采矿工程-七台河精煤集团新建二矿18Mta新井设计

摘要本设计矿井为七台河矿业集团有限责任公司新建二矿1.80Mt/a新井设计，共有5层可采煤层，煤层平均厚度为1.5m，煤层工业牌号为1/3焦煤。设计井田的可采储量为177.37Mt，服务年限为70.4年。本设计矿井采用双立井开拓方式，划分两个开采水平。采用集中大巷布置，大巷采用10吨蓄电池式电机车牵引3.0t底卸式矿车运输，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。提升设备为主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。由于井田倾斜长度较大，且为缓倾斜煤层，以及煤层地质条件等因素影响，决定本井田内全部采用倾斜长壁采煤法开采。关键词：开采水平;可采煤层;开拓方式走向长壁Abstract177.37keywords：thelevel;workablecoalseam;developmentmethod;;alignmentlongwall;useablerederves摘要 IAbstract II第1章井田概况及地质特征 11.1井田概况 11.1.1交通位置 11.1.2地形地势 21.1.3气象地震 21.1.4水源及电源 21.2地质特征 21.2.1矿区内的地层情况 21.2.2地质构造 31.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征 31.2.4岩石性质厚度特征 51.2.6沼气煤尘及煤的自燃性 61.2.7煤质牌号及用途 71.3勘探程度及可靠性 8第2章井田境界及储量 112.1井田境界 112.1.1井田周边情况 112.1.2确定井田的依据 112.1.3井田境界 112.1.4井田未来发展情况 122.2井田储量 122.2.1井田储量的计算 122.2.2保安煤柱 132.2.3储量计算的评价 142.3.1矿井工作制度 142.3.2矿井生产能力及服务年限 152.3.3矿井设计服务年限 15第3章井田开拓 163.1概述 163.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 163.1.3确定井田开拓方式的原则 173.2矿井开拓方案的选择 183.2.1井硐形式和井口位置 183.2.2开采水平标高 243.2.3开拓巷道的布置 243.3选定开拓方案的系统描述 263.3.1井硐形式和数目 263.3.2井硐位置及坐标 263.3.3水平数目及高度 273.3.4大巷数目及布置 283.3.5井底车场形式的选择 313.3.6煤层群的联系 333.3.7带区划分 333.4井筒布置及施工 353.4.1井硐穿过岩层的性质及井硐维护 353.4.2井硐布置及装备 353.4.3井筒延伸的初步意见 363.5井底车场及硐室 373.5.1井底车场形式的确定及论证 373.5.2井底车场的布置 373.5.3井底车场通过能力验算 393.5.4井底车场主要硐室 403.6开采顺序 403.6.1沿煤层走向的开采顺序 413.6.2沿煤层倾斜方向的开采顺序 413.6.3带区接续计划 423.6.4首带区选择及三量计算 42第4章带区巷道布置与带区生产系统 444.1带区概况 444.1.1设计带区的位置、边界、范围、带区煤柱 444.1.2带区地质和煤质情况 444.2带区巷道布置 444.2.1区段划分 444.2.2带区煤仓形式，容量及支护 454.2.3采区硐室简介 464.2.4带区工作面的接续 474.3带区准备 504.3.1带区巷道的准备顺序 504.3.2带区主要巷道的断面及支护方式 50第5章采煤方法 525.1采煤方法的选择 525.2回采工艺 525.2.1、选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 525.2.2工作面循环方式和劳动组织形式 53第6章井下运输和矿井提升 566.1矿井井下运输 566.1.1运输方式和运输系统的确定 566.1.2矿车的选型及数量 566.2矿井提升系统 586.2.1矿井主提升设备的选择及计算 58第7章矿井通风系统的确定 607.1矿井通风系统的确定 607.1.1概述 607.1.2通风系统确定的因素 607.2风量计算与风量分配 617.2.1风量计算 617.2.2风量分配 667.2.3风量的调节方法与措施 677.2.4风速的验算 687.3矿井通风阻力的计算 697.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 697.3.2矿井等积孔的计算 717.4通风设备的选择 717.4.1主扇的选择计算 717.4.2电动机的选择 727.4.3反风措施 727.5 矿井安全技术措施 72第8章矿井排水 768.1概述 768.1.1矿井水来源及涌水量 768.1.2对排水设备的要求 768.2矿井主要排水设备 778.2.1排水系统和排水方式简介 778.2.2主排水设备及管路选择计算 78第9章带区供电 819.1矿井供电系统概述 819.1.1电力用户的分级和电压等级 819.1.2、地面变电所 819.1.4带区供电 819.2带区电器设备的型号及数目 829.3变压器容量选择 839.4电缆选择计算 83第10章矿井主要技术经济指标 86总结 88附录1 91煤矿瓦斯爆炸原因分析 91附录2 95第1章井田概况及地质特征新建二矿位于黑龙江省七台河矿区西北部，行政区属七台河市新兴区。矿址距七台河火车站约2.5公里。东南距七台河矿务局15公里。地理坐标：东经130°53′,北纬45°45′。新兴区内有矿区专用线经七台河站与牡佳线接轨。公路可通往依兰、佳木斯、鸡西、宝清、密山、哈尔滨等市级县及对苏口岸。铁路、公路、交通运输都很方便。交通位置详见图1-1：图1-1新建二矿交通位置示意图新建二矿地形属漫岗及丘陵区，地势特点是西高东低，标高在160～190米之间，井田内有新老两条七台河，均为季节性河流，新七台河河床宽约20米，平水期流量0.5m3/秒，洪水期流量为10～25m3/秒。老七台河平水期流量小于0.m3/秒，洪水期流量10～30m3/秒、井田北部有倭肯河，属常年河流,河宽约30米，水深1～2米，平水期流量10～30m3/秒，洪水期流量达1000m31、温度、气温、降水量、结冻期、风速属于亚寒带，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500mm。年蒸发量968.8～1635.3mm。冻结期为11月至翌年4月，最大冻结深度为1.29～1.96m。年间多西北风，年平均风速为2.3～4.4m/s，最大风速16～33m/s。2、地震根据辽宁省地震大队1964年地震资料本区地震强烈度为Ⅵ度。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、电源根据1986年1月3日七台河矿物局与佳木斯电业局会谈纪要及达成协议，本井电源引自七台河西部变电所。1.建二矿地层为中生上侏罗统鸡西城子河组下部，地层厚度约800米，含煤24层，总厚11.93米，含煤系数1.9％。2.现将各段地层自下而上分述如下：第一段：上自97层顶板20米处含动物化石，层位往下城子河组，底砾岩，厚约250米，以粉砂岩细砂岩为主，以底砾岩化石层位，99层顶板浅灰绿色凝灰岩（厚0.4-0.6米）为主要标志，含煤五层其中99层局部可采，据桃山部分钻孔揭露底砾岩约厚20-30米，再往下是火山碎屑岩，系滴道组。