采矿工程毕业设计（论文）-姚桥矿1.5 Mta新井设计

中国矿业大学2016届本科生毕业设计摘要毕业设计总共由三部分组成，分别为：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为姚桥矿1.5Mt/a的新井设计。姚桥煤矿位于江苏省徐州市境内，距江苏省徐州市西北大约82km，距沛县县城约17km。区内铁路交通方便。井田走向长平均约8.18km，倾向长平均约4.08km，井田水平面积为33.37km2。主采煤层一层，即7号煤层，平均倾角11°，厚约4.0m。井田工业储量为191.97Mt，可采储量122.61Mt，矿井服务年限为58.0a。井田地质条件简单。矿井正常涌水量为508m3/h，最大涌水量为609m3/h；瓦斯相对涌出量qCH4=0.0052m3/t远远小于10m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量qCH4=0.04000m3/min，属瓦斯矿井。煤层有自燃发火倾向，发火期3~6个月。根据井田地质条件，最终确定方案：将主采煤层划分为两个水平立井开采，一水平标高-550m，二水平标高-850m。矿井前期采用中央并列式通风，后期采用两翼对角式。设计首采区采用带区准备方式，工作面长度200m，采用大采高一次采全高综采采煤法。矿井采用“三八”制作业，两班生产，一班检修。生产班每班3个循环，日进6个循环，截深0.8m，循环进尺4.8m，日产量5694.98t。大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用1.5t固定箱式矿车。主井装备两套16t箕斗带平衡锤提煤，副井装备两套1.5t矿车固定车厢式双层四车带平衡锤罐笼担负辅助运输任务。专题部分题目：《浅埋特厚煤层综放面矿压显现规律研究》翻译部分题目：《ADeep,Non-potableWaterSupplyfortheOchoaSulphateofPotash(SOP)MineProject,NewMexico,USA》关键词：立井；带区布置；大采高综采；两翼对角式；

ABSTRACTThisdesignincludesthreeparts:generalsection,designprojectsectionandtranslationsection.GeneralsectionisthenewcollierydesignofYaoqiaominewithaproductivityof1.5Mt/a.YaoqiaocoalmineislocatedinJiangsuXuzhoucity,itisabout82kmfromnorthwestofJiangsuXuzhou,andabout17kmfromthecountyofPeixian.Therailwaytrafficisconvenient.Theaveragestrikelengthofmaincoalseamis8.18km,theothersideisabout4.08km,thehorizontalareais33.37km2.Theprincipalcoalseamisthefirstseam,orNO.7coalseamwithaverage11°angle,about4.0mthick.Thecoalfieldwellsindustrialreservesisabout191.97Mtandrecoverablereservesis122.61Mt.Theminefieldcanservice58.0yearsanditsgeologicalconditionsissimple.Normalwaterinflowis508m3/h,andthemaximalis609m3/h.Therelativeemissionquantityofgasis0.0052m3/t,theabsoluteemissionquantityofgasis0.0400m3/min,belongtolowgasmine.Ithasthetendencyofspontaneouscombustion.Accordingtothefieldgeologicalconditions,thefinalplanis:dividethemainminefieldintotwoshaft.Onehorizontalelevationis-550m,theotheroneis-850m.Thecentralparallelventilationisusedintheearlystageofthemine,andthediagonalventilationofbothwingsareinthelaterstage.Thefirstminingareausestand-bymodewiththelengthof200m.Full-mechanizedMiningFacewithLargeMiningHeightischosen.Bothteamsproduce,oneteamrepairsinaday.Produceteamsproducethreecircle,intheaggregate,sixcircleoneday.Theexcavationfootagecycleis4.8m.Dailyoutputis5694.98t.Themainroadwayusesbeltconveyor.Auxiliarytransportationuse1.5tSolid-bottomwagon.Themainshaftequiptwo16tskipswithcounterweight.auxiliaryshaftequipmentapairof1.5tharvestersdoublefourcarwiththecageforauxiliarytransporttaskbalancehammer.Theprojectsectiontopic:StrataBehaviorsLawsofShallowThickCoalSeamFullyMechanizedCavingFaceTranslationpartisanarticle:ADeep,Non-potableWaterSupplyfortheOchoaSulphateofPotash(SOP)MineProject,NewMexico,USAKeywords:Verticalshaft;Stripelayout;Full-mechanizedMiningFacewithLargeMiningHeight;Thediagonalventilationofbothwings;ThecentralparallelventilationTOC\o"1-3"\h\u目录一般部分16191矿区概述及井田地质特征 页一般部分1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置姚桥煤矿座落在江苏省沛县和山东省微山县境内，昭阳湖西畔，距江苏省徐州市西北大约82km，距沛县县城约17km，距微山县县城约10km。区内铁路交通方便，有徐（州）沛（屯）铁路专用线，在沙塘与陇海铁路线接轨，支线直达姚桥煤矿。