開灤集團荊個莊礦240萬噸新井設計設計說明書

摘要本設計包括兩部分：一般部分和專題部分。一般部分是河北開灤集團荊個莊礦240萬噸新井設計。全篇共有十篇，依次是：礦區(qū)概述及井田地質特征，井田境界及儲量，礦井工作制度和設計生產能力，井田開拓，采區(qū)巷道的布置，采煤方式，井下運輸，礦井提升，礦井通風與安全，礦井基本技術經濟指標。開灤礦務局荊個莊礦位于河北省唐山市境內。井田面積27.51平方公里。井田內可采煤層共2層，分別為9號煤層和11號煤層，9號煤層為主采煤層，煤層賦存穩(wěn)定平均厚度4.2米，平均傾角8.0度，為近水平煤層。井田內工業(yè)儲量為30811萬噸，可采儲量為23910萬噸。相對瓦斯涌出量為0.879m3/t，絕對瓦斯涌出量為3.24m3該礦井設計年生產能力為240萬噸，服務年限為63年。采用雙立單水平開拓盤區(qū)條帶開采。開采水平標高為-340水平。礦井采用單面傾斜長壁后退式一次采全高全部垮落法綜合機械化采煤法。礦井布置一個綜采面，工作面長度為230米。煤的運輸采用膠帶輸送機。礦井通風機工作方式為抽出式，礦井通風方式為中央專題部分為煤礦頂板事故防治技術研究。關鍵詞：井田開拓；采煤方式；運輸提升；通風安全；綜合機械化Abstract目錄摘要 1Abstract 2一般部分第1章井田概況及地質特征 101.1井田概況 101.1.1井田位置及交通 101.1.2自然地理 101.1.3井田區(qū)及鄰區(qū)經濟狀況 111.1.4煤田開發(fā)史及近況 111.1.5原材料及水電供給情況 111.1.6周邊小煤礦開采情況 111.1.7本區(qū)屬大陸性氣候 111.2地質特征 121.2.1礦區(qū)范圍內的地層情況 121.2.2井田范圍內和附近的主要地質構造 141.2.3井田內水文地質情況 141.2.4沼氣、煤塵及煤的自燃性 141.2.5煤質（化學分析） 15第2章井田境界與儲量 172.1井田境界 172.1.1確定井田境界的依據及劃分原則 172.1.2井田周邊情況 172.1.3井田未來發(fā)展情況 172.2井田儲量 182.2.1井田儲量的計算 182.2.2保安煤柱 182.2.3礦井工業(yè)儲量 182.2.4礦井可采儲量 192.2.5儲量計算的評價 22第3章礦井工作制度、生產能力、服務年限 233.1.1礦井工作制度 233.1.2礦井生產能力確定 233.1.3礦井服務年限的確定 23第4章井田開拓 244.1概述 244.1.1井田內外及附近生產礦井開拓方式概述 244.1.2影響本設計礦井開拓方式的原因及其具體情況 244.1.3確定井田開拓方式的原則 254.2礦井開拓方案的選擇 264.2.1井硐形式和井口位置 264.2.2井硐形式技術評價 294.2.3確定開采水平和階段高度 314.2.4開拓巷道的布置 344.3選定開拓方案的系統(tǒng)描述 364.3.1井筒形式和數目 364.3.2井筒位置及坐標 364.3.3水平數目及高度 364.3.4石門、大巷(運輸大巷、回風大巷)數目及布置 364.3.5井底車場形式的選擇 394.3.6煤層的聯系 394.3.7帶區(qū)劃分 394.4井筒布置和施工 414.4.1井筒穿過巖層性質及井硐支護 414.4.2井筒布置及裝備 414.5井底車場形式的確定及論證 444.5.1井底車場形式的確定 444.5.2儲車線路、行車線路長度 444.5.3井底車場通過能力驗算 464.5.4井底車場主要硐室 484.6開采順序 504.6.1沿井田走向開采順序 504.6.2沿井田傾向開采順序 504.6.3帶區(qū)接續(xù)計劃 504.6.4“三量”控制情況 51第5章帶區(qū)巷道布置 535.1帶區(qū)概況 535.1.1帶區(qū)的位置、邊界、范圍及帶區(qū)煤柱 535.1.2帶區(qū)地質和煤層情況 535.2帶區(qū)巷道布置 545.2.1區(qū)段劃分 545.2.2帶區(qū)斜巷布置 545.2.3帶區(qū)車場布置 545.2.4帶區(qū)煤倉形式、容量及支護 625.2.5帶區(qū)硐室簡介 635.3帶區(qū)準備 645.3.1帶區(qū)巷道的準備順序 645.3.2帶區(qū)主要巷道的斷面示意圖及支護方式 64第6章采煤工藝 666.1采煤方法的選擇 666.1.1采煤方法選擇的依據 666.1.2回采工作面的推進方向和推進度 676.1.3裝運煤 676.1.4支架與采煤機聯動的自動化控制方式 676.2回采工藝 686.1.1回采工作面長度的確定 686.2.2選擇和決定回采工作面的工藝過程 686.2.3回采工藝中使用的機械設備。 696.2.3工作面循環(huán)方式和勞動組織形式 69第7章井下運輸 727.1運輸方式和運輸系統(tǒng)的確定 727.1.1基本資料 727.1.2運輸方式的確定 727.1.3運輸系統(tǒng) 727.2礦車的選型與數量 737.2.1架線式電機車型號確定 737.2.2礦車的選擇 737.2.3井下電機車的臺數估算 747.3帶區(qū)運輸設備的選擇 757.3.1工作面輸送機選型原則 757.3.2轉載機選型原則 757.3.3可伸縮帶式輸送機選型原則 75第8章礦井提升系統(tǒng) 768.1.1礦井主提升設備的選擇及計算 768.1.2設計依據 768.1.3選型計算 76第9章礦井通風與安全 809.1礦井通風系統(tǒng)的確定 809.1.1概述 809.1.2礦井通風系統(tǒng)的基本要求 809.1.3礦井通風系統(tǒng)的確定 809.1.4主扇工作方式的確定 829.1.5帶區(qū)通風系統(tǒng)的要求 829.1.6工作面通風方式的選擇 829.1.7回采工作面進回風巷道的布置 829.2帶區(qū)及全礦所需風量和分配 829.2.1風量計算 829.2.2風量分配 909.2.3風速的驗算 909.2.4風量的調節(jié)方法與措施 919.2.5風速的驗算 919.3礦井通風阻力的計算 939.3.1確定全礦最大通風阻力和最小通風阻力 939.3.2礦井阻力路線 969.3.2礦井等積孔計算 979.3.4兩個時期的礦井總風阻和總等積孔 979.4通風設備的選擇 989.4.1選擇主要通風機 989.4.2電動機的選擇 1029.4.3反風措施 1039.5礦井安全技術措施 1039.5.1預防瓦斯及煤塵爆炸 1039.5.2煤（巖）與瓦斯突出的防治 1049.5.3火災與水患的預防 1049.5.4其他事故的預防 1059.5.5避災路線及自救 105第10章礦井排水 10610.1概述 10610.1.1礦井水來源及涌水量 10610.1.2對排水設備的要求 10710.2礦井主要排水設備 10810.2.1排水方式與排水系統(tǒng)簡介 10810.2.2主排水設備及管路的選擇計算 109第11章礦井主要技術經濟指標 111專題部分煤礦頂板事故防治技術研究 1151前言 1152頂板事故的分類 1163巷道頂板事故的防治探討 1164工作面頂板事故的防治探討 1195采場局部冒頂 1226采場大型冒頂 1237頂板安全管理的措施 123致謝 126一般部分開灤集團荊個莊礦2.4Mt新井設計第1章井田概況及地質特征荊各莊礦位于河北省唐山市北偏東約13公里處，南距馬家溝礦6公里，東距陡河發(fā)電廠4.5公里。行政區(qū)域屬唐山市開平區(qū)管轄。交通十分方便，鐵路：一條通往陡河電廠的專用線，并與呂陡線在井田交匯；另一條經馬家溝礦業(yè)公司與京山線的開平站相聯。公路：北10Km與京沈高速公路、102國道相聯，南7Km經開平與205國道、津秦高速公路相聯，形成了比較完整的交通網。交通圖如下:圖1-1井田位置交通圖唐山地區(qū)氣候屬半大陸性，夏季炎熱多雨，冬季嚴寒凜烈，氣溫變化較大。本區(qū)為一平坦的沖積平原，東南面沿陡河東岸是由奧陶紀石灰?guī)r構成的東北－－西南方向起伏伸展的低山丘陵。