竖井立井设计说明书.docx

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竖井立井设计说明书

摘要

本设计新井为大雁矿区四矿1.2Mt/a的新井设计，共有4层设计可采煤层，平均总厚度为8m。

设计井田的可采储量为95.76Mt，服务年限为57a。

划分二个水平开采。

井田平均走向长3.26km，平均倾斜长5.0km，煤层平均倾角6.7°，属于缓倾斜煤层。

本设计矿井采用双立井的开拓方式，集中大巷布置方式。

共划分8个带区，其中首带区为二个，达产工作面一个。

本设计带区为东一带区，大巷装车式下部车场，综合机械化采煤。

年工作日为330d，采用“四、六”式工作制，工作面长为200m，每刀进度为0.8m，每日割九刀。

提升设备为主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。

由于井田倾斜长度较大，且为缓倾斜煤层，以及煤层地质条件等因素影响，决定本井田内全部采用倾斜长壁采煤法开采。

由于本人知识有限，缺乏一定的现场经验。

因此，本设计中难免会出现一些问题，请各位专家老师不吝指正。

第一章矿区概述和井田地质特征

1、1矿区概述：

该区位于黑龙江省鹤岗市的南部，地理坐标：

东径130'14'40''北纬47'11'50''，共界限为：

纬线104150为界，纬线两端分别与Ｆ1断层和十二勘探线相交，南山煤系地层与上复三分地层-500为界。

标高不整合接触面接触线。

距市火车站十五公里，北与兴安矿为邻，南距佳木斯五十七公里，车部有峻德火车站，西部是哈罗公路和鹤立河，交通十分便利，矿区标高100米处于较开阔平坦地带。

1、1、1气候条件：

极端最低气温-39℃

极端最高汽温+35。

4℃

最大冻结时间210天（10月30日~次年4月30日）

最大积雪厚40cm

平均积雪厚14cm

平均降雨量600mm

最大风速24m/s

主导风速西风（14频率）

地震裂度（6级）

1、1、2水文情况：

井田地表比较开阔，东本区可见三级地貌单元侵蚀——剥蚀低三区，腐蚀——剥蚀丘陵区，山间堆积盆地区最高点，最低点地形标高分别为+280m——+228m，地面坡度南北向2.22℃。

东边斜地高差40m。

第四亿地层直接接触，元隔水野，只是系数相差较大，鹤立河厚井田的西侧内，现经河流造向西移300米，使原含水丰富的井田变为无水井田，河流最高洪水位，预测洪水位238m,最大流量180m3/s，矿区距市区水源较近，可由市里供给充足的工业和民用水。

1、1、3矿区工农业生产和电力供应

该矿区为新建矿井，工农业电力业源由鹤岗72公里的佳木斯发电厂供给，由于是新建矿区，工业建设起步较晚，因此工业不很发达，有充足的蔬菜种植面积，现主要有机电修配厂，木材加工厂等。

1、2井田地质特征

1、2、1地质；地层层位及接触关系，各层的形成时期类型，见综合柱状图

1、勘探深度：

该井田地面标高为+260左右，勘探线钻孔所见柱状为-300水平标高的岩体共探深度最深410米。

本区岩浆活动微弱，仅东南三个钻孔见有员脉或岩体侵入煤层影响小。

1、2、2地质构造：

煤层地质走向东北倾角-15℃左右，，沿走向有波状起伏，断裂复杂。

1、2、3煤层特征：

井田位于住依地堑西北端爱华夏系的控制和改造，使该区受水平应为产生施转运动，形成以F1断层为主体的弧形，断层倾角甚缓，东弧形断裂之间或弧之间断裂两侧往往出现南北向或北西向的断裂倾角较陡褶曲简单，为一单斜构造，煤层埋在+320-400水平标高内，平均深度距地表300米。

