毕业设计（论文）-张集煤矿矿井设计.doc

中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 1 页 第一章第一章 矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征 第一节第一节 矿区概述矿区概述 一一 、矿区地理位置、矿区地理位置 张集煤矿位于江苏省徐州市西北铜山县刘集镇境内，距徐州市 22km 东 经：11650461165742 北纬： 350522 35 0857 本区北面是丘陵山区。区内大部分为陆地，仅少部分湖区。地面标高 +33.14 m+40.81 m，湖底标高+32.00 m 左右，地势为东高西低的湖泊和滨 湖冲积平原，地形坡度千分之一左右。井田内 42 勘探线以东基本为陆地， 以西地处独山湖区，为沼泽和浅水区，芦苇、渔塘、沟渠等纵横交错，地 形较复杂。 张集煤矿距徐州市 22km，徐州市地处京沪、陇海铁路两大动脉的交汇 点，张集煤矿铁路专用线与经过矿区内的徐沛铁路相联，徐沛铁路在夹河 寨与西陇海干线接轨；张集煤矿至唐沟公路与徐沛、徐丰公路衔接，可与 苏北、皖北、鲁南、豫东各县联接，矿区周围乡村公路四通八达；京杭大 运河从矿区东侧 15km 左右通过，交通较为方便（见交通位置图 图 1-1）。 图 1-1 张集煤矿交通示意图 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 2 页 二、矿区气候条件二、矿区气候条件 最大 1245.8 mm（1964 年），年平均气温 13.5 度，最低气温-18 度， ，最大冻土深度 14 厘米，最大风速 29 m/s，主要风向为东南风。 三、矿区的水文情况三、矿区的水文情况 本区为废黄河冲积平原，地势平坦，略向东北倾斜，坡度为 1/5000， 地面标高一般在+36.0m 左右，在 17 勘探线以西废黄河故道，地势增至 +43.0m 左右。地表岩性主要为黄泛堆积的砂质粘土或粘土质砂。由于区内 地势平坦，地表径流条件较好，大气降水以蒸发及地表径流为主要形式排 泄，余下部分滞缓地渗入地下。 区内主要河流有废黄河、桃园河及顺堤河，另外还有若干人工沟渠。 江苏省与安徽省分界的废黄河，其流向由西北向东南流入京杭大运河，该 河道河槽标高+37.5m 左右，河堤标高+43.0m 左右，最高洪水位 +36.3m（1993 年 7 月 1 日）。顺堤河位于矿区北部，沿废黄河堤东侧呈北 西南东向展布，宽约 2030m，深 2m 左右，流经工业广场北侧，在官地 附近与桃园河交汇。桃园河位于矿区的北部，呈东西向展布，宽约 30m， 深 2m 左右，由西向东流入京杭大运河，河槽较浅，雨季泄洪，为季节性河 流。 据徐州气象台的汇编资料，本区属南温带的鲁淮区，具有长江流域与 黄河流域气候的过渡性质，接近北方气候的特点，气候温和，光照充足。 年降水量尚充沛，春秋季短，冬夏季长，冬寒干燥，夏热多雨。常有寒潮、 霜冻、旱风、冰雹等灾害性天气出现。 工业及居民用水的水源、水质及供应情况： 张集煤矿井下防尘用水主要取井下太原组四灰溶隙水，地面生活及工 业用水主要取井下奥陶系马家沟灰岩水即奥灰水。 张集煤矿目前职工有 3808 人，加上工人村居住的家属总计有 9110 人 左右，依据江苏省工业和城市生活用水定额标准，矿区地面生活及工 业用水量为 1612m3/d。奥灰水质符合国家卫生标准，可以直接作为生活饮 用水。 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 3 页 第二节第二节 井田地质特征井田地质特征 张集煤矿井田总体为一单斜构造，地层走向基本为北东、北北东向， 倾向总的为北西向。地层倾角浅部较陡，局部近似直立。井田内发育二个 背斜一个向斜即张集背斜、姚庄背斜和李庄向斜。褶曲发育程度为类。 一、煤层特征一、煤层特征 本井田含煤地层为上石炭统太原组（c3）和下二叠统山西组（p11）。 全区含可采、大部可采煤层 3 下、12 下、16 煤层共三层。可采煤层平均纯 总厚 9.33 m，可采含煤系数 5.0 。 山西组含煤 2 层（3 上、3 下煤层），因其位于含煤地层上部的山西组， 所以称为上组煤。其中 3 上煤层剥蚀殆尽，井田内有 3 个钻孔见到 3 上煤 层（zy1、zy7、41-15），且有 2 个钻孔（zy1、41-15）可采，但不能相 连成片。3 下煤层在赋存区内全部可采。太原组共含煤 16 层 （4、6、9、11、12 上、12 上、12 下12 下 1、12 下 2、14、15 上、15 下、16、17、18 上、18 下）。其中煤 12 下全区大部可采、煤 16 全区可采， 因它们位于含煤地层下部的太原组，又称为下组煤。其它均为不可采煤层。 有的虽有可采点但连不成片，无工业价值。 