分还有全新统（Q）的冲击层伏盖厚度3～25m。详见煤系地层综4合柱状图1-1：1.2.2井田范围内和附近的主要地质构造 主要断裂构造详见表1-2。表1-2主要断裂构造表编编号位置产状性质落差控制程度备注走向倾向倾角F18背斜北中部NWNE75正20可靠井下实见F20背斜北NENE70正20可靠井下实见F63背斜中部NWNE75正10-30可靠井下实见1.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征可采煤层及顶底板岩石特性详见表1-3。表1-3可采煤层及顶底板岩性特征表序序号煤层名称煤层厚度/m层间距/m倾角/°围岩煤的牌号硬度/f视密度/t/m3煤层构造及稳定性最小～最大顶板底板平均1372.00～2.305016中砂岩中砂岩焦煤2.51.4稳定2.20图1-2图1-2煤层综合柱状图2382.20～2.6016中砂岩中砂岩焦煤2.51.42.50403412.10～2.6016中砂岩中砂岩焦煤2.51.4稳定2.40224482.10～2.5016中粗砂岩中粗砂岩焦煤2.51.4稳定2.30405522.60～2.9016中粗砂岩中粗砂岩焦煤2.51.4稳定2.701.2.4岩石性质﹑厚度特征 区内组成岩石有粉砂岩、细砂岩、粉砂岩、中砂岩、粗砂岩及少量薄层凝灰岩。1.2.5井田内水文地质情况 1.河流在矿区范围内有三条小河，一条向阳河，在井田的西部边界流过，向南注入穆棱河，是季节性河流，河床坡度为千分之十，最大流量3~4m3/s，枯水期最小流量为3L/s，一般为0.10-0.15m3/s，洪水位标高在井田内为220-200米。第二条是正阳河，从二采和三采之间流过，经正阳村往西汇入向阳河，是一条季节性河流，夏季一般流量约4.0-5.0L/s，洪水位标高在井田内为250-200米。第三条是普山河，由北向南从井田东半部流过，向南注入穆棱河，河床宽15-30米，河床坡度为千分之七，一般流量为0.1-0.3m3/s，洪水位标高在井田内为227-207米，这三条小河的河道在井田内有良好的排泄渠道、地面径流，地下径流及矿井排水都从这里汇集排泄。地下水成因类型为第四纪冲积层孔隙潜水及基岩风化裂隙水，构造裂隙中含水，随矿井开采深度的增加而涌水量有所减少。2.地下水的补给和排泄条件1)地下水的补给：浅部地下水的补给方式，是地面降水通过基岩裸露地段补给，目前正阳煤矿以进入深部开采，由于裸露面积小，所以降水的垂直补给量小。2)地下水的排泄条件：本矿区由于地下水在差致地形较高的岗坡地段，地下水位深达30米左右，和地形低凹地段的谷地的地下水位之间的高差小，形成矿区内地下水的坡度小，加上岩石的渗透性使矿区内地下水的运动迟缓，不利于地下水的排泄。往往在地下水流区下游有亚粘土覆盖的地方水力性质呈承压状态，形成带状低水头的承压水区。1.2.6沼气煤尘及煤的自然情况1.瓦斯赋存情况及涌出量正阳煤矿相对瓦斯涌出量为11.58m3/t，瓦斯绝对涌出量为36.33m3/min，鉴定等级为高瓦斯矿井。各煤层瓦斯的涌出量随着开采深度的不断延深，瓦斯涌出量呈逐渐增大的趋势。2.煤尘爆炸性及煤的自燃情况正阳矿在开采范围内，各煤层煤尘爆炸指数在37.91%-61.15%,各煤层没有自燃发火性。3.矿井涌水量正阳矿的矿井涌水量平均87.2m3/h。1.2.7煤质﹑牌号及用途 本矿区煤为黑色—深黑色，玻璃光泽—强玻璃光泽，裂隙发育、质脆易碎。以光亮型—半光亮型煤为主，极少为半暗型煤，容重最小为1.38，最大为1.64，平均为1.4.煤种主要为1/3焦煤为主。1.3勘探程度及可靠性本区从1956年进入概查至1990年初精查勘探结束，施工期经历了30多年，总设计完成槽探工程20850.7m，井探789.25m，钻探施工324个孔，工程量176954.41m，其中地质孔287个，工程量175027.31m，水文孔37个，工程量1927.10m，整个施工过程分为三个阶段：普查施工42个孔，工程量25395.25m，详查施工82个孔，工程量58861.22m，精查施工200个孔，工程量96742.2m，其中水文孔37个，工程量1927.1m，抽水段5段，可靠性较高。第2章井田储量服务年限2.1井田境界2.1.1井田周边情况 正阳煤矿位于鸡西煤田北部条带，距鸡西市东北方向约10公里。西部以F2、F5断层及其投影延长线与城子河煤矿为界；东部以F40及F34断层与杏花煤矿及地方兴华小井为界。2.1.2井田境界确定依据 在划分井田境界前应认真查看地理地形、地质条件的相关资料然后决定是否可以以自然地质条件作为井田境界；所确定的井田边界是否适于选择井筒位置，在此安排地面生产系统和各建筑物是否合理（例如交通运输是否便利）；并且要为矿井发展留有空间；随着机械技术设备的不断更新，因此所圈定的井田要有合理的走向长度，以利于机械化程度的不断提高等等。2.1.3井田未来发展情况井田的深部勘探到可采煤层，未来可继续延伸开采。2.2井田储量2.2.1井田储量的计算设计井田范围内计算煤层为五层，各煤层储量计算边界与井田境界基本一致。矿井储量是指矿井内所埋藏的具有工业价值的煤炭数量。它不仅包含着煤在地下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田的勘探程度及开采技术条件。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。矿井工业储量是指平衡表内。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煤柱损失量后的储量。矿井可采储量是指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的储量。2.2.2保安煤柱 在一般情况下，保护煤柱应根据围护面积边界和移动角值进行圈定。设保护煤柱是为了保护地面需要受保护的对象建筑等及周围的保护带。当受保护边界与煤层走向斜交时，应该根据基岩移动角求得垂直于围护边界方向的上山方向移动角和下山方向移动角，然后再确定保护煤柱。如若是立井保护煤柱应按其深度，用途，煤层赋存条件和地形特点留设，立井深度大于或等于400米的以边界角圈定，小于400米的以移动角圈定。为了安全生产，本设计矿井依据《煤矿安全规程》，留设保安煤柱如下：1.煤层大巷两侧煤柱各宽50m；2.井田内部断层留设20m保安煤柱；3.河流两侧各留设15m宽围护带；4.地面建筑物留设15m宽围护带；5边界断层留设20m保安煤柱。按以上方法计算得：工业广场煤柱损失：1.69Mt；断层、地面、边界保安煤柱损失：29.37Mt；开采损失量：36.54Mt。2.2.3储量计算方法 1.工业储量计算计算公式如下：块段储量=块段面积×平均倾角余割×块段平均厚度×容重根据正阳煤矿初步设计储量诸图，通过等高线块段法计算本井田工业储量，各煤层工业储量见表2-1，表2-2，表2-3可采煤层储量计算总表。2.