安全工程毕业设计（论文）-淮南潘三矿180万吨井型的设计（含全套CAD图纸）

中国矿业大学 2007 界本科毕业设计（论文） 第 1 页 1 矿区概述及井田地质特征 全套设计，联系全套设计，联系 153893706153893706 1.1 矿区概况 1.1. 1.1. 1 1 矿区的地理位置、地形及交通条件矿区的地理位置、地形及交通条件 位置：潘集三号井位于淮南市洞山西北，离洞山直线距离约 32 公里， 地处凤台县城正北，相距 15 公里，行政区划属淮南市潘集区所管辖，井田 范围地跨潘集、芦集、田集、贺町四个乡。 地形：潘集矿区位于淮河北岸矿井井田范围为淮河冲积平原，区内 地势平坦，地面标高+20.0+23.0 米，一般为+21.0 米左右，地势西北高， 东南低，坡度约万分之一。 居民点分布情况：本矿井居住区选在工业广场的南面，与工业广场紧紧连 成一条，居住区地势较高，自然标高约为 22.0 米，一般情况下不受内涝水 威胁。 矿区工农业生产情况及电力供应：区内土壤大部分为黄土、白浆土， 土质贫瘠，农业以小麦、水稻、山芋为主及少量大豆、玉米、高粱等。种 植习惯多为二年三熟制。矿井电源：35KV 工广变电所从芦集变电所馈出 3457、3459 两路架空线路，线分别长 3.2KM、3.52KM；架空线路型号为 LGJ-185，两路电源一路正常运行，一路备用。潘一变馈出 3413 线路经田 集机厂后进工广变电所，线路长 7KM，型号为 LGJ-120，3413 线路正常热备 用，在工广变电所进线隔离刀闸处断开，作为矿井的保安电源工广变电所 分别馈出 3422 线路 5.96KM 至西风井变电所、3423 线路 3.74KM 至东风井变 电所，东、西风井变电所之间用 3424 线路联络，在西风井变电所处断开， 形成东、西风井变电所的分列运行，3422、3423、3424 线路型号为 LGJ- 中国矿业大学 2007 界本科毕业设计（论文） 第 2 页 70，东、西风井变电所构成矿井 35KV 供电网络。 距本矿最近的电源为淮南发电厂。本矿井供电源从潘集 220kv 变电所 以两路 35kv 线路引来，且双回路供电 。 交通:矿区铁路专用线与阜淮线、淮南线连接，向东南经合肥至芜湖， 可延伸至沪杭、皖赣线，向西约 90 公里经阜阳至京九线各站，公路 30 公 里与 206 国道相接。水运由淮河进入长江，在淮河建有自营码头，专门从 事煤炭的水运业务。煤炭主要销往淮南平圩与洛河电厂及江浙一带 附：潘三矿交通位置图（图 1.1） 图 1.1 1.1. 1.1. 2 2 矿区气候条件矿区气候条件 淮河流域地处我国南北气候过度地带，属暖温带半湿润季风气候区。 本区属寒温带湿润气候，季节性明显。年平均温度在 15.215.3C。之间， 极端最高气温 41.4C。（1959 年 8 月 24 日） ，极端最低气温为零下 21.7C（1969 年 1 月 31 日） ，一年中夏季高温（7 月份） ，平均气温为 2828.4C，冬季低温（元月份） ，气温平均在 1.2C 左右。 风向一般春夏季节多为东南风、东风，冬季多为东北及西北风，风力 一般 24 级，最大风力 89 级，平均风速为 3.18m/s,最大风速为 20m/s。 中国矿业大学 2007 界本科毕业设计（论文） 第 3 页 降雨量的时空分布不均，据合肥煤矿设计院编制的“潘集矿区环境水 利及开发影响分析”研究报告质料，泥黑河流域年平均降雨量为 873mm，最 大降雨量为 1556mm,最小降雨量为 413mm,雨量分布不均。同年内 78 月的 降雨量约占全年的 40%左右。另根据淮南矿区的资料，最大降雨量为 462.1mm， （1991 年 6 月） ，最大日降雨量为 218.7mm（1991 年 6 月 14 日） 最大小时降雨量为 77.5mm，全年蒸发量为 14001600mm。初霜为 10 月中 旬下旬，终霜为 4 月上旬中旬，霜期 91174 天，最长连续 13 天。初 雪为 11 月上旬中旬，终雪为 23 月，降雪期为 54127 天，最长连续 降雪 6 天，日最大积雪深度为 160mm。冻结始于 12 月，终结于 2 月，最大 冻结深度为 30cm,一般为 715cm，消融期 128 天。 1.1. 1.1. 3 3 矿区水文情况矿区水文情况 淮河是我国的五大水系之一，淮南煤田处于淮河中游两岸，潘集 丁集各井田处于淮河左岸的泥河、黑河分流域，泥河发源于凤台县米集， 自西北向东南方向穿过丁集、潘三、潘一、潘二 四个井田，由淮南市严家 沟入淮，全长 60 公里，茨淮新河开挖以后，流域面积减为 606 平方公里。 淮河从井田以南 10 公里处通过，淮河一般水位标高为+17.0m，历史 最高洪水位：凤台县峡山口为+25.36m(1954 年)；李嘴孜为+25.43m(1954 年)， 淮河最大流量为 10800m3/s，你和泥河不能通航，自西北向东南流经井田中 部，雨季淮河水位高于泥河水位时，两岸低洼地带易形成内涝，内涝积水 时间往往长达 100 天以上，据 1951 年至 1984 年统计，内涝水位超过 +20.0m 高程的有 8 年，泥河最高洪水位（青年闸） ，1991 年 7 月 9 日 13 时 达 21.87m,1991C 年 7 月 10 日 8 点为 21.94m，黑河最高水位：1991 年 7 月 7 日 9 时达 22.44m。在井田西南部还有一条架河西干渠，属农田灌溉用的 人工河，河流宽 1760 米，自西北流向东南。 