采矿工程毕业设计（论文）-祁东煤矿2.4Mt新井.docx

中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第120页2 井田境界与储量2.1 井田境界2.1.1 井田境界划分的原则。2.1.2 井田境界根据以上划分原则以及淮北煤田宿县矿区的整体规划以及祁东煤矿的实际情况，周围边界为：南：上石炭系第一层灰岩的隐伏露头；东：33勘探线；北：-950 m底板等高线的地面垂直投影；西：祁南矿接壤；矿井设计生产能力为2.4 Mt/a，根据上述标准和开采技术水平确定。井田东西走向长度约为3.809.01 km，平均为8.48 km，南北倾向宽约3.023.58 km，平均为3.51 km。煤层倾角一般为815，浅部与深部的倾斜角大致相同，平均倾角为13。水平面积为30.285 km2，倾斜面积为31.093 km2。井田赋存状况示意图如图2-1所示。 图2-1 井田赋存状况示意图2.2 矿井储量计算2.2.1 井田勘探类型精查地质报告查明了本井田的煤层赋存情况、构造形态、煤质及水文地质条件。井田勘探类型为中等。2.2.2 矿井地质储量本矿井设计中对61和71煤层进行开采设计，煤层倾角平均=13，61和71煤层平均容重1.40 t/m3。边界煤层露头线为-300 m，-1000 m以下的煤炭储量目前尚未探明，作为矿井的远景储量。矿井工业储量：由煤层产状、厚度、煤质都相对稳定，因此本储量计算采用地质块段法，即以块段面积乘以块段平均煤厚和煤层视密度，即得该块段的储量。根据地质勘探情况，大致将矿体划为四个块段分别为A、B、C、D，本矿储量计算块段划分如图2.2所示，在各块段范围内，采取算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量即为各块段储量之和。图2-2 块段划分示意图61煤层A块段水平面积为5.477 km2，倾角为13，平均厚度3.6 m；B块段水平面积为11.200 km2，倾角为12，平均厚度3.3 m；C块段水平面积为6.393 km2，倾角为13，平均厚度3.4 m；D块段水平面积为7.188 km2，倾角为14，平均厚度3.3 m。按下式计算：Z= SrH煤厚/cos（） (2-1)式中:H煤厚 各块段煤层平均厚度，m；r 煤层容重，1.40 t/m3；S 各块段水平面积，km2； 各块段煤层倾角；把各块段的数值带入式2-1得：ZA=3.61.405.477/cos13=28.34 MtZB=3.31.4011.200/cos12=52.91 MtZC=3.41.406.393/cos13=31.24 MtZD=5.61.407.188/cos14=34.24 Mt则61煤层总的地质储量：Z6 =ZA+ZB+ZC+ZD=146.73 Mt71煤层A块段水平面积为5.477 km2，倾角为14，平均厚度3.1m；B块段水平面积为11.200 km2，倾角为12，平均厚度3.2 m；C块段水平面积为6.393 km2，倾角为13，平均厚度3.3 m；D块段水平面积为7.188 km2，倾角为12，平均厚度3.2 m。按下式计算：Z= SrH煤厚/cos（） (2-1)式中:H煤厚 各块段煤层平均厚度，m；r 煤层容重，1.40 t/m3；S 各块段水平面积，km2； 各块段煤层的倾角；把各块段的数值带入式2-1得：ZA=3.11.405.477/cos14=24.41 MtZB=3.21.4011.200/cos12=51.31 MtZC=3.31.406.393/cos13=30.32 MtZD=5.61.407.188/cos12=33.20 Mt则71煤层总的地质储量：Z7=ZA+ZB+ZC+ZD=139.24 Mt则6171煤层总的地质储量：Z= Z6+ Z7 =285.97 Mt2.2.3 矿井工业资源储量根据勘探地质报告，本矿井地质资源分类如下表2.2所示：表2.2 地质资源分类表 地质资源储量探明的资源储量控制的资源储量推断的资源量经济的基础储量边际经济的基础储量经济的基础储量边际经济的基础储量推断的储量111b2M11121b2M2233360%30%10%则矿井工业资源储量为： Zg=Z60%+Z30%+Z10%0.9=0.99285.97=283.11Mt。2.2.4 安全煤柱留设原则表2.1 工业场地占地面积指标井型(Mt/a)占地面积指标（ha/0.1Mt）2.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.82.2.5矿井可采储量矿井设计资源储量按式（2-3）计算：Zs=（Zg-P1） （2-3）式中矿井设计资源/储量断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和。