阳泉三矿3.0 mta新井设计-双巷掘进副巷采动变形规律的数值模拟研究

中国矿业大学本科生毕业论文姓名学号学院矿业工程学院专业采矿工程论文题目阳泉三矿30MT/A新井设计专题双巷掘进副巷采动变形规律的数值模拟研究指导教师职称教授2011年6月徐州中国矿业大学毕业论文任务书学院矿业工程学院专业年级采矿工程07级学生姓名任务下达日期2011年1月14日毕业论文日期2011年3月14日至2011年6月9日毕业论文题目阳泉三矿30MT/A新井设计毕业论文专题题目双巷掘进副巷采动变形规律的数值模拟研究毕业论文主要内容和要求根据采矿工程专业毕业设计大纲，本设计包括一般部分、专题部分和翻译部分，具体包括1、以阳泉三矿条件为基础，完成阳泉三矿30MT/A新井设计。主要内容包括矿井概况、矿井工作制度及设计生产能力、井田开拓、首采区设计、采煤方法、矿井通风系统、矿井运输提升等。2、结合实习矿井实际情况或当前煤矿生产前沿，撰写一篇专题论文。3、完成近35年国外期刊上与采矿或煤矿安全有关的科技论文翻译一篇，要求不少于3000字符。院长签字指导教师签字摘要本设计包括三个部分一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为阳泉三矿30MT/A新井设计。一般部分共包括10章1矿区概述及井田地质特征；2井田境界和储量；3矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4井田开拓；5准备方式带盘区巷道布置；6采煤方法；7井下运输；8矿井提升；9矿井通风与安全技术；10矿井基本技术经济指标。阳泉三矿位于阳泉矿区的西部，距阳泉市中心75公里，交通便利。井田形状近似长方形，东西长约76KM，南北宽约30KM，面积约21KM2。井田内开采15和3煤层，先采15，做为解放层开采，后开采3煤。煤层倾角28，局部地区10，平均5。煤层平均厚度3煤层35M，15煤75M。井田地质条件较为简单。矿井工业储量为3302297MT，可采储量为2206853MT。矿井设计生产能力为30MT/A。矿井服务年限613A。矿井涌水量不大，正常涌水量为50M3/H，最大涌水量为100M3/H。15煤相对瓦斯涌出量为4M3/T，属低瓦斯煤层。矿井煤尘无爆炸危险性，煤层不易自燃，自然发火等级为级。矿井采用立井两水平开拓，上行开采。一矿一面，采煤方法为综合机械化放顶煤开采。全矿采用胶带运输机运煤，辅助运输前期采用15T固定箱矿车，后期采用齿轨车运输。矿井通风方式前期为中央并列式，后期根据需要在井田东西两翼增加两个边界风井。矿井年工作日为330D，日净提升时间16H，工作制度为“四六制”。专题部分题目是双巷掘进副巷采动变形规律的数值模拟研究。以阳煤集团新大地煤矿为例，通过使用UDEC数值模拟软件进行分析计算，模拟了15202工作面开采后，不同尺寸煤柱条件下进风副巷与进风巷之间煤柱的应力与变形的演化规律，以及不同尺寸条件下进风副巷的应力、变形的演化规律，得出双巷掘进时副巷受采动变形的基本规律以及煤柱尺寸的合理留设。翻译部分是一篇深部煤与瓦斯突出矿井危险等级的分类技术的论文，英文题目为CLASSIFICATIONTECHNIQUEFORDANGERCLASSESOFCOALANDGASOUTBURSTINDEEPCOALMINES关键词立井开拓；带区；综合机械化放顶煤开采；蓄电池电机车运输；混合式通风ABSTRACTTHISDESIGNINCLUDESTHREEPARTSTHEGENERALPART,SPECIALSUBJECTPARTANDTRANSLATIONPARTTHEGENERALPARTISANEWDESIGNOFNO3OFYANGQUANMINETHISDESIGNINCLUDESTENCHAPTERS1ANOUTLINEOFTHEMINEFIELDGEOLOGY2BOUNDARYANDTHERESERVESOFMINE3THESERVICELIFEANDWORKINGSYSTEMOFMINE4DEVELOPMENTENGINEERINGOFCOALFIELD5THELAYOUTOFMININGAREA6THEMETHODUSEDINCOALMINING7TRANSPORTATIONOFTHEUNDERGROUND8THELIFTINGOFTHEMINE9THEVENTILATIONANDTHESAFETYOPERATIONOFTHEMINE10THEBASICECONOMICANDTECHNICALNORMSNO3OFYANGQUANMINELOCATESATTHEWESTOFYANGQUANMINEAREA,75KMAWAYFROMTHECENTEROFTHETOWNANDITHASCONVENIENCETRANSPORTATIONSTHESHAPEOFMINEFIELDISLIKEARECTANGLEWHICHHASALENGTHOF76KMINTHEEASTANDWESTDIRECTIONWHILEAWIDTHOF30KMINTHESOUTHANDNORTHDIRECTIONONAVERAGETHETOTALAREAISAPPROXIMATELY21KM2THEREAREMAINLYTWOCOALSEAMSINTHEMINE3AND15FIRSTMINING15SEAMUPSTREAMMININGTHEAVERAGEANGLEIS5DEGREE,WHILETHETHICKNESSISABOUT75MTHEMINEFIELDGEOLOGICALCONDITIONISSIMPLETHEPROVEDRESERVESOFTHEMINEFIELDARE33022MILLIONTONSTHERECOVERABLERESERVESARE22068MILLIONTONSTHEDESIGNEDPRODUCTIVECAPACITYIS30MILLIONTONSPERYEARTHESERVICELIFEIS613YEARSTHENORMALFLOWOFTHEMINEIS50M3PERHOURANDTHEMAXFLOWOFTHEMINEIS100M3PERHOURTHERELATIVEGASDISCHARGEQUANTITYIS4M3PERTONTHUSITISLOWGASEOUSMINETHECOALDUSTOFTHEMINEHASNONEXPLOSIONHAZARDANDTHECOALSEAMISHARDLYSPONTANEOUSCOMBUSTIONTHELEVELOFSPONTANEOUSCOMBUSTIONISTHEDEVELOPMENTOFTHEMINEISDOUBLELEVELWITHTWOVERTICALSHAFTTHENUMBEROFTHEWORKINGFACESISONLYONECOMPREHENSIVEMECHANIZATIONPUTSINTHETOPCOALTECHNOLOGYISTHEMININGMETHODSEVERALBELTCONVEYERSUNDERTAKETHEJOBOFCOALTRANSPORTINTHEMINE,WHILETHEAUXILIARYTRANSPORTATIONSYSTEMDEPENDSONTHEMINECARSTHEVENTILATIONTYPEINTHEEARLYSTAGEISCENTRALIZEDJUXTAPOSEINTHELATESTAGETWOAIRSHAFTSINTHEBOUNDARYSHOULDBEDRIVENTHEVENTILATIONMETHODISEXTRACTIONTHEWORKINGDAYSINAYEARARE330EVERYDAYITTAKES16HOURSINLIFTINGTHECOALTHEWORKINGSYSTEMINTHEMINEIS“FOURSIX”THETITLEOFTHESPECIALSUBJECTPARTIS“DEPUTYLANEDUALROADWAYMININGNUMERICALSIMULATIONOFDEFORMATION”BYUSINGTHEUDECANALYSISOFNUMERICALCALCULATIONSIMULATIONSOFTWARETOSIMULATETHE15202WORKINGFACE,THEPILLAROFDIFFERENTSIZESINTOTHEAIRINLETLANE,DEPUTYLANEANDBETWEENTHESTRESSANDDEFORMATIONOFCOALPILLARTHEEVOLUTIONLAW,ANDUNDERCONDITIONSOFDIFFERENTSIZES,DEPUTYLANE,WINDSTRESS,THEEVOLUTIONOFDEFORMATIONISOBTAINEDWHENTHEDUALROADWAYDEFORMATION,DEPUTYLANEBYTHEBASICLAWOFMININGANDTHELEFTPILLARSETAREASONABLESIZE,WITHSIMILARCONDITIONSROADWAYREFERENCETHETRANSLATEDACADEMICPAPERISABOUTCLASSIFICATIONTECHNIQUEFORDANGERCLASSESOFCOALANDGASOUTBURSTINDEEPCOALMINESITSTITLEIS“CLASSIFICATIONTECHNIQUEFORDANGERCLASSESOFCOALANDGASOUTBURSTINDEEPCOALMINES”KEYWORDSVERTICALSHAFTDEVELOPMENTSTRIPDISTRICTCOMPREHENSIVEMECHANIZATIONPUTSINTHETOPCOALBATTERELECTRICVEHICLETRANSPORTCOMBINEDVENTILATIONSYSTEM目录一般部分1矿区概述及井田地质特征111矿区概述1111矿区地理位置1112矿区气候条件1113矿区水文情况212井田地质特征4121井田地形及地质勘探程度4122井田地层4123井田地质构造7124井田水文地质1013煤层特征11131煤层赋存条件11132煤层围岩性质12133煤的特征13134瓦斯等开采技术条件152井田境界和储量1621井田境界16211井田范围16212开采界限1622矿井工业储量16221储量计算基础16222井田地质勘探17223工业储量计算1723矿井可采储量19231安全煤柱留设原则19232矿井保护煤柱损失量19233矿井设计储量20234矿井设计可采储量213矿井工作制度、设计生产能力及服务年限2231矿井工作制度2232矿井设计生产能力及服务年限22321确定依据22322矿井设计生产能力22323矿井服务年限22324井型校核234井田开拓2441井田开拓的基本问题24411井筒的确定24412工业场地26413井田的再划分26414主要开拓巷道26415井田开拓方案提出与比较2742矿井基本巷道32421井筒32422井底车