采矿工程毕业设计（论文）-袁一煤矿1.8Mta新井设计.docx

2 井田边界和储量2.1井田边界袁店一井拐点坐标见表2-1-1。袁店一井井田范围：西以袁店断层为界，与袁店二井毗邻；东至32煤层-1000m的水平投影线和39467500经线；南从杨柳五沟断层（与五沟煤矿相邻）及10煤层露头线；北到32煤层-1000m的水平投影线和区块登记边界。东西长约6.913.6km，南北宽1.23.4km，井田面积约37.22km2。表2-1-1 袁店一井拐点坐标表2.2.1 井田地质勘探（1）参加资源/储量估算的煤层本次参加资源/储量估算的煤层有8、10等2层。（2）资源/储量估算的范围各煤层资源/储量估算的范围均在袁店一井登记范围之内，具体范围如下：西界：袁店断层为界；东界：各煤层-1000m底板等高线或39467500经线；南界：五沟杨柳断层或各煤层露头线；北界：各煤层-1000m底板等高线或区块登记边界。根据勘探知，井田范围内煤炭资源储量绝大部分属于探明的经济的基础储量（111b），煤层隐伏露头处和断层附近处属于控制的经济的基础储量（122b），高级储量符合煤炭工业设计规范的要求。2.2.2 矿井工业储量矿井工业储量是指在井田范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚的储量。主采8煤层最大煤层厚度为4.41m，最小煤层厚度为2.42m，平均煤层厚度为3.6m；主采10煤层最大煤层厚度为3.40m，最小煤层厚度为1.37m，平均煤层厚度为2.5m；两个煤层全层都在可采范围内。本次储量计算针对8煤层和10煤层，在精查地质报告提供的1：5000煤层底板等高线图上计算，储量计算精确、可靠。计算方法采用地质块段法。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段范围内用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，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。本井田地质块段的划分主要根据煤层倾角大致一致、兼顾煤层厚度基本稳定相等的原则进行，平均每个块段内有4个钻孔，且每个块段都不少于2个钻孔，块段的划分如图2-2-1所示。图2-2-1 主采煤层地质块段划分示意图煤炭工业设计规范，求得以下各储量类型的值：（1）矿井地质资源量矿井地质资源量可由下式计算： （2-2）式中： 矿井地质资源量，Mt； 煤层平均厚度，m； 煤层真实底面面积，m2； 煤的容重，t/m3。煤层地质储量计算块段面积倾角煤厚容重块段储量煤层储量总储量1014.837.642.50 1.3816.8127485.614 208.89826.799.212.50 1.3823.7314337.3612.712.50 1.3826.0298245.3713.342.50 1.3819.04023814.837.643.60 1.3824.21035123.284 26.799.213.60 1.3834.1732637.3612.713.60 1.3837.4829445.3713.343.60 1.3827.41793（2）矿井工业储量矿井工业储量由下式计算： （2-3）式中：Zg 矿井工业资源储量，Mt；Z111b 探明的资源量重经济的基础储量，Mt；Z122b 控制的资源量中经济的基础储量，Mt；Z2M11 探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z2M22 控制的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z333 推断的资源量，Mt；K 可信度系数，取0.70.9，地质构造简单，煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7。根据本矿实际条件，取0.9。根据勘探地质报告，本矿井地质资源分类见表2-2-2。表2-2-2 地质资源分类表则矿井的工业储量为：（Mt）。2.2.3 矿井可采储量矿井设计资源储量按下式计算： （2-4）式中： 矿井设计资源储量，Mt； 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。由于矿井断层较多，落差较大，按矿井工业储量的5%计算。则：=208.90-208.905%=198.46（Mt）。矿井设计可采储量由下式计算： （2-5）式中： 矿井设计可采储量，Mt； 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； 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：=(198.46-198.462%)0.75=145.87Mt）。