农业及居民用水的水源、水质： 矿井及居民供水水源为第四系上部含水组，取用第四系上部含水层的 下段厚 5060 米作为供水水源，水源井供水，成井深度 100m 左右。潘三矿 水源井 11 座，其中工业场地 5 座，生活区 4 座，东风井 2 座。 水质类型为 HCO3Na 和 HCO3CaMgNa 型，矿化度 0.2280.437g/L，总 硬度 12.1218.49Ha,PH 值 7.78.0,氟含量 0.10.8 毫克/升。 主要水文地质参数：单位涌水量为 3.5893.077L/S.m;导水系数 648.75598.38m2/d,渗透系数为 9.10511.437m2/d,储水系数为（6.63.8） 10-4,越流系数为（4.335.54）10-4。 潘三矿设计生产、生活及消防用水量为：14350m3/d，其中，工业场地用水 中国矿业大学 2007 界本科毕业设计（论文） 第 4 页 量 6100m3/d,东风井用水量 2050m3/d,西风井用水量 1700m3/d,居民区用水量 4500m3/d。 水质分析表（表 1.1） 样品号项目单位 123456789 杂菌 总数 个/ml2003080016001201010040- 大肠 菌群 个/ml238023023802380230中建(构)筑保护等级划分,本井田保护等级属级, 故受保护边界的长为 L=530 米, 宽 D=462 米. 计算工广煤柱参数依矿井设计手册 根据岩层移动角原理来 计算保护煤柱的长度取值如下: 岩层移动角（表 2.2） 井筒中心过煤层深度 (m) 煤层倾 角 煤层厚 度 冲积层厚 度 75510430045757575 因此工业广场损失煤柱为: Z2 = 1/2(A+B).H. m. / cos 2.2 式中: 煤的容重 （吨/m ） 3 m煤层厚度 （米） A .B .H为图中梯形的上下底和高 （米） 煤层倾角 （度） 中国矿业大学 2007 界本科毕业设计（论文） 第 15 页 由图中量得 A=710 m B=2000 m H=750 m 则工广煤柱损失 Z2=1/2（710+2000）7501.394.0/ cos10 =577.9 万吨 3其它煤柱损失 其它煤柱损失如：水平煤柱、采区煤柱、地质构造带煤柱、防水煤柱、 隔离煤柱等按工业储量的 5%计算，则 Z3= Z .5%=2095151205%=10472556 G 吨。 4矿井可采储量的计算 矿井的可采储量等于工业储量减去永久煤柱损失，再乘以采区回采率。 其计算公式如下： Z=（Z -P ）.Q 2.3 KG 式中： Z矿井可采储量 （ 万吨） K Z 矿井工业储量 （ 万吨） G P永久煤柱损失 （ 万吨） Q采区回采率 % Q 取 85% 则 Z=（Z -P ）.Q=（209515120-21903716）85% KG =159469693.4（吨） 储量计算表（表 2.3） 单位：万吨 永久煤柱损失 煤层工业 储量 工广 损失 其它损 失 合计 开采损 失 可采储 量 13-120654.3577.91612.22190.12517.215947.0 2.1.32.1.3 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限 矿井工作制度 按照煤炭工业矿井设计规范中规定，参考关于煤矿设计规范中若干 条文修改的说明 ，确定本矿井设计生产能力按年工作日 330 天计算， “三八” 制作业（二班生产，一班检修） ，每日二班出煤，净提升时间为 16 小时 矿井设计生产能力及服务年限 一、矿井设计生产能力 因为本井田设计主采煤层赋存条件简单，但瓦斯涌出量高，属煤与瓦 斯突出矿井。井田内部有较大断层，生产能力较大，比较合适布置大型矿 井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为 180 万吨/年。 二、井型校核 中国矿业大学 2007 界本科毕业设计（论文） 第 16 页 下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件 等因素对井型加以校核。 （1）矿井开采能力校核 潘三矿 13-1 号煤层为厚煤层，煤层平均倾角为 10 ，地质构造较简单， o 赋存较稳定，根据现代化矿井的一矿一井一面的发展模式，可以布置一个 综采工作面的同时具有两个掘进准备工作面来保证生产。 （2）辅助生产环节的能力校核 本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为一对 20 吨 底卸式提升箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一 律用胶带输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外 运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，通过 能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够 满足设计生产能力的要求。 （3）通风安全条件的校核 本矿井煤尘具有爆炸性，瓦斯含量高，属于煤与瓦斯突出矿井，水文 地质条件较简单。矿井前期通风采用中央边界式，后期在保持前期风井的 同时采用两翼对角式抽出式通风，有专门的风井回风，可以满足通风的要 求。