第二段：上限至82层顶板40米处粗砂岩含水层上，厚约300米，以细、中砂岩为主，岩性往上渐粗，85层直接顶为含云母砂岩，87层直接顶为含粗砂岩。此段含煤5层，其中82#、85#、87#、90#、91#五层煤是新建二矿主要开采煤层。本段含煤系数高达4%,是七台河矿区主要含煤地层段之一。第三段：上限74层底板到91层顶板40米止，厚约160米，岩性以中粗细砂岩为主，从下往上渐细，沉积完整，含煤7层，81、80、79、78、77、76、75层等这些煤层全不可采，供小窑开发。第四系：松散冲积层不整合覆盖于煤系地层之上，厚2-20米。：表1-1断层特征表序号断层号与煤层走向关系基本特征控制程度摆动可靠程度走向倾向倾角性质落差/m1F4斜交N20°-40°WNE50°正20-7058-11863-23561-13±10可靠2F9斜交N38°-50°WN40°-52°W50°正50-20061-7761-127±30可靠1．煤层对比的方法和依据：经生产实践和补充勘探证实，原矿井地质报告关于煤层对比方法正确，对比可靠，煤层对比的主要标志层：87层顶板含砾粗砂岩石，94层顶板云母粉砂岩，97层顶含动物化石层位。99层顶板浅灰绿色凝灰岩层，100层顶板云母粉砂岩，全区较发育。2．煤层组合特征，85与87层，90与91层，95与96层为典型的伴生煤层，层位稳定，层间距微变，易于识别和对比。本井田内有煤24层，其中可采和局部可采13层，而82#、85#、87#、90#、91#五层煤是新建二矿主要开采煤层。其赋存状况，各煤层特征及变化规律见表1-2，及图1-2：表1-2可采煤层特征表1-2煤岩层综合柱状图1.2.4岩石性质厚度特征图新建二矿区内岩性较细，主要由粉砂岩、细砂岩、粉细互层、中砂层及煤层组成，仅有较少的粗砂岩，含烁砂岩。煤层和岩层的物性差异均比较明显，各岩层的密度差别较小，γ─γ曲线在各种岩层反应平直煤层异常反应明显，岩石硬度多数为中等硬度的砂岩类。各类岩石的物理性质详见表1-3，岩石力学强度见表1-4：表1-3岩石的物理性质指标表3表1-4岩石力学强度见表岩石名称抗压强度σc(MPa)抗拉强度σt(MPa)摩擦角φ(°)内聚力C(MPa)砂岩20-2004-2535-508-40泥灰岩10-1002-1015-303-201.2.5井田水文地质情况新建二矿地形大部分属漫岗，标高一般在160-200米，井田北部及中部为河谷水文地质区，西部及南部为丘陵水文地质区。岩层的富水性主要决定于构造裂隙的发育和补给条件，我矿深部煤层（100-101层）露头正处在倭肯河河床下，故补给来源丰富。浅部各煤层，除大气降水补给地表强风化裂隙带外，没有其他来源，由于岩层裂隙发育程度随着埋藏深度增加而减弱，所以岩层的富水性有明显的垂直分带，由于岩性的不同，岩层的含水性极不均匀，不但存在分带规律且有分层规律。82#85#87#90#91#新建二～～历年来新建二矿所采各煤层多属低硫、低磷，中低灰分的焦煤和1/3焦煤，其中1/3焦煤占62.3％，发热量一般在6500～7500大卡/千克。1．煤层的物理性质已开采各煤层多为亮煤，半亮煤或半暗煤，水平层状构造，结构致密，质脆，垂直节理发育，玻璃光泽，踞状或平面断口，镜下多见凝胶化基质，木质镜煤，丝炭，角质化物质较少，并以角质层为主，树脂体则少，透明基质和形态分子，含量少等，且发鲜红色，形态分子结构不规整，镜下可见无机物，有石英碎屑及菱铁矿物等。2．化学性质及煤种从生产实际和深部钻孔看，我矿煤质变化规律符合希尔特定律。A挥发份随深度增加而降低，B煤的变质程度随深度增加而提高，如：82#为1/3焦煤，煤层85#、87#、90#、91#均为焦煤。现将主要开采煤层煤样分析见表1-5：3．煤的工艺特性现开采煤层多属中低灰份，灰分多为内在灰份。系二氧化硅、氧化铝、氧化铁等，氧化镁、氧化钙较少，故灰熔点达1250℃以上。煤的可选性为易选，易选中等煤的可选性灰份与粒度成正比，如层随着粒度的增大，灰份逐增，是因为结核状无机物难破碎而致。煤样分析详见表1-5：表1-5煤样分析表为了更好地满足煤炭生产的需要，合理利用煤炭资源，为给二水平延深提供可靠的地质资料，根据矿务局勘探队1998年提交的新建深部补勘地质报告和1991年本科提供的矿井地质报告和十余年的井巷工程资料，对1991年提交的原矿井地质报告进行修改和补充。对以往的采探实际成果及补充勘探成果，全面收集，系统整理，综合分析。根据钻探以及井巷新揭露的地质资料，修改构造，重新核实储量，矿井生产，开拓深部和长远规划提供了可靠的地质资料依据。随着开采深度增加，煤炭生产对测量精度、地质构造分析的精度，以及绘图精度的要求进一步提高，本次报告的数据资料、图纸及文字说明均用计算机处理，其精度达到相当高的水平，对生产应用既方便又可靠，减少了由于人为因素的影响而造成的误差，尤其是微机绘图一项为全国首创。历次地质工作及质量评述：1956年108勘探队在区内进行普查找矿工作，并于1957年末提出了西至青龙山，东至新兴，面积约204平方公里的概查。1958年204勘探队在概查报告基础上，进行了七台河区（包括胜利深部、浅部)的普查勘探，当年提出了中间资料，继而越过详查阶段，进行了精查，1959年末提出精查报告，因勘探深度不够又继续进行补充勘探报告，并于1960年5月提出了精补报告。204队在1964年提交了胜利深部精查补充勘探报告和七台河勘探区地质最终报告（第二次精查补充）。1958年～1964年204勘探队在本区共施工216个孔，工程量67282.82米。1970年局地测处勘探队在本区施工一个浅部补勘孔，进尺122.0米。1978年～1986年局地测处勘探队对本区深部（-400米～800米）进行补充勘探，共施工了28个孔，进尺21865.79米，其中五个孔在-400米以上，其可采煤层点73个，综合评级结果为甲级39个，乙级18个，丙级16个，甲乙级层点率为78％，其中测井甲乙级层点率为100％。新建二矿深部勘探地质报告1988年10月提交，于1988年12月经东煤公司批准，共获B+C级储量2622.20万吨，表外储量424.8万吨。1991年矿井地质报告，经东煤公司批准共获得A+B级储量4615.5万吨C级储量6866.2万吨，表外储量3211.6万吨。本井田内共布有22条勘探线，共施工了245个钻孔，总工程量89270.61米，平均每平方公里为3.7个钻孔。本次报告井田利用钻孔234个，外围利用11个。可采煤层点987个，其中甲级642个，乙级204个，丙级141个，甲乙级层率为84.7％质层率100%。第2章井田境界及储量新建二矿与新立、新兴相连，与新立矿开采同一组煤层，以七台河河床中心和+80、-250、-400米标高为界分割，与新兴矿以74层底板为界，故本矿的安全生产和邻矿安全生产互为影响，本矿的开采对新兴矿工业广场及井巷工程有较大的影响，因此本次报告充分考虑这一因素，并留设永久煤柱。新建二矿井田内小窑开采历史较长，因历史原因，除早期开采的小煤窑资料收集不全外，近十多年小煤窑资料齐全，现生产的矿务局系统的3对，市政小井15对。小煤矿开采煤层大都是边缘三角煤或不计量、灰分超限的煤层，对本矿的安全生产无影响。1.以地理地形,地质条件作为划分井田境界的依据.2.要适于选择井筒位置,安排地面生产系统和各建筑物.3.划分的井田范围要为矿井发展留有空间.4.井田要有合理的走向长度,以利于机械化程度的不断提高.井：东：以右边界为界；西：以青龙山为界；南：以下边界为界；北：以98层煤煤层露头为界；井田走向长度：5800m倾向长度：3600m勘探面积：18.15km2新建二矿井田煤层赋存稳定，地质条件简单，煤炭资源储量丰富，有很好的发展前景，有改扩建的潜力。（一）矿井初步设计应计算以下储量：1.矿井地质储量：勘探（精查）报告提供的储量，包括“能利用储量”和“暂不能利用储量”；2.