錢營孜煤礦2.4Mta新井設計【含CAD圖紙+文檔】

錢營孜煤礦2.4Mta新井設計【含CAD圖紙+文檔】,含CAD圖紙+文檔,錢營孜,煤礦,mta,設計,cad,圖紙,文檔 中國礦業(yè)大學2010屆畢業(yè)設計 井田開拓 1井田概述及地質特征 1.1井田概述 1.1.1交通位置 井田位于宿州市西南，其中心位置距宿州市約15km，行政區(qū)劃隸屬宿州市和淮北市濉溪縣。地理坐標：東徑116°51′00″～117°00′00″；北緯33°27′00″～33°32′30″。勘查區(qū)范圍：東起雙堆斷層，西至南坪斷層，南以27勘探線和F22斷層為界，北至32煤層-1200m等高線地面投影線。勘查許可證號為3400000520045，勘查登記范圍見表1.1,勘查登記面積為74.15km2。 區(qū)內有南坪集至宿州市的公路和四通八達的支線與任樓、許疃、臨渙、童亭、桃園等礦井相連。青疃～蘆嶺礦區(qū)鐵路支線從勘查區(qū)南部由西向東穿過，向東與京滬線、向西與濉阜線溝通。合徐高速公路從勘查區(qū)東北部穿過，交通十分便利。見圖1.1　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　 　　　　　　　　圖1.1 交通位置圖 1.1.2 礦區(qū)氣候與氣象 氣候：本區(qū)屬季風暖溫帶半濕潤性氣候，年平均降水量850mm左右，年最小降水量為520mm，雨量多集中在七、八兩個月；年平均氣溫14～15℃，最高氣溫40.2℃,最低-14℃；春秋季多東北風，夏季多東南風，冬季多西北風。 1.1.3地形與河流 地形地貌：勘查區(qū)位于淮北平原中部，區(qū)內地勢平坦，地面標高+19.68～+24.72m，一般在+23m左右，地勢大致呈西北高，東南低的趨勢。 淮河支流—繪河自本區(qū)西部的孫疃向東南流經本區(qū)，年平均水位：祁縣閘上游水位標高17.22m，下游16.07m；年平均流量：上游的臨渙7.85m3/s，下游的固鎮(zhèn)23.2m3/s。此外，區(qū)內人工渠道縱橫，水網相對密集。 1.1.4地震 地震：淮北地區(qū)一千年來共發(fā)生有感地震40多次，上世紀60年代以來，發(fā)生4級以上地震4次(見表1.2)。根據國家標準GB50011-2001《建筑抗震設計規(guī)范》，本區(qū)抗震設防烈度為Ⅵ度，設計基本地震動峰值加速度為0.05g，地震分組為第三組。 表1.2 近期來安徽北部地區(qū)發(fā)生較大地震統計表 時 間 1965.3.15 1971.7.13 1973.9.22 1979.3.2 1981.12.20 1983.11.7 1999.1.12 震中位置 固 鎮(zhèn) 靈 璧 臨 渙 固 鎮(zhèn) 固 鎮(zhèn) 菏 澤 利 辛 地震級別 4.0 3.3 4.5 5.0 3.0 5.9 4.2 1.2地質特征 1.2.1地層 淮北煤田中的地層類型，屬華北型地層范疇，且為其中淮河地層分區(qū)中之淮北地層小區(qū)（安徽省地層志1985年）。在地層層序中，除部分缺失外，一般均發(fā)育比較齊全，各地巖性和厚度雖存在一些差異。 區(qū)域內對煤礦床成因有影響的地層為石炭、二疊系。 1.2.2構造 據區(qū)域資料對大地構造單元的劃分(見圖2.1)，淮北煤田位于華北板塊（Ⅰ級構造單元）東南緣之淮北凹陷（Ⅱ級構造單元）內，東以郯廬斷裂與揚子板塊相接，南依蚌埠隆起和淮南煤田相望，煤田構造的形成和發(fā)展與華北板塊總體構造的形成及板緣構造的演化有著密切聯系。煤田劃分為宿縣、渦陽、臨渙和濉肖等四個礦區(qū)，本區(qū)所在的宿縣礦區(qū)位于煤田的中部、宿縣～渦陽凹褶帶內。 淮北煤田的總體構造特征保持著華北板塊初始的東西向基本格局，早期形成并在聚煤期后繼續(xù)活動發(fā)展的近東西向斷裂嚴格控制著煤田的展布，燕山早期的擠壓機制以及其后至喜山期拉張機制下形成的南北向斷裂、褶皺及推覆構造交叉、復合、迭置在近東西向構造線上，形成近似網格狀的斷塊構造格局（見圖2.2）。具體表現為近南北向構造切割、改造早期的近東西向構造，屬配套成分或低序次的北西和北東向斷裂分布在各斷塊內，使已存的構造變形進一步復雜化。煤田的主導控煤構造以斷塊方式為主，在煤田的東部、南部部分塊段還存在滑脫式、褶皺式控煤構造，現存控煤構造從其成生到最后“定格”，經歷過兩期或兩期以上的地質構造運動，形成兩套或兩套以上疊加、復合的構造應力場，構造形跡因此而得到不斷的改造和迭加。 1.2.3煤系及煤層 本井田的煤系地層為石炭、二疊系，其中二疊系的山西組與上、下石盒子組為主要含煤層段。 井田內二疊系含煤層段總厚734m，含煤33層，煤層總厚度為30.08m，含煤系數為4.10%，自下而上依次分為7個含煤段。在中、下部厚約490m的一～五含煤段中，集中分布9層可采煤層，平均總厚10.11m。其中13-1、11-2煤層為主要可采煤層，平均總厚8.44m；17-2、13-1下、7-2和4-1為局部可采煤層，平均總厚2.97m。 1.2.4煤質 井田內主要含煤地層為二疊系的上、下石盒子組和山西組，區(qū)內揭露地層總厚約1266.80m。自上而下含1、2、3、4、5、6、7、8、10和11等十個煤（層）組，含煤30余層，含煤平均總厚為23.47m,含煤系數為1.9%。其中可采煤層8層，為32、51、52、53、62、72、82和10煤層，可采煤層平均總厚13.12m，占煤層總厚的55.9%。其中32、82為主要可采煤層，51、52、53、62、72、10為次要可采煤層,主要可采煤層平均總厚4.67m，占可采煤層平均總厚的35.6%。32煤全區(qū)可采，51、53、82、10煤為大部可采，52、62、72煤為局部可采。1、2、4、11煤組煤層不穩(wěn)定，變化大，易相變?yōu)樘抠|泥巖或尖滅，均不可采。