1、 .PAGE87 / NUMPAGES90 目 錄TOC o 1-2 h z uHYPERLINK l _Toc169428950前言HYPERLINK l _Toc1694289511 礦區概況與井田地質特征 PAGEREF _Toc169428951 h 1HYPERLINK l _Toc1694289521.1 礦區概況 PAGEREF _Toc169428952 h 1HYPERLINK l _Toc1694289531.2 井田地質特征 PAGEREF _Toc169428953 h 2HYPERLINK l _Toc1694289541.3 井田勘探程度 PAGEREF _Toc1

2、69428954 h 5HYPERLINK l _Toc1694289552礦井儲量、年產量與服務年限 PAGEREF _Toc169428955 h 6HYPERLINK l _Toc1694289562.1 井田境界 PAGEREF _Toc169428956 h 6HYPERLINK l _Toc1694289572.2 井田儲量 PAGEREF _Toc169428957 h 6HYPERLINK l _Toc1694289582.3 礦井年產量與服務年限 PAGEREF _Toc169428958 h 8HYPERLINK l _Toc1694289593井田開拓 PAGEREF _

3、Toc169428959 h 10HYPERLINK l _Toc1694289603.1 概述 PAGEREF _Toc169428960 h 10HYPERLINK l _Toc1694289613.2 井田開拓 PAGEREF _Toc169428961 h 10HYPERLINK l _Toc1694289623.3 井筒特征 PAGEREF _Toc169428962 h 16HYPERLINK l _Toc1694289633.4 井底車場 PAGEREF _Toc169428963 h 19HYPERLINK l _Toc1694289643.5 開采順序與采區、采煤工作面的配置

4、 PAGEREF _Toc169428964 h 27HYPERLINK l _Toc1694289653.6 井巷工程量和建井工期 PAGEREF _Toc169428965 h 29HYPERLINK l _Toc1694289664采煤方法 PAGEREF _Toc169428966 h 32HYPERLINK l _Toc1694289674.1 采煤方法的選擇 PAGEREF _Toc169428967 h 32HYPERLINK l _Toc1694289684.2 采區巷道布置與生產系統 PAGEREF _Toc169428968 h 32HYPERLINK l _Toc1694

5、289694.3 采煤工藝設計 PAGEREF _Toc169428969 h 38HYPERLINK l _Toc1694289705礦井運輸、提升與排水 PAGEREF _Toc169428970 h 42HYPERLINK l _Toc1694289715.1 井下運輸系統和運輸方式的確定 PAGEREF _Toc169428971 h 42HYPERLINK l _Toc1694289725.2 礦井提升 PAGEREF _Toc169428972 h 44HYPERLINK l _Toc1694289735.3 礦井排水 PAGEREF _Toc169428973 h 50HYPER

6、LINK l _Toc1694289746礦井通風與安全技術措施 PAGEREF _Toc169428974 h 59HYPERLINK l _Toc1694289756.1 礦井通風系統的選擇 PAGEREF _Toc169428975 h 59HYPERLINK l _Toc1694289766.2 風量機算與風量分配 PAGEREF _Toc169428976 h 61HYPERLINK l _Toc1694289776.3 全礦通風阻力計算 PAGEREF _Toc169428977 h 65HYPERLINK l _Toc1694289786.4 扇風機選型 PAGEREF _Toc

7、169428978 h 69HYPERLINK l _Toc1694289796.5 礦井安全技術措施 PAGEREF _Toc169428979 h 71HYPERLINK l _Toc1694289807礦山環保 PAGEREF _Toc169428980 h 76HYPERLINK l _Toc1694289817.1 礦山污染源概述 PAGEREF _Toc169428981 h 76HYPERLINK l _Toc1694289827.2 礦山污染的防治 PAGEREF _Toc169428982 h 79HYPERLINK l _Toc169428983結論 PAGEREF _To

8、c169428983 h 82HYPERLINK l _Toc169428984致 PAGEREF _Toc169428984 h 84HYPERLINK l _Toc169428985參考文獻 PAGEREF _Toc169428985 h 851 礦區概況與井田地質特征1.1 礦區概況1.1.1地理位置與交通情況靈新煤礦位于回族自治區靈武市磁窯堡鎮境，井田至省府市50km，西距靈武市39km。靈（武）鹽（池）公路從井田北緣穿過，井田北端距銀（川）古（窯子）磁（窯堡）公路終點古窯子6km，礦區鐵路專用支線（大壩古窯子）全長70km，在大壩與包（頭）蘭（州）鐵路接軌。公路、鐵路交通極為方便。（

9、見交通位置圖1-1-1） 1-1-1 交通位置圖1.1.2地形地貌井田圍地形起伏不大，略呈南高北低，周圍高中間低之勢，標高一般在海拔+1290m+1350m之間，相對高差達百米左右。最高點為井田西南五疙瘩山，標高為+1409.6m，最低點在第四勘探線西天河兩側，標高為+1282m，井田沙丘廣布，常見新月沙丘，四周多由各厚層沙體組成的高低殘丘環繞，因此本地區屬低緩丘陵地帶。1.1.3氣象與地震本地區屬典型的大陸性半濕潤半干旱氣候，雨季多集中在69月，具有冬寒長，夏暑短，雨雪稀少，氣候干燥，風大沙多，南寒北暖等特點。由于本地區平均海拔在1000米以上,所以夏季基本沒有酷暑；1月平均氣溫在零下8oC

