采矿工程毕业设计（论文）-成庄煤矿新井设计.doc

河南理工大学2007届本科毕业论文（设计）前 言采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节，同时也是对学生成绩的最终考核，其目的是使学生在采矿工程总体上深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节之间的相互联系和制约关系，培养学生综合运用各门学科的理论知识，分析和解决采矿工程技术问题的能力；培养和锻炼学生独立地、创造性地进行工作的能力；培养学生搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力；进一步训练撰写技术文件和绘制工程图件的基本技能。进行矿井设计是一个涉及井巷工程、采煤方法、矿山机械、矿井通风与安全、矿山环保等诸多技术科学方面的系统工程，虽然本次设计题目中存在一些理想的条件，但是通过这次设计，我已经基本掌握了矿井设计的方法和步骤，培养了搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力，训练了撰写技术文件和解决实际问题的能力。这些，对于我以后的工作和学习都是非常有益的。本次设计的参照矿井是晋城煤业集团公司成庄煤矿，设计之前，我在该矿进行了为期20天的毕业实习，通过地面参观、听总工及各科室负责人作报告、参加科室实习及井下生产实习，对矿井的情况有了一个较全面和深刻的认识。本次设计就是在成庄煤矿实际地质条件的基础上，根据收集到的矿井生产图纸和数据，按照指导老师的要求作了一些改动后，对矿井做的初步设计。其主要内容包括：矿区概况及井田地质特征、矿井储量年产量及服务年限、井田开拓、准备方式、矿井提升运输和排水、矿井通风与安全技术、矿山环保等方面。本设计以毕业设计论文大纲为依据，按照安全规程的要求。由于本人知识水平和知识范围的限制，设计中难免有不当和错误之处，恳请审阅老师批评指正。1 矿区概况及井田地质特征1.1矿区概况1.1.1地理位置及交通成庄煤矿（以下简称井田），位于沁水煤田南翼，晋城市西北20km处，跨泽州和沁水两县。工业广场位于泽州县下村镇史村,地理坐标为北纬353411353950,东经11236061124349。成庄井田北至大阳井田南界，南至寺河井田北界，东以煤层露头及小窑为界，西与潘庄井田为邻，东西长约10.0km，南北宽约9.7km，面积74.3338km2。太（原）焦（作）铁路由井田东10余km处通过，侯（马）月（山）铁路从西南约7km处通过。矿井有铁路专用线经古书院矿与太焦铁路接轨，距古书院矿18km。207国道（太原洛阳）在成庄矿东侧约20多km处通过，晋（城）长（治）、晋（城）阳（城）、晋（城）焦（作）、长（治）邯（郸）、太（原）长（治）高速公路已建成通车。交通极为便利（图1-1-1）。1.1.2地形、地势及河流本井田地形为低山丘陵区，沟谷发育。中部高，东、西部低，最高点标高为1146.5m，最低标高为691.3m，相对高差为455.2m。东部长河西岸有黄土覆盖、西部沁河东岸也有黄土覆盖，中部山区森林发育。井田内村庄位于黄土冲沟两侧或山顶低洼处有黄土覆盖的地方。河谷两侧为侵蚀堆积地形，形成河漫滩及以上的三级阶地。1.1.3水文水系属黄河流域沁河水系。井田内主要河流为长河，为沁河支流，由东北向西南从井田东缘流过。史村河、河底河等为长河支流，由西北向东南注入长河，为季节性水流。图111 交通位置图1.1.4气象及地震晋城市属暖温带大陆性气候。四季分明，温暖宜人，日照充足,无霜期长。据晋城市气象站资料,年平均气温11,极端最低气温-22.8（1956年1月21日），极端最高气温38.6（1967年6月4日）。雨季为7、8、9三个月，平均年降水量622.7mm，最小295.9mm（1965年），最大1010.4mm（1956年）。平均年蒸发量1783mm。根据中国地震烈度区划图（1990）划分：本井田属地震烈度区度区；根据中国地震参数区划图（GB18306-2001），本区所属地震动峰值加速度分区为0.05g。1.1.5煤田开发情况成庄矿于1989年12月20日开工建设，于1997年9月19日正式验收移交投产，原设计生产能力400万t/a，设计服务年限94年。