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1、 1. 矿井设计基本情况 1.1 矿区概述及地质特征 1.1.1 矿区概述 1. 交通位置 杜家沟煤矿位于杜家沟市东部、太行山南麓，行政区划隶属杜家沟市管辖。井田中心东南距杜家沟市39km，西南距临汾市50km，东北至晋中市17km，南距获运城20km，其间均有公路相通。交通非常便利，图1-1 图1-1 交通位置图 2. 自然地理 (1）、地形地貌： 杜家沟井田位于长治盆地西部，全区均为第四系黄土掩盖，地形较平缓，局部冲沟发育，为高原盆地内的河谷平原区，海拔标高为905—1034m，工业广场标高为937m。 (2)、气象： 根据屯留县历年气象资料统计
2、年降雨量540 m m，年蒸发量为降水量的 2—6.3倍，属暖温带半湿润半干燥大陆性季风气候，冰冻期为每年10月至次年4月，最大冻土深度为75厘m。 (3)、水系： 除井田南部绛河由西向东流经本井田，井田北部有阎村、常隆两座小型水库外，其它地表尚无大的水体存在。 (4)、地震： 山西省抗震工作办公室等三单位，于1979年以(79)晋抗字第1号文“关于颁发山西省地震裂度区划图及说明的通知”，将屯留县划分为6度区。 (5)、经济： 由于矿区范围内地势平坦，交通便利，土壤和水利条件较好，再加上矿产资源丰富，为当地的经济和社会发展提供了良好的条件。随着矿区煤炭生产的快速发展，也带动了周围
3、乡镇经济的发展，矿区间村以上的行政单位均通公路、电话和供电，并建立了学校、商业网点和医疗卫生网点，逐步形成了以矿区为中心的集镇、居民点和工商业服务网点，使矿区城镇化的水平日渐提高，成为屯留县经济文化较发达的地区之一。 3. 煤矿地层 杜家沟井田均为第四系黄土所覆盖，仅于北部阎村、常隆一带有二迭系上石盒子组地层零星出露。综合柱状图见图1-2。根据钻孔揭露情况，将地层发育情况由老到新叙述如下： (1)、奥陶系中统马家沟组O2m 岩性为灰色～深灰色厚层状石灰岩，局部裂缝溶洞发育，并为灰白色铝质泥岩、黄铁矿、菱铁矿等充填。 (2)、石炭系中统本溪组C2b 该组厚度1.3
4、5～13.43m，平均9.11m。岩性以灰色块状铝土泥岩为主，局部发育灰白色中厚层状中粒砂岩、砂质泥岩以及底部山西式铁矿层。与下伏地层假整合接触。 (3)、石灰系上统太原组C3t 本组厚度99.35～119.16m，平均厚度108.38m左右。底部以K1砂岩与本溪组分界，顶部以K7砂岩与山西组分界，是本区的主要含煤地层之一。主要由4～5层石灰岩及灰色砂岩、灰黑色泥岩和7～10层煤层组成。其中15－3﹟煤层为可采煤层，厚度0～2.73m，平均厚度1.66m，但冲刷面积较大。属典型的海陆交互相沉积，旋回结构明显，但岩性岩相较为复杂。本组发育四层较稳定的石灰岩及一层局部发育的石灰岩。
5、 (４).二叠系下统山西组Ｐ1S 本组厚度40.97～97.55m，平均厚度约55.69m。是本区主要含煤地层。岩性主要为灰白色、灰色中、细粒石英砂岩，灰色、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩，夹1～4层煤。其中下部的3＃煤层为主要可采煤层，厚度4.84～7.32m，平均厚度6.09m，3＃煤上部多有一层灰色细、中粒砂岩，厚度数m至十余m，为3＃煤老顶，与下伏地层太原组呈整合接触。 (５).二叠系下统下石盒子组Ｐ1x 本组厚度44.2～78m，平均厚度约59.55m。连续沉积于山西组地层之上，顶部为一层紫红、紫灰等杂色含鲕粒的厚层状铝质泥岩或砂质泥岩（俗称桃花泥岩），中下部为灰色泥岩，砂质泥岩，灰色
