大雁矿业集团二矿0.6Mta新井设计

摘 要 本设计新井为大雁矿业集团二矿0.6Mt/a的新井设计，共有3层设计可采煤层，平均总厚度为5.7m。设计井田的可采储量为46.9Mt。服务年限为55a。划分两个水平开采。井田平均走向长2.5km，平均倾斜长4km，煤层平均倾角11，属于缓倾斜煤层。 本设计矿井采用双立井的开拓方式，集中大巷布置方式。共划分12个带区，其中首带区为2个，达产工作面1个。本设计带区为北一，大巷装车式下部车场，综采机械化采煤。年工作日为330d，采用“三、八”式工作制，工作面长为190m，每刀进度为0.6m，每日割6刀。 提升设备为主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。 由于井田倾斜长度较大，且为缓倾斜煤层，以及煤层地质条件等因素影响，决定本井田内全部采用倾斜长壁采煤法开采。 由于本人知识有限，缺乏现场经验。因此，本设计中难免会出现一些问题，请各位专家老师不吝指正。 关键词 可采储量 采煤工艺 倾斜开采 Abstract The task of this design is to construct a 0.6million tons new shaft for Shuangyashan Ming Administration.This mine has three minable Coal Seam,and its average thickness is 5.7meters.Designed field of minable capacity is 46.9 million tons. It can adapt for 55years, and is divided into two levels. Average alignment in farmland in well lengthways 2500 ms, average slant lengthways 4000ms, average rake angle in coal seam 11, belong to the the slant the coal seam. This mine shaft is applied to double indined shaft development method; Layout of gathing gallergand mining district eross heading; The well farmland turns to is divided into totally 12 adopt the zone mines and 2 worked faces. This worked fece is west six worked face, words 330 days every year. Adapt “thee-eight” work situation, work face is 190 meters length of circle is 0.6meters, and times is 6 one day. Because the well farmland slant length is bigger, and incline the coal seam for the , and coal seam geology condition etc. factor effects, deciding this well farmland inside the complete adoption slant. Because my limit working ability and time. There must be lots of faults in this design. I plead with dirextors point them out and redify it, and I will accept it sincerely and humblely. Key words Recoverable reserves The technology of coal mining Adoption slant 目录 摘 要 I 绪 论 1 第1章 井田概况及矿井地质特征 2 1.1 井田概况 2 1.1.1 井田位置及范围 2 1.1.2 交通位置 2 1.1.3 地形与河流 2 1.1.4 气象 3 1.2 地质特征 3 1.2.1 矿区范围内的地层情况 3 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 4 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 5 1.2.4 岩石性质、厚度特征 7 1.2.5 水文地质情况 7 1.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性 7 1.2.7 煤质、牌号及用途 7 第2章 井田境界、储量、服务年限 8 2.1 井田境界 8 2.1.1 井田境界确定的依据 8 2.1.2 井田周边情况 8 2.1.3 井田未来发展情况 8 2.2 井田储量 8 2.2.1 井田储量的计算 8 2.2.2 工业广场保护煤柱 8 2.2.3 储量计算方法 9 2.