毕业设计（论文）-郭屯煤矿初步设计.doc

山东科技大学学生毕业设计（论文）目录第一篇 郭屯煤矿初步设计概况1 矿区概况与地质特征711 井田概况71.1.1、井田位置及交通71.1.2、地形地貌81.1.3、水系81.1.4、气象及地震91.1.5、区域经济概况及建筑材料91.1.6、水源91.1.7、电源101.2 地质特征101.2.1、地质构造101.2.2地质构造121.2.3、煤层及煤质152 矿井开拓与开采182.1 井田境界及储量182.1.1、井田境界182.1.2、储量192.2 矿井设计生产能力及服务年限212.2.1、矿井工作制度212.2.2、矿井设计生产能力212.2.3、矿井设计服务年限212.3 井田开拓222.3.1井田开拓方式222.3.2井口及工业场地位置222.3.3水平标高的确定233 矿井主要生产系统263.1、运输系统及设备选择263.1.1、煤炭运输方式的选择263.1.2、辅助运输设备选型273.2 设备选择283.2.1、矿车283.2.2 运输设备选型293.3.矿井通风排水设备303.3.1矿井通风安全303.3.2 排水设备313.4 矿井特征及设备323.4.1、井筒用途及装备323.4.2、井筒特征383.5 井底车场及峒室393.5.1.、井底车场形式选择393.5.2、井底车场硐室布置393.5.3、井底车场主要巷道及硐室支护394 工业广场布置与地面建筑394.1广场布置394.2 运输系统394.3 广场管线布置394.3.1、工业场地管线种类394.3.2、管线综合布置原则：394.3.3、管线敷设方式395 矿井建设主要经济指标395.1 投资概算与资金筹措395.2 原煤生产成本395.3 经济分析及评价395.3.1、基本参数：395.3.2、产品销售价格的确定395.3.3、财务评价指标39第二篇 郭屯矿大型硐室锚注支护技术研究1研究课题的提出391.1深井工程特点391.1.1深井巷道的矿压规律391.1.2 深井工程存在的问题391.1.3深井软岩巷道特征391.2 影响深井工程稳定的主要因素391.2.1 客观因素391.2.2 主观因素392研究方法及研究内容392.1 深井巷道围岩控制方法392.1.1 控制巷道围岩稳定的途径392.1.2 深井巷道支护预案机制392.1.3支护方法392.1.4预案的选择392.2 井下大型硐室支护设计研究方法392.2.1研究方法392.2.2主要研究的内容393巷道破坏状况及破坏机理分析393.1矿井工程概况及地质情况393.1.1前言393.1.2矿井工程概况和水文地质状况393.2井下主要硐室施工状况393.2.1西区运输大巷393.2.2井下等候室通道393.2.3井下消防材料库393.2.4临时泵房，液压泵站393.2.5井底车场1#交岔点393.2.6井底车场东绕道及水仓通道393.2.7主排水泵房393.2.8风井总回风大巷393.3巷道与硐室破坏机理393.3.1概述393.3.2地下水的作用393.3.3构造应力的影响393.3.4围岩性质和强度的因素393.3.5施工因素394深井巷道支护特点及国内外研究概况394.1巷道支护特点及原则394.1.1支护结构设计总原则394.1.2科学技术原则394.1.3深井高应力软岩巷道支护设计技术原则394.2国内外支护概况394.2.1深井高应力软岩巷道支护的共性394.2.2 国外深井工程概要394.2.3 国内深井工程概要394.3 国内外支护现状394.3.1 国外软岩巷道支护现状394.3.2 国内软岩巷道支护的发展和现状394.4国内巷道主要支护形式394.5底臌的防治394.5.1底板锚杆。394.5.2锚注法加固。394.5.3底板反底拱和底板梁394.5.4底板卸载法394.5.5底脚斜锚杆394.5.6综合防治法395巷道与硐室支护技术方案395.1各类巷道支护技术方案及加固机理395.1.1锚杆类支护技术395.1.2锚杆桁架支护机理395.1.3锚索类支护395.1.4 锚注法支护395.1.5预应力多功能复合锚杆支护395.2.