新井为大雁矿区四矿1.2MTA的新井设计.doc

i 摘 要 本设计新井为大雁矿区四矿 1.2mt/a 的新井设计，共有 4 层设计可采煤层， 平均总厚度为 8m。设计井田的可采储量为 95.76mt，服务年限为 57a。划分二 个水平开采。井田平均走向长 3.26km，平均倾斜长 5.0km，煤层平均倾角 6.7，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 8 个带区， 其中首带区为二个，达产工作面一个。本设计带区为东一带区，大巷装车式下 部车场，综合机械化采煤。年工作日为 330d，采用“四、六”式工作制，工 作面长为 200m，每刀进度为 0.8m，每日割九刀。 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，缺乏一定的现场经验。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。 关键词关键词 可采储量 采煤工艺 倾斜开采 联合开采 联合开拓 ii abstract the task of this design is to construct a 1.2million tons new shaft for dayan of the four administration.this mine has four minable coal seam,and its average thickness is 8 meters.designed field of minable capacity is95.76lion tons. it can adapt for 57ars, and is divided into one levels. average alignment in farmland in well lengthways 3.26km average slant lengthways 5.0km average rake angle in coal seam 6.7, 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 8 adopt the synthesis mechanization mining coal and one worked faces. this worked face is east worked face, words 330 days every year. adapt “four-six” work situation, work face is 200ters length of circle is 0.8meters, and times is nine one day. because the well farmland slant length is bigger, and incline the coal seam for the , and coal seam geology conditionetc. 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 unites to mine unites to expand iii iv 目录 摘 要i abstractii 第 1 章 井田概况及矿井地质特征 .1 1.1 井田概况.1 1.1.1 交通位置 .1 1.1.2 地形与河流 .1 1.1.3 气象 .1 1.2 地质特征.2 1.2.1 矿区范围内的地层情况 .2 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 .4 1.2.4 岩石性质及厚度特征 .5 1.2.5 井田内的水文地质情况 .6 1.2.6 沼气及煤尘及煤的自燃性 .7 1.2.7 煤质及牌号及用途 .8 第 2 章 井田境界及储量 .9 2.1 井田境界 .9 2.1.1 井田周边情况 .9 2.1.2 井田境界确定的依据 .9 2.1.3 井田未来发展情况 .9 2.2 井田储量 .9 2.2.1 井田储量的计算 .9 2.2.2 保安煤柱 .10 2.2.3 储量计算的评价 .11 2.32.3 矿井工作制度矿井工作制度 生产能力生产能力 服务年限服务年限 .11 第 3 章 井田开拓 .12 3.1 概 述.12 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 .12 v 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 .12 3.2 矿井开拓方案的选择 12 3.2.1 井硐形式和井口位置 .12 3.2.2 开采水平数目和标高 .14 3.2.3 开拓巷道的布置 .15 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 水平数目及标高 .17 3.3.4 石门及大巷数目及布置 .17 3.3.5 井底车场的形式选择 .17 3.3.6 煤层群的联系 .17 3.3.7 带区划分 .19 3.4 井硐布置和施工 19 