采矿工程毕业设计（论文）-吕家坨东矿1.5Mta新井设计.doc

全套图纸加153893706摘 要本设计矿井为开滦矿业集团有限责任公司吕家坨东矿1.5Mt/a新井设计，共有4层可采煤层，煤层平均总厚度为12.8m，煤层工业牌号为肥气煤。设计井田的可采储量166Mt，服务年限为66a。本设计矿井采用立井开拓方式，划分两个开采水平。采用分组集中大巷布置,大巷采用10t架线电机车牵引3t底卸式矿车。采煤方法是走向长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤工艺。年工作日为330天，采用“四、六”式工作制，工作面长为200m，每刀进度为0.8m，每日割九刀，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列抽出式。关键词 井田 水平 服务年限 走向长壁 AbstractThis design mine pit for Kailuan Mining industry Group Limited liability company east happy lump coal mine 1.8Mt/a new well design, Altogether has 4 to be possible to mine coal the level, coal bed average total thickness is 12.8m, the coal bed industry trademark is the fat gas coal. Design well field recoverable resources 166Mt, the service life is 66a.This design mine pit selects the vertical shaft development method, divides two mining levels.Uses the grouping to concentrate the big lane arrangement, the big lane uses the 10t wire laying electric locomotive to tow the 3t bottom-dump mine car.The mining coal method is moves towards the long wall mining coal law, the mining coal craft for the synthesis mechanization mining coal craft. The year working day is 330 days, the use “four, six” the type working system, the work face length is 200m, each knife progress is 0.8m, shears nine knives every day, 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 for central passes in review to extract the type.key words saft area the level length of service long wall94目 录摘 要IAbstractII绪 论1第1章 矿区概况及井田地质特征21.1井田概况21.1.1交通位置21.1.2地形地势31.1.3气象及地震情况31.1.4矿区煤田发展史31.1.5矿区工农业及原料供应31.1.6主要建筑材料供应情况31.1.7水源、电源条件31.2地质特征41.2.1地层情况41.2.2地质构造41.2.3煤层赋存情况及可采煤层特征51.2.4水文地质情况51.2.5沼气、煤尘、矿井涌水及煤的自燃性51.3勘探程度及可靠性6第2章 井田境界、储量、服务年限72.1井田境界72.1.1确定井田境界的依据72.1.2井田境界72.1.3井田未来发展情况72.2井田储量72.2.1井田储量的计算72.2.2保安煤柱82.2.3储量计算方法82.2.4储量计算的评价92.3矿井工作制度、生产能力、服务年限92.3.1矿井工作制度92.3.2矿井生产能力确定92.3.3矿井服务年限的确定10第3章 井田开拓113.1概述113.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述113.