城郊矿2.4Mta新井设计-矿用充填材料与充填技术发展

精选资料可修改编辑中国矿业大学本科生毕业设计姓名：雷学号：学院：矿业工程专业：采矿工程设计题目：城郊矿2.4Mt/a新井设计专题：矿用充填材料与充填技术发展指导教师：职称：教授2012年6月徐州精选资料中国矿业大学毕业论文任务书学院矿业工程专业年级采矿工程2008级学生姓名任务下达日期：2012年1月14日毕业论文日期：2012年3月14日至2012年6月8日毕业论文题目：城郊矿2.4Mt/a新井设计毕业论文专题题目：矿用充填材料与充填技术发展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，本毕业设计分为一般部分、专题部分和翻译部分，具体包括：1、一般部分：城郊矿2.4Mt/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、矿井运输提升、矿井通风系统等。2、专题部分：矿用充填材料与充填技术发展。3、翻译部分：完成近3-5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。一般部分为城郊煤矿2.4Mt/a新井设计，共分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、设计生产能力及服务年限；4.井田开拓；5.准备方式—带区巷道布置；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。城郊井田位于河南省永城市境内，覆盖城关乡、城厢乡的全部及侯岭、双桥、十八里、将口乡的一部分。井田平均走向长度8.1km，平均倾向长度5.57km，井田面积约45.12km2。煤层倾角平均为6°，倾角变化较小，可采煤层为2煤和3煤，设计煤层为3煤，平均厚度4.98m。矿井工业储量310.22Mt，可采储量214.19Mt，设计服务年限63.7a。矿井正常涌水量180m3/h，最大涌水量230m3/h。矿井相对瓦斯涌出量0.5m3/min，属低瓦斯矿井。确定开拓方案为立井两水平开拓（岩巷），立井延伸，设两水平，一水平标高-550m，二水平标高-750m。整个井田划分为6个带区。采用中央并列式通风。矿井采用带区式准备方式，工作面设计长度230m。采用综合机械化一次采全高工艺。矿井年工作日为330d，昼夜净提升时间为18h。矿井采用“四六”制工作制度，三班生产，一班检修。生产班每班完成2个采煤循环。循环进尺为0.8m，日产量7312.24Mt。矿井煤炭采用胶带输送机运输，辅助运输采用蓄电池式电机车牵引固定箱式矿车。主井采用两对16t侧卸式箕斗提煤，副井采用一对1.5t矿车双层四车加宽罐笼运送物料和升降人员。专题部分题目为：矿用充填材料与充填技术发展。主要综述了近年来煤矿充填开采中应用的充填材料及充填技术。翻译部分主要内容是热多孔双重孔隙介质中的井壁稳定性分析。英文题目是：Boreholestabilityanalysisinathermoporo-elasticdual-porositymedium。关键词：立井；两水平；带区；综合机械化一次采全高；中央并列式通风精选资料ABSTRACTThisdesignincludesthreeparts:thegeneraldesign,themonographicstudyandthetranslation.ThegeneraldesignisaboutA1.2Mt/aNewUndergroundMineDesignOfChengjiaoCoalMine.Thedesignincludestenchapters:1.Mineoverviewandminefieldgeologicalfeatures;2.Theminefieldboundaryandthereserves;3.Minesystemofwork,designproductioncapacityandservicelife;4.Minefieldextension;5.Preparation-withthestripdistrictroadwaylayout;6.Miningmethods;7.Undergroundtransport;8.Minehoist;9.Mineventilationandsafetytechnology;10.Minebasictechnicalandeconomicindicators.ChengjiaoMinefieldislocatedtheterritoryofYongchengcity,coveringfullofChengguanTownship,ChengxiangTownship,andpartofHoulingTownship,ShuangqiaoTownship,ShiBaliTownship,JiangkouTownship.It’sabout8.1kmonthestrikeand5.57kmonthedip,withthe45.12km2totalarea.Thereare2minablecoalseam.Themainaquifercoalseamis3coalseamwithanaveragethicknessof4.98m,andtheaveragedipof3coalseamis6°.Theprovedreservesofthiscoalmineare310.22Mtandtheminablereservesare214.19Mt,withaminelifeof63.7a.Thenormalmineinflowis180m3/handthemaximummineinflowis230m3/h.Theminerelativegasemissionquantityis0.5m3/t,andtheabsolutegasemissionquantityis0.5m3/min.Thus,itisalowgasmine.Determineprogramisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevels,andthetunnelissetintherockseam;Thefirstmininglevelis-550m,thesecondmininglevelis-750m.Theminefieldisdividedintosixminingstripdistrict.Thetypeofmineventilationisthecentralizedjuxtaposeventilation.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodoftheminingstripdistrictpreparation.Thedesignlengthofworkingfaceis230m,whichusesfullymechanizedminingoverallheightinonetimestechnology.Theworkingdaysinoneyearare330.Everydayittakes18hoursinliftingthecoal.Theoperationmodeinthemineis“four-six”withthreeteamsminingandtheotheroverhauling.Everyminingteammakestwoworkingcycle.Soeverydaythereare6workingcycles.Theadvanceofaworkingcycleis0.8m,andthequantityof7312.24toncoalismakedeveryday.