七台河精煤集团公司新兴四矿1.2Mta新井设计

摘 要本设计矿井为七台河精煤集团公司新兴四矿新井设计，设计生产能力为1.2Mt/a，可采储量为152Mt，设计服务年限91a。井田内共划分为2个水平开采，共有47#、48#、49#、50#、51#、58#、60#、63#、65#、67#、68#共10层可采煤层,井田平均走向长度为3.95km，平均倾斜长度为2.05km，煤层平均倾角25左右，属倾斜煤层。由于井田走向长度较大，以及煤层地质条件等因素影响，决定本井田内采用走向长壁后退式采煤法进行开采,工作面采用综合机械化开采。本设计矿井采用双立井,分区式通风。关键词: 井田；矿井设计；综合机械化；立井开拓；可采储量。 AbstractThis mine pit design is designed for the No.4 coal mine of Xin Xing of Qi Taihe Coal Mining Group.The design production ability is 1.2Mt/a.Recoverable reserves is 152Mt and the service time is 91a. The minefield is totally divided into two mining levels.There are 47#,48#,49#,50#,51#,58#,60#,63#,65#,67#,68# ten recoverable layers.The average length of strike is 3.95km,the length of dip is 2.05km and the average angle of the coal seam is about 25,belongs to inclined coal seam.Because the length of strike is so long and the coal seam geology condition etc.factor influence that the design decide to take the longwall retreating rorking,the working face adopts the Mining Technology of the Fully Mechanized.This mine pit design takes vertial shaft development,divides area ventilated.Keywords: Shaft area; The mine pit design; Mining Technology of the Fully Mechanized; Vertical shaft development; Recoverable reserves.VI目 录摘要IAbstractII绪论1第1章 井田概况及矿井地质特征21.1 井田概况21.1.1 井田位置及范围21.1.2 交通位置21.1.3 地形地势21.1.4 气候21.1.5 河流21.2 地质特征31.2.1 矿区范围内的地层情况31.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造31.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征51.2.4 岩石性质 厚度特征51.2.5 井田内水文地质情况61.2.6 沼气 煤尘及煤的自燃性61.2.7 煤质 牌号及用途6第2章 井田境界 储量 服务年限72.1井田境界72.1.1 井田周边状况72.1.2井田境界确定的依据72.1.3 井田未来发展情况72.2 井田储量72.2.1 井田储量的计算72.2.2 保安煤柱82.2.3 储量计算方法82.2.4 储量计算的评价92.3矿井工作制度 生产能力及服务年限92.3.1 矿井工作制度92.3.2 矿井生产能力的确定92.3.3 矿井服务年限10第3章 井田开拓113.1 概述113.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述113.