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况113.2矿井开拓方案的选择113.2.1井硐形式和井口位置113.2.2开采水平数目和标高153.2.3开拓巷道的布置163.3选定开拓方案的系统描述183.3.1井筒形式和数目183.3.2井筒位置及坐标183.3.3水平数目及标高183.3.4石门大巷数目及布置193.3.5井底车场的形式选择203.3.6煤层群的联系203.3.7采区划分213.4井筒布置和施工213.4.1井筒穿过的岩层性质及井筒支护213.4.2井筒布置及装备213.4.3井筒延伸的初步意见243.5井底车场及硐室243.5.1井底车场形式确定及论证243.5.2井底车场的布置、储车线路、行车线路布置长度253.5.3井底车场通过能力验算263.5.4主要硐室283.6开采顺序283.6.1沿井田走向的开采顺序283.6.2沿井田倾向的开采顺序283.6.3采区接续计划283.6.4“三量”控制情况29第4章 采区巷道布置314.1采区概述314.1.1设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱314.1.2采区的地质和煤层情况314.1.3采区的生产能力、储量及服务年限314.2采区巷道布置324.2.1区段划分324.2.2采区上山布置324.2.3采区车场布置324.2.4煤仓形式、容量及支护354.2.5采区硐室简介374.2.6采区工作面接续374.3采区准备374.3.1采区巷道的准备顺序374.3.2采区主要巷道的断面示意图及支护方式38第5章 采煤工艺405.1 采煤方法的选择405.2回采工艺405.2.1选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备405.2.2选择采面循环方式和劳动组织形式40第6章 井下运输和矿井提升436.1矿井井下运输436.1.1运输方式和运输系统的确定436.1.2巷煤炭运输设备选型436.1.3采区运输设备的选择446.1.4工作面运输巷设备的选型446.2矿井提升系统456.2.1矿井提升设备选择及计算45第7章 矿井通风与安全477.1矿井通风系统的确定477.1.1概述477.2风量计算与风量分配477.2.1风量计算477.2.2风量分配507.2.3风量的调节方法与措施517.2.4风速的验算517.3矿井通风阻力的计算527.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力527.3.2矿井等积孔的计算547.4通风设备的选择547.4.1主扇的选择计算547.4.2电动机的选择557.4.3反风措施557.5矿井安全技术措施567.5.1预防瓦斯及煤尘爆炸567.5.2火灾与水患的预防567.5.3其他事故的预防57第8章 矿井排水588.1概述588.2矿井主要排水设备588.2.1排水方式与排水系统简介588.2.2主排水设备及管路的选择计算58第9章 技术经济指标62结 论64致 谢65参考文献66附录1：外文资料翻译译文67附录2：外文原文71绪 论随着经济的发展，人们需要越来越多的资源，人们也越来越重视资源，资源直接关系着经济的发展速度，煤炭是我国的主要能源，我国煤炭储量大，在世界上也是排在前列，而且我国煤炭种类多，可以满足个方面的需要。煤炭开发、利用成本低，具有明显的经济优势。在相当长时期内，煤炭仍然是我国经济、廉价的能源。我国油、气资源相对贫乏，石油供需缺口逐年增加。在这种情况下煤炭资源对我国是相当重要的。虽然我国煤炭资源丰富，但是我国的采矿业技术含量底，煤炭生产效率底，在这方面我国和世界其他国家存在很大的差距，所以提高煤炭行业的技术含量现在已经是一个刻不容缓的问题。只有提高了技术含量才可以使煤炭行业具有更高的发展。本次毕业设计是开滦矿业集团吕家坨东矿（4#、7#、8#、13#）1.5Mt /a新井设计。目的是为了在设计中了解行业，不断的在设计中完善自己，可以使自己尽快的适应行业，掌握旷业方面的知识，做一个合格的技术人员，为祖国的煤炭行业发展作出自己的努力，为国家的经济建设添砖加瓦。这次设计的意义是对采矿这门学科有了一个深刻的认识，进一步巩固所学的理论知识，并把知识系统化，使我充分学习到了矿井的个个大系统，了解整个矿井运行形式和矿井生产细节，而且在设计过程中还使我形成了好的学习习惯，可以在学习过程中发现问题，解决问题，而不是死读书。第1章 矿区概况及井田地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置开滦矿务局吕家坨矿位于河北省唐山市古冶区境内，西距唐山18km，北距古冶9km。地理坐标为东经11824，北纬3940。