古城煤矿矿井设计毕业设计说明书

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1、 摘 要本设计的井田面积为20.1平方千米，年产量180万吨。井田内煤层赋存比较稳定，煤层倾角822，平均煤厚3.48m，整体地质条件比较简单，在井田范围南部和中央均有断层发育。瓦斯和二氧化碳含量相对不高，涌水量也不大。根据实际的地质资料情况进行井田开拓和准备方式的初步设计，该矿井决定采用三立井上山开采，煤层分采区上山联合布置的开拓方式，设计采用综合机械化一次采全高回采工艺，走向长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。并对矿井运输、矿井提升、矿井排水和矿井通风等各个生产系统的设备选型计算，以及对矿井安全技术措施和环境保护提出要求，完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴已实现

2、高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。关键词：立井 ；走向长壁；一次采全高；综合机械化；高产高效AbstractThese designed allotment area for 20.1 square kilometers，Yearly Output 120 trillion. Allotment intrinsically ocurrence of coal seam compare stabilize，coal seam pitch 822acid，average coal thick 3.48m，integrally nature cond

3、ition compare simplicity，at allotment scope east normalizing function of the stomach and pleen center equal have got dislocation upgrowth. Both methane and carbon dioxide content relatively do not high, and neither do inflow of water no large either. On the basis of Preliminary Design，said shaft opt

4、 in adopt three vertical shaft fluctuate mountain exploitation，coal seam grouping band region fluctuate mountain co- disposal mode of opening，design adopt comprehensive mechanization full-seam mining stopper art，Alignment longwall method，treat goaf with whole straddle alight law from actual geologic

5、 information instance proceed allotment exploit and stand-by mode. The Preliminary Design of the both combine versus mine haul, shaft exaltation, shaft drain and ventilation of mines isopuant systemic equipment lectotype count，as well as versus shaft technical safety measures and environmental prote

6、ction claim，complete wholly shaft. Both shaft whole realize mechanization，adopt advanced techniques and use for reference afterwards realize high yield highly active modernization shaft experience，realize one mine not both high yield highly active shaft thereby run up to favorable economic benefit a

7、nd social benefit. Keywords： Vertical shaft, Alignment long wall , full-seam mining, comprehensive mechanization, high yield highly active. 目录摘 要IAbstractII前 言1第1章 矿区概述及井田特征2第1.1节 矿区概述21.1.1 井田地理位置与交通条件21.1.2 自然地理2第1.2节 井田地质特征21.2.1 地质特征21.2.2 地质构造31.2.3 水文地质4第1.3节 煤层特征41.3.1 煤层41.3.2 含煤性概述41.3.3 煤层

8、分述51.3.4 井田煤质特征51.3.5 可采煤层的煤质指标特征6第2章井田境界及储量6第2.1节 井田境界6第2.2节井田工业储量7第2.3节 井田可采储量7第3章 矿井的年产量、服务年限及工作制度7第3.1节 年产量及服务年限73.1.2 储量计算参数的确定83.1.3 矿井工作日数8第3.2节 矿井设计生产能力及服务年限83.2.1 设计的年生产能力83.2.2 矿井服务年限83.2.3 矿井工作制度8第4章 井田开拓9第4.1节 概述94.1.1、地质构造94.1.2 煤层赋存状况94.1.3 水文地质情况9第4.2节 开拓方式的确定94.2.1定井筒形式、位置、数目（包括主井、副井

9、和风井方案的提出）94.2.2、开拓方案技术比较124.2.3、开拓方案经济比较13第4.3节 开采水平的设计294.3.1、水平高度的确定应考虑如下因素294.3.2、根据井田内自然地质条件以及设计规范的有关规定确定开采设计的较优方案304.3.3、设计水平的巷道布置31第4.4节 井底车场324.4.1确定井底车场的形式324.4.2、车场内各种存车线长度计算334.4.3、井底车场的调车方式354.4.4、井底车场的通过能力计算364.4.5、井底车场各硐室布置37第五节 开拓系统综述39第5章 采煤方法和巷道布置41第5.1节 采区概况415.1.1、采区位置及范围415.1.2、地质

10、构造415.1.3、水文地质条件415.1.4、可采煤层的煤质指标特征415.1.5、开采煤层的瓦斯及煤尘情况41第5.2节 采煤方法和回采工艺425.2.1、采煤方法的选择425.2.2、回采工艺425.2.3、工作面长度的确定425.2.4、支护方式445.2.5、回柱放顶445.2.6、正规循环方式和劳动组织方式465.2.7、工作面机械设备简介47第5.3节 开采巷道和生产系统485.3.1、概述485.3.2、采区形式、采区上、下山485.3.3、采区区段划分485.3.4、采区储量及回采率485.3.5、采区生产系统49第5.4节 采区车场设计及硐室495.4.1、采区上部车场49

