1.8mt新井设计说明书采矿毕业设计

摘要

本设计矿井为龙煤集团双鸭山分公司东荣二矿（10#、11#、12#、18#、25#、27#

）1.8Mt/a新井设计,井田内一共有5层可采煤层。平均厚度1.94m，平均倾角18°，设计井田的工业储量182.40Mt，服务年限为48a。

本矿井设计采用双斜井方案开拓，划分两个水平，一个工作面达产。采用集中大巷布置，大巷采用钢丝绳芯皮带运输机运输。采用中央边界式通风方式。采煤方法为走向长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤工艺，采空区处理方法为全部垮落法。全年生产330天采用“四·六”制作业，三班生产，一班检修。

关键词：新井设计斜井开拓开采水平综合机械化采区

Abstract

This is a new design for the mine of Dongrongerkuang, output per year is1。8Mt/a. There are five workable coal seams in this mining area.There are five workable coal seams in this mining area.The average angle of coal seams is 18° and the average thickness reached1.94m. The industrial reserves of the mine are 182.40Mt. The length of service is 48years.

Double inclined shaft development method is used in the degsined, dividing into two mining levels; a work face reaches to the turnout. The big lane in concentration in adoption arranges, the laneway adopts band conveyer.Ventilation manner is diagonal ventilation. The working face adopts longwall coal mining method and the coal winning technology is full-mechanized mining.Disposition of mined-out areas is all collapsing. The working days in the mine is 330, every day is divided into four classes. Two classes ofsemi-production, half of the classmaintenance.

Key Words: Mine design inclined shaft develpoment mining level Full-mechanized District

第1章 井田概况及地质特征

1.1井田概况

1.1.1 地理位置与交通

东荣二矿位于东经131°5＇～131°29＇,北纬46°0＇～46°54＇。隶属集贤县及国营二九一农场管辖。东荣二矿距福利屯32km，经福利屯至双鸭山市40km。哈同高速公路在井田中部通过，福（利屯）前（进镇）铁路距井田南部边缘外9km；矿区内有龙煤集团双鸭山分公司专线铁路运输，与国铁接轨，交通较为方便。（附：东荣二矿交通位置图）

东荣二矿交通位置图

1.1.2 井田范围

东荣二矿范围：北起Ｆ41和Ｆ23断层，南抵Ｆ2断层；东起R2花岗岩和泥盆系拼合的煤系基底，西止16号煤层－900水平的垂直投影为界；16号煤层以下各煤层的－900水平为界。南北走向长7.5km，东西宽5km，

北宽南窄，有效面积14.96 km2。

1.1.3地形地势

本井田位于三江平原的西南部,煤系地层均被第四系松散层覆盖,地形平坦,地面标高一般为+66m～+68m。井田东部有双山子，标高＋154.7m西依索利岗山，标高为＋207.9m;南邻完达山北麓；北面平坦敞开。

1.1.4气候

本区属寒温带大陆性气候，冬季严寒，夏季气温也较高，年平均最高气温为20.1—23.7℃，年平均最低气温为-17.4—23.9℃，极端最低气温-35℃，年平均气温为3.2℃，年降水量325.7—692.3mm，年蒸发量1095.5—1430.6mm，年平均相对湿度61—70%。年平均风速4.1—4.7m/s，最大风速可达24m/s，风向多偏西风。雨期（6、7、8、9四个月）平均降雨量333.8mm，最大降雨量439.3mm，雪期（11月-3月）最大降雪量69mm，每年十月至翌年五月为冻结期，最大冻结深度为1.55—2.08m。

1.1.5河流

井田内无较大河流，只有二道河子及一些农田排水渠。二道河子为季节性河流，从西南面流入本区（集贤矿井水也排入其中），分散渗入沼泽湿地中，形成无尾河，造成大面积沼泽湿地。近年来，随着农业生产的发展，修筑了一些排水渠道，湿地面积稍有缩小，雨季流量为5.9m3/s ，河堤标高+69.9m。松花江在井田北部约38km处流过， 20年一遇最高洪水位＋67.3m，百年一遇洪水位为＋67.51，枯水期水为＋55.02 m。

1.2 地质特征

1.2.1矿区范围内的地层情况

东荣二矿位于集贤煤田东南隅,为一全隐蔽区。区内地层系统简单，侏罗系上统不整合覆于古生界泥盆系与元古界麻山群及其侵入花岗岩组成的并合基底之上。区内地层层序为钻孔连续控制，清楚可见。