矿区交通便利。古吕钱公路南接唐港公路，北通205国道，津唐、唐港、京沈高速公路正在修建；矿区铁路专线吕古铁路和吕陡铁路与京山线接轨；水路运输东有秦皇岛港，西有天津新港，南有新近建成的京唐港；水、陆交通发达，煤炭外销十分方便(见图11)。1.1.2地形地势矿区地表为第四纪冲积平原，地面标高介于+22+31m之间。地形总趋势北高南低，沙河由井田东部自东北流向西南。沙河属季节性河流，旱季有时断流，雨季流量较大，最高洪水位+30m。境内有村庄18个。主要农作物有小麦、玉米和水稻。采矿活动引起地表沉陷，使矿井周围形成塌陷坑。1.1.3气象及地震情况本区属大陆性气候，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。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30mm，最大厚度190mm。平均降雨量为714.7mm，最大降雨量为1007.7mm，年平均蒸发量1321.1mm，平均湿度34.8%。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。1.1.4矿区煤田发展史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，包括吕家坨东矿井在内，开滦集团有限责任公司现共有生产矿井10对。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开采。1.1.5矿区工农业及原料供应矿区水泥、陶瓷、煤炭、钢铁等工业非常发达，轻工业服装等行业也比较发达；农业主要以小麦、玉米、黄豆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、水泥等都可以在当地得到解决。特别是首钢搬到唐山以后用钢更加方便。1.1.7水源、电源条件矿井附近水资源丰富，有充足的地下水和地上河流，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，这样可以充分保证矿井的用电。1.2地质特征1.2.1地层情况本井田地层与开平煤田其它各矿地层基本相同，精查地质勘探揭露地层情况，地层系统为中生界，侏罗系，上侏统。详细参考综合柱状图1-2。图1-2综合柱状1.2.2地质构造经过精查地质勘探、二维和三维地震勘探，本井田共查明1条大断层。缓倾斜翼多发育张性、张扭性的高角度倾向或斜交正断层，急倾斜翼多发育走向压性逆断层。详细参考断层特征表1-1。表1-1断层特征表序号断层编号断层性质产状落差查明程度走向（）倾向（）最大(m)最小(m)1F2正N2035W2573SE18030可靠1.2.3煤层赋存情况及可采煤层特征 设计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4层，全区可采。全区可采总厚度为12.8m，详细参考煤层特征表1-2：表1-2煤层特征表层次煤 厚(m)平均间距(m)稳定性发育范围顶 板底 板最小最大平均41.83.32.870.8稳定全区发育砂岩粘土层73.15.43.6.稳定全区发育细砂岩粉砂岩粉砂岩或粘土层岩15.282.34.13.3稳定全区发育粉砂岩细砂岩粉砂岩或粘土层岩25.3132.15.03.1稳定全区发育K5石灰岩粉砂岩或粘土层岩 1.2.4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，吕家坨东井田矿床属于水文地质较简单的矿床。主要特征是煤层位于底下水位以下，以第四系底部卵砾石水补给水源。1.2.5沼气、煤尘、矿井涌水及煤的自燃性（1）瓦斯赋存情况及涌出量根据“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”，吕家坨东矿井瓦斯绝对涌出量为0.211m3min，瓦斯相对涌出量为0.158m3t，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。（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40.743.4。4#易自燃，13#自然发火期为812个月。地温正常，无热害。（3）矿井涌水量本矿井水文地质条件比较复杂，比较准确的预计矿井涌水量有一定难度。本次设计根据开滦煤业公司水文地质部门对矿井涌水量的批复，结果如下：本设计进行-300水平的排水设计，设计的有关资料如下：矿井年设计生产能力为1.5Mt/a，最大涌水量为279m3/h,涌水时间为50d，矿井正常涌水量为237m3/h，涌水时间为315d,矿井水密度为1015Kg/ m3。