姚桥煤矿1.5Mta新井设计含5张CAD图.zip
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煤矿
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姚桥煤矿1.5Mta新井设计含5张CAD图.zip,煤矿,1.5,Mta,设计,CAD
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1 矿区概述及田地质特征1.1 矿区概述1.1.1地理位置与交通情况姚桥煤矿座落在江苏省沛县和山东省微山县境内，昭阳湖西畔，距江苏省徐州市西北大约82km，距沛县县城约17km，距微山县县城约10km。区内铁路交通方便，有徐（州）沛（屯）铁路专用线，在沙塘与陇海铁路线接轨，支线直达姚桥煤矿。姚桥矿井工广距沛屯集配站8km。沛屯集配站距各大城市距离见表1-1-1。表1-1 沛屯集配站距各大城市距离铁路沛屯集配站至 单位：km沙塘徐州连云港上海浦口北京兖州石臼所63.382.4305833422893243.4543.4图1-1姚桥矿地理位置区内公路交通也十分方便，徐州至济宁省级公路从矿井西侧穿过，东与京沪高速公路相连。京杭大运河从矿区东部通过，可供100吨级机船常年航行，水路交通也较为方便。矿井交通位置图见图1-1。1.1.2地形、地貌及水系姚桥井田地貌属黄淮冲积平原，为第四系地层覆盖地区，矿井陆地部分地势平坦，略向东倾斜，陆地地面高程33.5437.47m，东部昭阳湖湖底高程为30.0033.00m，湖内常年积水。井田内较大的地表水体有：1、东部昭阳湖二级坝以北，井田所及部位长年积水，水位标高一般为33.0034.00m，最高水位36.90m，湖水面积602km2，湖容量为3817Mm3，最低水位32.02m，湖水面积87km2，湖容量18 Mm3，每年1月份湖面冰封，57月份湖水减少难以通航。2、京杭大运河位于湖陆交界处，本井田范围内与湖水贯通。3、杨屯河贯穿井田中部，水面宽4050m，全年可通航。4、沿河位于井田西端，大部分时间干枯。1.1.3气象与地震1、气象姚桥煤矿所在地气候属北温带鲁淮区气候，具有长江流域和黄河流域过渡性特点。冬季多在大陆性冷高压控制下，天气寒冷干燥；春季冷暖气团交错，天气多变，干旱少雨夏季处于副热带高压边缘，高温多雨；秋季阳光充足，天高气爽，四季分明。年平均降雨量789.2mm，平均降水日81.8d，雨季开始67月，极端降水1178mm/a（1971年）和492.4mm/a（1981年），最大日降水量393mm/d（1971年）。年平均气温13.8，七月最热（27），一月最冷（-1.1）霜期约170d。2、地震姚桥煤矿位于大地构造体北断块区的南部，秦岭东西构造带东段，新华夏系第二隆起带的西侧，东距郯城庐江断裂带约150km，西距聊城断裂带约160km，附近有丰邳断裂、沛县断裂、微山断裂等次一级断裂构造。矿区具有发生五级左右地震的条件。较大地震条件不明显，造成破坏性影响的主要是来自邻区的大震。国家地震局1976年9月地震烈度区划资料本区属七度地震区。1.2 井田地质特征井田处于江苏省沛县杨屯镇与山东省微山县张楼乡境内，北以F19断层为界与上海大屯能源股份有限公司龙东煤矿接壤；南以F14断层为界与上海大屯能源股份有限公司徐庄煤矿相邻；西以F13断层为界，东为山东微山崔庄煤矿。井田走向长度为68km，平均走向长度为7.5km，倾斜宽为3.85.1km，平均为3.6 km，平均倾角为8.6度，水平面积为26.94平方公里。1.2.1井田地质概况、地层、含煤地层及构造情况该井田第四系冲积层广泛分布，为全掩盖式煤田，最老地层为寒武系凤山组（3 f），最新地层为第四系（Q）。现将地层由老至新分述如下：1、寒武系凤山组（3 f）：最大厚度60.78m，岩性主要为浅灰灰色泥晶灰岩、鲕粒灰岩、夹少量竹叶状灰岩。与上覆地层整合接触。2、奥陶系（O）：奥陶系地层最大厚度为569.30m，灰色、厚中厚层状，以白云岩、白云质灰岩为主,多具水平层理。与上覆地层假整合接触。3、石炭系（C）(1)、本溪组（C2b）：两极厚度26.64m41.46m，平均厚度37.40m左右，中下部由泥岩、砂质泥岩组成，夹薄层灰岩；上部以浅灰灰白色石灰岩为主，夹薄层灰绿色泥岩。与上覆地层整合接触。(2)、太原组（C3t）：本组地层两极厚度为146.29m182.63m，平均厚度160m左右，为一套海陆交互相含煤沉积地层。本组有灰岩1415层，全井田稳定。可采煤层17号和21号位于本组中下部。与上覆地层整合接触。4、二迭系（P）(1)、山西组（P11sh）：该组地层为井田内主要含煤地层，两极厚度64.16m130.83m，平均厚度105m左右，砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤组成，富含植物化石，含煤4层，其中7、8号煤层位于本组地层中下部，为井田内主要可采煤层。与上覆地层整合接触。(2)、下石盒子组（P21xs）：该组地层两极厚度200.57m297.13m，平均厚度242m左右，岩性主要由砂质泥岩、泥岩及砂岩组成，底部是一层厚而稳定的中、粗砂岩，平均厚度10m左右，下距山西组7号煤层60m左右。