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andminecartobeassistanttransport.Themainshaftusestwodouble16tskipstoliftcoalandtheauxiliaryshaftusesatwinswide1.5tfour-cardouble-deckcagetoliftmaterialandpersonneltransportation.Themonographicstudyentitled“Minefillingmaterialandfillingtechnologydevelopment.”.Reviewedtheapplicationsinrecentyearsintheminingofcoalfillingthefillingmaterialandfillingtechnology..Thetranslatedtitleis“Boreholestabilityanalysisinathermoporo-elasticdual-porositymedium”.Keywords:shaft;twomininglevels;stripdistrict;fullymechanizedminingoverallheightinonetimestechnology;centralizedjuxtaposeventilation

目录TOC\h\z\t"标题,3,二级标题,2,一级标题,1,专题题目,1,专题一级标题,1"1矿区概述及井田地质特征 11.1矿区概述 11.1.1矿区地理位置与交通 11.1.2地形地貌 11.1.3主要河流 11.2井田地质特征 21.2.1地层 21.2.2井田地质构造 41.2.3水文地质特征 41.3煤层特征 41.3.1煤层 41.3.2煤质 62井田境界与储量 72.1井田境界 72.2矿井工业储量计算 72.2.1储量计算依据 72.2.2矿井工业储量 72.2.3矿井工业储量计算 92.3矿井可采储量 102.3.1安全煤柱留设原则 102.3.2矿井永久保护煤柱损失量 102.3.3矿井可采储量 123矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 133.1矿井工作制度 133.2矿井设计生产能力及服务年限 133.2.1矿井设计生产能力及服务年限确定依据 133.2.2矿设计生产能力 133.2.3矿井服务年限 133.2.4井型校核 144井田开拓 164.1井田开拓的基本问题 164.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标 164.1.2工业场地的位置 184.1.3开采水平的确定 184.1.4运输大巷和井底车场的布置 184.1.5矿井开拓延伸方案 184.1.6方案比较 194.2矿井基本巷道 304.2.1井筒 304.2.2井底车场及硐室 344.2.3主要开拓巷道 364.2.4巷道支护 395准备方式——带区巷道布置 405.1煤层地质特征 405.1.1带区位置 405.1.2带区煤层特征 405.1.3煤层顶底板岩石构造情况 405.1.4水文地质特征 405.1.5地质构造 405.1.6地表情况 405.2带区巷道布置及生产系统 405.2.1带区准备方式的确定 405.2.2带区位置及范围 415.2.3带区巷道布置 415.2.4带区生产系统 435.2.5带区内巷道掘进 435.2.6带区生产能力及采出率 435.3带区车场选型计算 455.3.1带区车场的形式 455.3.2带区主要硐室布置 456采煤方法 476.1采煤工艺方式 476.1.1带区煤层特征及地质条件 476.1.2确定采煤工艺方式 476.1.3回采工作面参数 486.1.4回采工艺及工作面设备选型 486.1.5回采工作面支护方式 516.1.6端头支护及超前支护方式 536.1.7各工艺过程注意事项 546.1.8回采工作面正规循环作业 556.2回采巷道布置 576.2.1回采巷道布置方式 576.2.2回采巷道参数 587井下运输 677.1概述 677.1.1井下运输设计的原始条件与数据 677.1.2运输距离和货载量 677.1.3井下运输系统 677.2带区运输设备选型 687.2.1设备选型原则 687.2.2带区运输设备的选型及能力验算 687.3大巷运输设备选型 707.3.1运煤设备 707.3.2辅助运输设备选择 708矿井提升 728.1矿井提升概述 728.2主副井提升 728.2.1主井提升 728.3副井提升 749矿井通风及安全 769.1矿井通风系统选择 769.1.1矿井概述 769.1.2矿井通风系统的确定 769.1.3带区通风系统的确定 789.1.4矿井通风容易与困难时期的确定 799.2带区及全矿所需风量 829.2.1采煤工作面实际需风量 829.2.2掘进工作面实际需风量 839.2.3硐室需风量 849.2.4其它巷道需风量 849.2.5矿井所需总风量 849.2.6风量分配及风速验算 859.3全矿通风阻力的计算 869.3.1矿井通风总阻力计算原则 869.3.2矿井最大阻力路线 869.3.3矿井通风阻力计算 869.3.4矿井通风总阻力 879.4矿井通风设备选型 889.4.1主要通风机选型 889.4.2电动机选型 919.4.3主要通风机附属装置 919.5防治特殊灾害的安全措施 929.5.1预防瓦斯灾害的措施 929.5.2预防煤尘灾害的措施 929.5.3预防井下火灾的措施 939.5.4预防井下水灾的措施 9310设计矿井基本技术经济指标 95矿用充填材料与充填技术发展 951充填开采技术简介 952固体物充填工艺 952.1矸石材料概述 952.2压实特性 962.3流变特性 972.4充填方法 982.5技术经济评价 1013膏体似膏体充填工艺 1013.1矸石膏体材料 1023.2膏体配比选择 1023.3充填工艺 1033.4充填设备 1043.5膏体充填存在的问题与发展方向 1064高水超高水充填工艺 1074.1新型高水材料胶结充填 1074.2超高水材料充填工艺流程 1084.3超高水材料开放式充填作用机理 1094.4影响充填效果的因素 1104.5超高水材料应用的优越性 110结语 110译文： 112热多孔双重孔隙介质中的井壁稳定性分析 112

一般部分精选资料1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置与交通城郊井田位于河南省永城市境内，覆盖城关乡、城厢乡的全部及侯岭、双桥、十八里、将口乡的一部分。南北长约9.03km，东西宽约6.22km，勘探面积约50km2。矿井北临陈四楼井田，南接新桥井田，地理坐标为：东经116º17′30″～116º25′21″，北纬33º53′52″～34º00′35″。井田内地势平坦、交通方便。永城市西北至陇海铁路商丘东站约95km，夏邑东站62km；东北至京沪铁路徐州车站约100km，东南至宿州车站约75km，距京九铁路的亳州车站55km，且均有柏油公路相通。乡村之间公路相通（见图1）。图1城郊矿交通位置图1.1.2地形地貌城郊井田位于淮河冲积平原的东部，地势平坦，海拔标高在+31～+34m之间，相对高差2～3m，微向东南倾斜。区内新生界松散沉积物广泛分布，厚度一般为220m左右。工业广场标高+35m。1.1.3主要河流城郊井田内地表水系不发育，仅有淮河支流的沱河从本区北—中部自西向东流过，沱河源于商丘北侧响河，雨季流量剧增，旱季干涸无水，属季节性河流。实测最高洪水位标高+34.79m，（1963年8月9日），年平均水位标高+30.39m，最大流量384m3/s（1963年8月9日），年平均流量一般为1～2m3本区地处中纬34º附近，属半干旱、半湿润季风型气候，蒸发量大于降雨量，干湿差大，四季分明。年平均气温14.3℃，日最高气温41.5℃，日最低气温为-23.4℃。