硐室及巷道支护设计参数395.2.1锚杆参数395.2.2 锚索参数395.2.3 喷射混凝土参数395.2.4 网参数395.3副井马头门支护预案技术设计395.3.1设计概况 图5-3-1岩层柱状图395.3.2地质简况395.3.3施工概况395.3.4不稳定岩层内马头门支护预案395.3.5极不稳定岩层内395.4主变电所支护设计395.4.1概况395.4.2支护参数395.5中央泵房支护设计395.5.1 1-1断面设计条件395.5.2支护参数设计395.6其他硐室支护设计395.6.1支护材料要求395.6.2支护参数要求395.7施工工艺395.7.1锚索施工395.7.2锚注法施工395.7.3桁架锚杆施工395.7.4预应力多功能复合锚杆395.7.5其它施工技术395.7.6极不稳定地层中马头门施工396不稳定巷道矿压观测396.1 锚杆（索）受力测试396.1.1抗拔力检测396.1.2工作载荷（轴向力）检测396.1.3锚杆支护体受力测试396.2巷道围岩收敛变形观测396.2.1围岩深部位移测试396.2.2巷道表面收敛变形量测396.3顶板离层测试396.3.1测点布置396.3.2量测频率397质量与安全397.1施工质量要求397.1.1掘进397.1.2注浆锚杆397.1.3锚索397.1.4钢筋网喷射砼支护397.1.5模板397.1.6砼支护397.2主要安全措施397.2.1顶板管理及防片帮措施397.2.2 锚索施工397.2.3喷浆管理397.2.4放炮及火工品管理397.2.5注浆施工39第三篇 专题设计1前言391.1加强支护法391.2超前锚杆支护法391.3撞楔法39致谢39附录139附录239第一篇 郭屯煤矿初步设计概况1 矿区概况与地质特征11 井田概况1.1.1、井田位置及交通郭屯井田位于巨野煤田中北部，山东省郓城县境内。井田北邻郓城县城，地理坐标为东经1155011600，北纬352700353430。井田西距菏泽市约60km，东距济宁市约75km。矿井地处郓城县境内，井田中部距郓城县城约10km，京九铁路从井田西部4km处通过。郓城至附近主要县市均有公路相通，滨州至郑州220国道经过郓城，日照至东明高速公路通过本矿井南部，济南至菏泽高速公路经过本区东部。区内现有公路可达菏泽、梁山、巨野、济宁等县市，乡、镇公路也十分发达。本区交通运输十分方便。见交通位置图111。1.1.2、地形地貌矿井地处黄河冲积平原，地势平坦，略呈西高东低之势，地面标高+41.60+45.38m。自然地形坡度2。1.1.3、水系区内河流主要有郓鄄河、郓巨河、郓城新河等，多为人工挖掘，纵横交错。井田西北距黄河约31km。井田内主要河渠有宋金河、华营沟、吕月屯沟等。各河沟均通过其他河流与黄河苏阁引黄闸相通，旱时灌溉，雨季排涝。1.1.4、气象及地震本区属温带半湿润季风区域大陆性气候，年平均气温14.8，最冷月一月份平均气温-1.8，最热月七月份平均气温26.6，日最低温度-12.3，日最高温度35.7。年平均降雨量694.7mm，年平均相对湿度70%。春季多南至东南风，秋冬季多北到东北风。据中国地震动参数区划图(GB18306-2001)，本区地震动峰值加速度为0.10.15g，地震基本烈度为度。1.1.5、区域经济概况及建筑材料井田位于鲁西南平原，土地肥沃，村庄稠密。本区以农业为主，主要农作物有小麦、玉米、大豆、棉花等，粮、油、肉、蛋、蔬菜等主副食品供应充足。区内工业欠发达。菏泽市是鲁西南政治、经济、文化中心城市，郓城县城是郓城县政府所在地，是郓城县政治、经济、文化的中心。矿井依托郓城县城，交通便利，邮电通信畅通，供电可靠，劳动力资源充足，具有建设矿井良好的自然条件、经济条件和社会基础。矿井建设中的钢材、木材、水泥等材料主要由外地供应，砖、瓦、砂、石等材料可由当地解决。1.1.6、水源据调查资料和现有供水水井取样化验证实，第四系、上第三系水可作为供水水源，但水质条件较差。区内河流多引自黄河水，经取样化验，可作为供水水源，但黄河水为地表水，易受污染，卫生指标严重超标，并受季节影响，所以不宜作为永久供水水源，本区外围奥灰隐伏区，面积大，岩溶裂隙发育，含水丰富，建议进行水源勘探开发，作为矿井供水水源。郓城县水资源管理委员会于2001年12月11日出具了“关于郭屯矿井用水保证情况的证明”函，认为当地浅层地下水和深层地下水（奥灰水）可以满足矿井生产和生活用水需要。另外，矿井也可适时利用电厂水源作为供水水源。但目前矿井尚未进行正式水资源勘探，本初步设计暂按奥灰水作为矿井生活用水供水水源。1.1.7、电源本区现有菏泽、济宁两座发电厂。菏泽电厂装机容量850MW，济宁电厂装机容量300MW，两电厂以220KV网络与山东电网相联。菏泽煤电项目规划的电厂装机容量4600MW，与郭屯矿井相邻而建。矿井附近电源点有110KV郓城中心变电所、220KV巨野三里庙变电所和220KV水浒变电所。根据矿井可行性研究报告批复意见及菏泽电业局、菏泽供电公司关于郭屯矿井供电方案、供电线路出线口位置的批复意见，本矿井一回电源引自220KV水浒变电站，另一回电源由220KV三里庙变电站5915三郓线T接。