采矿工程毕业设计（论文）-七台河精煤集团公司新建四矿1.20Mta新井设计【全套图纸】 .doc

摘 要本设计矿井为七台河精煤集团公司新建四矿1.2mt/a新井设计，共有5层可采煤层，分别是82#、85#、87#、90#、91#，平均厚度2m，井田的可采储量142.2mt，服务年限为84.6a，本矿井设计采用两水平立井方案开拓，两个工作面达产。采用集中煤层联合开采，大巷采用10t架线式电机车牵引3t底卸式矿车运输，采煤方法为走向长壁后退式采煤法，采煤工艺为普通机械化采煤工艺。关键词：矿井设计；可采储量；开拓方式；采煤方法；采煤工艺全套图纸，加153893706iabstractthis mine design is designed the no.4 coal mine of xin jian of qi taihe coal mining group.this design production is 1.2mt/a,altogether has 5 to be possible to pick the coal bed, respectively is 82#、 85#、87#、 90#、91#, average thickness is 2m，the shaft area of recoverable reserves is 142.2mt, the length of service is 84.6a.the design uses two horizontal vertical shaft development, two working surfaces reach produce. uses gathering coal bed union mining, the main roadway uses the 10t wire laying type electric locomotive to tow the 3t drop-bottom mine car transportation, the coal winning method is longwall coal mining method, the mining technology is ordinary mechanized. key words: mine design recoverable reserves development way of mine coal mining methodmining technology目 录摘要iabstractii绪论1第 1 章 井田概况及地质特征21.1 井田概况21.1.1 交通位置21.1.2 地形 地势31.1.3 气象与水源31.2 地质特征31.2.1 矿区内的地层情况31.2.2 地质构造41.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征51.2.4 岩石性质 厚度特征71.2.5 井田水文地质情况81.2.6 沼气 煤尘及煤的自燃性81.2.7 煤质 牌号及用途91.3 勘探程度及可靠性10第 2 章 井田境界及储量112.1 井田境界112.1.1 井田周边情况112.1.2 确定井田的依据112.1.3 井田境界112.2 井田储量122.2.1 井田储量的计算122.2.2 保安煤柱132.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限142.3.1 矿井工作制度142.3.2 矿井生产能力及服务年限142.3.3 矿井设计服务年限15第 3 章 井田开拓163.1 概 述163.1.1 井田内外及附近矿井开拓方式概述163.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况163.1.3 确定井田开拓方式的原则163.2 矿井开拓方案的选择163.2.1 井硐形式和井口位置163.2.2 开采水平数目和标高183.2.3 开拓巷道的布置193.3 选定开拓方案的系统描述203.3.1 井硐形式和数目203.3.2 井硐位置及坐标203.3.3 水平数目及标高213.3.4 石门 大巷数目及布置213.3.5 井底车场的形式选择243.3.6 煤层群的联系243.3.7 采区划分243.4 井硐布置和施工253.