從東往西有巍山（＋290m）、鳳山（＋180m）、小梁山（＋100m）和菀豆山（＋38m），由菀豆山向西南傾沒于平原之下。由巍山向東北低山丘陵接連綿延，地勢逐漸增高，直到青龍山標高達＋493.01m。在井田北約7公里為由震旦紀灰?guī)r構成的低山丘陵，東西方向橫伏，這兩條低山丘陵在井田東面的青龍山一帶相匯合。低山丘陵的伸展方向與地層走向方向一致。井田內地勢平坦，但北部稍高，向南低下，北部地面標高為+38.8m（灣35孔），南端標高為＋23.85m（灣補6孔），傾向陡河。設計礦區(qū)內以農業(yè)為主，其次種植少量經濟作物如蔬菜、黃煙等。該礦井為開灤（集團）有限責任公司下屬的一座大型礦井，為國有重點煤礦，隸屬關系現為河北省，原為煤炭直屬企業(yè)。該礦井于1958年興建，1979年建成投產，設計能力120萬t/a，1997年核定能力170萬t/a。2003年出原煤200萬t，2005年核定能力為201萬t/a。本設計井田的生產和生活用水主要來自于開采地下水；礦區(qū)供電主要有由陡河發(fā)電廠雙回路供電，礦區(qū)內有25/6kv變電所一座。鑒于小煤礦開采對煤炭資源浪費嚴重，且因越界開采，易造成重大安全生產事故，依據國家及地方政策，小煤礦相繼關閉。本次修編地質報告過程中對荊各莊周邊小煤礦再次進行摸底排查，確定在荊各莊礦井田范圍及周圍不存在小煤礦開采情況。1.降水量：年最大降水量1154.5毫米（1967年），年最小降水量345毫米（1968年）；月最大降水量668.2(1967年8月)毫米。本區(qū)降水量的特點是集中在6、7、8三個月，約占全年的87％，而且多暴雨。2.蒸發(fā)量：年最大蒸發(fā)量是2186毫米(1961年)，年最小蒸發(fā)量1670.4(1971年)毫米。蒸發(fā)量一般大于降水量的2倍。尤其是5、6月份氣溫轉暖，而降水量很小，常顯旱象，亦為本區(qū)氣候之特點。3.氣溫：月最高平均氣溫27.2℃，月最低平均氣溫-7.9℃（1969年1月）。氣溫最高在6、7、8三個月，最低在12月和1月年平均氣溫在9.8℃-12.2℃之間。荊各莊礦井田位于開平向斜西北側，煤系地層的形成時代屬于石炭紀和二疊紀。煤系基底地層為中奧陶統(tǒng)馬家溝組石灰?guī)r，井田地層情況見表3-1。開平煤田區(qū)域地層表表1-11.石炭系上統(tǒng)（C3）分上下兩組，下組稱開平組C31，上組稱趙各莊組C32。上組是荊各莊礦井田重要的含煤地層，本統(tǒng)地層一般厚度為135m。見圖3-1。2.趙各莊組C32：下限為趙各莊灰?guī)rK6頂板，上限為煤11頂板泥巖之頂界面。一般厚度為60m，本組為重要的含煤地層。本組地層以粉砂巖為主，其次為砂巖，各種巖石所占百分比如下：粉砂巖類38.3％，砂巖類29.5％，煤層17.4％，粘土巖14.8％。巖相組合主要是瀉湖海灣相和泥巖沼澤相交替沉積，同時在瀉湖海灣相之后出現有湖濱三角洲相。自沉積趙各莊灰?guī)rK6之后，海水大規(guī)模后退，而每次海進的幅度都比較小。該階段沉積環(huán)境相對穩(wěn)定，是成煤的最好時期。本組含煤層5層，即：煤12-1/2、煤12-2、煤12-1、煤12-1上煤線、煤11。其中煤12-2、煤12-1、煤11三層可采。見圖3-3。3.二疊系下統(tǒng)Ｐ1下界為煤11頂板之泥巖頂面，為整合接觸。上界為Ａ層礬土質粘土巖之頂板，井田內該層大部分被沖蝕掉。本統(tǒng)地層一般厚度為235.76m，分上下兩組，上組稱唐家莊組，下組稱大苗莊組，其中大苗莊組是重要的含煤地層。a.大苗莊組Ｐ11上限為煤5頂板的中粗粒砂巖底界面，此層位受古河流沖刷，沖蝕的下切深度并不相同，在井田西部不僅煤5受剝蝕，煤6、煤7、煤8、均受不同程度的影響。下限為煤11頂板粘土巖之頂界面。本組一般厚度為90.36m，最小厚度為65m（灣水2）。本組地層以粉砂巖和砂巖為主，粘土巖也較多，巖石大致百分比為：粉砂巖類占36.2％，砂巖類占30.2％，粘土巖類占19.2％，煤占14.4％。巖相組合主要是瀉湖海灣相、三角洲相及泥炭沼澤相沉積。在本組頂部出現了大陸河流沖積相沉積。本組含煤6層即：煤5、煤6、煤7、煤8、煤9、煤10，其中可采煤層一層即煤9，是荊各莊礦的主采煤層，其它煤8、煤10局部可采。見圖3-44.風化殼巖石特點：a.巖層顯著變色，粘土巖和砂巖均變成淺黃色、灰白色或其它雜色。b.巖石硬度降低，產生風化裂隙，疏松易碎，裂隙中有黃色充填物。c.巖石礦物發(fā)生淋濾分解作用。在垂直方向上，區(qū)內風化殼具有分帶性：上部強風化帶下部弱風化帶5.第四系松散沉積物第四系地層不整合于各時期基巖之上，在井田范圍內，厚度由北部100m向南逐漸增厚，至井田南端厚度達到379.67m，等厚線方向大致東西延伸。荊各莊礦井田自身即為一個盆狀向斜，向斜軸線偏居西側，近南北延伸，中部略向西呈弧形彎曲，并向南偏東傾伏，傾伏角約5～6°。向斜軸線西側地層產狀急陡，而東側則較為舒緩，同時向斜邊緣較之中部地層產狀陡。這種構造特征直接影響了井田不同區(qū)域斷裂構造的性質和發(fā)育程度。在井田東部有一舒緩橫向褶皺,軸線方向N43E,長700m,寬300m，兩翼傾角5°～10°。在井田中南部有一小型背斜，軸線方向Ｎ40°Ｅ，長600m以上，背斜西部一翼產狀較陡，傾角25°～60°，東部則地層較舒緩，傾角15°～25°。背斜脊部張性斷裂非常發(fā)育，同時煤巖層均有拉伸變薄現象，2095、2097、2099、2020s泄水巷等工程對其均有控制。1.斷層，本井田內斷裂構造較為發(fā)育，揭露的大中型斷層有F1，荊4、F46等，井田小斷層較為發(fā)育，對生產影響不大，F1逆斷層位于井田南部邊緣，自西向東縱貫全區(qū)，F46斷層位于龐莊礦井東翼邊界。如表1-1。2.其它地質構造，在井田中北部中南部各有一斷層，揭露地層內發(fā)現有巖漿巖，主要沿9煤侵入，使部分煤層蝕成天然焦，破壞范圍不大，影響較小。表1-2主要斷裂構造表順序名稱性質斷層面走向斷層面傾向傾角落差/m水平斷距/m1F3正WESN65o0～100～202F1正WESN75o10～1520～45水文地質條件定為復雜型，目前礦井涌水量15.65m3/min。疏水中心排放的清水通過管路抽到地面供生活用水，其它涌水排到中央井底水倉倉通過排水系統(tǒng)排至地面灌溉農田或經東翼塌陷坑沉淀，環(huán)游后經后屯大渠流入陡河。該礦井2005年河北省批復瓦斯鑒定結果：全礦井瓦斯相對涌出量0.879m3/t，絕對涌出量3.24m3/min；二氧化碳相對涌出量2.799m3/t，絕對涌出量為10.32m3/min，礦井為低瓦斯礦井。有煤塵爆炸危險，煤塵爆炸指數為38.42％～64.2％。礦井通風采用中央并列抽出式，由副井進風，主井回風。1.硫份:各煤層全硫平均含量為0.25％～3.66％,其中煤9含量低于1％，屬低硫煤；煤11含硫量最高為3.66％，平均為3.07％，屬富硫煤，其所含硫量分為：黃鐵礦硫占59％，有機硫占36％，硫酸鹽硫占2.5％。2.磷份：磷份平均含量最大0.0825％，最小0.008％，其中煤11為特低磷煤，煤9為中磷煤。3.發(fā)熱量：各可采煤層發(fā)熱量變化范圍在18.01～24.18MJ/kg之間，各煤層發(fā)熱量由大至小排列為：煤11～煤9。一般情況是煤層灰分高的發(fā)熱量低，而煤層灰分低的其發(fā)熱量高。礦井中煤11、煤9一分層發(fā)熱量最高，而煤9二三分層表1-3各煤層煤質情況統(tǒng)計表井田內各煤層均屬氣煤類，結焦性能較差，塊度小，抗碎性及抗磨性能較差，不適于單獨煉焦，可以考慮作配焦用煤；煤的焦油含量較高，屬富油煤～高油煤，發(fā)熱量均在18.01～24.18MJ/Kg，主要為動力用煤。1.煤9偽頂：暗灰色泥巖或粉砂巖，厚0～0.08m，隨采隨落，區(qū)內大部分缺失。直接頂：灰色粉砂巖，有明顯水平層理或波狀層理，塊狀，含有豐富的植物葉片化石，偶見淺褐色結核，厚度變化較大，極不穩(wěn)定，厚0～3.86m，平均1.97m。