11、5.4.2、采区下部车场设计49第5.5节 采区采掘计划515.5.1、采区巷道的断面和支护形式515.5.2采区巷道的掘进方法和作业方式525.5.3、采区工作面配备及三量管理525.5.4、工作面推进速度、生产能力、采区回采率53第6章矿井提升和运输55第6.1节 概述55第6.2节 采区运输设备的选择55第6.3节 主要巷道运输设备的选择556.3.1、计算的原始资料556.3.2、计算参数566.3.3、列车组成的计算566.3.4、电机车台数的确定56第6.4节 主副井提升596.4.2、副井提升设备的选择66第7章 矿井通风与安全67第7.1节 通风方式与通风系统677.1.1、选

12、择通风系统和原则677.1.2、通风系统的类型选择（中央式、对角式、混合式）687.1.3、通风主扇工作方法的比较选择68第7.3节 采区及全矿所需风量697.3.1、风量计算的原则和方法697.3.2、矿井所需风量计算697.3节 矿井通风阻力和等积孔的计算737.3.1、通风阻力计算737.3.2、等积孔计算74第7.4节 扇风机选型74第7.5节 防治特殊灾害的安全措施767.5.1、预防煤尘事故767.5.2、预防火灾措施777.5.3、预防瓦斯777.5.4、突水事故777.5.5、其他事故77第8章 矿井排水79第8.1节 概述798.1.1、排水系统的确定798.1.2、中央水泵

13、房和水仓的布置79第8.2节 矿井排水设备选型798.2.1、水泵的初选798.2.2、管路的确定808.2.3、管道特性曲线及工况的确定818.2.4、检验计算82第8.3节 水仓及水泵房828.3.1、水仓828.3.2、水泵房82第8.4节 经济指标838.4.1、全年排水电耗848.4.2、排1m水电耗84第九章 技术经济指标88感 谢91参 考 文 献92VI前 言本次毕业设计是据在邯郸矿务局古城进行的毕业实习中所收集的矿井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井进行的初步设计。采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节。作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能

14、考查，它主要是考查学生这四年来对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯彻矿产资源法、煤炭法煤炭工业技术政策、煤炭安全规程、煤炭工业矿井设计规范以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。本设计以实践教学大纲及指导书为依据，严格按照安全规程的要求，采用工程技术语言，对矿井的开拓、准备、运输、提升、排水、通风等各个

15、生产系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者水平有限，设计中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正！第1章 矿区概述及井田特征第1.1节 矿区概述1.1.1 井田地理位置与交通条件古城煤矿位于河北省武安市境内，南距武安市约5，介于西湖与高村之间。地理坐标：北纬364410，东经1140804。西午铁路从井田西部通过，矿专用铁路线在上泉站与西午线接轨；矿井南部约2.0公里有“邯长”公路，东临“邢都”公路，交通比较方便。1.1.2 自然地理矿井北部以第一剖面线与郭二庄为界；南部以第13地质剖面线与上泉勘探区为界；西部以井田F4断层为界；东部以F22断层及-550m标高水平切各煤层为界。井田以东

16、为土山云驾岭深部含煤预测区。井田南北长6，东西宽1.6。呈南北向近似长方形，有效面积9.62。第1.2节 井田地质特征1.2.1 地质特征本区基本为一单斜构造，以断裂为主，伴随有宽缓的波曲和火成岩的侵入，地层在第17勘探线以北近南北走向，向东倾斜。17勘探线以南走向转为北东，向南东倾斜。地层倾角1520左右。对2#煤回采影响最大的是断层。该区断层大部分为高角度的正断层，断层倾角一般为6570。以断层走向论，大体上可分为两组，14勘探线以北除F12断层为北北西之外，其余均为北北东；南部多为北东向。井田内大断层发育，落差大于30 m的23条，大于20 m小于30 m的4条。大断层密度2.8条/平方

17、公里。火成岩主要入侵煤层是7#、8#、9#，对2#煤基本没有影响。该井田位于太行山脉与华北平原间的低山丘陵地带，武安盆地的西部，呈现山前过渡平原的地形特征，北洺河由西向东横穿井田中部。河床两岸地形各异。最高标高355.77m，最低标高246.87m，高差108.90m。该区井田为全掩盖区，经钻孔地面调查及井巷工程的揭露，地层自老至新有：奥陶系、石炭系、二迭系及新生界。现由老至新分述如下：奥陶系中统灰、深灰色石灰岩及角砾状石灰岩、致密、质较纯裂隙发育。2）中石炭统本溪组本组主要为黑灰色、深灰色粉砂岩，夹5-6层薄层石灰岩，其中以伏青、大青、本溪三层较稳定、粉砂岩中含植物化石。石灰岩中含海百合茎礁