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护253.4.2 井筒布置263.4.3 井筒延伸的初步意见263.5 井底车场及硐室283.5.1 井底车场形式的确定及论证283.5.2 井底车场的布置 存储线路 行车线路的布置长度293.5.3 井底车场通过能力计算313.5.4 井底车场主要硐室323.6 开采顺序333.6.1 沿井田走向的开采顺序333.6.2 沿煤层垂直方向的开采顺序343.6.3 采区接续计划343.6.4 “三量”控制情况35第 4 章 采区巷道布置及采区生采产系统374.1 采区概述374.1.1 设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱374.1.2 采区地质及煤层情况374.1.3 采区生产能力 储量及服务年限374.2 采区巷道布置384.2.1 区段划分384.2.2 采区上山布置384.2.3 采区车场布置394.2.4 采区煤仓形式 容量及支护444.2.5 采区硐室简介454.2.6 采区工作面接续454.3 采区准备464.3.1 采区巷道准备顺序464.3.2 主要巷道断面示意图及支护方式46第 5 章 采煤方法505.1 采煤方法的选择505.1.1 采煤方法的选择505.2 回采工艺505.2.1 回采工作面的工艺过程及使用的机械设备505.2.2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式51第 6 章 井下运输和矿井提升536.1 矿井井下运输536.1.1 运输方式和运输系统的确定536.1.2 矿车的选型及数量536.1.3 采区运输设备的选择566.2 矿井提升系统576.2.1 提升方式576.2.2 矿井主提升设备的选择及计算58第7章 矿井通风与安全617.1 通风系统的确定617.1.1 概 述617.1.2 矿井通风系统的确定617.1.3 主扇工作方式的确定617.2 风量计算和风量分配627.2.1 矿井风量计算的规定627.2.2 采掘工作面及硐室所需风量的计算627.2.3 矿井总供风量647.2.4 风量分配原则和方法657.2.5 风量的调节方法657.2.6 风速验算667.3 矿井通风阻力的计算677.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通风阻力677.3.2 矿井等积孔的计算687.4 通风设备的选择697.4.2 电动机的选择707.4.3 反风措施707.5 矿井安全技术措施717.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施717.5.2 预防井下火灾717.5.3 预防水灾措施717.5.4 其它事故预防727.5.5 避灾路线及自救72第8章 矿井排水738.1 概 述738.1.1 矿井水的来源及性质738.1.2 涌水量738.1.3 对排水设备的要求738.2 矿井主要排水设备738.2.1 排水方式与排水系统简介748.2.2 主排水设备及管路的选择计算748.2.3 井底水窝排水设备的选择76第9章 技术经济指标77结论79致谢80参考文献81附录182附录28675绪 论煤炭、石油和天然气是现在主要的能源物质，随着石油被广泛应用，天然气还不能被广泛应用的前提下，煤炭的重要被突显出来，我国是煤炭比较发达的国家之一，有着悠远的历史，采煤方法也多种多样。我本次设计的是七台河精煤集团公司新建四矿，在这次的设计过程中，我学到了很多的知识，包括采煤方法、井田开拓方面的知识、矿井通风以及矿井排水方面的知识等，我在本次中采用了走向长壁式采煤法，分两个水平进行开采煤层，在本井田范围内有五层煤可进行开采，在本次设计中我还了解了关于工作面布置的很多知识，相信这些对我将来工作帮助会很大。在书中我详细的介绍了关于本井田的概况、地质特征、井田境界及储量、井田开拓、矿井通风、采区内的巷道布置等方面内容，希望能通过本次设计掌握更多关于采煤学的知识，并通过自己的努力，总结经验，为实现矿井生产集中化，建设现代化矿井作出自己的贡献。第 1 章 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1 交通位置新建四矿位于黑龙江省七台河矿区西北部，行政区属七台河市新兴区。矿址距七台河火车站约2.5公里。东南距七台河矿务局15公里。地理坐标：东经13053,北纬4545。区内有矿区专用线经七台河站与牡佳线接轨。公路可通经依兰、佳木斯、鸡西、宝清、密山、哈尔滨等市级县及对苏口岸。铁路、公路、交通运输都很方便。