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况113.2 矿井开拓方案的选择113.2.1 井硐形式和井口位置113.2.2 开采水平数目和标高143.2.3 开拓巷道的布置153.3 选定开拓方案的系统描述153.3.1 井硐形式和数目153.3.2 井硐位置及坐标153.3.3 水平数目及高度153.3.4 石门 大巷 数目及布置163.3.5煤层群的联系163.3.6 采区划分173.4 井筒布置及施工173.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐维护173.4.2 井硐布置及装备183.4.3 井筒延伸的初步意见193.5 井底车场及硐室193.5.1 井底车场形式的确定及论证193.5.2 井底车场的布置 存储线路 行车线路布置长度203.5.3 通过能力计算223.5.4 井底车场主要硐室223.6 开采顺序253.6.1 沿煤层走向的开采顺序253.6.2 沿煤层倾向的开采顺序253.6.3 采区接续计划25第4章 采区巷道布置与采区生产系统264.1 采区概述264.1.1 设计采区的位置 边界 范围 采区煤柱264.1.2 采区地质和煤质情况264.1.3 采区生产能力 储量 服务年限264.2 采区巷道布置274.2.1 区段划分274.2.2 采区上山布置274.2.3 采区车场布置284.2.4 采区煤仓形式、容量及支护364.2.5 采区硐室简介374.2.6 采区工作面的接续374.3 采区准备384.3.1 采区巷道的准备顺序384.3.2 采区主要巷道的断面及支护方式38第5章 采煤方法405.1 采煤方法的选择405.2 回采工艺405.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备405.2.2 工作面循环方式和劳动组织形式42第6章 井下运输和矿井提升446.1 矿井井下运输446.1.1 运输方式和运输系统的确定446.1.2 矿车的选型及数量446.2 矿井提升系统466.2.1 矿井提升设备的选择46第7章 矿井通风安全487.1 矿井通风系统的确定487.1.1 概述487.1.2 矿井通风系统的确定487.1.3 主扇工作方式的确定487.2 风量计算与风量分配487.2.1风量计算487.2.2 风量分配507.2.3 风量的调节方法与措施517.2.4 风速的验算517.3 矿井通风阻力的计算527.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力527.3.2 矿井等积孔的计算537.4 通风设备的选择547.4.1 主扇的选择计算547.4.2 电动机的选择547.5 矿井安全生产措施547.5.1 预防瓦斯及煤尘爆炸557.5.2 火灾与水患的预防55第8章 矿井排水568.1 概述568.2 矿井主要排水设备568.2.1 排水方式与排水系统简介568.2.2 主排水设备及管路的选择计算56第9章 技术经济指标58结论60致谢61参考文献62附录164附录270绪论煤矿能够顺利达到高产高效的基础在于，有一个合理的矿井开采设计。采矿工程专业毕业设计的目的在于应用所学专业知识，对矿井整体设计有一个系统的了解，从而进一步巩固专业知识的学习，将理论与实践相结合，为即将到来的工作奠定夯实的基础。根据客观实际，结合矿井设计资料等因素，全面地培养解决矿井设计中各种实际问题的能力，本设计说明书内所编写各章节包括矿井设计的全部过程，其中个章节都是相互联系的，从而说明在矿井设计的各个环节都是相辅相成，相互影响的。并且总体阐述了井田开拓方式、准备方法、采煤方法、矿井通风与安全、矿井排水及其与矿井有关的设计问题。通过设计说明书的详细介绍，能使读者对矿井生产系统的设计有进一步的了解，加强对煤矿生产的认识。第1章 井田概况及矿井地质特征1.1 井田概况1.1.1 井田位置及范围新兴四矿位于黑龙江省七台河市矿区中西部，井田范围：北界为煤层露头，与新建矿相邻；南界与桃山矿相连；东界为F11号断层；西界以F26号断层为界，与东风矿相邻。东西走向长约8.4公里，南北倾斜长约为5.6公里，面积约40.56平方公里。地理坐标为北纬46544427，东经1272515247。1.1.2 交通位置该矿区内有专用的铁路线路与勃利，牡丹江、佳木斯相连。有高速公路可与佳木斯、宝清、密山、鸡西、勃利、依兰、双鸭山和哈尔滨等市县相连，公路十分发达。交通位置图详见1-1：1.1.3 地形地势井田内地形平坦，大部分属丘陵地区，地面标高在+70米左右。1.1.4 气候该矿区内全年平均气温在0.45，最高气温在零上2630，最低气温在-3035,年降水量为350mm630mm。