6、灰白色石英砂岩。 底部以一层灰白色厚层状中、粗、细粒石英砂岩Ｋ8与山西组分界。 (６).二叠系上统上石盒子组Ｐ1sh 本组厚度309.8～408.31m，平均厚度约353.87m。岩性为紫红色、紫灰等杂色泥岩或砂质泥岩，灰色、灰白色、黄绿色细、中、粗粒石英砂岩。底部以Ｋ10砂岩与下石盒子组分界。与下伏地层呈整合接触。 图1-2 综合柱状简图 （７).第四系Ｑ 厚度31～64.9m，平均约43.13m。是本区的主要覆盖层，岩性为棕黄色、浅黄色亚粘土，含砂质粘土，夹姜石、砂砾层，顶部为耕植土，与下伏地层呈角度不整合接触。 4. 井田构造特征 杜家沟井田位于潞安矿区中部，构造以褶曲
7、为主，地层走向近南北，向西倾斜，倾角3°～6°。东部以单斜为主，伴有近东西向波状起伏；西部为近南北向褶曲。断层不发育，井田范围内尚发育有四条落差20～30m和两条落差5～10m的小中型断层。现分述如下： 1、F1断层：为1011号钻孔所见，推断走向北20°西，倾向南西，倾角60°，为上盘上升的逆断层。1011号钻孔545m见破碎带，Ｋ2石灰岩重复，15-3号煤层重复，显属三个逆断裂所致，总落差30m，延长1500m。 2、F2断层：走向北80°东，倾向北西，倾角70°，为常22、2012、2013、517号钻孔控制。常22号钻孔缺失3号煤层以下至K5石灰岩以上的一段地层，据测井
8、曲线解释，461m有破碎带，落差30m。2012号钻孔深421m见破碎带，K10至3号煤层的间距和邻近钻孔相比缩短15m，向西延至2013号钻孔附近尖灭，向东延至517号钻孔附近尖灭，全长3.5公里，为正断层。 3、F64断层：位于杜家沟以北，走向北50°东，倾向南西，落差10m，为上石盒子组地层露头所显示，推断延长500余m，为正断层。 4、Ｆ65断层：位于Ｆ64断层以南，走向北75°东，倾向南西，落差5m，为上石盒子组地层露头所显示，推断延长500余m，为正断层。 5. 井田水文地质条件 杜家沟井田在精查勘探阶段，仅对2012号钻孔基岩风化带段进行了抽水试验和1063
9、号钻孔277～287.10m上石盒子组涌水段做了涌水试验，水文地质工作量较少。结合区域水文地质特征，杜家沟井田初步划分了11个含水层，即奥陶系灰岩为1号含水层，太原组K2、K4、K5灰岩分别为2、3、4、5号含水层，山西组K7砂岩为6号含水层，3号煤层顶板砂岩为7号含水层，下石盒子组K8砂岩为8号含水层，上石盒子组基岩风化带为9号含水层，第四系下更新统为10号含水层，第四系中更新统为11号含水层。 85年10月14日，矿务局地质队在主、副井之间补打1个检查孔，该检查孔采用流量测井新技术，通过测量钻孔中垂向水流的变化来划分含水层的位置，基岩风化带以下共探明含水层11个，比精查报告多4个。结合精
10、查地质报告及检查孔资料，杜家沟井田共发育含水层15个，各含水层情况见表1-1，现分述如下： 表1-1 各含水层情况表 含水层编号 层位及岩性 层厚（m） 水位标高（m） 单位涌水量(l／s、m) 渗透 系数（m/d） 含水 性质 15 第四系中更新统表土 埋深5—10m 受大气降水影响 潜水 14 第四系下更新统砂土 36－60 927.29－943.74 1.31－16.66 孔隙水 13 基岩风化带 50 943.13 0.046—0.086 裂隙水 12 上石盒子组上部中、粗砂岩 4.