交通位置详见图1-1； 图1-1 交通位置示意图1.1.2 地形 地势本矿地形属漫岗及丘陵区，地势特点是西高东低，标高在160190米之间，井田内有新、老两条七台河，均为季节性河流，新七台河河床宽约20米，平水期流量0.51.5m3/s，洪水期流量为1025m3/s。老七台河平水期流量小于0.1m3/s，洪水期流量1030m3/s，井田北部有倭肯河，属常年河流,河宽约30米，水深12米，平水期流量1030m3/s，洪水期流量达1000m3/s以上，河道蜿延曲折，属老年期河流，是汛期主要的防泛地点。1.1.3 气象与水源 1、气象本矿属于亚寒带。年最高气温30.538.2，年最低气温-3137.2，年平均气温1.15.1，年降水量为500mm，年蒸发量968.81635.3mm。冻结期为11月至翌年4月，最大冻结深度为1.291.96m。年平均风速为2.34.4m/s，最大风速1633m/s。 2、水源根据已批准的七台河矿区总体发展规划，矿井用水取自桃山水库。1.2 地质特征1.2.1 矿区内的地层情况1、本矿地层为中生上侏罗统鸡西城子河组下部，地层厚度约800米，含煤24层，总厚50.93米，含煤系数1.9%（见表1-1）表1-1：地层特征表1.2.2 地质构造1、新建四矿位于勃利煤田弧型构造前弧西翼内侧，区内构造形态以南西向倾斜的单斜构造和断裂为主，断层又以 nw向ne倾斜，并行排列的张扭性正断层为主，只有19线南端有一条宽缓隐伏背斜，无岩浆岩侵入体。2、井田内控制有大中型断层一条，该断层是与岩层走向斜交的正断层。该断层的特征可归纳为：以张扭性正断层为主，南西走向，东北倾向。3、本矿的所有大断层均为正断层，本矿的大断层的特征见表1-2表1-2 断层特征表序号编号产状性质落差（m）控制程度备注倾向倾角1f4n4050w50正断层50200617761127可靠资料来源于以往地质报告1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征1、煤层对比的方法和依据：经生产实践和补充勘探证实，原矿井地质报告关于煤层对比方法正确，对比可靠，煤层对比的主要标志层为：87层顶板云母粉砂岩，90层顶板含动物化石层位，99层顶板浅灰绿色凝灰岩层，100层顶板云母粉砂岩。2、煤层组合特征，85与87层，90与91层，95与96层为典型的伴生煤层，层位稳定，易于识别和对比。本井田内有煤层24层，其中可采和局部可采13层，而82#、85#、8#7、90#、91#是我矿的主力煤层。其赋存状况，各煤层特征及变化规律。可采煤层特征见表1-3；表1-3 可采煤层特征表煤层厚度等具体数据如下 见图1-2图1-2 煤岩层综合柱状1.2.4 岩石性质 厚度特征本区内岩性较细，主要由粉砂岩、细砂岩、中砂层及煤层组成，仅有较少的粗砂岩。煤层和岩层的物性差异均比较明显，各岩层的密度差别较小，曲线在各种岩层反应平直，而在煤层反应异常明显，岩石硬度多数为中等硬度的砂岩类，详见表1-4；表1-4 岩石的物理性质指标表岩石类型颗粒密度（g/cm3）块体密度(g/cm3)空隙率n(%)吸水率(%)软化系数（%）凝灰岩2.562.782.292.501.507.500.507.500.520.86砂 岩2.602.752.202.711.602.600.208.000.650.97泥灰岩2.802.902.102.701.0010.00.503.000.440.541.2.5 井田水文地质情况新建四矿地形大部分属于漫岗，标高一般在170200米，井田北部及中部为河谷水文地质区，西部及南部为丘陵水文地质区。我矿深部煤层露头正处在倭肯河河床下，故补给来源丰富。浅部各煤层，除大气降水补给地表外，没有其他来源，由于岩性的不同，岩层的含水性极不均匀，不但存在分带规律且有分层规律。1.2.6 沼气 煤尘及煤的自燃性 根据近几年的测定资料，矿井瓦斯梯度为：82层9.20 m3/min，85层9.35 m3/min，87层17.12 m3/min，90层20.23 m3/min，91层8.65 m3/min。瓦斯绝对涌出量为180.76m3/min，相对涌出量为76.8m3/min，所以本矿为高瓦斯矿井。随着矿井延深和开采强度的增加，矿井的瓦斯涌出量将逐年增加，预计到-250米水平，全矿绝对瓦斯涌出量将达到300m3/min。同时，由于煤层薄，矿区面积大，单巷掘进距离远，给矿井通风带来一定困难。各煤层煤尘爆炸影响指数在3442之间，属有爆炸危险的矿井，顶底板岩石强度为45，对矿井支护，地温地压测试工作没有进行。1.2.7 煤质 牌号及用途新建四矿所采各煤层多属低硫、低磷、中低灰分的焦煤和1/3焦煤，其中1/3焦煤占62.3，发热量一般在65007500大卡/千克。