王庄矿5.0Mt-a新井设计 - 厚煤层回采巷道支护技术研究

目录1矿区概况及井田地质 11.1矿区概述 11.1.1地理位置、交通情况 11.1.2地形及地貌 11.1.3河流及水体 11.1.4气象及地震 11.1.5矿区经济概况 21.2井田地质特征 21.2.1井田地质构造 21.2.2地层 31.2.3水文地质 41.2.4地质勘探程度 51.3煤层特征 51.3.1煤层 51.3.2煤层顶、底板 71.3.3煤质 71.3.4瓦斯 81.3.5煤尘 81.3.6地温、地压 82井田境界和储量 92.1井田境界 92.2可采煤层 92.3井田尺寸 92.4矿井储量 102.4.1储量计算基础 102.4.2安全煤柱留设原则 102.4.3矿井地质储量 102.4.4矿井工业资源储量 112.4.5矿井设计储量 122.4.6矿井设计可采储量 133矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 153.1矿井工作制度 153.2矿井设计生产能力及服务年限 153.2.1确定依据 153.2.2矿井设计生产能力 153.2.3矿井服务年限 153.2.4井型校核 154井田开拓 174.1井田开拓的基本问题 174.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标 174.1.2工业场地的位置 184.1.3开采水平的确定及采盘区划分 184.1.4主要开拓巷道 194.1.5方案比较 194.2矿井基本巷道 234.2.1井筒 234.2.2井底车场及硐室 264.2.3主要开拓巷道 305准备方式——带区巷道布置 335.1煤层地质特征 335.1.1带区位置 335.1.2带区煤层特征 335.1.3煤层顶底板岩石构造情况 335.1.4水文地质 335.1.5地质构造 335.1.6地表情况 345.2带区巷道布置及生产系统 345.2.1带区准备方式的确定 345.2.2带区巷道布置 355.2.3带区生产系统 355.2.4带区内巷道掘进方法 375.2.5带区生产能力及采出率 375.3带区车场选型设计 386采煤方法 396.1采煤工艺方式 396.1.1带区煤层特征及地质条件 396.1.2确定采煤工艺方式 396.1.3回采工作面参数 406.1.4回采工作面破煤、装煤方式 406.1.5回采工作面支护方式 446.1.6端头支护及超前支护方式 466.1.7各工艺过程注意事项 476.1.8回采工作面正规循环作业 496.2回采巷道布置 526.2.1回采巷道布置方式 526.2.2回采巷道参数 527井下运输 547.1概述 547.1.1矿井设计生产能力及工作制度 547.1.3运输距离和运载量 547.1.4矿井运输系统 547.2带区运输设备选择 557.2.2带区运输设备选型及能力验算 557.3大巷运输设备选择 567.3.1胶带回风大巷设备选择 567.3.2辅助运输大巷设备选择 567.3.3运输设备能力验算 578矿井提升 588.1矿井提升概述 588.2主副井提升 588.2.1主井提升 588.2.2副井提升设备选型 588.2.3井上下人员运送 599矿井通风及安全 609.1矿井概况、开拓方式及开采方法 609.1.1矿井地质概况 609.1.2开拓方式 609.1.3开采方法 609.1.4变电所、充电硐室、火药库 609.1.5工作制、人数 609.2矿井通风系统的确定 609.2.2、矿井通风方式的选择 619.2.3、矿井主扇工作方式选择 629.2.4、带区通风系统的要求 629.2.5、带区工作面通风方式的选择 629.3矿井风量计算 639.3.1工作面所需风量的计算 639.3.2备用面需风量的计算 649.3.3掘进面需风量 649.3.4硐室需风量 659.3.5其它巷道所需风量 659.3.6矿井总风量 659.3.7风量分配 669.4矿井通风阻力计算 679.4.1矿井最大阻力路线 679.4.3矿井通风总阻力计算 729.4.4矿井总风阻和等积孔计算 729.5选择矿井通风设备 739.5.1选择主要通风机 739.5.2电动机选型 759.6安全灾害的预防措施 769.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 769.6.2预防井下火灾的措施 769.6.3防水措施 7710设计矿井基本技术经济指标 78厚煤层回采巷道支护技术研究 800引言 801国内外研究现状 811.1回采巷道支护技术现状 811.1.1国外现状 811.1.2国内现状 831.1.3回采巷道支护技术发展趋势 832厚煤层回采巷道围岩控制 832.1顶煤破碎机理与运移规律 832.2回采工作面周围支撑压力分布 832.3构造应力对巷道稳定性影响 842.4巷道围岩变形规律 842.5道矿压显现规律研究 842.5.1全煤动压回采巷道 852.5.2掘进期矿压显现 852.5.3沿空掘进巷道 852.6厚煤层主要巷道的布置方式 853回采巷道支护技术研究 853.1及时有效支护 853.2支护形式的选择 863.2.1回采工作面切眼支护 863.2.2可缩性金属支架 863.2.5锚喷支护 913.2.5.1锚喷支护方法 913.2.5.2锚喷支护的特点 913.2.6锚索支护 913.2.6.1锚索支护方法 913.2.6.2锚索支护作用机理 923.2.6.3锚索支护的特点 923.2.7锚网支护 923.2.7.1锚网支护对围岩稳定作用 933.2.7.2锚网支护的优点 933.3支护参数的选择 933.4超前支护 934回采巷道支护优化数值模拟 944.1工程概况 944.2支护优化的数值模拟研究 944.3数值分析模型 944.4数值模拟结果分析 954.4.1不同支护模型时巷道位移比较 954.4.2不同支护型式时围岩破坏状况的比较 964.4.3不同支护型式时围岩应力状态比较 964.4.4应用 97参考文献 99英文原文 101中文译文 107参考文献 112致谢 113