2.2.4 工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范的规定，井型的不同则工业广场的面积也不同，详情见表2-2-3； 由第5-22条规定可以看出工业广场面积选择为0.8-1.1平方公顷/10万t。从第三章可以看出本矿井初始设计能力为1.8Mt/a，工业工场目前所选尺寸为400m500m的矩形。初步确定工业广场的中心位置布置在，井田走向中央附近，又由于该矿井的断层较多，所以在煤层倾向方向偏下布置工业工厂，其中心处埋藏深度为-600m，该处表土层厚度为260m，煤层的平均倾角为11左右，主井、副井和中央风井以及地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留维护带，宽度为15m。本矿井的地质条件、松散层移动角和基岩移动角见表2-2-4。表2-2-3 工业广场占地面积指标表2-2-4 岩层移动角由上述条件，利用垂直剖面法，可以做出工业广场保护煤柱的尺寸，如图2-2-2所示。图2-2-2 工业广场保护煤柱尺寸本井田开采两层煤，需设两层保护煤柱。由Acad测出两层梯形保护煤柱的面积分别为1.53km2和1.42km2，则两层保护煤柱的实际面积分别为：工业广场保护煤柱量由下式计算： （2-6）式中：Z工 工业广场保护煤柱量，Mt；S 工业广场压煤面积，km2；M 煤层厚度，10煤平均厚2.5m，8煤平均厚3.6m；R 煤的容重，本井田的煤层为1.38t/m3。则，压煤量为：3 矿井工作制度、设计生产能力与服务年限3.1 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范相关规定，确定矿井年工作日330d，工作制度采用“四六”制，每天四班工作，每班工作6小时，其中三班生产，一班检修，矿井每天净提升时间为16h。3.2 矿井设计生产能力从矿山生产规格知道，矿山设计及生产能力，以反映矿井综合指数的能力。矿井所以合理科学的设计产能，可以有效地取得了良好的经济效益。投资煤矿，以实现良好的投资回报，就必须构建井田，煤层条件，地质储量和煤质的详细分析。同时，也为产能，该矿不同类型井的使用寿命，经济分析和预测等指标采场开采区。通过以上分析认为：本井田煤层开采条件在华东地区属于一般，地质构造属中等偏复杂，储量较丰富，矿井初步定为高瓦斯矿井，水文地质条件为中等，其它开采技术条件相对较简单，具备建设大型矿井的条件。本矿井的设计生产能力可以为1.5Mt/a或1.8Mt/a，对两种生产能力做深入分析，生产能力1.5Mt/a时，矿井服务年限偏长，矿井投资与生产能力为1.8Mt/a相差不大。因此，工作面单产受到限制，工作面没有达到最大能力，相应的吨煤投资高，经济效益差；生产能力1.8Mt/a时，服务年限适中，矿井保产、达产容易，收支比大，可获得较好经济效益。综合分析，将矿井设计生产能力定为1.8Mt/a。具体分析如下：（1）8，10煤层为主要开采煤层，煤层8、10煤层平均厚度分别为3.6m、2.5m，煤层结构较简单，赋存较稳定，具有可靠且较丰富的储量，可以保证工作面及采区的正常接替。（2）首采块段经三维地震勘探，地质构造复杂，褶曲、断层发育，水文地质条件中等，可以布置综采工作面，但工作面连续推进长度较小，工作面搬家频繁，影响工作面产量，矿井生产能力不宜过大。（3）随着综采技术的不断发展，装备和管理水平的不断提高，工作面单产会有所提高。参照相邻矿井临涣、海孜、童亭生产现状，综采工作面单产一般为85100万t/a左右。（4）从矿井万吨掘进率等经济指标来看，1.8Mt掘进率低，吨煤投资低，经济效益较好。（5）井田范围内村庄多达39个，村庄搬迁速度快慢及难易程度对矿井生产能力影响很大。（6）本矿井地处华东，交通运输方便，市场广阔，销路好，宜适当加大开发强度。综上所述，从煤层生产能力、工作面生产能力、储量潜力、综合效益、煤炭销路等多方面分析，矿井生产能力为1.8Mt/a。具有万吨掘进率低、吨煤投资低、经济效益较好、利于矿井达产和稳产等优点，因此设计推荐矿井设计生产能力为1.8Mt/a。3.3 矿井设计服务年限探矿权范围矿井服务年限计算如下：式中：T 矿井服务年限，a；Zk 矿井可采储量，145.87Mt；A 矿井设计生产能力，1.8Mt/a；K 矿井储量备用系数，一般取1.31.5，本井田由于地质勘探较细致，煤炭储量分布均匀，故取1.4。则：T=145.87/(1.801.4)=57.9（a）经计算，矿井生产能力1.8Mt/a，矿井服务年限为57.9a。其中-600m水平以上服务年限为29a。4井田开拓4.1 井田开拓的基本问题井田开拓主要是为在井田范围内合理的布置大巷，为了以后的开采做好准备工作。所以井田开拓一般情况下会实现确定好大致的提升、运输、排水、通风、排矸等生产系统。同时在井田开拓过程中也主要确定了大巷的布置形式，开采水平的确定，井底车场的形式，巷道连接，开采部署等。所以井田开拓的主要内容就是井下巷道的形式、数量、位置以及相互联系和配合。合理的开拓方式会对整个矿井的建设生产产生长久的影响，也往往会决定矿上生产的效益。