林家湾煤矿矿井通风系统安全毕业设计说明

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1、1 井田地质条件1.1 矿井概况1.1.1矿井地理位置及交通条件林家湾煤矿位于省集贤煤田东南端,西南距福利屯38km,经福利屯到矿业集团所在地双鸭山市为46km,经福利屯至富锦县公路穿过本设计井田的中部,富前铁路在林家湾矿区南部边缘外约3km处通过,交通比较方便,详见图1-1交通位置图。本井田位于三江平原的西南部,属高河漫滩,地势低平,地表标高+85m+87m。井田东部有双山子,标高+174m；西依索利岗山,标高为+227.9m；南邻完达山北麓；北面地势广阔平坦。图1-1 交通位置图1.1.2矿井气候及地震条件本区属寒温带大陆性气候,夏季气温较高,冬季寒冷,年平均最高气温为20.123.7；年

2、平均最低气温为-17.4-23.9,最低气温达-35；年降水量325.7392.3mm；年蒸发量1095.51430.6mm；年平均风速4.14.7m/s,最大风速可达24m/s,风向多偏西风；每年十月至次年五月为冻结期,最大冻结深度1.552.08m。根据国家地震局有关资料,集贤及其邻区地震烈度在6以下,过去无强烈地震记载。1.2 井田地质特征1.2.1 矿区的地层情况本设计井田的可采煤层均赋存在上侏罗系鸡西群城子河组,其上为鸡西群穆棱组,在穆棱组上覆的是第三、第四纪地层。晚侏罗系地层不整和于元古界古生界基底上,基底由元古界麻山群泥盆系青龙山组及侵入的花岗岩组成,详见表1-1地层系统表。表1

3、-1地层系统表界系统群组厚度m新 生 界第 四 系全新统1020全新统温泉河组2040上更新统顾乡屯组1040中更新统4080下中新统白山土组1550第三系上新统富锦组121中生界侏罗系上统鸡西群穆棱组7570城子河组887东荣组250古生界中统青龙山组不清元古界麻山群不清第四系地层在井田广泛分布,主要由砾砂和粗砂等组成,中间夹有不连续的亚粘土,在砂层上,覆有粘土及厚度810m的黑腐植土。区四纪地层厚度为东西薄,中间厚,南部薄,北部厚。第三系地层,除在井田极少数块段缺失,形成天窗外,其余各处广泛存在。该地层由粉砂岩、泥岩等组成。岩石胶结松散,以灰绿色为主,厚度变化不大。上侏罗系上统鸡西群城子河

4、组,为井田的主要含煤地层,该层主要由灰白色长石、砂岩、灰色粉砂岩及泥岩、凝灰色砂岩和砂质泥岩等组成,含煤地层特征详见图1-2煤层综合柱状图。图1-2 煤层综合柱状图1.2.2 井田的主要地质构造本井田位于三江盆地的西部,是中生代以来的一个断陷凹陷地。区域构造属新华夏系第三隆起带,北段由一些一级隆起带和凹陷带共同组成。1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征本井田具有经济价值的可采煤层均集中于鸡西群城子河组,该组地层厚度为887m。煤层平均总厚达14m,可采煤层有17#、27#和28#煤层,其倾角在15左右。可采煤层特征分述如下：17#煤层：全区发育且稳定,为本区主要可采煤层,煤层结构简单,厚度较

5、大,煤质稳定,本煤层没有夹矸,煤层厚度4.55.0m,平均厚度4.8m,视密度为1.3t/m3,顶板为中粗砂岩,平均厚度9.8m,底板为粗砂岩,平均厚度6.5m,下距27#煤层约125m。27#煤层：全区发育且稳定,为本区主要可采煤层,煤层结构较简单,煤质稳定,本煤层在极少数块段有夹矸,其厚度不超过0.1m,煤层厚度4.54.9m,平均厚度4.7m,视密度为1.3t/m3,顶板为粉砂岩,平均厚度7.8m,底板粉砂岩,平均厚度20m,下距28#煤层约30m。28#煤层：全区发育且稳定,为本区主要可采煤层,煤层结构较简单,煤质变化不大,部分数块段有夹矸,其厚度不超过0.1m,煤层厚度4.24.7m

6、,平均厚度4.5m,视密度为1.3t/m3,顶板为粉细互层,平均厚度5.4m,底板粉砂岩,平均厚度10.2m。1.2.4 井田水文地质情况第四系孔隙含水层：在全矿井广泛发育,除山坡地区较薄外,其余均很厚,发育的规律为：由南向北逐渐增厚。水的主要补给来源是大气降水和山区地下水,涌水量为0.7057L/sm。第三系孔隙含水层：在井田广泛存在,其厚度发育规律为由东南向西北逐渐增厚,向东变薄。其涌水量为0.0010.83L/sm。煤系裂隙含水带：本含水层是直接充水含水层。它与第三系有一定水力联系,但很微弱。基底岩层裂隙水：分布于低山和丘陵地带,由花岗岩,安山岩及变质岩等组成,对煤系裂隙含水带补给量很微