一般部分第113页1矿区概况及井田地质1.1矿区概述1.1.1地理位置、交通情况王庄煤矿位于山西省长治市郊区故县，距市中心30公里，其地理坐标为：东经112°58′25″～113°03′21″，北纬36°14′04″～36°24′35″。北距太原市230公里，南到焦作市220公里，东距邯郸市183公里。地处潞安矿区的东南部，跨长治市郊区和屯留县两个行政区。208国道由北向南穿越井田，东距王庄矿工业广场约6公里，309国道横贯矿区。王庄矿铁路专用线至长治v北站14公里，与太（原）焦（作）及长（治）邯（郸）铁路相接，通往全国各地。区内各村镇均有公路相通。交通极为方便。如图1.1图1-1-1王庄煤矿交通位置图1.1.2地形及地貌王庄矿地处上党盆地西北部，属高原内部断陷堆积盆地。盆地北部黄土冲沟发育，局部有基岩出露，南部为山前斜坡地带，区内地势起伏不平，均被较厚的第四系黄土所覆盖，井田北部较高，南部较低，最大标高1024..7m，位于王－1与王－2钻孔之间的寒山煤矿附近；最小标高898m，位于扩区东部边界一带，最大相对高差为127m左右。1.1.3河流及水体区内地势平缓,地表水系较为发育,其中绛河为本区的主要地表水系,该河流为浊漳河南源主要分支,一般旱季流量0.5m3/s左右,最大流量为58.10m3/s,由西向东横贯井田后备区中部,汇入东部的漳泽水库。1.1.4气象及地震（1）气温：井田地处黄土高原，区域气候属暖温带半干旱大陆性气候区，年温差和日温差变化较大，夏季午间较热，晚间较凉。年平均最低气温7.8℃，年平均最高气温为9.7℃，19年平均气温为（2）降水：井田内，蒸发量为降水量的3倍多。年最高蒸发量1996.3mm，年最低蒸发量为14938mm，20年平均蒸发量为1731.84mm。年最高降水量为917.00mm，年最低降水量为311.8mm（3）风况：夏季多为东南风，冬季为西北风。年平均风速为2．48m／秒。最大风速为14一16m（4）冰冻：冰冻期是每年10月至次年的4月，最大冻土深度为75cm（5）地震：据长治市地震局介绍，晋东南地区除1890年武乡县曾发生过5．5级（烈度7度）地震外，尚未发生过４级以上地震。而４级以下的小震比较频繁。据《建筑抗震设计规范》（GB50011-2001），本区地震设防烈度为７度。1.1.5矿区经济概况矿区东面为长治钢铁公司，王庄煤矿与长治钢铁公司两大企业组成本区一片规模较大的煤铁工业区，与之配套的各种服务行业也比较发达。1.1.6电源工业广场35KV变电所两回电源线路为LGJ-185/3.1KM,由崔蒙35KV变电所332、337转送至工业广场35KV变电所的高压开关351、352送至两段35KV母线,经353、354送至两台SFZ9-10000KVA主变，降压为6KV后,由640、631两回路配出，分两段母线运行,供矿井提升、运输、洗煤等生产系统用电。1.2井田地质特征1.2.1井田地质构造王庄井田位于潞安矿区的中部东缘，处于文王山南断层与二岗山北断层之间。总体为一走向为北西向，倾向南西的单斜构造，地层倾角一般在2°～６°，最大倾角达１６°。（1）褶曲：井田中褶曲宽缓，在井田北部和中部，褶曲大致沿东西向展布，在井田南部，以宽缓的背向斜为主，区内构造线方向近南北向。大多数褶曲的两翼地层倾角较平缓，发育的规模也不尽相同，有的褶曲延伸长，有的延伸短。（2）断层：井田内断层主要为故县断层、刘家畛断层、安昌断层和二岗山北正断层。这些断层在井田内均延伸较长，甚至贯穿整个井田东西区域，而且在井田内呈一定间隔分布，对井田内的断裂构造起着主导作用。其产状见表故县正断层：位于井田的中北部，断层的走向变化较大，在N70°～95W°间变化，倾角70°～80°，断层的倾向随走向由NNE变为NNW，断层的落差H=20～48m，断层穿越井田的东、西边界，向西延伸至常村井田内。在西边界处，据王-89孔，该孔发现两条断层，落差分别为17m和21m，倾向相同，应是断层发生分叉现象。王-9号孔见到了该断层的破碎带，在孔深44米以下，岩石倾角突然变大，砂岩及泥岩碎快紊乱出现，破碎带厚约5m，王-9号孔附近断层落差44m，断层面倾角70°。王-33号孔打到了断层上，钻孔穿过上盘地层，在孔深164.52m遇破碎带，破碎带中见有泥岩和顶板岩石碎块，过破碎带，在孔深171.0m见下盘3号煤，见煤已到煤层中部，故煤厚刘家畛断层：位于井田的中南部，贯穿井田的东西边界，断层是在精查勘探阶段查明的，断层的走向58°，倾向148°，断层的落差H=20-50m，倾角75°，在井田内延伸长度为3700m安昌正断层：位于井田的中南部，贯穿井田的东西边界，是在勘探阶段发现的，断层的走向56°东，倾向150°，倾角由西向东变陡，一般70°～75°，断距为130m～230m，西段为130m，东段为140m，中段536孔一带为165m，局部达250m。536号孔在518.10～554.43m见断层破碎带，断失太原组底部和本溪组以及峰峰组上部地层。0505孔在584.10～668.02m见断层破碎带，断失整个太原组和本溪组地层。该断层落差70～170m之间，在井田内延伸长度为3700二岗山北正断层：为井田南部边界。井田内长4600m。断层的走向北63°东，倾向北西152°，倾角70°。断距由东向西逐渐变小，156号孔在362.87m见该断层,上石合子组地层与中奥陶统峰峰组石灰岩接触,落差为350m。西端1202孔在611.80～618.50m见破碎带,太原组中段(C3t2)下部地层与中奥陶统上马家沟组上段(（3）陷落柱：王庄井田内基本无陷落柱。（4）河流冲刷带：王庄井田内基本无同沉积河流冲刷带。表1-2-1井田内主要断层产状走向倾向倾角长度落差故县断层N70°～95W°NNE变为NNW70°～80°4000m20～48m刘家畛断层N58°ENW148°75°3700m50m安昌断层N56°ENW150°70°～75°3700m70～170m二岗山北断层N63°ENW152°70°4600m350m1.2.2地层本井田主要含煤地层为二迭系下统山西组地层（P1S）和石炭系上统太原组（C3t）。（1）二叠系下统山西组（P1S）：地层厚46.59－99.31米。平均厚73.70米，含煤1－4层。单孔煤层总厚6.97－7.52米，平均厚7.09米，含煤系数9.7%。其中3号煤层为全区稳定可采煤层，其余煤层为局部发育，不稳定，不可采煤层。（2）石炭系上统太原组（C3t）：地层厚89.08－134.23米。平均厚112米，含煤7－15层，一般13层。单孔煤层总厚6.70－7.8米，平均厚7.25米，含煤系数6.5％。其中15－2、15－3号煤层为较稳定、全区可采煤层，9＃、10＃、13＃、15－1＃为大部或局部可采煤层，其余煤层均为不可采煤层。图1-2-1主采煤层综合柱状图1.2.3水文地质井田内水文地质条件简单，工作面涌水量基本上不影响工作面的正常回采，矿井主要含水层为Ⅶ号、Ⅷ号老顶砂岩含水层，矿井最大涌水量292m3/h，多数工作面涌水量很小，一般为2-4m3/h，且回采结束后涌水量越来越小，甚至不出现涌水。井田中部，南北为故县断层与王庄断层所隔，东部有浊漳河直接补给，补给量较大，属水文地质中等类型。井田中部，故县与安昌断层之间，地表水发育，含水层有充足的补给，补给量大。加之该区段东南部3号煤层上覆基岩较薄，预计导水裂隙带能达到第四纪冲积层内，对煤层开采有很大影响，水文地质条件相对复杂。15号煤层因受奥灰水突水威胁，水文地质条件属复杂类型。15号煤层直接顶板为K2灰岩裂隙岩溶水层，随着煤层回采冒落从而成为直接充水含水层。该含水层单位涌水量为0.012L/s.m，含水性较弱。对15煤层具有底板突水威胁的是奥灰强含水层。它不仅富水性强，水压高，而且其间距一般只有漳泽水库的扩建将体本井田三分之一的面积处于水库淹没区。