采矿工程毕业设计（论文）-开滦东欢坨煤矿90万吨矿井初步设计.doc

全套图纸加扣 30122505821 矿区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。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。矿区交通位置图附图1-1 1.1.2自然环境本井田属于冲积平原地形，井田内既无山峦起伏，也无河流穿过，地形甚为平坦。北部油房庄附近地形标高为+23m，南部南曹庄附近为+2m，地形坡降为1.6，地势东北高，西南低。井田南端紧邻一夏秋积水的“油葫芦泊”。井田西北25km处有一泥河，平行本井田急倾斜翼浅部边界，由东北流向西南，流量较小但河床较宽，遇降雨量大时亦有泛滥发生，但影响范围较小。两岸筑有土坝及人工沟渠，对防洪有一定作用。地质报告未提供洪水水位标高，但在东欢坨村附近从未受到洪水威胁。本区属大陆性气候，夏季炎热多雨，冬季寒风凛冽。最高气温39.6，最低气温-21，平均气温11.1。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。积雪最小厚度40mm，最大厚度190mm。年最多风向为东风，其次为偏北风，最大风速为25ms。根据河北省最新颁布的地震区划图，本区地震烈度为八度。开滦矿区已有百余年的煤炭开采历史，是我国大型煤炭地之一，包括本矿井在内，开滦(集团)有限责任公司现共有生产矿井10个。因本井田被巨厚冲积层覆盖，除划给地方的鲁各庄区外，附近别无其它小煤矿建设或开采。1.1.3矿井附近的工农业情况矿区煤炭、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。1.1.4水源、电源、劳动力及建材来源矿井水资源丰富，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。矿井续建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。1.2 井田地质特征1.2.1地层本井田地层与开平煤田其它各矿地层基本相同，精查地质勘探揭露了第四系及上古生界地层，由老到新叙述如下：1、中奥陶统马家沟组(O2)根据区域地质资料，中奥陶统的马家沟组地层在开平煤田厚约400m，以厚层块状灰色与褐红色豹皮状石灰岩为主。本井田钻孔揭露该地层最大厚度91.63m，顶部多呈黄褐色，溶洞裂隙发育，与上覆煤系地层呈平行不整合接触。2、中石炭统唐山组(C2)本层总厚度为5060m。底部为7m左右的“G层铝土岩”，顶部为厚约4m的唐山灰岩即K3灰岩，中间主要为灰色、深灰色的砂岩与浅灰、灰白色铝土质粘土岩，夹两层薄层灰岩即K1与K2。3、上石炭统(1) 开平组(C31)本组顶界为K6灰岩底，厚约60m。主要以灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩与粘土岩为主，夹两层海相灰岩(即K4、K5灰岩)。(2) 赵各庄组(C32)本组顶界为9煤的细砂岩底面，厚度为60l00m。岩性以粉砂岩、细砂岩与砂岩为主，夹粘土岩与煤层，近底部为K6灰岩。4、下二迭统(1) 大苗庄组(P11)该组顶为中砂岩或细砂岩底部，厚60l00m。岩性以灰色、深灰色粉砂岩、细砂岩为主，局部夹粘土岩或中砂岩，(2) 唐家庄组(P12)本组顶界为“A层铝土岩”之下的巨粗不等粒长石石英砂岩底部冲刷面，厚度为120230m，一般厚200m左右。5、上二迭统古冶组由灰紫、灰绿等杂色的砂砾岩、粗砂岩、细砂岩、中砂岩、粉砂岩、粘土岩沉积交互组成。下段含“A层铝土岩”，其底部为一杂色巨粗不等粒长石石英砂岩，与底部唐家庄组呈冲刷接触，为一套陆相碎屑沉积，厚度约560m。6、第四系覆盖于全井田，由北向南逐渐加厚，厚度为150650m。上部由各粒度的砂层、砾石层、粘土层交互组成，下部以杂色巨厚砾石层与卵石层为主，含水丰富，局部夹少量砂层或砂砾层。（1）煤层情况：（见附表1-2-2）煤的工业分析表煤号工业分析胶质层厚(m)Y罗加指数 LR灰分(%) A挥发份(%) V含硫量(%) S含磷量(%) P9#原煤19.9015.94.030.016701822.63精煤7.4514.52.420.0059本井田煤系地层属石炭二迭系地层，其中上石炭统开平组、赵各庄组及下二迭统大苗庄组为主要含煤地层。共含煤17层，其中可采及局部可采煤层9层，煤层编号自上而下依次为5、7、8、9、11、121、122、12下、14l煤。