采矿工程毕业设计（论文）-许厂煤矿1.8Mta新井设计

目录一般部分1矿区概述及井田地质特征 页1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置许厂煤矿位于济宁煤田的东北部，行政区划属山东省济宁市高新区所辖。地理坐标为：东经1163600"～1164300"北纬352400"～353100"许厂煤矿距济宁市8km。连接京沪、京九两大南北铁路干线的新(乡)～菏(泽)～兖(州)～石(臼港)铁路，从本区南侧通过，区内有孙氏店及兖州西站。由济宁市东行30km至兖州，与京沪铁路相接，向西109km至菏泽站与京九铁路相接，菏泽至新乡190km与京广铁路相连。济北矿区铁路专用线从本区中部通过，在兖州西站与京沪铁路接轨。327国道及日荷高速公路分别从矿区南北侧通过。京杭大运河由北向南流经济宁市构成重要的水上运输要道。交通极为便利，如图1-1所示。本区为冲积、湖积平原，地形平坦，地势呈东北高，而西南低，地面标高为35.20~41.44m，自然地形坡度为0.04%。1.1.2矿区气候条件本区气候温和，属北温带季风区海洋~大陆性气候。气候变化明显，四季分明。冬季寒冷多风，夏季炎热多雨，春秋两季温和。据淮北市气象局1980~2000年观测资料，年平均气温14.3℃，最高气温40.3℃（1988年7月8日），最低气温-10.9℃（1988年12月16日）。年平均降雨量785mm，雨量多集中在7、8月份。最大冻土深度0.17m，年平均风速2.2m/s，最大风速达1.1.3矿区的水文情况本井田内河流稀少，水系不甚发育，主要河流有两条：一条为洸府河，系人工河，位于井田中部、由北向南流入南阳湖，河宽230~400m，汛期洸府河最大洪水位为39.3m，最大流量为400m³/s（1964年9月1日），枯水季节河水减少甚至断流；另有一条为洸府河支流杨家河，亦为季节性人工河流。1.2井田地质特征本矿井位于南北向的济宁地堑构造内，孙氏店断层构成矿井的东部及东北部边界。由于受区域性构造的控制，致使区内发育一组走向北东、向南西倾伏的宽缓褶曲及走向近南北的西倾高角度正断层组，使煤系地层向西呈阶梯式下降，构造类型属中等，局部偏复杂或偏简单。井田南北长约10km，东西宽约6km，井田面积为56.6，开采深度为-120m～-1000m。图1-1许厂煤矿交通位置图1.2.1煤系地层井田内地层包括中、下奥陶统，中石炭统本溪组、上石炭统太原组、下二叠统山西组、下石盒子组，上二叠统上石盒子组，上侏罗统蒙阴组及第四系。在矿井的中、南部，即第4～16线之间，地层产状变化较小，其走向一般为北东30°左右，孙氏店支2断层西侧则为东倾，孙氏店支2断层以东则为西倾，地层倾角一般为2～8°。在第16线以南地层走向逐渐转成东西向。在矿井的北部，即第4勘探线以北由于受次一级褶曲的影响，致使地层走向变化较大，即北东～南北～北西向，地层倾角变化较大，局部块段地层倾角可达20～32°。地层厚度14.18~23.10m。岩性以浅灰色到暗红色的杂色含铝泥岩为主，夹有少量的泥质灰岩。含铝泥岩为中厚层状，含有铁质结核及菱铁鲕粒。与下伏奥陶系地层呈假整合接触。（1）上石炭统太原组(C3t)本组地层厚141.70～176.20m，平均162.66m，地层厚度变化不大。主要由深灰、灰黑色粉砂岩、泥岩、粘土岩、灰色细砂岩、夹薄层灰岩及煤层组成。泥质含量较高，砂岩比率较低，属海陆交互相沉积。为太原组主要含煤段，以深灰、灰黑色粉砂岩、泥岩及粘土岩为主，夹11层石灰岩（十一、十下、十上、九、八、七、六、五、四、三、二）及22层煤（18下、18中、18上、17、16下、16上、15下、15上、14、12下、12中、12上、11、10下、10中、10上、9、8下、8上、6、5、4），16上、17煤层为稳定可采煤层，15上煤层属局部可采煤层；其余为不稳定煤层，均不可采。（2）下二叠统山西组(P1s)本组地层厚59.90～114.70m，局部有剥蚀现象，平均78.57m，为含煤地层中的主要含煤组，具有经济价值的3上、3下煤层就赋存于本组的中上部及下部。本组由砂岩、粉砂岩、粉、细砂岩互层、粘土岩、煤层组成，以灰～灰白色、灰绿色砂岩为主，砂岩含量高，多以厚层状分布于煤层的顶板及底板，以3上与3下煤层间的砂岩最为发育，该砂岩为浅灰～灰白色、灰绿色，厚层状，以石英为主，长石次之，分选中等至较好，次棱角状～次园状，孔隙式～接触式胶结，以硅质、粘土质胶结为主，局部为钙质胶结，具交错层理、斜层理及韵律层理，含大量粉砂岩、泥岩包裹体及镜煤屑。1.2.2水文地质特征矿井水文地质特征取决于第四系、奥陶系及矿井边界断层水文地质特征。许厂煤矿水文地质条件属于中等类型，其中上组煤充水含水层富水性中等、补给条件不良；下组煤充水含水层富水性中等、补给条件良好。本矿井充水因素为含水层充水，基本不受地表水影响。区内主要含水层有第四系砂砾层、山西组3煤层顶底板砂岩、太原组第三层、第十下层及奥陶系石灰岩含水层。矿井正常涌水量610/h左右，预计最大涌水量1100/h左右。（1）井田水文地质概况。本井田水文地质边界东以孙氏店支1断层为界，西至八里铺断层，南起八里营断层，北至孙氏店断层。由此四条断层包围形成封闭的地质小块段，构成独立的水文地质小单元。井田水文地质条件属中等类型，其中上组煤含水层富水性中等，补给条件不良，下组煤含水层富水性中等，补给条件良好。（2）含水层与隔水层。井田内主要含水层有第四系，三灰，十下灰及奥灰含水层，第四系除为图1-2综合地质柱状图含水层外，还是良好的隔水层。此外，石盒子组及奥灰压盖岩层组均是良好隔水层。（3）边界水文地质条件与断层导水性。许厂井田水文地质边界完全由断层构成。西部边界阻水，南部比较弱导水，井田内各含水层主要在北部及东南部接受井田外强富水奥灰水的补给，其中，上组煤系含水层只在孙氏店断层长约2km开口段接受补给，补给面积较小；下组煤系含水层大范围地接受奥灰水补给，补给条件良好。纵向比较，孙氏店支断层以东含水层接受补给较支断层以西强。根据济宁煤田奥灰岩溶水专门水文地质勘探报告及许厂矿井达产采区地震（水文）补充勘探报告，本矿井各断层导水性见表1-3。（4）奥灰底鼓水对开采下组煤的影响。地质部门按规程公式计算的安全隔水层厚度（开采-480m第二水平下组煤时）分别为33.50m及34.65m，小于正常地段奥灰压盖隔水层厚度35.21~76.90m。且还有以下因素有利于阻止奥灰水底鼓：下组煤首先开采16，煤层其与奥灰之间的压盖隔水层厚度，抵抗奥灰水底鼓的能力强。1.3煤层特征1.3.1可采煤层本井田含煤地层为下二迭统山西组和上石炭统太原组，平均总厚246.33m，共含煤25层，平均总厚17.27m，含煤系数7.2%。其中稳定可采的仅有3下煤层，占可采煤层总厚的79%，主要煤层中3下煤层厚度较大，平均厚度为3.53m，且埋藏浅，储量丰富，是本井田首采，主采煤层。按各主要煤层在含煤地层中的位置，地质报告中将3下煤划分为可采煤组。现将各煤层赋存情况分述如下：（1）3上煤层：煤厚0～2.71m，平均0.75m，属不稳定煤层，位于山西组的中上部，上距P2底界52.38m～85.92m，平均64.49m，下距3下煤层11.70～67.31m，平均41.08m。煤层厚为本煤层在原始沉积时成煤条件不利，区内大部分地区沉积缺失或不可采，煤层主要赋存于第10勘探线以西，煤层的可采性指数为15%，煤层厚度的变异系数为（2）3下煤层：煤厚0～8.04m，平均2.37m；可采范围内，煤层厚度为0.70～8.04m，平均厚3.53m，结构较简单，一般不含夹石，个别点含1～3层夹石，夹石多为炭质泥岩或粉砂岩，属较稳定煤层，位于山西组的下部，下距太原组第三层石灰岩39.61～73.92m，平均49.60m（3）15上煤层：煤厚0～1.41m，平均0.63m，属不稳定煤层，位于太原组的中部，上距3下煤层平均间距108.52m，下距16上煤层为24.76～44.58m，平均35.50m。