由于水库蓄水，回水的影响，将使本区各含水层，特别是松散层的水文地质条件发生变化，从而使矿井水文地质条件变得复杂。矿区地下水产要是中奥陶统碳酸盐裂隙岩溶水和第四系冲洪积层孔隙水。石炭二叠系基岩风化带及砂岩裂隙含水层等具有贮水条件的地下水。基岩含水层主要有：二叠系基岩风化带，基岩风化带，砂岩裂隙含水层及石炭系灰岩岩溶裂隙含水层。基岩风化带因受地质构造，岩性，埋藏深度，季节性补给条件等诸多因素的制约，其富水程度差异较大，单位涌水量为0.00497~1.6731/SM。一般时间属弱富水程度，在雨季补给期补给条件好的情况下可达强富水程度。砂岩裂隙含水层可以K8砂岩作为代表（即8号含水层）实验9值，0.003——0.8141/SM。K7砂岩与3号煤顶板砂岩一般含水性较弱，试验9值为0.00084—0.4361/ SM。太原组K2—K5灰岩含水层，除K2灰岩外，其余各层均含水极弱或不含水，K2灰岩实验Q值0.00046—0.351L/SM奥陶系中统峰峰组与上马家沟组灰岩岩溶裂隙含水层，为本区主要含水层，岩层总厚400—600米，富水性强，随盖层的增厚其富水性也发生相应变化，实验Q值0.083—52L/S.M本区地质较平坦，地表冲沟不发育，采区南部有一条小河。采区内没有布置专门的水文孔。根据以往的含水层划分方法，自下而上分为十一层含水层。充水因素分析：3号煤层回采破坏顶板后，其导水裂隙带高度为70~80米，而3层煤层顶板距Ⅶ号含水层5米，距=8\*ROMANVIII号含水层53.45米。故影响3号煤层开采的主要充水因素为Ⅶ、=8\*ROMANVIII号含水层的水顺导水裂隙全部或部分涌入工作面，对生产有一定的影响。1.2.4地质勘探程度本区于1959~1985年山西144队，山西114队，山西省地矿局212队，山西省地方煤矿地质勘探公司等单位进行过普、详、精勘查工作。山西省地方煤矿地质勘探公司提交了南寨精查地质报告，面积约243k㎡，占7.36%。1.3煤层特征1.3.1煤层本区含煤地层为下二叠统山西组（P1S）和上石炭统太原组（C3t）下二叠统山西组（P1S）厚50.78-70.58m，平均上石炭统太原组（C3t），厚63.85~151.86m井田内可采及局部可采煤层有6层（3号,8-2号，9号,15-1号,15-2号，15-3号）,煤层总厚度12.2m。3号煤层，为主要开采煤层，厚5.72~7.79m，平均厚度6.62m，含夹矸0-5层，总厚0-1.18米，结构一般较简单，夹石成份多为炭质泥岩或泥岩。煤层走向近南北，倾向西，倾角2-6°,属近水平煤层。该煤层厚度变异系数Ｙ＝10.59％。其可采指数Ｋ9号煤层，在扩区编号为8-2号煤层（114队编号），最小厚度为0.06m，最大厚度2.05m，平均厚度0.68m。局部可采。该煤层的可采性指数Km=0.32，煤层厚度变异系数γ=48.85%。由于主要指标Km<0.6,辅助指标35%<γ<55%，评价其煤层稳定性为“不稳定煤层”到“极不稳定煤层”。10号煤层，在扩区编号为9号煤层（114队编号），该煤层分布较广，最小厚度0.10m，最大厚度2.85m，平均厚度0.81m。该煤层局部可采。该煤层的可采性指数Km=0.43，煤层厚度变异系数γ=67.54%。由于主要指标Km<0.6，且辅助指标γ>55%，故评价其煤层稳定性为“极不稳定煤层”。15－1煤层，旧称３号煤，本地俗称“二节煤”，上距K１底板6.86m，据173个钻孔统计，煤层厚度0.19～2.30m15-2煤层，旧称2号煤，本地俗称“底节煤”，上距15-1煤1.74m，下距15-3煤层底板2.86m，一般不含夹矸，偶见0.2～0.4m厚的夹矸，煤层厚度0.04～15-3号煤层，旧称1号煤，本地俗称“四节煤”，位于太原组底部，上距15-2号煤1.3m左右，厚度变化在0.20～4.58m，平均厚度表1-3-1可采煤层特征表煤层煤层厚度/m最小~最大平均稳定程度可采情况3号3.72~5.794.52稳定可采9号0.06~2.050.68不稳定到极不稳定不可采10号0.1~2.850.81极不稳定不可采15-1号0.19~2.30.82极不稳定不可采15-2号0.04~2.10.63极不稳定不可采15-3号0.2~4.581.72全局稳定不可采1.3.2煤层顶、底板本采区的老顶、直接顶、老底、直接底从东北至西南项厚度上有变薄趋势。老顶从东北到西南向由中砂岩相变为细砂岩、粉砂岩、局部为砂质泥岩；直接顶多为粉砂岩，局部为泥岩、砂质泥岩；直接底多为泥岩，南部、东部部分地区为砂岩，老底多为中、细粒砂岩。中部南部相变为泥岩、砂质泥岩。老顶：位于直接顶之上，其岩性为灰白色石英长石砂岩，块状，厚层，分选性，磨园性中等。钙质胶结，坚硬致密，分层厚度大且不稳定，范围从5.94～18.58米，平均厚度11.50米。直接顶：位于煤层和伪顶之上，为灰黑色泥岩或砂质泥岩，含植物化石碎片，层理较发育。层厚不稳定，变化大，变化范围0～12.65米，平均4.93米。伪顶：直接位于煤层之上，为黑色泥岩或炭质泥岩，厚度极不稳定，硬度低，完整性差，含有丰富的植物化石碎片，一般随生产进行随采随落。煤层底板：位于煤层之下，多数为直接底或老底，部份孔内见有伪底。岩性以黑色泥岩，砂质泥岩，灰白色细砂岩及粉砂岩，岩石致密性脆，硬度中等，含植物化石碎片及煤屑。岩和中粒砂岩。单柱抗压强度71.87～87.27MPa，抗剪强度为3.92～8.25Mpa.3号煤层力学试验结果表见表1-3-2岩石名称平均单向抗压强度（MPa）平均抗拉强度（MPa）平均抗剪切强度（MPa）内摩擦角（Ф）顶板中粒砂岩92.384.8812.8538°48ˊ细粒砂岩65.303.4510.32粉砂岩56.862.50砂质泥岩35.751.816.48泥岩17.970.581.47底板细粒砂岩87.273.718.25中粒砂岩85.905.81砂质泥岩71.873.473.92细粒砂岩72.903.50表1-3-2号煤层力学试验结果表1.3.3煤质3号煤层，属贫瘦煤，原煤灰分10.78～26.37%，平均15.17%,挥发分13.27～18.64%，平均15.87%,原煤硫分0.18～1.03%，平均0.34%,原煤分析基弹筒发热量(Qeq\o(\s\up5(1),\s\do2(D))T)27.579～30.9929MJ／kg，平均29.176MJ／kg。精煤挥发分（52）11.91～16.80%，平均13.99%。精煤发热量(18)27.69～33.49MJ／kg，平均30.58MJ／kg很稳定。15-1号煤层，原煤水分0.06～2.56％，平均0.85％，精煤水分0.31～1.30％，平均0.84％，原煤灰分13.02～42.83％，平均24.21％，精煤灰分8.25～19.25％，平均12.49％，原煤挥发分11.64～21.81，平均15.47％，精煤挥发分10.50～16.12％，平均13.61％，原煤硫分1.06～4.25％，平均2.37％，原煤干燥基高位发热量(Ｑeq\o(\s\up5(g),\s\do2(G))w)为21.58～36.56MJ／kg，平均34.97MJ／kg15-2号煤层，原煤水份0.46～3.65％，平均1.11％，精煤水份0.32～1.46％，平均0.78％，原煤灰分18.00～34.48％，平均27.42％，精煤灰分多在7.18～16.07％，，平均11.16％，原煤挥发分13.10～22.01，平均17.77％，精煤挥发分10.67～15.42％，平均13.20％，原煤硫分1.06～4.94％，平均2.73％。