开滦集团荆个庄矿240万吨新井设计设计说明书

摘要本设计包括两部分：一般部分和专题部分。一般部分是河北开滦集团荆个庄矿240万吨新井设计。全篇共有十篇，依次是：矿区概述及井田地质特征，井田境界及储量，矿井工作制度和设计生产能力，井田开拓，采区巷道的布置，采煤方式，井下运输，矿井提升，矿井通风与安全，矿井基本技术经济指标。开滦矿务局荆个庄矿位于河北省唐山市境内。井田面积27.51平方公里。井田内可采煤层共2层，分别为9号煤层和11号煤层，9号煤层为主采煤层，煤层赋存稳定平均厚度4.2米，平均倾角8.0度，为近水平煤层。井田内工业储量为30811万吨，可采储量为23910万吨。相对瓦斯涌出量为0.879m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.24m3该矿井设计年生产能力为240万吨，服务年限为63年。采用双立单水平开拓盘区条带开采。开采水平标高为-340水平。矿井采用单面倾斜长壁后退式一次采全高全部垮落法综合机械化采煤法。矿井布置一个综采面，工作面长度为230米。煤的运输采用胶带输送机。矿井通风机工作方式为抽出式，矿井通风方式为中央专题部分为煤矿顶板事故防治技术研究。关键词：井田开拓；采煤方式；运输提升；通风安全；综合机械化Abstract目录摘要 1Abstract 2一般部分第1章井田概况及地质特征 101.1井田概况 101.1.1井田位置及交通 101.1.2自然地理 101.1.3井田区及邻区经济状况 111.1.4煤田开发史及近况 111.1.5原材料及水电供给情况 111.1.6周边小煤矿开采情况 111.1.7本区属大陆性气候 111.2地质特征 121.2.1矿区范围内的地层情况 121.2.2井田范围内和附近的主要地质构造 141.2.3井田内水文地质情况 141.2.4沼气、煤尘及煤的自燃性 141.2.5煤质（化学分析） 15第2章井田境界与储量 172.1井田境界 172.1.1确定井田境界的依据及划分原则 172.1.2井田周边情况 172.1.3井田未来发展情况 172.2井田储量 182.2.1井田储量的计算 182.2.2保安煤柱 182.2.3矿井工业储量 182.2.4矿井可采储量 192.2.5储量计算的评价 22第3章矿井工作制度、生产能力、服务年限 233.1.1矿井工作制度 233.1.2矿井生产能力确定 233.1.3矿井服务年限的确定 23第4章井田开拓 244.1概述 244.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 244.1.2影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况 244.1.3确定井田开拓方式的原则 254.2矿井开拓方案的选择 264.2.1井硐形式和井口位置 264.2.2井硐形式技术评价 294.2.3确定开采水平和阶段高度 314.2.4开拓巷道的布置 344.3选定开拓方案的系统描述 364.3.1井筒形式和数目 364.3.2井筒位置及坐标 364.3.3水平数目及高度 364.3.4石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置 364.3.5井底车场形式的选择 394.3.6煤层的联系 394.3.7带区划分 394.4井筒布置和施工 414.4.1井筒穿过岩层性质及井硐支护 414.4.2井筒布置及装备 414.5井底车场形式的确定及论证 444.5.1井底车场形式的确定 444.5.2储车线路、行车线路长度 444.5.3井底车场通过能力验算 464.5.4井底车场主要硐室 484.6开采顺序 504.6.1沿井田走向开采顺序 504.6.2沿井田倾向开采顺序 504.6.3带区接续计划 504.6.4“三量”控制情况 51第5章带区巷道布置 535.1带区概况 535.1.1带区的位置、边界、范围及带区煤柱 535.1.2带区地质和煤层情况 535.2带区巷道布置 545.2.1区段划分 545.2.2带区斜巷布置 545.2.3带区车场布置 545.2.4带区煤仓形式、容量及支护 625.2.5带区硐室简介 635.3带区准备 645.3.1带区巷道的准备顺序 645.3.2带区主要巷道的断面示意图及支护方式 64第6章采煤工艺 666.1采煤方法的选择 666.1.1采煤方法选择的依据 666.1.2回采工作面的推进方向和推进度 676.1.3装运煤 676.1.4支架与采煤机联动的自动化控制方式 676.2回采工艺 686.1.1回采工作面长度的确定 686.2.2选择和决定回采工作面的工艺过程 686.2.3回采工艺中使用的机械设备。 696.2.3工作面循环方式和劳动组织形式 69第7章井下运输 727.1运输方式和运输系统的确定 727.1.1基本资料 727.1.2运输方式的确定 727.1.3运输系统 727.2矿车的选型与数量 737.2.1架线式电机车型号确定 737.2.2矿车的选择 737.2.3井下电机车的台数估算 747.3带区运输设备的选择 757.3.1工作面输送机选型原则 757.3.2转载机选型原则 757.3.3可伸缩带式输送机选型原则 75第8章矿井提升系统 768.1.1矿井主提升设备的选择及计算 768.1.2设计依据 768.1.3选型计算 76第9章矿井通风与安全 809.1矿井通风系统的确定 809.1.1概述 809.1.2矿井通风系统的基本要求 809.1.3矿井通风系统的确定 809.1.4主扇工作方式的确定 829.1.5带区通风系统的要求 829.1.6工作面通风方式的选择 829.1.7回采工作面进回风巷道的布置 829.2带区及全矿所需风量和分配 829.2.1风量计算 829.2.2风量分配 909.2.3风速的验算 909.2.4风量的调节方法与措施 919.2.5风速的验算 919.3矿井通风阻力的计算 939.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 939.3.2矿井阻力路线 969.3.2矿井等积孔计算 979.3.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔 979.4通风设备的选择 989.4.1选择主要通风机 989.4.2电动机的选择 1029.4.3反风措施 1039.5矿井安全技术措施 1039.5.1预防瓦斯及煤尘爆炸 1039.5.2煤（岩）与瓦斯突出的防治 1049.5.3火灾与水患的预防 1049.5.4其他事故的预防 1059.5.5避灾路线及自救 105第10章矿井排水 10610.1概述 10610.1.1矿井水来源及涌水量 10610.1.2对排水设备的要求 10710.2矿井主要排水设备 10810.2.1排水方式与排水系统简介 10810.2.2主排水设备及管路的选择计算 109第11章矿井主要技术经济指标 111专题部分煤矿顶板事故防治技术研究 1151前言 1152顶板事故的分类 1163巷道顶板事故的防治探讨 1164工作面顶板事故的防治探讨 1195采场局部冒顶 1226采场大型冒顶 1237顶板安全管理的措施 123致谢 126一般部分开滦集团荆个庄矿2.4Mt新井设计第1章井田概况及地质特征荆各庄矿位于河北省唐山市北偏东约13公里处，南距马家沟矿6公里，东距陡河发电厂4.5公里。