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护 .19 3.4.2 井筒布置及装备 .21 3.4.3 井硐延伸的初步意见 .21 3.5 井底车场及硐室 23 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 .23 3.5.2 井底车场的布置 .24 3.5.3 井底车场通过能力计算 .25 3.5.4 井底车场主要硐室 .26 3.6 开采顺序 .29 3.6.1 沿井田走向的开采顺序 .29 3.6.2 沿井田倾向的开采顺序 .29 3.6.3 带区接续计划 .29 3.6.4 三量控制情况 .30 第 4 章 带区巷道布置及带区生产系统 .33 4.1 带区概述.33 4.1.1 设计带区的位置及带区煤柱 .33 4.1.2 带区地质及煤层情况 .33 4.1.3 带区生产能力储量及服务年限 .33 vi 4.2 带区巷道布置 34 4.2.1 区段划分 .34 4.2.2 带区斜巷布置 .34 4.2.3 带区车场布置 .35 4.2.4 带区煤仓形式容量及支护 .37 4.2.5 带区硐室简介 .38 4.2.6 带区工作面接续 .39 4.3 带区准备.40 4.3.1 带区巷道准备顺序 .40 4.3.2 主要巷道断面示意图及支护方式 .40 第 5 章 采煤方法 .41 5.1 采煤方法的选择.41 5.1.1 采煤方法的选择 .41 5.2 回采工艺.41 5.2.1 回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 .41 5.2.2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式 .43 第 6 章 井下运输和矿井提升 .45 6.1 矿井井下运输 .45 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 .45 6.1.2 矿车的选型及数量 .45 6.1.3 带区运输设备的选择 .50 6.2 矿井提升系统 51 6.2.1 矿井提升设备的选择与计算 .51 第 7 章 矿井通风系统的确定 .53 7.1 矿井通风系统的确定 53 7.1.1 概述 .53 7.1.2 通风系统确定的因素 .53 7.2 风量计算与风量分配 53 7.2.1 风量计算 .53 7.2.2 风量分配 .57 vii 7.2.3 风速计算 .57 7.2.4 风量的调节方法和措施 .59 7.3 矿井通风阻力的计算 59 7.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通阻力 .59 7.3.2 矿井等积孔的计算 .60 7.4 通风设备的选择 61 7.4.1 主扇的选择计算 .61 7.4.2 电动机的选择 .62 7.4.3 反风措施 .62 7.5 矿井安全技术措施 62 第 8 章 矿井排水 .64 8.1 概述 64 8.1.1 矿井水来源及涌水量 .64 8.2 矿井主要排水设备 .64 8.2.1 排水方式和排水系统简介 .64 8.2.2 主排水设备及管路选择计算 .65 第 9 章 技术经济指标 .69 致 谢 辞 .72 参考文献 .73 附录 1 74 附录 2 78 1 第 1 章 井田概况及矿井地质特征 1.11.1 井田概况井田概况 1.1.1 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，向西至海拉尔区 64km。 向西经海拉尔市可到我国边陲重镇满洲里市。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。 1.1.2 地形与河流 大雁矿区位于大兴安岭西北坡，地势为四周高中部低，呈盆地状，海拨 标高在+640+700m 之间，地表植被以草本植物为主，有部分森林，矿区北部 及南部有小溪和沼泽。大雁四矿井田内地形比较简单，其地势为东南高而西北 低，海拨标高在+653+716m 之间，一般在+650m 左右。 海拉尔河为本地区的主要区域性河流，总体流向为由北东流向南西，河 床宽为 58130m，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，对矿井开发无影响。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，该河冬季干涸，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。 1.1.3 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 345.2mm，年平 均蒸发量为 1314.7mm，年平均气温为-3.1,最低气温为-46.7，最高气温 2 为+36.5 ，年平均风速为 2.9m/s，最大风速为 23 m/s，风向多为西北，降 雪期为每年 9 月到翌年的 5 月中旬，结冻期为每年 10 月至翌年 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（g）为 0.05，对照地震裂度为 6 度。 