煤层本区含煤层2层，可采2层，煤质以肥煤为主，煤层灰分在20%~30%之间，其中高灰分煤发热量一般在7400~7800大卡/kg，含硫量一般为0。

21%~0。

33%，胶质层厚度一般在13~14mm，煤容重为1。

35~1。

38之间。

1、2、4瓦斯含量及自然发火情况：

本区根据邻近采区二采区。

瓦斯资料以越深瓦斯深度越大，定为高瓦斯矿井，煤挥发份在20%~30%之间，属有煤尘爆炸危险区，概据相邻采区资料无自然发火情况

第2章井田境界及储量

2.1井田境界

2.1.1沿井田走向开采顺序

本区上部以-50标高为界，左部以F3断层为界，右部以F4为界下部以-250标高为界，采区走向长1.2km，倾斜宽0.64km2.1.2井田境界确定的依据

（1）井田范围、储量要与矿井生产能力相适应。

（2）井田要有合理的尺寸以保证各个开采水平有足够的储量和服务年限。

（3）充分利用自然等条件确定井田境界。

（4）井田要有合理的开采范围，便于矿井的发展。

2.2井田储量

2.2.1井田储量的计算

1.矿井初步设计应计算以下储量

根据区域地质报告和井田地质精查报告计算井田地质储量（能利用储量和暂不能利用储量）、矿井工业储量（精查中的“A、B、C”三级储量）、矿井设计储量和矿井设计可采储量等。

2.井田工业储量应按储量块段法进行计算

Zc=S×H×r/cosθ

式中Zc——井田工业储量，Mt；

S——块段面积，km2；

H——块段总厚度，m；

r——煤的容重，t/m3；

θ——为煤层平均倾角，°。

Zc=3（1.25+1.25）×1.35/cos15

=11MT

3.矿井可采储量的计算

Z=（Zc-P）×C

式中Z——可采储量，Mt

Zc——工业储量，Mt

　　　　P——永久煤柱损失，Mt

C——带区回采率,厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8；薄煤层不低于0.85；地方小煤矿不低于0.7。

计算得：

Z=8MT

1.工业场地及主要井巷保护煤柱留设

（1）工业场地保护煤柱留设，应在确定地面受保护面积后，用移动角圈定煤柱范围。

工业场地地面受保护面积应包括受保护对象及围护带，围护带宽度为15m。

（2）本矿井采用斜巷连接带区与条带，在斜巷外留设30m保安煤柱。

带区之间留设5m煤柱。

2.断层带及井田境界煤柱的留设

井田范围三面以断层为界一面以煤层露头为界，为开采安全确定断层与煤层露头均留设50m的煤柱进行保护。

在井田范围内有一小断层，在其周围留设30m的保安煤柱。

2.2.3储量计算的评价

储量完全按照规定计算，结果正确。

但是由勘察数据做的地质分析与实际地质情况存在着一定的出入，所以储量在数值上与实际存在着误差。

2.3矿井工作制度生产能力服务年限

本矿井采用“四、六”工作制，即三班采、掘工作，一班进行检修；每天矿井净提升时间为16h；年工作日为330d。

本矿井已查明的工业储量为143.44Mt,估算本井田内工业广场煤柱，境界煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的16%，各可采层均为中厚煤层，按矿井设计规范要求确定本矿的带区采出率为80%，由此计算确定本井田的可采储量为95.76Mt。

根据井田地质精查报告的资料描述，初步决定采用大型矿井设计。

并设计确定三个方案，即矿井生产能力为0.36Mt/a，1.2Mt/a和1.5Mt/a三个方案，分析如下：

P=8/AK

式中P——为矿井设计服务年限，a；

Z——井田的可采储量,Mt；

A——为矿井生产能力,Mt/a；

K——为矿井储量备用系数，一般取1.4；

计算得：

P1=16a

经与《规程》和《采矿设计手册》相核对，确定16比较合理的服务年限，即本矿井的生产能力为0.36Mt/a。

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

井田内生产矿井为大雁四矿，与其相邻为大雁一矿，一矿开拓方式为双立井综合开拓。

3.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况

（1）工业场地宜选择在相对比较开阔的地界上。

（2）开采水平的数目及其服务年限。

（3）井田范围内的地形、地质、水文和煤层赋存条件。

（4）矿井开拓延深、深部开拓及技术改造。

3.2.1井硐形式和井口

3.2.2开采水平数目和标高

水平是运输大巷及井底车场所在的位置及所服务的开采范围，合理的水平划分应该具有合理的阶段斜长和条带数目，要有利于带区的正常接续，在初期投资上合理，保证开采水平有合理的服务年限及储量等。