可采厚度的范围呈零星分布，可采范围内，煤层厚度为0.70～1.41m，平均厚0.79m（4）16上煤层：煤厚0.39～2.67m，平均1.24m，结构较复杂，含夹石见煤点占55%，含夹石0～3层，夹石岩性为炭质砂岩和泥岩或粘土岩，属稳定煤层，位于太原组的下部，上距15上煤层平均间距35.50m，十下灰为其直接顶板。煤层可采性指数为0.96，煤层厚度变异系数为28.1%（5）17煤层：煤厚0.60～1.61m，平均0.90m，结构简单，含夹石0～1层，夹石为泥岩或粉砂岩，属稳定煤层，位于太原组下部，上距16上煤层1.01～10.35m，平均4.53m，下距十二灰7.85～21.65m，平均13.65m，十一灰为其直接顶板。煤层可采性指数为0.96其煤层特征见表1-1。表1-1可采煤层特征表煤层名称厚度（m）间距（m）煤层结构稳定性顶底板岩性最小~最大平均最小~最大平均夹石层数结构顶板底板3下0.7~8.043.530~1简单稳定中砂岩粉砂岩泥质岩及粉砂岩109.61~142.58118.8015上0~1.410.520~1简单不稳定石灰岩粘土岩24.76~44.5835.50160.52~1.510.800~3较简单稳定石灰岩泥质岩及粉砂岩1.01~10.354.35170.50~1.890.970~1简单稳定薄层石灰岩泥岩及粉砂岩泥质岩及粉砂岩1.3.2煤的特征宏观煤岩特征：各煤层的宏观煤岩组分多以亮煤为主，暗煤次之，含有镜煤条带及透镜体。山西组煤丝炭含量比太原组煤多，以细条带或线理状分布于煤层中。煤岩类型以半亮型煤为主，半暗型煤次之。线理状～宽条带状结构，层状构造。主采3下煤层具有低灰、低硫、特低磷、高挥发分、高发热量、高灰熔点的特点，主要作为良好的炼焦配煤和动力用煤。煤的物理性质：该矿井各可采煤层均为黑色、黑褐、褐黑条痕色的软～中等坚硬煤层。煤的硬度(坚固性系数)平均1.68，山西组煤层硬于太原组煤层，煤的最大硬度达1.90(3上煤层)。煤的物理性质见表1-2。表1-2各煤层物理性质统计表煤层项目3上3下15上1617水份Wf（%）原煤0.68~3.282.46（12）1.19~3.372.36（55）1.03~2.61.93（35）0.8~2.241.71（73）1.24~2.541.88（58）精煤1.85~2.922.49（12）1.48~3.042.44（55）1.35~2.702.06（32）1.07~2.441.78（74）1.18~2.691.91（58）灰份Aｇ（%）原煤11.58~39.3422.72（12）9.07~24.5513.78（55）7.17~32.5413.88（34）5.26~24.5312.50（74）3.79~21.8710.07（57）精煤5.95~9.807.80（12）4.29~8.555.98（55）3.38~8.585.37（32）2.48~8.744.50（74）1.93~5.693.21（57）挥发份V／（%）原煤37.92~48.1140.94（11）32.14~40.9836.53（51）39.82~45.0742.64（33）40.05~47.7243.70（72）41.91~46.2243.90（56）精煤38.69~41.8640.38（12）34.90~43.9338.32（54）40.76~46.2843.32（32）42.29~46.5244.34（73）42.61~46.7844.48（58）硫SｇQ（%）原煤0.61~1.701.12（12）0.36~0.960.53（54）1.92~7.613.51（33）2.52~6.913.64（69）2.26~7.203.70（57）精煤0.60~1.200.92（10）0.33~0.750.49（51）1.31~2.831.83（31）2.51~4.143.06（69）2.02~3.622.67（57）焦油产率Tg（%）10.72~12.2511.48（2）8.86~12.9111.27（15）12.68~17.9215.64（8）13.85~18.6815.81（21）14.49~18.9716.62（20）煤灰熔融性T2（%）>1500（2）1320~＞15001443（17）1085~12501142（7）1065~13801230（21）1060~12251151（16）粘结指数GRI67.8~88.476.7（8）43.5~86.371.4（43）71.1~95.788.0（23）90.4~103.076.7（55）91.9~99.996.8（45）1.3.3瓦斯，煤尘及自燃（1）瓦斯2010年鉴定为低瓦斯、低二氧化碳矿井。瓦斯绝对涌出量为3.18/min，二氧化碳绝对涌出量为15.46/min，瓦斯相对涌出量为0.49/t，二氧化碳相对涌出量为2.36/t。（2）煤尘和煤的自燃各煤层均有煤尘爆炸危险性，3下煤层煤尘爆炸指数为41.27%。（3）煤的自燃倾向性3下煤层自然发火期为3~6个月，最短发火期20±3天，具有自然发火倾向性，属自燃煤层。

2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围东部边界：东起煤层露头线；西部边界：煤厚为零点边界；南部边界：兖新铁路；北部边界：何岗煤矿。2.1.2开采界限井田内地层包括中、下奥陶统，中石炭统本溪组、上石炭统太原组、下二叠统山西组、下石盒子组，上二叠统上石盒子组，上侏罗统蒙阴组及第四系，总厚330m，含煤5层。可采煤层4层，为3上、3下、16、17号煤层。矿井设计只针对3下号煤层。开采上限：3下号煤层以上无可采煤层。下部边界：17号煤层以下无可采煤层。2.1.3井田尺寸井田的走向最大长度为8.4km，最小长度为6.0km，平均长度为8.2km。井田倾斜方向的最大长度为4.53km，最小长度为3.27km，平均长度为3.90km。煤层的倾角最大为9.3°，最小为1.6°，平均为4.6°。井田的水平面积按下式计算：S=H×L（2-1）式中：S——井田的水平面积，m2；H——井田的平均水平宽度，m；L——井田的平均走向长度，m。井田的水平面积为：S=8.2×3.9=31.98(km2)井田赋存状况示意图如图2-1。2.2矿井工业储量2.2.1储量计算基础（1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；（2）根据《煤炭资源地质勘探规范》和《煤炭工业技术政策》规定：煤层最低可采厚度为0.70m，原煤灰分≤40%；图2-1井田赋存状况示意图（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。2.2.2井田地质勘探井田南部钻孔分布均匀，地质勘探类型为精查，北部的东半部分钻孔分布均匀，为详细勘探区，西半部钻孔较少，为普查区。井田内断层南部以及断层北部东大半部分属111b-1级储量，断层附近及露头附近属122b级储量，其它区域为111b-2级储量。高级储量占94.15%，符合煤炭工业设计规范要求。3下号煤层最小可采厚度为0.7m，最大可采厚度为8.04m，平均3.53m。2.2.3工业储量计算矿井主采煤层为3下号煤层，采用地质块段法来划分储量块。根据地质勘探情况，将矿体划分为5个块段，在各块段范围内，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。块段划分如图2-2。各块储量计算见表2-1。根据每个面积小块的等高线水平间距和高差计算出面积小块的煤层倾角，用CAD命令计算面积小块的水平面积，由此可计算得出每个块段的不同储量，矿井地质总储量即为各块段储量相加之和。