見表4.1。 二疊系含煤地層含煤情況統計表 系 統 組 平均厚度（m） 含煤層數 煤層組 平均總厚（m） 含煤系數（%） 二 疊 系 上統 上石盒子組 ＞890.0 4～15 1～3 7.83 0.88 下統 下石盒子組 265.6 10～19 4～8 13.57 5.11 山 西 組 111.2 1～6 10～11 2.07 1.86 合 計 1266.8 15～30 10 23.47 1.85 1.2.5水文地質 本井田水文地質條件屬巨厚覆蓋層下多煤層、多含水層、充水因素復雜的礦床，其富水性屬簡單～中等，與地表水體無水力聯系。 1）主要充水因素 本井田基巖被厚度介于224.10～576.00m之間的西北厚、東南薄的新生界松散層所覆蓋。按松散沉積物組合特征及其含、隔水性能不同，自上而下大致可分為4個含水組、4個隔水組和1個碎石層。其中第三隔水組除在局部古地形隆起處變薄或缺失外，絕大部分分布穩(wěn)定，厚度一般為30～55m，系其上、下含水層間的良好隔水層。第四含水組在七線以北與基巖直接接觸，厚度多為30～80m，系基巖含水組的主要補給水源。底部的碎石層若與含水層接觸時，有可能起到一定的導水作用。 二疊系砂巖以中、細粒為主，局部裂隙發(fā)育，一般為鈣質充填，富水性弱，以儲存量為主，且因間夾泥巖和煤層，含水組之間在自然狀態(tài)下無密切的水力聯系。但是，若被斷層切割或受采動影響而致地下水水力均衡遭到破壞時，上、下含水層之間有可能互相溝通，從而導致局部砂巖裂隙水突潰現象的發(fā)生。 石炭系太灰?guī)r溶裂隙含水組主要由自上而下編號的13層灰?guī)r與其間的泥巖、粉砂巖和薄煤層組成。其中第1、3、4、5和12層灰?guī)r分布穩(wěn)定,并以第3、4和12層灰?guī)r厚度較大。該含水組上距1煤層較近，一般為16～20m，且灰?guī)r水壓較高，如果直接開采1煤層，必將因太灰的水壓超過1煤層底板隔水層抗壓強度而引發(fā)突水事故。 潘謝礦區(qū)資料表明：奧陶系灰?guī)r中下部巖溶裂隙比較發(fā)育，雖分布不均，但富水性弱～中等，系太灰的主要補給水源。 本井田斷層帶多為泥巖和粉、細砂巖碎塊充填，并呈膠結狀，正常情況下可起到相對隔水作用。但是，若不同層位的含水層受斷層切割而對口，且斷層帶又未被泥質和巖屑所充填，或受到采動影響，導致斷層活化，破壞了地下水的水力均衡，斷層帶則很可能成為地下水突潰的主要途徑。 綜上所述，本井田新生界第四含水層孔隙水、二疊系砂巖裂隙水和石炭系太灰?guī)r溶裂隙水對井下開采均有較大影響。但是，只要在可采煤層淺部留設適當的防水煤柱，四含水一般不致于潰入礦坑而對煤層開采構成大的威脅。這樣，二疊系砂巖裂隙水和石炭系太灰?guī)r溶裂隙水便成為本礦井開采的主要充水因素。 2）礦井涌水量預計 本次設計的礦井涌水量預計范圍為一水平的首采區(qū)。預計方法為《顧橋井田電子版精查地質報告匯編》中采用的水文地質比擬法。經與新莊孜礦井實測涌水量比擬表明：開采4-1～17-2煤層時礦井正常涌水量為194m3/h，最大涌水量為230m3/h。另外，開采1煤層時，經實施疏水降壓等措施后，太灰的涌水量為205m3/h。考慮到井下灑水、井筒淋水和防火灌漿用水等因素的影響，礦井開采4-1～17-2煤層時的正常涌水量按210m3/h計取。 礦井發(fā)展到500Mt/a時，正常涌水量尚需增加190m3/h，最大涌水量增加210m3/h。 1.2.6其它開采技術條件 1）主要可采煤層頂底板巖石力學特征 本井田主要可采煤層頂板主要由泥巖、砂質泥巖和少量砂巖組成；底板均為泥巖和砂質泥巖。頂、底板泥巖、砂質泥巖的抗壓強度較低，平均介于342～513kg/cm2，砂巖的抗壓強度較高，平均介于571～1224kg/cm2。但總體來看，本井田主要可采煤層頂、底板巖石工程地質條件比較差，巷道支護和頂板管理比較困難。 2）瓦斯 本井田共采集13-1、11-2、8、7-2、6-2和1煤層瓦斯樣125個。根據本井田主要煤層瓦斯測試成果與潘謝礦區(qū)生產礦井瓦斯資料綜合分析，本礦井應屬高瓦斯礦井。隨著礦井開采深度的增加，局部可能出現煤與瓦斯突出現象。 3）煤塵與自燃 本井田可采煤層除6-2和1煤層不自燃～很易自燃以外，其余均為很易自燃煤層。主要可采煤層的煤塵均具有強爆炸性。 4）地溫 根據淮南礦區(qū)九龍崗礦長觀孔資料，本井田所在地的恒溫帶深度為自地表向下30m，恒溫帶溫度為16.8℃。 已有測溫資料表明：本井田屬于以地溫異常區(qū)為主的高溫區(qū)，平均地溫梯度為3.08℃/100m。從縱向上看，垂深500m處平均地溫在31℃以上，已達一級高溫區(qū)；垂深700m處平均地溫在37℃左右，已進入二級高溫區(qū)；垂深在800m處平均地溫高達40℃以上。預計-780m水平地溫可達37.7℃～43.7℃，平均40.1℃。從橫向上看，地溫等值線的走向具有與煤層底板等高線走向基本一致的變化趨勢。鑒于本井田地溫較高，有關部門應引起高度重視，并采取積極的降溫措施，以防各類熱害發(fā)生。 2 井田境界與儲量 2.1 井田境界 2.1.1 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。 2.1.2 開采界限 區(qū)內二疊系含煤地層含可采煤層8層，即32、51、52、53、62、72、82、10煤層，各可采煤層具體情況見表4.2?，F自上而下分述如下。 2.1.3 井田尺寸 全井田南北走向長平均約6.4km，東西傾斜寬平均3.88m左右，面積約34.6 km2。 