1.21.2 地质特征地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 大雁煤田位于新华夏系第三隆起带（大兴安岭隆起带）的西坡，第三沉降 带的东缘，在海拉尔盆地的五九南屯凹陷中段，大雁煤田为一向斜构造，即 大雁扎尼河向斜。向斜轴的方向为 n4080e，倾向北西，倾角 1530。向斜的浅部比较陡，一般倾角在 1520，中部略缓，深部 平缓，呈一向北西倾斜而为断裂所破坏的单斜构造。 区内出露地层主要为古生界泥盆系上统大民山组（d2d）的蚀变安山岩、 酸性熔岩、薄层凝灰岩、凝灰质砂砾岩；中生界白垩系下统龙江组（k1l）的 下部中酸性熔岩段、上部凝灰碎屑岩段，梅勒图组（k1m）的酸性熔岩和碎屑 岩、大磨拐河组（k1d）的凝灰碎屑岩、泥岩、砂岩、煤层及伊敏组（k1y）的 泥岩、粉砂岩及煤层；新生界第四系（qh）的松散沉积物。 本区域地层时代、厚度、岩性及化石属种等情况，详见“表 1-1 区域地层一 览表” 。 3 表 1-1 区域地层一览表 区域内构造以断裂为主，地层基本是单斜状产出。断裂方向以近东西向的 走向断裂及南北向断裂为主。大雁煤田内无岩浆侵入。 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 qh6-57 上部为黑色腐植土和黄色风成砂，下部 为粘土，亚粘和砂砾。 伊 敏 组 k1ym 33-250 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 k1d20-220 为主要含煤组，含4 个煤层，编号为： 27、 31、 32、 36 煤层。 梅勒 图组 k1m50-370 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。 中 生 界 白 垩 系 下 统 龙 江 组 k1lj 50-120 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。 4 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 1.断裂构造 大雁煤田内断层大部分是向南倾斜，与煤系地层倾向相反，造成含煤地 层在平面上重复出现，沿倾斜方向呈阶梯状抬起。四矿主要断层情况详见 “表 1-2 主要断裂构造”表。 表 1-2 主要断裂构造 2.褶曲构造 本区褶曲构造简单，通过生产实见，仅在 2526 勘探线之间赋存一背斜 褶曲，其曲扭方向为 n40w，翼角为 7，其附近煤岩层节理较发育。从总体 上看，断层较为发育，本区构造条件属于中等，断层性质均为张扭性正断层， 有逢断必正的规律。 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 本井田开采的煤层主要位于白垩系下统大磨柺河含煤组，本组共有中厚煤 层 4 层，为了便于区别，现将各煤层厚度、结构、容重和顶底板情况分层详见 下表“表 1-3 可采煤层特征表” 顺序 名 称 性 质 断层面 走向 断层面 倾向 倾角（ o） 落差 （m） 水平断 距(m) 1f5 正 nese 304820621242 2f6 正 ews 3545155007 3f7 正 snew 10202580736 5 表 1-3 可采煤层特征表 煤层厚度 （m） 围岩 最小最大 序 号 煤 层 名 称 平均 层 间 距 （m ） 倾 角 （ ） 顶板底板 煤的 牌号 硬 度 （ ） 容重 （t/ m3） 煤层 构造 及稳 定性 1.82.2 117 2.0 7 中砂岩 粉砂 岩 褐煤 2.51.3 稳定 1.72.3 9.5- 20 219 2.1 6 中粗砂 岩 细砂 岩 褐煤 2.51.3 较稳 定 2.02.4 9.1- 16 326 2.2 6 细砂岩 粉砂岩 细砂 岩 褐煤 2.51.4 较稳 定 1.62.4 431 1.8 8.5- 257 中粗砂 岩 细砂 岩 褐煤 2.51.2 稳定 1.2.4 岩石性质及厚度特征 矿区内煤层顶、底板均为泥岩或粉砂岩，胶结较差，遇水膨胀,有底鼓的 倾向，易产生冒顶，矿山开采时要留设一定厚度的煤皮假顶及底煤，同时需加 强支护，并留有足够的保安煤柱，切实做好顶、底板管理工作。 本区煤层围岩较硬,硬度在 23 之间。各煤层顶、底板依据勘探资料及井 下生产实见做如下叙述： 区内煤层顶底板岩石约有 85%以上为泥岩、砂质泥岩、泥质砂岩、粉砂岩 及细砂岩组成，15%以下为粗砂岩及含砾砂岩组成。据肉眼鉴定，这几种岩性 均由泥质或凝灰质胶结，松散破碎。由于煤层较软、抗压强度低，极不利于巷 道及采面支护，容易使巷道变形和支护困难。岩石性质见“表 1-4 岩石主要 物理力学性质指标表” 。 表 1-4 岩石主要物理力学性质指标表 6 1.2.5 井田内的水文地质情况 大雁煤田位于大兴安山脉西北麓，属于海拉尔盆地的一部分，煤田的南北 两侧由火成岩组成，地表标高一般在+650m 左右，由于是后期剥蚀（侵蚀）构 造的影响构成了现代低山丘陵地形，大雁煤田内没有主要河流通过，四矿井 田位于大雁煤田的东南部，胜利河由东南向西北流经四矿井田的西南部后汇入 海拉尔河。 