11、00 914.52 0.0556 1.21 裂隙水 11 上石盒子组中部细、中砂岩 10.74 915.322 0.071 0.27 裂隙水 10 上石盒子组中部中砂岩 10.49 909.322 0.253 3.88 裂隙水 9 Ｋ10粗砂岩 4.4－12 864.922 －0.58 2.05 裂隙水 8 Ｋ8 细、中砂岩 0—19.68 裂隙水 7 3号煤顶板砂岩 7.50 786.242 0.043 0.26 裂隙水 6 Ｋ7中、粗砂岩 9.80 786.242 0.0108 0.097 裂
12、隙水 5 Ｋ5石灰岩 1.13 含混抽水 裂隙水 4 Ｋ４石灰岩 3.63 0.055 裂隙水 3 K3石灰岩 2.51 0.0017 裂隙水 2 K2石灰岩 2.62—11.60 王庄16号孔为714 0.0005－0.916 裂隙溶洞水 1 中奥陶统马家沟组灰岩 500—600 714－720 岩溶水 1号含水层：中奥陶统马家沟组灰岩，共分八段，区域水位标高690m左右，岩溶含水性表现为“上弱下强”的特点，为丰富含水层，岩溶埋藏标高约300～500m，预计杜家沟井田水位标高在660m左右。 2号
13、含水层：太原组K2石灰岩，层厚2.62～11.60m，覆于15号煤层组之上，水位标高714m，含水性不均，个别地段含水丰富，一般属较弱含水层。 3号含水层：太原组K3石灰岩，层厚2.51m，裂隙一般不发育，为弱含水层。 4号含水层：太原组K4石灰岩，层厚3.63m，为较弱含水层。 5号含水层：太原组K5石灰岩，裂隙不发育，为较弱含水层。 6号含水层：山西组K7砂岩，层厚9.80m，裂隙不发育，为较弱含水层。 7号含水层：山西组3号煤层顶板砂岩，层厚约7.5m，裂隙不发育，为较弱含水层。 8号含水层：下石盒子组底部K8砂岩，层厚0～19.68m，厚度变化较大，为较弱含水层。 9号
14、含水层：上石盒子组底部K10砂岩，厚4.4～12m，矿区普遍发育，水位标高约865m，承压206.72m水柱高，由于该含水层厚度较大，面积广，具有良好的多年调节性能，承压水动态比较稳定，为较丰富含水层。 10号、11号含水层：为上石盒子组中部的两层砂岩。在主、副井检查孔中，10号含水层深207.31m，厚10.49m，11号含水层深187.50m，厚10.74m。这两个含水层是两个连续沉积旋回的含水层，它们中间是半隔水层，可以通过半隔水层的顶底板获得相互补给，因此，这两个含水层均为较丰富含水层。 12号含水层：上石盒子组上部的一层中、粗粒砂岩，主、副井检查孔深118.6m，厚4.0m，一般
15、为较丰富含水层。 13号含水层：为基岩风化带，厚50m左右，由破碎泥岩、砂岩组成，水位标高934.13m，含水较丰富，风井筒施工中，该含水层造成突水，最大涌水量达280m3/h。 14号含水层：第四系下更新统，厚36～60m，以粉砂、细砂、粘土质砂、砂砾层组成，为孔隙水，水位标高927.29～943.74m，为丰富含水层。 15号含水层：第四系中更新统，水位埋深5～10m，多为农村生活用水，含水性较弱，受大气降水影响明显。 杜家沟井田各可采煤层均处于深埋区，属于深部井田，煤系内及以上邻近基岩含水层，远离露头区，与地表水体和第四系含水层无水力联系，地下水补给条件差，含水层富水性弱。 本
16、井田主要可采煤层为3号煤和15-3号煤。3号煤的主要充水含水层为其上覆的砂岩裂隙含水层；15-3号煤主要充水含水层为上覆太原组石灰岩的岩溶含水层。 根据上述矿床主要充水含水层的含水空间特征，充水方式及水文地质条件的复杂程度，井田矿床水文地质类型可划分为两类：山西组3号煤层开采时，水文地质类型为第二类第一型，即水文地质条件简单的顶板直接充水的裂隙充水矿床。 6. 瓦斯、矿井涌水情况 矿井正常涌水量608.2，矿井最大涌水量 678.4，井型为大型井，年设计生产能力4.00Mt，矿井为高瓦斯矿井。 矿井2004年瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井，矿井瓦斯绝对涌出量48.22 m3/min，相对涌出
17、量4.89m3/t。根据矿井地质情况表明，矿井瓦斯涌出量与煤层深度基本成正比关系，选择通风系统主要考查矿井开采技术条件和开拓开采设计，同时尽可能地减少井巷工程量和通风运营费，设备运输及维修费等经济问题。同时还要根据上述问题思考是否要灌浆、煤层注水及抽放瓦斯等。 矿井困难时期通风量为160 m3/s，容易时期通风量为162 m3/s。 7. 煤层特征 (1)、煤系地层： 含煤地层为下二迭系山西组及上石炭系太原组，含煤地层总厚163.36m，含煤10～17层，煤层总厚11.25m，含煤系数为6.9％。 山西组厚54.10m，含主要可采煤层3号煤层，煤层平均厚度6.09m，含煤系数11.