与上覆地层整合接触。(3)、上石盒子组（P12ss）：该组地层最大残厚为211.95m，岩性以砂质泥岩、泥岩为主；底部发育一厚层状中、粗粒砂岩。与上覆地层不整合接触。5、下白垩上侏罗统（K1+J3）井田内该地层最大残厚为448.76m，为一套干燥气候条件为主的内陆盆地沉积。与上覆地层不整合接触。6、第四系（Q）井田内该地层两极厚度为80.60m226.86m，平均厚度163m左右，自东向西，由南至北，该地层有逐渐增厚的趋势，岩性主要由粘土、砂质粘土、混粒土及各种粒级的砂组成。井田内断裂构造较发育，落差2m的断层共有378条，其中落差5m的断层共有138条，5m20m有88条，落差20m有50 条，大多数为高角度正断层，逆断层较少只有6条。 姚桥井田由于受区域构造的影响，断裂构造较发育，南、北、西边界皆为落差较大的断层，总体为一向北西倾斜的单斜构造，地层走向在陆上的西部为N15E左右，中部和东部为N3040E， 靠近北部袁堂断层附近为NE向。湖区次一级褶曲较发育，地层在走向和倾向上均有起伏变化。从采掘资料来看，以7勘探线为界，西翼浅部地层倾角为1113，中部及湖区地层倾角为58。1.2.2水文地质情况及开采技术条件1、水文地质情况姚桥井田南、北、西三面被大断层切割，为补给不畅的相对隔水边界，但在袁堂断层局部及井田东南、西南煤层露头区存在水源补给，为一相对独立的封闭半封闭的水文地质单元。井田内主要含水层自上而下有：第四系松散砂层含水层、下白垩上侏罗统砾岩含水层、下石盒子组底部分界砂岩含水层、7煤顶底板砂岩裂隙含水层、太原组灰岩含水层、奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层。第四系粘土层发育，其中3隔、4隔岩性主要为粘土，厚度平均为33.56m、13.79m,且分布稳定，隔水性强，有效地阻隔了大气降水、地表水、第四系中上部砂层水与第四系底部含水层水、基岩地下水的水力联系。井田内7、8煤层距L4灰距离较大，其间地层主要为砂质泥岩、细砂岩、粉砂岩、泥岩、薄层灰岩组成，可以作为良好的隔水层，一般对7、8煤开采没有威胁。受袁堂断层的影响，断层下盘奥灰强含水地层与上盘煤系地层对接，奥灰含水层在袁堂断层局部区段与煤层顶板砂岩裂隙含水层及L4灰含水层产生水力联系，对矿井充水。由上述可知，矿井不仅接受直接揭露的含水层水的补给，同时也接受与之有水力联系的其它含水层水的间接补给。矿井历年年平均涌水量为325m3/h,年平均最大涌水量为465m3/h，1993年以来年平均涌水量为355 m3/h。矿井月平均最大涌水量577m3/h。400m水平平均涌水量200m3/h，最大涌水量577m3/h；650m水平平均涌水量100m3/h，最大涌水量193m3/h。排水系统根据2003年矿井地质报告预计正常涌水量为508m3/h，最大涌水量为609m3/h。井田水文地质条件复杂程度，综合评定为中等类型。1.3煤层特征1.3.1可采煤层姚桥井田含煤层有太原组、山西组、下石盒子组，平均地层总厚503米，含煤20余层，煤层总厚15.42m，可采煤层有山西组7、8号煤和太原组17、21号煤，含煤系数3.1。截至2005年底查明资源储量56543.8Mt。7煤层两极厚度1.38m9.86m，平均厚度4.86m，煤厚变异系数24%， 7号煤层厚度大多在4.5m5.5m之间，7号煤层结构简单，局部含夹矸23层，厚度0.042.42m，夹矸层位一般位于7号煤层中下部，为全井田可采的稳定型厚煤层。8煤层位于山西组地层下部，煤层厚度05.95m，平均厚度3.32m，煤厚变异系数35%，煤层厚度变化无明显规律，煤层结构简单，多为一层，局部为两层，夹矸两极厚度为12.73m，为局部可采的较稳定煤层。17煤层厚度02.65m，平均厚度1.14m，煤层可采性指数为0.70，结构简单，夹矸一层，局部两层，厚度0.050.92m，岩性多为泥岩、炭质泥岩，为大部分可采的较稳定煤层。21煤层厚度02.66m，平均厚度1.36m，以中厚煤层为主，21号煤层结构简单，一般含夹矸一层，少数含矸两层，厚度0.200.30m，岩性以泥岩为主，为大部分可采的稳定煤层。姚桥井田可采煤层为7、8、17、21号煤层，煤性脆，易碎成粉末状，坚硬程度多为松软级。天然焦为黑色钢灰色，光泽暗淡，硬度大，变质程度高者不染手。 姚桥井田煤层属于中等偏低变质的烟煤，各层挥发份产率普遍较高， 7号煤的平均挥发份产率为38.88%，8号煤的平均挥发份产率为36.56%，17号煤的平均挥发份产率为42.89%，21号煤的平均挥发份产率为44.92%。姚桥井田各煤层原煤水分含量为1.301.67%，属低水分煤层。各煤层原煤灰分普遍较低，7号煤层平均灰分为14.31%， 8号煤层平均灰分在11.57%左右， 17号煤层平均灰分在15.87%左右， 21号煤层平均灰分12.52%，以上各煤层均为低灰煤。原煤中的硫分主要以有机硫和黄铁矿形式存在。7号煤层原煤全硫含量为0.74%，为低硫煤；8号煤层原煤全硫含量为0.93%，为中硫煤；17号煤层原煤全硫含量均2.08%，为中高硫煤层；21号煤层全硫含量3.86%为高硫煤层。 