按矿井工业储量的3%算。则：Zs=（Zg-P1）=283.11-283.113%=274.61Mt。矿井设计可采储量Zk =(Zs-P2)C式中Zk矿井设计可采储量；工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算；C采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。此处取0.80。则：Zk=(Zs-P2)C=(274.61-274.612%)0.80=215.30Mt。（1）井田边界煤柱 （2-3）式中：P井田边界保护煤柱损失，Mt。H井田边界煤柱宽度，30 m；L井田边界长度（因风化带一侧边界煤柱位于防水煤柱中，不作计算），m煤层厚度，6.6 m；r煤层容重，1.40t/m3；代入数据得：P=3025193.48676.61.40=6.99Mt（2）断层煤柱井田6171煤层现已查明主要断层F1、F2、D F5，断层可靠且可控制，故其两侧各留30 m保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得：Pf=L2m20 （2-4）式中：Pf煤柱损失，t；L断层长度，m；m 煤层厚度，m；煤层容重，t/m3。已知=1.40 t/m3 ，m=6.6 m，断层长度为8640.7319 m，代入（2-4）可得：Pf =8640.731926.61.403010=4.79 Mt则矿井设计资源量为：Zs=（Zg-P1）=283.11 11.78=271.33Mt。（3）工业场地煤柱工业广场的占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-1。表2-1 工业广场占地面积指标表井型/Mta-1占地面积指标/ha0.1Mt-12.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8本矿井设计年生产能力为2.4Mt/a，按上表，占地面积指标应取1.0，占地面积为241.024.0104 m2。由于考虑到近些年来建筑技术的提高，建筑物不断向空间发展，所以，工业广场的面积都有缩小的趋势，再加上本井田煤层埋藏较深，若取工广煤柱较大会造成大量的工广压煤，所以本设计取0.85的系数，则工业广场的面积约为20.4104 km2。故设计工业广场的尺寸为400500 m2的长方形，面积为：20104 m2。工业广场位置的煤层的平均倾角为13，工业广场的中心处在井田走向中央，倾向中央偏于煤层中部，该处表土层厚度约为320 m。主井、副井、地面建筑物均在工业广场内。工业广场按大型矿井级保护，建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程第14条和第17条规定，级保护需要留设15 m宽的围护带。本矿的地质条件及松散层和基岩层移动角见表2-2：表2-2 矿井地质条件及松散层和基岩层移动角广场中心煤层深度煤 层 倾 角煤层厚度松散层厚度松散层移动角走向移动角下山移动角上山移动角mmm-600135.634545757568由此根据上述已知条件，画出如图2-3所示的工业广场保安煤柱的尺寸，并由图得出保护煤柱的尺寸为：图2-3 工业广场保护煤柱S梯形=1/2(上宽+下宽) 高=1/2(1267.34+1436.96) 1311.59= 1773466.4185 m2则工业广场压煤为：P1SMr/cos (2-2)1773466.41853.41.400.97410-68.24 Mt（4）风井煤柱按照建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000版）中参数计算，取东西风井工业场地为100 m100 m，因其保护煤柱处于防水保护煤柱中，因而只需计算防水煤柱压煤量即可。风井保护煤柱即为0。（5）防水煤柱按照建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程中近水体采煤的安全煤岩柱设计方法，再根据本矿井实际情况，留取100m作为防水煤柱确定煤层开采上限距风化带垂高25 m，图上测量得知风化带长度为9461.0509 m，计算得防水煤柱损失为4.54 Mt。