老頂：灰白色中砂巖，夾粉砂巖，厚層狀；巖石成分為石英及泥質巖屑，次為暗色燧石，并含有紫紅色的礦物細粒；膠結物為高嶺土質基底式膠結，占30％，極易風化，遇水澎漲，厚10.43～39.2m，平均12.00m。底板：灰黑色泥巖，致密塊狀，斷口呈貝殼狀或參差狀，含菱鐵質結核及黃鐵礦散晶體，結核大小不一，扁球狀成層狀分布，含少量植物根化石，厚4.51～8.60m，平均6.44m。2.煤11直接頂：灰黑色泥巖，塊狀，致密細膩，貝殼狀斷口，含菱鐵質透鏡狀結核及黃鐵礦聚集體,含海相動物化石(在西翼1210、1214采到完整的動物介殼化石)層厚3.96～9.47m,平均6.65m。老頂：淺灰色～灰白色細砂巖，塊狀，鈣質基底式膠結，成分以石英為主，易風化，厚度不穩(wěn)定，一般在0.65～8.23m之間，平均2.69m。直接底：灰～灰白色帶褐色泥巖或粘土質粉砂巖,泥質膠結，塊狀構造，含大量植物根化石，厚0.53～3.87m，平均1.85m。本井田的精查工作量是很大的，基本上搞清本井田的煤層賦存情況和主要的地質構造情況。但由于地質構造復雜，相當一部分斷裂仍是推定的。根據本區(qū)斷裂的一般規(guī)律，往往在大斷裂附近還有很多較小的斷裂，再者由于煤層走向變化大，還可能有新的斷裂沒有控制，這些都需要在建井和生產過程中予以注意。礦井瓦斯等級、涌水量是用是根據臨礦實際情況推算出來的，所以可靠性不足，待礦井建成投產后，根據實際生產情況重新確定。第2章井田境界與儲量1確定井田境界的依據以地理地形、地質條件作為劃分井田境界的依據；要適于選擇井筒位置，安排地面生產系統(tǒng)和各建筑物；劃分的井田范圍要為礦井發(fā)展留有空間；4）井田要有合理的走向長度，以利于機械化程度的不斷提升。2井田境界劃分的原則在煤田劃分為井田時，要保證各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的開發(fā)。煤田范圍劃分為井田的原則有：1）井田的儲量，煤層賦存情況及開采條件要與礦井生產能力相適應；2）保證井田有合理尺寸；3）充分利用自然條件進行劃分，如地質構造（斷層）等；4）合理規(guī)劃礦井開采范圍，處理好相鄰礦井間的關系。礦井設計生產能力為2.4Mt/a，根據以上標準和開采技術水平并結合荊各莊礦區(qū)井田的實際情況確定井田南北長度約為4.0km，東西寬約為5.7km。上部以-180水平為界；下部以-480水平為界。井田參數如下：煤層傾角一般為1.0°～14.5°，由于煤層的淺部與深部的傾斜角度不同，淺部約6.0～10°左右，中部平緩，約1～6°左右，再深又稍變陡，傾角13°左右，平均傾角為8°，傾斜面積為27.51km設計井田向東和向西均以勘探線為界，是人為邊界.向下以-460標高為界，隨著技術的進步和勘探水平的全面提高，井田向兩邊開拓的條件較好，井田范圍內探明儲量會越來越精確，并可能在更深部發(fā)現可采煤層。設計井田范圍內計算儲量的煤層有9#、11#各煤層儲量計算邊界與井田境界基本一致。礦井儲量是指礦井內所埋藏的，具有工業(yè)價值的煤炭數量。它不包含著煤炭底下埋藏的數量，而且還表示煤炭的質量，反映井田勘探程度及開采技術條件。礦井儲量可分為礦井地質儲量、礦井工業(yè)儲量和礦井可采儲量。礦井工業(yè)儲量是指平衡表內A+B+C級儲量的總和。礦井設計儲量是指工業(yè)儲量減去設計計算的斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物，構筑物需要留設的保護煤柱等永久性煤柱損失的儲量。礦井可采儲量是指礦井設計儲量減去工業(yè)場地保護煤柱、礦井井下主要巷道及上下山保護煤柱煤量后乘以采區(qū)回采率的儲量。為了安全生產，本設計礦機依據《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，留設保安煤柱如下：1、各煤層在露頭處留設50m保安煤柱。2、井田內部斷層留設40m煤柱。1.井田勘探類型精查地質報告查明了本井田的煤層賦存情況、構造形態(tài)、煤質及水文地質條件。井田勘探類型為中等。2.礦井工業(yè)儲量的計算及儲量等級的圈定本礦井設計中只對9#和11#煤層進行開采設計，煤層傾角平均α=8°，煤的平均容重1.44t/m3。邊界煤層露頭線為-180m，-483.工業(yè)儲量計算計算公式如下：塊段儲量=塊段面積×塊段平均厚度×容重/÷cosθθ—煤層平均傾角；根據儲量計算圖，通過登高線塊段計算本井田工業(yè)儲量為308.1118Mt?？刹蓛α坑嬎闳缦拢旱V井可采儲量=(礦井工業(yè)儲量-永久性煤柱)×采區(qū)回采率。永久性煤柱包括工業(yè)場地煤柱及主石門煤柱、沖積層防水煤柱、斷層煤柱、奧灰防水煤柱、村莊煤柱及井田邊界煤柱。本設計井田煤采區(qū)回采率取80%.工業(yè)儲量是指在井田范圍內，經過地質勘探厚度與質量均合乎開采要求，目前可供利用的列入平衡表內的儲量，即A＋B＋C級儲量。根據地質勘探資料顯示，其中高級儲量為：1126.69Mt，約占工業(yè)儲量的41.0%，符合高級儲量比例要求。1.計算可采儲量時，必須要考慮以下儲量損失1）工業(yè)廣場保護煤柱；2）井田邊界煤柱損失；3）采煤方法所產生煤柱損失和斷層煤柱損失；4）建筑物、河流、鐵路等壓煤損失；5）其它各種損失。2.各種煤柱損失計算1）工業(yè)廣場保護煤柱本礦井設計年生產能力為2.4Mt/a，按《煤礦設計工業(yè)規(guī)范》，占地面積指標應在（0.7~0.8）公頃/10萬噸之間小井取大值，故取0.8。占地面積為24×0.8＝19.2×104m2。故設計工業(yè)廣場的尺寸為400×500m2的長方形，面積為：20×104m2，尺寸為400×工業(yè)廣場位置處的煤層的平均傾角為1.5°，工業(yè)廣場的中心處在井田走向中央，傾向中央煤層中部，中心處煤層深度為-300m。主井、副井、地面建筑物均在工業(yè)廣場內。工業(yè)廣場按大型礦井Ⅱ級保護，留圍護帶寬度為30m本礦的地質條件及沖積層和基巖層移動角見表2-1：表2-1礦井地質條件及沖積層和基巖層移動角廣場中心煤層深度煤層傾角α煤層厚度沖積層厚度沖積層移動角Φ走向移動角δ下山移動角γ上山移動角βm°mm°°°°-3001.5615040707065.8由此根據上述已知條件，畫出如圖2-1所示的工業(yè)廣場保安煤柱的尺寸，并由圖得出保護煤柱的尺寸為：圖2-1工業(yè)廣場保護煤柱示意圖S=梯形面積=1/2×(上寬＋下寬)×高=1/2×(840.69＋850.57)×700.75=592575.22m2則工業(yè)廣場壓煤為：Q1＝S×M×r/cosα＝592575.2225×6×1.44/cos1.5°＝512.11萬t2）井田邊界煤柱損失井田除東北部外均為人為劃分的邊界，留20m的邊界煤柱；東北部為自然形成的煤層露頭，考慮防水煤柱，留50m的保安煤柱。則井田邊界壓煤量為：Q2=（19060×20＋250×20）×5.5×1.44/cos10°=306.13萬t3）斷層煤柱斷層煤柱可按下式計算：Z=L×b×M×R其中：L—斷層的長度；B—斷層煤柱的寬度；M—煤柱的平均厚度，3.5m；R—煤柱的平均容重，1.44t/m3；；則井田邊界斷層煤柱：由于F3和F5斷層落差較大，長度分別為1100m和500m，斷層兩邊各留煤柱Q3＝1600×2×20×5.5×1.44/cos5o＝50.69萬t3.井田的可采儲量井田的可采儲量Z按下式計算：Z=(Q－P)×C式中：Q—礦井工業(yè)儲量，P—各種永久煤柱的儲量之和，P=512.11＋306.13＋50.69=868.93萬tC—帶區(qū)回采率，厚煤層不低于0.75；中厚煤層不低于0.80。薄煤層不低于0.85；設計開采的11煤層屬中厚煤層，9煤層屬于厚煤層，采區(qū)回采率取為0.80。則計算可采儲量為：Z=(Q－P)×C=（308.1118－8.6893）×0.80=239.538Mt由此可得本礦井的可采儲量為239.538Mt。在備用儲量中，估計約為50%為回采率過底和受未知地質破壞影響所損失的儲量。