地层地质时代主要根据岩性组合特征，所产代表性的动植物化石与邻区

类比而定。

区域地层自下而上有：下元古界黑龙江群、麻山群、古生界泥盆系、石炭二迭系、中生界侏罗系、白垩系、新生界第三系及第四系。

区内地层系统简单，侏罗系上统不整合于古生界泥盆系与元古界麻山群及其侵入花岗岩组成的拼合基底上。

区内地层层序为钻孔连续控制，清楚可靠（详见表1-2-1）

表1-2-1 勘探区地层简表

界 系 第四系 统（群） 全 新 统 组 符 号 Q42 厚 度（M） 166 新 生 界 第三系 上新统 富 锦 组 N1-2f 0-71 中 生 界 元 古 界 白垩系 侏罗系 鸡西群 上 统 城子河组 东 荣 组 K1ch K3dr >500 70-330 麻 山 群 Pt1ms 不 清 1.2.2井田范围内和附近的主要地质构造

附表：主要构造表（1-2-2） 表（1-2-2）主要构造 顺序 1 2 名称 F2 F70 性段层面 质 走向 倾向 逆 NW 逆 NE SW NW 倾角/° 落差/m 可靠性 已查明 已查明 53°~72° 130~450 70°~73° 20~40

3 4 5 6 7 8 9

DF10 F33 F3 NW NW 70° 0~10 可靠 已查明 可靠 已查明 较可靠 可靠 较可靠 逆 NE 逆 NE 40°~62° 12~35 12°~26° 4~15 62°~80° 30~45 61° 70° 0~4 0~5 37°~76° 0~16 DF02 逆 DF5 逆 DF3 DF15 1.2.3煤层赋存情况及可采煤层特征

附表：可采煤层及顶底板岩性及特征表1-2-3 表1-2-3 可采煤层及顶底板岩性及特征表 煤层厚围岩 煤煤层倾度/m 层层间角最大~最序名距/小 顶板 底板 号 称 /m ° 平均 1.8~2.2 粉砂岩及1 10 18 粉砂岩 细砂岩 2.0 15 1.3~1.9 2 11 18 细砂岩 粉砂岩 1.6 19 1.4~2.0 3 12 18 粉砂岩 粉砂岩 1.7 18 1.2~1.6 粉砂岩及4 18 18 粉砂岩 细砂岩 1.4 1.4~1.8 15 5 25 18 细砂岩 粉砂岩 1.6 1.4~1.6 6 27 13 18 粉砂岩 粉砂岩 1.5 煤视密煤层构的度造及稳牌/t/m3 定性 号 CY 1.31 较稳定 QM QM 1.33 较稳定 QM 1.28 QM 1.30 QM 1.28 QM 1.30 稳定 稳定 稳定 稳定 1.2.4岩石性质、厚度特征

有关岩石性质及厚度特征详见表1-2-4所示。 表1-3 岩石主要物理力学性质指标表 名 容重 孔隙度 抗压强度 抗拉强称 kg/cm3 % 102kg/cm3 度 102 kg/cm3 砂2.0～5～25 2～20 0.5～岩 2.6 0.4 砾2.3～5～15 1～15 0.2～岩 2.6 1.5 泥2～ 1～5.2 12.83 0.6～岩 2.85 2.0 灰2.2～5～20 5～20 0.5～岩 2.7 2.0 页2.0～16～30 1～10 0.2～岩 2.4 1.0 石2.65～0.1～15～35 1.0～英 2.7 0.5 3.0 变形模量 弹性模量 102kg/c3 kg/cm3 0.5～8 0.8～8 2～7 1～8 1～3.5 6～ 20 1～10 2～8 5～10 5～10 2～8 6～20 1.2.5水文地质情况

根据精查地质报告水文部分的论述本矿井水文地质条件简单，根据地质部门应用类比法推算，本井田开采期间正常涌水量约220m3/h，最大涌水量为240m3/h。井筒检查孔测算的井筒施工期间涌水量为150m3/h。

1.2.6沼气、煤尘及煤的自燃性

矿井瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井，有煤尘爆炸危险，煤尘极易自燃发火，自燃发火期3-6个月

1.2.7煤质、牌号及用途

煤质特征:属特低硫、特低～低磷、以低中灰煤为主、低变质阶段的气煤和长焰煤,下部煤层有少量弱粘结煤。以低变质气煤为主,有一定的粘结

性。各煤层发热量较高,可选性主要为易选～中等可选煤。

煤的工业用途:长焰煤和气煤的灰分、硫分均低,发热量及灰熔点高,是交通运输及优质的工业锅炉用煤燃料。部分变质较高气煤具有一定粘结性,其特点是灰分低,硫、磷低,可选性好,以适当比例与粘结性强、有害杂质含量高的煤配合炼焦,是本区煤的工业利用方向。