（6）大巷煤柱取大巷保护煤柱的宽度为15 m计算可得大巷保护煤柱总量为：1.4 Mt表2-3 永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt工广煤柱8.24井田边界煤柱6.99断层煤柱4.79风井煤柱0防水煤柱4.54大巷煤柱1.4合计25.963 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度3.2 矿井设计生产能力服务年限3.2.1 确定依据3.2.2 矿井设计生产能力本井田储量丰富，设计开采煤层赋存稳定，煤层厚度大部分比较稳定，属中厚煤层(3.4 m)，为缓倾斜煤层（倾角1115）。矿井总的工业储量为283.11 Mt，可采储量为215.30 Mt。由地质构造简单，同时煤田范围较大，开采技术好的矿井应建设大型矿井，故本设计初步确定矿井的设计生产能力为2.4 Mt /a。3.2.3 井型校核下面按矿井的实际煤层开采能力，各辅助生产环节的能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，根据本设计第四章（矿井开拓）与第六章（采煤方法）的设计可知，该矿由于煤层地质条件较好，井田内61和71煤平均厚度3.4 m和3.2 m为中厚煤层，赋存稳定，厚度变化稳定。现代化矿井规范要求发展模式采用“一矿一井一面”，因此本矿井布置一个综采工作面以满足保产要求。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井核对为大型矿井，因此开拓方式采用立井开拓，主井提升容器选用两对12 t底卸式提升箕斗，运煤能力以及大型设备的能够满足设计井型的要求。工作面生产的原煤通过强力胶带输送机运到带区（采区）煤仓，运输能力以及自动化程度都很高。辅助运输选用双层罐笼，大巷辅助运输采用胶带运输，同时本矿井井底车场调车方便，通过能力强，满足矸石，材料和人员的调动要求。因此各辅助生产环节完全能够达到设计生产能力的要求。（3）通风安全条件的校核本矿井采用两翼对角式通风系统，抽出式通风，东西两翼各布置一个回风井，可满足通风要求。（4）储量条件校核井型和服务年限的对应要求见表3.1。表3.1 我国各类井型的矿井和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第一开采水平服务年限煤层倾角45600及以上7035300500603012024050252015459040201515930各省自定由上表可知：煤层倾角低于25，矿井设计生产能力为1.22.4 Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于50 a，第一开采水平设计服务年限不宜小于25 a。矿井服务年限的计算：T=Z/(AK) (3-1)式中：T矿井设计服务年限，年； Z矿井可采储量，215.30 Mt； A矿井设计生产能力，2.4 Mt /a； K储量备用系数；随矿井投产，产量不断提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如地质条件变化或者矿井因为技术原因，导致采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。由3-1式得：T=215.30/(2.41.3)= 69.01a50 a本设计中第一水平开采范围为-300m-550m，第一水平服务年限的计算：由3-1式得：T=100.64/(2.41.3)= 28.39 a25 a因此，本矿井的开采年限符合规范的要求。4 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题4.1.1 影响井田开拓的主要因素4.1.2 井筒形式、位置、数目的确定（1）井硐形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井，各井筒形式优缺点比较及适用条件见表4-1。表4-1 各井筒形式优缺点比较及适用条件井筒形式优点缺点适用条件平硐环节和设备少、系统简单、费用低工业设施简单井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用施工条件好，掘进速度快，加快建井工期煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：井筒施工工艺、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、井底车场简单、延伸方便主提升胶带化有相当大提升能力，能满足特大型矿井的提升需要斜井井筒可为安全出口。与立井相比：井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限通风线路长、阻力大、管线长度大斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求，风阻小，对深井开拓极为有利。