各煤层特征如表 1.1 所示: 表表 11 张集煤矿可采煤层特征表张集煤矿可采煤层特征表 可可 采采 煤煤 层层 一一 览览 表表 表表 1-1 煤煤 层层夹夹 石石 全井田厚度全井田厚度 (m) 稳稳 定定 程程 度度间距间距(m) 可采系数可采系数(%) 煤层煤层 名称名称 最小最大最小最大 平均平均(点数点数) 可采区可采区 平均厚度平均厚度 m (点数点数) 点点面积面积 厚度变异厚度变异 系数系数(%) 稳定性稳定性 结结 构构最小最大最小最大 平均平均(点数点数) 层数层数 (点点) 两极厚度两极厚度(m) 及岩性及岩性 3下 3.708.35 7.14(7) 7.14 (7) 10010021 稳定 较稳定 较 简 单 13 (5) 0.020.37 炭质泥岩、 泥岩、炭质砂岩 84.85100.24 92.55(2) 12下 0.451.53 1.12(8) 1.21 (7) 889529较稳定简单 12 (4) 0.020.25 炭质泥岩、 泥岩、粉砂岩 16 0.611.65 1.03(10) 1.07 (9) 10010027较稳定简单 40.0649.82 45.37(3) 1 (1) 0.15 黄铁矿结核 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 4 页 二、二、 水文地质特征水文地质特征 图 1-2 地质综合柱状图 1）含水层 由下至上各含含水层如下 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 5 页 （一）第四系含水层（一）第四系含水层 第四系为河湖相沉积，主要物源为井田北部寒武系基岩和东北部的花 岗篇麻岩丘陵风化产物。井田内第四系厚 74.0592.13 m，平均 85.46 m， 根据第四系钻探、测井资料，按岩性组合，可划分为上部含水层段、中部 隔水层段和下部含水层段。 1上含水层段：上含水层段：厚 36.3358.80 m，平均 46.53 m，岩性由粘土、砂质 粘土、粘土质砂及砂层组成，颜色呈淡黄色、棕黄色，含砂 27 层，一般 34 层，砂层累厚 3.0026.00 m，平均 12.93 m，砂层成分以长石为主， 组织松散，富水性强，据滕北钻孔抽水试验资料，单位涌水量为 1.4743.436 l/s.m，水化学类型为重碳酸钙型，矿化度 0.2150.312 g/l， 富水性强。 2下含水层段：下含水层段：厚 033.00 m，平均为 17.05 m，岩性由粘土、砂质 粘土、粘土质砂和砂砾层组成，颜色呈灰色、棕灰色、浅黄色、灰绿色， 含砂最多可达 8 层，砂层累厚 014.65 m，平均 6.61 m，成分以长石、石 英为主，一般粘土含量较高，组织紧密。砂层连续性较上段差，平面展布 面积也较小，富水性较弱。据滕北级索井田抽水试验资料，单位涌水量 0.000201 l/s.m，水化学类型为硫酸氯化钙钠型，矿化度 1.383 g/l，富水性 较弱。 （二）侏罗系上统砂砾岩含水层（二）侏罗系上统砂砾岩含水层 井田内 20 孔揭露，最大残厚 931.49 m（zy7 号孔），按岩性和物性特 征由下至上分为三段，第一、二段砂砾岩层为含水层组，第三段粉砂岩、 砂质泥岩夹细粒砂岩层为相对隔水层。 1侏罗系上统二段砂砾岩含水层侏罗系上统二段砂砾岩含水层 二段厚 61.30117.15 m，平均 94.42 m，由灰绿色、灰紫色、粉、细粒 砂岩为主，底部含 12 层砾岩，多为 2 层，砾岩厚 2.8018.10 m，平均 12.27 m，砾岩成分以石英、石灰岩为主，次为岩浆岩、泥岩、砂岩，细粒 砂屑充填，钙泥质胶结，砾石磨园度、分选性均较差，砾径 570 mm。该 段细粒砂岩、砾岩为主要含水层段，井田内仅 37-31 号孔发现漏水，漏水孔 率 6.7，该含水层在精查勘探中未发现漏水点，zy7 号孔在不漏水的情况 下进行抽水试验，在抽水试验进行 6.5 小时后抽干。据滕北区域资料，侏罗 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 6 页 系二段砾岩富水性较强。 2侏罗系上统一段砂砾岩侏罗系上统一段砂砾岩 一段厚 60.25116.10 m，平均 89.27 m。岩性以紫红色粉、细粒砂岩、 砾岩为主，底部发育 12 层砾岩，多为 1 层，砾岩厚 1.7021.00 m，平均 9.81 m，砾岩成分以石英岩、石灰岩为主，岩浆岩、泥岩、砂岩次之，砾径 530 mm，分选性差中等，泥钙质胶结，主要含水层为细粒砂岩和砾岩， 全井田 19 孔揭露，2 孔漏水，漏水率 13.3，其中砾岩漏水 1 孔，占漏水 孔数的 50，据 zy1、zy3 号孔注水试验资料，单位涌水量 0.00000960.000697 l/s.m，渗透系数 0.000012480.002447 m/d，富水性 弱。该层下距 3 下煤层 2.7461.78 m，平均 19.95 m，因此该含水层在 3 下 煤冒裂带高度影响范围内，为开采 3 煤层的直接充水含水层。 （三）山西组（三）山西组 3下 下煤层顶底板砂岩含水层 煤层顶底板砂岩含水层 3 下煤层顶板砂岩厚 2.2226.47 m，平均 9.62 m，底板砂岩厚 1.404.00 m，平均 2.43 m，均以细粒砂岩为主，局部为中、粗粒砂岩和粉 砂岩，裂隙局部发育，充填方解石脉，勘探阶段未发现漏水点。精查勘探 该层与侏罗系一段砂砾岩混合抽水一次，单位涌水量 0.0006602 l/s.m，渗 透系数 0.001603 m/d，矿化度 0.582 g/l，水化学类型为氯化硫酸钠镁型， 富水性较弱。 （四）太原组石灰岩含水层（四）太原组石灰岩含水层 1三三 灰灰 厚 6.208.30 m，平均 7.24 m，裂隙发育，常充填方解石，并发育小溶 洞，充填小灰岩块及燧石块，为方解石胶结。井田内 10 孔揭露，仅 37-32 号孔漏水，漏水孔率 10，漏水点标高-659.43 m。据 zy5 号孔抽水试验资 料，单位涌水量 0.000394l/s.m，渗透系数 0.004442m/d，矿化度 0.536g/l， 水化学类型为氯化硫酸钠型。 