可采储量计算计算公式如下：Z=（Z－P）×C K C式中Z—可采储量；KZ—工业储量；CP—永久煤柱损失；C—采区回采率。回采要求：中厚煤层不应小于80%，薄煤层不应小于85%。经各煤层可采储量计算，汇总计算出本设计井田可采储量为130.80Mt。表2-1矿井地质资源量单位：Mt总资源储总资源储量煤层资源储量（331）（332)(333)合计37#26.813.585.3635.7538#30.474.066.0940.6341#29.253.905.5839.0048#28.043.745.6137.3852#32.914.396.5843.88合计151.4419.6729.49196.64 矿井工业 永久煤柱 矿井地质资 333 设计资源/煤层 资源/储 井田 断 防地面 源/储量 折减量 储量 量 境界 层 水建筑37# 35.75 1.07 34.68 0.4 0.78 0 0.2 33.3038# 40.63 1.22 39.41 0.450.89 0 0.3 37.7741# 39.00 1.17 37.83 0.430.85 0 0.2 36.3548# 37.38 1.12 36.26 0.410.81 0 0.3 34.7452#43.881.3142.570.480.9600.440.73合计196.645.89190.752.174.2901.4182.89表2-3矿井可采储量计算表单位：Mt水平水平煤层编号设计资源/储量煤炭损失量开采损失可采储量工业场地巷道小计一水平37#16.650.310.520.833.3312.4938#18.890.350.590.943.7514.2041#18.180.330.570.903.6413.6448#17.370.322.422.743.4811.1552#20.370.382.823.204.0713.10合计91.461.696.928.6118.2764.58二水平37#16.6500.520.523.3312.80续表续表2-338#18.8900.590.593.7514.5541#18.1800.570.573.6413.9748#17.3702.422.423.4811.4752#20.3702.822.824.0713.48合计91.4606.926.9218.2766.27总计182.921.6913.8415.5336.54130.802.2.4储量计算的评价 本设计井田的各类储量计算严格执照有关规定执行。由于技术水平所限，储量计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定的误差。2.3矿井工作制度、生产能力和服务年限2.3.1矿井工作制度 根据《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井年工作日可以按330天计算；矿井可以采用“四六”制或“三八”制工作形式，本矿井采用前者；每日净提升时间16小时。2.3.2矿井生产能力的确定 矿井生产能力的大小主要根据井田储量、煤层赋存状况、地质条件、开采技术水平等情况来确定，还应该考虑到当前及今后市场的需煤量。依据以上拟定的矿井生产能力，服务年限的确定现提出三种方案，具体如下：方案A：1.5Mt/aＴ＝Ｚ／（Ａ×Ｋ）＝130.80／（1.5×1.4）=62.29a方案B：1.8Mt/aＴ＝Ｚ／（Ａ×Ｋ）=130.80／（1.8×1.4）=51.90a方案C：1.2Mt/aＴ＝Ｚ／（Ａ×Ｋ）=130.80／（1.2×1.4）=77.88a参照《煤炭工业矿井设计规范》规定，方案A较合理，即：矿井生产能力：A＝1.5Mt/a，矿井服务年限T＝62.29a。2.3.3服务年限 矿井服务年限计算公式如下：T=Z/（A×k）式中Z—矿井设计可采储量，Mt；A—矿井生产能力，Mt/a；k—矿井储量备用系数，k=1.3～1.5。根据本矿井实际情况，取k=1.4。 T=Z/（A×k）=130.80/(1.51.4)=62.29× a第3章井田开拓3.1概述3.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 正阳煤矿位于鸡西煤田北部条带，距鸡西市东北方向约10公里。西部以F2、F5断层及其投影延长线与城子河煤矿为界；东部以F40及F34断层与杏花煤矿及地方兴华小井为界；浅部以各生产斜井及哈达地区的露头为界。 3.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 井田开拓方式的选择应全面考虑各种因素，主要因素包括：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。对以上各种因素要综合研究，通过系统优化和多方案技术经济比较后确定。影响本设计井田开拓方式的具体因素如下：地表因素正阳煤矿位于长白山系完达山脉的南麓，地势北部高，南部低，山腹缓慢，山峰顶园，平均海拔高度为250米，属低丘陵为主的老年期地貌。煤层赋存情况整个井田的煤层上部标高在200m，下部标高在-400m，整个矿区共有五层可采煤层，即37#、38#、41#、48#和52#，全区发育。煤层走向长度为4.5km，倾向2.4km。本井田煤层系缓倾斜中厚煤层，平均倾角在16°。确定井田开拓方式的原则：1.贯彻执行有关煤炭工业的技术政策,为多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低、效率高创造条件．要使生产系统完善、有效、可靠，在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量，尢其是初期建设工程量，节约基建工程量，加快矿井建设；2.合理开发国家资源，减少煤炭损失；3.合理集中开拓布置，简化生产系统，避免生产分散，为集中生产创造条件；4.必须贯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风系统，创造良好的条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常性保持良好状态；5.要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术，新工艺，发展采煤机械化，自动化创造条件。3.2矿井开拓方案的选择3.2.1井硐形式和井口位置 1井硐形式方案比较立井开拓和斜井开拓方式在技术上均可行，综合开拓虽然对工业广场布置和井底车场要求很高，但针对本井田的地质状况，综合开拓方式也可行，应该予以考虑。本着合理开发全矿井，集中生产运输环节简单，初期井巷工程量少、投资省、出煤早、达产快，安全高效的原则，设计提出了三个开拓方案：①方案一：双立井开拓方式见图3-1；②方案二：双斜井开拓方式见图3-2；③方案三：主斜井副立井开拓方式见图3-3。