姚桥矿井工广距沛屯集配站8km。沛屯集配站距各大城市距离见表1-1。表1-1沛屯集配站距各大城市距离铁路沛屯集配站至单位：km沙塘徐州连云港上海浦口北京兖州石所63.382.4305833422893243.4543.4区内公路交通也十分方便，徐州至济宁省级公路从矿井西侧穿过，东与京沪高速公路相连。京杭大运河从矿区东部通过，可供100t级机船常年航行，水路交通也较为方便。矿井交通位置图见图1-1。1.1.2矿区水文情况姚桥井田地貌属黄淮冲积平原，为第四系地层覆盖地区，矿井陆地部分地势平坦，略向东倾斜，陆地地面高程33.54~37.47m，东部昭阳湖湖底高程为30.00~33.00m，湖内常年积水。井田内较大的地表水体有：1、东部昭阳湖二级坝以北，井田所及部位长年积水，水位标高一般为33.00～34.00m，最高水位36.90m，湖水面积602km2，湖容量为3817Mm3，最低水位32.02m，湖水面积87km2，湖容量18Mm3，每年1月份湖面冰封，5~7月份湖水减少难以通航。2、京杭大运河位于湖陆交界处，本井田范围内与湖水贯通。3、杨屯河贯穿井田中部，水面宽40~50m，全年可通航。4、沿河位于井田西端，大部分时间干枯。图1-1姚桥煤矿交通位置示意图1.1.3气象姚桥煤矿所在地气候属北温带鲁淮区气候，具有长江流域和黄河流域过渡性特点。冬季多在大陆性冷高压控制下，天气寒冷干燥；春季冷暖气团交错，天气多变，干旱少雨夏季处于副热带高压边缘，高温多雨；秋季阳光充足，天高气爽，四季分明。年平均降雨量789.2mm，平均降水日81.8d，雨季开始6~7月，极端降水1178mm/a（1971年）和492.4mm/a（1981年），最大日降水量393mm/d（1971年）。年平均气温13.8℃，七月最热（27℃），一月最冷（-1.1℃）霜期约170d。1.1.4地震姚桥煤矿位于大地构造体北断块区的南部，秦岭东西构造带东段，新华夏系第二隆起带的西侧，东距郯城庐江断裂带约150km，西距聊城断裂带约160km，附近有丰邳断裂、沛县断裂、微山断裂等次一级断裂构造。矿区具有发生五级左右地震的条件。较大地震条件不明显，造成破坏性影响的主要是来自邻区的大震。国家地震局1976年9月地震烈度区划资料本区属七度地震区。1.2地质特征1.2.1井田位置、边界范围、拐点坐标、井田面积及相邻矿井边界关系井田处于江苏省沛县杨屯镇与山东省微山县张楼乡境内，北以F19断层为界与上海大屯能源股份有限公司龙东煤矿接壤；南以F14断层为界与上海大屯能源股份有限公司徐庄煤矿相邻；西北以F19断层为界与徐州矿务集团三河尖煤矿毗邻，东为山东微山崔庄煤矿。姚桥井田的范围：以国土资源部2009年2月19日批准的采矿许可证中25个拐点坐标圈定的范围为准，井田面积走向长度10km，倾斜长度3.5km，采矿登记面积为36km2，开采深度为-135~-1300m。由于本井田范围第四系冲积层较厚，无小煤矿及老窑。姚桥煤矿矿区范围拐点坐标见表1-2。表1-2姚桥煤矿矿区范围拐点坐标点号XY点号XY点号XY5386108539498000338635003949800013864850394980004386200039498000238645003949800003386525039498000043865100394960700638655003949192089386325039488000053865950394836009038640903949000088386281039486500G386313539486305I38626873948294518386210039482940H386297039485813K38622453948238519386116039484500203859500394852702238582303948710087385954039480500213858270394865902338587003948925086386017039481250853860670394932001.2.2地层该井田第四系冲积层广泛分布，为全掩盖式煤田，最老地层为寒武系凤山组（∈3f），最新地层为第四系（Q）。现将地层由老至新分述如下：1、寒武系凤山组（∈3f）：最大厚度60.78m，岩性主要为浅灰～灰色泥晶灰岩、鲕粒灰岩、夹少量竹叶状灰岩。与上覆地层整合接触。2、奥陶系（O）：奥陶系地层最大厚度为569.30m，灰色、厚~中厚层状，以白云岩、白云质灰岩为主,多具水平层理。与上覆地层假整合接触。3、石炭系（C）(1)、本溪组（C2b）：两极厚度26.64m~41.46m，平均厚度37.40m左右，中下部由泥岩、砂质泥岩组成，夹薄层灰岩；上部以浅灰～灰白色石灰岩为主，夹薄层灰绿色泥岩。与上覆地层整合接触。(2)、太原组（C3t）：本组地层两极厚度为146.29m~182.63m，平均厚度160左右，为一套海陆交互相含煤沉积地层。本组有灰岩14~15层，全井田稳定。可采煤层17号和21号位于本组中下部。与上覆地层整合接触。4、二迭系（P）(1)、山西组（P11sh）：该组地层为井田内主要含煤地层，两极厚度64.16m~130.83m，平均厚度105m左右，砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤组成，富含植物化石，含煤4层，其中7、8号煤层位于本组地层中下部，为井田内主要可采煤层。与上覆地层整合接触。(2)、下石盒子组（P21xs）：该组地层两极厚度200.57m~297.13m，平均厚度242m左右，岩性主要由砂质泥岩、泥岩及砂岩组成，底部是一层厚而稳定的中、粗砂岩，平均厚度10m左右，下距山西组7号煤层60m左右。与上覆地层整合接触。(3)、上石盒子组（P12ss）：该组地层最大残厚为211.95m，岩性以砂质泥岩、泥岩为主；底部发育一厚层状中、粗粒砂岩。与上覆地层不整合接触。5、下白垩～上侏罗统（K1+J3）井田内该地层最大残厚为448.76m，为一套干燥气候条件为主的内陆盆地沉积。与上覆地层不整合接触。6、第四系（Q）井田内该地层两极厚度为80.60m~226.86m，平均厚度163m左右，自东向西，由南至北，该地层有逐渐增厚的趋势，岩性主要由粘土、砂质粘土、混粒土及各种粒级的砂组成。1.2.3地质构造井田内断裂构造不发育，断层共有3条，落差在5~20m左右，落差较小。姚桥井田由于受区域构造的影响，断裂构造不发育，南、北、西边界皆为落差较小的断层，总体为一向北西倾斜的单斜构造，地层走向在陆上的西部为N15°E左右，中部和东部为N30°~40°E，靠近北部袁堂断层附近为NE向。湖区次一级褶曲较发育，地层在走向和倾向上均有起伏变化。从采掘资料来看，以7勘探线为界，西翼浅部地层倾角为12°~16°，中部及湖区地层倾角为5°~8°。1.2.4水文地质姚桥井田南、北、西三面被大断层切割，为补给不畅的相对隔水边界，但在袁堂断层局部及井田东南、西南煤层露头区存在水源补给，为一相对独立的封闭半封闭的水文地质单元。井田内主要含水层自上而下有：第四系松散砂层含水层、下白垩上侏罗统砾岩含水层、下石盒子组底部分界砂岩含水层、7煤顶底板砂岩裂隙含水层、太原组灰岩含水层、奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层。