可采煤层总厚度为19.7m。本次设计的是第9层煤，9层煤属于可采中厚煤层。详见煤层特征表附表-2-3煤质及煤的可选性主要可采煤层均属较高挥发份的气煤，煤种单一，以气煤号、号、号为主，肥气煤号、号甚少。故主要叙述9煤的煤质：原煤灰份： 9煤平均灰份介于1320之间；。原煤硫份：、9煤含量在1以下，属低硫煤； 原煤磷份：各煤层原煤含磷量不一，无明显变化规律，其它各煤层磷含量均大于0.01。煤层特征表附表-2-3序号煤层名称煤层厚度（m）倾角围岩性质煤硬度煤牌号容重（t/m3）煤层结构及稳定性最大最小平均平均可采厚度顶板底板19#1.4710.464.1014粘土岩或粉沙岩粉砂岩获粘土气煤肥煤1.35稳定1.2.2构造本井田位于车轴山向斜两翼，车轴山向斜属开平煤田西侧的一个含煤构造，主要受新华夏系构造控制，构造线多呈北东向。车轴山向斜为一狭长不对称向西南方向倾伏的大型含煤向斜，向斜轴走向约为N60E，向斜轴面向北西方向倾斜。以向斜轴划分，其东南翼(缓倾斜翼)地层走向N30E，产状较缓，倾角1218，一般14左右；其西北翼(急倾斜翼)地层走向N70E，产状较陡，倾角6580，一般为70左右。经过精查地质勘探、二维和三维地震勘探，本井田共查明3条断层。缓倾斜翼多发育张性、张扭性的高角度倾向或斜交正断层。 以断层性质分，正断层3条；以控制程度分，可靠断层3条，以断层落差分，小于10m的1条，10m20m的2条。 断层特征详见表1-2-1。表1-2-1 断层特征表序号断层编号断层性质断层落差(m)断层产状控制程度备注走向倾向倾角（）1F2正016N.WN.E6272可靠三维地震勘探报告提出27F15正413N15EN.W6978可靠构造地质补充报告提出1.2.3煤层及其顶底板岩性特征本井田地层与开平煤田其它各矿地层基本相同，精查地质勘探揭露了第四系及上古生界地层，由老到新叙述如下：1、中奥陶统马家沟组(O2)根据区域地质资料，中奥陶统的马家沟组地层在开平煤田厚约400m，以厚层块状灰色与褐红色豹皮状石灰岩为主。本井田钻孔揭露该地层最大厚度91.63m，顶部多呈黄褐色，溶洞裂隙发育，与上覆煤系地层呈平行不整合接触。2、中石炭统唐山组(C2)本层总厚度为5060m。底部为7m左右的“G层铝土岩”，顶部为厚约4m的唐山灰岩即K3灰岩，中间主要为灰色、深灰色的砂岩与浅灰、灰白色铝土质粘土岩，夹两层薄层灰岩即K1与K2。3、上石炭统(1) 开平组(C31)本组顶界为K6灰岩底，厚约60m。主要以灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩与粘土岩为主，夹两层海相灰岩(即K4、K5灰岩)。 (2) 赵各庄组(C32)本组顶界为9煤的细砂岩底面，厚度为60l00m。岩性以粉砂岩、细砂岩与砂岩为主，夹粘土岩与煤层，近底部为K6灰岩。4、下二迭统(1) 大苗庄组(P11)该组顶为中砂岩或细砂岩底部，厚60l00m。岩性以灰色、深灰色粉砂岩、细砂岩为主，局部夹粘土岩或中砂岩， (2) 唐家庄组(P12)本组顶界为“A层铝土岩”之下的巨粗不等粒长石石英砂岩底部冲刷面，厚度为120230m，一般厚200m左右。5、上二迭统古冶组由灰紫、灰绿等杂色的砂砾岩、粗砂岩、细砂岩、中砂岩、粉砂岩、粘土岩沉积交互组成。下段含“A层铝土岩”，其底部为一杂色巨粗不等粒长石石英砂岩，与底部唐家庄组呈冲刷接触，为一套陆相碎屑沉积，厚度约560m。6、第四系覆盖于全井田，由北向南逐渐加厚，厚度为150650m。上部由各粒度的砂层、砾石层、粘土层交互组成，下部以杂色巨厚砾石层与卵石层为主，含水丰富，局部夹少量砂层或砂砾层。1.2.4煤层及煤质（1）煤层情况：（见附表1-2-2）煤的工业分析表煤号工业分析胶质层厚(m)Y罗加指数 LR灰分(%) A挥发份(%) V含硫量(%) S含磷量(%) P9#原煤19.9015.94.030.016701822.63精煤7.4514.52.420.0059本井田煤系地层属石炭二迭系地层，其中上石炭统开平组、赵各庄组及下二迭统大苗庄组为主要含煤地层。共含煤17层，其中可采及局部可采煤层9层，煤层编号自上而下依次为5、7、8、9、11、121、122、12下、14l煤。可采煤层总厚度为19.7m。本次设计的是9煤层，9煤层属于稳定可采中厚煤层。