矿井及井地工程项目施工设计书.doc

矿井及井地工程项目施工设计书1 矿井概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置大同矿区位于晋北，地跨大同、左云、右玉、山阴等五个县市。四老沟矿位于大同煤田东北端，大同市区西南，直线距大同市25km，北邻同家梁矿，东接白洞矿，西北部相邻马脊梁矿和燕子山矿，西南部相邻燕崖矿，东南以大同组底部煤层露头线为界，井田东西走向6.2公里，南北倾向2.6公里，井田面积37.8平方公里。地理坐标为东经11256361130332，北纬395643400153。1.1.2地形、地貌井田内为低山丘陵黄土地貌景观，地形比较复杂，黄土梁及“V”字沟谷发育，地势大致为北西高，东南低，地表最高点高程1619.0m,最低点高程1311.2m，相对高差307.8m。本井田处于十里河与口泉沟的分水岭地带。南部银塘沟三井沟珍珠沟东窑沟胡家湾沟，井沟之水汇入口泉河。1.1.3交通条件及居民点分布四老沟矿井田距大同较近，有大同王村运煤专线，与大同火车站相连，且每日有客车通行，交通较为便利。北部有东西向的京包线，往东有大秦铁路京包线。附图1.1矿区交通位置图。图1.1 矿区交通位置图1.1.4水文条件矿区处于十里河与口泉河的分水岭地带，位于42304、42291、41293、41251钻孔一线。南部银塘沟，三井沟、珍珠沟、东窑沟胡家湾沟、井沟之水汇入口泉河；北部支沟水流入十里河。各沟常年干涸，尽在雨季时洪水流经，为季节性沟谷。口泉河横贯本井田的中南部，发源于尖口山，流经挖金湾、雁崖、四老沟、新白洞同家梁、永定庄、出口泉镇，流入大同平原后汇入桑干河，汇水面积216km2，河流在矿区内全长26.6km，河谷宽4070m。据局地质处1982年提交的四老沟井田地质报告口泉河五十年一遇最大洪水量400m3/s。百年一遇最大洪水量800m3/s。据四矿近年来的的观测资料，河水在本矿区范围内流量一般为0.250.28 m3/s.暴雨后最大流量：1988年7月12日为600 m3/s；89年7月22日为59.2 m3/s。该河过去有泉水补给，随着沿途个煤层的开采，现泉水都已干涸。四老沟矿位于口泉河的中上游，河谷最窄处如桥东铁路下为40m。最高洪水位：据115队1950年7月观测资料上游为1298.79m,下游为1259.30m。井田内4#、7#、8#、9#煤层在口泉河北岸，露头线大致与河床平行，露头处煤层倾角与河谷波向相反。为雨季地表干涸。除雨季外主要靠各矿排出的废水补给。废水渗入井下创造了条件，沿岸露头岩层未发现含水层。 四矿工业用水及居民生活用水主要由局供水站供给。管路直径12寸，供水至四矿加压站后分别送给各居民区和工业区。局日供水量20003000 m3 水质良好。井下920水源日出水量为600 m3 ，水质不符合饮用水标准，只能供职工洗澡和工业用水。1989年过河石门施工的自流井，日出水量1000 m3左右，水质不符合饮用水标准，只能工业用水。目前该矿日缺水量10002000 m3。1.1.5居民用水情况四矿工业用水及居民生活用水主要由局供水站供给。管路直径12寸，供水至四矿加压站后分别送给各居民区和工业区。局日供水量20003000 m3 水质良好。井下920水源日出水量为600 m3 ，水质不符合饮用水标准，只能供职工洗澡和工业用水。1989年过河石门施工的自流井，日出水量1000 m3左右，水质不符合饮用水标准，只能工业用水。目前该矿日缺水量10002000 m3。1.2井田地质特征本井田属丘陵山地，地势东南高西北低，绝对海拔高12661563m，现对高差297m，区内多为黄土覆盖植被稀少,地表光秃。鉴于勘探类型为一类二型，勘探网度基本采用750*750求高级储量。井田范围是在原四老沟改扩建补钻及胡家湾区勘探基础上经过多次规划变动后（向西扩展刘家窑、马脊梁两个区的部分），才形成现在定型范围。因此在各勘探区的网度大同小异。矿区内地表出露与钻孔揭露的地层自老到新有：（1）太古界集宁群（Ar3Jn）由青灰、浅灰、肉红、灰黑色花岗片麻岩、辉石浅粒岩、黑云辉石斜长片麻岩等组成，出露于井田东部七峰山一带。（2）寒武系（）原四矿报告中。对寒武系未单独划分描述，按玉龙洞实测剖面资料，寒武系总厚466m，分为上、中、下三个统。 下统毛庄组（1mo ）厚53M以砖红色页岩和紫色白云质泥灰岩为主，页岩叶里具食盐假晶，底间未含砾钙质砂岩，下部含石膏层。 