第四系粘土层发育，其中3隔、4隔岩性主要为粘土，厚度平均为33.56m、13.79m,且分布稳定，隔水性强，有效地阻隔了大气降水、地表水、第四系中上部砂层水与第四系底部含水层水、基岩地下水的水力联系。井田内7、8煤层距L4灰距离较大，其间地层主要为砂质泥岩、细砂岩、粉砂岩、泥岩、薄层灰岩组成，可以作为良好的隔水层，一般对7、8煤开采没有威胁。受袁堂断层的影响，断层下盘奥灰强含水地层与上盘煤系地层对接，奥灰含水层在袁堂断层局部区矿井历年年平均涌水量为325m3/h,年平均最大涌水量为465m3/h，1993段与煤层顶板砂岩裂隙含水层及L4灰含水层产生水力联系，对矿井充水。由上述可知，矿井不仅接受直接揭露的含水层水的补给，同时也接受与之有水力联系的其它含水层水的间接补给。年以来年平均涌水量为355m3/h。矿井月平均最大涌水量577m3/h。－450m水平平均涌水量200m3/h，最大涌水量577m3/h；－650m水平平均涌水量100m3/h，最大涌水量193m3/h。排水系统根据2003年矿井地质报告预计正常涌水量为508m3/h，最大涌水量为609m3/h。井田水文地质条件复杂程度，综合评定为中等类型。1.3煤层特征姚桥井田含煤层有太原组、山西组、下石盒子组，平均地层总厚503m，含煤20余层，煤层总厚15.42m，可采煤层有山西组7、8号煤和太原组17、21号煤，含煤系数3.1％。截至2005年底查明资源储量56543.8Mt。1.3.1各可采煤层分述7煤层两极厚度1.38~9.86m，平均厚度4.0m，煤厚变异系数24%，7号煤层结构简单，局部含夹矸2~3层，厚度0.04~2.42m，夹矸层位一般位于7号煤层中下部，为全井田可采的稳定型厚煤层。8煤层位于山西组地层下部，煤层厚度0~5.95m，平均厚度3.32m，煤厚变异系数35%，煤层厚度变化无明显规律，煤层结构简单，多为一层，局部为两层，夹矸两极厚度为1~2.73m，为局部可采的较稳定煤层。17煤层厚度0~2.65m，平均厚度1.14m，煤层可采性指数为0.70，结构简单，夹矸一层，局部两层，厚度0.05~0.92m，岩性多为泥岩、炭质泥岩，为大部分可采的较稳定煤层。21煤层厚度0~2.66m，平均厚度1.36m，以中厚煤层为主，21号煤层结构简单，一般含夹矸一层，少数含矸两层，厚度0.20~0.30m，岩性以泥岩为主，为大部分可采的稳定煤层。1.3.2煤质姚桥井田可采煤层为7、8、17、21号煤层，煤性脆，易碎成粉末状，坚硬程度多为松软级。天然焦为黑色～钢灰色，光泽暗淡，硬度大，变质程度高者不染手。姚桥井田煤层属于中等偏低变质的烟煤，各层挥发份产率普遍较高，7号煤的平均挥发份产率为38.88%，8号煤的平均挥发份产率为36.56%，17号煤的平均挥发份产率为42.89%，21号煤的平均挥发份产率为44.92%。姚桥井田各煤层原煤水分含量为1.30~1.67%，属低水分煤层。各煤层原煤灰分普遍较低，7号煤层平均灰分为14.31%，8号煤层平均灰分在11.57%左右，17号煤层平均灰分在15.87%左右，21号煤层平均灰分12.52%，以上各煤层均为低灰煤。原煤中的硫分主要以有机硫和黄铁矿形式存在。7号煤层原煤全硫含量为0.74%，为低硫煤；8号煤层原煤全硫含量为0.93%，为中硫煤；17号煤层原煤全硫含量均2.08%，为中高硫煤层；21号煤层全硫含量3.86%为高硫煤层。7号煤层高位发热量为28.03MJ/Kg；8号煤层高位发热量为29.35MJ/Kg，17号煤层高位发热量为28.34MJ/Kg；21号煤层高位发热量为29.76MJ/Kg；各煤层的发热量均属特高热值煤。煤的工业分类按照《中国煤炭分类国家标准（GB5751--86）》进行分类确定。7、8、17号煤层为气煤（QM）。21号煤层为肥煤（QF）。7、8号煤层可作为炼焦配煤和良好的动力用煤。17、21号煤层的工业用途基本与7、8号煤层相同。但由于两煤层含硫分较高，应采取相应的脱硫措施。1.3.3开采技术条件(1)7号煤层的直接顶板为灰黑色、深灰色砂质泥岩或泥岩，局部为中、细砂岩，一般厚度为3~4m，其上多发育一层灰～灰白色中细粒砂岩，7号煤层顶板稳定性较好，以中等稳定为主，局部为稳定型。底板一般为深灰色砂质泥岩、泥岩，厚度一般为2~6m，以中等稳定型为主。(2)8号煤层直接顶板多为泥岩、砂质泥岩或炭质泥岩，局部为中细砂岩，以中等稳定型为主，局部为稳定型；直接底板为泥岩、砂质泥岩或泥岩，个别孔为细砂岩，一般厚度3m左右，以中等稳定型为主，局部为稳定型。(3)17号煤顶板岩性为灰黑色泥岩，一般厚度3~6m左右，为不稳定型；老顶为L9灰岩，平均厚度1.48m左右，抗压强度高；底板岩性多为灰岩，局部为泥岩、粉砂岩，一般厚度3m左右，为稳定～中等稳定型底板。(4)21号煤直接顶板为L12灰岩，厚度一般5.0m左右，为稳定型顶板；底板一般为泥岩、砂质泥岩，厚度2.5m左右，为中等稳定到不稳定型底板。1.3.4瓦斯、煤尘及煤自燃和地温1.瓦斯姚桥矿矿井瓦斯成份以二氧化碳为主，甲烷含量很低。瓦斯相对涌出量qCH4=0.0052m3/t远远小于10m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量qCH4=0.04000m3/min，属瓦斯矿井。2.煤尘爆炸性姚桥煤矿各主要可采煤层的可燃基挥发分都较高，均有爆炸性危险，且太原组各主要可采煤层的可燃基挥发分的平均较大，因此煤尘爆炸性更大。3.煤的自燃姚桥矿投产至今，已发生多次煤层自燃现象，发火原因多是因为采空区封闭不好、漏风等引起煤层自燃，处理方法多采用封闭、注浆、注水等方法灭火。2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田边界根据地质报告书可知，矿井浅范围内主井所在的地理位置（118º34′23″，35º51′52″），深范围内主井所在的地理位置（117º51′39″，33º51′19″）。井田大体位置在徐州市沛县与微山县相汇的边界处，北面与中煤集团龙东煤矿毗邻；向南可直通徐庄煤矿；徐矿集团下属的三河尖煤矿则在西北方向；东部可跨省至山东境内。井田地质报告实测拐点对应的坐标值，详细见表2-1。表2-1姚桥煤矿矿区范围拐点坐标点号XY点号XY点号XY5386108539498000338635003949800013864850394980004386200039498000238645003949800003386525039498000043865100394960700638655003949192089386325039488000053865950394836009038640903949000088386281039486500G386313539486305I38626873948294518386210039482940H386297039485813K38622453948238519386116039484500203859500394852702238582523948710087385954039480500213858270394865902338587003948925086386017039481250853860670394932002.1.2可采煤层井田内赋存煤层高达20层左右，煤厚总计达15.42m，地层的厚度平均可到503m。