为了选出合理的开拓方式，往往要对不同的开拓方式进行经济和技术上的比较井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究确定要探讨的问题，要依据国家政策，综合考虑地质，开采技术等多方面的条件，经过综合比较，以确定一个合理的解决方案。在探索解决问题应遵循以下原则：（ 1 ）实施有关煤炭技术产业的国家政策。早在煤炭，煤还是不错的，创造高产高效的条件。减少在保证生产的可靠和安全的条件下开拓工程。特别是在早期建设工程，节约基建投资，加快矿山建设。（ 2 ）合理的重点发展的部署，简化生产系统，以避免产生分散，使生产的合理浓度。（ 3 ）国家资源的合理开发利用，减少煤炭损失。（ 4 ）必须实现煤矿安全生产的有关规定。要建立和完善通风，运输，供电系统，创造良好的生产条件，降低巷道维护，因此主要巷道保持良好状态。（ 5 ）为适应技术和设备供应国目前的水平和采用新技术，新工艺，采掘机械化的发展，综掘机械化和自动化创造了条件。（ 6 ）根据用户需求，应考虑到不同种类的煤，煤层被开采，以及全面的挖掘等人体有益的矿物质。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：（1）袁店一井主要位于袁店惊天的东部地区，在其北侧主要是临涣矿区。井田断层较多，且断层的落差也比较大，由于这些断层的影响是整个矿井煤层呈现梯形块状分布。且快与快之间高差也比较大（2）本井田可采煤层为8煤层，10煤层，8和10煤层之间的间距为67116m，平均煤层间距大约80m。根据各开采煤层厚度，设计开采时，可以先开采8号煤层再开采10号煤层。（3）用为了合理布置井开拓巷道，井底车场和硐室为了能够长期使用，减少维护费，所以合理的选出井底车场的层位也至关重要。根据地质综合柱状图和钻孔资料，32煤层底板下3050m有一层灰白色中、细粒（K3）砂岩，厚度一般10m左右，8煤层底板15m左右有一层厚10m左右的砂岩，岩性较好，均可作为车场层位。（4）若矿井存在太灰水等状况应该首先考虑，井底车场和大巷的布置位置应该合理，防止发生透水事故。（5）工业广场即井口附近尽量减少压煤量，应该适当地选择合适的位置，选择压煤较少的位置，并且保持和村庄的距离，避免不必要的冲突。（6）工业广场应该设置在铁路和公路附近，一方面建井初期方便设备和材料的运输，另一方面后期的煤炭运输也比较方便。而且交通便利也有利于职工人员的工作环境开拓方式的选择：井田范围内地形平坦，煤层赋存较深，煤系地层全部被上第三系和第四系新生界松散层覆盖，井筒需采用特殊方法施工，故设计采用立井开拓方式。4.1.1 井筒形式、位置及数目的确定（1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般在掘进过程中平硐最容易掘进，斜井次之，立井最复杂。其各自的优缺点及适用条件见表4-1-1。本井田煤层平均倾角为10，为缓倾斜煤层，煤层埋藏较深，为-250-1000m。由于本矿井位于平原地区无法进行平硐的掘进，所以不考虑平硐开拓；该矿井埋藏较深且井下断层较多，而斜井井筒线路太长，维护也十分困难，加上表土层较厚，为200270m，井筒还需特殊施工，瓦斯含量大，需要井筒有较大的通风断面，所以斜井开拓不合适。井田范围内地形平坦，煤层赋存较深，煤系地层全部被上第三系和第四系新生界松散层覆盖，井筒需采用特殊方法施工，故设计采用立井开拓方式。表4-1-1 井筒形式比较（2）井筒位置的确定选择井筒位置应有助于降低初始巷道工程，缩短施工时间，减少占地面积，降低运输成本，节省投资。应该是有利于快速生产矿山和矿山通常成功，提高技术和经济效益。因此，井筒位置的确定原则为：1） 沿井田走向的有利位置 井筒的位置布置往往掘定了矿井通风系统和运输系统的路线长度，所以在布置井筒时，也该首先考虑煤矿井筒两侧的煤量的多少和两边的距离大小。若是井田形状比较规则，储量也分布的比较均匀时。井田走向中间的位置无疑是井筒的最好位置。若是该矿井的井田储量分布不均匀，则储量中央位置是井筒优先选择位置。这样的布置方式不仅仅可以使两翼的储量比较均匀，也使得井田在走向上的运输量最小，运输费用最少；在通风上这种布置也使得井田的通风线路较短，通风阻力也比较小；在产量方面，两翼的开采年限也比较相近，这种开采形式也有利于才去的接替。而对于本矿井而言，虽然本矿井煤层被划分为四大块，但是在整体上也是比较规则的，储量分部也是比较均匀的，所以初步确定井筒位于井田走向方向的中间位置。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置对于立井开拓而言，当井筒位置位于井田前部的时候，往往意味着后期要掘进大量的石门，或者需要很长的暗斜井连接。但是在矿井建设初期，第一水平的建设较快，且花费较少；当井位于倾斜方向的中间时，所需掘进石门的长度较短，在石门上的运输费用也会减少。当井筒的位置位于深部时，所需掘进的石门长度较长，运输费用也会因为这些而大大的增加，同时加大了通风的难度。但是这种在井田深部掘进可以某一方面避免煤系基底的含水层，减少水危害。