1.3勘探程度及可靠性

1.3.1 对地质勘探程度的评价

第2章井田境界、储量、服务年限

2.1 井田境界

2.1.1 井田境界确定的依据

1.以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据；

2.要适于选择井筒位置，合理安排地面生产系统和各建筑物； 3.划分的井田范围要为矿井发展留有空间；

4.井田要有合理的走向长度，以利于机械化程度的不断提高。

2.1.2

本矿井井田境界如下：

南起F15、F33断层，北以11#-50等高线垂直投影线为界，西到F2断层为界，东以DF3断层以东817m竖界。井田走向长5.5km，倾斜宽2.7km，面积14.96km2。

2.2井田储量 2.2.1井田储量的计算

储量计算的煤层共计5个煤层，即10、11、12、18、25、27等5个煤层。资源储量计算范围以矿区拐点圈定范围为准。工业指标的确定按勘探规范的要求根据煤层的倾角、煤种不同对煤层的最低可采厚度分别确定如下：气煤为炼焦用煤，煤层最低可采厚度定为0.7m。长焰煤、弱粘结煤为非炼焦用煤最低可采厚度顶为0.8m。 2.2.2保安煤柱

本设计矿井共有6处断层且均属于大断层，虽较稳定但为了不影响正常的生产均需要留设较大的断层煤柱。考虑到维护矿井地面建筑及工业广场都须留设一定的保护煤柱。为了安全生产结合本矿井的实际情况及《煤矿安全规程》留设保安煤柱如下 1.边界断层留设20m 保安煤柱 2.地面建筑物留设50m保安煤柱 3.井田内部断层留设20m保安煤柱

按以上方法计算得： 工业广场煤柱损失：3.4Mt；断层、地面、边界保安煤柱损失：22.98Mt；总损失量：26.38Mt。

2.2.3 储量计算方法

1.工业储量计算 计算公式如下：

块段储量=块段面积×块段总厚度×容重.

根据原东荣二矿初步设计储量诸图，通过等高线块段法计算本井田工业储量为186.59Mt，各煤层工业储量见表2-1、2-2、2-3可采煤层储量计算总表。 2.可采储量计算 计算公式如下:

ZK=（ZC－P）×C（2-1）式中ZK—可采储量； ZC—工业储量； P—永久煤柱损失； C—采区回采率。

回采要求：中厚煤层不应小于80%，薄煤层不应小于85%。经各煤层可采储量计

算，汇总计算出本设计井田可采储量为127.7Mt 表2-1 矿井地质资源量汇总表单位：Mt 煤层 （331） 10 11 12# 18 25 27 合计 煤层 矿井地质资源储量 10# 11# 12 18# 25# 27# 合计 水煤层 矿井设计 保护煤柱煤量 采区 矿井设＃＃＃＃＃矿井地质资源量 （332) (333) 合计 32.67 24.89 21.78 26.44 29.56 21.78 157.136 333折减量 6.13 4.67 4.08 4.96 5.54 4.08 29.463 矿井工业资源/储量 2.04 1.56 1.36 1.65 1.84 1.36 8.82 40.84 31.12 27.23 33.06 36.95 27.22 196.42 矿井设计资合计 源/储量 表2-2 矿井设计资源/储量汇总表单位：Mt

永久煤柱煤量 断层 井田境界 40.84 31.12 27.23 33.06 36.95 27.22 196.42 1.42 1.08 0.953 1.15 1.293 0.95 6.87 38.79 29.56 25.86 31.40 35.10 25.85 186.59 1.32 1.12 1.31 1.01 1.91 1.8 8.47 1.16 0.88 0.77 0.94 1.05 0.77 5.59 2.48 2．00 2.08 1.95 2.96 2.57 14.06 36.76 28.00 24.50 29.75 33.25 24.49 176.77 表2-3 矿井可采储量计算表单位：Mt

平 1011Ⅰ 12182527合计 1011ⅠⅠ 182527合计 总计 # # # # # # # # 资源/储量 19.48 14.84 12.98 15.76 17.62 12.98 93.69 工业 场地 0.3 0.5 0.5 0.3 0.5 0.7 2.3 0 0 0 0 0.6 0.5 1.1 3.4 巷道 1.56 0.49 0.45 1.66 1.32 1.36 6.39 1.53 0.47 0.45 1.65 1.38 1.36 6.39 12.78 小计 2.66 1.29 2.23 2.76 2.32 2.46 11.49 2.53 1.37 2.23 2.55 2.78 2.36 11.49 22.98 回采率 80% 80% 80% 80% 80% 80% 80% 80% 80% 80% 80% 80% 80% 80% 80% 计可采储量 14.07 10.72 9.38 11.39 12.73 9.37 67.68 17.27 13.16 11.51 13.98 15.62 11.51 83.08 176.78 12.47 9.57 8.39 10.10 11.29 8.37 60 127.7 12 # # # 2.2.4 储量计算的评价