场35423主要开拓巷道375准备方式带（盘）区巷道布置4251煤层地质特征42511煤层特征42512煤层顶底板结构42513水文地质42514地质构造42515地表情况4352带区巷道布置及生产系统43521带区位置及范围43522带（盘）区内的划分43523带区巷道布置43524工作面接替顺序45525带区主要生产系统45526带区巷道掘进45527带区生产能力及采出率4653带区车场选型设计47531确定车场形式47532带区主要硐室布置476采煤方法4961采煤工艺方式49611带区煤层特征及地质条件49612确定采煤工艺方式49613回采工作面参数50614回采工作面破煤与装煤方式51615回采工作面运煤方式52616回采工作面支护方式53617采放比、放煤步距、放煤方式56618各工艺过程注意事项57619回采工作面正规循环作业5862回采巷道布置59621回采巷道布置方式59622回采巷道参数607井下运输6371概述63711运输设计的原始条件与数据63712运输距离与货载量63713矿井运输系统6472带区运输设备选择64721设备选型原则64722带区煤炭运输设备选型65723带区辅助运输设备选型6773大巷运输设备选择69731运输大巷设备选型69732辅助运输大巷设备选型708矿井提升7281概述7282主副井提升72821主井提升72822副井提升739矿井通风及安全技术7591矿井通风系统的选择75911矿井概况75912矿井通风系统的基本要求75913矿井通风方式的确定75914矿井通风方法确定76915带区通风基本要求77916带区通风系统78917工作面通风方式及风向78918矿井通风容易与困难时期确定7992带区及全矿所需风量83921采煤工作面实际需风量83922备用工作面需风量85923掘进工作面需风量85924硐室需风量87925其它巷道需风量87926矿井总需风量87927风量分配8893全矿通风阻力的计算89931矿井通风总阻力计算原则89932矿井最大最小阻力路线90933矿井通风阻力计算90934矿井通风总阻力92935总等积孔9294矿井通风设备选型93941主要通风机选型93942电动机选型9695防止特殊灾害的安全措施96951瓦斯管理措施96952煤尘的防治96953预防井下火灾的措施97954防水措施9710设计矿井基本技术经济指标98参考文献99专题部分双巷掘进副巷采动变形规律的数值模拟研究1021绪论10211问题的提出与研究意义10212主要研究内容及研究方法103121研究内容103122研究方法1032理论分析10421巷道围岩变形分析104211巷道围岩变形量的构成104212巷道围岩变形的一般规律10422煤柱受力分析及变形特征104221煤柱中的支撑压力分布特征104222两巷间煤柱变形特征1063数值模拟10731数值模拟方法概述及UDEC数值模拟软件简介107311数值模拟方法概述107312UDEC数值模拟软件简介10732两巷间煤柱以及副巷的应力、变形规律数值模拟研究108321工作面基本情况108322模型的建立110323模拟结果及分析1114结论112翻译部分英文原文116中文译文128致谢138一般部分1矿区概述及井田地质特征11矿区概述111矿区地理位置阳泉矿区位于太行山脉的中断西麓，为西北高而东南低的中低山岭地貌。三矿井田位于矿区的西部，距阳泉市中心75KM。地理坐标东经1132111331，北纬37513756。东部以蒙村河为界与一矿相邻，西部以保安河沟水流中心线为界与新景矿相连，北部以本局任意带独立坐标系统纬线106500109000M为界与一矿井田相连，南部以桃河洪水位线为界与新景矿井田隔河相望。本矿区交通便利、发达。铁路方面，往西有石太线沿桃河南岸横空整个矿区直达太原，与南北同浦线接轨。往东至石家庄，与京汉、石德线接轨。矿内有专用铁路线，经石卜咀编组站在阳泉与石太线接轨。公路方面，往西有阳太公路、沿桃河北岸横空整个矿区直至太原。往东有阳石公路、直通石家庄。往北入南均有公路直通各个城镇，矿区交通位置图如图11所示。盂县石家庄和顺河北省207娘子关阳泉昔阳平定寿阳阳曲滹沱河大佛寺古交市太原榆次市交城文水祁县太谷105307镇国寺晋河清徐三矿307207107图11阳泉三矿交通位置图112矿区气候条件本区属于温暖带的大陆性气候，是山西省较温暖的地区之一，根据阳泉市多年来的气象观测资料，基本情况如下1）降水量历年平均为590毫米，最大为8864毫米，发生于1983年；最小为2904毫米，发生于1972年。降水多集中在每年的七、八、九三个月内，占全年总降水量的7491。1966年的8月23日降水量高达2615毫米，为本区最大的降水日。2）蒸发量全年平均为18859毫米，最大可达23819毫米，最小为13191毫米。蒸发量大于降水量的23倍，属于大陆性的半干旱气候。3）气温年平均气温为107，一月份最低平均为4，极端最低气温为191，七月份最高平均气温为243，极端最高气温为4020。4）风速风向春冬季节多西北风，夏季多东南风，秋季多西风。风速最大417M/S，有时偶尔高达24M/S。5）其它历年平均绝对气温温度为89毫巴，最高可达233毫巴，最低为1毫巴。每年的十一月，地面开始上冻，翌年的三月开始解冻。冻土深度最大可达60厘米。6）地震根据山西省地震局（84）111号文件通知，本区属于级烈度地震区。