主采煤层为7号煤层，主要分布在山西组，煤的容重取值1.38t/m3，富含3.1％的煤量。其他煤层厚度较小，主要分布在太原组和下石盒子。7号主采煤层煤厚平均为4.0m，最小厚度约1.38m，最大厚度可达9.86m，煤层变化系数24%。其赋存结构十分简单，煤层不含夹矸层，是稳定型厚煤层。8号煤、17号和21号煤由于较薄作为储备资源开采。本设计说明书相关内容都是围绕7号煤层开展。2.1.3井田尺寸表2-2井田基本数据最大值最小值平均值走向长度（km）9.916.448.18倾向长度（km）4.193.974.08煤层倾角（°）21.36.611根据公式计算井田的水平面积：S=H×L（2.1）式中：S——井田的水平面积，;H——井田的平均水平宽度，km；L——井田的平均走向长度，km；则井田的水平面积为：S=8.18×4.08=33.37井田赋存状况示意图如图2-1所示。图2-1井田赋存状况示意图2.2矿井工业储量2.2.1储量计算基础（1）根据姚桥煤矿井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算。（2）储量计算厚度：夹矸厚度不大于0.05m，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹矸厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层厚度作为储量计算厚度。（3）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。（4）煤的容重：1.38t/m3。2.2.2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）断层煤柱每侧宽度30-50m，井田境界煤柱每侧宽度30m。（4）维护带宽度：风井场地20m，工业场地20m，大巷保护煤柱30m。（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书》中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-3。表2-3工业场地占地面积指标井型(Mt/a)占地面积指标（ha/0.1Mt）2.4及以上1.01.2~5~9~.3矿井地质储量根据煤层厚度赋存情况等条件确定设计矿井7号煤层为主采煤层，通过地质块段法来计算7号煤层的地质储量。通过对主采煤层倾角计算并结合煤矿实际地质勘探报告，把整个煤层划分为①②③④四个块段，对每一个部分分别采用算术平均法求解储量，四者相加之和就是7号煤层地质总储量。如图2-2所示。图2-2井田储量块段划分根据块段划分情况，利用CAD绘图软件分别计算各块段面积以及平均角度：①块段：S1=9707286m2，平均角度6.8°。②块段：S2=11790786m2，平均角度7.2°。③块段：S3=6079892m2，平均角度21.3°④块段：S4=4912374m2，平均角度6.6°。煤的平均容重为：1.38t/m3。煤的平均厚度为：4.0m。按下式计算：Z=S×R平均×H煤厚/cos（θ）（2.2）式中：Z——各块段储量，Mt；S——各块段面积，m2；R平均——煤的平均容重，t/m3H煤厚——煤的平均厚度，m；θ——各块段煤层平均倾角，°。通过计算各块地质资源储量分别为：①块段：Z1=53.20Mt；②块段：Z2=64.57Mt；③块段：Z3=31.27Mt；④块段：Z4=26.94Mt；则7号煤层总的地质储量为：Zz=Z1+Z2+Z3+Z4+Z5+Z6=175.98Mt2.2.4矿井工业资源储量矿井工业资源储量按下式2.3计算:Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k（2.3）式中：Zg——矿井工业资源储量，Mt；Z111b——探明的资源量重经济的基础储量，Mt；Z122b——控制的资源量中经济的基础储量，Mt；Z2M11——探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z2M22——控制的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z333k——推断的资源量，Mt；k——可信度系数，取0.7~0.9，地质构造简单，煤层赋存稳定取0.8；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7.根据本矿实际条件，地质构造中等，煤层赋存较稳定，故取0.8。表2-4地质资源分类表地质资源储量探明的资源储量控制的资源储量推断的资源量经济的基础储量边际经济的基础储量经济的基础储量边际经济的基础储量推断的储量111b2M11121b2M2233360%30%10%Z111b=×60%×70%=175.98×60%×70%=73.91MtZ122b=×30%×70%=175.98×30%×70%=36.46MtZ2M11=×60%×30%=175.98×60%×30%=31.68MtZ2M22=×30%×30%=175.98×30%×30%=15.84MtZ333k=×10%×k=175.98×10%×80%=14.08Mt则矿井工业资源储量为：Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k=171.97Mt2.2.5矿井设计储量矿井设计储量按下式2.4计算：Zs=（Zg-P1）（2.4）式中：Zs——矿井设计资源储量，；P1——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑物、地面构筑物煤柱等永久煤柱损失量之和，P1矿井工业资源储量的3%估算；则矿井设计资源量为：Zs=（Zg-P1）=171.97-171.97×3%=166.81Mt。2.2.6矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下式2.5计算：Zk=(Zs-P2)C(2.5)式中：Zk——矿井设计可采储量，Mt；P2——工业场地和主要煤柱损失之和，矿井设计资源/储量的2%；C——采区采出率，厚煤层不小于75%，中厚煤层不小于80%，薄煤层不小于85%。本矿7号煤为4.0m，属于厚煤层，故取0.75。Zk=(Zs-P2)C=(166.81-166.81×2%)×75%=122.61Mt2.2.7工业广场煤柱《煤炭工业设计规范》要求；工业广场占地面积伴随着井型的不同而不同，具体关系详见表2-4。结合本矿井设计井型1.5Mt/a，根据表格计算出工业广场占地面积为18公顷。按照长方形形状取450m×400m（长×宽）。工业广场设计位置一般情况位于井田中央，方便主井、副井以及其它地表建筑物的布置。本设计工业广场埋深以-550m为中心，距地表土层厚度163m。工业广场留设20m宽的保护带，属Ⅱ级保护范畴。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-5。表2-5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1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-6岩层移动角广场中心深度/m煤层平均倾角煤层厚度/m松散层厚度/mфδγβ-5507.6°4.016345°74°65°69°由此根据上述以知条件，画出如图2-3所示的工业广场保护煤柱的尺寸：由CAD计算得梯形的面积为1364975，则S=1364975/cos7.6°=1377071工业广场的煤柱量为：Zi=S×M×R（2.6）式中：Zi——工业广场煤柱量，万t；S——工业广场压煤面积，；M——煤层厚度，4.0m；R——煤的容重，1.38t/m3。Zi=1639651×4.0×1.38=760万t图2-3工业广场保护煤柱