7号煤层高位发热量为28.03 MJ/Kg；8号煤层高位发热量为29.35MJ/Kg，17号煤层高位发热量为28.34 MJ/Kg； 21号煤层高位发热量为29.76 MJ/Kg；各煤层的发热量均属特高热值煤。煤的工业分类按照中国煤炭分类国家标准（GB 5751-86）进行分类确定。7、8、17号煤层为气煤（QM）。21号煤层 为肥煤（QF）。 7、8号煤层可作为炼焦配煤和良好的动力用煤。17、21号煤层的工业用途基本与7、8号煤层相同。但由于两煤层含硫分较高，应采取相应的脱硫措施。1.3.2开采技术条件(1)7号煤层的直接顶板为灰黑色、深灰色砂质泥岩或泥岩，局部为中、细砂岩，一般厚度为34m，其上多发育一层灰灰白色中细粒砂岩，7号煤层顶板稳定性较好，以中等稳定为主，局部为稳定型。底板一般为深灰色砂质泥岩、泥岩，厚度一般为26m，以中等稳定型为主。(2)8号煤层直接顶板多为泥岩、砂质泥岩或炭质泥岩，局部为中细砂岩，以中等稳定型为主，局部为稳定型；直接底板为泥岩、砂质泥岩或泥岩，个别孔为细砂岩，一般厚度3m左右，以中等稳定型为主，局部为稳定型。(3)17号煤顶板岩性为灰黑色泥岩，一般厚度36m左右，为不稳定型；老顶为L9灰岩，平均厚度1.48m左右，抗压强度高；底板岩性多为灰岩，局部为泥岩、粉砂岩，一般厚度3m左右，为稳定中等稳定型底板。(4)21号煤直接顶板为L12灰岩，厚度一般5.0m左右，为稳定型顶板；底板一般为泥岩、砂质泥岩，厚度2.5m左右，为中等稳定不稳定型底板。 (5)姚桥矿矿井瓦斯成份以二氧化碳为主，甲烷含量很低，矿井为低瓦斯矿井。2005年瓦斯鉴定结果：矿井瓦斯绝对涌出量0.0384m3/min，矿井瓦斯相对涌出量0.0054m3/t；矿井二氧化碳绝对涌出量22.949m3/min，矿井二氧化碳相对涌出量：3.244m3/t。 (6)姚桥煤矿各主要可采煤层的可燃基挥发分都较高，均有爆炸性危险，且太原组各主要可采煤层的可燃基挥发分的平均较大，因此煤尘爆炸性更大，矿井煤尘爆炸指数为42.81%。(7)恒温带深度为30m，恒温带的温度为16。地温梯度平均约为2.35/百米，属于地温正常区。10 设计矿井基本技术经济指标表10-1 设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤的牌号气煤2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m4.864煤层倾角510（ 平均8.6）5（1）矿井工业储量Mt178.89（2）矿井可采储量万t125.286（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班27（1）矿井年生产能力Mt/a150（2）矿井日生产能力t/d4158.068矿井服务年限a59.669矿井第一水平服务年限a59.6610井田走向长度m7500井田倾斜长度m360011瓦斯等级低瓦斯相对涌出量m3/t0.005412 通风方式两翼对角式13（1）矿井正常涌水量m3/h325 （2）矿井最大涌水量m3/h46514开拓方式（指井筒形式、水平数目）立井单水平15一水平标高m-60016（1）生产的工作面数目个1（2）备用的工作面数目个017采煤工作面年推进度m118818（1）移交时井巷工程量m8300（2）达产时井巷工程量m1240019开拓掘进队数个320大巷运输方式胶带输送机21矿车类型固定矿车、平板车22电机车类型台数323设计煤层采煤方法综采一次采全高24（1）工作面长度m190（2）工作面推进度m/月108（3）工作面坑木消耗量m3/千吨1（4）工作面效率m 3/千t54.71（5）工作面成本元/t110参考文献1 杜计平.采矿学.徐州:中国矿业大学出版社,20082 徐永圻.采矿学.徐州:中国矿业大学出版社,2003 3 林在康,左秀峰.矿业信息及计算机应用.徐州:中国矿业大学出版社,20024 林在康,李希海.采矿工程专业毕业设计手册.徐州:中国矿业大学出版社,20085 郑西贵,李学华.采矿AutoCAD2006入门与提高.徐州:中国矿业大学出版社,20056 钱鸣高,石平五.矿山压力及岩层控制.徐州:中国矿业大学出版社,20037 王德明.矿井通风与安全.徐州:中国矿业大学出版社,20078 杨梦达.煤矿地质学.北京:煤炭工业出版社,20009 中国煤炭建设协会煤炭工业矿井设计规范.北京:中国计划出版社,200510 岑传鸿,窦林名.采场顶板控制与监测技术.徐州:中国矿业大学出版社,200411 蒋国安,吕家立.采矿工程英语.徐州:中国矿业大学出版社,199812 李位民.特大型现代化矿井建设与工程实践.北京:煤炭工业出版社,200113 综采设备管理手册编委会.综采设备管理手册.北京:煤炭工业出版社,199414 中国煤矿安全监察局.煤矿安全规程.北京:煤炭工业出版社,200615 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储量计算厚度、灰分指标储量类别能利用储量尚可利用储量煤的种类炼焦用煤非炼焦用煤褐煤炼焦用煤非炼焦用煤褐煤最低可采厚度/m缓斜煤层（0-25）0.70.70.80.50.60.7倾斜煤层（25-45）0.60.70.70.40.50.6急斜煤层（45）0.50.60.60.40.40.5最低灰分%4050本矿井设计对7煤层进行开采设计，厚度为4.86m，煤层结构简单，局部含夹矸23层，厚度0.042.42m，夹矸层位一般位于7号煤层中下部，为全井田可采的稳定型厚煤层。