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限 10 2.3.1 矿井工作制度 10 2.3.2 生产能力 10 2.3.3 矿井设计服务年限 10 第3章 井田开拓 11 3.1 概述 11 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 11 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 11 3.2 矿井开拓方案的选择 11 3.2.1 井硐形式和井口位置 11 3.2.2 开采水平数目和标高 13 3.2.3 开拓巷道的布置 13 3.3 选定开拓方案的系统描述 16 3.3.1 井硐形式和数目 16 3.3.2 井硐位置及坐标 16 3.3.3 水平数目及高度 16 3.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置 16 3.3.5 井底车场形式的选择 16 3.3.6 煤层群的联系 18 3.3.7 带区划分 18 3.4 井筒布置及施工 19 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐维护 19 3.4.2 井硐布置及装备 19 3.4.3 井筒延伸的初步意见 22 3.5 井底车场及硐室 22 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 22 3.5.2 井底车场的布置 存储线路 行车线路布置长度 22 3.5.3 通过能力计算 24 3.5.4 井底车场主要硐室 27 3.6 开采顺序 28 3.6.1 沿煤层走向的开采顺序 28 3.6.2 沿煤层倾斜方向的开采顺序 28 3.6.3 带采区接续计划 28 3.6.4 “三量”的控制 28 第4章 带区巷道布置与带区生产系统 30 4.1 带区概况 30 4.1.1 设计带区的位置 边界 范围 带区煤柱 30 4.1.2 带区地质和煤质情况 30 4.1.3 带区生产能力 储量及服务年限 30 4.2 带区巷道布置 30 4.2.1 带区划分 30 4.2.2 带区斜巷布置 31 4.2.3 带区下部车场布置 31 4.2.4 带区煤仓形式、容量及支护 34 4.2.5 带区硐室简介 36 4.2.6 带区工作面的接续 36 4.3 带区准备 36 4.3.1 带区巷道的准备顺序 36 4.3.2 带区主要巷道的断面及支护方式 36 第5章 采煤方法 38 5.1 采煤方法的选择 38 5.2 回采工艺 38 5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 38 5.2.2 设备选型 38 5.2.3 工作面循环方式和劳动组织形式 39 第6章 井下运输和矿井提升 41 6.1 矿井井下运输 41 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 41 6.1.2 矿车的选型及数量 41 6.1.3 带区运输设备的选择 42 6.2 矿井提升系统 44 6.2.1 矿井主提升设备的选择及计算 44 第7章 矿井通风安全 45 7.1 矿井通风系统的确定 45 7.1.1 概述： 45 7.2 风量计算与风量分配 45 7.2.1 风量计算 45 7.2.2 风量分配 49 7.2.3 风量的调节方法与措施 49 7.2.4 风速的验算 49 7.3 矿井通风阻力计算 50 7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 50 7.3.2 矿井等积孔计算 52 7.4 通风设备的选择 52 7.4.1 主扇的选择计算 52 7.4.2 电动机的选择 53 7.4.3 反风措施 53 7.5 矿井安全生产措施 53 7.5.1 预防瓦斯爆炸的措施 53 7.5.2 预防煤尘爆炸的技术措施 53 7.5.3 水患的预防措施 53 7.5.4 火灾的预防措施 53 第8章 矿井排水 54 8.1 概述 54 8.2 矿井主要排水设备 54 8.2.1 排水方式与排水系统简介 54 8.2.2 主排水设备及管路的选择计算 54 第9章 技术经济指标 56 参考文献： 58 结论 59 致 谢 60 附录一： 61 附录二： 65 53 绪 论 在大学四年的学习生活中，我掌握了很多专业知识，为了能更好的巩固和运用这些知识，学校给我了一次运用这些知识的机会，我做大雁煤矿的新井设计。本设计主要是新矿井的建设问题，其中包括开拓方式、采煤工艺、支护方式、设备选型以及矿井的各个系统。本设计采用了一种创新模式，即反倾斜上山带区斜巷布置，主要是针对小倾角煤层的开采方法，这种模式不需要盘区石门，盘区上山及采区上山，因此，可以节省很多掘进及维护费用，也更利于矿井的生产和管理。本设计主要是根据矿井的地质构造情况、煤层的赋存等情况进行分析绘制矿井的各种图纸和文字说明及数学计算来表现出来的。以使设计更加合理更符合实际情况。我通过做本次毕业设计来巩固我所学过的各种知识，同时又学到许多新知识，又拉近了我与煤矿事业的距离，也为我以后的工作打下良好的基础。 第1章 井田概况及矿井地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 井田位置及范围 大雁矿区位于大兴安岭西麓的海拉尔河中游，隶属于内蒙古自治区呼伦贝尔鄂温克族自治旗管辖。矿区东接牙克石市，西连海拉尔区，南邻巴彦嵯岗苏木，北至海拉尔河与陈巴尔虎旗相望。大雁二矿则位于大雁矿区的东北部，地理坐标为:东经：12030′12″～12034′27″，北纬：4913′57″～4915′43″。矿区走向长2.5km，倾向宽4km。 1.1.2 交通位置 矿区东接牙克石市，西连海拉尔区，南邻巴彦嵯岗苏木，北至海拉尔河与陈巴尔虎旗相望。矿区交通便利，国防公路301线在矿区北部通过，滨洲线铁路在矿区中部穿过。大雁火车站东距牙克石市18km公里，向西至海拉尔区64km。