本设计井田的各类储量计算严格执照有关规定执行。由于技术水平所限，储量计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定的误差。

2.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限

2.3.1 矿井工作制度

该设计矿井年工作日确定为330d，矿井每日净提升16h，采用四六工作制制度。

2.3.2 矿井生产能力的确定

1.矿井设计生产能力的确定原则

应根据地质条件，国民发展需要和国内外市场需求，技术装备和管理水平，充分考虑科学技术进步等因素，依据投资少，出煤快，经济效益好的原则合理确定。 2.确定矿井生产能力的重要因素

a.储量是指基础储量中经济可采部分； b.地质和开采条件技术装备和管理水平。

矿井生产能力的大小主要根据井田储量、煤层赋存状况、地质条件等情况来确定，还应该考虑到当前及今后市场的需煤量。根据该井田的实际情况，初步拟定了三种矿井年生产能力方案，具体如下： 方案一：1.5Mt/a 方案二：1.8Mt/a 方案三：2.4Mt/a

上述三种方案，具体选择哪一种，还应该根据矿井服务年限来确定。

2.3.3 矿井服务年限

矿井服务年限计算公式如下：T=Z /（A×k）（2-2）式中 Z—矿井设计可采储量，Mt； A—矿井生产能力，Mt/a；

k—矿井储量备用系数，k=1.3～1.5。 根据本矿井实际情况，取k=1.4。

依据以上拟定的矿井生产能力，服务年限的确定现提出三种方案，具体如下： 方案一：1.5Mt/aT=Z /（A×k）=127.7/（1.5×1.4）=60.8a 方案二：1.8Mt/a T=Z /（A×k）=127.7/（1.8×1.4）=50.67a 方案三：2.4Mt/a T=Z /（A×k）=127.7/（2.4×1.4）=38a；

参照《煤矿工业设计规范》关于矿井生产能力和服务年限的规定，方案二较为合理，即：矿井生产能力为1.8 Mt/a；矿井服务年限为T=50.67a。

第3章 井田开拓 3.1 概述

3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述

东荣二矿距福利屯32km，经福利屯至双鸭山市40km。哈同高速公路在井田中部通过，福（利屯）前（进镇）铁路距井田南部边缘外9km；矿区内有龙煤集团双鸭山分公司专线铁路运输，与国铁接轨，交通较为方便。东荣一矿采用斜井开拓方式，生平煤矿采用立井开拓方式，东荣三矿和地方小井采用箕斗斜井开拓方式。

3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况

井田开拓方式的选择应全面考虑各种因素，主要因素包括： (1)井田地质和水文地质条件（特别是表土层情况）； (2)煤层赋存和开采技术条件； (3)地形地貌和地面外部条件； (4)技术装备和工艺系统条件； (5)施工技术和设备条件；

(6)总体设计和矿井生产能力要求等。

对以上各种因素要综合研究，通过系统优化和多方案技术经济比较后确定。影响本设计井田开拓方式的具体因素如下： a.地表因素

东荣二矿位于绥滨——集贤盆地东荣向斜的东翼。井田构造特征以F9断层为界，北部为轴向北东30~75度的“八对”向斜构造，南部为地层走向主体呈北西10度，倾角15~25度的单斜构造，并有次一级缓波状褶曲。 b.煤层赋存情况

整个井田的煤层上部标高在-50m，下部标高在-950m，东西部分别以城F142和F163断层为界。整个矿区共有6层可采煤层，即10#、11#、12#、18#、25#、27#，全区发育。煤层走向长度为5.5km，倾向2.7km。本井田煤层系缓倾斜中厚煤层，平均倾角在18°左右。 c.其他因素

井田内无较大河流，只有二道河子及一些农田排水渠。二道河子为季节性河流，从西南面流入本区。由于今年连修筑了一些排水渠道，河流对本矿井的影响不大，

所以河流不能称为主要影响因素

3.2 矿井开拓方案的选择

3.2.1 井硐形式和井口位置

1.井筒形式

依据本井田的地质状况、煤层赋存情况及井型、服务年限等要求，对本井田开拓方式选择提出三种方案： 1方案一：双立井开拓方式 ○

2方案二：双斜井开拓方式（主斜井18°副斜井18°） ○

3方案三：主斜井副立井开拓方式（主斜井18°） ○

以上三种井筒开拓方案技术比较如下：

（1）双立井开拓（见图3-1双立井开拓剖面示意图）

优点: 立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。井筒为圆形断面结构合理，维护费用低，有效断面大通风条件好。

