采矿工程毕业设计（论文）-开滦矿业集团东欢坨矿1.5Mta新井设计【全套图纸】

- 1 - 摘 要 本设计矿井为开滦矿业集团有限责任公司东欢坨煤矿 1.5Mt/a 新井设计， 共有三层可采煤层，煤层平均总厚度为 9.2m，煤层工业牌号为肥气煤。设计 井田的可采储量 127.56 Mt，服务年限为 61a。 本设计矿井采用双立井开拓方式，划分两个开采水平。采用集中大巷布置， 大巷采用 10t 架线式电机车牵引 3.0t 底卸式矿车运输，采煤方法为走向长壁 后退式采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤工艺，采空区处理方法为全部垮落 法。 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。 矿井的通风方式为中央分区抽出式。 关键词： 开拓方式 水平开采 集中大巷 走向长壁 全套图纸，加全套图纸，加153893706153893706 - 2 - Abstract This design mine pit for Kailuan Mining industry Group Limited liability company east happy lump coal mine 1.5Mt/a new well design, altogether has three to be possible to mine coal the level, coal bed average total thickness is 9.2m, the coal bed industry trademark is the fat gas coal. Design well field recoverable resources 127.56 Mt, the service life is 61a. This design mine pit selects the double vertical shaft development method, divides two mining levels.Uses concentrates the big lane arrangement, the big lane uses the 10t wire laying type electric locomotive to tow the 3.0t bottom-dump mine car transportation, the mining coal method for moves towards the long wall backlash type mining coal law, the mining coal craft for the synthesis mechanization mining coal craft, picks the depletion region processing method for to break down completely falls the law. The main well uses the multi-ropes to rub the ore basket promotion, the vice-well uses the rigid combination pot cage promotion. The mine pit well ventilated way extracts the type for the central district. KeyKey word:word: DevelopmentDevelopment wayway MiningMining levellevel GatheringGathering mainmain roadwayroadway LongwallLongwall coalcoal miningmining methodmethod - 3 - - 1 - 目 录 摘 要 1 Abstract 2 绪论 1 第 1 章 井田概况及地质特征 .2 1.1 井田概况 2 1.1.1 交通位置 2 1.1.2 地形地势 3 1.1.3 气象及地震情况 3 1.1.4 矿区煤田发展史 3 1.1.5 矿区工农业及原料供应 3 1.1.6 主要建筑材料供应情况 3 1.1.7 水源、电源条件 3 1.2 地质特征 .4 1.2.1 矿区范围内的地层情况 4 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 5 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 5 1.2.5 水文地质情况 6 1.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性 6 1.2.7 煤质、牌号及用途 6 1.3 勘探程度及可靠性 .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 井田境界 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 保安煤柱 9 2.2.3 储量计算方法 9 2.2.4 储量计算的评价 .10 - 2 - 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 矿井生产能力的确定 .10 2.3.3 矿井服务年限 .10 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 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况 .