七台河龙湖煤矿矿井通风设计

PAGEPAGE68`摘要本设计为七台河精煤集团有限责任公司龙湖七矿0.9Mt/a新井设计，共有7层可采煤层，煤层总厚度为17.2m，煤层工业牌号为焦煤、1/3焦煤。设计井田的可采储量98.21Mt，服务年限为77.94年。本设计矿井采用双立井开拓方式，划分三个开采水平，采用集中大巷布置，大巷采用10t架线式电机车牵引3.0t底卸式矿车运煤、1t固定矿车辅助运输。采煤方法为走向长壁采煤法，采煤工艺为普通机械化采煤工艺，采空区处理方法为全部垮落法。主井采用钢丝绳罐道多绳摩擦箕斗提升，副井采用刚性组合罐道罐笼提升。关键词:开拓水平集中大巷走向长壁AbstractThisisanewdesignof0.9Mt/aforlonghusevenmineofQitaihecoalminingGroup,whichhassevenworkablecoalseams,totalthicknessofcoalseamis17.2m,Thecoalseamindustrytrademarkiscokingcoal、1/3cokingcoal.Theminingfiledworkableis98.21Mt,theservicelifelimitis77.94Theminepitdesignusesthedoubleverticalshaftdevelopment,thisshaftasthreelevels,Adoptionconcentratedbiglanedecoration,themainfunneladopts10telectricalhaulagemotortoleadthe3.0tbottom–dumpbogie,1tstationbogie,Coalwinningtechnelegyisstrikelongwallworking.isconventionalmachinerymining,thegoafiscavingmethodroofcontrol.Thehoistusesthemultiropestorubtheorebasketpromotion,thechippyhoistusestherigidcombinationpotcagepromotion.Keywords:DevelopmentmodelevelGroupingcentralismStrikelongwallmining目录摘要 IAbstract II绪论 1第1章井田概况及地质特征 21.1井田概况 21.1.1交通位置 21.1.2地形地势 21.1.3气候、温度、雨量、风向、风速 31.1.4水系 31.1.5地震史 31.1.6现有生产、在建矿井及小窑生产情况 31.1.7水源和电源 41.2地质特征 41.2.1矿区范围内的地层情况 41.2.2井田范围内和附近的主要地质构造 61.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征 71.2.4岩石性质、厚度特征 81.2.6瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自然性 91.2.7煤质、牌号及用途 91.3地质勘探程度及可靠性 11第2章井田境界储量服务年限 122.1井田境界 122.1.1井田周边状况 122.1.2井田境界确定的依据 122.1.3井田境界未来发展情况 122.2井田储量 122.2.1储量计算范围 122.2.2保安煤柱 122.2.3储量计算方法 132.2.4储量计算的评价 152.3矿井工作制度生产能力服务年限 15第3章井田开拓 173.1概述 173.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 173.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 173.2矿井开拓方案的选择 173.2.1井硐形式和井口位置 173.2.2水平划分及水平标高确定 213.2.3开拓巷道的布置 243.3选定开拓方案的系统描述 243.3.1井筒形式和数目 243.3.2井筒位置及坐标 243.3.3水平数目及标高 243.3.4石门、大巷数目及布置 253.3.5井底车场的形式及选择 283.3.6煤层群的联系 283.3.7采区划分 283.4井筒布置和施工 293.4.1井筒穿过的岩层性质及井硐支护 293.4.2井硐布置及装备 293.4.3井硐延深的初步意见 313.5井底车场及硐室 343.5.1井底车场形式的确定及论证 343.5.2井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度 343.5.3通过能力计算 353.5.4井底车场主要硐室 383.6开采顺序 383.6.1沿井田走向的开采顺序 383.6.2沿井田倾向的开采顺序 393.6.3采区接续计划 393.6.4“三量”控制情况 39第4章采区巷道布置 424.1采区概述 424.1.1设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱 424.1.2采区的地质和煤层情况 424.1.3采区的生产能力、储量及服务年限 424.2采区巷道布置 434.2.1区段划分 434.2.2采区上山布置 444.2.3采区车场布置 454.2.4采区煤仓形式、容量及支护 504.2.5采区硐室简介 514.2.6 采区工作面接续 524.3采区准备 544.3.1采区巷道的准备顺序 544.3.2采区主要巷道的断面示意图及支护方式 54第5章采煤工艺 605.1采煤方法的选择 605.2回采工艺 605.2.1选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 605.2.2选择采面循环方式和劳动组织形式 61第6章井下运输和矿井提升 636.1矿井井下运输 636.1.1运输方式和运输系统的确定 636.1.2矿车的选型及数量 636.1.3采区运输设备的选择 656.2矿井提升系统 676.2.1提升方式 676.2.2矿井主提升设备的选择及计算 67第7章矿井通风与安全 707.1矿井通风系统的确定 707.2风量计算与风量分配 717.2.1风量的计算 717.2.2风量分配 747.2.3风量的调节方法与措施 757.2.4风速的验算 757.3矿井通风阻力的计算 777.