2.2 礦井工業(yè)儲量 2.2.1 地質資源儲量 1）地質資料依據 （1）安徽省煤田地質局勘查研究院于1997年6月提交的《安徽省渦陽縣渦北井田勘探（精查）地質報告》； （2）《審查批準安徽省淮南煤田顧橋礦井供水水文地質詳細勘探報告決議書》安徽省礦產儲量委員會皖儲決字（1989）049號； （3）《淮南礦務局顧橋礦井地震補充勘探報告批準書》中國煤田地質總局煤地準字[1996]007號； （4）礦方提供的建井過程中揭露的地質資料。 2）儲量計算基礎 （1）本次儲量計算是按照《煤、泥炭地質勘查規(guī)范》DZ/0215-2002要求的工業(yè)指標進行資源儲量計算，煉焦用煤最低開采厚度為0.7 m，最高灰分不得超過40%，最高硫分不得超過3%； （2）儲量計算厚度：夾矸厚度不大于0.05 m時，與煤分層計算，復雜結構煤層的夾矸總厚度不超過每分層厚度的50%時，以各煤分層總厚度作為儲量計算厚度； （3）井田內主要煤層穩(wěn)定，厚度變化不大，煤層產狀平緩，勘探工程分布比較均勻，本次儲量計算只針對主采煤層，采用地質塊段的算術平均法； （4）煤層容重:主采煤層13煤層平均容重為1.40 t/m3。 3）井田地質勘探 本井田歷經找煤、普查、詳查、精查四個階段，勘探面積約28 km2。根據《煤、泥炭地質勘查規(guī)范》本次估算資源儲量鉆探工程基本線距見表2-2-1。 表2-2-1 資源儲量鉆探工程基本線距表 煤層類型 煤層 各級儲量鉆探工程基本線距 /m 探明的 控制的 推斷的 穩(wěn)定煤層 13 500 1000 2000 穩(wěn)定煤層 11 500 1000 2000 4）儲量計算 本勘探區(qū)主采煤層為13煤層，采用地質塊段法來劃分儲量塊，根據等高線和鉆孔的疏密程度將礦體劃分為甲乙丙丁四個塊段，井田塊段劃分如圖2-2-2，用算術平均法求得各塊段的儲量，礦井地質資源儲量即為各塊段儲量之和。本煤層傾角一般在5 ~ 9o之間，平均傾角為6o，采用煤層垂直厚度及煤層水平投影面積估算儲量，估算公式如下： Zi = 100 Si×Mi×Ri/cosαi （2-1） 式中：Zi——各塊段地質資源儲量，萬t； Si——各塊段的在煤層地板等高線的投影（水平）面積，km2； Mi——各塊段煤層的平均厚度之和， m； Ri——各塊段內煤的容重，取平均值為1.40 t/m3； αi——各塊段內煤的煤層平均傾角，°； 由上式可計算出各塊段的地質儲量 即：Z = Z甲+ Z乙+ Z丙+ Z丁= =312.13（mt） 其中探明的60%、控制的30%、推斷的10%，探明的包括111b和2M11，控制的包括122b和2M22，推斷的為333，礦井各級儲量分類見表2-2-3。 2.2.2 工業(yè)資源/儲量 礦井工業(yè)儲量是指地質資源量經可行性評價后，其經濟意義在邊際經濟及以上的基礎儲量的內蘊經濟的資源儲量乘以可信度系數之和,計算公式如下： Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k （2-2） 式中：Zg —— 礦井工業(yè)資源/儲量，Mt； 111b —— 探明的資源量中的經濟的基礎儲量，Mt； 122b —— 控制的資源量中的經濟的基礎儲量，Mt； 2M11 —— 探明的資源量中的邊際經濟的基礎儲量，Mt； 2M22 —— 控制的資源量中的邊際經濟的基礎儲量Mt； 333 —— 推斷的資源量，Mt； k ——可信度系數，取0.7 ~ 0.9，井田地質構造簡單、煤層賦存穩(wěn)定k值取0.9；地質構造復雜、煤層賦存不穩(wěn)定k值取0.7，本井田地質構造中等簡單、煤層賦存穩(wěn)定，因此k值取0.8。 根據公式和數據計算得礦井工業(yè)儲量為305.89Mt。此儲量為煤層的地質資源儲量，由于13-1下層煤厚度小且為局部可采煤層，因此本設計中把此儲量作為礦井的工業(yè)/資源儲量。 2. 3 礦井可采儲量 2. 3.1安全煤柱留設原則 （1）工業(yè)場地、井筒留設保護煤柱，對較大的村莊留設保護煤柱，對零星分布的村莊不留設保護煤柱； （2）各類保護煤柱按垂直剖面法確定，用表土層移動角φ、上山移動角γ、下山移動角β、走向移動角δ確定工業(yè)場地、村莊煤柱； （3）維護帶寬度20m，風井場地50 m，其他15 m； （4）斷層煤柱寬度40 m，井田邊界煤柱寬度50m； （5）根據《畢業(yè)設計制圖標準》工業(yè)廣場占地面積取600×400 m。 2. 3.1礦井永久保護煤柱損失量 1）井田邊界保護煤柱 根據實際情況，本井田留設的邊界保護煤柱寬度為50m，F114斷層作為本井田邊界，不再重復留設保護煤柱。所以邊界煤柱損失Zb為： Zb== 28609.19(t) 2）斷層保護煤柱 本井田存在一條FD108斷層，需在斷層兩側各留設40m的保護煤柱，以確保安全開采。斷層保護煤柱損失Zd為： Zd=9.35（Mt) 3）工業(yè)廣場保護煤柱 本礦井設計生產能力為2.4Mt/a，工業(yè)廣場尺寸為600×400 m，按照煤柱留設原則中松散層移動角和巖層移動角，采用垂直剖面法按下式計算： Z g= S×M×R×10-6 （2-3） 式中：Zg——工業(yè)廣場煤柱量，Mt； S——工業(yè)廣場煤柱真實面積，m2； M——煤層平均厚度取2.89m； R——煤層的容重，取平均值為1.42 t/m3。 利用垂直剖面法得到工業(yè)廣場保護煤柱的水平投影面積，有表土層移動角φ=42°、上山移動角γ=73.3°、下山移動角β=66°、走向移動角δ=73°，工業(yè)廣場保護煤柱示意圖如圖2-2-2。 因此：S==0.98km2 Zg=0.98×106×2.89×1.42×10-6=5.87(Mt) 4）風井井筒及大巷保護煤柱 主井、副井及中央風井井筒保護煤柱在工業(yè)廣場保護煤柱范圍內，無需留設保護煤柱。礦井主要大巷雖布置在煤層底板的巖層當中，但由于煤層埋藏較深，故留設20米保護煤柱。走向邊界兩風井也需要留設煤柱，具體如下： 5）經濟不可采煤層 13-1下煤層局部可采，屬不穩(wěn)定煤層，計算可采儲量時將其扣除。 