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 .17 3.2.3 开拓巷道的布置 .18 3.3 选定开拓方案的系统描述 .20 3.3.1 井硐形式和数目 .20 3.3.2 井筒位置及坐标 .20 3.3.3 水平数目及高度 .21 3.3.4 大巷数目及布置 .21 3.3.5 井底车场形式的选择 .23 3.3.6 煤层群的联系 .23 3.3.7 采区划分 .23 3.4 井筒布置及施工 .24 3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井筒维护 .24 3.4.2 井筒布置及装备 .26 3.4.3 井筒延伸的初步意见 .29 3.5 井底车场及硐室 .29 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 .29 3.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度 .30 3.5.3 井底车场通过能力验算 .31 3.5.4 井底车场主要硐室 .34 3.6 开采顺序 .34 3.6.1 沿井田走向的开采顺序 .34 3.6.2 沿井田倾斜方向的开采顺序 .34 3.6.3 采区接续计划 .35 - 3 - 3.6.4 “三量”控制情况 .35 第 4 章 采区巷道布置 .37 4.1 采区概况 .37 4.1.1 采区位置、边界及范围 .37 4.1.2 采区地质和煤质情况 .37 4.1.3 采区生产能力、储量及服务年限 .37 4.2 采区巷道布置 .37 4.2.1 区段划分 .37 4.2.2 采区上山布置 .38 4.2.3 采区车场布置 .40 4.2.4 采区煤仓形式、容量及支护 .45 4.2.5 采区硐室简介 .46 4.2.6 采区工作面接续 .46 4.3 采区准备 47 4.3.1 采区巷道的准备顺序 .47 4.3.2 采区巷道的断面图及支护方式 .47 第 5 章 采煤工艺 .51 5.1 采煤方法的选择 .51 5.2 回采工艺 .51 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 .51 5.2.2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式 .53 第 6 章 井下运输和矿井提升 .56 6.1 矿井井下运输 .56 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 .56 6.1.2 矿车的选型与数量 .56 6.1.3 采区运输设备的选择 .58 6.2 矿井提升系统 .59 6.2.1 提升方式 .59 6.2.2 矿井主提升设备的选择及计算 .59 第 7 章 矿井通风与安全 .61 7.1 矿井通风系统的确定 61 7.1.1 概 述 61 7.1.2 矿井通风系统的确定 .61 - 4 - 7.1.3 主扇工作方式的确定 .61 7.2 风量计算和风量分配 .62 7.2.1 矿井风量计算的规定 .62 7.2.2 采掘工作面及硐室所需风量的计算 .62 7.2.3 矿井总供风量 .65 7.2.4 风量分配 .65 7.2.5 风量的调节方法与措施 .66 7.2.6 风速验算 .66 7.3 矿井通风阻力的计算 .68 7.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通风阻力 .68 7.3.2 矿井等积孔的计算 .70 7.4 通风设备的选择 .71 7.4.1 主扇的选择计算 .71 7.4.2 电动机的选择 .72 7.4.3 反风措施 .72 7.5 矿井安全技术措施 .72 7.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 .72 7.5.2 预防井下火灾 .73 7.5.3 其它事故预防 .73 第 8 章 矿井排水 .75 8.1 概 述 .75 8.1.1 矿井水的来源及性质 .75 8.1.2 涌水量 .75 8.1.3 对排水设备的要求 .75 8.2 矿井主要排水设备 .76 8.2.1 排水方式与排水系统简介 .76 8.2.2 主排水设备及管路的选择计算 .76 8.2.3 井底水窝排水设备的选择 .78 第 9 章 矿井主要技术经济指标 .79 总结 .81 参 考 文 献 82 致 谢 83 附 录 1 外文资料翻译译文 84 - 5 - 附 录 2 外文原文 92 - 1 - 绪论 东欢坨井田地处河北省唐山市，附近有北京、天津等各大城市。东欢坨井 田的开采，对附近大城市的煤炭供应有相当大的帮助。 根据有关部门提供的相关资料，东欢坨井田范围内地质条件优越，就目前 的技术条件具备一定的开采条件。 本设计矿井为 1.5Mt/a 的新型矿井设计。整个井田勘探面积约为 15Km2。 