中统下部徐庄组（2x）厚79m最底部有厚46m角粒状白云质灰岩，往上是猪肝紫-紫红色夹灰绿色页岩及薄层泥岩，在上为灰色结晶灰岩夹薄层鲕状灰岩和生物碎屑灰岩。 中统上部张夏组（2Z）厚179m，以灰色中厚层鲕状灰岩为主，中上部夹薄层泥质条带灰岩和生物碎屑灰岩。 上统下部崮山组（3g）厚53m，以竹叶和泥质条带状灰岩互层为主，中夹生物碎屑灰岩、结晶岩、鲕状灰岩。 上统中部长山组（3c）厚19m，主要由紫红色含铁竹叶状灰岩组成。 上统中部凤山组（3f）厚83m，由灰黄、紫红色生物碎屑灰岩、泥质条带灰岩、竹叶状灰岩、白云质灰岩组成。寒武系与下伏太古界片麻岩为角度不整合接触，寒武系各统及各组之间为联系沉积。（3）奥陶系（O）大同地区最大厚度约为400m，与本矿相邻的同家梁矿厚68m，本矿奥陶系厚度大致也在70m左右。岩性以灰、深灰色结核状灰岩为主，中夹豹皮状灰岩、灰绿色钙质泥岩及页岩，广泛出露于口泉山脉东南麓。（4）石炭系（C） 中统本溪组（C2b）厚630.13m，为一套海陆交互相地层，井田内保存不全。最底部为一层鸡窝状褐铁矿层，它是由于奥陶系风化壳经长期侵蚀、侵蚀残存淋滤沉积而成的。往上为杂色铝土质泥岩，再往上分别为灰褐、灰白色粉砂岩，细砂岩为主中夹薄煤层、薄层灰岩等组成的滨岸、泄湖相沉积，出露于口泉山脉一带。与下伏奥陶系呈平行不整合接触。 上统太原组（C3t）厚60.1186.83m,主要由灰、灰黑、少量灰白色细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层等组成。是大同煤田下煤系最重要含煤地层，共含煤十多层，煤为主要可采煤层。与下伏本溪组连续沉积，二者整合接触。 山西组（P1s）厚4590m，一般厚约60m主要由灰白、灰黄色粗、中砂岩及灰、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、煤层等组成，含山1-山4号四层煤，其中以4号层发育最好，局部可采，亦为大同煤田下煤系含煤地层之一。与下伏太原组整合接触。 下石盒子组（P1X）厚约3050m，为灰黄、灰黄绿色中粗砂岩、砂质泥岩等组成。该组地层地表虽无出露，但钻孔内多有揭露，这实际上就是原报告中划入山西组的部分地层，它与下伏山西组整合接触。（5）侏罗系（J） 下统永定庄组（J1y）厚72.21132.59m，一般厚115m，主要由灰紫、灰黄等杂色粉砂岩、砂岩、砂砾岩等组成。底部砂砾岩K8，厚1020m，为本组底部分界砂岩，它自北向南与下伏不同时代的老地层呈明显的角度不整合接触。十里河以北它以本溪组接触，十里河以南则与太原组接触，口泉河一带则与山西组接触，再南则分别与下石盒子组、上石合子组，乃至石千峰组相接触。这在众多的地质剖面、地层和钻孔柱状中均见到，无可争辩。 中统大同组（J2d）厚190242m，主要由灰、灰白色中细砂岩和灰黑色砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层等组成，含煤20余层，其中2、3、4、7、8、9、10、11、12、12、14、14、15十三层为可采煤层。这是一套内陆河湖相含煤沉积，它出露于青磁窑、煤峪口。至胡家湾及高山镇之间约45*20km的广大地区内。与下伏永定庄组整合接触，二者连续沉积。但在局部范围内，有砂岩冲刷现象存在，不能与地壳大范围的整体升降运动相提并论，因此不应该山西组和太原组、永定庄组和山西组、大同组和永定庄组，以及云冈组和大同组之间的局部砂岩冲刷接触关系统统确定为平行不整合接触关系。 中统云岗组（J2y）厚90160m，一般厚110m,分上下两段。下段：青磁窑段（J2yq）厚60100m，一般厚70m.以灰白、灰黄色中粗砂岩、砂砾岩为主，砾岩磨圆度差，胶结较松散，交错层理发育。底部砂砾岩K21，厚518m，与下伏大同组连续沉积，但在局部范围内K21砂砾岩常对下部地层和2#煤层形成冲刷接触。上段：石窑段（J2ys）厚3060m一般厚40m，由灰紫、眦红色砂砾岩、砂岩、粉砂岩组成。下部岩性变化大，透镜体发育，上部砂岩含断续球状结核。（6）第四系（Q） 中、上更新统（Q2+3）厚025m,一般厚78m，上部为马兰期风成黄土，浅黄褐色，疏松，下部以棕红色亚粘土、亚砂土为主，内含钙质结核，垂直节理发育。 全新统（Q4）厚025m,一般厚78m，上部为马兰期风成黄土，浅黄褐色，疏松，下部以棕红色亚粘土、亚砂土为主，内含钙质结核，垂直节理发育。