18、20％，山西组顶底部、局部发育不稳定薄煤层1～3层，一般均不可采。 (2)、可采煤层： 3号煤层：位于山西组的中下部，以其本身厚度大、层位稳定为重要对比标志，上距Ｋ8砂岩22.42～43.30m。平均31.67m，下距Ｋ7砂岩顶面2.70～18.85m，平均12.98m，煤层对比非常可靠。煤层厚度4.84～7.32m，平均厚度6.09m，结构简单，夹石1～3层，夹石厚0.1～0.3m，仅个别孔（1009号孔）夹石变厚达0.75m。该煤层控制研究程度较高，符合规范要求，为稳定型全井田范围内可采煤层。煤层特征见表1-2。 表1-2 煤层特征表 煤层编号
19、 厚度（m） 间距（m） 结构 （夹石层数） 稳定 程度 可采 情况 顶板 岩性 底板 岩性 最大—最小 平均 最大—最小 平均 3 4.84～7.32 6.09 87.15～154.08 112.22 0-3 稳定 全井田可采 粉砂岩 细、中 砂岩 a. 煤的物理性质： 各煤层均为黑色层状，光亮型煤及暗淡型煤相间，条带状构造明显，玻璃光泽，参差状断口，节理裂隙为薄膜状黄铁矿或方解石充填。经测定，煤的比重3号煤层在1.41～1.58之间，15-3号煤层在1.52～1.74之间。 b. 煤的化学性质： 3号煤层：洗
20、煤挥发分10.68～14.00％，平均12.61%，由东向西有规律的递减。原煤灰分9.19～25.86%，平均 15.75%，洗煤灰分4.48～11.88%，平均6.99%，一般下分层比上分层灰分高。 磷：0.004～0.034%，平均0.021%。 原煤全硫0.26～0.39%，平均0.33%，洗煤全硫略高，因煤中含有机硫较多，洗煤后不能降低，但煤中最高含硫量为0.39%，属低硫。 干燥无灰基发热量34.6～365.0MJ/kg，平均35.8 MJ/kg。 煤灰矿物成份分析结果二氧化硅37.04～53.52%，三氧化二铝23.13～39.66%，灰熔点(T2)1348～1500℃。
21、 按煤质分级指标，属低灰～中灰、低硫、低磷、高发量、高熔点灰分之贫煤。 工业用途：原煤是优质的动力用煤，另外还可以加工成十四级混煤、洗块煤、喷吹煤等品种，应用前景良好。 c. 可选性评价： (1)、筛分试验：筛分试验分为13～0.5mm和小于0.5mm两级进行，由试验结果可知，13～0.5mm粒度级煤占全样的42.74%，小于0.5mm粒度级煤占全样的57.26%。 (2)、浮沉试验：简易可选性的浮沉试验分为＜1.3、1.3～1.4、1.4～1.5、1.5～1.6、1.6～1.8、1.8～2.0、＞2.0等比重级进行，经试验，3#煤浮煤产率主要集中在＜1.30、1.30～1.40两个比
22、重级内。 (3)、可选性评价：采用±0.1含量法评价，假定精煤灰分为10%时，精煤理论产率为92%，理论分选比重为1.76，±0.1含量为2%。假定精煤灰分为9%、精煤产率为89%、理论分选比重为1.54，±0.1含量为6%。 经试验，3#煤层可选性等级属极易选。 8. 其他有益矿产 与煤共生的其他有益矿产有铝土矿、黄铁矿等，位于本溪组中部或底部，肉眼鉴定，一般品位不高，并多和粉砂岩成互层状。经取样化验，三氧化二铝36.38%～17.71%，二氧化硅41.93～56.70%，铝硅比值小于1，达不到铝矿石的工业品位要求。 黄铁矿、菱铁矿多以结核状夹于铝土岩中，一般厚仅数十厘m，达不到可
23、采厚度。 另对煤层中的分散及放射性元素锗、镓等进行分析，一般达不到工业要求。 1.2 井田开采 1.2.1 井田边界 本井田南部及北部均为人定边界东临王庄煤矿，西临屯留煤矿，井田面积51.8k㎡。 A B C D 表1-3 拐点坐标表 1.2.2 井田储量 表1-4 煤层资源储量汇总表（单位：万吨） 煤号 煤种