再根据：（2-2）式中Z——矿井地质储量，tS——井田块段面积，m2m——煤层平均厚度γ——煤层的容重，1.5t/——各块段煤层的倾角由此可知：地质储量Z=250.15Mt。矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般也就是列入平衡表内的储量。矿井工业储量：地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6：3：1分配，经济基础储量、边际经济基础储量按90%、10%分配，次边际经济基础储量不计。各种储量分配见表2-1表2-1储量分配见表Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k（2-3）其中：k=0.8Zg=135.081+15.009+67.5405+7.5045+25.015×0.8=245.147Mt图2-2块段划分表2-2井田块段储量计算表煤层块段倾角/(°)块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/Mt煤层总储量/Mt总储量/Mt3下15.30.5043.531.52.68153.04250.1523.51.9333.531.510.2631.610.1273.531.553.6449.38.4373.531.545.2753.57.7643.531.541.1916上15.30.5041.271.50.9755.0623.51.9331.271.53.6831.610.1271.271.519.3049.38.4371.271.516.2953.57.7641.271.514.821715.30.5040.971.50.7442.0523.51.9330.971.52.8131.610.1270.971.514.7449.38.4370.971.512.4453.57.7640.971.511.322.3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剖面法确定，用岩层移动角确定工业场地煤柱。（3）围护带宽度是根据矿区建筑物的保护等级划定的。风井属Ⅰ级保护建筑物，故风井场地留设20m宽的围护带；工业场地属Ⅱ级保护建（构）筑物，留设15m宽围护带。（4）井田境界煤柱宽度为50m。（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2-3。表2-3工业广场占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120~1801.245~901.59~30矿井永久保护煤柱损失量1、井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设50m宽，则井田边界保护煤柱损失量为6.5780Mt。2、断层保护煤柱断层F1煤柱留设50m宽，则断层保护煤柱损失量为：5.3481Mt。3、工业广场保护煤柱本矿井设计生产能力为1.80Mt/a，取工业广场的尺寸为400m×500m的长方形。工业广场所在位置煤层倾角为4.1°，其中心处埋藏深度为-250m，该处表土层厚度为19m，主井、副井、进风井、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15m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-4岩层移动角广场中心深度(m)煤层倾角(°)煤层厚度(m)冲积层厚度(m)ф(°)δ(°)γ(°)β(°)-2504.13.531940757568图2-3工业广场保护煤柱由此根据上述已知条件，画出如图2-3所示的工业广场保护煤柱的尺寸：由图可得出保护煤柱的尺寸为：S=(上宽+下宽)×高/(2×cos4.1°)(2-2)=(611+589)×745/(2×cos4.1°)=0.448147(km2)则工业广场的保护煤柱量为：Zi=S×M×R(2-3)式中：Zi——工业广场煤柱量，Mt；M——煤层平均厚度，m；S——工业广场压煤面，0.448km2。Zi＝448147×3.53×1.50=2.3729(Mt)4、井筒保护煤柱回风井井筒所在地表广场为边长100m的正方形，风井属Ⅰ级保护建筑物，故风井场地留设20m宽的围护带；风井广场所在煤层平均倾角1°。用同样方法计算得压煤量0.4425Mt。表2-5保护煤柱损失量煤柱类型储量(Mt)井田边界保护煤柱6.5780断层保护煤柱5.3418工业广场保护煤柱2.3729井筒保护煤柱0.4425合计14.73522.3.3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：Zk=(Zg-P)×C（2-4）式中：Zk——矿井可采储量，Mt；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，Mt；C——采区采出率，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；地方小煤矿不小于0.7。Zk=(245.147-14.7352)×0.75=172.8089(Mt)矿井储量汇总表见表2-6。表2-6矿井储量汇总表煤层工业储量（Mt）111b/（111b+122b）永久煤柱损失(Mt)设计开采损失（Mt）矿井设计储量（Mt）设计可采储量（Mt）111b122b3下135.081015.009090%14.735261.2868233.2272172.8089

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（两班生产，一班检修），每日三班出煤，净提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限1.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，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180万吨/年。2.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）矿井开采能力校核许厂煤层均为中厚及厚煤层，煤层平均倾角为4.6度，地质构造简单，赋存较稳定。（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本矿井煤尘具有爆炸性瓦斯含量相对较低，属于高瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用前期中央并列式、后期中央边界式通风，矿井达产初期对首采只需先建一个风井即可满足矿井的通风需求，后期再建一个风井，可以满足整个矿井通风的要求。本井田内存在大断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。（4）储量条件校核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/(A×K)（3-1）其中：T矿井的服务年限，年；Zk矿井的可采储量，172.8089Mt；A矿井的设计生产努力，180万吨/年；K矿井储量备用系数，取1.4。则：T=172.8089×100/（180×1.4）=68.57（年）既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。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。5）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-250m，水平服务年限即为全矿井服务年限，为68.57年。即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。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<25°25°-45°>45°600及以上7035300-5006030120-2405025201545-9040201515