7、弱,而且对矿床充水无影响。井田的主要隔水层有第四系顶部粘土、亚粘土,中部粘土,亚粘土和第三系泥岩和砂岩层。开采初期,矿井涌水量最大,随着开采的不断进行,水的静储量逐渐消耗。矿井的涌水量将会逐渐减少,进而趋于相对稳定。本井田最大的涌水量为140.16m3/h,正常涌水量为92.15 m3/h。1.2.5 瓦斯、煤尘及煤的自燃性本矿井的瓦斯等级为低瓦斯矿井,相对涌出量为1.92 m3/t,绝对瓦斯涌出量为11.04 m3/t,并且本矿井的煤有煤尘爆炸危险和自燃发火倾向。65 / 662 井田开拓2.1 井田储量2.1.1 井田储量的计算A矿井工业储量它是指井田精查地质报告提供的平衡表A+B+C,它

8、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=块段面积块段平均厚度视密度cos；为煤层平均倾角。计算得:Mt。B永久煤柱煤量要计算井田可采储量,首先要确定各种永久煤柱损失。永久煤柱一般是指保护工业广场和井筒的工业广场煤柱,井田境界和大断层两侧的井田境界煤柱和断层煤柱,以及保护地面建筑物、河流、铁路等而留设的保护煤柱等。煤层群开采时,应采用重复采动条件下的移动角值。受保护面积边界是由受保护建筑物和主要井筒的边界向外加上一部分备用量即维护带确定的。受保护建筑物边界一般不是直接以被保护建筑物的外边界为准,而是取平行于煤层走向或倾斜方向的与受保护建筑物外缘相连的直线所围成的面积,作为

9、受保护建筑物的边界。工业广场面积的取值,依据设计井型大小按煤矿设计规中煤矿工业广场占地指标所列数值的规定选取。表2.1工业广场占地指标表井型万吨/年 指标公顷/10万吨 400600 0.450.6 240300 0.70.8 120180 0.91.0 4590 1.21.3 指标中中小井取大值,大井取小值本矿井井型为180万吨/年,工业广场占地面积为： 180100.9100001.62105 m2设计工业广场形状为长方形 长为405 m, 宽为400 m。围护带宽度为：20m,地面标高+85 m。工业广场三视图如图2.1。a.确定受保护面积。如图所示,在开拓平面图上通过建筑物四个角分别做

10、平行与煤层走向和倾斜的四条直线,得矩形abcd。在矩形的外缘加上15m宽的维护带,得受保护面积abcd。b.确定受保护煤柱。通过受保护面积中心作一沿煤层倾斜剖面1在这个剖面上,由维护带的边缘点m1,n1起在表土层以o=45度划两条保护线,即m1m2,n1n2。然后在基岩中于下山和上山方向按上山移动角=75和下山移动角=64.6作保护线,与煤层相交得n和k,则通过n和k的走向线分别为保护煤柱的上部和下部边界。以同样的方法在平行煤层走向的剖面2,按其走向移动角=75作保护线,求得沿走向的煤柱边界AB和CD,将nk和AB,CD均绘制在平面图上,即得保护煤柱边界ABCD。煤柱是一个梯形。C.煤柱煤量计

11、算：工业场地煤柱煤量=梯形面积*煤层平均厚度*煤层平均密度,本矿井的表土层厚度为20米,煤层平均倾角15,=75,则图2.1 工业广场煤柱损失示意图=75-0.8=63,冲击层移动角45 。见煤标高c=30m,冲击层厚20m,地面标高+85m经计算工业广场煤柱梯形高为：1140 m。梯形上底为：900 m；下底为：1020m。所以工业广场煤柱损失面积为： S1/2900102011401.09106 m2则损失煤量为：1.09106 141.3cos152.05107 吨。由于损失量较大,对于矿井开采不利,在矿井生产末其应对该部分煤柱进行回收,因此在计算中,工业广场煤柱损失按工业储量的5%计算

12、则工业广场保护煤柱损失量为0.05248.71106t=12.44106t2.1.2 矿井边界煤柱煤量设计矿井边界每侧留有20m宽度,由底板等高线看出,本井田边界周长为：22000m。故总共边界煤柱煤量为：22000201.314=8.008t2.1.3 矿井可采储量计算 矿井可采储量的计算公式为： ZZcPC 2.1 式中:Z矿井可采储量 Zc矿井工业储量 P各种永久煤柱煤量损失之和 C采区回采率,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。Z248.71106t20.510612.44105t8.008106t80%166.21106t所以设计矿井可采储量为166.