本井田内存在的断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以 各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。 （4）储量条件校核 井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够 的服务年限。 矿井服务年限的公式为： T=Zk/(AK) 2.4 其中：T -矿井的服务年限，年； Zk-矿井的可采储量，159469693.4 万吨； A -矿井的设计生产努力 180 万吨/年； K -矿井储量备用系数，取 1.35。 则： T=159469693.4/（18000001.35） =65.62 年60 年 一水平上山阶段服务年限 T1=9657.118/（1801.35）=39.7430 年 即本矿井的开采服务年限和一水平的服务年限都符合规范的要求。 注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一 定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量 中国矿业大学 2007 界本科毕业设计（论文） 第 17 页 减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合 适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。 2.2 井田开拓 2.2.12.2.1 井田开拓的基本问题井田开拓的基本问题 1 井田开拓的方案 本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素： 1）本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-480m，最深处到-800m。表土层厚 度大，第四系表土层厚 186.54483.55 米平均厚度为 300m。 2）本矿地表地势平坦，且多为农田，由东北向西南逐渐降低，平均标高为 +21.2m。 3）泥河发源于凤台县米集，自西北向东南方向穿过丁集、潘三、潘一、潘 二 四个井田，由淮南市严家沟入淮，全长 60 公里，茨淮新河开挖以后， 流域面积减为 606 平方公里。 在井田西南部还有一条架河西干渠，属农田灌溉用的人工河，河流宽 1760 米，自西北流向东南。属一季节性河流。 4）本矿井设计生产能力为 180 万 t/a，矿井采用的生产技术和配套设备都 比较先进。 2井筒形式、位置的确定 井筒形式的确定 由于本区表土层厚，属巨厚松散沉积层下开采，主要含水层有新生界第 四系砂层孔隙含水层，煤系砂岩裂隙含水层和灰岩岩溶裂隙含水层三种类 型。因此井筒采用冻结法施工，根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及 煤矿安全规程的规定，在本井田的中下部设立主、副井筒各一个。主 井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。 本矿井属于煤与瓦斯突出矿井，井田的走向长度比较长，平均为 5.9km，故采用两翼对角式抽出式通风，在矿井的两翼边界保护煤柱内打两 眼立井风井，担负整个矿井的回风任务。 井筒位置的确定 井筒位置的确定原则： （1）有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门的工程量要尽量少； （2）有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或 不迁村； （3）井田两翼的储量基本平衡； 中国矿业大学 2007 界本科毕业设计（论文） 第 18 页 （4）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低 洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的威胁； （5）工业场地宜少占耕地，少压煤； （6）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。 由于本设计井田表土层厚（186.54483.55m）且含有流沙层，煤层埋藏 深。在本设计的主、副确定中，主副井位置处于古地形的隆起处接近储量 中心，且表土层较薄(约 210m)，它具有井巷开拓工程量小，井筒冻结深度 浅，建井工期短投资省等优点。根据以上原则，工业广场应布置在井田储 量中央处，大致在井田走向中央，倾向略微偏下位置，主副井均位于工业 广场内。风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下，与提升井筒的 贯通位置最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本矿井的边界煤 柱为 40m，且采用对角式抽出通风，故将风井井筒布置在边界煤柱内，从 而减少了煤柱的损失。 .3 开采水平的确定 本设计矿井西部煤层露头标高约-400m，并留有 80 米防水煤柱，回采 上限标高约为-480m。煤层埋藏最深处达-800m，垂直高度约 320m。根据 煤炭工业设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为 150 250m，针对于本设计矿井的实际条件， 对于本矿井开采水平的确定，可考 虑划分为一个水平或两个水平。 