24、 111b 2M11 331 332 333 合计 3 PM 36785.4 3925.5 0 0 554.9 41265.8 （1）、杜家沟井田地质勘探程度达到勘探，详细查明了煤层的地质特征及开采技术条件，可靠程度为探明；目前正在开采，可行性评价为可行性研究；煤炭市场较好，产品供不应求，经济意义为经济的。根据矿产资源储量套改技术要求（GB/T17766-1999），开采范围均圈定为探明的（可研）经济基础储量，编码为111b。 （2）、跨越断层圈定探明的（可研）经济基础储量时（111b）。在断层两侧各划出50m的范围圈定为探明的内蕴经济资源量，编码为333。
25、 （3）、村庄、高速公路、水体、工业广场等保护煤柱的块段，圈定为探明的（可研）边际经济基础储量，编码为2M11。 （4）、无法布置正规工作面的小块段、边角煤圈定为探明的（可研）边际经济基础储量，编码为2M11。 矿井年产量及服务年限: 矿井设计每年工作日为330天，每天提升16h，井下实行三、八制，每天二班生产，一班检修，每班工作八小时。 矿井设计服务年限： （1-1） T------矿井设计服务年限，a； ------矿井可采储量，Mt； Ａ---矿井设计年产量，Mt/a
26、 Ｋ----储量备用系数，这里取１.４； 则服务年限Ｔ＝36785.4/（400×1.4）＝65.6a＞60a，符合建大型矿井的要求，即此矿井设计年生产能力为4.00Ｍｔ，服务年限为65.6ａ。 1.3 井田开拓 1.3.1概述 1. 矿区内生产矿井开拓方式 采用立井开拓，矿井采用中央竖井，煤层分组采区上、下山联合布置的开拓方式，中央并列式通风，井田设三个井筒：主井、副井、风井。地面标高+937m。全矿井划分为两个水平，第一水平标高+520m，第二水平标高+470m，主要运输大巷布置在3号煤层下约30m岩层中，开采3号煤层的浅部条带，第二水平主要开采3号煤层的深部条带，由于煤层倾
27、角较小，地质条件稳定，划分为带区开采，采用倾向长壁采煤。 2. 影响井田开拓方式的主要因素 （１）、本矿井范围内有几个比较大的村庄，所以使广场煤柱与村庄煤柱合二为一，要避免首采区迁村。 （２）、矿井井田形状呈长方形，井田倾向长度7ｋｍ，走向长度7.4ｋｍ。 （３）、井田地质条件简单，但瓦斯涌出量较大，其中北部比南部大，西部比东部大。 ４、煤层倾角小，平均2˚，煤层厚度较厚，平均6m。 3. 井田开拓 综合考虑影响井田开拓的因素，对设计中次要先于解决，则主要矛盾是井田内划分，开采水平的数目和设置，运输大巷的设置。 先行确
28、定的有：井筒形式、数目、位置，井底车场等。 本井田表土层很厚，宜采用立井，开凿一对立井和一个风井。 1) 技术可行方案 综合考虑本矿井影响开拓的主要因素，提出了以下三个方案： 第一方案：在+520水平开凿大巷，在大巷两侧直接布置带区工作面，采用倾斜长壁采煤。当第一水平开采即将结束时，采用暗斜井延伸达到第二水平，即+470水平，在第二水平布置大巷，在大巷两侧布置带区工作面，主要开采3号煤层的深部。 第二方案：采用立井单水平开采，在+500水平开凿大巷，然后在大巷两侧直接布置带区工作面，开采整块煤田。 第三方案：采用立井两水平开采，在+520水平开凿大巷，在大巷两侧布置工作面，当第一水
29、平开采即将结束时，直接延伸立井到达第二水平，开掘大巷，然后布置带区工作面。 方案1立井单水平加暗斜井 方案二 立井单水平 方案三 立井两水平 2) 技术比较 从以上方案的简图可以对方案1和方案2进行比较，二方案的生产系统均简单可靠，由于本井田范围很大，方案2虽然可以节省一段暗斜井，但需要的井筒深度较深，对于初期建井不利，同时布置的工作面走向很长，大约4000m，给掘进和通风带来很大的麻烦，对于初期投资要求很大，方案一虽然需要暗斜井延伸，但是布置的带区长度合理，建井初期投资较少，出煤较快，同