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-250m，最深处到-320m表土层厚度小，平均192）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+37m。4.1.1井筒形式的确定（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。具体见表4-1。本矿井煤层倾角小，平均4.1°，为近水平煤层；表土层厚约19m，无流沙层；水文地质情况中等—简单，涌水量不大；井筒需要特殊施工—冻结法建井，因此需采用立井开拓。表4-1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）井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。由于本井田倾角平缓，厚度变化小，且距离南部国道近。故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。（3）井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。因为低瓦斯矿井，井田面积较大，表土层厚度小，可用边界式通风，所以再另设风井，前后期共计四个井筒。4.1.2井筒位置的确定采（带）区划分（1）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，石门的工程量要尽量少；2）有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；3）井田两翼的储量基本平衡；4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；图4-1采带区划分示意图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的威胁；6）工业场地宜少占耕地，少压煤；7）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。（2）井筒位置的确定本矿井走向长度较大地势平坦,主副井筒布置在储量中央,且两井筒的地面标高大于历年最高洪水位标高。具体采区、带区划分见图4-1。4.1.3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：根据表2-3工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为12公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向。根据制图规范1：5000的图按500m*4.1.4开采水平的确定本矿井主采煤层为3下号煤层，其它煤层属薄煤层，近期暂不开采可作为后备储量。3下号煤层属缓斜煤层，平均倾角为4.6，煤层埋藏最深处达-320m，垂直高度达180m。根据《煤炭工业设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200~350m，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,考虑到井田范围不大,所以本矿井也可采用单水平的开采方式。采用单水平划分时。4.1.5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：单水平岩巷中央分列式主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在岩层当中，回风立井位于井田边界。方案二：单水平岩巷中央并列式主、副、风井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在岩层当中。方案三：单水平煤巷中央并列式主、副、风井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在煤层当中。方案四：单水平煤巷中央分列式主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在煤层当中，回风立井位于井田边界。（2）技术比较以上所提四个方案中，主副井井筒位置、数量和部分大巷、所有上下山布置总体一致。区别在于通风井位置、尺寸以及部分巷道位置不同而引起部分基建、生产经营费用不同。方案一单水平岩巷中央分列式方案二单水平岩巷中央并列式方案三单水平煤巷中央并列式方案四单水平煤巷中央分列式图4-2开拓方案示意图

表4-2方案一粗略估算费用表项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用回风井开凿表土段1.98514316.18124.7基岩段15.968253108.52回风大巷开凿煤巷581188411094.661094.66石门开凿岩巷257.227532708.12708.12大巷开凿岩巷131.527532362.05362.05小计/万元2289.53生产费用系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元大巷运输1.22394.80.670.381733.58石门运输1.23415.80.730.3811140.04排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元6108760690.414748.8小计/万元16622.42合计/万元18911.95表4-3方案二粗略估算费用表项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用进风井开凿表土段1.98514316.18199.78基岩段26.968253183.60大巷开凿岩巷131.527532362.05362.05石门开凿岩巷257.227532708.12708.12小计/万元1269.95生产费用系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元石门运输1.23415.80.730.3811140.04大巷运输1.22394.80.670.381733.58排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元6108760690.414748.8小计/万元16622.42合计/万元17892.37表4-4方案三粗略估算费用表项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用进风井开凿表土段1.98514316.18199.78基岩段26.968253183.60大巷开凿煤巷361.218841680.54680.54小计/万元880.32生产费用系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元大巷运输1.22394.80.7980.381728