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 777.3.2矿井等积孔的计算 787.4通风设备的选择 797.4.1主扇的选择计算 797.4.2电动机的选择 807.4.3反风措施 807.5矿井安全技术措施 80第8章矿井排水 838.1概述 838.1.1矿井水来源及涌水量 838.1.2对排水设备的要求 838.2矿井主要排水设备 84第9章矿井主要技术经济指标 86结论 88致谢 89参考文献 90附录1 91附录2 95绪论我国是世界上煤炭资源丰富的国家之一，我国煤炭探明总储量在九千亿吨以上，居世界前列，已知含煤面积五十五万多平方千米，煤种齐全，煤层赋存条件多种多样，这就要求我国拥有很发达的采煤技术进行开采，才能更充分的利用资源，采矿专业是一门以研究煤层赋存，采煤方法的学科，我国现在的情况是煤炭行业严重缺乏采矿专业人才，这为我们留了很大的发展空间，如今我国煤矿产业正迅速发展，煤矿开采技术不断进步，通过广大采矿人的努力，高效发展现代化的煤炭工业，改进煤炭生产技术，使我国煤矿开采科学赶上国际先进水平。采矿工程专业主要是针对煤矿开采以及生产过程中出现的问题,学习并应用各种开采手段对赋存在地层深部的煤炭资源进行采掘活动,是一门有关国民生产的重要专业科学。通过本次毕业设计，我们把大学期间所学的知识进行系统化的整理，将理论应用于实际当中，完成在校学生向工程技术人员的转变的过程。本次设计不仅是对我们大学学习情况的考核，更是为日后的工作做铺垫，所以毕业设计对我们来说有重大意义：本次设计巩固我们四年来学习的知识，用理论联系实际开阔我们的眼界使我们的专业技能得到发挥，在老师的帮助下实现独立研究设计，培养实事求是,理论结合实际,严肃认真的科学态度和工作作风；熟悉党和国家关于国民经济建设,特别是有关煤炭工业生产建设的方针政策。巩固扩大和深入钻研所学知识,增强计算,绘图等基本技能,进一步培养分析与解决生产实际问题的能力。认真学习《煤炭工业矿井设计规范》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业技术政策》等有关煤炭工业的方针政策、规程规定及相关文件，并在自己的设计中认真贯彻执行。第1章井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置龙湖七矿位于黑龙江省七台河市勃利县北兴农场境内，距七台河市中心25km。地理坐标东经131°12′～131°15′,北纬45°50′～45°53′。勃利至宝清公路从井田中部通过。七台河市距佳木斯市172km，距牡丹江市232km，距哈尔滨市587km。七台河市到以上各市均有铁路和公路相通，交通方便。详见交通位置图1-1。图1-1交通位置图1.1.2地形地势本区地貌为丘陵地形，地面被第四系残积，坡积及洪积层所覆盖，仅东南火山熔岩地形局部裸露。地势总的趋势东南高，西北低，地面最低标高为190.50m，最高标高为382.50本区地貌可分为三种形态：1．堆积地形：西部龙湖河床两岸及沟谷为冲积地层，地势平缓,沼泽湿地遍布。2．堆积侵蚀地形：煤系地层受长期侵蚀，流水冲刷及堆积作用，形成缓波状丘陵地形。3．火山熔岩地形：为中性火山熔岩组成，经剥蚀和切割后形成陡坡峭壁，呈穹窿及脊状低山。1.1.3气候、温度、雨量、风向、风速本区属于寒温带大陆性气候。年最高气温30.5～38.2℃，年最低气温-31～-37.2℃，年平均气温1.1～5.1℃。年降水量为323.9～747.6mm。年蒸发量968.8～1635.3mm。1.1.4水系本区内只有龙湖河位于井田西部，发源于龙湖东沟，全长约19km，流向西北注入倭肯河。该河无固定河道，河谷与沼泽相连。每年的12月至翌年3月结冻。最大结冻深度为1.5～2.0m。该河属于季节性河流，常年流量为8.1.1.5地震史本区地震强烈度为Ⅵ度。1.1.6现有生产、在建矿井及小窑生产情况本区开发历史较长，根据七煤集团的地理位置，矿区分为东部区和西部区，西部区首先开发，目前主要生产的矿井为1985年投产的新建矿，现生产能力为1.3Mt/a，一对斜井开拓；1958年投产的新兴矿，现生产能力为1.2Mt/a，一对斜井开拓；1958年投产的桃山矿，现在生产能力为1.05Mt/a，一对斜井开拓。东部区1986年投产的富强矿，现生产能力1.5Mt/a，一对立井开拓；1991年8月移交的铁东矿，现生产能力为1.5Mt/a，一对立井开拓。与本区以F17断层为界的中心矿以完成初步设计，尚未建设。本区小煤窑开采历史较长，分布范围广，数量多。据二〇四勘探队调查了解，已查清的生产和已废弃小煤窑120个。小煤窑开采的煤层主要有：44#、44下#、46#、54上#，年产量在5OOO～40OOOt不等，小煤窑开采垂深一般在50m内。1.1.7水源和电源1.水源根据已批准的七台河矿区总体发展规划，矿井用水取自桃山水库。2.电源本井电源引自七台河东部变电所。1.2地质特征1.2.1矿区范围内的地层情况本区赋存的地层为中侏罗统万隆组（JW），上侏罗统鸡西群滴道组（d）城子河组（），白垩系桦山群东山组（k、d）及第四系（Q）。自下而上分述如下：1.万隆组（JW）本区仅分布在F1断层以北，本区所见为万隆组地层的一部分，其岩性为正常沉积岩，以粗粒碎屑岩为主，夹粉砂岩，细砂岩及凝灰岩等。本区实控厚度为500m。2.滴道组（J3d）本组仅赋存于本区南部，控制厚度为180m，岩性为粗砂岩，含粒粗砂岩，时夹砾岩层，岩性在横向上变化较大，不稳定。本组与下伏万隆组呈不整合接触。3.