4. 运输大巷和井底车场的布置 1）运输大巷的布置 由于本井田煤层埋藏较深，冲击地压较大，设计可采煤层的厚度为 4.0m，所以将大巷布置在-650m 水平的砂岩中。其优点是巷道维护条件好， 维护费用低，巷道施工条件够按要求保持一定方向和坡度；不留设保护煤 柱，减少煤柱损失，同时便于设置煤仓。 2）井底车场的布置 由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务年限长，故要布置在较坚 硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或煤层底板中。煤层顶 板为中硬的砂泥岩，底板为坚硬的砂岩，后者相对于前者维护费用较低， 但基建费用比较高，且井底车场的位置要与矿井的开拓方式相适用，需要 进行技术与经济比较，以选择最优方案。 中国矿业大学 2007 界本科毕业设计（论文） 第 19 页 阶段主要参数表（表 2.4） 划分阶段数 目 阶段 斜长 水平垂 高/m 水平实际出 煤量/万 t 服务年限 /a 工作面长度 /m 1181532015946.96965.62200 2964 851 170 150 9657.118 6289.851 39.74 25.88 200 200 5 方案比较 1）方案说明： 由于本矿井表土层厚（186.54483.55m） ，且含有流沙层，煤层埋藏深， 不适合斜井开拓。因此本井田在技术上可行的开拓方案有下列三种。 如图 2.4 所示。 -800 -650 +21.0 a 中国矿业大学 2007 界本科毕业设计（论文） 第 20 页 -800 -650 +21.0 b -800 -650 +21.0 c 图 2.4 技术上可行的三种开拓方案 （1）立井单水平，水平高度为-650m，采用上下山开采 （2）立井两水平，暗斜井延伸，一水平高度为-650m，二水平高度为- 800m，一水平上下山开采，二水平上山开采，暗斜井长度约为 1200。 （3）立井两水平，直接延伸，一水平高度为-650m，二水平高度为- 800m，一水平上下山开采，二水平上山开采。 2）开拓方案技术比较： 对以上叙述的三种方案所需费用粗略估算如表 2.5 示。 中国矿业大学 2007 界本科毕业设计（论文） 第 21 页 表 2.5 各方案粗略估算费用表 方 案 项 目 方案 2 方案 3 立井开凿2*671*3000*10=402.6 4 立井开凿2*150*3000*10=90 4 暗斜井开凿1200*1050*10=126.0 4 石门开凿1200*800*10=96 4 井底车场4000*900*10=360 4 斜井上下车场(300+500) *900*10=72.00 4 井底车场4000*900*10=360 4 基 建 费 用 (万元) 小计（万元）960.6546 暗斜井提升1.2*9657.118*1.2*0.48=6675.0立井提升1.2*15946.969*0.85*0.82 =13338.04 立井提升1.2*9657.118*0.67*1.02=7683.2石门运输1.2*6289.851*1.2*0.381=3450.9 排水（斜立井） 320*24*365*39.74*(0.063+0.12 7)*10=2116.6 4 立井排水320*24*365*0.1525*10*25.88 4 =1106.3 生 产 费 用 (万元) 小 计(万元)16474.817895.24 小 计(万元)17435.418441.24 百分比101.8%107.6% 中国矿业大学 2007 界本科毕业设计（论文） 第 22 页 续表 2.5 各方案粗略估算费用表： 方 案 项 目 方案 1 立井开凿2*671*3000*10=402.6 4 石门开凿1800*800*10=144 4 井底车场4000*900*10=360 4 基 建 费 用 (万元) 小计(万元)906.6 立井提升1.2*9657.118*0.67*0.85=6599.67 石门运输1.2*9657.118*1.8*0.38=7926.56 立井排水320*24*365*0.1525*10*39.74 4 =1698.84 生 产 费 用 (万元) 小计(万元)16225.07 总计(万元) 17131.67 百分比 100% 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 23 页 经过粗略比较，方案一的费用小，初期工程量少，建井时间短，有利于早 日达产，所以考虑用方案一。 方案二和方案三区别在于第二水平是暗斜井延伸还是立井延伸，两个 方案生产系统都比较简单可靠。两方案相比，方案二需要多开斜井井筒 （2*1200）和暗斜井的上下部车场，并相应增加了暗斜井的提升和排水费 用；方案三需要多开立井井筒（2*150） ，阶段石门和立井井底车场，并相 应增加了井筒和石门的运输以及提升、排水费用 。粗略估算表明两方案费 用相差不大，考虑到方案三的提升、排水工作的环节少，人员上下较方便， 在方案二中未计入暗斜井上、下部车场的石门运输费用，以及方案三在通 风方面优于方案二，所以决定用方案三。 余下方案一和方案三，均在技术上可行，两者需要进行详细的经济技 术比较方能缺点其优劣。 3）方案一、三的经济比较 对方案一和方案三有差别的建井工程量、生产经营工程量，基建费用， 生产经营费用和经济比较结果分别总汇，见下表（表 2.6） 。 