也使得深部开采比较容易。若是从煤柱损失上去看的话，若井筒的位置是位于煤层倾向上部的话，井筒的压煤量越小的， 越是深部，煤柱尺寸越大。结合井田具体条件，有两条大断层位于井田走向中央，其中一条将井田分为东西两个部分，另一条从井田倾斜方向的深部延伸至中部，因此，为使石门工程量少、少压煤、有利于第一水平的开采且避开断层的影响，将井筒设在井田倾向方向的偏上位置。（3）井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一个主立井和一个副立井。又因为本矿井为高瓦斯矿井，需要两个专门的回风井。矿井设计能力：本矿井设计能力大，需要专门煤炭提升井、辅助运输提升井及专用回风井方能满足矿井正常生产要求。主井采用箕斗提升：主井内装备1套16t提煤箕斗。辅助运输方式。矿井采用蓄电池电机车拉1.5t矿车运输。副立井装备一套1t双层四车罐笼（一宽一窄），以满足提升材料和提人的要求。矿井开拓布置。矿井移交时布置一个中央风井和一个南风井以满足通风要求，中央风井主要承担东翼各采区及井底车场硐室的通风任务，南风井主要承担西翼各采区的通风任务。前、后期井筒个数与位置，根据以上分析，矿井初期移交生产时在主工业场地设3个井筒，分别为主、副、风，在井田边界设一回风立井，即南风井。4.1.2 工业广场的选择工业广场的位置选择在井田中央，广场中心处煤层埋深为-600m，广场内布置主副井和风井。由表2-2-3工业广场占地面积指标表及说明书2.2.4节的计算，确定工业广场的形状为400500m的矩形，长边沿煤层倾斜方向，占地面积为20公顷。4.1.3 阶段划分和开采水平设置影响水平划分的主要因素：（1）高倾角断层将本井田分割不规则台阶状，总体南部较浅，然后往北煤层埋深逐步加深。煤层埋藏深度一般为-250-1000m。（2）该矿井水平的划分受到断层的影响较大。受褶曲影响的情况郊县（3）井田内煤层倾角平缓，一般513，但个别块段因受断层及褶曲影响，煤层倾角加大，达1520左右。（4）本井田煤层勘探深度为-1000m，开采上限为各煤层防水煤柱，一般为-260m到-350m左右。根据以上影响因素，结合开拓开采布置，本井田-1000m以上采用两个水平进行开拓。水平标高的确定：（2）水平标高方案选择本矿井主采煤层为8煤和10煤，两煤层均属缓斜煤层，平均倾角为10，煤层有隐伏露头，在-250m处，开采煤层埋藏最深处达-1000m，煤层垂直高度达为750m。根据煤炭工业设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350m，针对于本矿井的实际条件，决定煤层的阶段垂高为300m左右，设两个阶段，两阶段的斜长分别为1024m和1117m，设2个开采水平。部分块段可能受断层限制设一个水平。本矿井的煤层倾角较小，-250m-1000m煤层，倾角平均为515。本矿井的瓦斯含量较高，涌水量较大，在下山开采时有较大技术上的缺点，需要做好通风和排水措施；下山的阶段垂高为200m，倾斜长度7641117m，与上山阶段相比均较小，且下山阶段的服务年限较短，减小了下山开采带来的缺点。4.1.4 煤层间的联系方式及主要开拓巷道（1）煤层间的联系方式本矿井主采煤层为8煤和10煤，两层煤的垂直间距为80m，不属于近距离煤层群，但是间距也不是很大，两煤层间的联系有两种：一是两煤层均布置大巷，大巷通过石门与开采水平的井底车场相连通，两煤层不直接连通；二是8煤不单独布置大巷，而是在下部的10煤中布置大巷，通过石门将两煤层与井底车场相连通，且两煤层直接连通。由上述分析，煤层间的联系方式形成了两种方案，一是分层大巷，二是集中大巷。（2）主要开拓巷道开采水平的井底车场布置在地面工业广场的垂直正下方，由留设的安全煤柱进行保护，车场的维护容易，服务年限有保障。1）大巷数目的确定由于本矿井旨在设计为现代化大型矿井，主运输大巷采用胶带输送机运输。辅助运输采用双轨轨道大巷，另外为了防止瓦斯带来的危险专门设置了一个回风巷。因此，本矿井需要一条运输大巷、一条轨道大巷和一条回风大巷。2）大巷位置的选择大巷布置位置有两种方式：一是煤层大巷，二是岩层大巷。其各自的优缺点见表4-1-2。表4-1-2 大巷布置位置比较本井田煤层赋存条件中等，褶曲较小，断层较多，若采用煤层大巷则巷道维护及其困难，所以在大巷的选择的时候首先排除煤层大巷，选用岩层大巷。采用2个水平开拓，一水平标高-600m，二水平标高-800m。井底车场层位为51煤层顶板砂岩。井口位于井田中部，以-600m水平大巷双翼开拓。初期开采东翼工业场地煤柱附近的浅部煤层。若布置大巷，则大巷选择距煤层底板20m处的细砂岩中较为合适，巷道的维护简单，维护费用低。3）大巷间距考虑大巷服务年限长，经计算，大巷间距取35m，大巷两侧煤柱各取50m。4.1.5 矿井开拓方案比较（1）开拓方案的提出根据本章前几节的分析，现提出四种在技术上可行的方案，如下图所示。具体方案为：方案一，立井两水平暗斜井延深集中岩石大巷采用2个水平开拓，一水平标高-600m，二水平标高-800m。