由11月至第二年4月为冻结期。1.1.5 河流该矿区内无大型河流，只有少数经人工改造过的河流水力坡度1左右。图1-1 交通位置图1.2 地质特征1.2.1 矿区范围内的地层情况新兴四矿煤系地层属上侏罗统鸡西群含煤地层，主要由城子河组和穆棱组组成。上部为44号煤层，下部界限74号煤层底板，含煤系数为2%，其中可采煤层21层。煤系地层综合柱状图详见图1-2：1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造新兴四矿位于弧形构造东翼，煤层走向由N50W渐变为EW方向，井田北部煤层倾角在614，井田中部煤层倾角1419，井田南部煤层倾角2135，该井田为向南倾斜的单斜构造。图1-2 煤系地层综合图煤层特征详见表1-1：表1-1 断层一览表序号断层编号性质产状落差m可靠性走向倾向倾角1F14正NWWS70o100-250较可靠2F26正NWNE60-70o20-120较可靠1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征煤层赋存状况见可采煤层特征详见表1-2：表1-2 可采煤层特征表煤层号煤厚层间距（m）可靠性472.4全局可靠24482.6全局可靠23493全局可靠80511.3全局可靠20581.2全局可靠25600.8全局可靠210630.8全局可靠25650.9全局可靠50670.7全局可靠25680.8全局可靠1.2.4 岩石性质 厚度特征岩石主要物理力学性质指标详见表1-3：表1-3 岩石主要物理力学性质指标名称孔隙度容重kg/cm3抗压强度102kg/m3抗拉强度102 kg/cm3弹性模量kg/cm3泥质岩1.65.21.82.011.260.51.548细砂岩4222.02.81150.20.6218中砂岩5161.32.72230.31.4161.2.5 井田内水文地质情况该井田范围内存在倭肯河一支流，位于本矿区西部，该河宽20米左右，泾流方向为由南向北，垂直本井田煤系地层的走向，平常期流量为0.51.5m3/s，对该本矿区的开发无影响。1.2.6 沼气 煤尘及煤的自燃性新兴四矿属于低瓦斯矿井，煤尘爆炸指数为36.4，属于有爆炸危险的煤层，本矿无自然发火倾向。1.2.7 煤质 牌号及用途新兴四矿内的煤层主要是腐植煤，煤岩成分主要是暗煤、亮煤，内生裂隙发育，质脆，黑色，条带状，层状结构，其煤岩类型多为光亮型和半亮型。煤岩组成多是凝胶物基质体，颜色鲜红，树脂胶体占次要地位，含矿物杂质较多，主要包含矿物质为高岭石、长石、方解石和云母。原煤灰分一般在2030%。净煤灰分在10%左右，挥发分一般在3039%，胶质层厚度在915mm，硫含量在0.2%左右，磷含量在0.010.02%，属低磷、低硫煤，发热量一般在8000大卡/公斤左右。煤的粘结指数GRI65的定为气煤，GRI65的定为1/3焦煤。该矿区原煤主要用于冶金，火电厂作动力用煤次之。第2章 井田境界 储量 服务年限2.1井田境界2.1.1 井田周边状况新兴四矿位于黑龙江省七台河市矿区中西部，井田范围：北界为煤层露头，与新建矿相邻；南界与桃山矿相连；东界为F11号断层；西界以F26号断层为界，与东风矿相邻。东西走向长约8.4公里，南北倾斜长约为5.6公里，面积约40.56平方公里。地理坐标为北纬46544427，东经1272515247。2.1.2井田境界确定的依据新兴四矿内的断层不大，上界以47#煤层露头为界，下界以68#煤层底板为界，西部以F26号正断层为界，东部以FA断层为界。均为自然边界。2.1.3 井田未来发展情况新兴四矿远景储量将开发桃七四区，位于本矿区南部3.6公里处,桃七四区的勘探范围为，东起F6断层，西部以F12号断层为界，北以F26号断层为界，南以F5号断层为界。东西走向长8.5公里，南北倾斜宽3.6公里，面积约7.85平方公里。2.2 井田储量2.2.1 井田储量的计算新兴四矿井田范围内的煤层有47#、48#、49#、51#、58#、60#、63#、65#、67#、68#十层可采煤层。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。矿井工业储量是指平衡表内A+B+C级储量的总和。矿井可采储量是指矿井工业储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率的储量。2.2.2 保安煤柱依据煤矿安全规程规定，留设保安煤柱如下：1.根据设计地面建筑物范围留设20m保安煤柱；2.