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 24 页 表 2.6 建井工程量 项目方案一方案三 主立井井筒/m671+20671+20 副立井井筒/m671+5671+5 井底车场/m40004000 运输大巷/m27002700 初期 主石门18001800 主立井井筒/m150+20 副立井井筒/m150+5 井底车场/m4000 石门1800 后期 运输大巷/m2700 表 2.7 生产经营工程量 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 25 页 表 2.8 基建费用表 项目 方案方案一方案三 项目方案一项目方案三 运输提/万 t.Km工程量运输提升工程量 一区段2*1.2*767.28*5*0.2=1841.47一区段2*1.2*767.28*5*0.2=1841.47 二区段2*1.2*767.28*4*0.2=1473.17二区段2*1.2*767.28*4*0.2=1473.17 三区段2*1.2*767.28*3*0.2=1104.88三区段2*1.2*767.28*3*0.2=1104.88 四区段2*1.2*767.28*2*0.2=736.59四区段2*1.2*767.28*2*0.2=736.59 采区上山运输 五区段2*1.2*767.28*1*0.2=368.29五区段2*1.2*767.28*1*0.2=368.29 一水平1.2*9657.118*2.7=31289.061.2*9657.118*2.7=31289.06 二水平1.2*6289.851*2.7=20379.12 大巷及石门运输 立井提升1.2*9657.118*0.671=7775.911.2*6289.851*0.821=6196.76 一水平 320*24*365*39.74*10=11139.91 4 320*24*365*39.74*10=11139.91 4 排 水 二水平 320*24*365*28.55*10=8003.14 4 一水平 1.2*2*5*2*888.65*39.74*10=84.75 4 1.2*2*5*2*888.65*39.74*10=84.75 4 维护采区上山费 用 二水平 1.2*2*3*579.55*28.88*10=10.8 4 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 26 页 工程量/m单价/元 m 1 费用/万元工程量/m单价/元 m 1 费用/万元 主井井筒6919959.3688.196919959.3688.19 副井井筒67612559.2849.0067612559.2849.00 主石门180011483.62067.05180011483.62067.05 井底车场40001809.2723.6840001809.2723.68 初 期 运输大巷27001809.2488.4827001809.2488.48 小 计4816.44816.4 主井井筒1709103.4154.76 副井井筒15511483.6178.00 井底车场40001809.2723.68 石 门18001809.2325.66 后 期 运输大巷27001809.2488.48 小 计 1870.58 总 计4816.48557.56 表 2.9 生产经营费 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 27 页 方案 项目 方案一方案三 采区运输工程量/m 单价/万元 m 1 费用/万元工程量/m 单价/万元 m 1 费用/万元 一区段1841.470.508935.471841.470.508935.47 二区段1473.170.652960.501473.170.652960.50 三区段1104.880.759838.601104.880.759838.60 四区段736.590.832612.84736.590.832612.84 五区段368.290.867319.31368.290.867319.31 小 计3666.723666.72 一水平31289.060.392 12265.3131289.060.39212265.31大巷及石 门运输 二水平6196.760.3922429.13 小 计12265.3114694.44 一水平 11139.910.0839934.6411139.910.0839934.64排 水 二水平8003.140.15251220.48 小 计934.642155.12 一水平84.75352966.2584.75352966.25上山维护费用 二水平10.835378 合 计 19832.92 23860.53 表 2.10 费用汇总表 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 28 页 方案一方案三 方案 项目 费用/万元百分比费用/万元百分比 初期建井费4816.4 100% 4816.4 100% 基建工程费 8557.56 生产经营费 19832.92 100% 23860.53 120.3% 总费用 24649.32 100% 37234.49 151.1% 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 29 页 在上述经济比较过程中，需要说明的有以下几点： 1）两方案的第一水平均不止有两条采区上山，且这些上山开拓费用近 似相等，考虑到全井田中采区上下山的总开拓长度基本相等，即两方案的 第一水平采区上山总开拓费用近似相等，故未参与比较。