1.3井田地质构造1.3.1断层本井田内发现的断层有3条，15m的断层有3条。具体特征如下表：表1.1 断层一览表断层标号性质 产 状落差（m）延展长度（m）控制程度走 向倾 向倾 角 （）F1正断层NNESEE48801.6631114可靠F2正断层NNESEE80820.2521352可靠F3正断层NNENWW80861.52.51081可靠1.3.2褶曲本井田内的褶皱构造主要分布在矿井中、西部地区，分别同S1、S3、S5三个背斜和S2、S4两个向斜相间组成，其中S为大同主向斜，现分述如下：(1) S1背斜：位于井田西北边缘，走向N5-15E ，向北东倾伏，中间局部地段在平面图上反映不明显，大致沿40325、40311、39312、39301、39291、39297钻孔一线延伸，轴向略有弯曲，两翼地层倾角宽缓，延伸长约5-6km。(2) S3背斜：位于大同向斜S2发育，轴向N5-10E，向北倾伏，为一短轴状背斜，仅在井田中、南部发育，大致在41291、41294、41285钻孔一线，延伸长约1500m以上。(3) S5背斜：位于井田中部本矿井最狭窄部位，轴向N5E，向北倾伏。该背斜两翼和北部倾伏端地层倾角皆较大，形态明显，在两张主平面图上等高线密集，局部地区地层倾角大于30，背斜轴大致在42292、42294、42281、43282各孔连线附近通过，延伸长约1200m。(4) S2大同主向斜：位于矿井西部F1断层以东，二者在北部间距较大，向南间距较小，在矿井最南端二者相交，互相穿插。大同主向斜轴在主要平面图上，北部反映不明显，在中、南部轴向清楚、明显。向斜轴走向大致为N20-25E。在中、南部两翼地层倾角稍大，北部两翼地层倾角平缓。大致沿扩-87、扩-92、四-75各孔连线通过。在井田内延伸长约5km。(5) S4向斜：位于井田中部偏西，在中、南部和S3背斜近于平行。向斜轴轴向略呈弧形，北端为NNE走向，中部近南北向，南部呈NNW走向，总体看呈宽缓向北倾伏状态。该向斜在井田内自北向南分别被四条断层错位。在构造图上呈明显的不连续状态。1.3.3陷落柱本井田内发现陷落柱共6个，现将其位置、范围及对煤层开采影响等分述如下:陷1：位于43293孔附近，地表呈现椭圆状分布，长轴220m，短轴100m，周围地层均向中间倾斜，倾角达20。陷2：位于陷1附近，长轴60m，短轴48m。陷3:位于42296孔附近，呈椭圆状，长轴70m，短轴40m，地表未见出露。陷4、5：位于43293附近，周围地层呈环状下落，长轴80、55m，短轴30m，地表未见出露。陷6：位于44264附近，周围地层呈环状下落，长轴140m，短轴90m，地表未见出露。陷落柱对生产的影响：因接近陷落柱的煤层沿走向、倾向变化大，顶板裂隙增多，易连通含水层，产生涌水，从而给生产带来一些困难。1.3.4岩浆岩本煤层揭露一条岩浆岩墙,其长为3130.93m,宽为12m,强度较大，对工作面的布置及生产都有影响。1.4煤层特征1.4.1煤层特征四老沟井田大同组地层工含煤20于层其中可采煤层有2、3、4、7-3、8、9、10、11、12-1、12-2、14-2、14-3、共计12层。地层总厚度217m，煤层总厚度19.16m。含煤系数8.9。煤层多，层间距小，分叉合并现象较普遍，此为本煤田的特征。目前，正在开采煤层为2-3、 3-2、4、8、9、11、14-2、14-3号煤层，其中2、3、4、11-2、14-3为主要可采煤层。4#煤层：位于3#煤层下2.20-26.35m，平均17.51m。煤层厚度1.6-1.8m，平均1.68m。煤层多为单一结构，岩性多为中、细砂岩。r=29.16%,KM=0.9811，属较稳定煤层。表1.2 4#煤层特征表地层煤层厚度(m)间距（m）煤层结构稳定性顶板岩性底板岩性侏罗系1.61.81.682.2026.3517.51单一结构较稳定中细砂岩粉砂岩细砂岩砂质泥岩互层粗砂岩砂岩泥岩1.4.2煤层围岩特性4#煤层的顶板由基本顶、直接顶和伪顶组成，其中：基本顶：岩性由粗至细砂岩组成，无老顶区和老顶层位的冲刷带呈零散分布，其岩性和厚度在面上变化很大，一般为2-20m,岩性以细纱岩为主中砂岩次之,粗砂岩最少,容重为2.38-2.52g/cm3, 属极坚硬岩石。直接顶：岩性以粉砂岩和砂质泥岩为主，细砂岩与砂质泥岩互层次之。