采矿工程毕业设计（论文）-府新矿业公司弘建六矿采矿设计.doc

东北大学继续教育学院毕业设计（论文） 毕业设计(论 文) GRADUATE DESIGN (THESIS)设计（论文）题目 府新矿业公司弘建六矿采矿设计学 生 xx教学中心 xxx专 业 采矿工程指导教师 zxxx 二一四年九月二十日摘 要近年来，煤炭行业的发展势头一直很好，越来越多的人力和资金投入到了煤矿的建设和生产中。本设计就是在这样的的前提下对府新矿业集团弘建六矿进行实地考察和实习后，经过认真而详细的分析，计算后撰写的。本设计的井田面积为11.4万平方千米，年产量120万吨。井田内煤层赋存比较稳定，煤层平均倾斜角度为20，平均煤厚7.5m，整体地质条件比较简单，在井田范围中部有断层发育，矿井瓦斯和二氧化碳含量相对不高，涌水量也不大。根据实际的地质资料情况主要对矿井开拓方式、准备方式和采煤方法进行了初步设计，该矿井设计采用立井两水平的开拓方式，综合机械化放顶煤回采工艺，走向长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。矿井采用对角式通风，井底车场为刀把式环行车场，并对矿井运输、矿井提升、矿井排水和矿井通风等各个生产系统进行设备选型计算。设计时根据现有经济技术条件，尽可能采用先进的开采技术和设备，以及对矿井安全技术措施和环境保护提出要求，完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。关键词： 立井 采区式走向长壁 放顶煤目 录1 矿井概况及井田地质特征61.1矿区概况61.2井田地质特征81.3煤层及煤质151.3.1煤层152矿井储量、年产量及服务年限192.1井田境界192.2 井田储量192.3 矿井年产量及服务年限243井田开拓263.1概述263.2井田开拓273.3 井筒特征373.4井底车场433.6确定井底车场主要巷道断面及硐室位置533.7开采顺序及采区、采煤工作面的配置573.8井巷工程量和建井工期604 采煤方法644.1 采煤方法的选择644.2 采区巷道布置及生产系统644.3 回采工艺设计735 矿井运输、提升及排水785.1矿井运输785.2运输设备的选型计算805.3 矿井提升955.4矿井排水1086 矿井通风与安全技术措施1206.1 矿井通风系统的选择1206.2 风量计算及风量分配1236.3 矿井通风阻力计算1296.4扇风机的选型1346.5矿井安全技术措施1367 矿山环保1417.1矿山污染源概述1417.2 矿山污染源的防治1427.3 地表塌陷及生态保护措施143结 论143致 谢144参考文献145 1 矿井概况及井田地质特征1.1矿区概况1.1.1地理位置与交通本矿区位于鹤壁市东，与市区紧邻，南与八矿相接，西北与五矿、三矿相邻，隶属鹤壁市鹿楼和石林乡。东经为11410371141328，北纬355249355823。煤矿东距京广铁路17Km，北距安阳李珍铁路20Km，鹤壁汤阴铁路与京广铁路相接，鹤壁至安阳、汤阴均有公路相通，交通便利。图1-1-1 交通位置示意图1.1.2地形地貌及水系本区为丘陵地貌，地势北西高、南东低，地面标高126.50227.70m。本区属海河流域卫河水系，汤河为区内唯一季节性河流，其发源于鹤壁市西中窑头附近，经本区南部、汤阴县城、在内黄县境内注入卫河，流量0.30.4m3/s,最大洪水流量1280m3（1980年8月），最高洪水水位140m左右。煤矿西部大湖村汪流涧一线有三处面积不大的地表水体，其中两处为小坑塘，另一处为汪流涧水库，面积仅为0.04Km2。本区深部边界外约2Km2的温家沟水库面积约0.1Km2，最大库容104万m3，主要用于拦洪灌溉。1.1.3气象本区属北温带大陆性干旱型季风气候，年平均气温最高15.3（1963年），最低13.1（1964年），一般14.5。气温极值最高42.3（1967年6月4日），最低-15.5（1967年1月15日）。据鹤壁市气象局1988年至1999年气象资料，年降水量371.88825.71mm，平均635.26mm，年蒸发量1637.42016.6mm，平均1711.25mm，年平均相对湿度为60.43%。据历年统计资料，8月至来年2月多为北风，最大风速23m/s，3月至7月多为南风，最大风速14m/s。1.1.4地震据华北地区地震目录记载，近600年来，波及本区烈度达级以上的地震有20余次。详见表1-1。1.2井田地质特征1.2.1地层本矿位于华北地层区豫北分区太行山小区。区内地层自老到新发育有奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组和上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组及上统上石盒子组、新第三系鹤壁组、第四系。