采矿工程毕业设计（论文）-铁北矿3.0Mta新井设计【全套图纸】

中 国 矿 业 大 学 本科生毕业设 计 姓 名： 学 号： ： 学 院： 应应用技用技术术学院学院 专 业： 采采矿矿工程工程专业专业 设计题目： 铁铁北北矿矿 3.0Mt/a 新井新井设计设计 专 题： 铁铁北北矿矿水灾防治技水灾防治技术术 指导教师： 职 称： 教授教授 2011 年 6 月 徐州 全套图纸，加全套图纸，加 153893706 中国矿业大学毕业设计任务书 学院 应用技术学院 专业年级 采矿 07 学生姓名 任任务务下下达达日日期期：2010 年年 2 月月 28 日日 毕业设计日期：毕业设计日期： 2011 年年 3 月月 7 日至日至 2011 年年 6 月月 10 日日 毕业设计题目：毕业设计题目：铁北矿 3.0Mt/a 新井设计 毕业设计专题题目：毕业设计专题题目：铁北矿水灾防治技术 毕业设计主要内容和要求：毕业设计主要内容和要求： 本毕业设计由一般部分、专题部分、翻译部分三部分组成。 一般部分设计的内容是铁北矿 3.0Mt/a 新井设计。该部分分别介绍了： 矿井的基本情况、井田的开拓方式、采煤方法及巷道布置、矿井运输、提升、 通风的情况、安全技术情况等。 专题部分是通过对铁北矿水灾防治技术的研究，并结合宝山矿的实际情 况，总结了一些关于水灾防治技术。 翻译部分的题目是“Studies of high water and quick setting (HWQS) cementitious mibackfill”。 院长签字： 指导教师签字： 中国矿业大学毕业设计指导教师评阅书 指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的能力；研究 内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点；工作态度及工作量；总 体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）： 成 绩： 指导教师签字： 年 月 日 中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书 评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识 解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程 度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）： 成 绩： 评阅教师签字： 年 月 日 中国矿业大学毕业设计答辩及综合成绩 答 辩 情 况 回 答 问 题 提 出 问 题 正 确 基本 正确 有一 般性 错误 有原 则性 错误 没有 回答 答辩委员会评语及建议成绩： 答辩委员会主任签字： 年 月 日 学院领导小组综合评定成绩： 学院领导小组负责人： 年 月 日 摘 要 本设包计括三部分：一般部分，专题部分和翻译部分。 一般部分是铁北矿 3.0Mt/a 新井设计。全篇共分为十个部分：矿井概述及井田地质 特征、井田境界和储量、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限、井田开拓、准备方 式盘区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升与运输、矿井通风与安全和矿井主 要经济技术指标。 扎赉诺尔矿务局铁北矿井，位于扎赉诺尔煤田的西北部。地理坐标：东经 117。45，30： 46，40：；北纬 49。26，1527，30：。行政区局内蒙古自治区呼伦贝尔盟 满洲里市扎赉诺尔区。西距满洲里市 29km，东距海拉尔市 160km，至哈尔滨市 908km。 滨州铁路横贯井田南侧。矿区内设有专用铁路与滨洲线连接。至各旗（县）均有公路相 通，交通方便。 井田的走向最大长度为 5.2km，最小长度为 4.7km，平均长度为 4.9km。 井田倾斜方向的最大长度为 4.0km，最小长度为 3.6km，平均长度为 3.8km。煤层的 倾角 3-10o，平均为 6，局部可达 11。 2 号可采煤层，平均厚度为 8m，平均倾角为 60。井田内工业储量为 462.70Mt，可采 储量为 314.96Mt。矿井正常涌水量 335m3/h，属于低瓦斯矿井。煤尘有爆炸危险性，并且 煤层有自燃发火倾向。 铁北矿设计年生产能力为 3.0Mt/a，服务年限为 75a。矿井工作制度为“三八”制。 矿井的采煤方法为走向长壁全部垮落一次采全高综采放顶煤采煤法。水平标高为+310m， 采用双斜井单水平盘区开拓，主斜井主要用于提升煤炭，副斜井主要用于提升人员、矸 石、和材料等。 矿井采用一矿一面的高效作业方式。工作面长度为 200m。运输大巷采用胶带运输煤 炭，辅助大巷采用无轨胶轮车运输矸石和材料等。 矿井通风方式为压入通风方式，风井布置方式为中央并列式。 专题部分主要介绍水灾防治技术。 翻译部分是一篇关于采场老顶初次破断机理与破断形态分析，题目为：翻译部分是一篇关于采场老顶初次破断机理与破断形态分析，题目为：“Studies of high water and quick setting (HWQS) cementitious mibackfill”。 