18、科等动物化石。含煤10-14层可采及部分可采者有4、6、7、8、9等6层，局部夹落层细粒砂岩。底部为一层含鲕粒铝土泥岩。3）上石炭统太原组和山西组主要为灰、浅灰、灰黑色中细粒砂岩及粉砂岩、粉砂岩含鲕状结构。含煤2-3层。1号煤及2号煤为可采和部分可采煤层。1号煤和2号煤层位有火成岩侵入。4）下石河子组 底部为深灰色中粒砂岩含云母碎片俗称骆驼脖砂岩厚度变化大，向上为灰、灰绿色粉砂岩及铝土质泥岩富含铁质鲕粒尤以上部更为发育具标志作用。4）上石河子组一段以灰，灰绿及紫花斑色含植物化石粉砂岩为主。局部铝土质间夹数层灰，灰绿色中细粒砂岩，中上部有中性火成岩侵入。5）上石河子组二段以灰白色浅灰色中厚层状含

19、砾砂岩2-3组，间夹暗紫色花斑色粉砂岩及灰色细粒砂岩底部砂岩一般较厚约40米，具磨圆度差，分选不良等特点，上部与中部火成岩侵入。6）上石河子组三段紫花斑色及绿灰色粉砂岩为主。局部夹不稳定绿灰色中粒细砂岩，底部为一层中粗粒砂岩，在下部有中性火成岩侵入。7）上石河子组四段上部以紫红色粉砂岩为主颜色较深俗称猪肝色中部含2-3层绿灰色中厚层状含粒砂岩，多含肉红色及石底部常为一层粗粒砂岩，底部局部地段也有中性火成岩侵入。石千峰组以紫红色含钙质结核的粉砂岩为主。局部为灰绿色夹紫色细粒砂岩薄层，底部常为一层含砂岩，本段上部剥蚀仅见泥灰岩以下一段。新生界主要为灰色，肉红色石英质，石灰质卵石及粘土，亚粘土组成。

20、厚度变化大，50米以上以卵石为主。以下以粘土和亚砂土为主。1.2.2 地质构造井田为单斜构造，以断裂构造为主，伴有宽缓的褶曲及火成岩侵入。矿井地质构造复杂，井田地质类型为三类三型。地层走向近南北，倾向向东或向东南倾斜，倾角1030。断层基本为高角度正断层，断层面倾角一般6070，以NNE及NE为主，断层面一般不宽，井田南部断层较多且落差大，北部构造相对简单，大中型断层一般相互交叉或切割，落差大的切割落差小的。小构造比较发育，走向与其邻近的大中型断层基本一致，但延伸不远即消失。1.2.3 水文地质井田内含水层自下而上有奥灰强含水层，厚度大，富水性较强；大青灰岩含水层厚度56m，为较强含水层；伏青

21、灰岩含水层厚度3.5m左右，为较强含水层：野青灰岩含水层含水性差，一般不含水；山西组砂岩含水层厚7.0m左右，含水性弱到中等；上石盒子组细砂岩以上含水层厚度大于100m，虽含水性不强，但静储量比较大；第四系砂砾石层最厚94m，一般5060m，富水性较强。矿井正常涌水量340m/h，且主要集中在井底车场附近P2S地层。开采2号煤层主要受山西组2号煤层顶板砂岩水影响，因水量较小，影响不大。矿井水文地质类型为中等。第1.3节 煤层特征1.3.1 煤层本区石炭、二迭系煤系地层总厚度210m。含煤1116层。煤层总厚度约15m，可采或部分可采煤层有1、2、4、6、7、8、9等七层。其中以2、4号煤层为矿

22、井主采煤层。7、8、9号煤层为下组煤，因受奥灰水威胁，故暂不可采。各煤层变质程度较高，煤种牌号为无烟煤。1.3.2 含煤性概述本井田含煤地层主要为石炭系太原组和二迭系本溪组为主要含煤地层，总厚度为250米左右。两组含煤1416层。厚度可达15米。太原组 主要为灰、浅灰、灰黑色中细粒砂岩及粉砂岩、粉砂岩含鲕状结构。含煤2-3层。1号煤及2号煤为可采和部分可采煤层。1号煤和2号煤层位有火成岩侵入。本溪组本组主要为黑灰色、深灰色粉砂岩，夹5-6层薄层石灰岩，其中以伏青、大青、本溪三层较稳定、粉砂岩中含植物化石。石灰岩中含海百合茎礁科等动物化石。含煤10-14层可采及部分可采者有4、6、7、8、9等6

23、层，局部夹落层细粒砂岩。底部为一层含鲕粒铝土泥岩。1.3.3 煤层分述1) 1号煤层钻孔及巷道揭露煤厚01.18m，平均0.64m，在30个见煤钻孔中仅有6个可采，且分布分散。煤层结构简单，属不稳定煤层，仅局部可采，且零星分，1号煤储量为253.4万吨。在1993年编制的建井地质报告中已将其储量列入表外储量。因其零星分布，不具备开采条件，这次核实中将其253.4万吨表外储量予以注销。2) 2号煤层2#煤层赋存稳定,井田内全部可采。巷道及钻孔揭露煤厚为2.195.34m，平均煤层厚度4.5m左右，属厚煤层，煤层结构复杂，中下部夹0.090.48m的黑灰色粉砂岩，煤层倾角1030。上距1号煤152