三条大巷均布置于10煤底板岩层中。井口位于井田中深部，以-600m水平大巷双翼开拓。一水平与二水平通过暗斜井连接，初期开采东翼工业场地煤柱附近的浅部煤层。方案二，立井两水平暗斜井延深分层岩石大巷采用2个水平开拓，一水平标高-600m，二水平标高-800m。在10煤和8煤底板岩层中均布置三条大巷。井口位于井田中深部，以-600m水平大巷双翼开拓。初期开采东翼工业场地煤柱附近的浅部煤层。方案三，立井两水平立井延深集中岩石大巷采用2个水平开拓，一水平标高-600m，二水平标高-800m。井底车场层位为10煤层底板砂岩，三条大巷均布置于10煤底板岩层中。井口位于井田浅部，以-590m水平大巷及石门分东、西两翼开拓。初期开采工业场地煤柱附近的浅部煤层。方案四，立井两水平立井延深分层岩石大巷采用2个水平开拓，一水平标高-600m，二水平标高-800m。两水平通过立井连接，井底车场层位为8煤层底板砂岩，在10煤和8煤底板岩层中均布置三条大巷。井口位于井田浅部，以-600m水平大巷及石门分东、西两翼开拓。（2）粗略的技术经济比较所提的四个方案中，井筒位置、数目、断面形式和井筒配置，运输大巷、轨道大巷、回风大巷的长度、断面形式和巷道配置总体一致。区别在于二水平的开拓延深方式和两煤层间的联系方式不同而引起的部分基建费用和生产费用不同。方案一和方案二的区别在于，方案一将大巷布置在下部10煤底板岩层中，上层8煤不布置大巷，而是通过采区石门将两层煤联系起来，这一方面减少了大巷的岩石工程量，另一方面却增加了采区石门的岩石工程量。矿井总体采用带区式准备，分为3个采区和6个带区，采区石门的工程量并不大。矿井的三个井筒均布置在井田中部地区，使两种方案的大巷均位于井筒倾向的下部，因而方案二的大巷工程量大于方案一。方案一比方案二多出的岩石工程量为采区石门；方案二比方案一多出的岩石工程量较多。粗略估算后认为：方案二比方案一多出的费用较大，总体岩石工程量也较大，增加了矿井矸石的排放，且方案二多开凿三条大巷，使护巷煤柱量增多。故在方案一、二中暂取方案一。方案三和方案四的区别与方案一、二的区别基本相同，不同点在于，方案一、二采用暗斜井延深，方案三、四采用立井延深。粗略估算后认为：方案四比方案三多出的费用较大，总体岩石工程量也较大，增加了矿井矸石的排放，且方案四多开凿五条大巷，使护巷煤柱量增多。故在方案三、四中暂取方案三。（3）详细的经济比较对方案一和方案三的建井工程量、生产经营工程量、基建费和生产经营费分别计算，计算结果见表4-1-3表4-1-5，并汇总于表4-1-6中。在详细的经济比较中需要说明以下几点：1）矿井通风前期为中央分列式通风，即采用南翼风井进行通风，后期采用中央并列式通风，采用中央风井通风。2）三条大巷的断面不同，大巷的掘进费用按平均掘进费用计算。3）详细经济比较仅针对两方案中主要的工程部分，细微工程量不做比较。4）项目经济计算中所用的基建费用单价和生产经营费用单价出自同一时期同一来源，且均为最新标定价格。由详细的经济比较结果可知，方案三无论是基建工程费还是生产经营费都高于方案一，总费用高出12.56%，尤其是生产经营费，高出13.52%，方案三在经济方面具有明显的劣势，而且方案三基建工程量大，不利于水平的接替。经过综合的技术经济比较确定采用方案一，即立井两水平暗斜井延深集中岩石大巷开拓方式。表4-1-3 基建工程量表4-1-4 基建费用表表4-1-5 生产经营费表4-1-6 费用汇总表项目方案一方案三费用（万元）百分率（%）费用（万元）百分率（%）基建工程费9883.5910010902.09112.10生产经营费49483.1210053732.99108.58总费用59366.7110064635.08108.874.2矿井基本巷道4.2.1 井筒该矿有四个井筒，分别为主井，副井，中央风井，南翼风井。 （1）主轴 以及坐落在井田行业的主要广场，主要负责矿区1.8百万吨/煤炭运输。有两个以上的井眼用绳子重16吨侧卸式跳跃;井用混凝土支护，直径6.5米，净断面积33.18平方米;混凝土井为450mm，充填混凝土厚为50mm，枯燥的头发部分44.18平方米的壁厚;双方绳罐道;升级每天16小时。井筒断面布置如图4-2-1所示，井筒特征见表4-2-1。（2）副井达副井位于中央广场产业，主轴位于大约180米，采取整体矿石材料，人员，设备和其他辅助煤矸石升级任务。井筒双桶配备了许多绳索1吨四辆车和狭窄的笼子1T矿车双笼与四车宽的配重;安装行人梯子间，有足够的安全间隙;配备了一趟水，排水主干道路和两倍的电源线。井用混凝土支护，直径7.2米，净断面积40.71平方米;基岩井段管壁厚度为500mm，枯燥的头发区域66.47平方米;表土段井壁厚10001400毫米，枯燥的头发区域78.54平方米。井筒断面布置如图4-2-2所示，井筒特征见表4-2-2。（3）中央风井井田位于中央工业广场，与主轴的约240米的距离，和辅助轴约95米，负责全矿回风使命的距离。井筒装备玻璃纤维梯作为安全出口之间。