矿井工业储量：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，A、B、C三级储量的计算方法，应符合国家现行标准《煤炭资源地质勘探规范》的规定；3.矿井设计储量：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失量后的储量；4.矿井设计可采储量：矿井设计储量减去工业场地的保护煤柱，矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区回采率。（二）矿井工业储量是指井田精查地质报告提供的平衡表内A+B+C级储量，它是矿井设计的依据。井田工业储量应按储量块段法进行计算：块段储量=块段面积×段平均厚度×容重/cosθθ——为煤层平均倾角计算得Zc=85.7×250000×1.4×5×104/cos11°=2445.77Mt（三）矿井可采储量的计算Z=(Zc-P)×C中：Z——可采储量，Zc——工业储量，MtP——永久煤柱损失，MtC——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。计算得：Z=（188.5-7.5）×0.98=177.38Mt详见表2-1。（一）保护煤柱的留设方法1.工业场地及主要井巷保护煤柱留设（1）工业场地保护煤柱留设，应在确定地面受保护面积后，用移动角圈定煤柱范围。移动角数值应采用本矿区实测数据或与本矿区条件类似的矿区的实测数据选取。工业场地地面受保护面积应包括受保护对象及围护带，围护带宽度为15m。（2）不包括在工业场地范围内的立井，圈定其保护煤柱时，地面受保护对象应包括轿车房，井口房或通风机房风道等，围护宽度为20m。圈定立井保护煤柱时，应根据井筒深度、岩性、用途、煤层赋存条件及地形特点等因素，按国家现行标准《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定执行。（3）斜井受保护对象应包括绞车房、井田、斜井井筒及井底车场。井口围护宽度应为10m。（4）当斜井大巷、上、下山位于煤层中时，其保护煤柱宽度，可按本矿区或与本矿区条件类似的矿区经验确定；或根据实测资料用分析法确定。斜井或巷道上方的煤层是否留设保护煤柱，应根据巷道距地表的垂深，巷道所在的围岩性质，巷道与煤层的法线距离等因素确定。斜井或巷道下方煤层，应从巷道保护煤柱边界起，用岩层移动角圈定保护煤柱。2.断层带及井田径界煤柱的留设断层带及井田境界煤柱可按照实习矿井所留设煤柱尺寸获取20～50m的煤柱宽度来计算。并不是所有的地面建筑物、河流等均须留置保护煤柱，设计时应结合实习井的具体情况和“三下”采煤理论进行分析。（二）新建二矿井田边界煤柱留设及断层、井筒周边煤柱的留设井田边界煤柱留设为20m；断层带煤柱留设为20m；井筒周边煤柱留设为15m；地面留设50m煤柱。新建二矿矿井设计的各类储量计算严格按照有关规定执行。由于技术水平所限，储量的计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定误差。详情见表2-1表2-12.3矿井工作制度生产能力服务年限根据《设计规范》规定：1．矿井年工作日按330天计算；2．矿井每昼夜四班工作，其中三班半进行采、掘工作，半班进行检修；3．每日净提升时间16h小时。一.根据《设计规范》，矿井的设计生产能力应为：大型矿井：120、150、180、240、300、400及以上（Mt/a）；中型矿井:45、60、90（Mt/a）；小型矿井：9、15、21、30（Mt/a）；除上述井型以外，不应出现介于两种设计生产能力的中间井型。二.矿井设计生产能力方案比较新建二矿矿井已查明的工业储量2445.77Mt，估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%，各可采层均为薄煤层，按矿井设计规范要求确定本矿的采区采出率为%，由此计算确定本井田的可采储量为Mt。根据地质报告的资料描述，煤层储量丰富，煤层生产能力大以及煤层赋存深等因素，初步决定采用中型矿井设计。并初步确定三个方案，即矿井生产能力为1.20Mt/a，1.50Mt/a和1.80Mt/a三个方案，分析论证如下：按照公式P=Z/AK式中，P——为矿井设计服务年限，a；Z——井田的可采储量,Mt；A——为矿井生产能力,Mt/a；K——为矿井储量备用系数，一般取1.4；计算得：P1=；P2=36.2a；P3=34.2a；经与《规程》和采矿设计手册相核对，确定70.4a为比较合理的服务年限，即本矿井的生产能力为1.80Mt/a。矿井设计服务年限P=Z/AK式中，P——为矿井设计服务年限，a；Z——井田的可采储量,Mt；A——为矿井生产能力,Mt/a；K——为矿井储量备用系数，一般取1.4；计算得：p=Z/AK=17737.64.4）=70.4a。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新建二矿位于黑龙江省七台河矿区西北部，行政区属七台河市新兴区。矿址距七台河火车站约2.5公里。东南距七台河矿务局15公里。地理坐标：东经130°53′,北纬45°45′。3.1.2影响本矿井开拓方式的因素及其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（特别是表土层情况）；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：a.地表因素本井田属于缓坡丘陵地形，井田北部及中部皆为平原。地表平均标高+67m。b.煤层赋存情况整个井田的煤层上部标高在-50m，下部标高在-700m，整个矿区共有5层可采煤层，即82#、85#、87#、90#、91#煤层，五层煤全区发育。煤层走向长度为5.8km，倾向3.6km。本井田煤层系缓倾斜中厚煤层，平均倾角在11°左右。(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。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，快矿井建设。(2)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。(3)合理开发国家资源，减少煤炭损失。(4)必须惯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。(6)根据用户需要，应将不同煤质、煤种的煤层分别开采。在一定的井田地质条件、开采技术条件下，矿井开拓巷道有多种布置方式，开拓巷道的布置方式通称为开拓方式。合理的开拓方式，一般应在技术可行的多种开拓方式中进行技术经济分析比较后，才能确定。开拓方式按照井筒的倾角不同（水平、倾斜、垂直）分为平硐开拓、斜井开拓、立井开拓和综合开拓方式（平、斜、立井中的任何二或三种形式相结合进行开拓）等四种方式。开拓方式依据井筒（或平硐）与煤层位置的不同又有若干分类。一、平硐开拓：在侵蚀基准面以上的山岭或丘陵地区的煤层，由地面开凿通向煤层的平硐，可利用平硐开拓煤田的全部或一部分。二、斜井开拓：对于表土层较薄、煤层赋存较浅、水文地质条件简单的煤田，一般都可以采用斜井开拓。斜井开拓在各种倾角煤层开拓中都得到了广泛的应用。三、立井开拓：适应性很强，可用于各种地质条件，同时在技术上也成熟可靠。一般在表土层厚、煤层赋存深时，应采用立井开拓。(一)井筒形式平硐开拓是最简单的开拓方式，有很多突出优点。首先我们应该考虑平硐开拓方式是否可行。参照平硐开拓方式适用条件，结合本设计井田的地形地质及煤层赋存特征可知：平硐开拓方式的条件不具备。因此，平硐开拓方式对本设计井田不适用，排除采用平硐开拓方式。