2五、八、九灰五、八、九灰 五灰厚 1.132.34 m，平均 1.88 m，井田内 8 孔揭露，无漏水孔；八灰 厚 1.303.71 m，平均 2.23 m，井田内 12 孔揭露，无漏水孔，据北徐楼井 田资料，静止水位标高为 32.86 m，单位涌水量为 0.0000196 l/s.m；九灰厚 0.621.94 m，平均 1.43m，井田内 9 孔揭露，无漏水孔。 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 7 页 3十十下 下灰 灰 十下灰厚 2.805.97 m，平均 4.01 m，井田内 10 孔揭露，无漏水孔， 据北徐楼井田资料，单位涌水量 0.0006210.00989 l/s.m，静止水位标高 6.447.26 m，水化学类型为硫酸钾钠型，矿化度 4.259 g/l。 （五）中奥陶统石灰岩（五）中奥陶统石灰岩 井田有 3 孔揭露，其中 37-20 号孔漏水，最大揭露厚度 35.05 m（37-31 号孔），局部裂隙发育，且充填方解石。北徐楼井田 35-22 号孔在奥灰全漏 的情况下，抽水试验一次，静止水位标高 6.99 m，单位涌水量 0.111 l/s.m，水化学类型为硫酸钙钠型，矿化度 4.215g/l。 2）矿井涌水量 本矿井最大涌水量为 314m3/时，正常涌水量为 200 m3/时。 三、瓦斯，煤尘及自燃三、瓦斯，煤尘及自燃 1）瓦斯 井田内各煤层瓦斯测定资料，可采煤层瓦斯含量均较低，ch4（含重 烃）最大含量和成分分别为 0.25 g/cm3 和 11.23（zy1 孔 3 下煤层）,所以 本矿井通风工作比较简单。 2）煤尘和煤的自燃 根据本井田内对各可采煤层所做的自燃发火结论（见下表），以及参 考邻区“五号井田”资料，表明 3 上、3 下、12 下、16 煤层均有自燃发火 倾向，因此在生产过程中各可采煤层均应防止煤的自燃。 煤煤 层层 自自 燃燃 测测 试试 成成 果果 一一 览览 表表 表表1-2 煤煤 层层取样点数取样点数 t自自 燃燃 发发 火火 结结 论论 3上2 237 30(2) 易自燃发火(1)、不易自燃发火(1) 3下7 518 12(7) 不易自燃发火(3)、不自燃发火(4) 12下3 727 14(3) 易自燃发火(1)、不自燃发火(2) 162 2324 24(2) 不易自燃发火(2) 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 8 页 第二章第二章 井田境界及储量井田境界及储量 第一节第一节 井田境界井田境界 张集煤矿西始江苏省与安徽省省界；东至纬线 3808000；南起各煤层露 头；北至各煤层-1000m 等高线，东西长 9.5km,南北宽 1.53.5km，面积约 21.43km2。 井田范围 走向长度k m 9.50 倾斜宽度k m 1.53.5 面积k m2 21.436.27 第二节第二节 矿井储量计算矿井储量计算 一、一、 矿井工业储量矿井工业储量 本次参加储量计算的煤层为 3 下、12 下（12 下 2）、16 煤层共三层。 其中 3 下煤层在赋存区内全部可采，12 下煤层井田内大部可采，16 煤层井 田内全部可采。 本次储量计算是在精查地质报告提供的 1：5000 煤层底板等高线图上 计算的，储量计算可靠。 井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量是由煤 层面积、容重及厚度相乘所得，其公式一般为： zg=smr 式 2-1 其中：zg矿井的工业储量； s 井田的倾斜面积； 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 9 页 m煤层的厚度，7.14m； r 煤的容重，1.37 吨/立方米； 则：3 下 zg=1.377.14500500(21 /cos6+12 /cos12+12 /cos15) 10-4 =11200.16（万吨） 12 下 zg=1.381.09500500(21 /cos6+12 /cos12+12 /cos15) 10-4 =1722.3（万吨） 16 zg=1.260.92500500(21 /cos6+12 /cos15) 10-4 =1327.28（万吨） 井田工业储量达 14249.74 万吨 二、二、 矿井可采储量矿井可采储量 1）边界煤柱可按下列公式计算 z=lbmr 式 2-2 其中：z边界煤柱损失量； l边界长度 b边界宽度；50 m煤层厚度；7.14 r煤的容重。1.37 则井田的边界断层煤柱为：905.59 万吨 2）工业广场煤柱 根据煤炭工业设计规范第 5-22 条规定：工业广场的面积为 0.8-1.1 平方公顷/10 万吨。本矿井设计生产能力为 120 万吨/年，所以取工 业广场的尺寸为 250m400m 的长方形。煤层的平均倾角为 12 度，工业广 场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中部，该处表土层厚度 为 86.28 m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按 级保护留维护带，宽度为 15m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动 角见表 2-1。 