行政区域属唐山市开平区管辖。交通十分方便，铁路：一条通往陡河电厂的专用线，并与吕陡线在井田交汇；另一条经马家沟矿业公司与京山线的开平站相联。公路：北10Km与京沈高速公路、102国道相联，南7Km经开平与205国道、津秦高速公路相联，形成了比较完整的交通网。交通图如下:图1-1井田位置交通图唐山地区气候属半大陆性，夏季炎热多雨，冬季严寒凛烈，气温变化较大。本区为一平坦的冲积平原，东南面沿陡河东岸是由奥陶纪石灰岩构成的东北－－西南方向起伏伸展的低山丘陵。从东往西有巍山（＋290m）、凤山（＋180m）、小梁山（＋100m）和菀豆山（＋38m），由菀豆山向西南倾没于平原之下。由巍山向东北低山丘陵接连绵延，地势逐渐增高，直到青龙山标高达＋493.01m。在井田北约7公里为由震旦纪灰岩构成的低山丘陵，东西方向横伏，这两条低山丘陵在井田东面的青龙山一带相汇合。低山丘陵的伸展方向与地层走向方向一致。井田内地势平坦，但北部稍高，向南低下，北部地面标高为+38.8m（湾35孔），南端标高为＋23.85m（湾补6孔），倾向陡河。设计矿区内以农业为主，其次种植少量经济作物如蔬菜、黄烟等。该矿井为开滦（集团）有限责任公司下属的一座大型矿井，为国有重点煤矿，隶属关系现为河北省，原为煤炭直属企业。该矿井于1958年兴建，1979年建成投产，设计能力120万t/a，1997年核定能力170万t/a。2003年出原煤200万t，2005年核定能力为201万t/a。本设计井田的生产和生活用水主要来自于开采地下水；矿区供电主要有由陡河发电厂双回路供电，矿区内有25/6kv变电所一座。鉴于小煤矿开采对煤炭资源浪费严重，且因越界开采，易造成重大安全生产事故，依据国家及地方政策，小煤矿相继关闭。本次修编地质报告过程中对荆各庄周边小煤矿再次进行摸底排查，确定在荆各庄矿井田范围及周围不存在小煤矿开采情况。1.降水量：年最大降水量1154.5毫米（1967年），年最小降水量345毫米（1968年）；月最大降水量668.2(1967年8月)毫米。本区降水量的特点是集中在6、7、8三个月，约占全年的87％，而且多暴雨。2.蒸发量：年最大蒸发量是2186毫米(1961年)，年最小蒸发量1670.4(1971年)毫米。蒸发量一般大于降水量的2倍。尤其是5、6月份气温转暖，而降水量很小，常显旱象，亦为本区气候之特点。3.气温：月最高平均气温27.2℃，月最低平均气温-7.9℃（1969年1月）。气温最高在6、7、8三个月，最低在12月和1月年平均气温在9.8℃-12.2℃之间。荆各庄矿井田位于开平向斜西北侧，煤系地层的形成时代属于石炭纪和二叠纪。煤系基底地层为中奥陶统马家沟组石灰岩，井田地层情况见表3-1。开平煤田区域地层表表1-11.石炭系上统（C3）分上下两组，下组称开平组C31，上组称赵各庄组C32。上组是荆各庄矿井田重要的含煤地层，本统地层一般厚度为135m。见图3-1。2.赵各庄组C32：下限为赵各庄灰岩K6顶板，上限为煤11顶板泥岩之顶界面。一般厚度为60m，本组为重要的含煤地层。本组地层以粉砂岩为主，其次为砂岩，各种岩石所占百分比如下：粉砂岩类38.3％，砂岩类29.5％，煤层17.4％，粘土岩14.8％。岩相组合主要是泻湖海湾相和泥岩沼泽相交替沉积，同时在泻湖海湾相之后出现有湖滨三角洲相。自沉积赵各庄灰岩K6之后，海水大规模后退，而每次海进的幅度都比较小。该阶段沉积环境相对稳定，是成煤的最好时期。本组含煤层5层，即：煤12-1/2、煤12-2、煤12-1、煤12-1上煤线、煤11。其中煤12-2、煤12-1、煤11三层可采。见图3-3。3.二叠系下统Ｐ1下界为煤11顶板之泥岩顶面，为整合接触。上界为Ａ层矾土质粘土岩之顶板，井田内该层大部分被冲蚀掉。本统地层一般厚度为235.76m，分上下两组，上组称唐家庄组，下组称大苗庄组，其中大苗庄组是重要的含煤地层。a.大苗庄组Ｐ11上限为煤5顶板的中粗粒砂岩底界面，此层位受古河流冲刷，冲蚀的下切深度并不相同，在井田西部不仅煤5受剥蚀，煤6、煤7、煤8、均受不同程度的影响。下限为煤11顶板粘土岩之顶界面。本组一般厚度为90.36m，最小厚度为65m（湾水2）。本组地层以粉砂岩和砂岩为主，粘土岩也较多，岩石大致百分比为：粉砂岩类占36.2％，砂岩类占30.2％，粘土岩类占19.2％，煤占14.4％。岩相组合主要是泻湖海湾相、三角洲相及泥炭沼泽相沉积。在本组顶部出现了大陆河流冲积相沉积。本组含煤6层即：煤5、煤6、煤7、煤8、煤9、煤10，其中可采煤层一层即煤9，是荆各庄矿的主采煤层，其它煤8、煤10局部可采。见图3-44.风化壳岩石特点：a.岩层显著变色，粘土岩和砂岩均变成浅黄色、灰白色或其它杂色。b.岩石硬度降低，产生风化裂隙，疏松易碎，裂隙中有黄色充填物。c.岩石矿物发生淋滤分解作用。在垂直方向上，区内风化壳具有分带性：上部强风化带下部弱风化带5.第四系松散沉积物第四系地层不整合于各时期基岩之上，在井田范围内，厚度由北部100m向南逐渐增厚，至井田南端厚度达到379.67m，等厚线方向大致东西延伸。荆各庄矿井田自身即为一个盆状向斜，向斜轴线偏居西侧，近南北延伸，中部略向西呈弧形弯曲，并向南偏东倾伏，倾伏角约5～6°。向斜轴线西侧地层产状急陡，而东侧则较为舒缓，同时向斜边缘较之中部地层产状陡。这种构造特征直接影响了井田不同区域断裂构造的性质和发育程度。在井田东部有一舒缓横向褶皱,轴线方向N43E,长700m,宽300m，两翼倾角5°～10°。在井田中南部有一小型背斜，轴线方向Ｎ40°Ｅ，长600m以上，背斜西部一翼产状较陡，倾角25°～60°，东部则地层较舒缓，倾角15°～25°。背斜脊部张性断裂非常发育，同时煤岩层均有拉伸变薄现象，2095、2097、2099、2020s泄水巷等工程对其均有控制。1.断层，本井田内断裂构造较为发育，揭露的大中型断层有F1，荆4、F46等，井田小断层较为发育，对生产影响不大，F1逆断层位于井田南部边缘，自西向东纵贯全区，F46断层位于庞庄矿井东翼边界。如表1-1。2.其它地质构造，在井田中北部中南部各有一断层，揭露地层内发现有岩浆岩，主要沿9煤侵入，使部分煤层蚀成天然焦，破坏范围不大，影响较小。表1-2主要断裂构造表顺序名称性质断层面走向断层面倾向倾角落差/m水平断距/m1F3正WESN65o0～100～202F1正WESN75o10～1520～45水文地质条件定为复杂型，目前矿井涌水量15.65m3/min。疏水中心排放的清水通过管路抽到地面供生活用水，其它涌水排到中央井底水仓仓通过排水系统排至地面灌溉农田或经东翼塌陷坑沉淀，环游后经后屯大渠流入陡河。该矿井2005年河北省批复瓦斯鉴定结果：全矿井瓦斯相对涌出量0.879m3/t，绝对涌出量3.24m3/min；二氧化碳相对涌出量2.799m3/t，绝对涌出量为10.32m3/min，矿井为低瓦斯矿井。有煤尘爆炸危险，煤尘爆炸指数为38.42％～64.2％。矿井通风采用中央并列抽出式，由副井进风，主井回风。1.硫份:各煤层全硫平均含量为0.25％～3.66％,其中煤9含量低于1％，属低硫煤；煤11含硫量最高为3.66％，平均为3.07％，属富硫煤，其所含硫量分为：黄铁矿硫占59％，有机硫占36％，硫酸盐硫占2.5％。2.磷份：磷份平均含量最大0.0825％，最小0.008％，其中煤11为特低磷煤，煤9为中磷煤。3.