由于本井田地势平坦，表土较厚，若斜井开拓则倾向过长，不宜采用。所以确定采用立井开拓。依据本井田的地质状况、煤层赋存情况及井型、服务年限等要求，对本井田开拓方式选择提出三种方案：1、方案一：双立井开拓方式2、方案二：双立井开拓方式（井筒位于井田中部）3、方案三：双立井加暗斜井开拓方式井筒布置方案一详见图3-1，方案二见图3-2，方案三见图3-3：图3-1双立井开拓方式图3-2双立井开拓方式（井筒位于井田中部）图3-3双立井加暗斜井开拓方式(二)技术比较方案一：双立井开拓方式优点：1．适应性强，技术成熟可靠；2．井筒短，提升速度快，提升能力大；3．通风断面大，风阻小，满足大风量要求；4．便于井筒延伸；5．对于开采深部赋存煤层有长处。缺点：1．初期投资大，建井期限稍长；2．需要大型的提升设备；3．多水平开拓，立井石门长度大，掘进工程量大，掘进费用高。（井筒位于井田中部）1．适应性强，技术成熟可靠；2．井筒短，提升速度快，提升能力大；3．通风断面大，风阻小，满足大风量要求；4．便于井筒延伸；5．对于开采深部赋存煤层有长处。缺点：1．初期投资大，建井期限稍长；2．需要大型的提升设备；3．多水平开拓，立井石门长度大，掘进工程量大，掘进费用高。方案一：双立井开拓方式方案三：双立井加暗斜井开拓方式(三)经济比较考虑到各煤层间距较小，一般都在15m左右，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，大巷设于82#煤层底板下垂距40m的方案1和方案3的区别仅在于第二水平是用暗斜井还是直接延伸立井。两方案的生产系统较简单可靠。两方案对比，第一方案多开立井井筒（2×200），阶段石门（1050m）和立井井底车场；并相应增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。而第3方案则多开暗斜井井筒（倾角10度，2×1000m）和暗斜井上、下部车场；并相应的增加了斜井的提升和排水费用。粗略的估算，工作的环节少，人员上下较方便，在方案3中未计入暗斜井上、下部车场的石门运输费用，以及方案1在通风方面优于方案3，所以决定采用方案1。具体方案分析见表3-1、3-2、3-3、3-4：表3-1方案分析表方案方案1方案3基建费/万元立井开凿2×200×7298.5×10＝291.94主暗斜井开凿1000×1230.4×10＝123.4石门开凿1050×583.2×10＝61.24副暗斜井开凿1000×1230.4×10＝123.4井底车场1000×598.2×10＝59.82上下斜井车场（300＋500）×593.2×10＝47.4总计小计267.5小计292.2表3-2生产经营费用表项目方案1方案2工程量/万t·km单价/元·（t·km）费用/万元工程量/万t·km单价/元·（t·km）费用/万元大巷及石门运输（3．75＋1）×7089.4＝33674.650.78426400.9256（3.75＋0.2）×8012.4＝31648.980.7724369.7146表3-3生产经营工程量项目方案1方案2工程量工程量大巷及石门运输/万元·km4.75××7089.4＝33674.654.77×8012.4＝38219.15表3-4生产建设费用方案方案1方案2费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费267.30267.30基建工程费1201.741201.74总费用27907.2128528.40从以上各表可以看出，方案1的运输费用低于方案3。另外，从开采水平来看，方案1仅需延伸一次立井，对生产影响少于方案3（因方案3需延伸2次）。因此，确定方案1为最优方案。四、井口位置井口位置的选择是井田开拓的重要组成部分。井口位置与开拓方式要相互协调，经综合比选后择优确定，特别是提、运煤炭的主井位置还要与地面生产系统、工业广场布置相匹配，需要综合考虑的主要因素和原则如下：(一)井下条件1．井田走向储量中央或靠近中央位置，使井田两翼可采储量基本平衡；2．井筒应尽量避开或少穿地质及水文复杂的地层或地段；3．勘探程度及初期工程量。(二)地面条件1．井筒位置应选在比较平坦的地方，并且满足防洪设计标准；2．井口要避开地面滑坡、岩崩、雪崩、泥石流、流砂等危险地区；3．井口及工业场地位置必须符合环境保护的要求；4．工业场地不占或少占用良田；5．井口位置要与矿区总体规划的交通运输、供电、水源、居住区、辅助企业等的布局相协调，使之有利生产、方便生活。在本设计井田中，提出三种井筒位置方案，详见图3-4、3-5、3-6所示：方案一：井筒位于井田浅部方案二：井筒位于井田中部方案三：井筒位于井田深部图3-4井筒位于井田浅部图3-5井筒位于井田中部图3-6井筒位于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，煤柱尺寸最小，压煤最少，但石门最长；(2)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；(3)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；(4)本井田煤层均为缓倾斜中厚煤层，井田走向长度不大，但倾斜长度较大，从有利井下运输和保证初水平合理的服务年限出发，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井田的井筒位置在井田的中部稍靠上方。煤层赋存为倾斜状态时，一般由浅部向深部开采，以达到工程量少、建设速度快、投资省、成本低的效果。根据煤层的赋存条件和倾斜长度，一个井田可以单水平开采，亦可以多水平开采（从上往下逐水平开采）。每个开采水平设井底车场和运输大巷，供该水平各采区煤的外运、辅助运输和通风用。煤矿科技迅猛发展，高度机械化的基础上实现高度集中化是主要的发展方向，高产高效矿井要求集中在一个水平，1～3个工作面生产。这就要求加大工作面、采区和水平的走向及倾斜尺寸，要求有丰富的资源、储量和较长的服务年限。水平上、下山开采方式是优越的，可保证生产合理集中化，稳定生产，节省总井巷工程量，经济效益好。因此使用上俯斜开采的意义很大。在条件适宜时，应该优先考虑使用仰俯斜开采。本设计井田水平标高的确定主要考虑了以下几个因素：(1)合理的水平服务年限；(2)煤层赋存条件及地质构造；(3)生产成本；(4)水平接替；(5)井底车场及其主要硐室的位置应尽量处于较好的岩层内。根据上述因素，本设计井田设计提出如下两个水平标高划分方案采用井田划分两个开采水平，一水平标高-350m，二水平标高为-550m。一水平实行仰俯斜开采，二水平实行俯斜开采。开拓巷道是指为全矿井、一个水平或若干采区服务的巷道，如井筒、井底车场、主要石门、运输大巷和回风大巷（或总回风道）、主要风井等。一．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（人员、矸石、材料、设备等）以及通风、排水和管线敷设，服务年限很长。根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为单煤层布置（称分煤层运输大巷），分煤组布置（称分组集中运输大巷）和全煤组集中布置（称集中运输大巷）．采用集中运输大巷时，各煤层（组）间用采区石门联系。当煤层倾角太大时，层间联系也可用溜井或斜巷。大巷布置方案比较见3-5：表3-5大巷布置方案比较表(一)分煤层大巷适用条件1．煤层数不多，层间距大，石门长；2．井田走向长度短，服务年限不长；3．井底车场或平硐在煤层顶板；4．煤质牌号不同，要求分采，分运；5．产量风量均大，需要疏解；6．各煤层底板均有坚硬岩层。(二)分组集中大巷适用条件1．煤层数多，层间距大小悬殊；2．