井田實際采出儲量用下式計算：Z實際=Z－Z×（K－1）×50%/K式中：Z實際—井田實際采出煤量，萬t；Zk—礦井的可采儲量，23953.8萬t；K—礦井儲量備用系數，取1.3；Z實際=23953.8－23953.8×（1.3－1）×50%/1.3=21189.9萬t即本設計礦井實際采出煤量為21189.9萬t。礦井工業(yè)儲量及各水平儲量見表2-2。表2-2礦井儲量統(tǒng)計表煤層名稱工業(yè)儲量/萬t永久煤柱損失可采儲量/萬t實際采出/萬t工業(yè)廣場/萬t開采損失/萬t斷層/萬t邊界煤柱/萬t合計/萬t9煤11煤30811.185555988.4550.69306.136900.2723910.9121189.9本設計礦井的各類計算嚴格按照有關規(guī)定執(zhí)行。由于技術水平有限，儲量計算設計所得到的各種儲量與實際可能有一定誤差。第3章礦井工作制度、生產能力、服務年限該設計礦井年工作日確定為330天，礦井每日凈提升時間為16h，采用“四六”工作制度。礦井生產能力的大小主要依據井田儲量、煤層賦存狀況、地質條件等情況來確定，還應該考慮當前及今后市場的需煤量。根據該井田的實際情況，初步擬定了三種礦井年生產能力方案，具體計算如下：方案A：3.0Mt/a方案B：2.4Mt/a方案C：2.0Mt/a上述三種方案，具體選擇哪一種，還應根據礦井服務年限的確定。礦井服務年限的計算公式如下：T=Z/(A×K)式中Z—礦井設計可采儲量，MtA—生產能力，Mt/aK—礦井儲量備用系數，K=1.3～1.5根據本設計礦井實際情況，K值取1.4依據以上擬訂的礦井生產能力，服務年限的確定現提出的三種方案具體如下：方案A：3.00Mt/aT=Z/(A×K)=2118.9/(300×1.4)=50.45年方案B：2.4Mt/aT=Z/(A×K)=21189.9/(240×1.4)=63.07年方案C：1.8Mt/aT=Z/(A×K)=21189.9/(180×1.4)=84.09年參照《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》規(guī)定，方案B比較合理，即：礦井生產能力：A=2.4Mt/a,礦井服務年限：T=63年。所以確定本設計采用方案B，礦井生產能力定為2.4Mt/a。第4章井田開拓井田開拓是在總體設計已經劃定的井田范圍內，根據精查地質報告和其它補充資料，具體體現在總體設計合理原則，將主要巷道由地表進入煤層，為開采水平服務所進行的井巷布置和開掘工程。其中包括確定主、副井和風井的井筒形式、深度、數量、位置、階段高度、大巷位置、采（帶）區(qū)劃分以及開采順序與通風運輸系統(tǒng)。本設計荊各莊井田位于河北省豐潤縣,周圍有唐山礦,范各莊礦,錢家營礦等都采用立井開拓方式。1.井田開拓方式的選擇應全面考慮各種因素，主要因素包括：1)井田地質和水文地質條件（特別是水文條件復雜且涌水量大情況）；2)煤層賦存和開采技術條件；3)地形地貌和地面外部條件；4)技術裝備和工藝系統(tǒng)條件；5)施工技術和設備條件；6)總體設計和礦井生產能力要求等。對以上各種因素要綜合研究，通過系統(tǒng)優(yōu)化和多方案技術經濟比較后確定。影響本設計井田開拓方式的具體因素如下：1)荊各莊礦井田內地勢平坦，為第四系沖積層所覆蓋，沖積層最薄處177m，含水層較多，且有流沙，井筒穿過該區(qū)域很困難，因此，無斜井或平峒開拓的可能。2)井田內地質構造復雜，以斷層為主，煤層賦存較穩(wěn)定，井田的東部、中部、南部皆為近水平煤層，西部、北部為緩傾斜、傾斜煤層，因此，井筒宜放在井田中央，以減少工業(yè)廣場煤柱的損失，并有利于開拓布局。3)其他因素本井田可能受地震等因素的影響。根據精查報告確定的煤層自然產狀，構造因素，頂底板條件，沖積結構，地形及水文地質條件等，荊各莊礦必須按照基本建設程序辦事，確定礦井開拓方式必須充分考慮多個主要工藝系統(tǒng)的機械化裝備水平。礦井機械化程度的高低不僅直接影響井型和經濟效益，而且往往由于提升、運輸設備的革新發(fā)展，而引起開拓本身發(fā)生變化。1)貫徹執(zhí)行有關煤炭工業(yè)的技術政策,為多出煤、早出煤、出好煤、投資少、成本低、效率高創(chuàng)造條件．要使生產系統(tǒng)完善、有效、可靠，在保證生產可靠和安全的條件下減少開拓工程量，尢其是初期建設工程量，節(jié)約基建工程量，加快礦井建設。2)合理開發(fā)國家資源，減少煤炭損失。3)合理集中開拓布置，簡化生產系統(tǒng)，避免生產分散，為集中生產創(chuàng)造條件。4)要適應當前國家的技術水平和設備供應情況，并為采用新技術，新工藝，發(fā)展采煤機械化，自動化創(chuàng)造條件。5)必須慣徹執(zhí)行有關煤礦安全生產的有關規(guī)定。要建立完善的通風系統(tǒng)，創(chuàng)造良好的條件，減少巷道維護量，使主要巷道經常性保持良好狀態(tài)。6)根據用戶需要，應將不同煤質，煤種的煤層分別開采。1.井硐形式根據荊各莊井田的地表及煤層等實際情況，平硐開拓方式技術上不合理，應直接否定?，F依據荊各莊井田的地形、地質構造、煤層賦存等因素，由于荊各莊礦井田內地勢平坦，為第四系沖積層所覆蓋，沖積層最薄處177m，含水層較多，且有流沙，井筒穿過該區(qū)域很困難，因此，斜井或平峒開拓的可能很小，除非在經濟上特別合理。因此采用雙立井開拓開拓方案比較大。1）斜井與立井開拓的優(yōu)缺點比較斜井開拓與立井開拓相比，井筒施工工藝、施工設備與工序比較簡單，掘進速度快，井筒施工單價低，初期投資少；地面工業(yè)建筑、井筒裝備、井筒裝備、井底車場及垌室都比立井簡單，井筒延深施工方便，對生產干擾少，不易受底板含水層的威脅；主提升膠帶化有相當大的提升能力，可滿足特大型礦井主提升的需要；斜井井筒可作為安全出口，井下一旦發(fā)生透水事故等，人員可迅速從井筒撤離。與立井開拓相比，斜井開拓的缺點是：斜井井筒長，輔助提升能力小，提升深度有限；通風路線長、阻力大，管線長度長；斜井井筒通過富含水層、流砂層施工技術復雜。對井田內煤層埋藏不深，表土層不厚，水文地質情況簡單，井筒不需特殊法施工的緩斜和傾斜煤層，一般可采用斜井開拓。根據自然地理條件、技術經濟條件等因素，綜合考慮荊各莊煤礦的實際情況：荊各莊礦井田內地勢平坦，為第四系沖積層所覆蓋，沖積層最薄處177m，含水層較多，且有流沙，井筒穿過該區(qū)域很困難，井筒需要特殊鑿井方法施工；地勢平坦，本井田地表范圍的標高為+23.85-+38.9m，均高于最高洪水位(+19.5m)，因此，井筒位置不受洪水的威脅。（地面標高平均+32m左右，）煤層埋藏較淺；礦井年設計生產能力為2.4Mt/a，為大型礦井。綜上所述，本礦采用立井開拓。2）風井形式的選擇本井田煤層賦存條件比較好，屬于緩傾斜～近水平煤層，采用帶區(qū)式開采，瓦斯含量較小，因此初步選定為中央并列式通風，副井兼作風井，若隨著開采距離的加大，通風困難時若有必要再開鑿一風井。3）工業(yè)廣場的位置、形狀和面積的確定工業(yè)場地的選擇主要考慮以下因素：（1）盡量位于儲量中心，使井下有合理的布局；（2）占地要少，盡量做到不搬遷村莊；（3）盡量布置在地質條件較好的區(qū)域，同時工業(yè)場地的標高要高于最高洪水位；（4）盡量減少工業(yè)廣場的壓煤損失。根據以上原則和本礦井的實際情況，工業(yè)廣場與主副井筒布置位置相同，其面積及保護煤柱的大小詳見第二章第三節(jié)內容，工業(yè)廣場面積20×104m2，定為400m×4）開采水平的確定 本礦井煤層露頭標高為-180m，煤層埋藏最深處達-480m，垂直高度達300m，因此可采用一個開采水平或兩個水平開采，根據《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》規(guī)定，緩傾斜、傾斜煤層的階段垂高為200～ 本井田可劃分一個或兩個水平，但考慮兩個水平生產系統(tǒng)復雜且需要延伸原有井筒到二水平，所以費用較大，如果一個水平采用上下兩個階段可簡化生產系統(tǒng)，因此采用一個水平開采。