24、0m，下距4号煤层60m左右。3)4号煤层4位于野青灰岩之下，上距2号煤层36m，煤层厚度03.97m，平均厚度3m。煤层稳定，结构简单，仅局部不可采。4）6号煤层6#煤为矿井可采煤层，煤层厚度0.80 1.77m属较稳定薄煤层。2002年末矿井保有6号煤层地质储量A+B+C+D=1207.7万吨；工业储量A+B+C=1131.0万吨；远景储量76.7万吨；可采储量717.2万吨。1.3.4 井田煤质特征该井田含煤1116层,煤层总厚度约15m，可采或部分可采煤层有1、2、4、6、7、8、9等七层。其中以2、4号煤层为矿井主采煤层。 1号煤和2号煤层位有火成岩侵入。各煤层变质程度较高。其中 2

25、#煤层，黑色，以镜煤为主，亮煤次之。煤层厚度1.85.96 m，平均3.94 m。煤层结构复杂，中下部有一层夹矸，厚度0.080.82m，平均0.26 m，夹矸岩性为粉砂岩，局部变相为炭质泥岩。煤层普氏硬度1.8。伪顶：煤层上部有一层0.35m厚的粉砂岩伪顶，灰黑色，含炭质，泥质胶结，局部变相为炭质泥岩。直接顶：粉砂岩，厚度5.8m，灰黑色，含黄铁矿及云母碎片，局部变相为细粒砂岩。老顶：细粒砂岩，厚度4.8m，灰色，石英为主，长石次之，个别地段变相为中粒砂岩。底板：粉砂岩，厚度3.3m，灰黑色，泥质胶结，含植物根部化石，具缓波状层理。从各煤层煤质资料整理的结果，按照煤矿储量规范方案来看，挥发分

26、个别低于10，一般在1014左右，其粘结性多为粉状和粘着，胶质煤层厚度为零，测定曲线类型皆为平滑下降，皆为贫煤。煤的分带现象不甚明显，亦无一定规律。1.3.5 可采煤层的煤质指标特征大煤层（2号煤）煤质的基本特征是水分较低，一般平均为0.86；灰分较高，一般在10.225.2；挥发分的含量稍低为0.4左右，在井田西部较高为0.5，因而大煤层属于低硫煤。与此相反，含磷量较高为0.09，固定含炭量较低，发热量在84008500之间。从煤的胶结性来看，收缩度XMM平均为11，而胶质层厚度为零，曲线类型为光滑下降，粘结性为粉状至粘着。因此大煤的物理特性一般，呈金刚光泽或半金刚光泽，断口为半贝壳状 。煤

27、岩条纹不甚明显，煤的比重为1.31.6。野青煤胶结性来看，收缩度XMM平均为13，而胶质层厚度为零，曲线类型为光滑下降，粘结性为粉状至粘着。因此野青煤也为贫煤。煤的物理特性呈金刚半金刚光泽，断口为半贝壳状 。煤岩条纹不甚明显，煤的比重为1.4。山青水分平均为0.94，灰分为21.3挥发分为13.7，固定炭为67.4，硫分2.55，磷分0.79，发热量平均为8324，煤的胶结性指数，收缩度XMM为817，胶结层厚度YMM为0，粘结性亦为粉状至粘着，煤的物理特性于野青相似，煤的比重为1.45，按主要指标挥发分在1014之间皆为贫煤。第2章井田境界及储量第2.1节 井田境界矿井北部以第一剖面线与郭二

28、庄为界；南部以第13地质剖面线与上泉勘探区为界；西部以井田F4断层为界；东部以F22断层及550m标高水平切各煤层为界。井田以东为土山云驾岭深部含煤预测区。井田南北长6，东西宽1.6。呈南北向近似长方形，有效面积9.62。第2.2节井田工业储量本井田的储量是按块段结合等高线法计算的，其中的块段是以等高线，境界线，级别线，地质剖面线划分的。平衡表内最小的可采厚度为0.7米，灰分小于40%。对于厚度在0.5-0.6米及灰分在40-50%的煤层列在平衡表外，0.5以下的煤层不计入工业储量。7、8、9号煤层为下组煤，因受奥灰水威胁，在目前的技术条件下暂不可采，故也不计入工业储量。其储量计算方法如下：井