1.2 地质特征1.2.1、地质构造本井田位于巨野向斜西翼，为全隐蔽的华北型石炭二迭系煤田，煤系以中、下奥陶统为基底，沉积了石炭系中统本溪组、上统太原组、二迭系下统山西组和下石盒子组及上石盒子组，其上被新生界第三系和第四系所覆盖。井田内新生界厚度一般为530650m，平均590m。主要含煤地层为太原组和山西组，其中山西组所含3煤层是本矿井主要可采煤层。（1）地 层1）第四系(Q)厚100.70156.40m，平均133.27m。分为上、下两段，上段主要由黄褐色、棕黄色粘土、砂质粘土夹粉细砂及中砂薄层，松散且透水性好，是第四系的主要含水层。下段主要为灰绿、棕黄、浅紫红色砂质粘土、粘土，夹粘土质砂等，底部为一层粘土层，隔水性良好，属河湖相沉积，不整合于上第三系之上。2）上第三系(N)厚227.80542.75m，平均443.74m。按岩性和物性特征可分为上、下两段：上段：厚91.80385.20m，平均285.97m。上部以棕黄、浅红色厚层粘土、砂质粘土为主夹粉、细砂及粘土质砂，岩性松软，大部分未固结，局部微固结；下部为灰绿、棕黄色细砂、粉砂、粘土质粉砂夹浅紫色粘土，为上第三系主要含水段。下段：厚85.80229.50m，平均157.77m。主要为棕色、灰绿色厚层粘土，砂质、粉砂质粘土，局部夹粉砂、细砂薄层，大部半固结，局部未固结。与下伏地层呈不整合接触。3）二迭系(P)上统上石盒子组，最大残厚445.50m，主要由杂色泥岩、粉砂岩及中、细砂岩组成。与下伏地层呈整合接触。下统包括下石盒子组和山西组。两者连续沉积，分界砂岩不稳定，其界面不易划分。下石盒子组厚33.0087.00m，平均53.08m，上部为紫色、灰绿色泥岩、粉砂岩夹砂岩。下部为灰色、灰白色砂岩夹灰绿色粉砂岩、泥岩，底部以不稳定的厚层状砂岩与山西组分界。山西组厚44.3085.20m，平均66.66m，由浅灰至灰白色砂岩、深灰至灰黑色泥岩、粉砂岩及煤层组成，为主要含煤地层，局部有岩浆岩侵入。与太原组连续沉积。4）石炭系(C)上统太原组厚158.31185.66m，平均171.09m。由灰至灰黑色泥岩、粉砂岩、薄层灰岩及煤层组成，底部有杂色含鲕粒泥岩，局部地段有岩浆岩侵入。与本溪组连续沉积。中统本溪组厚5.2016.22m，平均10.52m。主要由紫色、灰色泥岩、砂岩及石灰岩组成。底部常为一层紫红色铝铁质泥岩。与下伏奥陶系地层呈假整合接触。5）奥陶系中、下统(O1-2)井田内共有9个钻孔揭露，揭露厚度2.9754.98m。主要为灰至深灰色厚层状石灰岩，夹多层白云质灰岩、白云岩及薄层泥岩。岩溶裂隙发育，为煤系下伏地层主要充水含水层。1.2.2地质构造（1）区域构造巨野煤田位于鲁西南断块坳馅的西北部，鲁西南地区的基本构造特征明显表现为断块型，无论褶曲、断层均与大地构造位置、区域构造单元的相互组合及变化有明显关系，早期以北东、东西向褶曲为主，并伴有东西向正断层，晚期以近南北向断层为主，形成鲁西南地区“棋盘格”式构造形态。（2）井田构造本区总体呈走向大致南北，倾向东的单斜构造，发育宽缓褶曲，并伴有一定数量的断层，构造复杂程度中等。1)地层产状及主要褶曲全区呈宽缓褶曲构造，次一级褶曲发育，翼部倾角较缓，为510，由于向阳断层、东董断层、八里河断层、八里庄断层、田桥断层等的影响，井田北部倾角较陡，纵观全区地层呈西、南部缓，北、东部陡的趋势。井田内褶曲从东向西依次为丁官屯背斜、丁里长向斜、八里河背斜、郭屯向斜、文庄背斜、王营向斜、车楼背斜、郭庄向斜、辛庄向斜、辛庄向斜、付庄背斜、付庄向斜、李垓背斜、王老虎向斜、高庄背斜、吴庙向斜等。2) 断层区内共解释、组合断层35条，按走向分为近南北向、北东向、北西向及东西向四组，其中近南北向断层最多，北东向和北西向断层次之。按落差分，落差大于100m的断层5条，落差50100m的断层6条，落差3050m的断层5条，落差小于30m的断层19条。(3)水文地质1)区域水文地质概况区域内煤系中的直接充水含水层有山西组3煤顶、底板砂岩裂隙含水层，太原组三灰和十下灰岩溶裂隙含水层，部分矿井的侏罗系砂岩亦为直接充水含水层（如南屯煤矿等）。3煤层顶、底板砂岩含水层厚度3060m，一般约40m，区域内最大单位涌水量为0.504L/s.m；三灰含水层厚度比较稳定，平均约5m，兖州、济宁煤田三灰最大单位涌水量0.480L/s.m，上述两含水层为开采上组煤的直接充水含水层；十下灰含水层厚度平均约5m，济宁煤田最大单位涌水量0.484L/s.m，是开采16、17煤层时的主要充水含水层。本井田位于巨野煤田中北部，东部边界为田桥断层，落差大于500m，西升东降，为阻水边界。