本区含水层以煤系风化裂隙带含承压水为主，风化带以下为煤系风化裂隙 含水层为辅。本区第四系地层基本无水，但却是大气降水及火山岩裂隙水渗入 补给煤系地层含水层的良好通道。 1.地表水与地下水的关系 本区含水层以煤系风化裂隙带含水层为主，风化带以下煤系孔隙含水层为 辅。本区第四系基本不含水（仅在井田西部砂砾层含水） ，但却是大气降水渗 入煤系地层含水层的良好通道。 地下水有较完整的循环系统,即:补给、径流、排泄过程天然状态下，地下 水总的径流方向是由东南向西北，也就是由东南补给，排泄于西北方向，井田 内地下水的水质类型为 hco3-ca 水，矿化度为 355412mm/l3。 2.矿区内含水层及隔水层 本区的含水层可分为如下四类：第四系孔隙含水层、煤系风化裂隙带含水 名称 容重 102 kg/cm3 孔隙度压强度 102 kg/cm3 抗拉强度 102 kg/cm3 变形模 量 102kg/c m3 弹性 模量 kg/c m3 砂岩2.0- 2.65- 252- 200.5-0.40.5- 81- 10 砾岩2.3- 2.65- 151- 150.2-1.50.8- 82- 8 泥炭岩2.7- 2.851.6-5.212.830.6-2.02- 75- 10 灰岩2.2-2.75- 205- 200.5-2.01- 85- 10 页岩2.0-2.416-301- 100.2-1.01- 3.52- 8 石英长石2.65-2.70.12-0.515- 354.0-3.06- 206- 20 7 层、煤系内孔隙含水层及煤层裂隙含水层。 3.矿区水文 地质特点 （1） 、本矿区地下水埋藏较浅，主要以煤层裂隙水为主。 （2） 、煤层中裂隙发育，导水性强。 （3） 、第四系地层有较厚的粘土分布，对大气降水的补给起到一定隔水作 用。 （4） 、本矿区地势较高，第四系地层水量不大，且补给条件较差，易于疏 干。 4.综合各项因素评价 四矿水文地质类型为:中等。 1.2.6 沼气及煤尘及煤的自燃性 1.瓦斯 矿井瓦斯含量及煤尘爆炸指数较低，煤的自然发火期为 36 个月，瓦斯 涌出量非常小。随着深度增加，瓦斯涌出量逐渐增加，不同煤层瓦斯含量也有 不同。主要可采煤层 ch4平均含量为 0.15m3/t，可燃质、co2各煤层平均含量 为 0.5m3/t，可燃质各主要可采煤层瓦斯自然成分以 n2为主，co2次之，ch4最 少，本矿瓦斯相对涌出量为 3.2m3/t，属于低瓦斯矿井。 2.煤尘 根据煤尘爆炸性试验指标，煤尘爆炸指数 1523%之间，该矿开采的煤层 属于不易发生爆炸危险的煤层。 3.煤的自燃 本区煤样的燃点试验结果为原样燃点为 253，还原样燃点为 265，氧 化样燃点 256，说明煤的燃点比较低。本区煤种为褐煤，煤化程度低、燃点 比较低，极易风化成粉末和碎块，煤层含水分又较高，煤炭采出后堆积在一起， 因湿度较大，煤堆很容易发热，当温度达到临界值时，就会发生煤的自燃。井 下煤层裸露点封闭或通风不及时，也会发生煤层的自燃现象。本区煤层自燃发 火期为 36 个月。矿井总体为级自然发火矿井。 4.地温特征 本区恒温深度 1626m，温度 6,从地温测量成果计算分析，本区平均地 温梯度为 2.7/100m,平均地热增温率为 38.2m/1，地温梯度小于 3。本 区基本属于地温正常区。但随着开采深度的增加，地温将有所升高,给生产安 全带来负面影响。 8 5.地压特征 根据地压观测资料，煤岩层在断层附近特别破碎，特别是在大断层附近表 现的尤为明显。随着开采深度的增加，地压增大。 1.2.7 煤质及牌号及用途 1.煤的物理性质及特征 本区所有煤层其物理性质共性明显，差异不大，一般多为黑褐-黑色，条 痕浅褐色-褐色，具有沥青光泽，多属暗淡（或半暗淡）型煤。结构单一或呈 条带状，常见条带状结构或木质结构，具层状或块状构造，断口平坦，个别呈 参差状断口，外生裂隙发育。硬度在 13 之间（摩氏硬度） ，具较强韧性，煤 的比重 1.151.84 之间，平均 1.481.66；煤的容重在 1.061.57 之间， 平均 1.201.43。 根据本区各煤层进行磨片镜下鉴定结果表明，本区煤岩组分以凝胶化物质 为主，其次是丝质炭化物质，以及含量不高的稳定组分和矿物杂质。矿物以泥 质和浸染状粘土为主，石英颗粒次之。 2.煤的化学性质和工艺性能 本区各煤层的化学性质比较稳定，根据 4 个计量煤层的煤芯煤样化验结果， 其煤质指标如下： 水分（wt）：2.69% 20.08%，平均 9.57%； 灰分(ad)：7.13% 49.26%，平均 18.17%； 挥发分（vdaf）39.06% 53.75%，平均 45.30%，属高挥发分。 粘结性：属弱粘结性。 本区煤种牌号单一，区内各煤层其坩埚粘结性几乎都是 1，煤化程度低， 均属褐煤，其中 27、32 号煤层属低灰分煤，31 号煤层属于高灰分外，36 号煤 层属于中灰分煤。从平面上看，本区内煤层的主要煤质指标灰分产率（ad）值 随深度变化不大，挥发分产率（vdaf）值随着深度加大而降低的趋势。 本区煤的发热量（qnet.d ）平均为 19.91mc/kg，灰分（ad）平均为 18.17%，硫（st.d）平均为 0.56%，灰熔点（st）为 1380，属中灰，特低硫， 高熔点煤。 