綜合以上內容，保護煤柱損失量見表2-2-4。 表2-2-4 保護煤柱損失量 序號 煤 柱 類 型 儲量 /Mt 1 井田邊界保護煤柱 2.86 2 斷層保護煤柱 9.35 3 工業(yè)廣場保護煤柱 5.87 3）礦井設計資源儲量 根據《采礦專業(yè)畢業(yè)設計文件》規(guī)定，礦井設計資源儲量可按下式計算： Zs = Z - P1 （2-4） 式中：Z——礦井設計資源儲量，Mt； P1——井田邊界和斷層保護煤柱，Mt。 則有 Zs =290.67（Mt） 4）礦井設計可采儲量 礦井設計可采儲量是礦井設計的可以采出的儲量，可按下式計算： Zk=（Zs-P2）×C （2-5） 式中：Zk——礦井設計可采儲量，Mt； P2——工業(yè)廣場保護煤柱、井筒及大巷保護煤柱，Mt； C——采區(qū)采出率，厚煤層不小于0.75；中厚煤層不小于0.8；薄煤層不小于0.85；本設計煤層2.89 m屬中厚煤層，因此采區(qū)采出率取0.80。 則有 Zk =224.62 (Mt） 礦井儲量匯總表見表2-3-1。 表2-4 礦井儲量匯總表 煤層 地質資源儲量/Mt 工業(yè)資源儲量/Mt 設計資源儲量/Mt 設計可采儲量/Mt 1 圖2-2-3 工業(yè)廣場保護煤柱示意圖 3 礦井工作制度、設計生產能力及服務年限 3.1 礦井工作制度 本礦井設計年工作日為300天。每天三班作業(yè)，其中二班生產、一班檢修。每班工作8h，每天凈提升時間14h。 3.2 礦井設計生產能力及服務年限 3.2.1 礦井設計生產能力確定依據 《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》第2.2.1條規(guī)定：礦井設計生產能力應根據資源條件、開采條件、技術裝備、經濟效益及國家對煤炭的需求等因素，經多方案比較或系統優(yōu)化后確定，礦區(qū)規(guī)模可依據以下條件確定： 1）資源情況：煤田地質條件簡單，儲量豐富，應加大礦區(qū)規(guī)模，建設大型礦井； 2）開發(fā)條件：包括礦區(qū)所處地理位置（是否靠近老礦區(qū)及大城市），交通（鐵路、公路、水運），用戶，供電，供水，建筑材料及勞動力來源等。條件好者，應加大開發(fā)強度和礦區(qū)規(guī)模；否則應縮小規(guī)模； 3）國家需求：對國家煤炭需求量（包括煤中煤質、產量等）的預測是確定礦區(qū)規(guī)模的一個重要依據； 4）投資效果：投資少、工期短、生產成本低、效率高、投資回收期短的應加大礦區(qū)規(guī)模，反之則縮小規(guī)模。 顧橋井田儲量豐富，煤層賦存較穩(wěn)定，地質條件為中等簡單，煤層為厚度變化不大的緩傾斜煤層，煤質為較好，交通運輸便利，市場需求量大，宜建大型礦井。確定顧橋礦井設計生產能力為2.4 Mt/a。 3.2.2礦井設計生產能力的確定 本井田煤層傾角平均在60左右。其中主要以13煤層為主采煤層?？刹煞秶鷥?3煤層平均厚度5.3 m左右。該礦井的兩層可采煤層水文地質條件比較簡單，煤層厚度變化不是特別大，故適合綜合機械化開采，一次采全高。根據礦井實際的地層和煤層特征，本礦井主采13層煤，賦存穩(wěn)定。礦井服務年限必須與井型相適應。根據本井田煤層賦存情況、井田水文地質情況及我國煤礦礦井井型分類。 表3-1 井型分類 序號 井型 礦井設計生產能力（萬噸/年） 備注 1 大型礦井 120、150、180、240、300、400、500及以上 2 中型礦井 45、60、90 3 小型礦井 30 推薦礦井設計生產能力為2.4Mt /a。理由如下： 1)本井田的主采煤層都屬于厚煤層，水文地質條件較好； 2)移交首采區(qū)的煤層條件適宜綜合機械化開采，應充分發(fā)揮綜采設備的潛力。因此礦井生產能力不宜過??； 3）在設備相同，工程量相仿的情況下，礦井生產能力越大，生產效率越高，礦井的綜合經濟小效益越好； 4）我國目前對煤炭的需求量急劇上升，本礦井煤炭除小部分本地消費外，大部分主要運往南方發(fā)達地區(qū)，以彌補煤炭需求缺口。 3.2.3礦井服務年限 根據《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》礦井服務年限中規(guī)定： 表3-2 我國各類井型的礦井和第一水平設計服務年限 礦井設計 生產能力 （Mt／a） 礦井設計 服務年限 （a） 第一開采水平設計服務年限（a） 煤層傾角 ＜25° 煤層傾角 25°～45° 煤層傾角 ＞45° 6.0及以上 70 35 -- -- 3.0～5.0 60 30 -- -- 1.2～2.4 50 25 20 15 <0.9 40 20 15 15 礦井服務年限的計算公式： T = （式3-1） 式中: T——礦井服務年限，a； Zk——礦井可采儲量，Mt； A——設計生產能力, Mt； K——礦井儲量備用系數，取1.3； 則，礦井服務年限為： T =224.62/(2.4×1.3) =71.99a 由上式計算得出礦井服務年限的服務年限為62.95a。根據《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》要求，礦井的服務年限滿足要求。 本礦井采用單水平開采，故一水平服務年限滿足要求。 3.2.4 井型校核 按礦井的實際煤層開采能力，輔助生產能力，儲量條件及安全條件因素對井型進行校核： 1）煤層開采能力 井田內煤平均厚度2.89m，為厚煤層，賦存穩(wěn)定，厚度變化不大。根據現代化礦井“一礦一井一面”的發(fā)展模式，可以布置一到兩個綜采工作面保產。 2）輔助生產環(huán)節(jié)的能力校核 礦井設計為大型礦井，主立井采用箕斗運煤，副立井采用罐籠輔助運輸，運煤能力和大型設備的下放可以達到設計井型的要求。