井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。祁东矿为深井开采，且为煤与瓦斯突出矿井，煤层倾角平均13，为缓倾斜煤层，主采煤层61煤埋深平均-300-950 m，表土层厚约320 m，综上适合采用立井施工，井筒需采用特殊施工方法表土段采用冻结法施工，基岩段采用地面预注浆施工。（2）主、副井井筒位置的选择本设计在选择井口位置时主要依据以下原则：（3）风井位置的选择4.1.3 工业广场的位置、形状和面积的确定工业场地的选择主要考虑以下因素：工业广场面积20104 m2，定为400 m500 m的矩形。4.1.4 开采水平的确定本矿井煤层露头标高为-300 m，煤层埋藏最深处达-950 m，垂直高度达650 m，因此必须采用多水平开采，根据煤炭工业矿井设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350 m，根据本矿井的实际条件，结合阶段斜长考虑，决定煤层的阶段垂高选为200 m左右。本井田可划分三个水平。由于太原组灰岩水压较大，且水量丰富，需用暗斜井延伸；或者井筒位置打在煤层的靠下部位。4.1.5 井底车场和运输大巷的布置（1）运输大巷的布置61煤层平均厚度为3.4 m，赋存稳定，底板起伏不大，为缓倾斜煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度较大。考虑到本矿井为煤与瓦斯突出矿井，且服务年限较长，巷道埋深较深，地压大，为便于巷道后期维护，故矿井轨道大巷和运输大巷布置在71煤层底板岩层中，大巷间距30 m。布置一条轨道大巷和一条运输大巷，各条大巷位于井田中央，沿走向布置。4.1.6 矿井开拓延伸及深部开拓方案本矿井开拓延伸可考虑以下二种方案：双立井延伸；双暗斜井延伸。双轴延伸：双轴延伸，可充分利用各种设备及设施，原单，升降系统，体积小，运行费用低，管理方便的传输部分。但这种方法推广，奥陶系灰岩水的限制，导致煤层井筒需要更深，增加保护煤柱的轴的数量。同时，这种方法使原有的轴在同一时间的生产和推广工作，建设和生产的相互干扰，轴连接以及技术难度，该矿将是短期的生产;两个扩展轴施工组织复杂，延长驱动轴需要一些临时工程，延长了起重长度增加后，下降到提升能力，可能需要更换设备。斜轴伸：两暗斜井延伸，原来的轴的位置，分工水平，上坡或下坡采矿确定的效果不会是奥陶系灰岩水。铺设皮带输送机内暗斜井，系统相对简单，生产能力大，可充分利用原有的轴生产能力，生产和推广，相互干扰少的。缺点是增加了起重，运输和通风设备，复杂的系统。4.1.7 开采顺序本井田开采顺序为先采第一水平上山，再采第二三水平上山；采区内回采顺序：采用后退式，即由采区边界向采区上山推进。4.1.8 方案比较根据以上分析，提出以下四种方案，如图4-1所示方案三：三水平开采，井筒位于-550 m水平煤层处，双暗斜井延伸至二、三水平立井，岩层大巷。二水平-750，三水平-950.方案四：三水平开采，井筒位于-550 m水平煤层处，立井直接延伸至二水平，二水平至三水平采用暗斜井延伸，岩层大巷方案一：两水平开采，立井井筒位于-550 m煤层底板处，双暗斜井延伸至第二三水平，均上山开采，岩层大巷。方案二：两水平开采，立井井筒位于-550 m煤层处，立井延伸至第二水平，一、二水平均上山开采，岩层大巷。方案一：立井两水平加暗斜井延深方案二：立井两水平直接延深方案三：立井三水平直接延深方案四：立井三水平先立井再暗斜井延深图4-1 开拓方案的比较（1）技术比较方案一与方案二同为两水平开采，区别在于二水平延伸方式。由于煤层下方200m左右有奥灰水存在，所以井筒位置有变化。两方案生产系统都比较简单可靠，相同的大巷开凿和大巷运输费用没有比较。方案三与方案四的区别也仅在延伸方式和井筒位置。对前四个方案费用粗略估算如表所示：表4-2 方案一粗略比较项 目方案一粗略经济费用数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段26.5132934.00352.28614.89基岩段40.664681.00262.61副井开凿表土段26.5188603.00499.80895.86基岩段40.697552.00396.06主暗斜开凿岩巷121.661624.00749.35749.35副暗斜井岩巷121.661624.00749.35749.35井底车场岩巷22041874.00921.23921.23石门开凿岩巷041874.0000小计3929.33生产费用项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元暗斜井提升1.2083151. 