精煤硫分0.93～7.13％，平均3.09％。15-3号煤层，原煤水分0.11～1.85％，平均0.85％,变化很小，精煤水分0.07～1.85％，平均0.84％，很稳定，原煤灰分11.38～82.99％，平均24.38％，精煤灰分4.95～17.62％，平均9.21％，原煤挥发分11.14～18.18％，平均15.20％，精煤挥发分9.97～18.18％，平均12.47％，原煤硫分0.44～10.90％，平均2.17％。原煤干燥基高位发热量(Ｑeq\o(\s\up5(g),\s\do2(G))w)为19.23～36.53MJ／kg，平均34.14MJ／kg。原煤分析基弹筒发热量(Qeq\o(\s\up5(1),\s\do2(D))T)22.315～26.256MJ／kg平均24.319MJ／kg。1.3.4瓦斯王庄矿属低瓦斯矿井，但瓦斯涌出量呈逐年增长趋势，据2002年王庄矿瓦斯鉴定报告，矿井瓦斯绝对涌出量为28.22m3／min，相对涌出量为3.23m3／t；二氧化碳绝对涌出量为16.59m3／min，相对涌出量2.48m3／t。1.3.5煤尘煤尘爆炸性：根据井下采样检测，3号煤爆炸指数南翼27.12％，北翼19.73％，均具有煤尘爆炸危险性。1.3.5煤的自燃王庄矿井开采的3号煤层未发生过自燃现象，根据钻孔采样试验，3号煤层还原样与氧化样燃点之差ΔT1-3为6-33C°,1.3.6地温、地压在早期的勘探中未见有关于地温测量的工作。在王庄扩大区地质勘探时，在0502、0701、0301、0501等孔进行了简易井温测量，由此得知，王庄矿恒温带的深度大约在20～50m，中性点在30m左右。恒温带的温度变化范围为9.5～13.2℃，平均地温11.2℃。地温梯度平均每百m为0.7在多次地质勘探所施工的钻孔中，未见关于岩芯由于地应力增高而呈现异常现象的报道。在生产中，亦未有冲击地压现象。因此，王庄矿地压为地压正常区。2井田境界和储量2.1井田境界王庄矿井田边界如下：东部：上部沿中村、上葛家庄及西沟村以拐点17、18、······27的连线与石圪节井田分界，下部以拐点1、2、······10为界。西部：北以经线409400与常村井田分界，南以拐点11、12、13、14点连线为界。南部：以二岗山北断层为界。北部：以纬线4031500与漳村矿分界。表2-1-1拐点坐标点号X坐标Y坐标点号X坐标Y坐标14031498.5638412717.1784014100.1738412800.2724029339.8438412740.0094012101.7338409441.8734029339.8438413575.00104018000.0038407860.0044028137.4438414104.27114018860.0038409400.0054020884.5838414085.11124029000.0038409400.0064017500.0038412699.37134029000.0038409000.0074014968.7838412465.54144031553.0038409000.002.2可采煤层本区含煤地层为下二叠统山西组（P1S）和上石炭统太原组（C3t）下二叠统山西组（P1S）厚50.78-70.58m，平均上石炭统太原组（C3t），厚63.85~151.86m井田内可采及局部可采煤层有6层（3号,8-2号，9号,15-1号,15-2号，15-3号）,煤层总厚度12.2m。3号煤层，为主要开采煤层，厚5.72~7.79m，平均厚度6.62m，含夹矸0-5层，总厚0-1.18米，结构一般较简单，夹石成份多为炭质泥岩或泥岩。煤层走向近南北，倾向西，倾角2-6°,属近水平煤层。该煤层厚度变异系数Ｙ＝10.59％。其可采指数Ｋ2.3井田尺寸井田的最大走向长度19.46km,最小走向长度7.25km,平均走向长度为18.55km。井田的倾斜方向的最大长度5.04km，最小长度3.72km，平均4.69km。煤层的倾角南部为4.7°，中部为3.6°，北部为3.9°。平均为4°井田面积及周长：（1）面积S=78974010.9043=79.0k㎡（2）周长C=46909.4509=47.0km。井田赋存状况示意图如图2-3-1所示。图2-3-1井田赋存状况示意图2.4矿井储量2.4.1储量计算基础（1）根据王庄煤矿井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算。（2）储量计算厚度：夹矸厚度不大于0.05m，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹矸厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层厚度作为储量计算厚度。（3）井田内主要煤层稳定，结构简单，属近水平煤层，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。（4）煤层体积质量：3号煤层容重为1.30t/ｍ3。2.4.2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，村庄煤柱。（3）断层煤柱宽度40m，井田境界煤柱宽度50m。（4）维护带宽度：风井场地20m，村庄10m，其它15m。（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书》中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-4-1。表2-4-1工业场地占地面积指标井型(Mt/a)占地面积指标（ha/0.1Mt）2.4及以上1.01.2～1.81.20.45～0.91.50.09～0.31.82.4.3矿井地质储量矿井主采煤层为3号煤层，采用地质块段法。根据地质勘探情况，将矿体划分为s1，s2，s3，s4，s5，s6六个块段，在各块段范围内，用算术平均法球的每个块段的储量，煤层地质总储量即为各块段储量之和，块段划分如图2-4-1所示。图2-4-1地质块段划分由图计算各块段面积分别为：1块段：S1=22429775㎡，平均角度3.2°。2块段：S2=10415870㎡，平均角度1.9°3块段：S3=17135726㎡，平均角度2.5°。4块段：S4=9415929㎡，平均角度4.5°。5块段：S5=13151101㎡，平均角度1.3°。6块段：S6=5317510㎡，平均角度4.0°。