图3-1双立井开拓方式图3-2双斜井开拓方式图3-3主斜井副立井开拓方式以上三种井筒开拓方案技术比较如下：双立井开拓优点：立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。机械化程度高，易于自动控制。井筒为圆形断面结构合理，维护费用低，有效断面大通风条件好，管线短，人员升降速度快。缺点：与斜井优点相对应。适用条件：煤层赋存深度200－1000m，含水砂层厚度20－400m,立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角，厚度，瓦斯，水文等自然条件限制，技术上也比较可靠。技术评价：正阳煤矿煤层赋存深度200－-400m，井田的地表，地质构造，等因素，适合采用双立井开拓，故此方案在技术上可行。双斜井开拓斜井有如下优点：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，井底车场及硐室投资少。井筒装备和地面建筑物少，不用大型提升设备，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。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：井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用。技术评价：正阳煤矿层赋存为200m～-400m．垂深达600m，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊施工的缓斜和倾斜煤层，故此方案技术上可行。（2）主斜井副立井开拓方式优点：①掘进速度快；②可满足最大风量的通风要求；③有助于辅助运输。缺点：①井口相距较远，不利于工业广场的布置；②地面工业建筑分散，生产调度及联系不方便；③地面工业建筑占地多，增加了煤柱损失。技术经济评价：根据正阳煤矿的实际情况可知，正阳煤矿煤层赋存深度200－-400m，并且地面工业建筑不多，适合采用主斜副立，故此方案在技术上可行。依据开拓方案技术比较，三个方案都符合适用条件，方案均合理下面进行详细经济比较见表。2.井口位置方案比较在井田的走向的储量中央或靠近中央位置，使井田两翼可采储量几本平衡，井筒应尽量避开或少穿地质及水文复杂的地层或地段。方案一：井筒位于井田浅部见图3-4。图3-4井田浅部方案二：井筒位于井田中部见图3-5。图3-5井田中部方案三：井筒位于井田深部见图3-6。图3-6井田深部经过简单的技术比较后认为：1．井筒位于井田浅部时，煤柱尺寸最小，压煤最少，但石门最长；2．井筒位于井田中部时，煤柱尺寸稍大，但石门长度较短，且沿石门的运输工程量也小；3．井筒位于井田深部，煤柱尺寸最大，压煤量最大，且初期工程量大，石门也较长，但对于开采井田深部煤层及井通延伸有利；本井田煤层均为缓倾斜中厚煤层，井田走向长度大，但倾斜长度不大，从有利井下运输和减少提升费用，节约成本方面出发，也应该将井筒布置在井田中部或稍靠上方的位置，由此可初步确定本设计的井筒位置在井田的中部。3.2.2开采水平数目及标高 开采水平的尺寸以水平垂高表示。水平垂高是指该水平开采范围的垂高。合理的水平垂高的要求：具有合理的区段数目；具有合理的阶段斜长；要有利于采区的正常接替；要保证开采水平有合理的服务年限及足够的储量；经济上有利。表3-1矿井的阶段高度井型井型开采缓斜煤层的矿井开采倾斜煤层的矿井开采急倾斜煤层的矿井大、中型矿井100～250100～250100～150小型矿井60～10080～12080～120表3-2矿井和开采水平服务年限矿井设计矿井设计生产能力（Mt/a）矿井设计服务年限（a）第一开采水平设计服务年限（a）煤层倾角<25°煤层倾角25°～°45煤层倾角>45°6.0及以上7035--3.0-5.06030--1.2-2.4502520150.45-0.940201515根据以上各方面原因及本井田的实际情况，现确定水平划分方案如下方案一：井田划分两水平开采，一水平标高-100m，二水平标高-400m方案二：井田划分三个水平开采，一水平标高-100m，二水平标高-250m，三水平标高-400m。方案比较详见表3-3。表3-3服务年限比较表水平名称水平标高水平垂高阶段斜长区段数目区段斜长可采储量/万t服务年限/a方案一一水平-10030010885218654031.1二水平-40030010885218654031.1方案二一水平-10030010885218654031.1二水平-2501505443181314715.0三水平-4001505444181314715.0方案一和方案二技术上都符合要求，但由于两水平有利管理，便于接续，因此方案一技术上优于方案二，所以选择方案一。 3.2.3开拓巷道的布置 运输大巷服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输，以及通风、排水和管线的敷设。方案一：集中大巷方案二：分组集中大巷比较方案示意图详见图3-7，图3-8。图3－7集中大巷图3－8分组集中大巷大巷布置方式优缺点特特布置方式分组集中大巷布置集中大巷布置分煤层大巷布置方式优优点总的巷道工程量较少，生产比较集中，采区巷道分组联合布置，大巷容易维护，运输条件好。大巷工程量少，生产区域比较集中，运输条件好，采区巷道集中联合布置，开采程序比较灵活，开采强度大，大巷维护容易。初期工程量小，投资少，建井速度快，每一个采区的地工程量少。缺石门长度较长，掘进工程总的石门长度大，有反向运大巷数目多，总的维护量大缺量大。输，初期工程量大，建井时煤柱损失大，采区数目多，点间长。生产分散，管理不方便。适可采煤层数目多，间距大煤层间距小，井田走向长度煤层间距较大，集中布置在适小不同，采区巷道为分组大，服务年限长，下部煤层技术上有困难，经济上不合应联合布置，煤层分组间距底版有坚硬岩层，采区尺寸理时。条大，井底车场在煤层群上大，石门长度短。件部或中间时，初期工程少，工期长。经过技术比较选择方案一，集中大巷布置方式。3.2.4矿井开拓方案的确定 根据以上三个方面的比较提出三个矿井开拓方案，进行详细的技术经济比较，确定矿井开拓方案。方案一：双立井两水平开拓，一水平标高-100；方案二：双斜井两水平开拓，一水平标高-100；方案三：主斜副立两水平开拓，一水平标高-100；方案比较详见图3-9，图3-10，图3-11。图3-9方案一图3－10方案二图3－11方案三方案一、方案二和方案三的石门等相似，粗略估算只要比较不同之处即可表3-4各方案粗略估算费用表续表3-4总总计费用/万元15310.8百分率105.9%由表3-3计算可知方案一、方案二和方案三均属技术上可行，但方案二与方案三比较，方案二明显费用过高，所以下面详细比较方案一与方案三。水平服务年限也符合要求，两方案需要通过经济比较才能确定其优劣。