按煤层的特点根据运输，通风要求组合，经济上有利；3．多水平生产，容易解决运输与通风的干扰问题。(三)集中运输大巷适用条件1．适用于煤层层数多，层间距不大的矿井；2．井田走向长度大，服务年限长；3．下部煤层底板有坚硬岩层，容易维护；4．煤质牌号不相同，要求分采分运；5．自然发火严重，便于分区，分段处理事故；6．采区尺寸大，石门长度短。依据本井田的地质条件及煤层赋存状况：本井田共有可采煤层5层，即82#、85#、87#、90#、91#五层煤，五层煤间距为70m。针对上述情况，方案二集中大巷布置，方案一采区大巷长度很大，工程量增加，费用高，经济上不合理。故而采用方案二。本设计井田采用一对立井开拓，即主井、副井。另外还设有回风井。主井用以提升煤炭，副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备及兼作进风井，回风井专门用于回风。1．地处井田储量中央,2．有较好的地形条件：井口处标高+67m，地面坡度不足2°，平正土方量小；3．交通条件好：靠近哈同公路。确定井筒坐标：①主井井口坐标：XA=5070624.05，YA=-88620.4；②副井井口坐标：XB=5070594.5，YB=-88718.4；主井井口标高为+67m，副井井口标高为+68m，拟定二水平为井筒最终水平。主井井深517m，副井井深517m，两井筒中心线间距为94m，提升方位角为24度主井井筒直径5.5m，副井井筒直径6.5m，均采用整体式混凝土井壁，井壁厚度450mm。根据煤层的赋存条件和倾斜长度，一个井田可以单水平开采，亦可以多水平开采（从上往下逐水平开采）。每个开采水平设井底车场和运输大巷，供该水平各带区煤的外运、辅助运输和通风用。煤矿科技迅猛发展，在高度机械化的基础上实现高度集中化是主要的发展方向，高产高效矿井要求集中在一个水平，1～2个工作面生产。这就要求加大工作面、带区和水平的走向及倾斜尺寸，要求有丰富的资源储量。本设计井田水平标高的确定主要考虑了以下几个因素：1．合理的水平服务年限；2．煤层赋存条件及地质构造；3．生产成本；4．水平接替。5．井底车场及其主要硐室的位置应尽量处于较好的岩层内。根据上述因素，本设计井田设计提出水平划分方案如下：方案一：井田划分两个开采水平；一水平标高-350m，二水平标高为-550m。一水平实行上下山开采，二水平下山开采。方案二：井田划分三个开采水平，一水平标高-250m，二水平标高-400m，三水平标高-550m。水平划分及服务年限如见表3-6：可采储量（Mt）服务年限（a）方案一一水平36.2二水平34.2方案二一水平54.7722二水平53.7921.4三水平68.8030表3-6水平划分及服务年限表由该表可知，方案二的一水平服务年限达不到规范要求的服务年限，水平储量严重不足，而方案一的水平服务年限能够满足一水平服务年限不小于30年的基本要求，储量充足，且有利于带区接续，巷道利用率高，吨煤成本相对较低。故而采用方案一的水平划分方法，即划分为两个开采水平，两个水平标高分别为-350m和-550m。一水平采用仰俯斜开采，二水平采用俯斜开采。1．大巷数目：一条运输大巷，一条回风大巷。2．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、褶皱比较小时，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：①单独开拓的薄煤层或中厚煤层；②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；④煤质坚硬，围岩稳定，维护简单，费用不高的煤层；⑤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；⑥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，安全条件高，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，见图3-7：图3-7大巷方案比较图方案一：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：①煤层大巷的巷道维护困难，维护费用高；②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；③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；④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，岩层大巷的优越性还是主要的。在本设计井田中，由于煤层间距较小，应布置岩石集中大巷。有关大巷及石门断面技术特征详见图3-6，3-7，石门断面见图3-8，大巷断面见图3-9，石门断面特征见表3-7，大巷断面特征见表3-8：图3-8石门断面图巷道形状支护方式断面积（m2）设计尺寸（m）净周长(m)喷厚(mm)净掘顶高底宽半圆形锚喷15.016.04.054.313.5100表3-7石门断面特征表图3-9大巷断面图表3-8大巷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)净掘顶高底宽半圆形锚喷14.1015.803367410013.1150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直接影响矿井的安全和生产。1．设计依据(1)矿井设计生产能力及工作制度；(2)矿井开拓方式；(3)井筒及数目；(4)矿井主要运输巷道的运输方式；(5)矿井瓦斯等及通风方式；(6)矿井地面及井下生产系统的布置方式；2．设计要求(1)井底车场富裕通过能力，应大于矿井设计生产能力的30%；(2)井底车场设计时，应该考虑到增产的可能性；(3)尽可能提高井底车场的机械化水平，简化调车作业，提高井底车场通过能力；(4)应该考虑主、副井之间施工时便于贯通；(5)井底车场线路应该考虑结构简单，运行及操作系统安全可靠，管理使用方便，布局合理，注意节省工程量，便于施工和维护；(6)为了保护井底车场的巷道和硐室，在其所在范围内应该留设相应的保安煤柱。3．立井井底车场的基本类型(1)环形式：立式、斜式、卧式(2)折返式：梭式、尽头式4.井底车场形式选择：(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，弯道及交岔点少；(3)操作安全，符合有关规程、规范；(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、井底车场与主要运输巷道间能迅速贯通，缩短建井工期；(6)当大巷或石门与井筒的距离较大时，能够布置下存车线和调车线，可选择立式井底车场；(7)井底车场形式也取决于矿车的类型，当采用定向卸载的底纵卸式、底侧卸式矿车时，其卸载站（即主井车线）可布置折返式，亦可布置环形式。但其装车站的线路布置必须与其相对应。综上所述，根据井底车场所处的地质构造，井筒与大巷的相对位置及地面生产系统的布置，结合本设计矿井的有关设计参数，通过对各种形式井底车场的适用条件及优缺点做简单比较后，初步拟定本设计井田井底车场形式为环形立式车场。本设计井田煤层群开采时的联系方式是联合准备，即82#、85#、87#、90#、91#五层煤组成一个统一的采准系统，准备巷道为五个煤层共用，大巷采用集中布置方式。煤层倾角一般在11°左右。本设计带区斜巷按逆倾向（反倾斜）布置，由于带区斜巷要与带区下部车场相连，所以注定了带区下部车场要向集中运输大巷的下帮开掘，带区下部车场方位与集中运输大巷垂直，然后施工一个回头，与带区斜巷相连。