煤的平均容重为：R平均=1.30t/ｍ3。煤的平均厚度为：H煤厚=6.62m。按下式计算：Z=S×R平均×H煤厚/cos（θ）（2-1）式中Z——各块段储量，Mt；S——各块段面积，㎡；R平均——煤的平均容重，t/ｍ3H煤厚——煤的平均厚度，m；θ——各块段煤层平均倾角，°。通过计算各块地质资源储量分别为：1块段：Z1=193.33Mt；2块段：Z2=89.67Mt；3块段：Z3=147.61Mt；4块段：Z4=81.28Mt；5块段：Z5=113.21Mt；6块段：Z6=45.87Mt；则3号煤层总的地质储量为：Z=Z1+Z2+Z3+Z4Z5+Z6=193.33+89.67+147.61+81.28+113.21+45.87=670.97Mt。2.4.4矿井工业资源储量矿井工业资源储量按下式2-2计算:（2-2）式中——矿井工业资源储量，Mt；——探明的资源量重经济的基础储量，Mt；——控制的资源量中经济的基础储量，Mt；——探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt；——控制的资源量中边际经济的基础储量，Mt；——推断的资源量，Mt；k——可信度系数，取0.7～0.9，地质构造简单，煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7.根据本矿实际条件，地质构造简单，稳定可采，故取0.9。根据勘探地质报告，本矿井地质资源分类如下表2-4-2所示：表2-4-2地质资源分类表地质资源储量探明的资源储量控制的资源储量推断的资源量经济的基础储量边际经济的基础储量经济的基础储量边际经济的基础储量推断的储量111b2M11121b2M233360%30%10%则矿井工业资源储量为：Zg=Z×60%+Z×30%+Z×10%×0.9=0.99×670.97=664.26Mt。2.4.5矿井设计储量矿井设计储量按下式2-3计算：Zs=（Zg-P1）（2-3）式中Zs——矿井设计资源储量，Mt；P1——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑物、地面构筑物煤柱等永久煤柱损失量之和，Mt；井田境界煤柱（1）根据《煤矿安全规程》，确定留设b=20m宽的井田边界煤柱记为。（2）式中：井田边界煤柱损失量，Mt；煤柱宽度，20m；井田边界周长，47281m；平均煤厚，4.52m；煤的容重，1.30t/ｍ3。所以断层煤柱（1）井田内现已查明断层四条，分别为故县断层，刘家畛断层，安昌断层，二岗山北正断层的一部分。因断层落差都比较大，根据《煤矿安全规程》确定断层一侧留煤柱50m。损失量由下式计算：（2）式中：断层煤柱损失量，Mt；断层煤柱和两断盘所围的面积㎡；平均煤厚，4.52m；煤的容重，1.30t/ｍ3。所以：所以：Zs=（Zg-P1）=664.26-20.13=644.13（Mt）2.4.6矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下式2-4计算：Zk=(Zs-P2)C(2-4)式中Zk——矿井设计可采储量，Mt；P2——工业场地和主要煤柱损失之和，Mt；C——采区采出率，厚煤层不小于75%，中厚煤层不小于80%，薄煤层不小于85%。本矿3号煤厚6.62m，属于厚煤层，故取0.75。（1）工业场地煤柱工业广场的占地面积，根据《煤炭工业设计规范》工业场地占地面积指标如下表：表2-4-3工业广场占地面积指标表井型(万t/a)占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8本矿井设计生产能力为500万t/a>240万t/a，所以工业广场的面积为500×1.0/10=50公顷=500000㎡=0.5k㎡，因为井田走向较长，所以将工业广场设计为长方形，尺寸为840m×600m。井田走向中央区域煤层平均倾角为4度，埋深在250m左右，由于倾角较小，埋深较浅，所以，将工业广场布置在井田走向和倾向的中央区域。主副井及地表建筑物均布置在工业广场内，工业广场按Ⅰ级保护留维护带，宽度为20m，根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》第186页，本矿井的基岩移动角如下表所述。表土层移动角：φ＝45º上山移动角：γ＝85º下山移动角：β＝70º走向移动角：δ＝80º保护煤柱根据上述参数，采用垂直剖面法计算。所做的工业广场保护煤柱如图2-4-2所示：图2-4-2工业广场保护煤柱经CAD测量得：S=963773㎡并且已知：R平均=1.30t/ｍ3H煤厚=4.52mθ=4°由公式2-1可得保护煤柱压煤量为：Z=963773×1.30×4.52/cos(4°)=5.68Mt则由公式2-4计算可得矿井设计可采储量为：Zk=(Zs-P2)C=（644.13-5.68）×0.75=478.84Mt矿井储量汇总见表2-5：表2-4-4矿井储量汇总表煤层地质资源储量矿井工业储量矿井设计储量设计开采损失矿井设计可采储量3号670.97Mt664.26Mt644.13Mt165.29Mt478.84Mt3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定矿井设计年工作日为330天，工作制度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作6小时。矿井每昼夜净提升时间为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、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。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的太大。（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（包括每种、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，反之缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力本井田储量丰富，主采煤层赋存稳定，属近水平煤层，厚度变化不大，开采条件较简单，低瓦斯矿井，技术装备先进，经济效益好，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。确定王庄矿井设计生产能力为5.0Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井设计可采储量Zk，设计生产能力A和矿井服务年限T三者之间的关系为：T=Zk/A×K(3-1)式中T——矿井服务年限，a；Zk——矿井可采储量，Mt；A——设计生产能力，Mt；K——储量备用系数，取1.3。