西部以奥灰隐伏露头为界，为补给边界。南、北部为人为划定勘探边界。2)主要含水层区内含水层自上而下依次是Q+N砂砾层、二迭系上、下石盒子组砂岩、3煤层顶、底板砂岩太原组三灰、十下灰及奥陶系灰岩。其中3煤顶、底板砂岩和太原组三灰是对开采上组煤的直接充水含水层；十下灰及奥灰为开采下组煤的直接充水含水层。本井田上组煤的直接充水含水层为3煤层顶、底板砂岩和太原组。3砂裂隙含水层，富水性弱，三灰岩溶裂隙含水层的富水性弱至中等，上述两含水层的补给条件较差，故本井田上组煤的水文地质类型为裂隙、岩溶类简单中等类型。下组煤的直接充水含水层为太原组十下灰和奥灰。十下灰的富水性弱至中等，但基底奥灰含水层的富水性较强，补给较充沛，采下组煤时有底鼓水的威胁。故下组煤的水文地质类型为裂隙岩溶类中等类型。(4)瓦斯、煤尘及煤的自燃1)瓦斯本井田3上3（3下）煤层共采取瓦斯样13件。分析结果表明，瓦斯（CH4）成份和含量最高分别为1.02%和0.017cm3/g燃；CO2成分和含量最高分别为14.80%和0.222cm3/g燃，应属瓦斯风化带和氮气带。根据钻孔测得的瓦斯含量资料，本井田瓦期含量较低，但由于井田内各煤层埋藏较深，又有岩浆岩侵入，局部煤的变质程度高，会有较高瓦斯带存在，因此，在生产过程中应加强瓦斯管理，以防止瓦斯聚集，发生瓦斯爆炸事故。2)煤尘爆炸性和煤的自燃各煤层煤尘爆炸性试验结果表明，火焰长度在50600mm之间，扑灭火焰的岩粉量变化在2527%之间，可燃基挥发分一般都大于37%，根据挥发分和固定碳计算的煤尘爆炸指数变化在38.6447.09%之间，故各煤层均有煤尘爆炸危险性。根据各煤层煤样测试结果，各煤层原样着火温度变化在332391之间，还原样与氧化样着火点之差为428，变化在不自燃易自燃之间，各煤层均属于易自燃发火煤层。1.2.3、煤层及煤质(1) 煤层井田内主要含煤地层为下二迭系山西组和上石炭统太原组，平均总厚237.75m。含煤25层，其中山西组含煤3层；太原组含煤22层。煤层平均总厚10.35m，含煤系数4.3，可采及局部可采煤层有5层3(3上、3下)煤、15上煤、16上煤、17煤和18中煤。平均厚8.67m，占煤层总厚的84，其中3（3下）煤层平均厚4.73m，占可采煤层厚度的55，是本矿井主要可采煤层。(2) 煤质1) 灰分由该表可看出，各煤层原煤灰分平均值3上、3(3下)、15上、17煤均为低中灰，16上煤为低灰，18中煤为中灰。经-1.4比重液洗选后3上、3(3下)、15上、18中煤层均降为低灰，16上、17煤层降为特低灰。平面上3上煤层靠近冲刷区边界灰分含量较高。3(3下)煤层东南部天然焦区灰分相对较高，为中灰煤，其余均为低中灰煤。各煤层主要煤质指标表 表121 3上3（3下）15上16上1718中工业分析Mad(%)原煤1.702.361.94(11)1.262.441.70(31)1.17(2)1.37(3)1.54(3)1.02(3)精煤1.512.261.80(11)1.262.051.63(31)1.17(2)1.63(3)1.52(3)1.39(3)Ad(%)原煤11.2322.6917.13(11)9.4523.1615.24(31)10.31(2)8.30(3)19.31(3)29.48(3)精煤5.909.176.74(43)3.829.176.74(43)Vdaf(%)原煤28.1242.5537.15 (43)28.1242.5537.15 (43)精煤23.5242.2937.55(44)23.5242.2937.55(44)全硫St,d(%)原煤0.241.860.72(42)0.241.860.72(42)精煤0.311.360.63(41)0.311.360.63(41)磷Pd(%)原煤0.0050.0310.013(36)0.0050.0310.013(36)精煤0.0020.0200.009(36)0.0020.0200.009(36)20 挥发分3（3上、3下）煤层原煤挥发分31.5338.88%，平均36.62%，精煤挥发分32.9339.65，平均36.27，均为高挥发分煤。15上煤层为高挥发分煤，18中煤层为中挥发分煤。3） 硫分3（3上、3下）煤层原煤全硫0.390.95，平均0.6，精煤全硫0.35 0.94，平均0.51，属特低低硫煤。15上18中煤层原煤全硫2.44.42，精煤全硫1.822.45，属高硫煤。4） 磷分3上、3（3下）、18中煤属低磷煤，15上、16上属特低磷煤，17煤属中磷煤。各煤层经洗选后磷分均有所降低。5）发热量原煤低位干基发热量平均值，3（3上，3下）煤为28.10MJkg，15上18中煤为24.3132.49MJkg。