井田内部有两条断层断层，分别留设25m保安煤柱；3.边界断层两条分别留设30m保安煤柱；根据以上煤柱留设情况得煤柱损失量计算如下：（1）工业广场煤柱损失：11.6Mt； （2）断层、边界、巷道保安煤柱损失：20Mt； （3）总损失量：31.6Mt。2.2.3 储量计算方法1.工业储量计算计算公式如下：块段储量=块段面积/cos(平均倾角)平均厚度容重。2.可采储量计算可采储量计算公式如下：ZK =（ZCP）C式中 ZK 可采储量；ZC 工业储量；P 永久煤柱损失；C 采区回采率。本设计矿井煤层厚度属于中厚煤层回采率按90%计算，经过计算可采储量为152.98Mt。矿井可采储量汇总详见表2-1：表2-1 矿井可采储量汇总水平煤层号煤厚/m工业储量/Mt永久损失/Mt开采损失/Mt可采储量/Mt一水平472.417.82.861.4912.8482.619.33.111.6113.8949322.273.511.8716.03511.39.71.551.176.98581.28.91.421.086.4600.85.90.940.764.2630.85.90.940.764.2650.96.91.10.834.97670.75.20.830.633.74680.85.90.940.764.2二水平472.417.42.7842.11612.5482.618.83.0082.25613.53649321.73.4722.60415.624511.39.41.5041.1286.768581.28.71.3920.6846.264600.85.80.9280.6964.176630.85.80.9280.6964.176650.96.51.040.784.68670.75.10.8160.6123.672680.85.80.9280.6964.176总计14.5212.773425.788152.9822.2.4 储量计算的评价本设计矿井内的可采储量是通过精确的科学计算而得，勘探准确，计算精度高。2.3矿井工作制度 生产能力及服务年限2.3.1 矿井工作制度 新兴四矿年工作日为330天，实行“四六”工作制，三班工作，一班检修，每日净提升煤炭16小时。2.3.2 矿井生产能力的确定经过地质勘探已查明新兴四矿范围内的工业储量为212.7Mt，井田内工业广场煤柱，境界煤柱等永久煤柱损失量约占工业储量的10%，各可采煤层均为中厚煤层，按煤炭工业矿井设计规范要求确定本矿的采区采出率为90%，由此计算本井田的可采储量为152.9Mt，根据煤炭工业矿井设计规范中对矿井井型的规定，设计生产能力为1.2Mt/a。2.3.3 矿井服务年限由上节得到矿井生产能力为1.2Mt/a，根据已计算的可采储量，按照公式：P=Z/AK式中 P 为矿井设计服务年限，a；Z 井田的可采储量,Mt；A 为矿井生产能力,Mt/a；K 为矿井储量备用系数，一般取1.4；计算得：P=91a，最终确定91a为本矿井设计服务年限。第3章 井田开拓3.1 概述3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述新兴四矿周边没有生产矿井。3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况本井田属于缓坡丘陵地形，地表起伏较缓,平均标高+70m左右，井田的煤层上部标高在+50m，下部标高在-800整个矿共有十层可采煤层，全区发育。煤层走向长度为3.95公里，倾向长度为2.05公里。本井田煤层属于倾斜中厚煤层，平均倾角在25左右。3.2 矿井开拓方案的选择3.2.1 井硐形式和井口位置1.井筒形式：依据本井田的地质状况、煤层赋存情况及井型、服务年限等要求，对本井田井筒选择提出两种方案：方案1：双斜井开拓方式方案2：双立井开拓方式（1） 技术比较详见表3-1：表3-1 技术比较表方案名称优 点缺 点1双斜井开拓1.掘进速度快初期投资较双立井开拓省；2.井筒设备较简单；3.建井期稍短些。1.通风线路长，通风阻力大，费用增加；2.煤柱损失严重；3.地质条件复杂时，不易维护，安全性降低。 2双立井开拓1.适应性强，技术成熟可靠；2.通风断面大，风阻小，满足大风量要求；3.有利于井筒延伸。1.本设计矿井采用两水平开拓，立井石门长度大，掘进工程量大，掘进费用高。2.需要大型的提升设备；3.初期投资大，建井期限稍长。