2160.425095.96立井提升1.20100640.6711.6012965.65项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水586876069.010.414170.13项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元石门运输1.21006400.40小计32231.74合计36161.07百分比100%表4-3 方案二的粗略比较项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主立井开凿表土段26.5214763569.12922.55基岩段40.687051353.43副立井开凿表土段26.5287475761.811244.29基岩段40.6118837482.48主立井开凿岩巷30.087051261.15261.15副立井开凿岩巷30.0118837356.51356.51井底车场岩巷22041874921.23921.23石门开凿岩巷138.610552146.25146.25小计3851.98项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元生产费用立井提升1.2131700.6711.616967.17暗立井提升1.259860.301.63447.94项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水5868760 69.010.413541.42项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元石门运输1.271840.8460.42917.28合计40725.79百分比方案三粗略经济费用项 目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段34.5214763740.93981.19基岩段27.687051240.26副井开凿表土段34.5287475991.791319.78基岩段27.6118837327.99主暗斜井岩巷137.348171661.39661.39副暗斜井岩巷137.348171661.39661.39井底车场岩巷330418741381.841381.84石门开凿岩巷26.31055227.7527.75小计5033.34生产费用项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.2131700.6211.615702.85暗斜井提升1.232330.6180.421006.991.239511.3730.422734.06项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水586876056.280.411556.22项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元石门运输1.2131700.2620.41662.58小计32662.70合计37696.05百分比100%方案四粗略经济费用项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主立井开凿表土段34.5 214763740.93981.19基岩段27.687051240.26副立井开凿表土段34.5287475991.791319.78基岩段27.6118837327.99主暗立井岩巷13.587051117.52117.52副暗立井岩巷13.511837160.43160.43主暗斜井岩巷81.448171392.11392.11副暗斜井岩巷81.448171392.11392.11井底车场岩巷330418741381.841381.84石门开凿岩巷63.31055266.7966.79小计4811.78生产费用项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.259860.6211.67137.221.271840.7561.610427.72暗斜井提升1.239510.8140.421620.92项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水586876056.280.410556.22项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元石门运输1.259860.2620.4752.801.271840.3710.41279.3小计32774.21合计37785.99百分比100.2%余下的一、三方案均属技术上可行，水平服务年限也都符合要求。