城子河组（J3ch）本组是本区主要含煤地层，地层厚度1880m,含煤11层，其中可采煤层7层，可采煤层总厚度17.2m。本组岩性为粉砂岩，细砂岩，粉细砂岩互层，中砂岩，粗砂岩，含砾粗砂岩，4.东山组（k、d）本组地层出露于南部。本区控制厚度为400m。岩性主要为灰——灰绿色安山质角砾岩，砾径3～12cm，偶夹含凝灰质的沉积岩。与城子河组呈不整合接触。5.第四系（Q）为残积、坡积、冲洪积层，由粘土、砂砾石及粉、细、中砂等组成，厚2.5～10m。冲洪积层本区仅在沟谷地带有所分布。与东山组呈不整合接触。图1-2龙湖七矿地层综合柱状图1.2.2井田范围内和附近的主要地质构造勃利煤田大地构造处于新华夏系第二隆起带之上的三江——穆棱河中生代聚煤坳陷带的中部。煤田内主要由一系列褶皱及逆冲断裂所组成，呈现向南突出的弧形构造。本区位于弧形构造东翼，区内褶皱、断层较发育，并伴随岩浆活动。1．褶皱本区总的构造形态为一复式背斜，中部为一向斜,北部为一背斜,F17断层以东,X1向斜与B1背斜平行发育。B1背斜走向NE45°左右，向东倾伏,轴面大体为直立状背斜,局部地块因断块上冲推移作用,南翼地层倾斜缓而北翼陡峭,背斜轴面向北倾。X1向斜轴部走向为NE45°，自西向东逐渐远离B1背斜，轴面大体为直立状向斜。本区褶皱具有以下特征：大部分轴面为直立状，即两翼地层倾斜相差不大，但局部地段不对称，即一翼地层倾斜较陡，而另一翼较缓；普遍具有向东倾伏趋势，即西部出现露地层较老，而东部出现露地层较新，局部也有出现反向倾伏的现象；所有褶皱由浅部向深部均有波幅较大变为波幅较小，亦即由复杂变为简单趋势。2．断层本区断层比较发育，其中大断层有6个：4个倾向断层，2个走向断层。F17断层为西部边界，F54为南北走向断层，F18为南部边界，F4为东部边界，几个倾向断层将井田划分为三大块。F4断层为正断层，走向为NS—NW35°,倾向W，倾角73°，落差最小30m，最大250m，平均F17断层为正断层，走向NW35°—NS，倾向E，倾角53°～75°，落差最小110m，最大520m，平均295mF18断层为正断层，走向NE55°，倾向S，倾角70°，落差最小100m，最大1200m，平均800mF20断层为正断层，走向NW15°—NS，倾向W，倾角38°～62°，落差最小15m，最大330m，平均F54断层为正断层，走向NW27°—NE3O°，倾向E，倾角65°，平均落差50mF91为正断层，走向NW55°—WE，倾向N，倾角17°～53°，落差最小70m，最大164m，平均131m本区断层构造规律如下：总体为北部上升，南部下降的规律；断层成组出现，且性质相同；沿底层走向、地堑、地垒相同出现的规律；本区较大的走向断层为主干断层，其次生断层十分发育。3．岩浆活动本区岩浆活动可分为两期：第一期为大规模侵入活动时期，岩浆侵入煤系地层之中呈岩床产出，镜下鉴定为闪长粉岩，本期岩浆活动在本区有三个岩体。第二期岩体以岩盖形态产出，覆盖于含煤地层之上，分布于高山顶部。镜下鉴定岩性为安山岩。图1-3龙湖七矿主要构造图1.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征本区含煤地层为城子河组。含煤11层，其中可采煤层为7层，可采煤层总厚度为17.2m本区城子河组参与储量计算的煤层有11层，其中参与能利用储量计算的煤层有7层。自上而下分别为58上＃、58＃、59＃、62C＃、63＃、65B＃、67上＃煤层，参与暂不能利用储量计算的有4层，即60上＃、62A＃、64＃、65A＃。可采煤层具有以下特征:（1）可采煤层的赋存范围、赋存部位、赋存标高差别大；（2）可采煤层均为中厚煤层，其中62C＃最厚，平均厚度为2.8m，最薄的58上＃平均厚度2.2m；（3）全区可采煤层除65B＃、67上＃普遍有一层夹石外，其余煤层均为结构简单煤层；（4）煤层厚度变化具有明显规律性，主要煤层的富煤带分叉变薄带一般都是NE—E向条带状分布，有时富煤带与变薄带在纵向上具有一定交叉，也有一定继承性。表1-4可采煤层及顶底板岩性特征表层号煤厚（m）平均间距（m）稳定性发育范围顶板底板最小最大平均58上1.82.32.2稳定全区粉砂岩细砂岩582.12.72.68稳定全区细砂岩中砂岩592.32.92.624稳定全区中砂岩粉砂岩62C2.53.12.896稳定全区粉砂岩粗砂岩632.12.52.333稳定全区粗砂岩中砂岩65B2.02.32.250稳定全区中砂岩粉砂岩67上1.92.62.564稳定全区粉砂岩中砂岩1.2.4岩石性质、厚度特征煤层顶底板多为砂岩，1.2.5本区地下水补给来源以大气降水为主。岩层富水性与区内地形地貌、岩石性质、地质构造等因素有关。七、八月为降水量集中期，地下水位高，二、三月份地下水位最低。1．含水层根据煤层分布情况，自上而下分为两个含水层:第Ⅰ含水层：位于煤系地层上部的第四系地层中，局部发育，主要分在本区北部、西部、中部的地势低洼处，含水层厚2.0m第Ⅱ含水层:位于煤系地层浅部的风化裂隙中，深70～80m，呈面状分布，含水厚度57.73m。地下水存在类型多为潜水。地势低洼处富水，丘陵顶部贫水。2．临近矿井及小窑涌水及积水情况根据地质报告提供的临近矿井及小窑涌水资料，矿井涌水量与雨季和开采深度有直接关系。本区煤层浅部生产与废弃小窑较多，采空区积水将给矿井涌水带来一定补给。3．矿井涌水量根据地质部门对矿井涌水预计，正常涌水量为280m3/h，最大用水量为400m1.2.6瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自然性1．瓦斯全区瓦斯可分三带，浅部为～带,中部为～带,深部为带。本井田相对瓦斯涌出量1.35m3/t，本设计按低瓦斯矿井设计。2．煤尘爆炸性在本区7个煤层全部做了煤的爆炸实验，实验结果全有爆炸性。火焰长度为5mm～大于400mm，加岩粉量10%～80%才能制止。3．煤的自然性本区所有煤层均不自燃。1.2.7煤质、牌号及用途本区煤层以光亮—半光亮型为主。煤硬度小，裂隙发育，质脆易碎。