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采矿工程设计毕业论文1 矿井概况及井田地质特征1.1 井田概况1.1.1 交通位置阳城矿井所在井田为韩岗井田，属梁山煤田的一部分，位于山东省济宁市梁山县东南约25km，行政区划隶属济宁市梁山县、汶上县及泰安市东平县，井田主体位于梁山和汶上两县境内。井田范围：东起F1断层，西至太原组17煤层露头；南起F3断层，北至汶泗支断层，东北角为F2断层。东西宽2.26.7km，南北长10.5km，面积41km2。矿区范围由17个拐点圈定。其地理坐标为：东经11617181162346，北纬354224354834。本区交通方便，位于京沪铁路与京九铁路之间，南有连接京沪、京九、京广三大南北铁路交通干线的新（乡）兖（州）石（臼所）铁路，通过本区西侧兖州车站；铁路可通往全国各地，还可通过石臼港运往海外。煤炭铁路外运十分方便。济（南）菏（泽）高速公路从本区西北穿过，井田东有105国道，井田南侧为汶（上）梁（山）公路，乡村级公路成网。交通位置见图1.1。水路方面，京杭大运河流经济宁市，构成水上运输通道，煤炭可通过水路运往华东省市。本井田经汶（上）梁（山）公路至京杭大运河（后孙）21km，具备水运条件。水路方面，京杭大运河流经济宁市，构成水上运输通道，煤炭可通过水路运往华东省市。本井田经汶（上）梁（山）公路至京杭大运河（后孙）21km，具备水运条件。图1.1 交通位置图1.1.2 地形地貌及水系井田内地势平坦，为黄河冲积平原，井田西北角有一条北东向东平湖大坝将本区分为泄洪区和陆地，泄洪区面积3.5km2，陆地面积37.5km2。陆地标高+38.8041.60m，泄洪区地面标高+37.50+39.20m，东平湖防洪大坝坝顶标高+46.90+47.40m，坝顶面宽20m。井田内地表水系不发育，中部有一条北东向季节性河流，水量受大气降水影响。1.1.3 气象井田气候温和，属北温带季风区，气候变化显著，四季分明，夏季炎热，冬季寒冷，年平均气温13.5，月平均最高气温29，日最高气温41.6，月平均最低气温4.1，日最低气温19.4，年平均降雨量701.9mm。降雨多集中于7、8月，春季雨量少。年平均蒸发量1654.7mm，年最大蒸发量1819.5mm。春、夏季多东及东南风，冬季多西北风，平均风速2.3m/s。历年最大积雪厚度0.15m，最大冻土厚度0.3m。1.1.4 地震根据1990年中国地震烈度区划图（1990），本井田所在地在度分界线上。根据中国地震动参数区划图（GB183062001）确定：本区地震动反应谱特征周期为0.40s，地震动峰值加速度为0.05g。1.1.5 矿区内农业生产、建筑材料等情况区内土地肥沃，生物资源繁多，主要粮食作物有小麦、玉米、高粱、谷子、绿豆、地瓜、大豆、水稻等。经济作物主要有棉花、花生、芝麻、蔬菜、瓜果、花卉、药材等。农业生产中还有花木种植、水产养殖、畜牧等副业。矿井建设中的钢材、木材等材料主要由外地供应，水泥、砖、瓦、砂、石等材料均可由当地或附近解决。1.1.6 区域电源和水源1、电源本矿井所在地区电源充足，周边有济宁电厂、菏泽电厂、邹县电厂等大中型火电厂，220kV、110kV电力网贯穿本矿井周边地区。在矿井西约23km的梁山县有梁山中心变一座，在梁山中心变西南约4km处刚刚建成座220/110/35kV的变电所，220kV电源引自郓城变。在本矿井东约22krn的汶上县有汶上变一座，汶上变北约5km处有中都变一座， 220kV电源引自马青变电所和水浒变电所，有110kV和35kV出线间隔。设计自汶上中都变电所和梁山东南变电所向本矿供电，电源可靠。2、水源据山东省梁山煤田韩岗井田勘探（精查）地质报告，区域内主要含水层有第四系砂层、3煤层顶板砂岩、太原组三灰、十下灰及奥陶系石灰岩。第四系上组含水层具中等富水性，地下水埋藏特征为潜水或弱承压水，补给来源为大气降水和地表水体，水位随季节变化。井田内枯季潜水位埋深11.2011.27m。第四系上组砂层水层是本矿井可选择的水源，但使用第四系浅层水作为供水水源有与农业灌溉及农民争水之虞。矿井井下水经处理后，作为井下消防洒水、黄泥灌浆等工业用水。1.2 井田地质特征1.2.1 地层本区为全隐蔽式华北型石炭二叠系含煤区，地层由新到老为：第四系；二迭系上统上石盒子组、二迭系下统下石盒子组和山西组；石炭系上统太原组、石炭系中统本溪组及奥陶系。