副井運輸采用罐籠提升、下放物料，能滿足大型設備的下放與提升。大巷輔助運輸采用皮帶運輸機運輸，運輸能力大，調度方便靈活。 3）礦井的設計生產能力與整個礦井的工業(yè)儲量相適應，保證有足夠的服務年限，滿足《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》要求。 4 井 田 開 拓 4.1 礦井開拓的基本問題 井田開拓是指在井田范圍內，為了采煤，從地面向地下開拓一系列巷道進入煤體，建立礦井提升、運輸、通風、排水和動力供應等生產系統。這些用于開拓的井下巷道的形式、數量、位置及其相互聯系和配合稱為開拓方式。合理的開拓方式，需要對技術可行的幾種開拓方式進行技術經濟比較，才能確定。 1）井田開拓主要研究如何布置開拓巷道等問題，具體有下列幾個問題需認真研究。 （1）確定井筒的形式、數目和配置，合理選擇井筒及工業(yè)場地的位置； （2）合理確定開采水平的數目和位置； （3）布置大巷及井底車場； （4）確定礦井開采程序，做好開采水平的接替； （5）進行礦井開拓延深、深部開拓及技術改造； （6）合理確定礦井通風、運輸及供電系統。 2）確定開拓問題，需根據國家政策，綜合考慮地質、開采技術等諸多條件，經全面比較后才能確定合理的方案。在解決開拓問題時，應遵循下列原則： （1）貫徹執(zhí)行國家有關煤炭工業(yè)的技術政策，為早出煤、出好煤高產高效創(chuàng)造條件。在保證生產可靠和安全的條件下減少開拓工程量；尤其是初期建設工程量，節(jié)約基建投資，加快礦井建設。 （2）合理集中開拓部署，簡化生產系統，避免生產分散，做到合理集中生產。 （3）合理開發(fā)國家資源，減少煤炭損失。 （4）必須貫徹執(zhí)行煤礦安全生產的有關規(guī)定。要建立完善的通風、運輸、供電系統，創(chuàng)造良好的生產條件，減少巷道維護量，使主要巷道經常保持良好狀態(tài)。 （5）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、綜掘機械化、自動化創(chuàng)造條件。 4.1.1 井筒形式，數目，位置及坐標確定 井筒形式有三種：平硐、斜井、立井。一般情況下，平硐最簡單，斜井次之，立井最復雜。 平硐開拓受地形跡埋藏條件限制，只有在地形條件合適，煤層賦存較高的山嶺、丘陵或溝谷地區(qū)，且便于布置工業(yè)場地和引進鐵路，上山部分儲量大致能滿足同類井型水平服務年限要求。 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、井底車場及硐室都比立井簡單，井筒延伸施工方便，對生產干擾少，不易受底板含水層的威脅；主提升膠帶輸送機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。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、管線長度大；斜井井筒通過富含水層、流沙層施工技術復雜。 立井開拓不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然條件的限制，在采深相同的條件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，對輔助提升特別有利，井筒斷面大，可滿足高瓦斯礦井、煤與瓦斯突出礦井需風量的要求，且阻力小，對深井開拓極為有利；當表土層為富含水層或流沙層時，立井井筒比斜井容易施工；對地質構造和煤層產狀均特別復雜的井田，能兼顧深部和淺部不同產狀的煤層。主要缺點是立井井筒施工技術復雜，需用設備多，要求有較高的技術水平，井筒裝備復雜，掘進速度慢，基本建設投資大。 井筒形式的選擇：根據本礦井的實際情況：表土層厚，平均358.4～400米；區(qū)內地勢平坦；煤層埋深較大，淺部埋深就達-575米。不適用平峒和斜井開拓，所以，確定采用立井開拓（主井裝備箕斗）。為方便管理將主井、副井及中央風井布置在工業(yè)廣場內。設計井筒位置坐標見下表： 表4-1 井筒坐標 序號 坐標 X Y 1 主井 458750 3630450 2 副井 459750 3630650 3 中央回風井 459850 3630750 4 北風井 459950 3634900 5 南風井 459830 3627100 4.1.2 階段劃分和開采水平設置 根據井田條件和《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》的有關規(guī)定，本井田可劃分為2個階段，設置1～2個開采水平。 由于煤層傾角5°～9°，平均6°。井田布置采區(qū)式和帶區(qū)式開采均可，由于近水平煤層開采且煤層傾斜較短，故可以考慮采用單水平開拓；考慮到本礦井瓦斯涌出量大，也可以采用二水平開拓。這樣階段劃分和開采水平設置形成兩個方案，一是井田劃分為兩個階段，設置一個開采水平；二是井田劃分為兩個階段，設置兩個水平。 4.1.3 階段和開采水平參數 在第三章計算礦井服務年限時，考慮礦井投產后，可能由于地質損失增大、采出率降低和礦井增產的原因，使礦井服務年限縮短，設置了備用儲量Zb，備用量為： Zb=Zk×0.4/1.4=196.41×0.4/1.4=56.12Mt 備用儲量中，估計約有50%為采出率過低和受未預知地質破壞影響所損失的儲量。