113矿区水文情况由于长期地壳的上升，侵蚀基准面的下降，切割剧烈，基岩裸露，沟谷纵横，给地下水的排泄和地表水的径流，创造了良好的条件，区内最高点，是矿区南部平定县西部的刁乌愣山，海拔标高为1495M，最低点为东部的桃河河谷，海拔标高为600，相对高差，平均为200300米。较大的主要河流有四条它们多呈东西向或北西南东向流经本区或外围边界，注入海河水系的沱沱河，是本区主要的供水和地下水的补给源地，是阳泉市和矿区工业发展的主要水资源。现将这四条河流分述如下1）桃河发源于西部寿阳高原的温家庄、太安泽、砰头等地一带，全长44公里，流域面积为503平方公里，有西向东横穿整个矿区中部，经阳泉，娘子关入河北汇入沱沱河。在流经矿区内，河床坡度均为1左右。根据阳泉是水文站多年观测资料，平均流量为033M3/S左右，夏季一般为38M3/S。此河水量受季节的影响非常明显，由坡头至阳泉的一段，在干旱季节，一般多干涸无水，只有潜流。由阳泉至乱流，河水大多漏失，补给奥灰，因此，有坡头只阳泉一段属于潜水的径流区。该段内群井林立，成为本区的重要供水水源，出水量大致在1500020000M3/D左右。由于河床相对比较低凹，又成为本区排污的重要场所，因此水质多有污染。2）温河位于本区北部外围的盂县境内，发源于盂县东部的文昌山一带，呈南东方向流经本区东北部的巨城，在娘子关汇入绵河，全长40于公里。3）南川河位于本区南部的平定县境内，发源于平定西部的刁乌楞山和大南庄一带，呈东西方向流经本区的五矿，在平定改向北，最后汇入桃河，全长约20公里。4）松溪河位于南部的昔阳县境内，发源于昔阳以南的龙阳及李阳一带，由南向北流经昔阳折向东，至葱窝，转向北，流经北省的蒿亭和南漳河汇入绵河，全长10于公里。本区主要水源的水质特征如下1）深层的奥灰水，东部地区一般水化特点，矿化度一般小于08，总硬度为1225，水温为1218，水质较好可供饮用。但是在矿区的西部，呈中性，总硬度均在4565之间，碱度多在43左右，从上述各指标来看，西部地区水的质量较差，只能供生产使用不能进行饮用。2）矿坑水的水质PH一般在78之间，总硬度多在24左右，总碱度多在20以上。3）潜水由于埋藏浅水的交替条件好，在天然条件下水质较好，合乎饮用标准，但常常受到人为的污染，水质发生变异。本区潜水的一般化学特征，PH为718788，总碱度114667，以碳酸氢钙型水为主，含铁，锌等多种元素。本区桃河潜水，按水化特征大致可分为两个地段，从旧街官沟口，矿化度较低4560及以上70353050603012245025201504509402015154井田开拓41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层从而建立矿井提升、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案进行技术经济比较，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1）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；2）合理确定开采水平的数目和位置；3）布置大巷及井底车场；4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6）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1）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。2）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。3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。4）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。5）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。6）根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。411井筒的确定包括主井、副井及风井的形式、数目、位置及坐标的确定。1）井筒形式的确定井筒形式有三种平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。各形式井筒的优缺点及适应条件见如下分析（1）平硐优点井下运输环节少，系统简单，费用低，地面工业广场设施简单，施工条件好，施工速度快，井巷工程量少，加快建井周期，少留工业广场保煤柱。缺点受地形迹埋藏条件限制。适用条件只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。（2）斜井优点井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；提升能力大，可做为安全出口。缺点斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。适用条件煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊施工的缓倾斜、倾斜煤层（3）立井优点立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。