则矿井服务年限为：T=478.84/（5×1.3）=73.67a符合现《煤炭工业矿井设计规范》要求。3.2.4井型校核按煤矿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）煤层开采能力。井田内3号煤层平均6.62m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据井田形状分为两翼开采，前期首采区在一翼，布置一个综采工作面，保证达产。（2）辅助生产环节的能力校核。校核矿井设计为特大型矿井，开拓方式为立井单水平开拓，主立井采用箕斗提升运煤，副立井采用轨道辅助运输，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斜巷胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主立井胶带运输机提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、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900mm轨距矿车运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核。王庄矿属低瓦斯矿井，3号煤爆炸指数南翼27.12％，北翼19.73％，均具有煤尘爆炸危险性。必须采取除尘措施。前期采用中央并列式通风，后期两翼对角式通风。（4）矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，矿井是单水平上下山开采，水平在+700m，水平服务年限即为全矿井服务年限，为73.63年，保证足够的服务年限，满足《煤炭工业设计规范》要求，见表3-2-1。3-2-1我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力/Mt/a6.0及以上矿井设计服务年限/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70353.0～5.060301.2～2.4502520150.45～0.9040201515

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，应照顾到不同煤质、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斜井、立井。各井筒形式优缺点比较如下表：表4-1-1各井筒形式优缺点比较及适用条件井筒形式优点缺点适用条件平硐（1）运输环节和设备少、系统简单、费用低。（2）工业设施简单。（3）井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。（4）施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。（5）煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：（1）井筒施工工艺、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。（2）地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。（3）主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。（4）斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：（1）井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。（2）通风线路长、阻力大、管线长度大。（3）斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。（1）井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。（2）井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。本矿井煤层赋存条件简单，煤层平均倾角4度，属近水平煤层，因井田内存在较大落差断层，煤层埋深在144-633m，表土层厚度平均90m，无流沙层，水文地质条件简单，涌水量不大，最大涌水量292ｍ3/h，正常涌水量为144ｍ3/h，属低瓦斯矿井.由表4-1和以上论述可得，由于地表比较平坦，所以不适合平硐开拓；表土层较厚，斜井开拓维护困难，煤层倾角较小，斜井开拓较长，通风和运输线路长经济上不合理；本矿井适合采用立井施工，井筒需采用特殊施工方法，表土段采用冻结法施工，基岩段采用地面预注浆施工。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、断层破碎带、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。4.1.2工业场地的位置主、副井井口的位置选择在工业场地附近，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0.5k㎡，形状为矩形，长为840m,宽为600m。4.1.3开采水平的确定及采盘区划分井田主采煤层为3号煤层，其它煤层均不可采。设计中针对3号煤层。3号煤层倾角平缓，为2°～6°，平均4°，为近水平煤层，故设计为立井单水平开采。一水平标高700m，开采方式为带区式开采和采区开采，3号煤层生产能力：可采储量为478.84Mt，服务年限为73.67a。4.1.4主要开拓巷道3号煤层平均厚度为6.62m，赋存稳定，底板起伏不是很大，为近水平煤层，煤层厚度变化不大。矿井轨道大巷、运输大巷布置均布置在岩层中，大巷间距50m。大巷位于井田中央，沿等高线方向布置，运输大巷巷道坡度随煤层而起伏。4.1.5方案比较1提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井单水平上下山（岩石大巷)主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在岩层当中。方案二：立井单水平上下山（煤层大巷)主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在煤层当中。方案三：立井两水平暗斜井延深（岩石大巷）主、副井均为立井，布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在岩层当中。第一水平上下山开采，第二水平上山开采方案四：立井两水平暗斜井延深（煤层大巷）主、副井均为立井，布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在煤层当中。第一水平上下山开采，第二水平上开采以上所提四个方案中，井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度以及一、二水平采带区布置总体一致。区别在于二水平的开拓方式不同而引起部分基建、生产经营费用不同。