13、21106t2.2 矿井生产能力和服务年限2.2.1 矿井生产能力的确定A煤炭工业矿井设计规的有关规定矿井的设计生产能力应为：大型矿井：120、150、180、240、300、400及以上万t/a；中型矿井：45、60、90万t/a；小型矿井：9、15、21、30万t/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。B.矿井设计生产能力方案比较本矿井已查明的工业储量为248.71Mt,各可采层均为厚煤层,按矿井设计规要求确定本矿的采区采出率为80%,由计算确定本井田的可采储量为162.87Mt。根据地质报告的资料描述,煤层储量较丰富,地质构造比较简单,煤层生产能力大以及煤层赋存深等

14、因素,初步决定采用大型矿井设计。并初步确定三个方案：方案一：矿井设计生产能力1.5Mt/a；方案二：矿井设计生产能力1.8Mt/a；方案三：矿井设计生产能力2.4Mt/a。上述三种方案,具体选择哪一种,还应该根据矿井服务年限来确定。按照公式 2.2式中:矿井设计服务年限,a；井田的可采储量,Mt；矿井生产能力,Mt/a；矿井储量备用系数,一般取1.4。计算得：a；a；a。经与煤炭工业矿井设计规和矿井设计手册相核对,确定65.96a为比较合理的服务年限,其详见表2-2设计规规定的各井型服务年限。即本矿井的生产能力为1.8Mt/a。表2-2 设计规规定的各井型服务年限井 型矿井设计生产能力/万t/

15、a矿井设计服务年限/a特大6003005007060大型120,150,180,24050中型45,60,9040小型9,15,21,30各省自定2.2.2 矿井设计服务年限矿井服务年限计算公式如下：式中:矿井设计服务年限,a；井田的可采储量,Mt；矿井生产能力,Mt/a；矿井储量备用系数,一般取1.4。计算得 a。2.2.3 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规的有关规定,本设计矿井采用的工作制度为：矿井年工作日330d；矿井每昼夜三班工作,其中两班进行采、掘工作,一班进行检修；每日净提升时间16h。2.3 井田开拓方式2.3.1 概述A井田外及附近生产矿井开拓方式概述本设计矿井附近没有正在生

16、产的矿井,而在其附近只有正在兴建的东荣三矿,三矿设计采用双立井开拓；在距东荣四矿18km有正在生产的集贤煤矿,也采用立井开拓。B 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况a.井田位于三江平原的西南部,属高河漫滩,地势低平,地表标高+85m+87m。井田东部有双山子,标高+174m；西依索利岗山,标高为+227.9m；南邻完达山北麓；北面广阔平坦。井田没有大的河流,只有一些季节性河流。b.井田南北宽约2.2km,东西长约6.0km,面积13.2km2。可采煤层3层,资源较为丰富。c.煤层赋存稳定,倾角平均15,且含水层较少,只有一个约5m的含水砂层,瓦斯涌出量小,可以采用下山开采。d.井田煤层埋藏

17、较深,从-150m到-710m,不宜采用斜井和平峒开拓。e.顶底板为粉砂岩等硬质岩层,稳定性较好。2.3.2 矿井开拓方案的选择A井硐形式和井口位置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。a.井硐形式平硐开拓是最简单的开拓方式,有很多突出优点。首先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合,排除采用平硐开拓方式。立井开拓和斜井开拓方式在技术上均可行,由于综合开拓对工业广场

18、布置和井底车场要求很高,针对本井田的地质状况,综合开拓方式不予以考虑。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两个方案：方案一：双立井开拓方式；方案二：双斜井开拓方式。各方案详见图2-2双立井开拓方式示意图和图2-3双斜井开拓方式示意图。图2-2 双立井开拓方式示意图图2-3 双斜井开拓方式示意图方案一：双立井开拓方式优点：适应性强,技术成熟可靠； 井筒短,提升速度快,提升能力大；便于井筒延伸；通风断面大,风阻小,满足大风量要求；对于开采深部赋存煤层有长处。缺点：需要大型的提升设备；初期投资大,建井期限稍长；多水平开拓,立井石门长度大,掘进工程量大,掘

19、进费用高。技术评价：本设计矿井的地表、地质构造、煤层赋存等因素,适合用双立井开拓。方案二：双斜井开拓方式优点：掘进速度快,初期投资较双立井开拓较省；井筒设备较简单；建井期稍短些。缺点：井筒过长,煤柱损失严重；通风线路长,通风阻力大,费用增加；井筒过长,如果地质条件复杂,不易维护,安全性降低；辅助运输时间长。技术评价：本设计矿井煤层赋存为-150-710m,垂深达560m,只有一个5m的含水砂层,根据有关规定可用斜井开拓,因而双斜井开拓也行。通过比较可知,双立井在经济上比双斜井合适,因而本设计矿井采用双立井开拓。b.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

20、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：井下条件：井口布置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；在井田倾斜方面：采用单水平开采时考虑上、下山合理的长度,井筒与上山下部运输大巷靠近,与井底车场形成一体,尽可能不搞石门。采用多水平开拓时,在考虑各水平石门工程量总和小的同时,应首先考虑第一水平的开采,然后兼顾其他水平。井筒与井底车场及主要运输大巷位置的选择统一考虑；开拓方式和井口位置选择时,一定要与初期移交达产采区的位置及其接续统一考虑。初期采区要选择在地质特别是构造、煤层厚度及稳定性、顶底板和