煤的比重为1.33～1.66，平均为1.58。煤的视密度为1.27～1.58平均为1.40。煤的变质阶段为：焦煤、肥煤、1/3焦煤为Ⅲ-Ⅳ阶段、无烟煤、贫煤为Ⅵ-Ⅶ阶段。原煤煤质主要指标：灰分：全区煤灰分为8.04～39.85%,平均为23.69%，属中灰—富灰煤，以中灰煤为主。水分：肥煤为0.15～1.54%，平均为0.75%；1/3焦煤为0.44～1.55%，平均为0.83%；焦煤为0.31～1.18%，平均为0.76%；瘦煤为0.73～0.83%，平均为0.64%；贫煤为0.52～1.06%，平均为0.67%；无烟煤为1.40～1.69%,平均为1.55%。挥发分：肥煤为23.59～34.52%，平均为27.97%；1/3焦煤为28.15～35.94%，平均为30.68%；焦煤为19.98～27.88%，平均为24.46%；瘦煤为17.45～19.89%,平均为18.59%；贫煤为12.30～18.78%,平均为15.70%；无烟煤为7.66～7.80%，平均为7.73%。发热量：肥煤为21.51～32.68MJ/kg，平均为27.97%MJ/kg；1/3焦煤为21.59～31.26MJ/kg，平均为27.69MJ/kg；焦煤为21.26～32.25MJ/kg，平均为27.19MJ/kg；瘦煤为22.61～30.68MJ/kg,平均为27.17MJ/kg；贫煤为25.37～27.70MJ/kg,平均为26.30MJ/kg；无烟煤为24.98～27.06，平均为26.02MJ/kg。粘结指数：肥煤为90～103，平均为97；1/3焦煤为87～102，平均为95；焦煤为53～98，平均为89。胶质层厚度：肥煤为25.5～39.5mm，平均为28mm；1/3焦煤为9.0～25.0mm，平均为21.0mm；焦煤为7.7～25.0mm，平均为19.2mm。本设计矿井全区为高熔灰煤。全区煤层硫的含量为0.29%，属于低硫煤。全区煤层磷的含量基本属于低磷—中磷煤。本区煤的主要用做炼焦用煤，亦可作为动力和民用煤。1.3地质勘探程度及可靠性1．井田地面小窑较多，对小窑的开采范围，现有小窑生产情况应进一步调查清楚，以便留设安全防水煤柱。2．煤层顶底板岩性不全，厚度不清，应分层列出，并应有物理机械性质资料。3．全井及一水平高级储量太低，全矿仅为19%，一水平为24%。4．矿井瓦斯没有定量或定性的资料。5．地质报告中缺少地震烈度和洪水位资料。第2章井田境界储量服务年限2.1井田境界2.1.1井田周边状况本设计井田位于黑龙江省七台河市勃利县北兴农场境内，距七台河市中心25km。勃利至宝清公路从井田中部通过。目前周边主要生产的矿井为新建矿、新兴矿、桃山矿、富强矿、铁东矿。2.1.2井田境界确定的依据井田境界：南以F18断层为界，东以F4断层为界，西以F17为界，深部以-600m标高为界。东西走向长4km，南北5km，面积202.1.3井田境界未来发展情况井田中央有一X1大向斜，中部深入-600m标高以下，矿井未来发展可开发此处深部煤田。2.2井田储量2.2.1储量计算范围储量计算范围：南以F18断层为界，东以F4断层为界，西以F17为界，深部以-600m标高为界，浅部至煤层氧化带露头，氧化带垂深为25m。2.2.2保安煤柱留设的煤柱主要有工业广场煤柱、井田境界煤柱及断层边界煤柱。1．井田境界煤柱：井田边界留设煤柱20m。2．断层煤柱：本区断层较大，其中个别断层有较大的破碎带，每侧留25m3．工业场地煤柱：工业广场留设15m的维护带。本区工业广场煤柱按照冲击层=45°，基岩==77°，°－0.6岩石移动角设计。2.2.3储量计算方法计算方法：煤层底板等高线投影水平面分块法。计算公式：块段工业储量=块段面积×块段平均厚度×视密度/cos——煤层平均倾角可采储量计算公式：Z=(Zc-P)×C式中：Z——可采储量Zc——工业储量P——永久煤柱损失C——采区回采率,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；地方小煤矿不低于0.7。经计算得：本矿井的工业储量为13094.32万t，可采储量为9820.74万t，可以进行矿井设计并以此数据为设计依据。附表2-1、表2-2。表2-1可采煤层储量计算总表层号工业储量（万t）可采储量（万t）58上2090.351567.77582308.431731.32592024.931518.7062C2239.491679.63631612.161209.1265B1387.861040.8967上1431.081073.31合计13094.39820.742.2.4储量计算的评价根据以上储量计算方法获得的储量是比较可靠的，工业储量为13094.32万t，可采储量为9820.74万t，可以进行矿井设计，并以此为设计依据。表2-2分煤层分水平储量计算表一水平煤层工业储量A+B+C(万t)（万t）可采储量（万t）工业场地井田境界断层巷道合计开采损失58上689．70．8105．548．3224．66147．77517．2758761．781．585．548．3236．86153．59571．3359669．222．565．548．3222．36145．69501．1762C739．03805．548．3221．86162．9554．2763532．011105．548．3224．86108．14399．0165B457．711205．548．3225．8688．57343．2867上472．2514．205．548．3228．0690354．19合计432050038．8158．21147．029343240二水平煤层工业储量A+B+C(万t)（万t）可采储量（万t）工业场地井田境界断层巷道合计开采损失58上564．395004．546．8061．3479．83423．2258623．275004．546．8061．3494．47467．4559546．735004．546．8061．3475．34410．0462C604．535004．546．8061．3489．8453．3963435．285004．