表 2-1 岩层移动角 煤层倾角煤层厚度 /m 冲击层厚 度/m 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 10 页 1271486.2845747676 由此根据上述以知条件，画出如图 2-1 所示的工业广场保护煤柱 的尺寸： 图 2-1 工业广场保护煤柱 由图可得出保护煤柱的尺寸为： s=梯形面积=（上宽+下宽）高/（2cos12） - -式 2-3 =661250 则：工业广场的煤柱量为： zi=smr 式中：zi-工业广场煤柱量； s -工业广场压煤面积，661250； m -煤层厚度， 7.14m； r -煤的容重。1.37 则：zi=6612507.141.3710-4 =646.82 (万吨) 3）井田边界保护煤柱 边界处留 60 米，大概有 2573 m 长 从开拓图可以大概量出；7.143.17257360=349.44(万吨 总煤柱量=646.82+905.59+349.44 +27m -500m -550m -172m -200m 75 68 45 44 77 45 45 77 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 11 页 =1901.85(万吨) 4）矿井的可采储量 矿井的可采储量按下式计算： zk=(zg-p)c -式 2-5 其中：zk-矿井的可采储量；万 t zg-矿井的工业储量，14249.74 万吨 p -保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等 留设的永久煤柱损失量，1901.85 万吨 c -采区采出率，厚煤层不低于 0.75，中厚煤层不低于 0.80， 薄煤层不低于 0.85，本矿取 0.80 则： zk=（14249.74-1901.85）0.80 =9878.31（万 t） 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 12 页 第三章第三章 矿井工作制度、设计矿井工作制度、设计 生产能力及服务年限生产能力及服务年限 第一节第一节 矿井工作制度矿井工作制度 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（两班半生产，半班检修），每日两班半出煤，净提升时间为 16 小时。 第二节第二节 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 一、矿井设计生产努力一、矿井设计生产努力 因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部有较大断层， 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 120 万吨/ 年。 二、井型校核二、井型校核 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。 矿井开采能力校核 张集矿矿区 3 下煤层为厚煤层，煤层平均倾角为 12 度，地质构造简单， 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 综放工作面的同时具有一个准备工作面来保产。 （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，主井提升容器为两对 12 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 律用带式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 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 13 页 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低，属于低瓦斯矿井，水文地质条件 较简单。矿井通风采用并列式通风，可以满足通风的要求。本井田内存在 若干小断层，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) 式 3-1 其中：t -矿井的服务年限，年； zk-矿井的可采储量，9878.31 万吨； a -矿井的设计生产能力，120 万吨/年； k -矿井储量备用系数，取 1.4。 则：t=9878.31/（1201.4） =59（年） 既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。 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 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。 5）第一水平服务年限校核 由本设计第四章井田开拓可知，第一水平开采范围为-500-770m， 结合本矿井的实际情况，确定第一水平的可采储量为 3770.19 万吨。第一水 平的服务年限的计算公式为： t1=3770.19/120 =31.4(年) 即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。 第一水平设计服务年限矿井设计生产 能力（万 t/a） 矿井设计服务年 限（a）煤层倾角 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 14 页 45 600 及以上8040 300-5007035 120-24060302520 45-9050252015 表 3-1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表 第四章第四章 井田开拓井田开拓 第一节第一节 井田开拓的方案井田开拓的方案 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-500m，最深处到-1050m 表土 层厚度为 86.28m。 