方案一、方案三的建井工程量，生产经营工程量，基建费，生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总与表3-5—表3-8。表3—5建井工程量项目方案一方案三初期主井井筒/m300+201088+20副井井筒/m300+10300+10主石门/m150170运输大巷/m12001200井底车场/m1200600表3—6生产经营工程量项目方案一项目方案三运输提升/工程量运输提升工程量万t·km /万t·km采区上山采区上山运输 运输一区段1.2×1308×5×0.18=1412.6一区段1.2×1308×5×0.18=1412.6二区段1.2×1308×4×0.18=1130.1二区段1.2×1308×4×0.18=1130.1三区段1.2×1308×3×0.18=847.6三区段1.2×1308×3×0.18=847.6四区段1.2×1308×2×0.18=565.1四区段1.2×1308×2×0.18=565.1五区段1.2×1308×1×0.18=282.5五区段1.2×1308×1×0.18=282.5大巷和石 大巷和石 门运输 门运输一水平1.2×（1.2+0.15）×6540=10594.8一水平1.2×（1.2+0.15）×6540=10594.8立井提升 斜井提升 一水平 1.2×6540×0.3=2354.4 一水平 1.2×6540×1.088=8538.6续表3-6采区上山1.2×3×3×1.05×13.5=153.09采区上山1.2×3×3×1.05×13.5=153.09维护 维护排水排水一水平 240×24×365×43.6×10-4=9040.9一水平 240×24×365×43.6×10-4=9040.9表3—7建井基建费用表方案方案方案一方案三项目工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元主井井筒300+209039.5289.261088+204679.1518.44副井井筒300+109039.5280.22300+109039.5280.22井底车场12005481.9657.826005481.9328.91主石门150270040.5170270045.9运输大巷1200390046812003900468合计1735.81641.5百分率105.74％100％表3—8生产经营费比较项目项目方案一方案三运输提升/万t·km工程量/万t/km-1单价/元·（t·km）-1费用/万元工程量/万t/km-1单价/元·t·km-1费用/万元采取上山运输一区段1412.61.522147.151412.61.522147.15二区段1130.11.962215.001130.11.962215.00三区段847.62.281932.58847.62.281932.58四区段565.12.481401.45565.12.481401.45五区段282.52.56723.2282.52.56723.2小计8419.388419.38大巷及石门一水平10594.81.1812501.8610594.81.1812501.86小计小计12501.8612501.86续表3-8主、斜井主、斜井一水平2354.42.285368.038538.62.0017077.2小计5368.0317077.2运输费合计26289.2737998.44维护采区上山费153.09426429.78153.09426429.78排水费一水平9040.90.1511365.189040.90.1841663.53小计7794.968093.31合计34084.2346091.75百分率100％135.22％从前述技术经济比较结果来看，虽然方案一的基建费用略高于方案三，但是其生产经营投资费用明显低于方案三，选定方案一进行开拓。根据以上各方面原因及本井田的实际情况，现确定水平划分方案如下：井田划分二个开采水平；一水平标高-100m，二水平标高为-400m，均为上山开采。3.3选定开拓方案的系统描述 3.3.1井硐形式和数目 根据井田的地形地势，煤层赋存，地质构造等因素，经过第二节中井筒形式确定方案的技术分析和经济比较，该矿井采用双立井开拓，即一主一副两个井筒。3.3.2井筒位置及坐标对矿井井筒位置有以下的要求：１）井筒沿煤层倾向的位置，应使总的石门工程量小，初期工程量及投资小，建井期短，且煤柱损失小。２）井筒沿走向的有利位置应在井田的中央．当井田储量呈不均匀分布时，应在储量分布的中央，在此开成两翼储量比较均衡的双翼井田，应尽量避免井筒偏于一侧，造成单翼开采的不利局面。３）为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土层有较好的水文，围岩和地质条件。依据本井田的储量分布图，及剖面图。考虑水平划分及主要巷道布置，确定井口的位置在整个井田的储量中央，坐标为：主井：X：428500Y：5024910Z:+250副井：X：428500Y：5024840Z:+250 3.3.3水平数目及高度 分二个水平，第一水平标高为-100，垂高300m，第二水平标高为-400垂高300m。 3.3.4石门、大巷数目及布置 大巷数目：一条运输大巷、一条回风大巷。大巷布置：大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种。(1)煤层大巷当煤层顶底板较稳定，煤层较坚硬，易维护，煤层起伏和断层、褶皱小时，可保证巷道较为平直，保证运输设备运行。对于新建矿井，在煤层中布置巷道，在建设期间，还有早出煤，早投产，节省投资以及探明地质情况的优点。下列情况宜布置煤层大巷：单独开拓的薄煤层或中厚煤层；煤层群中相距较远的单个薄煤层或中厚煤层，走向不大，资源/储量有限、服务年限短的；③煤层群（组）下部的薄及中厚煤层中开集中大巷的；煤质坚硬，围岩稳定，维护简单，费用不高的煤层；煤系底部有强含水层或富含水的岩溶时，不宜布置底板大巷的；煤层坚硬而顶板松软或膨胀，难以维护的。(2)岩石大巷优点很多，如维护条件好，费用低。大巷方向、坡度可根据运输等功能要求选定，而较少受地质构造的影响。可不留或少留护巷煤柱，煤的损失少，安全条件好，受煤和瓦斯突出以及自燃发火影响较小。缺点主要为岩石工程量大，掘进速度慢，投资费用高，建设工期长。本设计井田对大巷布置提出两种方案：方案一：煤层大巷布置方案二：岩石大巷布置煤层大巷与岩石大巷相比较有下列缺点：煤层大巷的巷道维护困难，维护费用高；岩层大巷掘进费用高，速度慢，工程量大，但维护费用低。综上所述。在本设计井田中，应布置岩石集中大巷。本设计矿井中，大巷和石门服务年限较长，运输能力要求不大，所以大巷和石门的断面和支护设计在本设计中基本相同，其内部设施也基本相同，见图3-12，图3-13。图3-12运输大巷断面示意图图3-13石门断面示意图 3.3.5井底车场的形式及选择 按照矿车在井底车场内运行特点，井底车场可分为：环行式和折返式两大类型。