详见煤层特征表附表-2-3序号煤层名称煤层厚度（m）倾角围岩性质煤硬度煤牌号容重（t/m3）煤层结构及稳定性最大最小平均平均可采厚度顶板底板19#1.4710.464.1012粘土岩或粉沙岩粉砂岩获粘土气煤肥煤1.35稳定1.2.4水文地质特征1.2.4.1地表水特征第四系底部卵砾石层孔隙水、石炭二迭系砂岩裂隙水与奥灰岩溶水组成本井田承压水力系统。第四系底部卵砾石层超覆所有基岩含水层露头，由于露头无冲积或残积成因的粘土之类阻隔，所以卵砾石含水层与基岩含水层尤其是与大面积隐伏的奥灰含水层水力联系密切。裂隙水赋存于向斜盆地内的石炭二迭系粗、中细粒级砂岩地层。裂隙密集，多为张开，宽度大于lmm，实见有20mm以上者，产状近于直立。孔段单位出水量或单位吸浆量普遍高于相邻的开平向斜井田。奥灰岩溶水产于煤系基底厚度400m以上的白云质和灰质地层之中。历年少量勘探已表明其透水性与富水性强于区内其它所有含水层。特别指出的是，砂岩裂隙水以层状径流进行自身循环的同时，通过贯穿层间的裂隙网络，发生垂向水力联系。2、煤系含水层与隔水层(1) 煤系含水层以水源为背景，按水位、水化、水温的连续性及钻孔抽水流场反映，将煤系含水层分为三组八段。1） 以第四系底部卵砾石水为补给水源的A层本组法线厚度在-500m水平主石门一线约280m，A层下80m中等含水段；本组厚度约140m155m，K3G层富水性极不均一的含水段。(2) 煤系隔水层1) A层铁铝质粘土岩；3) G层铝土质粘土岩。根据会议纪要所确定的原则，以上水量预计结果可作为本次设计的依据井田综合柱状图见图121。图12-1 钻孔综合柱状图1.2.5沼气煤层和自燃根据“冀煤安办（2004）4号文“关于2004年度开滦集团公司矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”，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。随着开采向深部延伸，瓦斯涌出量可能会增大，届时要及时进行瓦斯等级鉴定。本矿井煤尘具有爆炸性，爆炸指数40.743.4。9、11、12-1煤易自燃，9煤自然发火期为812个月，11、12-1煤自然发火期为36个月。地温正常，无热害沼气、煤尘和自燃1.2.6煤质、煤的牌号与用途主要可采煤层均属较高挥发份的气煤，煤种单一，以气煤号、号、号为主，气煤号、号甚少。故主要叙述9煤的煤质：原煤灰份： 9煤平均灰份介于1320之间；。原煤硫份：9煤含量在1以下，属低硫煤； 原煤磷份：各煤层原煤含磷量不一，无明显变化规律，其它各煤层磷含量均大于0.01。煤的工业分析表见表125。表125 煤的工业分析表序号煤层名称牌号水分（）M灰分（）A挥发分（）V含硫量（）S发热量MJ/KgQ备注12345678919肥煤1.0613-209.630.4729.67动力煤地质勘探程度为了顺利开发东欢坨井田，更好地满足煤矿建设和生产需要，国家和建设单位都投入不少资金对井田进行了多次勘探。勘探工作经历了普查(1956年)、精查(1978年)、二维地震补充勘探(1992年)、水文地质补充勘探(1993年)和采区三维地震补充勘探等勘探阶段。随着历次勘探工作的深入及矿井投产后的实际揭露，对矿井水文地质条件和煤层赋存情况也有了更进一步的认识，为设计部门和生产单位更准确地核实矿井储量、确定矿井生产能力及搞好采区接替提供了更可靠的依据，勘探成果基本满足设计及生产需要。2 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。一般以下列情况为界：1以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；2以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界；3以相邻的矿井井田境界煤柱为界；4人为划分井田境界。东欢坨煤矿井田境界，东部以F2断层为边界；西南至，南部到-160m煤层露头，北部至9煤层-500m底版等高线，井田平均走向长度为6.1km。倾向长度为1.8km。井田面积为12.1 km2。井田境界如图2-1-12.2 井田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使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，由几个煤厚相近钻孔连成块段。根据此块段的面积，煤的容重，平均煤厚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。