2005年核实生产能力为800万t，2005年原煤产量实际达到800万t。目前成庄矿开采3号煤层，因小煤窑乱采滥挖，矿井储量破坏严重，安全生产受到极大威胁。井田东部由于煤层埋藏浅，易于开采，小煤矿分布较多。目前，在井田内及周边生产的地方煤矿有15座。目前主要采取综合措施进行防范，如定期联系各级政府对井田周边小煤窑井下采掘巷道进行实测，发现越界及时举报；井下施工巷道进行拦截，采用综合物探和钻探手段来探查小煤窑采空区范围等，以此保护国家资源不被破坏和消除安全隐患。1.1.6水源和电源 成庄矿目前生活及生产用水主要来自奥陶系岩溶地下水，受采煤的影响，地表潜水井基本上全部报废。已施工奥陶系岩溶水源井9口，水位标高在454.70m516.10m之间，单井供水量为22002800m3/d，水质优良，为HCO3SO4CaMg或HCO3SO4MgNa型水，目前每天抽水20个小时以上，基本能满足矿区内居民生活及工业用水。周边农村以前主要依靠第四系潜水和二叠系砂岩泉水供水，目前主要由矿区深水井供水。 供电系统：矿井电源来自集团供电公司110KV站。1.2 井田地质特征1.2.1地层本井田由东向西、岩层从老到新。现分述如下：奥陶系中统下马家沟组（O2x）、奥陶系中统上马家沟组（O2s）、奥陶系中统峰峰组（O2f）、石炭系中统本溪组（C2b）、石炭系上统太原组（C3t）、二叠系下统山西组（P1s）、二叠系下统下石盒子组（P1x）、二叠系上统上石盒子组（P2s）、第四系(Q) 。1.2.2主要地质构造本井田位于太行山复背斜西翼，沁水盆地东翼南端。为阳城山字形构造体系脊柱部分南端东侧及马蹄形盾地的北侧与新华夏构造体系的复合部位。北西向压扭性开阔背向斜褶曲伴有少数与褶曲轴向近似垂直的张性断裂和与褶曲轴向斜交的扭性断裂。井田内构造主要为走向北北东（北部）逐渐转折为北东向（南部），倾向北西的单斜构造。井田内地层平缓，倾角315，一般在10以内。本井田从地质勘探阶段到成庄矿建成投产8年来，所见断层落差均未超过20m，属小型断层。落差小于5m的断层和小型陷落柱较为发育。但在矿井生产过程中未发现岩浆岩活动。总的说来，本井田构造仍属简单类。1.2.3煤层及煤质井田内含煤地层主要为上石炭统太原组（C3t）和下二叠统山西组（P1s）。太原组（C3t）K1石英砂岩（相当于晋祠砂岩）底或相当层位至K7砂岩底。连续沉积于本溪组之上，为主要含煤地层之一。由灰色中、细粒砂岩，灰黑色粉砂岩、泥岩，灰色粘土泥岩、石灰岩、硅质岩、菱铁矿及煤组成。属海陆交互相沉积。自下而上K2、K3、K5三层石灰岩普遍发育，层位稳定，是对比煤层的良好标志层。本组共含煤10层，自下而上编号依次为：16、15、14、13、11、9、8、7、6、5号，5号煤层薄而不稳定，属不可采煤层，其余七层煤均为不可采煤层。全组厚77.52m-112.07m，平均91.98m，煤层总厚7.79m。K1石英砂岩：灰灰白色，细粒结构，含少量泥质及星散状黄铁矿，硅质胶结，分选性良好。沉积不稳定。厚0m-5.43m，平均3.30m。K2石灰岩：深灰色、厚层状，致密坚硬，块状，性脆，裂隙充填方解石脉。上部质纯，含有燧石条带，底部含较多的泥质、有机质及星散状黄铁矿。靠下部常夹有薄层钙质泥岩。含小泽蜒、似纺锤蜓及腕足类等动物化石。厚7.10m-14.13m，平均9.85m。位于太原组下部，为15号煤直接或间接顶板。K3石灰岩：为13号煤顶板。灰深灰色，厚层状，致密坚硬，性脆，夹少量燧石条带，含腕足类及蜓类等动物化石。沉积稳定，厚0.20m-6.19m，平均2.80m。K4石灰岩：为11号煤顶板，深灰色，含泥质较多，沉积不稳定，厚0m-0.90m，平均0.49m。K5石灰岩：位于本组上部，为7号煤顶板。深灰色，致密坚硬，质不纯，含星散状黄铁矿及腕足类动物化石，沉积稳定，厚1.00m4.48m，平均2.35m。山西组（P1s）K7砂岩底（或相当层位的粉砂岩）至K8砂岩底，与下伏太原组呈整合接触，为主要含煤地层之一。由灰白灰色，中、细粒砂岩，灰黑色粉砂岩，泥岩及13层煤组成，其中主要煤层一层，编号3号，平均厚度6.44m，是本组唯一可采煤层。本组滨岸为过渡相沉积，在成庄、段都、坪头一带，均有零星出露。本组厚39.45m73.08m，平均49.83m，分上下两层段叙述如下：（1）下段：K7砂岩底至K砂岩底，厚20m左右，以灰色、深灰色细粒砂岩，灰黑色粉砂岩、泥岩及3号煤层组成。