城郊煤矿1.2Mt-a新井设计-浅析底板突水机理及防治

目录目录 页1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置与交通城郊井田位于河南省永城市境内，覆盖城关乡、城厢乡的全部及侯岭、双桥、十八里、将口乡的一部分。南北长约12km，东西宽约11km，勘探面积约50km2。矿井北临陈四楼井田，南接新桥井田，地理坐标为：东经116º17′30″～116º25′21″，北纬33º53′52″～34º00′35″。井田内地势平坦、交通方便。永城市西北至陇海铁路商丘东站约95km，夏邑东站62km；东北至京沪铁路徐州车站约100km，东南至宿州车站约75km，距京九铁路的亳州车站55km，且均有柏油公路相通。乡村之间公路相通（见图1）。图1城郊矿交通位置图1.1.2地形地貌城郊井田位于淮河冲积平原的东部，地势平坦，海拔标高在+31～+34m之间，相对高差2～3m，微向东南倾斜。区内新生界松散沉积物广泛分布，厚度一般为220m左右。工业广场标高+35m。1.1.3主要河流城郊井田内地表水系不发育，仅有淮河支流的沱河从本区北—中部自西向东流过，沱河源于商丘北侧响河，雨季流量剧增，旱季干涸无水，属季节性河流。实测最高洪水位标高+34.79m，（1963年8月9日），年平均水位标高+30.39m，最大流量384m3/s（1963年8月9日），年平均流量一般为1～2m3/s。其上游永城市段常年关闸蓄水，致使下游断流无水。本区地处中纬34º附近，属半干旱、半湿润季风型气候，蒸发量大于降雨量，干湿差大，四季分明。年平均气温14.3℃，日最高气温41.5℃，日最低气温为-23.4℃。年平均降水量962.9mm，年最大降水量1518.6mm，年最小降水量556.2mm。大气降水量多集中在7～8月份，可占全年降水量的50%以上，年蒸发量1808.9㎜。永城地区受地震影响不大，地震烈度小于6度。1.2井田地质特征1.2.1井田地质构造本区处于华北板块南部，嵩杞构造区东缘永夏断隆带。中新代时期由于太平洋板块向欧亚板块俯冲，形成了郯庐断裂系，本井田近临该断裂系，区域构造格架严格受其控制。和华北地台区一样，经过多次构造运动，于燕山期形成了现在的构造格局。区内以北北东－北东向构造为主体，东西向（近东西向）构造次之，局部地段亦发育有北西向构造，伴随有岩浆岩活动。永城煤田煤系地层的展布形态，受上述两组构造的严格控制。永城隐伏背斜是区内最大的褶皱构造，表现明显，为控制永城煤田的主体构造。北端由豫、皖接界的芒砀山一带延入本区。在区内展布于永城市东的丁集、演集、柏山一带，呈北东100～150方向延伸，有向北倾伏之趋势，向南继续延伸进入安徽省境内。北部转折端被北西西方向的太平集断层所截。轴部由于受断层的影响，形成地垒状抬升，由寒武、奥陶系灰岩组成，并伴有酸性－基性岩浆岩侵入。两翼由石炭～二叠纪含煤岩系组成，产状平缓，倾角一般为10～20度，东翼稍陡，轴面稍向西倾。背斜东翼有西往东有茴村勘探区，内含车集井田，葛店煤矿，新庄煤矿，在往东是安徽省的刘桥煤矿；背斜西翼由南往北有新桥勘探区，内含新桥井田、城郊井田、陈四楼井田、顺和井田及薛湖勘探区，在往西是蒋口普查找煤区。背斜西翼在城郊勘探区内有一系列呈雁行排列的向斜和背斜，自南东至西北依次为蒋阁向斜，陈四楼向斜，柏窑背斜，曹楼向斜，张庄向斜等，与永城隐伏背斜轴一致，属于与永城隐伏背斜同期形成的次一级构造。近东西向褶曲相对不甚发育，自南向北依次有郏城～双桥向斜、胡桥～薛湖背斜、太平集～火店向斜、孔庄～芒山背斜等较大的平缓、开阔隐伏褶曲。北北东向北东向断层自东向西较大的有：王庄断层、葛店断层、刘河断层、F37与F38断层、薛湖断层、F2（城郊井田边界断层）等；近东西向断层较大的有F20断层（城郊井田与新桥井田边界断层）F8断层与F132断层。见图（2－1矿区构造示意图）区内大断层一般为高角度正断层，由于后期多次活动，明显错断到新生界地层中。城郊井田位于北北东向的永城隐伏背斜的西翼中段，北北东向断层构造居主导地位，其次是近东西向构造，局部发育有北西向构造。总体构造特征是以宽缓褶皱为主，伴随一定数量的断裂构造，且多集中在表现明显的背、向斜两侧。本井田精查勘探时在103平方公里范围内组合大小断层20条，平均0.19条/每平方公里，其中落差大于100米的断层8条，50～100米的5条，小于30米的2条。经地震补勘，在补勘区内除对地质精查控制的14条断层进一步验证和控制外，新发现断层48条，其中落差大于50米的断层1条，30～50米的3条，其它均为小于30米的断层；且在地震测线上发现落差小于10米（北部）或15米（南部）的孤立断点70个。补勘后区内断层平均1.85条/每平方公里。认为断层不甚发育，但东112采区、北112采区经三维地震勘探及采掘工程实际揭露，却发现小断层较发育到目前为止，全井田共发现落差大于5米的断层条，落差小于5米的断层条。城郊井田位于北北东向的永城隐伏背斜的西翼中段，北北东向断层构造居主导地位，其次是近东西向构造，局部发育有北西向构造。总体构造特征是以宽缓褶皱为主，伴随一定数量的断裂构造，且多集中在表现明显的背、向斜两侧。井田内褶皱构造除柏窑背斜与蒋阁向斜比较紧密外，其余均属褶幅不大的隆起和凹陷。1.2.2煤层特征本井田的主要含煤地层有下二叠统山西组（P1s）及下石盒子组（P1x），两组煤系地层总厚度平均172.17m，煤层总厚度平均10.21m，总的含煤系数为5.93%。下二叠统山西组（P1s）含二煤组，由1~3个分层组成，分层编号从下至上分别为二1、二2、二3，煤层平均总厚度为3.94m，含煤系数为3.8%。下石盒子组（P1x）含三煤组，由4～7个分层组成，分层编号从下至上分别为三1、三2、三3、三4、、三5、、、、三6及三7。煤层总厚度为6.27m，含煤系数为9.0%。井田内二2、三2煤层为可采煤层，详见《煤层情况一览表》。表1-1煤层情况一览表煤组号煤分层数煤厚最小~最大平均(m)间距平均(m)夹矸层数可采情况煤层稳定性三煤组10.20~0.500.380不可采9.0%不稳定0.62~21.024.1010.12~1.200.530不可采不稳定0.43~14.293.751~20.20~1.170.570~1偶见可采点不稳定0.90~14.406.571~30.05~3.550.450~2不可采较稳定0.40~9.354.1010.2~0.950.30不可采不稳定0.52~15.214.3210.40~3.202.980~1不可采较不稳定（31线以南不稳定）25.30~32.4228.8610.20~0540.340不可采不稳定40.36~52.2946.331~20.3~2.030.350~1不可采二煤组10.2~0.400.301.40~8.224.810不可采3.8%不稳定1~20.32~7.682.950~1全区可采稳定23.01~40.0830.471~20.25~0.550.400~1不可采不稳定1.2.3煤质二2煤层属低灰分，特低硫，特低磷，高发热量，易选的优质无烟煤。各可采煤层中贫煤数量较少，除它的发热量量稍高于无烟煤外，其它煤质特征与无烟煤相似。二2煤层为无烟煤，首先可作为化工用煤，包括气化用煤及发生炉煤气用煤和化肥用煤，其次作为动力用煤及民用燃料等。各主采煤层的煤质特征见下表：表1-2各主采煤层的煤质特征下表煤质牌号原煤精煤Ad(%)St.d(%)Qnet.ad(MJ/kg)Ag(%)Vr(%)Cc(%)Hr(%)WY8.64~35.6714.41(178)0.14~1.050.498(8)20.7~32.428.5(155)2.50~11.536.23(147)5.62~9.867.80(145)91.03~95.2992.76(98)3.24~4.203.78(101)TR13.32~15.0114.35(4)0.10~1.000.49(8)29.6~30.429.9(4)3.97~8.966.58(4)10.03~10.7210.41(5)90.52~91.7091.23(3)3.94~4.194.05(3)1.2.4水文地质特征新生界松散层划分为四个含水层组及四个隔水层组，由于新生界底部砂层少，富水性又弱，与基岩之间有平均厚44.29m的粘土隔水层，对矿床一般无充水影响。