年平均降水量962.9mm，年最大降水量1518.6mm1.2井田地质特征1.2.1地层永城煤田的区域地层属华北地层区，鲁西分区，徐州小区。井田地层和基本区域地层相一致，根据钻孔揭露自下而上可分为上石炭统，二叠系和新生界。由老至新叙述如下：1、上石炭统太原组由较稳定的薄厚层状灰岩、泥岩、砂质泥岩组成，局部夹有鲕状铝土泥岩。本组厚度48.7～159.20m，平均厚度75.62m。所含灰岩9～11层。自下而上编号L1～L11。其中L2、L8、L11厚度稳定，其余各层为较稳定和不稳定。2、下二叠统山西组主要由泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成，厚度45.03～105.00m，平均69.63m，含煤3层。3、下二叠统下石盒子组由泥岩、砂质泥岩和砂岩、鲕状铝土泥岩及煤层组成。厚度72.4～130.03m，平均102.54m，含煤5～7层，其中三3为本井田的主要可采煤层。4、上二叠统上石盒子组由泥岩、铝土泥岩、中细粒砂岩组成，本组平均厚度93.64m。5、上二叠统石干峰组主要由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩组成，夹有紫斑泥岩和砂岩6、第三系中新统，厚度46.10～90.16m，平均厚度69.41m，底部局部有次生炭酸岩沉积，中上部以粘土为主，夹亚粘土及少量砂土。上新统，厚度51.69～72.97m，平均厚度61.57m，以细～中砂为主，与粘土、亚粘土交替沉积。7、第四系更新统，厚度75.20～169.50m．平均厚129.76m，由粉砂、细砂与粘土、亚粘土及少量亚砂土所组成。局部见有中砂。粘性土厚度大于砂性土。全新统，厚度87.18～148.90m，平均厚70.17m，以粘土、亚粘土为主，夹细砂及亚粘土。下附地质综合柱状图地层统煤组厚度(m)岩性柱状煤层平均厚度（m）全新统70.17更新统129.76上新统61.57中新统69.41上二叠统93.64下二叠统三煤组72.40～130.1102.54三70.53三60.57三50.45三40.30三34.98三20.66三10.46二煤组45.03～10569.63二30.30二20.95二10.40上石炭统75.62图2地质综合柱状图1.2.2井田地质构造城郊井田位于北北东向的永城隐伏背斜的西翼中段，北北东向断层构造居主导地位，其次是近东西向构造，局部发育有北西向构造。总体构造特征是以宽缓褶皱为主，伴随一定数量的断裂构造，且多集中在表现明显的背、向斜两侧。井田内褶皱构造除柏窑背斜与蒋阁向斜比较紧密外，其余均属褶幅不大的隆起和凹陷。1.2.3水文地质特征新生界松散层划分为四个含水层组及四个隔水层组，由于新生界底部砂层少，富水性又弱，与基岩之间有平均厚44.29m的粘土隔水层，对矿床一般无充水影响。煤层顶板砂岩裂隙水是矿床主要直接充水的水源，但由于井田内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对将来的矿床开采一般不会造成太大的威胁。本井田断层富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大导水威胁。综上所述，本井田是一个与外部水力联系微弱，补给不足的较完整的独立水文地质单元，开采煤层远离地表水体，无流水影响，间接充水岩层“灰岩”虽然单位涌水量较大，局部在断层处有与煤层对接的可能性，如留好煤柱，远离断层，一般是不会突水的，本矿井水文地质，工程地质条件属中等类型。矿井正常涌水量160～230m3/d。1.3煤层特征1.3.1煤层本井田的主要含煤地层有下二叠统山西组（P1s）及下石盒子组（P1x），两组煤系地层总厚度平均172.17m，煤层总厚度平均9.60m，总的含煤系数为5.58%。下二叠统山西组（P1s）含二煤组，由1~3个分层组成，分层编号从下至上分别为二1、二2、二3，煤层平均总厚度为1.65m，含煤系数为2.37%。下石盒子组（P1x）含三煤组，由4～7个分层组成，分层编号从下至上分别为三1、三2、三3、三4、、三5、三6及三7。煤层总厚度为7.95m，含煤系数为7.75%。井田内三3煤层为可采煤层，详见《煤层情况一览表》。表1-1煤层情况一览表煤组号煤层编号煤分层数煤厚（最小~最大）间距（最小~最大）夹矸层数可采情况含煤系数煤层稳定性平均（m）平均（m）三煤组三71～20.12～1.200.62～21.020不可采7.75％不稳定0.5314.10三61～30.20～1.175.43～24.290～1偶见可采点较稳定0.5713.75三510.05～2.550.90～14.400～2不可采不稳定0.459.06三410.20～0.950.40～9.350不可采不稳定0.3013.95三311.40～6.680.52～25.210全区可采稳定4.9814.32三21～20.50～2.025.30～32.420～1不可采不稳定0.6618.86三110.25～1.065.69～19.461不可采不稳定0.4610.55二煤组二310.20～0.4040.36～52.990不可采2.37％不稳定0.3046.33二21～20.32～1.681.40～8.220～1偶见可采点较稳定偏不稳定0.954.81二11～20.25～0.557.01～20.080～1不可采不稳定0.4013.471.3.2煤质三3煤层属低灰分，特低硫，特低磷，高发热量，易选的优质无烟煤。可采煤层中贫煤数量较少，除它的发热量量稍高于无烟煤外，其它煤质特征与无烟煤相似。三3煤层为无烟煤，首先可作为化工用煤，包括气化用煤及发生炉煤气用煤和化肥用煤，其次作为动力用煤及民用燃料等。2井田境界与储量2.1井田境界矿井井田范围东部边界为人为划分，西部以F1断层为界，南部以F2断层为界，北部以F9断层为界，北西角以煤层露头为界。井田走向长度约6.2～8.9km，平均约8.1km，南北长5.3～6.1km，平均长约为5.57km。煤层最小倾角4.2°，最大倾角7°，平均倾角6°。井田面积45.12km2。2.2矿井工业储量计算2.2.1储量计算依据1.根据城郊煤矿井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2.依据《煤炭资源地质勘探规范》关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量的煤层最低可采厚度为0.8m，原煤灰分不大于40%。计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.7—0.8m；3.依据国务院过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；4.储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；5.井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。6.煤层容重：三煤为优质无烟煤，其容重均为1.40t/m3。2.2.2矿井工业储量 本矿井的主采煤层为三煤，其厚度为4.98m。因此在计算工业储量时只针对这一层煤，对于其它不可采煤层不予以计算。 本设计的储量计算是在精查地质报告提供的1：10000煤层底板等高线图基础上计算出来的，因此计算数据真实可靠。 