其中太原组、山西组和上、下石盒子组为含煤地层，太原组和山西组为主要含煤地层。附有井田综合柱状图1-2。地层综合柱状图见图1-2-1。 图1-2-1 地层综合柱状图1.2.2构造弘建六矿位于鹤壁煤田东部太行断隆的东缘，总体构造形态为地层走向近SN，倾向E，倾角038 ，一般为20左右的单斜构造。主要构造形迹为轴向近EW、向E倾伏的一系列宽缓背、向斜与煤矿中部近SN、NE向德小型背、向斜相复合和NE、NNE向正断层。褶曲经采掘揭漏和钻孔控制的褶曲有5条，向斜3条背斜2条。有张庄向斜、82-11背斜、71-1482-4向斜、71-15向斜、74-7背斜。断裂本区主要影响断层有F4断层，另外就是西部边界断层F1、F2、F3、F5。主要参数见下表1-2。表1-2-1 主要地质构造特征序号名称断层面走向倾角（）落差（m）1F1S-N75352F2S-N65403F3S-N70404F4SW-NE60505F5S-N60301.2.3水文地质特征根据以往区域水文地质研究，本矿所处区域水文地质单元西界北起铜冶，向南经天喜镇、鹤壁集、许家沟一线为界，为一仅南北向延伸的中奥陶统 与中石炭统的岩层接触带。东部以青羊口断裂为界，南端在新村一带与西部边界相交，该边界在深部起阻水作用。该单元北界尚未查明。本单元主要由石炭系、二叠系与新第三系碎屑岩组成，含水组岩性主要为灰岩、砂岩和砾岩，相对隔水岩为泥岩、沙质泥岩等，是一个以裂隙岩溶水和裂隙水为主的多层含水结构。下伏中奥陶统裂隙岩溶含水组水量丰富，水压力高。单元内断裂发育，岩层走向近南北，向东缓倾斜。本单元与西部水文地质单元的小南海天喜镇泉域、许家沟泉域两个二级水文地质单元由水力联系。本矿位于该水文地质单元的中部。 地表水区内地势西高东低，为丘陵地貌，地表被第四系黄土和第三系粘土及砾石层覆盖。流经井田的河流有陈家湾河和寺湾河，发源于距井田34km的西部山区，流向由西向东注入卫河的支流汤河。两河流域均属季节性河流，旱季河床干枯，雨季陈家湾河最大洪水流量702.4m.3/s，洪水位标高+134.3m，寺湾河最大洪水流量322.5m3./s，洪水位标高+137.6m，井田内河床基底为5080m第三系粘土，阻水性能极佳，使得地表水与基岩地下水不发生水力联系，对矿床开发无影响。 含水层根据以往勘探资料（岩性、结构、富水性、赋存特征等）及二煤层开采已来的生产实践，将矿井范围内含水层划分成五个，分述如下：a、中奥陶统灰岩含水层O2f灰岩含水层位于二1煤层下102.39183.50m，矿区西部山区广泛出露，补给条件好。区内有20个钻孔揭露该层，揭露最大厚度123.4m（76水源孔），据区域资料：O2f灰岩含水层厚度397.97m。岩溶发育的大致规律是：0100m以裂隙为主，有少量溶洞，洞内充填有铝土质砂岩；100200m，裂隙和溶洞都不发育；200300m，岩洞发育，以溶洞为主。该层厚度大，补给充足，富水性强，水头高，是二1煤层底板威胁最大的间接充水水源。据76水源孔抽水实验资料：q=0.541L/s.m，水质类型为HCO3Ca型水。马庄小煤窑1981年5月16日突水后稳定水位标高115m。因建设矿奥灰突水后长期向六矿透水，76号水源孔长期排水，以两点为中心可能形成降水漏斗，但因没有水位观测资料，难以描述漏斗的形态、大小和展布情况。b、太原组下段L2灰岩含水层C3L2灰岩含水层位于二1煤层下83.9135.32m，厚度一般58.5m，是二1煤层底板间接充水含水层。该层厚度小，补给条件一般，岩溶裂隙发育中等，富水性中等，含岩溶裂隙承压水。据大35孔抽水试验资料：原始水位标高112.86m，q=0.0146L/s.m，K=0.0978m/d，水质类型为HCO3Ca型水。c、太原组上段L8灰岩含水层C3L8灰岩含水层位于二1煤层下，一般间距2035m，因断层影响，间距最小值出现在76-4（8.25m）、76补4（5.38m）两个孤立点位，C3L8灰岩厚度一般3.55.5m，属二1煤层底板直接充水含水层。由于其厚度小，补给条件差，以静储量为主，本区揭露该层的钻孔，无一孔发生漏水，裂隙不发育，富水性较弱，含岩溶裂隙承压水。据大46孔抽水试验资料：原始水位标高114.37m，K=0.137m/d,q=0.0123L/s.m，水质类型以HCO3CaMg型水为主。d、二1煤层上60m砂岩含水层该层由二1煤层上60m范围内的中、粗粒砂岩组成，其中以S10为主，厚度1.528.6m，一般厚度8.4m，是二1煤层顶板直接充水含水层。其补给条件差富水性很弱，一般与其它含水层无水力联系，裁决揭露时均为滴水或淋水，并很快自行干枯，因此对开采无影响。