两方案还需要通过具体的经济比较，才能确定其优劣。（2）开拓方案经济比较第一、第三方案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，分别计算汇总于下列表中：表4-6 基建工程量项目方案 1方案 3初期主井井筒/m表土段345345基岩段326+20276+20副井井筒/m表土段345345基岩段326+5276+5井底车场/m11001100主石门/m0263运输大巷/m19501950后期主井井筒/m00副井井筒/m00主暗斜井/m11671373副暗斜井/m11671373运输大巷/m58509750井底车场/m11001100+1100主石门/m00表4-7 基建费用表方案1方案 3工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元初期主井井筒表土段34521476.3740.9334521476.3740.93基岩段3468705.1301.202968705.1257.67副井井筒表土段34528747.5991.7934528747.5991.79基岩段33111883.7393.3528.111883.7333.93井底车场11004187.4460.6111004187.4460.61主石门01055.202631055.227.75运输大巷19501055.2205.7619501055.2205.76小计/万元3093.653018.45后期主井井筒08705.1008705.1 0副井井筒011883.70011883.70主暗斜井井筒11674817.1562.1613734817.1661.39副暗斜井井筒11674817.1562.1613734817.1661.39井底车场11004187.4460.6122004187.4921.23主石门01055.2001055.20运输大巷58501055.2617.2997501055.21028.82小计/万元22002.223272.82共计/万元5295.866291.284-8 生产经营工程量项 目方 案 1方 案 3运 输 提 升/万tkm工 程 量工 程 量主井提升1.20.67113170=10604.481.20.62113170=9814.28一水平石门运输01.20.2635986=1889.18一水平大巷运输1.21.957184=16810.561.21.955986=14007.24二水平暗斜井运输1.21.1675986=8382.791.20.6187184=5327.65二水平石门运输00二水平大巷运输1.21.955986=14007.241.21.953233=7565.22三水平暗斜井运输01.20.7553951=3579.61三水平石门运输00三水平大巷运输01.21.953951=9245.34排水/万m35862436556.2810-4=28890.555862436556.2810-4=28890.55表4-9 生产经营费用表4-10 费用汇总表方案方案1方案3项目费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期基建费3093.65103%3018.45100%后期基建费2202.22100%3272.82148%生产经营费44371.29101%44082.92100%总费用49667.15100%50374.19104%表4-7显示，虽然3低的施工方案，但后期建设成本的费用会比方案1高48，但煤矿两翼对角通风，计划3后通风线布局是复杂的，难以满足高瓦斯矿井通风的需要，比较方案1通风电路简单，适合于矿山的地质条件。因此，综合比较，粗糙和详细的经济比较的结论，可以确定方案，即双轴的选择二级subinclined轴伸发展，东，西两翼与全矿区井田划分，通风系统采用两个对角通风，在东和东西两翼分别配备了通风竖井，隧道，主运输巷道布置在61层煤层岩。4.2 矿井基本巷矿井共有五个井筒，分别为主井、副井、中央风井、东翼风井和西翼风井。（1）主井位于井田中央工业场地之中，担负矿井2.4 Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备16 t侧卸式箕斗两套带平衡锤；井筒采用混凝土支护，直径6.5 m，净断面积33.18 m2，基岩段毛断面积44.18 m2，表土段净断面积55.41 m2。混凝土支护，基岩段混凝土厚450 mm，表土段混凝土厚900 mm。