3号煤层以下岩层常夹有不规则菱铁矿结核，具水平层理及不规则的水平层理，含保存不好的植物化石。K7砂岩：灰色、深灰色细粒砂岩，富含煤粒及暗色矿物，具缓波状层理，夹泥质包裹体，局部为中粒砂岩、粉砂岩。厚0.35m14.09m，平均3.98m。3号煤层：赋存于本段上部，结构简单、沉积稳定，为本区主要可采煤层之一。厚4.75m7.15m，平均厚6.44m。（2）上段：K砂岩底至K8砂岩底，一般厚30m左右，以灰白色中粒砂岩，灰色薄层细砂岩，灰黑色粉砂岩及泥岩组成，间夹不稳定的薄煤层12层。K砂岩：为山西组中部的一层砂岩，灰白色、中粒、钙质胶结。斜层理，沉积稳定，厚0.36m29.00m，平均8.04m。 其中9号煤层为本设计的主采煤层。 表1-2-1 设计主要可采煤层特征表 煤层厚度（m）（最小最大）结构（夹石数）容重(t/ m3） 稳定程度可采情况顶底板岩性平均顶板 底板91.153.002.0902简单1.45较稳定大部可采粉砂岩 粉砂岩泥岩煤质情况：（见附表1-2-2）表1-2-2 煤的工业分析表煤层名称水分（%）M灰分(%) A挥发份(%) V含硫量(%) S含磷量(%) P发热量（MJ/kg）Q备注9# 原煤1.7918.067.904.4234.73浮煤1.516.995.961.310.00185总的来讲， 9、15号煤的煤岩特征和机械性能与3号煤相近。各煤层的物理性质相似，多以亮煤，镜煤及暗煤为主，坚硬致密，层理或节理裂隙发育，但在外观上常见黄铁矿结核和晶体。根据煤炭分类标准（GB5751-86），由于本井田9号煤层Vdaf均小于10%，故把9号煤层煤类确定为无烟煤。从洗煤碳含量、氢含量、氧含量的平均数分别为92.42%、3.24%和2.12%，可知9号煤层属高碳、低挥发份、低氢、低氧煤，反映了此煤层变质程度很高。以1.5比重液浮煤回收率评级，可选性属优等；按中煤含量分类属易选煤。1.2.4煤的综合利用井田内3层煤的共同特点是：灰分低，比较好选，含矸率低，含水分低，磷含量低，挥发分低，固定碳和热稳定性特高（优），抗碎率强度高，产块率高，据此凡粒度13mm、St，d1.50%的煤均可用于合成氨，是优质的化工用煤。另外，可以试制、试销用于制造碳素纤维，活性炭、碳粒砂、炭化硅、碳黑、电石、刚玉和电极，这些项目煤的附加值可增加数倍到数十倍。此外，本矿与阳城电厂毗邻，用于发电是最现实、最经济的选择。粉煤还可以制成煤球、蜂窝煤等各种型煤。 1.2.5瓦斯、煤尘、煤的自燃性及地温本矿井瓦斯相对涌出量为10.0m3/t，瓦斯绝对涌出量为189.7m3/min，属高瓦斯矿井。据地质报告和成庄矿9号煤层测试数据，9号煤层无爆炸危险性；据成庄矿3号煤层测试成果，自燃性发火倾向级，为不易自燃煤层。但由于9号和15号煤层为高硫煤，煤堆可能会起火燃烧，因此注意减少地面堆煤量及堆积时间。成庄矿从建矿至今在开采3号煤层时，井下温度保持在1423之间，常年变化不大。沁水煤田南部因无岩浆活动，地温梯度小于3/100m的标准，且有从长治到晋城地温梯度有增高的趋势。根据有关资料统计，长治矿区地温梯度为1.15/100m，赵庄矿区1.23/100m，晋城矿区1.64/100m。据此推算，成庄矿即使将来开采15号煤层时，井下温度也不会大于30，不是影响生产的重要因素。1.2.6 水文地质条件井田位于太行山复背斜西翼，沁水煤田南端，总体为一向西倾斜的单斜构造，奥陶系二叠系由东向西依次出露。井田内主要含水层（组）有：1、奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层井田内奥陶系中统主要由中厚层状石灰岩组成，夹薄层泥质灰岩，出露于井田东侧，峰峰组基本不含水，可视为隔水层，含水层主要为上、下马家沟组，富水性强，埋深从东北部向西南逐渐加厚，地下水总的流向为北东南西。据钻孔资料，单位涌水为0.714.22L/sm。井田东部施工的供水水源井，单井出水量为22002800m3/d，水位标高454.70m516.10m，总硬度为4261158mg/L,矿化度为0.51.5g/L,属HCO3SO4CaMg型水，是矿区的主要供水水源。相对隔水层为中奥陶统底部的含石膏脉的泥质灰岩。