缺点立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。适用条件不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制。本矿井煤层倾角小，平均5，为近水平煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小，地势高低起伏明显，表土层很薄；不具备平硐开拓条件，但可以采用立井开拓或斜井开拓或者是两种开拓方式组合。2）主副井筒位置的确定井筒位置的确定原则（1）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。（2）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。（3）井田两翼储量基本平衡。（4）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。（5）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。（6）工业广场宜少占耕地，少压煤。（7）距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井主副井筒布置位置如下主井井筒中心位置经距2523933M，纬距3354623M。副井井筒中心位置经距2523933M，纬距3345552M。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。井田中央风井中心位置经距2509512M，纬距3359306M。井田东翼风井中心位置经距2716143M，纬距3292271M。井田西翼风井中心位置经距2269080M，纬距3355187M。412工业场地工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部稍微偏向东翼，原因是东翼煤层埋藏较浅，可使井筒的建设时间较短，投产更快。工业场地的形状和面积根据工业场地占地面积规定，选用10公顷/10万吨，确定地面工业场地的占地面积为30公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为600M，宽为500M。413井田的再划分1）开采水平确定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分带数目；（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。井田可采煤层为15和3煤层，其它煤层由于过薄或不具备开采价值，暂不考虑对其进行开采。煤层平缓，倾角平均为5，最大仅8，为近水平煤层。两煤层间距120M，按照设计规范要求，应采用两平开拓。开采水平标高分别为560M和680M，大巷延展方向大体与井田延展方向一致。2）阶段内再划分井田范围内不存在较大的断层和褶皱，属简单结构煤层。由于本矿井设计为高产高效矿井，故应力求巷道布置和生产系统简单。考虑到目前高产高效矿井近水平煤层的准备方式主要有盘区式和带区式，需要分析二者的优缺点进行阶段内再划分方案的选择。由于本井田大致呈现为东西向延展较长，南北方向较短，且煤层倾角较小，平均为5，最大8，在井田的西翼由于井田南北走向较长，适宜沿井田主要延展方向做大巷，在大巷两翼布置分带工作面，而在井田的东翼由于其倾斜长度较短，若沿着大巷布置分带工作面时，工作面推进长度较短，使得工作面搬迁次数过多，因此将其划分为盘区开采。故可将井田划分为若干个带区和盘区。414主要开拓巷道开拓巷道主要可分为煤巷和岩巷，其技术比较见表41。表41煤岩巷的技术比较项目煤层巷道岩层巷道特征沿煤层掘进，随煤层等高线变化。在距煤层一定距离的岩层中，掘进中基本保证取直。优缺点掘进容易，施工速度快，便于机械化掘进，掘进中可以探明煤层变化和地质构造。生产期间，大巷维护困难，影响生产，两侧至少留设3040M的保护煤柱，煤层有起伏变化时，大巷随之弯曲，不利于运输，采区发火时，不易封闭。可保持一定方向，弯曲少，有利运输，巷道维护条件好，不留设护巷煤柱，安全条件好，便于布置采区煤仓。工程量大，机掘有困难，机械化程度低、速度慢、费用较高。适用条件服务年限小的片盘斜井，煤层群中相距较远的单个煤层或中厚煤层，煤层底板岩层有含水溶洞时，不易开掘岩石巷道时。在距离煤层不太远的地方，又适合于开掘和维护巷道的煤层，煤层有瓦斯煤层突出和自然发火的巷道，大巷要呈直线布置。本井田初步考虑采用三条大巷运输大巷，辅助运输大巷和专用回风大巷。1）运输大巷的布置由于运输大巷沿井田主要延展方向布置，需要为全井田服务，由于煤层厚度为75M，布置煤层大巷时不易于维护，故宜采用岩石大巷。为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，将运输大巷布置在距煤层底板大约1525M处的砂质页岩中。岩层大巷优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度，且便于设置煤仓。2）辅助运输大巷的布置辅助运输大巷沿井田主要延展方向布置，需要为全井田服务，由于煤层厚度为75M，布置煤层大巷时不易于维护，故宜采用岩石大巷。同时，由于辅助运输采用蓄电池电机车，故对辅助运输大巷有严格坡度要求，按照安全规程规定，辅助运输大巷的坡度宜为35。