向东经牙克石市可达加格达奇、齐齐哈尔、哈尔滨、沈阳、北京以及全国各地。向西经海拉尔市可到我国边陲重镇满洲里市。交通位置详见图1-1。 1.1.3 地形与河流 本区地表水系以河流为主，矿区北部有海拉尔河由东向西流过，矿区内有胜利沟小溪及布洛莫也沟小溪由东向西流过。 海拉尔河总体流向为由北东流向南西，河床宽为58～130m，属老年期河流，弯曲率较大，沿河两岸牛轭湖及河漫滩广泛分布。其最大洪峰流量为1057m3/s，，多年平均流量为66m3/s。该河流距离矿区最近点在1km以外，又为丘陵所隔，对矿井开发影响不大。胜利沟小溪发源于区外东南部的低山间，上游呈树枝状，源头有群泉出露，总体流向为由南东流向北西，最终于扎罗木得西北端注入海拉尔河。该小溪汇集有大气降水及火山岩风化裂隙水，全长35km，流域面积97km2，冬季干涸，夏季畅流，汛期水量骤增，最大流量为3.38m3/s，最小流量为0.067m3/s，沿河遍布沼泽。 图1-1 大雁交通位置图 1.1.4 气象 本区属亚寒带大陆性气候，冬季漫长而寒冷，春季干燥风大，夏季湿润短促，秋季气温骤降，年降雨量小，蒸发量大，年平均降水量为345。2m，年平均蒸发量为1 314.7mm，年平均气温为-3.1℃,最低气温为-46.7℃ ，最高气温为+36.5℃ ，年平均风速为2.9m/s，最大风速为23 m/s，风向多为西南，降雪期为每年9月到第二年的5月中旬，结冻期为每年10月到第二年4月末，冻结厚度一般在3m左右，并有岛状永久冻土层。本地区地震动峰值加速度为0.05，对照地震裂度为6～7度。 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 二矿井田附近出露的地层有中生界白垩系下龙江组、梅勒图组、大磨拐河组、以及新生界的第四系地层。 1：中生界白垩系下统(K1)： (1)、龙江组(K1lj)： 本组地层呈大面积的出露在大雁煤田的南北两侧，按其岩性及岩性组合可分为上下两个岩段。 (2)、梅勒图组(K1m)： 本段地层出露在大雁煤田第三勘探区南部红旗沟包含吐砂拉挥迪一带。该组地层划分为上、中、下三个岩段。 (3)、大磨拐河组(K1d)和伊敏组(K1ym)： 该组地层全区发育，由砾岩、砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。是一套陆相含煤地层，是本区的主要含煤地层。本地层全部被第四系地层掩盖，与下伏地层呈不整合接触。 (4)、第四系海拉尔组(Qh)： 本组地层分布广泛，以不整合形式覆盖于各个不同时代地层之上，由未胶结的松散沉积物组成。其上部是黑色腐殖土和浅黄色风成砂，下部是粘土、亚粘土和砂砾等。地层厚度6～57m，平均30m左右。 2：泥盆系上统大民山组(D3d)： 本组地层呈零星状分布在井田的北部。距本区最近地点在海拉尔河的北岸。该组地层主要有蚀变安山岩、酸性熔岩、薄层凝灰岩、凝灰质砂砾岩等组成，普遍变质，厚度不详。 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 大雁煤田出露地层时代、厚度、岩性及化石属种等情况。详见表1-1。 主要断裂构造详见表1-2。 表1-2 主要断裂构造 顺序 名称 性质 断层面 倾向 倾角 落差 （m） 水平断 距(m) 1 F17 正 SE 20 o～40 o 50～120 26～32 2 F19 正 SE～SW 25 o～50 o 26～120 10～46 3 F20 正 SE 18 o～25 o 20～80 12～42 大雁煤田内经钻探与井巷揭露，本区内发育有大、中型断层，其中F17、F19两条断层为产状基本相似的平行断层，都是较大的断裂带，F17是二矿井田的北部边界断层；F19断层是井田南部边界断层；F20断层是二矿一水平与二水平的带区边界断层。 表1-1 区域地层一览表 界 系 统 组 符号 厚度（m） 岩性变化情况 新 生 界 第 四 系 海拉 尔组 Qh 6～57 上部为黑色腐植土和黄色风成砂，下部为粘土，亚粘和砂砾。 中 生 界 白 垩 系 下 统 伊 敏 组 K1ym 233～850 主要为泥岩和粉砂岩，夹细、中、粗砂岩、煤层及碳质泥岩。与下部地层整合接触。 大磨拐 河 组 K1d 200～620 为主要含煤组，含3个煤层，编号为：15、18、34煤层。 梅勒 图 组 K1m 150～370 上为泥岩、砂岩和薄煤层，中为中基性熔岩，下为泥岩夹玄武岩和薄煤层。 龙江组 K1lj 500～1200 上部为凝灰碎屑岩，下部为中酸性熔岩。 古 生 界 泥盆系 上 泥盆统 大 民 山 组 D3d 不详 主要为蚀变安山岩、酸性熔岩、薄层凝灰岩、凝灰质砂岩。 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 1、15#煤层：赋存稳定，煤层厚度变化于1.8～2.0m之间，平均1.9m。煤层结构较简单。其可采程度为可采。 2、18#煤层：赋存稳定，煤层厚度变化于1.8～2.0m之间，平均1.9m。煤层结构较简单。其可采程度为可采。 3、34#煤层：赋存较稳定，煤层厚度变化于1.8～2.1m之间，平均1.9m。煤层结构简单且可采。详见煤层柱状图1-2。煤层特征详见表1-3。 