煤层顶板砂岩裂隙水是矿床主要直接充水的水源，但由于井田内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对将来的矿床开采一般不会造成太大的威胁。太原组上段灰岩是开采二2煤层的间接充水含水层，二2煤底板下距K3（L11灰岩，平均厚1.64m）平均距离50m，距L8灰岩（平均厚10.49m）平均距离80m，L8上距L11一般平均在30m左右，其间又有泥岩，砂质泥岩相隔，基本无水力联系，因此，如不受断裂构造影响，正常情况下不会造成突水。本井田断层富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大导水威胁。综上所述，本井田是一个与外部水力联系微弱，补给不足的较完整的独立水文地质单元，开采煤层远离地表水体，无流水影响，间接充水岩层“灰岩”虽然单位涌水量较大，局部在断层处有与煤层对接的可能性，如留好煤柱，远离断层，一般是不会突水的，本矿井水文地质，工程地质条件属中等类型。矿井正常涌水量180～250m3/h。1.2.5其它开采地质条件（1）煤层顶底板三2煤层直接顶板，底板主要为薄层状泥岩，砂质泥岩，局部为粉砂岩，抗压强度一般小于600kg/cm2（局部大于600kg/cm2），稳定性差，管理有一定困难。二2煤层直接顶，底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩（厚度一般大于5m），局部为砂质泥岩或落层状泥岩，抗压强度一般大于600kg/cm2，岩石的完整性，稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发生底鼓。（2）瓦斯、煤尘等井田中各煤层沼气含量一般小于0.5cm3/g，属低沼气矿井。各煤层均无煤尘爆炸危险。各煤层均属不自燃发火煤层。（3）地温井田内地温仅随深度的增加而增加。井田的平均地温梯度为2.67℃/100m，从地温梯度看，浅部地温梯度较高，深部地温梯度较低。从二2煤、三2煤层地温等值线图上看出，等温线与煤层底板等高线基本平行，煤层-500m以浅的地温一般低于30℃，-600m以深的地温除井田东南部小面积低温区外，一般为一级高温区。

2井田境界与储量2.1井田境界矿井井田范围全为人为划分。井田走向长度东西约为5.6km，南北平均长约3.4km。煤层最小倾角8°，最大倾角17°，平均倾角12.5°。2.2矿井工业储量计算2.2.1储量计算依据1.根据城郊煤矿井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2.依据《煤炭资源地质勘探规范》关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量的煤层最低可采厚度为0.8m，原煤灰分不大于40%。计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.7—0.8m；3.依据国务院过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；4.储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；5.井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。6.煤层容重：二2煤为优质无烟煤，其容重均为1.47t/m3。2.2.2矿井工业储量 本矿井的主采煤层为二2煤，其厚度为4m。因此在计算工业储量时只针对这层煤，对于其它不可采煤层不予以计算。 本设计的储量计算是在精查地质报告提供的1：5000煤层底板等高线图基础上计算出来的，因此计算数据真实可靠。 井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量是由煤层面积、容重及厚度相乘所得，其公式一般为：Zg=S×M×R式2-1式中：Zg——矿井的工业储量；S——井田的倾斜面积；M——煤层的厚度；γ——煤的容重，本矿井为1.47t/m3；估算可采储量1）设计1.2Mt/a矿井服务年限（2）设计1.5Mt/a取1.2Mt/a。（注：第三章详细说明）2.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则1.工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱；2.各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地煤柱。3.维护采宽度：风井场地20m，其他15m；4.根据经验井田边界保护煤柱留50m，断层保护煤柱的留设按落差大于50m时，断层两侧各留40m，落差小于50m时，两侧各留30m。本矿井井田内的几条大断层的落差均大于50m，因此在两侧各留40m的保护煤柱。5.工业场地占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-1。表2-1工业场地占地面积指标井型（Mt/a）占地面积指标（公顷/10万t）2.4及以上1.01.2-1.81.20.45-0.91.50.3-0.91.82.3.2矿井永久保护煤柱损失量 1）边界及断层保护煤柱按下式计算式2-2式中：Z——边界煤柱损失量；L——井田边界长度； b——保护煤柱宽度；M——煤层厚度；γ——煤的容重。根据经验井田边界保护煤柱留30m，断层保护煤柱的留设按落差大于50m时，断层两侧各留40m，落差小于50m时，两侧各留30m。本矿井井田内的两条大断层的落差均大于50m，因此在两侧各留40m的保护煤柱。井田边界保护煤柱：断层保护煤柱2）工业广场保护煤柱根据《煤炭工业设计规范》第5-22条规定：工业广场的面积为0.8-1.1平方公顷/10万吨。本矿工业广场面积取1.2平方公顷/10万吨，故工业广场面积为14.4公顷。本矿井设计生产能力为1.2Mt/a，所以取工业广场的尺寸为400m×360m的长方形。煤层的平均倾角为8°，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-650m，该处表土层厚度为220m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留维护采，宽度为15m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-1。表2-2岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角/度煤层厚度/m冲击层厚度/mфδγβ7508422041807941由此根据上述以知条件，画出如图2-1所示的工业广场保护煤柱的尺寸：图2-1工业广场保护煤柱通过计算求得工业广场工业广场保护煤柱：井田保护煤柱永久损失量见表2-3。表2-3保护煤柱损失量煤柱类型储量（Mt）井田边界保护煤柱3.26断层保护煤柱5.11工业广场保护煤柱7.102.3.3矿井可采储量矿井可采储量可按下式计算：式2-3式中：Zk——矿井的可采储量，Mt；Zg——矿井的工业储量，Mt；P——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量，万t；C——采区采出率，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，本矿井为中厚煤层，因此取0.80。