29、田的全部实际面积为：S=173998.5823井田的地质储量为：Q=S*7.5*1.6=208.798299Mt因井田的可采煤层为2#、4#煤，故其工业储量为208.7Mt第2.3节 井田可采储量井田的可采储量为：Zk(Z-P)*C (Z为工业储量，P为煤柱损失量，C取0.8)在本设计中P的损失考虑以下几方面的因素：断层煤柱损失。在本井田中由于煤层上部为野青灰岩，含水性较差，一般不含水，对于该井田的断层F16,落差不是很大，故两边各取10米保护煤柱；断层F12两边各取12米的保护煤柱。井田边界煤柱损失。该井田东部以 F22大断层为边界留保护煤柱30米，其他边界留20米保护煤柱。工业广场。在本设

30、计中，综合考虑各种因素，将工业广场设计在井田东部边界与F32断层交界处，压煤为1840万吨。第3章 矿井的年产量、服务年限及工作制度第3.1节 年产量及服务年限3.1.1、计算方法T= Zk/AK (3-1-1)式中：T：矿井设计服务年限；Zk：矿井可采储量；A：矿井设计生产能力；K：储量备用系数。3.1.2 储量计算参数的确定Zk =（Z-P）*C。 （3-1-2）在本矿井中，Z取208.7Mt，P取78.7Mt，C取0.8。3.1.3 矿井工作日数矿井的年工作日为300天。每日净提升14小时。第3.2节 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1 设计的年生产能力由公式 T= Zk/AK 得，Z

31、k取104mt，A取90万吨，K取1.4；求的T=81年。Zk取104mt，A取120万吨，K取1.4；求的T=61年。3.2.2 矿井服务年限由规范规定，对年产量45、60、90Mt的矿井服务年限不少于50年，又考虑到煤炭市场供求量的需求，故设计矿井的适宜年产量为120万吨。3.2.3 矿井工作制度采煤为昼夜工作制，分三班工作，每班工作8小时。两班出煤，一班准备，但在准备期间可在部分采区出煤。第4章 井田开拓第4.1节 概述4.1.1、地质构造井田为单斜构造，以断裂构造为主，伴有宽缓的褶曲及火成岩侵入。矿井地质构造复杂，井田地质类型为三类三型。地层走向近南北，倾向向东或向东南倾斜，倾角830

32、。断层基本为高角度正断层，断层面倾角一般6070，以NNE及NE为主，断层面一般不宽，井田南部断层较多且落差大，北部构造相对简单，大中型断层一般相互交叉或切割，落差大的切割落差小的。小构造比较发育，走向与其邻近的大中型断层基本一致，但延伸不远即消失。4.1.2 煤层赋存状况该井田含煤1116层,煤层总厚度约15m，可采或部分可采煤层有1、2、4、6、7、8、9等七层。其中以2、4号煤层为矿井主采煤层。1号煤及2号煤为可采和部分可采煤层。1号煤和2号煤层位有火成岩侵入。7、8、9号煤层为下组煤，因受奥灰水威胁，故暂不可采。各煤层变质程度较高，煤种牌号为无烟煤。4.1.3 水文地质情况井田内含水层

33、自下而上有奥灰强含水层，厚度大，富水性较强；大青灰岩含水层厚度56m，为较强含水层；伏青灰岩含水层厚度3.5m左右，为较强含水层；野青灰岩含水层含水性差，一般不含水；山西组砂岩含水层厚7.0m左右，含水性弱到中等；上石盒子组细砂岩以上含水层厚度大于100m，虽含水性不强，但静储量比较大；第四系砂砾石层最厚94m，一般5060m，富水性较强。矿井正常涌水量340m/h，且主要集中在井底车场附近P2S地层。开采2号煤层主要受山西组2号煤层顶板砂岩水影响，因水量较小，影响不大。矿井水文地质类型为中等。第4.2节 开拓方式的确定4.2.1定井筒形式、位置、数目（包括主井、副井和风井方案的提出） 确定井

34、筒位置，数目。选择井筒的位置应考虑如下原则：初期开采条件有利，储量可靠，井巷工程量省，建井工期短。井田两翼储量大致平衡，井下运输、通风、开采比较有利。要充分利用地形，少占地，少压煤。井口标高要高于历年最高洪水位。井筒应尽量避免穿过流沙层、含水层、较厚的冲击层，有煤和瓦斯突出危险的煤层。井底距奥陶灰岩要保持一定的安全距离。井底车场及主要硐室尽量布置在较稳定的岩层中，便于硐室的开掘和维护。 对井下合理开采的井筒位置1.井筒沿井田走向的位置井筒沿井田走向的的有利位置以后应在井田中央。当井田储量呈不均匀分布时，应在储量分布的中央，以此形成两翼储量比较均匀的双翼井田，应尽量避免井筒偏于一侧。井筒设在井田