546．8061．3447．47326．4665B374．725004．546．8061．3432．33281．0467上386．395004．546．8061．3435．26289．80合计3516．37350031．7547．63429．38449．712637．28三水平煤层工业储量A+B+C(万t)（万t）可采储量（万t）工业场地井田境界断层巷道合计开采损失58上836．1414．306．7210．0831．09177．95627．1158923．3714．306．7210．0831．09199．75692．5359809．9714．306．7210．0831．09171．4607．4562C895．8014．306．7210．0831．09192．86671．8563644．8614．306．7210．0831．09130．12483．6565B555．1414．306．7210．0831．09107．69416．3567上572．4314．306．7210．0831．09112．02429．32合计5257．83100047．0470．56217．61096．873943．362.3矿井工作制度生产能力服务年限本矿井年工作日330d，三班生产一班准备，每日净提升时间16h。本矿井已查明的工业储量为13094.32万t，计算本井田内工业广场煤柱、境界煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的6.25%，各可采煤层均为中厚煤层，按矿井设计规范要求确定本矿的采区采出率为80%，由此计算确定本井田的可采储量为9820.74万t。根据地质报告的资料描述、煤层储量、地质构造、煤层赋存条件等因素，初步确定三个方案，即矿井生产能力为0.6Mt/a,0.9Mt/a，和1.2Mt/a三个方案，分析论证如下：按照公式P=Z/AK其中P——为矿井设计服务年限；Z——井田的可采储量；A——为矿井生产能力；K——为矿井储量备用系数，一般取1.4；计算得P1=116.91a；P2=77.94a；P3=经与《煤炭工业矿井设计规范》及本设计矿区的实际情况核对，确定为77.94年比较合理的服务年限，即本矿井的生产能力为0.9Mt/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井田附近，新建矿为一对斜井开拓；新兴矿为一对斜井开拓；桃山矿为一对斜井开拓；富强矿为一对立井开拓；铁东矿为一对立井开拓。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：（1）井田地质和水文地质条件；（2）煤层赋存和开采技术条件；（3）地形地貌和地面外部条件；（4）技术装备和工艺系统条件；（5）施工技术和设备条件；（6）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：1．本井田所在位置属于丘陵地形，地面被第四系残积、坡积及冲洪积所覆盖,厚度为2.5～15m。2．地面标高为190.50～382.50m，一般标高为230.00m，工业场地宜选在现对比较开阔的阶地上，标高高于+3．本井田煤层浅部赋存标高一般在+200m，深部开采到-600m标高，垂深一般在800m。4．顶底板为粉砂岩、粗砂岩等硬质岩层，稳定性好。3.2矿井开拓方案的选择3.2.1井硐形式和井口位置1．井硐形式根据煤层赋存条件，设计考虑三种井筒开拓方案。一方案：一对立井开拓二方案：一对斜井开拓三方案：主斜副立综合开拓立井开拓的优点：（1）井筒能通过复杂的地质条件，机械化成度高，易于自动控制。（2）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。立井开拓的缺点：（1）井筒施工复杂，基建投资大。（2）在水平交替时，井筒延伸比较困难。（3）提升能力较小，不适合大型矿井。斜井开拓的优点：（1）斜主井采用胶带输送机提升能力大，运输连续容易实现自动化。（2）在水平交替时期，胶带输送机提升有利于两个水平同时生产，斜井井筒延深比较容易解决。（3）斜井施工比较简单。斜井开拓的缺点：（1）由于煤层赋存较深，采用斜井开拓井筒长度大，用多台胶带输送机提升，环节多，投资高，生产费用高。（2）工业场地及井筒压煤量大。（3）副井井底偏于井田一翼，辅助运输费用高。斜立综合开拓既有二者的优点又有缺点，本井因地面地势变化大，选用斜立综合开拓在技术上不合理予以排除，就一方案，二方案经济比较如表3-1。表3-1立、斜井开拓经济分析比较表（一水平）立井开拓斜井开拓单位主井副井主井14°副井25°断面面积㎡35358.787.05长度m50945717911035掘进一米单价m/元291244151034929支护一米单价m/元96971559760734852掘进总费用万元148.22201.79185.2496.20支护总费用万元493.59712.801087.66502.28合计万元1556.41877.38结论：方案一立井开拓无论是技术上还是经济上均较合理。2．井筒位置井筒位置就是确定井筒沿煤层走向和倾向上的具体尺寸，并用直角坐标予以表示，根据井上下自然条件设计中考虑了3个井位方案。一方案一方案井口位置选在（5081500，44441500）附近，地面自然标高在236m～268m之间，井口自然标高为253m，第四系地层厚约4.0m。该方案采用立井，三个水平开拓，井底采用卧式车场、石门、大巷布置。采区基本采用上山布置，分区通风方式，初期采区为西一采区。优点：1．首采区为西部煤田，此处煤田地质条件好，可选用综合机械化采煤，可迅速达到设计产量，缩短投资回收期。2．井筒不穿断层，便于维护。3．工业场地比较平坦，填挖方量少。缺点：1．井口偏离井田中央，中部采区、西部采区及二水平、三水平运输距离长、费用。2．初期工程量大，投资高。二方案二方案井口位置选在（5082700，44442200）附近。地面自然标高为198m～236m之间，井口自然标高为210m，第四系地层厚约6.5m。