各煤层均属特高热值煤。6）微量元素各煤层微量原素含量如氯、砷、铜、铅、锌等均符合工业用煤要求。2 矿井开拓与开采2.1 井田境界及储量2.1.1、井田境界根据批准的郭屯矿井可行性研究报告和矿井初步设计，本井田境界为：东起田桥断层及田桥支断层，西至煤系地层底界露头，南起3925000纬线，北至25勘探线。井田南北长约16km，东西宽约14km，井田面积222.1km2。其中3煤层赋存面积89.8km2。由于火成岩侵入，3煤在井田南、北部分别有24.0km2，9.7km2变质为天然焦，剩余3煤面积为56.1km2。2.1.2、储量（1）地质储量1）储量计算范围及工业指标a 参加储量计算的煤层参加储量计算的煤层有3上、3（3下）、15上、16上、17、和18中共6层煤。其中，3上、3（3下）、17煤层为大部分可采煤层，15上、16上、18中为零星可采煤层。（2）计算范围南起3925000纬线，北至25勘探线，东起田桥断层及田桥支断层，西至各煤层露头，最大计算面积约138km2，计算深度至各可采煤层底板-1200m。（3）工业指标煤类主要为1/3JM、QM、QF、FM、PM、BN，均属炼焦配煤。局部地段因受岩浆岩活动影响煤层变质为天然焦。最低可采厚度0.7m，天然焦最低可采厚度0.8m，原煤灰分不大于40。（4）储量计算结果据山东省矿产资源委员会鲁资准20001号文批准，井田地质储量：A+B+C+D=78285.5万t。其中：3煤（包括3上、3下） 35852.5万t 3煤防水煤柱 2798.8万t详见表221。地质储量计算表 表221 煤 层ABCA+B+CDA+B+C +D防水煤柱合计3上、3、3下煤3859.45345.415361.124565.911286.635852.52798.838651.3天然焦938193815321.914702.9178.114881合计3859.45345.424742.133946.916608.550555.42976.953532.3太原组煤24753.224753.2全矿井3859.45345.424742.133946.916608.575308.62976.978285.5（5）可采储量矿井可采储量（设计利用储量各类永久煤柱）采区回采率。采区回采率厚煤层取75，中厚煤层取80。根据以上计算结果，矿井可采储量17602万t。详见表222。2.2 矿井设计生产能力及服务年限2.2.1、矿井工作制度矿井年工作日330d，井下实行“四六制”，每天四班作业，其中三班生产，一班检修，每日净提升时间为16h。地面实行“三八制”，每天三班作业，其中两班生产，一班检修。2.2.2、矿井设计生产能力根据国家发展与改革委员会对郭屯矿井可行性研究报告的审批意见以及初步设计审查意见，确定本矿井设计生产能力为240万t/a。2.2.3、矿井设计服务年限矿井服务年限=可采储量/（设计生产能力储量备用系数）=17602/（2401.4）=52.4(a) 经计算，矿井设计服务年限52.4a。煤 层A+B+CD设计暂不利用储量设计利用储量开采损失可采储量3上、3、3下煤27364.727364.74395.65367.11760211286.611286.6天然焦9559.15321.914881合计36923.816608.51488127364.74395.65367.117602太原组煤24753.224753.2全矿井36923.841361.750920.827364.74395.65367.117602可采储量计算表 表2222.3 井田开拓2.3.1井田开拓方式本井田为全隐蔽型井田，新生界地层厚，故采用立井开拓方式。2.3.2井口及工业场地位置（1）影响本井田井口及工业场地位置的主要因素1）井田3煤赋存面积南北长14km，东西宽49.7km，面积89.8km2南北两端受岩浆侵入变质为天然焦。煤层在井田中部分岔为3上、3下，西南及东北部为合并区，煤层较厚。储量中心位于J2孔附近。2）3煤赋存为一单斜构造，走向南北，倾向东，倾角15以下。3）井田中部勘探程度高，储量级别高，宜作为首采区。4）井田内新生界地层厚度530650m，分布规律东薄西厚。5）井田内地面村庄稠密，且单垓、房集、邵集、李垓、马集、劳豆营等村庄较大，初期应尽量避开。6）井田内公路四通八达、交通方便。郓城至郭屯、菏泽至济宁公路从井田中部穿过，郓城至黄安公路从井田西北部通过。7）矿井铁路接轨点在京九铁路郓城车站，供电线路接自巨野三里庙变电所和郓城水浒变电所。8）根据山东菏泽煤电项目规划，4600MW火力发电厂建在郭屯井田东部无煤区，位于郭屯、彭庄、郓城、赵楼四对矿井中部。