2、石炭系上统太原组石灰岩岩溶裂隙含水层组太原组间夹的K2、K3、K 4、K 5等石灰岩为该组主要含水层，从钻孔揭露的岩层来看，单层厚度一般为2m10m。受补给条件的限制，裂隙发育较差，一般富水性弱。K 2、K 3石灰岩单位涌水量为0.0110.058L/ sm，水位标高691.40m709.32m。K 5石炭岩深部和浅部的富水性变化很大，浅部单位涌水量为0.523.43L/sm，而深部为0.00090.007 L/sm，水位标高为750.58m847.25m。矿化度为0.450.65g/L，属HCO3CaMg型水。建井初期，井巷揭露K2、K3、K 4、K 5等石灰岩时，均有涌水、一次最大涌水量为152.51m3/h。隔水层：本溪组广泛发育有铝土泥岩，其层位稳定。厚度一般为7.86m，是良好的隔水层，既可阻隔上部各含水层水下漏，也可阻挡奥灰岩溶承压水向上部含水层充水3、二叠系山西组、石盒子组砂岩裂隙含水层山西组以K砂岩为主要含水层，富水性弱。石盒子组地层出露于井田西部，以K8、K10、K12、K13等砂岩为主要含水层，裂隙较发育，富水性较好。山西组砂岩裂隙含水层之间因为有厚的泥岩、砂质泥岩相隔，水力联系差，富水性弱。水质类型为HCO3K+Na型水，矿化度为0.310.55g/L。而石盒子组砂岩裂隙含水层虽然各砂岩层之间夹有多层砂质泥岩，泥岩作为隔水层，但由于埋藏极浅，钻孔在施工过程中，消耗量急剧增加，孔内不返水，砂岩裂隙发育。地下水的补给来源主要为侧向补给。其水质类型为HCO3K+Na型水，矿化度为0.310.61g/L。4、第四系冲积层孔隙含水层及风化带裂隙含水层第四系孔隙水主要分布于长河、史村河河谷中，砂砾层厚约10m，富水性较强，据水井简易抽水资料，单位涌水量为0.2284.64L/sm。但受季节影响、变化较大、富水期为79月份，贫水期为14月份。基岩风化带裂隙含水层受风化裂隙发育程度的影响，据钻孔揭露资料，井田内浅部较发育，越往深部发育程度越差，风化带下部的厚层泥岩、泥质砂岩裂隙不发育，作为隔水层，阻隔了上部风化带裂隙含水层与下部石盒子组含水层之间的水力联系。厚约27.70m38.23m，单位涌水量为0.0560.109L/s m，渗透系数0.1270.25m/d，影响半径为15.82m36.48m，属HCO3K+Na型水，矿化度0.29 g/L。需要特别指出的是：石炭系中统本溪组底部铝土泥岩和各不同时代的砂质泥岩、泥岩等，在发育良好、厚度稳定，不受构造破坏区域，均为良好的隔水层。1.3地质勘探程度本井田精查地质勘探报告综合了历次勘探结果对本井田主要褶曲，断层等基本探明，控制了地层变化规律可采煤层的赋存特征，水文地质条件及煤质牌号，煤层分析资料基本可靠，勘探程度能满足设计生产之要求- 71 - 图1-2-1 终合柱状图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。一般井田境界划分的原则有如下几条： 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、以相邻矿井井田境界煤柱为界；4、人为划分井田时：煤层倾角较小，特别是近水平煤层时，用一垂直面来划分井田境界；在倾斜或急倾斜煤层中，沿煤层倾斜方向，以主采煤层底板等高线为准的水平面划分井田。根据以上原则以及本矿井的实际情况，矿区内的煤层倾角较小，地质构造简单，故采用垂直面法来划分井田境界。本设计井田范围北以人为划分为界，南至寺河井田北界，东以煤层露头及小窑为界，西以人为划分为界，东西长约5.7km，南北宽约3.9km，面积22.20km2。2.2井田储量2.2.1矿井工业储量利用地质块段法和算术平均法计算本设计矿井工业储量。计算说明：1 参与计算的煤层为9号煤层。2井田内钻探工程基本线距，对A级储量，要求线距为7501000 mB级储量要求为15002000 m，C级为30004000 m。由此计算得出矿井工业储量Q=22.201062.091.45/0.9976747.95 (万吨)表2-2-1矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量(万t)ABA+BCA+B+C9#1889.426809.7542699.184048.776747.95总计1889.426809.7542699.184048.776747.952.2.2 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、井田边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后的储量。