矿工程毕业设计（论文）-七台河精煤集团公司新铁三矿1.20Mta新井设计【全套图纸】 .doc

1 摘 要 此设计矿井为七台河精煤集团公司新铁三矿1.20mt/a新井设计， 设计井田的 走向长 4.5km,倾向长2.1km,总面积9.5km。井田可采储量为 100.1mt，共有5层可采煤层， 分别 是62#、65#、88#、98#、99#，可 采煤层 总厚度为15.2m。煤主要为1/3主焦煤，服务年限 为60a。 本设计矿井采用双立井开拓方式，一个工作面即可达产。 划分两个开采水平 ，6个采 区。采煤方法为走向长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化开采。采空区处理方法为全部 垮落法。 大巷采用10t架线式电机车牵引 3.0t底卸式矿车运输 。主井采用多绳摩擦箕斗提 升，副井采用刚性组合罐道罐笼提升。 关键词 ： 综合机械化采煤法 走向长壁 全部跨落法 全全套套图图纸纸，加加 1 15 53 38 89 93 37 70 06 6 2 abstract this is a new design for 1.20mt/a of xintie no.3 in qitaihe coal mining group. the mine is 4.5km long and 3.1km width,the mine area is 9.5km2.this mine field recoverable resources is 100.1mt,it has five workable coal seams,they are 62#、65#、88#、98#、99#,total thickness of coal seam is 15.2 meters.the coal seam industry trademark is 1/3 coking coal. this mines life is 60 years. this mine pit design uses take the double vertical shaft development, one working face can achieve 1.20 mt/a.the division as two levels,six pick area.it uses long wall mining on the strike to mine.coal wining technology is the full mechanized coal wining technology.we wse the caving method for all working faces. the big lanetransportation uses 10-ton wire laying type electric locomotive to tow the 3-ton bottom-dump mine cars to transport.the main well uses the multi-ropes to rub the ore basket promotion, the vice-well uses the rigid combination pot cage promotion,the well ventilated way of mineral well is for two wing opposite angles draw out types. keyword: the full mechanized coal winning technology long wall on strike the caving method for all working faces 3 目目录录 摘 要.1 abstract.2 绪论.7 第1章 井田概况及地质特征 8 1.1 井田概况 .8 1.1.1 交通位置8 1.1.2 地形、地势8 1.1.3 气象和地震9 1.1.4 井田区及邻区生产建设及规划情况 9 1.1.5 水源及电源9 1.2 地质特征 .9 1.2.1 矿区范围内的地层情况 9 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 .11 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 .12 1.2.4 岩石性质、厚度特征 .13 1.2.5 井田水文地质情况 .14 1.2.6 瓦斯、煤尘及煤的自燃性 .14 1.2.7 煤质、牌号及用途 .15 1.3 勘探程度及可靠性 .16 第2章 井田境界、储量、服务年限 17 2.1 井田境界 17 4 2.1.1 井田周边状况.17 2.1.2 井田境界确定的依据 .17 2.1.3 井田未来发展情况 .17 2.2 井田储量 17 2.2.1 井田储量的计算 .17 2.2.2 保安煤柱.18 2.2.3 储量计算方法.18 2.2.4 储量计算的评价 .19 2.