同煤集团煤峪口矿3煤层初步设计

本科毕业论文(设计)题目：同煤集团煤峪口矿3#煤层开采初步设计学院：煤炭工程学院班级：09采矿工程一班姓名：贾少华指导教师：王星亮职称：副教授完成日期：2013年6月5日同煤集团煤峪口矿3#煤层初步设计摘要本次设计是开采煤峪口煤矿3号煤层，设计图纸共五张，说明书共十章。煤峪口煤矿位于大同市南西65°，直线距离14公里。其地理位置为北纬40°1′58.37″，东经113°7′38.28″。区内交通十分方便，可通向全国各地。本矿井设计主要是开采3号煤层，该煤层结构简单、埋藏稳定。在本井田范围内，煤层平均厚度为5.02米，最薄4.6米，最厚6.4m，井田均可采。本井田划分为二个盘区，回采工艺采用后退式、一次采全高的采煤方法，采用“四六制”作业制度。工作面的设备有双端可调双滚筒采煤机、滑移支架、可弯曲刮板运输机、破碎机、转载机等。顶板管理采用滑移支架，采空区采用全部跨落法管理顶板。矿井运输大巷采用皮带运输作为主运输，采用连续运输车作为辅助运输，矿井通风采用轴流式扇风机边界、抽出式通风方式。在设计过程中体现了大型现代化矿井高产高效的设计原则，采用系统优化的方法，使矿井能够在一矿一井一面的条件下达到最佳生产能力。矿井采用三条煤巷，实现了集中生产；采用大功率、高效能的采煤机和大运量、高寿命的刮板输送机，提高了设备的配套能力及可靠性，保证工作面高产高效；副井采用罐笼提升，主井采用斜井皮带运输。在设计说明书中完整地阐述了本设计各生产系统的选择和设备的配置情况，并在重要的、关键的方案作了技术比较，这是一个发展的矿井。所以在整个设计过程中体现了现代化的特点。关键字：立井；高产高效；倾向长壁采煤方法；现代化；一次采全高ABSTRACTThisdesignistomineMeiyukoutoturnthecoalmineNo.3coalseam,thedesigndiagrampaperistotal5,andthemanualistotal10.TheMeiyukouturnscoalminetotvlocatedonthewestsouthofDatongastraightlineis14km.Itsgeographypositionisanorthernlatitudes40°s31′s37″s,eastlongitude113°s7′s38.28″s.Transportationinsidetheareaisveryconvenient.ThethismineralwelldesignismainlytomineNo.3coalseam.No.3coalseam:Thestructureissimpleandburyastability,Withinthescopeofthiswellfarmland,thecoalseamthicknessisa4.6~6.4m,generallythick5.02m,thewellfarmlandgreaterhalfdepartmentcanadoptandtheeastcan'tadopt.Thiswellfarmlanddividesthelinetotwodishareasandadoptalordinclinedpairsignwelltoexpandaway,returntoadoptthecraftadoptioncountermarchtypeandtheadoptedcoalminningmethodislongwallminingandinsinglepass.Thebeltconveyorisappliedtotransportcoal.Adoptthehomeworksystemof"46make".Worknoodlesoftheequipmentshaveadoubletocarryadjustabledoublerollerstoadoptcoalmachine,slipperymoveasupportandcancurvetopareoffplankconveyancemachine,crusher,turntocarrymachine...etc..Crestplankmanagementadoptionslipperymoveasupport,adoptemptyareatheadoptionallacrossestofallamethodmanagementacrestplank.Mineralwell'stransportingabiglaneanadoptionaleatherbeltconveyancebealordconveyanceandadoptcontinuousconveyancecarBeassistanceconveyance,mineralwellwellventilatedadoptionthestalkflowtypewaywithwellventilatedbreezemachineboundary,drawouttype.Embodythedesignprincipleoflarge-scalemodernizemineshaftorpithighyieldhighefficiencyindesigningthecourse,ofdesionthemethodthatthesystemoptimizes,andmakesthemineshaftorpitcanachieveproductioncapacityundertheconditionofoneside.Therearetworocklanesinthewell,andrealizedconcentratingproducing;Thenecessaryabilityandthereliabilityofequipment,guarantyfacehighyieldhighefficiencyareraisedtothefortunecapacityadoptingthecoal_minningmachineofhigh-powerandhighefficencyandthehighcapacilyscrapingconveyerofhighlifespan.Thedispositioncircumstancesofthisdesigntheselectionofeachproductionsystemwascompletelyexpoundedindesigningthebookletofdirections,anddoesthetechnologycomparisonattheimportantandkeyscheme,thisisadevelopingmine.Sodevelopingisgoodmodernisafioncharacfer.Keywords:Shaft；highyieldandhighefficiency；long-wallcoalmining；Modernization；insinglepass.