35、中央（储量分布的中央），可使沿井田走向的井下运输工作量小，而井田偏于一翼边界的相应井下工作量要较前者大； 井筒设在井田中央时，两翼产量分配，风量分配比较均匀，通风网络较短，通风阻力较小。井田偏于一侧时，一翼通风距离较长，风压较大。当产量集中于一翼时，风量成倍增加，风压按二次方关系增加。如要降低风压，就要增加巷道断面，增加掘进工程量。井筒设在井田中央时，两翼分担比较均匀，各水平两翼开采结束的时间比较接近。如井筒偏于一侧，一翼过早采完，然后产量集中于另一侧，将使运输，通风过于集中，采煤掘进互相干扰，甚至影响全矿生产。实际工作中，由于井田地质条件和其他因素的影响，只要尽可能使两翼均衡，同时可将井筒布

36、置在靠近高级储量地段，使初期投产的采区地质构造简单，储量可靠。从而使矿井建设投产后有可能的储量和较好的开采条件，以便迅速达到设计能力。2.井筒沿煤层倾向的位置立井开拓时井筒沿煤层倾向位置的几个原则。井筒设在井田中部，可使石门总长度最短、沿石门的运输工作量小；井筒设在浅部时，总的石门工程量虽然稍大，但初期（第一水平）工程量较及投资较少，建井期较短；井筒设在深处的初期工程量最大，石门总长度和沿石门的运输工作量也较大，但如煤系基底有含水特大的岩层，不允许井筒穿过时，它可以延伸井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利；而在浅、中位置，井筒只能打到一、二水平，深部需用暗井或暗斜井开采，生产系统较复杂，环

37、节较多。从保护井筒和工业场地煤柱损失看，愈靠近浅部，煤柱的尺寸愈小，愈近深部，则煤柱损失愈大。 对掘进与维护有利的井筒位置为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土具有较好大的水文、围岩和地质条件。虽然用特殊凿井法可以在水文地质情况复杂的条件下掘砌井筒，但所需的施工设备较多，掘进速度慢，掘进费用高。因此，井筒应可能不通过或少通过流沙层、较厚的冲积层及较大的含水层。为便于井筒的掘进和维护，井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及采动影响的地区。井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件，便于大容积硐室的掘进和维护。综合考虑矿井的地质条件，煤炭储量情况，瓦斯含量情

38、况，在本矿井中可提出3个技术可行性方案。方案1：用立井两水平进行开拓。将主、副井井筒打在井田中央（井田储量的中央），即将井筒布置在断层F12与F16之间。工业广场布置在断层之上，减少煤柱损失。在开采第二水平时直接将主、副井井筒延伸到二水平。方案2：用立井两水平进行开拓。将主、副井井筒布置在井田的东部边界与断层F32的交界处。工业广场布置在井田东部边界与断层之上。在开采第二水平时直接将主、副井井筒延伸到第二水平。方案3：用立井单水平加暗斜井进行开拓。将主、副井井筒打在井田的西部边界处。工业广场布置在井田西部边界与断层之上。用暗斜井延伸第二水平。各方案剖面图如下图所示：图4-1图4-2图4-34.

39、2.2、开拓方案技术比较三个方案相同的不需参与比较的项目，包括矿井的设计生产能力、水平划分。通风方式，采区划分，主、副井井筒断面及装备，风井井筒及断面，总回风道的布置。表4-1 方案比较方 案 位 置 优 点 缺 点方案1将主、副井井筒打在井田中央1. 井田两翼储量均匀，运输、通风供电、压风等较有利。2. 提升环节少，便于以后扩大产量。3. 水平延伸工程量少。4. 石门长度短。1. 工业广场煤柱损失大。2. 延伸对开采影响大。方案2将主、副井井筒布置在井田的东部边界与断层F32的交界处。1. 工业广场煤柱损失较小。2. 提升环节少，便于以后扩大产量。3. 水平延伸工程量少。4. 交通便利。1.

40、 石门长度较长，工程量较大。2.延伸对开采影响大。方案3将主、副井井筒打在井田的西部边界处，用暗斜井延伸第二水平。1. 工业广场压煤较少。2. 见煤快，初期工程量小。3. 延伸方便，对生产干扰少。1. 石门长，工程量大。2. 提升环节多，通风困难。3. 维护费用高。4.2.3、开拓方案经济比较影响设计矿井开拓方式的主要因素：1. 煤层赋存条件：煤层赋存较深。2. 地形条件：地形条件较简单。3. 水文地质：水文地质较简单。4. 冲基层组成和厚度：井田内无冲基层。此外还有井型、设备供应、施工条件等因素。1. 井田开拓方案技术比较根据井田的水文、地质、地形等条件和1#、2#煤层的赋存情况采用立井开拓