计算公式如下：矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失永久煤柱包括井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱；井田范围内的地面上没有村庄、铁路桥等地面建筑物、构筑物，主要分布的是农田，在此不用考虑地面建筑物保护煤柱的留设问题。井田内由于地质构造简单，不存在大的断层和发育的含水裂隙，因此无需留设断层和防水保护煤柱。永久煤柱的留设，只考虑边界煤柱的留设。井田境界煤柱的留设：井田境界煤柱均留设20 m。总的损失煤量为Q境 115.5(万吨)故矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失 6747.95115.5 6632.45(万吨)2.2.3 矿井设计可采储量矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱处理后乘以采区回采率的储量。矿井设计可采储量计算公式如下：矿井设计可采储量=（矿井设计储量保护煤柱损失）采区回采率保护煤柱为：工业场地、风井场地、主要巷道保护煤柱。因工业场地、矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式、采煤方法有关，其煤柱损失量待第三章井田开拓、第四章采煤方法确定后才能够确定。为了便于利用矿井可采储量初步确定矿井井型，上述永久煤柱损失与工业场地、井下主要巷道煤柱损失等可暂按工业储量的5-7%计入。矿井设计可采储量=（矿井设计储量保护煤柱损失）采区回采率 =（6747.95-6747.956%）85% =5391.6(万吨)井筒及工业场地保护煤柱留设：按规范规定，年产0.9Mt/a的中型矿井，工业场地占地面积指标为1.3公顷/10万吨。故可算得工业场地的总占地面积：S=1.39=11.7公顷=1.1710 5 m2 可知工业场地占地117000 m2，设其沿倾向边长为390m，走向边长为300m。根据建筑物级别围护带宽取20m。又知矿区安全系数k=250，故安全深度H=mk=2.09250=522.5m（式中2.09m为采高）。由井筒深小于安全深度可知，立井井筒和工业场地只需留一个总的安全煤柱。各种保护煤柱损失量及可采储量见表2-2-2。矿井工业广场保护煤柱设计计算参数见表2-2-3；矿井工业广场保护煤柱留设见图2-2-1。 表2-2-2 矿井可采储量计算表 煤层名称工业储量（A+B+C）(万t)矿井设计储量（万t）矿井可采储量（万t）永久煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层煤柱境界煤柱构筑物煤柱其他煤柱工业场地煤柱井下巷道煤柱其他煤柱9#6747.950115.5006632.4597.9517.4305539.50表2-2-3工业广场保护煤柱设计参数表 煤层（） 煤厚（m）埋深（m）（）（）（）（）42.0933045727072根据垂直剖面法计算工业广场保护煤柱，计算如下图2-2-1所示.经计算梯形ABCD的面积为保护煤柱压煤面积，经计算为S=322274m2。保护煤柱压煤量为： Q=SM=3222742.091.45/cos4=979590t=97.95万吨 式中:S保护煤柱面积，m2； M煤层厚度，m；煤层容重，t/m3。 图图2-2-1 垂直剖面法留设保护煤柱2.3矿井年产量及服务年限2.3.1矿井工作制度矿井年工作日330天,每天三班作业;两班采煤,一班准备检修.每天净提升时间为16小时.2.3.2矿井设计生产能力及服务年限矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、处理、开采条件、设备供应以及国家需煤等因素确定。参考煤矿设计手册各类井型井田的特征，初步确定矿井设计生产能力为0.9Mt/a。