井田保护煤柱永久损失量：P=3.26+5.11+7.10=15.47Mt矿井可采储量：Zk=（113.37-15.47）×0.85=83.2Mt3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，矿井设计生产能力宜按工作日330天计算，每天净提升时间宜为16小时。参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明》，本矿井作业采取“四六”工作制，每日三班生产、出煤，一班检修，每日提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力及服务年限确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1.资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；2.开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模;否则应缩小规模；3.国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4.投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿设计生产能力本矿井井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，煤层属中厚煤层，厚度变化不大，煤层倾角小，平均倾角12°，为缓倾斜煤层，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，媒质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。初步确定本矿井的设计生产能力为1.2Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A、矿井服务年限T三者之间的关系为：式3-1式中:T——矿井服务年限，a；Zk——矿井可采储量，万t；A——设计生产能力,万t；k——矿井储量备用系数，取1.3；则，矿井服务年限为：符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：1）矿井生产能力校核井田内二2煤厚4米，为中厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大，为缓倾斜煤层，开采条件简单。布置一个高产高效工作面，即可达产。2)辅助生产环节的能力校核本矿井设计为大型矿井，开拓方式立井两水平暗立井延伸开拓，主井提升容器采用两对16t箕斗，副井提升容器为一套5t双层单车罐笼采平衡锤，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经平巷胶采输送机到大巷胶采输送机通过主要运输石门运到井底煤仓，再经主井箕斗提升至地面，运输能力能满足设计井型的需求。副井采用加宽容器提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用矿车运输，运输能力大，调度方便灵活。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。3）通风安全条件的校核本矿井煤尘不具有爆炸性瓦斯含量低，属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单矿井通风采用央边界式通风，有专门的风井回风，可以满足通风的要求。4）储量条件校核本矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井设计规范》要求，见表3-1。表3-1我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计服务年限（a）第一开采水平服务年限（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——1.2～2.4502525200.45～0.940202015

4井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入媒体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。1.确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2.合理确定开采水平的数目和位置；3.布置大巷及井底车场；4.确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5.进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6.合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1.贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2.合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3.合理开发国家资源，减少煤炭损失。4.必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。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、综掘机械化、自动化创造条件。6.根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标1.井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。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、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶采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。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本矿井煤层倾角小，平均12.5°，为近水平缓倾斜煤层；表土层较厚平均达到220米；水文地质情况比较简单，涌水量小，煤层最小埋深-500米，最大埋深-950米，高差大，因此不宜采用斜井开拓，宜采用立井开拓。2.井筒位置的确定1）井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎采、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。2）井筒位置的确定 由于井田位于平原地区，因此井筒选在井田中央处。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中央。工业场地的形状和面积：根据表2-1工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为14.4公顷，形状为矩形，长边垂直于井田倾向，长为400m,宽为360m。4.1.3开采水平的确定 本矿井煤层埋藏最浅部为-500m，煤层埋藏最深部为-950m，垂直高度达450m，因此本矿井需要采用多水平开采。根据《煤炭工业设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为150～200m，若采用上下山开采可以适当延长阶段垂高，因此本矿井需要两个开采水平（上下山开采），或者三个开采水平。