据大35孔资料，原始水位标高104.12m。e、第三、四系含水层包括第三系砾岩中裂隙水和第四系沙砾卵石层中的孔隙潜水。以接受大气降水补给为主，水量丰富，动态随季节变化。No浅22孔抽水试验资料：原始水位标高128.08m，K=2.72m/d，q=0.18L/s.m，水质类型以HCO3CaMg型水为主。 隔水层第三系底部粘土岩隔水层，分布广，厚度均匀，能有效阻隔第三系李岩中裂隙水和第四系沙砾卵石层中的孔隙潜水向下渗透。C3L8灰岩含水层与二1煤层一般间距2035m，由砂岩和砂质泥岩、泥岩组成，砂岩含水性差，砂质泥岩和泥岩隔水性良好，正常情况下，可以起到隔水作用。C3t中段沙泥岩互层，隔水性良好，正常情况下，可以起到阻隔太灰上、下段两水层的水力联系作用。C2b铝土质泥岩厚度一般10m以上，泥质成分高，隔水性良好，正常情况下能有阻隔O2f灰岩水向矿井充水。 含水层的水力联系及断层导水性含水层间的水力联系各含水层间因具有相对稳定的隔水层，越流补给量小。从历年来已开采区的出水点资料看，二1煤层顶、底板砂岩和灰岩含水层出水点，出水持续时间都不太长，并自行疏干。由此说明在无断层影响下，区内C3L8、C3L2和O2f间屋水力联系。断层导水性评价F40、F44断层带使奥灰与二1煤层及C3L8灰岩对接，马庄及建设两小矿在此带附近发生奥灰突水淹井并向本矿区透水，足以说明此带导水、富水性极佳，也是本区地下水的主要补给通道。在F618附近的10-1孔C3L8漏水，且形成局部一级高温区，说明该断层具有一定导水性，深部高温水沿此带向上顶托排泄。根据生产实践所揭示，区内NNE、NE方向断层导水性好，当断层落差较大沟通C3L2和O2f灰岩时，将形成富水带，给开采带来威胁。勘探阶段所进行的断层抽水试验揭示的断层导水性、富水性差，属天然状态下情况。而在生产条件下，因开采而导致原始平衡被打破，在形成新的平衡过程中，某些断层可能会由不导水转变为导水。经综合分析预计矿井的正常涌水量为138m3/h，最大涌水量为230m3/h。1.3煤层及煤质1.3.1煤层本区含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组和上统上石盒子组，其中山西组二煤组和太原组一煤组为本区主要含煤地层。含煤地层总厚805.29m，含煤22层，总厚10.71m，含煤系数1.33%。可采煤层厚8.83m，可采含煤系数1.1%。详见表1-3-1。表1-3-1 含煤地层含煤特征表含煤地层煤层厚度(m)含煤地层厚度(m)含煤系数(%)备注上石盒子组0268.710下石盒子组0269.490山西组7.62112.16.8含煤4层,其中二1煤全区可采太原组3.07121.832.52含煤17层,均不可采 本溪组0.0233.160.06含一0煤层不可采合计10.71805.291.33共含煤22层本区可采煤层主要为山西组二1煤层。其特征详见表1-3-2。表1-3-2 可采煤层及顶底板岩层特征表序号名称煤厚(m)倾角围岩性质煤牌号硬度容重煤层结构及稳定性最小最大平均顶板底板1二14.7213.517.511黑色泥岩或砂质泥岩泥岩或砂质泥岩贫瘦煤31.38条带状稳定二1煤层位于二叠系下统山西组的下部，层位稳定，其顶板为黑色泥岩或砂质泥岩，老顶为细中粒砂岩（俗称大占砂岩），为本区良好标志层；煤层底板为泥岩或砂质泥岩，老底为灰色细中粒长石石英砂岩。1.3.2 煤质 物理性质二1煤：黑色，条痕为褐色或黑灰色，强玻璃金刚光泽。以粉状、碎块状煤为主，夹少量块状煤。视密度1.38t/m3，真密度1.48t/m3，孔隙率6.8%。 煤岩特征二1煤：宏观煤岩类型以半亮型及半暗型次之。据镜下鉴定，二1煤层有机组分含量平均为90.4%，其中镜质组、半镜质组为80.6%，占有机组分的89.2%，并以镜质组为主，镜质组多呈均匀无结构镜质体，偶见木镜质体，呈微透镜状，有时分布有矿物及丝炭碎片，胞腔结构明显而完整。半镜质组结构呈不均匀状，偶显团粒状，并有较强的反射力。半丝质组和丝质组为9.8%，占有机组分的10.8%。具有明显的木质结构，胞腔中常充填有粘土矿物及少量微粒状硫铁矿，方解石、石英颗粒偶尔见及，镜质组平均最大反射率（Rmax）为1.612.21%，平均1.86%。无机组分含量为9.6%，并以粘土类为主，占无机组分85.4%，其次为碳酸盐和氧化物，硫化物和其它含量甚微。表1-3-3 煤的工业分析表序号名称牌号水分（）灰分（）挥发分%含磷%胶质层厚（m）发热量（MJ/kg）1二1贫瘦煤0.281.757.7033.3812.9219.640.0160.03010.5014.9633.73742矿井储量、年产量及服务年限2.1井田境界井田境界应根据地质构造，储量，水文，煤层赋存情况，开采技术条件，开拓方式及地貌，地物等因素，进行技术分析后确定。