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。（4）煤质的牌号及用途主要可采煤层均属较高挥发份的气煤，煤种单一，以肥气煤为主。1.3勘探程度及可靠性设计井田范围内进行了大量的精查工作，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，这部分在以后生产中要注意。 矿井涌水量和瓦斯涌出量是用类比法推算的，所以与实际涌出量是有一定差异的，待矿井建成投产后根据实际测得的数据需重新进行测定和计算。第2章 井田境界、储量、服务年限 2.1井田境界2.1.1确定井田境界的依据 1）以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据； 2）要适于选择井筒位置，安排地面生产系统和各建筑物； 3）划分的井田范围要为矿井发展留有空间； 4）井田要有合理的走向长度，以利于机械化程度的不断提升。2.1.2井田境界根据上述原则，结合吕家坨矿区井田的实际情况，本井田境界的确定为：下部以-700水平为界。井田参数如下： 井田走向长度：5.228km 倾斜长度：2.774km 勘探面积：14.502km22.1.3井田未来发展情况 设计井田向东和向西均以断层为界，向下以-700标高为界，随着技术的进步和勘探水平的全面提高，井田向两边开拓的条件较好，井田范围内探明储量会越来越精确，并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 设计井田范围内计算储量的煤层有4#、7#、8#、13#各煤层储量计算边界与井田境界基本一致。矿井储量是指矿井内所埋藏的，具有工业价值的煤炭数量。它不包含着煤炭底下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田勘探程度及开采技术条件。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。矿井设计储量是宽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的储量。矿井可采储量是指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。在计算时要注意根据煤炭安全规程留各种保护煤柱。2.2.2保安煤柱为了安全生产，本设计矿机依据煤炭安全规程规定，留设保安煤柱如下：（1）各煤层井田边界留设25m保安煤柱。（2）井田内部断层留设20m煤柱。2.2.3储量计算方法（1）工业储量计算 计算公式如下： 块段储量=块段面积平均倾角块段平均厚度 视密度 根据储量计算图、通过登高线块段计算本井田工业储量为24435万t。矿井可采储量=(矿井工业储量永久性煤柱)采区回采率。永久性煤柱包括工业场地煤柱及主石门煤柱、风井场地煤柱、冲积层防水煤柱、断层煤柱、奥灰防水煤柱、村庄煤柱及井田边界煤柱。本设计井田煤采区回采率取80%.（2）可采储量计算 计算公式如下： 式中 ZK可采储量，Mt； ZC工业储量，Mt； P永久煤柱损失，Mt； C采区回采率。 回采率要求：厚煤层不应小于75%，中厚煤层不应小于80%，薄煤层不应小于85%。 经各煤层可采储量计算，汇总计算出来本井田可采储量为16615万t ，具体见可采储量总表2-1表2-1可采储量总表水平煤 层工 业储 量（万t）煤炭损失量（万t）可 采储 量（万t）工 业场 地井 田边 界断 层开 采损 失合 计I42206671058544269915077295690149118571928202882587781391065178401747132432721251094867911641合计10181307517418201632586923II43001549817460092620557411578145327823138427318379272132226758118826041333466711622166910642282合计14254271493948285045629692总合计244355781010136648667820166152.2.4储量计算的评价本设计矿井的各类计算严格按照有关规定执行。由于资料有限和资料的陈旧，储量计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定误差。 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，采用四班六小时工作制度。