本次储量计算是在精查地质报告提供的1：5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。采用块段法计算工业储量。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，在圈定的块段法范围内可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。块段划分如图2-1所示。图2-1 块段划分示意图根据煤炭工业设计规范，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以下等式计算： （2-1）式中：矿井地质资源量，Mt； 煤层平均厚度，m； 煤层底面面积，m3； 煤容重，t/m3。将各参数代入（2-1）式中可得表2-2，所以地质储量为： =183.48（Mt）表2-2 煤层地质储量计算煤层块段倾角/()块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/Mt总储量/Mt7#1121.734.861.3611.86183.4827.58.024.861.3654.263103.464.861.3622.87452.584.861.3617.3759.511.344.861.3677.12(2）矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。矿井工业储量可用下式计算： （2-2）式中 矿井工业资源/储量； 探明的资源量中经济的基础储量；控制的资源量中经济的基础储量；探明的资源量中边际经济的基础储量；控制的资源量中经济的基础储量；推断的资源量；可信度系数，取0.75。77.06（Mt）38.53（Mt）33.03（Mt）16.51（Mt）13.76（Mt）因此将各数代入式2-2得：178.89（Mt）2.3 矿井可采储量2.3.1井田边界保护煤柱根据朱集矿的实际情况，鉴于本井田大部分边界为断层边界，按照煤矿安全规程的有关要求，井田边界内侧暂留30m宽度作为井界煤柱，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算。 （2-3）式中：P 井田边界保护煤柱损失，万t。H 井田边界煤柱宽度，30m；L 井田边界长度，22044m；m 煤层厚度，4.86m；r 煤层容重，1.36t/m3；代入数据得：P=30220444.861.36=4.37Mt2.3.2工业广场保护煤柱根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积见表2-3。第5-22条规定：工业广场的面积为0.8-1.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为150万吨/年，所以取工业广场的尺寸为300m400m的长方形。煤层的平均倾角为8度，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-500m，该处表土层厚度为120-160m，主井、副井，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。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-3 工业场地占地面积指标井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-4 岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/m-50084.8616345746672由此根据上述以知条件，画出如图2-1所示的工业广场保护煤柱的尺寸：图2-2 工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为：由CAD量的梯形的面积为：975327 m2 S7煤=869925.3/cos8= 984912.10m2则：工业广场的煤柱量为：Z工=SMR式中： Z工-工业广场煤柱量，万吨； S -工业广场压煤面积，； M -煤层厚度，4.86m； R -煤的容重, 1.36t/m3。则： Z工=984912.104.861.3610-4 =6.51Mt2.3.3风井保护煤柱按照建筑物、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100m100m，两风井各有一半保护煤柱位于井田范围内，采用垂直剖面法计算西风井压煤量为：1.97t综上，矿井的永久保护煤柱损失量汇总见表2-5表2-5 永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt井田边界保护煤柱4.37风井保护煤柱1.97工业广场保护煤柱6.51合计12.852.3.4矿井可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算： （2-4）式中：Zk 矿井可采储量，t；Zg 矿井的工业储量，178.89Mt；P 保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，12.85Mt；C带区采出率；根据煤炭工业矿井设计规范2.1.4条规定：矿井的采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85。