井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量是由煤层面积、容重及厚度相乘所得，其公式一般为：Zz=S×M×R（2-1）由于煤层地板等高线显示煤层倾角变化多样，为便于计算，将煤层地板等高线划分为六个块段计算，块段划分如下图所示：图2-1井田块段划分块段数据如下表所示：表2-1块段数据块段编号i块段面积S（km2）平均倾角α(°)平均煤厚M(m)容重γ(t/m2)储量Mt14.496.44.981.431.7124.195.94.981.429.37310.376.14.981.472.7146.675.74.981.446.73510.515.54.981.473.6168.896.84.981.462.42合计45.12316.55由上表可得：式中：Zg——矿井的工业储量Mt；S——井田的倾斜面积km2；M——煤层的厚度m；γ——煤的容重，本矿井为1.4t/m3；α——煤层倾角；2.2.3矿井工业储量计算根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。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%的是边界经济的基础储量，次边际经济基础储量不计。则矿井工业资源/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；——控制的资源量中边际经济的基础储量；——推断的资源量；——可信度系数，取0.8。因此，将各数代入式2-2得：各种储量分配见表2-2。表2-2矿井工业储量分配表类别探明储量/Mt控制储量/Mt推断储量/Mt经济储量/Mt边际储量/Mt经济储量/Mt边际储量/Mt数量132.9556.9866.4828.4925.32合计189.9394.972.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则1.工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱；2.各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱。3.维护带宽度：风井场地20m，村庄10m，其他15m。4.根据经验井田边界保护煤柱留50m，断层保护煤柱的留设按落差大于50m时，断层两侧各留40m，落差大于50m时，两侧各留30m。本矿井井田内的几条大断层的落差均大于50m，因此在两侧各留40m的保护煤柱。5.工业场地占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积指标见表表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1.0120-1801.245-901.59-301.82.3.2矿井永久保护煤柱损失量 （1）边界保护煤柱边界保护煤柱按下式计算：（2-3）式中：Z——边界煤柱损失量Mt；L——井田边界长度km； b——保护煤柱宽度m；M——煤层厚度m；γ——煤的容重t/m3。根据经验井田边界保护煤柱留50m，断层保护煤柱的留设按落差大于50m时，断层两侧各留40m，落差小于50m时，两侧各留30m。本矿井井田内的两条大断层的落差均大于50m，因此在两侧各留40m的保护煤柱。井田边界保护煤柱：F4断层保护煤柱：F5断层保护煤柱：（2）工业广场保护煤柱根据《煤炭工业设计规范》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。本矿工业广场面积取1平方公顷/10万吨，本矿井设计生产能力为240万吨/年，故工业广场面积为240公顷。所以取工业广场的尺寸为600m×400m的长方形。煤层的平均倾角为6.0°，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-550m，该处表土层厚度为200m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留维护带，宽度为20m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表表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/mфδγβ5506.04.9820041707065.8由此根据上述以知条件，画出如图2-2所示的工业广场保护煤柱的尺寸：图2-2工业广场保护煤柱通过计算求得工业广场工业广场保护煤柱：表2-4保护煤柱损失量煤柱类型储量（Mt）井田边界保护煤柱9.52F3断层保护煤柱1.90F5断层保护煤柱2.07工业广场保护煤柱11.152.3.3矿井可采储量矿井可采储量可按下式计算：（2-4）式中：Zk——矿井的可采储量，Mt；Zg——矿井的工业储量，Mt；P——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量，万t；C——采区采出率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.80，薄煤层不低于0.85，本矿井为厚煤层，因此取0.75。井田保护煤柱永久损失量：矿井可采储量：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，矿井设计生产能力宜按工作日330天计算，每天净提升时间宜为18小时。参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明》，本矿井作业采取“四六”工作制，每日三班生产、出煤，一班检修，每日提升时间为18小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力及服务年限确定依据《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。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；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、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿设计生产能力本矿井井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，煤层属厚煤层，厚度变化不大，煤层倾角小，平均倾角6.0°，为近水平煤层，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，媒质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。初步确定本矿井的设计生产能力为2.4Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A、矿井服务年限T三者之间的关系为：（3-1）式中:T——矿井服务年限，a；Zk——矿井可采储量，Mt；A——设计生产能力,Mt；k——矿井储量备用系数，取1.4；符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）矿井生产能力校核井田内三煤厚4.95m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大，都为近水平煤层，开采条件简单。布置一个高产高效工作面，即可达产。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井设计为特大型矿井，开拓方式立井两水平暗立井延伸开拓，主井提升容器采用两对16t箕斗，副井提升容器为一套5t双层单车罐笼带平衡锤，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机通过主要运输石门运到井底煤仓，再经主井箕斗提升至地面，运输能力能满足设计井型的需求。副井采用加宽容器提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用无轨胶轮车运输，运输能力大，调度方便灵活。