另外，采区上部， 中部，下部车场均在数目上有差别，但基本费用差别很小，故也未参加比 较。 2）主井，大巷，石门及皮带上山的辅助运输费占运输费用的 20%来计 算。 3）井筒、井底车场及回风石门均布置在中硬或坚硬的岩层中，他们的 维护费用低于 5 元/m .a，故在比较中未对维护费用进行比较。 综上所述，通过方案比较，方案三比方案一的费用多出 51.1%，超过了 10%，故方案一为最优方案，即该矿井设计选用主井开拓单水平上下山开采 的开拓方案，煤层设计分两个阶段开采：第一阶段采用上山开采，从- 480m-650m ，阶段斜长 964m，第二阶段采用下山开采，从-650m -800m，阶段斜长 851m。 （附：矿井开拓平面图及剖面图） 2.2.22.2.2 矿井基本巷道矿井基本巷道 根据煤矿安全规程规定，巷道净断面必须满足行人、运输、通风、 安全设施架设等的需要，并符合下列要求： 1 主要运输巷和主要风巷的净高，自轨面起不得低于 2 米。 2 采区内的上下山净高不得低于 2 米 3 综合机械化采煤工作面运输巷的净断面不得小于 12m2,回风巷的净断面 不得小于 10 m2，高档普采工作面运输回风巷的净断面都不得小于 6m2。 根据以上条件要求及本矿井的实际条件选择矿井的各主要巷道断面。 一 井筒 由前述确定的开拓方案可知：-650m 水平主副井都为立井，并在井田 东西两翼的保护煤柱中各设一个风井。一般来说，立井井筒的横断面形状 有圆形和矩形，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小， 维护费用低及便于施工等优点，因此，本井田的主、副井及风井均采用圆 形断面。 1）主井 由于本矿井埋深大，井型大，服务年限长，因此宜采用承受地压性 好，施工方便的圆形断面，同时主井主要用于提升煤，因此井筒净直径 5.6m，装备一对 20t 底卸式箕斗，负担全矿井煤炭提升。采用球扁钢丝组 合罐道，罐道截面 800200mm2；罐道梁采用槽钢 256 组合梁，用树脂锚杆 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 30 页 与井筒固定，井筒内设通讯电缆一趟。主井筒断面图见下图（图 2.5） 。 通讯电缆架 井筒中心线 提升中心线 北 井 筒 中 心 线 基岩段 表土段 图 2.5 2）副井 副井井筒采用立井形式，圆形断面，井深 676m，净直径为 7.2m，净 断面面积为 40.7 m2，装备一对 1.5t 双层四车加宽罐笼，用于升降全矿人 员、设备、材料及提升矸石，兼作进风井，罐道梁选用 326 工字钢，支梁 为 16 号工字钢，球扁钢组合罐道，截面 180200mm2，罐道梁与井壁采用 树脂锚杆固定，井内设金属梯子间作为安全出口。罐道梁与梯子间层间距 为 4m。沿梯子大梁同时敷设排水管两趟，备用排水管一趟 l 压风管一趟， 洒水管一趟及动力、通讯电缆。副井筒断面见下图（图 2.6） 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 31 页 50 表土段 150 井 筒 中 心 线 500 北 基岩段 10001100 1920 700 图 2.6 副井井筒断面 3）风井 设计西风井井深 506m，净直径为 6.0m，净断面面积为 28.3 m2，采 用混凝土支护方式，井壁厚度为 400mm，选用型号为 2K602K60 No.28No.28 型风机两 台，配用电机功率 350KW 两台。井筒内设金属梯子间作为另一安全出口， 梯子梁分别为 18b 和 14b 槽梁，与井壁采用树脂锚杆固定，井筒内设注浆 管一趟，供水管一趟，梯子间间距为 5m，该井筒负担全矿井回风。风井井 筒断面图（图 2.7）和井筒特征表（表 2.11）如下： 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 32 页 800 6000 950250 800 1707 井 筒 中 心 线 500 500 1293 图 2.7 潘三矿风井断面图 井筒结构及厚度： 主、副井和风井井壁结构及厚度具体见表 2.11。 表土井壁为双层钢筋混凝土结构，基岩段为混凝土井壁；表土按冻结法施工， 基岩段按普通法施工。 主井、副井、南风井井筒参数表 2.11 井筒名 称 井筒深 度(m) 净直径 （mm） 净断面 （m2） 掘进断面 （m2） 井壁厚度 （mm） 井筒支护 主井 691560024.6 44.833.7 400-900 钢筋混凝土 副井 676720040.7 77.854.8 500-1300 钢筋混凝土 西风井 506600028.3 57.437.9 400-1200 混凝土 二 井底车场 1.车场形式 井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和 硐室的总称，它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矿 石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，它是井下运输 的总枢纽。 