缺点：初期投资大，建井期限稍长；需要大型的提升设备；多水平开拓，立井石门长度大，掘进工程量大，掘进费用高。

图3-1 双立井开拓剖面示意图

（2）双斜井开拓，主斜井18°副斜井18°(见图3-2双斜井开拓剖面示意图) 优点：井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业建筑，井筒装备，井底车场及硐室都比立井投资少；井筒装备和地面建筑物少，不用大型提升设备，钢材消耗量小；胶带输送机提升增产潜力大，改扩建比较方便，容易实现多水平生产，并能减少井下石门长度。

缺点：通风线路长，通风阻力大，费用增加；井筒过长，如果地质条件复杂，不易维护；辅助运输时间长。

图3-2 双斜井开拓剖面示意图

（3）主斜井副立井开拓，主斜井18°（见图3-3主斜井副立井开拓剖面示意图） 优点：主井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业建筑，井筒

装备，井底车场及硐室都比立井投资少；主井筒装备和地面建筑物少，不用大型提升高备，钢材消耗量小；立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利；井筒为圆形断面结构合理，维护费用低，有效断面大通风条件好，管线短，人员升降速度快。

缺点:井口相距较远，不利于工业广场的布置；地面工业建筑分散，生产调度及联系不方便；地面工业建筑占地多，增加了煤柱损失。

图3-3 主斜井副立井开拓剖面示意图

根据上述井硐开拓方案的技术比较，方案一、方案二、方案三都符合，经过最后的经济比较确定最后的方案。

本井田煤层均为缓倾斜中厚煤层，井田走向长度不大，但倾斜长度较大，从有利井下运输和保证初水平合理的服务年限出发，也应该将井筒布置在井田浅部，由此可初步确定本设计井田的井筒位置在井田的浅部。其井筒井口坐标为： 主井：XA=5022800，YA=433700 副井：XB=5022750，YB=433750

3.2.2 开采水平数目和标高

根据本矿井实际情况提出三种划分方案如下：

方案一：布置三个开采水平，三个阶段。一水平标高为-350m，二水平标高为-650m，

三水平标高为-900m，每一个水平都实行上山开采。（见图3-13三水平划分示意图）

图3-13 二水平划分上下山开采示意图

方案二：布置两个开采水平，三个阶段。一水平标高为-400m，二水平标高为-700二水平实行上下山开采。（图3-14二水平划分示意图）

图3-14 一水平划分示意图

方案三：布置两个开采水平，两个阶段。一水平标高-550m，二水平标高为-900m。两水平都用上山开采。（见图3-15两水平划分示意图）

图3-15 两水平划分示意图

各方案水平储量及服务年限详见表3-1 表3-1 水平划分比较表 方案 方案一 方案 二 方案三 二水平 1107 400 -900 二水平 一水平 2 953 640 1582 500 -500 300 -700 水平 序号 一水平 二水平 三水平 一水平 3 阶段划分数目 3 950 950 800 1107 300 300 250 350 -350 -650 -900 -400 阶段斜长/m 水平垂高/m 水平标高/m 可采储量/Mt 服务年限/a 45.93 18.8 43.67 16.7 37.84 15.11 20.7 52.35 45.07 17.8 30.26 12.0 74.77 52.92 29.67 21.0 从该表中可知，方案一、二一水平服务年限都小于25年，这两个方案技术上都不合理。且方案二上下上开采导致通风防水水费用增加所以排除方案二。故而采用方案三的水平划分方法，即划分两个开采水平，一水平标高分别为-500m，一水平垂高为450m，二水平标高为-900m二水平垂高为400m。两个水平都用上山开采。

3.2.3 开拓巷道的布置

开拓巷道是指为全矿井、一个水平或若干采区服务的巷道，如井筒、井底车场、主要石门、运输大巷和回风大巷（或总回风道）、主要风井等。 1.大巷布置方式：

大巷的主要任务是担负煤矸、物料和人员的运输，以及通风、排水、敷设管线。对大巷的基本要求是便于运输，利于掘进和维护，能满足矿井通风安全的需要。根据矿井生产能力和地质条件的不同，大巷可选用不同的运输方式和设备，而不同的运输设备对大巷提出了不同的要求。本井田的可采煤层为 11#、12#、18#、25#、27#煤层，5个煤层间距不大，应用集中大巷。 2.总回风大巷的布置：

回风大巷的布置原则与运输大巷布置基本相同，并且对于一个具体矿井来说，常采用相同的布置方式。实际上，上水平的运输大巷可以作为下水平的回风大巷。所以本矿井只需设计一水平的回风大巷。根据本井田实际情况提出两种回风大巷的布置方案。