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本矿井煤尘不具有爆炸性瓦斯含量低，属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单矿井通风采用中央并列式通风，有专门的风井回风，可以满足通风的要求。（4）储量条件校核本矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限。本设计中第一水平倾斜范围为-250m～-800m，第一水平服务年限的计算公式为：T=ZA×k式中T—第一水平服务年限，a；Z—第一水平储量，Mt；A—设计生产能力，Mt；k—矿井储量备用系数，取1.4。Z=SMγ（1/cosα）经计算可得Z=107.42Mt《煤炭工业矿井设计规范》给出了井型和服务年限的对应要求，见表3-1。表3-1我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计服务年限（a）第一开采水平服务年限（a）煤层倾角<25°煤层倾角25°～45°煤层倾角>45°600及以上7035——300～5006030——120～2405025201545～9040201515由上表可知：煤层倾角低于25°，矿井设计生产能力为1.2～2.4Mt/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。本矿井的服务年限以及第一水平的服务年限的设计服务年限符合规定。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，具体有下列几个基本问题。1.确定井硐的形式、数目、位置及坐标（包括主井、副井和风井）；2.确定工业场地位置、形状和面积；3.确定开采水平的数目、位置和标高；各水平的垂直高度；上山、上下山或下山开采；阶段的数目和斜长；采（盘）区或带区的划分和布置；4.确定煤层群分组和组间联系方式；煤层生产能力；主要开拓巷道—大巷及井底车场的布置和数目；5.确定矿井开拓延伸及深部开拓布置方案；6.确定矿井水平间、采（盘）区或带区间、煤组和煤层间接替顺序。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，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。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。但在解决集体问题时，必须从自然地质条件、技术条件和经济条件等各个方面的因素综合考虑。平硐开拓的优点：井下煤炭运输不需转载即可由平硐直接外运，因而运输环节和设备少、系统简单、费用低；平硐地面工业设施较简单，不需结构复杂的井架、绞车房和硐口车场；无需在平硐内设水泵房、水仓等硐室，减少许多井巷工程，省去排水设备，排水费用大大减少，对预防井下水灾较为有利；平硐施工条件较好，掘进速度快，可加快矿井建设；不留或少留工业场地煤柱，煤柱损失少。平硐开拓的不足之处是受地形及埋藏条件限制，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，上山部分的储量大致能满足同类井型水平服务年限要求时，都应采用平硐开拓。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，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，立井井筒比斜井容易施工；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。主要缺点是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。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工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；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；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，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。本矿井煤层倾角小，平均6.0°，为近水平煤层；表土层较厚平均达到200米；水文地质情况比较简单，涌水量小，煤层最小埋深-250米，最大埋深-900米，高差大，因此不宜采用斜井开拓，宜采用立井开拓。2、井筒位置的确定（1）、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；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；井田两翼储量基本平衡；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；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；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。本井田形状规则，储量分布均匀，井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田走向的井下运输工作量最小，运输费用最小，通风网路较短，通风阻力小。（2）、井筒位置的确定由于受到F5断层的影响，为了有利于第一水平的开采，并兼顾其它水平，因此将井筒位置定在井田走向的中央，倾斜方向在靠近F5断层的位置，这样布置还可以利用F5断层的部分保护煤柱减少工业广场压煤量。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，即井田走向中部，倾斜方向上靠近F5断层的位置。工业场地的形状和面积：根据表2-2工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为24公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为600m,宽为400m。4.1.3开采水平的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、区段数目；（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。本矿井煤层埋藏最浅部为-250m，煤层埋藏最深部为-900m，垂直高度达650m《规范》规定，缓倾斜煤层阶段垂高宜为200～350m。若采用上下山开采可以适当延长阶段垂高，因此本矿井需要两个开采水平（上下山开采），或者三个开采水平。4.1.4运输大巷和井底车场的布置（1）运输大巷的布置由于本井田煤层埋藏比较深，且煤层较厚，平均厚度接近5m，因此将大巷布置在距煤层底板10~30m处的岩层中。其优点是能够适应地质构造的变化，便于保持一定的方向和坡度，可在较长的距离内直线布置，弯曲折转少，利于提高列车运行速度和大巷通过能力；巷道维护条件好，维护费用低，并可少留或不留煤柱，有利于预防火灾及安全生产。（2）井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务年限长，故要布置在较坚硬的岩层中。4.1.5矿井开拓延伸方案1）矿井开拓延伸方案本矿井开拓延伸可以考虑以下两种方案：立井延伸；暗斜井延伸。采用立井延伸时，可以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，经营费用底，管理较方便。