41、。方案一：立井两水平开拓。方案二：立井单水平加暗斜井开拓。方案三：立井三水平开拓方案四：立井两水平加暗斜井开拓。方案优缺点比较方案优点缺点方案一提升能力大，矿井延伸，增加的设备少施工条件差，施工速度慢，开拓费用高方案二施工速度快，费用低需要与暗斜井配套的设备和人员，运输能力较小方案三提升能力大，矿井延伸增加的设备少施工条件差，速度慢，后期工程量大开拓费用高方案四施工速度快，费用低后期工程量大，运输能力较小 方案一与方案二的区别在于第二水平是立井开拓还是暗斜井开拓；方案三与方案四的区别在于第三水平是立井开拓还是暗斜井开拓。 方案一方案二的粗略费用计算表，见表一和表二。表一方案一：立井两水平开拓数

42、量（)基价(元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段10m 8212675170.14666.68基岩段50.997552496.54副经开凿表土段8230019184748.14基岩段50112828564.14井底车场岩巷12041874502.49502.49一水平石门岩巷283127587.5787.57二水平石门岩巷66.431275207.67207.67小计2212.55生产费用（万元）立井提升系数煤量（万吨）提升高度（km)基价（元）费用（万元）第一水平1.28554.720.381.66241.52第二水平1.212051.130.581.613420.14

43、排水涌水量（m)时间（h）服务年限（年）基价（元）费用（万元）200876061.10.44281.89石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km)基价（元）费用（万元）第一水平1.28554.720.140.4574.88第二水平1.212051.130.3320.41920.47小计26438.9合计28654.45表二方案二：立井单水平加暗斜井开拓数量（10m)基价(元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开 凿表土段8212675170.14704.32基岩段30.997552301.44斜井段63.236826232.74副经开凿表土段8230019184755.22基岩段301

44、12828338.48斜井段63.236826232.74井底车场岩巷12041874502.49502.49一水平石门岩巷283127587.5787.57小计2049.60生产费用（万元）立井提升系数煤量（万吨）提升高度（km)基价（元）费用（万元）1.2205440.381.66241.52斜井运输1.212051.130.6320.423838.62排水涌水量（m)时间（h）服务年限基价（元）费用（万元）200876061.10.44281.89石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km)基价（元）费用（万元）第一水平1.28554.720.140.4574.88小计14936.91合计1

45、6986.51 方案一和方案二经过粗略费用比较和技术比较，方案二优于方案一方案三方案四的粗略费用计算表，见表三和表四。表三方案三：立井三水平开拓数量（10m)基价(元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段8212675170.14861.78基岩段70.997552691.64副经开凿表土段8230019184973.8基岩段70112828789.8井底车场岩巷12041874502.49502.49一水平石门岩巷283127587.57703.09二水平石门岩巷66.431275207.67三水平石门岩巷224.831275703.06小计3041.16生产费用（万元）立

46、井提升系数煤量（万吨）提升高度（km)基价（元）费用（万元）一水平石门1.28554.720.381.66241.52二水平石门1.26332.80.581.67052.21三水平石门1.25718.330.781.68563.77排水涌水量（m)时间（h）服务年限（年）基价（元）费用（万元）200876061.10.44281.89石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km)基价（元）费用（万元）一水平1.28554.720.140.4574.88二水平1.26332.80.3320.41009.2三水平1.25718.331.1240.43085.15小计30808.62合计33849.78表

47、四方案四：立井两水平加暗斜井开拓数量（10m)基价(元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段8212675170.14899.42基岩段50.997552496.54斜井段63.236826232.74副经开凿表土段8230019184980.88基岩段50112828564.14斜井段63.236826232.74井底车场岩巷12041874502.49502.49一水平石门岩巷283127587.57295.24二水平石门岩巷66.431275207.67小计2678.03生产费用（万元）立井提升系数煤量（万吨）提升高度（km)基价（元）费用（万元）第一水平1.28554

48、.720.381.66241.52第二水平1.212051.130.581.613420.14暗斜井提升1.25718.330.6320.421821.45排水涌水量（m)时间（h）服务年限（年）基价（元）费用（万元）200876061.10.44281.89石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km)基价（元）费用（万元）第一水平1.28554.720.140.4574.88第二水平1.212051.130.3320.41920.47小计28260.35合计30938.38方案三和方案四经过粗略费用比较和技术比较，方案四优于方案三。 开拓方案汇总开拓方案汇总方案方案一方案二方案三方案四基建费用（

49、万元）2212.552049.603041.162678.03生产费用26438.914936.9130808.6228260.35合计(万元）28654.4516986.5133849.7830938.38百分比168.7100109.4100经过上述技术分析和比较，再结合粗略估算费用结果，在方案一和方案二中选方案一方案，方案三和方案四选方案四。2. 方案二和方案四经济比较（表五和表六）表五方案二：立井单水平加暗斜井开拓数量（10m)基价(元）费用(万元）费用（万元）初期基建费用（万元）主井开凿表土段8212675170.14471.58基岩段30.997552301.44副经开凿表土段82