10、以下，極端低溫在零下22oC以下。本地區氣候的最顯著特征是：氣溫日差大，日照時間長，太陽輻射強，晝夜溫差一般可達1215oC。本區地震烈度最大達到8度。1.1.4電源、水源、勞動力本礦預從上一級古110kv變電所（靈武礦區水電分公司管轄）6kv母線段采用兩回路架空線引至靈新煤礦。礦井用水主要分為地面用水和井下用水。地面用水主要是由西天河和一座水廠來供應。井下用水采用井下排水經處理后再返回井下。礦區靠近人口密集的靈武市和市，勞動力資源比較豐富。1.2 井田地質特征1.2.1地層與地質構造、地層本井田地表為第四系風積沙覆蓋，基巖只在局部有裸露，地層由老至新為奧系（O）、石炭系（C）、二疊系（P）、

11、三疊系（T）、侏羅系（J）、白堊系（K）、第三系（R）、第四系（Q）。、地質構造礦區地質條件簡單，整體為一簡單的向斜構造。磁窯堡向斜為本井田的主要構造，走向近南北，北窄南寬，兩翼不對稱。向斜軸展布于井田中部偏東，縱向為東翼陡，西翼緩，形似煙斗形，南寬北窄，在北邊收斂。煤層沿走向有起伏，平均傾向104，傾角1117，平均傾角14。井田未發現大斷層。1.2.2煤層與煤質煤層a、煤系含煤地層主要含煤地層為侏羅系中下統組（J1-2y），巖性以砂巖為主，粉砂巖和泥巖次之，該組平均厚度355.6m,，共含煤37層，編號煤層共17層，主要可采煤層為6層（二、六、十三、 十四、十五、十六號煤），平均總厚度27

12、.65m，含煤系數7.75%。 b、主要可采煤層主采煤層上組煤二號煤、六號煤,下組煤十三號煤、十四號煤、十五號煤、十六號煤。本次設計的主要可采煤層為十五號煤層。 1、二煤：上距一煤層1015m，厚度變化較大，8線以南煤層厚度為 8.5m11m，一般含一層夾矸，夾矸厚度0.30.4m，矸石以下煤厚1m左右，8線以北煤厚3.5-8.5m，結構較復雜，一般含有23層含炭質粉砂質泥巖或泥巖夾矸。在45線附近，二煤受古河床沖刷變薄，含35層夾矸，矸石厚度達0.6m，煤質低劣，頂板疏松。5線以頂板北因古河床沖刷直接頂以砂巖為主，在西北、東南以細砂巖、粉砂巖為主，近中部以泥巖為主。二煤老頂細砂巖，直接頂板為

13、粉砂巖、細砂巖, 10勘探線南有泥巖，屬中等穩定頂板。底板大部分為粉砂巖、細砂巖，夾薄層泥巖，屬不穩定底板。2、六煤：上距二煤一般5060m，全井田穩定可采，結構簡單，煤厚0.947.69m，平均2.4m，7線以北為2m以下,局部在1.6米以下，以南稍變厚，由北向南，由淺而深煤層增厚。頂板以粉砂巖為主，56線西緣多為中、粗砂巖；底板為中、細砂巖或粉砂巖。六號煤頂板大部分為粉砂巖，軸部附近為細砂巖，屬不穩定頂板。底板大部分為粉砂巖、細砂巖，裂隙發育，屬不穩定底板。3、十三煤：上距六煤一般140m米左右，煤層厚度在7線以北厚1米，以南稍厚近1.5米，煤層結構簡單，局部含一層薄夾矸。頂板在5線以北以

14、細砂巖為主，底版為粉砂巖。4、十四煤：上距十三煤15m左右，煤層厚度穩定，全井田可采。頂板巖性5線以北以細砂巖為主, 底板為細砂巖、粉砂巖。煤層厚度2.22.9m靠近下部有一層夾矸，矸石以上煤厚為1.61.9m,軒石以下煤厚0.40.8m,矸石厚度為0.20.6m左右，煤層頂板有一層0.20.4m的含炭質泥巖偽頂，偽頂具較多滑面，易脫落。9線以南煤層厚度2.7m左右，不含夾矸。十四號煤頂板多為粉砂巖，屬中等穩定頂板。底板一般為細砂巖、粉砂巖，泥鈣質膠結,屬不穩定底板。5、十五煤：上距十四煤一般20m左右，煤層厚度穩定，全井田可采。4線以北層間距變小為68m。煤層在07線以北厚一般910m，向南

15、略變薄，平均厚度為8.74m，結構簡單，局部含12 層0.3m左右的泥巖夾矸。頂板多以中、細砂巖為主，底板以粉砂巖為主。十五號煤層老頂多為中、粗砂巖，在局部不連續沉積一層硅質膠結中細粒砂巖，硬度f=7，厚0.12.0米，直接頂為泥巖，屬不穩定頂板。底板一般為細砂巖、粉砂巖，屬中等穩定底板。6、十六煤：上距十五煤在5線以北07線以南一般1520m, 507線之間為10m左右。頂板以粉砂巖、細砂巖為主；底板為中、細砂巖。煤厚4m左右，東北端2線附近薄0.140.98m,南部西翼厚45m，最大達7m,，東翼13m。該煤層結構復雜，一般具有24層夾矸，多為泥巖與粉砂質泥巖，變化較大，可比性差，但在61

16、0線圍夾矸只有12層，煤厚變化不大。含夾矸一層，夾矸以上煤厚2.6m左右，矸石以下煤厚2.2m 左右。矸石厚度一般0.10.4m，巖性為粉砂巖。十六號煤頂板多為細砂巖、中砂巖，屬堅硬頂板。底板多為粉砂巖，屬中等穩定底板。設計可采煤層特征表 表1-2-1煤層名稱煤層厚度（m）傾角()圍巖性質容重(t/m3)最小-最大平均可采厚度頂板底板十五煤6.88-10.018.7414泥巖細砂巖、粉砂巖1.40煤質、煤種：本井田十五號煤層屬于低變質的煙煤，煤種為不粘煤 （BN），精煤揮發分在30%37%之間，Y值為零，粘結性為2。煤層煙煤灰份平均在6.5%10.59%之間，硫分含量在0.31%-1.17%之