依据开拓方案技术比较，可初步选定两种较合理开拓方案：方案1：双斜井开拓方式详见图3-1：图3-1 双斜井开拓 方案2：双立井开拓方式详见图3-2：（2）经济比较两个方案在技术上均比较合理，两者之间的区别在于主石门掘进长度、井筒掘进费用、维护费用、提升费用等。两个方案的井底车场、水平运输大巷以及各种采区石门和采区上山的工程量基本相等。因此，只需要比较它们的不同之处。开拓方案经济比较详见表3-2：图3-2 双立井开拓表3-2 开拓方案经济比较方案双 斜 井 开 拓双 立 井 开 拓内容工 程 量单价（元）费 用（元）工程量单价（元）费 用（元）单位名称数量单位数量数量数量单位数量数量基岩段副井掘进150.410m9342140503646.210m421031945158基岩段主井掘进157.3210m8604135358149.810m329841642603基岩段副井辅助费150.410m14852223374044.210m464282052117.6基岩段主井辅助费161.2810m14852239533048.310m434122096799.6副井提升费用30.8510m0.71221.965215.510m2.8343.865主井提升费用93.910m0.42339.719789.510m0.912681.6777罐笼2个219786439572箕斗2个247581495162钢丝绳输送机16210m5100826200主井提升机1个9300093000个10196001019600副井提升机1个923860092386001个878439878439串车1210m532463888合 计1779584610692177吨煤成本14.88.9从经济比较表可知，立井开拓比斜井开拓费用低，投资少，所以该设计矿井选择方案1，双立井开拓方式。2.井口位置：本井田煤层均为倾斜中厚煤层，井田走向长度较大，从有利于井下运输和保证第一水平合理服务年限出发，应该将井筒布置在井田中部位置，该位置地面比较平坦，并且满足防洪设计标准，并与矿区总体规划相协调，工业广场符合环境保护的要求。本井田内有F26正断层，为了少压煤，可初步确定本设计井田的井筒位置在井田的中部靠近断层附近。3.2.2 开采水平数目和标高本设计井田水平标高的确定主要考虑了以下几个因素：（1）煤层赋存条件及地质构造；（2）合理的水平服务年限；（3）水平接替。根据上述因素，本设计井田设计提出水平划分方案如下：方案1：井田划分两个开采水平；一水平运输标高-350m，二水平运输标高为-800m。方案2：井田划分三个开采水平，一水平标高-300m，二水平标高-600m，三水平标高-800m。水平储量及服务年限详见表3-3：表3-3 水平储量及服务年限方案水平储量（Mt）服务年限（a）方案1一水平77.5046.1二水平75.5944.9方案2一水平30.0025二水平42.0024.2三水平81.0941.8从表3-3中可知，方案2的一水平服务年限达不到规范要求的服务年限，水平储量不足，而方案一的水平服务年限能够满足一水平服务年限不小于30年的基本要求，储量充足，且有利于采区的接续。故采用方案1的水平划分方法。3.2.3 开拓巷道的布置运输大巷的布置：运输大巷服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输以及通风、排水和管线敷设，服务年限较长。依据本井田的地质条件及煤层赋存状况：本井田共有可采煤层十层，即47#、48#、49#、51#、58#、60#、63#、65#、67#、68#十层煤，其中，47#,48#,49#相邻煤层间距较近，约30m左右。58#与60#，63#与65#，67#与68#间距较近，因此47#、48#、49#可用一组上山联合准备。58#与60#，63#与65#，67#与68#可共用一组上山联合准备。所以根据本井田的实际情况，本井田采用集中大巷布置。3.3 选定开拓方案的系统描述3.3.1 井硐形式和数目本设计井田采用一对立井开拓，即主井、副井。主井用以提升煤炭，副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备及兼作进风井。3.3.2 井硐位置及坐标井筒确定的理由是：（1）位于井田储量中央；（2）有较好的地形条件，井口处标高+70m，地面平缓；（3）交通条件好。确定井筒坐标为： 主井井口坐标为：XA=5070514，YA=-88500 副井井口坐标为：XB=5070469，YB=-88500主副井井口标高都为+70m，拟定二水平为井筒最终水平。主井井深400m，副井井深380m，两井筒中心线间距为70.6m。