3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定矿井设计年工作日为330d，工作制度采用“三八制”，每天三班作业，二班生产，一班准备，每班工作8h。矿井每昼夜净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1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、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。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的太大。（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（包括每种、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，反之缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力矿井设计生产能力确定主要从以下几方面进行分析论述。表3-1服务年限设计生产能力（Mt/a）服务年限（a）58.3848.6536.49为了促进当地的经济长期发展生产，一般要求矿井服务年限要长，因此选择1.5Mt/a设计生产能力。煤层开采方面：7号主采煤层平均煤厚4.0m，倾角大约11°，因为顶底板岩层结构稳定，所以方便开采后维护。但是不足之处是7号主采煤层埋深较大，在开拓方案的设计方面将会采用多水平开拓方案进行开拓。鉴于1.8Mt/a、2.4Mt/a服务年限较短，多水平开拓时接替较为紧张，故选择1.5Mt/a设计生产能力。经济效益方面：因为当地煤炭资源匮乏，为了减少地面建筑的压煤量问题，选择小的设计生产能力可以有利于减少工业广场面积，以此解决少压煤问题。

综合以上三个方面比较，确定矿井设计生产能力为1.5Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井设计可采储量Zk，设计生产能力A和矿井服务年限T三者之间在数学上的关系如下式（3.1）所示，则矿井的设计设计生产能力A为；（3.1）式中：K——矿井储量备用系数，矿井设计一般取1.3—1.5。为保证设计矿井在生产期间有足够的储量和服务年限，设置了储量备用系数。矿井增产，因矿井各生产环节设计是就有一定的富裕能力，矿井投产后，产量多要超过设计生产能力；地质损失增加，设计煤层露头风化带降低，煤层变薄，断层增多，岩浆岩侵入，火灾和小窑开采，这些都会使储量减少；采出率降低，地质构造和开采技术影响，实际采出率达不到设计要求。由于本矿井煤层赋存比较稳定，断层和岩浆岩侵入较少，没有小窑开采，地质构造简单，故矿井储备备用系数K取1.4，参照大型矿井服务年限的下限（大于50a）的要求，T取60a，所以矿井的设计设计生产能力A为；=122.61/（1.4×55）=1.59Mt/a（3.2）根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，按煤炭工业设计规范规定，将矿井设计生产能力A确定为1.5Mt/a，再计算矿井服务年限(3.3)式中：T——矿井服务年限，aZk——矿井可采储量，Mt；A——设计生产能力，Mt；K——储量备用系数，取1.4。则矿井服务年限为：=122.61/（1.5×1.4）=58.0a符合现《煤炭工业矿井设计规范》要求。3.2.4井型校核（1）矿井开采能力校核7号主采煤层赋存比较稳定，煤层平均厚度4.0m，倾角平均值11°，瓦斯含量和水文地质等方面都较好，采用大采高一次采全高综采采煤方法进行开采极为合适。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采工作面来满足矿井的设计能力。（2）辅助生产环节的能力校核姚桥煤矿设计生产能力1.5Mt/a，矿井分类为大型矿井，在第四章的开拓方案选择里本矿井采用立井两水平暗斜井延深的开拓方案。主井能力方面：矿井采用两对16吨底卸式提升箕斗作为主井提升容器，提升能力可以达到设计井型的要求。矿井装备胶带输送机作为运煤方式，将工作面生产的煤炭运送到采区煤仓，一方面原因是胶带输送机自动化程度高，更主要的是运输能力强，产煤往地面输运没有问题。副井能力方面：副井用罐笼作为矿井的辅助运输方式。第四章所选择的井底车场的形式有调车方便，通过能力大的有点，完全可以实现矸石、材料运输以及矿工调动等多方面的要求。综上所述，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瓦斯、二氧化碳含量低，属于瓦斯矿井。设计矿井根据第九章通风与安全可知，通风方式前期采用中央并列式后期采用两翼对角式通风，矿井达产初期对首采只需在工业广场先建一个中央风井即可满足矿井的通风需求，后期再增加风井，可以满足整个矿井通风的要求。因此通风安全条件可以达到要求。（4）储量条件校核为了保证矿井有充足的服务年限，要求矿井的设计生产能力须与矿井的可采储量相匹配，通过前面的服务年限计算可知矿井服务年限为58.0a。因此矿井的开采服务年限符合规范要求。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第四章井田开拓方案可知，矿井采用立井两水平开拓，两水平分别是-550m和-850m，第一水平服务年限为39.4a。由表3-1可知，本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。矿井设计生产能力/Mt/a6.0及以上矿井设计服务年限/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°6.0及以上70353.0～5.060301.2～2.4502520150.45～0.9040201515表3-1我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限4井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓：为整个矿井和各水平开采进行的总体性的井巷布置、工程实施和开采部署。