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限20 2.3.1 矿井工作制度.20 2.3.2 矿井生产能力的确定 .20 2.3.3矿井设计服务年限 20 第3章 井田开拓21 3.1 概述21 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述.21 3.1.2 影响该设计矿井开拓方式的因素及具体情况.21 3.2 矿井开拓方案的选择 21 3.2.1 井硐形式和井口位置 .21 3.2.2 开采水平数目和标高 .26 3.2.3 开拓巷道的布置 .27 3.3 选定开拓方案的系统描述 29 3.3.1 井硐形式和数目 .29 3.3.2 井硐位置及坐标 .29 3.3.3 水平数目及高度 .30 3.3.4 大巷数目及布置 .30 3.3.5 井底车场的形式选择 .31 3.3.6 煤层群的联系.32 3.3.7 采区划分.32 3.4 井筒布置及施工 33 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护 .33 3.4.2 井筒布置及装备 .34 3.4.3 井筒延伸的初步意见 .37 5 3.5 井底车场及硐室 38 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 .38 3.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度.38 3.5.3 井底车场通过能力验算 .40 3.5.4 井底车场主要硐室 .41 3.6 开采顺序 42 3.6.1 沿煤层走向的开采顺序 .42 3.6.2 沿煤层倾斜方向的开采顺序 .42 3.6.3 采区接续计划.42 3.6.4 “三量”控制情况.43 4.1 采区概述 45 4.1.1 设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱.45 4.1.2 采区地质及煤层情况 .45 4.1.3 采区生产能力、储量及服务年限 .45 4.2 采区巷道布置 46 4.2.1 区段划分.46 4.2.2 采区上山布置.46 4.2.3 采区车场布置.48 4.2.4 采区煤仓形式、容量及支护 .56 4.2.5 采区硐室简介.57 4.2.6 采区工作面接续 .58 4.3 采区准备 58 4.3.1 采区巷道的准备顺序 .58 4.3.2 采区主要巷道断面示意图及支护方式.59 第5章 采煤工艺62 5.1 采煤方法的选择 62 5.2 回采工艺 63 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.63 5.2.2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式.64 第6章 井下运输和矿井提升 66 6.1 矿井井下运输 66 6 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 .66 6.1.2 矿车的选型与数量 .66 6.1.3 采区运输设备的选择 .68 6.2 矿井提升系统 69 矿井主提升设备的选择及计算 69 第7章 矿井通风与安全 72 7.1 矿井通风系统的确定 72 7.1.1 概述.72 7.2 风量计算和风量分配 73 7.2.1 风量计算.73 7.2.2 风量分配.76 7.2.3 风量的调节方法与措施 .77 7.2.4 风速验算.77 7.3 矿井通风阻力的计算 79 7.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通风阻力.79 7.3.2 矿井等积孔的计算 .81 7.4 通风设备的选择 81 7.4.1 主扇的选择计算 .81 7.4.2 电动机的选择.82 7.4.3 反风措施.82 7.5 矿井安全技术措施 83 第8章 矿井排水85 8.1 概 述 85 8.2 矿井主要排水设备 85 8.2.1 排水系统和排水方式简介 .85 8.2.2 主排水设备及管路选择计算 .86 第9章 矿井主要技术经济指标 89 结论 .91 参考文献92 致 谢 辞94 7 附录一95 附录二98 绪论 随着煤炭市场的复苏，多出煤，快出煤，已经成为我们采矿人的目标，所 以设计也应提高质量，尽量避免出现失误。 毕业设计主要是绘制矿井的各种图纸和说明书的部分。在设计时，需要对 矿井的地质情况等进行综合分析，这样才能使设计矿井更加实用。在说明书中 还包括了大量的方案比较，以便使设计更加合理。 由于采矿方面的知识更新的比较慢，我也可以充分利用这段时间来弥补这 四年来的专业知识的不足,努力向指导教师请教,这也让我掌握了更多东西。比 如通风安全、采煤工艺、矿山机械、岩石力学以及其他方面的一些知识。 我希望通过做本次毕业设计，能够学到更多的采矿专业知识，巩固自己所 学过的各种知识，并且能够很好的运用他们，从而也为我以后的工作打下良好 的基础。 8 第1章 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 交通位置 新铁三矿 位于七台河市茄子河区 和铁山乡管辖区内。地理坐标为东经131 05291311042，北纬454209454453。距七台河市约 25公里， 距茄子河区约 10公里。 区内有通往七台河市、密山市的公路，有通往七台河市的矿 区、铁路、交通十分方便 。详见图1-1。 图1-1新铁三矿 交通位置图 1.1.2 地形、地势 9 该井田处于七台河的东南部，属丘陵地带，地势较平缓，地面标高+205+210m，西 部稍高 ,往东地势渐平 ,多为农田 。