井底车场型式选择的因素如下：1.车场的通过能力，有30%以上的富裕系数，有增产的可能性；2.调车简单，管理方便，弯道及交叉点少；3.井巷工程量小，建设投资省，便于维护，生产成本低；4.操作安全，符合有关规程和规范的要求；5.施工方便，各井筒间井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，缩短建井时间。由于井筒形式为立井，生产能力1.50Mt为大型矿井，大巷用底卸式矿车运输，井筒距离运输大巷较近，井底车场选择立井折返梭式车场。 3.3.6煤层群的联系 本矿井共有五层煤，即：37#，38#，41#，48#，52#煤层，五层煤层间距较小，开采顺序是先采上煤层，后开采下煤层的下行式开采顺序。 3.3.7采区划分 将井田划分成若干采区时，应考虑如下所述原则：采区宜双面布置，当受一些地质条件限制时，也可单面布置；采区走向长度根据煤层地质条件，开采机械化水平，采区储量，生产能力与巷道维护等因素综合考虑；要考虑采区接续关系，便其适应各翼储量及产量分配；采区划分既要有意识地缩短大巷；条件好的煤层，走向长度可适当加大；开采多煤层的井田，应尽量联合布置采区，搞集中生产；结合上述采区划分原则，以井田内的断层为边界，从而划分的具体情况如图3-14图3-14图3-14采区划分示意图3.4井硐布置和施工 3.4.1井硐穿过的岩层性质及井硐支护 根据主副井围岩性质，并按规定，来确定主副井筒支护方式，主井与副井井筒采用相同的支护：表土段：混凝土砌碹；煤层段：料石砌碹；基岩段：锚喷支护。 3.4.2井硐布置及装备 应综合考虑井硐围岩性质，运输方式，通风安全等因素后再合理的布置井硐，具体遵循原则如下：1.对运输、通风、管线等布置的要求，满足施工需要2.有利于井筒检修、维护、清扫和人员通行安全；3.合理使用断面空间，减少井筒工程量；根据该设计矿井年产量、提升方式等实际情况，本矿井建成投产时共开凿2个井筒，即主立井和副立井。如图3-15、图3-16：3-15主井井筒断面图图3-16副井井筒断面表3-9井筒特征表井筒名井筒名称井口标高/m井筒深度/m井筒直径/m井筒断面/m2支护井筒装备第一水平净掘进净掘进厚度材料主井+250-1005.57.016.7238.48500混凝土(整体)16t多绳箕斗副井+250-1006.57.016.7238.48500混凝土(整体)t1矿车双层四车罐笼主井：装备一对16t多绳提升箕斗，担任提煤任务，井筒净直径6.5m，井筒深度330m，采用钢丝绳罐道，井筒内不设梯子间，亦不敷设管路电缆。副井：装备一对1t矿车双层单车多绳罐笼，副井担负升降人员下放材料及设备、提升矸石和矿井进风，井筒净直径6.5m，井深300m，采用型钢组合罐道，井筒内设梯子间，并敷设有排水、压风、撒水管路和动力、通讯及提升信号电缆等。罐道梁、管子梁、梯子梁等均采用树脂锚杆与井壁固定。 3.4.3井筒延深意见 开拓延伸的方案的原则：1.扩大或保持矿井生产能力；2.利用现有井巷，设施及设备，减少不必要的投资；3.积极采用新技术，新工艺和设备；4.尽可能缩短新、旧水平的同时生产时期。根据前面确定的最优开拓方案，决定采用暗立井延伸3.5井底车场及硐室 3.5.1井底车场形式的确定及论证 井底车场形式的选择主要依据如下：1.该矿井设计生产能力为1.50Mt/a，年工作日330d，实行四•六工作制，每日净提升16小时；2.矿井采用双立井开拓方式，两个开采水平，集中大巷布置;3.主要运输大巷采用3.0t底卸式矿车，辅助运输采用1t固定式矿车；4.本设计矿井瓦斯较高矿井。综合以上所述，结合设计要求，经分析比较后，本设计矿井选用3.0t底卸式矿车，梭式井底车场。 3.5.2井底车场的布置 井底车场线路布置的要求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不同；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；井底车场的线路工程量小；尽量减少道岔和交岔点；线路布置要有利于通风；底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题。 3.5.3井底车场主要硐室 1.主井系统硐室主井设有3.0t底卸式矿车卸载站硐室、翻车机硐室、井底煤仓及井底煤仓装载硐室、清理井底煤硐室及水窝泵房等。主井井底散煤采用矿车处理，用绞车提升至车场水平。2.副井系统硐室副井系统硐室有副井井筒与井底车场连接处（马头门）、主排水泵房（中央水泵房）、水仓及清理水仓硐室、主变电所（中央变电所）及等候室等。为使主变电所向主排水泵房的供电距离最短，主排水泵房和主变电所应联合布置。变电所与水泵房的底板标高应高出井筒与井底车场联结处巷道轨面标高0.5米，水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置闭门，以防止进下突然涌水淹没矿井。3.其它硐室有调度室、医疗室、架线电机车库及修理间、蓄电池电机车库及充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站等。3.6开采顺序3.6.1沿井田走向的开采顺序为了有利于矿井的均衡生产和合理配采，确定生产的连续性，有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理。根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，采用井田单翼开采，首采区为中部一采区和西部一采区同时进行。依据本设计矿井的采区划分的具体情况，采用走向长壁开采，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。3.6.2沿井田倾向的开采顺序在同一煤层内，沿倾斜煤层的开采顺序，可分为上行式和下行式开采顺序。除近水平煤层外，对于缓倾斜、倾斜和急倾斜煤层，根据其采动影响关系，一般只采用下行式开采顺序。本矿属于缓倾斜煤层，故沿煤层倾斜方向上采用下行式开采顺序。在垂直方向上的开采顺序是，先采完第一水平，再采第二水平。 3.6.3采区接续计划 根据井田的地质条件，将第一水平划分为三个采区，详见采区分布示意图。合理的采区接续应有如下要求：1.符合煤层采动影响关系，最大限度采出煤炭资源；2.开采水平、采区的生产正常接续，保证矿井持续稳产、高产；3.便于灾害防治，有利于巷道维护；4.合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，减少巷道维护费；详见采区接续表3-10。表3-10采区接序表第4章采区巷道布置及采区生产系统 4.1采区概述 本设计采区为西部一采区，位于井田西部.西以F断层为界，东以F断层2 18为界。浅部，以+200标高为界，深部以-100标高为界。