2.3.2矿井生产能力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。根据吕家坨东矿的实际情况和开滦矿业集团的发展规划，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：1.5Mt/a 方案B：1.8Mt/a 方案C：2.4Mt/a上述三种方案，具体选择哪一种，还应根据矿井服务年限的确定。2.3.3矿井服务年限的确定矿井服务年限的计算公式如下：式中 Z矿井设计可采储量，Mt； A生产能力，Mt/a； K矿井储量备用系数，K=1.31.5；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：1.5Mt/a = 16615/(1501.4)=66a方案B：1.8Mt/a=16615/(1801.4)=58a方案C：2.4Mt/a=16615/(2401.4)=49a参照煤炭工业矿井设计规范规定，方案A比较合理，即：矿井生产能力：A=1.5Mt/a,矿井服务年限：T=66a。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开滦矿务局吕家坨矿位于河北省唐山市古冶区境内，西距唐山18km，北距古冶9km,周围有唐山矿,范各庄矿,钱家营矿等都采用双立井开拓方式。 3.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况影响本设计井田开拓方式的具体因素如下：1.断裂因素本井田断裂构造发育, 主要断层用来化分井田边界和采区边界对本矿影响不大。2.水文情况矿井地质条件交好，本矿属于中等涌水矿井。3.其他因素本井田可能受地震等因素的影响,由于唐山吕家坨东矿位于地震带，要特别注意地震。3.2矿井开拓方案的选择3.2.1井硐形式和井口位置1.井筒形式平硐开拓是最简单的开拓方式，有很多突出优点。首先我们应该考虑平硐开拓方式是否可行。参照平硐开拓方式适用条件，结合吕家坨东矿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。因此，平硐开拓方式对本设计井田不适用，排除采用平硐开拓方式。立井开和斜井开拓方式在技术上均可行，综合开拓虽然对工业广场布置和井底车场要求很高，但针对本井田的地质状况，综合开拓方式也可行，应该予以考虑。依据本井田的地质状况、煤层赋存情况及井型、服务年限等要求，对本井田开拓方式选择提出三种方案：方案一：双立井开拓方式,如图3-1；方案二：双斜井开拓方式，如图3-2；方案三：主斜井副立井开拓图，如图3-3。 (1)技术比较方案一：双立井开拓方式优点：适应性强，技术成熟可靠； 井筒短，提升速度快，提升能力大；通风断面大，风阻小，满足大风量要求；便于井筒延伸对于开采深部赋存煤层有长处。缺点：初期投资大，建井期限稍长；需要大型的提升设备；多水平开拓，立井石门长度大，掘进工程量大，掘进费用高。技术经济评价：吕家坨东矿的地表、地质构造、煤层赋存等因素，适合用双立井开拓。方案二：双斜井开拓方式优点：掘进速度快，初期投资较双立井开拓较省；井筒设备较简单；建井期稍短些；缺点：井筒过长，煤柱损失严重；通风线路长，通风阻力大，费用增加；井筒过长，如果地质条件复杂，不易维护，安全性降低；辅助运输时间长。技术经济评价：吕家坨东矿煤层赋存为-50-650m，垂深达600m，可以采用。方案三：主斜井副立井开拓方式优点：掘进速度快；可满足最大风量的通风要求；有助于辅助运输。缺点：井口相距较远，不利于工业广场的布置； 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。技术经济评价：根据吕家坨东矿的实际情况可知，该方案不利于工业广场的布置也不利于井下井底车场的布置，井下联系也不方便，生产调度烦琐，故次方案不可行。 (2)经济比较方案一、方案二在技术均较合理，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。 3-1 开拓方案经济比较表方案双 立 井 开 拓双 斜 井 开 拓内容工 程 量单价（元）费 用（万元）工程量单 价（元）费 用（万元）单位名称数量单位数量数量数量单位数量数量表土层主井掘进45m8087.436.39194.85m1950.938.01基岩段主井掘进555m9587.4532.112403.15m2850684.89表土层副井掘进45m10767.048.45194.85m225043.84基岩段副井掘进 533m11973.0664.502307.89m3150726.98表土层主井辅助费45m1623.57.31 194.85m653.312.73基岩段主井辅助费555m4278.1237.432403.15m1477.4355.14表土层副井辅助费45m2343.510.54194.85m1182.211.21基岩段副井辅助费533m4521.4240.992307.89m1977.4456.36生产费用（万元）主立井提升费用为：1.23140.970.4670.85=1778.10主斜井提升费用为：1.23140.972.4030.48=4347.50总 计3558.826676.64吨煤成本19.7737.09经经济比较后，该设计矿井应该采用双立井开拓方式。