方案一：中央边界式通风方式，整个矿井布置一个风井，用一条回风大巷连接个采区。位置与运输大巷相对，布置在27#煤层底板稳定岩层中。(见图3-19中央边界通风方式示意图)

图3-19 中央边界通风方式示意图

方案二：分区对角式通风方式，每个采区单独布置一个风井，每个采区独立通风。即在矿井内布置4个独立的风井。(见图3-20分区对角式通风方式示意图)

图3-20 分区对角式通风方式示意图

两种方案均适合本矿井技术上都可行具体采用哪种通风方式及大巷的布置还应进行经济比较，具体经济比较见表3-4回风大巷布置经济比较表。 表3-4 回风大巷布置经济比较表 方 项目 案 一 基 建 维 护 方 基 案 建 二 维 护 井筒 回风大巷 井筒 回风大巷 井筒 回风大巷 井筒 回风大巷 55 225 55 225 5411 2358 28 17.30 工程量 单价 服务年限 —— —— 297605 530550 费用 总计 1155837 （100%） 29.67 45692 29.67 281990 —— —— 595210 0 2*（55） 5411 0 0 2358 17.30 2*（55） 28 686594 （59%） 29.67 91384 29.67 0 经经济比较后方案二明显优于方案一，所以本矿井采用分区对角式通风方式。

3.2.4 矿井开拓方案确定

方案一：双立井开拓，方案二：双斜井开拓，方案三：主斜井副立井开拓在技术上均可行，水平服务年限等也符合要求。因此，先通过粗略经济比较排除一个方案，余下的两方案再需要通过详细经济比较，才能确定其优劣。

井口井筒名称 标高/m 主井 +140 井筒深度 一水平 -300 二水平 -700 井筒断面/m2 净 24 掘 进 25.6 支护 厚度/mm 100 材 料 混凝土 材料车 井筒装备 600305147078011001958D7000450 图3-27 风井断面图 表3-15 风井特征表

井筒名称 井口标高/m +110 井筒 深度 /m 70 井筒断面/m2 净 38.5 掘进 49 厚度/mm 450 支护 井筒装备 材料 混凝土 风机 主井

3.4.3井筒延深意见

根据本设计矿井水平划分方案，该设计矿井布置两个水平，两个水平都实行上山开采。为了保证采区正常接续和均衡生产，本矿井将延伸原主副井，从-500m水平延伸至-900m水平。根据前面比较的最优方案提出本矿井运用双斜井开拓暗斜井延伸。

3.5 井底车场及硐室

3.5.1 井底车场形式的确定及论证

井底车场形式的确定应该根据井田地质条件、井型大小、井田开拓方式、大巷运输方式、地面布置及生产系统等因素来选择。该矿井井底车场形式的选择依据如下：

(1)该矿井设计生产能力为1.8Mt/a，年工作日330d，实行四六工作制，每日净提升16小时；

(2)矿井采用双斜井开拓方式，两个开采水平，集中大巷布置。

(3)主要运输大巷采用DX型钢丝绳芯皮带运输机，辅助运输采用1.0t固定式矿车； (4)本设计矿井属于低瓦斯、中等涌水量矿井；

综合以上所述，结合设计要求，经分析比较后，本设计矿井拟选用皮带运输机、梭式车场。

3.5.2 井底车场主要硐室

1.主井系统硐室

主井设有3.0 t底卸式矿车卸载站硐室、翻车机硐室、井底煤仓及井底煤仓装载硐室、清理井底散煤硐室及水窝泵房等。主井井底散煤采用矿车处理，用绞车提升至车场水平。

2.副井系统硐室

副井系统硐室有副井井筒与井底车场连接处（马头门）、主排水泵房（中央水泵房）、水仓及清理水仓硐室、主变电所（中央变电所）及等候室等。

主排水泵房和主变电所应联合布置，以便使主变电所向主排水泵房的供电距离最短。为防止进下突然涌水淹没矿井，变电所与水泵房的底板标高应高出井筒与井底车场联结处巷道轨面标高0.5m，水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置闭门。

3.其它硐室

其它硐室有调度室、医疗室、电机车车库及修理间、以及充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站等。其位置应根据线路布置和各自要求确定。

3.6 开采顺序

3.6.1 沿煤层走向的开采顺序

根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，采用井田单翼开采，开采顺序是采用前进式，由靠近井筒的采区向井田边界推进，采区内的工作面推进是后退式，由采区边界向采区上下山推进。这样投资省、出煤快、效益好；有利于矿井的均衡生产和合理配采，确定生产的连续性；有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理，依据本设计矿井的采区划分的具体情况，采用走向长壁开采，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。