17、間。原煤發熱量（Q）在62006950卡/克之間，屬于特低灰、特低硫、特低磷、較高水分的不粘結煤。但煤塵爆炸指數為33. 12%34.3%，有煤塵爆炸危險。十五號煤層屬易自燃發火煤層，發火等級為一類，最短自燃發火期23天。1.2.3水文地質情況地表水特征西天河是區唯一常年地表水流，發源于五疙瘩山之東麓，全長30余公里，自南向北蜿蜒縱貫井田，只舊磁窯折向西流，經西北流入黃河，河水補給水源為潛水和各生產礦井排水，以與降水形成片狀滲流補給，僅在雨季山洪爆發時，才有地表水匯集補給，洪流4.43-66.8L/s。含水層的水文地質本井田共有含水層三層，分別為第四系潛水含水層, 侏羅系中統直羅組砂巖含水層,

18、 侏羅系中下統組含水層（分為一煤至八煤砂巖含水層組，八煤至十七煤砂巖含水層組，都屬弱含水層，以與煤系底部分界線的寶塔山砂巖強含水層組）。礦井水文地質類型中等，主要水害類型有地表西天河洪水、基巖含水層水、老窯積水與采空區積水四種。礦井正常涌水量220 m3/h，最大涌水量250 m3/h。1.3 井田勘探程度根據靈新煤礦井田勘探精查地質報告，基本查清了地層、構造、煤層的對比情況，獲得較為可靠的儲量，滿足設計的要求。井田鉆孔密度合理。本井田地質條件簡單，15號煤層賦存穩定，結構簡單，頂板易垮落，底板穩定，開采條件較好。同時煤層易自燃發火，煤塵有爆炸危險。礦井相對瓦斯量為4 m3/t，本礦井屬于低瓦

19、斯礦井。但是在勘探過程中，存在著一些誤差，如井田圍未發現斷層，但對于落差小于5m的斷層是否存在尚難結論，建議在下一步的工作中采用三維地震勘探，對小斷層構造進行預測。礦井儲量、年產量與服務年限2.1 井田境界井田境界應根據地質構造、儲量、水文、煤層賦存情況、開采技術條件、地貌等因素，進行技術分析后確定。一般以下列情況為界：、以大斷層、褶曲、和煤層露頭、老窖采空區為界；、以山谷、河流、鐵路、較大的城鎮建筑物的保護煤柱為界；、以相鄰礦井井田境界煤柱為界；、人為劃分井田。本礦井的井田圍是西部以煤層風化帶為界，南部以12勘探線為界，北部以第五勘探線為界，深部以向斜軸為界。井田的走向長度從4.83km到5

20、.35km，平均走向長度為5.09km；傾向長度從1.77km到3.74km，平均傾向長度為2.45km。井田面積為12.09km2。2.2 井田儲量2.2.1礦井工業儲量礦井工業儲量是勘探（精查）地質報告提供的“能利用儲量”中的A、B、C三級儲量之和，本井田15號煤層賦存穩定，結構簡單，煤層最小厚度為6.88m，最大厚度為10.01m，平均厚度為8.74m。經計算得出全井田的地質儲量為152.46Mt，其中A級儲量為47.73Mt，B級儲量為46.8Mt，C級儲量為57.93Mt。其中A、B級之和所占比例符合表2-2-1的規定。井田地質儲量匯總見表2-2-2。 礦井高級儲量比例 表2-2-1

21、地質開采條件簡單中等復雜儲量級別比例（%）大型中型小型大型中型小型中型小型井田A+B級儲量占總儲量的比例4035253540202515第一水平A+B級儲量占本水平儲量的比例70604060503040不做具體規定第一水平A級儲量占本水平儲量的比例4030153020不做具體規定不要求井田地質儲量匯總表 表2-2-2煤層工業儲量（Mt）（A+B）/(A+B+C)ABA+BCA+B+C十五煤47.7346.894.5357.93152.46符合2.2.2礦井設計儲量礦井設計儲量是礦井工業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

22、失量后的儲量。因本井田沒有較大的建筑物，另外目前沒有發現斷層，且涌水量較小，所以本井田的礦井設計儲量就是用礦井工業儲量減去井田境界保護煤柱。井田境界一側留設20m寬的保護煤柱，經計算，該井田境界保護煤柱所需的儲量是3.77Mt，故礦井設計儲量為148.66Mt。2.2.3礦井設計可采儲量 礦井設計可采儲量是用礦井設計儲量減去工業場地保護煤柱、礦井井下主要巷道與上、下山保護煤柱量后乘以采區采出率的儲量。各種保護煤柱損失量與可采儲量見表2-2-3。礦井工業廣場保護煤柱設計計算參數見表2-2-4；礦井工業廣場保護煤柱留設見圖2-2-1。 礦井可采儲量計算表 表2-2-3煤層名稱工業儲量（A+B+C）

23、(萬t)礦井設計儲量（萬t）礦井可采儲量（萬t）永久煤柱損失設計儲量設計煤柱損失可采儲量斷層煤柱境界煤柱其他煤柱工業場地煤柱井下巷道煤柱1515243037701486643018310689 工業廣場保護煤柱設計參數表 表2-2-4煤層（） 煤厚（m）埋深（m）（）（）（）（）148.749045636963圖2-2-1 礦井工業廣場保護煤柱計算圖由礦井工業場地占地面積指標計算出該礦井的工業廣場面積為142500m2，又由礦井工業廣場保護煤柱計算圖計算出工業廣場保護煤柱與井筒保護煤柱損失量為430萬噸。2.3 礦井年產量與服務年限2.3.1礦井工作制度礦井設計生產能力按年工作日330d，每天