发热量：各可采煤层发热量变化范围在18.01～24.18MJ/kg之间，各煤层发热量由大至小排列为：煤11～煤9。一般情况是煤层灰分高的发热量低，而煤层灰分低的其发热量高。矿井中煤11、煤9一分层发热量最高，而煤9二三分层表1-3各煤层煤质情况统计表井田内各煤层均属气煤类，结焦性能较差，块度小，抗碎性及抗磨性能较差，不适于单独炼焦，可以考虑作配焦用煤；煤的焦油含量较高，属富油煤～高油煤，发热量均在18.01～24.18MJ/Kg，主要为动力用煤。1.煤9伪顶：暗灰色泥岩或粉砂岩，厚0～0.08m，随采随落，区内大部分缺失。直接顶：灰色粉砂岩，有明显水平层理或波状层理，块状，含有丰富的植物叶片化石，偶见浅褐色结核，厚度变化较大，极不稳定，厚0～3.86m，平均1.97m。老顶：灰白色中砂岩，夹粉砂岩，厚层状；岩石成分为石英及泥质岩屑，次为暗色燧石，并含有紫红色的矿物细粒；胶结物为高岭土质基底式胶结，占30％，极易风化，遇水澎涨，厚10.43～39.2m，平均12.00m。底板：灰黑色泥岩，致密块状，断口呈贝壳状或参差状，含菱铁质结核及黄铁矿散晶体，结核大小不一，扁球状成层状分布，含少量植物根化石，厚4.51～8.60m，平均6.44m。2.煤11直接顶：灰黑色泥岩，块状，致密细腻，贝壳状断口，含菱铁质透镜状结核及黄铁矿聚集体,含海相动物化石(在西翼1210、1214采到完整的动物介壳化石)层厚3.96～9.47m,平均6.65m。老顶：浅灰色～灰白色细砂岩，块状，钙质基底式胶结，成分以石英为主，易风化，厚度不稳定，一般在0.65～8.23m之间，平均2.69m。直接底：灰～灰白色带褐色泥岩或粘土质粉砂岩,泥质胶结，块状构造，含大量植物根化石，厚0.53～3.87m，平均1.85m。本井田的精查工作量是很大的，基本上搞清本井田的煤层赋存情况和主要的地质构造情况。但由于地质构造复杂，相当一部分断裂仍是推定的。根据本区断裂的一般规律，往往在大断裂附近还有很多较小的断裂，再者由于煤层走向变化大，还可能有新的断裂没有控制，这些都需要在建井和生产过程中予以注意。矿井瓦斯等级、涌水量是用是根据临矿实际情况推算出来的，所以可靠性不足，待矿井建成投产后，根据实际生产情况重新确定。第2章井田境界与储量1确定井田境界的依据以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据；要适于选择井筒位置，安排地面生产系统和各建筑物；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升。2井田境界划分的原则在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：1）井田的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；2）保证井田有合理尺寸；3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。矿井设计生产能力为2.4Mt/a，根据以上标准和开采技术水平并结合荆各庄矿区井田的实际情况确定井田南北长度约为4.0km，东西宽约为5.7km。上部以-180水平为界；下部以-480水平为界。井田参数如下：煤层倾角一般为1.0°～14.5°，由于煤层的浅部与深部的倾斜角度不同，浅部约6.0～10°左右，中部平缓，约1～6°左右，再深又稍变陡，倾角13°左右，平均倾角为8°，倾斜面积为27.51km设计井田向东和向西均以勘探线为界，是人为边界.向下以-460标高为界，随着技术的进步和勘探水平的全面提高，井田向两边开拓的条件较好，井田范围内探明储量会越来越精确，并可能在更深部发现可采煤层。设计井田范围内计算储量的煤层有9#、11#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。它不包含着煤炭底下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田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A+B+C级储量的总和。矿井设计储量是指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煤量后乘以采区回采率的储量。为了安全生产，本设计矿机依据《煤矿安全规程》规定，留设保安煤柱如下：1、各煤层在露头处留设50m保安煤柱。2、井田内部断层留设40m煤柱。1.井田勘探类型精查地质报告查明了本井田的煤层赋存情况、构造形态、煤质及水文地质条件。井田勘探类型为中等。2.矿井工业储量的计算及储量等级的圈定本矿井设计中只对9#和11#煤层进行开采设计，煤层倾角平均α=8°，煤的平均容重1.44t/m3。边界煤层露头线为-180m，-483.工业储量计算计算公式如下：块段储量=块段面积×块段平均厚度×容重/÷cosθθ—煤层平均倾角；根据储量计算图，通过登高线块段计算本井田工业储量为308.1118Mt。可采储量计算如下：矿井可采储量=(矿井工业储量-永久性煤柱)×采区回采率。永久性煤柱包括工业场地煤柱及主石门煤柱、冲积层防水煤柱、断层煤柱、奥灰防水煤柱、村庄煤柱及井田边界煤柱。本设计井田煤采区回采率取80%.工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供利用的列入平衡表内的储量，即A＋B＋C级储量。根据地质勘探资料显示，其中高级储量为：1126.69Mt，约占工业储量的41.0%，符合高级储量比例要求。1.计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失1）工业广场保护煤柱；2）井田边界煤柱损失；3）采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；4）建筑物、河流、铁路等压煤损失；5）其它各种损失。2.各种煤柱损失计算1）工业广场保护煤柱本矿井设计年生产能力为2.4Mt/a，按《煤矿设计工业规范》，占地面积指标应在（0.7~0.8）公顷/10万吨之间小井取大值，故取0.8。占地面积为24×0.8＝19.2×104m2。故设计工业广场的尺寸为400×500m2的长方形，面积为：20×104m2，尺寸为400×工业广场位置处的煤层的平均倾角为1.5°，工业广场的中心处在井田走向中央，倾向中央煤层中部，中心处煤层深度为-300m。主井、副井、地面建筑物均在工业广场内。工业广场按大型矿井Ⅱ级保护，留围护带宽度为30m本矿的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-1：表2-1矿井地质条件及冲积层和基岩层移动角广场中心煤层深度煤层倾角α煤层厚度冲积层厚度冲积层移动角Φ走向移动角δ下山移动角γ上山移动角βm°mm°°°°-3001.5615040707065.8由此根据上述已知条件，画出如图2-1所示的工业广场保安煤柱的尺寸，并由图得出保护煤柱的尺寸为：图2-1工业广场保护煤柱示意图S=梯形面积=1/2×(上宽＋下宽)×高=1/2×(840.69＋850.57)×700.75=592575.22m2则工业广场压煤为：Q1＝S×M×r/cosα＝592575.2225×6×1.44/cos1.5°＝512.11万t2）井田边界煤柱损失井田除东北部外均为人为划分的边界，留20m的边界煤柱；东北部为自然形成的煤层露头，考虑防水煤柱，留50m的保安煤柱。