3.3.3 水平数目及高度本井田采用两水平开拓,拟定第一水平为-350m,垂深400m，第二水平拟定标高为-800m，垂深400m。3.3.4 石门 大巷 数目及布置1.大巷数目：一条运输大巷。2.大巷布置：运输大巷布置在岩层中，易维护，费用低。大巷受地质构造的影响较少，煤柱损失少，安全条件好，受煤与瓦斯突出影响较小。大巷断面尺寸详见断面图3-3：图3-3 大巷、石门断面3.3.5煤层群的联系本设计矿井井田范围内共有十层可采煤层，即47#、48#、49#、51#、58#、60#、63#、65#、67#、68#煤层，平均倾角25左右，根据各煤层层间距大小，采用分层开采；联合开采的煤层共用一个溜煤眼向运输上山运煤，并且利用采区石门相互联系。3.3.6 采区划分新兴四矿采区划分原则如下：（1）开采多煤层井田，应尽量联合布置采区，集中生产；（2）采区走向长度根据煤层地质条件、开采机械化水平、采区储量、生产能力及巷道维护等因素综合考虑；（3）初步设计一般负责划分一水平采区，需要沿走向全长统一考虑，作到初后期统筹兼顾，全井合理，更有利于初期生产；（4）采区划分要考虑采区接续关系，使其适应各翼储量及产量分配； （5）煤层稳定、开采条件好、生产能力大的采区，走向长度要适当增大。结合上述原则，针对本设计井田以井田境界内的断层为界，将井田的47层划分为三个采区，采区划分示意图详见图3-4：图3-4 采区划分3.4 井筒布置及施工3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐维护本设计井田采用双立井开拓方式，井筒布置范围内无涌水，井筒较易维护，所以本设计井筒支护形式为：混凝土整体灌注式，主副井井壁厚度均为450mm。3.4.2 井硐布置及装备井筒断面布置应综合考虑井筒围岩性质、运输方式、通风安全等因素，具体遵循原则如下：（1）符合煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范，对通风、运输、管线布置的要求，满足施工需要；（2）有利于井筒检修、维护、清扫和人员通行安全；（3）合理使用断面空间，减少井筒工程量。主井为提升煤兼做入风井，其直径为4.5m，副井为提升矸石、运料和人员所用，其直径为6.5m。主副井都采用料石砌碹支护和混凝土锚喷。主副井井筒断面详见图3-5，3-6：图3-5 主井井筒断面图3-6 副井断面图3.4.3 井筒延伸的初步意见为了保证采区正常接续和均衡生产，本矿井将延伸原主副井，从-350水平延伸至-800水平。初步考虑采用直接延伸原主副井筒可以充分利用原有设备和设施，提升系统简单，转运环节少，经营费用低，管理方便。3.5 井底车场及硐室3.5.1 井底车场形式的确定及论证井底车场形式的确定应该根据井田地质条件、井型大小、井田开拓方式、大巷运输方式、地面布置及生产系统等因素来选择。该矿井井底车场形式的选择依据如下：（1）该矿井设计生产能力为1.20Mt/a，年工作日330d，实行四六工作制，每日净提升16小时；（2）矿井采用双立井开拓方式，两个开采水平；（3）主要运输大巷采用3t底卸式矿车运输，每列车由25辆矿车组成，由两台10t架线式电机车一前一后牵引。卸载时，机车通过卸载站。辅助运输、掘进煤和矸石列车采用1.5t固定式矿车，由35辆1.5吨矿车组成，两台10t架线式电机车一前一后牵引；（4）矸石量占矿井产量的20%，由副井提升，掘进煤占6%，由翻车机翻入井底煤仓，由主井提升。综合以上所述，结合设计要求，经分析比较后，本设计矿井选用环形卧式井底车场。3.5.2 井底车场的布置 存储线路 行车线路布置长度1存车线长度的确定根据煤炭工业矿井设计规范的规定，存车线可以选用下列长度：（1）大型矿井的主井空、重车线长度各为1.52列车长；（2）材料车线长度，大型矿井应能容纳15辆材料车；（3）副井空、重车线长度，大型矿井按1.01.5列车长。2.存车线长度的计算主井空、重车线，副井进、出车线：L=mnLk+NLj+Lf式中 L 主井空、重车线，副井进、出车线有效长度，m；M 列车数目，列；N 每列车的矿车数，按列车组成计算确定；Lk 每辆矿车带缓冲器的长度，m；N 机车数；Lj 每台机车的长数；Lf 附加长度，取10m。经过计算得：主井L=1.525（3.45+0.2）+24.5+10=155.8m副井L=35（2.4+0.2）+24.5+10=110m材料车线有效长度L=ncLc+nsLs式中 L 材料车线有效长度，m；nc 材料车数，辆；Lc 每辆材料车带缓冲器的长度，m；ns 设备车数，辆；Ls 每辆设备车带缓冲器的长度，m。