共有可采煤层三层，煤层总厚度达 9.2m，多为肥煤，混有少数气煤。经初步 计算，设计井田的可采储量为 127.56Mt，服务年限为 61a。 本设计矿井采用双立井开拓方式，整个矿井划分为两个水平开采，一水平 服务年限 25a。运输大巷布置选用集中大巷布置方式。大巷运输选用 10t 架线 式电机车牵引 3t 底卸式矿车运输。一水平划分为六个采区，均为双翼采区。 结合相关地质资料及有关规定，本设计矿井采用走向长壁后退式采煤方法， 综合机械化采煤工艺，采空区处理选用全部垮落法，矿井通风方式采用中央分 区抽出式。 - 2 - 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 1矿区地理位置 东欢坨井田位于河北省丰润县韩城与新军屯两镇之间，东距唐山市约 15km。详见图 1-1。 2水陆交通状况 由唐山市至玉田、宝坻县的公路经过本井田。井田北有京秦铁路，东有 京山和唐遵铁路，京唐高速公路和唐山市外环线公路均在矿井附近，交通便 利。 多织寨 多织寨 新军屯 识道 声道 钱家营东欢坨 韩城 唐山 曹家庄 赵各庄 荆各庄 名庄 陕河水库 唐山市交通位置图 1：200万 图 1-1 交通位置图 - 3 - 1.1.2 地形地势 本井田属于冲积平原地形，井田内无山峦起伏，也无河流穿过，地形平坦。 北部油房庄附近地形标高为+25m，南部南曹庄附近为+5m，地形坡降为 1.6，地势东北高，西南低。 1.1.3 气象及地震情况 本区属大陆性气候。平均气温 11.1，最低气温-21，最高气温 39.6。 平均降雨量为 614.7mm，最大降雨量为 1007.7mm，年平均蒸发量 1321.1mm， 平均湿度 34.8%。冰冻期由每年 12 月至翌年 3 月初，冻土深度 0.60.8m。积 雪最大厚度 190mm，最小厚度 40mm。年最大风速为 25m/s。根据河北省最新颁 布的地震区划图，本区地震烈度为八度。 1.1.4 矿区煤田发展史 本设计矿区为新建矿井，煤田范围内无发展史。 1.1.5 矿区工农业及原料供应 矿区煤炭、钢铁、水泥、陶瓷等工业非常发达，轻工业也比较发达；农业 主要以小麦、玉米、高梁及棉花等农作物为主，发展情况良好。 1.1.6 主要建筑材料供应情况 矿井建设所需的主要建筑材料如钢材、木材、水泥、砂石等都可以在当地 得到解决。 1.1.7 水源、电源条件 矿井水资源丰富，能保证生产及生活用水，水源可靠。 矿井电源引自韩城 220kV 变电站，供电电源可靠。矿井工业场地建有 110kV 变电站，双回路运行。 - 4 - 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 东欢坨矿地层走向为 N58E，倾向为 NS，倾角为 9-13。地层厚度 175m，表土及风化带厚度为 25m，表土中无流沙层，岩层多由粉砂岩组成。详 细参考综合柱状图 1-2。 10.4-16.3 13.4 12.6 8.2-14.1 11.5-17.6 14.2 粗砂岩 层状节理逐渐出现并增厚 细砂岩 8.5-23.0 16.1 煤5号 3.4-4.3 3.8 以半亮型和半暗淡型煤为主 （老顶） 粉砂岩 （老底） 11.2-15.7 13.6 （老顶） 煤8号 1.8-3.0 2.4 以半亮型和光亮型煤为主 中砂岩 （老底） 粉砂岩 （老顶） 煤9号 2.3-3.64 3.0 以半亮型和光亮型煤为主 细砂岩 6.4-13.5 9.4 第 四 系 上 侏 罗 统 大 苗 庄 组 岩性柱状 煤岩层 名称 厚度 最大-最小 平均 岩性描述 比 例 1：200 地层单位 系统组 (m) 灰色、水平层理、致密坚硬 浅灰色、快状、层理不明显 灰白色、快状、粒度分选不 均匀 黑灰色、石英为主、胶结致 密、坚硬、层理发育较好 灰色、石英砂岩硅质胶结、 坚硬（老底） 灰色、石英砂岩、坚硬 粉细互层 10.6 7.2-12.1 灰白色、以石英为主、坚硬 、层理明显 中砂岩 3.2-10.7 6.4 图 1-2 综合柱状图 - 5 - 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 东欢坨井田范围内主要地质构造为断层，其中断层 4 个。均为正断层，铅 直地层断距在 5-10m 之间，大多数为倾向断层。详细参考断层特征表。 表 1-1 主要断裂构造表 产状落差序 号 断层 编号 断层 性质走向()倾向()最大最小 查明 程度 1F1 正N20EN30E3075SE 22060 可靠 2F2 正N2035W 75SW300300 可靠 3F3 正N1020W5570SE 25040 可靠 4F4 正N2238W5070NE 300150 可靠 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 东欢坨井田范围内开采煤层为上石炭统赵各庄组与下二迭统大苗庄组。可 采煤层为 3 层，分别为 5#、8#、9#，全区可采。全区可采总厚度为 9.2m。详细 特征参见表 1-2。 表 1-2 煤层特征表 1.2.4 岩石性质、厚度特征 有关岩石性质及厚度特征详见表 1-3 所示。 