则井田边界压煤量为：Q2=（19060×20＋250×20）×5.5×1.44/cos10°=306.13万t3）断层煤柱断层煤柱可按下式计算：Z=L×b×M×R其中：L—断层的长度；B—断层煤柱的宽度；M—煤柱的平均厚度，3.5m；R—煤柱的平均容重，1.44t/m3；；则井田边界断层煤柱：由于F3和F5断层落差较大，长度分别为1100m和500m，断层两边各留煤柱Q3＝1600×2×20×5.5×1.44/cos5º＝50.69万t3.井田的可采储量井田的可采储量Z按下式计算：Z=(Q－P)×C式中：Q—矿井工业储量，P—各种永久煤柱的储量之和，P=512.11＋306.13＋50.69=868.93万tC—带区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80。薄煤层不低于0.85；设计开采的11煤层属中厚煤层，9煤层属于厚煤层，采区回采率取为0.80。则计算可采储量为：Z=(Q－P)×C=（308.1118－8.6893）×0.80=239.538Mt由此可得本矿井的可采储量为239.538Mt。在备用储量中，估计约为50%为回采率过底和受未知地质破坏影响所损失的储量。井田实际采出储量用下式计算：Z实际=Z－Z×（K－1）×50%/K式中：Z实际—井田实际采出煤量，万t；Zk—矿井的可采储量，23953.8万t；K—矿井储量备用系数，取1.3；Z实际=23953.8－23953.8×（1.3－1）×50%/1.3=21189.9万t即本设计矿井实际采出煤量为21189.9万t。矿井工业储量及各水平储量见表2-2。表2-2矿井储量统计表煤层名称工业储量/万t永久煤柱损失可采储量/万t实际采出/万t工业广场/万t开采损失/万t断层/万t边界煤柱/万t合计/万t9煤11煤30811.185555988.4550.69306.136900.2723910.9121189.9本设计矿井的各类计算严格按照有关规定执行。由于技术水平有限，储量计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定误差。第3章矿井工作制度、生产能力、服务年限该设计矿井年工作日确定为330天，矿井每日净提升时间为16h，采用“四六”工作制度。矿井生产能力的大小主要依据井田储量、煤层赋存状况、地质条件等情况来确定，还应该考虑当前及今后市场的需煤量。根据该井田的实际情况，初步拟定了三种矿井年生产能力方案，具体计算如下：方案A：3.0Mt/a方案B：2.4Mt/a方案C：2.0Mt/a上述三种方案，具体选择哪一种，还应根据矿井服务年限的确定。矿井服务年限的计算公式如下：T=Z/(A×K)式中Z—矿井设计可采储量，MtA—生产能力，Mt/aK—矿井储量备用系数，K=1.3～1.5根据本设计矿井实际情况，K值取1.4依据以上拟订的矿井生产能力，服务年限的确定现提出的三种方案具体如下：方案A：3.00Mt/aT=Z/(A×K)=2118.9/(300×1.4)=50.45年方案B：2.4Mt/aT=Z/(A×K)=21189.9/(240×1.4)=63.07年方案C：1.8Mt/aT=Z/(A×K)=21189.9/(180×1.4)=84.09年参照《煤炭工业矿井设计规范》规定，方案B比较合理，即：矿井生产能力：A=2.4Mt/a,矿井服务年限：T=63年。所以确定本设计采用方案B，矿井生产能力定为2.4Mt/a。第4章井田开拓井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。本设计荆各庄井田位于河北省丰润县,周围有唐山矿,范各庄矿,钱家营矿等都采用立井开拓方式。1.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（特别是水文条件复杂且涌水量大情况）；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：1)荆各庄矿井田内地势平坦，为第四系冲积层所覆盖，冲积层最薄处177m，含水层较多，且有流沙，井筒穿过该区域很困难，因此，无斜井或平峒开拓的可能。2)井田内地质构造复杂，以断层为主，煤层赋存较稳定，井田的东部、中部、南部皆为近水平煤层，西部、北部为缓倾斜、倾斜煤层，因此，井筒宜放在井田中央，以减少工业广场煤柱的损失，并有利于开拓布局。3)其他因素本井田可能受地震等因素的影响。根据精查报告确定的煤层自然产状，构造因素，顶底板条件，冲积结构，地形及水文地质条件等，荆各庄矿必须按照基本建设程序办事，确定矿井开拓方式必须充分考虑多个主要工艺系统的机械化装备水平。矿井机械化程度的高低不仅直接影响井型和经济效益，而且往往由于提升、运输设备的革新发展，而引起开拓本身发生变化。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)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。5)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。6)根据用户需要，应将不同煤质，煤种的煤层分别开采。1.井硐形式根据荆各庄井田的地表及煤层等实际情况，平硐开拓方式技术上不合理，应直接否定。现依据荆各庄井田的地形、地质构造、煤层赋存等因素，由于荆各庄矿井田内地势平坦，为第四系冲积层所覆盖，冲积层最薄处177m，含水层较多，且有流沙，井筒穿过该区域很困难，因此，斜井或平峒开拓的可能很小，除非在经济上特别合理。因此采用双立井开拓开拓方案比较大。1）斜井与立井开拓的优缺点比较斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井筒装备、井底车场及垌室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑荆各庄煤矿的实际情况：荆各庄矿井田内地势平坦，为第四系冲积层所覆盖，冲积层最薄处177m，含水层较多，且有流沙，井筒穿过该区域很困难，井筒需要特殊凿井方法施工；地势平坦，本井田地表范围的标高为+23.85-+38.9m，均高于最高洪水位(+19.5m)，因此，井筒位置不受洪水的威胁。（地面标高平均+32m左右，）煤层埋藏较浅；矿井年设计生产能力为2.4Mt/a，为大型矿井。综上所述，本矿采用立井开拓。2）风井形式的选择本井田煤层赋存条件比较好，属于缓倾斜～近水平煤层，采用带区式开采，瓦斯含量较小，因此初步选定为中央并列式通风，副井兼作风井，若随着开采距离的加大，通风困难时若有必要再开凿一风井。3）工业广场的位置、形状和面积的确定工业场地的选择主要考虑以下因素：（1）尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；（2）占地要少，尽量做到不搬迁村庄；（3）尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；（4）尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章第三节内容，工业广场面积20×104m2，定为400m×4）开采水平的确定 本矿井煤层露头标高为-180m，煤层埋藏最深处达-480m，垂直高度达300m，因此可采用一个开采水平或两个水平开采，根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200～ 本井田可划分一个或两个水平，但考虑两个水平生产系统复杂且需要延伸原有井筒到二水平，所以费用较大，如果一个水平采用上下两个阶段可简化生产系统，因此采用一个水平开采。