但由于井田东翼标高普遍比西翼高出3040M，若两翼辅助运输大巷处于同一水平，则东翼辅助运输大巷离煤层距离过远（局部地段达6080M）。为此，只能采用两水平大巷，西翼大巷水平标高为560M，东翼标高为630M，中间一段大巷采用斜巷，坡度为7左右。此时，矿井开采前期采用电机车运输即可满足在西翼的运输要求，到矿井后期，斜巷段辅助运输考虑采用新型辅助运输设备齿轨车。3）回风大巷的布置回风大巷初步设计为布置在距煤层底板15M处的细粒砂岩中。因为回风大巷要为多个带区服务，服务年限较长，布置于岩层中就使得回风大巷易于维护。4）井底车场的布置由于井底车场要为整个矿井服务，服务年限较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置在煤层底板岩层中，位于560M水平，为坚硬的砂质页岩，维护费用较低。而且井底车场布置于该位置有利于井田东翼大巷排水。415井田开拓方案提出与比较1）方案提出根据以上分析，现提出以下三种在技术上可行的开拓方案，分述如下方案一立井开拓主副井筒均为立井。沿井田主要延展方向布置三条大巷，开采水平标高为560M。示意图如图41所示。1059807560105980756015上3风井副立井主立井图41立井开拓方案二斜井开拓主副井筒均为斜井。沿井田主要延展方向布置三条岩石大巷，开采水平标高为560M。如图42所示。1059085706501059085706504545主斜井上上15上3上副斜井上上上上上图42斜井开拓方案三综合开拓主井采用斜井，副井采用立井。主副井口均位于井田延展方向的中央位置。沿井田主要延展方向布置三条岩石大巷，开采水平标高为560M。如图43所示。10598075601059807560454515上3上上上上主斜井副立井图43综合开拓所提三个方案水平数目均相同，区别在于井筒形式以及由此引起的部分基建、生产费用不同。2）经济比较三个方案的经济比较见表42、表43、表44。表42立井开拓项目数量10M基价元费用万元费用小计表土段351802376308主立井基岩段475996724734453652表土段352037687132副立井基岩段4611298025983966971井底车场岩巷100463044630446304基建费用万元费用合计万元166927系数煤量万吨提升高度KM基价元/TKM立井提升12223662051162190098涌水量M3时间H服务年限年基价元/吨排水1008760613028150357系数煤量万吨平均运距KM基价元/TKM大巷运输1222366220351878761生产费用万元费用合计万元4219216费用总计万元4386143表43斜井开拓项目数量10M基价元费用万元费用小计表土段127679398628主斜井基岩段167269997117035125663表土段127590757503副斜井基岩段1672524008761395116井底车场岩巷100463044630446304基建费用万元费用合计万元267083系数煤量万吨提升高度KM基价元/TKM斜井提升1222366217990422027934涌水量M3时间H服务年限年基价元/吨排水1008760613032171836系数煤量万吨平均运距KM基价元/TKM大巷运输1222366220351878761生产费用万元费用合计万元4078531费用总计万元4345614表44综合开拓项目数量10M基价元费用万元费用小计表土段127679398628主斜井基岩段167269997117035125663表土段352037687132副立井基岩段4611298025983966971井底车场岩巷100463044630446304基建费用万元费用合计万元238938系数煤量万吨提升高度KM基价元/TKM斜井提升1222366217990422027934涌水量M3时间H服务年限年基价元/吨排水1008760613028150357系数煤量万吨平均运距KM基价元/TKM大巷运输1222366220351878761生产费用万元费用合计万元4057052费用总计万元429599以上三个方案的粗略汇总表见表45。表45方案粗略比较汇总方案方案一方案二方案三名称双立井双斜井主斜副立中央基建费用（万元）166927267083238938生产费用（万元）421921640785314057052合计（万元）43861434345614429599百分比1021010116100通过初步比较可以确定，三个方案在经济上相差都不大，不足10。从技术上讲，由于煤层埋深较大，采用斜井开拓井筒过长，通风线路和管揽较长，而且初期岩石工程量较大，采用斜井开拓不利于辅助运输。初步选择方案一和方案三，以下需要对方案一、三进行详细技术经济比较。方案一与方案三的详细经济比较见表表46和表47，其最终汇总见表48。由经济比较可以看出，双立井开拓较之主斜井副立井综合开拓方式而言，其总费用仅多出16，但是其基建费用较综合开拓少了4267。从技术角度来讲，虽然采用主斜井胶带有利于大型矿井煤炭提升，而副井采用立井形式可以充分发挥其提升速度快、提升能力大的优势，对辅助运输非常有利；但也有着压煤量大的劣势,并且如果主副井共用一个工业场地，则井底相距较远，井底车场、井下巷道联系不大方便。综合以上分析，确定本矿井开拓方案采用双立井开拓方式。