本设计矿井7煤层厚度为4.86m，属于厚煤层，因此带区采出率选择0.75。则代入数据得矿井设计可采储量：3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范中规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，三八制作业（二班生产，一班检修），每日二班出煤，净提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1、资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。2、开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模；3、国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4、投资效果：投资少、工期短3.2.2矿井设计生产能力因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部无较大断层，比较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为150万吨/年。3.2.3矿井服务年限井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(AK) （3-1）其中：T -矿井的服务年限，年； Zk-矿井的可采储量，125.28Mt； A -矿井的设计生产努力， 150万吨/年； K -矿井储量备用系数，取1.4。则： T=125.28100/（1501.4） =59.66（年）注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，矿井是单水平上下山开采，水平在-600m，水平服务年限即为全矿井服务年限，为59.66年。3.2.4井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核。（1）矿井开采能力校核姚桥矿煤层为厚煤层，煤层平均倾角为8.6度，地质构造简单，赋存较稳定，属低瓦斯矿井，考虑到矿井的储量可以布置两个综采工作面同采可以满足矿井的设计能力。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对9吨底卸式提升箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一律用带式输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。（3）通风安全条件的校核矿井煤尘具有爆炸危险性，瓦斯涌出量小，属低瓦斯矿井。矿井采用两翼对角式通风系统，抽出式通风方式，东西两翼各布置一个回风井，可以满足通风要求。（4）储量条件校核据煤炭工业矿井设计规范第2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表3-1。表3-1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角45600及以上7035300-5006030120-2405025201545-9040201515由上表可知：煤层倾角低于25，矿井设计生产能力为1.22.4Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于50a，第一开采水平设计服务年限不宜小于30a。本设计中，煤层倾角低于，设计生产能力为1.5Mt/a，矿井服务年限为59.66a，符合煤炭工业矿井设计规范的规定。4 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。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。确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；合理确定开采水平的数目和位置；布置大巷及井底车场；确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。合理开发国家资源，减少煤炭损失。必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：1）本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-150m，最深处到-900m表土层厚度大，120160m。