2.井口位置井口位置的选择是井田开拓的重要组成部分。井口位置与开拓方式要相互协调，经综合比选后择优确定，特别是用来提煤，运煤炭的主井位置还要与地面生产系统、工业广场布置相匹配。本设计井田中，提出三种井筒位置方案：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：井筒位于井田浅部，煤柱尺寸最小，压煤最少，但石门最长，对本矿井不合理；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筒延伸有利，但吕家坨东矿第二水平和第一水平仅差250m，较好延伸；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，这样就减少了建设成本；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在井田的中部稍靠上方，这样即节约建设成本，还有利于水平的延伸。3.2.2开采水平数目和标高本设计井田设计提出如下两个水平标高划分方案：方案一：井田划分三个阶段，布置两个开采水平；一水平标高-300m，水平垂高250m，二水平标高为-550m。一水平实行上山开采，二水平上下山开采。方案二：井田划分三个开采水平，一水平标高-250 m，二水平标高-450 m，三水平标高-650 m。各水平均实行上山开采。各方案水平储量及服务年限详见表3-2。表3-2 水平储量及服务年限表储量（万t）服务年限（a）方案一一水平692331二水平969238方案二一水平553822二水平553822三水平553922从该表中可知，方案二的一水平服务年限达不到规范要求的服务年限，水平储量严重不足，而方案一的水平服务年限能够满足一水平服务年限不小于30年的基本要求，储量充足，且有利于采区的接续，巷道利用率高，吨煤成本相对较低。故而采用方案一的水平划分方法，即划分两个开采水平，水平标高分别为-300 m和-550 m，一水平垂高为250 m，二水平垂高为350 m。一水平采用上山开采，二水平采用单上下山开采。3.2.3开拓巷道的布置1.运输大巷的布置现依据矿井设计生产能力及技术可行角度，特提出以下两种大巷布置方式：分组集中大巷布置，集中大巷布置，如图3-4，3-5。 图3-4 分组集中大巷布置 图3-5 集中大巷布置两种技术方案的优缺点详见表3-3所示。表3-3 大巷布置方案比较表特 点分组集中大巷布置集中大巷布置优点1.总的巷道工程量较少2.采区巷道分组联合布置3.生产比较集中4.大巷容易维护，运输条件好1.大巷维护容易 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，开采强度大缺点1石门长度较长2掘进工程量大1.存在反向运输 2.初期工程量大，建井时间长3.总的石门长度大适应条件1.可采煤层数多，间距大小不同2.采区巷道为分组联合布置，煤层分组间距大3.井底车场在煤层群上部或中间时，初期工程少，工期大1.煤层间距小2.下部煤层底版有坚硬有岩层，采区尺寸大，石门长度短3.井田走向长度大，服务年限长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4层，即4#、7#、8#、13#，其中4#与7#平均间距70m,7#与8#煤层平均间距15 m，8#与13#平均间距25 m。针对上述情况，方案一分组集中大巷布置，将4#煤层为一组，单独开采，7#、8#、13#层分为一组，集中开采，经济上较为合理，。方案二集中大巷布置对于7#、8#、13#煤层还可以，对于4#煤层则不适用。由于煤层间距较大，采区石门长度会很大，工程量增加，费用高，经济上不合理。故而采用方案一。3.3选定开拓方案的系统描述3.3.1井筒形式和数目本设计井田采用双立井开拓。另外还设有回风立井。