礦井開拓設計時認定的實際采出的儲量約為： 196.41－（56.12×50%）=168.35Mt 1) 水平垂高 兩階段、一水平方案：3504×sin6°=329m 兩階段、二水平方案：一水平2000×sin6°=188m 二水平1500×sin6°=141m 2) 開采水平實際出煤量 兩階段、一水平方案： 第一階段168.35×188／329=96.2Mt； 第二階段168.35×141／329=72.15Mt 兩階段、二水平方案： 第一階段168.35×188／329=96.2Mt； 第二階段168.35×141／329=72.15Mt 開采水平服務年限 兩階段、一水平方案：第一水平62.95a 兩階段、二水平方案：第一水平62.95a×188／329=35.97a 第二水平62.95a×141／329=26.98a 3) 采區(qū)、帶區(qū)服務年限 開采水平內每翼一個采區(qū)或帶區(qū)生產，礦井由兩個采區(qū)同采保證產量，考慮一年的產量遞增和遞減期。 兩階段、一水平方案：第一階段采區(qū)、帶區(qū)服務年限：（35.97／3）+1=12.99a；第二階段采區(qū)、帶區(qū)服務年限：（26.98／3）+1=9.99 a。 兩階段、二水平方案：第一階段采區(qū)、帶區(qū)服務年限：（35.97／3）+1=12.99a；第二階段采區(qū)、帶區(qū)服務年限：（26.98／3）+1=9.99 a。 4) 區(qū)段數目及區(qū)段斜長 兩階段、一水平方案：第一階段劃分為8個區(qū)段，區(qū)段斜長為2000／8=250m；第二階段劃分為6個區(qū)段，區(qū)段斜長為1500／8=187.5m。 兩階段、二水平方案：第一階段劃分為8個區(qū)段，區(qū)段斜長為2000／8=250m；第二階段劃分為6個區(qū)段，區(qū)段斜長為1500／8=187.5m。 帶區(qū)式開采，每個條帶工作面長度為200m。 5) 區(qū)段、條帶采出煤量 兩階段、一水平方案： 共劃分六個采區(qū)，上山階段每個采區(qū)8個區(qū)段，下山階段每個采區(qū)8個區(qū)段。上山階段采區(qū)區(qū)段出煤量：96.2／3／8=4.01Mt；下山階段采區(qū)區(qū)段出煤量：72.15／3／8=3.01Mt。 兩階段、二水平方案： 共劃分六個采區(qū)，上山階段每個采區(qū)8個區(qū)段，下山階段每個采區(qū)8個區(qū)段。上山階段采區(qū)區(qū)段出煤量：111.2／3／8=4.63Mt；下山階段采區(qū)區(qū)段（分帶）出煤量：82.7／3／8=3.45Mt。 表4-2 階段主要參數 方案 階段劃分數目 階段斜長／m 水平垂高／m 水平實際出煤／Mt 服務年限／a 區(qū)段數目／個 區(qū)段斜長／m 區(qū)段采出煤量／Mt 水平 采區(qū) 單水平 2 2000 188 96.2 62.95 12.99 8 250 4.01 1500 141 72.15 9.99 8 187.5 3.01 兩水平 2 2000 188 96.2 35.97 12.99 8 250 4.01 1500 141 72.15 26.98 9.99 8 187.5 3.01 說明 在采出煤量計算中，把備用儲量的一半劃歸為地質損失，另一半劃歸為礦井由于增產開采的儲量，把增產儲量合并計入開采水平實際采出的煤量中； 采區(qū)服務年限按設計平均服務年限加上一年的產量遞增、遞減期計算 4.1.4 工業(yè)廣場位置、形狀及面積確定 1）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避免單翼開采，節(jié)省運輸及通風費用； （2）、占地盡量要少，減少壓煤，且交通方便； （3）、工業(yè)場地的標高要高于礦區(qū)歷年最高洪水位； （4）、主副井筒布置在地質條件較好的區(qū)域，確保井筒及井底車場的圍巖穩(wěn)定； （5）、綜合考慮礦井的前期及后期生產，在保證總體工程量小的前提條件下，盡量減少初期投資。 2）根據以上原則，結合本礦實際情況，工業(yè)廣場布置在井田中央。此處地質資料詳細，基本位于儲量中心，整個礦井的基建費和運輸費用最?。怀浞掷寐裆顪\減少壓煤；工業(yè)廣場煤柱與斷層的煤柱重合，減少了煤柱損失；另外此處地面標高高于歷年的最高洪水位；圍巖穩(wěn)定。因此此處是最佳位置。 3）根據以上原則并結合本礦井的實際情況，工業(yè)廣場與主副井筒位置相同，靠近鐵路布置。依據《關于煤礦設計規(guī)范中若干條文修改的決定（試行）》之規(guī)定：井型在2.4Mt/a及以上，占地面積標準為0.5~ 1.1公頃/10萬噸。由此確定工業(yè)廣場占地面積為12公頃。工業(yè)廣場形狀為矩形，其尺寸為：長×寬=400m×300m=120000 m2。 4.1.5 主要開拓巷道 1）大巷、上下山的布置 由于運輸大巷、軌道大巷服務年限較長，且煤層的頂底板多為泥巖、粘土巖，為便于維護和使用，且不受煤層開采的影響，將大巷布置在距煤層底板大約30 m處的粘土砂巖中。巖層大巷其優(yōu)點是巷道維護條件好，維護費用相對較低，巷道施工能夠按要求保持一定方向和坡度；便于設置煤倉。上下山布置在煤層底板下20~30m穩(wěn)定的粘土砂巖中。 2）井底車場的布置 由于井底車場一般要為整個礦井服務，服務時間較長，故要布置在較堅硬的巖層中。本礦井布置位置選擇在煤層底板粘土砂巖中，維護費用相對較低。 4.1.6 開拓延伸方案 由于是近水平煤層，可布置1~2個水平，一個水平上下山開拓方案，無需延伸；二個水平上山開采的開拓方案，主副立井直接延伸。 4.1.7 確定開拓方案 1) 提出方案 根據以上分析，現提出以下四種在技術上可行的開拓方案，分述如下： 方案一：立井單水平采區(qū)式上下山開采。 主、副井筒均為立井，工業(yè)廣場布置在井田中部，水平標高-820m，全礦井均采用采區(qū)式開采，開采上山階段采用兩翼對角式通風，開采下山階段時，在井田下部邊界中央布置一回風井，如圖4-1所示。 圖4-1 立井單水平采區(qū)式上下山開采 方案二：立井單水平采區(qū)帶區(qū)式上下山開采。 