井底车场的设计选型原则 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 33 页 （1）要留有一定的富余通过能力，一般大于矿井设计生产能力的 30； （2）设计时要考虑矿井增产的可能； （3）尽可能提高机械化水平，简化调车作业，提高通过能力。 从矿车在井底车场的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折 返式。本矿井设计年产量为 180 万 t/a。大巷运输采用电机车，直接运煤入 井底煤仓再到主井的形式。由于主副井离主要巷道比较近，故选用折返式 平车场。井底车场线路布置以及调车方式及硐室的布置见图（图 2.8） 。 一 一 一 一 一 一 一 一 一一 一一 一一一 一一一一 一一 一一 图 2.8 井底车场及调车方式图 三 主要开拓巷道 主要开拓巷道均布置在底板砂岩中。由于其服务时间长，为了便于维 护，并根据现场使用情况，其断面均采用半圆拱型，并采用锚喷支护。 1、-650m 运输大巷 大巷断面见图（图 2.9） 。半圆拱断面，净断面积 15.43m2， 设计掘进断面 17.74m2，巷内铺设双轨，轨距 600mm，双轨中心 距 1600mm，巷道壁敷设电缆线及各种管路。锚喷支护，厚度 100mm。 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 34 页 5300 5000 800 70 600 2200 600 运输大巷断面 3450 3750 图 2.9 运输大巷断面图 2 采区石门 巷道断面见下图（图 2.10） 。半圆拱断面，净断面积 15.43 m2，掘进断面 17.74 m2，巷内铺设单轨，锚喷支护。 100 1700 轨 道 中 心 线 轨面水平 360 采区石门断面 采区石门断面 采区石门断面 2750 5000 1750 3650 图 2.10 采区石门断面图 3 回风巷道 巷道断面见下图（图 2.11） 。本巷道负担全矿回风。半圆拱断面，净断 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 35 页 面积 15.43 m2，掘进断面 17.7 m2，锚喷支护。 300*250 100 5000 5200 16002000 3800 图 2.11 回风巷道断面图 各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及规程中 的有关安全间隙的要求而确定的，并按通风要求验算风速，以上各巷道通 风校验见第四章。 2.2.32.2.3 大巷运输设备选折大巷运输设备选折 由于本矿井是高瓦斯矿井且设计煤层是突出煤层，因此本设计大巷运输 方式采用蓄电池电机车运输，参照采矿工程设计手册 ，选取蓄电池电机 车的型号为：XK-6/110-1A,供电电压为 110 伏，粘着质量为 8 吨。 矿车采用 5 吨底卸式矿车，规格为：MDDCC5.5-6 型，质量 3328Kg， 长 5482mm、宽 1360mm、高 1600mm。 2.2.42.2.4 矿井提升矿井提升 1）主井提升方式 主井提升采用绞车提升，提升容器为一对 20 吨底卸式箕斗，其规格为： 箕斗型号 名义载 煤量 （t） 有效容 积 （m ） 3 最大经济 载荷 （KN） 尾绳悬挂装 置最大允许 载荷 （KN） 最大提 升高度 （m） JLY20/1262021.0700250800 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 36 页 A 2) 副井提升方式 副井提升采用绞车提升，选取多绳塔式布置双容器提升系统，根据矿车 型号，决定选用 GDG1.5/6/2/4k 型多绳罐笼，其有关参数：QZ=11910kg， 乘人时使用双层，每层乘 42 人；乘降物料时，只使用底层（1.5t 矿车 2 个） . 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 37 页 3 采煤方法及采区巷道布置 首先开采西一采区，因为该区储量可靠，煤层赋存条件利于早达产， 开拓系统形成也较早，本章设计就针对该区进行 3.1 煤层的地质特征 1）13-1 煤的煤层层特征 煤层的埋藏条件：本井田主要地质特征为表土层厚，煤层埋藏深，厚 186.54483.55m 的第四系新地层覆盖于煤系地层之上。该井田为一走向大 致北系南东，倾向南西的单斜构造，并发育了明显的次级 背、向斜构造， 浅部断裂构造亦相当发育，且有火成岩侵入，故使地层产状变化较大。矿 井东翼浅部煤层倾角一般为 5。30。，局部因断层牵引可达 30。50。，甚至 达 80。以上。矿井西翼浅部倾角较缓为 5。15。，整个矿井深部倾角都逐渐 变缓至 6。左右。13-1 煤层稳定，厚度 0.946.83m，平均 4.0m。井田东翼 采区相对较厚，平均 4.2m，西部稍薄，平均 4.0m，为全区可采煤层。结构 简单，一般有 12 层夹矸，位于煤层顶部或底部，其岩性为炭质泥岩及泥 岩。煤层顶板为泥岩及粉细砂岩，底板为砂质泥岩与泥岩。 13-1 煤层主要特征表（表 3.1） 厚度煤层 名称 可采 指数 最小最大/平 均 倾角煤层 结构 牌号硬度（普氏 硬度） 容重 13-1 煤 0.990.946.83 /4.0 5 0150简单 复杂 气煤1/3 焦煤 1.31.71.39 2） 采区的水文地质特征 （1）含水层特征：本区主要含水层有新生界第四系砂层孔隙含水层， 煤系砂岩裂隙含水层和灰岩岩溶裂隙含水层三种类型。