2.主、副井井筒位置的选择井口位置与开拓方式要相互协调，需要经过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，井口位置的选择是井田开拓的重要组成部分，需要综合考虑。选择的主要因素和原则为：选择的主要因素：1）井下条件：（1）在井田走向的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。2）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）工业场地不占或少占用良田；(3）井口及工业场地位置必须符合环境保护的要求；(4）井口要避开地面滑坡、岩崩、雪崩、泥石流、流砂等危险地区；(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。2)井筒位置的确定原则（1）有利于水平的开采，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；（2）有利于首采条带布置在井筒附近的富煤阶段，首采条带少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；（3）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、或软弱岩层；（4）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；（5）工业广场宜少占耕地，少压煤；（6）水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。3）井筒沿井田走向方向的有利位置本井田形状规则，储量分布均匀，井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。4）井筒沿井田倾斜方向的有利位置立井开拓时，本井田中部无大的断层构造，属一般情况，井筒布置在井田的中央部位。5）有利于矿井初期开采的井筒位置矿井应尽快达产，使井筒布置在第一条带的位置最优。6）尽量不压煤或少压煤合理布置井筒确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。因为本井田内无铁路、公路、城镇等，并不需留设保护煤柱。仅要考虑工业广场的保护煤柱即可。7）地质及水文地质条件对井筒布置的影响要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量不穿过或少穿过流沙层、较大的含水层、较厚冲积层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。8）井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。在本设计井田中，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，以此形成、成两翼储量比较均衡的双翼井田，尽量避免井筒偏于一侧，造成单翼开采的不利局面。综合以上各方面的因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如下：主井井筒中心位置：经距4015160.0m副井井筒中心位置：经距4015155.0m根据设计井田的地表状况，煤层赋存及工业广场的布置等实际情况，该井筒开拓方案中排除其他明显不技术上不合理的方案后，双斜井开拓不利于地面工业广场的布置，也不利于井下井底车场的布置，井下的联系和生产调度较为繁琐.具体的要做经济比较来确定.下面对各开拓方案进行经济比较，如开拓方案经济比较表4—1所示：图4—1立井开拓示意图图4—2斜井开拓示意图表4—1开拓方案经济比较表比较内容Ⅰ方案（立井）Ⅱ方案（斜井）工程量（m）设备（型号）投资（万元）工程量（m）设备（型号）投资（万元）工程量及设备井巷工程立井井筒340346.8斜井井筒16701077立井井口及井底车场1120436.8斜井上部及下部车场1040405.6石门500156大巷（可比）2600910.020078.0小计44601849.629101560.6机电设备立井提升设备JK-3.5/11.52台383.2立井提升容器1.5t双车罐笼73.8立井井筒装备钢梁、钢罐道201.3斜井提升设备TY-2.5×22台266.6排水管路D4021725m99.4D4024980m286.9小计757.7553.5合计2991.33191.1运营费(万元/a）立井提升164.6斜井提升79.6石门及大巷运输99.1165.2排水(-450m、-600m各按20m31000.81442.4合计1264.51687.2总合计4255.84878.3通过技术分析，经济上的比较可以看出，采用Ⅰ方案立井开拓是最优的方案。深部水平开拓：深部水平开拓涉及到主、副井是否延伸的问题，要确定深部水平的开拓方式，首先要确定主、副井井筒是否延伸。煤层赋存为倾斜状态时，一般以浅部向深部开采，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，也可以多水平开采（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。本矿地质条件简单，矿井涌水量较低，瓦斯含量较低，平均倾角为10°，故采用条带式采煤法，由于9煤层与11煤层间距较小，为20米，属于近距离煤层开采，为了避免采下部煤层时产生集中压力带，采用沿空送巷的方式。当采到深部时，由于矿山压力显现强烈，带区斜巷采用双巷布置，采用依次接替，根据上述各项决定，确定开拓方案有三1方案：立井单水平开拓，如图4—3；2方案：立井两水平，如图4—4；3方案：立井两水平开拓，主暗斜井开拓，如图4—5；由于本矿井设计煤层的埋藏最浅部和最深部的垂高相差320米，设三个水平时，阶段垂高太小，与设计规范不符，故不设三个水平的经济比较。方案2和方案3区别在于第二水平是立井开拓还是主暗斜井开拓两方案比较，方案2需要多开立井井筒120m，阶段石门600m，并相应增加了井筒和石门的运输，提升，排水费用；方案3多开主暗斜井124.8m（倾角16°），并相应增加了斜井的提升和排水费用，粗略估算表明，两方案费用相差不大，采用立井提升，优点是提升能力大，矿井延伸在条件允许时，增加的设备较少，但施工条件差，施工速度慢，开拓维护费用高，采用斜井提升时，施工速度快，费用低，但需要与暗斜井配套设备，人员，材料运输需转载，考虑到方案2的提升，排水工作环节少，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2在通风方面优于方案3，决定选用方案2。余下的方案1与方案2技术上均可行，需要通过经济比较，确定优劣。具体经济比较见表4-2、4-3所示。