图4-1-1开拓方案示意图表4-1-2各方案粗略估算费用表方案一方案二基建费岩石2×5593.45×1432.7×10-4=煤层2×5593.45×1190.5×10-4=大巷1602.74大巷1331.80维护费岩石1.2×5593.45×73.67×20×10-4=998.97煤层1.2×5593.45×73.67×35×10-4=大巷大巷1730.70总计费用/万元2601.71费用/万元3062.5百分数(%)100.00百分数(%)117.71方案三方案四基建费岩石2×5593.45×1432.7×10-4=煤层2×5593.45×1190.5×10-4=大巷1602.74大巷1331.80维护费岩石1.2×5593.45×73.67×20×10-4=煤层1.2×5593.45×73.67×35×10-4=大巷998.97大巷1730.70总计费用/万元2601.71费用/万元3062.5百分数(%)100.00百分数(%)117.71方案一、二中，区别在于一方案中岩石大巷，这样就增加了岩石巷道的掘进，使后期基建费用加大；增加了设备的配备；维护费用；但其优点也是显而易见的：减少了大巷保护煤柱，运输系统干扰降低，各种运输畅通，由于是厚煤层开采，通风安全性提高，通风条件优化，可以适当减少煤巷的维护，提高了煤炭采出率。方案二中，岩石掘进量明显较少，而且设备少，环节简单；开拓准备时间短。但通风条件差；巷道维护费用增加。故两方案中暂取方案一。详见表4-1-2。方案三、四中，区别在于大巷的布置位置。方案三中大巷布置在岩层中，这样就导致岩石掘进量高，开拓费用增加，开拓准备时间增加，但其优点突出：维修费用低，可以定向取直，有利于辅助运输工具的使用，安全性高，保护煤柱少。有利于提高煤炭采出率。方案四中，轨道大巷布置在煤层中，掘进容易，速度快，费用低；开拓准备时间短。但后期的维护费用较高；保护煤柱损失大。经粗略估算，两方案中暂取方案三。详见表4-1-2。（3）经济比较方案一、三有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别汇总于表4-1-3~表4-1-7中。在上述经济比较中需要说明以下几点：eq\o\ac(○,1.)两方案大巷布置数目及位置相同；eq\o\ac(○,2.)主、副井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别；eq\o\ac(○,3)主、辅运输大巷断面大小不同，大巷维护费用按平均维护费用估算；eq\o\ac(○,4)方案中相同部分未做比较分析，仅对不同之处进行了计算对比。表4-1-3建井工程量项目方案一方案三初期主井井筒/m240+20240+20副井井筒/m240+10240+10井底车场/m1000.001000.00开拓大巷/m5593.45×25593.45×2后期主斜井井筒/m0.00601.21副斜井井筒/m0.00601.21井底车场/m0.00300+500主石门/m0.00547.96开拓大巷/m0.007957.25×2表4-1-4生产经营工程量项目方案一方案三运输提升/万t·km工程量工程量石门运输0.001.2×10681.5×0.550=7049.79暗斜井运输0.001.2×10681.5×0.603=7729.13西五采区上下山1.2×5124.5×0.82=1.2×5124.5×0.58=5042.513566.65西四带区上下山1.2×5557.0×(0.8+1.4)=1.2×5557.0×0.8=14670.05334.72上下山维护/万·a·ｍ1.2×1400×(11.12+10.25)×10-4=03.59排水/万ｍ3144×24×365×73.67×10-4144×24×365×73.67×10-49293.029293.02由对比结果可知，方案一比方案三的总费用少17%；综合以上技术经济比较，确定矿井开拓方式为：立井单水平上下山(岩石大巷)，选用方案一；表4-1-5基建费用表项目方案方案一方案三工程量单价费用工程量单价费用(ｍ)(元/ｍ)(万元)(ｍ)(元/ｍ)(万元)初期主井井筒260.004827.60125.52240.004827.60125.52副井井筒250.005708.90142.72230.005708.90142.72井底车场1000.001830.90183.091000.001830.90183.09轨道大巷13556.731830.902482.1013556.731830.902482.10运输大巷13556.731299.901762.2413556.731299.901762.24小计4695.674695.67后期主暗斜井井筒0.002085.500.00603.004029.60242.98副暗斜井井筒0.0022560.000.00603.005708.90344.25井底车场0.001830.900.00800.001830.90146.47主石门0.001830.900.00550.001830.90100.70轨道大巷7957.251830.901456.8917603.041299.902288.22运输大巷7957.251299.901034.3617603.041299.902288.22小计2491.255410.84总计7186.9210106.51

表4-1-6生产经营费项目方案一方案三工程量单价费用工程量单价费用万t·km(万元/万t·km)(万元)万t·km(万元/万t·km)(万元)下山及暗斜井运输西五采区5042.511.306555.263566.651.304636.65西四带区14670.001.3019071.005334.721.306935.14暗斜井01.300126991.3015238.80小计25626.2626810.59石门运输西五采区及西四带区00.3007049.790.302114.94小计02114.94运提费合计25626.2628925.53上下山维护3.5920.0071.80020.000排水/万ｍ39293.020.605575.819293.020.605575.81小计5647.615575.81合计31273.8734501.34表4-1-7费用汇总表项目方案方案一方案三费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费4695.67100.004695.67100.00基建工程费7186.92100.0010106.51140.62生产经营费31273.87100.0034501.34110.32总费用38460.79100.0044607.85115.984.2矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有五个井筒，分别为主立井、副立井、中央回风立井、南回风井，北回风立井。