煤厚(m)层 次 最小最大平均 平均间 距(m)稳定性发育范围顶板底板 5#3.54.13.8 稳定全区发育细砂岩粉砂岩 8#2.22.52.4 稳定全区发育粗砂岩中砂岩 9#2.73.23.0 38 42 稳定全区发育粉砂岩细砂岩 - 6 - 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 22.65252200.50.40.58110 砾 岩 2.3 2.65151150.21.50.8828 泥 岩 2.7 2.81.65 12.83 0.62.027510 灰 岩 2.2 2.75205200.52.018510 页 岩 2.0 2.416301100.21.013.528 1.2.5 水文地质情况 根据煤炭资源地质勘探规范按直接充水含水层的富水性及补给条件， 东欢坨井田矿床属于水文地质简单矿床。 1.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性 1瓦斯赋存情况及涌出量 经过相关部门的瓦斯鉴定结果，东欢坨矿井瓦斯绝对涌出量为 0.211m3min，瓦斯相对涌出量为0.142m3t，采区最大瓦斯相对涌出量为 0.270 m3t。属低瓦斯矿井。 2煤尘爆炸性及煤的自燃情况 本矿井煤尘具有爆炸性，爆炸指数 34.540.2。9 煤较易自燃， 9 煤自然发火期为 1217 个月。地温正常，无热害。 1.2.7 煤质、牌号及用途 主要可采煤层均属较高挥发份的 肥气煤，煤种单一，以 肥气煤号、号、 号为主，气煤号、号甚少。 - 7 - 1.3 勘探程度及可靠性 东欢坨井田范围内进行了大量的精查工作。除以往工作量外，最后在精 查区又探了 多个钻孔，基本上搞清了本井田的煤层赋存情况和主要地质构 造。但由于勘探水平有限，有一部分地质构造是难推定的，控制程度有一 定的摆动。 矿井涌水量和瓦斯涌出量是用类比法推算的，所以可靠性都不足待矿井 建成投产后根据实际测得的数据重新确定。 - 8 - 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井田范围、储量、煤层赋存及开采条件要与矿井生产能力相适应； 2保证井田有合理的尺寸； 3充分利用自然等条件划分井田； 4合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井之间的关系。 2.1.2 井田境界 根据上述原则，结合东欢坨矿区井田的实际情况，东欢坨井田境界的确定 为：西部以 F1断层为界；东部以 F4断层为界，上部以煤层露头线为界；下部 以-650m 标高线为界。井田参数如下： 井田走向长度：5150m 倾斜长度：2620m 勘探面积：14711300m2 2.1.3 井田未来发展情况 该井田向东和向西均以自然断层为界，向下以-650m 标高为界，随着技术 的进步和勘探水平的全面提高，井田范围内探明储量会越来越精确，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 东欢坨井田范围内计算储量的煤层有 5#、8#、9#各煤层储量计算边界与井 田境界基本一致。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储 量。 矿井工业储量是指平衡表内 A+B+C 级储量的总和。 矿井设计储量=工业储量-断层煤柱-防水煤柱-井田境界煤柱-永久性煤柱 损失。 - 9 - 矿井可采储量=矿井设计储量-(工业场地保护煤柱+保护煤柱煤量)采区 回采率。 2.2.2 保安煤柱 本设计矿机依据矿井设计安全规程规定，留设保安煤柱如下： 1各煤层在露头处留设 20m 保安煤柱； 2边界断层留设 20m 保安煤柱； 3井田内部断层留设 30m 煤柱。 2.2.3 储量计算方法 1工业储量计算 计算公式 ：块段储量 =块段面积 平均倾角 块段平均厚度 容重 根据储量计算图、通过登高线块段计算本井田工业储量为 127.56Mt。 表 2-1 可采煤层储量计算总表 煤炭损失量 (万 t) 水 平 煤 层 (万 t) 工业 储量 (万 t) 工 业 场 地 边 界 断 层 开 采 损 失 合计 可 采 储 量 (万 t) 5#3072.3122.89184.34553.01860.242212.06 8#2102.184.08126.13378.38588.591513.51 9#2263.890.56135.83407.48633.861629.94 合计7438.2297.53446.31338.872082.75355.51 5#4245.36169.81254.72764.161188.73056.66 8#2904.72116.19172.28522.85813.322091.40 9#3128.16125.13187.69563.07875.882252.28 合计10278.2411.13614.691850.082877.97400.34 总合计17716.4708.661060.993188.954960.612755.85 - 10 - 2可采储量计算 计算公式如下： CpZZck 式中 可采储量， Mt； kZ 工业储量， Mt；cZ 永久煤柱损失，Mt；p 采区回采率 。 C 本设计矿井煤层厚度介于 2.43.8 之间，属中厚煤层。按相关规定，取 回采率 C=80%。 经各煤层可采储量计算，汇总计算出来本井田可采储量为 127.56Mt。 2.2.4 储量计算的评价 本设计矿井的相关计算均严格按照有关规定执行，但由于本人的技术水平 有限，计算所得的数据可能与实际的矿井储量有一定的误差。 