表1-3 煤层特征表 层 次 煤厚（m） 平均 间距 （m） 稳定性 发育 范围 顶板 底板 最小 最大 平均 15 1.8 2.0 1.9 稳定 全区 发育 泥岩 粉砂岩 120 18 18 2.0 1.9 稳定 全区 发育 泥岩 粉砂岩 220 34 1.8 2.10 1.9 稳定 全区 发育 粉砂岩 细砂岩 图1-2 煤层柱状图 1.2.4 岩石性质、厚度特征 岩石主要物理力学性质指标见表1-4； 表1-4 岩石主要物理力学性质指标表 名 称 容重 kg/cm3 孔隙度 % 抗压强度 102kg/cm3 抗拉强度 102 kg/cm3 变形模量 102kg/c3 弹性模量 kg/cm3 砂岩 2.0～2.6 5～25 2～20 0.5～0.4 0.5～8 1～10 砾岩 2.3～2.6 5～15 1～15 0.2～1.5 0.8～8 2～8 泥岩 2.7～2.85 1.6～5.2 12.83 0.6～2.0 2～7 5～10 灰岩 2.2～2.7 5～20 5～20 0.5～2.0 1～8 5～10 页岩 2.0～2.4 16～30 1～10 0.2～1.0 1～3.5 2～8 石英 2.65～2.7 0.12～0.5 15～35 1.0～3.0 6～20 6～20 1.2.5 水文地质情况 大雁煤田位于大兴安岭山脉西北麓，地表标高一般在+600～+650m左右。本区地表水系以河流为主，矿区北部有海拉尔河由东向西流过，矿区西南部有胜利沟小溪及布洛莫也沟小溪由东向西流过。二矿井田位于大雁煤田的东北部，地势较高，大雁煤田内没有主要河流通过。 1.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性 根据二矿通风队2003年对全矿井的瓦斯含量实际测定，平均日产1t煤的沼气涌出量最大为1.04m3，最小为0.38m3，属于低级沼气矿井。有煤尘爆炸危险和自燃现象 1.2.7 煤质、牌号及用途 均呈黑或黑褐色，棕褐色条痕，具有弱沥青光泽，多属暗淡(或半暗淡)型煤。煤的硬度在1～3之间，但韧性较强，煤的容重为1.4t/m3。 本区煤种为褐煤，全硫含量为低硫煤，所以本区煤主要用于动力发电、锅炉用煤及民用。 第2章 井田境界、储量、服务年限 2.1 井田境界 2.1.1 井田境界确定的依据 1.根据地理地形及地质条件来划分井田境界； 2.合理选择井筒位置，合理安排地面生产系统和各建筑物； 3.划分的井田范围要为矿井发展留有空间； 4.选择合理的井田的面积，以适于不断提高的机械化程度。 2.1.2 井田周边情况 经技术经济分析后，确定本设计井田境界为：东部（深部）以露头线为界，西（深部）以人境界为边界，南以F19断层为界；北以F17断层为界。井田走向长度:2.5km，倾向长度:4km。 2.1.3 井田未来发展情况 随着勘探的水平和技术的进步等全面提高，可能在更深部发现可采煤层。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量的计算 设计井田范围内计算的煤层有15#、18#、34#三层。矿井储量是指矿井范围内通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量。不仅反映煤炭资源的埋藏量，还表示煤炭的质量、勘探程度及开采经济、技术条件。 2.2.2 工业广场保护煤柱 一般来说，井田边界煤柱40m，断层落差很大，断层一侧煤柱宽度大于30m，落差较大的断层一侧煤柱一般为10～15m，落差较小的断层通常可以不留设断层煤柱。详见表2-1。 根据《煤炭工业矿井设计规范》中矿井工业广场，占地指标的规定详见表2-2。本井田取1.30公顷/10Mt，则工业广场占地面积为： 601.3/10=7.8公顷=7.8104m2 表2-1 建筑物构筑物保护煤柱的围护带宽度表 建筑物和构造保护等级 围护带宽度（m） Ⅰ 20 Ⅱ 15 Ⅲ 10 Ⅳ 5 表2-2 工业广场占地面积指标 井 型 （Mt/年） 占地指标 （H/10Mt） 井 型 （Mt/年） 占地指标 （H/10Mt） 井 型 （Mt/年） 占地指标 （H/10Mt） 9 2．30 60 1．30 240 0．90 15 2．10 90 1．10 300 0．85 21 1．90 120 1．05 400 0．80 30 1．70 150 1．00 500 0．75 45 1．50 180 0．95 H——面积，公顷。 2.2.3 储量计算方法 计算公式如下： 块段储量=块段面积cos(平均倾角)平均厚度容重 矿井设计储量＝工业储量－永久煤柱 块段可采储量=（工业储量－永久煤柱）设计回采率 损失率为： 10% 煤层储量见表2-3。 表2-3 大雁煤矿储量计算表 煤层号 工业储量 /Mt 永久煤柱 /Mt 可采储量 /Mt 15 18.7 5.3 13.4 18 20.1 5.7 14.4 34 26.6 7.5 19.1 总计 65.4 18.5 46.9 回采率要求：厚煤层不小于75%，中厚煤层不小于80%，薄煤层不小于85%。 2.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限 2.3.1 矿井工作制度 矿井年工作日确定为330d，矿井每日净提升16h，采用三八工作制制度。 2.3.2 生产能力 井田范围内地质储量为65.4Mt，可采储量为46.9Mt，地质构造及水文地质简单，煤层赋存平缓倾角11左右，煤质优良。 2.3.3 矿井设计服务年限 矿井与水平服务年限计算公式 T=Zm/(AK) 式中 T——设计计算服务年限； Zm——可采储量，万t； A——年产量，万t/a； K——储量备用系数，宜采用1.3～1.5，取K=1.4； 初步拟定了三种矿井年生产能力方案，具体如下： 方案A：0.9 Mt/a； 方案B：0.6 Mt/a； 方案C：0.45 Mt/a 根据上式和要设计井田的储量得到结果，具体如下： 方案A：＝37a； 方案B：＝55a； 方案C：＝74a 矿井及第一开采水平设计服务年限详见表2-4。 表2-4 矿井及第一开采水平设计服务年限 矿井设计生产能力 Mt/a 矿井设计服务年限 a 第一开采水平设计服务年限 a 煤层倾角<25 煤层倾角25-45 煤层倾角>45 6及以上 70 35 3.0～5.0 60 30 -- -- 1.2～2.4 50 25 20 15 0.45～0.9 40 20 15 10 方案B较合理，即：矿井生产能力A＝0.6Mt/a，矿井服务年限T＝55a。 