矿井井口及工业场地应尽量靠近电厂，减少煤炭运输费用。（2）井口及工业场地位置的选择根据以上影响因素，结合矿井初步设计阶段提出三个井口及工业场地位置方案，并进行技术经济比较。2.3.3水平标高的确定在矿井可行性研究阶段中，根据井田地质构造形态，煤层赋存特点及井口位置等因素，着重对-800m、-820m水平标高方案进行了分析对比，并暂推荐-820m水平标高。在矿井初步设计阶段，根据井筒检查钻资料，设计对水平标高进行优化，推荐水平标高-808m。在矿井初步设计阶段，根据井筒检查钻资料，设计对水平标高进行优化，推荐水平标高-808m，主要理由如下：（1）可保证井底车场处于较好岩层中。通过调整，副井马头门处于厚12m的细、粉砂岩互层中。（2）减少井筒深度60m，降低投资100余万元，缩短建井工期。（3）减少井筒提升时间，有利于增加主、副井提升能力。（4）根据首采区三维地震勘探资料，-808m水平一采区石门较-820m水平更易提前进入煤层，有利于缩短岩巷长度，减少投资，加快建井速度。（5）两方案对上山煤和下山煤的开采差别不大。本次优化设计，根据井筒检查孔资料，对井底车场及主要硐室所处层位做了进一步分析和研究。井底车场主要巷道为石门穿层布置，在不同层位将分别穿过细砂岩、粉砂岩、泥岩等不同岩层。水平标高的调整只能力求使井底车场主要硐室的层位位于围岩条件较好的岩层中。从图239中可以看出，水平标高为808m时，副井井筒与井底车场连接处位于细砂岩和细砂岩互成，岩性较稳定。因此，水平标高确定为808m是合适的。（6）井底车场主要硐室层位的确定初步设计确定的箕斗装载硐室位于泥岩之中，不利于箕斗装载硐室的支护。为使井底车场主要硐室位于稳定的岩层中，本次优化设计将主井箕斗装载硐室层位向上平移12m，使箕斗装载硐室由厚层泥岩层位调整至稳定的粉砂岩层中，井底煤仓上口机头硐室相应向上平移18m，使井底煤仓上口由泥岩层位调整至稳定的粉砂岩层位。风井井筒井底标高向上平移18m。（7）巷道布置1）主石门布置由-808m水平井底车场向西布置3条石门，分别为轨道石门、胶带输送机石门、回风石门。位于3煤层之上，岩巷布置。约至工业场地煤柱边界，东董断层、F3断层之间见3下煤层，并于该点与一采区上山相接。2）北翼大巷布置从一采区上山下口附近，向北偏西约8布置北翼大巷，至一采区北部边界（李垓村附近）分别向西、东开拓三采区上山和五、七、九采区下山，三采区上山同时可以作为后期开采井田北部天然焦（或煤焦混合区）的准备巷道。北翼大巷基本可以沿3下煤层-808m等高线布置，实现全煤巷布置，但为矿井排水方便，轨道大巷以煤层底板岩石平巷为主，回风及胶带输送机大巷以煤巷布置为主。3）南翼大巷布置从一采区上山下口附近，向南偏西约19布置南翼大巷，至一采区南部边界（127孔附近）向西开拓二采区、六采区上山。由于南翼3下煤层埋藏较深（一般在-830m-840m之间），因此南翼轨道大巷沿3煤顶板岩石水平布置，至二、六采区上山下口进入3下煤层底板，胶带输送机及回风大巷可先下扎至煤层后沿煤层布置。4）大巷条数根据通风和运输需要，南、北翼大巷均布置轨道运输大巷、胶带输送机大巷和专用回风大巷，轨道运输大巷兼做进风。设计也曾考虑利用胶带输送机大巷兼做回风，取消专用回风大巷，但由于本矿井地温高，配风量大，若采用胶带输送机兼做回风，巷道净断面需达到近20m2，施工和维护难度大。因此推荐采用专用回风大巷。（8）采区划分根据本井田具体条件，采区划分主要考虑以下原则：1）充分利用地质构造及永久煤柱作为采区自然边界。2)采区尺寸和储量，要有利于矿井机械化的使用和发展。3)适应矿井管理水平，有利于矿井稳产高产。4)采区划分要为合理布置采区巷道，创造有利条件。5)根据3上煤层和3下煤层间距，能联合布置的就联合布置。不能联合布置或联合布置不合理的单独划分采区。根据上述原则，井田内A+B+C级储量区共划分6个采区，采区走向长度单翼采区一般在23003300m，双翼采区一般在44004900m，扣除上山煤柱，工作面连续推进长度一般在22002900m，根据国内特别是兖州矿区等现代化矿区发展高效综采的经验，这样的采区尺寸是适宜的。3 矿井主要生产系统3.1、运输系统及设备选择3.1.1、煤炭运输方式的选择根据本井田构造形态和开拓部署，考虑到本矿井生产能力较大，大巷及上下山均沿煤层底板布置，井底车场装载系统为全抬高方式，煤炭采用矿车运输则存在系统复杂，多段转载，工程量大等缺点，因此，设计从简化运输系统，减少运输环节，节省巷道工程量，实现煤炭运输连续化、自动化和集中化出发，推荐采用胶带输送机运输方式。