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 该设计矿井年工作日确定为 330d，矿井每日净提升时间为 16h，采用三班 八小时工作制度。 2.3.2 矿井生产能力的确定 矿井生产能力的大小主要依据井田储量、煤层赋存状况、地质条件等情况 来确定，还应该考虑当前及今后市场的需煤量。根据该井田的实际情况，初步 拟定了三种矿井年生产能力方案，具体计算如下： 方案 A：1.8Mt/a 方案 B：1.5Mt/a 方案 C：1.2Mt/a 上述方案，还应根据矿井服务年限及今后市场的需煤量确定最终方案。 - 11 - 2.3.3 矿井服务年限 矿井服务年限的计算公式如下： AK Z T 式中 矿井设计可采储量，Mt；Z 生产能力，Mt/a；A 矿井储量备用系数，K =1.3-1.5；K 根据本设计矿井实际情况，K 值取 1.4。 依据以上拟订的矿井生产能力，服务年限的确定现提出的三种方案具体如 下： 方案 A：1.8Mt/a a AK Z T45 方案 B：1.5Mt/a a AK Z T61 方案 C：1.2Mt/a a AK Z T76 参照煤炭工业矿井设计规范规定，方案 B 比较合理，即：矿井生产能 力：A=1.5Mt/a,矿井服务年限：T=61a。 - 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 东欢坨井田东邻范各庄矿，西邻赵各庄矿，井田范围内无开发史。范各庄 矿及赵各庄矿全部采用双立井多水平分组大巷开拓方式。本井田范围内，煤层 倾角 913，属于低瓦斯、水文矿井。 井田范围内地质构造简单，多为断层，混有少数的背斜。本设计矿井可采 储量为 127.56Mt，年产量为 1.5Mt/a，矿井设计总服务年限为 61a。 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况 根据相关的详细报告内容可初步确定本设计矿井水文地质等条件对井田开 拓的影响较小，只有煤层赋存深度对开拓方式的影响较大。 本设计矿井建设必须按照相关规定、规范的建设程序办事，拟订开拓方案 必须充分考虑主井工艺系统的械化装备水平。机械化程度的高低直接影响井型 和经济效果，而且提升、运输设备的革新发展对开拓方式的选择也有较大的影 响。 3.2 矿井开拓方案的选择 3.2.1 井硐形式和井口位置 按照煤层的倾角不同，开拓方式划分为以下四种形式：(1)平硐开拓；(2) 斜井开拓；(3)立井开拓；(4)综合开拓方式。由于开拓方式对矿井建设的影响 极大，因此在确定方案之前，应该进行详细的技术经济比较及分析，以保证开 拓方案的合理性、可行性。 1井筒形式 根据本设计井田的地形地质及煤层赋存特征可知：平硐开拓方式的条件不 具备。由于本设计井田的煤层赋存较深，斜井开拓在技术及经济上较立井开拓 - 13 - 有相当大的劣势，也不适于本井田。依据本井田的地质状况、煤层赋存、井型、 服务年限等要求，提出以下三种立井开拓方案： (1)方案一：双立井开拓方式(井口位置位于井田中部)：如图 3-1 所示。 图 3-1 双立井开拓方式图(井口位置位于井田中部) (2)方案二：双立井开拓方式(井口位置位于井田浅部)：如图 3-2 所示。 图 3-2 双立井开拓方式图(井口位置位于井田浅部) (3)方案三：立井加暗斜井开拓方式：如图 3-3 所示。 - 14 - 图 3-3 双立井加暗斜井开拓方式 (1)技术比较 方案一：双立井开拓方式(井筒位于井田中部) 优点： 井筒短，提升速度快，提升能力大； 便于井筒延伸； 对于开采深部赋存煤层有长处； 适应性强，技术成熟可靠； 通风断面大，风阻小，满足大风量要求。 缺点： 需要大型的提升设备； 多水平开拓，由于井田煤层的间距较大，开挖立井石门长度大，掘进工 程量大，掘进费用高； 井底车场位于煤层中部的岩石当中，受煤层采动影响，车场不稳定，不 利于后期开采； 初期投资大，建井期限稍长。 方案二：双立井开拓方式(井筒位于井田浅部) 优点： 井筒短，提升速度快，提升能力大。大于斜井提升的能力； 井底车场位于最下部煤层的底部，车场比较稳定，有利于后期井田开采； 便于井筒延伸； 适应性强，技术成熟可靠，本井田的地质条件完全适合立井开拓； 对于开采深部赋存煤层有长处； 通风断面大，风阻小，满足大风量要求。 - 15 - 缺点： 多水平开拓，立井石门长度大，掘进工程量大，掘进费用高； 需要大型的提升设备； 初期投资大，建井期限稍长。 方案三：立井加暗斜井开拓方式 优点： 有助于辅助运输。 掘进速度快； 可满足最大风量的通风要求； 缺点： 地面工业建筑分散，生产调度及联系不方便； 地面工业建筑占地多，增加了煤柱损失； 井口相距较远，不利于工业广场的布置。 依据开拓方案技术比较，可初步选定两种较合理开拓方案： 方案二：双立井开拓方式(井筒位于井田浅部) 方案三：立井加暗斜井开拓方式 (2)经济比较 经比较，方案一和方案二中，二方案明显优与一方案，一方案不适合井田 的后期开采，方案二、方案三，在技术上较合理，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、水平运输大巷以及各种采区石门和采区上山(斜巷)的工程量基本相等。 因此，只需要比较它们的不同之处，即建井工程量、生产经营费用、基建费用 和维护费用等。 详见开拓方案经济比较表 3-1、3-2、3-3、3-4 所示。 