第3章 井田开拓 3.1 概述 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 本矿区地面标高在-150m至＋650m之间属于丘陵区，地区起伏不大，矿区煤层赋存稳定，断层少，大的断层都作为矿区的边界，矿区附近各个矿井井型不同，开拓方式以立井居多。 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 整个矿区共有三层可采煤层，即15#、18#、34#全区发育。煤层走向长度为2.5km，倾向4km。本井田煤层系缓倾斜中厚煤层， 本矿煤层赋存深度达750m，煤层倾角11，地质构造不多，冲击层不厚，属低瓦斯矿井，由于F20断层将煤层从中间断开落差不太大，再加上18#煤层距离34#煤层间距为200多米。 3.2 矿井开拓方案的选择 3.2.1 井硐形式和井口位置 1.井筒形式： 井筒形式选择立井井筒开拓。小倾角的煤层群不宜用斜井开拓。又由于立井井筒的适应性很强，具有通过复杂地质地段的能力强，井身长度及管线短所以掘进及维护费用低，物料和人员升降速度快等优点。详见图3-1。 由于本设计井田内煤层倾角小，无论主斜井还是副斜井都不可能平行于煤层放在煤层群的中下部或底部，因为明显不合理，所以只能穿煤层布置于煤层群的上部，便使得斜井井筒压煤量少的优点不复存在，反而增加了压煤量。又由于h1的存在，且h1多数情况下都不仅只是一个氧化带的深度。在优缺点综合对比后，本设计认为，小倾角煤层群的矿井井筒形式一般不宜采用斜井，也不宜采用立-斜井综合，而采用立井。国内小倾角煤层群矿井的井筒形式实际绝大多数都为立井已说明了这一点。 图3-1 矿井剖面图 2.井口位置： 已确定井筒位置方案详见图3-2。 图3-2 井筒方位图 3.2.2 开采水平数目和标高 本设计井田设计提出水平划分方案如下：井田划分两个开采水平；一水平在断层F20以上的部分，二水平则为断层以下的部分。水平储量及服务年限详见表3-1。 表3-1 水平储量及服务年限表 可采储量（Mt） 服务年限（a） 方案 一水平 29．3 34 二水平 17．6 21 3.2.3 开拓巷道的布置 倾斜长壁条带开采长度受地质条件限制和技术水平影响。还要做到经济合理、安全可靠。条带长度俯斜部分一般为1000～1500m；仰斜部分一般为700～1200m。可根据具体情况加大长度。大巷为整个开采水平服务，年限较长。现依据矿井设计生产能力及技术程度，特提出以下二种大巷布置方式： 方案一：总石门→分组集中大巷→带区材料车场及带区入风石门→分带运输巷及运料巷→倾斜长壁回采工作面。其剖面图如图3-3。 图3-3 分组集中大巷剖面图 方案二：集中大巷→带区下部车场→反斜带区斜巷及煤仓→分带运输巷及运料巷→倾斜长壁回采工作面。其剖面图如图3-4。 图3-4 集中大巷剖面图 方案二与方案一相比优点如下： 1、大巷工程量及石门相对于方案一大大减少，也降低其掘进、维护费用； 2、由于煤层间的开采顺序是阶梯式，总工程量又少，所以采掘干扰轻微； 3、带区斜巷与煤层的夹角较大，而且随着煤层的阶梯开采逐段报废，越来越短，所以压煤量为零；以斜巷代替石门做为煤层间的联络巷道，最大限度地缓解了工作面接续的紧张状况，降低了分带巷道的运输费用； 4、当遇到走向断层时，集中大巷不必频繁转弯，带区斜巷向下延伸或向上调整带区斜巷的长度及倾角即可保证带区斜巷与所有煤层的联络，所以该方案对地质构造的适应能力较强； 5、护巷煤柱少，在有自然发火危险的煤层中，安全状况比方案一好； 6、由于带区斜巷是逆倾向穿层布置，所以巷道受力状态好，容易维护； 方案二与方案一比缺点如下： 由于煤层间距较大，加之移交前要施工带区斜巷，所以初期工程量略大，工期略长；技术比较详见表3-2。 方案一、方案二在技术均较合理，两者之间的区别在于井筒掘进费用以及他们的维护费用、提升费用，主石门掘进长度等等。两个方案的井底车场工程量基本相等。因此，只需要比较它们的不同之处。经济比较详见表3-3。 表3-2 技术比较表 序号 对比项目 评优准则 方案一 方案二 1 移交工程量及投资 少 中 差 2 一水平总工程量及总投资 少 差 优 3 工期 短 中 差 4 巷道维护费 少 差 优 5 矿井出矸量 少 差 优 6 煤炭采出率 高 差 优 7 分带巷道长距离掘进通风 易 差 中 8 仰、俯斜工作面推进长度差值 少 差 优 9 煤层间的搭配开采 易 差 优 10 对构造的适应能力 强 差 优 11 运输段数 少 优 中 12 分带巷道运输费 少 差 优 13 带区斜巷运输费和井筒提升费 少 中 差 14 排水费 少 优 优 15 通风费 少 差 优 表3-3 经济比较表 方案项目 模式一 模式二 基建 井筒(m) 344.5 井筒 483.5 主石门(m) 1 575 主石门 0 主要大巷(m) 20 000 主要大巷 10 000 带区车场(m) 3 120 带区车场 1 560 带区煤仓(m) 780 带区煤仓 390 带区斜巷(m) 234 带区斜巷 695 小计（万元） 2 000 小计 1 000 生产 立井提升 1 426 立井提升 1 463 运输费用 4 282 运输费用 2 279 立井排水 1 815 立井排水 1 977 小计（万元） 7 523 小计 7 819 总计 费用/万元 9 523 费用/万元 4 819 综上所述：选择方案二，一个水平只布置一组集中大巷。 3.3 选定开拓方案的系统描述 3.3.1 井硐形式和数目 该矿井采用立井开拓，即主井、副井、风井。 