表46立井开拓费用项目数量10M基价元费用万元费用小计表土段351802376308主立井基岩段475996724734453652表土段352037687132副立井基岩段4611298025983966971井底车场岩巷100463044630446304初期基建费用万元基建费用合计万元166927后期基建费用（万元）项目数目长度10M基价元费用万元费用小计系数煤量万吨提升高度KM基价元/TKM主井提升12223662051162190098涌水量M3时间H服务年限年基价元/吨排水1008760613028150357系数煤量万吨平均运距KM基价元/TKM顺槽运输122236621035939380系数煤量万吨平均运距KM基价元/TKM大巷运输122236622580352423601生产费用万元生产费用合计万元5703436费用总计万元5870363表47主斜井副立井费用项目数量10M基价元费用万元费用小计表土段127679398628主斜井基岩段167269997117035125663表土段352037687132副立井基岩段44611298025983966971井底车场岩巷100463044630446304初期基建费用万元基建费用合计万元238938后期基建费用（万元）项目数目长度10M基价元费用万元费用小计系数煤量万吨提升高度KM基价元/TKM斜井提升1222366217990422027934涌水量M3时间H服务年限年基价元/吨排水1008760613028150357系数煤量万吨平均运距KM基价元/TKM顺槽运输122236621035939380系数煤量万吨平均运距KM基价元/TKM大巷运输122236622580352423601生产费用万元生产费用合计万元5541272费用总计万元578021表48两方案详细比较汇总方案方案一方案三名称斜井开拓综合开拓项目费用（万元）百分比费用（万元）百分比初期基建费用（万元）16692710023893814314生产费用（万元）5703436102935541272100总费用（万元）58703631015657802110042矿井基本巷道421井筒本矿井共有四个井筒，一个主立井，一个副立井，两个风井。1）主立井位于矿井工业场地，担负全矿井的原煤提升，主井，井口标高为1055M，井深510M。净直径75M，净断面4418M2，井筒断面布置如图44和表49。井筒中心线井筒中心线D75090505192096072019205010215020480图44主井井筒布置断面图（180）表49主井井筒特征井型30MT井筒直径75M井深510M净断面积4418M2基岩段毛断面积5809M2表土段毛断面积67937088M2提升容器两对16T箕斗多绳摩檫轮提升机井筒支护钢筋混凝土及砌碹2）副立井位于矿井工业广场内，担负全矿井人员、材料、设备和矸石的提升任务，为矿井的主要进风井，具体见图45和表410。上上上上上上70430271142017201720501982011386480310642570150271D805012050图45副井井筒断面图（180）表410副立井特征表井型30MT表土段毛断面积76978659M2井筒直径80M提升容器一套5T双层单车罐笼带平衡锤，一套一大罐笼5T双层单车，一个小罐笼井深500M钢筋现浇混凝土净断面积5026M2表土层1200MM基岩段毛断面积6647M2井筒支护基岩段550MM3）风井风井担负着矿井的全部回风。井筒净直径为65M，考虑到矿井发生火灾时确保人员的安全撤出，在风井井筒内安装了梯字间，同时作为防火灌浆管路的检修间；为了控制风速采用了全封闭式梯字间，具体见图46和表411。450D64010808035653511205023图46风井井筒断面图（180）表411中央风井特征表井型30MT净断面积3318M2井筒直径65M基岩段毛断面积4418M2井深486M表土段毛断面积6362M2422井底车场1）井底车场的形式和布置方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、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范421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，经技术经济比较确定，并符合下列规定1大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。2当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。3当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。4采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。结合本矿具体条件，所采用井底车场布如图47。2）空重车线长度大型矿井的副井空重车线的长度应为1015列车长。辅助运输采用MG176A型15吨固定厢式矿车运输，其尺寸为240010501200。电机车选用CTY12/379G型电机车，其尺寸为474010501600。每列车15节车厢。一列车的长度L450024001540500MM405M副井空重车线的长度应405156075M所选车场的副井空车线的长度L175M6075M，所选车场的副井重车线的长度L276M6075M，符合要求。