1、煤层的物理性质 已开采煤层，多为亮煤、半亮煤及半暗煤，水平层状构造，结构致密，质脆，垂直节理发育，玻璃光泽，踞状或平面断口，镜下多见凝胶化基质，木质镜煤，丝炭，角质化物质较少，并以角质层为主，树脂体较少，透明基质和形态分子含量少且发鲜红色，形态分子结构不规整。2、化学性质及煤种 我矿煤质变化规律是挥发份随深度增加而降低；煤的变质程度随深度增加而提高。主要开采煤层煤样分析见表1-5。3、煤的工艺特性 现开采煤层多属中低灰份，灰份多为内在灰份，系二氧化硅、氧化铝、氧化铁等，氧化镁、氧化钙较少，故灰熔点达1250以上。 煤的可选性为易选，易选中等煤的可选性灰份与粒度成正比，如91层随着粒度的增大，灰份逐增，是因为结核状无机物难破碎而致。表1-5 煤样分析表1.3 勘探程度及可靠性为了更好地满足煤炭生产的需要，合理利用煤炭资源，给二水平延深提供可靠的地质资料，因此对以往的采探实际成果进行系统整理，综合分析，重新核实储量，为矿井生产和长远规划提供可靠的地质资料依据。第 2 章 井田境界及储量2.1 井田境界2.1.1 井田周边情况本矿的采煤方法和新兴、新立基本相同，采煤工艺也基本相同，煤层的地质、水文地质、煤层赋存等特征也基本相同。安全生产和邻矿安全生产互为影响，新建四矿与新立、新兴相连，与新立矿开采同一组煤层，与新兴矿以74层底板为界。2.1.2 确定井田的依据1、井田要有合理的走向长度；2、以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据；3、能合理的安排地面生产系统和各建筑物，为矿井发展留有空间。2.1.3 井田境界井田境界：东：以第七勘探线为界；西：以青龙山为界；南：以下边界为界；北：以82层煤煤层露头为界；井田走向长度：5311m ；井田倾向长度：3054m；勘探面积：14.115km2。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：（1）矿井设计储量：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性煤柱损失量后的储量；（2）矿井设计可采储量：矿井设计储量减去工业场地的保护煤柱、矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区回采率；2、矿井工业储量是指井田精查地质报告提供的平衡表内a+b+c级储量，它是矿井设计的依据。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*容重/cos为煤层平均倾角计算得zc=552500001.410/cos12=196.8mt。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=（196.800565-29.520084）0.85=142.2mt。详见表2-1可采煤层储量总表。表2-1 矿井可采储量汇总表水平别煤层别工业储量a+b+c(mt)煤炭损失量可采储量工业场地井田境界断层开采损失其他损失合计损失8228.6061.3541.3241.4111.9121.9377.93820.6688526.5601.4231.3251.3671.3461.9097.3719.198720.3691.3111.1271.0151.1241.0715.64814.7219025.3251.4551.3681.2861.3381.5827.02918.2969120.7981.2271.1021.2571.1811.0055.77215.026合计121.6586.776.2466.3366.9017.50433.75787.8988212.3660.6630.6360.5110.7580.8633.4318.9358513.3620.8470.5960.7130.6570.8953.7089.6548715.7520.8240.8180.9290.8240.9764.37111.3819015.5840.7680.7270.9380.9420.9494.32411.269118.0791.0590.9910.9281.0560.9835.01713.062合计75.1434.1613.7684.0594.2354.66620.85354.292总计196.80110.93110.0148.5898.7198.80744.795142.1882.2.2 保安煤柱1、保护煤柱的留设方法（1）工业场地及主要井巷保护煤柱留设不包括在工业场地范围内的立井，圈定其保护煤柱时，保护对象应包括绞车房，井口房和通风机房风道等，围护宽度为20m。