矿井初期投产时，集中胶带输送机下山直接与井底煤仓相连，选用MDT型强力胶带输送机设备，运量大，安全可靠。3.1.2、辅助运输设备选型A辅助运输方式根据井田煤层赋存条件和矿井开拓特点，设计分析研究了国内外的各种辅助运输形式：单轨吊、卡轨车、卡轨胶套轮车、齿轨车、齿轨胶套轮车、无轨胶轮车、架线电机车等。上述几种运输设备，各有优点，也存在一些不足。根据本矿井实际条件，结合邻近矿井辅助运输设备使用经验，设计重点对无轨胶轮车运输、齿轨车运输及架线电机车运输方案做详细论证。设计暂推荐大巷采用电机车运输，上山及工作面顺槽采用连续运输车运输方式。3.2 设备选择3.2.1、矿车(1)矿车类型本矿井矿车只承担辅助运输，采用600mm轨距1.5吨固定车箱式矿车，运送矿井生产能力约15的矸石和材料等。(2)各类矿车数量根据排列法计算1.5t矿车数量见表322，材料车及平板车数量按设计规范规定配备表321。 排列法计算的1.5t矿车数量 表321序号用车地点单位数量矿车数量备注1副井井底车场列118每列车由18辆1.5t矿车组成2工作电机车（2台）列2363采区中部车场（4个）列2364运输大巷掘进组（1个）列1185采区掘进组（7个）辆70706井底清理撒煤辆557井筒运行辆888副井井口车场列1189地面矸石系统列11810其它列118小计245备用矿车（10）25合计270各类矿车类型及数量表 表322顺序矿车名称型号单位数量备注11.5t固定车厢式矿车MGC1.76辆2702材料车MLC1.56辆803平板车MPC1.56辆804特种平板车载重量25t辆703.2.2 运输设备选型(1)大巷原煤运输设备选型根据矿井生产能力（2.40 Mt/a）、开拓方式、采区及工作面布置，井下大巷原煤输送采用强力胶带输送机。一采区各工作面来煤直接卸入上仓胶带输送机，运至1井底煤仓，或经配仓胶带输送机转运至2井底煤仓。(2)大巷辅助运输设备选型考虑到本矿为大型矿井，低瓦斯，大型设备较多，确定大巷辅助运输选用ZK10-6/550型矿用架线电机车。电机车台数为3台：1台运矸石，1台运人、运料，1台检修。1)选用ZK10-6/550直流架线式电机车。2)列车组成：按电机车启动时牵引能力计算牵引矿车数量，按电动机过热能力及电机车制动能力校核确定列车组成为18辆1.5t矿车。上坡空车速度为4.72m/s；下坡运矸重车限速为3.89m/s。3)整流设备选用GQA100/600-KY型硅整流装置2台，其中1台工作，1台备用。交流输入660V，直流输出600V，接触网额定电压为直流550V。 接触线初期为TCG85铜车线。3.3.矿井通风排水设备3.3.1矿井通风安全矿井通风根据开拓方式选择中央并列式通风。在矿井工业场地中央设专用风井，设置通风机抽风。(1)设计依据矿井总风量：170 m3/s矿井负压：达到设计生产能力时：2610.8Pa 通风困难时： 2911.0Pa瓦斯等级：低瓦斯通风方式：中央并列式(2)通风设备选择根据矿井通风资料，设计就目前国产通风设备状况进行了多方案的比较选择，最后确定二种轴流式通风机作为主要比较方案，进行了全面的技术经济指标的比较，见表331。(3)瓦斯本井田3上、3（3下）煤层共采取瓦斯样13件。分析结果表明，瓦斯（CH4）成份和含量最高分别为1.02%和0.017cm3/g燃；CO2成分和含量最高分别为14.80%和0.222cm3/g燃，应属瓦斯风化带和氮气带。根据钻孔测得的瓦斯含量资料，本井田瓦期含量较低，但由于井田内各煤层埋藏较深，又有岩浆岩侵入，局部煤的变质程度高，会有较高瓦斯带存在，因此，在生产过程中应加强瓦斯管理，以防止瓦斯积聚，发生瓦斯爆炸事故。(4)煤尘爆炸性各煤层煤尘爆炸性试验结果表明，火焰长度在50600mm之间，扑灭火焰的岩粉量变化在2527%之间，可燃基挥发分一般都大于37%，根据挥发分和固定碳计算的煤尘爆炸指数变化在38.6447.09%之间，故各煤层均有煤尘爆炸危险性。 3.3.2 排水设备(1)设计依据标高：井口锁口标高 45 m 井底车场水平标高 -808 m 矿井水处理站标高 8 m矿井涌水量: 正常涌水量 Q=415 m3/h 最大涌水量 Qmax=700 m3/h(2)排水设备选择 选用 DKM300-8011 型矿用耐磨多级泵5 台，正常涌水时2 台工作，2 台备用，1 台检修，最大涌水时3 台工作。应急排水时5台水泵同时工作，此时一台水泵独立运行，其余四台水泵并联运行（两台泵合用一趟管路），总排水能力为1246 m3/h。另考虑在泵房内预留一台位置。