该方案采用立井，三个水平开拓。井底车场采用刀式车场、石门、大巷布置。采区基本采用上山开采，分区通风方式，初期采区为中一采区。优点：1.井筒位于井田中央，较好的连接南北两部分储量区。2．地面标高低，井筒垂深较短。3．工业场地保护煤柱压煤量少，仅压第三水平储量。缺点：1．一水平石门长，增加投资及运输费用。2．投资回收期长，初期掘进量大。3．工业场地周围小窑较多。三方案三方案井口位置选在（5082150，44442500）附近。地面自然标高为210m～240m之间，井口自然标高为230该方案采用立井，三个水平开拓。井底车场采用刀式车场、石门、大巷布置。采区基本采用上山开采，对角式通风方式，初期采区为中一采区。优点：1．井筒距离首采区较近。2．井筒不穿断层，便于维护。3．工业场地及井筒保护煤柱仅压少量一水平首采区储量。4．井筒延伸至二、三水平，与北区深部联系方便。经分析比较，三方案较合理。3.2.2水平划分及水平标高确定本井田煤层赋存浅部最高标高在+200m左右，一般在+150m，煤层开采深部境界为-600m标高，开采垂深在750～800m。水平划分考虑了两个方案，一方案为2个水平开拓，二方案为3个水平开拓，如图3-2、图3-3所示：图3-2一方案两水平图3-3二方案三水平两个水平开拓方式，水平标高为-300m和-600m。垂高为530m和300m根据本井煤层赋存条件，考虑初期工程量省，水平储量和服务年限基本合理等原则。设计采用三个水平开拓，一水平-200m标高，二水平-400m标高，三水平-600m标高。其中一水平可采储量为32.4Mt，服务年限为25.7a，二水平可采储量26.7Mt，服务年限20.9a，三水平可采储量为39.4Mt，服务年限31.29a3.2.3开拓巷道的布置根据煤层赋存条件及构造分布情况，大巷难以规则地沿层布置，根据采区划分，初期采区布置等，大巷布置考虑了以下原则：根据井口位置，使大巷工程量省，特别是初期工程量省；巷道少穿断层，特别是破碎带较宽的断层；一水平大巷尽量不压一、二水平同时生产的采区，即二水平初期采区；合理通风，一水平部分巷道做为二水平回风之用。根据以上原则及本井煤层赋存条件、褶曲、断层较发育，大巷无法沿煤层或岩层有规律的布置，故一水平采用集中大巷布置方式。3.3选定开拓方案的系统描述3.3.1井筒形式和数目本矿设有4个井口。其中主、副井各一个，风井两个，均为立井，主井用于提升煤炭，副井运送人员、提升矸石、运输材料及入风作用。3.3.2井筒位置及坐标主井（5082125，44442500）副井（5082150，44442562）3.3.3水平数目及标高本设计采用三个水平开拓，一水平为-200m标高，垂深420m。二水平400m标高，垂深200m。三水平为-600m标高，垂深200m。如图3-4所示：图3-4水平划分示意图3.3.4石门、大巷数目及布置1．大巷数目：一条主运输石门，三条采区石门，一条运输大巷，两条回风大巷。2．运输大巷布置：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；没有瓦斯与煤的突出，无严重自燃发火等情况下，应优先考虑采用煤层大巷。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，资源有限、服务年限短的煤层；煤层群（组）下部的薄及中厚煤层中开集中大巷的煤层；煤质坚硬，围岩稳定，维护简单的煤层；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；煤层坚硬而顶板松软或膨胀，难以维护的煤层。(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。在具体条件下是采用岩石大巷还是煤层大巷需要做全面细致的方案比较才能合理的确定。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；当煤层起伏褶曲较多时，巷道弯曲转折多，机车运行速度受到限制，运输能力降低；为了便于巷道维护，巷道维护留设保安煤柱增多，煤柱回收困难，资源损失大；煤层有自燃发火危险时，一旦发火就要封闭大巷，导致矿井停产，而且因煤柱受影响破坏，封闭效果不好，处理火灾困难。综上所述，煤层大巷与岩石大巷相比缺点大于优点，岩层大巷的优越性更大。在本设计井田中，由于58上#、58#、59#煤层间距小，其它煤层间距较大，因此可将运输大巷布置在59#底板岩层中，有关大巷及石门断面技术特征如表3-5所示。表3-5大巷（石门）断面特征表巷道形状支护方式断面积（m2）设计尺寸（m）净周长(m)喷厚(mm)净断面掘进断面顶高底宽半圆拱锚喷12.5113.483700380013.371003．回风大巷：本设计根据煤层露头有25m垂深氧化带及回风大巷必须布置在稳定基岩中的准则将回风水平定为+184m标高处。3.3.5井底车场的形式及选择井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和提升两个环节的枢纽，是矿井生产的咽喉。因此，井底车场设计是否合理将直接影响着矿井的安全和生产。由于井筒形式、提升方式、大巷运输方式及大巷距井筒的水平距离不同，井底车场的形式各异。影响井底车场形式选择的因素：保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性；调车简单，符合有关规程、规定；管理方便，弯道及交叉点少；井巷工程量小，建设投资少，便于维护，生产成本低；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，缩短建设时间。根据上述井底车场形式选择因素及本矿自身的因素，经分析比较后决定采用刀式折返车场。3.3.6煤层群的联系本设计井田有58上＃、58＃、59＃、62C＃、63＃、65B＃、67上＃7个可采煤层，其中58上＃、58＃、59＃三个煤层距离较近，采用联合开拓，其它煤层为分煤层开拓，下行式开采顺序。3.3.7采区划分本井田共有7个可采煤层，本井田划分的依据如下：1．