根据以上原因及本井田的实际情况，现确定水平划分方案如下表3-2水平划分方案比较表。

表3-2水平划分方案比较表

方案

方案一

方案二

水平数目

3

2

水平标高

-50,-250

-250m，-750m，

方案分析

一水平服务年限为6a，过短，所以此方案不合理。

一水平服务年限为10a，符合规定。

比较结果

选择方案二比较合理

综合以上：

本设计矿井为2个水平，一水平标高为+415m，二水平标高为+150m

3.2.3开拓巷道的布置

根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为分煤组布置（称分组集中运输大巷）和全煤组集中布置（称集中运输大巷）．采用集中运输大巷时，各煤层（组）间用带区斜巷联系。

当煤层倾角太大时，层间联系也可用溜井或斜巷。

各种方式的适用条件如下：

（1）分组集中大巷适用条件

煤层数多，层间距大小悬殊；按煤层的特点根据运输，通风要求组合，经济上有利；多水平生产，容易解决运输、通风的干扰；

（2）集中运输大巷适用条适于煤层层数多，层间距不大的矿井；

田走向长度大，服务年限长；下部煤层底板有坚硬岩层，容易维护；采区大，斜巷长度短。

比较详见图3-2开拓方案剖面示意图和表3-3开拓方案比较表和。

图3-2开拓方案剖面示意图

3.3.1井硐形式和数目

根据井田的地形地势、煤层赋存等条件及井筒形式的技术分析确定本矿井采用双立井开拓方式，一主立井一副立井。

3.3.2井硐位置及坐标

井筒位置就是确定井筒沿煤层走向和倾斜方向上的具体尺寸，并用直角坐标和方位角予以表示，选择井筒位置的条件：

1.地面条件

井筒应布置在地形开阔的地方根据地形与工程地质的条件以及地面煤炭的外运等合理选择。

2.井下条件

根据井底车场的运输与装卸关系，及保安煤柱的留设合理选择。

考虑到上述的条件和本矿的具体条件，设计矿井井筒位置位于井田中央，坐标分别为主井：

（657217，7051916，655）；副井：

（657146，7051920，650）。

3.3.3水平数目及标高

本设计矿井为2个水平，一水平标高为-50m，二水平标高为-250m。

3.3.4石门及大巷数目及布置

本设计矿井选择集中大巷运输方式，双轨布置；采用反倾斜斜巷布置，实现分带与带区之间的联系，斜巷为带区的运输服务，运输能力要求大；大巷和斜巷的断面设计和支护设计合理与否，直接影响煤矿生产的经济和安全，该设计矿井大巷和斜巷断面的各项内容见图3-3大巷断面图和图3-4斜巷断面图。

3.3.5井底车场的形式选择

井底车场设计是否合理，直接影响着矿井的安全和生产。

由于井筒形式，提升方式，大巷运输方式及大巷距井筒的水平距离等不同，井底车场的形式也各异。

本矿井根据实际情况采用环行尽头式井底车场。

3.3.6煤层群的联系

本设计矿井井田范围内共有四层可采煤层，各煤层间距均在50m以内，故各煤层联合开采，利用反倾斜斜巷联系分带与带区的运输，斜巷为采区服务。

3.3.7采区分

采区划分应根据地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件及装备水平等经综合分析比较后确定，结合采区划分原则，本设计矿井第一水平划分为八个带区。