但采用这种方法延伸时，受奥陶系含水层的限制，致使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较大，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，延伸后提升高度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。采用暗斜井延伸时，原有井筒的位置、水平的划分，上山或上下山开采的确定都不受奥陶系承压含水层的影响。系统比较简单且生产能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰较小。其缺点是增加了提升运输环节和设备，通风系统较复杂。4.1.6方案比较（1）方案说明根据以上分析及矿井的实际情况，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案方案一：主副井都采用立井，立井延伸至二水平上下山开拓。在井田靠近中上部位置三3煤层的底板岩层中沿东北-西南布置两条-550m水平岩层大巷，在井田中下部三3煤层的底板岩层中沿东西布置两条-750m水平岩层大巷，大巷距煤层底板30m左右。方案如图4-1所示。方案二：主副井都采用立井，立井延伸至二水平，采用暗斜井延伸至三水平上山开拓。在井田靠近中上部位置三3煤层的底板岩层中沿东北-西南布置两条-550m水平岩层大巷，在井田中下部三3煤层的底板岩层中沿东西布置两条-750m水平岩层大巷，暗斜井延伸至三水平在井田下部沿东西布置两条-900m岩层大巷，大巷布置方式、首采面的位置都与方案一相同。方案如图4-2所示。方案三：主副井布置方式，大巷延伸方式，水平布置与方案一相同，但是准备方式采用带区方式，方案如图4-3所示。方案四：主副井布置方式，大巷延伸方式，水平布置与方案二相同，但是准备方式采用带区方式，方案如图4-4所示。由于井田中部煤层埋藏较浅，在井田中部布置中央回风井经济上合理；又因为井田范围不大，采用中央并列式通风在技术上可行。因此，提出的四种方案都采用副井进风，中央风井回风的中央并列式通风方式。前期通风比较容易，后期通风相对来说较困难。方案一：立井两水平上下山开拓图4-1方案二：立井三水平上山开拓图4-2方案三：立井两水平带区集中巷开拓图4-3方案四：立井三水平带区集中巷开拓图4-4（2）技术比较一三方案之间以及二四方案之间的不同主要是两水平布置还是三水平布置；一二和三四方案的主要不同是准备巷道布置的方式不同，一二方案是上下山布置、三四方案是带区布置。提出方案一，主要考虑开拓工程量省，有利于两阶段工作面的布置；第二种方案在方案一的基础上考虑下山开采的不利因素，设置多三平，上山开拓，立井结合暗斜井延伸；提出方案三，主要考虑井田地质条件简单煤层倾角小，节省了生产费用；提出方案四是在方案三的基础上考虑带区仰斜开采的不利因素，用暗斜井延伸了水平，形成了三水平开拓。这四种方案在技术上都是可行的，并且有可比性。（3）粗略经济比较 四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此，把相近的一二方案和三四方案先分开分别进行粗略的经济比较，选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。在比较过程中，由于风井的布置这四个方案中都是相同的，因此，没有列入比较范围。表4-1方案一立井两水平上下山开拓项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段20.0132934.00265.8505.1基岩段37.064681.00239.3副井开凿表土段20.0188603.00377.3728.5基岩段36.097552.00351.2立井延伸基岩段41.064681.00265.2265.2大巷开凿岩巷980.041874.004103.74103.7井底车场岩巷130.041874.00544.4544.4石门开凿岩巷294.041874.001231.11231.1小计7378.0生产费用（万元）上/下山运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)16840.51.20214191.560.42排水涌水量m3/h时间（h）服务年限（年）基价（元/m3）3260.5180876063.70.28大巷运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)16642.61.20214191.850.35小计36743.6合计费用（万元）41121.6表4-2方案二立井三水平上山开拓项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段20.0132934.00265.8505.1基岩段37.064681.00239.3副井开凿表土段20.0188603.00377.3728.5基岩段36.097552.00351.2立井延伸基岩段41.064681.00265.2265.2暗斜井延伸岩巷488.061624.003007.33007.3大巷开凿岩巷146041874.006113.66113.6井底车场岩巷130.041874.00544.4544.4石门开凿岩巷294.041874.001231.11231.1小计12394.6生产费用（万元）暗斜井提升系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)1100.01.2089450.2440.42上山运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)16840.51.20214191.560.42排水涌水量m3/h时间（h）服务年限（年）基价（元/m3）3260.5180876063.70.28大巷运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)21140.51.20214192.350.35小计42641.5合计费用（万元）55036.1表4-3方案三立井两水平带区集中巷开拓项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段20.0132934.00265.8505.1基岩段37.064681.00239.3副井开凿表土段20.0188603.00377.3728.5基岩段36.097552.00351.2立井延伸基岩段41.061624.00265.2265.2大巷开凿岩巷1960.041874.008291.18291.1井底车场岩巷130.041874.00544.4544.4石门开凿岩巷294.041874.001231.11231.1小计11565.4生产费用（万元）集中巷运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)10363.41.20214190.960.42排水涌水量m3/h时间（h）服务年限（年）基价（元/m3）3260.5180876063.70.28大巷运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)16642.61.20214191.850.35小计30266.5合计费用（万元）41831.9表4-4方案四立井三水平带区集中巷开拓项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段20.0132934.00265.8505.1基岩段37.064681.00239.3副井开凿表土段20.0188603.00377.3728.5基岩段36.097552.00