3.煤质及工业用途 本区煤种为褐煤，煤的灰分产率较高，干燥基发热量较低，全硫含量为低 硫煤，本区煤可供发电、锅炉用煤和民用生活燃料用煤。 9 第 2 章 井田境界及储量 2.1 井田境界 2.1.1 井田周边情况 井田北部以煤层露头标高线为界，南（深部）以 f6断层为界，西以正 f5 断层为界；东以正 f7断层为界，井田境界内无三下一上开采。 2.1.2 井田境界确定的依据 （1）井田范围、储量要与矿井生产能力相适应。 （2）井田要有合理的尺寸以保证各个开采水平有足够的储量和服务年限。 （3）充分利用自然等条件确定井田境界。 （4）井田要有合理的开采范围，便于矿井的发展。 2.1.3 井田未来发展情况 井田范围内煤层由大雁四矿进行开采，由于技术和经济原因对于井田深部 的勘探数据很少，随着科技的进步在技术上对井田深部进行精确探查，可能发 现新的可采煤层。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量的计算 1.矿井初步设计应计算以下储量 根据区域地质报告和井田地质精查报告计算井田地质储量（能利用储量和 10 暂不能利用储量） 、矿井工业储量（精查中的“a、b、c”三级储量） 、矿井设 计储量和矿井设计可采储量等。 2.井田工业储量应按储量块段法进行计算 zc =shr/cos 式中 zc井田工业储量，mt； s块段面积，km2； h块段总厚度，m； r煤的容重，t/m3； 为煤层平均倾角，。 zc=16.3(2.0+1.8+2.1+1.9)1.35/ cos6.7 =143.44mt 3.矿井可采储量的计算 z=(zc-p) c 式中 z可采储量，mt zc工业储量，mt p永久煤柱损失，mt c带区回采率,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；地方小煤矿不低于 0.7。 计算得：z=（143.44-23.74）0.8=95.76mt 2.2.2 保安煤柱 1.工业场地及主要井巷保护煤柱留设 （1）工业场地保护煤柱留设，应在确定地面受保护面积后，用移动角圈 定煤柱范围。工业场地地面受保护面积应包括受保护对象及围护带，围护带宽 度为 15m。 （2）本矿井采用斜巷连接带区与条带，在斜巷外留设 30m 保安煤柱。带 区之间留设 5m 煤柱。 2.断层带及井田境界煤柱的留设 11 井田范围三面以断层为界一面以煤层露头为界，为开采安全确定断层与煤 层露头均留设 50m 的煤柱进行保护。在井田范围内有一小断层，在其周围留设 30m 的保安煤柱。 2.2.3 储量计算的评价 储量完全按照规定计算，结果正确。但是由勘察数据做的地质分析与实际 地质情况存在着一定的出入，所以储量在数值上与实际存在着误差。 2.32.3 矿井工作制度矿井工作制度 生产能力生产能力 服务年限服务年限 本矿井采用“四、六”工作制，即三班采、掘工作，一班进行检修；每天 矿井净提升时间为 16h；年工作日为 330d。 本矿井已查明的工业储量为 143.44mt,估算本井田内工业广场煤柱，境界 煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的 16%，各可采层均为中厚煤层，按矿井设 计规范要求确定本矿的带区采出率为 80%，由此计算确定本井田的可采储量为 95.76mt。 根据井田地质精查报告的资料描述，初步决定采用大型矿井设计。并设计 确定三个方案，即矿井生产能力为 0.9mt/a， 1.2mt/a 和 1.5mt/a 三个方案， 分析如下： p=z/ak 式中 p为矿井设计服务年限，a； z井田的可采储量,mt； a为矿井生产能力,mt/a； k为矿井储量备用系数，一般取 1.4； 计算得：p1=76a ； p2=57a； p3=45.6a； 经与规程和采矿设计手册相核对，确定 57a 为比较合理的服务年 限，即本矿井的生产能力为 1.2mt/a。 12 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 井田内生产矿井为大雁四矿，与其相邻为大雁一矿，一矿开拓方式为双立 井综合开拓。 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 （1）工业场地宜选择在相对比较开阔的地界上。 （2）开采水平的数目及其服务年限。 （3）井田范围内的地形、地质、水文和煤层赋存条件。 （4）矿井开拓延深、深部开拓及技术改造。 3.2 矿井开拓方案的选择 3.2.1 井硐形式和井口位置 对以上影响因素要综合研究，通过系统优化设计和多方案技术经济比较确 定。 1.双斜井开拓 斜井与立井相比有如下优点： （1）矿井提升不需大型设备，与同类井型立井相比设备投资少，井筒掘 进技术和施工设备比较简单。 （2）胶带输送机提升增产潜力大，改扩建比较方便，容易实现多水平生 产。 13 适用条件 ：煤层赋存较浅，垂深在 200m 以内，煤层赋存深度为 0600m，含水砂层厚度小于 2040m，表土层不厚，水文地质情况简单的煤 层。井筒不需要特殊方法施工的缓倾斜及倾斜煤层。 