根据煤层间距情况划分采区。2．根据不同块段，开采层数，合理集中划分采区。3．尽量加大采区储量，有条件情况下加大采区走向长度。4．根据断层为界划分采区。综上所述，一水平共划分13个采区。如图3-6：图3-6采区划分示意图3.4井筒布置和施工3.4.1井筒穿过的岩层性质及井硐支护参见综合柱状图和井筒开拓剖面图。本设计矿井井筒穿过的岩层性质如下：冲积层、砂岩、砂砾岩。根据主副井围岩性质，、结合本设计实际情况确定主副井筒支护方式如下：主井井筒表土段：混凝土砌碹，煤层段：料石砌碹，基岩段：锚喷支护。副井井筒表土段：混凝土砌碹，煤层段：料石砌碹，基岩段：锚喷支护。3.4.2井硐布置及装备本矿井为双立井开拓。主井用于提煤。直径为6.5m。采用钢丝绳多绳摩擦组合罐道，布置一对9t多绳箕斗，支护形式为混凝土砌壁支护。主井壁厚为40副井担负全矿人员、材料、设备及矸石提升的任务，并作为入风井。井筒内设有排水管、压风管、消防水管、洒水管、动力通信、提升信号、临控电缆和梯子间安全口。直径为6.5m。采用槽钢组合罐道，布置一对1t双层四车罐笼，支护形式为主、副井断面见图3-7、图3-8。3.4.3井硐延深的初步意见图3-7主井断面图3-8副井断面根据本设计矿井水平划分方案，该矿井的主、副井筒从地面布置到一水平后需要延伸。为了保证采区正常接续和均衡生产，本矿井将延伸原主副井，从-200m水平延伸至-600方案一：直接延伸原有主副井；优点：可以充分利用原有设备和设施，提升系统简单，转运环节少，经营费用低，管理方便。缺点：原有井筒同时担负生产和延伸任务，施工和生产相互干扰，接井技术难度大，矿井将短期停产；延伸两个井筒的施工组织复杂，延伸后提升长度增加，提升能力下降。方案二：暗斜井延伸；优点：生产与延伸相互干扰小，暗斜井做主井，系统简单，提升能力大，可充分利用原有井筒提升能力。缺点：增加了提升、运输环节和设备；通风系统复杂。通过上述两种方案比较，初步决定采用立井延伸方案，井筒仍按原有主、副井延伸。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是连接井下运输的枢纽，井下的煤通过井底车场经井筒运至地面，地面的材料和设备通过井筒，经井底车场运到各个工作面。排水、通风、动力供应及人员上下等，也必须通过井底车场。井底车场的形式必须适应井下运输和井筒提升的要求。井筒形式、提升方式、大巷运输方式的不同，井底车场的形式也各异，井底车场形式必须满足下列要求：1．保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性；2．调车简单，管理方便，弯道及交叉点少；3．操作安全，符合有关规定，规范要求；4．井巷工程量少，建设投资省，便于维护，生产成本低；5．施工方便，各井筒间，井底车场巷道间迅速贯通，缩短建设时间；井底车场形式的确定应根据井田地质条件、井型大小、大巷布置、提升方式及生产系统等因素确定。该矿井井底车场形式的选择依据如下：1．矿井设计生产能力为0.9Mt/a，年工作日330d，实行四六工作制，每日净提升为16h，矸石量占煤产量的20%，掘进煤量占煤产量的5%。2.本矿采用双立井，三个水平，集中运输大巷方式开拓。3.一水平大巷运输采用10t架线电机车牵引3t底卸式矿车方式运输。辅助运输采用1t固定式矿车运输。4.本矿井地址条件较好，属于低瓦斯、低涌水量矿井。综上所述，结合本矿井实际情况，本矿井设计选用刀式折返车场3.5.2井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度1．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：（1）中型矿井的主井空、重车线长度各为1.0～1.5列车长；（2）副井空、重车线长度，中型矿井按1.5列车长；（3）材料车线长度，中小型矿井应能容纳5～10个材料车；3.存车线长度的计算①主井空、重车线的长度：Lsh=Nt×n×Lm+Ll＋Lbw+Ls式中：Lsh——存车线长度，m；Nt——列车数目，列；n——每列车的矿车数，辆；Lm——每辆矿车带缓冲器的长度，m;N——电机车长度，m；Lbw——道岔基本轨终点至警冲标的距离，m；Ls——制动距离，取10m。经过计算得：主井Lsh=1.5×15×3.7+4.5+5+10=102.75m取副井Lsh=1.5×25×2.25+4.5+5+10=103.8②材料车线有效长度Lma=nc×Lc式中：Lma——材料车线有效长度，m；nc——材料车数，辆；Lc——每辆材料车带缓冲器的长度，m；Lma=nc×Lc=10×2.25=22.5m；取233.5.3通过能力计算1．井底车场线路布置的要求（1）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。（2）井底车场线路布置时，应充分考虑各硐室布置的合理性；（3）井底车场的线路工程量小；（4）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；（5）尽量减少道岔和交岔点；（6）线路布置要有利于通风；（7）底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题。2．井底车场线路布置图和调度表见下表3-8、3-9：矿井日产原煤0.3万t，日产掘进煤为3000×0.05=150t，3t底卸式矿车日运煤量为3000×0.95=2850t。3t底卸式矿车列车数为2850/（3×15）=64列。每日运矸石量为3000×0.15=450t，1t箱式矿车列车数为（450+150）/（1×25）=24列。每日进入井底车场的3t底卸式矿车数与1t煤矸列车数之比为64/24=8:3每一调度循环时间为20min，列车进入井底车场平均间隔时间为20/3=6.67min，列车在井底车场平均运行时间为6.30min，3t底卸式矿车在井底车场平均运行时间为6.12min，1t箱式列车在井底车场平均运行进间为6.5min。