24、凈提升時間16h，采用每日三班作業，每班工作八小時。2.3.2礦井年產量與服務年限礦井服務年限按下式計算： 式中：T礦井設計服務年限，a； Zk礦井設計可采儲量，Mt； A礦井設計生產能力，Mt/a； K儲量備用系數，K=1.31.4。 經計算確定，本礦井的礦井設計生產能力為1.50Mt/a，全礦井的服務年限為52.78a。井田開拓3.1 概述由于原靈新煤礦水文地質條件簡單，表土層僅厚20m左右，煤層埋藏淺，所以采用斜井開拓。斜井開拓在施工技術、設備器材、地面設施、井筒裝備和井底車場方面比較簡單、工程量少。因而建設速度快，出煤早，投資少，并宜于開拓延深、改擴建和多水平生產。原礦井井下全部采用帶

25、式輸送機運煤，從工作面到地面連續運輸，有力的保證了高產高效。影響設計礦井開拓的主要因素：井田地質和水文地質條件（特別是表土層情況）；煤層賦存和開采技術條件；地形地貌和地面外部條件；技術裝備和工藝系統條件；施工技術和設備條件；總體設計和礦井生產能力要求等。3.2 井田開拓3.2.1對井田開拓中若干問題分析、井田劃分與開采水平數目與位置由于本井田的傾井田南翼傾向長度較大，北翼較小，所以根據階段要有合理的斜長和階段垂高，將井田南翼劃分為三個階段，井田北翼劃分為兩個階段，井田南翼設置兩個水平，水平標高分別為+1070m、+850m；井田北翼設置一個水平，水平標高為+1070m，階段斜長都在1000m左

26、右，階段垂高在250m以，符合設計要求。由于本井田煤層傾角為14，瓦斯含量低，涌水量小，適合采用單水平上、下山開采，在礦井生產前期，+1070m水平為整個井田I、II階段服務，采用單水平上、下山開采。生產后期，井田南翼的+850m水平為井田南翼的第III階段服務，采用下山開采。第一水平的服務年限滿足設計要求。階段沿走向沒有大的地質構造變化，整個井田的I、II階段沿走向劃分為四個采區；井田南翼的第III階段為一個采區，即本井田劃分為五個采區。每個采區的走向長度在2000m以上，符合設計規。、井硐形式、數目與其配置a、井硐形式的選擇靈新煤礦井田煤層埋藏淺，表土層不厚，水文地質條件簡單，井筒不需特殊

27、施工的傾斜煤層，故采用斜井開拓（即主、副、風井都采用斜井）。斜井井筒掘進技術和施工設備比較簡單，掘進速度快，地面工業建筑、井筒裝備、井底車場與硐室都比較簡單。井田北翼的兩個采區共用一個回風井，井田南翼的三個采區共用一個回風井。b、井筒數目主斜井提煤，副斜井輔助提升兼進風。由于井田走向長度偏長，所以本設計采用采區風井通風，11、13采區的回風井設在井田北翼的采區上部邊界，12、14、22采區的回風井設在井田南翼的采區上部邊界。即整個井田有兩個回風井。c、井筒位置的選擇為了使井田兩翼可采儲量基本平衡，走向運輸大巷的運輸費用最低，同時在生產中保持兩翼均衡生產和采區的正常接續，將主斜井、副斜井井筒位置

28、選擇在井田走向方向的儲量中央（位于鉆孔0701西南方向處）。此處地面較平坦，地質構造簡單，開采條件較好。、運輸大巷和總回風巷的布置a、運輸大巷的布置運輸大巷服務于整個開采水平的煤炭和輔助運輸以與通風、排水和管線敷設，服務年限很長。由于本礦井的主要運輸大巷服務年限長，十五號煤層的頂板不穩定，煤層易自然發火，所以運輸大巷布置在煤層底板的巖石中，距煤層的距離為30m。b、總回風巷的布置本設計的通風方式為采區風井通風，清洗過工作面的風經過區段回風平巷，再經過回風石門，直接從風道排出，所以本設計不布置總回風巷。3.2.2開拓方案的提出與技術比較方案I：斜井兩水平開拓。主、副斜井井口與工業場地位于井田上部

29、的中央位置（位于鉆孔0701西南方向），工業場地地形平坦。地面標高為+1312m，第一水平標高為+1070m，第二水平標高為+850m。兩個水平都采用斜井開拓，主、副斜井井筒從煤層頂板穿過煤層。主斜井井筒傾角為17，副斜井井筒傾角為23。主斜井井筒至第一水平長845m，副斜井井筒至第一水平長630m。第二水平主、副斜井的傾角均為13 ,長度為910m.在礦井建設工程前期，+1070m水平為整個井田I、II階段服務，采用單水平上、下山開采。建設工程后期，延深主、副斜井至+850m， +850m水平為井田南翼的第III階段服務，采用下山開采。水平運輸大巷布置在煤層底板的巖石中，距煤層30m；通風方

30、式采用采區風井通風。開拓方式示意圖見圖3-2-1。圖3-2-1 方案I開拓方式示意圖方案II：立井兩水平開拓。主、副立井井口與工業場地位于井田中央位置（位于鉆孔804西側），工業場地地形平坦。地面標高為+1312m，第一水平標高為+1070m，第二水平標高為+850m。兩個水平都采用立井開拓，主、副井井筒至第一水平長250m，從第一水平至第二水平的長度為208m。+1070m水平為整個井田I、II階段服務，采用單水平上、下山開采。建設工程后期，延深主、副井至+850m， +850m水平為井田南翼的第III階段服務，采用下山開采。水平運輸大巷布置在煤層底板的巖石中，距煤層30m；通風方式采用采區