21、水文条件好、煤层储量丰富、勘探程度高、地面无建筑物或少量易迁建筑物,便于迅速达产和增产的地段,同时尽量靠近井田中部。井筒应靠近初期移交、达产采区。从井筒到井底巷道掘出井筒场地保护煤柱后即可掘进准备采区和工作面,使基建工程量少和贯通连锁工程短,达到投资少,建井工期短的好效果；井筒应尽量避开或少穿地质及水文复杂的底层或地段。同时将井底车场置于地质和水文条件好的稳定岩层中,并注意不受底部强含水层承压水威胁。地面条件：井筒位置应选在比较平坦的地方,并且满足防洪设计标准；井口要避开地面滑坡、岩崩、雪崩、泥石流、流砂等危险地区；井口及工业场地位置必须符合环境保护的要求；工业场地不占或少占用良田；井口位置要

22、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：方案一：井筒位于井田浅部；方案二：井筒位于井田中部稍靠上方；方案三：井筒位于井田深部。经过初步的技术比较后决定：确定井田的井筒位置在井田中部,其优点是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。B开采水平数目和标高a.开采水平划分的原则开采水平必须要足够的服务年限,因为开拓一个水平需要大量的工程量,耗费大量资金,没有足够的服务年限是不合理的。特别是第一水平,必须按煤炭工业矿井设计规的有关规定实施,其详见表2-3矿井的阶段垂高和表2-

23、4矿井和开采水平设计服务年限；表2-3 矿井的阶段高度m煤层倾斜倾斜、缓倾斜煤层急倾斜煤层阶段高度m200350100250保证上、下山的合理斜长,水平划分直接影响到阶段斜长,合理的水平划分,应使开采水平围的井巷工程量和维护费最少,矿井提升、排水、生产和管理费用最低；要有利于采区的正常接替；具有合理的区段数目。表2-4 矿井和开采水平服务年限井型矿井设计生产能力万t/a矿井设计服务年限a开采水平设计服务年限/a开采025的煤层矿井开采2545的煤层矿井开采4590的煤层矿井特 大60080403005007035大120、150、180、24060302520中45、60、9050252015

24、小9、15、21、30各省自定b.根据实际情况提出的方案方案：两水平开采,一、二水平都上山开采；水平标高：-430m,-710m；阶段垂高：280m,280m；一、二水平服务年限都为32.3a。具体情况见图2-4水平划分方案一示意图。图2-4 水平划分示意图c.对方案的评价该方案的阶段垂高和服务年限都符合有关规定,即全矿分两个水平开拓,一水平标高-430m,阶段垂高280m,二水平标高-710m,阶段垂高也为280m,一水平上山开采,二水平上山开采,各水平服务年限均为32.3a。C开拓巷道的布置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

25、总回风道、主要风井等。本设计在此处主要考虑运输大巷的布置。a.开拓巷道布置方式的简介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。各种方式的适用条件如下：分煤层运输大巷适用条件：煤层数不多,层间距大,石门长；井田走向长度短,服务年限不长；井底车场或平硐在煤层顶板；煤质牌号不同,要求分采,分运；各煤层底板,均有坚硬岩层。分组集中运输大巷适用条件：煤层数多,层间距大小悬殊；按煤层的特点根据运输、通风要求组合,经济上有利；多水平生产,容易解决运输,通风的干扰。集中运输大巷适用条件：适合于煤层层数多,层间距不大的矿井；井

26、田走向长度大,服务年限长；底部煤层底板有坚硬岩层,容易维护；煤质牌号相同,不要求分采分运；自燃发火严重,便于分区,分段处理事故。b根据实际情况提出的方案本设计矿井可采煤层3层：17#、27#和28#,17#和27#相距125m,27#和28#相距30m,且煤层顶底板岩性较好,属中等以上硬度岩石,掘进巷道好维护,据以上条件提出以下两个方案：方案一：分组集中布置,在17#和28#煤层底板中分别布置大巷；方案二：集巷布置,在28#煤层底板中布置大巷。c各方案的评价方案一,能缩短一定的建井工期,石门较短；方案二,压煤量略少于方案一,建井工期要长一点,石门也较长。综上所述,本设计矿井采用分组集巷布置。2

27、.3.3 选定开拓方案的系统描述A井筒形式和数目本设计矿井采用一对立井开拓,即主井和副井,另加一风井。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、兼作进风井；风井为全矿回风服务。B井筒位置及坐标井筒位置就是确定井筒沿煤层走向和倾斜方向上的具体尺寸,并用直角坐标和方位角予以表示。选择井筒位置的条件：a地面条件工业场地占地面积；地形与工程地质条件；煤的运输方向；生产建设与住宅位置。b井下条件按运输量确定井筒位置；根据地质条件确定井筒位置；煤柱量；勘探程度和初期工程量。主井井口标高为+87m,副井井口标高为+85m,拟定二水平为井筒最终水平。主井井深432m,副井井深430m,两井筒中