2.2.1矿井工业储量 地质开采条件储量级别比例（）简单中等复杂大型中型小型大型中型小型中型小型井田内A+B级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例70604060503040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平内储量的比例4030153020不作具体规定不要求矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表221的规定。由煤层底板等高线及储量。表221 矿井高级储量比例计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量汇总表见222。表222 矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量（万吨）备注ABA+BCA+B+C9煤层2631836346731206857符合总计2631836346731206857符合2.2.2矿井设计储量矿井设计储量为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煤柱损失量。而在该井田范围内只有煤田境界煤柱和断层煤柱。可暂时按工业储量的57计入，本设计取5，故：P式中： Z矿井设计储量；Z矿井工业储量；P 永久煤柱损失量，可暂按工业储量的57计入，本设计取5；由此：矿井设计储量Z6857（17）6377.02万吨2.2.3矿井设计可采储量矿井设计可采储量为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后乘以采区回采率所得到的储量。各种主要巷道的保护煤柱及可采储量见表223；矿井工业广场地保护煤柱留设见图221；工业广场保护煤柱设计计算参数见表224。表223 矿井可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量(A+B+C)(万吨)矿井设计储量（万吨）矿井可采储量（万吨）永久性煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界工业广场井下巷 道其他9685779.5109.476668.03124.8166.2无6377表224 工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角（）（）煤厚（m）（）（）（）（）埋深（m）144.1045756975370图221 工业广场保护煤柱计算图2.3 矿井年储量及服务年限2.3.1矿井工业制度根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况。规定该设计矿井年工作日为330天，每日三班工作，每日工作8小时，每日净提升时间数为16小时。2.3.2矿井服务年限初步设定该矿井设计年产量为0.9Mt/a，根据公式：式中：T矿井服务年限，年； Z矿井可采储量，万吨； A矿井生产能力，万吨/年；K储量备用系数，K=1.31.5，此处取1.4。由此验算服务年限如下： 40年符合要求。3 井田开拓3.1 概述3.1.1开拓方式选择原矿井采用的是立井开拓方式，暗斜井延伸。由于东欢坨煤矿井田表土层薄，地势平稳，所以采用立井开拓。立井开拓的适应行很强，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、提升能力大、对辅助提升特别有利。对于煤层赋存较深、表土层厚、水文情况比较复杂、井筒需要特殊法施工或多水平开采急斜煤层的矿井，一般都应该采用立井开拓。3.1.2影响立井开拓的主要因素分析影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告所确定的煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质条件等。其中以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大。3.2 井田开拓3.2.1对井田开拓中若干问题分析3.2.1.1井田开拓方式由于本井田地势平坦，表土层薄，地势平稳，所以采用立井开拓。并按照工业广场少压煤，至少不压好煤和井下生产费用较低的原则确定了主、副井筒位于井田南部的井田走向的中央。同时由于在井田走向中央有一个14m的断层需要留有一定的保护煤柱，故可考虑包工业广场保护煤柱和断层保护煤柱留设在一起，这样可以节省50m的保护煤柱。