2）本井田有三层可采煤层，平均厚度为 7.14 米，煤层倾角平均 12 度。 4） 本矿地表地势平坦，且多为农田，无大的地表水系和水体，平均 标高为+36m。 一、井筒形式的确定一、井筒形式的确定 由于本矿井煤层埋藏深，故第一水平只能用立井开拓。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。 本矿井的瓦斯含量比较小，属于低瓦斯矿井。井田的走向长度比较长， 平均为 5.5km，故采用分裂式通风，在矿井的一水平东部边界中部和南北部 打三个立井风井，担负整个矿井的回风任务。 立井开拓适应性强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条 件的限制。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；对井型特大的矿井，可采用大断面的立井井筒，装备两套提升设备； 井筒的断面很大，可满足大风量的要求；由于井筒短，通风阻力小，对深 井更为有利。其缺点与斜井对应。因此在地质条件不利于采用平峒或斜井 时，都可考虑采用立井开拓。对于煤层赋存较深、表土层厚，或水文情况 比较复杂、井筒需要特殊施工，或多水平开采急斜煤层的矿井，一般都应 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 15 页 采用立井开拓。对于倾斜长度大的井田，采用立井多水平开拓能较合理的 兼顾浅部和深部的开采，也是比较有利的。 二、井筒位置的确定二、井筒位置的确定 1）井筒位置的确定原则 （1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，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； （4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出 煤层或软弱岩层； （5）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； （6）工业场地宜少占耕地，少压煤； （7）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。 2）井筒位置的确定 本矿井在 3 下煤层底板下部 50m 处有一坚硬的石灰岩，设计在石灰岩 里建井底车场，井田中部比较平坦，地势比较高。此外在中部建井可以使 沿井田走向的井下运量最小，使两边的产量平衡。故将主副井筒建在井田 中部。 三、开采水平的确定三、开采水平的确定 本矿井煤层露头标高-500m，煤层埋藏最深处达-1050m，垂直高度达 550m，因此必须采用对水平开采。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 150200m，针对于本矿井的实际条件，决定 煤层的阶段垂高为 150m 左右。 对于本矿井开采水平的确定，可考虑划分为两个水平或一个水平。选 用两个水平时，需用暗斜井或立井直接一延伸到第二水平；选用个水平时， 由于井田走向较长故排除用一水平开采。 四、运输大巷和井底车场的布置四、运输大巷和井底车场的布置 1）运输大巷的布置 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 16 页 由于本井田煤层埋藏比较深，冲击地压比较大，设计可采煤层的厚度 为 7.14m，且运输大巷为上下两个阶段服务为便于维用，使大巷不受煤层开 采的影响，所以将大巷布置在煤层底版下方 50m 处的石灰岩中。其优点是 巷道维护条件好，维护费用底，巷道施工条件够按要求保持一定方向和坡 度；在开采上下阶段时可跨大巷开采，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 板为中硬的砂泥岩地板为坚硬的砂岩，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。 五、矿井开拓延伸方案及阶段划分五、矿井开拓延伸方案及阶段划分 1）矿井开拓延伸方案 本矿井开拓延伸可以考虑以下两种方案： 立井延伸；暗斜井延伸。 采用立井延伸时，可以充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单 一，转运环节少，经营费用底，管理较方便。但采用这种方法延伸时，受 奥陶系含水层的限制，致使井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相 互干扰，立井接井时技术难度较大，矿井将短期停产，延伸两个井筒施工 组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升高度增加，能 力下降，可能需要更换提升设备。 采用暗斜井延伸时，原有井筒的位置、水平的划分，上山或上下山开 采的确定都不受奥陶系承压含水层的影响。系统比较简单且生产能力大， 可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰较小。其缺点是增加 了提升运输环节和设备，通风系统较复杂。 