但是由于本矿井服务年限较短，年产量较大，若采用三个水平开采第一水平的服务年限达不到《煤炭工业设计规范》的规定，划分成为两个水平比较合适，且第一水平采用上下山开采方式，保证第一水平的服务年限，并且由于煤层倾角小，所以有较好的利用上下山开采的条件。4.1.4运输大巷和井底车场的布置1）运输大巷的布置由于本井田煤层埋藏比较深，但煤层厚，且煤层顶底板条件一般，故将大巷布置在岩层中。其优点是巷道维护较简单，缺点是掘进速度慢，巷道施工条件复杂。2）井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务年限长，故要布置在较坚硬的岩层中。4.1.5矿井开拓延伸方案及阶段划分1）矿井开拓延伸方案本矿井开拓延伸可以考虑以下两种方案：立井延伸；暗斜井延伸。采用立井延伸时，可以充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费用底，管理较方便。但采用这种方法延伸时，受奥陶系含水层的限制，致使井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度较大，矿井将短期停产，延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升高度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。采用暗斜井延伸时，原有井筒的位置、水平的划分，上山或上下山开采的确定都不受奥陶系承压含水层的影响。系统比较简单且生产能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰较小。其缺点是增加了提升运输环节和设备，通风系统较复杂。2）阶段划分本矿井设计采用两水平开采，共划分两个水平，第一水平标高-750m，第二水平标高-900m。4.1.6方案比较1）方案说明根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列四种。如图4—1所示。图4-1方案比较2）开拓方案比较方案1：立井两水平暗立井延伸，第一水平-750m,第二水平-900m；方案2：立井两水平暗斜井延伸，第一水平-750m,第二水平-900m；方案3：立井三水平暗立井延伸，第一水平-650m,第二水平-750m,第三水平-900m；方案4：立井三水平暗斜井延伸，第一水平-650m,第二水平-750m,第三水平-900m。第二水平服务年限第二水平面积约为：4.98km2第二水平工业储量为：第二水平可采储量为：第二水平服务年限为：粗略比较方案1方案2基建费/万元立井开凿2×150×3000×10-4＝90主暗斜井开凿1016×1050×10-4=106.7石门开凿978×800×10-4=78.2副暗斜井开凿1016×1150×10-4=116.8井底车场掘进1000×900×10-4=90井底车场掘进(300+500)×900×10-4=72小计258.2295.5生产费/万元立井提升1.2×2421.2×0.914×0.85=2257.2暗斜井提升1.2×2421.2×1.016×0.48=1416.9石门运输1.2×2421.2×0.978×0.381=1082.6立井提升1.2×2421.2×0.764×0.85=1886.8立井排水220×365×45.72×0.1525×10-4=1343.7排水(斜立井)220×24×365×45.72×(0.063+0.127)×10-4=1674.1小计4683.54977.8总计4941.75273.4百分率100%106.7%方案3方案4基建费/万元立井开凿2×150×3000×10-4＝90.0主暗斜井开凿1941×1050×10-4=203.8石门开凿1935×800×10-4=154.8副暗斜井开凿1941×1150×10-4=223.2井底车场掘进1000×900×10-4=90.0井底车场掘进(300+500)×900×10-4=72小计334.8499生产费/万元立井提升1.2×1780.5×0.911×0.85=1654.5暗斜井提升1.2×1780.5×1.941×0.48=1990.6石门运输1.2×1.935×1780.5×0.381=1575.2立井提升1.2×1780.5×0.761×0.85=1382.1立井排水220×24×365×19.61×0.1525×10-4=576.3排水(斜立井)220×24×365×19.61×(0.053+0.14)×10-4=729.4小计3806小计4102.1总计4140.8总计4601.1百分率100%百分率111.1%根据上述比较我们可以看出立井暗立井延伸方案与立井暗斜井延伸方案在投入资金方面要省一些，而且立井延伸提升和排水都可以一次性完成不需要中转环节，而暗斜井延伸需要中转环节，可靠性不如立井延伸高，故经过粗略比较本设计确定使用立井暗立井延伸方案。故选择方案1和方案3，下面再通过详细经济比较在方案1和方案3中确定出一个最合理的方案。方案1为立井两水平暗立井延伸；方案3为立井三水平暗立井延伸。两种方案技术上均可行，两者相比方案1初期投资比方案3多，生产经营费也可能高一些，但方案3后期工程量比方案1多，故需对两方案进行经济比较。方案1和方案3的经济比较：建井工程量项目方案1方案3初期立井井筒/m764+20661+20副井井筒/m764+5661+5井底车场/m10001000主石门/m01082运输大巷/m543.6543.6后期立井井筒/m150250副井井筒/m150250井底车场/m10002×1000主石门/m9781935运输大巷/m5202.78475.4生产经营工程量项目方案1项目方案3运输提升/万t·km工程量运输提升/万t·km工程量大巷及石门运输一水平1.2×5898.8×4.088=28937.2一水平1.2×4670×4.925=27599.7二水平1.2×2421.2×2.97=8629.2二水平1.2×1826.3×3.017=6611.9三水平1.2×1823.7×4.247=9294.3立井提升一水平1.2×5898.8×0.784=5549.6一水平1.2×4670×0.681=3816.3二水平1.2×2421.2×0.934=2713.7二水平1.2×1826.3×0.781=1711.6三水平1.2×1823.7×0.931=2037.4排水/万·m3一水平220×24×365×37.8×10^(-4)=7284.8一水平220×24×365×29.9×10^(-4)=5762.3二水平220×24×365×15.5×10^(-4)=2987.2二水平220×24×365×11.7×10^(-4)=2254.8三水平220×24×365×11.7×10^(-4)=2254.8基建费用表方案1方案3工程量/m单价/元·m-1费用/万元工程量/m单价/元·m-1费用/万元初期主井井筒7843000235.26813000204.3副井井筒7643000229.26663000199.8井底车场100090090100090090主石门3378002715280012.2运输大巷543.680043.5543.680043.5小计624.9549.8后期主井井筒150300045250300075副井井筒150300045250300075井底车场1000900902000900180主石门97880078.23017800241.4运输大巷5202.7800416.28475.4800678小计674.4978.6共计1299.31602.8生产经营费项目方案1方案3工程量/m单价/元·m-1费用/万元工程量/m单价/元·m-1费用/万元大巷及石门一水平28937.20.39211343.427599.70.38510625.9二水平8629.20.3813287.76611.90.3922591.9.