50、30019184522.48基岩段30112828338.48井底车场岩巷12041874502.49502.49一水平石门岩巷283127587.5787.57小计1584.12后期基建费用（万元）主井开凿斜井段63.236826232.74232.74副井开凿斜井段63.263.2232.74232.74小计465.48后期生产费用（万元）系数煤量（万吨）提升高度（km)基价（元）费用（万元）立井提升1.2205440.381.66241.52暗斜井提升1.212051.130.6320.423838.62排水涌水量（m)时间（h）服务年限（年）基价（元）费用（万元）200876061.1

51、0.44281.89石门运输系数煤量(万吨)平均运距（km)基价（元）费用（万元）1.2205440.140.4574.88小计14936.91合计16986.51表六方案四：立井两水平加暗斜井开拓数量（10m)基价(元）费用（万元）费用（万元）初期基建费用（万元）主井开凿表土段8212675170.14899.42基岩段50.997552496.54副经开凿表土段8230019184980.88基岩段50112828564.14井底车场岩巷12041874502.49502.49一水平石门岩巷283127587.57295.24二水平石门岩巷66.431275207.67小计2792.06后

52、期基建费用（万元）主井开凿斜井段63.236826232.74232.74副井开凿斜井段63.263.2232.74232.74小计465.48生产费用（万元）立井提升系数煤量（万吨）提升高度（km)基价（元）费用（万元）第一水平1.28554.720.381.66241.52第二水平1.212051.130.581.613420.14暗斜井提升1.25718.330.6320.421821.45排水涌水量（m)时间（h）服务年限（年）基价（元）费用（万元）200876061.10.44281.89石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km)基价（元）费用（万元）一水平石门1.28554.720.

53、140.4574.88二水平石门1.212051.130.3320.41920.47小计28260.35合计30938.38方案二和方案五经过经济比较，方案二优于方案四，因此井田开拓方案选用方案二：立井单水平加暗斜井开拓。主副井特征如表所示，风井位置布置在采区开拓长度距集中大巷最远，并且储量较为丰富的采区。表4-1 井筒特征表井筒名称井筒坐标井口标高(m)井筒倾角(o)井筒直径(m)井筒断面(m2)砌壁经距纬距净进净掘进厚度(mm)材料主井21200.0581738.03200905.15.820.626.6350钢筋混凝土副井21195.3881775.12205905.15.820.626

54、.6350钢筋混凝土风井18254.0083531.00210906.06.928.437.2450钢筋混凝土井筒用途、布置及装备主井主要负责煤的提升及附近采区的回风；副井负责人员的上下、井下所需材料的提升及矸石的提升，并且兼作进风井；风井总回风。1、副井：副井井筒装备采用刚性装备（刚性罐道）,罐道梁采用工字钢、通梁式布置，罐道与罐道梁的连接方式采用钢轨连接。副井提升设备采用罐笼，根据矿车规格和设计规范有关要求验算，选用GDGY-12/754型多绳提升罐笼。罐道采用38.45kg钢轨，罐梁采用20b工字钢。副井井筒断面选用圆形断面，罐道梁中心线间距可按下式求出： L1=a+2(h-)+b2/2

55、+b1/2=1528mm （421） L2= a+2(h-)+b3/2+b1/2=1528mm （422） 式中 ： L1-12号梁中心线，mm；L2-13号梁中心线，mm；a-两侧罐道之间的距离，1150mm；h-木罐道厚度，180mm；-钢罐笼卡如木罐笼的厚度，16mm；b1、b2、b3-分别为1号、2号、3号罐梁宽度，50mm。梯子间尺寸M、S、T根据梯子间、管道间布置，可按下列公式计算：M=600+600+m+b2/2=1302mm 式中： 600-两梯子中心距，mm； 600-梯子中心到壁板距离加另一梯子中心到井壁距离，mm； m-梯子间隔板总厚度，金属梯子间m=77mm；如图4-1

56、所示，左侧布置梯子间，右侧布置管路，取T=350mm，因此，S=1600-T=1250mm。最后，根据图解法解出井筒的直径（5124mm）以及罐笼在井筒中的位置。（见图4-4）图4-4 副井井筒断面(1:50)2、主井：（1）主井井筒装备采用刚性装备（刚性罐道）,主井罐道梁采用工字钢、山形式布置，罐道与罐道梁的连接方式采用钢轨连接。（2）主井提升采用箕斗，用求出一次提升量，再按松散煤的容重计算出松散体积，选择8吨箕斗。（3）主井井筒采用圆形断面，这里选用JL-8型单绳提升箕斗。罐道梁中心线间距，可用下式求得： H=a+2h+S0=1870mm （423）式中： a-两侧罐道之间间距，1400mm； h-钢轨罐道高度，180mm； S0-罐道与罐道梁连接处凹槽垫板宽度，110mm。罐道中心线与2号梁中心线之间的距离L=B+f1+b2/2=1325mm （424） 式中: B-箕斗中心线到箕斗一侧距离，1100mm；f1-箕斗到