关键词：综采放顶煤；双斜井； 低瓦斯 ABSTRACT This design includes three parts: general parts, special parts and parts. Iron ore is the general part of north 3.0 Mt/a new Wells design. Total is divided into ten parts: mine field and geological characteristics and Outlines laohutai mine field and reserves, mine work system, design, production and service, to run way - a panel of roadway mining method, decorate, underground transportation, mines and transportation, mine ventilation and safety and main technical and economic indexes. ZaLaiNuoEr mining bureau, is located in the north ZaLaiNuoEr iron mines in northwest of coal. Geographic coordinates: longitude 117. 46,40 45,30 Latitude 49. 26,15 27,3. Administrative rc Inner Mongolia autonomous region. ZaLaiNuoEr manzhouli town surveillance area 29km manzhouli town, east west HaiLaErShi 160km from Harbin, to 908km. Binzhou south railway traverses laohutai mine field. Have special railway and mining shore connection lines. Chau, To each flag (county) are interlinked, highway traffic is convenient. The field to the maximum length, the minimum length for 5.2 km to 4.7 km, average length for 490 km. The maximum length direction tilt field, the minimum length of service for 360 km, average length 3.8 km km. The Angle of coal 3-6, average for ordm 泥岩： 块状，贝壳状断口，含植物碎屑，致密. 2号煤层黑色，块状及碎片状构造，宽条带状结 构，煤岩组为褐煤 粗砂岩：灰白色，以石英为主，长石次之;泥岩： 块状，贝壳状断口，含植物碎屑，致密；中砂岩 ：灰白色，以石英为主 3号上煤黑色，块状构造，均一状结构，煤岩组 份以褐煤为主 泥岩：黑灰色，参差状断口，含植物碎屑 5号煤黑色，中条带状结构煤岩组份以褐煤为主。 泥岩：黑色，块状，平坦状断口，致密，底部含 有0.1细砂岩 细砂岩：灰白色，成份以石英为主，长石次之， 分选较好，半园状，较坚硬 4号煤：黑色，块状及粉末状构造，中条带状结构 煤岩组份以褐煤为主。 泥岩：黑灰色，参差状断口，含植物碎屑 68 83 63 7.68 8 37.78 5.4 1.55 6.3 1.57 1.68 13.45 3.99 64 图1-2 地质综合柱状图 表土层由红层和基岩层组成，下组岩层为中砂 岩：灰白色，成分以石英为主，含少量岩肖. 伊 敏 组 粉砂岩：黑灰色，较质密，波状层理，裂隙 发育，含星点状铁矿晶粒及植物化石. 1.05 岩性为紫红色砂岩、砂泥岩、泥岩、砂质粘土岩 及粗砂岩。 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 4 页 根据邻近矿井资料，单位涌水量随采深的加大而减少。 3 煤层底板含水段，由砂岩、粉砂岩组成，局部夹有薄煤层，厚度 12.6857.19m。单位涌水量 0.1150.152l/s.m。 通过邻近矿井的水文资料分析，本矿井充水特征是： 1、矿井充水来源于静储量的消耗和动出储量的补充。浅部风化裂隙带的静储量是 矿井充水的最大来源。 2、矿井的涌水量随采掘深度的增加而减少。 3、矿井的涌水量季节性变化不大。 矿井涌水量根据邻近矿井资料，用相关分析法计算，预计投产时的平均涌水量 335.45m3/h，最大涌水量 389.6m3/h。根据邻近矿井的观察，断层的导水性随岩性的不同 有多差异，但多数因断裂的错动而水量减少。 1.31.3 煤层特征煤层特征 1.3.11.3.1 煤层煤层 煤层发育总的趋势是由浅至深逐渐变厚，由西向东逐渐分岔变薄。 