2.主、副井井筒位置的選擇井口位置與開拓方式要相互協調，需要經過綜合比選后擇優(yōu)確定，特別是提、運煤炭的主井位置還要與地面生產系統(tǒng)、工業(yè)廣場布置相匹配，井口位置的選擇是井田開拓的重要組成部分，需要綜合考慮。選擇的主要因素和原則為：選擇的主要因素：1）井下條件：（1）在井田走向的儲量中央或靠近中央位置，使井田兩翼可采儲量基本平衡；(2）井筒應盡量避開或少穿地質及水文復雜的地層或地段；(3）勘探程度及初期工程量。2）地面條件：(1）井筒位置應選在比較平坦的地方，并且滿足防洪設計標準；(2）工業(yè)場地不占或少占用良田；(3）井口及工業(yè)場地位置必須符合環(huán)境保護的要求；(4）井口要避開地面滑坡、巖崩、雪崩、泥石流、流砂等危險地區(qū)；(5）井口位置要與礦區(qū)總體規(guī)劃的交通運輸、供電、水源、居住區(qū)、輔助企業(yè)等的布局相協調，使之有利生產、方便生活。2)井筒位置的確定原則（1）有利于水平的開采，有利于井底車場和主要運輸大巷的布置，石門工程量少；（2）有利于首采條帶布置在井筒附近的富煤階段，首采條帶少遷村或不遷村；井田兩翼儲量基本平衡；（3）井筒不宜穿過厚表土層、厚含水層、斷層破碎帶、或軟弱巖層；（4）工業(yè)廣場應充分利用地形，有良好的工程地質條件，且避開高山、低洼和采空區(qū)，不受崖崩滑坡和洪水威脅；（5）工業(yè)廣場宜少占耕地，少壓煤；（6）水源、電源較近，礦井鐵路專用線短，道路布置合理。3）井筒沿井田走向方向的有利位置本井田形狀規(guī)則，儲量分布均勻，井筒的有利位置應在井田走向的儲量中央，以形成兩翼儲量比較均勻的雙翼井田，可以使井田走向的井下運輸工作量最小，通風網路較短，通風阻力小。4）井筒沿井田傾斜方向的有利位置立井開拓時，本井田中部無大的斷層構造，屬一般情況，井筒布置在井田的中央部位。5）有利于礦井初期開采的井筒位置礦井應盡快達產，使井筒布置在第一條帶的位置最優(yōu)。6）盡量不壓煤或少壓煤合理布置井筒確定井筒位置，要充分考慮少留井筒和工業(yè)廣場保護煤柱。因為本井田內無鐵路、公路、城鎮(zhèn)等，并不需留設保護煤柱。僅要考慮工業(yè)廣場的保護煤柱即可。7）地質及水文地質條件對井筒布置的影響要保證井筒、井底車場及硐室位于穩(wěn)定的圍巖中，應使井筒盡量不穿過或少穿過流沙層、較大的含水層、較厚沖積層、斷層破碎帶、煤與瓦斯突出煤層、較軟煤層及高應力區(qū)。8）井口位置應便于布置工業(yè)場地井口附近要布置主、副生產系統(tǒng)的建筑物及引進鐵路專用線。為了便于地面系統(tǒng)間互相聯接，以及修筑鐵路專用線與國家鐵路接軌，要求地面平坦，高差不能太大，專用線短，工程量小及有良好的技術條件。在本設計井田中，井筒沿走向的有利位置應在井田的中央。當井田儲量呈不均勻分布時，應在儲量分布的中央，以此形成、成兩翼儲量比較均衡的雙翼井田，盡量避免井筒偏于一側，造成單翼開采的不利局面。綜合以上各方面的因素，結合礦井實際情況，提出本礦井井筒布置位置如下：主井井筒中心位置：經距4015160.0m副井井筒中心位置：經距4015155.0m根據設計井田的地表狀況，煤層賦存及工業(yè)廣場的布置等實際情況，該井筒開拓方案中排除其他明顯不技術上不合理的方案后，雙斜井開拓不利于地面工業(yè)廣場的布置，也不利于井下井底車場的布置，井下的聯系和生產調度較為繁瑣.具體的要做經濟比較來確定.下面對各開拓方案進行經濟比較，如開拓方案經濟比較表4—1所示：圖4—1立井開拓示意圖圖4—2斜井開拓示意圖表4—1開拓方案經濟比較表比較內容Ⅰ方案（立井）Ⅱ方案（斜井）工程量（m）設備（型號）投資（萬元）工程量（m）設備（型號）投資（萬元）工程量及設備井巷工程立井井筒340346.8斜井井筒16701077立井井口及井底車場1120436.8斜井上部及下部車場1040405.6石門500156大巷（可比）2600910.020078.0小計44601849.629101560.6機電設備立井提升設備JK-3.5/11.52臺383.2立井提升容器1.5t雙車罐籠73.8立井井筒裝備鋼梁、鋼罐道201.3斜井提升設備TY-2.5×22臺266.6排水管路D4021725m99.4D4024980m286.9小計757.7553.5合計2991.33191.1運營費(萬元/a）立井提升164.6斜井提升79.6石門及大巷運輸99.1165.2排水(-450m、-600m各按20m31000.81442.4合計1264.51687.2總合計4255.84878.3通過技術分析，經濟上的比較可以看出，采用Ⅰ方案立井開拓是最優(yōu)的方案。深部水平開拓：深部水平開拓涉及到主、副井是否延伸的問題，要確定深部水平的開拓方式，首先要確定主、副井井筒是否延伸。煤層賦存為傾斜狀態(tài)時，一般以淺部向深部開采，以達到工程量少、建設速度快、投資省、成本低的效果。根據煤層的賦存條件和傾斜長度，一個井田可以單水平開采，也可以多水平開采（從上往下逐水平開采）。每個開采水平設井底車場和運輸大巷，供該水平各帶區(qū)煤的外運、輔助運輸和通風用。本礦地質條件簡單，礦井涌水量較低，瓦斯含量較低，平均傾角為10°，故采用條帶式采煤法，由于9煤層與11煤層間距較小，為20米，屬于近距離煤層開采，為了避免采下部煤層時產生集中壓力帶，采用沿空送巷的方式。當采到深部時，由于礦山壓力顯現強烈，帶區(qū)斜巷采用雙巷布置，采用依次接替，根據上述各項決定，確定開拓方案有三1方案：立井單水平開拓，如圖4—3；2方案：立井兩水平，如圖4—4；3方案：立井兩水平開拓，主暗斜井開拓，如圖4—5；由于本礦井設計煤層的埋藏最淺部和最深部的垂高相差320米，設三個水平時，階段垂高太小，與設計規(guī)范不符，故不設三個水平的經濟比較。方案2和方案3區(qū)別在于第二水平是立井開拓還是主暗斜井開拓兩方案比較，方案2需要多開立井井筒120m，階段石門600m，并相應增加了井筒和石門的運輸，提升，排水費用；方案3多開主暗斜井124.8m（傾角16°），并相應增加了斜井的提升和排水費用，粗略估算表明，兩方案費用相差不大，采用立井提升，優(yōu)點是提升能力大，礦井延伸在條件允許時，增加的設備較少，但施工條件差，施工速度慢，開拓維護費用高，采用斜井提升時，施工速度快，費用低，但需要與暗斜井配套設備，人員，材料運輸需轉載，考慮到方案2的提升，排水工作環(huán)節(jié)少，人員上下較方便，在方案3中未計入暗斜井上下部車場的石門運輸費用，以及方案2在通風方面優(yōu)于方案3，決定選用方案2。余下的方案1與方案2技術上均可行，需要通過經濟比較，確定優(yōu)劣。具體經濟比較見表4-2、4-3所示。表4—2方案一、二經濟比較表方案項目方案一方案二基建費/萬元立井開鑿石門開鑿井底車場2×330×3000×10-4=198500×850×10-4=42.51000×900×10-4=90立井開鑿石門開鑿井底車場2×400×3000×10-4＝2402×500×850×10-4=852×1000×900×10-4=180小計330.5小計505生產費/萬元主井提升石門運輸立井排水1.2×4811.78×0.83×0.85=4073.71.2×4811.78×0.9×0.402=2089.1560×24×365×29×0.162×10-4=2297.5主井提升石門運輸立井排水1.2×4811.78×0.83×0.85=4073.71.2×4811.78×0.9×0.402=2089.1560×24×365×29×0.162×10-4=2297.5小計8460.3小計8460.3總計萬元費用/萬元8790.8費用/萬元8965.3表4—3基建費用表項方案目方案1方案2工程量/m單價/元.m-1費用/萬元工程量/m單價/元.m-1費用/萬元初期立井井筒330+206000210280+206000180副井井筒330+106000210280+106000180井底車場100090090100090090主石門5008004050080040運輸大巷5000-360800371.25000-360800371.2回風大巷50008004005000800400小計1321.21261.2后期立井井筒060000120600078副井井筒060000120600078井底車場09000100090090斜井010500主石門0800050080040運輸大巷5000-360800371.25000-360800371.2回風大巷50008004005000800400小計771.21057.2共計（萬元）2092.42318.4從表4-2、4-3技術經濟比較結果來看，方案1的生產經營費用和基建投資費用均低于方案2，由于基建費的計算誤差一般比生產經營費的計算誤差小得多，所以可以認為方案1相對較優(yōu)，從建井期來看，方案1初期需要多掘主副井筒各50m，多掘50m的主石門，所以建井期較長一點，但從開采水平接續(xù)來看，方案1不需延伸一次立井，對生產的影響低于方案2。