主井用来提升煤炭，副井用以提矸、升降工作人员、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井筒位置及坐标井筒确定在84-10 钻孔附近，理由是：(1)地处井田储量中央：井筒距北部边界1.6公里，南部边界1.85公里，西部边界1.9公里，东部边界3.2公里；(2)有较好的地形条件：井口处标高+25m，地面坡度不足2，平正土方量小；(3)交通条件好：靠近公路，井口距公路 500 m；确定井筒坐标：主井井口坐标： XA=96312.86 ，YA=384545.23，ZA=+25副井井口坐标： XB=96332.86 ，YB=384585.45，ZB=+23风井井口坐标： XC=96400.83， YC=384585.45，ZC=+29主井井口标高为+25m，副井井口标高为+23m，拟定二水平为井筒最终水平。主井井深600m，副井井深578m，风井深79m两井筒中心线间距为78m，提升方位角为25，主井井筒直径6.5m，副井井筒直径6.5m，均采用整体式混凝土井壁，井壁厚度450mm。3.3.3水平数目及标高本井田采用多水平开拓,拟定第一标高为-300m,本井大部分采区的煤层浅部标高在-50m左右,阶段垂高250m,实行上山开采.第二水平拟定标高为-550m，实行上下山开。3.3.4石门大巷数目及布置1.大巷数目：一条运输大巷、一条回风大巷。2.大巷布置：大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种。 本设计井田对大巷布置提出三种方案：方案一：煤层大巷布置方案二：岩石大巷布置方案三：布置一个煤层大巷和一个岩石大巷布置煤层大巷与岩石大巷相比较有下列缺点：（1）煤层大巷的巷道维护困难，维护费用高；（2）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；（3）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；（4）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。煤层大巷也有其显著的优点：（1）建筑成本底。（2）建设周期短，可以快速见效。综上所述，在本设计井田中，由于7#、8#、13#煤层间距小，可布置岩石集中大巷，而4#煤层与其它煤层间距大，储量有限，可考虑4#煤层单独开采，布置煤层大巷，所以采用方案三。本设计矿井中，大巷和石门服务年限较长，运输能力要求大，所以大巷和石门的断面和支护设计在本设计中相同。其内部设施也相同巷道断面设计合理与否，直接影响煤矿生产的经济效果和生产的安全条件，其基本原则是在满足安全与技术要求的条件下，该设计矿井大巷和石门断面图内容见图3-6，大巷断面特征表见表3-4。图3-6大巷断面图表34大巷断面特征表巷道形状支护方式断面积（m2）设计尺寸（mm）净周长(m)喷厚(mm)净掘 顶高底宽半圆形锚喷14.9916.043950430014.651503.3.5井底车场的形式选择由于井筒形式，提升方式，大巷运输方式及大巷距井筒的水平距离等不同，井底车场的形式也各异。按照矿车在井底车场内运行特点，井底车场可分为：环行式和折返式两大类型。底卸式矿车运煤时，则一般用折返式车场。根据吕家坨东设计矿井井筒形式及大巷，石门的布置，结合上述井底车场型式的选择因素，设计矿井选用梭式（折返调车）井底车场，两翼来车，利用主石门作为主井存车线和调车线，副井通过绕道与主石门连接。3.3.6煤层群的联系本矿区煤4#单独开采，7#、8#、13#间距较小，采用联合布置，各煤层间由主石门联系。3.3.7采区划分根据该设计井田的地质构造及煤层赋存等因素，以井田内自然断层为界，将整个井田划分为四个采区。采区划分示意图如图3-7图3-7 采区划分图3.4井筒布置和施工3.4.1井筒穿过的岩层性质及井筒支护参见综合柱状图和井筒开拓剖面图本设计矿井井筒穿过的岩层性质大部分为粉砂岩，少部分为中砂岩、细砂岩。根据主副井围岩性质，并按煤矿安全规程规定，确定主副井筒支护方式如下：表土段：混凝土砌碹煤层段：料石砌碹基岩段：锚喷支护3.4.2井筒布置及装备根据该设计矿井年产量、提升方式等实际情况，本设计矿井井筒按有关规定布置运输设施及辅助设施。详见图示3-8，3-9主副井井筒断面图。主井井筒：井筒直径6.5m，净断面面积38.465m2，掘进断面面积44.157m2井筒深度600m。井筒内装备一对16t刚性罐道立井多绳箕斗（JDG16/1504Y），采用18018010mm方形方型空心型钢罐道，端面布置采用树脂锚杆固定拖架。副井井筒：井筒直径6.5m，净断面面积38.465m2，掘进断面积44.157m2。井筒深度578m，井筒装备一对1.5t固定式矿车600mm轨距，双层四车刚性立井多绳罐笼，担负矿井辅助提升任务，兼作进风井筒。采用18018010mm方型空心型钢罐道，端面采用树脂锚杆固定拖架。罐道和井梁，罐道导向层间距均按6.0m设计。