1.2.2 地质构造本井田位于鲁西断块北部、汶泗向斜北翼及嘉祥东平地垒北部，为两者的复合部位。井田由于受多期构造运动的影响，褶皱和断裂展布具多样性和切割的复杂性。构造复杂因素以断裂为主，次级褶皱北部也较发育，地层走向以NE为主，倾向SE，倾角1125，局部50。1、褶曲井田北部，即阳城坝断层以北褶曲发育，阳城坝断层南部主要为走向NE的单斜构造，井田内褶曲有侯仓向斜、王楼背斜、屈楼背斜。2、断层井田内断层发育，东、南、北分别被F1、F2、F3、F4及汶泗支断层所截。其中57条小断层，其余67条断层均在3煤底板等高线图上标出，其控制程度按断层走向可分北东、北西及近东西向三组，其中北东向组最为发育，按规模Fl、季庄、阳城坝三条断层在区内延展长，落差大，构成本区断裂主体。全区67条断层按断层落差大小和控制程度分别统计见表1.1和表1.2。落差（m）1000m100m501002550025合 计数 量2133119267表1.1 井田内按断层落差统计表表1.2 井田内按控制程度断层统计见表 控制程度查 明基本查明初步控制合 计数 量29221667井田内断层按其控制程度分为查明、基本查明、初步控制三个等级。查 明：地震反映可靠或少量钻孔穿过。基本查明：地震反映较可靠（A、B级）或地震控制较差（C级），但有钻孔穿过。初步控制：无钻孔穿过，地震反映较差。3、岩浆岩全井田竣工钻孔34个，仅在煤层赋存深部局部地段，Y45、Y65两孔见岩浆岩。其中Y45孔于深937.70m见岩浆岩，厚6.50m。Y65孔浅部于孔深293.50m、334.30m两处见岩浆岩，厚度分别为2.20m、13.40m。由于本区岩浆岩侵入仅在局部，仅两孔揭露，厚度又薄，地震波很难发现，故该井田岩浆岩侵入对3煤层个别点变质程度仅有轻微影响。1.2.3 煤层及其顶底板岩性特征 1、煤层本井田含煤地层为二迭系下统山西组及石炭系上统太原组，含煤地层总平均厚257.00m。共含煤18层，煤层总平均厚18.62m，含煤系数为7.2%。本井田内主要可采煤层为3、16、17煤层，局部可采煤层为2、15下煤层。、3煤层煤层厚4.039.52m，平均厚度7.50m，结构简单，局部含泥岩夹矸1层。偶为炭质泥岩或粉砂岩夹矸。夹矸厚度00.63m，平均厚0.30m。夹矸位于煤层下部，偶出现在上部。煤层可采性指数为1.00，变异系数为16%，属稳定煤层。3煤层直接顶板为泥岩，中部相变为粉砂岩，个别点为细砂岩或中砂岩，偶为炭质泥岩，大多以伪顶形式出现。3煤层底板岩性以泥岩为主，中部局部为粉砂岩，少量为炭质泥岩。、16煤层煤层厚度1.392.35m，平均厚1.72m，局部含泥岩夹矸1层，夹矸位于煤层上部，厚度为00.55m，平均厚0.38m。该煤层分布以井田浅部偏薄，深部较厚。可采性指数为1.00，变异系数为20%，属稳定煤层。顶板为石灰岩（十下），底板为泥岩。、17煤层煤层厚度0.881.20m，平均厚1.02m，多为单一煤层结构，仅中南部Y122、Y123号孔见有0.090.40m的泥岩夹矸，位于煤层中下部。可采性指数为1.00，变异系数为14%，属稳定煤层。顶板为石灰岩（十一），有时相变为粉砂岩，底板为泥岩。2、煤层顶底板条件、3煤层顶底板顶板为泥岩或粉砂岩，上覆细砂岩或中砂岩老顶；底板主要为泥岩，和粉砂岩。、16煤层顶底板顶板为十下灰岩；底板为泥岩或粉砂岩。、17煤层顶底板顶板为十一灰岩或粉砂岩；底板为粉砂岩或泥岩。主采煤层3煤顶底板岩石强度坚硬中等，岩体完整，中等稳定。但在伪顶、伪底分布区，风化带和断层带附近，因裂隙发育，岩石力学强度降低，岩体完整性较差时，则为不稳定。井田工程地质条件中等。1.2.4 水文地质特征1、断层导水性断层导水性取决于诸多因素，首先是断层的性质、落差、断距大小，断层带的物质组成、破碎程度及胶结状态；其次是断层两盘的岩性，主要含水层的富水性，水头值的大小；另外，采掘活动也能改变断层的导水性。井田内钻孔揭露的断层，断点处富水性弱，但当开采煤层与太原组灰岩或奥陶系灰岩对口及接近时，有可能突水，井下采掘时，邻近断层应施工超前探钻，并注意留设安全防水煤柱。2、地下水动态特征韩岗井田基岩地下水与大气降水、地表水、第四系上、中组含水层地下水无水力联系，井田的中部和西部，第四系底部有一层稳定的粘土层分布，第四系下组含水层地下水也与基岩层地下水无直接水力联系。基岩层地下水主要通过井田内部第四系下组古河道砂砾层以及基岩风化带获得补给。