3.6.2 沿煤层倾斜方向的开采顺序

在同一煤层内，沿倾斜煤层的开采顺序，可分为上行式和下行式开采。除近水平煤层外，对于缓倾斜、倾斜和急倾斜煤层，根据其采动影响关系，一般只采用下行式开采顺序。本矿属于缓倾斜煤层，考虑到本设计井田内共有五个可采煤层，即11#、12#、18#、25#、27#煤层。其中11#煤层位于最上部，27#煤层位于最下部，设置集中运输巷道。

3.6.3 采区接续计划

根据井田的地质条件，以自然断层为界，将该井田划分为个采区，采区的连续计划详见表3-16。

表3-16 采区连续表

时间／a采区中一采区北一采区南一采区可采储量/Mt服务年限／a生产能力／Mt3.9933.2429.1410.129.898.672.42.42.4接二水平

102030

开拓方案的技术经济比较，见表3-5，3-6，3-7，3-8，3-9,3-10。

表3-1各方案粗略估算费用表 方案 方案一 项目 基建费用/主斜井开凿 2706?1050?10-4?284.13 万元 副斜井开凿 2706?1150?10-4?311.19 井底车场 600?900?10-4?54 生产费/万元 小计 斜井提升 斜井排水 649.32 1.2?5300?2.706?0.43?7400.37 220?24?365?29.54?0.32?10-4?1821.74 小计 9222.114 总计 费用/万元 9871.434 百分率 100% 表3-1各方案粗略估算费用表 方案 方案二 项目 基建费用/主井开凿 万元 石门开凿 井底车场 生产费/万元 小计 立井提升 石门运输 2?855?3000?10-4?513 ?449.3?1483.35??800?10-4?154.612 1000?900?10-4?90.0 757.612 1.2?5300?0.85?1.8?9730.8 1.2?5300?1.4835?0.35?4708.732 立井排水 总计 小计 费用/万元 百分率 220?24?365?29.54?0.32?10-4?1821.74 16261.272 17018.884 171% 表3-1各方案粗略估算费用表 方案 方案三 项目 基建费用/主斜井开凿 2706?1050?10-4?284.13 万元 副立井开凿 455?3000?10-4?136.5 暗斜井开凿 1266.2×1150×10?4=145.61 井底车场 1000?900?10-4?90 生产费/万元 总计 小计 斜井提升 立井排水 小计 费用/万元 百分率 656.24 1.2?5300?2.706?0.43?7400.37 220?24?365?29.54?0.28?10-4?1594 8994.39 9650.63 98% 表3-1各方案粗略估算费用表

通过粗略的经济比较，方案二跟方案一、三比较费用明显高，所以排除方案二、，方案一、三百分差距不到10%所以还要经过详细的经济比较确定最后的方案。（由于两方案主井布置相同所以主井的相关费用不予比较） 表3-6 建井工程量 初期 项目 副井井筒/m 井底车场/m 主石门/m 运输大巷/m 项目 方案一 方案一 1425+5 600 0 3500 项目 方案二 455+5 1000 0 3500 方案二 表3-7 生产经营工程量（二水平相同不予比较）

运输提升/万t·km 斜井提升 一水平 排水 工程量 运输提升/万t·km 工程量 1.2×5300×0.1425=906.3 斜井提升 一水平 1.2×5300×0.1425=906.3 220×24×365×29.54×10?4=5692.95 220×24×365×29.54×10?4=5692.95 排水 表3-8 基建费用表 方案 项目 方案一 工程单价/费用/万元 量/m 元·m-1 157.5 54 0 280 455 1000 0 3500 506.5 方案二 工程量/m 单价/元·m-1 3000 900 800 800 316.5 90 0 280 费用/万元 初 副井1425 1105 期 井筒 井底车厂 主石门 运输大巷 小计 491.5

3500 800 0 800 600 900 表3-9 生产经营费（一水平提升费用、二水平相同不予比较） 项目 方案一 工程量/万t·km-1 单价/费用/万元·（t·元 km）-1 方案二 工程量/万t·km-1 单价/元·（t·km）-1 费用/万元 排水 总计 方案 项目 5692.95 1821.74 方案一 0.32 1821.74 5692.95 1594.026 方案二 0.28 1594.03 表3-10 费用汇总表

费用/万元 491.5 1821.74 2313.24 百分率/% 100 100 100 费用/万元 506.5 1594.026 2100.526 百分率/% 103.05 87.5 90.8 基建工程费 生产经营费 总费用 经过经济比较后可认为：方案三虽然比方案一在经济方面优出一些。但是考虑其主副井筒距离较远工业广场布置困难且压煤多，所以决定采用方案一，即两水平双斜井开拓暗斜井延伸。第一水平位于-500m，第二水平位于-900m。集中大巷布置在27#煤层底板稳定岩层中，用石门连接10#煤层