主、副井筒均為立井，工業(yè)廣場布置在井田中部，水平大巷標高-820m，布置中央采區(qū)，井田兩邊采用帶區(qū)式。開采上山階段中央采區(qū)時，用中央風井回風；開采上山階段兩帶區(qū)時，在井田傾向中央靠近走向邊界處布置兩風井回風，并將其作為開采下山階段的回風井，如圖4-2所示。 圖4-2立井單水平采區(qū)帶區(qū)式上下山開采 方案三：立井二水平采區(qū)式上山開采。 主、副井筒均為立井，工業(yè)廣場布置在井田中部，一水平大巷標高-820m，二水平大巷標高-960，全礦井均采用采區(qū)式開采，采用兩翼對角式通風，如圖4-3所示。 圖4-3立井二水平采區(qū)式上山開采 方案四：立井二水平采區(qū)帶區(qū)式上山開采。 主、副井筒均為立井，工業(yè)廣場布置在井田中部，水平大巷標高-820m，二水平大巷標高-960。一水平開采時，布置中央采區(qū)，井田兩邊采用帶區(qū)式；開采中央采區(qū)時，用中央回風井回風；開采第一水平兩帶區(qū)時，在井田傾向中央靠近走向邊界處布置兩風井回風，并將其作為開采第二水平的回風井。二水平采區(qū)式開采，兩翼對角式通風方式。如圖4-4所示。 圖4-4立井二水平采區(qū)帶區(qū)式上山開采 2) 開拓方案技術比較 方案一和方案二的區(qū)別在于開采方式和通風方式的不同。方案一開采第一階段時采用兩翼對角式通風，開采第二階段時采用下行通風，在井田下部邊界走向中央布置一風井；方案二開采一階段中央采區(qū)時，用中央風井回風；開采一階段兩帶區(qū)時，在井田傾向中央靠近走向邊界處布置兩風井回風，并將其作為開采二階段的回風井。故方案一需要井田上部兩個風井和下部一個風井，方案二需要井田中部三個風井；方案一需要多掘一條回風大巷、六條上山、九條下山以及區(qū)段運輸平巷的運輸費用；方案二回風大巷的維護時間較長，故維護費用增加，同時帶區(qū)增加了條帶運輸斜巷的運輸費用。兩方案生產系統都比較簡單可靠，相同的主、副立井開鑿和井底車場開鑿費用以及排水、提升費用沒有比較。由方案粗略經濟比較（見表4-1-3）可知，比較結果是方案一的粗略估算費用比方案二的費用高5.3％，方案二在經濟上占優(yōu)，而且本礦井傾角較小，適合布置帶區(qū)開采，中央采區(qū)可使礦井早投產，采區(qū)式開采需設采區(qū)上部、中部和下部車場，而帶區(qū)式開采則不需要，所以決定選用方案二。 方案三和方案四的區(qū)別也在于開采方式和通風方式的不同。兩方案相比，方案三比方案四多了一對井田上部邊界風井、一條回風大巷、以及運輸平巷的運輸費用；方案四比方案三多一中央回風井，其回風大巷的維護時間較長，故維護費用增加，同時帶區(qū)增加了帶區(qū)運輸平巷的運輸費用。相同的主、副立井開鑿和井底車場開鑿費用以及排水、提升費用沒有比較。由方案粗略經濟比較（見表4-1-4）可知，比較結果是方案三的粗略估算費用比方案四的費用高出13.95％，方案四在經濟上占優(yōu)，而且本礦井傾角較小，適合布置帶區(qū)開采，中央采區(qū)可使礦井早日投產，采區(qū)式開采需設采區(qū)上部、中部和下部車場，而帶區(qū)式開采則不需要，所以決定選用方案四。 表4-1-3 方案一、方案二粗略經濟比較 項 目 方案一粗略經濟費用 數量/10m 基價/元 費用/萬元 費用/萬元 基 建 費 用 風井 風井1開鑿 表土段 6.7 227340 152.3 2129.7 基巖段 15.6 112828 176 風井2開鑿 表土段 6.7 227340 152.3 基巖段 67.5 112828 760.1 風井3開鑿 表土段 6.7 227340 152.3 基巖段 65.3 112828 736.7 石門 回風石門開鑿 巖巷 25 30000 75 765 運輸石門開鑿 巖巷 230 30000 690 大巷開鑿 巖巷 590 30000 1770 1770 小計 4664.7 生產 費用 項目 系數 長度 服務年限/a 單價/元·a-1·m-1 費用/萬元 回風大巷維護費 1.2 2507 71.99 35 758 項目 系數 煤量/萬t 運輸距離/km 基價/元·t-1·km-1 費用/萬元 帶區(qū)運輸平巷運輸費 1.2 3799.5 2509 0.35 400.4 小計 1158.4 合計 5823.1 百分率 100% 項 目 方案二粗略經濟費用 數量/10m 基價/元 費用/萬元 費用/萬元 基 建 費 用 風井 風井1開鑿 表土段 6.7 227340 152.3 1904.1 基巖段 15.6 112828 176 風井2開鑿 表土段 6.7 227340 152.3 基巖段 67.5 112828 760.1 風井3開鑿 表土段 6.7 227340 152.3 基巖段 45.3 112828 511.1 石門 巖巷 255 30000 765 765 運輸大巷 巖巷 813.2 30000 2439.6 2439.6 小計 5108.7 生 產 費 用 項目 系數 煤量/萬t 運輸距離/km 基價/元·t-1·km-1 費用/萬元 平巷運輸 1.2 3799.5 4688 0.35 748.1 小計 748.1 合計 5856.8 百分比 100.6% 表4-1-4 方案三、方案四粗略經濟比較 項 目 方案三粗略經濟費用 數量/10m 基價/元 費用/萬元 費用/萬元 基 建 費 用 風井 風井1 表土段 6.7 227340 152.3 1904.1 基巖段 15.6 112828 176 風井2 表土段 6.7 227340 152.3 基巖段 67.5 112828 760.1 風井3 表土段 6.7 227340 152.3 基巖段 45.3 112828 511.1 運輸大巷 巖巷 468.6 