三水平9294.30.3813541.1小计14631.116758.9立井一水平5549.61.327325.53816.31.355152二水平2713.70.852306.61711.611711.6三水平2037.40.851731.8小计9632.18595.4排水费一水平7284.80.0839611.25762.30.0732421.8二水平2987.20.1525455.52254.80.1129254.6三水平2254.80.1525343.9小计1066.71020.3合计21492.819977.9费用汇总表项目方案1方案3费用/万元百分率/％费用/万元百分率/％初期建井费624.9100%549.888%基建工程费1299.3100%1602.8123.4%生产经营费25329.9100%26374.6104.1%总费用26629.2100%27977.4105.2%在上述经济比较中需说明：两种方案中第二水平的开采方式都采用相同的采区开采，所以两种方案在采区开采上几乎没有差异，故对此不做比较。综上所述，方案3较方案1在经济比较的成本稍低，因此选择方案1为最终方案。即本设计选用立井两水平暗立井延伸开拓方案。采用两水平开采，第一水平标高-750m，第一水平主要采用采区开采，第一水平的服务年限为37.8a；第二水平标高-900m，全部采用采区开采水平以上的煤层。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有三个井筒，分别为主立井、副立井、中央回风立井。1.主立井位于矿井工业场地，担负全矿井1.2Mt/a的煤炭运输。井筒内装备两对18t长形箕斗，采用多绳摩擦轮提升机提升。断面直径为6.5米，净断面面积为33.18m2，表土层掘进断面积为44.18m2，基岩段掘进断面积44.18m2，井深500m，基岩段不用加厚井壁，井筒断面布置如图4—2—1。2.副立井位于矿井工业场地，担负全矿的材料和设备提升。副立井内采用一对3t固定车厢式矿车双层四车罐笼；一个采平衡锤的加宽双层四车罐笼断面直径7.5m，净断面面积为44.18m2，表土层掘进断面积为59.45m2，基岩段掘进断面积59.45m2，井深485m，基岩段不加厚井壁，井筒断面布置如图4—2—2。3．中央回风立井进风立井位于矿井工业场地，井筒净直径5m，净断面面积为19.63m2，表土层掘进断面积为26.42m2，基岩段掘进断面积26.42m2，井深485m，担负矿井前期开采部分回风风量，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，井筒断面布置如图4—2—3。主立井井筒断面布置图4—2—1副立井井筒断面图4-2-2中央回风立井井筒断面布置图4—2—3根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合《煤炭工业设计规范》和《煤矿安全规程的规定》规定。4.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由主立井箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由矿车运到各开采采区。1.井底车场1．井底车场的型式和布置形式井底车场的形式有环形式和折返式两大类型，环形式又可分为卧式、斜式及立式，折返式可分为梭式和尽头式。本矿井主水平-750水平主井、副井距主要运输大巷比较近，可利用主要辅助巷道作绕道回车线及调车线，从而能够完成井底车场设计，利用这一特点设计井底车场采用梭式。井底车场布如图4—2—4.矿井为立井开拓，煤炭由运输大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（采）区；少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。（1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较后确定，并符合下列规定：1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。2）当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。3）当大巷采用采式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。4）采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采用刀式井底车场。该车场利用主要运输巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小。井底车场布置如图4-7。1-主井2-副井3-轨道大巷4-胶采机大巷5-井底煤仓6-中央变电所7-水仓8-爆破材料库9-等候硐室10-胶采机机头硐室11-医疗室12-水泵房图4-2-4井底车场平面图《煤炭工业设计规范》规定，辅助运输采用固定式矿车列车时，应有下列要求：1）大型矿井主、副井空、重车线有效长度应各容纳1.0～1.5列列车；2）副井空车线一侧应并列布置一条材料车线，大型矿井材料车线有效长度应容纳15辆材料车或1.0列材料车。表4-2-1每列车的列车数本矿井设计选用10t矿车，采动3t车箱，由上表可得每列矿车数应为17～19辆，此处按18辆计算。则，副井空、重车线长度为：L=1.3182.4+110.29+10=76.45（m）可取副井空、重车线长度为80m。（2）井底车场调车线的有效长度仍按上式计算此时m取1.0，则，调车线长度为：L=1.0182.4+110.29+10=63.49（m）可取井底车场调车线长度为70m。（3）材料车线有效长度按下式计算：（4—2—2）式中：L——材料车线的有效长度，m；——材料车数，辆；——每辆材料车采缓冲器长度，m；——设备车数，辆；——每辆设备车采缓冲器的长度，m。则，L=152.4+82.7=57.6（m）可区材料车线的有效长度为60m。（4）人车线的有效长度按（4-1）式计算，式中m区1.0则，人车线的有效长度为：L=1.0124.28+10.29+10=71.65（m）取人车线的有效长度为75m。3．井底车场调车方式井底车场的调车方式有以下四种：1）顶推调车电机车牵引重列车驶入车场重车线，电机车摘钩绕到列车尾部，将列车顶入主、副井重车线；2）专用设备调车设置专用调车机车，调车绞车或钢丝绳推车机等专用调车设备，当由电机车牵引的重列车驶入调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车调车作业由专用设备完成；3）顶推拉调车在调车线上始终存放一列重车，在下一列重车驶入调车线的同时将原来的重列车顶入主井重车线，新牵引进的重列车存放在调车线；4）甩车调车电机车牵引重列车行至分车道岔前10～20m进行减速，并在行进中电机车与重列车摘钩，电机车加速驶过分车道岔后，将道岔搬回原位，重列车借助惯性驶向重车线。综合考虑以上四中调车方式，根据本矿井的实际情况，本着快速、简便的原则，设计采用第二种调车方式，即顶推调车。驶来的矸石列车由机车牵引到达B点，机车返到A点顶推列车进入副井重车线；机车摘钩，经道岔CD，通过调车线，到E，拉走空车。调车线停放一备用机车，用于材料和设备的运输。4.硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、主变电所、主排水泵房、清理撒煤硐室、水仓、调度室、等候室、工具室等。井底煤仓：井底煤仓的有效容量可按下式计算：（4—2—3）式中：——井底煤仓有效容积，t；——矿井设计日产量，t；0.15~0.25——系数。大型矿井取小值，中型矿井取大值。