斜井受保护对象应包括绞车房、井田、斜井井筒及井底车场。井口围护宽度应为10m。（2）断层带及井田境界煤柱的留设断层带及井田境界煤柱留设尺寸约为2050m宽度。2、本井田边界煤柱留设及断层、井筒周边煤柱的留设井田边界煤柱留设为20m；断层带煤柱留设为30m；井筒周边煤柱留设为15m。2.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限2.3.1 矿井工作制度矿井每日净提升时间为16小时；矿井年工作日按330天计算；矿井采用四六工作制，其中半班进行检修，三班半进行采、掘工作。2.3.2 矿井生产能力及服务年限 本矿井已查明的工业储量为196.8mt,计算并确定本井田的可采储量为142.2mt。根据地质报告的资料描述，煤层生产能力大、储量丰富以及赋存深等因素，初步决定采用中型矿井设计。并初步确定三个方案，即矿井生产能力为0.30mt/a，1.20mt/a和1.80mt/a三个方案，分析论证如下：按照公式p=z/ak式中，p矿井设计服务年限，a；z井田的可采储量,mt； a矿井生产能力,mt/a； k矿井储量备用系数，一般取1.4。计算得：p1=338.6a； p2=84.6a； p3=56.4a。经与采矿设计手册和煤矿安全规程相核对，确定84.6a为比较合理的服务年限，即本矿井的生产能力为1.20mt/a。2.3.3 矿井设计服务年限矿井设计服务年限 p=z/ak式中，p矿井设计服务年限，a；z井田的可采储量,mt；a矿井生产能力,mt/a；k矿井储量备用系数，一般取1.4。计算得：p=z/ak=142.2/（1.201.4）=84.6a。第 3 章 井田开拓3.1 概 述3.1.1 井田内外及附近矿井开拓方式概述新建四矿与新兴煤矿为邻，新兴煤矿以立井开拓为主，采用两水平上山式开拓，立井是我国广泛使用的方式。3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况1、井田内煤层埋藏深度为+150-250，煤层倾角12左右。其中91#、90#层间距为10m，可进行联合开采。82#、85#、87#层间距分别为31.5m和48m，可采用联合开采，所以分为两组进行开采；2、构造复杂,井田内有f4一条大断层；3、煤层平均倾角约为12，且含水层较少，可以采用上山开采。3.1.3 确定井田开拓方式的原则1、建立并完善通风系统，减少巷道的维护量；2、合理开发国家的资源，减少煤炭损失；3、保证矿井有较高的综合生产能力，并且生产能力和储量、服务年限相适应。3.2 矿井开拓方案的选择3.2.1 井硐形式和井口位置1、井硐形式方案比较根据本井田的地质条件及煤层的实际情况，平硐开拓方式应直接否定，因为在技术上不合理，现依据该井田的煤层赋存、地质构造等因素，提出两种井筒开拓方案，具体情况如下：方案1 双斜井开拓；方案2 双立井开拓；以上两种井筒开拓方案技术比较如下：（1）双斜井开拓：斜井的优点包括井筒装备和地面建筑物少，所以钢材消耗量小；掘进速度快，比立井投资少；井筒掘进技术和施工设备比较简单；容易实现多水平生产。 斜井的缺点包括斜井要比立井长得多；电缆所需的管线长度较长。技术评价：本井田一水平设在0水平标高，根据煤层的赋存情况采用斜井开拓在技术上不可行。（2）双立井开拓：立井的优点包括机械化程度高，易于自动控制；通风条件好，人员升降速度快，维护费用低；立井的井筒短，提升速度快，提升能力大。立井的缺点包括掘进速度慢；初期投资较多。技术评价：根据本井田的地质构造、煤层赋存状况等因素，满足采用双立井开拓的条件，故此方案在技术上可行。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）井筒主井1 1320105010-4=138.6680300010-4=204副井1 1320105010-4=138.6680300010-4=204风井7 1000300010-4=300130300010-4=39井底车场8 100090010-4=90100090010-4=90石门开凿3 200080010-4=160205080010-4=164二水平延深开凿3 2000115010-4=2301250115010-4=143.8总计9 1057.4844.82、井口位置井口位置的选择是井田开拓的重要组成部分，在选择开拓方式的同时，就要考虑各种可能的井口位置，对矿井井筒位置有以下的要求：（1）井下条件包括尽量避开地质复杂的地段或地层；在井田走向方向的储量中央或靠近中央位置；尽量减少井筒及工业场地煤柱数量。 （2）地面条件包括井筒应建在比较平坦的地方；工业场地要少占田，尽量不占田；井口位置要与矿区总体规划布局相协调。 将井筒放在井田中央位置时，此时水平标高定在了0m。确定井口的位置，坐标为：主井：（-89481，-5075018）副井：（-86481，-5075036）3.2.2 开采水平数目和标高1、开采水平简称“水平”，运输大巷及井底车场所在的位置及所服务的开采范围。开采水平的尺寸以水平垂高表示。 2、水平划分方案比较 根据以上各方面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；表3-2 水平开采划分方案表第一水平的标高（m）第二水平的标高(m)第三水平的标高(m)阶段垂高(m)第一水平储量（mt）第二水平储量（mt）第三水平储量（mt）第一水平服务年限(a)第二水平服务年限(a)第三水平服务年限(a)方案一0-25025059.47282.72635.449.2方案二50100-25015049.70539.28953.19429.523.431.7根据这两种方案所计算的各项数据得：方案二的垂高符合煤矿生产规程的规定，但服务年限不满足要求，故此方案不可行；方案一的垂高和服务年限都符合煤矿生产规程的规定，因此选择方案一。总储量为zc=142.2mt，设计生产能力为1.20mt/a；服务年限为t=z/ak=142.2/(1.201.4)=84.6a。图31 水平划分示意图3.2.3 开拓巷道的布置 1、开拓巷道布置方式的选择根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为单煤层布置、分煤组布置和全煤组集中布置，各种方式的适用条件不一样，各有各的优点，本矿采用集中运输大巷和采区石门的布置方式，集中运输大巷应用广泛，适用于多水平生产，容易解决运输、通风的干扰，而且适用于层间距大小悬殊，煤层数的矿井。2、阶段或水平是沟通采区与井底车场的交通运输干线。见开拓方案剖面示意图3-2和开拓方案比较表3-3。图3-2 开拓方案剖面示意图表3-3 开拓方案比较表方案一（立井）方案二（斜井）工程量/米单价/万元费用/万元工程量/米单价/万元费用/万元井 筒518.753155616991.22039运输大巷35240.9317261230.95511主要石门18000.9162018000.91620井底车场10000.09909000.0981总 计643892513.3 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、地质构造等因素，该矿井采用双立井开拓。详见井筒开拓方案剖面示意图3-2。3.3.2 井硐位置及坐标根据本井田的实际情况，本设计矿井井筒位置详见开拓剖面示意图3-2。两立井位于井田中央，坐标分别为：主井：（-89656 , -5074826）；副井：（-89573 , -5074826）。3.3.3 水平数目及标高根据本井田的煤层赋存条件、地质构造等因素，本设计矿井在0m水平标高处划分一个水平，阶段垂高250m，在0m水平标高上布置水平开拓巷道、井底车场及各硐室，井田范围内各煤层以0m开采水平为界，再采用上山开采。3.3.4 石门 大巷数目及布置本设计矿井的开拓巷道布置方式为集中运输大巷及采区石门布置。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。其内部设施也相同。该设计矿井大巷、石门断面的各项内容见图3-3、表3-4；图3-4、表3-5。图3-3 大巷断面图表3-4 大巷断面特征表巷道形状支护方式断面积（m2）设计尺寸（m）净周长(m)喷厚(mm)净掘顶高底宽半圆形锚喷12.9914.804000425013.63175图3-4 石门断面图表3-5 石门断面特征表巷道形状支护方式断面积（m2）设计尺寸（m）净周长(m)喷厚(mm)净掘顶高底宽半圆形锚喷12.9914.804000425013.631753.3.5 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，井底车场设计直接影响着矿井的安全和生产。按照矿车在井底车场内运行特点，井底车场可分为：环行式和折返式两大类型。井底车场形式选择的因素有井巷工程量小，建设投资省，便于维护，生产成本低；各井筒间，井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，缩短建设时间，施工方便；矿井生产能力有足够的富裕系数，有增产的可能性；矿井生产能力和通过能力也是一个重要的因素。