走向长1400m，倾斜长1050m.采区面积1.68km2。采区煤柱包括采区范围内的巷道煤柱采区边界煤柱、断层煤柱、隔水煤柱等。采区内有四个大的断层构造，煤层顶板岩层为粉砂岩，底板为细沙岩，煤层发育较好，平均16o，平均厚度为2.42m，视密度为1.4t/m3，低灰分，煤种以焦煤为主。采区内煤层全部可采，根据几何法求得工业储量为28.46Mt，可采储量22.08Mt，本采区设计生产能力1.5Mt/a，服务年限T=Z/A×K，经计算得服务年限为11.5a。4.2采区巷道布置 4.2.1区段划分 本采区倾斜长度为1050m左右，工作面长度为194m，因采用走向长壁采煤法，所以划分以工作面长度为标志。则采区共划分为5个区段进行开采。运输大巷设在-100m标高处。本采区煤层系典型的缓倾斜中厚煤层，应用综合机械化采煤工艺开采，一个工作面达产。本设计采区采用下行式开采顺序，即先采上部煤层，后采下部煤层。采用综合机械化采煤工艺，“四•六”工作制，三班采煤一班准备，日进9刀。截深取0.8m，年工作330d，采区达产需要一个工作面。工作面长度的确定该采区设计产量为1.5Mt/a，一个工作面达产，扣除掘进煤的产量，即工作面产量为1.35Mt/a。确定工作面长度的公式如下：A0=L×V0×M×r×c式中：A―工作面年生产能力，t；L工作面长度，m；V―工作面年推进度，m；0M―煤层厚度，m；r―煤的视密度，t/m3；c―工作面回采率，取0.93～0.97。1350000＝L×2376×2.2×1.4×0.95，则L＝194m。一般情况下工作面长度与通风无直接关系。瓦斯涌出量较大的煤层，需要用来冲淡瓦斯的风量较大。所以在高瓦斯矿井中，应按采煤工作面的通风能力来确定工作面长度L‘=（60×V×B×C×M）／（Q×S×P×∮）ｆ b nL<=L‘，所以L＝194m。区段数目为五个。 4.2.2采区上山布置 采区上山布置应综合考虑受煤层厚度、采区服务年限及产量、瓦斯涌出量、煤层顶底板岩性等因素的影响，使上山布置方案在技术上可行，在经济上合理。1.上山条数的确定在一般情况下，布置两条上山（一条运输上山，一条轨道上山），就可以满足采区运输、通风和行人的需要，但在下列情况下还需要布置一条回风上山。运输和轨道上山均布置在底板岩石中，需要弄清煤层情况或为提前掘进其他采区的巷道以及需要泄水的采区。产量较大，经常出现上、下分阶段同时生产、需要简化通风系统的采区。3）生产能力很大的厚煤层采区，集中联合布置采区、分组联合布置采区。4）产量较大，瓦斯涌出量很大的采区特别是下山采区。考虑本采区为瓦斯涌出量很大的采区，拟布置三条上山，分别为轨道上山，运输上山和回风上山，为了实现单翼布置开采及生产均衡的要求，三条上山大致布置位于采区东边界，各条上山间距大致留设为25m。2.上山位置的选择采区上山的位置，有布置在煤层中或底板岩石中的问题以及相对于煤层群的上部、中部或下部的问题。岩石上山优点：维护状况良好，维护费用低，煤柱留设少。缺点：掘进困难，联络巷道工程量大。适用条件：对单一厚煤层采区和联合准备采区，在未采用可伸缩金属支架的情况下，为改善维护条件，将上山布置在煤层底板岩石中。煤层上山优点：掘进容易、费用低、速度快、联络巷道工程量少。缺点：煤层上山受工作面采动影响较大，生产期间上山的维护困难，需要金属可伸缩支架，煤柱留设多。适用条件：a.为部分煤层服务的，维护期限不长的专用通风或运煤上山。b.煤层顶底板岩石比较稳定，煤质在中硬以上，上山不难维护。c.开采薄或中厚煤层的单一煤层采区，采区服务年限短。根据本设计采区煤层及顶底板岩性等实际情况，结合上述煤层上山和岩石上山的情况，本设计采区就上山布置方式提出如下三种方案：方案一：三条煤层上山方案二：三条岩石上山方案三：两岩一煤上山下面对于这三种采区上山布置方案进行技术评价:三条煤层上山布置方案该方案将轨道、运输、通风上山布置在52#煤层中，受采动影响，维护这三条上山较为困难；且留设大量保护煤柱。但该采区布置三条煤层上山的方案在技术上合理。三条岩石上山布置方案该方案将轨道、运输、回风上山布置在煤层底板岩石中，对于本采区，该方案在技术上可行。两岩一煤上山布置方案该方案将运输上山和轨道上山布置在煤层底板岩石中，将回风上山布置在煤层中，该方案在技术上适合本采区。根据本设计采区实际情况，三条煤层、两岩一煤、三条岩石上山布置方案在技术上均合理，具体选用哪种方案，还应该进行经济比较，根据上山位置只需比较两种就可以，详见表4-1上山布置方案经济比较。表4-1上山布置方案经济比较表方案一方案二轨道上山运输上山回风上山轨道上山运输上山回风上山长度1050m830m1050m1050mm830m1050掘进单价11061元/m11061元/m11061元/m18660元/m18660元/m18660元/m掘进费用11614050元9180630元11614050元20899200元16794000元20899200元维护单价40.2元/m﹒a40.2元/m﹒a40.2元/m﹒a3.52元/m﹒a3.52元/m﹒a3.52元/m﹒a维护费用485415元383709元485415元42504元33598.4元42504元服务年限11.5a11.5a11.5a11.5a11.5a11.5a合计12099465元9564339元12099465元20903454元16827598元20903454元总计33763269元58634506元参见经济比较表4-1，两岩一煤和三条岩石上山布置方案中，通过经济比较，得出三条煤层上山布置方案在经济上合理，故本设计采区选用三条煤层上山布置在52#煤层中。 4.2.3采区车场形式选择 1.上部车场的选择由于轨道上山以水平的巷道与区段回风石门相连，绞车房与区段回风平巷在同一水平的岩石中，因此上部车场为平车场。2.中部车场的选择由于是煤层群联合布置，轨道上山布置在煤层中，中部车场采用石门甩车式3.下部车场的选择由于本井田采区较少，采用大巷装车式下部车场不会影响到别的采区的生产，煤层间距较小，石门较短，因此下部车场采用大巷装车式 4.2.4采区煤仓形式、容量及支护 煤仓形式采区煤仓的形式按倾角分为：垂直式、倾斜式和混合式三种。倾斜式煤仓可分为拱形断面或圆形断面，其倾角应在60º以上，如果煤仓下口设计合理，也较少发生堵塞现象；垂直式煤仓一般为圆形断面，圆形断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，速度快；混合式煤仓由于曲折多，施工不方便采用较少。通过比较，设计采区煤仓采用垂直式。