为了避免采用箕斗井通风时封闭井塔困难，决定开凿一个风井。并采取中央边界式通风，风井位于南部煤层露头处，这样由于煤层露头处的煤不采，风井就不需要留设保护煤柱，减少了煤柱的损失。同时为了减少煤柱损失和大巷维护条件，把运输大巷设在煤层底版下垂距为30m的岩层中。根据东欢坨井田9煤层赋存条件和设计规范的有关规定，本井田划分为1-2个水平，阶段内采用采区式准备。水平划分及位置在后面的方安中进行详细说明。3.2.1.2井硐形式、数目及其配置.井硐形式选择 由于东欢坨井田地势平坦，表土层薄，地势平稳，所以采用立井开拓。立井开拓井筒短、提升能力大、提升速度快，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。井筒数目因为东欢坨井田为低瓦斯矿井,前面已经确定采用立井开拓方式，故只需开凿一对提升井筒和一个风井即可。后期可以在下一水平的上方东西边界开设一个风井用于第二水平的回风井筒位置选择根据地形和地质条件，从首先满足第一水平的开采，缩短贯通距离，减少井巷工程量考虑，将主、副井筒设置在井田走向的中央处。该处的地质构造清楚、简单、开采条件好。3.2.1.3运输大巷和总回风巷的布置为了减少煤柱损失和便于维护巷道，将运输大巷布置在距离煤30m处的9煤层底版岩石中。布置岩石大巷时应避免 在松软、吸水膨胀、易风化饿岩石中布置，同时还应避开支撑压力的不利影响。3.2.2方案的提出及技术比较根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列三种：立井两水平，见图321；图321 立井二水平立井延伸开拓立井单水平上下山，见图322；图322 立井单水平上下山开拓立井一水平加暗斜井二水平延伸，见图323。图323 立井一水平加暗斜井二水平延伸从以上方案的简图可以对方案和方案进行比较，方案的生产系统均简单可靠，但是由于方案适用于煤层倾角小于12的煤层，而9煤层的倾角为14大于12，所以用单水平上下山开采有很大的困难，而且下山采煤巷道等都不容易维护，故不宜用此方案。余下的、两个方案均属技术上可行的方案，水平服务年限也均符合要求（中型矿井第一水平服务年限应大于20年，故确定其阶段斜长分别为1000和800m）。两者相比，虽然方案的总投资要比方案高些，但是其初期投资较少，因此两方案要通过经济比较才能够确定其优劣。3.2.3方案经济比较 由于方案和方案在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案和方案两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差表321 基建工程量时期项目方案方案早期主井井筒/m340+20340+20副井井筒/m340+5340+5井底车场/m13430+11140013430+111400主石门/m880/运输大巷/m15001500后期主井井筒/m160900副井井筒/m160900井底车场/m13430+1114013430+11140主石门/m17600运输大巷/m15001500别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于表321、表322、表323和表324。通过费用汇总表在经济上来比较两方案的优越。表3 24 费用汇总表方案项目方案方案费用/万元百分率/费用/万元百分率/基建工程费829.981001084.89130.7生产经营费1596.531001994.46124.9总费用2426.511003079.35126.9从前面表格中的计算可以看出，方案的总费用要比方案的高出26.9，很明显方案要比方案优越的多，故决定采用方案。表322 基建费用表 方案项目方案方案工程量/m单价/ 费用/万元工程量/m单价/ 费用/万元早期主井井筒3603754135.143603754135.14副井井筒3454081140.793454081140.79井底车场24570281690.4224570281690.42主石门88023120.33302310.69运输大巷150023134.65150023134.65小计1021.331001.69后期主井井筒160375460.069003754337.86副井井筒160408165.39004081367.29井底车场24570281690.4224570281690.42主石门176023140.6602310运输大巷150023134.65150023134.65小计891.091430.22共计1912.422431.91表323 