详细见带区划分示意图（图3-5）。

图3-5采区划分示意图

3.4井硐布置和施工

3.4.1井硐穿过的岩层性质及井硐支护

参见井筒开拓剖面图。

本设计矿井井筒穿过的岩层性质如下：

基岩段：

细砂岩砂砾岩

根据主副井围岩性质，并按《规程》规定，确定主副井筒支护方式如下：

主井井筒表土段：

混凝土砌碹；煤层段：

料石砌碹；基岩段：

锚喷支护

副井井筒表土段：

混凝土砌碹；煤层段：

料石砌碹；基岩段：

锚喷支护

井硐穿过岩层主要为细砂岩。

3.4.2井筒布置及装备

箕斗提升的井筒不应兼作风井；作为安全出口的立井井筒，当井深超过300米时，应每隔200米左右设置一个休息点；井筒平面内布置提升容器时，所允许的间隙不应过小；井筒允许最大风速不超过下表的要求：

表3-5井筒允许最大风速表

井筒名称

允许最大风速（m/s）

无提升设备的风井

15

专为升降物料的风井

12

升降人员和物料的风井

8

设梯子间的风井

8

修理井筒时

8

立井井筒装备包括：

罐道、罐笼、罐道梁、梯子间、罐路、电缆、井口、井底金属支撑结构、托管梁、电缆支架、过巷装置等。

井筒断面详见图3-6主井断面图和图3-7副井断面图。

3.5井底车场及硐室

3.5.1井底车场形式的确定及论证

本矿井设计采用环形卧式井底车场。

井底车场形式的布置必须保证矿井的生产能力有足够的富裕系数，考虑增产的可能性；操作安全，调车方便，符合规程规定。

井底车场的形势也取决于矿车的选择，本矿井采用1t底卸式矿车，综合原则和规定以及本矿的实际情况采用了设计的车场。

3.5.2井底车场的布置

1.井底车场线路布置的要求

（1）底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题；

（2）线路布置要有利于通风，尽量减少工程量以及少布置道岔和交岔点；（3）为保证运行安全，应尽量避免在曲线巷道顶车，机械推车需布置在直线段上；

2.存车线长度的确定

确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题。

根据我国煤矿多年的实践经验，各类存车线可以选用下列长度：

（1）大中型矿井的主井空、重车线长度各为1.5～2.0列车长；

（2）副井空、重车线长度，大中型矿井按1.0～1.5列车长；

（3）材料车线长度，大中型矿井应能容纳15～20个材料车；

（4）调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和；

3.存车线长度的计算

（1）主井空、重车线，副井进、出车线

L=mnLk+NLj+Lf

式中m——列车数目,列;

n——每列车的矿车数，辆;

Lk——每辆矿车带缓冲器的长度，m;

N——机车数,台;

Lj——每台机车的长数，m;

Lf——附加长度，取10m。

经过计算，得L=1.5×4×3.45+1×4.5+10=91m

（2）材料车线有效长度

L=ncLc+nsL

式中nc——材料车数，辆;

Lc——每辆材料车带缓冲器的长度，m;

ns——设备车数，台;

Ls——每辆设备车带缓冲器的长度，m;

L=4×2.4+1×2.5=26m

根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长26m。

3.5.3井底车场通过能力计算

矿井日产原煤600每日运矸石量为600×0.15=90日产掘进煤为600×0.06=36t，1t底卸式矿车日运煤量为600×0.94=584t。

1t底卸式矿车列车数为600/（3×15）=13列。

根据矿井矸石量与掘进煤的比例（15%/6%=5/2），确定0.5吨煤矸石混合列车由13辆矸石与11辆煤车组成，每列矸石车与煤车载重之比为（1.7×15）/（1.5×11）=17/11，故符合要求，每日混合列车数为（554+222）/（1.7×15+1.5×11）=19（列）每日进入井底车场的1底卸式矿车数与0.5吨混合列车数之比为78/19=4.1/1

按公式计算：

N=TaQ/1.15T

式中N——井底车场年通过能力，Mt;

Ta——每年运输工作时间等于矿井设计年工作日数与日生产时间的乘积，min;