31、風井通風。開拓方式示意圖見圖3-2-2。圖3-2-2 方案II開拓方式示意圖方案III：立井三水平上山開拓。主、副立井井口與工業場地位于井田中央位置（位于鉆孔804西側），工業場地地形平坦。地面標高為+1312m，第一水平標高為+1070m，第二水平標高為+850m第三水平標高為+600m。三個水平都采用立井開拓，主、副井井筒至第一水平長250m，從第一水平至第二水平的長度為208m，從第二水平至第三水平的長度為245m。三個水平都采用上山開采。水平運輸大巷布置在煤層底板的巖石中，距煤層30m；通風方式采用采區風井通風。開拓方式示意圖見圖3-2-3。圖3-2-3 方案III 開拓方式示意圖從以

32、上的開拓方式示意圖對方案II與方案III進行比較，這兩個方案的在技術上均是可行性方案。但是方案III比方案II要多開井筒（2452m）、井底車場（19800m3+11790m3），運輸石門（1911m）、運輸大巷（2300m），并相應地增加了井筒、石門與運輸大巷的提升、運輸、排水與通風費用。所以在方案II與方案III中選擇方案II。本井田煤層傾角為14，瓦斯含量低，涌水量小，適宜采用上、下山開采。方案I與方案II均為第一水平采用單水平上、下山開采，第二水平采用下山開采，而且生產系統簡單、可靠。雖然說方案I與方案II相比，在施工技術、設備器材、地面設施、井筒裝備和井底車場都比較簡單、工程量少，但

33、是斜井的井筒長，維護費用高，各種管線敷設長度大，通風阻力大，人員進出井和材料設備等輔助運輸時間長，增加了不少費用。所以方案I與方案II要通過經濟比較才能確定出最優方案。3.2.3方案的經濟比較由于方案I與方案II在第一、二水平的準備方式和采煤方法都完全一樣，對不同的開拓方案進行比較時，一些一樣的部分可以不進行比較，于是我們在對方案I和方案II兩個方案進行比較時，可以只將兩個方案中有差別的基建工程量、基建費用、生產經營費用與費用匯總表分別計算匯總于表3-2-1、表3-2-2、表3-2-3、表3-2-4。通過費用匯總表3-2-5在經濟上來比較兩方案的優越。 方案工程量計算表 表3-2-1方案項目方

34、案I方案II工程量 /m工程量 /m初 期主井井筒845250副井井筒630250石 門井底車場10001600后期主井井筒910208副井井筒910208石 門928井底車場10001600 基本建設費用表 表3-2-2時期 方案項目 方案I方案II工程量/m單價/元m-1費用/萬元工程量/m單價/元m-1費用/萬元初期主井井筒8454798405.4325011004275.1副井井筒6304318272.0325011004275.1井底車場10002543254.315002543381.45主石門后期小計931.76931.65后期主井井筒9104798436.61208110042

35、28.88副井井筒9104318392.9320811004228.88井底車場10002543254.315002543381.45主石門9282543235.99后期小計1083.841220.66總計2015.62152.31 方案I生產經營費用表 表3-2-3工程項目名稱費用（萬元）提升一水平：1.28769.560.8450.48=4268.32二水平：1.22074.440.70.48=836.41排水一水平：2202436543.280.11210-4=934.18二水平：2202436510.240.11210-4=221.02合計6259.93 方案II生產經營費用表 表3-

36、2-4工程項目名稱費用（萬元）提升一水平：1.28769.560.251.32=3472.74二水平：1.22074.440.2081.32=683.47石門運輸二水平：1.22074.440.930.381=882.04排水一水平：2202436543.280.15210-4=1267.82二水平：2202436510.240.15210-4=299.96合計6606.03費用匯總表 表3-2-5 方案項目 方案I方案II費用/萬元費用/萬元基建工程費2015.62152.31生產經營費6259.936606.03總費用8275.538758.34百分率100%105.8%3.2.4確定方案

37、綜上比較可知方案II的總費用超過了方案I的5.8，故決定采用方案I。即斜井兩水平開拓。第一水平位于+1070m，采用單水平上、下山開采；第二水平位于+850m，采用下山開采。第一水平主斜井井筒傾角為17，副斜井井筒傾角為23。主斜井井口至第一水平長845m，副斜井井口至第一水平長630m，第二水平主、副斜井傾角均為13 ,長度均為910m。整個井田劃分為五個采區，井田南翼有三個采區（12、14、22采區），井田北翼有兩個采區（11、13采區）。水平運輸大巷布置在煤層底板的巖石中，距煤層30m。風井為斜井，井田北翼的兩個采區共用一個回風井，井田南翼的三個采區共用一個回風井。通風方式采用采區風井通

38、風。3.3 井筒特征確定了開拓方式后，還應對主要井筒（包括主、副、風井）的橫斷面布置形式、井筒裝備、井筒斷面尺寸、井筒支護材料等特征進行說明。3.3.1主井主井主要用于提升原煤，采用鋼繩芯帶式輸送機，膠帶寬度B1200，主井設檢修道，使用澆灌混凝土整體固定道床，混凝土厚度D200，井筒采用混凝土支護，井壁厚度為300。人行道設于井筒中間，寬度為C950。設計井筒寬為B4500。主井井筒斷面圖見圖3-3-1。主斜井筒主要參數見井筒特征表3-3-1。3.3.2副井副井主要負擔礦井的運料、排矸、運送人員、進風等；井筒長度為630m；采用串車提升，副斜井的布置形式為雙軌布置，軌距為600，使用澆灌混凝