表 3-1 建井工程量 从图 3-2、图 3-3 以及表 3-1 可以看出方案二及方案三在矿井建设初期即 一水平的投资是相同的，不需要进行比较。故对此两种方案的二水平的投资建 项目方案二方案三 主井井筒 385385 副井井筒 365365 井底车场 11001100 主石门 535535 初 期 运输大巷 29002900 - 16 - 设进行详细的经济比较。 表 3-2 方案粗略估算费用表 方案二方案三 立井开拓 400.5 主暗斜 330 石门开凿 42.8 副暗斜 330 井底车场 99 上下斜井车场 108 基建费用(- 360-570) (万元) 小计 542.3 小计 768 立井提升 3678.9 暗斜井提升 7229.7 石门运输 2863.4 主井提升 4856.1 生产费(万元) 立井排水 1200 排水(斜立) 2158.6 费用 7742.3 费用 14244.4 小计 8284.6 小计 15012.4 总计 百分率100百分率 181.2% 表 3-3 生产经营工程量 项目方案二项目方案三 运输提升(3t.km)工程量运输提升(3t.km)工程量 大巷及石门运输 二水平 18002.5 大巷及石门运输 二水平 20202.5 立井提升 22115.8 立井提升 21389.2 维护采区上山 (万 m.a) 28.12 维护采区上山 (万 m.a) 10.35 9.44 排水(m3) 8753.17 排水(m3) 10255.81 - 17 - 表 3-4 基建费用表 方案二方案三方案 项目 工程量单价费用工程量单价费用 主井井筒 23090002070000110030003300000 副井井筒 21590001935000110030003300000 井底车场 11009009900001100900990000 主石门 535800428000 运输大巷 2900800232000029008002320000 小计 67530009910000 经经济比较后，方案二的运输费用和维护费用相对少于方案三，所以决定 该设计矿井应该采用二方案：双立井开拓方式。 2井口位置的确定 井口位置的选择对井田开拓有着极其重要的作用。井口位置的选择要综合 考虑多方面因素，提、运煤炭的主井位置要与地面生产系统、工业广场布置相 匹配。综合考虑本设计矿井的井下条件及地面工业广场的条件，提出以下三种 井筒位置的方案： 方案一：井筒位于井田浅部 方案二：井筒位于井田中部 方案三：井筒位于井田深部 经过简单的技术比较后认为： (1)井筒位于井田浅部，煤柱尺寸最小，压煤最少，但石门最短； (2)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； (3)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。 本井田煤层均为缓倾斜中厚煤层，井田走向长度不大，但倾斜长度较大， 从有利井下运输和保证初水平合理的服务年限出发，也应该将井筒布置在井田 中部或稍靠上方的位置。由此可初步确定本设计井田的井筒位置选择方案一， 即井筒位置位于井田浅部。 3.2.2 开采水平数目和标高 矿井水平划分就是合理解决阶段垂高和斜长。 - 18 - 水平划分的原则： 1开采水平必须有足够的服务年限 开拓出一个开采水平需要大量的工程量，耗费大量的资金，因此保证合理 的水平服务年限是极其重要的。按照煤炭工业矿井设计规范规定，对于 3Mt 以下的大型矿井不能少于 25a，3Mt 以上的特大型矿井不能少于 30a。 2保证上、下山的合理斜长 水平划分与阶段斜长想对应。划分时，应使井巷工程量和维护费用最少， 生产经营管理费用最低。受绞车钢绳长度限制，一水平的斜长不能大于 1130m。 3有利于井巷和硐室的开凿维护 必须与矿井开拓方式，井筒位置联系考虑，使划分的水平方案对井巷硐室 的开凿维护有利。 根据井田斜长(垂高)的大小，开采煤层多少和煤层倾角的陡缓，井田设一 个或多个水平，本井田三层煤距离分别为：5#至 8#煤层 42m，8#至 9#煤层 38m。现依据井田的实际情况拟定以下水平划分的两个方案： 方案一：一水平上山开采，二水平上下山开采 一水平标高：-360m 二水平标高：-570m 一水平储量：5355.51 万 t 二水平储量：7400.34 万 t 一水平服务年限：25a 二水平服务年限：36a 方案二：三水平上山开采 一水平标高：-360m 二水平标高：-570m 三水平标高：-650m 一水平储量：5535.51 万 t 二水平储量：5355.51 万 t 三水平储量：1864.83 万 t 一水平服务年限：25a 二水平服务年限：25a 三水平服务年限：9a 参照上述两种方案的各项数据，各方案评价如下： 方案一：该方案的阶段垂高及斜长均符合要求，虽然二水平下部有部分煤 需要下山开采，但是煤量不是很多，而且较三水平开采少开拓一个水平，节省 了大量资金，故此方案在技术及经济上均较为合理。可以采用。 方案二：该方案的阶段垂高及斜长均符合要求，在技术上不存在问题。但 是，此方案较方案一多开采一个水平，在资金投入上较一方案大了很多。所以， 此方案虽然在技术上合理，但在经济上较方案一有较大劣势。 - 19 - 综上所述，通过各方案在技术及经济上的比较，权衡利弊可知方案一较方 案二更为可行。故选用第一方案作为本设计矿井的水平划分方式。