技术评价：本矿井一水平设在+415m 水平标高，煤层倾角小，斜井开拓沿 煤层布置井巷长，缩短井巷长度加大井巷的倾角则需要留设保安煤柱；在矿井 进行多水平开采时，对于井筒延深需过断层，增加投资。 2.双立井开拓 优点： （1）生产系统比较简单，机械化程度高，易于自动控制。 （2）立井的井筒短，运输环节少，提升速度快。 （3）井筒为圆形断面结构合理，维护费用低，通风条件好，管线短。 （4）对于倾斜长度大的井田，能较合理的兼顾浅部和深部的开采。 适用条件：煤层赋存深度 2001000m，含水砂层厚度 2040m,立井开拓 的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件限制。技术 上也比较可靠。当地质条件不利于平硐或斜井开拓时均采用立井开拓方式。 技术评价：根据本井田的地表情况，地质构造，煤层赋存等因素，本井田 煤层赋存最深+0m 标高，满足采用双立井开拓，故此方案在技术上也可行。 3.综合开拓（主井立井，副井斜井） 本设计开拓形式是考虑了井筒的不同位置。见表 3-1 开拓方案经济比较 表。 表 3-1 开拓方案经济比较表 项目名称方案一（万元）方案二（万元）方案三（万元） 主井 942354610-4=334240984610-4=236240984610-4=236 副井 940312510-4=294235984610-4=231940312510-4=294 井 筒 风井 940176510-4=166240298310-4=72240298310-4=72 提升费用 258.3+245.5=503.8362.5+138.6=501.1362.5+245.5=608.1 14 折旧费用 22.4+22.4=44.848.7+38.8=87.548.7+22.4=70.1 投资费用 157+119=276285.0+96.5=381.5285.0+119=404 总计 1618.61509.11684.2 井筒位置的选择是开拓方式很重要的环节，除考虑地形地势等自然因素外， 还要兼顾井田浅部和深部的开采。经比较确定在井田中央位置布置。 3.2.2 开采水平数目和标高 水平是运输大巷及井底车场所在的位置及所服务的开采范围，合理的水平 划分应该具有合理的阶段斜长和条带数目，要有利于带区的正常接续，在初期 投资上合理，保证开采水平有合理的服务年限及储量等。 根据以上原因及本井田的实际情况，现确定水平划分方案如下表 3-2 水平 划分方案比较表。 表 3-2 水平划分方案比较表 方案方案一方案二 水平数目32 水平标高+450m，+250m，+50m+415m，+150m， 方案分析 一水平服务年限为 18a，过短，所 以此方案不合理。 一水平服务年限为 36a，符合规定。 比较结果选择方案二比较合理 综合以上：本设计矿井为 2 个水平，一水平标高为+415m，二水平标高为 +150m。详见图 3-1 水平划分示意图。 总储量为zc=75.7856mt，设计生产能力为 1.20mt/a； 服务年限为t水平=z/ak=60.6/(1.21.4)=36a。 +415 +150 +0 图 3-1 水平划分示意图 15 3.2.3 开拓巷道的布置 根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为分煤组布置（称分组集中运 输大巷）和全煤组集中布置（称集中运输大巷） 采用集中运输大巷时，各煤 层（组）间用带区斜巷联系。当煤层倾角太大时，层间联系也可用溜井或斜巷。 各种方式的适用条件如下： （1）分组集中大巷适用条件 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； （2）集中运输大巷适用条件 适于煤层层数多，层间距不大的矿井；井田走向长度大，服务年限长；下 部煤层底板有坚硬岩层，容易维护；带区尺寸大，斜巷长度短。 比较详见图 3-2 开拓方案剖面示意图和表 3-3 开拓方案比较表和。 图 3-2 开拓方案剖面示意图 16 表 3-3 开拓方案比较表 方案方案一方案二 开拓巷 道布置 在各组煤层底板下布置岩石集中 运输巷 在所有煤层底板下布置岩石集中运输巷 方案分 析 对于本井田可采的 4 层煤间距都 小于 50m，施工量大，压煤多 17#、19#、26#、31#集中开采，工程量较 方案少，运煤效果好，压煤量少 分析结 果 本设计矿井采用方案二的开拓方案，在煤层下布置岩石集中运输巷 3.3 选定开拓方案的系统描述 3.3.1 井硐形式和数目 根据井田的地形地势、煤层赋存等条件及井筒形式的技术分析确定本矿井 采用双立井开拓方式，一主立井一副立井。 3.3.2 井硐位置及坐标 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： 1.地面条件 井筒应布置在地形开阔的地方根据地形与工程地质的条件以及地面煤炭的 外运等合理选择。 2.井下条件 根据井底车场的运输与装卸关系，及保安煤柱的留设合理选择。 考虑到上述的条件和本矿的具体条件，设计矿井井筒位置位于井田中央， 17 坐标分别为主井：（657217，7051916，655） ；副井： （657146，7051920，650） 。 3.3.3 水平数目及标高 本设计矿井为 2 个水平，一水平标高为+415m，二水平标高为+150m。 