钻孔所揭露断层的断点处，均未见漏水，且简易水文消耗量极小，断层导水性差。基岩层地下水获得补给的径流途径长，补给相当不畅，矿井排水将是未来地下水的主要排泄方式。开采3煤层直接充水含水层的主要补给途径是通过基岩风化带从第四系下组，以及因断层从与顶板砂岩对口的石灰岩含水层（主要是三灰及奥灰）获得补给，还有由于断层缩短了三灰、奥灰与3煤底板的距离，这种情况下，断层无疑将成为岩溶水补给顶板砂岩的重要通道。3、水文地质类型井田处于一个半封闭的水文地质单元内有侧向补给的开放块段。第四系松散层中有多层稳定的厚层粘土层；煤系地层又由多层含隔水层相间组成，含水层总厚度小于隔水层，地下水垂直方向渗流差，径流滞缓。地下水径流不畅，补给不良。开采3煤层直接充水水源为顶板砂岩裂隙水，主要补给来源是奥陶系石灰岩水，太原组石灰岩水及第四系下组砂砾层水，途径是通过基岩风化带以及断层带使上下含水层对口相接或相近，渗透补给煤层顶板砂岩含水层。结合3煤层顶板砂岩漏水情况和水文地质试验资料，韩岗井田在开采3煤层时，水文地质条件应属裂隙水矿床简单中等类型。1.2.5 瓦斯、煤尘与自燃1、瓦斯本区在部分钻孔中采取煤层瓦斯进行测试，对25个瓦斯煤样的测试结果为：3煤层瓦斯含量在01.820cm3/g之间，平均为0.466cm3/g，16煤瓦斯含量为0.010cm3/g，17煤瓦斯含量为0，说明本区煤层瓦斯含量相对较低，属低沼气矿井。随着煤层开采深度的加深和断层构造的进一步揭露，瓦斯的涌出量将会相应增高。在以后的矿井生产过程中，要对瓦斯引起足够的重视，防止局部地段瓦斯富集，要采取积极的预防措施，打超前探钻。还要严格加强瓦斯矿井地质工作，及时检测、分析研究并预测各煤层中不同部位瓦斯的变化规律，指导井下作业，确保煤矿安全生产。2、煤尘根据试验结果资料分析，本区各煤层均有煤尘爆炸的可能性。3、煤的自燃根据对煤层自燃取样化验资料，3煤、16煤、17煤均为不易自燃煤。但据临近矿井资料，该区煤层为容易自燃煤层，因本区采样点数量少，代表性差，按容易自燃煤层考虑。1.3 井田勘探程度1、勘探程度评价本井田勘探面积41km2，勘探钻孔34个，钻探工程量24634.80m；其中水文孔5个，工程量3027.00m，平均每平方公里0.83孔。完成抽水试验5次。完成二维地震工作测线79条，测线长298.62km，14215个物理点，三维地震工作10.0km2。通过上述地质勘探工作，井田地质条件查明程度较高，对井田内地层年代、层序、厚度、主要岩性特征及其变化已经查明或基本查明，基本控制了井田的构造形态；煤层、煤质已经查明或基本查明；开采技术条件已基本查明；储量计算的级别、块段的划分确定合理，计算方法正确，各种参数指标的选用恰当，计算结果可靠，主采3煤层全井田赋存稳定，储量基本能满足矿井设计的要求。2、存在的问题与建议（1）井田内断层较多，构造中等，影响断层导水因素较多，认为不导水的断层因采掘等因素的破坏，亦可使断层导水性增强。矿井开拓中应注意打探水孔，应设有专职水文人员加强井下观测，建立水文地质台帐，并对Y41号钻孔（O2）长观孔水位继续定期观测，进行综合分析、研究，为矿井防治水提供依据。（2）F1断层东侧，地层时代不清，建议施工23钻孔，予以查清，若为奥陶系灰岩，可保留作长期观测孔。（3）16、17煤由于厚度薄、含硫高等原因，精查勘探只对其控制到D级。（4）煤层开采上限应在今后的开采过程中，随时收集相邻矿井资料，并对其进行专门的研究。（5）应进一步收集临近矿井水文地质资料，加强水文地质资料的分析研究工作，为矿井防治水提供依据。（6）煤层按容易自燃煤层考虑，但不能确定自燃发火期，建议建井及生产初期加以测定，以便采取措施，防止煤层自燃。（7）因矿井地质勘探报告提供较早，没有按国家有关地质勘查规范进行储量划分，因此不能根据国家现行标准固体矿产资源/储量分类（GB/T 17766）和煤炭工业矿井设计规范（GB502152005）的规定，对井田资源/储量进行经济意义评价和分类计算。2、矿井储量、年产量及服务年限2.1 井田境界根据韩岗井田矿产资源勘探许可证（证号：3700000210016），本井田境界为：东起Fl断层，西至太原组l7煤层露头，南起F3断层，北至汶泗支断层，东北角为F2断层。地理坐标为：东经11617181162346，北纬354224354834。井田东西宽2.26.7km，南北长10.5km，井田面积41.0km2。