1.主立井位于矿井工业场地，担负全矿井500万t/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88.36m2，基岩段掘进断面积44.18m2，，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；一个带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118.50m2，基岩段掘进断面积59.45m2，，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，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—34.南,北回风立井位于矿井东部靠近井田边界，担负东一采区，东三采区，西六带区的通风任务，井筒净直径为5m，，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，净断面面积为19.63m2，表土层掘进断面积为52.84m2，基岩段掘进断面积26.42m2，井筒断面布置同中央风井回风立井，井筒断面布置如图4—2—3。4—2—1主立井井筒断面布置图表4-2-1主井井筒特征表井型5.0Mt/a提升容器两套18t箕斗带平衡锤井筒直径6.5m井深260m井断面积33.18m2井筒支护混凝土井壁厚45充填混凝土50基岩段毛段面积44.18m2表土段毛段面积44.18m24—2—2副立井井筒断面布置图表4-2-2副井井筒特征表井型5.0Mt/a提升容器一对3t矿车双层四车窄罐笼一个3t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤井筒直径7.5m井深250m井断面积40.17m2井筒支护混凝土井壁厚550mm表土段井壁厚1000~1基岩段毛断面积66.47m2表土段毛断面积78.54m24—2—3中央（南、北）回风立井井筒断面布置图井型5.0Mt净断面积19.63m2井筒直径5.0m基岩段毛断面积26.42m2井深380表土段毛断面积33.12m2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，由矿车运到各开采带区。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700水平主井、副井距主要运输大巷比较远，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.

2.空重车线长度《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。由于采用胶带输送机运煤，可不设主井的空、重车线。（1）副井空、重车线长度可按下式计算：（4—2—1）式中：L——副井空、重车线有效长度，m；m——列车数目，取1.3列；n——每列车的的列车数，按列车组成计算确定，单位：辆；——每辆矿车带缓冲器的长度，m；N——机车数，台；——每台机车的长度，m；——附加长度，一般取10m。上式中，n的数值可由下表确定：表4-2-3每列车的列车数本矿井设计选用10t矿车，带动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；——每辆材料车带缓冲器长度，m；——设备车数，辆；——每辆设备车带缓冲器的长度，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（4-2-1）式计算，式中m取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。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35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144m3/h，则需内水仓的容量为1152m3。取水仓断面为8.52m2，则矿井内水仓的长度应为：L=1152/8.5=135.5m设计内水仓的长度为140m。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；——分别为胶带输送机，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，胶带回风大巷的净宽度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，胶带回风大巷的高度为3500mm，为满足通风及运输的需要分别取为4000mm，4000mm。可确定轨道进风大巷，胶带回风大巷，的净断面积分别为：18.2，18.2。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，胶带回风大巷的具体布置及参数分别见下页图4—2—5

轨道进风大巷胶带回风大巷

5准备方式——带区巷道布置根据东二带区煤层地质情况，本设计采用带区准备方式。具体如下：5.1煤层地质特征为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本设计选用东二带区4207分带为首采区，设计如下：5.1.1带区位置东二带区走向长平均3610.2m，倾向长平均2062.2m。带区内划分为12个倾斜分带，分带平均长2100.2m。设计首采区（东二带区）位于井田东部，接近井底车场；由井底车场至大巷150m处。5.1.2带区煤层特征本区含煤地层为下二叠统山西组（P1S）和上石炭统太原组（C3t）。井田内可采及局部可采煤层有6层（3号,8-2号，9号,15-1号,15-2号，15-3号）,煤层总厚度12.2m。3号煤层，为主要开采煤层，厚5.72~7.79m，平均厚度6.62m，含夹矸0-5层，总厚0-1.18米，结构一般较简单，夹石成份多为炭质泥岩或泥岩。煤层走向近南北，倾向西，倾角2-6°,属近水平煤层。该煤层厚度变异系数Ｙ＝10.59％。其可采指数Ｋm＝１，故该煤层属稳定煤层。煤的容重1.30t／m带区平均瓦斯涌出量为3.23m3/t，属低瓦斯矿井。煤尘无自燃倾向性但有爆炸性。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况3号煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般不会发生“底鼓”。具体见表5-1。5.1.4水文地质区内地势平缓,地表水系较为发育,其中绛河为