厚度一般为2-4m，最大厚度为7.32m,容重为2.502.59g/cm3，属极坚硬岩石。伪顶：只在矿区中部较为发育，岩性复杂，由粗至细砂岩与煤组成，还有的由砂质泥岩、灰质泥岩组成，厚度在0.1-0.49m,属较软岩石。煤层底版，以粉砂岩和砂质泥岩为主，粗至细砂岩次之。 表1.3 4#煤层围岩特征表取样层位岩性抗压强度/Mpa4#煤层顶板砾岩40210砂砾岩65.24#煤层底板粗砂岩34.964粉细砂岩互层105.31.4.3煤的特征本井田的主要可采煤层以亮煤为主，夹镜煤及暗煤条带，弱玻璃玻璃光泽，条带结构，贝壳状断口，性脆易碎，煤岩类型为半亮性，偶尔可见光亮型煤。矿井煤类均属RN32,弱粘煤，各层之间的化学性质差异很小，平面、垂面上的煤质变化均不明显，均属于特低灰-低灰、特低硫，高发热量煤，是动力用煤的优质原料，亦是汽化用煤的重要的重要原料，作为铸造用煤也是尚好原料。2 矿井开拓2.1井田境界及储量2.1.1井田境界根据山西省国土资源厅批准的同煤四老沟窑矿采矿许可证，井田境界由11个坐标点连接圈定：1、X=540529.6 Y=4433189.02、X=542225.4 Y=4430830.0 3、X=546046.8 Y=4428066.04、X=547826.9 Y=4427195.55、X=546076.6 Y=4423666.56、X=544631.2 Y=4424204.67、X=540150.0 Y=4428090.08、X=537850.8 Y=4431263.2井田走向长4.9公里，倾向3.8公里，面积18.62平方公里。2.1.2储量（1）资源/储量估算范围本次参与资源/储量估算的煤层为该矿批准开采的4#层，资源/储量估算边界范围为井田边界所圈定的范围。（2）工业指标参照煤、泥炭地质勘察规范中有关规定，确定各工业指标如下：煤层最低可采厚度为1.，最高可采灰分为40%，最高可采硫分为3%。（3）资源/储量估算方法与有关参数的确定井田范围煤层倾角平缓，基本在04，故本次资源/储量估算采用地质块段算术平均法，计算公式如下： Q=SHD/10 （2.1）式中：Q块段资源/储量（万吨）。 S块段面积K（m），采用水平投影面积，用求积仪在煤层底版等高线上直接求得。 H块段平均厚度（m），为块段内及邻近见煤工程点煤层资源/储量估算厚度之算术平均值，各工程点煤层采用厚度的确定按照有关规程的规定确定。 D煤层视密度（t/m2），煤层视密度（容重）均为1.42t/m3。 （4）资源/储量估算结果经本估算，共获得4#煤层工业储量7932.12万吨。2.1.3矿井可采储量(1) 边界煤柱井田边境周长取16895m，边界煤柱20m，则边界煤柱损失： P1=20168953.01.42=143.95wt(2) 工业广场煤柱压煤图2.1 矿井工业广场留煤柱设计图表2.1 矿井工业场地占地面积指标井型与设计能力（万吨/年）占地面积指标（公顷/10万吨）2403000.70.81201800.91.045901.21.39301.5备注：占地面积指标中小井取大值、大井取小值。据上表可知120万吨矿井工业广场占地面积为61.210000=72000m2。四老沟矿井走向移动角为=4.4，上山移动角为=75。下山移动角为=-0. 8=71.48，表土层移动角为=45。井筒穿煤层时，见煤深度 4#煤： H4=166m根据本矿地质资料，表土层厚度约为035.01m，井口位于井田中央地面标高比较的大位置，风化较严重，可以取表土层厚度为0。矿井工业广场保护等级为1级，围护带宽度取20m，则工业广场地面占地面积为：300360m2。所以，4#煤层工业广场煤柱损失为：4#煤： 倾向长度 l+q+b=61.05+72.83+300=433.88(m) 走向长度 2l+q=261.05+360=482.1(m) 压煤损失 P2=62.38wt(3) 断层煤柱煤炭损失 断层两侧煤柱按20m留设，可得煤损P3=50.20wt。(4) 其他煤柱煤炭损失其他煤柱煤炭损失P4，按工业储量的5%计算。 P4=61.76wt(5) 矿井设计可采储量总设计煤炭损失储量为P=P1+P2+P3+P4=143.95+62.38+50.20+61.76=317.14(wt)可采储量： Zk=(Zg-P) C （2.2）式中：Zk矿井可采储量； Zg矿井工业储量； C采取采出率，薄煤层取C=85%；中厚煤层取C=80%；厚煤层取C=75%。 