倭肯河 位于新铁三矿 区西北部，距井田较远，距离为 38km。 1.1.3 气象和地震 新铁三矿 处中温带湿润区 ,属大陆性多风气候 , 区内由11月至 第二年4月为冻结期， 冻结深度为1.5至2.0m，最高气温在零上 27至31，最低气温在 -29至-34。区内 年平均降水量 533.3mm，季内最大降水量 312.5mm。汛期常发生在每年的七、八月份。倭 肯河在 二零零二年八月十日 ，连续几天暴雨后，洪水位置骤然上升，溢出河床。淹没了井 田内标高 +190+195m以下的田地。 虽然新铁三矿 地处地震多发带，有感地震亦有过记载，但未对矿井生产造成影响。 1.1.4 井田区及邻区生产建设及规划情况 新铁三矿 走向长4.5km，倾向 长2.1km，面积9.5km2，且规划用一对立井进行开发， 规模为1.20mt/a。 七台河矿 务局距新铁三矿 约12km。 1.1.5 水源及电源 矿区水源来自开采地下水，能够满足生产与生活需要。生产与生活用电均来自七台 河市供电局。 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 新铁三矿 的地层基底为中下元古办黑龙江群，麻山群的片岩，片麻岩。滴道组，城子 河组为 新铁三矿 主要含煤地层， 勘探区地层 见表1-1。 10 表1-1 勘探区地层层序表 界系统群组接触关系 地层 厚 度m 第四系 10-20 新 生 界 第三系上新统n2玄武岩 10-40 穆棱组j3m 6 城子河组j3ch 740 中 生 界 白垩 系下统j3鸡西群 滴道组j3a 130 元 古 界 麻山群ptms变质岩系 整和 整和 假整和 整和 假整和 整和 不清 主焦煤 ， 细、粉砂岩2.22 2.998 2.43粉砂岩 岩 性 描 述 粉砂泥质岩 粉砂岩 粉砂岩 中、粉砂岩 粉、细砂岩 粉砂岩、页岩 粉砂岩，泥岩夹煤 细-中砂岩 粉砂岩、页岩 细、粉砂岩 泥岩 地层 厚 ( 煤 层 ( 煤 层 号 3.77 3.09 3.7 4.81 1.22 2.25 1.48 31.2 73.5 26.2 1.94 2.6 2.8 4.099 88 柱 状 地层系统 界系统 中 生 界 白 侏 垩 罗 系 统 上 2.9 62 65 主焦煤 ， 主焦煤 ， 35.21粉砂泥质岩 37.35粉砂泥质岩 34.21粉砂泥质岩 主焦煤 ， 主焦煤 ， 附图1 煤系地层综合柱状图 11 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 井田的区域构造主要受新华夏系和北西向构造应力场的控制，由前者派生的次级构 造 占明显优势， 新铁三矿 主要断层为f19，f24，f37，f51四个主要断层，详见断层特征表 1-2。 表1-2 断层特征表 顺 序 名称性质 断层面走 向 断层面倾 角 倾 角 落差（ m）可靠程度 1f19 逆断 层 南向东 6576n30 较可靠 2f24 逆断 层 北向东 2055n18 较可靠 3f37 逆断 层 南向西 6865s15 较可靠 4f51 正断 层 北向东 8877s70 较差 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 该井田开采 的煤层主要位于 白垩系鸡西群 滴道组，城子河组 ，可采的煤层有 62#、65#、88#、98#、99#五个煤层，平均厚度 3.04m，各煤层倾角在 23 25 。本井 田 储量较大，煤层均是全井田发育的可采煤层，可采厚度从2.64.0m。主要煤层稳定， 为 单一煤层，底部多为 粉砂岩，煤层顶板为粉 砂岩，细砂岩，底板为粉 砂岩及含炭质粉 砂岩。 新铁三矿 滴道组，城子河组，含煤性好，主要可采层总厚15.2m，新铁三矿 煤层发 育 较稳定，标志层清楚，物性特征明显，煤岩层对比可靠。 可采煤层特征如下： 12 62#煤层：全区发育且稳定，为新铁三矿 主要可采层，煤层结构 单一 ，煤质较稳定， 煤层厚度2.6m，顶板粉砂岩，平均厚度 3.77m，底板粉砂岩，平均厚度 3.09米，下 距65# 煤层约42m。 65#煤层：全区发育稳定， 新铁三矿 主要可采层， 煤层结构单一 ，不含夹矸，煤层顶 板为粉砂岩或细砂岩，平均厚度为3.7m，底板是粉砂岩或中砂岩，平均厚度4.81m，煤层 平均厚度2.9m，下距88#煤层约为40m。 88#煤层：全区发育，较稳定，新铁三矿 主要可采层 ，结构单一。煤层厚度平均厚度 2.8m。煤层顶底板为粉细砂岩，顶板平均厚度2.22m，底板平均厚度 2.43m，下距98#煤层 约为41m。 98#煤层：全区发育较稳定，煤层结构单一。煤层平均厚度2.9m，煤层顶板为粉砂 岩 或页岩，平均厚度 1.22米，底板是粉砂岩或细砂岩，厚约 1.94m，下距99#煤层约为 135m。 99#煤层：全区发育较稳定，煤层结构单一。煤层平均厚度4.0m，煤层顶板为粉砂 岩 或页岩，平均厚度 1.48米，底板是粉砂岩或细砂岩，厚约 2.25m。 主焦煤 ， 细、粉砂岩2.22 2.998 2.43粉砂岩 岩 性 描 述 粉砂岩 1/3主焦煤 ， 粉砂岩 粉砂岩 中、粉砂岩 粉、细砂岩 粉砂岩、页岩 粉砂岩、页岩 细、粉砂岩 地层 厚 ( 煤 层 ( 煤 层 号 3.77 3.09 3.7 4.81 1.22 2.25 1.48 1.94 2.6 2.8 4.099 88 柱 状 2.9 62 65 主焦煤 ， 1/3主焦煤 ， 主焦煤 ， 附图2 可采煤层及顶底板岩性特征表 13 1.2.4 岩石性质、厚度特征 新铁三矿 内岩性较细，主要由粉砂岩、细砂岩、页岩及煤层组成，仅有较少的 粗砂岩，含烁砂岩。 