48944 2293.5 2293.5 石門 巖巷 60 30000 198 180 小計 4395.6 生產費用 項目 系數 煤量/萬t 運輸距離/km 基價/元·t-1·km-1 費用/萬元 平巷運輸 1.2 3799.5 4688 0.35 748.1 項目 系數 煤量/萬t 提升高度/km 基價/元 費用/萬元 立井提升運輸 1.2 2862.8 0.22 1.6 1209.2 小計 1939.3 合計 6334.9 百分比 136.92% 項 目 方案四粗略經濟費用 數量/10m 基價/元 費用/萬元 費用/萬元 基建 費用 風井1 表土段 6.7 227340 152.3 1904.1 基巖段 15.6 112828 176 風井2 表土段 6.7 227340 152.3 基巖段 67.5 112828 760.1 風井3 表土段 6.7 227340 152.3 基巖段 45.3 112828 511.1 暗斜井 巖巷 69.5 42656 296.5 296.5 小計 2200.6 生 產 費 用 項目 系數 煤量/萬t 提升高度/km 基價/元 費用/萬元 暗斜井提升 1.2 2862.8 695 0.42 1002.7 項目 系數 長度 服務年限/a 單價/元·a-1·m-1 費用/萬元 回風大巷維護 1.2 4688 71.99 35 1417.5 小計 2420.2 合計 4626.6 百分比 100% 在上述經濟比較中需要說明的是： （1）兩方案的各采區(qū)布置均采用三條上山，且這些上山的開掘單價近似相同，考慮到全井田采區(qū)上山的總開掘長度相同，即比較的兩方案的相同采區(qū)總開掘費用近似相同，故未對比計算，僅比較不同開采方式的區(qū)域。 （2）立井、大巷、石門及采區(qū)上山的輔助運輸費用均按占運輸費用的20%進行估算。 （3）本次估算基建費單價按實際數據在《開拓方案主要經濟數據及畢業(yè)設計制圖標準》中查得，生產費用按新版《采礦學》的單價乘以10倍計算。 留下的方案三和方案四需要通過詳細經濟比較，才能確定其優(yōu)劣。 3) 開拓方案詳細經濟比較 初選方案二和方案四的主要差別在于： （1） 方案二為單水平開拓，方案四是二水平開拓，立井直接延伸。 （2） 方案二、方案四的井底車場工程量不同。 （3） 方案四比方案二多一條運輸大巷和一條軌道大巷。 （4） 兩方案的運輸、排水費用有差別。 方案一與方案四詳細經濟比較 項 目 方案一 方案四 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 主立井表土段 67 25695.4 172.16 67 25695.4 172.16 主立井基巖段 673 7802.3 525.09 456 7802.3 355.78 副立井表土段 67 24216.0 162.24 67 24216.0 162.24 副立井基巖段 668 7001.9 476.73 451 7001.9 315.78 風井1表土段 67 22734 152.32 67 22734 152.32 風井1基巖段 156 11282.8 176.01 156 11282.8 176.01 風井2表土段 67 22734 152.32 67 22734 152.32 風井2基巖段 675 11282.8 761.59 675 11282.8 761.59 風井3表土段 67 22734 152.32 67 22734 152.32 風井3基巖段 653 11282.8 736.77 453 11282.8 511.11 井底車場 1000 2912.1 291.21 1000 2912.1 291.21 石門 50 3000 15 50 3000 15 主運輸大巷 2574 3000 772.2 5058 3000 1517.4 回風大巷 2574 3000 772.2 5058 3000 1517.4 小計 5318.16 6252.64 后 期 主立井 0 7802.3 0 220 7802.3 171.65 副立井 0 7001.9 0 220 7001.9 154.04 井底車場 0 2912.1 0 1000 2912.1 291.21 石門 2266 3000 679.8 1381 3000 414.3 主運輸大巷 3379 3000 1013.7 3404 3000 1021.2 回風大巷 3379 3000 1013.7 3404 3000 1021.2 暗斜井 0 4265.6 0 695.7 4265.6 296.76 小計 2707.2 3370.36 比 較 總計 6025.36 9623 100% 159.7% 綜上所述：從綜合經濟、技術和安全三方面的考慮，方案一在經濟上最優(yōu)，技術上合理，故最終選用立井單水平采區(qū)帶區(qū)式作為本設計的開拓方案。 4.2 礦井基本巷道 4.2.1井筒 1）主井 位于礦井工業(yè)場地，擔負全礦井2.4 Mt/a的煤炭運輸為保證提升，決定主井采用兩對12t底卸式箕斗提煤，采用冷彎方鋼罐道及托架。見圖4.2-1和表4.2-1。 表4.2-1 主井斷面技術特征表 井型 240萬t 井筒直徑 6.0m 井深 820m 凈斷面積 28.27m2 基巖段毛斷面積 39.59m2 表土段毛斷面積 56.74m2 提升容器 兩對12t箕斗 多繩摩檫輪提升機 井筒支護 鋼筋混凝土井壁 表土段1200mm 基巖段500mm 圖4.2-1 主井斷面圖 2）副井 位于礦井工業(yè)場地，副井井筒裝備兩套2.4 t雙層四車罐籠，擔負全礦人員、設備及材料等輔助提升。同時裝備玻璃鋼梯子間，作為礦井一個安全出口。采用冷彎方鋼罐道。井筒內敷設有排水管、壓風管、曬水管和電纜。副井兼作進風井。見圖4.2-2和表4.2-2。 表4.2