生产经营费用表项目方案生产经营费用/万元项目方案生产经营费用/万元石门运输0.94787.160.2411038.3石门运输0.94787.160.2410.8830.7提升0.94787.161.070.3241493.7提升0.94787.160.40.324558.40.94787.160.351.321990.5井筒维护1.21.0727.93.05109.26井筒维护1.20.427.93.0540.85排水78420027.90.3510-4564.57排水78420027.90.3310-4722.01合计1596.53合计1994.46 3.2.4 确定方案综上比较可知方案的总费用超过了方案的10，故决定采用方案。即采用立井二水平上山。第一水平位于-370m，采取上山开采；第二水平位于-600m，采取上山开采。整个矿井划分为两个大的阶段，第一阶段的阶段垂高为208m。3.3 井筒特征在矿井开拓方式确定以后，还应对矿井主要井筒（包括主井、副井、风井）的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。3.3.1主井主井主要用于提煤。井筒直径5.0m，采用9t多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段350mm，冻结段700mm。井筒装备有钢丝绳罐道，井深360m。主井井筒断面布置如下：图331 主井断面布置图3.3.2副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径6.0m。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段400mm，冻结段800mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水管管道等。井深为360m。副井井筒断面布置如下：图332 副井断面布置图副井风速校核：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： 2.72m/s8m/s所以井筒选择符合要求3.3.3风井风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护，井壁厚度为300mm，井深150.3m。风井井筒断面布置如下：图333 风井断面布置图表331 井筒特征井筒名称主井副井风井井口坐标X（m）38511250.9538511125.9638508700.8275Y（m）38549850.8538541125.8538539750.898Z（m）380360150用途提煤提料、矸、人、进风回风提升设备9t箕斗1t双层四车罐笼井筒倾角（）909090断面形状圆圆圆支护方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁井筒壁厚（mm）基岩段：350 冻结段：700基岩段：400 冻结段：800300提升方位角（）175175井筒深度（m）420.3400.3180.3断面积净（）19.628.312.6掘（）25.536.316.63.4 井底车场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。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。井底车场设计示意图如下:图341 井底车场布置图3.4.1设计基本参数主井净直径5.0m，装备有一对9t箕斗，副井净直径6.0m，装备一对1t双层四车罐笼。井下主要运输大巷采用3t底卸式矿车运煤，10t架线式电机车牵引（每列车由17辆矿车组成）。辅助运输采用1t固定式矿车（掘进煤列车由37辆矿车组成），煤矸混合列车由28辆矿车组成，其中煤车9辆，矸石车19辆。井底车场设1t翻车机处理掘进煤。矸石辆占矿井产量的20，由副井提升。掘进煤辆占5，由翻车机翻入井底煤仓从主井提升。矿井为低沼气矿井，最大沼气含量0.211m3/t，矿井总进风量61.5m3/s，副井进风，风井回风。3.4.2一些基本问题的确定车场形式，初步设计已确定为梭式车场，东西两翼来车均由主石门进入井底车场。车线长度，主井空、重车线长原则上按1列车长考虑，设计取80m。