表4—2方案一、二经济比较表方案项目方案一方案二基建费/万元立井开凿石门开凿井底车场2×330×3000×10-4=198500×850×10-4=42.51000×900×10-4=90立井开凿石门开凿井底车场2×400×3000×10-4＝2402×500×850×10-4=852×1000×900×10-4=180小计330.5小计505生产费/万元主井提升石门运输立井排水1.2×4811.78×0.83×0.85=4073.71.2×4811.78×0.9×0.402=2089.1560×24×365×29×0.162×10-4=2297.5主井提升石门运输立井排水1.2×4811.78×0.83×0.85=4073.71.2×4811.78×0.9×0.402=2089.1560×24×365×29×0.162×10-4=2297.5小计8460.3小计8460.3总计万元费用/万元8790.8费用/万元8965.3表4—3基建费用表项方案目方案1方案2工程量/m单价/元.m-1费用/万元工程量/m单价/元.m-1费用/万元初期立井井筒330+206000210280+206000180副井井筒330+106000210280+106000180井底车场100090090100090090主石门5008004050080040运输大巷5000-360800371.25000-360800371.2回风大巷50008004005000800400小计1321.21261.2后期立井井筒060000120600078副井井筒060000120600078井底车场09000100090090斜井010500主石门0800050080040运输大巷5000-360800371.25000-360800371.2回风大巷50008004005000800400小计771.21057.2共计（万元）2092.42318.4从表4-2、4-3技术经济比较结果来看，方案1的生产经营费用和基建投资费用均低于方案2，由于基建费的计算误差一般比生产经营费的计算误差小得多，所以可以认为方案1相对较优，从建井期来看，方案1初期需要多掘主副井筒各50m，多掘50m的主石门，所以建井期较长一点，但从开采水平接续来看，方案1不需延伸一次立井，对生产的影响低于方案2。具体见方案一和方案二的水平划分比较表见表4-4。从表4-4中可知，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，而方案一的服务年限能够满足整体的基本要求，储量充足，且有利于带区的接续，巷道利用率高，吨煤成本相对较低。综上所述，采用方案一的水平划分方法，即划分单水平开采，方案二的一、二水平标高分别为-280m和-400m，水平垂高为120m。表4-4水平划分比较表方案水平数可采储量（Mt）服务年限（a）方案一单水平239.1163方案二一水平95.64428.4二水平143.46642.7根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为分煤层运输大巷布置、分组集中运输大巷布置、集中运输大巷布置。当煤层倾角太大时，层间联系也可用溜井或斜巷。各种方式的适用条件如下：1.分组集中大巷适用条件：1）根据煤层的特点要求运输、通风组合，经济上有利；2）煤层数多，层间距大小悬殊；3）多水平生产，容易解决运输，通风的干扰。2.分煤层大巷适用条件：1）井底车场或平硐在煤层顶板；2）产量，风量均大，需要疏解；3）煤层数不多，层间距大，石门长；4）煤质牌号不同，要求分采，分运；5）井田走向长度短，服务年限不长；6）各煤层底板均有坚硬岩层。3.集中运输大巷适用条件：1）下部煤层底板有坚硬岩层，容易维护；2）井田走向长度大，服务年限长；3）自然发火严重，便于分区，分段处理事故；4）适于煤层层数多，层间距不大的矿井；5）带区尺寸大，石门长度短。根据各种方式的适用条件，并结合本设计的具体情况，本设计可采煤层为9#、11#煤层，煤层间距为20m，综合考虑采用集中大巷布置。本设计井田采用一对立井开拓，即主井、副井。主井主要用以提升煤炭以及兼作前期的回风井；副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备，并兼作进风井。确定井筒坐标为：主井井筒中心位置：经距4015160.0m，纬距副井井筒中心位置：经距4015155.0m，纬距本井田采用单水平开拓,拟定第开采水平为-340m,采用上下山开采。大巷数目：本设计矿井有一条主要运输大巷，一条总回风大巷，两条主要石门。大巷布置：有煤巷和岩巷两种。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；煤质坚硬，围岩稳定，维护简单，费用不高的煤层；煤层群（组）下部的薄及中厚煤层中开集中大巷的；煤层坚硬而顶板松软或膨胀，难以维护的。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。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。本设计矿井根据本矿井的地质情况，主要大巷全部采用岩巷。因大巷使用时间长，采用煤巷维护困难，本设计矿井煤有一定的自然发火期，经过综合考虑决定采用岩石大巷。有关大巷及石门断面技术特征详见图4—6、表4—5所示。图4—6大巷和主石门断面图表4—5大巷和主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)净掘顶高底宽半圆形锚喷16.5718.742300460015.422100总回风巷道在煤层中掘进，采用锚喷支护，其断面见图4-6，其技术特征见表4-5；工程量及材料消耗量表4-6。表4-6总回风大巷特征断面,m2设计掘进尺寸，mm喷射厚度，mm锚杆，mm净周长，m净设计宽高型式外露长度排列方式间、排距锚杆长直径12.914.444403720100钢筋砂浆50方形70020001813.7表4-8总回风大巷每米工程量及材料消耗计算掘进工程量，m3锚杆数量根材料消耗粉刷面积，m2喷射材料，m3锚杆巷道墙角钢筋，kg注砂浆，m315.20.04151.0464.290.0439.7图4—7总回风大巷断面图1.设计依据1)井筒及数目；2)矿井开拓方式；3)矿井设计生产能力及工作制度；4)矿井瓦斯等级及通风方式；5)矿井主要运输巷道的运输方式；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)井底车场线路不止应该结构简单，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。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，结合本设计矿井的有关设计参数，车场定在中央，需要左右两边进车，根据设计矿井的年生产能力2.4Mt，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折返式车场。本设计井田煤层开采时联系采用石门联系，根据煤层间距条件。即9#、11#煤层采用联合布置，上山同样布置在煤层中。煤层倾角一般在10°左右，煤层间采用石门联系。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带区，并按一定的顺序回采，每个带区有一套生产设施，包括上下山提升、运输设备，以便独立进行生产与准备。