目录摘要 XABSTRACT XI1. 矿区概述及井田地质特征 181.1. 矿区概述 181.1.1. 地理位置 181.1.2. 地形、地貌 181.1.3. 交通条件及居民点分布 191.1.4. 水文情况 191.1.5. 气候条件 211.1.6. 地震 221.1.7. 矿井周边小窑情况 221.1.8. 矿区工农业概况及建材电力供应情况 231.2. 井田地质特征 231.2.1. 地层 231.2.2. 井田地质构造 241.2.3. 井田水文地质 251.3. 煤层及煤质 291.3.1. 煤层 291.3.2. 煤质 292. 矿井开拓 312.1. 井田境界及储量 312.1.1. 井田境界 312.1.2. 储量 322.2. 矿井设计生产能力及服务年限 382.2.1. 矿井工作制度 382.2.2. 矿井设计生产能力及矿井服务年限的确定 382.3. 井田开拓 382.3.1. 井田开拓的基本问题 382.3.2. 井筒 392.3.3. 验算主、副井空、重车线长度 442.3.4. 井底车场 442.4. 开拓方案的选定 462.5. 盘区的划分及开采顺序 493. 大巷运输及设备的选择 503.1. 概述 503.2. 大巷运输及设备的选择 503.2.1. 大巷运输方式的选择 503.2.2. 辅助运输方式的选择 524. 带区巷道布置及装备 584.1. 煤层的地质特征 584.2. 带区巷道布置及生产系统 584.2.1. 首采区数目、位置和工作面生产能力计算 584.2.2. 首采带区尺寸及巷道布置 594.2.3. 带区运煤、辅助运输、通风及排水系统 594.3. 带区运输设备选择 605. 采煤方法 635.1. 采煤工艺方式 635.1.1. 煤层赋存特征 635.1.2. 采煤方法的选择 635.1.3. 回采工艺 635.1.4. 工作面破煤、装煤 655.1.5. 装煤方式 685.1.6. 移架方式 685.1.7. 移刮板输送机 685.1.8. 工作面运煤 685.1.9. 工作面支护 685.1.10. 劳动组织和循环作业 705.2. 回采巷道布置 725.2.1. 概述 725.2.2. 回采巷道布置方式 735.2.3. 回采巷道断面选择及掘进方式 735.3. 巷道掘进工艺方式及装备 765.4. 主要技术经济指标 775.5. 矿井建井工期 805.5.1. 施工准备的内容与进度 805.5.2. 矿井的移交标准 805.5.3. 井巷施工平均成巷进度指标 805.5.4. 影响工期的主要井巷公称 815.5.5. 三类施工组织的基本原则 816. 矿井提升 826.1. 概述 826.2. 主副井提升 826.2.1. 主井提升 826.2.2. 副井提升方式及设备 906.3. 排水设备 966.3.1. 设计依据 966.3.2. 设备选型计算 967. 矿井通风及安全技术 1007.1. 矿井通风系统选择 1007.1.1. 通风方式和通风系统 1007.2. 全矿井所需风量 1007.2.1. 采煤工作面需风量计算 1007.2.2. 掘进工作面需风量计算 1017.2.3. 硐室需风量 1027.2.4. 其他用风巷道的需风量计算 1027.2.5. 矿井所需总风量计算 1037.3. 风量分配 1037.4. 矿井通风阻力 1047.4.1. 通风阻力的计算 1047.4.2. 等积孔 1067.4.3. 负压计算 1067.5. 通风机选型 1077.5.1. 设计依据 1077.5.2. 设备选型 1077.6. 防治特殊灾害的安全措施 1087.6.1. 预防瓦斯爆炸的措施 1087.6.2. 防尘措施 1087.6.3. 预防井下火灾的措施 1087.6.4. 预防井下水灾措施 1097.6.5. 矿压显现控制措施 1097.6.6. 矿井安全出口 1097.6.7. 自救器及安全仪表的配备 1097.6.8. 矿山救护 1098. 设计矿井基本技术经济指标 110参考文献 112致谢 113矿区概述及井田地质特征矿区概述地理位置煤峪口矿地处大同市西南65°，距离大同市直线距离为14公里。矿井地理位置为北纬40°1′58.37″,东经113°7′38.28″。整个井田从东向西北方向呈不规则狭长的马鞍形。东西长大约为10.5公里，南北宽大约为1.8公里。(见图1)。图1煤峪口矿地理位置图地形、地貌该矿井井田位于大同煤田西南部。井田范围内是平缓的丘陵地形，洪水冲刷切割剧烈，沟谷十分发育。最高点位于井田西南部南信庄村北面，标高为1362.4m，最低点位于四号井西面，标高是1058.2m，最大相对高差为304.2m。交通条件及居民点分布煤峪口矿有运煤专用铁路经口泉至大同，与同蒲线、京包线、大秦线相接，通北京、太原、张家口、呼和浩特、包头、秦皇岛等地，交通条件十分优越，具体铁路运距见下表除便捷的铁路运输线路以外，煤峪口矿公路交通也相当便利，井田西侧有经忻州窑矿通西三风井、南信庄等地公路，东侧有同泉（大同-口泉）路，公路运距如下表：水文情况大同煤田位于大同盆地以西，位于牛心山和口泉山之间。呈东北—西南方向不对称的向斜构造，东南翼窄，地形及构造复杂；西北翼宽，地层比较平缓，构造简单。