具體見方案一和方案二的水平劃分比較表見表4-4。從表4-4中可知，方案二的一水平服務年限達不到規(guī)范要求的服務年限，水平儲量嚴重不足，而方案一的服務年限能夠滿足整體的基本要求，儲量充足，且有利于帶區(qū)的接續(xù)，巷道利用率高，噸煤成本相對較低。綜上所述，采用方案一的水平劃分方法，即劃分單水平開采，方案二的一、二水平標高分別為-280m和-400m，水平垂高為120m。表4-4水平劃分比較表方案水平數可采儲量（Mt）服務年限（a）方案一單水平239.1163方案二一水平95.64428.4二水平143.46642.7根據煤層的數目和間距，大巷的布置方式分為分煤層運輸大巷布置、分組集中運輸大巷布置、集中運輸大巷布置。當煤層傾角太大時，層間聯系也可用溜井或斜巷。各種方式的適用條件如下：1.分組集中大巷適用條件：1）根據煤層的特點要求運輸、通風組合，經濟上有利；2）煤層數多，層間距大小懸殊；3）多水平生產，容易解決運輸，通風的干擾。2.分煤層大巷適用條件：1）井底車場或平硐在煤層頂板；2）產量，風量均大，需要疏解；3）煤層數不多，層間距大，石門長；4）煤質牌號不同，要求分采，分運；5）井田走向長度短，服務年限不長；6）各煤層底板均有堅硬巖層。3.集中運輸大巷適用條件：1）下部煤層底板有堅硬巖層，容易維護；2）井田走向長度大，服務年限長；3）自然發(fā)火嚴重，便于分區(qū)，分段處理事故；4）適于煤層層數多，層間距不大的礦井；5）帶區(qū)尺寸大，石門長度短。根據各種方式的適用條件，并結合本設計的具體情況，本設計可采煤層為9#、11#煤層，煤層間距為20m，綜合考慮采用集中大巷布置。本設計井田采用一對立井開拓，即主井、副井。主井主要用以提升煤炭以及兼作前期的回風井；副井用以提矸、升降人員、下放材料和設備，并兼作進風井。確定井筒坐標為：主井井筒中心位置：經距4015160.0m，緯距副井井筒中心位置：經距4015155.0m，緯距本井田采用單水平開拓,擬定第開采水平為-340m,采用上下山開采。大巷數目：本設計礦井有一條主要運輸大巷，一條總回風大巷，兩條主要石門。大巷布置：有煤巷和巖巷兩種。1.煤層大巷當煤層頂底板較穩(wěn)定，煤層較堅硬，易維護，煤層起伏和斷層、褶皺小時，可保證巷道較為平直，保證運輸設備運行；沒有瓦斯與煤的突出，無嚴重自燃發(fā)火等情況下，應優(yōu)先考慮采用煤層大巷。對于新建礦井，在煤層中布置巷道，在建設期間，還有早出煤，早投產，節(jié)省投資以及探明地質情況的優(yōu)點。下列情況宜布置煤層大巷：單獨開拓的薄煤層或中厚煤層；煤質堅硬，圍巖穩(wěn)定，維護簡單，費用不高的煤層；煤層群（組）下部的薄及中厚煤層中開集中大巷的；煤層堅硬而頂板松軟或膨脹，難以維護的。5）煤系底部有強含水層或富含水的巖溶時，不宜布置底板大巷的；2.巖石大巷優(yōu)點很多，如維護條件好，費用低。大巷方向、坡度可根據運輸等功能要求選定，而較少受地質構造的影響?？刹涣艋蛏倭糇o巷煤柱，煤的損失少，安全條件好，受煤和瓦斯突出以及自燃發(fā)火影響較小。缺點主要為巖石工程量大，掘進速度慢，投資費用高，建設工期長。在具體條件下是采用巖石大巷還是煤層大巷需要做全面細致的方案比較才能合理的確定。本設計礦井根據本礦井的地質情況，主要大巷全部采用巖巷。因大巷使用時間長，采用煤巷維護困難，本設計礦井煤有一定的自然發(fā)火期，經過綜合考慮決定采用巖石大巷。有關大巷及石門斷面技術特征詳見圖4—6、表4—5所示。圖4—6大巷和主石門斷面圖表4—5大巷和主石門斷面特征表巷道形狀支護方式斷面積（m2）設計尺寸（m）凈周長(m)噴厚(mm)凈掘頂高底寬半圓形錨噴16.5718.742300460015.422100總回風巷道在煤層中掘進，采用錨噴支護，其斷面見圖4-6，其技術特征見表4-5；工程量及材料消耗量表4-6。表4-6總回風大巷特征斷面,m2設計掘進尺寸，mm噴射厚度，mm錨桿，mm凈周長，m凈設計寬高型式外露長度排列方式間、排距錨桿長直徑12.914.444403720100鋼筋砂漿50方形70020001813.7表4-8總回風大巷每米工程量及材料消耗計算掘進工程量，m3錨桿數量根材料消耗粉刷面積，m2噴射材料，m3錨桿巷道墻角鋼筋，kg注砂漿，m315.20.04151.0464.290.0439.7圖4—7總回風大巷斷面圖1.設計依據1)井筒及數目；2)礦井開拓方式；3)礦井設計生產能力及工作制度；4)礦井瓦斯等級及通風方式；5)礦井主要運輸巷道的運輸方式；6)礦井地面及井下生產系統(tǒng)的布置方式；2.設計要求1)井底車場富裕通過能力，應大于礦井設計生產能力的30%；2)井底車場設計時，應該考慮到增產的可能性；3)盡可能提高井底車場的機械化水平，簡化調車作業(yè)，提高井底車場通過能力；4)應該考慮主、副井之間施工時便于貫通；5)井底車場線路不止應該結構簡單，運行及操作系統(tǒng)安全可靠，管理使用方便，布局合理，注意節(jié)省工程量，便于施工和維護；6)為了保護井底車場的巷道和硐室，在其所在范圍內應該留設相應的保安煤柱。7)井底車場形式也取決于礦車的類型，當采用定向卸載的底縱卸式、底側卸式礦車時，其卸載站（即主井車線）可布置折返式，亦可布置環(huán)形式。但其裝車站的線路布置必須與其相對應。綜上所述，結合本設計礦井的有關設計參數，車場定在中央，需要左右兩邊進車，根據設計礦井的年生產能力2.4Mt，通過對各種形式井底車場的適用條件及優(yōu)缺點做簡單比較后，初步擬定本設計井田井底車場形式為折返式車場。本設計井田煤層開采時聯系采用石門聯系，根據煤層間距條件。即9#、11#煤層采用聯合布置，上山同樣布置在煤層中。煤層傾角一般在10°左右，煤層間采用石門聯系。本設計井田走向長度較大，地質構造復雜，欲從井田邊界沿整個階段前進開采，無論從時間、投資和實際開采技術條件上都要受到限制，勢必按技術要求將井田沿走向劃分為帶區(qū)，并按一定的順序回采，每個帶區(qū)有一套生產設施，包括上下山提升、運輸設備，以便獨立進行生產與準備。將井田劃分為若干帶區(qū)時應該考慮如下原則：1.帶區(qū)走向長度不大，兩翼均不超過1500m，可以不劃分帶區(qū)，直接從井田境界后退式回采；2.帶區(qū)走向長度根據煤層地質條件、開采機械化水平、帶區(qū)儲量、生產能力及巷道維護等因素綜合考慮；3.初步設計一般負責劃分一水平帶區(qū)，需要沿走向全長統(tǒng)一考慮，作到初后期統(tǒng)籌兼顧，全井合理，更有利于初期生產；4.帶區(qū)劃分要考慮帶區(qū)接續(xù)關系，使其適應各翼儲量及產量分配；5.帶區(qū)劃分要有意識地縮短大巷，又要充分注意人為境界外延的可能性；6.煤層穩(wěn)定、開采條件好、生產能力大的帶區(qū)，走向長度要適當增大；7.開采多煤層井田，應盡量聯合布置帶區(qū)，搞集中生產；8.初期帶區(qū)尺寸要適應目前輸送機長度及電壓降的控制范圍，后期帶區(qū)尺寸可適當加大。結合上述原則，本井田按斷層、煤層開采和井田邊界劃分為4個帶區(qū)。