.1110210.282109.703415.80.725943.53排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元6108760690.414748.8小计/万元16530.14合计/万元17408.98表4-5方案四粗略估算费用表项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用回风井开凿表土段1.98514316.18124.7基岩段15.968253108.52回风大巷开凿煤巷581.0188411094.661094.66大巷开凿煤巷361.218841679.06679.06小计/万元1898.42生产费用系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元大巷运输1.22394.80.7980.381728.111020.282109.703415.80.725943.53排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元6108760690.414748.8小计/万元16530.14合计/万元18428.56以上四个方案的粗略比较汇总见表4-6。表4-6四方案粗略比较汇总方案方案一方案二方案三方案四基建费用/万元2289.531269.95878.841898.42生产费用/万元16622.4216622.4216530.1416530.14合计/万元18911.9517892.3717408.9818428.56百分比108.6%103%100%105.8%需要说明的是：（1）方案一与方案二大巷布置相同，未进行大巷基建费用及生产费用比较，方案三与方案四大巷布置相同，未进行大巷基建费用及生产费用比较。（2）本次费用估算基价在《开拓方案主要经济数据及毕业设计制图标准》（2008年版）中查得。（3）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。通过粗略比较知，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。方案一和方案三相比，方案一的基建费用要少一些，但是方案三的生产费用及总费用要低一些。因此，两方案还需要通过详细的经济比较才能确定其优劣。表4-7方案二和方案三的建井工程量项目/m方案二方案三初期主井表土段19基岩段269+30表土段19基岩段269+30副井表土段19基岩段269+15表土段19基岩段269+15进风井表土段19基岩段269表土段19基岩段269运输大巷岩巷1964煤巷1060岩巷1124.2煤巷1760.4轨道大巷岩巷1964煤巷1060岩巷1124.2煤巷1760.4井底车场岩巷1000煤巷0岩巷1000煤巷0后期运输大巷岩巷595煤巷5649岩巷0煤巷5649轨道大巷岩巷595煤巷5649岩巷0煤巷5649回风井表土段19基岩段290表土段19基岩段290表4-8方案二基建费用项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期主井开凿表土段1.98514316.18220.26基岩段29.968253204.08副井开凿表土段1.98514316.18210.02基岩段28.468253193.84进风井开凿表土段1.98514316.18199.78基岩段26.968253183.60运输巷开凿岩巷196.427532540.73740.44煤巷106.018841199.71轨道巷开凿岩巷196.427532540.73740.44煤巷106.018841199.71井底车场岩巷10090000900900小计/万元3010.94后期运输巷开凿岩巷59.527532163.821228.15煤巷564.9188411064.33轨道大巷开岩巷59.527532163.821228.15煤巷564.9188411064.33回风井开凿表土段1.98514316.18214.11基岩段2968253197.93小计/万元2670.41合计/万元5681.35表4-9方案三基建费用项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期主井开凿表土段1.98514316.18220.26基岩段29.968253204.08副井开凿表土段1.98514316.18210.02基岩段28.468253193.84进风井开凿表土段1.98514316.18199.78基岩段26.968253183.60轨道大巷开凿岩巷112.4227532309.52641.2煤巷176.0418841331.68运输大巷开凿煤巷112.4227532309.52641.2岩巷176.0418841331.68井底车场岩巷10090000900900小计/万元1912.46后期轨道大巷开凿煤巷564.9188411064.331064.33运输大巷开凿煤巷564.9188411064.331064.33回风井开凿表土段1.98514316.18214.11基岩段2968253197.93小计/万元2342.77合计/万元4255.23表4-10方案二生产经营费项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元·t-1·km-1费用/万元运输提升费大巷运输1.212023.911.970.359948.58立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元1.212023.910.2691.66210.11小计/万元16158.69排水费排水涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元6108760690.414748.8巷道维护费大巷维护系数数量/m服务年限/a基价/元·m-1·a-1费用/万元1.220601326.886.12138019.686.99271413.5117.831185633.671283.80小计/万元1573.94合计/万元32481.43表4-11方案三生产经营费项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元·t-1·km-1费用/万元运输提升费大巷运输1.212023.911.970.359948.58立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元1.212023.910.2691.66210.11小计/万元16158.69排水费排水涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元6108760690.414748.8巷道维护费大巷维护系数数量/m服务年限/a基价/元·m-1·a-1费用/万元1.215921326.866.567226.6315.39141619.6389.39271413.5117.831185666.272526.80小计/万元2815.97合计/万元33723.46两种开拓方案的费用汇总见表4-12。由对比结果可知，方案二与方案三的初期基建费相差较大，但是总费用相差0.5%。考虑到方案三的两上山都得穿过大断层，维护费用较大，另外有一段无效运距。