井用混凝土支护，直径6.0米，净断面积28.27平方米;混凝土墙的厚度基岩段400毫米的，枯燥的头发客区36.32平方米;上覆岩层段600毫米，混凝土填充400毫米壁厚，枯燥的头发区域50.26平方米的混凝土墙的厚度。井筒断面布置如图4-2-3所示，井筒特征见表4-2-3。（4）南翼风井井田位于南翼，井田附近，负责回风团矿南部采区，中央风井段相一致的上边界。井筒装备玻璃纤维梯作为安全出口之间。井用混凝土支护，直径6.0米，净断面积28.27平方米;混凝土墙的厚度基岩段400毫米的，枯燥的头发客区36.32平方米;上覆岩层段600毫米，混凝土填充400毫米壁厚，枯燥的头发区域50.26平方米的混凝土墙的厚度。井筒断面布置如图4-2-4所示，井筒特征见表4-2-4。根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合煤炭工业设计规范和煤矿安全规程的规定。4.2.2 井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由运输大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采区。（1）井底车场的形式和布置方式连接到主矿井底部，井下井筒提升一批重大交通运输巷道巷道和室一般。它与井筒提升和地下交通两种生产工艺联系在一起，正如煤矸石提到，切割，通风，排水，供电，电梯维修人员等工作，是总的地下交通枢纽。根据煤炭工业设计规范4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较后确定，并符合下列规定：根据矿井开拓方式，主井、副井、风井和大巷的相对位置关系，确定采用环形斜式井底车场。该车场利用主要运输巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小。井底车场布置如图4-2-5所示。（2）调车方式矿井的煤炭运输在运输大巷，不需要轨道调车，调车方式仅为矸石、材料等的调车。右翼的重列车靠电机车牵引驶过道岔N1驶入调车线11，电机车摘钩，继续行驶，驶过道岔N2，经错车线过道岔N1回到列车尾部，将列车顶入副井重车线7。然后，电机车经道岔N2、N3和绕道回车线10进入副井空车线8，牵引空列车经绕道回车线10和道岔N3驶出井底车场进入矿井右翼。左翼的重列车靠电机车牵引驶过道岔N2驶入调车线11，然后顶推列车进入副井重车线7。然后，电机车经道岔N2、N3和绕道回车线10进入副井空车线8，牵引空列车经绕道回车线10和道岔N4驶出井底车场进入矿井左翼。（3）硐室井底室有：井底煤，中央碉堡，主变电所，主排水腔，底水储存，仓库斜皮带输送机，斜底清理，爆炸材料库之间的防火材料库，候车室，急救室，摩托车维修，装载输送机巷等。主井井底掩体掩体垂直圆形横截面，位于巷道带的下部， 8.0米的煤仓直径，高效率的煤炭装载高度30m时， 2000吨计算燃油量的主轴侧。1000吨/小时皮带输送机运输能力。根据经验设计和规范，我们知道满足要求的能力;利用掩体外套布局，通过清洗倾斜清理。主变电站：主变电所和通道组成，结合主排水泵站布局，采用混凝土砌碹支， 4.6米，净断面15.2平方米，腔长为60m巷道净宽。排水系统：安排在西部，距主排水泵站，管道路，水蓄冷，水蓄冷清理斜巷等，共有六个主要排水泵站的泵内，排水预留泵2的位置，蓄水8小时正常用水流入容量设计，蓄水净截面9.5平方米，蓄水总长度517.7米，与4296.9立方米的总容量。油底壳蓄水仓库的底部和外部的水组成，当水池清洁，正确使用另一个蓄水，采用机械清洗方法蓄水。保安人员和设备，以满足泵站，毗邻轴底板高程小于0.5m高中央泵房，以及辅助轴管通道连接，连接点高程比泵房底板标高13.4米更高。井底车场巷道煤层和商会安排谷底，除了煤仓，箕斗装载室，中央变电所，主排水泵站，蓄水和其他地下洞室拱混凝土支架，锚杆，铁丝网，喷浆的方式休息。4.2.3 主要开拓巷道开拓大巷共三条，分别为辅助运输轨道大巷、胶带运输大巷和回风大巷。三条大巷均布置在下部10煤底板下方10m的砂岩中，大巷水平间距30m。大巷坡度在3以内，大巷断面半圆为拱形，采用锚索喷支护，运输大巷和轨道大巷喷射厚度为150mm，回风大巷喷射厚度为100mm。运输大巷掘进宽度为5100mm，高度为4000mm，设计掘进断面17.48m2；轨道大巷掘进宽度为5500mm，高度为4350mm，设计掘进断面20.7m2；回风大巷掘进宽度为4800mm，高度为3900mm，设计掘进断面为16.25m2。运输大巷、轨道大巷和回风大巷的断面特征如图4-2-6、4-2-7和4-2-8所示，断面参数见表4-2-5、表4-2-6和表4-2-7。