2）阶段划分 本矿井的开拓方式可采用两水平。开采两水平时，一水平上下山开采， 二水平也上下山开采；。其主要参数如表 41。 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 17 页 六、方案比较六、方案比较 1）方案说明 根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列四种。如 图 41 所示。 （a） +86 -850 -910 （b） +86 -850 -910 (c) 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 18 页 +86 -750 -910 (d) +86 -750 -910 图图 41 技术上可行的四种开拓方案技术上可行的四种开拓方案 （1）立井两水平，一水平-850m，立井延伸第二水平-910m，一水平上 山开采，二水平上山开采； （2）立井两水平，一水平-850m，暗斜井延伸第二水平-910，一水平 上山开采，二水平也上山开采； （3）立井两水平，一水平-770m，立井延伸第二水平-910m，一水平上 山开采，二水平上山开采； （4）立井两水平，一水平-770m，暗斜井延伸第二水平-910，一水平 上山开采，二水平也上山开采； 2）开拓方案技术比较 对以上叙述的四种方案所需费用粗略估算如表 42 示。 表表 4-2 各方案粗略估算费用表各方案粗略估算费用表 方案一方案一 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 19 页 方案 1 方案 项目 数目（米） 长度（米）单价（元）费用（万元） 立井开凿21506772.720318 石门开凿29402328143768 基建费用 /万元 井底车场21192603071878 立井提升2727781000844010128 石门运输272778940248027974 生产经营费用 /万元 立井排水194.07*24*365*27*0.574/100002634.74 费用/万元 5286 总计 百分率107.43% 方案二方案二 方案 2 方案 项目 数目长度（米）单价（元）费用 主暗斜井19104347241298 副暗斜井19104347241298 基建费用 /万元 井底车场250060303015 暗斜井提升272778910353040242 立井运输27277885086209175 生产经营费用 /万元 暗斜井排水194.07*24*365*27*0.6574/10000301572 费用/万元 5463108 总计 百分率125% 方案三方案三 方案 3 方案 项目 数目长度（米）单价（元）费用 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 20 页 立井开凿260677278128 石门开凿23552328116543 基建费用 /万元 井底车场21192603071878 立井提升2727789108440921648 石门运输272778355248010565 生产经营费用 /万元 立井排水194.07*24*365*27*0.574/100002634.74 费用/万元 559232 总计 百分率128.43% 方案四方案四 方案 4 方案 项目 数 目 长 度（米） 单 价（元） 费 用 主暗斜井13604347215649 副暗斜井13604347215649 基建费用 /万元 井底车场25006030603 立井提升272778860353036429 石门运输272778355862036721 生产经营费用 /万元 立井排水194.07*24*365*27*0.657/10000301572 费用/万元 46617 总计 百分率100% 方案 1 与方案 2 的区别在于第二水平是用暗斜井延伸还是用立井延伸。 两个方案生产系统都比较简单可靠。两方案相比，方案 4 需要多开斜井井 筒和暗斜井的上下部车场；并相应增加了暗斜井的提升及排水费用。第一 方案需多开立井井筒阶段石门和立井井底车场，并相应的增加了井筒和石 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 2 的初期工程量少，初期投资少，而且无石门；而方案 1 的初 期工程量太大，石门较长，不利于早日投产。所以决定用方案 1。 方案 3、4 的区别在于二水平是用立井还是用暗斜井延伸。粗略估算表 明，方案三的总费用比方案四的高 28%，超过了 10%，而且未计入方案 4 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 21 页 的斜井上下部车场的石门运输费用，再考虑到方案 4 的提升排水等环节都 比方案 3 更少，即生产系统更为简单可靠一些。综合以上各因素，决定选 用方案 4。 余下的方案 1、4 在技术上可行。两者需要进行详细的经济技术比较方 能确定其优劣。 3）开拓方案经济比较 对方案 1、3 有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经 营费和经济比较结果分别汇总。见下表。 