综合技术、经济和安全三方面的考虑，选取最优方案为方案二，即单水平岩巷中央并列式表4-12方案二和方案三的费用汇总方案方案二方案三项目费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期基建费3010.94157%1912.46100%后期基建费2670.41114%2342.77100%生产经营费32481.4396%33723.46100%总费用38931.78100.5%38747.69100%因方案二和方案三经济比较相差小于0.5%，可以看做没有差别，但方案三中上山要穿大断层，易受冲击矿压和突水威胁，维护起来也较困难。另外，煤和材料运输都要经过一段无效距离，不利于生产的高效运行。综合考虑，选择方案二。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第一水平主、副井都为立井，在井田中央设置中央风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，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、副立井及南、北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，断面积33.18m²，井筒内装备一对12t的双箕斗，井壁采用砌碹支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通讯信号电缆，人行台阶等设施。主井断面和主要参数如图4-2。2、副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.7m，断面积44.18m²，井筒内装备一对3.0t双层单车多绳罐笼，井壁采用砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井断面和主要参数如图4-3。3、风井风井位于矿井中央上边界保护煤柱内以及井田南边界，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径5.0m，净断面19.63m²，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、风速验算所选定的副井作为进风井，南、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4-2主井井筒断面图图4-3副井井筒布置图图4-4风井井筒布置图4.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区或带区。1、井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井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，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。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，副斜井、井底车场铺轨以矿车辅助运输，大巷辅助运输为尺轨卡轨车，井底车场布如图4-5。2、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MG1.1-6A型1.0吨固定厢式矿车运输，其尺寸为2000×880×1150。尺轨卡轨车选用CK-66型，其尺寸为10500×1050×1650。每列车15节车厢。一列车的长度：L＝10500+2000×15＝40.5(m)副井空重车线的长度L1：L1≥40.5×1.5=60.75m所选车场的副井空重线的长度均130m，长度均大于60.75m，所选的车场符合要求换装站硐室用于材料、设备的换装，长度为80m，可同时对两套电机车进行换装，硐室内一端布置2台40m行程的图4-5图4-5井底车场平面图1-主井；2-副井；3-中央变电所；4-中央水泵房；5-水仓6-运输大巷；7-辅助运输大巷；8-等候室；9-主、副井联络巷；10-进风联络巷；11-卸载站；12-煤仓设备换装，另一端布置2台一组的20t电动葫芦桥式起重机用于支架等重型设备的换装。3、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、硐室(1)主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带输送机巷、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。井底煤仓井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%~25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为5454t，所以需要煤仓容量为818.1t，设置一个直径为7m，高16m的圆筒煤仓，总容量约874.4(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，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。水仓水仓的主仓和副仓之间距离为20m。矿井正常涌水量为610m3/h，最大涌水量为1100m3/h，所需水仓的容量为：Q0=1100×8=8800(m3)根据水仓的布置要求，水仓的容量为:Q=S×L（4-1）式中：Q——水仓容量，m3；S——水仓有效断面积，27.0m2；L——水仓长度，338.26m；Q=27.0×338.26=9133.02(m3)由上面计算得知：Q>Q0，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、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)运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，并铺设有轨道，用架线式电机车牵引，以便于胶带输送机的维修，同时也作回风大巷使用，断面需要满足一定的要求。不设专用人行道。B1=b+d1+d2+d3+c（4-2）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，主要运输巷道一般取500mm采区巷道一般取300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120mm；d2——架线电机车的宽度，d2＝106d3——架线电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c——矿车与巷壁距离，取810mm。B1＝500+1520+1060+310+810＝4200mm运输大巷的断面和特征表如图4-6，回风石门选用的断面与运输大巷相同。(2)辅助运输大巷此巷为一条双轨道大巷，并作进风巷使用，设人行道。B2=a+b+d1+d2+c（4-3）式中：B2——轨道大巷宽度，mm；a——人行道宽度，取1200mm；b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取580mm，采区巷道一般取300~500mm；d1、d2——架线电机车的宽度，d1＝d2＝1060mm；c——架线电机车的间距，300m。B2=1200+580+1060+1060+300＝4200(mm)轨道大巷的断面和特征表如图4-7。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《规程》第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。4.2.4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，辅助运输采用柴油机齿轨卡规车牵引1.0吨固定厢式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运输大巷）均采取锚喷，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。图4-6运输大巷断面图图4-7轨道大巷断面图