28、心线间距为71m,主井井筒直径6.5m,副井井筒直径8m,均采用整体式混凝土井壁,主井壁厚度450mm,副井壁厚度550mm。C.水平数目及高度本井田采用两水平开拓,拟定第一水平标高为-430m,阶段垂高为280m,采用上山开采。第二水平拟定标高为 -710m,阶段垂高也为280m,采用上开采。D.石门、大巷数目及布置a.大巷数目：一条运输大巷、一条回风大巷。b.大巷布置：大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种,至于选择哪种大巷布置方式需要进行比较。煤层大巷与岩石大巷相比较有下列缺点：煤层大巷的巷道维护困难,维护费用高；当煤层起伏褶曲较多时,巷道弯曲转折多,机车运行速度受到限制,运输能力降低

29、；为了便于巷道维护,巷道维护留设保安煤柱增多,煤柱回收困难,资源损失大；煤层有自燃发火危险时,一旦发火就要封闭大巷,导致矿井停产,而且因煤柱受影响破坏,封闭效果不好,处理火灾困难。综上所述,由于本设计矿井煤层软,厚度大,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,在 28#煤层底板可布置岩石集巷,本设计矿井中,大巷和石门服务年限较长,运输能力要求大,所以大巷和石门的断面和支护设计在本设计中相同。其部设施也相同。巷道断面设计合理与否,直接影响煤矿生产的经济效果和生产的安全条件,其基本原则是在满足安全与技术要求的条件下,力求提高断面利用率,缩小断面,降低造价并有

30、利于加快施工速度。本设计矿井大巷,石门断面的各项容见图2-5运输大巷断面示意图,图2-6石门断面示意图和表2-5大巷石门主要参数表 。图2-5 运输大巷断面示意图图2-6 石门断面示意图表2-5 大巷石门主要参数表巷道形状支护方式断面积m2设计尺寸m2净周长喷厚净掘顶高底宽半圆形锚喷14.4817.684.24.514.99300E.井底车场的形式选择井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称,是连接井下运输和提升两个环节的枢纽,是矿井生产的咽喉,因此井底车场设计是否合理直接影响矿井的安全和生产。a.设计依据矿井设计生产能力及工作制度；矿井开拓方式；井筒及数目；矿井主要运输巷道

31、的运输方式；矿井瓦斯等级及通风方式；矿井地面及井下生产系统的布置方式；各种硐室有关的资料。b.立井井底车场的基本类型环形式：立式、斜式、卧式；折返式：梭式、尽头式。c.设计要求井底车场有足够的富裕通过能力,一般应大于矿井设计生产能力的30%；井底车场设计时,应该考虑到增产的可能性；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；应该考虑主、副井之间施工时便于贯通；井底车场线路应该结构简单,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；为了保护井底车场的巷道和硐室,在其所在围应该留设相应的保安煤柱。井底车场形式也取决于矿车的类型,当采用定向卸

32、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,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卧式车场。F.煤层群的联系本设计矿井井田围共有三层可采煤层,即17#,27#和28#煤层,参见可采煤层特征叙述以及巷道开拓方案示意图。27#和28#煤层间距小,故可联合开采,17#煤层离另两层较远,这一层单独开采。G.采区划分本设计井田走向长度较大,欲从井田边界沿整个阶段后退式开采,无论从时间、投资和实际开采技术条件上都要受到限制,按技术要求可将井田沿煤

33、层走向划分为采区,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：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,生产能力与巷道维护等因素综合考虑；初步设计一般负责划分第一水平全部采区,故需要沿井田走向全长统一考虑,做到初后期统筹兼顾,不但要全井合理,更要有利于初期；采区划分既要有意识地缩短大巷,又要充分注意人为境界处延的可能性；对于煤层稳定,开采条件好,生产能力大的采区,走向长度要适当加大；初期采区尺寸要适应目前输送机的实际长度及电压降的控制围,后期采区尺寸可逐步加大根据该设计井田的地质构造及煤层赋

34、存等因素。结合上述采区划分原则,本设计矿井第一水平划分为六个采区,2.3.4 井筒布置和施工A.井筒穿过的岩层性质及井筒支护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采用整体灌注式,其优点是：整体性好,强度较高；防水性能好；便于机械化,施工方便,劳动强度低。主井井壁厚度均为450mm,副井井壁厚度均为550mm。B.井筒布置及装备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：符合煤矿安全规程煤炭工业矿井设计规,对通风

35、、运输、管线布置的要求,满足施工需要；有利于井筒检修、维护、清扫和人员通行安全；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；合理使用断面空间,减少井筒工程量。 根据本设计矿井生产能力、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,采用的断面尺寸如下：主井：井筒直径6.5m,附有一对16t箕斗,钢丝绳罐道；副井：井筒直径8 m,附有一对1.5t矿车双层四车罐笼,并设有梯子间,敷设电缆、排水管等,具体情况见图2-7主井断面图和图2-8副井断面图。C.井筒延伸的初步意见矿井开拓延伸应遵循如下原则及要求：保持或扩大矿井生产能力；充分利用

36、现有井巷、设备及设施,减少临时辅助工程量,降低投资；积极采用新技术、新工艺和设备；加强生产管理、延伸的组织管理与技术管理,施工与生产紧密配合,协调一致,尽量减少延伸时对生产的影响；尽可能缩短新、旧水平的同时生产时间。图2-7 主井断面图为了保证采区正常接续和均衡生产,本矿井需将主副井从-430m水平延伸至-710m水平。井筒延伸方案主要有以下两种：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