副井进车线受主井重车线的影响，出车线受人车线的影响，都比较长，均可达150m。材料车线按20辆1t材料车考虑。主、副井中心线间距离，南北75m，东西10m。设计采用22Kg/m的钢轨。主井系统采用5号道岔，副井采用4号道岔。曲线半径为20m。双轨巷道断面17.4m2，单轨巷道断面9.6 m2，巷道采用锚喷支护，主要硐室及交岔点采用混凝土或料石砌碹。底卸式矿车卸载站与翻车机硐室联合布置。3.4.3线路联接计算3.4.3.1单开道岔非平行线路联接已知：道岔DK630-5-15，a3967mm，b4333mm，111836，R15000mm，60。查表得：m13533mm，n9301mm，H8055mm，T6743mm，Kp2926mm。已知：道岔DK622-4-12，a3660mm，b3640mm，140210，R12000mm，45。查表得：m8638mm，n5712mm，H4039mm，T3280mm，Kp7447mm。单开道岔非平行线路联接如图342。图342 单开道岔非平行线路联接3.4.3.2单开道岔非平行线路联接已知：道岔ZDK630-4-12，a3660mm，b3640mm，111836，R12000mm，S1600mm。查表得：L13529mm，c2447mm，n6780mm，T1469mm。单开道岔平行线路联接如图343。图343 单开道岔平行线路联接3.4.3.3渡线道岔线路联接已知：道岔ZDX630-5-1516，a3967mm，b4333mm，111836，S1600mm。查表得：c2447mm， L13592mm。渡线道岔线路联接如图344。图344 渡线道岔线路联接 3.4.4.1已知条件主、副井中间线距离，石门方向10000mm，垂直石门方向75000mm。副井井筒中线与提升中线相距300mm，主井井筒中线与煤仓中线相距23000mm，卸载站中线与煤仓中线相距400mm，双轨直线轨心距1600mm。故井筒的相互位置见下图：图345 井筒相互位置图3.4.4.2线路闭合计算根据副井出车线布置要求A点距副井120m。副井出车线轨道中线至主井空车线轨道中线间距离为：（75000-300）+23000-（1600-400）96500mmAB96500/sin60111429mmB点与主井中线距离为：120000+10000+96500/tg60185714mm C点与主井中线距离为：80000+10000+13178+1262 104440mm 煤仓上口与卸载站跨度较大，井底车场进车绕道与进车线间距取25m。 CD25000/sin45 35355mm F点距主井中线距离，根据交岔点、硐室长度及调度机车存车安全线要求取50m。 CF104440+50000 154440mm DE154440-225000 104440mm3.4.5通过能力计算3.4.5.1区段划分见下图图346 区段划分3.4.5.2调车作业程序及时间（表341，表342）表341 3t底卸式煤列车调车作业程序及时间区段运行状况运行距离（m）运行速度（m/s）运行时间（s）牵引列车86.32.043.2牵引列车191.12.095.5牵引列车、摘钩、挂调度机车、转向70.02.035.0+30.0牵引列车卸载151.21.5100.8过道岔、牵引空车出车场135.02.010.0+67.5+35.0计417.0表342 1t煤矸混合列车调车作业程序及时间区段运行状况运行距离（m）运行速度（m/s）运行时间（s）牵引列车86.32.043.2牵引列车191.12.095.5牵引列车28.82.014.4牵引列车802.040.0顶列车801.553.3顶列车、煤车与矸石车摘钩221.514.7+10.0牵引列车222.011.0牵引列车、摘钩92.82.046.4+10.0机车过道岔、掉头108.52.510.0+43.4机车过道岔、运行54.82.010.0+27.4顶列车、过道岔55.21.536.8顶列车107.81.571.9机车转向、运行107.82.510.0+43.1机车运行106.02.542.4机车运行28.82.511.5机车运行191.12.576.4机车过道岔13.22.010.0+6.6机车运行35.92.018.0机车运行、挂空车72.02.036.0+10.0牵引空车68.02.034.0牵引空车135.02.067.5转向、顶空车26.01.510.0+17.3顶空车、挂空车或材料车160.31.5106.9+10.0牵引空车160.32.080.2牵引空车出车场26.02.013.0+30.0计1170.9 调度图表见下图（图347）3.4.5.3每一循环进入井底车场得列车数比 每一调度循环进入井底车场得列车数比可用两种方法计算： 按运量和净载重计算矿井日产煤2000t；矸石量占20，日运量400t；掘进煤占5，日运量矸100t；3t底卸式列车日运量占95，为1900t；每日3t底卸式列车数1900/（317）37.2列；每日1t煤矸混合列车数（100+400）/（91+191.7）12.1列；列车数比37.2/12.13/1。