3.3.2 井硐位置及坐标 井筒确定在86-6钻孔附近； ①主井井口坐标为： X=6495150 Y=5385180 Z=650 ②副井井口坐标为： X=6495100 Y=5385050 Z=650 3.3.3 水平数目及高度 本井田采用两个水平开拓,拟定第一水平为断层F20以上标高+200,第二水平拟定标高为+50m。 3.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置 大巷数目：一个水平布置一条集中运输大巷、一条回风大巷。 将运输大巷布置在最下部煤层底板不受采动影响的坚硬岩层中。 将集中回风大巷设在最下部煤层中，使其高于集中运输大巷约一个煤仓的高度。大巷与石门服务年限较长，运输能力大，所以大巷和石门的断面和支护设计基本相同，断面尺寸详见图3-5。 3.3.5 井底车场形式的选择 1.立井井底车场的基本类型： (1)环形式：立式、斜式、卧式； (2)折返式：梭式、尽头式； 图3-5 大巷断面图 立井井底车场的基本类型详见表3-4。 表3-4 立井井底车场的基本类型表 类型 结构特点 适用条件 环 形 式 立 式 1、存车线和回车线与主要运输大巷垂直 2、主、副井距主要运输大巷较远，有足够长度的布置存车线 1、0.9～1.5Mt/a的矿井 2、刀形车场适于0.6Mt /a的矿井，增加回车线，能力可提高到0.9～1.2Mt/a 斜 式 1、存车线与主要运输大巷分段 2、主要运输大巷可局部作回车线 1、适于0.6～0.9Mt/a的矿井 2、地面出车方向受限制时应用 卧 式 1、存车线与主要运输线平行 2、主、副井距主要运输大巷较近 适于0.6～0.9Mt/a的矿井 折 返 式 梭 式 利用主要运输大巷作井，井空重线、调车线和回车线 适于0.45Mt/a的矿井，利用大型底卸式矿车可用于大型矿井 尽头式 利用石门作主井空、重车线 适于0.45Mt/a的矿井，利用大型底卸式矿车可用于大型矿井 综上所述，本设计没有总石门，井筒两翼都有煤炭运输，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尽头式车场。 3.3.6 煤层群的联系 本设计井田煤层群开采时的联系方式是联合布置，即15#、18#、34#煤层组成一个统一的采准系统，准备巷道为三个煤层共用，大巷采用集中布置方式。煤层倾角一般为11。 3.3.7 带区划分 本设计井田以井田境界内的断层F20为界，将整个井田划分为12个带区，带区划分详见图3-6。 图3-6 带区划分示意图 3.4 井筒布置及施工 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐维护 本设计井田采用立井开拓方式，井筒穿过的岩石大部分为粉砂岩，有少部分的细砂岩和泥岩，详见综合柱状图。对本设计矿井井硐支护形式采用混凝土整体灌注式。其整体性好，强度较高；防水性能好；便于机械化，施工方便，劳动强度低。主副井井壁厚度均为500mm。 3.4.2 井硐布置及装备 主井作为提升煤炭兼少量入风所用，其直径为5.5m。副井为提升矸石、运料和人员兼主要入风所用，其直径为6.5m。主副井都采用料石砌碹支护和混凝土锚喷，其中主副井壁厚为500mm,其中主、副井壁充填混凝土厚度为50mm。详见主副井井筒断面图3-7和3-8。 图3-7 主井断面图 图3-8 副井断面图 主井井筒：井筒直径5.5m，净断面面积23.74m2，掘进断面面积28.26m2井筒深度655m。井筒内装备一对6t刚性罐道立井多绳箕斗，采用18018010mm方形空心型钢罐道，端面布置采用树脂锚杆固定拖架。 副井井筒：井筒直径6.5m，净断面面积33.2m2，掘进断面积38.47m2。井筒深度630m，井筒装备两对1t固定式矿车600mm轨距，双层四车刚性立井多绳罐笼，担负矿井辅助提升任务，兼作进风井筒。 采用18018010mm方型空心型钢罐道，端面采用树脂锚杆固定拖架。罐道和井粱，罐道导向层间距均按6.0m设计。井筒内设有钢玻璃钢复合材料梯子间，作为矿井安全出口和井筒检修之用。 3.4.3 井筒延伸的初步意见 井筒延伸方案为直接延伸原有主副井，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。 3.5 井底车场及硐室 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 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0.6Mt/a，年工作日330d，实行三八工作制，每日净提升16h； (2)矿井采用双立井开拓方式，两个开采水平，集中大巷布置。 (3)主要运输大巷采用3t底卸式矿车运输，每列车由14辆矿车组成，10t架线式电机车牵引。辅助运输和掘进煤采用1t固定式矿车，矸石列车由34辆1t矿车组成。一台10t架线式电机车牵引。 (4)本设计矿井属于低瓦斯、低等涌水量矿井； 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3.0t底卸式矿车环形尽头式井底车场。 3.5.2 井底车场的布置 存储线路 行车线路布置长度 1．存车线长度的确定 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)中小型矿井的主井空、重车线长度各为1.0～1.5列车长； (2)副井空、重车线长度，中小型矿井按0.5～1.0列车长； (3)材料车线长度，中小型矿井应能容纳5～10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； 2.