井田开拓方式：开拓巷道在井田内的总体布置方式。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，因此需要探讨研究并抉择出经济合理且技术可行的巷道布置和生产系统的技术方案，对井田内的煤层开采作出原则性的安排，具体研究内容如下：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。从矿井的经济效益出发，立足于矿井生产的长远效益，实现煤矿开采利益的最大化。在国家政策的前提下，解决矿井开拓问题的原则如下：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。4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标1、井筒形式的确定平硐、斜井、立井这三种井筒形式，三者之间的优缺点比较，以及三种井筒形式适应条件状况，详情见表4-1。

表4-1井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐运输环节和设备少、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：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，初期投资少地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。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，掘进速度慢，基建投资大。不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考对虑立井。根据表4-1关于井筒不同形式条件下的优缺点与适应情况，结合姚桥煤矿地质报告，即：7煤只有11°，具备小倾角的特点，主采煤层按倾角被划为缓倾斜煤层；所以综合以上特点，本设计矿井井筒形式比较适合采用立井井筒形式开拓。2、主副井筒位置的确定井筒位置的确定原则：井筒位置的选择是以利于服务第一水平开采为前提基础的，在此基础上兼顾后续开拓的水平。其次，井筒的位置要方便井底车场的位置布置和主要的运输大巷位置布置，以减少石门工程量。(1)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。(2)井田两翼储量基本平衡。(3)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。(4)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。(5)工业广场宜少占耕地，少压煤。(6)距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。根据以上井筒位置确定原则和姚桥煤矿的实际情况，综合确定井田中央位置为井筒位置，就是工业广场的位置。4.1.2工业场地的位置一般情况下，为了服务整个矿井的提升运输等，工业广场的位置选择在偏井田中部。工业广场的形状和面积确定：根据第二章表格计算出工业广场占地面积为18公顷。按照长方形形状取450m×400m（长×宽）。4.1.3开采水平的确定及采采区划分《煤炭工业矿井设计规范》要求：根据规定缓倾斜以及倾斜煤层每个阶段所要求的垂深范围大致在200~300m。姚桥煤矿地质报告显示：露头煤层约在地下135m处，-1050m为最深埋深，两者相差深度915m。由于垂深较高，多水平开采将被应用于本设计矿井中，大致选择垂深在300m左右，所以综上实际划分水平为两水平。4.1.4主要开拓巷道1、运输大巷的布置根据煤矿地质报告内容，煤层上下底板分布着坚硬的细砂岩，具有坚固稳定的优点，大巷布置将会大大减少后期的维护费用。本设计矿井划分为两个水平开采，第一水平和第二水平的大巷开拓都是岩石大巷，大巷的位置布置也都集中在与煤层底板距离30m左右的细砂岩中。2、井底车场的布置井底车场在矿井整个生产系统中最为重要，因为其担负着整个矿井上下运输的重责，所以井底车场所布置的岩层不仅要具备坚固还要稳定的特点，以此达到可以长期服务于姚桥煤矿的生产。姚桥煤矿设计在坚硬的细砂岩煤层底板中布置井底车场，可以降低维护成本。4.1.5矿井开拓延深及深部开拓方案大方向上，二种开拓延深方案可供选择：双立井延深和双暗斜井延深。两者的优缺点比较详见表4-2。表4-2延深方式的优缺点优点缺点双立井延深1、原有的生产运营设备可以再续利用2、成本相对较低，简单的提升系统，较少的中间转运输，易于管理1、一水平井筒身兼两职，既要井筒延深还要担负矿井的生产，两者之间互相影响2、立井接井技术困难，会带来短期内的暂时停产双暗斜井延深1、原有井筒的能力可以充分得到利用，具有比较简单的系统2、和双立井延深相比，延深和生产两者间影响小1、通风系统相对复杂2、提升和运输的工作量和设备随之增多4.1.6方案比较（1）提出方案根据矿山地质条件，分析了井筒的优缺点，在技术可行、经济合理的前提下，提出了矿山开发的方案，简介如下：方案一：立井两水平开拓，暗斜井延深（岩层大巷）主、副井均为立井，井筒布置于工业广场偏向中央，大巷布置在岩层当中，采用两水平开采第一水平为-550m水平，第二水平为-850m水平，二水平延深方式采用暗斜井石门延深，通风方式前期采用中央并列式。如图4-1所示。图4-1方案一方案二：立井两水平开拓，立井延深（岩层大巷）主、副井均为立井，井筒布置于工业广场偏向中央，大巷布置在岩层当中，采用两水平开采第一水平为-550m水平，第二水平为-850m水平，二水平延深方式采用立 井延深，通风方式前期采用中央并列式。如图4-2所示。图4-2方案二方案三：立井三水平开拓，暗斜井延深（岩层大巷）主、副井均为立井，井筒布置于工业广场偏向中央，大巷布置在岩层当中，采用三水平开采第一水平为-500m水平，第二水平为-700m水平，第三水平为-900m水平，三水平采用暗斜井延伸。通风方式前期采用中央并列式。如图4-4所示。图4-3方案三方案四：立井三水平开拓，立井延深（岩层大巷）主、副井均为立井，井筒布置于工业广场偏向中央，大巷布置在岩层当中，采用三水平开采第一水平为-500m水平，第二水平为-700m水平，第三水平为-900m。水平三水平均采用立井延深。通风方式前期采用中央并列式。如图4-4所示。图4-4方案四（2）开拓方案技术比较在上述四个方案中，大巷均布置在岩层中，其差异在于大巷所布置的水平位置、开采水平的划分、井筒位置及延深方式以及部分基建、生产成本不同。方案一与方案二的差异主要是在二水平的延深方式上，两方案生产系统都比较简单可靠，相同的花费包括立井开凿和井底车场开凿等方面不列入方案经济比较里面。相比于方案二，方案一具有很明显的经济优势，所以选择方案一。方案三与方案四的差异主要是在三水平的延深方式上，两方案生产系统都比较简单可靠，相同的花费包括立井开凿和井底车场开凿等方面不列入方案经济比较里面。