5准备方式——带区巷道布置根据东五带区煤层地质情况，本设计采用带区准备方式。具体如下：5.1煤层地质特征为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本设计选用东五带区3501分带为首采区，设计如下：5.1.1带区位置东五带区走向长平均1512m，倾向长平均1260m。带区内划分为6个倾斜分带，分带平均长1260m。设计首采区（东六带区）位于井田东部，接近井底车场，孙氏店支2断层东侧；由井底车场至大巷173m处。5.1.2带区煤层特征带区首采煤层为3下煤，煤层结构较简单，一般不含夹石。直接顶板主要为中砂岩，次为粉砂岩，少量细砂岩、泥岩，局部有粉砂岩伪顶；底板以泥岩和粉砂岩为主，有少量细砂岩，为较稳定煤层。煤层为黑色，黑褐、褐黑条痕色的软～中等坚硬煤层。煤的硬度(坚固性系数)平均1.68，平均容重为1.50t/m3，块质随变质程度而增。3下煤层平均厚度为3.53m，煤层倾角0.8°～10.1°，平均2.7°，属于近水平煤层。煤层属于自燃煤层，自然发火期为3～6个月，最短发火期20±3天。煤尘爆炸指数为40%，煤尘有爆炸危险，。瓦斯相对涌出量小于0.5m3/t，属低瓦斯矿井。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况3煤煤层的伪顶为黑色泥岩，厚度小于0.5m，不稳定；直接顶、底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩（厚度一般大于5m），局部为砂质泥岩或落层状泥岩，抗压强度一般大于600kg/cm2，岩石的完整性，稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发生底鼓。5.1.4水文地质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，故对矿床开采一般不会造成太大的威胁。太原组上段灰岩是开采三煤层的间接充水含水层，散煤底板下距K3（L11灰岩，平均厚1.64m）平均距离50m，距L8灰岩（平均厚10.49m）平均距离80m，L8上距L11一般平均在30m左右，其间又有泥岩，砂质泥岩相隔，基本无水力联系，因此，如不受断裂构造影响，正常情况下不会造成突水。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导水威胁。5.1.5地质构造带区内地质构造简单，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，局部变化较大，煤层倾角平均0.8°～10.1°，总体呈近水平。经初步勘探无断层，具体有待开采过程中确认，煤层赋存情况较好。表5-1煤层顶底板岩石构造顶板顶底板名称岩石名称厚度（m）岩石特征老顶中粒砂岩4.45～4.564.5浅灰色，主要成分为石英，斜层理发育，泥质胶结，层面含碳质。直接顶砂质泥岩0.92～5.13.01深灰色，含植物化石碎片，局部夹薄层中粒砂岩。伪顶泥岩0.3～0.60.4灰色，含植物化石碎片及菱铁矿结核。底板直接底砂质泥岩0.4～2.01.2灰色，薄层状，层理发育，面含碳质。老底中细砂岩7.57～17.69.03浅灰色，碎屑成分以石英主，次为长石，泥质胶结，条带状结构，斜层里发育。5.1.6地表情况各带区对应地面无村庄，将来如果有村庄进入，村庄也都不会大，人口、户数少，搬迁费用相对少，采取全部搬迁措施。沱河及其部分支流经过井田，无大的地表水系和水体。5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1带区准备方式的确定带区准备方式优点：1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快；2）运输系统简单，占用设备少，运输费用少；3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故使采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合机械化采煤非常有利。4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少。5）对某些地质条件的适应性较强。6）技术经济效果显著。国内实践表明，带区准备方式工作面单产高、巷道掘进率低、采出率高、劳动生产率高和吨煤成本低。本设计矿井胶带运输大巷布置在煤层中，辅助轨道大巷布置在煤层底板稳定岩层中，辅助运输采用1t固定式矿车。带区准备方式存在的问题：1）长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助运输、行人比较困难；2）现有设备都是按走向长壁工作面的回采条件设计和制造的，不能完全适应倾斜长壁工作面生产的要求；3）大巷装车点多，特别是当工作面单产低，同采工作面个数较多时，这一问题更加突出；4）有时存在着污风下行的问题。上述问题采取措施后可以逐步得到克服。5.2.2带区巷道布置针对首采带区，其参数设计如下：（1）带区煤柱由后面第9章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助运输，一条回风兼运煤。为提高掘进速度，节省掘进费用，并结合煤层赋存情况，设计采用沿空掘巷施工，采空区一侧留设5.0m保护煤柱。由于首采区两侧均无采空区，故不留设保护煤柱。（2）区段要素首采带区位于东六带区北侧；倾向长1260m，平均厚3.53m，赋存稳定；根据理论计算和实践统计得知，综采工作面长度在150～250m之间，吨煤生产成本最低，故工作面长度取为250m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为5.0m，高为3.5m；回风斜巷宽5.0m，高3.5m；分带宽B为：B=250+5.0+5.0+5.0=265（m）。（3）开采顺序首采带区为东五带区，然后依次开采七采区、一采区、三采区、六带区、二带区、四带区。由于一带区沿空掘巷，各分带之间跳采，首采工作面为3501工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下：3501→3504→3502→3505→3503→3506其中培训和组建专责的边角煤采煤队，积极开展技术创新，提高边角煤采出率。（4）带区通风带区内各工作面采用一进一回U型通风系统。（5）带区运输带区内分带运输斜巷铺设B=1000mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助运输采用连续牵引车运输，材料车从井底车场出来，经辅助运输大巷到回采工作面的辅助运输斜巷，再到工作面。井田巷道布置图见图5-1。图5-1井田巷道布置图5.2.3带区生产系统带区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系统等，具体设计如下：（1）运煤系统煤由工作面刮板运输机→斜巷转载机、破碎机→斜巷胶带输送机→大巷胶带输送机（2）辅助运输系统工作面设备材料经副井罐笼至井底车场，由矿车经大巷，转由连续牵引车运至工作面。