根据国土资源部划定矿区范围批复（国土资矿划字2004012号），矿区范围由17个拐点圈定，见表2.1。表2.1 阳城矿井划定矿区范围坐标表点号XY点号XY13964480.0039438850.00103954060.0039438150.0023964540.0039439750.00 113953200.0039437550.0033963626.00339439738.00123954470.0039435390.0043963606.5039442751.10 133955050.0039435800.0053961757.20 39442739.20 143956180.0039435570.0063961747.00339444250.00 153958890.0039437000.00 73960620.0039444160.00163961350.00 39438150.0083956250.0039439650.00 173962640.0039437580.0093956239.6039438179.80 2.2 井田储量2.2.1 矿井工业储量矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表示了煤炭的质量。本井田采用块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛采用的储量计算方法之一 。块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个煤层相近的钻孔连成块段，根据此块段的面积，煤的容重，平均煤层厚度计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。a 计算储量的工业指标根据煤炭工业部颁发的生产矿井储量管理规定规定，计算储量的煤层工业指标如下：最低开采厚度在煤层倾角小于25时取0.80m，2545时取0.70m；最高灰分指标为40；夹矸剔除厚度，0.05m。b储量级别根据矿井地质条件类别，即地质构造中等，二1煤层稳定较稳定类型，结合井田生产补探的实际工程网度，本次储量计算采用小于375m工程网度圈定A级储量，以不大于750m工程网度圈定B级储量，小于1500m圈定C级储量。落差大于20m断层两侧3050m级工业广场和井筒保护煤柱作为永久煤柱储量。地质和水文条件复杂及控制程度较差的区段作为尚难利用储量。c. 储量块段划分划分各级储量块段原则上以相应控制程度的勘探线，煤层底板等高线，构造线等分界，对于小而孤立的块段，虽达A级或B级，未单独划分。倾角相差较大，划分为不同块段。d. 储量计算方法在计算储量时，选用地质块段法，由于矿区内煤层倾角的变化范围一般介于1028之间，采用斜面积和真厚度，采用的计算公式为：式中：Q储量 万tS平面积 m2块段煤层平均倾角 M块段煤层平均真厚，md容重 ， 均采用1.35 t/m3经计算：核实获得工业储量为42222.64万t2.2.2 矿井设计储量矿井设计储量为矿井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、构造物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量。故设计储量 Zs =ZgP=42222.64-12827.14=29395.5万吨式中Zs矿井设计储量；Zg 矿井工业储量；P 永久煤柱损失量；所以可采储量为29395.5万吨。2.2.3 矿井设计可采储量矿井可采储量=（设计利用储量各类永久煤柱）采区回采率其中正常开采区按规范要求，厚煤层为75%。按此计算，正常开采区开采损失为12827.14万t。全井田可采储量为22100.72万t，详见表2.2。表2.2 矿井储量汇总表块段工业储量煤柱损失可采储量一（万t）3704.67504.102400.43二（万t）2488.22864.561217.75三（万t）1859.35400.901093.84四（万t）2444.78507.781452.75五（万t）8711.233196.204136.27六（万t）5299.991438.82895.89七（万t）7108.991857.103938.92八（万t）6162.592079.723062.15九（万t）4442.821977.981848.63总 计42222.6412827.1422100.722.3 矿井年产量及服务年限2.3.1 矿井工作制度根据现行煤炭工业矿井设计规范（GB502152005）及“国发200518号国务院关于促进煤炭工业健康发展的若干意见”的要求，矿井年工作日应为330d，日净提升时间16h。