相比于方案四，方案三具有很明显的经济优势，而且方案三延深方式采用暗斜井延深，煤矿的正常生产不会受到后期延深的影响，因此选择方案三。各方案粗略估算费用表(单位：万元)方案一方案二基建费用暗斜井开凿971×1.05971×1.151019.551116.65立井开凿2×300×31800石门2×840×0.81344石门2×1764×0.82822.4井底车场800×0.9720井底车场1000×0.9900小计4200.2小计5522.4生产费用立井提升1.2×4097.65×0.585×8.524450.66立井提升1.2×4097.65×0.885×8.5537207.07暗斜井提升1.2×4097.65×0.971×4.822918.01暗斜井提升00石门运输1.2×4097.65×0.84×3.8115736.94石门运输1.2×4097.65×1.764×3.8133047.58排水325×24×365×26.8×1.525×10-411635.7排水325×24×365×26.8×1.525×10-411635.7小计74741.31小计81890.35合计费用(万元)78941.51费用(万元)87412.75百分率100.0%百分率110.7%方案三方案四基建费用暗斜井开凿1109×1.051109×1.151164.451275.35立井开凿2×300×31800石门2×726×0.81161.6石门2×2151×0.83441.6斜井车场800×0.9720立井车场1000×0.9900小计4321.4小计6141.6生产费用立井提升1.2×3847.14×0.635×8.524917.93立井提升1.2×3847.14×0.935×8.536690.17暗斜井提升1.2×3847.14×1.109×4.824574.91斜井提升00石门运输1.2×3847.14×0.726×3.8112769.7石门运输1.2×3847.14×2.151×3.8137834.21排水325×24×365×28×1.525×10-411635.0排水325×24×365×268×1.525×10-411635.0小计73897.54小计86159.38合计费用(万元)78218.94费用(万元)92300.98百分率100.0%百分率118.0%（3）开拓方案详细经济比较方案一和方案三在带区和采区的工作面配置方式基本相同，因此对其不作比较。在方案一和方案三中，主要不同的是以下几个方面：建井工程量、生产经营工程量、基建费和生产经营费，对这几个方面分别计算，计算内容及结果填写在表4-3～表4-6，并最终汇总于表4-7中。表4-3方案1和3的建井工程量项目方案一方案三初期主井井筒表土/m163163主井井筒基岩/m585+20=605435+20=455副井井筒表土/m163163副井井筒基岩/m585+10=605435+10=455风井/m645645石门/m0380m大巷/m39503950后期主井井筒基岩/m300500副井井筒基岩/m300500石门/m1701m3100m大巷/m2570+2330=49002570+3500+2000=8070表4-4方案1和3生产经营工程量项目方案一项目方案三运输提升/万t·km工程量运输提升/万t·km工程量立井提升1.2×0.5×23628.48+1.2×0.8×15722.97=29271.14立井提升1.2×0.4×23199.563+1.2×0.65×11917.96+1.2×0.9×4233.927=25004.44排水325×24×365×60.5×10-4=17224.35排水325×24×365×60.5×10-4=17224.35石门运输1.2×15722.97×1.701=32093.726石门运输1.2×23199.563×0.8+1.2×11917.96×0.8+1.2×4233.927×2.3=45398.461大巷运输1.2×23628.48×(3.95+2.57)/2+1.2×15722.97×2.33=136396.04大巷运输1.2×23199.563×(3.95+2.57)/2+1.2×11917.96×3.50+1.2×4233.927×2.0=150973.55表4-5方案1和3的基建费方案项目方案一方案三工程量单价费用工程量单价费用(m)(元/10m)(万元)(m)(元/10m)(万元)初期主井井筒表土163123211200.83163123211200.83主井井筒基岩39291385358.2329291385266.84副井井筒表土163176902288.35163176902288.35副井井筒基岩382129802495.84282129802366.04风井井筒表土26394636248.8926394636248.89风井井筒基岩173.9472280125.72173.9472280125.72石门034064080034064272.51运输大巷3950369851460.913950369851460.91轨道大巷3950349401380.133950349401380.13回风斜巷1003406434.061003406434.06小计4592.974644.29后期主井井筒基岩30091385274.1650091385456.93副井井筒基岩300129802389.41500129802649.01运输大巷4900369851812.278070369852984.69轨道大巷4900349401712.068070349402819.66回风斜巷1003406434.061003406434.06延深石门170134064579.433100340641055.98小计5056.868000.33总计9649.8312644.62表4-6方案1和3的生产经营费项目方案一方案三工程量/万t·km单价/元·（t·km）-1费用/万元工程量/万t·km单价/元·（t·km）-1费用/万元立井提升29271.141.646833.8225004.441.640007.10排水17224.350.15252626.7117224.350.15252626.71石门运输32093.7260.38112227.7145398.4610.38117296.81大巷运输136396.040.681837.62150973.550.690584.13合计143525.87150514.76表4-7方案1和方案3费用汇总项目方案一方案三费用/万元百分率%费用/万元百分率%初期建井费基建工程费（初期+后期）生产经营费4592.979649.83143525.87100%100%100%4744.2512814.57150632.43101.62%131.53%104.93%总费用157768.67100%169153.79107.42%在以上关于方案一和方案三的经济比较中需要阐释以下几点：=1\*GB3①总运输成本的20%大致估算为井筒大巷的辅助运输成本；=2\*GB3②主、副井及风井所处位置在岩层中，维护成本低，故未比较其维护成本的差别；=3\*GB3③以上经济比较仅涉及不同方面的比较，相同之处未列入。