39、土整體固定道床，混凝土厚度D150，井筒采用混凝土支護，井壁厚度為400。選用一噸固定式礦車運輸，巷道運輸設備最大寬度A1取1200，非人行側寬度a=1050，設計井筒寬為B4800。副井井筒斷面圖見圖3-3-2，井筒主要參數見井筒特征表3-3-1。3.3.3風井風井主要用于回風，兼行人。本礦井采用采區通風方式，首采區的回風與回風石門長度為120m，風井傾角為30。井筒主要參數見井筒特征表3-3-1。圖3-3-1 主斜井井筒斷面圖圖3-3-2 副斜井井筒斷面圖 井筒特征表 表3-3-1井筒名稱主井副井風井井口坐標X（m）421509142149254216060Y（m）363805173638

40、059636380688Z（m）+1313+1310+1312用途運煤升降人員、下放物料、排矸以與進風回風提升設備SDJ-150膠帶輸送機1.0t礦車井筒傾角（）172330斷面形狀圓拱形圓拱形圓拱形支護方式混凝土混凝土混凝土井筒壁厚（m）300400300提升方位角（）296296286井筒深度（m）84563033斷面積凈（m2）16.512.511.6掘（m2）23.717.616.63.4 井底車場井底車場是連接礦井主要提升井和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯系著井筒提升和井下運輸兩大生產環節，擔負提煤、提矸石、下物料、通風、排水、供電和升降人員等各項工作任務。它是井下運輸

41、的總樞紐。3.4.1設計基本參數主井采用膠帶輸送機運煤，副井采用串車作為輔助提升。井下主要運輸大巷采用3t底卸式礦車運煤，雙機10t架線式電機車牽引。輔助運輸與矸石運輸采用1t固定式礦車，矸石量占礦井產量的10%，矸石由副井提升。掘進煤量占礦井產量的10%，到翻機車硐室翻入井底煤倉由主井提升。3.4.2確定井底車場形式靈新煤礦屬于大型礦井，井筒與運輸大巷距離較近，大巷采用底卸式礦車運輸，故選用折返式車場。井底車場線路布置示意圖見圖3-4-1。圖3-4-1 井底車場線路布置示意圖、井底車場調車方式井底車場設專用機車調車。當電機車牽引重列車駛進調車線后，電機車摘鉤，駛向空車線牽引空車。、井底車場各

42、線路長度確定主、副井空重車線長度應符合設計規規定：主井空、重車線長度應能夠容納1.52列車，副井進、出車線長度，應能夠容納11.5列車。材料車線應能夠容納10個以上材料車到一列車。L=mnL1+L3+L2式中：L車線有效長度，m;m列車數，列；n每列礦車數，輛；L1每輛礦車長，m；L2電機車長，m；L3電機車制動距離，一般為1215m；主井空重車線確定L=2203.45+15+4.5=157.5m 取L=158m；副井空重車線確定L=1.5262.0+12+2.7=92.7m 取L=93m；、軌道道岔本設計采用用軌型為30/m，軌距為600mm，主井系統選用6號、5號道岔；材料、矸石線選用4號

43、、3號道岔。a、單開道岔非平行線路連接已知：單開道岔ZDK630-6-25，=92744，a=4972mm，b=5128mm，R=25000mm，=30。 求m、n、H、T、K、M、f。（示意圖見圖3-4-2） 代入公式，經計算得出：T=7168mm，m=14846mm，M=25503mm，H=6779mm，n=9063mm，f=5903mm圖 圖3-4-2b、單開道岔平行線路連接 已知：單開道岔ZDK6305-15，=111836，a=3967mm，b=4333mm，R=15000mm，s=1600mm。求B、n、m、T、c、L。（示意圖見圖3-4-3）代入公式，經計算得出：B=8022mm

44、，m=8180mm，T=1482mm， 圖3-4-3n=6698mm，c=3846mm，L=11804mmc、對稱道岔連接計算 已知：DC630-3-9，a=2300mm，b=2852mm，=182606，R=9000mm， S=1800mm。求B、n、m、T、b1、c、L。（示意圖見圖3-4-4）代入公式，經計算得出：B=4918mm，m=4982mm，T=727mm，n=4255mm ，b1=2890mm，c=1365mm，L=8009mm圖3-4-4 井底車場通過能力計算a、區段劃分根據區段劃分的原則，井底車場區段劃分如下：圖3-4-5 井底車場區段劃分示意圖b、調度圖表的編制3t噸底卸

45、式礦車運行時間表 表3-4-1區段運行狀況運行距離（m）運行速度（m/s）運行時間（s）1-21021.5682-3308.81.5206III3-41021.5684-5469.62.5189V2-6182.3291c、井底車場通過能力 由以編制的井底車場調度圖表，可以計算出列車進入井底車場的平均間隔時間。從調度圖表看出，運行總時間為:23min計算井底車場的通過能力A：式中： A井底車場的通過能力，噸/年；每一調度循環進入井底車場的所有列車凈載煤量,206t; 1.15運輸不均系數； T每一調度循環時間，23min。 由此：A=196.26萬t 因為196.26/150=1.31，即井底車

46、場的備用通過能力為131%，故該井底車場線路平面布置符合通過能力要求。3.4.3井底車場主要巷道斷面與硐室位置巷道斷面設計主要包括：巷道斷面形狀的選擇、巷道支護方式與巷道斷面尺寸確定等容。、巷道斷面形狀選擇 井底車場巷道服務年限長，要求將井底車場巷道布置在穩定的巖層中，因此，一般井底車場巷道采用拱形斷面。、巷道支護方式 井底車場巷道一般多采用噴射混凝土支護。、巷道斷面尺寸的確定巷道斷面的尺寸要符合煤礦安全規程規定：巷道凈斷面，必須滿足行人、運輸、通風、設備安裝、檢修和施工的需要。因此，巷道斷面尺寸主要取決于巷道的用途；存放或通過它的機械、器材或運輸設備的數量與規格；人行道寬度與各種安全間隙以與