37、升能力下降；方案二：暗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,充分利用原有井筒提力；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,初步决定采用直接延伸原有主副井方案。图2-8 井断面图2.3.5 井底车场及硐室A.井底车场形式的确定及论证井底车场是连接井上、下运输的枢纽,井下的煤通过井底车场经井筒运至地面,地面的材料和设备通过井筒、井底车场运到各个工作面。排水、通风、动力供应及人员上下等,也必须通过井底车场。而井底车场的形式必须适应井下运输和井筒提升的

38、要求,井筒形式、提升方式、大巷运输方式的不同,井底车场的形式也各异。井底车场形式必须满足下列要求：保证矿井生产能力,有足够的富裕系数,又增产的可能性；调车简单,管理方便,弯道及分岔点少；操作安全,符合有关规程规；井巷工程量小,建设投资省,便于维护,生产成本低；施工方便,各井筒间、井底车场巷道间距迅速贯通,缩短建设时间；大巷和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；大巷或石门与井筒的距离较近时,可选择卧式或斜式井底车场。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。本设计矿井井底车场形式的选择依据如下：

39、本设计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16h；矿井采用双立井开拓方式,两个开采水平,分组集巷布置； 主立井装备16t的箕斗提升,副立井装备多绳两层四车钢罐笼；主要运输大巷采用10t架线式电机车牵引3t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；本设计矿井属于低瓦斯、低等涌水量矿井；本设计矿井井田地质条件较好。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3t底卸式矿车环形刀式井底车场。B.井底车场的布置 井底车场线路布置的要求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

40、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。井底车场线路布置时,应充分考虑各硐室布置的合理性；井底车场的线路工程量小；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；尽量减少道岔和交岔点；线路布置要有利于通风；底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题。C.主井系统硐室主井设有3t底卸式矿车卸载站硐室、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。D.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

41、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。为防止井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。E.其它硐室其它硐室有调度室、医疗室、架线电机车库及修理间、充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、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。2.3.6 开采顺序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,需要研究采煤和掘进安排特点,了解有关政策与规程、规规定。A.沿井田走向的开采顺序根据本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

42、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,这样以减少初期工程量和基建投资,并且投产快。详见表2-6采区接续图表。 表2-6 采区接续表B.沿井田倾向的开采顺序在同一煤层,沿煤层倾斜方向的开采顺序,可分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,一般只采用下行式开采顺序。本矿属于缓倾斜煤层,考虑到本设计

43、井田共有三个可采煤层,即17#、18#和28#煤层。其中17#煤层位于最上部,28#煤层位于最下部,17#和18#煤层分为一组,28#煤层自己一组,根据其采动影响关系,采用下行开采顺序。C.采区接续计划根据井田的地质条件,以自然断层为界,将该井田划分为6个采区。合理的采区接续应有如下要求：保证开采水平、采区的生产正常接续,从而保证矿井持续稳产、高产；符合煤层采动影响关系,最大限度采出煤炭资源；合理集中生产,充分发挥机械设备的能力,提高矿井的劳动生产率,简化巷道布置,减少巷道维护费；便于灾害防治,有利于巷道维护。降低掘进率,减少井巷工程量和基建投资。D.三量控制情况a.矿井开拓煤量的确定开拓煤量

44、是指井田围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： 2.2式中:开拓煤量,万t； 已开拓围的地质储量,万t；已开拓围的地质损失,万t；dd留设的临时和永久煤柱,万t；采区回采率,%。本井田的开拓煤量计算：万t。b.准备煤量的确定准备煤量是指在开拓煤量围已完成开采所必须的采区运输巷道,采区回风巷道,采区上山,区段石门及采区车场等掘进。掘进工程所圈定的可采储量,也就是矿井已生产和准备的采区包有的可采储量。准备煤量采区走向长度采区斜长煤层平均厚度煤层的视密度地质损失呆滞煤量采区回采率本设计矿井的准备煤量=200011009.51.3-78000.8=1595.78万t。c.回采煤量的

45、确定回采煤量是指准备煤量围已被采煤巷道所固定的可采储量。可按下式计算：2.3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,%。万t。d.煤炭工业矿井设计规的有关规定开拓煤量可采期一般为35a以上；准备煤量可采期一般为1a以上；回采煤量可采期一般为6个月以上。e.本设计矿井回的实际情况开拓煤量可采期=1789.741801.4=7.1a5a,满足要求；准备煤量可采期=1595.781801.4=6.3a1a,满足要求；回采煤量可采期=179.7121801.4=8.6个月6个月,满足要求。在一般情况下,矿井三量符合上述规定即能达到平衡,并有一定的合理储备,但其为概括性指