煤仓容量(1)按采区高峰生产延续时间计算(Qh＞Qt时)Q＝Q＋（Q－Q）×t×ao h t hc d式中:Q―采区高峰期生产能力，t/h（一般为平均产量1.5～2.0倍）hQ―采区装车站通过能力，t/h（为平均产量的1～1.3倍）tt―采区高峰生产延续时间，机采取1～1.5hhca―不均衡系数，机采取1.15～1.2，dQ＝10＋[4087.03×2/18－4087.03×1/18]×1.05×1.15＝284.2t(2)按采煤机连续作业割一刀的容量计算Q＝Q＋L×m×b×r×C×Ko o t式中:Q―采区煤仓容量； Q―防空仓漏风留煤量，一般取5～10t； L工作面长度，m；m―采高，m；b―进刀深度，m；r―煤的视密度；C―工作面的回采率；oK―同时生产工作面系数综采时取1；tn―采区内同时生产的工作面数目。故Q＝10+218×2.2×0.8×1.4×0.95×1＝520.3t一般情况下煤仓容量与采区生产能力的关系可参考下表：表4-2煤仓容量与采区生产能力的关系表采区生产能力万t/a30以下30--4545--6060--100100以上大于500采区煤仓容量t50—100100--200200—300300--500经过计算可知，取最大值Q＝520.3t将其值取整，所以本采区煤仓容量为600吨。（3）煤仓的支护煤仓的结构包括煤仓上部收口、仓身、下口漏斗及闸门基础、溜口和闸门装置。各处支护形式如下：由于煤仓的断面较大，为了保证煤仓上口的安全，作混凝土支护。仓身设在坚硬的岩石中，可以不支护。下口漏斗用混凝土砌筑。为了防止大块煤、矸石、废木料等进入煤仓，在收口设铁篦。为了保证安全，煤仓与大巷连接加强支护，在煤仓下部收口处四周铺设数根钢梁，灌入混凝土，并与大巷支护连为一体。4.2.5采区硐室简介采区主要硐室包括采区煤仓、采区绞车房、采区变电所。采区变电所是采区供电的枢纽，一般宜设在围岩稳定，地压小通风较好，无淋水的地点用用电负荷中心。硐室宽度在3.6米左右，高度为2.5—3米之间，采用不可燃材料支护。硐室与通道联接处，装设向外开的防火栅栏两用门。硐室与电器设备应有05m的通道，相互之间应留08m以上通道温度不超过30℃， 。 。必须有足够的照明，机电硐室应设置瓦斯自动检测报警断电仪，并配备便携式个体检测设备。采区变电所形式有一字形、人形和Ⅱ形，一般采用一字形，断面一般为半圆形，用混凝土砌筑。本矿井的每个采区变电所均放在轨道上山和通风上山之间的岩石中。采区绞车房设在围岩稳定、无淋水、地压小和容易维护的地点。宽度为2000mm—2500mm，长度为6米，高度在3—4.5米之间。硐室与电器设备应有0.5m的通道，相互之间应留0.8m以上通道温度不超过30℃，必须有足够的照明，绞车房设两个安全出口，即钢丝绳通道、绞车房通道。 4.2.6采区工作面接续 表4-3采区工作面接续表工作面：第一组数字代表采区名称，第二组数字代表煤层序号，第三组数字代表区段号工作面：第一组数字代表采区名称，第二组数字代表煤层序号，第三组数字代表区段号4.3采区准备 4.3.1采区巷道的准备顺序 当运输大巷的掘进工作面超过采区沿走向的中央位置一定距离（100m左右）后，即可开始采区的准备工作。首先，在采区沿走向的边界位置，由运输大巷开掘采区下部车场，并由此在煤层中开掘轨道上山、行人回风上山及运输上山。当上山掘至采区的上部边界，轨道上山的上部车场与回风石门相通，运输上山直接与行人回风上山连接，形成通风回路。然后，在第一区段下部掘进中部车场，并由此向采区中央掘进区段运输平巷，掘进运输石门与运输上山之间开掘溜煤眼，与此同时，在第一区段的上部掘进回风平巷，掘进回风石门与采区风井相连通。在掘进上述巷道的过程中，要将下部的采区煤仓、采区变电所、上部的绞车房等硐室及相关联络巷道掘完，并完善车场。这样第一区段的采煤工作面就准备完毕。各巷道及硐室的规格质量经检验合格后，即可安装机电设备移交生产。 4.3.2采区巷道的断面图及支护方式 采区的主要巷道包括回风上山、运输上山、轨道上山及上下区段平巷。为了保证采区的安全，节省巷道维护费用，本设计采区主要巷道采用锚喷支护，并随时进行锚喷支护监测，确保巷道安全。具体各巷道断面及技术特征详见图4-1、图4-2、图4-3。图4-1运输上山断面图表4-4运输上山特征表巷道支护巷道支护断面积（m2）锚喷厚度形状形状方式净掘（m）（mm）矩形锚喷9.4510.4512.4100图4-2轨道上山断面图表4-5轨道上山特征表巷道巷道形状支护方式断面积（m2）（m）锚喷厚度（mm）净掘矩形锚喷9.4510.4512.4100图4-3回风上山断面图表4-6回风上山特征表巷道形状支护方式断面积（m2）净周长（m）锚喷厚度（mm）净掘矩形锚喷8.19.111.4100表4-7区段运输巷断面特征表巷道支护断面积（m2）设计尺寸（m）净周长喷厚形状方式净掘顶高底宽(m)(mm)梯形锚喷11.812.92.84.214120表4-8区段回风巷断面特征表巷道支护断面积（m2）设计尺寸（m）净周长喷厚形状方式净掘顶高底宽(m)(mm)梯形锚喷11.812.92.84.214120图4-5区段回风巷断面图图4-4区段运输巷断面图第5章采煤工艺5.1采煤方法的选择采煤工艺是采煤系统与回采工艺的总称。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、材料消耗小、低成本、便于管理等因素。设计时，应尽量采用行之有效的先进技术，积极提高机械化水平。应结合本采区的实际情况，采用合理的采煤工艺。1．采区煤层赋存状况及地质构造因素；2．开采水平的划分及采区巷道布置；3．现有技术及设备；4．储量、年产量、服务年限等各项指标。本采区煤层走向长度为1400m，倾向长度1050m，煤层倾角16总厚度12.1m,开采水平布置在-100标高处，该采区除边界断层无明显地质构造，采区煤层为中等涌水量、高瓦斯。根据本采区的实际情况，倾斜长壁采煤方法不适合该采区，故采用走向长壁。这种方法技术成熟，设备的选型多样，使巷道掘进、辅助运输、行人都比较容易，通风线路布置简单，可靠。综上所述，可确定本采区的采煤方法为走向长壁采煤法。5.2采煤工艺 5.2.1机械设备选择 表5-1采煤机型号型号MGT375/750适应煤层倾角范围0º～25º采高1.8-3.5滚筒直径1.8m、2.0m截深800mm、1000mm牵引速度0-6.5m/min牵引型式无链液压牵引机面高度1190mm卧底量200mm适应煤层硬度≤4.5牵引力350KN总重40t表5-2刮板输送机型号型号SGD730/180850KN设计长度200m功率2×90KW输送量500t/h电压1140V中部槽1500×730×220链速m/s0.92表5-3液压支架型号型号ZY3600/14/32外形尺寸5550×1430×1400支撑高度1.4～3.2m支架中心1500mm类型支撑掩护式移架步距700-900mm表5-4工作面主要设备表序号序号设备名称规格型号单位数量1采煤机MGT375/750台12刮板输送机SGD730/180台13液压支架ZY3600/14/32台1284转载机SZB-764/132台15破碎机PGM10台16胶带输送机SSJ1200/3×200M部27回柱绞车JAJ-13台28变电站KSGZY—630/6台29乳化液泵MRB125/320台410调度绞车JD-114台211喷雾泵WPZ-320/63台112照明设备KBY-80/35套1 5.2.2回采工艺过程 1.