上述带区下部车场、带区煤仓和带区运输斜巷的布置方式，是一种最佳组合方式，以最少的工程量实现了集中运输大巷与各煤层的联系并保障了各项功能的完善。带区运输入风斜巷和带区运料回风斜巷倾角相同、层位相同、各自的下部车场工程量相同，从而保证了每层煤仰、俯斜工作面采止线能顺畅地贴近，避免了在采止线附近维护采空区巷道和Z形通风现象的发生。带区斜巷的层位按穿过一水平煤层群剖面图几何中心点考虑。带区斜巷倾角均取最佳角度24°。带区运输入风斜巷中的设备选用铸石刮板运输机，投资少，运营费低。带区运料回风斜巷中的运输设备可选用绞车硐室在斜巷上部的单钩串车运输方式，也可采用绞车硐室在斜巷下部的单轨吊车运输方式，还可以采用内燃机车牵引的单轨吊车，实现从带区运料回风斜巷的辅助运输的连续化。带区运输入风斜巷和带区运料回风斜巷一般是平行交替布置，它们之间的间距是一个工作面的长度。带区运料回风斜巷与煤层群最下部煤层有一交点，自交点沿最下部煤层施工一回风联络巷与处在最下部煤层中的集中回风大巷相连，构成回风回路，这条回风联络巷始终担负回风的任务。同理，带区运输入风斜巷在类似位置也有一个回风联络巷，其功能是在带区运输入风斜巷仅担负掘进任务时为掘进工作面回风；当带区运输入风斜巷担负运输、入风和掘进任务时，回风联络巷中的风门关闭，分带运输巷的掘进工作面的回风与两个回采工作面串联，即“半掘串一采”。本设计井田走向长度较大，地质构造复杂，欲从井田边界沿整个阶段前进开采，无论从时间、投资和实际开采技术条件上都要受到限制，势必按技术要求将井田沿走向划分为采区，并按一定的顺序回采，每个采区有一套生产设施，包括上下山提升、运输设备，以便独立进行生产与准备。将井田划分为若干采区时应该考虑如下原则：(1)根据《煤炭工业设计规范》，采区宜双面布置，当受地质条件限制时或安全上有特殊要求时，可单面布置；(2)采区走向长度不大，两翼均不超过1500m，可以不划分采区，直接从井田境界后退式回采；(3)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、生产能力及巷道维护等因素综合考虑；(4)初步设计一般负责划分一水平采区，需要沿走向全长统一考虑，做到初后期统筹兼顾，全井合理，更有利于初期生产；(5)采区划分要考虑采区接续关系，使其适应各翼储量及产量分配；(6)采区划分要有意识地缩短大巷，又要充分注意人为境界外延的可能性；(7)煤层稳定、开采条件好、生产能力大的采区，走向长度要适当增大；(8)开采多煤层井田，应尽量联合布置采区，搞集中生产；(9)初期采区尺寸要适应目前输送机长度及电压降的控制范围，后期采区尺寸可适当加大。结合上述原则，本设计井田以井田境界内的断层为界，将整个井田划分为6个采区，如图3-10所示：图3-10带区划分示意图本设计井田采用双立井开拓方式，布置两个井筒，井筒穿过的岩石大部分为粉砂岩，有少部分的细砂岩和中砂岩，详见综合柱状图。依据井筒特征及装备情况，参考地质及水文地质资料，对本设计矿井井硐支护形式提出以下两种技术可行方案：方案一：砌筑式（砂浆砌体）方案二：整体灌注式经比较，方案二较方案一相比，有如下优点：(1)整体性好，强度较高；(2)防水性能好；(3)便于机械化，施工方便，劳动强度低。所以本设计井筒支护形式为混凝土整体灌注式，主副井井壁厚度均为450毫米井筒断面布置应综合考虑井筒围岩性质、运输方式、通风安全等因素，具体遵循原则如下：(1)符合《煤矿安全规程》《煤炭工业设计规范》，对通风、运输、管线布置的要求，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)当提升容器发生掉道或跑车事故，对井筒中各种管线或其他设备的破坏减小到最低程度；(4)合理使用断面空间，减少井筒工程量。根据设计矿井生产能力、服务年限、提升方式等实际情况，本设计矿井井筒按有关规定布置运输设施及辅助设施，采用断面尺寸见图3—11：图3-11主副井筒断面主井：装备一对12t多绳提升箕斗，担任提煤任务，并兼作采区及井底车场的回风井；井筒净直径5.5m，井筒深度398.2m，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矿车双层四车多绳罐笼（其中一个为标准罐笼，另一个为非标准的加宽罐笼），并给二水平生产时预留一个1t矿车双层四车多绳标准罐笼与平衡锤的位置。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400m，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。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-350水平延伸至-550水平。井筒延伸方案主要有以下两种：1）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；2）方案二：暗斜井延伸（即利用暗斜井或暗立井开拓下一水平，原有主副井不延伸）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，并参照井筒延伸原则及本井田煤层赋存特征，初步决定采用立井延伸方案。井底车场形式的确定应该根据井田地质条件、井型大小、井田开拓方式、大巷运输方式、地面布置及生产系统等因素来选择。该矿井井底车场形式的选择依据如下：(1)该矿井设计生产能力为1.8Mt/a，年工作日330d，实行三八工作制，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，两翼来煤量基本相等；(3)主要运输大巷采用10t架线式电机车牵引3.0t底卸式矿车，每列由18辆矿车组成。辅助运输采用1.0t固定式矿车；矸石掘进煤的运输采用1t固定箱式矿车，运送设备用1t平板车，运送材料用1t材料车及集装箱。矸石、掘进煤、设备和材料可采用混合编组列车。列车长为30辆矿车。每个矿车均采用600mm轨距。(4)本设计矿井属于高瓦斯、低等涌水量矿井；综合以上所述，结合设计要求，经分析比较后，本设计矿井拟选用3.0t底卸式矿车环立式井底车场。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.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)中小型矿井的主井空、重车线长度各为1.0～1.5列车长；(2)副井空、重车线长度，中小型矿井按0.5～1.0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；(4)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①主井空、重车线，副井进、出车线长度为L=m×n×Lk+NLj+Lf（3-1）式中L—主井空、重车线，副井进、出车线有效长度，m；m—列车数目，列；n—每列车的矿车数，按列车组成计算确定；Lk—每辆矿车带缓冲器的长度，m；N—机车数,台；Lj—每台机车的长度，m；Lf—附加长度，取10m。a.主井m=1列，n＝18辆，L1＝4m，N=1台，L2＝4.5m，L3＝30m；则L＝1×18×4+1×4.5+10＝85.5，取L＝87mb.副井m=1列，n＝28辆，L1＝2.0m，N=1台，L2＝4.5m，L3＝15m；则L＝1×28×2.0+1×4.5+15＝75.5，取L＝80m②材料车线有效长度为L=nc×Lc+ns×Ls（3-2）式中L—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；ns—设备车数，辆；Ls—每辆设备车带缓冲器的长度，m；依据公式（3-2）得L=nc×Lc+ns×Ls=10×2.4=24m；根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长80m。