47、通過巷道的風量等。、井底車場主要硐室a、主井系統硐室 1）、井底煤倉：井下煤倉上接卸載站硐室，下連裝載硐室。通常為一條較寬的傾斜巷道，其中分成兩個隔間，一個用以存煤，另一個為人行通道。近年來，也有些礦井采用了垂直式煤倉。2）、主井清理撒煤硐室與斜巷：煤炭從大巷到主斜井時，部分煤炭撒落到井底。為了清理需設置清理撒煤硐室，其中安設提升絞車，并經清理斜巷將礦車送入井底。清出的煤炭提升至運輸水平，然后由礦車運至煤倉。 3）、主井井底小水泵房：為了清理撤煤和防止設備被水淹沒，必須與時排除井底積水。通常在清底設備之下或其附近，于井筒一側開一小泵房，安設兩臺水泵，一臺工作，一臺備用。井底積水排入井底車場巷道

48、的水溝中，再流入水倉。b、副井系統硐室 1）、中央變電所：中央變電所硐室是全礦井下電力總配電站，為了節約輸入，輸出電纜線，配電均衡，安裝維護方便和便于提供新鮮風流等目的，宜將變電所置于副井與井底車場連接的附近。變電所必須采用不燃性材料支護，如選用混凝土或料石砌碹，條件許可也可采用不燃性錨噴支護。硐室必須設置易關閉的既防水又防火的密閉門，門可設向外開的鐵珊門，但不能妨礙門的關閉。從硐室出口防火門起5米的巷道應砌碹或用其它不然性材料支護。變電所的地平，應比副井重車線側的硐室通道與車場巷連接點處的標高高出0.5米。硐室不應有滴水現象，電纜溝應設一定坡度，以便將積水隨時排除室外。中央變電所應根據規定，

49、設置滅火器材，如配備滅火設備和充足的沙箱，為此在硐室設計尺寸時，應留出相應的位置。2）、中央水泵房：水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全運行關系重大，故水泵房硐室位置的選擇應考慮以下因素：管線敷設最短，不僅節約管線電纜，而且管道阻力和電壓降最小。一旦井下發生水患，人員，設備便于撤出，或便于下放排水設備，增加排水能力，迅速排除事故，恢復生產。要求具有良好的通風條件根據以上要求，硐室位置應選在井底車場與副井連接處附近空車線一側，以便于設備運輸，與中央變電所硐室組成聯合硐室，即使有特殊原因也要盡可能靠近副井。中央水泵房硐室必須采用不燃性材料支護，如砌料石或混凝土碹，在堅固的巖層中也可是用錨噴支

50、護，但不得有淋水。出口通道處需設置向外開啟的能防水防火的密閉門。從硐室出口密閉門起5米的巷道，應砌碹或采用其它不燃性材料支護。泵房硐室的地平應高出通道與車場連接處地板0.5米，設有流水坡，以防硐室積水。水泵工作的總能力應滿足20小時排出礦井24小時的正常涌水量。3）、井底水倉：井底水倉是按照礦井正常涌水量計算的，煤礦安全規程規定，當礦井正常涌水量在1000立方米/小時以下，主要水倉有效容積能容納8小時的正常涌水量。同時主要水倉的有效容積不得小于四小時的礦井正常涌水量。礦井主要水倉必須含有水倉和外水倉，當一個水倉清理時，另一個水倉能正常使用，特殊情況應設多條水倉。據上述可知，本礦正常涌水量220

51、m3/h，小于1000m3/h。故其容量： V=Q8 V：水倉容積，m3 Q：礦井正常涌水量，m3/h V=1760 m3本礦井水倉斷面為半圓拱形，斷面面積為6m3，故井底水倉的長度為294m，設外兩個水倉，用混凝土砌碹，考慮到支架間隙亦可儲水，水倉凈斷面應乘以1.2的系數。為使淤泥易于沉淀和清理，水倉向配水倉方向設立反坡，其坡度常為1-2，在水倉最低點既清理斜巷底部附近應設積水窩，在清理水倉時能將積水排出，以方便清理工作。5）、等候室:在副井井筒附近應設置等候室，作為工人候跟休息的場所。等候室多和工具房相鄰，以便于工人領取工具。各硐室的具體位置見井底車場平面布置圖。3.5 開采順序與采區、采

52、煤工作面的配置3.5.1開采順序安全規程規定：突出礦井、高瓦斯礦井、低瓦斯礦井高瓦斯區域的采煤工作面不得采用前進式采煤方法。本設計礦井為低瓦斯礦井，故可以采用前進式開采順序，即從井田中央開始，向井田的南、北兩翼開采。設計采用走向長壁采煤法，綜合機械化采煤，井田被劃分為一個水平， 三個階段，第一水平采用單水平上、下山開采，第二水平采用下山開采。先開采上山，再采下山，上、下山均采用后退開采。3.5.2保證年產量的同采采區數和工作面數采區的生產能力應根據地質條件、煤層生產能力、機械化程度和采取工作面接替關系等因素確定。、礦井達到設計產量的回采工作面個數a. 確定達到設計產量時工作面總線長：式中：B回

53、采工作面總線長, m；A礦井設計年產量, t/a；X回采出煤率，可取0.9；m同采煤層總厚度, m；煤層容重,t/m3；K3工作面采出率，放頂煤取0.8；L年推進度，L330nI；330礦井年工作日，天；n日循環數；I循環進度，m；循環系數，0.81；由此： L=33040.60.85=674mb、確定同采工作面個數（取整數）式中： N同采工作面數，個；B工作面總線長，m； n同采煤層數；L回采工作面長度，m； 由此: 故確定一個工作面，工作面長取205m。、采區工作面配置采區同采工作面數目應根據煤層賦存特征，所確定的回采工藝等確定，同時還應符合合理的開采順序，保證安全生產提高工作面單產為原則