煤田四周为强烈上升的中高山地形，煤田内部呈低山丘陵，沟谷发育，相对高差约200-300m。区内沉积岩厚度可达数百米，从地表第四系至煤层基底均为各类碎屑岩相间成层，岩石胶结致密，裂隙少，且纵横方向上连通性较差，影响了含水层的发育以及相互间的水力联系；加之降水量少，且无常年性地表径流和大型地表水体补充地下水，因此，地下水来源贫乏，岩石含水性从上至下逐渐变弱，中深部、深部的石盒子组、山西组、太原组、本溪组地层含水性较弱。综观煤田内部，大范围内水文地质条件简单。但与地形、地貌、地质构造相适应的河成阶地,基岩风化壳与冲积层潜水及地表水有水力联系地带,岩石富水性比较好；区内含水性较好的地层有:第四系河谷冲积层基岩风化壳及寒武-奥陶系灰岩。（1）太古界集宁群于煤田东部边缘出露，主要岩性为结晶的花岗片麻岩，岩石坚硬、风化不深、裂隙少、泉流量不大，一般在0.3升/秒以下。由于其位于口泉山脉山麓，汇水面积有限，因此推测含水性较弱。（2）寒武-奥陶系石灰岩该系石灰岩出露于煤田西南、西部边缘以西石山脉和东部边缘的口泉山脉，由南及北逐渐变薄，一般厚为520-820m。为岩溶裂隙含水层，含水性极不均一，在岩溶裂隙发育地段含水性较好，一般含水性弱、极弱。单位涌水量0.000009—0.95L/s·m，渗透系数为0.0008—8.0m/d，灰岩地下水具有承压-自流特性，同时具备统一的静压水面，补给来源主要来自北部玄武岩地下水，其次为西部奥陶系灰岩，极少量来自东部露头，水力坡度为3‰-10‰，向东及东南方向排泄，神头泉是主要的排泄点。水质类型为HCO3·Cl—K+Na·Ca型水和HCO3·SO4—Mg·Ca型水，固形物324—1598mg/L，总硬度为11.69—31德国度，PH值约为7.3—8.4。（3）石炭系本溪组、太原组、二叠系山西组、石盒子组砂岩裂隙含水层，单位涌水量0.000004—0.20L/s·m，一般含水性比较弱。（4）侏罗系永定庄组、大同组、云岗组砂质泥岩、砂岩裂隙含水层，单位涌水量为0.0004—0.20L/s·m。而与地形地貌、地质构造相适应的河谷地段基岩风化壳与冲积层及地表水有水力联系者，富水性却较好。单位涌水量为0.5-1.8L/s·m，渗透系数为3.36m/d。在十里河云岗镇南岸阶地上，大同组含水层地下水出现自流，自流水头为+0.67-+11.35m，单位涌水量为0.60L/s·m。水质类型为一般SO4·HCO3-Ca水，固形物为685-976mg/L，总硬度为28.22-38.92德国度，PH约值为7.2（5）风化壳不分地层时代，与地形相关，在沟谷低洼地段富水性较好，单位涌水量为0.20—1.88L/s·m。在地形较高地带，赋水条件较差，岩层漏水或含水性弱，单位涌水量为0.003-0.235L/s·m，渗透系数为0.28-1.06m/d。（6）第四系河谷冲积层位于河谷两岸一、二级阶地及河漫滩，厚度约为0.60-11.31m，含水层为砂土和砾石层，厚度介于0到6.0m之间，单位涌水量为1.21-9.47L/s·m，渗透系数为5—22.4m/d，富水性较强，十里河和口泉河的河谷两岸因矿坑排水的影响，冲积层潜水位变深，水量变小，两条河巨变为渗透性河谷。水质类型为SO4·HCO3—Ca·Mg型水，固形物为895-1083mg/L，总硬度为38-40.5德国度，PH值约7.1-7.9。气候条件该区域属于黄土高原干旱性大陆气候：气候干燥、风沙严重、冬寒夏热。（1）温度温度一般较低：年平均温度约为5.1℃，此外，该区年温差与日温差较大：极端最高温度为39.3℃，极端最低温度为―35℃，年最高最低温差高达60℃甚至以上，日温差一般20℃左右。（2）降水量年降水量分布不均匀，降水量多集中于七、八、九三个月，占全年降水量的60%至70%，年最大降水量约为628.3mm，年最小降水量为259.3mm，最大日降水量为79.9mm。（3）蒸发量全年日照时间为2880-3140小时，平均为3011.4小时，年日照百分率为68%；历年蒸发量大大超过降水量，一般蒸发量为降水量的4至5倍；年蒸发量为1644至2105mm之间，平均则为1847.7mm；4—7月间，月蒸发量为200-300mm，最大日蒸发量为19.2mm。(4）主导风向和最大风速大同地区素来以风沙严重著称，西北风几乎贯穿全年，每年有风时间占全年时间多达70%，多集中于冬春季，年平均风速为3.2m/s，最大风速高达17m/s。（5）湿度历年平均相对湿度为53%，最大相对湿度为100%，最小相对湿度为0。（6）结冻期及冻土深度历年冻土月份为11月至次年4月，最大冻土深度为1.61m。地震根据山西省城乡建设环境保护厅晋抗字（1993）第10号文和大同城乡建设局抗字（1993）第7号文的通知，大同地区按7度地震烈度设防。近年来大同地区主要地震情况如下：（1）1962年6月5日左云发生地震：震中位置为北纬40°，东经112.6°，震级为4.5。（2）1977年2月2日右玉地震，烈度为7度。（3）1989年10月18日22时57分起，大同县与阳高县之间发生地震，，截至22日17时共发生大小地震2016次，其中6.1级1次，5-5.9级5次，4-4.9级11次，震中位于大同县册田乡和阳高县友宰乡之间，震源深度13-15km，此次地震共造成15人死亡，145人受伤，以及较大的经济损失。该区地震基本烈度为7度。矿井周边小窑情况该井田东部有大同市南郊区口泉乡里南沟煤矿、西北部有大同市南郊区荣华煤矿、大同市矿区煤峪口北坡煤矿以及大同市南郊区八道沟煤矿14号层扩区。其中，荣华煤矿现开采3号煤层；里南沟煤矿开采2号煤层；煤峪口北坡煤矿开采10号和11号煤层；八道沟煤矿开采8、9、11以及14-2号煤层；万人坑煤矿开采14号煤。1987年荣华煤矿曾越界，三条巷道进入本矿410盘区81002工作面后退回，后在煤柱内做永久密闭三座。今后，在生产中应严格遵守矿界，不能发生越界开采现象；同时，应随时监测各小煤矿的开采情况，水文情况及瓦斯等情况，做到防患于未然。小煤矿情况调查如下表矿区工农业概况及建材电力供应情况井田地质特征地层本井田地层出露较全，自下而上为：奥陶系下统、石炭系中统本溪组和上统太原组，二叠系山西组，侏罗系下统永定庄组、中统大同组和云岗组，以及第四系。