本矿井可取0.15，矿井设计的日产量为15000t，则需要井底煤仓的有效容量为：=0.1515000=2250（t）设计主井井底煤仓为一圆形立仓，漏斗采用双曲线型，坐落于主井井底旁，直径为10.0m，有效装煤高度为35m。煤仓通过两个装载胶采输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为双侧式。主变电所和主排水泵房：主变电所和主排水泵房坐落于副井井底，互相相邻，通过通道与车场巷道相连，井底水经管子道从副井井筒排出。主排水泵房为吸入式，由水泵硐室，吸水口，配水巷道和硐室通道组成，矿井正常涌水量为200m3/h，排水高度为735m，由此可确定主排水泵房断面高度为4700mm，断面宽度为5000mm。主变电所由变压器室，配电室及通道组成，其宽度取为5000mm，高度为3500mm。水仓布置：水仓是矿井涌水的贮水巷道，还起着澄清污水的沉淀作用。《煤矿安全规程》规定内水仓的有效容积应能容纳矿井正常涌水量8小时的水量，水仓布置在井底车场副井井筒的北侧，水仓开口在东翼轨道大巷约10m处，设内、外两个，内、外水仓间距为18m。矿井的正常涌水量为200m3/h，则需内水仓的容量为2000m3。取水仓断面为8.52m3，则矿井内水仓的长度应为：L=2000/8.5=247.1m设计内水仓的长度为250m。水仓采用水仓清理机清理。另外，靠近主井处的轨道大巷中设置清理撒煤硐室，用来清理主井井底泼洒出的煤炭；副井井筒和轨道大巷中间设置等候室和工具室；东、西翼大巷调车线前各设一个调度室；另外还设有机车修理硐室等巷道硐室具体布置见图，井底车场平面布置图。水仓采用水仓清理机清理。井底车场车场巷道及硐室除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。4.2.3主要开拓巷道主要开拓巷道主要有西翼轨道进风大巷、胶带回风大巷和东翼机轨合一进风大巷，这些巷道的服务年限比较长，要求能长时间的满足矿井生产的需要，所以采用三心拱形断面。巷道净宽度的确定：巷道净宽度按以下公式计算：1）双轨（包括输送机和轨道合一）巷道净宽度：（4—2—4）2）单轨（包括单输送机）巷道净宽度：（4—2—5）式中：B——巷道净宽度，mm；——分别为非人行侧和人行侧轨道（输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm；b——轨道（或轨道与输送机）中线之间的距离，mm。按以上公式所计算的巷道净宽度B值，应根据只进不舍的原则以100mm进级。其中：（4—2—6）（4—2—7）（4—2—8）式中：a，c——分别为非行人侧和行人侧从道渣面起1.6m高度范围内设备与拱壁间距离，分别为500，1000mm；——分别为胶采输送机，轨道设备的最大宽度，分别为1520，1060mm；——输送机，运输设备最突出部分最小间距，200mm。运输大巷为机轨合一巷，其B值应按式（4—2—4）计算，则运输大巷的宽度应为：==500+1520+200+1060+1000=4280（mm）为留有一定的富裕，胶采回风大巷的净宽度B取5000mm。轨道大巷为双轨大巷，其B值按式（4—2—4）计算：==500+21060+200+1000=3820（mm）考虑一定的富裕，另外为满足通风的需要，设计轨道大巷净宽度B为5000mm。回风巷道为单轨巷道，其净宽度B应按式（4—2—5）计算，回风巷道的宽度为：==500+1060+1000=2560（mm）为满足矿井通风的需要，回风巷道的断面面积要求较大，所以要求的B值较大，设计B为5000mm。巷道断面净高度的确定：拱形巷道净高度按下式计算：（4—2—9）式中：H——净高度，mm；——墙高，mm；——从巷道底板到道渣面的高度，mm；——拱高，为B/2，mm。其中：（4—2—10）式中：R——半圆拱形半径，为B/2，mm；j——巷道有效净宽不小于1800mm处到墙的水平距离，可取200mm。由以上可得拱形巷道的净高可用下式计算：（4—2—11）按上式计算可得出轨道进风大巷的高度应为3500mm，胶采回风大巷的高度为3500mm，回风巷道的高度为3500mm，为满足通风及运输的需要分别取为4000mm，4000mm和4000mm。可确定轨道进风大巷，胶采回风大巷，机轨合一巷道的净断面积分别为：18.2，18.2和18.2。2．巷道的支护方式因以上巷道的服务年限比较长，都在10年以上，所以宜采用锚喷支护，，锚深2200mm，间、排距为600mm、600mm，喷射混凝土厚度200mm，锚杆直径为20mm。轨道进风大巷，胶采回风大巷，机轨合一大巷的具体布置及参数分别见下页图4—2—4围岩类别断面（m2）掘进尺寸（mm）喷射厚度（mm）锚杆（mm）净周长（m）备注净掘宽高型式外露长度排列方式间距锚深规格L×φ煤22.8922.846460423010030矩形80022002200×2018.6每米工程量及材料消耗量表围岩类别掘进工程量(m2)锚杆数量(根)材料消耗表粉刷面积(m2)巷道墙角喷射材料(m2)铺底(m2)锚杆重量(kg)注眼树脂(kg)托板钢筋(kg)铁(kg)木(个)煤22.840.04131.2144.012.14图4-5主要运输大巷2）辅助运输大巷此巷为一条轨道大巷，并作进风巷使用，设人行道。B2＝a＋b＋d1＋d2＋500（4-2）式中：B2——辅助运输大巷宽度，mm；a——矿车在人行道一侧距巷道壁的宽度，取1500mm；b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取500mm，采区巷道一般取300-500mm；d1，d2——矿车宽度，d1＝d2＝2200mm；500——矿车间距。B1=1500+500+2200+2200+500＝6900mm采用半圆拱断面，巷道底铺300mm混凝土，如图4-6。图4-6辅助运输大巷5采区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1采区位置及范围矿井首采区位于井田西部第一水平上山采区，北部、西部、南部的井田边界均为人为划分，东临F2断层保护煤柱。首采区东西走向长约为2.1km，上山开采采区倾斜长度约为2km。5.1.2采区煤层特征 本采区主采煤层为二2煤，其煤质特征见表5-1：表5-1主采煤层煤质特征表煤层煤厚倾角结构稳定性容重硬度牌号二24.07单一稳定1.472WY采区中煤层沼气含量一般小于0.5cm3/g，属低沼气矿井。煤层无煤尘爆炸危险；属不自燃发火煤层。5.1.3地质构造该采区构造简单，无大的构造影响生产，煤层走向起伏不明显，倾角6°左右，无明显的变缓、变陡趋势。5.1.4顶底板特性三2煤层顶底板特性如表5—2所示表5-2三2煤顶底板特性直接顶老顶底板岩性泥岩细质砂岩中砂岩厚度(m)2.204.007.20类别Ⅱ类Ⅲ类Ⅲ类二2煤顶底板特性如表5-3所示表5-3二2煤顶底板特性直接顶老顶底板岩性泥岩细质砂岩细质砂岩厚度(m)2.455.3516.60类别Ⅱ类Ⅲ类Ⅲ类5.1.5水文地质 本采区水文地质条件简单。煤层顶板砂岩裂隙水是矿床主要直接充水的水源，但由于井田内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对将来的矿床开采一般不会造成太大的威胁。太原组上段灰岩是开采二2煤层的间接充水含水层，二2煤底板下距K3（L11灰岩，平均厚1.64m）平均距离50m，距L8灰岩（平均厚10.49m）平均距离80m，L8上距L11一般平均在30m左右，其间又有泥岩，砂质泥岩相隔，基本无水力联系，因此，如不受断裂构造影响，正常情况下不会造成突水。本井田断层富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大导水威胁。5.1.6地表情况本采区地表以农田、小水沟为主，没有大的建筑物或大的地表水系及水体。5.2采区巷道布置及生产系统（见首采区巷道布置平剖面图）首采区为一采区，走向长度2.1km，倾向长度约2.1km，区内未揭露较大断层。