一般井田划分的原则有以下几条：a、以大断层，褶曲和煤层露头，老窑采空区为界；b、以山谷，河流，铁路，较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界；c、以相邻矿井井田境界煤柱为界；d、人为划分井田式：煤层倾角较小，特别是进水平煤层，用一垂直面来划分井田边界；在倾斜或急斜煤层中，沿煤层的方向，常以主采煤层底板等高线为准的水平面划分。本井田北起张庄向斜轴与八矿为界，西部以煤层露头为界，北部以南纬355823边界（井田平面图上显示为75200线），东部至-800m煤层底板等高线。井田南北走向4.1km，东西倾斜宽最大宽2.7km、小宽2.4km，平均斜宽2.6km，井田面积11.4km2。2.2 井田储量2.2.1矿井工业储量矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表示了煤炭的质量。本井田采用块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛采用的储量计算方法之一 。块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个煤层相近的钻孔连成块段，根据此块段的面积，煤的容重，平均煤层厚度计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。a 计算储量的工业指标根据煤炭工业部颁发的生产矿井储量管理规定规定，计算储量的煤层工业指标如下：最低开采厚度在煤层倾角小于25时取0.80m，2545时取0.70m；最高灰分指标为40；夹矸剔除厚度，0.05m。b储量级别根据矿井地质条件类别，即地质构造中等，二1煤层稳定较稳定类型，结合井田生产补探的实际工程网度，本次储量计算采用小于375m工程网度圈定A级储量，以不大于750m工程网度圈定B级储量，小于1500m圈定C级储量。落差大于20m断层两侧3050m级工业广场和井筒保护煤柱作为永久煤柱储量。地质和水文条件复杂及控制程度较差的区段作为尚难利用储量。c. 储量块段划分划分各级储量块段原则上以相应控制程度的勘探线，煤层底板等高线，构造线等分界，对于小而孤立的块段，虽达A级或B级，未单独划分。倾角相差较大，划分为不同块段。d. 储量计算方法在计算储量时，选用地质块段法，由于矿区内煤层倾角的变化范围一般介于1028之间，采用斜面积和真厚度，采用的计算公式为：式中：Q储量 万tS平面积 m2块段煤层平均倾角 M块段煤层平均真厚，md容重 ， 均采用1.38 t/m3经计算：核实获得工业储量为12774.35 万t表2-2-1矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量(万t)备 注ABA+BCA+B+C二1煤层5069.182027.687096.865677.4912774.352.2.2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；井田边境煤柱：井田边境保护煤柱在井田边境留设20m的保护煤柱，井田中部的三个断层边界煤柱以30m留设，则其煤柱损失量为：Q边=203.33万t Q断=342.45t井田及工业场地保护煤柱的计算：按规范规定，年产120万t/a的大型矿井，工业场地占地面积指标为0.9公顷10万吨。故可算得工业场地的总占地面积：S=0.912=10.8公顷=108000 m2。根据垂直剖面可计算工业广场的保护煤柱的留设计算如下所示：工业广场占地面积为360300m2,平面形状为矩形。煤层地质条件为：煤层倾角20煤层在受保护范围内中央的埋深H0=480m，地面标高140m，煤层地板标高-340m，松散层厚50m，此处煤厚7.5m。查得本井田各参数如下：表2-2-2 工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角（）煤厚（m）（）（）（）（）埋深（m）217.545735573350其中：表土层移动角；煤柱上山移动角；走向方向移动角；煤柱下山移动角；煤层倾角；用垂直剖面法留设工业广场保护煤柱如下图所示：图2-2-1 工业广场保护煤作图求出工业广场保护煤柱损失为Q工保=857.15万吨断层的保护煤柱为：Q断342.45万t保护巷道煤柱与其它损失煤柱为862.75万t故矿井的设计开采储量Q可：Q设Q工Q边Q断=12774.35203.33342.4512228.57万tQ可（Q设857.15862.75）*757881.50万t2.2.3矿井设计可采储量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、下山保护煤柱煤量后乘以采区回采率的储量。