3.3 选定开拓方案的系统描述

3.3.1井硐形式和数目

本设计井田采用双斜井开拓。另外还设有回风井。

主井用以提升煤炭，副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备及兼作进风井，回风井专门用于回风。

3.3.2井筒位置及坐标

井筒位置位于井田中部，其井筒井口坐标为： 主井：XA=768.8037，YA=3111.0516 副井：XB=775.8037，YB=3116.2357

3.3.3.水平数目及高度

本设计矿井划分为两个水平，在－500m水平标高处划分一水平，阶段垂高450m，在第一水平标高处布置运输大巷，第二水平标高-900m，阶段垂高400m。井底车场及各类硐室、井田范围内各煤层以－50m开采水平为界，两水平均采用上山开采。

3.3.4.石门、大巷数目及布置

根据本设计矿井开拓巷道布置方案的技术分析和经济评价，确定本设计矿井： 运输大巷：布置一条集中运输大巷。本矿井运输大巷服务年限长，而且煤极易自燃，所以把运输大巷布置在27#煤底板的稳定岩层中。

回风大巷：运用分区对角式通风，每个采区单独布置一个风井每个采区独立通风，即在矿井内布置4个独立的风井。

石门：井筒到运输大巷之间布置一条主石门，运输大巷到每个采区之间布置采区石门，即在矿井内布置4个采区石门。

运输大巷断面图见图3-22，石门断面图见图3-23，运输大巷特征表见表3-11，石门断面表见表3-12。

图

3-22 大巷断面图 表3-11 运输大巷特征表 巷断面积/m2 设计掘进尺喷锚杆/mm 净周道 形状 净 掘 寸/m 射形式 排列方式 锚喷 间排距 100 锚杆长 600 直径 度/mm 长/m 顶高 底宽 厚半圆形

12.99 18.74 2300 4800 100 2300 15.422 图

3-23 石门断面图 表3-12 石门特征表 巷道 形净 掘 断面积/m2 设计掘进尺寸/m 喷射形排间锚直径 锚杆/mm 净周长/m 顶高 底宽 厚状 度/mm 式 列方式 排距 100 杆长 600 2300 15.422 半圆形 16.57 14.80 2300 4800 100 锚喷 3.3.5 井底车场形式的选择

与井底车场型式选择有关的因素有：保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性；调车简单，管理方便，弯道及交叉点少；调车简单，符合有关规程，规范。

综上所述，结合本设计矿井的有关设计参数，车场定在中央，需要左右两边进车，根据设计矿井的年生产能力1.8Mt，通过对各种形式井底车场的适用条件及优缺点做简单比较后，初步拟定本设计井田井底车场形式为折返式车场。

3.3.6煤层群的联系

本设计矿井井田范围内共有五层可采煤层，即11#，12#，18#，25#，27#煤层。五个煤层间距不大，故采用集中大巷，各煤层联合开采。井田煤层群开采时联系采用石门联系。

3.3.7采区划分

本设计采区划分为4个采区，即西1采区，西2采区，东1采区，东

2采区。

3.4 井筒布置和施工

3.4.1 井筒穿过岩层性质及井筒支护

井筒穿过岩性详情见综合柱状图。本设计矿井井筒穿过的岩层性质大部分为粉砂岩，少数为中砂岩、细砂岩。根据主副井围岩性质，并按《煤炭工业矿井设计规范》规定，确定主副井筒支护方式。 (1)主井：

表土段：混凝土砌碹；煤层段：料石砌碹；基岩段：锚喷支护。

(2)副井：

表土段：混凝土砌碹；煤层段：料石砌碹；基岩段：锚喷支护。

3.4.2 井筒布置及装备

根据该设计矿井年产量、提升方式等实际情况，本设计矿井井筒按有关规定布置运输设备及辅助设备。详见图3-25主井断面图，表3-13主井特征表。图3-26副井断面图，表3-14副井特征表。图3-27风井断面图，表3-15风井特征表。

50012501500500185012001200180040018006004900510020404100胶带机中心线主轨井道筒中中心心线线2200100

图3-25 主井断面图 表3-13 主井特征表

井筒名称 井口标高/m 井筒深度 一水平 二水平 -700 井筒断面/m2 净 19.6 掘 进 20.4 支护 厚度 /mm 100 材 料 混凝土 架空乘人器 带式输送机 井筒装备 主井

+140 -300 电缆挂钩轨道中心线副井井筒中心线5001860600600排水管轨道中心线压风管2200100灯具挂钩70013801360136012001800400188051205320图3-26 副井断面图 表3-14 副井特征表

20404100

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