回采工艺主要包括落煤、装煤、运煤、工作面支护和采空区处理五个方面。根椐本采区地质情况，将矿井生产系统回采工作安排如下：(1)落煤采用走向长壁采煤法，使用双滚筒采煤机割煤，工作面端头割三角煤斜切进刀方式，双向割煤往返一次割两刀，截深0.8m。(2)装煤采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。(3)运煤由刮板输送机经转载机转入区段运输平巷里的胶带输送机，后经运输上山运到采区煤仓，由石门装车站运到井底车场。(4)工作面支护工作面内部用液压支架支护，工作面端头采用端头支架支护，滞后于工作面中间支架一个截深。区段巷道采用超前支护方式，超前在20m左右，主要原因则由于其对地质条件适应性强，而且有利于机头与架子的稳定。(5)采空区外理方法采用全部垮落法处理采空区。 5.2.3循环作业方式和劳动组织形式 工作面采用“四、六”作业制，三班生产，一班检修。工作面劳动组织表如5-5所示，工作面技术指标如5-6所示，工作面循环图表如5-7所示。表5-5劳动组织表表5-6工作面技术经济指标表序号序号指标名称数量1工作面推进长度(m)14002工作面长度(m)194续表5-633工作面采高(m)2.24煤层倾角°()165煤的硬度ƒ()2.56煤的视密度(g∕cm3)1.407进刀深度(m)0.88日进度(m)7.29月进度(m)21610日产量(t)421411月产量(t)12642012工作面回采率(%)95表5-7循环作业图表第6章井下运输和矿井提升6.1矿井井下运输6.1.1运输方式和运输系统的确定 1.采煤工作面的运输方式：工作面用采煤机落煤，煤用可弯曲刮板输送机运输。2.采区运输平巷运输方式：在采区运输巷道内，应用桥式转载机和可伸缩式胶带运输机运输。3.采区回风平巷运输方式：采区回风平巷内铺设轨道运料，1t固定式矿车。4.运输大巷运输方式：在运输大巷和石门内，采用10t架线式电机车牵引3t底卸式矿车运输方式。6.1.2矿车的选型及数量1.架线式电机车台数的确定工作电机车台数计算如下:N=1.5Q(11L+30)/(2100P)式中:N—工作电机车台数,台；1.5—产量与运输不均衡系数；Q—采煤班产量，t；L—运输加权平均距离，km；11—运行时间与运距换算系数；2100—每班工作时间与机车载重乘积；30—装卸及调车时间N＝1.5×1404×(11×0.95+30)/(210010)×＝4.05取N＝5台检修及备用电机车台数取工作电机车台数的25%，但不小于1台。N1＝N×25％＝2台则架线式电机车总台数为7台。2.电机车型号确定本设计矿井选用ZK10－6／250型电机车，该架线式电机各项参数如下表6—1所示。表6-1电机车参数表型号型号轨距电机型号额定电压外形尺寸ZK10-6/250600mmZQ－21250V4500×1060×15503.大巷运输及辅助运输矿车型号确定大巷运输选用3t底御式矿车运输，辅助运输选用1t固定式矿车运输。表6-23t底卸式矿车技术特征表名称名称型号容积载重量轨距轴距牵引高度3t底卸式矿车MDC3.3-63.3m33t600mm1100mm320mm缓冲器外型尺寸：长×宽×高(mm)自重生产厂家型号大牵引力3680××120014001800kg吉林市矿山机械厂双列弹簧式6t 表6-31.0辅助运输矿车技术特征表t 名称名称型号容积载重量轨距轴距牵引高度1.0t固定式矿车MGA1.1-61.1m31t600mm550mm320mm缓冲器外型尺寸：长×宽×高(mm)自重生产厂家型号大牵引力2000×828×1143653kg沈阳煤机厂6t4.确定矿车台数5PN w G式中:W-矿车数量；P-机车质量；N-工作电机车台数；G-矿车装载质量。W=5×10×5/3≈83.3辆取W=85辆检修及备用矿车数取使用矿车的20％W=20％×84≈17所以底卸式矿车的数量为W+W=01辆井下主要大巷采用3t底10t架线式电机车牵引，每列矿车由17辆矿车组成。辅助运输，掘进煤列车和煤矸混合列车由34辆组成 6.1.3采区运输设备的选择 采区运输设备包括工作面运输设备，运输、回风巷运输设备。各设备只选型合理，才能有机的构成一个整体，使煤炭、材料的运输才能协调进行。1.工作面输送能力的确定机采工作面Q=QKKK 运 m123Q—采煤机实际生产能力，t/h；mK—采煤机和运输机同方向运行时调整数，求得1.3；1K—输送机装载不均匀系数，取1.5；2K—煤层倾角和运输方向的关系系数，取0.7。3Qm=234×1.3×1.5×0.7=319t（1）工作面输送机选型原则：刮板输送机输送能力应大于工作面最大生产能力的1.2倍；要根据刮板链的负荷情况，确定链条数目，结合煤质硬度选择链条的结构形式，煤质较硬块度较大时优先选用双边链，煤质较软时，可选用单链或双中链。综上所述，刮板输送机选择型号为：SGD-730/180。（2）转载机选型原则转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力（一般为1.2倍）它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面输送机；转载机的机型，机头传动装置及电动机和中部槽的类型及刮板链类型，应尽量和工作面刮板输送机机型一致，以便日常维修和管理；转载机尾部和工作面输送机头部有一定的卸载高度（约600mm）以避免工作面输送机底链回煤。根据以上原则及本矿采区输送能力，选择转载机型号为：SZB－764/132表6-4转载机参数表型号型号出厂长度质量生产厂家外形尺寸外型尺寸：长×宽×高(mm)SZB－764/13229.7m24.9t山西煤机厂1500×730×220（3）可伸缩带式输送机选型原则：①工作面运输巷带式输送机运输能力，要大于工作面刮板输送机的能力；根据以上原则，选择SSJ1200/3×200M型可伸缩带式输送机。表6-5可伸缩带式输送机参数表型号型号运输能力运距生产厂家带宽/mmSSJ1200/3×200M1200t/h2200m淮南煤机厂12006.2矿井提升系统6.2.1矿井提升设备选择及计算 矿井提升系统主要包主井提升系统和副井提升系统，设备选型过程以及各种特性如下：1.主井提升表6-6多绳摩擦式箕斗参数表型号JDG16/150×4Y名义载重量箕斗自重有效容积17.6m316t17.8t最大提升高度1000m主井采用一对16t从多绳摩擦式箕斗提升，型号为如表6-6所示。ACaT Q fJ J3600tbr式中:Q—一次经验提升量，t/次；JA—矿井年产量；C—主提升设备的提升不均衡系数，有井底煤仓时为110～115； . .—富裕系数，主提升设备对第一水平留有12富裕系数； f 。—提升设备年工作日数，取330d；rT—提升时间，h。J提升时间T的计算过程如下：J H VTmu