第四系厚度变化比 较大，总厚 186.54m483.55m，由东南向西北增厚。由上、中、下三个含 水组和一个隔水组组成，在自然状态下，由深层自流承压水向表层潜水类 型过度，以缓慢的层流形式自西北向东南流动，流速缓慢，近于停滞状态。 二叠系砂岩裂隙含水层 二叠系中砂岩层较多，分布于煤层、泥岩、砂质 泥岩之间，富水性较弱，含水性与裂隙发育程度有关，补给水源贫乏，富 水性与渗透性弱，以静储量为主。石炭系太原组灰岩岩溶裂隙含水层 组 厚 122 米左右，含灰岩 1213 层，灰岩平均厚为 57.67m，占组厚 47%。太 原组灰岩为一非均质的弱含水层，且以静储量为主。奥陶系灰岩岩溶裂隙 含水层 以厚层白云质灰岩为主，间夹泥质灰岩及角砾状灰岩，岩性致密， 岩溶不甚发育且不均，富水性弱中等。根据地质钻孔资料预计本区最大涌 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 38 页 水量 30m3/h，正常涌水量为 10m3/h. （2）防水煤柱 ：西一采区回风石门附近回采上限标高为-471-479m， 回风水平为-480m，为防止第四系下部含水层对矿井安全开采造成影响，留 设防水煤柱是必要的，因此暂定留设垂高 80 米的防水煤柱，具体开采时视 具体情况而定。 （3）煤层的爆炸性和自然发火危险性：13-1 煤层的自然倾向为易自燃 很易自燃，自燃发火期一般为 36 个月。13-1 煤层具有爆炸危险性。 3.2 采区巷道布置及生产系统 1）确定采区的走向长度及区段斜长和数目 在本设计中，整个矿井共划分为四个采区，矿井开拓采用立井集中 运输大巷分区式石门开拓的方式，每个采区为两翼开采，采区一翼走向 长约 1500 米。在首采区内，每个区段斜长约 200 米 ，在-650 水平以上划 分为 6 个区段。 2）确定采区巷道的联络方式 由于整个矿井采用两翼对角抽出式通风，副井进风，风井回风。根据 矿井开拓布置，全井田划分为四个采区。采区上山共布置三条，分别是运 输上山、轨道上山和回风上山。运输上山和区段运输巷相联，轨道上山和 区段轨道巷相联，回风上山通过斜巷和区段轨道巷相联。首采区位于井筒 西侧，走向长约 3000m，倾向长 1815m，采用单巷掘进。 3）确定采区车场形式 采区上部车场是采区上山和采区上部区段回风平巷或阶段回风大巷之 间的一组联络巷道和硐室。它是采区巷道布置系统中的重要组成部分，其 主要作用是在采区内运输方式改变或过度地区完成转载工作。本设计中， 采区上部车场采用平车场。其布置形式如下（图 3.1）： 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 39 页 采区上部车场示意图 区段回风巷 绞车房 回风石门 运输上山 轨道上山 总回风巷 回风上山 变坡点 图 3.1 采区上部车场示意图 采区下部车场的形式：本设计中，采区下部车场采用石门装车式，该 车场具有工程量小，调车方便，通过能力大，不影响大巷运输等优点。其 布置形式如下（图 3.2）：（图中采区石门与轨道上山如何连接？） 采区下部车场示意图 大巷 材料车场 绕道 采区煤仓 采区石门 轨道上山 运输上山 图 3.2 采区下部车场示意图 4 ）确定采区主要硐室的布置 1、采区煤仓 采用自由降落式垂直煤仓，断面净直径为 5m，高度为 20m，粗略估计 中国矿业大学 2007 届本科毕业设计（论文） 第 40 页 容积： V=*R2*h=3.14*2.52*20=393m3 满足当采区生产能力60 万 t/a 时，采区煤仓容量为 250500t 的要 求。仓身采用锚喷支护，煤仓下部收口处采用钢筋混凝土支护。 2、绞车房 绞车房设于-480m 水平，回风通过绞车房回风道与回风巷相通。绞车 选用 JKY2.5/2B 型液压绞车，电动机选用 JRQ-158-10 型南电动机。 绞车房高度为 3500mm，断面设计成半圆拱形锚喷支护。 3、采区变电所 变电所设于两条上山之间， “”型布置，位于采区用电负荷中心，近 似在两条上山中点处，使各用电点距离基本相等。 变电所尺寸为 12.5*3.6m2，高度为 3m，通道高度为 2.4m，断面为半圆 拱形，采用锚喷支护。底板比邻近大巷高 200-300mm，并设一定的流水坡度 (3)以防止矿井水进入变电所，硐室两端各设一出口，分别与轨道上山和 通风行人上山相通，硐室与通道连接处须设外开的防火栅栏两用门。 5 5）确定煤层开采顺序，同时生产的煤层及回采工作面数目 西一采区采用综采整层开采 13-1 煤；采区自上向下开采，工作面采用 走向长壁倒退式采煤方法，集中大巷联合上山布置，本着高产、高效、一 矿一面的原则，矿井达到设计产量时，由一个综采面采煤来保证。 6 6）确定采区生产系统 1、运煤系统 工作面区段运输顺槽皮带运输上山采区煤-650m 水平运输石 门井底煤仓主井地面。 2、运料排矸系统 地面副井井底车场-650m 运输石门采区下部车场轨道上山 上部车场轨道平巷区段轨道顺槽工作面 3、通风系统 地面副井井底车场-650m 运输石门采区下部车场轨道上山 进风斜巷区段运输顺槽工作面区段轨道顺槽回风上山-480m 回 风大巷西风井地面。 7 7） 采区巷道的掘进方法和掘进通风方式 为改善巷道维护状况，减少煤炭损失， ，采用沿空掘巷，区段跳采接替 回采工作面。区段平巷宽度取 4m，整个采区划分为大约 16 个区段，区段斜 长（工作面长）约为 200m。 中国矿业