L=ncLc+nsLs=152.6+24.5=48m根据实际需要，取材料车线长72m。3线路道岔的计算单开道岔平行线路联接DK624/5/15 =92744 =45 a=4972mm b=5128mmR=25000mm B=9604mm m=9732mm T=2069mmn=m-T=7663mm D=13206mm单开道岔非平行线路联接DK624/5/15 =112516 =450 a=3258mm b=4142mmR=20000mm =-=333444 T=6034mm M=25503mm m=11218mm n=8884mm f=5921mm渡线道岔线路联接DX624/4/1216 =1415 =45 a=3496mm b=3404mm R=25000mm L0=9600mm L=19544mm N=9735mmD=18896mm C=2483mm对称道岔线路联接DC624/3/15 =182606 =45 a=2560mm b=2852mmR=25000mm T=2016mm m=4994mm L=9505mm B=4929mm 垂直三角道岔线路联接DC624/5/15=182516 a=3258mm b=4142mm R=25000mm1=185530 =690659 a1=2064mm b1=2736mmb1=2774mm T=1729mm m=27483mm M=25325mm 3.5.3 通过能力计算1井底车场线路布置和调度表详见图3-7，表3-4：2矿井日产原煤4400吨，日产掘进煤为4400t0.06=264t，3t底卸式矿车日运煤量为44000.94=4136t。3t底卸式矿车列车数为4136/（325）=55列。每日运矸石量为41360.2=827t，1.5t固定式矿车列车数为827/（1.535）=16列。每日进入井底车场的3t底卸式矿车数与1.5t固定式列车数之比为55/16=4:1，每一调度循环时间为44分，列车进入井底车场平均间隔时间为48.6/10=4.9分，列车在井底车场平均运行时间为7.5分，3t底卸式矿车在井底车场平均运行时间为7.6分，1.5t固定式列车在井底车场平均运行进间为7.8分。3通过能力计算按公式计算：N =TaQ/1.15T=31.6（2534+1.515）/(1.1544)=2.03Mt/a通过能力富余系数为2.03/1.2=1.71.3，所以满足设计规范要求。3.5.4 井底车场主要硐室1.主井硐室主井设有3t底卸式矿车卸载站硐室、翻车机硐室、井底煤仓及井底煤仓装载硐室、清理井底散煤硐室及水窝泵房等2.副井硐室副井硐室有副井井筒与井底车场连接处、中央水泵房、水仓及清理水仓硐室、中央变电所及候车室等。表3-4井底车场调度表3.6 开采顺序3.6.1 沿煤层走向的开采顺序根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，采用两翼开采有利于保障生产的连续性；有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理，依据本设计矿井的采区划分的具体情况，采用走向长壁后退式开采。3.6.2 沿煤层倾向的开采顺序新兴四矿采用上行式开采，由于头三层煤层间距较近采用联合开采。井田内共有十层可采煤层，首先开采47#煤层，将其作为首采区达产。3.6.3 采区接续计划根据井田的地质条件，该井田内有两条正断层F26，F14，因此以该断层为界，将井田划分为9个采区。采区接续详见表3-5：表3-5 采区接续表第4章 采区巷道布置与采区生产系统4.1 采区概述4.1.1 设计采区的位置 边界 范围 采区煤柱本设计采区为东一采区，位于井田东部。西部以正F26断层为界，东部以井田边界为界。浅部以+50标高为界，深部以-350标高为界。采区煤柱包括采区范围内的边界煤柱、断层煤柱、隔水煤柱等。本设计采区采用走向长壁后退式联合开采，采区煤柱留设如下：各煤层在采区边界留设20m煤柱，井田境界处留设35m保护煤柱。4.1.2 采区地质和煤质情况采区地面标高为+70米左右，采区内没有断层，地质构造简单，涌水量小，防水工作简单，水文地质类型为简单型。采区内有煤层三层，煤层倾角在25左右，中厚煤层，煤层平均厚度为2.4m，煤质主要是1/3焦煤。 4.1.3 采区生产能力 储量 服务年限1.采区生产能力是采区内同时生产的回采工作面和掘进工作面的产量的总和。