表2-2-3 矿井可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量矿井设计储量（Mt）矿井可采储量（Mt）永久煤柱设计储量设计煤柱损失可采储量二112774.35342.45203.3312228.57857.16862.757881.50合计二112774.35342.45203.3312228.57857.16862.757881.502.3 矿井年产量及服务年限矿井设计规范第2.2.3条规定：“矿井设计生产能力按年工作日330d，每日净提升16h”计算。每日三班作业，综采工作面可采用每日四班作业，每班工作六小时。根据本矿井的实际情况，本矿采用“四六制”作业方式，这种制度适合本矿采掘作业的特点，有利于保护工人的健康，提高工时利用率，提高设备和工作面的 利用率。搞好安全生产，稳定和提高采掘队，因此，本矿设计生产实行“四六制”作业方式。2.3.1矿井设计生产能力的确定。本矿井田精查补充勘探后获得的地质储量为12774.35万t，而实际开采储量为7881.50万t，因此，储量丰富，而且井田内煤层赋存稳定，地质构造，及水文地质条件简单，开采技术条件较好，煤层生产能力大。2.3.2矿井服务年计算矿井服务年限按下式计算：式中：T矿井设计服务年限，a；矿井可采储量，Mt；ZK =7881.50 MtA矿井设计年产量，Mt/a；A=120 Mt/aK储量备用系数，K=1.31.5。K=1.3T=7881.50/1.3120=50.52a根据中型矿井的矿井设计服务年限为50a以上，而本矿的服务年限大于50a，故符合建立大型矿井。3井田开拓3.1概述3.1.1矿区的开拓方式概述及评价府新矿业集团弘建六矿现生产能力为120万t/a，矿区内井田开拓方式多采用立井多水平上下山开拓，矿井水平之间的联接方式可分为水平之间立井联接，暗斜井联接，其中一水平与二水平之间为立井延伸，二水平与三水平之间为暗斜井延伸，在一水平与二水平之间设有辅助水平。矿井的大巷布置方式可分为集中大巷和分组集中大巷。矿井运输方式为皮带输送机。弘建六矿从投产至今经过了两次扩大生产。第一次扩大后为90万吨，第二次扩大后为120万吨。现在一水平已经开采完毕，二水平开采也已基本采完，三水平的延伸正在进行中。矿井的一水平以及二水平的大部分地区地质条件复杂，故矿井开采方式大部分为炮采，二水平部分采区为综采放顶煤。该矿井由于已经进行了两次扩展，故从整体上看其开拓方式有一定的不合理性。 3.1.2影响矿井开拓的主要因素矿井开拓方式主要受煤层埋藏深度和煤层倾角的影响，表土层厚度，瓦斯涌出量水文地质情况等地质因素，也影响井田开拓方式的选取。本矿井埋藏深度360830m，煤层倾角平均为20局部为1028，为缓倾斜煤层。表土层厚度为130180m，瓦斯相对涌出量一般在6.8 m3/t左右，绝对瓦斯涌出量一般在22.59 m3/min左右，属于高瓦斯矿井。矿井正常的涌水量一般为138m3/h。3.2井田开拓3.2.1对井田开拓中若干问题分析a 井田内划分及开采水平数目井田划分阶段是，阶段要有合理地斜长，以利于运输、通风、巷道维护等，阶段斜长根据实际情况却定。阶段内采区划分应考虑沿走向有无大的地质构造变化，如断层、无煤带、倾角变化较大等，若有可用这些地质变化作为采区边界。如没有地质条件限制时，采区划分应综合考虑技术经济的合理性，却定最优方案。采区内要有合理的区段数目，以保证采区正常生产和工作面接替。开采水平的数目、位置，应根据煤层的赋存条件、阶段的划分、生产技术水平和水平接替等因素综合考虑。本井田走向4.1km，倾向长约2.6km,倾斜方向划分两个阶段，采用多水平上下山开采，一水平标高为280m，二水平标高为800，沿走向划分若干采区。F1 、F2断层可以做为采区边界考虑。b井硐形式与数目的确定（1）、井硐形式的确定井硐形式的选择应根据煤层赋存条件、地形、水文地质等等条件来确定，根据本矿井的情况只考虑斜井与立井开拓方式。斜井与立井开拓的优缺点比较斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井筒装备、井底车场及垌室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。本井由于田开采煤层为二1煤层，煤层赋存稳定，为缓倾斜煤层，地质构造简单但埋藏较深。在技术上，适合于立井或综合开拓，故选择采用立井开拓。（2）、井筒的数目确定选择采用立井开拓，故开凿一队提升井筒（即主井和副井）。由于本矿井为高瓦斯矿井故选择对角式通风方式，需开凿两个风井。主井主要用来提升煤炭，副井用作升降材料，人员，矸石和进风，排水。