2）本井田瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大。3）本矿地表地势平坦，且多为农田，无大的地表水系和水体，地面平均标高为+35m。4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标1、井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。具体见表4-1。本矿井煤层倾角小，平均8.6，为缓倾斜煤层；表土层厚约150 m，水文地质情况比较简单，涌水量小；地势平坦，所以采用立井开拓。表4-1各井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1运输环节和设备少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5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：1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。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3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。4斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2通风线路长、阻力大、管线长度大。3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1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4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。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2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。2、主副井筒位置的确定井筒位置的确定原则：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。(1) 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。(2) 井田两翼储量基本平衡。(3) 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。(4) 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。(5) 工业广场宜少占耕地，少压煤。(6) 距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。本矿井走向长度较大地势平坦,主副井筒布置在储量中央。3、风井井口位置的选择应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。矿井在采区两翼上部开采两个风井，采用两翼对角式通风。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积规定，0.61.1公顷/10万吨，确定地面工业场地的占地面积为12 公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为400 m，宽为300 m4.1.3开采水平的确定及采（带）区划分根据井田条件和煤炭工业设计规范的有关规定，本井田可划分为2个阶段，设置1个水平。开采水平划分的依据：（1）是否有合理的阶段斜长；（2）阶段内是否有合理的带区数目；（3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；（4）要使水平高度在经济上合理。本矿井煤层露头标高为-150 m，煤层埋藏最深处达-900 m，垂直高度达750 m，但大部分垂高在600m左右。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，结合阶段斜长考虑，决针对于本矿井的实际条件，决定煤层的阶段垂高为300m左右。由于本矿井瓦斯,涌水及煤层倾角比较小,所以可以考虑上下山的开采方案,因此可以采取单水平开采。若矿井采用三水平开采，则第三水平只能服务于一个采区，因此排除三水平开采的开拓方案。这样，开采水平设置形成两个方案，单水平和两水平开采。由于井田倾角较小，所以初步确定为全部采用用带区开采，具体带区划分如图4-1所示。图4-1 采带区划分示意图4.1.4主要开拓巷道1、运输大巷的布置矿井共布置两条大巷，运输大巷采用胶带输送机运煤，兼做回风大巷，辅助运输大巷采用轨道运输，兼做进风巷。大巷所在层位方案比较后再确定。2、井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置选择在煤层底板中。