一个采煤工作面产量A0（Mt/a)可由下式计算：A0 =LV0MrC0式中 L 采煤工作面的长度，m；V0 工作面推进度，m/a；M 煤层厚度或采高，m；r 煤的密度，t/m3；C0 采煤工作面采出率，中厚煤层取95%。设计回采工作工艺为综采，日进尺数为7.2m。所以V0=7.2330=2376m，即工作面年推进度为2376m。A0=18023762.41.400.95=1.36Mt采区生产能力与采区内同采工作面的个数有关：式中 n 同时生产的采煤工作面数；K1 采区掘进出煤系数，取为1.1左右；K2 工作面之间出煤影响系数，n=2时取0.95，n=3时取0.9。本采区采用1个面，AB=1.36Mt/a。2.采区储量及服务年限采区煤层全部可采，根据几何法求得可采储量为24.19Mt，本采区设计生产能力为1.2Mt/a，则本采区服务年限经计算为14.4a。4.2 采区巷道布置4.2.1 区段划分由于本采区采用走向长壁后退式采煤法，区段划分则以工作面长度为标志。本设计采用分区式通风，一水平设在-350m标高处，上山长1008m，区段垂高180m，确定合理工作面长后，将本采区划分为六个区段。4.2.2 采区上山布置根据新兴四矿采区煤层及顶底板岩性等实际情况，本设计采区就上山布置方式提出如下两种方案：方案1：两岩一煤上山方案2：岩石上山 根据本设计采区实际情况，还应该进行经济比较，经济比较详见表4-1：表4-1 经济比较表项 目轨道上山运输上山回风上山费用总计（万元）二岩一煤上山长 度9589581090倾 角252525组合基价单价8812881215384合计84.484.4187.6387.7辅助费单价515.9515.9388.合计62.954.147.3164.4三条岩石上山长 度958951.9958倾 角252525组合基价单价881288128812合计107.592.5107.5307.5辅助费单价515.9515.9515.9合计62.954.162.9180 通过技术经济比较后，结合本采区的实际情况，因此采用将三条上山布置在第三层煤煤层底板中。4.2.3 采区车场布置采区下部车场基本形式：采区下部车场由辅助提升车场和装煤车场组成。根据煤炭装车地点，设计采区下部车场为大巷装车式。大巷、轨道上山均条用600mm轨距、1.5t矿车。大巷用10t架线式电机车牵引，列车由40辆矿车组成。车场与大巷铺设18kg/m钢轨。1.根据煤矿矿井井底车场和硐室设计规范的规定：（1）采区车场和硐室的设计，应根据采区巷道布置、采区生产能力和服务年限、运输方式和矿车类型、地质构造和围岩性质、煤尘、瓦斯及水文情况等因素进行全面考虑确定；（2）采区车场巷道断面应根据围岩情况确定，可为半圆拱形，跨度大时视围岩情况也可采用三心拱形，应优化选择锚喷支护，当锚喷支护有困难时，也可采用其他支护方式；（3）采区车场和硐室应根据围岩情况尽量布置在稳定岩层或煤层中。2.设计步骤(一)装煤车场设计根据给定条件，装煤车场为大巷装车式详见图4-1：1运输上山；2调度绞车；3煤仓；4重车存车线； 5空车存车线；6装车点道岔；7、8渡线道岔；9通过线；图4-1 大巷装车式线路布置图大巷轨道中心线距离为1200，渡线道岔DX624/4/1216，=111836，a=3967，b=4333。渡线道岔联接长度: (41)由公式(41)得 (42)由公式(42)得 (43)由公式(43)得取74000 (44)由公式(44)得 取68700, (45)由公式(45)得(二)辅助提升车场设计甩车道计算辅助提升车场在竖曲线以后25坡度跨越大巷见煤。斜面线路采用DC624/3/15对称道岔，=182606，a=2560，b=2852。车场双道中心线间距为1200，对称道岔线路联接长度为：（联接半径取12000） (46)由公式(46)得水平投影长度 (47)由公式(47)得竖曲线计算：（详见图4-2）根据生产经验，竖曲线半径定为：RG=15000(高道，重车线)5RD=9000(低道，空车线)存车线取半列车，即 (48)由公式（48）得 (49)iG取8（高道动滚行坡，重车道） iD取10（低道自动滚行坡，空车道） 则高道竖曲线回转角 图4-2 竖曲线计算图低道竖曲线回转角 竖曲线投影长度： 起坡点位置确定绕道车场起坡后跨越大巷，需保持一定岩柱。根据经验，取运输大巷中心轨道面水平至轨道上山轨面垂直距离15m。详见图4-3：1大巷；2绕道；3煤层底板；4车场至上山斜巷；1大巷中心线至大巷在上山一侧轨道中心线间距；图4-3 顶板绕道式车场起坡点位置计算图 (410)由公式(410)得 (411)由（411