根据表4-7，通过比较结果表明，在总费用方面方案一和方案三差异很大，达到7.42%。此外，方案一初期基建花费成本相对于方案三少1.62%，总基建费用比方案三少31.53%，所以在经济上方案一明显优于方案三。根据以上比较最终得出：本设计开拓方案选择方案一，因为从技术可行经济合理的角度来看，方案一更有优势。即矿井采用立井两水平开拓，暗斜井延深，第一水平位于-550m，第二水平位于-850m。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒井筒形式：立井--布置于井田偏中央的工业广场内。井筒断面形状：圆形--不仅具备服务时间久，较好的承压效果，而且还可以减少施工和维护的成本。1、主井主井位置（3725000，3548000）。根据开拓方案确定，主井井筒断面采用圆形形状，立井开拓。主井内，布置与之相配套的各类电缆、检查维修相关的人行道以及行人台阶等。具体断面形状剖面图以及井筒具体参数详见如图4-5、见表4-8。图4-5主井井筒断面表4-8主立井特征表井型1.5Mt/a提升容器两套16t箕斗带平衡锤井筒直径6.5m井深610m井断面积33.18m2井筒支护混凝土井壁厚450mm充填混凝土50mm基岩段毛段面积44.18m2表土段毛段面积44.18m22、副井副井位置（3765470，33470500）。根据开拓方案确定，副井井筒断面采用圆形形状，立井开拓。副井内，布置与之相配套的各类电缆、管子道、起到安全出口作用的梯子等，副井的用途主要用来运人、提料等。具体断面形状剖面图以及井筒具体参数详见如下图4-6、下表4-9。图4-6副井井筒断面表4-9副立井特征表井型1.5Mt/a提升容器两套1.5t矿车固定车厢式双层四车带平衡锤罐笼井筒直径7.2m井深600m井断面积40.17m2井筒支护混凝土井壁厚500mm表土段井壁厚1000~1400mm基岩段毛断面积66.47m2（3）风井风井位置（3864750，35490750）。根据开拓方案确定，风井井筒断面采用圆形形状，立井开拓。风井内，布置安全出口。具体断面形状剖面图以及井筒具体参数详见如下图4-7、下表4-10。图4-7中央风井井筒断面表4-10中央风井井筒特征表井型1.5Mt/a净断面积15.90m2井筒直径4.5m基岩段毛断面积21.24m2井深585m表土段毛断面积37.39m24、风速验算通风方面：副井进风，中央风井回风，所选井筒断面必须与井筒风速相匹配。此处风速在设计说明书第九章节得以验算，结果表明，符合井筒风速要求。4.2.2井底车场1、井底车场的形式和布置方式井底车场：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。井底车场负责连接井筒提升和井下运输，服务于井筒提煤、矸石处理、排水、通风、运料等工作，担负着井下运输的命脉。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。结合本矿井的实际地质情况和设计开拓方案，卧式井底车场被应用到本设计中。此类型车场的调车线和通过线是以几条大巷为基础的，开拓掘进量较小。井底车场布置如图4-8。图4-8井底车场布置2、空重车线长度根据大型矿井相关要求，副井筒所设计的空重车线的列车长范围在1.0~1.5之间。矿车型号：MG1.7-6A；容重：1.5t的固定厢式矿车；规格：2400×1050×1200，用以矿井的辅助运输。电机车型号：ZK10-6/550直流架线式；车厢数：15；规格：4500×1060×1550。长度/列L：40.5m副井设计所选车场对重车线和空车线都有规定要求，结合本设计车场情况校核，具体如下：重车线长76m>60.75m，空车线长75m>60.75m，两者均与要求相匹配。3、调车方式煤的运输直接通过胶带沿着运输大巷的方向最后储存在井底煤仓。矸石列车的和运料的路线相同，电机车在与重车线机车分离之后，开始通过机车绕道所在位置，然后再经过空车线，此时电机车所携带的空车牵引离开井底车场。4、硐室（1）主井系统硐室主井系统硐室职责重大，是井底运输和提升的关键所在，根据功能分类可以划分为井底煤仓储存硐室、胶带运输机头驱动硐室、供电硐室等，线路布置的选择最终影响着硐室所处位置的布置。井底煤仓的有效容量可按下式计算：Qmc＝(0.15～0.25)Amc(4.1)式中：Qmc——井底煤仓有效容量，t；Amc——矿井设计日产量，t；0.15～0.25——煤仓系数，中型矿井取大值，大型矿井取小值。根据煤矿设计每日产煤量的15%~25%范围来求出有效的井底煤仓储量，此范围值对于大型矿井来说应选择最小值。本设计矿井为大型矿井，因此选择0.15的容量系数。根据设计井型计算，每日产煤量约4545t，与之对应的煤仓储煤量：0.15×4545＝682t。在井底车场对应位置修建圆筒煤仓（d=7m，h=14m），其储量可达750t，可以达到正常矿井要求。（2）副井系统硐室副井系统硐室按照功能不同划分为中央水泵房、中央变电所、矿工等候室等。其中，按照规范要求需联合布置的当属排水泵硐室与主变电所，排水管路应靠近井筒。硐室与井筒垂直距离不宜小于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，主要水仓和备用副仓都需要同时具备。备用水仓在主水仓使用时也可以正常投入使用，当正常涌水量居于1000m3/h以下时，主要水仓的正常涌水量需要8h的有效容量。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609m3/h，所需水仓的容量为：Q0=609×8=4872m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为：(4.2)式中：Q——水仓容量，m3；S——水仓有效断面积，m2；L——水仓长度，m。设计水仓断面积为30m2，水仓长度为170m，则水仓容量为：Q=30×170=5100m3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、乘人车场等。4.2.3主要开拓巷道(1)运输大巷巷用钢丝绳芯输送带运输煤，并铺设轨道、牵引车牵引，以便于皮带输送机的维护，同时还使用了一种用于回风的巷道，需要满足一定的要求。没有专用的人行道。B1=b+d1+d2+d3+c（4.3）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＝1060mm；d3——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4-9，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（4.4）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4-10，回风石门选用的断面与运输大巷相同。具体情况如图4-9。图4-9运输大巷的断面和特征表表4-11运输大巷巷道特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射净周长/m净设计宽度高度