(3)排水能力计算排水设备所必须的排水能力正常涌水时：Q1=1.2Q=498 m3/h最大涌水时：Q2=1.2Qmax=840 m3/h扬程：Ht=Ha+Hs=866 m3.4 矿井特征及设备3.4.1、井筒用途及装备(1)主井井筒主井井筒净直径5m，装备一对四绳25t提煤箕斗（异侧装卸）。箕斗采用刚性罐道滚轮罐耳导向，运行罐道布置在箕斗两端。箕斗采用外滚轮底扇形闸门结构，外动力（气动）操纵闸门开闭。井上下均设过卷缓冲制动装置和防撞梁，以防止箕斗过卷时损坏井架及井底设施，井上还设有托罐装置。箕斗发生过卷时，井底箕斗比井上箕斗提前0.45m进入过卷缓冲装置制动。1)井底装载系统两个井底煤仓下口各设一台大型往复式给煤机（Q1200t/h）向装载胶带输送机（B1200mm，v2.5m/s，Q1200t/h）供煤，原煤经装载胶带输送机运至装载分配器分配到两台25t箕斗装载设备，两台箕斗装载设备分别向两个箕斗装煤。箕斗装载设备采用四点叠加测重，并设有煤位信号，保证箕斗不超载。通风机选型比较表 表3-4-1 方 案内 容一、推荐方案二前期最小前期最大前期最小前期最大1风机型号BDK-8-NO28AGAF25-12.5-12电动机型号YBF-8Y-6电动机 功率（KW）24509003转数（r/min）7409884计算风量（m3/s）178.5178.5178.5178.55计算负压（Pa）28233161282331616工况点Qi(m3/s)178.5178.5178.5178.5Hi(Pa)2823282331612823(%)0.830.830.830.837计算电机轴功率(KW)632.5708.2632.5708.28年电费(万元)294.7330294.73309风机工作台数一台工作,一台备用一台工作,一台备用10总投资 （万元）29031311其中：通风机、电动机价格160+100185+6012土建306813主要优缺点投资低。占地面积小，土建费用低。结构简单，可不要机房投资高。占地面积较大，土建费用较高， 结构复杂，建设工期长14备注订货前，应由厂家根据其设备情况对风机、电动机参数进行校核。表中的价格仅做方案比较用当箕斗到装载位置时，气缸操纵装载设备闸门打开，将煤装入箕斗，装载完毕后装载设备闸门立即关闭，满载箕斗则等待提升。2)井口卸载系统当箕斗提升至卸载位置时，箕斗卸载滚轮进入卸载设备闸门开闭机构的直轨。卸煤时首先气缸操纵活动舌板搭向箕斗卸载口，然后一对气缸操纵闸门开闭机构打开箕斗闸门将煤卸入井口房受煤仓内。卸载完毕后，闸门开闭机构关闭箕斗闸门，活动舌板抬起，等待下一次提升。井口房受煤仓上口设接煤口及铁箅子，箅条间隔300mm，大于300mm的大块煤及其它杂物由人工清理。受煤仓内设煤位信号。受煤仓下口设一台大型往复式给煤机，将原煤给至胶带输送机运往筛分车间。另外，井口房内设备用箕斗存放位置，存放位置上方设15t起吊梁。备用箕斗分上、下两段用专用的固定框架固定，落地存放。3)井底清理撒煤系统箕斗在装、卸载时，会有少量原煤撒落至井底。撒煤通过井底转换溜槽交替卸入两个沉淀池。经过沉淀的煤，由两套耙矿绞车交替进行清理并装入矿车，运往副井井底，由罐笼提至地面处理。(2)副井井筒1)工艺布置及主要设备副井井筒净直径6.5m，装备一对1.5吨矿车二层四车多绳罐笼（钢罐道，宽、窄罐各一，宽罐：长x宽x高=5290x1674x6563、窄罐：长x宽x高=5290x1274x6563）担负本矿提矸、上下设备及材料、升降人员等任务。井口、井底罐笼异侧进出矿车。井口、井底均为单水平进出车和上下人员，采用沉罐方式装卸车和升降人员。井口、井底停罐位置设四角稳罐罐道，罐笼正常提升时，沿端罐道导向，进入停罐位置，转入四角稳罐罐道。安全保护措施：井口设有过卷缓冲及托罐装置、防撞粱；井底设过放缓冲装置及托罐粱等。过卷时（事故状态），井底罐笼比井上罐笼提前1m进入缓冲装置，以保护提升设施及人员安全。井口与井底进车侧，对应两罐笼设有两股独立的轨道线路，每股线上各设两台阻车器和一台销齿进罐推车机。前阻车器(距罐笼较近者)后存放两辆待装罐矿车,后阻车器后存放半列未摘钩矿车。这样布置可充分发挥推车机的调车功能，省去一台列车推车机。同时缩短了调车距离，避免了矿车长距离自溜滑行，使调车平稳迅速。双线存车可缩短存车长度，使井口车场布置紧凑灵活。井口与井底车场出车侧设有交叉渡线道岔，通过能力大且便于不同类矿车编组。井口与井底出车侧车场设有慢动绞车或回柱绞车作为下放长材料等辅助起吊之用，下放的长材料最长为12m。井口房出车侧，设有手动15t单轨行车和15t手拉葫芦，用于更换罐笼及提吊大型设备。操车设备选型：根据国内现有各种操车设备的性能和特点，从使用安全性及先进性出发，并结合本矿具体工艺特点进