存车线长度的计算 ①主井空、重车线，副井进、出车线： L=mnLk+NLj+Lf 式中 L——主井空、重车线，副井进、出车线有效长度，m； M——列车数目，列； n——每列车的矿车数，按列车组成计算确定； Lk——每辆矿车带缓冲器的长度，m； N——机车数, Lj——每台机车的长度 Lf——附加长度，取10m。 经过计算，得主井L=1.014（3.45+0.2）+14.5+10=81.1 m， 副井L=1.034（2.0 +0.2）+14.5+10=119.8 m。 ②材料车线有效长度 L=ncLc+nsLs 式中 L——线有效长度，m； nc——材料车数，辆； Lc——每辆材料车带缓冲器的长度，m； ns——设备车数，辆； Ls——每辆设备车带缓冲器的长度，m； L=152.2=33 m； 根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长40m。 3．线路道岔的计算 道岔型号详见表3-5。 表3-5 道岔型号表 序号 道岔型号 名称 辙叉角α 主要尺寸（mm） a b L 1 ZDK630/6/25 单开 926′06" 2300 2852 5115 2 ZDC630/3/15 对称 1826′06" 2560 5375 1253 3 ZDC630/5/25 垂直 1125′16" 3258 4142 26015 ①单开道岔非平行线路联接: ZDK630/6/25 其辙叉角α=926′06" δ=90˚ a=2 300mm b=2 852mm R=25 000mm 可得，m、n、H、T、K。 β=δ-α=8033′54" δ=45˚ β=δ-α=3533′54" T=8 018mm m=5 156+（2 852+2 118）sinβ/sinδ=11 242mm M=25 130 H=M-Rcosδ=7 455mm n=H/sinα=10 545mm ②单开道岔平行线路联接: ZDK630/6/25 α=926′06" a=2 300mm b=2 852mm R=25 000mm S=2 000 mm B=12 035mm m=12 200mm T=2 063 mm n=m-T=10 137mm ③垂直三角道岔线路联接: ZDC630/5/25 α=1125′16" a=3 258mm b=4 142mm R=25 000mm α1=1855′30" β=6906′59" a1=2 064mm b1=2 736mm b1’=2 774mm T=17 291mm m=27 483mm M=25 325mm 3.5.3 通过能力计算 1、井底车场线路布置图和调度表见图3-9和3-10。 图3-9 井底车场线路布置图 图3-10 循环调度图表 2.通过能力计算 矿井日产原煤1 818t，日产掘进煤为1 8180.06=109t，3t底卸式矿车日运煤量为1 8180.94=1 709t。3t底卸箱式矿车列车数为1 709/（314）=41列。每日运矸石量为1 8180.2=364t，1t固定式矿车列车数为364/（234）=5列。每日进入井底车场的3t底卸式矿车数与1t固定式混合列车数之比为41/5=8:1每一调度循环时间为54min，列车进入井底车场平均间隔时间为54/9=6min，列车在井底车场平均运行时间为6.0min，3t底卸式矿车在井底车场平均运行时间为6.1min，1t固定式列车平均运行进间为6min。 N=TaQ/1.15T 式中 N——井底车场年通过能力，t; Ta——每年运输工作时间等于矿井设计年工作日数与日生产时间的乘积，min; Q——每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤重，t； T——每一调度循环时间,min； 1.15——运输不均衡系数； 按公式计算： N=TaQ/1.15T =25.2Q/1.15T =25.2(3301660)/(1.1554) =124.74Mt/a 通过能力富余系数为124.74/60=2.1>1.1。满足设计规范要求。 3.5.4 井底车场主要硐室 1.主井系统硐室 主井设有3.0t底卸式矿车卸载站硐室1t矿车翻车机硐室、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。 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）、中央水泵房、水仓及清理水仓硐室、中央变电所及等候室等。 3.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、柴油机硐室、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。 3.6 开采顺序 3.6.1 沿煤层走向的开采顺序 根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，采用井田一翼开采，另一翼掘进。在工业广场煤柱边布置首采工作面，向双翼由近及远跳采，这样采掘干扰小，大巷断面小，风量分配平衡有利于矿井通风、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，采用倾斜开采井筒边上的第一煤层，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。 3.6.2 沿煤层倾斜方向的开采顺序 本矿属于缓倾斜煤层，考虑到本设计井田内共有3个可采煤层，即15#、18#、34#煤层。其中15#煤层位于最上部，34#煤层位于最下部，3层煤层分为一组，布置集中运输巷道，根据其采动影响关系，采用下行开采顺序。一水平实行上下山，同一层煤先采上山，上山采用俯斜开采，再采下山，实行仰斜开采。 3.6.3 带采区接续计划 将该井田划分为12个带区，详见带区分布示意图。详见表3-11。 