井下应尽快实行“四六”工作制，每天四班作业，其中三班生产，一班检修，地面实行“三八”工作制。因在矿井可行性研究及初步设计阶段尚没有以上规定，且矿井可行性研究及初步设计已经国家有关部门批准。因此本初步设计修改仍采用原初步设计的工作制度，即矿井年工作日300d，每天三班作业，其中二班生产，一班检修，每天净提升时间14h。2.3.2 矿井设计生产能力的确定根据对影响本矿井设计生产能力的主要因素分析，设计经过对150万t/a、180万t/a和240万t/a等多个井型方案进行综合比较分析，最终推荐矿井设计生产能力为240万t/a方案。2.3.3 矿井服务年限计算矿井服务年限按下式计算：式中T矿井服务年限，Zk矿井可采储量，万吨；A矿井生产能力，万吨/年；K储量备用系数，K=1.31.5，此处取1.4。 T=22100.72/(240x1.4)=65.8年3、井田开拓3.1 概述3.1.1 矿区的开拓方式概述及评价由于本井田煤系地层上覆第四系冲积层较厚，平均225.0m，煤层埋藏深，井筒需采用特殊方法施工，故采用立井开拓方式。3.1.2 影响立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。其中以冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大。本矿井埋藏深度650m左右，煤层倾角绝大部分在1125，为缓倾斜煤层。3煤层瓦斯含量在01.820cm3/g之间，平均为0.466cm3/g，属于低瓦斯矿井。矿井正常的涌水量一般为575m3/h。3.2 井田开拓方式3.2.1 对井田开拓中若干问题分析井田开拓方式矿井开拓方式按并筒倾角不同分为平硐、斜井、立井三种形式。凡用一种井筒形式开拓整个井田的属于单一开拓，否则属于综合开拓。由于本井田地势平坦，表土层厚且有流沙层，所以确定采用立井开拓方式。井硐形式、数目的确定井硐形式选择井硐形式的选择应根据煤层赋存条件、地形、水文地质等等条件来确定，根据本矿井的情况确定立井开拓方式。井筒能够通过复杂地质条件（如流砂层）的地段，机械化程度高；圆形断面井筒维护费用低，有效断面大，通风条件好；井筒敷设的管线短，人员、材料升降速度快。井筒数目确定选择采用立井开拓，故开凿一对提升井筒（即主井和副井）。由于本矿井为低瓦斯矿井故通风方式选择中央并列式，主井及副井进风，风井回风，需开凿一个风井。主井主要用来提升煤炭，副井用作升降材料，人员，矸石和进风，排水。井筒位置选择设计在综合考虑上述井上下影响因素的前提下，统筹井田全局，兼顾矿井前后期，本着“重前顾后，重下顾上”的原则，力求井口位置的选择，有利于井田资源的合理开发利用和使项目取得最佳的综合经济和社会效益。井筒位置的选择有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。运输大巷和总回风巷的布置为了避免巷道突水，决定将运输大巷布置在距离3煤层20m左右的煤层顶板大占砂岩或砂质泥岩中。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。考虑到3煤层煤质松软，将巷道布置在煤层中维护困难。所以将回风大巷布置在布置650m水平附近。3.2.2 方案的提出及技术比较方案一（浅部方案）：井口及工业场地位于3煤浅部露头附近，湖东排水沟东侧，Y82孔西南约415m处。矿井开拓采用立井暗斜井方式。立井开挖至312m辅助井底车场水平后，直接开掘暗斜井至650m建立开采水平，深部局部可设立辅助水平。初期利用暗斜井开采D46阳城坝断层之间块段。方案二（中部方案）：井口及工业场地位于井田中部偏南，湖东排水沟西侧，Y143孔西偏南约750m处。矿井开拓采用立井单水平上下山方式，深部局部设立辅助水平。立井直接开挖至700m水平，初期布置南翼大巷开采工业场地煤柱南边块段。方案三（中部方案）：井口及工业场地位于井田中部，Y84孔南偏东约370m处。矿井开拓采用立井单水平上下山方式，深部局部设立辅助水平。