将井田划分为若干带区时应该考虑如下原则：1.带区走向长度不大，两翼均不超过1500m，可以不划分带区，直接从井田境界后退式回采；2.带区走向长度根据煤层地质条件、开采机械化水平、带区储量、生产能力及巷道维护等因素综合考虑；3.初步设计一般负责划分一水平带区，需要沿走向全长统一考虑，作到初后期统筹兼顾，全井合理，更有利于初期生产；4.带区划分要考虑带区接续关系，使其适应各翼储量及产量分配；5.带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；6.煤层稳定、开采条件好、生产能力大的带区，走向长度要适当增大；7.开采多煤层井田，应尽量联合布置带区，搞集中生产；8.初期带区尺寸要适应目前输送机长度及电压降的控制范围，后期带区尺寸可适当加大。结合上述原则，本井田按断层、煤层开采和井田边界划分为4个带区。井筒穿过岩性详情见综合柱状图。主井采用双层钢筋混凝土在表土段，混凝土在基岩段，副井在表土段用符合井壁，基岩段用混凝土1.主井井筒主井井筒净直径6.5m，准备装备一对20t箕斗，采用冷弯方形管罐道，要安装从-340m2.副井井筒副井井筒净直径8.0m，要装备两套提升设备，一套为一对900mm轨距1.5t矿车双层四车罐笼，另一套为一个双层四车带平衡锤的宽罐，采用组合罐道，井筒内布置有玻璃钢梯子间，从-320m表4—9主井井筒断面特征表名称内容名称内容井型2.40Mt/a梁层间距4000mm净直径6500mm提升容器一对20吨箕斗支护方式混凝土井壁充填厚度500mm罐道规格冷弯方形管图4—9主井井筒断面图图4—10副井井筒断面图表4—10副井井筒断面特征表名称内容井型2.40Mt/a井筒直径8000mm提升容器1对1.5吨矿车罐道梁层双层四车罐笼间距4000mm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2.4Mt/a，年工作日330d，实行四六工作制，每日净提升16h；2.矿井采用双立井开拓方式，单水平开采，集中大巷布置，两翼来煤量基本相等；3.主要运输大巷采用单机14t架线式电机车牵引5.0t底卸式矿车，辅助运输采用1.5t固定式矿车；井底车场设有卸载坑，1.5t翻车机处理掘进煤；4.本设计矿井属于低瓦斯、中等涌水量矿井；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5.0t底卸式矿车刀把式井底车场。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)大型矿井主井空重车线长度各为1.5～2.0列车长。2)副井空重车线长度各为1.0～1.5列车长。3)大型矿井材料车线长度应能容纳15～20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、出车线长度为式中—主井空、重车线，副井进、出车线有效长度，m；—列车数目，列；—每列车的矿车数，按列车组成计算确定；—每辆矿车带缓冲器的长度，m;—机车数,—每台机车的长数—附加长度，取10m。a.主井m=1列，n＝22辆，L1＝4m，N=1台，L2＝4.5m，L3＝10则L＝1×22×4+1×4.5+10＝102.5，取L＝102.5主井空重车线长度为102.5mb.副井m=1列，n＝28辆，L1＝2.0m，N=1台，L2＝4.5m，L3＝15则L＝1×28×2.0+1×4.5+15＝75.5，取L＝76副井空重车线长度为2)材料车线有效长度为式中—材料车线有效长度，m；—材料车数，辆；—每辆材料车带缓冲器的长度，m；—设备车数，辆；—每辆设备车带缓冲器的长度，m；依据公式得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60m。调车方式5.0t底卸式列车厢采用通过式调车，采用底卸式矿车，设专用机车调车线路布置，右翼来车时专用机车驶入卸载坑侧通过线，让重列车牵引过过卸载坑，专用机车进入空车线，在其尾部挂钩，将空车驶回右翼，原牵引机车驶入专用机车位置，等待左翼来车。1.5t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图4—11刀把式车场示意图矿井日产煤7500t，矸石量占20%，日运量为1500t，掘进煤占5%，日运量为375t，5t底卸列车日运量占95%，为7125t，每日5t底卸式列车数=7125/（5×22）=64.77列。根据矿井矸石量与掘进煤的比例(20%∶5%=4∶1)，确定1.5t煤矸混合列车由17辆矸石与5辆煤车组成。每列矸石车与煤车的载重之比为1.5×17∶1.5×5＝4∶1，故符合要求。每日混合列车数为(1500＋375)/(1.5×17＋1.5×5)＝56.82(列)。每日进入井底车场的5t底卸式矿车数与1.5t混合列车数之比为64.77/56.82=1.14。每一调度循环内有3列5t底卸式矿车和3列1.5t固定式矿车组成，每一调度循环时间28分钟，进车间隔4.7分钟。车场通过能力计算：按公式计算：＝车场通过能力富裕系数：K＝3.47/2.4=1.45>1.3井底车场通过能力满足<<煤炭工业矿井设计规范>>要求。井底车场线路图如图4-12所示：图4-12井底车场线路图井底车场调度表如表4-11所示。表4-9井底车场调度图表1.主井系统硐室主井设有5.0t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0.5m3.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主排水泵房：为单排布置，井底车场内另布置有等候室、调度室、架线式电机车修理间及消防材料库等硐室。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、带区、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。本井田地质构造主要以断层为主，断层的存在对工作面布置带来一定的影响。根据井田内煤层赋存条件、地质构造特征、水文地质条件及矿井设计生产能力等综合因素，确定采煤方法如下：根据该设计矿井的煤层分布及带区划分的具体情况，开采顺序是采用前进式，由靠近井筒的带区向井田边界推进，带区内的工作面推进是后退式，由带区边界向带区上下山推进。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，依据本设计矿井的带区划分的具体情况，采用倾向长壁开采，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。煤层间开采顺序为自上而下开采，带区内同一层煤开采顺序为小阶段上行开采顺序。既本设计矿井有2层煤，9#和11#煤，9#煤在上面，11#煤在下面。根据设计要求，采用联合布置。合理的带区接续应有如下要求：1.开采水平、带区的生产正常接续，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。根据井田地质条件。以人为边界和主要断层为界，将该井田划分为4个带区。“三量”指准备煤量、开拓煤量和回采煤量。计算“三量”时注意的要求：1)当采用煤层大巷时，大巷应超过带区上山100m才可将带区划入开拓煤量范围。