3.3.6 煤层群的联系本设计矿井井田范围内共有五层可采煤层，即82#、85#、87#、90#、91#煤层，参见可采煤层特征表及巷道开拓方案剖面示意图3-2。90#、91#煤层层间距小，故这两层煤可进行联合开采，82#、85#、87#煤层联合开采。3.3.7 采区划分本井田走向长度大，欲从井田边界沿整个阶段用后退回采式，从时间上、投资上和实际开采条件上都不是很合适，所以每个采区有一套独立的生产设施，这其中包括上下山提升、运输设备等。将井田划分成若干采区时，应考虑如下所述原则：1、采区划分要考虑采区接续关系，使其适应各翼储量及产量分配；2、初期采区尺寸要适应目前输送机的实际长度，根据该设计井田的地质构造及煤层赋存等因素，本设计矿井第一水平划分为六个采区，分别为西一采区、西二采区、西三采区、西四采区、东一采区和东二采区。见采区划分示意图3-5。图3-5 采区划分示意图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综合柱状图和井筒开拓剖面图。本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，确定主副井筒支护方式如下：主井井筒 副井井筒表土段：喷射混凝土砌碹 表土段：喷射混凝土砌碹煤层段：石材砌碹 煤层段：石材砌碹基岩段：锚喷支护 基岩段：锚喷支护3.4.2 井筒布置井筒平面设计的依据和要求：1、设计依据包括井筒装备的类型和规格；2、井筒允许最大风速不超过下表的要求；表3-6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设梯子间的风井83、力求把井筒断面做到紧凑、投资少、施工方便、生产安全可靠。井筒布置见井筒断面图3-6，3-7。3.4.3 井筒延伸的初步意见本矿井井筒延伸的初步意见为：延原井筒继续延伸到二水平-250m标高。 图3-6 主井井筒断面图图3-7 副井井筒断面图3.5 井底车场及硐室3.5.1 井底车场形式的确定及论证井底车场形式必须满足的要求包括调车简单，管理方便，弯道及分岔点少；井底车场巷道间能迅速贯通；井底车场的形势也取决于矿车的类型。井底车场是连接井下运输的枢纽，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。动力供应、排水、通风及人员升降等，也必须通过井底车场。根据以上原则本矿井采用卧式环形井底车场。3.5.2 井底车场的布置 存储线路 行车线路的布置长度1、井底车场线路布置的要求包括尽量减少道岔和交岔点；井底车场的线路工程量小。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，如果存车线长度过短，将会影响矿井生产能力；反之，如果存车线过长，会使列车的调车时间增加，反而降低了车场通过能力，并相应的增加了车场工程量。3、存车线长度的计算（1）主井主井空、重车线、副井进、出车线长度为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。依据公式得 l1184+14.5+1288.5，取l89m。（2）副井m=1列，n28辆，l12m，n=1台，l26m，l315m； l1282.0+16+1575.5，取l77.5m材料车线有效长度为l=nclc+nsls 式中 l 材料车线有效长度，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。依据公式得 l=nclc+nsls=106.6=66m；根据实际需要取材料车线长66m。4、线路道岔的计算表3-7道岔技术特征表序号道岔型号名 称辙叉角主要尺寸（mm）质量kgab1zdk930-7-40单开522681241320026252zdx930-4-1522渡线38464987175232100950035533zdc930-4-20对称2411468971221366单开道岔非平行线路联接zdk930-7-40：；=45；a=5226mm；b=8124mm；=24000mm；可得，、。=37； =8568mm；m=5156+16399/=13841mm；=22596； mm；mm；mm。单开道岔平行线路联接zdc930-4-20：=13059；a=2411mm；b=4689mm；=24000mm；=1635mm；=15214mm；11964mm。渡线道岔线路联接 zdk930-4-1522：=151012；a=3846mm；b=4987mm；=17523mm； =2100mm；=9500mm；求：、 由公式得 mm； 由公式得 mm。 