太原组和大同组是主要的含煤地层，山西组和云岗组亦含薄煤层或煤线。本井田主要含煤地层是太原组和大同组，大同组是目前正在大规模开采的对象。太原组含煤虽然也比较丰富，但至今只有3个钻孔穿过，正处于资源勘查阶段。大同组岩性主要是中、粗粒砂岩、细砂岩、粉砂岩和砂质泥岩。砂岩颗粒成份主要是石英、长石、石英岩和燧石，含白云母和炭屑。胶结物成份为泥质，其次是钙质和少量硅质。颗粒分选差一中等，次棱角一次园状，发育板状和收敛状交错层理。粉砂岩岩性致密，发育水平层理和缓波状层理，并含有丰富的植物化石和植物化石碎片。砂质泥岩含完整的植物叶片化石，淡水瓣鳃类动物化石和遗迹化石。从岩相类型来看，河流相约占剖面的一半，浅水湖泊和沼泽相约占40%，而泥炭沼泽相约占10%，在走向和倾向上岩相都比较稳定。井田地质构造井田内构造较为简单，仅发育一些宽缓褶皱，断距大于10米的断层很难见到，落差3.00～10米的断层为数也仅几条，但落差3.00米以下的断层比较发育。下部将井田内主要构造形迹作一概述。（1）大同煤田主向斜：横穿井田西部，向斜轴位于46371—47371—48366，大致呈近东西向延伸。向斜两翼产状都比较缓，南翼地层走向北西西，倾向北东，倾角1—2°。向斜北翼地层走向北西西转为北东向，倾向南西—南东，倾角1—3°，在与忻州窑交界附近，该向斜表现为一系列极为宽缓的次级小褶皱，向永定庄、四台沟方向向斜逐渐变窄、抬高，向南东方向向斜变得开阔，在井田内延伸约3600米。煤峪口主要褶皱构造如下表：（2）煤峪口向斜：该向斜是本井田表现最为显著的褶皱构造，位于井田东部，向北西延伸进入井田中部。向斜轴大致位于52341—53332—5304孔一线，在井田南部呈近南北向，向北延伸，向西偏转呈北西30°。煤峪口向斜与口泉断裂有密切的成因联系，在向斜北东翼，地层倾角大，井田东部岩层露头区地层近于直立甚至发生倒转。向井田内地层迅速变缓，在一公里之内地层产状呈近水平状态。地层走向近南北向—北西向，倾向西—南西，倾角5—8°。向斜南西翼地层平缓，地层走向呈北西向，倾向北东，倾角3—5°。该向斜向南仰起，变窄。向北延伸进入忻州窑井田。在井田内延伸长度约2500米。（3）西部背斜：位于井田的最西北部，背斜轴位于48391—47384—47383—47375—47374孔一线。由西向东，由北东25°逐渐向西偏移成北西30°。背斜向南东方向倾伏于大同向斜的北翼。背斜西翼地层走向北北东—北西，倾向南西和北西西，倾角1—3°，东翼地层走向NE30°—60°，倾向南东、倾角1—2°。该背斜向北延伸进入云岗井田，在本井田内延伸长度约2400米。（4）次级褶皱：在煤峪口向斜的东翼，发育次一级的背向斜褶曲，其轴向平行于主向斜轴，高差起伏达十几米，长500—600米，宽约200米，致使开采过程所送巷道高低起伏。该次级褶皱在9、10、11、12、14-2号煤层中发育均明显。此外，在井田西部还发育一些轴线平行于大同主向斜的小型宽缓褶皱。井田水文地质（1）、地表水：井田内地表水体不发育，仅发育一些东西向的沟谷。沟谷的最大切割深度达60m，沟谷两侧及谷底基岩裸露。除雨季外，这些沟谷均干涸无水。里南沟是井田内最大的一条沟谷，由井田东南方向经过主、副井后向西延伸，长约3km，汇水面积6.9（km2）。洪水期水位猛涨，1985年7月曾淹没高2.5m，断面为8.66m2的主涵洞。除此之外其它沟谷汇水面积都比较小。（2）、井田内的含水层与隔水层：大同组地层岩性变化大，由粉砂岩、中、细粒砂岩、粗砂岩、砾岩及煤层组成。粉砂岩和细砂岩胶结致密、孔隙度小，为隔水层。中、粗粒砂岩和砾岩胶结较差，孔隙度大，渗透性好，单位涌水量为0.000463L/s·m，渗透系数为0.00104m/d，为弱含水层，在煤峪口向斜轴部含水性增大。大同组地层主要有七层中、粗粒砂岩层，由上而下分别是：第一层为3号煤层老顶，厚3.00—36.52m。第二层位于4号煤和8号煤层之间，厚2.63—30.66m，第三层厚1.20—22.06m，分布于8号和9号煤层之间。第四层位于10号和11号煤层之间，厚3.00—36.65m。第五层分布于11号与12号煤层之间，厚6.93—20.00m。第六层位于12号与14-2号煤层之间，厚1.55—8.31m。第七层是14-2号和15号煤层之间的中、粗粒砂岩，厚2.25—13.83m。此外在15号煤之下还广泛分布一层中粗粒砂岩和含砾砂岩。3、充水因素分析：井田内地表水体不发育，仅发育一些东西向的沟谷，除雨季外平时均干涸。里南沟为最大的一条沟谷，一般干涸或细流（矿井排出污水或民用污水），雨季才有洪水暴发。本矿井既无大的地表水体又没有长流水，再者有村庄、矿界等保安煤柱的存在，地面有防洪堤坝的拦堵，因此，地表水一般不会补给井下。本井田属大陆性半干旱气候，年降水量348.9—491.2mm，降水量主要集中在7、8、9三个月，占全年降水量的70%以上，区内沟谷发育，地表植被稀少，有利于大气降水的排泄，只有一小部分沿裂隙流入大同组煤层采空区补给井下积水；现采的大同组煤系地层为不含水或弱含水层，12号煤层至K11砂岩裂隙水为井下的主要充水因素，但其含水性较弱，对井下补给量不大。据四十多年来的生产证明，矿井充水水源主要是风化裂隙水，其次为层状裂隙水，但含水性均较弱，对井下补给量不大。矿井水源则是老窑或采空区积水。断层虽多但其破碎带大部分不宽且紧密，为不导水或半导水断层，充水水源通过岩层孔隙、裂隙、节理，个别断层破碎带以淋滴水形式进入井下，不足以给生产造成危害，但人工通道，采空冒落带则多是老窑积水和采空区积水突入井下的通道，应加强监控与排放。综上所述，本井田水文地质条件属简单。地质综合柱状图4、矿井涌水量预算：该矿井下涌水主要来自采空区积水和顶板孔隙水，主要补给来源是大气降水。断层裂隙、开采裂隙以及封闭不良的钻孔是地下水的良好通道。本井田共打专门水文地质孔2个。一为49351孔（旧孔号白17），终孔深度544.07m，终孔层位为奥陶系下统，其主要用于奥陶系、石炭系、侏罗系永定庄组含水层的抽水试验；另一为49353孔（旧孔号白22），终孔深度579.41m，终孔层位太原组，用于大同组含水层抽水试验。