运输路线如下：辅助运输大巷→工作面轨道斜巷→工作面（3）通风系统带区3501工作面风流路线为：副井→轨道大巷→3501轨道巷→3501工作面→3501运输巷→胶带运输大巷→主井图5-2通风系统风流路线图通风系统风流路线如图5-2。（4）排矸系统胶带运输大巷巷道沿煤层底板掘进，矿井投产后，基本不产生矸石，但在地面仍需设一定的排矸系统。（5）供电系统供电：地面变电站→副井→中央变电所→轨道运输大巷→辅助运输斜巷→工作面（6）排水系统工作面的水会自动流入大巷，部分不能的采用抽排的方法排至大巷，经由大巷水沟流至井底水仓，再由主排水泵排至地面。┏轨道顺槽┓水流方向：工作面—→┃┃—→轨道大巷—→副井井底水仓—→地面┗胶带顺槽┛5.2.4带区内巷道掘进方法带区内所有工作面斜巷均沿底板掘进，主要采用部分断面掘进机掘进，锚杆及时支护相配合。铲车完成材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作。锚杆钻机配合锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-Ⅱ型2×55KW局扇，通风方式为压入式。掘进面通风系统如图5.2。5.2.5带区生产能力及采出率（1）带区生产能力由于3.53m综采工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。1）工作面的采煤机生产能力，按下式计算：（5-1）式中：——工作面采煤机生产能力，Mt/a；——采煤机割煤高度，m；——煤层容重，t／m3；——工作面长度，m；——采煤机截深，m；——工作面昼夜进刀次数，取8；——工作面割煤回采率，取0.95。已知=3.53m，=1.5t／m3，=250m，=0.6m，=8，=0.95，将各值代入公式（5-1），可得：=330×3.53×1.5×250×0.6×8×0.93×10-6=1.992（Mt/a）工作面年产量=1.992（Mt/a）2）准备掘进和端头生产能力工作面共布置两条斜巷：运煤斜巷宽为5.0m，高为3.5m；回风斜巷宽5.0m，高3.5m。计算方法如下：（5-3）式中：——准备掘进和端头生产能力，Mt/a；——运煤斜巷宽度，m；——回风斜巷宽，m；——煤层厚度，m；——巷道长度，m；——煤层容重，t／m3；——综合考虑掘进和回采率，取0.97。已知=5.0m，=5.0m，=3.53m，=1584m，=1.5t／m3，=0.70，将各值代入公式（5-3），可得：=（5.0+5.0）×3.53×1584×1.5×0.97×10-6=0.08136（Mt/a）总上，矿井设计井型为1.8Mt/a，带区生产能力2.07336Mt/a，能满足矿井的产量要求。（2）带区采出率带区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤，工艺损失，端头损失，保护煤柱损失等，因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100%带区内工业储量为：10.4700Mt带区内实际采出煤量为：9.8020Mt则：带区采出率=9.8021/10.4700×100%=93.6%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为85%，符合《煤炭工业设计规范》规定。5.3带区车场选型设计带区煤层倾角小，平均2.7°，为近水平煤层。工作面顺槽与大巷直接连接，不需要设置带区车场。煤层底板坡度小，起伏不大，矿车完全可以轻松适应，故设小型带区绞车房。由于工作面斜巷与大巷都采用胶带运输，故运煤斜巷直接与胶带运输大巷相连，不设带区煤仓。井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，无带区变电所。

6采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采煤方法的选择3下煤层厚3.53m。煤层倾角最大20°，平均4°，大部分属于近水平煤层。煤质稳定，硬度中硬，普氏硬度为2～3，属气煤，为低硫低磷低灰分，平均容重为1.50t/m3。矿井属低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险，煤层没有自燃发火倾向。3下煤层的伪顶为黑色泥岩，厚度小于0.5m，不稳定；直接顶、底板多为细中粒砂岩和粉砂岩，岩石的完整性，稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发生底鼓。2煤组煤层直接顶板，底板主要为薄层状泥岩，砂质泥岩，局部为粉砂岩，稳定性差，管理有一定困难3下煤层，为近水平煤层，结构单一，赋存稳定。带区内无断层影响。正常涌水量为610m3/h，最大涌水量为1100m3/h。经详细讨论，确定主采煤层选用综采开采工艺，选用综采开采工艺的优越性为：有利于合理集中生产；对煤层及地质条件具有较强的适应性；具有显著的经济效益，可使吨煤成本降低10~30元综合考虑分层综采采煤法与其它采煤法的优缺点，决定选用倾斜长壁全部跨落一次采全高。6.1.2回采工作面长度的确定影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等。该带区的煤层赋存条件好，地质条件简单，所以该矿井设计为综合机械化程度比较好的现代化矿井。要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。一般综采工作面的长度范围为150～250m，但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以及各区段长度之间的关系，另外因井田内各工作面的连续推进长度较短，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，设计工作面的长度为250m。6.1.3工作面的推进方向和推进度由于后退式的工作面和巷道的维护条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式。综采工作面的走向长度一般不宜小于1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离之间的关系，结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数，可得出综采工作面的推进度为：V0=0.6×8×330=1584m/年6.1.4综采工作面的设备选型及配套（1）工作面配套设备的选择工作面的关键参数见表6-2。表6-2工作面关键参数表工作面长度（m）煤厚（m）煤层结构所需支架类型倾角（°）2503.53简单、无夹矸支撑掩护式2.7根据工作面的关键参数，查《综采综掘高档普采设备类型配套图集》选用编号为ZC186—ZZ38的配套设备。三机标准型号见表6-3。ZZ4000/18/38型液压支架主要技术特征见表6-4。MG300-W型采煤机主要技术特征见表6-5。SGZ—764/264A型刮板输送机主要技术特征见表6-6。SZB-764/132型转载机主要技术特征见表6-7。PCM110型破碎机主要技术特征见表6-8。SSJ1000/2×160型带式输送机主要技术特征见表6-9。表6-3三机标准型号液压支架采煤机刮板输送机ZZ4000/18/38MG300-WSGZ—764/264A表6-4ZZ4000/18/38型液压支架主要技术特征见表项目技术特征单位标准型号ZZ4000/18/38形式支撑掩护式支架高度1.8-3.8m宽度1.42-1.59m中心距1.5m初撑力3141.6kN工作阻力400