30、时由于井田东部煤层较浅，瓦斯含量少，开采容易。综合考虑，方案1要优于方案2，所以使用方案1。 余下的1、3两个方案均属技术上可行的方案，水平服务年限也均符合要求（中型矿井第一水平服务年限应大于20年，两者相比，虽然方案Ⅲ的总投资要比方案Ⅰ高些，但是其初期投资较少，因此两方案要通过经济比较才能够确定其优劣。 方案一和方案二的区别在于第二水平是用暗斜井开拓还是直接延伸立井，两方案的生产系统较简单可靠。两方案对比，第3方案需多开立井井筒，阶段石门和立井井底车场；并相应的增加了井筒和石门的运输，提升，排水费用。而方案1则多开暗斜井和暗斜井的上下车场，并相应的增加了斜井的提升和排水费用。粗略估算表明
31、两方案的方案费用相差不大。方案一的提升、排水工作的环节少，人员上下方便。 3) 方案经济比较 由于方案Ⅰ和方案Ⅲ在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案Ⅰ和方案Ⅲ两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于表1-5、表1-6、表1-7、表1-8中。通过费用汇总表在经济上来比较两方案的优越。 表1-5 基建工程量 时期 项目 方案3 方案1 早期 主井井筒/m 417+30 417+30 副井井筒/m 417+5 4
32、17+5 井底车场/m 300+560 300+560 运输大巷/m 1840 1840 后期 主井井筒/m 50 3800 副井井筒/m 50 3800 井底车场/m 300+560 300 主石门/m 3500 / 运输大巷/m 1800 1800 表1-6 基建费用表 方案 项目 方案3 方案1 工程量/m 单价/ 元/m 费用/万元 工程量/m 单价/ 元/m 费用/万元 早期 主井井筒 447 3754 167.80 447 3754 167.80 副井井筒 422 4081
33、 172.45 422 4081 172.45 井底车场 860 1100 94.6 860 1100 94.6 运输大巷 1840 900 165.6 1840 900 165.6 小计 600.45 600.45 后期 主井井筒 50 3754 18.7 3800 1000 380 副井井筒 50 4081 73.46 3800 1100 418 井底车场 860 1100 94.6 300 1100 33 主石门 3500*2 900 5600 / / / 运输大巷 1200
34、 900 108 1200 900 108 小计 1014.76 939 共计 1615.1 1539 表1-7 生产经营费用 项目 方案3生产经营费用/万元 项目 方案1生产经营费用/万元 石门运输 1.2×4945.05×0.80×0.31=1797.7 暗斜井运输 1.2×4915.05×0.87×0.48=2463 提升 1.2×4915.05×0.5×0.85=2506.7 提升 1.2×4915.05×0.275×1.02=1654.4 排水 3942000×27.9×0.35×10
35、4＝3882.36 排水 4113477×27.9×0.33×10-4＝4051.24 合计 8186 合计 8138 表1-8 费用汇总表 方案 项目 方案3 方案1 费用/万元 百分率/％ 费用/万元 百分率/％ 基建工程费 1615 100 1539 100 生产经营费 8186 100 8138 100 总费用 9801 100 9677 100 4) 综合比较 综合以上各表的内容来看：方案1和方案3费用相同，方案1需要较长的暗斜井，但是方案3也有较长的石门，因为煤层为近水平煤层，所以暗斜井的坡
36、度很小，方案三需要延伸井筒一次，对矿井的正常生产有一定的影响，而且当第一水平向第二水平过渡时，通风不容易解决，况且方案3的费用高于方案1，所以最终确定使用方案一。 1.3.2 井筒特征 1. 井筒特征尺寸 井筒断面尺寸主要是根据提升容器的种类、数量及外形尺寸确定。 1）、主井 提升容器是一对32t箕斗，断面图为： 图1-3 主井断面图 2）、副井 提升容器是一对3吨双层单车普通罐笼，另有梯子间风管，电缆等设备，断面尺寸图为： 1-风管;2-罐笼;3-梯子间 图1-4 副井断面图 3）、风井 风井