49353号孔，水位深度89.00m，抽水2次。采用计算公式为：渗透系数K=0.73Q（lgR—lgr）/（2H—S）/S影响半径R=575S（HK）1/2抽水试验及计算结果如下：第1次：S1=30.15mQ1=0.0145L/sK1=0.009m/dR1=13.141mq1=0.000481L/s·m第2次：S2=48.95mQ2=0.0218L/sK2=0.000119m/dR2=24.684mq2=0.000445L/s·m由涌水量与采出量之比所得到的含水系数（K），其最大为K=0.590m3/t，最小为K=0.253m3/t，平均0.346m3/t。因此，采用该含水系数利用富水系数比拟法能很好地预测以后的矿井涌水量。采用的计算公式为：矿井涌水量Q=K×T（矿井日产量）若矿井年产量稳定在60万吨，其矿井涌水量预计最小为1159.5m3/d，最大为2704.5m3/d。5、矿井主要水害及其防治措施：本矿井在生产过程中受水害影响不大，由于本矿井水害主要是采空区积水，所以防治水工作应该围绕预防、治理采空区积水而进行，具体应做好以下工作：对于回采过程中遇到封闭不良的钻孔或顶板含水可能较大的地段时，要进行预测、预报，做好防治水工作。配齐、备足排水设备。煤层及煤质煤层大同组含煤20余层，本设计计划开采3号煤层：上距2号煤层25.70—47.42m（2号煤层：是大同组最上部的一层位于云岗组K21标志层之下0—3.02m的零星可采煤层。煤层厚度4.6—6.4m，平均5.02m。该煤层分布局限，煤层可采指数0.46，厚度变异系数65.63%，属极不稳定煤层。），平均37.97m。煤层厚度4.6—6.4m，平均厚度5.02m。煤层结构简单，大部分地段不含夹石。夹石厚度变化在0.11—0.60m可采煤层特征如下表：煤层分类煤层分类煤厚间距（m）顶板底板伪顶直接顶老顶3#4.6—6.4m/5.0225.70—47.42灰—灰黑色砂岩灰白色—灰色粉砂岩、细砂岩互层灰白色粗粒砂岩灰黑色粉砂岩煤质3号煤层（原煤）：水分含量为2.31—5.01%，平均3.46%。灰分含量为3.70—20.83%，平均7.65%。井田中部灰分含量较高，平均8.96%，井田东部和西部较低，平均值分别为5.3%和7.62%。3号煤的全硫含量是所有煤层中最低的，为0.14—1.39%，平均值仅0.33%。含硫量的变化趋势与灰分相同，即井田中部含量高，井田西部和东部都比较低。3号煤的含磷量也是各煤层中最低的，为0.0009—0.0036%，平均0.0017%。发热量（Qgr.v.daf）为26.29—34.20MJ/kg，平均为32.96MJ/kg。3号煤为低灰分、特低硫、特低磷，特高热值煤。煤质特征表如下表：项目含量煤层号Mad(%)（原）Ad(%)（原）Vadf(%)（洗）St.d(%)（原）Pd(%)（原）Qgr,v,daf(Mj/kg)（原）GR·I（洗）3＃2.31～5.013.463.70～20.837.6522.13～32.9229.610.14～1.390.330.0009～0.00360.001726.29～34.2032.960.5矿井开拓井田境界及储量井田境界本井田换算大同独立坐标系，其井田范围拐点坐标如下：序号XY（1）X=4433562，Y=554607；（2）X=4433313，Y=554729；（3）X=4433196，Y=554671；（4）X=4433208，Y=554502；（5）X=4433162，Y=554457；（6）X=4433046，Y=554442；（7）X=4432617，Y=554068；（8）X=4432285，Y=553737；（9）X=4432494，Y=553504；（10）X=4432516，Y=553213；（11）X=4432558，Y=552910；（12）X=4433585，Y=550068；（13）X=4433939，Y=549121；（14）X=4435797，Y=548097；（15）X=4435447，Y=547463；（16）X=4437391，Y=546374；（17）X=4437869，Y=547039；（18）X=4439268，Y=547030；（19）X=4439297，Y=548239；（20）X=4438797，Y=548239；（21）X=4437881，Y=548748；（22）X=4435390，Y=549956；（23）X=4434643，Y=551960；（24）X=4434640，Y=553070；（25）X=4434394，Y=553561；（26）X=4434292，Y=553898；（27）X=4433706，Y=554466。整个井田从东向西北方向呈狭长不规则马鞍形。东西长约6.5公里，南北宽约1.8公里。储量1、资源/储量估算范围：本次参与资源/储量估算的煤层为煤峪口矿批准开采的3#煤层东部矿井。2、工业指标确定：本井田的煤种为非炼焦煤，煤层倾角小于25°，所以资源储量估算的工业指标为：最低可采厚度0.80m，最高可采灰分40%，最高硫分3%。3、资源/储量估算方法与有关参数的确定：在3#煤层1：5000底板等高线及储量估算图上采用地质块段法估算储量，因煤层倾角＜10°，煤层厚度和面积不再换算，采用估算公式为：Q=S·h·d/10式中：Q—块段储量，万t；S—块段面积，km2；h—块段煤厚算术平均值，m；d—煤的视密度，t/m3。对于形状规整的块段，或者划成规整几何图形的块段，采用几何法计算各块段面积，对于不规整块段，利用求积仪计算出各块段面积，面积读数精度均达千分之二。有关参数的确定1）面积用求积仪对块段面积进行三次测算，其中两次面积之差不允许超过±2‰。然后用三次面积读数的平均值作为该块段的面积。2)几种边界线的确定（1）采空区边界线，破坏区边界线及储量注销等边界线由该矿提供；（2）可采边界线及暂不能利用储量边界线用内插法求出；3）保护煤柱边界线：矿界保护煤柱：由矿界内推20m。