3.通过能力计算按公式计算：N=TaQ/1.15T式中:N——井底车场年通过能力，t;Ta——每年运输工作时间等于矿井设计年工作日数与日生产时间的乘积，min;Q——每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤重，t；T——每一调度循环时间,min；1.15——运输不均衡系数；N=300×16×60×Q/1.15T=28.8×104×(3×15+2×1×25)/(1.15×20)=1189565t通过能力富余系数为1189565/900000=1.32>1.3。满足设计规范要求。3.5.4井底车场主要硐室井底车场主要硐室包括主排水系统硐室，主变电所，运输硐室，井下爆破材料库及爆破材料发放硐室，安全设施硐室，井下急救站，等候室等。1.主井硐室主井设有3t底卸式矿车卸载站硐室，井底煤仓，清理散煤硐室。2.副井硐室副井与井底车场连接处设有中央水泵房，中央变电所，水仓及清理水仓图3-8井底车场线路图井底车场运行图表3-9硐室，中央水泵房与中央变电所联合布置，使供电距离缩短，水仓用人工清理。3.其它硐室调车室，医疗室，机车维修房，消防材料室，等候室，工具室等。3.6开采顺序开采顺序是指矿井采掘工作的顺序，应做到采掘并举，掘进先行。合理的开采顺序应满足下列要求：保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常接替，以保证矿井连续稳产，高产；符合煤层采动影响关系，最大限度地开采煤炭资源；合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，提高矿井的劳动生产率，简化巷道布置；降低掘进率，减少井巷工程量和基建投资。3.6.1沿井田走向的开采顺序根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，井田采用单翼开采，这样有利于矿井的均衡生产和合理配采，有利于生产的连续性，有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理。全矿井分为西、中、东三部分，三部分交替开采。3.6.2沿井田倾向的开采顺序本矿井由于地址条件的具体情况，先开采南部较浅煤层，逐步向北部深部延伸。3.6.3采区接续计划根据井田的地质条件，以自然断层划分采区。将该井田第一水平划分为13个采区，采区接续表3-10。表3-10一水平采区接续表3.6.4“三量”控制情况三量指准备煤量、开拓煤量和回采煤量。1.矿井开拓煤量的确定开拓煤量是指井田范围内已掘进的开拓巷道所圈定尚未采出的可采储量。本设计矿井采用集中大巷和采区石门开拓。集中大巷应掘过采区石门50m,采区石门应掘至上部煤层,才可将石门划入计算范围之内。《煤炭工业设计规范》规定,开拓煤量可采期一般为20a以上。可按下式计算：Zd=(Zog－Zg－Pdd)×C式中：Zd——开拓煤量，Mt；Zog——已开拓范围内的地质储量，Mt；Zg——地质损失，是因为地质及水文地质条件不利所造成的损失，包括含水大、煤层厚度小、断层多等原因不能采出的储量，Mt；C——采区回采率，％；Pdd——开拓煤量可采期内不能开采的煤量，指留设的临时和永久煤柱,Mt。本设计矿井的开拓煤量计算：ZK＝32.4Mt2.准备煤量的确定准备煤量是指只开拓煤量范围内已完成开采所必须的采区运输巷道,采区回风巷道,采区上山,区段石门及采区车场等掘进。掘进工程所圈定的可采储量,也就是矿井已生产和准备的采区包有的可采储量。《煤炭工业矿井设计规范》规定,准备煤量可采期一般为3～5a年以上。可按公式计算：Zp＝∑（Zpg-Zg-Zd）×C式中：Zp——准备煤量，Mt；Zpg——各采区所圈定的工业储量，Mt；Zg——采区内的地质损失，Mt；Zd——在准备煤量可采期内不能开采的煤量，Mt；本设计矿井准备煤量：Zc＝6.6657Mt3.回采煤量的确定回采煤量是准备煤量范围内已为采煤巷道所圈定的可采储量。也就是已生产和准备接替的各采煤工作面尚保有的可采储量。当采煤工作面受开采程序限制,暂时不能开采时,不能计入采煤煤量。《煤炭工业矿井设计规范》规定,回采煤量可采期一般应在6个月以上。回采煤量可按下式计算：Zn＝∑Znd×cn式中Zn―回采煤量；∑Znd―已为采煤巷道所固定的可采储量；cn―工作面回采率；本设计矿井回采煤量计算得Zn＝3604t。根据有关规定，开拓煤量、准备煤量、回采煤量都应该有一定的可采期。设计矿井可采期的计算：（1）开拓煤量可采期=期末开拓煤量÷当年计划或设计生产能力=32.4÷（1.4×0.9）=25.7a>（2）准备煤量可采期=期末准备煤量÷当年平均月计划产量或平均月计划能力=6.6657÷（1.4×0.9）=5.29a>5（3）回采煤量可采期=期末准备煤量÷当年平均日计划产量或平均日计划能力=0.3604÷（1.4×0.4）=0.64a>在一般情况下，矿井三量符合上述规定即能达到平衡，并有一定的合理储备，但其为概括性指标，三量可能符合要求但不一定满足接续要求，所以三量只可作采掘关系的参考指标。经过以上计算可“三量”及可采期满足设计规范要求，可以移交生产。第4章采区巷道布置4.1采区概述4.1.1设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱初期采区位置选择要求：煤层埋藏浅，赋存稳定，地质构造简单，上面的薄煤层尽量少压煤或不压煤的中厚煤层。初期采区的高级储量比例高于第一水平的高级储量比例，并有足够的储量满足生产能力和服务年限的需要。尽量布置在井筒附近，井巷的距离短，工程量少。尽量躲开铁路、桥梁、重要的建筑物、水体等。本设计主采区为中一采区，位于井田南部中央地段，该区东以F20断层为界，西以F54断层为界，南以F18断层为界，下部至-200m一水平标高，上部为煤层露头，本采区走向长1390m，倾向730m，面积为0.6本采区煤柱包括采区范围内的巷道煤柱，断层煤柱，按采矿设计手册之规定，一般煤层大巷保护煤柱两侧各宽50～80m，上