Q——每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤重，t；

T——每一调度循环时间,min；

1.15——运输不均衡系数；

计算得：

N=330×16×60/（1.15×30）

通过能力富余系数为312.4/240=1.302，满足设计规范要求。

附表3-6调度图表及图3-8井底车场线路布置图。

3.5.4井底车场主要硐室

1.主井系统硐室

主井硐室主要有3t卸载硐室。

2.副井系统硐室

副井硐室主要有中央变电所和中央水泵房，负责全矿井的电和水。

3.6开采顺序

3.6.1沿井田走向的开采顺序

根据该设计矿井的煤层分布及带区划分的具体情况，采用井田仰俯斜开采，这样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，依据本设计矿井的带区划分的具体情况，采用倾斜长壁开采，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。

详见带区接续图表。

3.6.2沿井田倾向的开采顺序

本矿井设计总体采用下行式开采。

在开采的时候，为早达产，将首先开采靠近井底车场的东一带区，然后开采西一带区层煤的，故开采顺序依次为东一采到西一采区,

3.6.3三量控制情况

矿井生产的准备工作包括水平开拓、采区准备和开切工作面三个阶段。

通常用三量来反映矿井采掘工程效果、生产准备情况和采掘关系。

所以，搞好三量管理是保证生产正常接续、稳产高产的重要环节。

1.矿井开拓煤量的确定

计算公式为：

Q开=（L

D-Q地损–Q呆滞）×K

式中Q开——开拓煤量，t；

L——煤层两翼已开拓的倾斜长度，m；

——带区平均走向长，m；

——开拓区煤层平均厚度，m；

D——煤的视密度，t/m3；

Q地损——地质及水文地质损失，Mt；

Q呆滞——呆滞煤量，t；

K——采区采出率。

本设计矿井的开拓煤量计算：

Q开＝（1200×640×1.25×1.35-0-1.422）×0.85=1.1Mt

2.准备煤量的确定

计算公式为：

Q准=（Lh

D-Q地损–Q呆滞）×K

式中Q准——准备煤量，Mt；

L——带区倾斜长度，m；

H——带区走向长度，m；

——采区煤层平均厚度，m；

本设计矿井准备煤量：

Q准＝（1200×640×1.25×1.35-0-0）×0.85=1.1Mt

3.回采煤量的确定

计算公式为：

Q回=LhMDK

式中Q回——回采煤量，Mt；

L——工作面走向可采长度，m；

h——工作面倾斜可采长度，m；

M——设计采高或采厚，m；

K——工作面回采率。

Q回=1000×160×1.35×1.25×0.85=1.3Mt

根据有关规定，开拓煤量、准备煤量、回采煤量都应该有一定的可采期。

设计矿井可采期的计算：

（1）开拓煤量可采期=期末开拓煤量/当年计划产量或设计生产能力

=8.8÷（1.4×1.2）=5.24a>5a，满足要求；

（2）准备煤量可采期=期未准备煤量/当年平均月计划产量或平均月计划能力=3.12÷（1.4×1.2）=1.86a>1a，满足要求；

（3）回采煤量可采期=期末回采煤量/当年平均月计划回采量=1.38/（1.4×1.2）=0.82a>0.5a，满足要求。

经过以上计算可“三量”及可采期满足设计规范要求，可以移交生产。

第4章带区巷道布置及带区生产系统

4.1采区概述

4.1.1设计采区的位置及带区煤柱

本设计采区为东部采区，位于井田中部偏东，北部以煤层露头标高为界，南部、东部、西部均以人为划定边界。

走向长1500，南北倾向长900m。

带区内留设的煤柱宽度为：

带区边界30m，相邻分采5m，岩石大巷30m。

4.1.2采区地质及煤层情况

北一采煤层发育稳定，地质构造简单，倾角在6.7º左右。

煤层顶底板以细砂岩为主，顶底板条件稳定，采区内水文地质条件简单，地下水涌出量50m3/h,瓦斯绝对涌出量为8.08m3/min。

4.1.3采区生产能力储量及服务年限

采区煤层全部可采，根据几何法求得可采储量为8MT,采区设计生产能力为0.36Mt/a。