5.2.1采区准备方式的确定采区内采用沿空留巷，跳采接替，各区段之间不留护巷煤柱。采区煤层运输上山和轨道上山将受采动影响，为了便于维护，各分采在回采到运输上山和轨道上山前40m时停采。首采一采区共分为12个区段，由于边界不规整，推进长度从800m到1300m不等。本设计为120万t的大型矿井，需要用一个工作面满足设计产量的要求，结合矿井设计的需要和工作面产量及设备能力，工作面长度设为185m。由影响工作面长度的因素得知185m既能满足设备的要求也适合本矿煤层的赋存条件。采空区上覆岩层尚未垮落稳定之前不能进行沿空掘进，因此工作面接替采用跳采方式，在保证本采区一个工作面达产的同时，注意另一分采的掘进准备，以保证工作面的正常接替。表5-4首采区工作面接替顺序接替顺序123456工作面222012220222203222042220522206接替顺序789101112工作面2220722208222092221022211222112接替顺序131415161718工作面222132221422215222162221722218接替顺序192021222324工作面2221922220222212222222223222245.2.2生产系统全矿井煤的运输全部采用胶采运输机，实现连续运输。采用大巷两侧直接布置工作面的开采方式，各采区设立一个煤仓，相邻采区或采区若有条件的可以共用煤仓。采区内的开采采用U型后退式（面向煤层集中巷），风流系统简单，漏风小。1）风流路线副井—→井底车场—→辅助运输石门—→辅助运输大巷—→轨道上山—→工作面—→煤炭运输平巷—→煤炭运输上山—→煤炭运输石门—→总回风道—→中央风井2）运煤系统工作面—→煤炭运输平巷——→运输上山—→采区煤仓—→煤炭运输石门—→井底煤仓—→主井3）运料系统工作面设备材料经副井下放到井底车场，再用轨道运至井底换装站，换装给矿车，由矿车运至工作面。副井—→井底车场换装站—→辅助运输石门—→辅助运输大巷—→轨道上山—→工作面4）排矸系统出矸地为大巷、上下山、斜巷的掘进头和煤仓施工地以及煤巷过断层处。出矸地—→辅助运输大巷—→辅助运输石门—→井底车场矸石换装站—→副井5）供电系统地面变电站—→副井—→中央变电所—→煤炭运输石门—→煤炭运输大巷—→采区变电所—→运输平巷—→工作面6）排水系统采区平巷—→辅助运输大巷—→辅助运输石门—→井底车场—→井底水仓—→副井5.2.3采区内巷道掘进1）施工方法a.岩石斜巷施工：钻爆法。b.煤仓施工：先自下向上掘凿小反井，而后再自上向下刷大成设计断面。在掘凿小反井时采用深孔掏槽爆破法。c.平巷及煤层运输上山与轨道上山施工：采用MRH-S100型综掘机割煤，用胶采输送机运输。迎头配备锚杆钻机打孔和安装锚杆，用煤电钻打帮部锚杆，用煤电钻式风动扳手安装帮部锚杆，锚索采用锚杆钻机打孔和安装。2）通风方法掘进通风的基本要求：掘进巷道应采用矿井全压通风或局部通风机通风，不得采用扩散通风；局部通风采用压入式，通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距离回风口不得小于10m。本矿工作面推进800－1300m，回采巷道采用单巷布置，独头通风超过1000m会有困难，所以每隔1000m开设一个中切眼。5.2.4采区生产能力及采出率本矿井设计生产能力120万t/a，一矿一面，采用综采大采高一次采全高工艺，实行“四六”工作制，三班生产，一班检修。以一采区一区段为例。1）采区生产能力a.工作面生产能力工作面长度185m，煤层厚度4.0m，循环进尺0.6m，每日6个循环组织生产。设计割煤高度4.0m，工作面回采率95％；每年生产330天。A循＝L×S×M×C×γ（5-1）式中：A循——工作面循环产量，t；L——工作面长度，m；S——循环进尺，m；M——煤层厚度，m；C——回采率；γ——煤的容重，R＝1.4t/m3。则：A循＝185×0.6×4.0×0.95×1.47＝620.05tA0＝A循×N×330（5-2）式中：A0——工作面年生产能力，万t/a；N——工作面日正规循环数，m。则：A0=620.05×6×330＝122.8万tb.采区生产能力影响采区生产能力的因素包括：煤层赋存状况和地质构造、矿井设计生产能力、采区正常接替和准备时间、采掘运和通风的准备水平及设备能力。采区同时回采的工作面数目确定后，可按下式计算采区生产能力A区＝K1×K2×n×A0（5-3）式中：A区——采区生产能力，万t/a；K1——工作面不均衡系数，采区内同采一个工作面，取1，采区内同采两个工作面，取0.95；K2——采区内掘进出煤系数，取1.1；n——采区内同时生产的工作面个数，取1。则：A区=1×1.1×1×122.8＝135.1万t/a2）工作面采出率区段储量＝工作面长度×推进长度×煤层厚度×煤的容重＝185×1300×4.0×1.47×10-4=141.4万t工作面损失的煤量包括：割煤损失＝工作面长度×推进度×割煤高度×割煤损失率×煤的容重＝185×1300×4.0×0.05×1.47×10-4=7.07万t工作面采出率＝(工作面工业储量－工作面损失煤量)×100％/工业储量＝95％3）采区采出率的计算采区采出率是指工业储量中，设计或实际采出的那一部分储量约占工业储量的比例，以百分数表示。采区采出率按下式计算：（5-3）采区设计可采储量等于采区工业储量减去开采损失，在开采过程中的煤炭损失主要有：采区区段煤柱损失及割煤损失。采区工业储量Q=S×M×γ（5-4）式中：S——采区面积，m2M——煤层厚度，mγ——煤层容重，t/m3则Q=531.6985×104×4.0×1.47=3126.39万t采区煤柱损失：(2×40×2100+30×2100）×4.0×1.47=135.83万t工作面采煤损失＝(1-95％)×3126.39＝156.32万t三角煤损失：=8.57×104×4.0×1.47=50.43万t所以，采区采出率=（3126.39-50.43-135.83-156.32）/3126.39=89.04%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（盘）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采采区采出率为90.9％，符合《煤炭工业设计规范》规定。5.3采区车场及主要硐室5.3.1采区下部车场设计本矿井辅助运输采用矿车，且煤层倾角很小约6°。因此车场非常简单，一个绕道起坡就可以保证正常生产。对于一采区倾角5.7°，进入煤层的斜巷角度不到8°，矿车完全可以适应。在斜巷和大巷连接处需抹角，抹角大小为3×3m，与大巷成45°角，以便于矿车的拐弯。5.3.2采区主要硐室1）采区煤仓区段平巷与煤层集中巷均为胶采输送机运煤，平巷胶采输送机与煤层集中巷胶采输送机直接搭接，采区只设立一个采区煤仓，通过煤仓与煤炭运输大巷连接。运输大巷采用输送机连续运输时，煤仓容量要求为采区输送机0.5小时运量。垂直式煤仓受力性能好，较少发生堵塞现象；圆形断面受力性能好，断面利用率高，施工方便，便于维护，不易堵仓。因此本矿采区煤仓采用垂直式煤仓，圆形断面，直径7m。煤仓高度约15m。2）采区变电所井底中央变电所至采区的供电系统电路压降较大，为保证采区正常生产，需布置采区变电所。采区变电所应设在通风良好，围岩稳定，地压小，易维护，无淋水，易于搬迁变压器等电器设备的地方，并使变电所位于采区用电负荷中心。根据本矿情况，布置在两大巷之间。变电所采用锚喷采支护，底板用100号混凝土铺底并高出邻近巷道底板200～300mm，具有0.3%的坡度。6采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为二2煤层，二2煤层平均厚度4.0m，，煤层倾角7～17°，平均倾角12.5°，为缓斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区区内无大断层影响。