54、。采區同時生產的綜采工作面宜為一個面；普采工作面宜為兩個面，不應超過三個面。因此，在滿足礦井服務年限的條件下，設計采區工作面只需布置一個綜采工作面。、礦井產量的驗算根據所配置同采工作面的具體條件，驗算投產初期礦井年產量，按如下公式驗算:式中：礦井同采工作面產量總和，萬t；第i號工作面采高，8.74m；第i號工作面長，205m；第i號工作面年推進度，674m/a；第i號工作面煤的容重，t/m3； K3工作面采出率，取0.8。由此：萬t掘進煤量按礦井年產量的10%計算：15010%=15萬t計算結果加上全礦井掘進煤之和應大于礦井設計產量A，沒有超過1.15A，符合設計要求。3.6 井巷工程量和建井

55、工期根據以上各章節計算的結果，計算統計達到設計產量時的井巷工程量。1、設計中的井筒有：主斜井、副斜井、風井。主斜井筒掘進斷面為23.7m2，副斜井的掘進斷面為17.6 m2，風井掘進斷面積為16.60 m2，采用普通法施工，月進度為150m。2、設計中的巷道有：井底車場、運輸大巷、回風石門、軌道上山、運輸上山、區段運輸平巷和回風平巷、工作面開切眼。巷道掘進進度指標見表3-6-1：巷道掘進進度指標表 表3-6-1巷道煤巖類別掘進進度指標（m/月）巷道煤巖類別掘進進度指標（m/月）巖石斜巷150巖石平巷200煤斜巷300煤平巷400根據以上有關設計和計算結果，計算統計達到設計產量時的井巷工程量并編

56、制施工進度表見表3-6-2： 礦井達到設計產量時的井巷工程量表 表3-6-2序號巷道名稱斷面形狀支護材料巷道面積巷道長度m工程量凈m2掘m2凈容積m3掘進體積m31主斜井半圓拱混凝土16.523.784513942.520026.52副斜井半圓拱混凝土12.517.66307875110883風井、回風石門半圓拱混凝土11.616.6120139219924井底車場半圓拱錨噴12.517.6100012500176005運輸大巷半圓拱錨噴12.517.6152019000267526軌道上山半圓拱錨噴10.211.2880897698837運輸上山半圓拱錨噴10.211.28808976988

57、38開切眼梯形液壓支架10.015205205030759運輸平巷梯形錨噴9.5110.7101596531087110回風平巷梯形錨噴9.5110.71015965310871井巷施工進度表 表3-6-3序號工程名稱工程量（m）施工速度（m/月）時間（月）1主斜井8451505.62副斜井6301504.23風井、石門1201500.84井底車場100020055運輸大巷15202006.36運輸上山8803003.07軌道上山8803003.08運輸平巷10154002.59回風平巷10154002.510開切眼2054000.5由施工進度表可知，三個施工隊同時施工，施工過程如無重質問題，

58、影響施工的正常進行，理論計算經過17個月可投產。采煤方法4.1 采煤方法的選擇為了對各煤層選擇合理的采煤方法，必須詳細研究煤層的賦存條件和地質特征。并參考實習礦井或礦區實際使用經驗。靈新煤礦煤層賦存較穩定，平均厚度8.74m，煤層傾角在1117，平均14。礦井正常涌水量220 m3/h。同時煤層易自燃發火，煤塵有爆炸危險。礦井相對瓦斯量為4 m3/t。煤層頂板易垮落，底板中等穩定。根據井田煤層賦存的地質條件，結合目前我國各種采煤方法的發展和使用情況，以與機械化水平的的提高，選擇礦井的采煤方法為走向長壁，采煤工藝為綜合機械化放頂煤采煤。4.2 采區巷道布置與生產系統布置采區巷道是為了把回采工作面

59、與主要開拓巷道聯系起來。構成運輸、通風、動力供應、材料供應等系統。保證工作面聯續不斷的生產。本節容以設計首采區為例。4.2.1采區走向長度的確定本設計的首采區即11采區位置：北以第五勘探線為界，南以工業場地與井筒保護煤柱為界，西以井田邊界保護煤柱為界，東以采區保護煤柱為界，走向長2235m，傾斜長度820m。4.2.2確定區段斜長與區段數目根據工作面長度205m，運輸、回風平巷寬度各4m，。區段間不留保護煤柱，采用沿空掘巷。11采區開采順序先開采采區的北翼，上山階段采用后退式。采區走向長度2235，傾斜長度820m。區段斜長等于采煤工作面長度加區段平巷的寬度，即區段斜長213m。11采區的區段

60、數目為8個區段，左、右每翼各四個區段。在計算過程中得到的區段數目不是整數，可在合理的工作面長度圍對工作面長度加以調整。4.2.3采區上山的布置本礦井涌水量較小，屬于低瓦斯礦井。采區上山布置在煤層中，軌道上山和運輸上山沿走向間距25m，兩側各留30m的煤柱。在垂直走向方向上，運輸上山沿煤層底板布置，軌道上山沿煤層頂板布置。見采區上山布置示意圖421。圖421 采區上山布置示意圖4.2.4采區車場形式選擇采區上、中、下部車場形式分別為甩車場、甩入平巷式車場、大巷裝車式車場。、采區上部車場采區上部車場采用甩車場，見采區上部車場示意圖422。1-運輸上山 2-軌道上山 3-繞道 4-甩車道5-絞車房