按运量比和净载重计算列车数比3/1每一调度循环时间2.88+2.90+2.90+15.00 23.68min列车进入井底车场的平均时间间隔23.68/4 5.92min列车在井底车场平均运行时间（3417.0+1170.9）/4 605s 10min3.4.5.4通过能力计算 通过能力富裕系数157/602.62满足设计规范要求。3.4.6坡度计算如前所述，本车场采用后进车、前出车的方式；底卸式矿车的列车卸载站与翻车机硐室联合布置；翻车机硐室设链式推车机，副井进车线设绳式推车机；主井空车线和副井出车线均设较长的自动滑行段，并在9点开始设合股道岔。为使主井两股空车线在12点会合，翻车机轨面高出卸载站轨面295mm，翻车机前设2上坡。因受主排水泵吸水高度的影响，将水仓入口设在车场外主石门内。本车场以停在车场内的副井罐笼轨面标高为0进行标高闭合计算。空车从摇台出车以24的下坡滑过对称道岔，到基本轨起点末速度为1.42m/s。3.4.7确定各井底车场硐室位置3.4.7.1井下中央变电所硐室位置中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入输出电缆线、配电均衡、安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所置于副井与井底车场连接的附近。其断面按所选的具体变压器型号确定，同时，应满足有关规定的要求，不得违反有关规程。支护形式和特殊要求变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也可采用不燃性锚喷支护。硐室必须设置易关闭的既防水又放火的密闭门，门内可设向外开的铁珊门，但不能妨碍门的关闭，从硐室出口防火门起5m内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。变电所的地坪，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出0.5m。硐室不应有滴水现象，电缆沟应设置一定坡度以便将积水随时排出室外。中央变电所应根据规定，设置灭火器材。如配置灭火设备和充足的砂箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。3.4.7.2中央水泵房硐室水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：管路敷设最短，不仅节约管路电缆，而且管道阻力和电压将最小。一旦井下发生水患，人员、设备便于撤出，同时便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故恢复生产。具有良好的通风条件。根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室，即使有特殊原因也要尽可能靠近副井。硐室支护与特殊要求中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可采用锚喷支护，但不得有淋水。出口通道处须设置向外开启的能防水防火的密封门，从硐室出口防火门起5采煤内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板0.5m，设置流水坡，以防硐室积水。水泵工作的总能力应能满足20小时内排出框架24小时的正常用水量。3.4.7.3水仓容量与数量水仓是按矿井正常涌水量计算的，煤矿安全规程规定，当矿井正常涌水量在1000立方米/小时以下，主要水仓有效容积能容纳8小时的正常涌水量。同时主要水仓必须含有主仓和副仓。据以上可知，本设计矿井正常涌水量为200立方米/小时，小于1000立方米/小时。故其容量V=Q0.8式中： V水仓容积，立方米；Q矿井正常涌水量，立方米/小时；由此：V=0.8200=1600立方米