有关岩石性质及厚度特征 详见表1-3所示。 14 表1-3 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2.02.65252200.50.40.58110 砾岩2.32.65151150.21.50.8828 泥岩2.7 2.851.65.2 12.83 0.62.027510 灰岩2.22.75205200.52.018510 页岩2.02.416301100.21.013.528 石英2.652.70.120.515351.03.06 20620 1.2.5 井田水文地质情况 1.井田内各地段的水文地质特征各有不同，第四系孔隙含水层，全井田广泛发育， 除山坡地区较薄外，其余均很厚，由南向北逐渐增加，水的主要补给来源是大气降水和山 区地下水，涌水量 0.7057l/sm，第三系孔隙含水层在井田内广泛分布，其厚度发育规 律为由东南向西北逐渐增 加，向东 变薄，涌水量为 0.0010.83l/sm，煤系裂隙 含水带， 本含水带是直接充水含水层，它与第三系有水力联系，但很微弱，基底岩层裂隙水：分 布与低山和丘陵地带，由花岗岩安山岩，及变质岩组成，对煤系裂隙水带补给量甚微， 而且对矿床水无影响。 2.井田内的主要隔水层有第四系顶部黏土，亚黏土，中部黏土，亚黏土层和第三系 泥岩，砂岩层。 3.地面水及各含水层之间的关系 本井田煤系裂隙水补给条件不好，富水性较小，矿井在开采过程中，排水将以疏干 煤系风化裂隙带的储水量为主，开采初期，矿井涌水量增大，随着开采的不断进行，水 的静储量逐渐消耗，矿井的涌水量会逐渐减小，并趋于相对稳定状态。本井田最大涌水量 375m3/h，正常涌水量 301m3/h。 1.2.6 瓦斯、煤尘及煤的自燃性 1.瓦斯 新铁三矿 各煤层均为瓦斯含量区，瓦斯风化带垂深为200米，在井田中深部含量较 高。瓦斯风化带东深西浅，瓦斯富集区多在-200-400米。浅部由于构造比较简单，导 气性较好，为瓦斯逸散提供了良好的条件。然而，随着开采深度增加，新铁三矿 深部受 断 层等因素的影响也会逐渐减弱。新铁三矿 瓦斯涌出量将逐渐增加。 15 2.煤尘 新铁三矿 在62#、98#两个煤层采样化验，均有煤尘爆炸性。 3.自然发火 新铁三矿 目前尚无煤层自然发火的测定资料。 1.2.7 煤质、牌号及用途 1.煤的物理性质和煤岩特征 新铁三矿 煤层由上部焦煤到下部无烟煤的物理性质是渐变的。硬度和韧性小，而质 脆易碎，内生裂隙较发育，有的多被分解石脉充填。具见壳状断层，在亮煤和暗煤 中以细 条带状结构为主，无条带结构次之，层理清楚，断层平坦。全区煤层显微组合中镜质组 占 绝对优势 ，占6099；丝质组为次之，一般为 10，半镜质组为 12； 稳定组 分 不存在。经质组分含量达到 20的占少数点，连不成面，对煤的变质影响不大。 2.煤的化学性质 焦煤：可燃基挥发份平均值 vr22.07，胶质层厚度平均值 y16.17m/m，粘结指 数平均值g=84。 瘦煤： vr17.23，y6.54m/m，g53.57。 贫煤： vr13.64，g5.34。y值焦饼为粉状，为块状则划为瘦煤。 无烟煤： vr8.83，wf一般在 1。 灰份：灰份自东向西有增高的趋势。而qfgw一般在50006500卡/克。固定炭在 8092，硫在0.170.48，由上向下硫分增加，磷在 0.0040.136属低硫，低磷 煤。 3.新铁三矿 煤层为中灰富灰煤，煤的可选性为难选煤。煤种由焦煤到无烟煤，四 个煤种，即炼焦用煤和动力用煤两大类。非炼焦用煤虽然灰份为中、富灰煤，但qfdt都 在50007000卡/克，有害元素又低，是多种利用的能源。 全区焦煤和瘦煤中可采量的四分之三，经入选可得炼焦精煤，中、尾煤及新铁三矿 的高灰煤可供电厂和民用。 1.3 勘探程度及可靠性 新铁三矿 是1957年108队提出的勃利煤田概查报告的一部分。1961年204队在 新铁 三矿和邻区进行了普查找矿工作，共见可采煤层5层，总厚15.2米。1966年6月开展了 钻探和山地工程施工。 1968年3月达到了普查勘探程度。经批准没有提普查报告而转入 详查勘探。 1971年3月，提交了详查报告。初步查明了可采煤层的煤质特征及其变化情 况，给矿区总体设计和井田划分提供了地质资料。但该报告存在的问题也较多。为 适应长 16 远发展的需要，于 1979年11月开始 精查勘探。 1986年12月施工基本结 束。 1987年3月 提出精查报告。 详见表1-4 表1-4 历次勘探完成工程量一览表： 钻探时间（年） 勘探阶段 孔数米数 槽探（ m3） ） 井探（ m） 1961197 0 找矿、普查详 查 2212729.5539376500 1979198 6 精查19995117.0518215.601458.45 合计找矿精查221107846.6057591.601958.45 总体上看， 新铁三矿27线以东的精查勘探工程及精查报告，质量较高，主要表现在 以下几个方面： 1） 新铁三矿的大型构造控制基本可靠，对资源的合理开发，指导矿井长远规划和 生产具重要意义 ； 2）各煤层煤质化验的每项数据基本可靠，煤层煤种的确定也基本准确； 3）各煤层对比清楚，层位可靠，煤层定深定厚基本可靠。 