表6-1影响回采的地质因素项目特性描述瓦斯为低瓦斯矿井，相对涌出量为0.5m3/tCO1相对涌出量为0.6m3/t煤尘无爆炸危险性涌水量180～250m3/h煤炭自燃无自燃发火倾向煤质WY地温一般高于30℃，属一级高温区普氏硬度煤层f＝3.5~3.7；夹矸f＝2.5；直接顶f＝4~5；直接底f＝4~6地压属大地净力场型，原岩应力的大小和方向是影响巷道围岩和采场顶板稳定性的关键因素之一6.1.2确定采煤工艺方式采煤方法的选择，应根据煤层赋存情况、开采技术条件、地面保护要求、设备供应状况以及设计生产能力、效率、成本和煤的回收率等因素，经综合技术经济比较后确定。需遵循以下原则：1）煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；2）安全劳动条件好；3）尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效；4）材料消耗少，生产成本低；5）便于生产管理。本矿煤层厚度约4m，煤层厚度变化不大，煤层倾角较小，采区内几乎没有断层，有利于综合机械化采煤，因此确定本矿的主要采煤工艺为综合机械化开采。在局部地区留有三角煤，可用普采或炮采工艺回收开采。6.1.3回采工作面长度的确定影响工作面长度的因素：1）地质因素，包括煤层厚度、倾角、围岩性质、地质构造；2）技术因素，包括采煤机、输送机、顶板管理、工作面通风巷道布置；3）经济因素。综合机械化采煤工作面长度一般为150～250m，每个工作面长度尽可能保持一致。并且布置宽工作面是煤炭地下开采的发展趋势，因为：1）降低万吨掘进率需要布置宽工作面。万吨掘进率是衡量矿井是否取得经济效益的重要指标，一个矿井要取得较好的经济效益，就必须设法降低万吨掘进率，提高回采率，降低吨煤生产成本，布置宽工作面是解决此问题的基本手段。由于增大了工作面的宽度，减少了工作面个数，所以减少了巷道掘进工作量，降低了万吨掘进率。2)缓解采掘接替紧张关系需要布置宽工作面。由于布置宽工作面后万吨掘进率降低、相对掘进进尺减少，故可有效缓解采掘接替紧张的局面。3)提高煤炭回收率需要布置宽工作面。为了安全回采，宽、窄工作面均需留隔离煤柱。布置成宽工作面可以减少工作面的数量，从面减少隔离煤柱，减少煤柱损失，提高煤炭回收率。4)宽工作面布置减少了采面搬家次数。5)宽工作面布置有利于提高单产、建设高产高效矿井。由于面宽增加，提高了吨煤工效。6)宽工作面布置可降低开采成本。宽工作面降低了掘进井巷工程量，减少了搬家次数，提高了吨煤工效，从而降低了吨煤成本。因此本设计方案中煤层地质条件较好，可以布置较宽工作面，因此工作面长度定为185m。6.1.4回采工作面的推进方向和推进度选择后退式回采，有利于回采巷道维护和通风。工作面平均推进长度为1000m。6.1.5综采工作面的设备配套选型（一）概述本矿2号煤全区可采，属于稳定煤层。本层以厚煤层为主，勘探区内煤层厚度变化规律明显。结构较简单，层间距变化不大。煤层顶板以粗粒砂岩为主，部分钻孔有伪顶，岩性为泥岩，底板为粉砂岩和细粒砂岩，局部见有碳质泥岩和伪底。井田内煤层赋存稳定，煤层可采厚度3.30-4.33米，平均4.0米。矿井对2号煤层设计要求工作面产量为120万吨/a。（二）采煤机按照厚煤层1.2Mt/a的产量要求，工作制度为330d/a，按每天三班生产一班检修计算，则采煤工作面生产能力为3636.36t/d。工作面采煤机开机率为60﹪，采煤机功率按照美国开采硬煤估算功率经验值为0.5～0.7kW•h/t,则：工作面每小时生产能力为：Q=3636.36∕（14×60﹪）=432.9（t/h）采煤机功率为：N=432.9×(0.5～0.7)=216.45～303.03(kW)根据美澳等国高产高效工作面装备情况以及国外几个主要的采煤机生产产家资料，设计选定采煤机型号为AM500-4.5，其主要技术参数见表6•1•5表6•1•5型号采高/m截深/m装机总功率/kW牵引速度（m/min）牵引力/kNAM500-4.53.3-4.50.664500～7.6（12）430（三）工作面可弯曲刮板输送机工作面可弯曲刮板输送机选型需满足三个方面的要求，即运输能力与采煤机生产能力相适应；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；运输机长度与工作面长度一致。采煤机生产能力为：Q=60vMBγη式中Q-采煤机小时割煤量，t/hv-采煤机牵引速度，取4m/minM-煤层厚度，取4米B-截深，取0.6米γ-煤的体积重量，取1.47t/m3η-有效截割系数，取0.9。综采工作面采煤机:Q=60×4×4×0.60×1.47×0.9=846.7(t/h)根据环节能力配套并考虑一定的富裕系数，工作面可弯曲刮板输送机的额定运量应达到1000(t/h)选定工作面可弯曲刮板输送机型号为，其技术参数见表6•1•6。表6•1•6可弯曲刮板输送机技术特征表设备名称型号铺设长度（m）输送能力（t·h-1）电机功率（kW）电压等级/V刮板输送机MCCV-HB750185900225+1501350（四）液压支架根据国内大采高液压支架选型经验及2#煤层顶板及底板岩性，并参照邻近矿井近年来开采2#煤层时的煤岩揭露情况，确定选用支撑掩护式液压支架，并与采煤机配套，支架选型计算如下。支架支护强度按估算法为：P=(6～8)×9.8×M×γ×cosα×10-3式中M-采高，取4米γ-顶板岩石体积重量，取γ=2.7t/m3α-煤层倾角，αmin=7°。P=(6～8)×9.8×M×γ×cosα×10-3=(6～8)×9.8×4×2.7×cos7°×10-3=0.63～0.84（MPa）取0.84MPa。2.支架结构高度支架的最大高度为：Hmax=Mmax+S1=4.3+0.2=4.5（m）式中Mmax-煤层最大采高，取4.3米；S1-伪顶或浮煤冒落厚度，一般取0.2米。支架的最小高度应比最小采高低0.25～0.35m：Hmin=Mmin-0.3=3.3-0.3=3（m）式中Mmin-煤层最小采高，取3.3m。根据支架强度的计算，借鉴国外经验，结合高产高效工作面的特点，液压支架选取，其技术特征见表6•1•7表6•1•7液压支架技术特征表型号工作阻力/kN支护高度/mm支护宽度/mm支护强度/MPa质量/t特征ZZ5600/23/4756002600～450015000.9819.6四柱支撑掩护式综采是全部机械化的采煤作业过程，因此各设备间相互配套是能否实现高产高效的前提，设备配套包括两方面内容，即设备的几何尺寸配套和生产能力配套。本设计矿井的综采工作面配套设备见表6-2。表6-2综采工作面设备配套表采煤机液压支架刮板输送机AM500-4.5ZZ5600/23/47MCCV-HB7506.1.6回采工作面破煤、装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽。结合矿上实际使用情况，工作面选用国产AM500-4.5采煤机，MCCV-HB750型刮板输送机。双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。AM500-4.5型采煤机性能与特点：AM500-4.5型采煤机主要技术性能指标见表6-3。表6-3采煤机特征参数表型号AM500-4.5采高范围/m3.3-4.5适应工作面倾角/(°)0～35°（三牵引）适应煤层硬度≤5机面高度/mm1912牵引力/kN360牵引速度/m·min-10～5.5牵引方式滚轮齿条式或齿轮销排式无链牵引卧底量/mm300滚筒直径/m2.2截深/mm660电动机型号DMB-375S电动机功率/Kw375电压/V1140控顶距/mm2580MCCV-HB750型刮板输送机的特征见表6-4：表6-4刮板输送机特征参数型号MCCV-HB750设计长度(m)150～200出厂长度(m)185运输能力(t/h)90