即：全矿建 一个井，在-360m 标高处设第一水平，阶段垂高 210m，在-570m 标高处设第二 水平，一水平的可采储量为 55.36Mt，二水平的可采储量为 74Mt；一水平服务 年限为 25a，二水平的服务年限为 36a。一水平采用上山开采方式，二水平采 用上下山开采方式。 3.2.3 开拓巷道的布置 本设计采用二水平开拓。一水平服务年限 25a，二水平服务年限 36a。运 输大巷布置在符合开拓要求的前提下，综合考虑技术上的相关条件(如：避免 过多的弯曲、转折等)及经济上的条件(如：尽量缩短大巷长度，减少开拓工程 量等)。结合本设计矿井的实际地质情况：本设计矿井可采煤层为三层，三层 煤间距分别为 5#煤层距 8#煤层 38m；8#煤层距 9#煤层 42m。所以分组集中大巷 布置方式不合理。下面对分层大巷布置方式和集中大巷布置方式进行简单的比 较：如图 3-4 及图 3-5 所示： 方案一：集中大巷布置方式：如图 3-4 所示。 图 3-4 集中大巷布置方图 方案二：分层大巷布置：如图 3-5 所示。 - 20 - 图 3-5 分层大巷布置图 两种方案的比较见表 3-5。 表 3-5 大巷布置方案比较表 特点分层大巷布置集中大巷布置 优 点 1.初期工程量少 2.初期投资少 3.建井速度快 4.施工技术及装备简单 1.大巷工程量少 2.生产区域比较集中，运输条件好 3.采区巷道集中联合布置，开采程序比 较灵活，开采强度大 4.大巷维护容易 缺 点 1总的开拓工程量大 2生产管理麻烦 1.总的石门长度大 2.初期工程量大，建井时间长 3.存在反向运输 适 应 条 件 1.煤层间距大 2.集中布置在技术上有困难，经济上 不合理。 1.煤层间距小 2.井田走向长度大，服务年限长 3.下部煤层底板有坚硬有岩层，采区尺 寸大，石门长度短 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 3 层，即 5#、8#、9#煤层，其中 5#与 8#平均间距 38m, 8#与 9#煤层平均间距 42 m。 针对上述情况，本设计矿井井田走向长 5250m，底板有坚硬岩石，容易维 - 21 - 护，而方案二在技术及经济上较方案一都有所不及，故本设计矿井采用方案一， 集中大巷布置方式。即：三层煤为一组，集中开拓布置大巷。 3.3 选定开拓方案的系统描述 3.3.1 井筒形式和数目 根据本设计矿井井田的地表、煤层、地质构造等因素，本设计矿井采用双 立井开拓，一主井一副井两个井筒。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 井筒位置及坐标 根据本井田的实际情况，并考虑地面及井下的具体条件，本设计矿井井筒 位置在 9#煤层底板；为减少保护井筒和工业场地煤柱损失及适当减少初期工 程量，将井筒设在沿倾斜中部靠上方的位置。 井筒坐标 主井： x:95614 副井:x:95702， y:383534 y:383523 z:+25 z:+5 3.3.3 水平数目及高度 根据本设计井田的煤层赋存条件、地质构造等因素，合理的水平划分方案 的技术分析和经济评价，本设计矿井在-360m 水平标高划分一个水平，阶段垂 高 210m，在-360m 及-570m 水平布置开拓巷道，井底车场及各类硐室。井田范 围内一水平采用上山开采，二水平采用上下山开采。 3.3.4 大巷数目及布置 1大巷数目 根据本设计矿井开拓巷道布置方案的技术分析和经济评价，确定本设计矿 井采用的开拓巷道布置方式为集中大巷及采区石门布置方式。即：采用一条集 中运输大巷布置于 9#煤层底板，5#、8#两层煤通过采区石门与集中大巷联系。 2大巷布置 大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种。 结合本设计矿井的实际地质情况以及大巷服务年限等情况，对以下两种大 - 22 - 巷布置方式进行比较： 方案一：煤层大巷布置 方案二：岩石大巷布置 煤层大巷与岩石大巷相比较有下列缺点： 当煤层起伏褶曲较多时，巷道弯曲转折多，机车运行速度受到限制，运 输能力降低； 煤层有自燃发火危险时，一旦发火就要封闭大巷，导致矿井停产，而且 因煤柱受影响破坏，封闭效果不好，处理火灾困难； 煤层大巷的巷道维护困难，维护费用高； 为了便于巷道维护，巷道维护留设保安煤柱增多，煤柱回收困难，资源 损失大。 综上所述，煤层大巷与岩石大巷相比缺点大于优点，岩层大巷的优越性还 是主要的。在本设计井田中，由于 5#、8#、9#煤层间距小，所以布置岩石集中 大巷。 大巷与石门服务年限较长，运输能力要求大，所以大巷和石门的断面和支 护设计基本相同，断面尺寸详见大巷断面图及表 3-6 大巷断面特征表。 - 23 - 图 3-6 大巷断面图 表 3-6 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 3.3.5 井底车场形式的选择 井底车场是井下运输与提升的重要环节，井底车场设计是否合理，直接影 - 24 - 响着矿井的安全和生产。 井底车场分为：环行式和折返式两大类型，固定式矿车运煤时则一般用折 返式车场。 