立井直接开挖至650m水平，初期布置石门穿越季庄断层开采D46阳城坝断层块段。方案四（浅部方案）：井口及工业场地位于3煤层浅部露头附近，湖东排水沟西侧，Y121孔东南约110m处。矿井开拓采用立井暗斜井方式。立井开挖至井底车场辅助水平后，布置大巷，然后开掘暗斜井至650m建立开采水平，深部局部可设立辅助水平。初期利用暗斜井开采D46阳城坝断层之间块段，或者开采D38D26之块段。上述四个方案可分为两大类，方案一和方案四属于浅部方案，方案二和方案三属于中部方案，各自有较大的相似之处。因此，先进行同类方案的比较，然后再对各自的较优方案比选，最终推荐最优方案。（1）中部方案（方案二与方案三）的比选方案二与方案三地面自然标高基本相同，表土厚度相当，开拓方式相同。但方案二存在以下较大的缺点：、井位比方案三偏于井田南部，远离了井田储量中心，矿井的中后期要长期处于单翼开采的状态，运输费用高，通风困难，井巷工程量大，采掘干扰严重。而方案三井位靠近储量中心，井下运营费用相对较低。、矿井初期开采块段，浅部断层较密集，故逼迫矿井初期只能在深部的650m以下进行下山开采，由于深部勘探程度较低，地温相对要较高，势必使初期生产难度加大，矿井安全性差。而方案三的首采区为上山采区，有较合适的生产块段，勘探程度高，开采条件好。、方案二工业场地压煤量比方案三多。由于方案三工业场地部分煤柱与断层煤柱重合，压煤量相对较少。故方案二和方案三这两方案首先淘汰方案二。（2）浅部方案（方案一与方案四）的比选这两方案首采区相同，开拓方式相似，方案四较方案一少压首采区可采储量1091万t，进场公路和预留的铁路专用线约各短1.5km。但方案四存在以下较明显的缺点：、方案四井位三面受断层包围，地面受湖东排水沟限制，井位可靠性差。而方案一地面开阔，井底附近无断层，井位可靠性好。、方案四从井底车场到暗斜井须经大巷环节，而方案一从井底车场出来直接进入暗斜井。因此方案四增加巷道工程量2410m，增加一条1580m的大巷强力胶带输送机。如果方案四首采区开采南部或东部块段，则矿井生产初期就面临工作面走向长度短，地质勘探程度低等问题，不利于矿井的达产和稳产。、方案四井筒表土段比方案一厚约33m，井筒冻结工程量增大，投资增加。、方案四井位比方案一远离储量中心，井下通风运输费用高。综合比较，方案一和方案四这两方案宜淘汰方案四。3.2.3 方案经济比较方案一与方案三的剖面图见图3.1与3.2图3.2 方案三剖面图图3.1 方案一剖面图 表3.1 建井工程量项目方案一方案三主井井筒/m312+41650+41副井井筒/m312+41650+41暗斜井井筒/m10940井底车场/m24001200大巷及石门/m18881630表3.3 基建费用表方案项目方案一方案三工程量/m工程量/元m-1费用/万元工程量/m工程量/元m-1费用/万元主井井筒表土段4012320.149.34012320.149.3基岩段3129755.2304.46509755.2634.1副井井筒表土段4014588.958.44014588.958.4基岩段31210621.1331.465010621.1690.4井底车场2400337581012003375405暗斜井10945992.9655.603992.90大巷及石门18883671.6693.216303671.6598.5总计费用2902.32435.7上述经济比较可得，方案三较方案一合理，故选择方案三井口及工业场地位于井田中部，Y84孔南偏东约370m处。矿井开拓采用立井单水平上下山方式，深部局部设立辅助水平。立井直接开挖至650m水平，初期布置石门穿越季庄断层开采D46阳城坝断层块段。3.3 井筒特征在矿井开拓方式确定以后，还应对矿井主要井筒（包括主井、副井、风井）的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。3.3.1 主井本矿井采用立井开拓，矿井的年产量为240万t。主井井筒净直径5.0m，装备一对16t箕斗，担负全矿井原煤提升。装备冷弯方钢罐道及罐道梁，罐道梁层间距5m。井深650m。主井井筒断面布置见图3.3图3.3 主井井筒断面布置图3.3.2 副井副井井筒净直径6.5m，装备一套1.5t双层四车罐笼，担负矿井人员、材料、设备升降及矸石提升，并兼作进风井，冷弯方钢罐道，支撑托架固定罐道，层间距5m。井筒内还布置有三趟排水管、一趟压风管，一趟洒水管，以及动力、通讯、信号电缆。