5、调车方式各列车运行详见井底车场运行图表3-8。表3-8井底车场运行图表3.5.3 井底车场通过能力计算1、按运量和净载重计算本设计生产能力为1.20mt/a，日产煤2116.8t，矸石量占20%，日运量为2116.820%=423.36t；掘进煤占5%，日运量为2116.85%=105.84t；井底车场线路布置采用3.0t底卸矿车运煤，10t架线式电机车牵引，每列车内由16辆矿车组成；辅助运输采用1.0t固定式矿车，每日3.0t底卸式列车数=2850/（318）=37.24；每日煤矸混合列车数（423.36105.84）/1.719+91）12.8则列车数为37.24：12.83：1。每一调度循环内有3列3.0t底卸式矿车和1列1.0t固定式矿车组成，每一调度循环时间=2.88+2.90+2.90+13=21.68min；列车进入井底车场的平均间隔时间=21.68/4=5.42min；列车在井底车场平均运行时间=（3403.4+1065.9）/4=569s=9.48min。2、井底车场通过能力计算n24.2(1833+19)/（1.1521.68）=169.65mt/a；车场通过能力富裕系数为k158.24/120=1.4141.3，符合煤矿安全规程要求。 3.5.4 井底车场主要硐室1、主井系统硐室主井井底散煤采用矿车处理，用绞车提升至车场水平。主井设有3.0t底卸式矿车卸载站硐室、井底煤仓装载硐室、清理井底散煤硐室及井底煤仓等。2、副井系统硐室副井系统硐室有主排水泵房、副井井筒与井底车场连接处、水仓及主变电所等。3、其它硐室其它硐室有防火门硐室、调度室、医疗室、电机车车库、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。图3-8 井底车场线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，因此开采顺序应满足下列要求：1、符合煤层采动影响关系，争取能开采更多的煤炭资源；2、降低掘进率，使井巷基建投资减少，为国家省了很多钱；3 保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常接替，创造更多的经济利益。3.6.1 沿井田走向的开采顺序依据本矿井的采区划分的具体情况，采用走向长壁后退式开采，详见采区接续图表3-9。表3-9采区接续图表3.6.2 沿煤层垂直方向的开采顺序本矿井设计总体采用下行式开采。由于91#和90#为联合开采，将其划分为一个采区，为首采区。在开采的时候，为早达产，将首先开采91#、90#煤层，再开采82#、85#、87#煤层，故开采顺序依次为91#、90#、87#、85#、82#煤层。3.6.3 采区接续计划根据井田的地质条件，以自然断层为界，将该井田第一水平划分为6个采区，见前面采区划分示意图3-5。3.6.4 “三量”控制情况1、开拓煤量开拓煤量是指井田范围内已掘进的开拓巷道所圈定尚未采出的可采储量。可按下式计算：zd=(lhmd-zg)c式中： zd开拓煤量，mt； l煤层两翼以开拓的走向长度，m； m开拓区煤层平均厚度，m； h采区平均倾斜长，m； d煤的视密度，t/m3；zg地质损失，是因为地质水文条件不利所造成的损失， mt；c采区回采率，。本矿井的开拓煤量为：zd5311213321.40.85=16.84mt。2、准备煤量可按公式计算：式中： zp（lhmd-zg）czp准备煤量，mt；l采区走向长度，m； h采区倾斜可采长度，m；m设计采高或采厚，m；zg 采区内的地质损失，mt。本矿井的准备煤量为：zp(184781621.4)0.85=3.587mt。3、回采煤量回采煤量就是已生产和准备接替的各采煤工作面尚保有的可采储量。在一般情况下，其为概括性指标，矿井三量符合上述规定即能达到平衡，即可移交生产。第 4 章 采区巷道布置及采区生采产系统4.1 采区概述4.1.1 设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱本采区为西二采区，位于井田中部，北部以91#煤层露头为界，南部以0m为界，西部以井田边界为界，东部以f4断层为界。走向长1847m，南北倾向长848.5m。采区内留设的煤柱宽度为：岩石大巷20m，井田边界30m，采区断层30m。4.1.2 采区地质及煤层情况西二采区地质构造简单，煤层发育稳定，地质条件简单，倾角在12左右。顶底板条件稳定，煤层顶底板以细砂岩为主,瓦斯绝对涌出量为20.265m3/min，地下水涌出量137.6m3/s。4.1.3