37、除回风外，还兼做矿井的安全出口，装备梯子间，断面图为： 图1-5 风井断面图 表1-9 井筒特征表 井筒名称 主 井 副 井 风 井 井 口 坐 标 X（m） 4026300 4026300 4025980 Y（m） 38407915 38407995 38407995 Z（m） +937.3 +937.0 +937.2 用途 提煤 提人,运料,通风 通风,行人 提升设备 箕斗 罐笼梯子间 梯子间 井筒倾角 900 900 900 断面形状 圆型 圆型 圆型 支护方
38、式 井筒壁厚（mm） 350 400 350 提升方位角（°） 251 251 35 井筒深度（m） 447 417 350 断面积 净（m2） 掘（m2） 54.2 2. 材料及壁厚 井壁是井筒的重要组成部分，其主要作用是承载地压，防止围岩风化等，具体的井壁的厚度等见井筒特征表1-9， 3. 井筒深度 井筒深度除自井口至开采水平的井筒长度外，还需要加井窝的深度。井窝深度：箕斗井为清理井底撒煤，平台下再设≥4m井底水窝。故一般开挖到井底车场水平以下30~40m，这里取30m。井筒深度确定后，填入井筒特征表。 1.2.1
39、开采顺序及采区 1. 开采顺序 由于整个矿井的煤层倾角很小，完全符合采用倾向长壁采煤法进行采煤，所以第一水平采用上下山带区开采，上下山带区均采用后退式开采方式，既上山采用俯斜开采，及下山采用仰斜开采。 2. 保证年产量的回采区段数和工作面数 （1）、本设计矿井年产量4.00Mt，综合机械化放顶煤，三个工作面保证矿井设计年产量。 保证年产量时的工作面线长： B= （1-2） =（400·10000·0.9）/（6.0·1.4·950.4·0.8） =562.5 根据现有工作面长度及便
40、于带区工作面布置，设计取两个工作面长度L=225m，顺槽中—中距离为230m。另一工作面长度为160m, 顺槽中—中距离为165m。 B------采煤工作面总线长，m; A------矿井设计年产量，t/a； x-------回采出煤率，一般取0.9； m------同采煤层总厚度，m； -------煤层容重，t/m3； k3-------工作面采出率，这里是放顶煤取0.80； L-----年推进度，m L=330×n×i×¢ =330×4×0.8×0.9=950.4m； 其中：330-----矿井年工作日，天； n-----日循环数，4个； φ------正规循环
41、系数，这里取0.8。 （2）、矿井年产量的验算 = （1-3） =6×225×950×1.4×0.8×2＋6×160×950×1.4×0.8 =3.73462Mt 在一个回采工作面回采结束以前，必须已经准备好一个回采工作面，要准备好一个回采工作面掘进出煤量为： An= =6×5×10000×0.97×1.4=0.40700Mt （1-4） 其中： An-------掘进工作面年产量，Mt/a； ------巷道高度，m； ------巷道宽度，m； ----
42、年掘进长度，m； -----掘进工作面采出率，取97%。 则矿井年产量A= Am+ An =3.7207+0.407=4.141260Mt 所以在实际生产中矿井完全可以达到年设计生产能力4.00Mt。 3. 井巷工程量和建井工期 根据以上章节的设计和计算结果，计算达到设计年产量时的井巷工程量，并编制施工进度图表，确定建井期。 表1-10 巷道的掘进速度表 表1-11 井巷掘进类别表
43、 ②有煤和瓦斯突出危险的煤层巷道掘进速度应采用0.8修正系数。 8. 10.2 1.3.3 采煤方法 1. 为了选择合理的采煤