4.调车方式3.0t底卸式列车厢采用通过式调车，1.0t固定式列车采用顶推调车。各列车运行详见井底车场运行图表3-12：图3-12井底车场运行图1)按运量和净载重计算本设计生产能力为1.8Mt/a，日产煤6000t，矸石量占15%，日运量为900t；掘进煤占6%，日运量为360t；井底车场线路布置采用3.0t底卸矿车运煤，10t架线电机车牵引，每列车内由20辆矿车组成；辅助运输采用1.0t固定式矿车，每日3.0t底卸式列车数=5640/（3×22）=85.5列；每日煤矸混合列车数（900＋360）/（13×1.5+9×1.57）＝24.2则列车数为63.3：24.2＝3：1。每一调度循环内有3列3.0t底卸式矿车和1列1.0t固定式矿车组成，每一调度循环时间192min，列车进入井底车场的平均间隔时间=19.2/4=4.8min；列车在井底车场平均运行时间=（3×555.6+751.5）/4=604s。2)井底车场通过能力计算N＝25.2×(3×18×13+1×9×1.5)/（11.5×19.2）=2.304Mt/a；车场通过能力富裕系数为K＝2.304/1.8=1.33>1.3井底车场通过能力满足<<规范>>要求。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、清理井底散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。主排水泵房和主变电所应联合布置，以便使主变电所向主排水泵房的供电距离最短。为防止进下突然涌水淹没矿井，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0.5m，水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置闭门。3．其它硐室其它硐室有调度室、医疗室、电机车车库及修理间、以及充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站等。其位置应根据线路布置和各自要求确定。开采顺序是指矿井采掘工作应有计划、有步骤地按一定顺序进行，做到采掘并举，掘进先行。因此，要研究采煤和掘进安排特点，了解有关政策与规程、规范规定。合理的开采顺序应满足下列要求：(1)保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常接替，以保证矿井持续稳产、高产；(2)符合煤层采动影响关系，最大限度地开采煤炭资源；(3)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；(4)降低掘进率，减少井巷工程量和基建投资。根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，采用井田双翼布置单翼开采，开采顺序是采用前进式，由靠近井筒的采区向井田边界推进，采区内的工作面推进是后退式，由采区边界向采区上下山推进。这样投资省、出煤快、效益好；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，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，以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。详见带区接续表3-9：图表3-9带区接续图表在同一煤层内，沿倾斜煤层的开采顺序，可分般只采用下行式开采顺序。本矿属于缓倾斜煤为上行式和下行式开采。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，一层，考虑到本设计井田内共有五个可采煤层，即82#、85#、87#、90#、91#煤层。其中82#煤层位于最上部，91#煤层位于最下部，由于五层煤之间的间距总共只有70m，因为宜采用集中开采。根据井田的地质条件，以自然断层为界，将该井田划分为12个带区，详见带区分布示意图3-8。合理的采区接续应有如下要求：1．开采水平、采区的生产正常接续，从而保证矿井持续稳产、高产；2．符合煤层采动影响关系，最大限度采出煤炭资源；3．合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，减少巷道维护费；4．便于灾害防治，有利于巷道维护。3.6.4首带区选择及三量计算首带区选择为中上带区。1.三量包括：开拓煤量、准备煤量、回采煤量，其中回采煤量的可采期限一般为四至六个月以上。（1）开拓煤量：Q开=（L×h×m×D-Q地损-Q呆滞）×K式中：Q开—开拓煤量；L—煤层两翼已开拓的走向长度，m；m—开拓区煤层平均厚度；h—带区平均倾斜长，m；D—煤的湿密度，t/m3；Q地损—地质损失量，t；Q呆滞—永久不可采煤量；K—带区采出率0.75。（2）准备煤量Q准=（L×h×m×D-Q地损-Q吊滞）×K式中L—带区走向长度，m；H—带区倾斜长度，m；D—煤的湿密度，t/m3；m—设计采高，m；K—带区的回采率0.75。（3）Q回=L×h×m×D×K式中Q回—回采煤量，t；L—工作面长度，m；h—工作面倾斜长度，m；m—设计采高，m；K—带区的回采率0.75。为了使资源在时间上可靠，经济上合理，煤炭工业技术政策对大中型矿井原则上规定的三量合理可采期为开拓煤量可采3～5年以上，准备煤量可采12年以上，回采煤量的可采期一般为4—6个月以上。开拓煤量可采期（a）=期末开拓煤量（Mt）/年设计生产能力或当年计划产量（Mt/a）经过计算可得：准备煤量为25.2Mt开拓煤量为12.6Mt回采煤量为1.35Mt第4章带区巷道布置与带区生产系统本设计带区为中二带区，位于井田中部。东部以为界，浅部以-50标高为界，深部以-700标高为界。走向长410米，南北倾斜长1450米。带区煤柱包括带区范围内的边界煤柱、断层煤柱、隔水煤柱等。按其作用和性质可分为护巷煤柱和隔离煤柱两大类。本带区采用倾斜长壁联合开采，带区煤柱留设如下：各煤层在带区边界留设m煤柱，井田境界处留设30m保护煤柱。本井田位七台河矿区西北部，地层走向总的趋势为北70°～30°东，5°～15°向南倾斜。本区地层倾角平缓，走向变化不大，带区内无断层，开采煤层主要位于侏罗系下白垩统系城子河含煤组，即82#、85#、87#、90#、91#煤层。各煤层特征详见。由于采用倾斜长壁开采故不存在区段划分和上下山布置，5层煤集中开采。采用中央并列式通风。工作面长度的确定：新建二矿矿井设计产量为1.8M0t/a，两个工作面达产，即日产量为6000t。确定工作面长度的公式如下：A0=L×l×M×r×c式中：A0工作面年生产能力，吨；L工作面年推进度，m；l工作面长度，m；M煤层厚度，m；r煤的容重，吨/m3；c回采率，取0.93～0.97；即：上式计算得到的L值，还应通过下述公式确定的工作面L’来校核，若L＜＝L’则L合理。L’=（60×V×B×Cｆ×M）／（Qb×Sn×P×∮）式中：V――工作面内允许的最大风速，取4m/sB――工作面最小控顶距，mCｆ－－风速收缩系数0.9-0.95M――工作面采高，mQb――昼夜产煤一吨所需风量，m3/tSn――循环进度P――煤层生产率∮――昼夜循环数m，工作面长度合理。1．带区选用的是垂直式煤仓，主要优缺点是仓体受力性能好，较少发生填塞现象，但受条件限制。2．