大巷保护煤柱：大巷两边各留30m作为保护煤柱。铁路保护煤柱：铁路线外推40m作为保护煤柱。4）可采边界：①当见煤点的煤层厚度低于最低可采厚度时，煤层稳定和较稳定并且有渐变规律的情况下，用插入法求出可采边界。②对未见煤钻孔，采用相邻钻孔连线的中点作为零点，然后用插入法求出可采边界。5)煤层平均厚度煤层平均厚度为块段内各见煤孔和生产点煤层利用厚度的平均值。煤层利用厚度根据如下原则确定：①煤层中夹矸的单层厚度不大于0.05m时，夹矸与煤合并计算，煤层利用厚度为煤层与夹矸厚度之和。②煤层中夹矸的单层厚度不小于0.80m时，被夹矸所分开的煤分层作为独立煤层，分别估算储量。③煤层中夹矸的单层厚度小于0.80m时，煤分层不作为独立煤层。煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，煤层的利用厚度为上、下煤分层厚度之和。④夹矸不稳定，无法进行煤分层对比的复杂煤层，当夹矸的总厚度不超过煤分层厚度的1/2时，以各煤分层的厚度之和作为煤层利用煤厚。煤层夹矸的单层厚度不受最低可采厚度的限制。6)视密度3号煤层视密度数据为1.30t/m3。工业储量本井田主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓(极少部分除外)，且工程点分布比较均匀，故资源/储量估算方法采用地质块段的算术平均法，由计算机直接估算。计算公式：式中：Q—块段的资源/储量，万t；S—块段的水平面积，m2，根据测量数据知，S=8824930.8415m2。H—块段的煤层资源/储量估算平均厚度，m,为5.02m。d—煤层的视(相对)密度t/m3，采用1.38t/m3。资源/储量估算结果：Q=S×H×D=8824930.8415×5.02×1.38/10000=6113.6万t。二、可采储量：可采储量计算公式：Zk=(EG-P)×C式中：EG——工业储量，P——永久性储量损失/万吨C——带区回采率，取C=93%，永久性煤柱损失按下式计算P=P1+P2+P3P1——井田边界煤柱；P2——工业广场煤柱；P3——大巷煤柱。井田边界煤柱损失P1井田边界长13581.8m，取边界煤柱30m。则边界煤柱损失P1=（30×13581.8－30×30×14）×5.02×1.38=273.5万t；工业广场煤柱损失P2由上述计算结果，工业储量为6113.6万t，根据《设计手册》，初步确定矿井井型为120万t/年，于是根据下表工业广场占地面积指标井型与设计能力（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240—3000.7—0.8120—1800.9—1.045—901.2—1.39—301.5备注：占地面积指标中小井取大值、大井取小值。本次设计矿井年产量为120万吨/a，则工业工厂占地面积6×1.3×104㎡，又根据《煤炭工业矿井设计规范》之规定，工业广场属一级保护，其围护带宽度为20m。因此，加上围护带，工业广场需要保护的尺寸为：长×宽=325×225=73125m2。矿井表土层移动角：φ=45°,基岩部分：走向移动角δ=75°,下山移动角：γ=75°,上山移动角：β=72°煤柱留设方法：煤柱设计计算采用垂直断面法。保护煤柱的留设过程，如图所示。定受保护面积。如图所示，在开拓平面图上通过建筑物的四个角分别作平行于3#煤层走向和倾斜的四条直线得矩形abcd。在矩形的外缘上加上20m宽的维护带，得受保护面积a´b´c´d´。②确定保护煤柱边界。通过受保护面积中心作一沿煤层倾斜方向的倾斜剖面Ⅰ-Ⅰ，在这个剖面上，由维护带的边缘点m1,n1起在表土层以ø=45º画两条保护线，即m1m2，n1n2。然后在基岩中于下山和上山方向按上山移动角β=72°和下山移动角γ=75°作保护线，与煤层相交得n´和k´点，则通过n´和k´的走向线分别为保护煤柱的上部和下部边界。以同样的方法在平行煤层走向的剖面Ⅱ-Ⅱ上，按其走向移动角δ=75°作保护线，求得沿走向的煤柱边界A´B´和C´D´，将n´k´和A´B´、C´D´均绘制到平面图上，即得保护煤柱边界ABCD。煤柱是一个梯形，梯形的边AB=377.2m，CD=399.2m，长度为469.3m。如下图：③工业场地保护煤柱煤量计算工业场地煤柱煤量=梯形面积×煤层平均厚度×每层平均密度=（377.2+399.2）×469.3×5.02×1.38/2=126.2万t即P2=126.2万t（3）大巷煤柱损失P3大巷两侧均留30m款煤柱，大巷长度5265.4m，因此大巷煤柱损失P3=30×4×5265.4×5.02×1.38=437.5万t。于是永久性煤柱损失P=P1+P2+P3=273.5+126.2+437.5=837.2万t。于是，可采储量Zk=(EG-P)×C=（6113.6－763）×93%=4907.1万t矿井设计生产能力及服务年限矿井工作制度根据《规范》之2-4条规定，确定本矿井工业制度见下表：年工作日数日工作班数办工作时数日净提升时数备注3004616回采与运输提升不同此表内所列作业班数及时数为一般情况。矿井设计生产能力及矿井服务年限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120万t/a。矿井服务年限根据下式确定Zk——矿井可采储量，万t;A——矿井设计生产能力，万t/a;K——矿井储量备用系数，取K=1.3.代入数据求得T=4907.1/（120×1.3）=31年，符合有关规定。井田开拓井田开拓的基本问题井田开拓的基本问题包括确定主、副井以及风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷布置、带区划分、开采顺序与通风、运输系统。本煤层主、副井以及风井均采用立井形式。井筒井筒位置的确定选择井筒位置的主要条件：地面条件工业场地占地面积井口附近要有一定范围，用来布置工业场地，其中包括主、副井生产系统建筑物与结构物。