第2章 井田境界、储量、服务年限 2.1 井田境界 2.1.1 井田周边状况 本井田 煤层平均倾角为 24，平均容重1.4t/m3。区内 没有生产，在建及停闭矿井， 也没有小煤窑， 井田北部以 +200m标高线为界，南（深部）以-500米标高为界，西以 27 勘探线 为界；东以f24断层为界。 17 2.1.2 井田境界确定的依据 1.主要 以地理 、地形 、地质条件作为划分井田境界的依据。 2.井田 应该 有合理的走向长度 ,以便于适应 机械化程度的不断提高 。 3.要合理的 选择井筒位置 ,以利于 安排地面 各种生产系统和建筑物。 2.1.3 井田未来发展情况 随着勘探水平全面的提高和 技术的进步， 在井田范围内探明 的储量会越来越精确， 也可能在更深部发现 更多的 可采煤层。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量的计算 矿井储量不仅包含着煤矿在地下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田的 勘 探程度及开采技术条件。设计井田范围内计算的煤层有62#、65#、88#、98#、99#五层， 各 煤层储量计算边界与井田境界基本一致。矿井储量又可分为矿井地质储量、矿井工业储 量 和矿井可采储量。 矿井设计储量是矿井 工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱 和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。矿井可 采 储量是指矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱 后乘 以采区回采率的储量。 2.2.2 保安煤柱 参照保护煤柱的设计原则如下： 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。移动角数值应采用新铁三矿 实测数据或与 新铁三矿 条件类似的矿区的实测数据选取。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）立井保护 煤柱 的留设 圈定立井保护煤柱时，应根据井筒深度、岩性、用途、煤层赋存条件及地形特点等 因素，按国家现行标准 建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的有 18 关规定执行 。 3）断层、边界保安煤柱的留设 在井田开采时， 为了安全生产， 在断层、边界要留设保安煤柱。该设计 矿井依据 煤矿安全规程 ，留设保安煤柱如下： 边界断层留设 20m 保安煤柱； 井田内部断层留设 20m保安煤柱； 地面建筑物留设 50m保安煤柱。 按以上方法计算得 ：工业广场煤柱损失： 8.52mt； 断层保安煤柱损失： 1.91mt； 大巷保安煤柱损失： 1.79mt； 边界保安煤柱损失： 1.70mt； 总损失为：13.92mt； 2.2.3 储量计算方法 工业储量计算 计算公式如下： 工业储量 =块段面积 块段平均厚度 容重/cos 为煤层平均倾角 计算得zc=5242500003.041.4/cos24。=139.03mt 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采区回采率 ,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=（139.03-13.92）0.8=100.1mt 2.2.4 储量计算的评价 该设计 矿井的各类储量计算严格执照有关规定执行。由于技术水平所限，储量的计 算设计所得到的各种储量与实际可能有一定误差，详见表2-1。 19 表2-1 矿井可采储量汇总表 煤炭损失量 水 平别 煤 层别 工业储量 a+b+c万吨 工业 场地 井田 境界 断 层 开采 损失 其他损失合计 损失 可采 储量 621366.6655078.232037574.2820.2 651392.6584769.631035429.6941.2 881374.547368536734569.6945.2 981444.6503792.834336658.81021.3 991356.548408638235598.3934.2 合计 6985.6220170369.4516001421901.55011.4 621435.6714585.931040651.9910.7 651377.863427637032583924.8 881469.9653373.332035626.3913.6 981371.560307938037586925.5 991456.548408638235598.31043.5 合计 7007.4259150314.815801441947.34998.6 总计 139037395001002.554749.4432389310010 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 根据设计规范 规定： 1）矿井年工作日按 330天计算； 2）矿井每昼夜 三班工作，其中两班半进行采、掘工作，半班进行检修； 3）每日净提升时间 14h小时。 