图4-2-1 主井井筒断面布置图表4-2-1 主井井筒特征表图4-2-1 副井井筒断面布置图表4-2-2 副井井筒特征表图4-2-3 中央风井井筒断面布置图表4-2-3 中央风井井筒特征表图4-2-4 南风井井筒断面布置图表4-2-4 南风井井筒特征表图4-2-5 井底车场布置图图4-2-6 运输大巷断面图表4-2-5(a) 运输大巷断面特征表表4-2-5(b) 运输大巷每米工程量和材料消耗量表图4-2-7 轨道大巷断面图表4-2-6(a) 轨道大巷断面特征表表4-2-6(b) 轨道大巷每米工程量和材料消耗量表图4-2-8 回风大巷断面图表4-2-7(a) 回风大巷断面特征表表4-2-7(b) 回风大巷每米工程量和材料消耗量表 5准备方式采区巷道布置5.1 煤层的地质特征为了能尽快使矿井达到投产，资金早回笼，解决前期资金短缺的现状，所以首采区的选择至关重要。首采区的选择应该符合以下几点：地质构造相对简单，储量较高，煤层厚度较为合适，距离井底车场距离较近，开采条件好。然后首采区也应该选择瓦斯比较好治理的，初期工程量少。建井工期短，而且具有一定的开采储量，能够保证工作面及采区正常接替。而本矿井首采区选在西二采区的8201工作面，其设计如下5.1.1 采区位置及形状面积西二采区位于井田南部，F4断层西侧，在西二采区东部是为井底车场，大巷自采区石门至采区上山长度约1008m，大巷距离相对来说较短，对应的开采标高为-350m-600m，地面平均标高为+28m。西二采区为一较规则的近似矩形，北部较为突出，不易开采，南北倾斜宽度约840m，东西走向长度为26002800m，平均为2700m。5.1.2 采区煤层特征8煤下距铝质泥岩底板25m左右，煤层厚2.424.41m，平均3.60m，为厚煤层。煤层原生结构较简单，多以单一煤层出现，少部分含12夹矸，夹矸为泥岩、炭质泥岩。煤层顶、底板以泥岩为主，砂岩次之，少量粉砂岩，砂岩分布无明显的规律性。煤层倾角平均为12，赋存稳定；煤的容重为1.38t/m3。5.1.3 煤层顶底板构造情况老顶：共有33个钻孔见老顶，占见8煤钻孔的44%。岩性为细砂岩、中砂岩。厚度为3.1528.38m，平均8.20m。直接顶板：有71个钻孔过直接顶，占见8煤钻孔的94.7%。多数为复合顶板，岩性为泥岩、粉砂岩、细砂岩、煤。厚度024m，其中06-9孔为断层破碎带，04-82、04-66孔为风化带岩石。伪顶：有6个钻孔见伪顶，占见8煤钻孔的8%。岩性为泥岩、炭质泥岩，个别孔为粉砂岩、细砂岩。厚度0.190.68m，平均0.40m。直接底：有15个钻孔见直接底，占见8煤钻孔的22.7%。岩性为泥岩、炭质泥岩。厚度0.141.98m，平均0.70m。老底：岩性以泥岩为主，占76%；其次为粉砂岩、细砂岩，细砂岩占12%，粉砂岩占10.7%。另外06-9孔为断层破碎带。5.1.4 水文地质西二采区位于F4大断层西侧，其地下水的补给、迳流、排泄条件必然受F4及断层的限制。8煤底板埋深263.15966.95m，平均581.90m，隔水层厚度5.8165.65m，平均31.70m。岩性以泥岩、粉砂岩、铝质泥岩为主，局部夹薄层砂岩，在8煤下7.9029.20m，平均16.8m普遍有02层铝质泥岩，厚度09.55m。铝质泥岩岩性特征明显，层位、厚度稳定。该层（段）岩性致密，隔水性能较好。5.1.5 地质构造采区内地质构造简单，没有明显的背斜和向斜，走向均为南北方向，从整体上看，煤层底板有小的波动，局部变化较小。经初步勘探无断层，具体有待开采过程中确认，煤层赋存情况较好。5.2 采区巷道布置及生产系统5.2.1 准备方式的确定首采区位于井田南翼，倾角较大，平均12，加上瓦斯含量和涌水量较大，不宜采用带区式准备，故准备方式选用采区式。采区走向长度26002800m，不是很长，可以采用单翼准备。通过上述分析知，确定首采区内准备方式为采区上山单翼式准备。采区内有两层煤，为8煤和10煤，两煤层间距80，不宜采用联合准备，且现今准备方式趋向于单层准备一矿一面即满足产量，故采用单层准备方式。5.2.2 采区巷道布置首采区的设计参数为：（1）采区煤柱通风采用一进一回的布置方式，每个工作面布置两条平巷，每侧布置一条，下部为进风平巷兼做运煤巷，上部为回风平巷兼做辅助运输巷。由于首采区采用单翼式准备，为便于工作面的接替以及使采掘之间的影响降至最低，采用双巷掘进方式掘进区段平巷，双巷间留15m宽的区段煤柱，每个100m开掘联络巷将本区段的运输平巷与下区段的回风平巷联系起来。当上山掘进完成构成风路以后再掘进区段平巷。采区边界煤柱定为10m。（2）区段要素首采区为西二采区，形状比较规则除北部较为倾斜，南北倾斜宽度约840m，东西走向长度为26002800m，平均为2700m；采区内可布置4个工作面，工作面倾斜长度为180，走向长度为26002800m；采用双巷掘进，区段煤柱宽15m，运输平巷和回风平巷宽度为4.6m，高为3.3m，则区段倾斜长度为205m。（3）开采顺序首采区内开采两层煤，准备方式采用分层准备，故先采上方的8煤，后采下方的10煤，在开采8煤的同时准备出10煤的准备巷道，待8煤开采即将完毕时开采10煤。由于采用双巷掘进，采区内区段间可采用顺序式接替，各工作面的接替顺序是8201820282038204。（4）采区通风采区内各工作面采用一进一回U型通风系统，即由工作面下方运输平巷进风，上方轨道平巷回风。