煤层底板为坚硬的砂岩。维护费用较低。4.1.5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。双立井延伸：采用双立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延伸时，原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。暗斜井延伸：采用两个暗斜井延伸时，暗斜井立井内铺设胶带输送机，系统较简单且运输能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。由于主副井筒都位于井田中央，所以若采用两水平开采只能采用暗立井直接延伸。4.1.6开采顺序本井田开采顺序为先开采第一水平，再开采第二水平；带区内回采顺序：采用后退式，即由带区边界向大巷推进。4.1.7 矿井开拓方案比较（1）提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，如图4-2，分述如下：方案一：立井单水平上下山（岩石大巷) 主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在岩层当中。方案二：立井单水平上下山（煤层大巷)主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在煤层当中。方案三：立井两水平暗斜井延深（岩石大巷）主、副井均为立井，布置于井田中央，暗立井延深，大巷布置在岩层当中。方案四：立井两水平暗斜井延深（煤层大巷）主、副井均为立井，布置于井田中央，暗立井延深，大巷布置在煤层当中。四个方案均采用两翼对角式通风，带区式准备。四种方案的采区划分相同，区别在于开采水平数目和大巷布置方式。开拓方案如图4-2所示。（2）技术比较以上所提四个方案中，井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度以及一、二水平采区和带区布置总体一致。区别在于二水平的开拓方式不同而引起部分基建、生产经营费用不同。方案一、二中，区别在于一方案中岩石大巷，这样就增加了岩石巷道的掘进，使后期基建费用加大；增加了设备的配备；维护费用；但其优点也是显而易见的：减少了大巷保护煤柱，运输系统干扰降低，各种运输畅通，由于是厚煤层开采，通风安全性提高，通风图4-2开拓方案示意图条件优化，可以适当减少煤巷的维护，提高了煤炭采出率。方案二中，岩石掘进量明显较少，而且设备少，环节简单；开拓准备时间短。但通风条件差；巷道维护费用增加。故两方案中暂取方案一。详见表4-2。方案三、四中，区别在于大巷的布置位置。方案三中大巷布置在岩层中，这样就导致岩石掘进量高，开拓费用增加，开拓准备时间增加，但其优点突出：维修费用低，可以定向取直，有利于辅助运输工具的使用，安全性高，保护煤柱少。有利于提高煤炭采出率。方案四中，轨道大巷布置在煤层中，掘进容易，速度快，费用低；开拓准备时间短。但后期的维护费用较高；保护煤柱损失大。经粗略估算，两方案中暂取方案三。详见表4-2。表4-2 各方案粗略估算费用表方案一方案二基建费岩石大巷240851574.810-4=1286.61煤层大巷240851299.910-4=1032.02维护费岩石大巷1.22408567.022010-4=1314.13煤层大巷1.22408567.023510-4=2299.72总 计费用/万元2600.74费用/万元3331.74百分数(%)100.00百分数(%)128.11方案三方案四基建费岩石272791574.810-4=2292.59煤层272791299.910-4=1892.39维护费岩石1.22727967.022010-4=2341.62煤层1.22727967.023510-4=4097.84总 计费用/万元4724.21费用/万元5990.23百分数(%)100.00百分数(%)126.80（3）经济比较方案一、三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，分别汇总于表4-3表4-7中。在上述经济比较中需要说明以下几点：两方案大巷布置数目及位置相同；主、副井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别；主、辅运输大巷断面大小不同，大巷维护费用按平均维护费用估算；方案中相同部分未做比较分析，仅对不同之处进行了计算对比。