46、标,三量可能符合要求但不一定满足接续要求,所以三量只可作采掘关系的参考指标。经过以上计算的三量的可采期满足设计规要求,就可以移交生产。3 采煤方法和采取巷道布置3.1 采区巷道布置3.1.1 采区概述A.设计采区的位置、边界、围、采区煤柱本设计采区位于井田中部。浅部以-150m标高垂直投影为界,深部以-430m标高垂直投影为界。走向长2000m,南北倾斜长1100m,采区面积为2.2km2。本采区采用上山开采,采区煤柱包括采区围的巷道煤柱、采区边界煤柱、断层煤柱和隔水煤柱等,按其作用和性质可分为护巷煤柱和隔离煤柱两大类。采区煤柱留设如下：煤层在采区边界留设40m煤柱,井田境界处留设20m保护煤

47、柱；三条上山处留设35m保安煤柱。B.采区的地质和煤层情况此采区煤层发育稳定,地质构造简单,倾角在15左右。煤层顶底板以细砂岩为主,顶底板条件稳定,采区水文地质条件简单,地下水涌出量92.15m3/h,瓦斯绝对涌出量为11.04m3/s。C.采区的生产能力、储量及服务年限a.采区煤层全部可采,采区设计生产能力为1.8Mt/a,采用走向长壁采煤法采煤。b.采区生产能力是采区同时生产的回采工作面和掘进工作面的产量的总和。影响采区生产能力的因素有煤层赋存状况和地质构造,采区类型,矿井生产能力,采区正常接替和准备时间、掘、运、通风的装备水平及设备能力等。采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力,而采煤工

48、作面的产量取决于煤层厚度,工作面长度和推进度。一个采煤工作面产量Mt/a可由下式计算： 3.1式中:采煤工作面的长度,m；3.1.2 采区巷道布置A.区段划分本采区采用走向长壁采煤法,划分则以工作面长度为标志。工作面长度为180m,采区倾斜长度为1100m左右,则采区共划分为6个区段进行开采。初期投产采用中央边界抽出式通风,设立专门的回风井回风。回风大巷设在-150m标高处,运输大巷设在-430m标高处。本采区煤层系典型的缓倾斜厚煤层,应用综合机械化采煤工艺开采,达产需要一个工作面开采。B.采区上山布置a.上山条数的确定在一般情况下,布置两条上山一条运输上山,一条轨道上山,就可以满足采区运输、

49、通风和行人的需要,但在下列情况下还需要布置一条回风上山：生产能力很大的厚煤层采区,集中联合布置采区、分组联合布置采区；产量较大,瓦斯涌出量很大的采区特别是下山采区；产量较大,经常出现上、下分阶段同时生产、需要简化通风系统的采区；运输和轨道上山均布置在底板岩石中,需要弄清煤层情况或为提前掘进其他采区的巷道以及需要泄水的采区。考虑该矿井的煤层厚度可达4.5m,为安全起见,根据设计规等对安全的最新要求拟布置三条上山,分别为轨道上山,运输上山和回风上山,间距大致为30m。b.上山位置的选择煤层上山优点：掘进容易、费用低、速度快、联络巷道工程量少。缺点：煤层上山受工作面采动影响较大,生产期间上山的维护困

50、难,需要金属可伸缩支架,煤柱留设多。适用条件：开采薄或中厚煤层的单一煤层采区,采区服务年限短；煤层顶底板岩石比较稳定,煤质在中硬以上,上山不难维护；为部分煤层服务的,维护期限不长的专用通风或运煤上山。岩石上山优点：维护状况良好,维护费用低,煤柱留设少。缺点：掘进困难,联络巷道工程量大。适用条件：对单一厚煤层采区和联合准备采区,在未采用可伸缩金属支架的情况下,为改善维护条件,将上山布置在煤层底板岩石中。根据本设计采区煤层的厚度大、硬度小、顶底板岩性等实际情况,结合上述煤层上山和岩石上山实用条件,本设计采区只能用三条岩石上山布置,三条岩石上山布置在17#煤层底板岩石中。详见采区布置平剖面图。轨道上

51、山与回风上山倾角都为15,在煤层底板起坡。轨道上山用绞车提升,运输上山铺设普通胶带输送机运输,通风上山通达回风大巷,采用中央边界抽出式通风方式。C.采区车场布置煤矿矿井井底车场和硐室设计规的规定：采区车场和硐室的设计,应根据采区巷道布置、采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；采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；采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。本设计矿井采区上部、中部车场均采用平车场。采区下部

52、车场由采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,采用大巷装车式,由于煤层倾角为15,故采用顶板绕道大巷装车式车场。运输大巷位于煤层底板岩石,大巷中心线至煤层底板垂直距离20m,上山与大巷交角90。大巷用10t架线式电机车牵引3t底卸式矿车,列车由25个矿车组成。上山辅助运输由绞车牵引1.5t固定式矿车完成。车场与大巷铺设30kg/m钢轨。D.采区煤仓形式、容量及支护a.采区煤仓形式采区煤仓的形式按倾角分为：垂直式、倾斜式和混合式三种。垂直式煤仓一般为圆形断面,圆形断面利用率高,不易形成死角,便于维护,施工方便,速度快；倾斜式煤仓可分为拱形断面或圆形断面,其倾角应在60以上,如果