两侧钢丝绳罐道；每天提升16小时。井筒断面布置如图4-2所示。（2）副井位于井田中央工业场地之中，与主井相距约70 m，担负全矿的材料、人员、设备、矸石的提升和兼做进风井。装备一对多绳1.5 t矿车双层四车宽罐笼；安装行人梯子，并有足够的安全间隙；分别有三趟输水、排水管路（另预设一趟位置）和两趟主干动力、信号通讯电缆。直径7.5 m，净断面积44.18 m2，基岩段毛断面积59.45 m2，表土段毛断面积72.38 m2。井筒混凝土支护，基岩段混凝土厚550 mm，表土段混凝土厚1050 mm。井筒断面布置如图4-3所示。（3）风井本矿井有三个风井：中央风井、东翼风井和西翼风井。中央风井位于井田中部，东、西翼风井分别位于井田上部边界的东侧和西侧。直径6.0 m，净断面积28.27 m2，基岩段毛断面积36.32 m2，表土段毛断面积50.27 m2。井筒混凝土支护，基岩段混凝土厚400 mm，表土段混凝土厚1000 mm。井筒内设有封闭式玻璃钢梯子间和洒水管、瓦斯抽采管各一趟。井筒断面布置如图4-4所示。4.2.2开拓巷道布置一条运输大巷和一条回风大巷均布置在煤层底板岩层中，大巷水平间距30 m，共两条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷沿走向布置，坡度控制在3以内。运输、轨道大巷均为锚喷支护半圆拱断面，局部锚索组合梁支护，喷射厚度120 mm。运输大巷掘进宽度为5040 mm，高为4320 mm，设计掘进断面18.9 m2；轨道大巷掘进宽度为5040 mm，高为4320 mm，设计掘进断面18.9 m2。运输大巷和轨道大巷断面如图4-5、4-6所示。4.2.3井底车场及硐室（2）空重车线长度副井空重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为22个车厢，采用1.5 t固定箱式矿车，型号为MGC1.7-9，外形尺寸（长宽高）：240011501150（mm），故取调车线长度为80 m。主井空、重车线：由于采用底卸式矿车运煤，主井空重车线长度视线路布置及调车方式确定，并应能各容纳1.0列车。一列矿车为22个车厢，采用3t底卸式矿车，型号为MD3.3-9，外形尺寸（长宽高）：300015201550（mm），故取调车线长度为70 m。（3）调车方式1.5t固定矿车调车方式：右翼来重列车时，列车驶进副井调车线或翻车机硐室卸载后，进入左侧线路经主井调车线绕回右翼线路；左翼来车时，列车先驶进翻车机硐室再经副井车线由专用机车从尾部牵引驶回左翼，原牵引机车进入专用机车原位置等待下列车。（4）硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、消防材料库及工具室、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机头硐室，联络巷、箕斗装载硐室等。水仓布置在井底车场副井的南侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为468m3/h，最大涌水量为586 m3/h，所需水仓的容量为：Q0=7008=5600（m3）根据水仓的布置要求,水仓的容量为: 4-1式中 水仓容量，m3； 水仓有效断面积，10 m2；水仓长度，700 m。则：=10700=7000（m3）由上面计算得知： ，故设计水仓容量满足要求。图4-2 主井井筒断面布置图表4-11 主井井筒特征表井 型2.4 Mt/a提升容器两对16 t箕斗带平衡锤井 筒 直 径6.5 m井 深570 m多绳摩擦提升机井 断 面 积33.18 m2井筒支护表土段混凝土井壁厚450 mm基岩段混凝土井壁厚900mm充填混凝土厚50 mm基岩段毛段面积44.18 m2表土段毛段面积55.41 m2图4-3 副井井筒断面布置图表4-12 副井井筒特征表图4-4 风井井筒断面布置图表4-13 风井井筒特征表图4-5 胶带运输大巷断面布置图表4-14 胶带大巷断面特征表图4-6 轨道运输大巷断面布置图表4-15 轨道大巷断面特征表图4-7 井底车场平面图1-主井；2-副井；3-中央变电所；4-中央水泵房；5-水仓6-运输大巷；7-辅助运输大巷；8-等候室；9-主、副井联络巷；10-进风联络巷；11-卸载站；12-煤仓4.2.4巷道支护根据矿井和煤层的特点，通过发展方案技术经济比较的地质条件，皮带输送机及巷道辅助运输巷道布置在岩石上。皮带输送机巷道输送带，采用辅助运输1.5吨蓄电池机车牵引固定箱式矿车。主巷道（皮带输送机及巷道辅助运输巷道）正在采取锚网喷，和墙灌浆技术，提高了整体围岩的稳定性后的时间。