2)当采用集中大巷和带区石门开拓时，集中大巷应掘进带区石门50m，带区石门应掘至上部煤层，才可将该带区划入开拓煤量范围。3)开拓煤量3—5年以上，准备煤量1年以上，回采煤量4～6个月以上。1.矿井开拓煤量的确定开拓煤量是指井田范围内掘进的开拓巷道所圈定的尚未开采的可采煤量，可按下式计算：式中—开拓煤量，万t；—已开拓范围内的地质储量，万t；—已开拓范围内的地质损失，万t；—开拓煤量要采期内不能开采的煤量，指留设的临时和永久煤柱，万t；—带区回采率，%本设计井田采用集中大巷和石门开拓，故而开拓煤量指集中大巷掘进过石门50＝(1100×1200×14×1.4-670000-202000)×0.8=20.056Mt2.准备煤量的确定准备煤量＝（带区走向长度×带区斜长×煤层平均厚度×煤层容量－地质损失－呆滞煤量）×带区回采率本设计矿井的准备煤量计算得Ｚc＝16.54Mt3.回采煤量的确定回采煤量是指准备煤量范围内已被采煤巷道所固定的可采储量。可按下式计算：式中—回采煤量，万t；—已为采煤巷道所固定的可采储量，万t；—工作面回采率，%；本设计矿井回采煤量计算得Ｚn＝3.62Mt。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。4.《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定1)开拓煤量可采期一般为3～5a以上；2)准备煤量可采期一般为1a以上；3)回采煤量可采期一般为6个月以上。5.本设计矿井回的实际情况1)开拓煤量可采期=20.056÷2.4÷1.4=6.0a>5a2)准备煤量可采期=16.54÷2.4÷1.4=4.9a>13)开拓煤量可采期=3.62÷2.4÷1.4=1a>6个月，满足要求。第5章带区巷道布置本设计带区为北带区，位于井田东部。浅部以-180m标高为界，深部以-340m标高为界。走向长450m，倾斜长2带区煤柱包括带区范围内的边界煤柱、隔水煤柱、断层煤柱等。按其作用和性质可分为隔离煤柱和护巷煤柱两大类。本带区采用倾斜长壁两层煤联合开采，带区煤柱留设如下：各煤层在带区边界留设5m煤柱，井田境界处留设30m保护煤柱。荆各庄矿井田位于开平向斜西北侧，荆各庄矿井田自身即为一个盆状向斜，向斜轴线偏西侧，近南北延伸，中部略向西呈弧形弯曲，并向南偏东倾伏，倾伏角约5～6°。本带区地层倾角平缓，走向变化不大，带区内有小断层，对开采无大的影响。由于采用倾斜长壁开采故不存在区段划分和上下山布置，2层煤联合开采。采用中央并列式通风。工作面长度的确定：该带区设计产量为2.4Mt/a，一个工作面达产，即工作面日产量7272.7t/d。确定工作面长度的公式如下：式中——工作面年生产能力，Mt；——工作面年推进度，m；——工作面长度，m；——煤层厚度，m；——煤的视密度，t/m3；c——回采率，取0.93～0.97；所以：＝23上式计算得到的值，还应通过下述公式确定的工作面来校核，若L≤，则合理。式中—工作面内允许的最大风速，取4m/s；—工作面最小控顶距，m；—风速收缩系数0.9-0.95；—工作面采高，m；—昼夜产煤一吨所需风量，m3/t；—循环进度，即机采面采煤截深，m；—煤层生产率，即单位面积上出煤量，t/㎡；—昼夜循环数,即每日割煤刀数。＝300m可见＝230m＜＝300m，工作面长度合理。采用两条斜巷,一条运输斜巷,一条轨道回风斜巷,考虑到本设计矿井为低瓦斯矿井,煤层倾角10°左右,更有利于带区生产的接续。带区运料进风行人斜巷和带区运输回风斜巷倾角相同、层位相同，从而保证了每层煤仰、俯斜工作面停采线能顺畅地贴近，避免了在停采线附近维护采空区巷道和Z形通风现象的发生。带区运输回风斜巷中的设备选用可伸缩皮带输送机，投资少，运营费低。带区运料进风行人斜巷中的运输设备可选用小绞车在斜巷上部的单钩串车运输方式，也可采用多台小绞车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。带区运料进风行人斜巷和带区运输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。带区运输回风斜巷与煤层群下部煤层有一交点，自交点沿下部煤层施工一回风联络巷与处在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。同理带区运料进风行人斜巷在类似位置也有一回风联络巷，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回采工作面联。带区下部车场基本形式由装煤车场和辅助提升车场组成。根据煤炭装车地点，设计带区下部车场为大巷装车式。大巷、轨道上山均采用900mm(未注明，以下长度单位均为mm)轨距。大巷用14t架线式电机车牵引，运煤列车由22个5t底卸式矿车组成，矸石混合列车由221.装车站设计根据给定条件，装煤车场为大巷装车式，设计成通过式，如图5-1所示。图5-1调度绞车调车时大巷装车式线路布置图1—带区运输入风巷；2—煤仓；3—重车存车线；4—空车存车线；5—装车点道岔；6、7—通过线渡线道岔；8—通过线1）存车线长度式中——空车存车线长度，m；——列车矿车个数，个；——机车长，m；——矿车长度，m；（3～5）——制动安全距离，m；——重车线存在长度，m；——煤仓溜煤闸门至渡线道岔长度，m。2）道岔选用渡线道岔DX618/4/1213，其参数为：α=14º15′，a=3472mm，b=3328mm，其连接点长度L4=12063mm。3）装车站线路总长度2.辅助提升车场设计辅助提升车场在竖曲线以后25º坡度跨越大巷，为顶板绕道式。斜面线路采用DC618/3/15对称道岔，α=18º55′30″，a=2077，b=2723，车场双道中心线距离为13斜面线路对称线路联接长度（联接半径取12000）为：水平投影长度；竖曲线参数：高道为重车线，取坡度8‰，则；低道为空车线，取坡度10‰，则；高道竖曲线半径取，低道竖曲线半径取，详见图4-2竖曲线计算图。图5-2竖曲线计算图为便于计算与绘图还应计算下列参数；两竖曲线的相对位置，。两竖曲线下端点间的平距为：两竖曲线上端点间的斜距为：3.起坡点位置及上山变坡段长度绕道车场起坡后跨越大巷，需保持一定岩柱。取运输大巷中心轨道面水平至轨道斜巷轨面垂直距离h2=15m，详见图图5-3顶板绕道式下部车场起坡点位置计算图1—大巷；2—绕道；3—煤层底板；4—车场至上山斜巷；e—大巷中心线至大巷在上山一侧轨道中心线间距式中；——轨道上山轨面距顶板垂直距离，hc=160。4.绕道线路计算如图5-4顶板绕道式下部车场线路计算图中，取12000，弯道部分轨道中心距为1300详见图，则，均为90º。图5-4顶板绕道式下部车场线路计算图1—煤仓；2—上山皮带中心线；3—轨道上山轨道中心线；4—大巷值（低道）取，则：值（高道）：单开道岔联接点长度，选用DK618/4/12，α=14º15′，a=3472，b=取4000，道岔联接点m，n的值：选用DK618/4/12，道岔特征同前，转角δ=90°，值的计算，根据大巷中心线至大巷在上山一侧轨道中心线间距，，交叉点道岔始段至煤仓中心下距离煤仓中心线至井底车场方向一侧渡线道岔的间距X0：即单开道岔与渡线道岔不重合，线路布置合理。检查绕道车场道岔N3与大巷装车站车场道岔N5的间距：式中—道岔长度，—煤仓溜煤闸门口至渡线道岔长度，；—渡线道岔长度，。由计算知，N3与N4在位置上互不影响，线路布置合理。5.高低道高差闭合计