表表 43 建井工程量建井工程量 项目方案 1方案 4 初期 主井井筒/m 副井井筒/m 井底车场/m 运输大巷/m 主石门/m 850 850 1192 3600 210 770 770 1000 3600 0 后期 主井井筒/m 副井井筒/m 井底车场/m 运输大巷/m 主石门/m 60 60 1192 3600 1590 650 650 1000 3600 0 表表 44 生产经营工程量生产经营工程量 方案 1方案 4 项 目 带区采量运距工程量 项目 带区 采出 量 运 距 工 程 量 一1880230026406 上1 415 6 1062441628 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 22 页 2108236839896.9 2 415 6 1062441628 3135745062756.63415 6 1062441628 4155753884763.754415 6 1062441628 5161455088753.55415 6 1062441628 6121041349924.886415 6 1062441628 7132045059413.57415 6 1062441628 81724588101267.48415 6 1062441628 91944662128525 山 顺 槽 9400 9 1025411004 101907650123961.510371 6 950353058 分 带 顺 槽 11140363789428.511342 3 875299512 1127.232530822.4312312 9 800250368 2184.847565839.6313264 1 675178240 3237.26063106145.914166 3 4257060 4288.67375156027 平 巷 1578220015648 5288.57375156027系数采出煤长度工程量 6278.87125148139 7259.26625128077 8234.8600105052 上 山 运 输 12279 6 6272102687 9205.452580430 二 分 带 顺 槽 10171.1437.555854 系数采出煤长度工程量 平 巷 运 输 121151 6 9001243722 大 巷 运 输 1.22218斜 井 122218 6 360958430 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 23 页 立 井 122218 6 8602289584.8石 门 1.222189402502558 上 山 维 护 12100031 年93598.6 立 井 1.2221810002662296 平 巷 维 护 12180012 年55252.8 表表 45 基建费用表基建费用表 方案 1方案 4方案 项目 工程量 /m 单价/元 /m 费用/万 元 工程量 /m 单价/元 /m 费用/万 元 主井井筒 副井井筒 井底车场 主石门 运输大巷 850 850 1192 210 3600 67727 67727 6030 2315 2315 57568 57568 71878 486 8334 770 770 1000 0 3600 67727 67727 6030 0 2315 52149 52149 603 0 8334 初 期 小计27521424793 8 主井井筒 副井井筒 井底车场 主石门 运输大巷 60 60 1192 1590 3600 67727 67727 6030 2315 2315 4063 4063 71878 36808 8334 650 650 1000 0 3600 43472 43472 6030 0 2315 2825 2825 603 0 8334 后 期 小计20015220014 共计475366448078 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 24 页 表表 46 生产经营费用表生产经营费用表 方案 1 项目 工程量/m单价元m-1费用/万元 126402416.3 2 398902419.61 36275 0231 14.49 4 8476 0.221 18.73 5 8875 0221 19.61 649920.174 8.6 759410.174 10.34 一 分 带 顺 槽 8101260.272 27.54 9128520.272 34.96 10 123960,27233.72 11 8940.22119.76 130.820.241 7.4 265.840.231 15.2 .3106.150.272 28.87 4156.030.272 42.4 5156.030.272 42.4 6148.140.272 40.2 7128.080.272 34.8 8105.050.272 28.57 980.430.221 17.78 12.9 二 分 带 顺 槽 1055.850.231 小 计 473.31 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 25 页 石门 2502558.24*0.158=395.4 立井 2662296*0.68=1810.36 总计 473.31+395.4+1810.36=2679.07 方案四 项 目 工程量/m单价元m-1费用/万元 1441.630.15869.78 2441.630.15869.78 3441.630.15869.78 4441.630.15869.78 5441.630.15869.78 6441.630.15869.78 7441.630.15869.78 8441.630.15869.78 上 山 