矿井服务年限按下式计算： T Z/KA 式中：T矿井服务年限，a Z矿井可采储量，Mt A矿井生产能力，Mta K储量备用系数，取1.4. 则 T=5539.5/（1.490）=42.8a按设计规范规定，井型为0.450.9Mt/a的新建矿井服务年限不得小于40年。经计算后的矿井服务年限为42.8年，可知满足设计规范规定的服务年限 。3 井田开拓3.1概述 3.1.1 原开拓方式概述及评价 成庄矿于1989年12月20日开工建设，于1997年9月19日正式验收移交投产，原设计生产能力400万t/a，设计服务年限94年。2005年核实生产能力为800万t，2005年原煤产量实际达到800万t。矿井现开采3号煤层，采用斜井、主井混合开拓方式，综合机械化开采，采煤方法为走向长壁、综合机械化、全垮落开采工艺，井筒向两翼推进的采区前进式开采。矿井目前矿井通风方式为分区式通风。 实践证明了所采用的开拓方式及准备方式的正确性。 3.1.2 影响设计矿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。下面主要介绍对开拓有影响的地质因素：1、本井田内地质属简单类型，井田范围内煤层赋存稳定，地质构造简单，无大断层。而且煤层不具有爆炸危险性，煤层无自燃倾向。 2、煤层赋存较深。 3、本矿煤层瓦斯涌出量大，矿井涌水量较大。3.2 井田开拓3.2.1自然地质条件由地质报告知，该井田煤层倾角平均为4，平均厚度2.09m，单一开采9#煤层，煤层赋存稳定，地质构造简单，无大断层，矿井涌水量较大。瓦斯涌出量大。煤层走向长度长，倾斜长度较长。1、井田内划分及开采水平数目及位置：根据煤层赋存状况，煤层倾角4，为倾斜煤层。井田走向长，倾向的高差较小，可将井田直接划分为带区，采煤工作面沿煤层倾向推进。即采用倾斜长壁采煤法。由于井田地质条件，走向长度不受规定限制。水平标高的确定：为了有利于整个井下开拓布置带区的开采，减少岩石工程量，减少初期投资，缩短建井工期，设计单水平开采，标高为+540m。2、井筒形式、数目及其配置（1）井筒形式的选择该井田内北部为山地。可采煤层埋藏深，煤层倾角变缓，为4左右。决定采用立井开拓方式。这样井筒短，提升速度快，提升能力大。立井开拓的适应性很强，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。（2）井筒数目 采用立井开拓时，一般只开凿一对提升井筒（主、副井），风井的个数应根据安全生产、通风需要和一井多用的原则合理确定。本设计矿井为高瓦斯矿井，煤层赋存深，考虑经济因素，矿井初期可设一个风井为全矿服务，后期可另外建设一个风井。并采取边界式通风，（3）井筒位置的选择井筒位置的选择应首先满足水平的开采、缩短贯通距离，减少井巷工程量。在一般情况下，井筒位置应选择在井田中央或最小货载运点上。选择井筒位置既要力求做到对井下开采有利，又要注意使地面合理布置，还要有利于井筒的开掘和维护。本设计井田中部地势平坦。因此，设计将井筒位置布置在井田的中部。3、运输大巷和总回风大巷的布置及与煤层间的联系方式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层15m处的煤层底板岩石中。布置岩石大巷时，应避免在松软、吸水膨胀、易风化的岩石中布置，同时还应避开支承压力的不利影响。考虑到煤层不具有自燃发火倾向，且煤质为比较坚硬的无烟煤，将巷道布置在煤层中维护并不困难。3.2.2开拓方案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： 1、立井单水平，见图321；2、斜井单水平，见图322。开采近水平煤层时，斜井从顶板穿入。对中型斜井，主井可采用胶带输送机，副井则采用串车提升。井筒倾角18度。3、立井一水平加暗斜井二水平延伸，见图323。方案I和方案的区别在于方案I为立井单水平上下山开采,方案为主井单水平加加暗斜井二水平延伸上山开采,两方案的生产系统简单可靠.两方案对比, 方案多开一个水平，相应的要设立两个井底车场，虽然生产系统简单，但井巷工程量大，运输距离大，井巷维护费用及开拓费用相对很大，所以决定选择方案。方案I和方案II的区别在于方案1为立井单水平上下山开采,方案II为斜井单水平上下山开采,两方案的生产系统简单可靠.