井筒穿過巖性詳情見綜合柱狀圖。主井采用雙層鋼筋混凝土在表土段，混凝土在基巖段，副井在表土段用符合井壁，基巖段用混凝土1.主井井筒主井井筒凈直徑6.5m，準備裝備一對20t箕斗，采用冷彎方形管罐道，要安裝從-340m2.副井井筒副井井筒凈直徑8.0m，要裝備兩套提升設備，一套為一對900mm軌距1.5t礦車雙層四車罐籠，另一套為一個雙層四車帶平衡錘的寬罐，采用組合罐道，井筒內布置有玻璃鋼梯子間，從-320m表4—9主井井筒斷面特征表名稱內容名稱內容井型2.40Mt/a梁層間距4000mm凈直徑6500mm提升容器一對20噸箕斗支護方式混凝土井壁充填厚度500mm罐道規(guī)格冷彎方形管圖4—9主井井筒斷面圖圖4—10副井井筒斷面圖表4—10副井井筒斷面特征表名稱內容井型2.40Mt/a井筒直徑8000mm提升容器1對1.5噸礦車罐道梁層雙層四車罐籠間距4000mm井底車場形式的確定應該根據井田地質條件、井型大小、井田開拓方式、大巷運輸方式、地面布置及生產系統(tǒng)等因素來選擇。該礦井井底車場形式的選擇依據如下：1.該礦井設計生產能力為2.4Mt/a，年工作日330d，實行四六工作制，每日凈提升16h；2.礦井采用雙立井開拓方式，單水平開采，集中大巷布置，兩翼來煤量基本相等；3.主要運輸大巷采用單機14t架線式電機車牽引5.0t底卸式礦車，輔助運輸采用1.5t固定式礦車；井底車場設有卸載坑，1.5t翻車機處理掘進煤；4.本設計礦井屬于低瓦斯、中等涌水量礦井；綜合以上所述，結合設計要求，經分析比較后，本設計礦井擬選用5.0t底卸式礦車刀把式井底車場。1.井底車場線路布置的要求1)井底車場的線路主要由主井空、重車線，副井進、出車線和回車線組成，由于通過各個井底車場的煤種數量不同，其各線路的數目和長度亦相應不同；2)井底車場線路布置時，應充分考慮各硐室布置的合理性；3)井底車場的線路工程量小；4)為保證運行安全，應盡量避免在曲線巷道頂車，機械推車需布置在直線段上；5)盡量減少道岔和交岔點；6)線路布置要有利于通風；7)底卸式礦車的井底車場設計要注意調頭問題。2.存車線長度的確定確定存車線長度是井底車場設計中的重要問題，如果存車線長度不足，將會使井下運輸和井筒提升彼此牽制，影響礦井生產能力；反之，如果存車線過長，會使列車在車場內的調車時間增加，反而降低了車場通過能力，并增加車場工程量。根據我國煤礦多年的實踐經驗，各類存車線可以選用下列長度：1)大型礦井主井空重車線長度各為1.5～2.0列車長。2)副井空重車線長度各為1.0～1.5列車長。3)大型礦井材料車線長度應能容納15～20個材料車。4)調車線長度通常為1.0列車和電機車長度之和。3.存車線長度的計算1)主井空、重車線，副井進、出車線長度為式中—主井空、重車線，副井進、出車線有效長度，m；—列車數目，列；—每列車的礦車數，按列車組成計算確定；—每輛礦車帶緩沖器的長度，m;—機車數,—每臺機車的長數—附加長度，取10m。a.主井m=1列，n＝22輛，L1＝4m，N=1臺，L2＝4.5m，L3＝10則L＝1×22×4+1×4.5+10＝102.5，取L＝102.5主井空重車線長度為102.5mb.副井m=1列，n＝28輛，L1＝2.0m，N=1臺，L2＝4.5m，L3＝15則L＝1×28×2.0+1×4.5+15＝75.5，取L＝76副井空重車線長度為2)材料車線有效長度為式中—材料車線有效長度，m；—材料車數，輛；—每輛材料車帶緩沖器的長度，m；—設備車數，輛；—每輛設備車帶緩沖器的長度，m；依據公式得L=nc×Lc+ns×Ls=10×2.4=24m；根據實際需要，開設水泵硐室和變電所，取材料車線長60m。調車方式5.0t底卸式列車廂采用通過式調車，采用底卸式礦車，設專用機車調車線路布置，右翼來車時專用機車駛入卸載坑側通過線，讓重列車牽引過過卸載坑，專用機車進入空車線，在其尾部掛鉤，將空車駛回右翼，原牽引機車駛入專用機車位置，等待左翼來車。1.5t固定式列車采用頂推調車。各列車運行詳見井底車場運行圖表圖4—11刀把式車場示意圖礦井日產煤7500t，矸石量占20%，日運量為1500t，掘進煤占5%，日運量為375t，5t底卸列車日運量占95%，為7125t，每日5t底卸式列車數=7125/（5×22）=64.77列。根據礦井矸石量與掘進煤的比例(20%∶5%=4∶1)，確定1.5t煤矸混合列車由17輛矸石與5輛煤車組成。每列矸石車與煤車的載重之比為1.5×17∶1.5×5＝4∶1，故符合要求。每日混合列車數為(1500＋375)/(1.5×17＋1.5×5)＝56.82(列)。每日進入井底車場的5t底卸式礦車數與1.5t混合列車數之比為64.77/56.82=1.14。每一調度循環(huán)內有3列5t底卸式礦車和3列1.5t固定式礦車組成，每一調度循環(huán)時間28分鐘，進車間隔4.7分鐘。車場通過能力計算：按公式計算：＝車場通過能力富裕系數：K＝3.47/2.4=1.45>1.3井底車場通過能力滿足<<煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范>>要求。井底車場線路圖如圖4-12所示：圖4-12井底車場線路圖井底車場調度表如表4-11所示。表4-9井底車場調度圖表1.主井系統(tǒng)硐室主井設有5.0t底卸式礦車卸載站硐室、翻車機硐室、井底煤倉及井底煤倉裝載硐室、清理井底散煤硐室及水窩泵房等。主井井底散煤采用礦車處理，用絞車提升至車場水平。2.副井系統(tǒng)硐室副井系統(tǒng)硐室有副井井筒與井底車場連接處（馬頭門）、主排水泵房（中央水泵房）、水倉及清理水倉硐室、主變電所（中央變電所）及等候室等。主排水泵房和主變電所應聯合布置，以便使主變電所向主排水泵房的供電距離最短。為防止進下突然涌水淹沒礦井，變電所與水泵房的底板標高應高出井筒與井底車場聯結處巷道軌面標高0.5m3.其它硐室其它硐室有調度室、醫(yī)療室、電機車車庫及修理間、以及充電硐室、防火門硐室、防水門硐室、井下火藥庫、消防材料庫、人車站等。其位置應根據線路布置和各自要求確定主排水泵房：為單排布置，井底車場內另布置有等候室、調度室、架線式電機車修理間及消防材料庫等硐室。開采順序是指礦井采掘工作應有計劃、有步驟地按一定順序進行，做到采掘并舉，掘進先行，因此，要研究采煤和掘進安排特點，了解有關政策與規(guī)程、規(guī)范規(guī)定、合理的開采順序應滿足下列要求：1.保證開采水平、帶區(qū)、采煤工作面的生產正常接替，以保證礦井持續(xù)穩(wěn)產、高產；2.符合煤層采動影響關系，最大限度地開采煤炭資源；3.合理集中生產，充分發(fā)揮機械設備的能力，提高勞動生產率，簡化巷道布置；4.降低掘進率，減少井巷工程量和基建投資。本井田地質構造主要以斷層為主，斷層的存在對工作面布置帶來一定的影響。根據井田內煤層賦存條件、地質構造特征、水文地質條件及礦井設計生產能力等綜合因素，確定采煤方法如下：根據該設計礦井的煤層分布及帶區(qū)劃分的具體情況，開采順序是采用前進式，由靠近井筒的帶區(qū)向井田邊界推進，帶區(qū)內的工作面推進是后退式，由帶區(qū)邊界向帶區(qū)上下山推進。這樣投資省、出煤快、效益好；有利于礦井的均衡生產和合理配采，確定生產的連續(xù)性；有利于礦井通風、運輸等主要生產系統(tǒng)的管理，依據本設計礦井的帶區(qū)劃分的具體情況，采用傾向長壁開采，這樣以減少初期工程量和基建投資，并且投產快。煤層間開采順序為自上而下開采，帶區(qū)內同一層煤開采順序為小階段上行開采順序。既本設計礦井有2層煤，9#和11#煤，9#煤在上面，11#煤在下面。根據設計要求，采用聯合布置。合理的帶區(qū)接續(xù)應有如下要求：1.開采水平、帶區(qū)的生產正常接續(xù)，從而保證礦井持續(xù)穩(wěn)產、高產；2.符合煤層采動影響關系，最大限度采出煤炭資源；3.合理集中生產，充分發(fā)揮機械設備的能力，減少巷道維護費；4.便于災害防治，有利于巷道維護。根據井田地質條件。