44、方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，并考虑实习矿井实际使用经验。杜家沟矿区煤层赋存比较稳定，可采煤层主要为3号煤层，3号煤层属于近水平煤层，平均倾角2˚--6˚。煤层平均厚度为6m。煤尘无爆炸性，煤层无自燃发火性；地质构造简单，结合设计矿井矿井实际情况以及现有的生产技术条件，设计采用综合机械化放顶煤回采工艺，倾斜长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。 带区走向长度的确定以第一水平的第一阶段内带区为例 由于矿井年产量较大，要同时开采三个工作面，三个首采工作面均布置在井田工业广场附近，分布在不同的带区，由于各个带区的情况大致相同，所以下面对一个带区的情况进行代表性说明，本带区地质条件简单
45、坡度变化极为平缓，并且全是111b级储量。 1） 确定区段斜长及数目 本带区位于井田工业广场和井田南部部边界之间，带区内划分为8个分区，倾向长度2000m，走向长度2000m。 根据前面计算可知，本带区的工作面长度为225m，回采巷道宽4.9m，每个分带的走向长度250m。 由于开采的煤层为单一厚煤层，根据煤层赋存条件可以知道顶板板岩石比较稳定，维护条件较好，所以决定将回采巷道布置在煤层中，为了减少煤层厚度的损失，回采巷道和采煤工作面开切眼均应沿煤层底板布置。 由于本矿井的煤层底板岩石稳定，并且相当容易维护，为了生产的集约化，所以矿井的水平大巷之间的距离取15m 。 回风巷用斜巷
46、与回风大巷联接，运输巷用进风行人斜巷与大巷联接。 首采区辅助运输使用单轨吊进行，井底车场设装载点，直接从井底车场利用单轨吊的高低差进行起吊，直接运到采煤工作面。 单轨吊经由水平大巷进入区段平巷，不再经过装载直接把人员、材料等运到工作面卸载，再把矸石等运出工作面。胶带输送机上山与区段平巷采用溜煤眼连接，煤从工作面通过可伸缩胶带输送机到达溜煤眼，再通过上山胶带输送机运出采区，直到井底煤仓。 利用单轨吊的高差转载起吊示意图： 1----单轨吊车轨道 2-----单轨吊车 3-----平板车 4-----货物 图1-6 单轨吊的高差转载起吊示意图 根据带区生产能力，带区巷道布
47、置、煤层赋存条件选择确定巷道的掘进方法为综掘。当某一回采工作面将要采完时，须把一个接替回采工作面准备好，以确保工作面的正常生产。故需要配置足够的巷道掘进队，并安排好掘进工作面的接替。 采掘工作面的比例关系(头、面比)计算方法如下： （1-5） 式中：N — 掘进工作面回采工作面头面比； t1— 机械安装时间，综采一个月； t2— 工作面备用时间，按半月计。 th— 回采工作面所需时间，月； （1-6）
48、 其中：Lg—区段内回采工作面沿走向全长，m； Vh—回采工作面月速度，m/月； tj—掘进工作面所需时间，月； （1-7） 其中：In—接替工作面的巷道长度，m； Vj—巷道的掘进速度，m/月； 所以：tj= = ＝8.45月 Th=＝19.2月 又因为t1＝1，t2＝0.5。 所以： N= ＝0.48 1.3.4 井底车场及硐室 井底车场是井田开拓的重要内容之一，它与井型、大巷、
49、井筒及位置都有密切的关系。 1. 井底车场的形式 本矿井采用卧式井底车场，设计年生产能力为4.00Mt/a，大巷采用皮带运输，辅助运输采用矿车运输，考虑本矿井煤层倾角2~4°，初期大巷采用胶带输送机运输，随着矿井开采范围的扩大，运输距离不断加长，使用胶带输送机运输不经济时，大巷运输改为轨道运输，由于这次设计只是矿井
50、的初步设计，所以只考虑输胶带输送机的情况。 2. 线路平面设计 1)、井筒位置的确定 本井田地表地势平坦，井筒位置基本不受地表限制，取两井筒中心点之间的距离为80m. 2)、井底车场各存车线的计算： ①副井空重车线 L＝m×L1+L2+L3 （1-8） L------储车线长度，m； m------列车数 n-------每列车矿车数 L1------一辆矿车长度，m； L2
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