煤仓容量(1)按采煤机连续作业割一刀的容量计算Q＝Qo＋L×m×b×r×Co×Kt式中:Q――采区煤仓容量Qo――防空仓漏风留煤量，一般取5－10吨L――工作面长度，米m――采高，米b――进刀深度，米r――煤的容重Co――工作面的回采率Kt――同时生产工作面系数综采时取1，普采时取1+0.25nn――采区内同时生产的工作面数目一般采区煤仓容量可按下表4-1取：采区生产能力Mt/a煤仓容量（t）0.3以下50～1000.3～0.45100～2000.45～0.60200～3000.60～1.00300～5001.00以上大于500表4-1煤仓容量与采区生产能力关系表由上表可知，本设计选取煤仓容量为600吨。3.煤仓结构及支护方式煤仓结构包括:煤仓上部收口，仓身，下口漏斗及溜口闸门基础，溜口和闸门装置。上部收口：为保证煤仓上部收口安全与改善煤仓上口的受力状况，需以混凝土收口筑成圆台体。仓身：采用锚喷支护下口漏斗及溜口闸门基础；煤仓下口用混凝土砌筑圆台体收口，收口斗仓可作成曲面圆台体以解决起拱堵仓问题，为了大巷的安全，煤仓与大巷连接处加强支护，一般应在煤仓下口处四周铺设数根钢梁灌入混凝土使其与大巷支护联为一体。采区硐室包括煤仓、变电所、采区绞车房、采区井下空气压缩机硐室等。1．采区煤仓本采区煤仓形式为圆形断面，断面直径为3.5m，煤仓高为45m，容积为600t。2．采区变电所采区变电所的位置应选择在底板稳定，地压小，通风好无淋水的地点，以便硐室维护和机器的正常运转，在满足设备布置的前提下，应尽量减少硐室工程量，降低工程费用，使采区变电所的位置在采区变电所负荷中心，使各翼供电距离相等，保证该区内最远距离的机器设备正常运转。采区变电所所采用喷支护，底板用100#混凝土铺底，须高出临近巷道300mm，具有一定的坡度，以防止矿井井水进入变电所，硐室内不设电缆线，电缆线沿墙铺设。3．采区绞车房根据绞车最大的运输要求，宽度应为2000mm,长度不小于5000mm,绳道断面与连接的巷道断面一致，便于施工。绞车房的布置原则：在保证安全易于检修的条件下尽可能布置紧凑，以减少硐室施工量。绞车房的平面尺寸一般根据绞车基础尺寸和与四周硐壁的距离确定，绞车基础前面和右侧与硐壁的距离要考虑能进出电机，后面能布置部分电器设备后尚能适应司机活动；并能从后面行人，左侧只考虑行人方便与安全。绞车房的高度确定与绞车的规格、型号及安装要求有关，其高度为4m，绞车房的断面设计成半圆拱形，用石拱料面来砌筑。条件允许的地方用锚喷支护。4．空气压缩机硐室空气压缩机硐室设在维岩稳定、无淋水、有新鲜风流通过的主要巷道内。机电硐室的温度不要超过30。C硐室断面为半圆拱形，用全料、石拱料面砌筑，条件允许的地方用锚喷支护。表4-2工作面接续表4.2.5带区下部车场布置1.《煤矿矿井井底车场和硐室设计规范》的规定：（1）带区车场和硐室的设计，应根据带区巷道布置、带区生产能力和服务年限、运输方式和矿车类型、地质构造和围岩性质、煤尘、瓦斯及水文情况等因素进行全面考虑确定；（2）带区车场和硐室应根据围岩情况尽量布置在稳定岩层或煤层中；（3）带区车场巷道断面应根据围岩情况确定，可为半圆拱形，跨度大时视围岩情况也可采用三心拱形，应优化选择锚喷支护，当锚喷支护有困难时，也可采用其他支护方式。带区下部车场多由带区装车站和辅助提升车场组合而成。根据煤炭装车地点的不同，可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式。因为运输能力的限制不可采用石门装车式，采用底板绕道大巷装车式车场。2.装车站线路设计下部车场的计算：采用对称道岔，高道竖曲线半径RSG=15000mm,存车线坡度iG=0.011,上抬角ΔBG=0，S1=1900mm,低道竖曲线半径RSD=15000mm，存车线坡度iD=0.009下扎角ΔBD=0，带区斜巷倾角B=24o，采用915-3-12道岔。1.斜面分岔点计算L=a+s1/2×cota/2+T=8693mmLcosB=7941T=Rtga/4=993Kp=1982Lb=s1/2sina/2-T=4786LT=a=2000LTcosB=18272.竖曲线计算TG=RSGtg(B-∮G)/2=3102KPG=6118LG=RSG(sinB-sin∮G)=5936hG=RSG(cosB-cos∮G)=1296TD=RSDtg(B+∮D)/2=3259KPD=6418LD=RSD(sinB+sin∮D)=6236H=RSD(cos∮D-cosB)=12963.竖曲线始点、终点、错距ΔH=LZGiG+LZDiD=500L1=(hG+ΔH+hD)/sinB=1229L1cosB=1123L2=L1cosB+LD-LG=1423L2-LD=-48134.斜面分岔点与高道竖曲线间插入段L5=1500L5cosB5.车场内各点标高计算△=ZKD=±0.000=ZKD=hD=1296=ZKG=ΔH=500=ZAG=ΔH+hG=1796=+L5sinB=24=+LsinB=5942=+(ΔH-L2iG)iD/(iG+iD)=218采准工作是由集中运输大巷开掘带区下部车场，再分别开掘带区运输入风斜巷及带区运料回风斜巷，穿透所有煤层直至煤层群的最上部煤层，然后在最上部煤层内分别开掘分带运输入风巷及分带运料回风巷，最后沿煤层走向掘进开切眼即可进行回采。图4—3带区运输入风斜巷与带区运料回风斜巷图4—4分带运输入风、运料回风巷第5章采煤方法本设计采区的煤层赋存状况良好，五层煤煤厚分别为1.7米、1.6米、1.5米、1.3米、采煤工艺选用目前最先进的综合机械化采煤工艺。1．新建二矿生产能力为1.8Mt/a，用两个工作达产，每个工作面日产量为3000t，掘进出煤占6％即180t，工作面出煤2820t，采用综合机械化采煤工艺，每天进7刀，截深是1米，日进度7米，两个工作面达产，计算合理工作面长度2．工作面回采工艺为：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。根椐本带区地质情况，矿井生产系统安排回采作业如下；（1）落煤，采用倾向长壁采煤法，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１.０米。（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，由刮板输道机→转载机→分带运输入风巷的胶带运输机→带区入风鞋巷的铸石刮板运输机→带区煤仓，然后由带区大巷装车站→井底车场。（4）工作面支护，工作面内部用，工作面端头支护用，并采用超前支护方式，超前２０米左右，主要原因则由于超前支护对地质条件适应性强，从而能更好的保证端头工作人员的安全，而且有利于机头与支柱的稳定。（5）采空区外理方法有全部垮落法、缓冲法、刀柱法和充填法。本带区采用全部垮落法处理采空区。３．表5—1牵引方式液压传动无链牵引电动机型号YBCSZ400/400采高(m)牵引力500/250KN功率400×2kw硬度f≤3牵引速度08/15m/min台数2煤层倾角≤12滚筒中心距11700mm电压1140V截深(㎜)630机面高度1980mm厂家太原煤机厂滚筒直径1.8，2.0m卧底量365mm表5—1煤层顶底板岩性为粉砂岩，判断为中等稳定顶板，老顶为Ⅱ级顶板，周期来压明显。液压支架的特征如下表5-2：型号ZZ10000/29/47外形1660×4700×2900支撑高度2.9～4.7m移架步距700mm类型支撑掩护式厂家郑州煤机厂表5—2液压支架特征表表5-3：型号SGB—764/264电动机型号YBSD—400/200—418长度200m功率800KW输送量1500t/h电压1140V中部槽1500×880×344链速1．1m/s表5-3新建二矿矿井设计采用三八工作制，两班半生产，半班准备，采煤机日进7刀。1．工作面概况2．工作面主要设备见表