根据《煤炭工业设计规范》矿井工业场地的占地面积指标，应不大于下表之规定：井型大型井中型井小型井占地指标（公顷/10万吨）0.8-1.11.3-1.82.0-2.5由于占地面积多，矸石山和煤泥水对生态有轻微污染，故应选择荒山坡地结合地形布置生产系统，以减少土石方工程。认真贯彻不占良田，少占农田，不拆或少拆村庄的方针。地形与工程地质条件选择井筒位置应当充分利用地形。从地面生产系统布置要求，平坦地形最适合矿井建设，不仅平场工程量小，大型建筑物基础处理也比较简单。煤的运向为减少运费，在确定井筒位置时，要尽量使提升井筒靠近主要运向的一侧，根据该条原则，3#煤层的井筒布置于该煤层走向及倾向的中部。生产建设条件与住宅区位置为了有利于方便生活，使工人有充裕的休息时间，居住区距离矿井一般不大于2.5km。井下条件按最小运输功确定井筒位置由于该煤层采用单水平开拓，故而井筒尽可能靠近运输大巷，并采用卧式车场。根据地质条件井筒位置选择在丘陵地带为主的宽缓地带。该处冲积层薄，地下水补给范围有限、工程条件较好，土地亩产较低。煤柱量为了减少煤柱损失，在选择井筒位置时，如不能设在井田之外应结合其他条件尽量使井筒设在煤层浅部，既可少压煤，也便于后期回收。勘探程度和初期工程量为使矿井尽快投产达到设计能力，必须把初期带区和井筒位置选在勘探程度高，构造清楚、简单、煤层稳定、开采条件好的块段，使开拓准备工程量小，建设时间短，以实现先近后远，按带区前进开采的合理原则。综合确定井筒位置综合上述各项原则，该煤层主、副井筒均布置在井田走向和倾向中部；风井布置于井田倾向中部，井底车场两侧。井筒数目和用途主要的井筒有主井、副井以及风井，其中主井、副井数量各为一个，风井数量为两个。各自用途如下：主井用来提煤，有时兼作进风井使用；副井主要用来上下人员、材料、提升矸石，也常兼作进风井；风井则主要用来排出井底污风、下放大型机电设备等。该井田开拓采用主井开拓方式，为单一开拓方式。井筒布置及装备1）主立井：圆断面，净直径5m，周长15.7m，净断面78.5m2，掘进断面34m2，井筒垂深225m，拱壁厚度350mm，支护形式锚喷，装备箕斗。主井断面图如下：2）副立井：圆形断面，净直径5m，净断面78.5m2，井筒垂深215m，支护形式锚喷，装备双层罐笼。副井断面图如下：3）一号风井：圆形断面，净宽4m，净断面50.24m2，井筒垂深80m，支护形式为锚喷。4）二号风井：圆形断面，净宽4m，净断面50.24m2，井筒垂深80m，支护形式为锚喷。一、二号风井断面图如下：井筒特征见下表：井峒名称井峒作用位置井口标高（m）长度（m）倾角（度）方位角（度）XY主立井提升煤炭4434100.6552250.6191309225900副立井上下人员、材料、提升矸石4434150.5552300.6191310215900一号风井通风、大型机电设备4433800551700.231133180900二号风井通风、大型机电设备4433400552400.124130980900验算主、副井空、重车线长度验证主、副井空、重车线长度大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0～1.5列车长。辅助运输采用MD3.3—6的底卸式矿车运输，其尺寸为3450×1200×1400mm。电机车选用ZK10—6/550的架线式电机车，其尺寸为4500×1060×1550mm。每列车15节车厢。一列车的长度L列车＝4500＋2400×15＝405000mm＝40.5m。副井空重车线的长度应≥40.5×1.5=60.75m所选车场的副井空重车线的长度L副井空重车线＝90m＞60.75m，符合要求。井底车场(1)井底车场的型式和布置形式井底车场是连接井筒提升和大巷运输的枢纽，担负着煤、矸、物料、人员的转运任务，并为矿井的排水、通风、动力供应、通讯和调度服务，对保证矿井正常生产和安全生产起着重要的作用。本井底车场经过石门与大巷直接相连。该车场采用了轨道矿车的运煤系统，车场形式较为简化。该车场为环行式平车场，通过能力较大，一般能满足大、中型矿井生产需要。电机车不过翻车机洞室，对有煤层爆炸危险的矿井比较安全。因该岩层顶板稳定，故车场在煤层20m以下。布置形式如下图：(2)调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经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相同。（3）各种硐室①井下配电室及水泵房：本设计井下配电室及水泵房布置在副井井底3#煤下的底板岩层中布置。配电室和泵房底板标高高出井底车场底板0.5m，配电室和泵房净宽3.6m，总长23.5m，其中配电室长11m，泵房长12.5m，中间利用防火门隔开，两硐室各有一条通道与井底车场相连接。在两硐室的通道内都设有防火门和栅栏门。两硐室与井底车场并联通风。在泵房掘出一个2×1.2m的长方形吸水井，浇筑混凝土。②水仓：矿井在泵房北侧布置主、副水仓，布置在3#煤层底板岩层中。为减少水仓内的泥污量，在水仓入口段设溢水式沉淀池，水仓采用一部调度绞车牵引矿车清理，沉淀池人工清理。主、副水仓采用联合布置的形式，即在3#煤底板岩石中掘一条巷，中间加隔墙。③煤仓由于该地区岩层硬度较大，故而仓壁受力较为简单，煤仓不易遭受破坏，因此不采用钢筋混凝土支护，而采用锚喷支护，用直径d=18mm圆钢制作的普通金属锚杆，长1.6m，喷射混凝土厚度120mm，若采用素混凝土支护，厚度选为300mm。④箕斗装载硐室箕斗装载硐室布置在运输水平以下无地质构造、围岩坚固部位。采用单侧非通过式。对于箕斗装载硐室的支护形式，由于钢筋混凝土结构承压和抗震能力较强，故采用钢筋混凝土支护。此外，箕斗装载硐室内还应设置人行道、起重梁、设备安装孔等。其中，根据设备布置、硐室与装载胶带运输机巷的相对位置，硐室与井底检修间相联系的通道位置等具体情况设置为扶梯；硐室顶部按机制专业提供的位置设置起重梁，以便安装和检修设备；硐室内压磁元件、控制阀、油水分离器等设备基础及安装孔，按机制专业提供的资料要求设置。混凝土标号为200号。开拓方案的选定（一）方案一立开拓方式。主、副井口及工业广场布置在井田走向和倾向中部49355＃钻孔附近，自然地形标高＋1095～＋1100米，高差5米。