20 2.3.2 矿井生产能力 的确定 新铁三矿 已查明的工业储量为 139.03mt, 各可采层均为中厚煤层，按照有关的规定 要求，可以 确定新铁三矿的采区采出率为 80%，同时 估算本井田内工业广场煤柱，境界煤 柱等京永久煤柱损失量占工业储量的10%，由此计算确定本井田的可采储量为100.1mt。 根据地质报告的资料描述，可知：该地 地质构造 一般，煤层储量丰富，煤层生产能 力大以及煤层赋存深等因素，初步决定采用大型矿井设计。并初步确定两个方案，即矿 井 生产能力为1.20mt/a和1.50mt/a。分析论证如下： 按照公式 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=60a ； p2=48 a； 经与相关的设计 手册核对，确定 60a为比较合理的服务年限，即新铁三矿 的生产能 力为1.20mt/a。 2.3.3矿井设计服务年限 经过上面的计算可知：该矿井的服务年限 p=60a。 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 本井田内没有生产、在建及停闭矿井，也没有小煤窑。 3.1.2 影响该设计 矿井开拓方式的因素及具体情况 21 1.井田内 可采煤层共5层，其中62#、65#、 88#、98#层间距分别为 42m、40m、41m， 这四层煤的间距均小于 50m。98#、99#之间的距离接近 135m； 2.构造有f19、f24、f37、f51四条断层 ，两条为边界断层，两条为区内断层； 3.煤层平均倾角约 24。，相对较为平缓； 4.顶、底板为粉砂岩，粉细砂岩等硬质岩层，稳定性较好。 3.2 矿井开拓方案的选择 3.2.1 井硐形式和井口位置 1.井硐形式方案比较 影响井田 开拓方式 因素很多 ，其中主要因素包括：煤层赋存和开采技术条件；井田 地 质和水文地质条件；技术装备和工艺系统条件；地形地貌和地面外部条件；总体设计 和矿 井生产能力要求 ；施工技术和设备条件 等。 对以上因素要综合研究，通过多方案技术经济比较最终 确定 选择哪种方案 。下面列 出以下几种方案进行对比。 1）双斜井开拓 技术评价：根据煤层的赋存情况不可以采用双斜井开拓。 2）双立井开拓 优点： 机械化程度高，易于自动控制。 立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。 井筒为圆形断机结构合理，维护费用低，有效断面大通风条件好，管线短，人员 升降速度快。 适用条件：煤层赋存深度 2001000m，含水砂层厚度 20400m,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。 22 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-500m标高，平均煤层倾角 24，满足采用双立井开拓，故此方案在技术上可行。 图3-1 双立井开拓 3）双立井加暗斜井开拓方式 图3-2 双立井加暗斜井开拓 考虑到前四层煤间距较小，一般都在50m左右，宜采用集中大巷布置。为减少煤柱 损失和保证大巷维护条件，大巷设于98煤层底板下垂距 40m的 厚岩层内。上阶段运 输 大巷做下阶段回风大巷使用。比较见表3-1。 表3-1 方案比较 项目名称方案二（万元）方案三（万元） 主井 700300010-4=210700300010-4=210 井筒 副井 700300010-4=210700300010-4=210 23 风井 150300010-4=45150300010-4=45 井底车场 100090010-4=90100090010-4=90 石门开凿 78080010-4=62.427180010-4=21.7 延伸 开凿 700115010-4=80.51292115010-4=148.6 总计 697.9725.3 从表中可以看出，这两种方案的费用相差不大。另外， 方案2和方案3的区别仅在 于第二水平式用暗斜井还是直接延伸立井。两方案的生产系统较简单可靠。两方案对比， 第一方案多开立井井筒（ 2350m） ，阶段石门（ 780m）和立井井底车场。而第 3方案则多 开暗斜井井筒（倾角 17。，21292 m） 、阶段石门（ 271m）和暗斜井上、下部车场。 如果 采用暗斜井，那么还要相应留设更多的保安煤柱，这就大大的浪费了煤炭资源。同时 在方 案3中还未计入暗斜井上、下部车场的石门运输费用，以及方案2在通风方面优于 方案 3，所以决定采用方案 2。 2.井口位置 井口位置 要与开拓方式相互协调，经综合比选后择优确定，特别是提、运煤炭的主 井位置还要与 工业广场布置、 地面生产系统相匹配，需要综合考虑的主要因素和原则如 下： 1)井下条件 尽量布置在 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； 勘探程度及初期工程量。 井筒应尽量避开或少穿地质及水文复杂的地层或地段； 2)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； 工业场地不占或少占用良田； 井口位置要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。 井口及工业场地位置必须符合环境保护的要求； 在该设计 井田中，提出三种井筒位置方案： 方案一：井筒位于井田深部； 方案二：井筒位于井田中部。 