Zk=6091.984wt2.2矿井设计生产能力及服务年限2.2.1矿井设计生产能力计算年工作日为330天，工作制度为“四六”制，每日出煤班数为3班，每班工作6小时。矿井每昼夜提升时间为14小时。矿井设计生产能力的确定根据煤层赋存条件，可采储量、装备水平、开采技术、劳动组织水平等因素，确定矿井生产能力为120wt/a。该井田可采煤层为 4#层煤，保证120wt/a设计生产能力。2.2.2矿井及水平服务年限的计算矿井及水平服务年限均按下式计算： T=Zk/AK (2.3)式中：T服务年限； Zk矿井可采储量，wt； A设计生产能力，wt/a； K储量备用系，K=1.3-1.5，根据四老沟矿的生产条件，此处K取1.3。将各数据代入上述公式，得：矿井及水平服务年限为65年，符合有关规定。2.2.3同时生产的水平数目的确定本井田可采煤层为4#层煤，同时生产一个水平、一个工作面可保证120wt/a设计生产能力。2.2.4矿井及水平服务年限的计算 矿井及水平服务年限均按下式计算： T=Z/AK （2.4）式中：T服务年限。 Z设计可采储量，wt。 A设计生产能力，wt/a K储量备用系数，取1.4。则：矿井及水平服务年限 T=6091.984/1201.3=65年。服务年限均符合煤炭工业矿井设计规范的有关要求。2.3井田开拓2.3.1井田开拓的基本问题(1) 矿井工业场地位置选择根据矿井现状及目前交通运输、电力供应等外部环境，工业广场布置在该矿在铁路附近，地面标高最低点，地势平坦开阔，面积108000m2。矿井工业广场选择在此处具有以下优点：工业场地紧靠公路、大同王村铁路运煤专线，交通运输便利，地面较开阔，且海拔比其它位置低，生产区对邻近村庄环境影响较小。(2) 开拓方案的选定根据矿井工业场地及确定的开拓方式，结合矿井规模、煤层赋存特征、井筒位置以及矿井目前的实际情况，本设计开拓提出两个方案进行比较，方案分述如下：方案一：主、副斜井煤门带区开拓方式。主井井口标高1443，井底标高1260倾角16 ，斜长663米，皮带提升。副斜井井口标高1443，井底车场标高1260，倾角20，斜长535.1米，采用矿车双钩提升，兼做矿井的进风井和安全出口。采用+1260m单水平开发全井田。副斜井落底后，设+1260m水平车场。根据井田形状、煤层产状、开采技术条件和井口位置等具体条件，井下设三条大巷，即在井田北部沿煤层底部设三组大巷，在井田中部由井底车场至井田东部边界。大巷与井底车场间采用轨道石门。矿井移交生产时，采用抽出式通风方式。回风立井选择在钻孔附近，总共设置一个回风立井，设置在盘区边界且地势较低处，中央风井井口标高+1426m，井底标高+1260m，井筒垂深166m；直径设为5m。井筒内装备梯子间，兼做矿井的安全出口。全井田共划分为4个盘区，矿井移交的首采区为401盘区北部工业广场北。井田开拓方式平面图见图2.2。图2.2 井田开拓方式平面图方案二：主斜副立煤门带区开拓方式。主井井口标高+1426m，井底标高+1260m，倾角16 ，斜长663米，皮带提升，兼做矿井的进风井和安全出口。副立井井口标高+1426m，井底车场标高+1260m，井筒垂深166m，直径为5米，采用罐笼提升，兼做矿井的进风井和安全出口。采用+1260m单水平开发全井田。副斜井落底后，设+1260m水平车场。根据井田形状、煤层产状、开采技术条件和井口位置等具体条件，井下设三条大巷，即在井田北部沿煤层底部设三组大巷，在井田中部由井底车场至井田东部边界。大巷与井底车场间采用轨道石门。矿井移交生产时，采用抽出式通风方式。回风立井选择在钻孔附近，总共设置一个回风立井，设置在盘区边界且地势较低处，中央风井井口标高+1426m，井底标高+1260m，井筒垂深166m；直径设为5m。井筒内装备梯子间，兼做矿井的安全出口。全井田共划分为4个盘区，矿井移交的首采区为401盘区北部工业广场北。井田开拓方式平面图见图2.3。 图2.3 井田开拓方式平面图开拓方案比较：方案一：主，副斜井开拓优点：1、巷道掘进技术简单，施工管理简单。井筒装备和井底车场比较简单，工程量少。2、建设速度快，出煤早，投资少。3、用胶带做主井运输时，效率高，效益好。缺点：1、斜井井筒长，维护量大，成本高。2、准备巷道和联络巷道较多，增加了成本，不宜管理。3、各种管线布设长度大，通风阻力大，增加了费用。方案二：主斜副立井开拓优点：1、立井的压煤量少，井筒短，提升时间短。