c井筒位置的选择井筒位置的选择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，石门工程量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；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威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理本井田的走向较长，倾向较短，煤层赋存稳定，所以井筒开凿在井田中央有利于运输通风。通风方式采用的是对角式，故风井设在井田两翼的上部边界。d运输大巷和总回风巷的布置与煤层间的联系（1）、运输大巷的布置与煤层间的联系由于本矿井只采二1煤，主要运输大巷在煤层底板岩石中，运输大巷距煤层20m ,采用进风行人巷与运输斜巷相连，而采用运料回风斜巷与回风斜巷相连。（2）总回风巷的布置及其与煤层的联系本井田采用走向长臂采煤法开采，通风方式为对角式，但两翼各一个采区，风井设置在煤层露头处。 3.2.2方案的提出开拓方案一：立井一水平上下山二水平上山开拓由于本井田煤层为近水平煤层，煤层赋存稳定，采用立井开拓，不受自然条件的限制，井筒短，提升速度快，提升能力大，有利于辅助提升。副井井深为970m，用于运人，材料，设备，矸石，兼作进风和排水。主井井深为950m，用于提升煤炭。准备方式为采区式。沿煤层的走向布置回风大巷；石门布置在煤层底板岩石中，与大巷相连。运输大巷，条带运输巷皆采用皮带运输机运煤。方案一：立井开拓系统剖面图见图3-2-1图3-2-1 立井开拓系统剖面图开拓方案二：立井暗斜井延伸一水平上下山二水平上山开拓本井田的地质构造简单，并且没有流沙层的存在，但埋藏比较深，由一水平向二水平开凿暗斜井，提高其运输能力，所以提出立井单水平暗斜井开拓。暗斜井长1774m,内设 输送机。主井井深为470m，用于提升煤炭。副井井深为450m，用于运人，材料，设备，矸石，兼作进风和排水。立井开拓系统剖面图见图3-2-2图3-2-2： 立井开拓系统剖面图开拓方案1和开拓方案2的方式不同，通过技术比较，不能确定，故要进行经济比较，才能确定方案。开拓方案1和开拓方案2的后期工程量相同，所以只比较前期。各方案比较费用表及工程量见表3-2-1、表3-2-2、表3-2-3、表3-2-4、表3-2-5表3-2-1建井工程量表项 目方案一方案二初 期主井井筒280+150+40280+150+40副井井筒280+150+20280+150+20井底车场600600主石门3000运输大巷25192519后期主井井筒5000副井井筒5000暗斜井01774井底车场600800主石门12000运输大巷22802280表3-2-2生产经营工程量表项目方案一方案二运输提升/万tkm工程量工程量大巷运输6126.126126.12一水平 一采区10490.90=944.110490.90=944.1 二采区9340.90=840.69340.90=840.6 三采区8000.90=7208000.90=720 四采区8000.90=7208000.90=720二水平 一采区10401.39=1445.610401.39=1445.6 二采区9331.391296.879331.391296.87二水平提升5000.630017740.911614.34石门运输1559.380.558870.13总计12291.1912267.63表3-3-3基建费用表项目方案一方案二工程量/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9705786561.244705786271.94副井井筒9506127582.064506127275.71暗斜井1774237011313.11井底车场12002237268.4414002237313.18主石95运输大巷47991718824.4647991718824.46小计2383.262819.71表3-3-4生产经营费用表项目方案一方案二运输提升工程量/万tkm单价 /tkm/元费用/万元工程量 万tkm单价/tkm/元费用/万元大巷运输6126.120.4522768.006126.120.4522768.00一水平运输1784.70.458817.391784.70.458817.39二水平运输4080.370.4651897.372742.470.4651275.24一水平提升2820.92176.642820.92176.64二水平提升3000.962881614.340.59952.46合计5947.45989.73表3-3-5费用汇总表方案方案一方案二项目费用/万元百分率（）费用/万元百分率（）初期建井费2383.261002819.71118.3生产经营费5947.41005989.73100.7总费用8330.661008809.44105.7经过经济比较可知，方案一的费用为8330.66万元，方案二的费用为8809.44万元，方案一不论是建井费用还是生产经营费用均低于方案二，其比较结果确定为方案二，即采用立井两水平上下山开采3.3 井筒特征由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，在井田煤层露头两采区上方设两个风井，井筒穿过表土冲积层，含水层等。