方案三：井筒位于井田浅部； 24 方案1 方案2 25 方案3 图3-3 井筒位置方案比较 经过简单的技术比较后认为： 井筒位于井田深部，煤柱尺寸最大，压煤量最大，且初期工程量大，石门也较长， 但对于开采井田深部煤层及井通延伸有利； 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； 井筒位于井田浅部，煤柱尺寸最小，压煤最少，但石门最长。 同时本 井田煤层均为 倾斜中厚煤层，从有利井下运输和保证初水平合理的服务年限 出发，应该将井筒布置在井田中部或稍靠上方的位置，由此可初步确定该设计 井田的 井筒 位置在井田的中部稍靠上方。 3.2.2 开采水平数目和标高 随着 煤矿科技迅猛发展，高度机械化和集中化是 煤炭行业 的主要发展方向，高产高 效矿井要求集中在一个水平，12个工作面生产。这就要求加大工作面、采区和水平的 走向及倾斜尺寸 。才可保证生产合理集中化，稳定生产，节省总井巷工程量，经济效益好。 该设计 井田水平标高的确定主要考虑了以下几个因素： 1)合理的水平服务年限； 2)水平接替； 3)煤层赋存条件及地质构造； 4)井底车场及其主要硐室的位置应尽量处于较好的岩层内。 根据上述因素， 该设计 井田设计提出如下两个水平标高划分方案： 方案一：井田划分两个开采水平；一水平标高-150 m，水平垂高350 m，二水平标 高 为-500 m。一 、二水平均实行上山开采。 方案二：井田划分三个开采水平，一水平标高-50 m，二水平标高 -300 m，三水平标 高-500 m。各水平均实行上山开采。 各方案水平储量及服务年限详见表3-2。 表3-2 水平储量及服务年限表 储量（万吨）服务年限（年） 方案一一水平 6985.6 30 26 二水平 7007.430 一水平 4965.421 二水平 4965.421 方案二 三水平 3972.318 从该表中可知，方案二的一水平服务年限达不到规范要求的服务年限，水平储量严 重不足，而方案一的水平服务年限能够满足一水平服务年限不小于30年的基本要求， 储 量充足，且有利于采区的接续，巷道利用率高。故而采用方案一的水平划分方法，即划分 两个开采水平，一水平标高分别为-150 m和-500 m，一水平垂高为 350 m，二水 平垂高为 350 m。一水平采用上山开采，二水平采用上山开采。 3.2.3 开拓巷道的布置 开拓巷道 主要包括 井筒、井底车场、主要石门、运输大巷和回风大巷（或总回风道）、 主要风井等。 1.运输大巷的布置 ： 由于运输大巷 是服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输，所以 服务年限 较长，应布 置 在岩层中 。根据 本井田的实际情况，运输大巷可采用两条大巷加石门连接，也可采用一条 大巷加石门连接。 现依据矿井设计生产能力及技术可行角度，特提出以上两种大 巷布置 方 式。具体如图3-4所示： 方案一 分组集中大巷布置 方案二 集中大巷布置 图3-4 大巷布置方案比较 两种技术方案的优缺点详见表 3-3所示。 表3-3 大巷布置方案比较表 特 点 分组集中大巷布置集中大巷布置 加石门连接 优 点 1.生产比较集中 2.采区巷道分组联合布置 3.总的巷道工程量较少 1.生产区域比较集中，运输条件好 2.大巷工程量少 3.大巷维护容易 27 缺 点 1掘进工程量大 2石门长度较长 1.初期工程量大，建井时间长 2.总的石门长度大 适 应 条 件 1.采区巷道为分组联合布置，煤 层分组间距大 2.可采煤层数目多，间距大小不 同 1.下部煤层底版有坚硬有岩层，采区尺 寸大，石门长度短 2.井田走向长度大，服务年限长 依据本井田的地质条件及煤层赋存状况：本井田共有可采煤层5层，即 62#、65#、88#、98#、99#，其中62#、65#、88#、98#间距分别为40m、42m、41m,98#与99#煤 层平均间距135m。 针对上述情况，方案二集中大巷布置加石门连接 ，将62#、65#、88#、98#分为一组， 99#单独开采， 经济上较为合理。方案一采区大巷长度很大，工程量增加，费用高，经济 上不合理。故而采用方案二。 3.3 选定开拓方案的系统描述 3.3.1 井硐形式和数目 该设计 井田采用一对立井开拓，即主井、副井。另外还设有回风井。 主井用以提升煤炭，副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备及兼作进风井，回 风井专门用于回风。 3.3.2 井硐位置及坐标 井筒确定在钻孔附近，理由是： (1)地处井田储量中央 ，符合有关规定， 在经济上也较为合理； (2)有较好的地形条件：井口处标高+215 m，地面坡度不足 2，既符合建立工业广 场的条件，又满足洪水位的要求。 依据以上条件，最终 确定井筒坐标： 主井井口坐标： xa=5065400.51， ya=431200.36； 副井井口坐标： xb=5065400.82， yb=431300.62。 28 3.3.3 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 -150m,实行上山开采 。第二水平拟定 标 高为-500m，实行上山开采。 3.3.4 大巷数目及布置 1.大巷数目：一条运输大巷、一条回风大巷。 2.大巷布置：大巷布置 为岩石大巷。 有关大巷及石门断面技术特征详见下图所示。 