两方案对比,开立井生产系统井筒短，提升速度快，提升能力大，运输环节少。方案II井筒掘进技术和施工设备简单，掘进速度块，无须大型提升设备，投产早。虽然说方案I与方案II相比，在施工技术、设备器材、地面设施、井筒装备和井底车场都比较简单、工程量少，但是斜井的井筒长，维护费用高，各种管线敷设长度大，通风阻力大，人员进出井和材料设备等辅助运输时间长，增加了不少费用。所以方案I与方案II要通过经济比较才能确定出最优方案。粗略估算表明,两方案费用相差不大.I、II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。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I和方案II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I和方案II两个方案进行比较时，可以只将两个方案中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,分别计算汇总于表3-2-13-2-5(1)两方案的各条带均布置一个运输顺槽,一个回风顺槽,且这些顺槽的开掘单价近似相同. (2)立井、大巷及顺槽里的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行计算表321 基建工程量时期项目方案I方案II早期主井井筒/m340+201214副井井筒/m340+51214井底车场/m800500主石门/m/运输大巷/m11501150表322 基建费用表 方案项目方案I方案II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3605139.6185.0390.33754146.52副井井筒3457300.5251.9375.34081153.16井底车场8002542.9203.427970281785.96主石门/运输大巷115023126.56115023126.56小计666.861085.64 表3-2-3 方案I生产经营费用表 工程项目名称费用（万元）提升1.25391.60.2751.32=2348.6井巷维护1.2（340+340+200）42.810-435=158.2排水4942436542.80.083910-4=1553.95合计4060.75 表3-2-4 方案II生产经营费用表 工程项目名称费用（万元）提升1.25391.61.2140.48=3770井巷维护1.2(1214+1214+200)42.810-435=436.5排水4942436542. 80.06310-4=1166.85合计5373.3 表3-2-5 费用汇总表 方案项目 方案I方案II费用/万元费用/万元基建工程费666.86生产经营费4060.755373.3总费用4727.61百分率100%105%3.2.4综合比较从前述技术经济比较结果来看：方案1的初期建井费、基建工程费、生产经营费都明显低于方案2。综上所述，可认为方案1和方案2在技术方面均不相上下，但方案1的初期建井费、基建工程费、生产经营费都明显低于方案2。所以决定采用方案1，即矿井分为一个水平，第一水平+540。采用立井单水平开拓。3.3井筒特征3.3.1井筒断面尺寸1、 井筒断面的确定依据提升容器的种类、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。本设计矿井年量为0.9Mt/a，初选立井井筒装备如下表3-3-1所示表3-3-1 立井井筒装备矿井生产能力立井副井风井0.9 Mt/a一对6t箕斗一对双层单车罐笼梯子间2、井筒装备 主井：主井负责提煤。井筒装备一对6t箕斗，刚性罐道。 副井：主要用于矿井升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。井筒内装备一对双层单车1t罐笼，布置排水、压风、洒水、电缆等管线和梯子间，刚性罐道。3、井筒断面确定 根据井筒断面确定原则，确定井筒净直径如下:主井井筒：5.0m；副井井筒：5.0m；风井井筒：4.0m。