31748291056图47井底车场布置图1主井；2副井；3轨道大巷；4运输大巷；5卸载站；6等候室；7煤仓；8中央变电站；9中央水泵房；10水仓3）调车方式矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经轨道大巷和机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车方向相同。4）硐室（1）主井系统硐室主井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷、清理井底撒煤硐室等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按下式计算QMC015025AMC41式中QMC井底煤仓有效容量，T；AMC矿井设计日产量，T；015025煤仓系数，中型矿井取大值，大型矿井取小值。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的1525来计算，一般大型矿井取小值。因本矿井日产量为9090T，取煤仓容量系数为015，则需要煤仓容量为015909013635T。设置一个直径为10M，高15M的圆筒煤仓，总容量约16956T，能够满足矿井生产需要。（2）副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成。按煤矿矿井井底车场硐室设计规范规定，主排水泵用室与主变电所应联合布置，并宜靠近敷设排水管路的井筒。硐室与井简垂直距离不宜小于20M。关于水仓的设计如下按煤矿安全规程第二百八十条之规定，主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。新建、改扩建矿井或生产矿井的新水平，正常涌水量在1000M3/H以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8H的正常涌水量。取水仓的主仓和副仓之间距离为20M。由于本矿井最大涌水量为100M3/H，所需水仓的容量为Q01008800M3根据水仓的布置要求，水仓的容量为SL42式中Q水仓容量，M3；S水仓有效断面积，5M2；L水仓长度，M。设计水仓断面积为5M2，水仓长度为230M，则水仓容量为Q52301150M3由上面计算得知，QQ0，故设计的水仓容量满足要求。3其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、乘人车场等。423主要开拓巷道1）运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带机运输煤炭，并铺设有轨道，靠绞车牵引矿车，以便于胶带的维修，断面需要满足一定的要求。运输大巷宽度计算公式如下1123BBDC43式中B1运输大巷宽度，MM；B输送机边缘至巷道壁的最小距离；D1胶带机宽度，D11400120MM；D2电机车的宽度，D21050MM；D3电机车与皮带机间距，D2310MM；C矿车与巷壁距离，取810MM。关于B的取值有主要运输巷道一般取500MM，采区巷道一般取300500MM。B1500152010603108104200MM运输大巷的断面和特征表如图48。2）辅助运输大巷此巷为一条双轨大巷，并兼作进风大巷使用，设有人行道。21BAACT44式中B2辅助运输大巷净宽度，MM；A非人行道宽度，取580MM；A1电机车的宽度，取为1050MM；C人行道宽度，取1200MM；T双轨运输巷道中两辆对开列车最突出部分之间的距离，取为300MM；B25802105012003004200MM辅助运输大巷的断面和特征表如图49。3）回风大巷回风大巷仅用于回风使用，其断面如图410。回风石门选用的断面与回风大巷相同。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按照运输设备的外形尺寸以及煤矿安全规程第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。4208407650123106081634103616209018020103672190上上上上上上上上/M21350上/上4390上/M1上上50上上80上16上L9016上/M38/M上/PA上上上上/M315804上/上/M3106上/上/KG407上/上/KG/上上/KG32541上/M210图48运输大巷断面4207606020360250150R21058131120360102上上上上/M2上上/M上上/上/P上上上上上/M3上/上上上上上/M3上/2250图49辅助运输大巷断面42010360170219上上上上上上上上/M21350上/上4390上/M1上上50上上80上16上L9016上/M38/M上/PA上上上上/M315804上/上/M3106上/上/KG407上/上/KG/上上/KG32541上/M210图410回风大巷断面5准备方式带（盘）区巷道布置51煤层地质特征511煤层特征前期所采煤层为15煤层。其煤层特征3，即3号无烟煤，外观具有钢灰色，条痕为黑色并具较强的金属光泽和玻璃光泽，内生裂隙比较发育，在裂隙面上常有方解石矿物质充填，形成一层极薄的薄膜。由于内生裂隙的发育，其断口常具锯齿状，及阶梯状。煤层均具条带状结构和层状构造。煤层的煤岩以镜煤和亮煤为主，光亮型及半光亮型均在70以上，其中光亮型占7，半光亮型占673，半暗型只占65272，暗淡型占16。颜色深黑，光泽较强，结构均一