井底车场形式的选择： (1)操作安全，符合有关规程、规范； (2)井巷工程量少，建设投资省，便于维护，生产成本低； (3)当大巷或石门与井筒的距离较大时，能够布置下存车线和调车线，可 选择立式井底车场； (4)调车简单，管理方便，弯道及交岔点少； (5)保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性； (6)施工方便，各井筒间、井底车场与主要运输巷道间能迅速贯通，缩短 建井工期； (7)井底车场形式也取决于矿车的类型，当采用定向卸载的底纵卸式、底 侧卸式矿车时，其卸载站(即主井车线)可布置折返式，亦可布置环形式。但其 装车站的线路布置必须与其相对应。 综上所述，结合本设计矿井的有关设计参数，按照相关的依据及要求，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 田井底车场形式为立井梭式井底车场。 3.3.6 煤层群的联系 本设计矿井井田范围内共有三层可采煤层，即：5#、8#、9#煤层，参见可 采煤层特征表及巷道开拓方案示意图，由采区石门将三层煤联系，采用集中大 巷布置。 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采区走向长度根据煤层地质条件、开采机械化水平、采区储量、生产 能力及巷道维护等因素综合考虑； 2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； 3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； 4初期采区尺寸要适应目前输送机长度及电压降的控制范围，后期采区 尺寸可适当加大； - 25 - 5采区划分要有意识地缩短大巷，又要充分注意人为境界外延的可能性； 6采区走向长度不大，两翼均不超过 1500m，可以不划分采区，直接从井 田境界后退式回采； 7开采多煤层井田，应尽量联合布置采区，搞集中生产； 8煤层稳定、开采条件好、生产能力大的采区，走向长度要适当增大。 结合上述原则，本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，详见图 3-7。 一一一 一一一 一一一 一一一 一一一 一一一 图 3-7 采区划分示意图 3.4 井筒布置及施工 3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井筒维护 1井筒穿过的岩石性质 东欢坨井田煤系地层主要由石炭系，二迭系地层组成，其中包括中石炭系 唐山组，上石炭统开平组、赵各庄组，下二迭统的大苗庄组、唐家庄组。基底 为经过长期剥蚀夷平的中奥陶统，上覆地层为上二迭统古冶组陆相碎屑石。含 煤建造由一套海相、过度相、陆相地层组成。根据岩性可以分以下几层： (1)粉砂岩泥岩层 该层厚度为 80150m，平均厚度 120m，主要为深灰色粉砂岩，泥岩夹灰白 色砂岩，硕砂岩，横向分布于井田大部分范围。 (2)中部粉砂岩，细砂岩层 该层全区发育，厚度 120-120m， 平均厚度 150m，主要以灰色，灰白色粉 - 26 - 砂岩，细砂岩石为主， 灰色，白色砂岩，砂硕岩及少量深灰色泥岩，该层层 理清晰，多呈波状。 2井筒布置及装备 井筒平面布置设计的依据和要求： (1)设计依据 提升容器与井筒装备、井壁之间的安全间隙； 井筒通过的风量； 井筒装备的类型和规格； 提升容器的种类、数量、外形尺寸； 桶子间的平面尺寸，管路及电缆的规格、数量和布置。 (2)布置要求 井筒平面内布置提升容器时，所允许的间隙不应过小； 箕斗提升的井筒不应兼作风井； 作为安全出口的立井井筒，当井底超过 300m 时，宜每隔 200m 左右设置 一个休息点； 井筒允许最大风速不超过表 3-7 所列。 表 3-7 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 专为升降物料的风井 升降人员和物料的风井 设梯子间的风井 修理井筒时 15 12 8 8 8 根据井筒特征，装备情况和地质及水文地质资料，选用井硐支护类型为整 体式锚喷混凝土，主副井混凝土井壁厚 400mm，外加充填混凝土 50mm，利用金 属倒楔式锚杆，设计锚图为大于 50kN,排间距为 0.9,1.1m 。 3井筒支护类型(见表 3-8) 表 3-8 井筒支护类型表 - 27 - 类型名称采用材料使用情况优缺点 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 括基岩井壁灌注应用 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， 回强率高，粉末多 本矿井主副井筒均采用整体灌注式。 3.4.2 井筒布置及装备 主井井筒直径为 6.5m，采用球扁组合管道，布置一对 16t 箕斗， 罐道布 置在箕斗两侧，两箕斗相距 500mm，箕斗与罐道梁相距 50mm，箕斗与井梁相距 200mm。 副井井筒直径为 6.5m ，采用 38KSDKDF 钢轨，布置一对 1t 矿车双层四车 罐笼，罐道布置笼两侧，罐笼与井壁相距 100mm，罐笼与罐道相距 120mm，罐 笼与井梁相距 120mm。详见图 3-8、图 3-9、表 3-9、表 3-10。 - 28 - 图 3-8 副井井筒断面图 副井井筒断面特征表 井型 1.5Mt/a 提升容器1 对 1t 矿车双层四车罐笼 井筒直径 6.5m 罐道梁层间距 4000mm - 29 - 图 3-9 主井井筒断面图 主井井筒断面特征表 井型 1.5Mt/a 支护方式混凝土井壁梁层间距 4000m 井筒直径 6.5m 罐