3.3.4 石门及大巷数目及布置 本设计矿井选择集中大巷运输方式，双轨布置；采用反倾斜斜巷布置，实 现分带与带区之间的联系，斜巷为带区的运输服务，运输能力要求大；大巷和 斜巷的断面设计和支护设计合理与否，直接影响煤矿生产的经济和安全，该设 计矿井大巷和斜巷断面的各项内容见图 3-3 大巷断面图和图 3-4 斜巷断面图。 3.3.5 井底车场的形式选择 井底车场设计是否合理，直接影响着矿井的安全和生产。由于井筒形式， 提升方式，大巷运输方式及大巷距井筒的水平距离等不同，井底车场的形式也 各异。本矿井根据实际情况采用环行尽头式井底车场。 3.3.6 煤层群的联系 本设计矿井井田范围内共有四层可采煤层， 17#，19#，26#，31#各煤层间 距均在 50m 以内，故各煤层联合开采，利用反倾斜斜巷联系分带与带区的运输， 斜巷为带区服务。 4200 4400 1700 2003800100 100360 600600 1550 1999 5601200 240 12001000 940570 ( b = 4200 ) 1 50 图 3-3 大巷断面图 500 2000 800 1600 1000 500 14001000 4400 1200 600 图 3-4 斜巷断面图 18 3.3.7 带区划分 带区划分应根据地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件及装备水平等经 综合分析比较后确定， 结合带区划分原则，本设计矿井第一水平划分为八个 带区。详细见带区划分示意图（图 3-5） 。 图 3-5 带区划分示意图 3.4 井硐布置和施工 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护 参见井筒开拓剖面图。本设计矿井井筒穿过的岩层性质如下： 基岩段：细砂岩 砂砾岩 根据主副井围岩性质，并按规程规定，确定主副井筒支护方式如下： 19 主井井筒表土段：混凝土砌碹；煤层段：料石砌碹；基岩段：锚喷支护 副井井筒表土段：混凝土砌碹；煤层段：料石砌碹；基岩段：锚喷支护 井硐穿过岩层主要为细砂岩。井硐支护见表 3-4。 表 3-4 立井井筒支护类型 类型名称采用材料适用情况优缺点 砌筑式 砂浆、料石、 混凝土、预 制块 取材方便的普通法造 井，井筒使用近年来， 冻结法井筒在膨胀粘 土层做临时支护 1、砌筑后能立即承受压力 2、砌体强度较低 3、整体受力及防水性差 整体 灌注 混凝土 井筒各种施工方法包 括基岩井壁/注应用 1、整体性好，强度较高 2、防水性能好 3、便于机械化，施工方便，劳动 强度低 整 体 式 混凝 土锚 喷 混凝土、 （锚杆、金 属胀） 在岩层较稳定，淋水 小且井筒装配少或钢 丝绳罐道的井筒中采 用 1、掘进工程量小，施工快，效率 高 2、喷射过程中，回墙率高，粉末 多 整体预制 式 预制装配 式 大型配筋砌 块丘宾筒机 地面整体、 浇注，预制 钢筋混凝土 井筒 使用钻井法，沉井法 施工时，需地面预制 的井筒;在地压大的涤 井井筒中，常采用丘 宾筒、组合钢板等住 户结构。 1、丘宾筒、地面预制混凝土构件 强度高 2、丘宾筒、混凝土右切块在深砂 层中，必须与防水材料配套使用 20 3.4.2 井筒布置及装备 箕斗提升的井筒不应兼作风井；作为安全出口的立井井筒，当井深超过 300 米时，应每隔 200 米左右设置一个休息点；井筒平面内布置提升容器时， 所允许的间隙不应过小；井筒允许最大风速不超过下表的要求： 表 3-5 井筒允许最大风速表 井筒名称允许最大风速（m/s） 无提升设备的风井 15 专为升降物料的风井 12 升降人员和物料的风井 8 设梯子间的风井 8 修理井筒时 8 立井井筒装备包括：罐道、罐笼、罐道梁、梯子间、罐路、电缆、井口、 井底金属支撑结构、托管梁、电缆支架、过巷装置等。井筒断面详见图 3-6 主 井断面图和图 3-7 副井断面图。 3.4.3 井硐延伸的初步意见 立井井筒延伸沿原有井筒直接下沿，设计原有井筒的断面很大，考虑了井 筒延深时提升吊桶与箕斗或罐笼平行断面不够大的问题。 450 d6500 1600 1800 158 1850 680680 285 285 350 2500 2400 5300 155022001550 14501450 50 图 3-6 主井井筒断面图 5500 d7000 50 885885 5290 5100 1274 180 600 4800 180 180 26452645 85 32003200 1274 450 图 3-7 副井井筒断面图 21 3.5 井底车场及硐室 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 本矿井设计采用环形卧式井底车场。 井底车场形式的布置必须保证矿井的生产能力有足够的富裕系数，考虑增 产的可能性；操作安全，调车方便，符合规程规定。井底车场的形势也取决于 矿车的选择，本矿井采用 3t 底卸式矿车，综合原则和规定以及本矿的实际情 况采用了设计的车场。 3.5.2 井底车场的布置 1.