井筒内没有钢-玻璃钢复合材料梯子间，作为矿井安全出口和井筒检修之用，并敷有排水管路三趟（一趟预备），井下消防洒水管路。另外，井筒还敷设有动力电缆、通讯讯号电缆。 图3-8 主井井筒断面表35 主井井筒特征表井型180万t/a井筒直径6.5m井筒掘进直径7.5m井深600m提升容器一对 16t多绳箕斗井筒支护混凝土井壁厚450mm，充填混凝土50mm罐道规格18018010mm净断面面积38.465m2掘进断面面积44.157m2 图3-9 副井井筒断面表36 副井井筒特征表井型180万t/a井筒直径6.5m井筒掘进直径7.5m井深578m提升容器一对1.5t双层四车罐笼和一个3t双层2车罐笼带平衡锤井筒支护混凝土井壁厚450mm，充填混凝土50mm罐道规格18018010mm净断面面积38.465m2掘进断面面积44.157m23.4.3井筒延伸的初步意见根据吕家坨东设计矿井水平划分方案，该设计矿井主副井筒从地面布置到一水平后需要延伸，但是在进一步进行地质勘探后，井筒仍按原有主副井延深。3.5井底车场及硐室3.5.1井底车场形式确定及论证井底车场形式的确定，应根据井田地质条件、井型大小和大巷布置、提升方式及生产系统等因素确定。该矿井井底车场形式的选择依据如下：1 矿井设计能力为1.5Mt/a，年工作日330d，实行四六工作制，每日净提升为16h，矸石量点煤产量的20%；掘进煤点煤产量的5%；2 矿井采用双立井、两个水平、分集中组运输大巷的开拓方式；3 主立井装备采用一对16t箕斗提升，副井采用双层四车刚性立井多绳罐笼提升；4 水平大巷运输采用10t架线式电机车牵引，3t底卸式矿车方式，辅助运输采用1.5t固定式矿车；5 本设计矿井属低瓦斯、中等涌水量矿井；6 本设计矿井井田地质条件较好；综合以上所述，结合设计要求，本设计矿井选用底卸式矿车运输，采用梭式车场。3.5.2井底车场的布置、储车线路、行车线路布置长度1.车线长度的确定确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题，如果存车线长度不足，将会使井下运输和井筒提升彼此牵制，影响矿井生产能力；反之，如果存车线过长，会使列车在车场内的调车时间增加，反而降低了车场通过能力，并增加车场工程量，所以对车线长度的计算要认真仔细。存车线长度的计算.主副井空、重车线计算公式：式中 空重车线长度，m；每列车的矿车数，辆；列车数，列；一个列车带缓冲器的长度，m；每台电机车长度，m；列车制动距离，m；电机车数量，台。a.主井：m=1列，n30辆，4.2m，N=2台，4.5m，45mb.副井；m=1列，n20辆，L14.2m，N=2台，L24.5m，L345mc.调车线长度：.材料车线长度Ln L1式中 n容纳材料的车数，取10台；L1材料车长度，为2.4m；L102.424m根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长80m。调车方式3t底卸式列车采用折返式调车，1.5t固定式列车采用通过或折返调车。3.5.3井底车场通过能力验算采用电机车运输时，井底车场通过能力按下式计算式中 N井底车场年通过能力，t；Q每次调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤重，t；T每一次调度循环时间，min；Ta每年运输工作时间，min；(等于矿井设计年工作日数与日生产时间的乘积)。井底车场通过能力应考虑留有一定的备用储备能力，一般应大于矿井设计生产能力的30%。Ta=3301660=3.17105 Q=223=66 tT=6 min=3.18Mt通过能力富余系数为3.18/1.8=1.76。满足矿井设计规范要求。满足设计规范和本矿井井型要求。见图3-10井底车场线路布置图。图3-11调度图表。 图 3-11 调度图表图3-10井底车场线路布置图。3.5.4主要硐室 原则：符合煤矿安全规程的规定；硐室布置一般随井底车场型式的不同而变化。主井系统硐室：推车机及翻车机硐室、井底煤仓及箕斗胶带输送机装载硐室、底卸式矿车卸载站硐室、清理撒煤硐室及水泵房室等。副井系统硐室：水仓及清理水仓硐室、主排水泵硐室、主变电所、副井井底操车设备硐室及等候室等。其它硐室：设有调车室、机车维修房、消防材料室、医疗室、等候室、工具室、引水室等。3.6开采顺序3.6.1沿井田走向的开采顺序据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，采用由中央向两侧开采，这样有利于矿井的均衡生产和合理配采，确定生产的连续性；本矿井一水平共有四个采区，分别为于井口的两边，由于东面的储量大，所一先采东侧的煤