井筒内还设有一个全玻璃钢梯子间，作为矿井的一个安全出口。副井井筒断面见图3.4。 图3.4 副井井筒断面布置副井风速校核：式中： 通过井筒的风速，m/s；通过井筒的风量，m3/s；井筒净断面积，m2；井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；安全规程规定的允许最大风速；经验算井筒选择符合要求。3.3.3 风井风井净直径5.0m，担负全矿井回风，井筒内装备有6m层间距全封闭玻璃钢梯子间，作为矿井的安全出口。另外布置一趟黄泥灌浆管路。风井井筒断面布置见图3.5：图3.5 风井井筒断面布置经验算井筒选择符合要求。表3.4 井筒特征表序号名 称单位井 筒主 井副 井风 井1井口坐标Xm3960351.0003960276.0003960446.000Ym39440693.00039440668.00039440783.0002井口设计标高m+41.000+41.000+41.0003方位角90004设计净直径m5.06.55.05净断面m219.6333.1719.636表土层厚度m223.8232.6221.97冻结深度m284.5280.5277.08水平标高m-650.0-650.0-650.09水平以下深度m25.323.08.010井筒全深m716.3714.0699.011井壁厚度表土段mm8509509501100850950基岩段40045040012支护材料表土段双层钢筋砼基岩段素混凝土13井筒装备冷弯方钢罐道、罐道梁冷弯方钢罐道、支撑托架固定罐道玻璃钢梯子间14备 注进风回风3.4 井底车场3.4.1 确定井底车场形式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、提矸石、下物料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务。它是井下运输的总枢纽。井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力3050。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车。从矿车在井底井场内的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。本矿井采用立井开拓，煤层属于缓倾斜煤层，本矿的设计生产能力为240万t，所以选用1.5t固定式矿车，轨型为30kg/m，井底车场选用刀式环行井底车场，主要用于辅助运输，运煤采用胶带输送机。井底车场选用刀式环行井底车场，其辅助运输设备的型号及外形尺寸见下表3.5所示。表3.5 设备型号及外形尺寸运送载体运输方式运输设备型号外形尺寸（长宽高）mm质量kg运材料1.5t材料车MC1.5-6A240010501200566运矸石1.5t固定矿车MG1.7-6A240010501200718运设备1.5t平板车MP1.5-6A24001050415535牵引电车矿用蓄电池电机车CXT-8A4500104016003.4.2 线路总平面布置设计 1.井筒相互位置的确定 本矿井所在地地形平坦，井筒位置不受地面限制，主井中心坐标为（39440693.000，3960351.000），副井中心坐标为（39440668.000，3960276.000），两井筒垂直于存车线方向的距离H为59m，平行于存车线方向的距离L为9m。如图3.6所示：图3.6井筒相互位置示意图1主井中心线；2副井中心线；3副井储车线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刀式环形井底车场，车场形式见图3.7所示：图3.7 井底车场形式图28山东科技大学学士学位论文3.4.3 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线路和硐室内铺设的线路。 井底车场线路由直线线路和连接部分所组成，连接部分包括曲线线路和道岔。直线线路就是指存车线和行车线以及调车线。主、副井空重车线长度应符合设计规范规定：主井空、重车线长度应能够容纳1.52列车，副井进、出车线长度，应能够容纳11.5列车。材料车线应能够容纳10个以上材料车到一列车。本矿井运煤直接由胶带输送机运往煤仓，故无需计算主井空重车线长度。