2、井筒短，通风阻力小。缺点：1、提升量较小，井口设备复杂。2、井底车场的工程量大，设备多，事故率大。3、立井运输量小，当运输大的支架时，比较困难。经过综合经济比较，虽然斜井在井筒掘进量稍大，可是在后期的运输过程中，其可以采用胶带运输,主斜井运输能力大等方面，优点明显。综上所述，本计划推荐一方案作为矿井井田主要开拓方式。2.3.2井筒和井底车场(1) 井筒 井筒数目及用途矿井移交生产及达到生产能力时，共有三个井筒，既主斜井、副斜井、回风井。各井筒用途分述如下：1、主斜井：负担全矿煤炭提升任务。2、副斜井：负担全矿人员等提升任务，为矿井的主要通风井及安全出口。3、回风立井：担负全矿的回风，及安全出口。（2）井筒布置及装备 主斜井：井筒断面为半圆拱形，井筒净宽4.3米，净高3.35米，拱净高2.15米，净断面12.2平方米，井筒掘进宽4.60米，掘进高3.45米，拱掘进高2.30米，掘进断面13.6平方米，井壁为150毫米厚混凝土，设检修道，装备1米宽大倾角带式输送机提升。 副斜井：井筒断面为半圆拱形，井筒净宽2.70米，净高3.35米，拱净高1.35米，净断面8.26平米，井筒掘进宽3.00米，掘进高3.50米，拱掘进高1.50米，掘进断面9.53平方米，井壁为150毫米厚混凝土，单轨布置，装备3T串车。 回风立井：井筒断面为圆形，井筒净直径5.0米，净断面19.6平米，掘进直径5.9米，掘进断面27.3平米，井壁为450毫米厚，布置梯子间。（3）井硐形式、数目及位置井田开拓方式为主、副斜井，石门单水平开拓，共开掘有一个进风井（副井）和两个回风井。井田共划分有四个盘区，矿井生产区队设置有：一个综采队和两个机掘队。井口名称井型坐标井 筒 坡 度井筒 断 面井深(斜长）井口标高井底标高井筒用途备注XY副井斜井X:3773100Y:1966945020度8.26580+1426+1260辅助提升轨道大巷主井斜井X:3773000Y:1966925016度 12.2663+1426+1260主提升胶带装载室中央风井立井X:1967250Y:377375019.6166+1426+1260回风回风大巷 表2.2 井筒参数表2.3.3断面的确定主斜井断面的确定巷道净宽度：巷道净宽按以下公式计算： +b （2.5）式中：B巷道净宽，mm； a1非行人侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm； c1行人侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离 ，mm； B轨道（或轨道与输送机）中线之间的距离，mm。按以上公式所计算的巷道净宽的B值，应根据只进不舍的原则以100mm晋级。得： B=4300mm。巷道净高度：巷道净高度按以下公式计算： （2.6）式中：H巷道净高度，mm； h1从轨面到顶梁的巷道高度，mm； Hc从巷道底板到轨面高度，mm； Hb从巷道底板到道碴面得高度，mm。考虑到最大设备的尺寸，得H=3300mm。巷道断面风速验算：巷道断面风速验算按以下公式计算： V=Q/S V0 （2.7）式中：v通过该巷道的风速，mm； Q通过该巷道的风量，m3/s； S巷道的净断面，m2； V0安全规程规定的最高允许风速，m/s，取4 m/s。代入数据得： v=2.9 m/s 4 m/s副斜井断面的确定巷道净宽度：巷道净宽按以下公式计算： （2.8）式中：B巷道净宽，mm； a1非行人侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm； c1行人侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm；按以上公式所计算的巷道净宽的B值，应根据只进不舍的原则以100mm晋级。得：B=3700mm。巷道净高度：巷道净高度按以下公式计算： （2.9）式中：H巷道净高度，mm； h1从轨面到顶梁的巷道高度，mm； hc从巷道底板到轨面高度，mm； hb从巷道底板到道碴面得高度，mm。考虑到最大设备的尺寸（液压支架最小高度850mm），得H=4150mm。巷道断面风速验算：巷道断面风速验算按以下公式计算： v=Q/Sv0 （2.10）式中：v通过该巷道的风速，mm； Q通过该巷道的风量，m3/s； S巷道的净断面，m2； v0安全规程规定的最高允许风速，m/s，取4 m/s。