井底车场线路布置的要求 （1）底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题； （2）线路布置要有利于通风，尽量减少工程量以及少布置道岔和交岔点； （3）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； 2.存车线长度的确定 确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题。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）大中型矿井的主井空、重车线长度各为 1.52.0 列车长； （2）副井空、重车线长度， 大中型矿井按 1.01.5 列车长； （3）材料车线长度，大中型矿井应能容纳 1520 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； 3.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 22 式中 m列车数目,列; n每列车的矿车数，辆; lk每辆矿车带缓冲器的长度，m; n机车数,台; lj每台机车的长数，m; lf附加长度，取 10m。 经过计算，得l=1.5153.45+14.5+10=92.125m (2) 材料车线有效长度 l=nclc+nsls 式中 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，台; ls每辆设备车带缓冲器的长度，m; l=202.4+12.5=50.5m 根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长 60m。 3.5.3 井底车场通过能力计算 矿井日产原煤 3694t，每日运矸石量为 36940.15=554t，日产掘进煤为 36940.06=222t，3t 底卸式矿车日运煤量为 36940.94=3472t。3t 底卸式 矿车列车数为 3472/（315）=78 列。根据矿井矸石量与掘进煤的比例 （15%/6%=5/2） ，确定 1.5 吨煤矸石混合列车由 15 辆矸石与 11 辆煤车组成， 每列矸石车与煤车载重之比为（1.715）/（1.511）=17/11，故符合要求， 每日混合列车数为（554+222）/（1.715+1.511）=19（列）每日进入井底 车场的 3t 底卸式矿车数与 1.5 吨混合列车数之比为 78/19=4.1/1 按公式计算： n=taq/1.15t 式中 n井底车场年通过能力，mt; 23 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； 计算得：n=3301660/(1.1530) 通过能力富余系数为 312.4/240=1.302，满足设计规范要求。 附表 3-6 调度图表及图 3-8 井底车场线路布置图。 3.5.4 井底车场主要硐室 1.主井系统硐室 主井硐室主要有 3t 卸载硐室。 2.副井系统硐室 副井硐室主要有中央变电所和中央水泵房，负责全矿井的电和水。 3.其它硐室 其他硐室有机电硐室和柴油机硐室等。 24 表 3-6 调度图表 :-:-:-:-:-:-:- :- 图 3-7 井底车场线路布置图 25 3.6 开采顺序 3.6.1 沿井田走向的开采顺序 根据该设计矿井的煤层分布及带区划分的具体情况，采用井田仰俯斜开采， 这样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，依据本设计矿井的带区划分的具体情况，采用倾 斜长壁开采，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。详见带区接续 图表。 3.6.2 沿井田倾向的开采顺序 本矿井设计总体采用下行式开采。在开采的时候，为早达产，将首先开采 靠近井底车场的东一带区，然后开采西一带区层煤的，故开采顺序依次为东一 带区到西一带区，中一和中二带区将最后开采。 3.6.3 带区接续计划 根据井田的地质条件，以自然断层为界，将该井田第一水平划分为 8 个带 区，带区接续详见表 3-7 带区接续表。 26 表 3-7 带区接续表 (mt) 6.1 (mt/a) 1.2 510 1520 2530 (a) 5 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 5 5 4.8 4.9 4.8 3.3 3.2 3536 6.2 6.07 5.71 5.91 5.76 4.01 3.9 3.6.4 三量控制情况 矿井生产的准备工作包括水平开拓、采区准备和开切工作面三个阶段。通 常用三量来反映矿井采掘工程效果、生产准备情况和采掘关系。所以，搞好三 量管理是保证生产正常接续、稳产高产的重要环节。 1.矿井开拓煤量的确定 计算公式为： q开=(ld-q地损 q呆滞)kh m 27 式中 q开开拓煤量，t； l煤层两翼已开拓的倾斜长度，m； 带区平均走向长，m；h 开拓区煤层平均厚度，m；m d煤的视密度，t/m3 ； q地损地质及水文地质损失，mt； q呆滞呆滞煤量，t； k 采区采出率。 本设计矿井的开拓煤量计算： q开(250043681.35-0-1.422)0.85=8.8m