3.6.4 “三量”的控制 1、矿井开拓煤量的确定 矿井开拓煤量可用下式计算： ＺK=(Ｚm－Ｚs－Pk)C 式中 ＺK——开拓煤量，Mt Ｚm——计算范围内的地质储量，Mt Ｚs——地质损失，是因为地质及水文地质条件不利所造成的损失，包括含水大、煤层厚度小、断层多等原因不能采出的储量，Mt。 C——采区回采率，80％ 所以，ＺK=（65.4-18.5）0.8=3.752Mt 表3-11 带区接续表 2、准备煤量 准备煤量＝（采区走向长度采区斜长煤层平均厚度煤层容重－地质损失－呆滞煤量）采区回采率 所以，Zc=(38010001.901.4-18.5)0.8=0.8258Mt 3、回采煤量 回采煤量可用下式计算： Ｚn＝∑ＺndCn 式中 Ｚn ——回采煤量 ∑Ｚnd——已为采煤巷道所固定的可采储量 Cn ——工作面回采率 所以，Ｚn =1.08Mt. (1)开拓煤量可采期(a)=期末开拓煤量(Mt)/年设计生产能力(Mt/a)=1.8/0.6=3 (2)准备煤量可采期(月)=期末准备煤量(Mt)/平均月计划产量(Mt/月) =1.35/5.5=24.5月 (3)回采煤量可采期（月）=期末回采量（Mt）平均月计划回采产量（Mt/月） =0.39/0.055=7月 经过以上计算可“三量”及可采期满足设计规范要求，可以移交生产。 第4章 带区巷道布置与带区生产系统 4.1 带区概况 4.1.1 设计带区的位置 边界 范围 带区煤柱 本设计带区为北一带区，位于井田中部。西部以断层为界，东部以露头线为界。浅部以+650标高为界，深部以+300标高为界。走向长380m，倾斜长2500m左右。本带区采用倾斜长壁联合开采，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40m保护煤柱. 4.1.2 带区地质和煤质情况 本区煤层倾角平缓，平均11左右，走向变化不大，带区内无断层. 4.1.3 带区生产能力 储量及服务年限 带区煤层全部可采，本带区工业储量为6.3Mt,可采储量为4.6Mt，本带区设计生产能力为0.6Mt/a，则本带区服务年限为5.5a。 4.2 带区巷道布置 4.2.1 带区划分 将本带区划分为12个条带，3层煤联合开采。 该采区设计一个工作面达产，确定工作面长度的公式如下： A0=LlMγc 式中 A0——工作面年生产能力，t； l—— 工作面年推进度，m； L—— 工作面长度，m； M—— 煤层厚度，1.9m； γ—— 煤的视密度，t/m3；取1.4 c—— 回采率，取0.93～0.97；取0.95 即： L＝190m 上式计算得到的L值，还应通过下述公式确定的工作面L’来校核，若L≤L’则L合理。 L’=（60VBCｆM）／（QbSnP∮） 式中 V ——工作面内允许的最大风速，取4m/s； B ——工作面最小控顶距，4.5m； Cｆ——风速收缩系数0.9～0.95； M ——工作面采高，1.9m； Qb ——昼夜产煤一吨所需风量，1.1m3/t； Sn ——循环进度，即机采面采煤截深，0.6m； P ——煤层生产率，即单位面积上出煤量，P=MγC，t/㎡； ∮ ——昼夜循环数,即每日割煤刀数。 L’＝194m，可见L＝190m＜L’＝194m，工作面长度合理。 4.2.2 带区斜巷布置 采用两条斜巷,带区运输入风斜巷和带区运料回风斜巷。其倾角、层位相同、各自的下部车场工程量相同。带区斜巷倾角均取最佳角度24。带区运输入风斜巷和带区运料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。 4.2.3 带区下部车场布置 带区下部车场基本形式如图4-1。 图4-1 带区下部车场基本形式图 带区下部车场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。 运输大巷位于煤层底板岩石内，大巷中心处轨道面水平至煤层底版垂直距离30m左右,上山与大巷交角90。 大巷、斜巷均采用600mm轨距。斜巷用齿轨车KZP-8/600型号,大巷用10t架线式电机车牵引，运煤列车由14个3t底卸式矿车组成，矸石列车由34个1t固定式矿车组成。设计步骤如下： (1)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，布置图如图4-1所示：(非注明，以下长度单位均为mm） 大巷轨道中心线距1600mm，渡线道岔ZDX630/6/2516，α=927′44″，a=4972，b=5128。 则渡线道岔联接长度为: LX=2a+S/tanα=4972+1600/ tanα=19546 LH=143650+5000=56100 调度绞车调车时大巷装车式线路布置图4-2。 图4-2 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 L=2LH+3LX+L1=256100+319546+5500=156792 (2)带区车场设计 带区下部车场底板绕道剖面图及线路布置图详见图4-3和图4-4。 反倾斜上山 图4-3 下部车场底板绕道剖面图 图4-4 下部车场的线路布置图 (2)绕道线路计算： Y=hcotβ0 L=Y+TD+d1+R1 计算得： Y=30cot24=66m； L=66+5+35+15=121m； 式中 h ——大巷通过线轨面至轨面之间的距离，即煤仓高度30m； β0——运输入风斜巷倾角，取24； TD 选择轴流式风机，型号为ZTD56-8-NO20详见表7-7。 表7-7 通风机型号表 风量M3/S 55～95 配套电机 静压PA 700～2000 型号 YBF315L2-8 转速r3/min 740 功率 KW 2110 外形尺寸 570025002750 电压V