顺 槽 94110.15864.9 10353.060.16257.19 11299.510.16248.52 12250.370.16641.56 13178.240.18332.61 1470.660.23116.32 18.07 平 巷 1578.240.231 小 计 82422 主 95.843*0.951=91.14 斜井 副 2289.58*0.68=1556.9 总计 247226 表表 47 费用汇总表费用汇总表 方案 1方案 4方案 项目费用/万 元 百分比 /% 费用/万 元 百分比 /% 基建工程费 4753.66106%4480100% 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 26 页 生产经营费 2679.07108%2472.26100% 总费用 7432.73107%6952.26100% 在上述经济比较中需说明以下几点； （1）两方案的第一水平均布置有两条采区上山，且这些上山的开掘费 用相等，考虑到全井田中采区上山的总开掘长度基本相等，即两方案的一 水平采区上山总开掘费用相等，故未参加比较。另外，采区上部、中部、 下部车场在数目上略有差别，但基建费的差别很小，故也未参加比较； （2）立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用占运输费用的 20% 进行估算； （3）井筒、井底车场及主回风石门等均布置在中硬或坚硬的岩层中， 它们的维护费用底于 5 万元/年.米，故比较中未对维护费用进行比较。但是. 综上所述，方案 4 是最优方案，即该设计选用立井开拓一水平，暗斜 井延伸二水平的开拓方案。煤层设计两个阶段开采，第一阶段为-550- 770m，阶段斜长 2000m，阶段垂高为 220m，采用上山开采；第二阶段为- 770-1050m，阶段斜长 1800m，阶段垂高为 280m，采用上山开采。整个 井田共分为 4 个采区与带区，其中第一水平 2 个采区，都为双翼采区，分 9 个区段，区段斜长为 1000m，第二水平分 13 个带区，区段斜长为 2000m。 第二节第二节 矿井基本巷道矿井基本巷道 一、井筒一、井筒 有前述确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，并在井田边 界中部设一个风井。一般来说，立井井筒的横断面形状有圆形和矩形两种， 但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用低以 及便于施工等优点，因此主、副井筒及风井均采用圆形断面。 （1）主井 主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为 6.5m，净断面面积 33.18 ，井筒内装备两套 16 吨的箕斗带平衡锤，井壁采用混凝土砌碹支护方 2 m 式。此外，还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通讯信号电缆、人行 台阶等设施。主井井筒断面和井筒特征表见图 42。 （2）副井 中国矿业大学 2009 届毕业设计说明书 第 27 页 副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为 7.2m，净断面面积为 40.71，井筒内装备一对 1 吨矿车双层四车窄罐笼，和一个 1 吨矿车双层 2 m 四车宽罐笼带平衡锤，井壁采用混凝土砌碹支护方式，井筒主要用于提料、 运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁，行钢组合罐道，端面布置， 罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安 全出口，并设有管子道、电缆道。副井井筒断面和井筒特征表分别见 4 3。 （3）风井 风井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为 6.0m，净断面面积为 28.27，采用混凝土支护方式，井壁厚度为 400mm，备有安全出口。风 2 m 井井筒断面和井筒特征表分别见图 44。 （4）风速验算 所选定的副井作为进风井，风井作为回风井，其断面的大小必须符合 风速要求。由第九章矿井通风与安全的风速验算可知，所选择的井筒 符合风速要求。 二、井底车场二、井底车场 1. 井底车场的设计原则： (1)要留有一定的富裕通过能力，一般要求大于矿井设计能力的 30%。 (2)设计车场时考虑矿井增产的可能。 (3)尽可能的提高机械化水平，简化调车作业，提高通过能力。 (4)考虑主、副井之间施工的短路贯通。 (5)注意车场处的围岩含水性，破碎情况，避开破碎和强含水层。 (6)井底车场要布置紧凑，注意减少工程量。 本井田根据具体情况，对井底车场进行多方案比较，根据井田的开拓 布置方式，移交采区位置井田开拓大巷的位置，以及井下原煤运输和辅助 运输方式的因素，多方面综合考虑本设计采用立井卧式环形井底车场。 2.空重车线的确定及调车方式 井底车场各类主要车线长度按 75m 布置。材料车线考虑存放 10 个材料 车，线路长度留 26m， 采区回采煤炭经胶带输送机巷转载到井底煤仓，再通过装载胶带输 送机向主井箕斗定量装载供箕斗提升至井上。 掘进煤炭尽可能利用胶带输送机与回采煤同运，多余煤炭用一吨固 定式矿车装载，经大巷进入井底车场，由副井提升到地面。由矿车运输的 中国矿业大学 2009 届毕业设计说