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、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，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及风井均采用圆形断面。井筒断面尺寸，主要是根据提升容器的种类、数量及外形尺寸；井筒装备的类型、规格、最小允许间隙；井筒的用途、管路、电缆、梯子间的平面尺寸来确定。3.3.1 主井本矿井采用立井开拓，矿井的年产量为120万t。主井主要用于提煤。井筒直径5.5m，采用刚性罐道立井提煤箕斗进行煤炭提升型号为JDG-9/1104。井筒采用钢筋混凝土支护；井壁厚度350mm，壁后充填厚度80mm。井筒装备有方形钢管罐道和罐道梁，井深970m。主井井筒断面布置见图3-3-1 图3-3-1 主井井筒断面布置3.3.2 副井副井井筒也采用立井形式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等，并兼作通风、排水。圆形断面，净直径为7.0m，断面积38.30m，井筒内装备选择罐笼型号为GDG1.5/6/2/4型1.5t矿车双层四车罐笼。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，井筒采用钢筋混凝土支护；井壁厚度450mm，壁后充填厚度100mm。井深950m副井井筒断面见图3-3-2。 图3-3-2 副井井筒断面布置副井风速校核：式中：通过井筒的风速，m/s；通过井筒的风量，m3/s；井筒净断面积，m2；井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；安全规程规定的允许最大风速；由此：=4.92m/s8m/s所以井筒选择符合要求。3.3.3 风井风井采用直径为5.5m的圆形井筒，其内布置梯子间，作为紧急出口。井壁厚350mm，充填50mm。风井井筒断面布置如下：图3-3-3 风井井筒断面布置风井：表3-3-1井筒特征井筒名称主井副井风井井口坐标X(m)517824517877516365Y(m)397409339740343973388Z(m)150150150用途提煤提人,运料,排矸，排水回风提升设备9t箕斗型号为JDG-9/1104GDG1.5/6/2/4型1.5t双层双车罐笼井筒倾角()909090断面形状圆形直径5.5m圆形直径7m圆形直径5.5m支护方式钢筋混凝土钢筋混凝土混凝土井筒壁厚(mm)400450350提升方位角()159159井筒深度(m)970950157断面积净m2)23.7433.1723.75掘m2)31.1744.1631.173.3.2 井壁的支护材料及井壁厚度井壁是井筒的重要组成部分，其主要作用是承受地压、防止围岩风化等。合理地选择井筒支护形式，对节约原材料、防低成本、保证安全生产、加快建井速度具有重要意义。目前我国的井筒支护方式主要有砼支护、料石支护、砼砌块支护和喷射砼支护等。主井筒直径5.5m，采用钢筋混凝土支护，混凝土壁厚400mm,充填80mm。副井筒直径7m，其内布置梯子间管子道，采用钢筋混凝土支护，混凝土壁厚450mm,充填100mm。风井采用直径为5.5m的圆形井筒，其内布置梯子间，作为紧急出口，井壁厚350mm，充填50mm。3.3.3井筒深度井筒深度除自井口至开采水平的井筒长度外，还需要加井窝的深度。平台下再设4m井底水窝。本矿井的各井筒断面，井壁厚度，井筒直径和装备详见表3-3-1。3.4井底车场3.4.1确定井底车场的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、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。它是井下运输的总枢纽。井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力3050。