表4-3 建井工程量项 目方案一方案三初 期主井井筒/m635+20385+20副井井筒/m635+10385+10井底车场/m1000.001000.00开拓大巷/m4085231942石门/m0.002000后 期主立井井筒/m0.00300副立井井筒/m0.00300井底车场/m0.001000开拓大巷/m3194240002表4-4 生产经营工程量方案项目方案一方案三运输提升/ 万tkm工程量工程量大巷及石门运输南二带区1.22875.161.18=4071.01.22875.163.58=12647.6 南四带区1.21659.671=1991.6 1.21659.672.75=5476.9 北一带区1.21260.381=1512.51.21260.382.75=4159.3下山运输1.2(2875.16+1659.67+1260.38)1.5=10431.4 0 立井提升1.2(2875.16+1659.67+1260.38)0.25=1738.50上下山维护/万a1.215007.6710-4=1.380排水/万3325.44243653910-4=11118.33325.44243653910-4=11118.33表4-5 基建费用表项目方案方案一方案三工程量单 价费 用工程量单 价费 用()(元/)(万元)()(元/)(万元)初期主井井筒6554827.6316.24054827.6195.51副井井筒6455708.9368.223955708.9225.5井底车场10001830.918310001830.9183.09轨道大巷40001830.9732.3632651830.9597.78运输大巷40001299.9519.9632651299.9424.41石门01830.9020001830.9366.18小 计 2119.84 1992.49后期主井井筒02085.502504827.6120.69副井井筒0225.6002505708.9142.72井底车场01830.9010001830.9183.09上山30001299.9389.97016000轨道大巷31941830.9584.7840001830.9732.36运输大巷31941299.9415.1840001299.9519.96小 计1389.941698.82总 计3509.783691.31表4-6 生产经营费用方案项目方案一方案三工程量单价费用工程量单价费用万tkm万元/万tkm万元万tkm万元/万tkm万元大巷及石门运输南二带区40710.391587.6912647.60.394932.56南四带区1991.60.39776.725476.90.392135.99北一带区1512.50.39589.874159.30.391622.12下山运输10431.40.424381.1800.420立井提升1738.50.751303.8700.390排水11118.330.66670.9911118.330.66670.99合计15310.3515361.68表4-7 费用汇总表 项目方案方案一方案三费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费2119.841001992.593.99基建工程费3509.781003691.32105.17生产经营费15310.3510015361.68100.33总费用20939.9710021045.5100.50由对比结果可知，方案一和方案三的总费用相差很小，但是单水平开采矿井系统简单，有利于矿井的接替生产，综合以上技术经济比较，确定矿井开拓方式为：立井单水平上下山(岩石大巷)，选用方案一。4.2 矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有四个井筒，分别为主井、副井、两个风井。（1）主井位于井田中央工业场地之中，担负矿井1.5 Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备多绳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，支护厚度450 mm，掘进断面35.6 m2；两侧钢丝绳罐道；每天提升16小时。井筒断面布置如图4-2。（2）副井位于井田中央工业场地之中，与主井东西相距约60 m，担负全矿的材料、人员、设矸石的提升；兼做进风井。装备一对多绳1 t矿车双层四车窄罐笼和一个1 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤；安装行人梯子，并有足够的安全间隙；分别有一躺输水、排水管路和两躺主干动力电缆。井筒混凝土支护，直径7.2 m，净断面积40.71 m2，支护厚度500 mm（表土段壁厚1400 mm）。井筒断面布置如图4-3。（3）风井风井位于矿井上边界保护煤柱内，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径5.0 m，净断面19.63 m，采用预制管柱支护方式，井壁厚度达400mm，风井断面和主要参数如图4-4。4.2.2开拓巷道布置一条运输大巷，一条轨道大巷均布置在煤层底板中，大巷水平间距50 m，共两条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于井田中央，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4440 mm，高为3820 mm，设计掘进断面14.8 m2；轨道大巷掘进宽度为4440 mm，高为3820 mm，设计掘进断面14.8 m2。运输大巷和轨道大巷断面特征如图4-5和图4-6。4.2.3井
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