4、风速校核V=Q/MSVmax式中： V通过井筒的风速，m/s； Q通过井筒的风量，m3/s； S井筒的净断面积，m2；M井筒的有效断面系数，圆形井为0.8； Vmax安全规程规定的允许最大风速。矿井风量可初步按瓦斯相对涌出量计算：Q=0.0926qTK T矿井设计日产量，3000 t； q瓦斯相对涌出量，10.0m3/t； K备用系数，可取1.15；Q=TqK Q=0.092610.030001.15=4664.3m3/min=77.7m3/sV=Q/MS=77.7/0.812.6=7.18m/s经验算，所选井筒直径能够满足规程规定，符合要求。井筒断面图如下图3-3-1、3-3-2和3-3-3所示 图3-3-1主井断面布置图图3-3-2 副井断面布置图1图3-3-3 回风井断面布置图3.3.2 井壁的支护材料及井壁厚度 根据井壁厚度经验数据选择井壁的支护材料为混凝土支护，井壁厚度主井副井为350mm。副井以及风井为350mm，充填混凝土均为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。井窝深度：箕斗井为清理井底撒煤，平台下再设4m井底水窝。故一般井筒需要开挖到井底车场水平以下30-40m。如井底装载硐室设于开采水平以上时，可以不设水窝，编制井筒特征表如下表3-3-1所示： 表331 井筒特征井筒名称主井副井风井井口坐标X（m）394143539414203942635Y（m）515880515820516525Z（m）+880+880+910用途提煤提料、矸、人、进风回风提升设备6t箕斗1t双层单车罐笼井筒倾角（）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）350 350350提升方位角（）180180井筒深度（m）370365350断面积净（）19.619.612.6掘（）26.426.416.63.4 井底车场3.4.1设计要求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。1、设计依据：设计矿井基本概况：矿井设计生产能力为90万t/a，年工作日330天，日提升时间16小时，矸石系数为20%。主井采用JL-6t箕斗，副井采用罐笼提升。、大巷运输设备的型号及外形尺寸主井净直径5.0m，装备有一对6t箕斗，副井净直径5.0m，装备一对1t双层单车罐笼。井下主要运输大巷采用3t底卸式矿车运煤，8t架蓄电池式电机车牵引，辅助运输采用1t固定式矿车。2、设计要求：井底车场富裕通过能力，一般大于矿井设计生产能力的30%。设计井底车场时，应烤炉增产的可能性。尽可能地提高井底车场的机械化水平，简化调车作业。应考虑主、副井筒之间的施工时短路贯通。在确定井筒位置和水平标高时，要注意井底车场所处的围岩情况及岩层的含水情况，一般应避开破碎带或强含水层。对于大型矿井或高沼气含量矿井在确定井底车场型式时，应尽量减少交岔点的数量和减少跨度，并考虑施工和维护方便。、井底车场布置应紧凑，应注意节省工程量。3.4.2 井底车场型式的确定影响井底车场型式的选择的因素有：1、开拓方式：井底车场的形式随井筒形式的改变，同时还取决于主副井井筒和主要运输巷道的相互位置，即井筒距主要巷道的距离及提升方向。2、大巷运输方式及矿井生产能力： 年产90万t及其以上矿井，通常采用底卸式矿车运煤，应选折返式车场。3、地面布置及生产系统 地面工业场地比较平坦时，车场形式的选择主要取决于井下的条件。根据以上车场形式选择的原则和本设计矿井的实际情况，确定矿井的井底车场形式为立井折返式车场，车场形式见图3-4-1所示。图3-4-1 立井梭式车场1副井；2主井；3翻车机硐室；4副井空车线；5主井空车线；6主井重车线；7副井重车线；8通过线3.4.3 线路总平面布置1、井筒相互位置的确定设计矿井井筒位置地面平坦。已知副井井筒中心a点坐标为（3941435，515880），主井井筒中心b点坐标为（3941420，515820），则两井筒垂直于存车线方向的距离H=35m，平行于存车线方向的距离L为40m。如下图3-4-2所示：图3-4-2 井筒相互位置图1副井中心线；2主井中心线2、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