代入数据得：v=2.84 m/s 4 m/s风井井筒断面的确定风井井筒断面尺寸主要根据所需通过的风量来确定。其有效净断面积为： S0=Q/V （2.11）式中：S0有效净断面积，m2, S0=S-A，其中S为井筒净断面积； A梯子间所占面积，目前一般取A=2.02.5 m2；不设梯子间是，S0=（0.90.95）S； Q井筒所需通过的风量，m3/s； V允许最大风速，设普通梯子间的风井V8m/s，不设梯子间由以上公式化简可得风井井筒净直径（按V=8m/s计）。因此： S0=87/5=17m2则： S=S0+2.5=19.5m2,取19.6m2设梯子间时， （2.12）因此 D=4.1m，以0.5m晋级后取5m。井壁材料：回风立井井壁采用砌碹加混凝土浇铸，支护厚度450mm。主、副斜井采用锚喷支护。锚杆排拒800mm，间距800mm，锚深1800mm，外露长度100mm，喷射厚度150mm。图2.4 主井断面图图2.5 风井断面图图2.6 副井断图2.3.4验算主、副井空、重车线长度（1） 副井进、出车线 （2.13）式中：L副井进、出车线有效长度，m； m列车数目，列；取1； n每列车的矿车数，10辆；取； Lk每辆矿车带缓冲器的长度，m； N机车数，台；取1； Lj每台机车长度，4.5m； Lf附加长度，一般取10m。则： L=1103.55+14.5+10=50m（2） 井底车场调车线的有效长度与副井进、出车线有效长度确定方法相同，式中列车数量应取1列。因此，井底车场调车线的有效长度为50m。（3） 材料车线有效长度 （2.14）式中：L材料车有效长度，m； nc材料车数，辆；取10； Lc每辆材料车带缓冲器的长度，m； ns设备车数，辆； Ls每辆设备车贷缓冲器的长度，m。则： L=104+14.5=45m（4） 人车线有效长度 （2.15）式中：L人车线有效长度，m； m列车数目，取1列； nR每列车的人车数目，取6辆； LR每辆人车带缓冲器的长度，取5m； L附加长度，一般取10m。则： L=156+4+10=44m井底车场的调车方式：设置专用调车绞车调车，当电机车牵引重列车驶进调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车，调车作业由专用调车绞车完成。2.3.5井底车场（1）井底车场型式的选定1、调车简单管理方便，弯道及交岔点少。2、操作安全，符合有关规定。3、井巷工程量小，建设投资少，便与维护，生产成本低。4、施工方便，各井筒间井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，缩短建井时间。本着以上原则，主、副斜井及材料斜井落底后沿4#层布置胶带运输大巷和轨道运输大巷，在副斜井设井底车场分别与轨道运输大巷和胶带运输大巷相连，井底车场为卧式车场，可满足矿井辅助提升存车线路要求。（2）验算副井空、重车线长度（3）井底车场的调车方式设置专用调车绞车调车，当电机车牵引重列车驶进调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车，调车作业由专用调车绞车完成。（4）井底车场硐室名的布置在副斜井井底车场设有：中央变电所、中央水泵房、管子道、水仓及清理水仓的绞车房。井底车场巷道及硐室支护形式采用锚喷与锚索支护。图2.7 井底车场平面图3 大巷运输及设备的选择3.1概述在本设计中，所开采煤层为大同煤田4#煤层，根据地质科提供得资料显示：侏罗系中统大同组各煤层顶底板岩石均为陆相河湖沉积岩，岩性多为中细砂岩而且横向变化大，局部地区有伪顶，只在矿区中部较为发育，岩性复杂，由粗至细砂岩与煤组成，还有的由砂质泥岩、炭质泥岩组成，属较软岩石；直接顶岩性以粉砂岩和砂质泥岩为主，细砂岩和砂质泥岩互层次之。属与极坚硬岩石；基本顶由粗至细砂岩组成，无老顶区和老顶层位的冲刷带呈零散分布，其岩性和厚度变化很大，岩性以细砂岩为主，中砂岩次之，粗砂岩最少，属极坚硬岩石；底板岩石以粉砂岩或细砂岩为主，粗至细砂岩次之。煤层硬度34，巷道倾角随煤层倾角的变化而变化一般为05，东高西低，落差190米；经过5条断层，落差在49米之间。矿井瓦斯最大相对涌出量5.53m3/t，一般情况下均小于1m3/t；最大绝对涌出量为0.88m3/min，正常情况下不足0.16m3/min，属低瓦斯矿井。