（1）主要计算公式：1）副井进出车线的长度计算： 2）调车线有效长度计算： L主井空，重车线；副井进，出车线有效长度 m列车数目 n每列车的矿车数 每辆矿车带缓冲器的长度 N机车数 每台机车的长度 附加长度，一般取10000 3）材料车线长度： L=10L材 式中：L材料车线长度，m； L材一辆材料车长度，2000mm； 本矿井选用1.5t材料车，型号为MC1.5-6A，外形尺寸20008801150。L=10L材=102000=20000mm 取L=20 m 。4）副井马头门线路长度马头门线路指副井重车线的末端至材料车线进口变正常轨距的一段线路，线路布置图如下图3.8所示： 图3.8 马头门线路布置马头门线路L0可有下式进行计算确定：L0a2bcdefeghiLsLn式中：L0马头门线长度，m； Ls马头门重车线长度，m； Ln马头门空车线长度，m； a从复式阻车器的前轮挡到对称道岔基本轨起点之间的距离，取3.0m； b基本轨起点至对称道岔连接系统末端之间的距离，其长度取决于对称道岔的型号,。 c对称道岔连接系统的末端与单式阻车器轮挡面之间的距离。取两辆矿车长，4.0m； d单式阻车器轮挡面至摇臂中心线间距离。一般取2.03.0m，取3.0m； e、 e摇台的摇臂长度。600mm轨距摇臂长度;e2.3m，e2.8m； f罐笼长度，取2.8m； g出车方向摇台摇臂轴中心线至对称道岔连接系统的末端之间的距离，取3.0m； h缓和线长度，取2.0m； i基本轨起点到单开道岔平行线路连接系统终点的长度，从窄轨道岔线路连接手册中查得i6.0m; 计算得：L03+4.7+8+3+2.3+2.8+2.8+3+2+6=37.6 m 取L0=38m。（2）设计采用30Kg/m的钢轨。主井系统采用5号道岔，副井采用4号道岔。曲线半径为20m。道岔1为ZDK630-5-20单开非平行道岔。道岔2为ZDC630-3-20单开平行道岔。道岔三为DC624-3-12对称道岔。（3）双轨巷道断面17.1m2，单轨巷道断面14.4 m2，巷道采用锚喷支护，主要硐室及交岔点采用混凝土或料石砌碹。（4）底卸式矿车卸载站与翻车机硐室联合布置。3.4.4 线路联接计算 1、单开道岔非平行线路联接 已知：道岔ZDK630-5-20，a3967mm，b4333mm，11.31，单开道岔非平行线路联接如图3.9。图3.9 单开道岔非平行线路联接主要公式及计算方法 对上述数据依次取整得T=8284mm，m=20461mm，H=9367mm，h=47764mm，f=4294mm，Kp=3946mm。 2、单开道岔平行线路联接 已知：道岔ZDC630-3-20，a2560mm，b2852mm，18.45 。 主要公式及计算方法： 单开道岔平行线路联接如图3.10。图3.10 单开道岔平行线路联接 对上述数据依次取整得B=320mm，m=8158mm，T=1980mm，n=6178mm，L=13947mm，C=1845mm，Kp=3946mm 。 3、对称道岔连接计算已知：DC624-3-12，a=2046mm，b=2736mm，=1805530”，R=12000mm，KP=1982mm，S=1600mm。查表知：C=1099m ，n=3873mm，L=7857mm，D=6162mm。图3.11 对称道岔连接计算3.4.5 通过能力计算本矿井原煤运输采用胶带输送机由胶带输送机大巷直接运至井底煤仓，通过主井系统运至地面；井底车场仅作辅助运输，担负掘进煤、矸石、材料、设备等的运输。经过调研，车场副井空、重车线均按15辆1.5吨矿车长度考虑，车场内不设人车存车线。因为该车场仅担负辅助运输，掘进矸石按32万t/a计，材料、设备运输以15%计算。通过排列列车运行图表，列车进入井底车场的平均间隔时间为8分钟。车场允许最大通过能力为：式中： N井底车场年通过能力（万t）； M每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载矸量（t）；T每一调度循环时间（min）； 2.52105年运输工作时间，按年工作日300d，每天14h计算（min）； 1.15运输不均衡系数。 富裕系数：110.9323.47 井底车场富裕通过能力大于煤炭工业矿井设计规范中要求的30%的富裕系数，远能满足矿井辅助运输要求。 3.4.6坡度计算如前所述，本车场采用后进车、前出车的方式