53、煤仓下口设计合理,也较少发生堵塞现象；混合式煤仓由于曲折多,施工不方便。通过比较,设计采区煤仓采用垂直式。b.煤仓容量 采区煤仓的容量取决于采区的生产能力、装车站的通过能力及大巷运输能力等因素。按煤炭工业矿井设计规规定,采区煤仓容量一般应为采区上山输送机0.5h左右的运量。煤仓容量与采区生产能力的关系可参考表3-1煤仓容量与采区生产能力的关系表。表3-1 煤仓容量与采区生产能力的关系表采区生产能力/Mt/a煤仓容量t0.3以下501000.30.451002000.450.62003000.61.03005001.0以上大于500合理的确定煤仓的容量,可按以下几种算法选取最大的。 按采煤机连续

54、作业割一刀的容量计算： 3.2式中:采区煤仓容量,t；防空仓漏风留煤量,一般取510t；工作面长度,m；采高,m；进刀深度,m；煤的视密度,t/m3；工作面的回采率；同时生产工作面系数,综采时取1； t。按运输大巷列车间隔时间采区高峰期产量计算：3.3式中:采区高峰期生产能力,t/h,一般为平均产量1.52.0倍；列车进入采区装车站的间隔时间,一般取高限2030min；不均衡系数,机采区1.151.2,炮采取1.5。t。按采区高峰生产延续时间计算： 3.4式中:采区装车站通过能力,t/h一般为平均产量的11.3倍；采区高峰生产延续时间,机采取11.5h,炮采取1.52h。t 。取最大值t。 煤

55、仓容积：m3。c.煤仓的支护煤仓的结构包括煤仓上部接口、仓身、下口漏斗及溜门基础、溜口和闸门装置,为了保护煤仓和改善煤仓上口的受力情况需要用混凝土收口注成圆台体,为了防止大块煤、矸石等进入煤仓,造成堵塞,可在收口处设置篦,篦用旧钢轨或工字钢制成,篦孔大小为200mm左右,当大块煤较多时,还可安设破碎机,煤仓上口应高出仓道底板,防止水进入煤仓,一般采用锚喷支护,煤仓下口要用混凝土砌注圆台体收口,四周铺设钢梁灌入混凝土并与大仓支护连为一体。E.采区硐室简介采区硐室包括煤仓、变电所、采区绞车房、采区井下空气压缩机硐室等。a.采区煤仓本采区煤仓形式为圆形断面,断面直径为5.5m,煤仓高为20m。容积为

56、 633t。b.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,使供电距离最优,保证该区最远距离的机器设备正常运转。采区变电所应采用锚喷支护,底板用100号混凝土铺底,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,硐室不设电缆线,电缆线沿墙铺设。c.采区绞车房绞车房的位置应选择在围岩稳定、无淋水、矿压小和易维护的地点；在满足绞车房的施工、机械安装和提升运输要求的前提下,绞车房尽量靠近变坡点,以减少巷道工程量；绞车房与邻近

57、巷道留有足够的岩柱,以利绞车房的维护。绞车房有两个安全出口,即钢丝绳通道及绞车房的风道,绳道的位置应和绳道中心与上山轨道中心线相重合。根据绞车最大件的运输要求,宽度为2000mm,长度不小于5m,绳道断面与连接的巷道断面一致,便于施工。绞车房的高度的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,用全料石拱料面砌筑,条件允许的地方用锚喷支护。d.空气压缩机硐室空气压缩机硐室设在围岩稳定、无淋水、有新鲜风流通过的主要巷道。机电硐室的温度不要超过30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。F.采区工作面接续编制采煤工作面接替计划的原则及应注

58、意的问题：年度所有进行生产的采煤工作面产量总和加上掘进出煤量必须确保矿井计划产量的完成,并力求各月采煤工作面产量较均衡；为确保合理的开采顺序,上下煤层包括分层工作面之间,保持一定的错距和时间间隔,煤层之间,除间距较大或物殊要求允许上行开采外要自上而下的顺序开采；为实现合理集中生产,尽量减少同时生产的采数目及工作面数,避免工作面布置过于散；为便于生产管理,各采煤工作面的接替时间尽量不要重合,力求保持一定的时间间隔,特别是综采工作面要防止两个面同时搬迁接替。本设计采区只有一层煤,此煤层采用分区段依次开采,采完一个区段再采下一区段,其具体情况详见表3-2采区工作面接续表。表 3-2 采区工作面接续表3.1.3 采区准备A.采区巷道的准备顺序当运输大巷和回风大巷的掘进工作面超过F9断层一定距离100m左右后,即可开始采区的准备工作。首先,在采区沿走向距离F9断层60m的位置,由运输大巷开掘采区下部车场,并由此在距离煤层底板12m的岩石中开掘轨道上山、行人回风上山及运输上山。当上山掘至采区的上部边界 ,轨道上山的上部车场与回风大巷相通,运输上山直接与行人回风上山连接,形成通风回路。然后,在第一区段下部掘进中部车场,并由此