采用走向长壁采煤法采煤。

采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层厚度，工作面长度和推进度。

一个采煤工作面产量A0（Mt/a）可由下式计算：

A0=L×V0×Mr×C0

式中L——采煤工作面的长度，m；

V0——工作面推进度，km；

M——煤层厚度或采高，m；

r——煤的密度，t/m3；

C0——采煤工作面采出率，中厚煤层取95%。

设计回采工作工艺为综采，日进尺数为7.2m。

所以V0=7.2×330=2.376km，即工作面年推进度为2.376km。

因此，一个采煤工作面产量为A0=200×2.376×2×1.35×0.95=0.36Mt。

采生产能力为

AB=K1K2ΕAi

式中n——同时生产的采煤工作面数，取1；

K1——采区掘进出煤系数，取为1.06；

K2——工作面之间出煤影响系数。

本采区采用1个工作面，AB=1.2189×1.07=1.3043Mt

本采区储量丰富，可采储量为2.8MT

Tn=Z/（AC）

式中Tn——采区服务年限，a;

Z——采区可采储量，Mt；

A——采区生产能力，Mt；

C——储量备用系数，取1.3

P=2.8/（0.36×1.3=7a

4.2采区巷道布置

4.2.1区段划分

由于本采区采用倾向长壁采煤法，区段划分则以工作面长度为标志。

本设计采用并列式通风，一水平设在-50m标高处，斜巷长286m，条带垂高240m,确定合理工作面长后，将本带区划分为两个分带。

4.2.2区段车场布置

采区下部车场多由带区装车站和辅助提升车场组合而成。

因为运输能力的限制不可采用石门装车式，采用顶板绕道大巷装车式车场。

1.装车站线路设计

根据装车站所在的位置不同，大巷装车站线路又分为通过式和尽头式两种。

由于本带区位于位于井田中央，因此装车站线路选为大巷通过式。

装车站线路总长度L为：

L=L1+L2+L3+3L4

式中L——车场线路长度，m；

L1——空车存车线长度，L1=Le+nLm+（3～5m）；

Le——机车长，m；

Lm——列车长度，m；

n——一列车矿车个数，辆；

L2——重车线存车长度，m；

L3——煤仓溜煤闸门至渡线道岔长度，L3=Le+0.5Lm；

L5——渡线道岔长度，大巷轨道中心距离1300mm。

渡线道岔ZDX622/4/12，α=14º15′a=3340mm，b=3500mm，L=8213mm；

∵L1=4500+16×3450+（3000～5000）=62700～64700mm

l2=16×3450=55200mm

l3=4500+0.5×3450=6225mm

∴l=70550+55200+6325+7050=14975mm

2.辅助提升下部车场

因为本带区倾角较小，所以采用顶板绕道。

辅助提升车场在竖直线以后以24º度跨越大巷见煤。

斜面线路采用ZDC622/3/6道岔，α=18º26´06"，a=2260mm，b=2800mm，l=4964mm

车场双道中心线间距为1300mm

对称道岔线路连接长度为：

（连接半径取12000mm）

L对=α+B+T=2200+1600/2ctgα/2+Rtgα/2=9077

水平投影长：

Lˊ对=L对COSθ=9077×COS25º=8226

（1）竖曲线计算：

Y=hcotβ0

L=Y+TD+d1+R1

式中：

h——大巷通过线轨面至轨道上山轨面之间的垂线距离，一般为15～20m，取20m；

β0——轨道上山下段倾角（起坡面），为减少工程量，一般取20º～25º，取20º；

TD——低道竖曲线切线长度，取TD=5m；

d1——平竖曲线之间插入直线段，取2.5m；

R1——绕道内侧弯道曲线半径，取12m；

Y——大巷通过线与轨道上山低道竖曲线切线交点的距离，m；

L——车场绕道内侧线路的水平距离，m；

计算得：

Y=20×cot15º=61.55,取18

L=18+5+2.5+12=45.5m；

L1=L-R1-Lk-d2-n

L2=LZD-d1-l1-3.14×R1

X=m+2R1+S/2+L2

式中L1——绕道出口端存车线直线段长度，m；

L2