本区煤层有煤尘爆炸的危险性，煤尘爆炸指数为40%，煤的自燃倾向性属较易自燃煤层，煤的自燃发火期为612个月，发火地段地温一般较高，给开采带来一定的困难。根据调查，本煤层平均埋深274.5米，大部分井筒和大巷布置在变温层中，极少部分巷道布置在恒温层中。矿井正常涌水量一般为120m3/h，最大和最小涌水量为200m3/h、27.1m3/h。本煤层倾角较平缓，基本在35。确定矿井生产能力为0.9mt/a。煤的容重1.42 t/m3。主运输（煤）为皮带运输，辅助运输(人员、材料、矸石等)为轨道运输。图3.1 井下运输系统图3.2大巷运输及设备选择3.2.1大巷运输方式的选择根据矿井开拓部署，矿井规模及井筒提升方式，结合本矿井采掘机械化装备水平提高，大巷煤炭运输方式考虑了胶带运输方式及矿车运输方式，经比较大巷煤炭胶带运输方式较为合理，其主要优点如下：（1）胶带运输机具有运输能力大，效率高，运营费用低，操作简单，管理方便，易于实现自动化。（2）胶带运输与矿车运输相比具有运输环节少；占用人员少，维修工作量少，主辅运输互不干扰，事故率低等优点。3.2.2辅助运输方式的选择矿井辅助运输主要担负井下人员、矸石、材料和设备的运输任务。根据矿井煤层赋存特点，考虑到开拓方式、运输能力、和地质情况集合本矿目前管理水平及资金情况，辅助运输方式为斜井串车提升。3.2.3胶带输送机的选型及能力验算（1）胶带输送机根据货载最大块度初 步计算带宽B B3amax=3300mm=900mm （3.1）式中：amax货载最大块度尺寸，取300mm则带宽为1000mm根据设计运输生产率计算带速 v=A/Bkc （3.2）式中：v输送带速度，m/s； A设计运输生产率，取A=194 t/h ； K货载断面系数，取k=236； C输送机倾角系数，c=1.0； 货载散集密度，取0.8-1.0，t/m。v=0.91m/s胶带输送机的型号为SSJ1000/250MG,带速3.5m/s，带宽1.0m,带长1325m,功率250kw，运输力2000t/h胶带输送机验算 q=A/3.6v=484/(3.61.32)=39.51kg/mG g /l1g =22/1.5=14.63kg/mG1 g /l11g =22/3=7.32kg/m式中：Q为单位长度输送带上货载质量(kg/m)； 为单位长度输送带质量,=38.7kg/m； 为单位长度重段托辊转动部分质量,kg/m； 为单位长度空段托辊转动部分质量,kg/m； 为重段托辊转动部分质量，取=22kg； 为空段托辊转动部分质量，取=22kg； 为重段托辊间距，取=1.5m； 为空段托辊间距，取=3m； A为设计运输生产率，取A=320t/h。取阻力系数=0.03; 1=0.025,则重段阻力为 Wzh= （3.3） = =134736N空段阻力为 WK= （3.4） = =-17179N式中：L为胶带最大长度，取2000米； G为重力加速度，取9.8； 为巷道倾角，取3。用逐点计算法求各点张力，并将各点张力计算列表如下。图3.2 皮带计算图表3.1 皮带张力计算表 各点标号计算公式用S1表示各点张力/N结果/N重算值/N1S1S112290116062S2=S1+WKS2=S1-17179488955733S3=1.03S2S3=1.03S1-17694503657404S4=S3+WZHS4=1.03S1+1170421120061113025S5=1.03S4S5=1.0609S1+120553115366114641由表得到 （3.5） 12290N验算输送带重段最小张力 （3.6） = =5740N由图可见，重段最小张力点在3点，而S3=5036NSmin,ZH=5740N,所以重段带垂度超过规定，要重新计算。令S3=Smin,ZH=5740N,再计算S2、S1、S4及S5,把它们得数写入“重算值”栏中。摩擦力备用系数为 （3.7）验算输送带的强度，帆布层数为所以，使用2层帆布的输送带是完全可以的。主动滚筒圆周牵引力为 = =108085N减速器的总传动效率为 电动机功率为 （3.8）式中：1.2为电动机功率备用系数。由以上计算可知，SSJG1000/M胶带输送机完全满足需求。（2）矿车矿井移交生产时，掘进煤矸经刮板输送机进入运煤系统，井下辅助运输主要是材料、设备和部分联络巷掘进矸石的运输。根据矿井的规模、开拓方式，选用蓄电池式电机车，粘着质量8t，配套矿车3t,矿车选用900mm轨距。矿