以人為邊界和主要斷層為界，將該井田劃分為4個帶區(qū)?！叭俊敝笢蕚涿毫?、開拓煤量和回采煤量。計算“三量”時注意的要求：1)當采用煤層大巷時，大巷應超過帶區(qū)上山100m才可將帶區(qū)劃入開拓煤量范圍。2)當采用集中大巷和帶區(qū)石門開拓時，集中大巷應掘進帶區(qū)石門50m，帶區(qū)石門應掘至上部煤層，才可將該帶區(qū)劃入開拓煤量范圍。3)開拓煤量3—5年以上，準備煤量1年以上，回采煤量4～6個月以上。1.礦井開拓煤量的確定開拓煤量是指井田范圍內掘進的開拓巷道所圈定的尚未開采的可采煤量，可按下式計算：式中—開拓煤量，萬t；—已開拓范圍內的地質儲量，萬t；—已開拓范圍內的地質損失，萬t；—開拓煤量要采期內不能開采的煤量，指留設的臨時和永久煤柱，萬t；—帶區(qū)回采率，%本設計井田采用集中大巷和石門開拓，故而開拓煤量指集中大巷掘進過石門50＝(1100×1200×14×1.4-670000-202000)×0.8=20.056Mt2.準備煤量的確定準備煤量＝（帶區(qū)走向長度×帶區(qū)斜長×煤層平均厚度×煤層容量－地質損失－呆滯煤量）×帶區(qū)回采率本設計礦井的準備煤量計算得Ｚc＝16.54Mt3.回采煤量的確定回采煤量是指準備煤量范圍內已被采煤巷道所固定的可采儲量?？砂聪率接嬎悖菏街小夭擅毫浚ft；—已為采煤巷道所固定的可采儲量，萬t；—工作面回采率，%；本設計礦井回采煤量計算得Ｚn＝3.62Mt。根據有關規(guī)定，開拓煤量、準備煤量、回采煤量都應該有一定的可采期。4.《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》的有關規(guī)定1)開拓煤量可采期一般為3～5a以上；2)準備煤量可采期一般為1a以上；3)回采煤量可采期一般為6個月以上。5.本設計礦井回的實際情況1)開拓煤量可采期=20.056÷2.4÷1.4=6.0a>5a2)準備煤量可采期=16.54÷2.4÷1.4=4.9a>13)開拓煤量可采期=3.62÷2.4÷1.4=1a>6個月，滿足要求。第5章帶區(qū)巷道布置本設計帶區(qū)為北帶區(qū)，位于井田東部。淺部以-180m標高為界，深部以-340m標高為界。走向長450m，傾斜長2帶區(qū)煤柱包括帶區(qū)范圍內的邊界煤柱、隔水煤柱、斷層煤柱等。按其作用和性質可分為隔離煤柱和護巷煤柱兩大類。本帶區(qū)采用傾斜長壁兩層煤聯合開采，帶區(qū)煤柱留設如下：各煤層在帶區(qū)邊界留設5m煤柱，井田境界處留設30m保護煤柱。荊各莊礦井田位于開平向斜西北側，荊各莊礦井田自身即為一個盆狀向斜，向斜軸線偏西側，近南北延伸，中部略向西呈弧形彎曲，并向南偏東傾伏，傾伏角約5～6°。本帶區(qū)地層傾角平緩，走向變化不大，帶區(qū)內有小斷層，對開采無大的影響。由于采用傾斜長壁開采故不存在區(qū)段劃分和上下山布置，2層煤聯合開采。采用中央并列式通風。工作面長度的確定：該帶區(qū)設計產量為2.4Mt/a，一個工作面達產，即工作面日產量7272.7t/d。確定工作面長度的公式如下：式中——工作面年生產能力，Mt；——工作面年推進度，m；——工作面長度，m；——煤層厚度，m；——煤的視密度，t/m3；c——回采率，取0.93～0.97；所以：＝23上式計算得到的值，還應通過下述公式確定的工作面來校核，若L≤，則合理。式中—工作面內允許的最大風速，取4m/s；—工作面最小控頂距，m；—風速收縮系數0.9-0.95；—工作面采高，m；—晝夜產煤一噸所需風量，m3/t；—循環(huán)進度，即機采面采煤截深，m；—煤層生產率，即單位面積上出煤量，t/㎡；—晝夜循環(huán)數,即每日割煤刀數。＝300m可見＝230m＜＝300m，工作面長度合理。采用兩條斜巷,一條運輸斜巷,一條軌道回風斜巷,考慮到本設計礦井為低瓦斯礦井,煤層傾角10°左右,更有利于帶區(qū)生產的接續(xù)。帶區(qū)運料進風行人斜巷和帶區(qū)運輸回風斜巷傾角相同、層位相同，從而保證了每層煤仰、俯斜工作面停采線能順暢地貼近，避免了在停采線附近維護采空區(qū)巷道和Z形通風現象的發(fā)生。帶區(qū)運輸回風斜巷中的設備選用可伸縮皮帶輸送機，投資少，運營費低。帶區(qū)運料進風行人斜巷中的運輸設備可選用小絞車在斜巷上部的單鉤串車運輸方式，也可采用多臺小絞車在斜巷下部的單軌吊車運輸方式，還可以采用內燃機車牽引的單軌吊車，實現從帶區(qū)運料回風斜巷的輔助運輸的連續(xù)化。帶區(qū)運料進風行人斜巷和帶區(qū)運輸回風斜巷一般是平行交替布置，它們之間的間距是一個工作面的長度。帶區(qū)運輸回風斜巷與煤層群下部煤層有一交點，自交點沿下部煤層施工一回風聯絡巷與處在下部煤層中的集中回風大巷相連，構成回風回路，這條回風聯絡巷始終擔負回風的任務。同理帶區(qū)運料進風行人斜巷在類似位置也有一回風聯絡巷，其功能是在帶區(qū)運輸入風斜巷僅擔負掘進任務時為掘進工作面回風；當帶區(qū)運輸入風斜巷擔負運輸、入風和掘進任務時，回風聯絡巷中的風門關閉，分帶運輸巷的掘進工作面的回風與回采工作面聯。帶區(qū)下部車場基本形式由裝煤車場和輔助提升車場組成。根據煤炭裝車地點，設計帶區(qū)下部車場為大巷裝車式。大巷、軌道上山均采用900mm(未注明，以下長度單位均為mm)軌距。大巷用14t架線式電機車牽引，運煤列車由22個5t底卸式礦車組成，矸石混合列車由221.裝車站設計根據給定條件，裝煤車場為大巷裝車式，設計成通過式，如圖5-1所示。圖5-1調度絞車調車時大巷裝車式線路布置圖1—帶區(qū)運輸入風巷；2—煤倉；3—重車存車線；4—空車存車線；5—裝車點道岔；6、7—通過線渡線道岔；8—通過線1）存車線長度式中——空車存車線長度，m；——列車礦車個數，個；——機車長，m；——礦車長度，m；（3～5）——制動安全距離，m；——重車線存在長度，m；——煤倉溜煤閘門至渡線道岔長度，m。2）道岔選用渡線道岔DX618/4/1213，其參數為：α=14o15′，a=3472mm，b=3328mm，其連接點長度L4=12063mm。3）裝車站線路總長度2.輔助提升車場設計輔助提升車場在豎曲線以后25o坡度跨越大巷，為頂板繞道式。斜面線路采用DC618/3/15對稱道岔，α=18o55′30″，a=2077，b=2723，車場雙道中心線距離為13斜面線路對稱線路聯接長度（聯接半徑取12000）為：水平投影長度；豎曲線參數：高道為重車線，取坡度8‰，則；低道為空車線，取坡度10‰，則；高道豎曲線半徑取，低道豎曲線半徑取，詳見圖4-2豎曲線計算圖。圖5-2豎曲線計算圖為便于計算與繪圖還應計算下列參數；兩豎曲線的相對位置，。兩豎曲線下端點間的平距為：兩豎曲線上端點間的斜距為：3.起坡點位置及上山變坡段長度繞道車場起坡后跨越大巷，需保持一定巖柱。取運輸大巷中心軌道面水平至軌道斜巷軌面垂直距離h2=15m，詳見圖圖5-3頂板繞道式下部車場起坡點位置計算圖1—大巷；2—繞道；3—煤層底板；4—車場至上山斜巷；e—大巷中心線至大巷在上山一側軌道中心線間距式中；——軌道上山軌面距頂板垂直距離，hc=160。4.繞道線路計算如圖5-4頂板繞道式下部車場線路計算圖中，取12000，彎道部分軌道中心距為1300詳見圖，則，均為90o。圖5-4頂板繞道式下部車場線路計算圖1—煤倉；2—上山皮帶中心線；3—軌道上山軌道中心線；4—大巷值（低道）取，則：值（高道）：單開道岔聯接點長度，選用DK618/4/12，α=14o15′，a=3472，b=取4000，道岔聯接點m，n的值：選用DK618/4/12，道岔特征同前，轉角δ=90°，值的計算，根據大巷中心線至大巷在上山一側軌道中心線間距，，交叉點道岔始段至煤倉中心下距離煤倉中心線至井底車場方向一側渡線道岔的間距X0：即單開道岔與渡線道岔不重合，線路布置合理。檢查繞道車場道岔N3與大巷裝車站車場道岔N5的間距：式中—道岔長度，—煤倉溜煤閘門口至渡線道岔長度，；—渡線道岔長度，。由計算知，N3與N4在位置上互不影響，線路布置合理。5.高低道高差閉合計