（5）采区运输铺设B =千毫米皮带输送机，通过溜煤带式输送机巷采区运输段将运输煤炭运到山上，然后输送到采区煤仓，由大矿区带式输送机石门车道将煤炭运至中央掩体，然后通过斜皮带输车送机通采过提升至地面风飘主轴煤炭运输煤炭的煤仓，终于。用矿车运输物料从井底下了区辅助运输，通过矿区院子里的下部轨道大巷，然后在通过轨道绞车牵引上山，采场采区后院随荡，最后运到脸上。采区巷道布置如图5-2-1所示。图5-2-1 采区巷道布置图5.2.3 采区准备巷道由于首采区内8煤的直接顶板为厚度平均7.27m的泥岩，上山布置在煤层中较难维护，且首采区的服务年限在7年左右，首采区内上层8煤的服务年限在3年左右，服务年限较长，故上山不宜采用煤层巷道，应选用岩层巷道。查地质综合柱状图知，在8煤底板下方处有一层厚度为大的粉细砂岩，其抗压强度较大，若上山布置在此处，则上山的维护容易，故将上山布置在8煤底板下方的粉细砂岩中。由于矿井瓦斯含量大，为满足通风要求，通常布置2条上山，分别为轨道上山、运输上山。但是对于首采区，由于利用南翼风井通风，所以布置两条上山，巷道断面如图5-2-2和5-2-3所示。图5-2-2 运输上山巷道断面图图5-2-3 轨道上山巷道断面图5.2.4采区生产系统采区生产系统包括运输系统、通风系统、瓦斯抽放系统、排矸系统、供电系统、排水系统、灭尘系统、防灭火灌浆系统等，具体设计如下（1）运输系统运输系统包括运煤和运料系统。1）运煤系统煤由工作面刮板机区段运输平巷溜煤眼采区运输上山采区煤仓采区运输石门一水平运输大巷中央煤仓上仓带式输送机斜巷井底煤仓主井地面。2）运料系统工作面设备材料经副井运至井底车场，经材料车线、轨道大巷至轨道上山，再由采区车场到工作面回风平巷最终到达工作面。运输路线如下：地面副井井底车场轨道大巷采区轨道石门采区下部车场轨道上山采区车场工作面回风平巷工作面。（2）通风系统西二采区8201工作面通风路线如下：新鲜风：主、副井运输大巷、轨道大巷采区运输石门、采区轨道石门采区运输上山、采区轨道上山8201工作面区段运输平巷8201工作面。污风：8201工作面8201工作面区段轨道平巷采区回风石门南翼回风大巷主回风石门南翼风井地面。通风系统风路流程如图5-2-4所示。图5-2-4通风系统风路流程图（3）瓦斯抽放系统工作面瓦斯抽放采用上隅角埋管抽放、顺层钻孔抽放、顶板走向孔抽放和千米定向钻孔抽放等方法抽放瓦斯，工作面瓦斯抽放率设计为50%。采用2台2BEY-67型水环真空泵抽采泵，吸气量415m3/min，1台使用，1台备用，配560KW电机。瓦斯抽放管路系统是：8201区段轨道平巷采区回风石门南翼回风大巷南翼回风井地面（4）排矸系统大巷和上山均布置在岩层中，产生大量矸石需要有良好的排矸系统。在掘进大巷时，运输大巷和轨道大巷产出的矸石直接由矿车运至井底车场，通过副井提升至地面；回风大巷产出的矸石则通过大巷间的联络巷运至运输大巷再运到井底车场，通过副井提升至地面。掘进上山时，回风上山产出的矸石经联络巷运至运输上山，运输上山和轨道上山产出的矸石由矿车统一运至轨道大巷，再运至井底车场，由副井提升至地面。（5）供电系统地面变电站副井中央变电所轨道大巷采区轨道石门轨道上山采区变电所工作面。（6）排水系统1）轨道平巷排水系统8201轨道平巷（水管）采区车场（水管）采区轨道石门（水沟）轨道大巷（水沟）井底水仓副井地面。2）运输平巷排水系统8201运输平巷（水管）采区车场（水管）采区轨道上山（水沟）采区轨道石门（水沟）轨道大巷（水沟）井底水仓副井地面。5.2.5 采区内巷道掘进方法沿着每一层巷道都成，因为煤炭是相对较软，可用于挖掘设备来代替人工枪挖。通过接触，通过每百米巷道采取双车道，车道。对于掘进机选用AM-50型，采用SEP-160A型装载机，以及SGB-620/40（SDW-40T）型刮板输送机。在隧穿过程可以延长刮板输送机的长度。 使用手推车运送材料和设备。用螺栓保持巷道的稳定性。 隧道通风：使用联系表格通风回路里，独自一人的头段在通过车道挖前使用两个FD-型255KW的当地球迷接触掘进工作面风。矿井通风采用强制通风5.2.6 采区生产能力及采出率（1）采区生产能力采区生产能力是采区内同时生产的采煤工作面和掘进工作面产煤及采区生产系统能够保证的能力，一般一万t/a表示。由于采用综合机械化生产，开采煤层平均厚度2.5，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。1）采煤工作面生产能力采煤机生产能力可由下式计算： （5-1）式中：工作面采煤机生产能力，Mt/a；采煤工作面长度，m；工作面年推进度，m/a；V0=330611980 m/a煤层采高或放顶煤工作面采放高度，m；煤层容重，t/m3；工作面采出率，薄煤层取0.97，中厚煤层取0.95，厚煤层取0.93。已知=180m，=1980m，=3.6m，=1.38t/m3，=0.93，由公式（5-1），可得：=18019803.61.380.9310-6=1.60（Mt/a）则，采煤工作面生产能力为=1.60（Mt/a）。考虑到在开掘时