351.2立井延伸基岩段41.064681.00265.2265.2暗斜井延伸岩巷488.061624.003007.33007.3大巷开凿岩巷295041874.0012352.812352.8井底车场岩巷130.041874.00544.4544.4石门开凿岩巷294.041874.001231.11231.1小计18634.4生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)1100.01.2089450.2440.42集中巷运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)10363.41.20214190.960.42排水涌水量m3/h时间（h）服务年限（年）基价（元/m3）3260.5180876063.70.28大巷运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)16642.61.20214192.350.35小计31366.5合计费用（万元）50000.9通过粗略比较知，两水平开拓较三水平开拓在经济上占绝对优势，方案一和方案二中，方案一比较经济，选择方案一；而方案三和方案四中，方案三比较经济，选择方案三。对方案一和方案三,进行比较详细的经济比较，确定最终的开拓方案。表4-5方案一立井两水平上下山开拓详细费用计算表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段20.0132934.00265.8505.1基岩段37.064681.00239.3副井开凿表土段20.0188603.00377.3728.5基岩段36.097552.00351.2立井延伸基岩段41.064681.00265.2265.2大巷开凿岩巷980.041874.004103.74103.7井底车场岩巷130.041874.00544.4544.4石门开凿岩巷294.041874.001231.11231.1准备巷道煤巷1899.041438.007869.77869.7小计15247.7生产费用（万元）上/下山运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)16840.51.20214191.560.42排水涌水量m3/h时间（h）服务年限（年）基价（元/m3）3260.5180876063.70.28大巷运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)16642.61.20214191.850.35小计36743.6合计费用（万元）51991.3表4-6方案三立井两水平带区集中巷开拓详细费用计算表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段20.0132934.00265.8505.1基岩段37.064681.00239.3副井开凿表土段20.0188603.00377.3728.5基岩段36.097552.00351.2立井延伸基岩段41.061624.00265.2265.2大巷开凿岩巷1960.041874.008291.18291.1井底车场岩巷130.041874.00544.4544.4石门开凿岩巷294.041874.001231.11231.1准备巷道煤巷346.041438.001433.81433.8小计12999.2生产费用（万元）集中巷运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)10363.41.20214190.960.42排水涌水量m3/h时间（h）服务年限（年）基价（元/m3）3260.5180876063.70.28大巷运输系数煤量（万t）运输距离（km）基价(元/t·km)16642.61.20214191.850.35小计30266.5合计费用（万元）43265.7两方案对比汇总见表4-7。表4-7方案一、方案三经济比较表方案方案一方案三名称立井两水平上下山开拓立井两水平带区开拓项目费用（万元）百分比（%）费用（万元）百分比（%）初期基建费用10221.1116.248793100后期基建费用5026.6119.504206.2100生产经营费用36743.6121.4030266.5100总费用51991.3120.1743265.7100由表4-7知，两种方案详细经济总费用方案三比方案一低20.17%,并且方案三的生产经营费也低于低于方案一，而且首采区投产期较长，可知方案三投产快，经济效益好。因此本设计采用方案三立井两水平带区开拓作为最终的开拓方案。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由前章确定的开拓方案可知主、副井都为立井，通风方式为中央并列式，在工业广场开凿风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，圆形断面的立井有服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及风井均采用圆形断面。（1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5m，净断面积33.18m²，基岩段毛断面积44.18m²，表土段毛断面积55.41m²。井筒内装备一对16t的箕斗，井壁混凝土壁厚500mm。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通迅信号电缆，人行台阶等设施。主井断面如图4-5，主要参数见表4-8。（2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.5m，净断面积44.18m²，基岩段毛断面积59.45m²，表土段毛断面积72.38m²。（3）风井风井采用立井型式，圆形断面，净直径为6.0m，净断面积为28.27m2，基岩段毛断面积36.32m²，表土段毛断面积50.27m²。风井布置在工业广场内，不需要留单独的保护煤柱。井筒采用混凝土支护，表土段井壁厚度1000mm，基岩段井壁厚度400mm。风井井筒断面如图4-7所示，主要参数见表4-10。（4）风速验算所选定的副井作为进风井，东风井、西风井及北风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第九章《矿井通风与安全》的风速验算可知，所选的井筒符合风速要求。图4-5主井井筒断面布置图表4-8副井井筒特征表井型2.4Mt/a提升容器两对16t箕斗带平衡锤井筒直径6.5m井深570m多绳摩擦提升机井断面积33.18m井筒支护表土段混凝土井壁厚450mm基岩段混凝土井壁厚900mm充填混凝土厚50mm基岩段毛段面积44.18m表土段毛段面积55.41m2图4-6副井井筒断面布置图表4-9副井井筒特征表井型2.4Mt/a提升容器一对1.5t双层四车多绳罐笼一个带平衡锤的双层四车宽罐笼井筒直径7.5m井深560m井断面积44.18m2井筒支护表土段混凝土井壁厚1050mm基岩段混凝土井壁厚550mm充填混凝土厚50mm基岩段毛断面积59.45m2表土段毛断面积72.38m2图4-7风井井筒断面布置图表4-10风井井筒特征表井型2.4Mt/a井筒支护混凝土井壁厚400mm表土段井壁厚1000mm充填混凝土厚50mm井筒直径6.0m井深560m井断面积28.27m2基岩段毛断面积36.32m2表土段毛断面积50.27m24.2.2井底车场及硐室1、井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井只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》4.2.1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。