喷浆可以改善巷道围岩围岩强度的强度，防止变质，改善围岩应力状态，提高整个护理支持系统，前苏联的经验表明，巷道混凝土锚喷和组成，可以使每个米隧道只需40 百千克消费，劳动力成本比足弓支撑少60 ，狭窄巷道断面，从而加快掘进速度。5 准备方式采区巷道布置5.1煤层地质特征为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本设计选用东一采区工作面为首采面，设计如下：5.1.1采区位置东一采区走向长平均3600 m，倾向长平均1900 m。采区内划分为5个区段，区段平均长2500 m。设计首采区（东一采区）位于井田东南部。5.1.2采区煤层特征61煤层为较稳定、结构简单，煤厚3.213.61 m，均厚3.40 m，厚度变化不大。该煤层倾角在815，平均13 ；为气煤，容重为1.40 t/m3，硬度2.5左右；井田内瓦斯含量普遍较高，一般相对瓦斯涌出量为15.34 m3/t；煤尘偶有爆炸性和自然发火危险。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况老顶：一般为浅灰色细砂岩，局部为粉砂岩及中砂岩，厚度为010 m，平均5.0 m。 直接顶：一般为深灰色泥岩，破碎，厚度不稳定1232 m，平均厚24 m，局部为浅灰色细砂岩，61煤上赋存有14层煤线，局部有粉砂岩，含鲕粒、菱铁质、植物根茎化石、碎块状,自然状态下单向抗压强度172175 kg/cm2,平均174 kg/cm2。直接底：浅灰色泥岩，泥质结构，致密、块状、含植物碎片，厚度28.3 m,平均5.7 m。自然状态下单向抗压强度216289 kg/cm2,平均253 kg/cm2。老底：一般为浅灰色中砂、细砂岩，厚度为015.88 m,平均9.1 m。综合评定该顶板类型为一类。5.1.4水文地质5.1.5地质构造 表5-1 煤层顶底板岩石构造5.1.6地表情况5.2 采区巷道布置及生产系统5.2.1采区准备方式的确定采矿制备方法的优点与乐队制备方法相比：1 ）斜巷道无长途，开挖和运输，行人更容易;2 ）现有设备是根据长壁开采条件和设计，不能完全适应倾斜长壁生产要求生产;3 ）巷装车点少，尤其是当工作面单产低，同样面临数量大，这种优势更为突出;4 ）一般不存在污染的空气问题向下。实践表明，采矿制备方法是最广泛用于研究，技术成熟。矿井运输巷道布置在煤层底板岩石的设计，煤炭运输由皮带输送机。在煤层底板岩石稳定辅助轨巷道布置，由1.5T的固定式矿车辅助运输。有开采准备的问题：1 ）巷道布置比较复杂，巷道掘进和维护成本较高，速度较慢的生产;2 ）运输系统是非常复杂的，运输成本更多;3）风向变化多，同时巷道交叉点与风桥通风结构也随之增大。4 ）的强烈的地质条件的适应性。这些问题都可以逐步在动作来解决。上下坡角度矿山较大，部分不应该使用带就绪模式下，为了使整个的方式来准备一个一致的设计，巷道矿山布局，使采矿制备方法。5.2.2采区巷道布置鉴于首采区，以下参数设计：（ 1 ）开采煤柱区通过下面的第九章通风设计一个工作面到背面的布局确定的，每个工作面布置在两个部分巷道，设置在一个侧：进风和煤，一回气和辅助传输。对于后者可能需要在工作面开采前抽放瓦斯，有利于隧道通风与安全，并结合煤层，本设计采用的煤柱，其余10 M之间双线双掘进。作为首采区两侧的结果没有采空区，所以不会留下保护煤柱采空区。（ 2 ）节元素首采区位于东矿区的南部;到3600米长，平均煤厚度3.4 M，贮存稳定性;根据理论计算和实际的统计数据，长综采工作面在150 250 M，煤炭每吨最低的生产成本，因此工作面长度为225米;部分道路设计为矩形截面， 5米的宽度，高达3.5米所以曲Duankuan ： B = 225 +5 +5 +10 = 245 （米）。（ 3 ）开采顺序首采区为东矿区，其次是矿业三个采矿区东和东，西二，西六区。因为东矿区的双隧道，每个部分通过顺序开采，首采面6101工作面开采，那么接下来的章节中，如下所示：（ 4 ）通风区里面每个工作段成U型通风系统的背面。（ 5 ）区交通运输皮带输送机运输巷道断面奠定B = 1200毫米采矿，运输煤炭的煤溜槽通过运输上山皮带输送机在煤仓较低，那么底卸车集中到煤仓，料斗到地面由主轴平移;矿区连续牵引车运输，从下往上料车辅助运输，轨道巷，下院子里矿区，矿区，上部堆场至采煤工作面回风巷铁路山段，然后到工作面。井田巷道布置图如图5-1所示。图5-1 井田巷道布置图5.2.3采区生产系统矿井生产系统，包括煤系统，辅助运输系统，通风系统，排废系统，供电系统，排水系统，设计如下所示：（1）在煤输送系统从工作面刮板输送煤炭，运输漂移输送机，破碎机，部分运输皮带输送机溜槽煤，运输上山，煤仓，一节运输大巷底自卸