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车。从矿车在井底井场内的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。本矿井采用立井开拓，煤层属于缓倾斜煤层，本矿的设计生产能力为120万t，所以选用1.5t固定式矿车，轨型为24kg/m，电机车型号为XK86/110A，主要用于辅助运输，运煤采用皮带输送机。井底车场选用刀式环行井底车场，不经过石门与大巷直接相连，减少工程量。由于该车场采用了胶带输送机运煤系统，使车场形式大为简化，通过能力较大，其辅助运输设备的型号及外形尺寸见下表3-4-1所示表3-4-1 设备型号及外形尺寸运送载体运输方式运输设备型号外形尺寸（长宽高）mm质量kg运材料材料车MC1.5-6A240010501200566运矸石1.5t固定矿车MG1.7-6A240010501200718运设备平板车MP1.5-6A24001050415535牵引电车矿用蓄电池电机车CXT-8A450010401600井底车场设计示意图如图3-4-1井底车场示意图：图3-4-1井底车场示意图3.4.2线路总平面布置设计及平面 、井筒相互位置的确定本矿井所在地地形平坦，井筒位置不受地面限制，主井中心坐标为（517824，3974094），副井中心坐标为（517877，3974034），两井筒垂直于存车线方向的距离H为35m，平行于存车线方向的距离L为71m。如下图3-4-2所示：1主井中心线；2副井中心线；3副井储车线图3-4-2 井筒相互位置图两井筒中心点间的直线距离C为：=79m3 4.3井底车场各存车线长度的确定井底车场线路包括存车线和行车线。存车线为存放空、重车辆的线路，它由主井重车线、主井空车线、副井重车线、副井空车线及材料车线组成。 行车线为调度空、重车辆的线路，如连接主、副井空、重车线的绕道和调车线。副井马头门线路也用于行车线。除上述主要线路外，在井底车场内还有一些辅助线路，如通往各硐室的专用线路和硐室内铺设的线路。当运输大巷采用列车运行时，主、副井空重车线长度应符合设计规范规定：主井空、重车线长度应能够容纳1.52列车，副井进、出车线长度，应能够容纳11.5列车。材料车线应能够容纳10个以上材料车到一列车。井底车场线路由直线线路和连接部分所组成，连接部分包括曲线线路和道岔。直线线路就是指存车线和行车线以及调车线。本矿井运煤直接由胶带输送机运往煤仓，故无需计算主井空重车线长度。a、副井空、重车线长度L=mnL1+L2+L3式中：L副井空、重车线长度，mm列车数，列数，取1.5列； n每列车的矿车数，辆，取16辆；L1一个矿车长度，m，2400mm；L2电机车长度，m，4430mm；L3列车制动距离，m，一般取1215m，L315m取14m；副井辅助运输采用1.5t固定矿车，型号为MG1.76A，外形尺寸240010501200mm，自重718kg。电机车选用CXT-8A,外形尺寸443010541550。 L=mnL1+L2+L3=1.5162400+4430+14000=76030mm，取L=76.0m；b、材料车线长度L=10L+ L2式中：L材料车线长度，m；L材一辆材料车长度，m，2400mm；本矿井选用1.5t材料车，型号为MC1.56A，外形尺寸240010501200。L=10L材=102400+4430=28430mm 取L=29 mc、副井马头门线路长度马头门线路指副井重车线的末端至材料车线进口变正常轨距的一段线路，线路布置图如下所示：图3-4-3 副井马头门布置示意图马头门的长度L可有下式进行计算确定：L=a+b+c+d+e+f+2g 式中：L马头门长度,m；a罐笼长度，取5.5m；b进车侧摇台的摇臂的长度，取2.3m； c出车侧摇台的摇臂的长度，取2.8m；d摇台臂活动轨中心至单式阻车器轮挡面之间的距离；取2m；e出车侧摇台臂的活动轨中心至对称道岔与直线段连接的切线交之间的距离，取e=3m；f单式阻车器轮挡面至对称道岔与直线段连接的切线交点之间的距离，取f=4m；g基本起轨点至单开道岔与直线段连接的切线交点之间的距离f=7.857m；因而可求得：L =5.5+2.3+2.8+2+3+4+15.741=35.31m3 4.4线路连接计算 a、线路概述井底车场线路包括存车线和行车线。存车线为存放空、重车辆的线路，它由主井重车线、主井空车线、副井重车线、副井空车线及材料车线组成。行车线为调度空、重车辆的线路，如连接主、副井空、线的绕道和调车线。副井马头门线路也用于行车线。除上述主要线路外，在井底车场内还有一些辅助线路，通往各硐室的专用线路和硐室内铺设的线路。井底车场线路由直线线路和连接部分所组成，连接部分