本矿井设计年产量为2.4Mt/a，井底车场不经过石门与大巷直接相连，减少了工程量。由于该车场采用了胶带输送机运煤系统，使车场形式大为简化。根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，通过能力较大，井下矸石、大巷材料及设备辅助运输采用蓄电池电机车牵引固定式矿车，工作面斜巷采用无极绳绞车牵引，井底车场形式和布置方式如图4-83、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。4、车场峒室的布置a．主井系统硐室立井系统硐室由东西两面上仓皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%~25%来计算，本矿井取20%，因本矿井日产量为7273t，所以需要煤仓容量为1455t，设置一个直径为10m，高20m的圆形直立煤仓，总容量约2199t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。2、车场副井空重车线的验算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MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车运输，其尺寸为2400×1050×1200。电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车，其尺寸为4500×1060×1550。每列车15节车厢。一列车的长度L列车＝4500＋2400×15＝40500mm＝40.5m副井空重车线的长度应≥40.5×1.5=60.75m所选车场的副井空车线的长度L副井空车线＝66.44m>60.75m，所选车场的副井重车线的长度L副井重车线＝81.47m>60.75m，符合要求。1.主井2.副井3.中央风井4.胶带机大巷5.轨道大巷6.井底煤仓7.胶带机机头硐室8.保健室9.等候硐室10.中央变电所11.水仓12.泵房13.大巷联络巷14.材料库图4-8立井卧式环行井底车场b．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，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。水仓布置在井底车场最低处。《煤矿安全规程》（2010年版）第二百八十条规定：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的正常用水量。本矿井正常涌水量为180m3/h，最大涌水量为230m3/h，所需水仓的容量为：V＝8×230=1840m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为：V0=S×L（4-1）式中：V0—水仓容量，m3；S—水仓有效断面积，10m2；L—水仓长度，500m。代入数据得：V0=10×500=5000m3由上面计算可知：V0>V，故设计的水仓容量满足要求。c．其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、柴油机齿轨机车加油维修间、柴油机齿轨机车车库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。4.2.3主要开拓巷道1、运输大巷此巷内采用钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，设有1400mm宽胶带输送机，一侧设有1500mm宽专用人行道。B1=a+b+d（4-2）式中：B1——运输大巷宽度，mm；a——人行道宽度，取1500mm；b——输送机边缘至巷道壁的最小距离，取900mm;d——胶带机宽度，d1＝1400+400mm；1800mmB2＝1500＋900＋1800＝4200mm胶带机运输大巷的断面如图4-9，胶带大巷特征见表4-11。图4-9胶带运输大巷断面布置图表4-11胶带大巷断面特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm12.814.644403770120树脂100三花80022002013.62、轨道大巷轨道大巷为一条双轨巷道，并作进风巷使用，设人行道。轨道大巷净宽度可由下式计算：B2=a+b+d1+d2+c（4-3）式中：B2—轨道大巷净宽度，mm；a—人行侧宽度，取1550mm，b—车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取500mm，带区巷道一般取300~500mm，本断面取500mm；d1、d2—电机车的宽度，d1=d2＝1050mm；c—双轨运输巷道中两辆对开列车最突出部分之间的距离，取450mm。则轨道大巷净宽度为：B2=1550+500+1050+1050+450=4600mm。轨道运输大巷的断面如图4-10所示，轨道大巷特征见表4-12。根据本矿实际地质条件，煤层赋存平稳且瓦斯涌出量小，硬度适中，煤层走向变化较大，因此胶带大巷和轨道大巷均采用岩巷。为便于维护，并根据现场使用情况，决定其断面均采用半圆拱型。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及《煤矿安全规程》（2010年版）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。根据本矿实际地质条件，煤层赋存平稳且瓦斯涌出量小，硬度适中，为便于维护，并根据现场使用情况，决定其断面均采用半圆拱型。图4-10轨道运输大巷断面布置图表4-12轨道大巷断面特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm14.316.446003600100树脂100三花80025002014.44.2.4巷道支护根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷和辅助运输大巷都布置在岩层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用蓄电池电机车牵引1.5吨固定箱式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运输大巷）均采取锚网喷，并采用壁后及时注浆技术提高围岩整体的稳定性。采用锚喷支护能够提高巷道围岩强度，防止围岩强度恶化，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前苏联经验表明，由锚杆和喷射混凝土组成的巷道，可使每米巷道的刚才消耗量降低40~100kg，劳动力消耗比拱形支架减少60%，缩小巷道断面，从而加快巷道掘进速度。5准备方式——带区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1带区位置考虑到缩短建井工期，尽快使矿井投产，本矿井设计首采带区位于井田北翼，距离工业广场近，大巷掘进的同时就可以同时进行带区的巷道布置。5.1.2带区煤层特征带区所采煤层为三3煤层，其煤层特征：黑色，沥青光泽，亮煤，镜煤，粒状、条带状结构，条痕呈黑褐色，硬度f=2.3，内生裂隙发育，多充填黄铁矿或钙质膜；断口参差状、阶梯状，少见贝壳状。煤厚1.40～6.68m，平均厚度4.98m，可采区一般煤厚2.60～6.32m，结构简单，倾角平均为4.2～7°，煤的容重1.4t/m3。井田中各煤层沼气含量一般小于0.5cm3/g，属低沼气矿井。各煤层均无