采用三条水平大巷沿煤层走向布置，位置在井田中部，全井田沿走向中央划分为两个盘区，在工业广场两侧各打一回风立井分别为两个盘区回风服务。附图一：方案一开拓示意图（二）方案二主斜井，副立井综合开拓方式。主、副、风井口及工业广场布置在井田走向中央靠南侧49352＃钻孔附近，自然地形标高＋1110～＋1115米，高差5米。采用三条水平大巷沿煤层走向布置，位置在井田南部靠近矿界，全井田沿走向以工业广场为界划分为两个盘区。附图二：方案二开拓示意图上述两个方案在技术上各有优缺点，两方案技术比较如下：方案一：优点：立井开拓适应性强，井筒短，易于维护，井筒短面大，可放下较大尺寸的材料设备。主副井位于井田中央，布置紧凑，减少工业广场煤柱损失。缺点，立井开拓岩石工程量大，开拓周期长，投产慢。方案二优点：地面交通比较便利，可直接利用现有的公路铁路网络。开拓初期的运料，排矸，运煤方便。工业广场占用的煤柱较少。采用后退式开采顺序，开采一段封闭一段，水平大巷压力控制和采空区管理容易。缺点：采用后退开采水平大巷的开拓周期较长。运输及通风线路长，多打一条回风斜井增加了开拓工程量。综上所述，方案一开拓比方案二减少煤柱损失，交通运输方便，可减少正常生产期间的运输成本，通风成本都比方案二低，供电，排水线路短，吨煤成本低等优势，本设计选择方案一为矿井主要开拓方式。盘区的划分及开采顺序（一）盘区的划分受水平运输大巷的影响，以及井田范围的限制，本井田倾向长度在1.6km左右，走向长度5.5km左右，采用条带式开采，水平运输大巷沿井田走向布置于井田中部根据当前采掘设备的使用状况，及其《开采手册》中关于采区划分原则，并考虑到盘区设计面积在逐渐增大的趋势，按井田范围工业广场为界划分为左右301及302两个盘区。同时生产盘区为1个盘区，保证矿井产量。（二）盘区开采顺序301盘区——302盘区大巷运输及设备的选择概述由于井型和井田尺寸不同，大巷运输方式应该按照矿井的具体条件和特殊要求进行合理选择。目前，大中型矿井已经装备综采工作面，集中生产成度普遍提高，即使井型相同的矿井，大巷运输的瞬时强度和连续性也有较大差别。设计时不仅要考虑运量、运距和装载点数量与分布位置的变化，还要适应巷道布置、装卸载特点、运行组织、安全生产和各种运输对象的特殊性。大力改善与提高运输效率及自动化程度，并应适当留有增产和提高机械化程度的余地。大巷运输及设备的选择大巷运输方式的选择目前常用的大巷运输方式有以下几种：本矿井采用胶带输送机作为大巷的主要运输设备，带式输送机时一种连续运输方式的运输设备，其具有生产能力大、安全可靠、操作简便、维修工作量小、自动化程度高等优点。DX型系列胶带输送机因其胶带强度高、伸缩量小、成槽性能好以及抗冲击性能及抗弯曲疲劳性能好，使用寿命长等优点。理所应当地成为本次设计大巷运输地选择。为适应高产高效工作面地峰值产量，带式输送机运输能力按下式进行计算：，t/h式中，Q——大巷带式输送机高峰小时运输量，t/h；∑Qi＝Q1＋Q2＋……＋Qn——回采工作面高峰小时生产能力总和，t/h；7——矿井井下每班有效生产时间，h；K1——回采工作面设备利用系数，取K1＝0.4；K2——工作面同事生产数，3#每层开采时采用一个工作面生产，故取K2＝1；K3——掘进煤量系数，K3＝6%—13%，煤巷多时取高值，故取其值为13%；0.5——采区煤仓容量为上（下）山运输机0.5h的运量，即0.5Qmax，t/h。代入数值K1＝0.4；K2＝1；K3＝13%；Qmax＝Q1＝2000t/h。则，大巷胶带输送机能力Q=2000-2000×（0.5-0.13）/(7×0.4×1)=1735.7t/h输送带宽度计算式中B——胶带宽度，m；K——断面系数，取K=280；γ——物料集散密度，煤为0.8—1.0，t/m3；v——带速，m/s，取v=2m/s;C——倾角系数，取C=1.0；ξ——速度系数，取ξ=0.98。代入数值得，输送带宽度为：B=（1735.7×103/280×1.0×2×1.0×0.98）1/2=1.734m。如果带宽不能满足块度要求，则可把带宽提高一级。另，大会用于大巷运输的胶带必须是阻燃型的。胶带运输大巷为煤巷，净宽4000mm，净高3111mm，拱璧厚度89mm，掘进高度3200mm，掘进宽度4178mm，掘进断面,20.89m2，净断面19.44m2，周17.72m。其支护形式为锚喷支护。胶带运输大巷断面图如下：辅助运输方式的选择本次设计的辅助运输方式选为矿车，牵引部选择架线式电机车。电机车选型计算常用架线式电机车粘着质量见表如下：电机车粘着质量选择矿井年产量（Mt）架线式（t）蓄电池式（t）配套矿车（t）备注0.5及以下7及以下8及以下1.0矿车固定式0.6—0.97—1081.5—3.0矿车固定式或底卸式1.2—1.810—1483.0底卸式或侧卸式1.8以上14—20或10—14双机8—123—5底卸式或侧卸式由于本次矿井设计年产量为120万吨，根据上表，选择粘着质量为10—14t的架线式电机车牵引，综合上述因素考虑，选择型号为ZK10—6/550的架线式电机车，其技术特征如下所示：粘着质量：10t；轨距：600mm；轴距：1220mm；额定电压时速度：11km/h；额定电压时轮缘牵引力：1540公斤力（1.51kN）；最小曲线半径：7m；受电弓工作高度：1.8—2.2m；主牵引电动机型号：ZQ—24、功率24kw、电压550v；外形尺寸：4500×1060×1550mm。矿车选型计算根据上表，需选择载重3t的底卸式矿车配合ZK10—6/550的架线式电机车进行辅助运输。由此选择型号为MD3.3—6的底卸式矿车，其技术特征如下：名称：1t底卸式矿车；型号：MD3.3—6；容积：3.3m3；名义载重3t；轨距：600mm；轴距1100mm；牵引高度：320mm；车轮直径：350mm；卸载角度：45。—55。；缓冲器型式：双列弹簧式、最大牵引力60kN；外形尺寸：3450×1200×1400mm；质量：1800kg。列车组成计算列车组成计算，就是确定列车应由多少辆矿车组成。通常按三个条件进行计算，即