图3-5 大巷断面图 表3-4 大巷断面特征表 断面积（ m2）设计尺寸（ m）巷道 形状 支护 方式净掘顶高底宽 净周长 (m) 喷厚 (mm) 半圆形锚喷 12.9914.801950410013.63150 石门断面图 29 图3-6 石门断面图 表3-5 石门断面特征表 断面积（ m2）设计尺寸（ m）巷道 形状 支护 方式净掘顶高底宽 净周长 (m) 喷厚 (mm) 半圆形锚喷 12.9914.801950410013.63150 3.3.5 井底车场的形式选择 井底车场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。井底车场的确定有以下几个方面： 1.设计依据 1)矿井开拓方式； 2)矿井设计生产能力及工作制度； 3)矿井瓦斯等级及通风方式 。 2.设计要求 1)井底车场设计时，应该考虑到增产的可能性； 2)井底车场线路不止应该结构简单，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； 3)井底车场富裕通过能力，应大于矿井设计生产能力的30%； 4)应该考虑主、副井之间施工时便于贯通。 3.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 。 4.井底车场形式选择 1)保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性； 2)调车简单，管理方便，弯道及交岔点少； 3)操作安全，符合有关规程、规范。 综合以上几点 ，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，再结 合该设计 矿井的有关设计参数，初步拟定该设计 井田井底车场形式为环形卧式车场。 3.3.6 煤层群的联系 30 该设计 井田煤层群开采时的联系方式是联合准备，62#、65#、88#、98#煤层相距分别 为42m、40 m、41m，98#与99#煤层相距约135m，故将煤层分为 2个层组， 62#、65#、88#、98#煤层分为一个层组， 99#单独开采，用 石门联系。 3.3.7 采区划分 将井田划分为若干采区时应该考虑如下原则： 1)根据 有关规定 ，采区宜双面布置，当受地质条件限制时或安全上有特殊要求时， 可单面布置； 2)采区走向长度根据 采区储量、 煤层地质条件、开采机械化水平、生产能力及巷道 维护等因素综合考虑； 3)开采多煤层井田，应尽量联合布置采区，搞集中生产。 4)初步设计一般负责划分一水平采区，需要沿走向全长统一考虑，作到初后期统筹 兼顾，全井合理，更有利于初期生产。 结合上述原则，该设计井田以井田境界内的断层为界，将整个井田划分为6个采区， 该设计井田 井筒位于井田的走向储量中央，左侧较长，并有两个断层，这样可以以断层为 界划分为两个采区。右侧刚好可以设计一个采区。 详见采区划分示意图 3-1。 东一采区 东二采区 中一采区 中二采区 西一采区 西二采区 图3-7 采区划分示意图 31 3.4 井筒布置及施工 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐 支护 参见综合柱状图和井筒开拓剖面图。该设计 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，并按相关规定，确定主副井筒支护方式如下： 主井井筒 副井井筒 煤层段 采用 料石砌碹 煤层段 采用料石砌碹 基岩段 采用 锚喷支护 基岩段 采用锚喷支护 表土段 采用 混凝土砌碹 表土段 采用 混凝土砌碹 井硐穿过岩层主要为细砂岩。井硐支护见表3-6。 表3-6 立井井筒支护类型 类型名称采用材料适用情况优缺点 32 3.4.2 井筒布置及装备 井筒布置应满足以下 的依据和要求 1.设计依据 1）提升容器的种类、数量、度火的外形尺寸； 2）桶子间的平面尺寸、管路及电缆的规格、数量和布置； 3）井筒装备的类型和规格； 4）提升容器与井筒装备、井壁之间的安全间隙； 5）井筒通过的风量 。 2.布置要求 1）箕斗提升的井筒不应兼作风井； 2）井筒平面内布置提升容器时，所允许的间隙不应过小； 3）合理利用井筒断面，力求做到紧凑、投资少、施工方便、生产安全可靠。 砌筑式 砂浆、料石、 混凝土、预 制块 冻结法井筒在膨胀粘土层做临时 支护， 取材方便的普通法造井 1、整体受力及防水性差 2、砌筑后能立即承受压力 3、砌体强度较低 整体灌 注混凝土 井筒各种施工方法包括基岩井壁 应用 1、防水性能好 2、整体性好，强度较高 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，回强率高，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 33 副井断面图 1：50 4）井筒允许最大风速不超过下表的要求； 表3-7 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 14 专为升降物料的风井 11 升降人员和物料的风井 7 设梯子间的风井 7 修理井筒时 7 井筒布置见图 3-8。 主井断面图1:50 34 图3-8 主、副井断面图 3.4.3 井筒延伸的初步意见 为了保证采区正常接续和均衡生产，新铁三矿 将延伸原主副井，从 -150水平延伸至 - 500水平。井筒延伸方案主要有以下两种： 1）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