比重 1.21.25t/m3。 井田内有、共 4 个煤层群，属于本井开采的煤层群有 2 个，分别为 、煤层群，2 号煤层为全区发育其余局部可采。煤层可采厚度 6.8215.88m 平均厚 度 10.67m，本区共有 3 个可采煤层，即 2 号、3 号、4 号、其中 2 号为一单斜构造，煤层 走向 N4075E，倾向 SE，倾角 610o。井田内上覆第四纪地层。厚 1025m， 以粉砂。沙砾为主。中夹不连续透镜体粘土层。煤系地厚 1100m，上部为伊敏组，平均 厚 370380m。主要含 1 号煤层为不可采煤层。岩性以细砂岩粉砂岩为主。下部为大磨 拐子组、与上组煤层底板下 1020m 处以下不正合接触。该组煤系地层厚平均 330400m，含 2 号、3 号、4 号、5 号、煤层。其中 2 号、3 号、4 号、为可采层煤。2 号顶板平均为 180m 厚的巨厚泥岩所组成，具有良好的隔水性。2 号煤层为目前该矿区开 采的主要煤层。 1.3.21.3.2 煤层顶、底板煤层顶、底板 煤系岩层为砂岩、粉砂岩、细砂岩、泥岩、泥质页岩，风化水化性不强，硬度 F=1.8 以上。 1.3.31.3.3 煤质煤质 煤种为褐煤，硬度 F=2.5，水分 12.9%以上。挥发分 41.74%，不粘结，分析基发热 量 4982cal/Kg，煤层灰分平均为 17.96%，最高达 35.46%，最低为 8.44%，、煤层灰 分的变化是由浅入深逐渐降低，从走向上分析，总的是由南往北灰分有增高的趋势，局 部地区也有变化。煤层全硫的含量一般为 0.40%，磷（P）的含量在 0.009%左右，在区内 的变化稳定。 本矿褐煤的焦油产率在 3.5-6.15%，属中灰、低硫、低磷煤。灰熔点 1080-1305 0C， 腐植酸含量：HZm 为 7.99-18.85%；HY 为 5.83-12.40%。原煤产品可作动力煤及民用，综 合利用，亦有作为。煤层特征表如表 1.1。 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 5 页 表表 1.11.1 煤层特征表煤层特征表 变化规律顶板岩性 底板岩 性 层 号 煤厚 最大- 最小 平均点 数 夹 石 层 数 可采 情况 层间距 最大- 最小 平均 稳定 性 发育 范围 走 向 南 北 浅 深 东 西 伪真伪真 1 1.05- 1.64 1.34 无 不可 采 31.00 稳定 不发育 变 薄 变 厚 炭泥 岩 细砂 岩 细砂 岩 2 10-25 17.5 1可采29.00 稳定全区 发育 变 薄 变 厚 泥岩 砂质 泥岩 细砂 岩 3 5.4-6 5.7 1可采 30 - 19 24.50 稳定 全区 发育 变 薄 变 厚 炭泥 岩 砂岩 砂质 泥岩 4 6.3-7 6.65 可采 48 - 44 46.00 稳定全区发 育 5 1.68-2 1.84 可采 100 - 80 90.00 稳定 不发育 1.3.1.3.4 4 煤尘爆炸的危险性煤尘爆炸的危险性 本井为低沼气矿井，煤尘爆炸指数 54.8%-86.4%.有煤尘爆炸危险。 1.3.51.3.5 煤的自燃发火倾向煤的自燃发火倾向 有自燃发火倾向，煤层发火期 36 个月。 1.3.61.3.6 地温地温 从矿井开发以来的实践看，井下地温无异常区。 1.3.71.3.7 煤的工业用途煤的工业用途 主要为富拉尔基二电厂，灵泉二电厂，少量为地区所用。 2 2 井田境界和储量井田境界和储量 2.12.1 井田境界井田境界 2.1.12.1.1 井田境界及划分的依据井田境界及划分的依据 东部边界：以 80-12、80-17、80-16 号钻孔连线，东南以 79-9 为界限； 西部边界：以 79-1、煤层露头线和断层 F8、F46.； 南部边界：以 79-2、79-3 号钻孔和 301 国道保护煤柱为界； 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 6 页 北部边界：以 79-14、79-15 钻孔和煤层露头线为界； 在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理 的开发。煤田范围划分为井田的原则有： 1、井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应； 2、保证井田有合理尺寸； 3、充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等； 4、合理规划矿井开采范围，处理号相邻矿井间的关系。 2.1.22.1.2 开采界限开采界限 井田内含煤地层为下二叠统内蒙古组及上石炭统扎赉诺尔组，总厚 22.43 含煤 5 层。 可采煤层 3 层，但其余两层为局部可采煤层，所以主采煤层只有 2 号煤层矿井设计只针 对 2 号煤层设计。开采上限：1 号煤层以上无可采煤层。 下部边界：5 号煤层位居不可采煤层，4 号煤层下再无可采煤层。 2.1.32.1.3 井田尺寸井田尺寸 井田的走向最大长度为 5.2km，最小长度为 4.7km，平均长度为 4.95km。 井田倾斜方向的最大长度为 4.0km，最小长度为 3.6km，平均长度为 3.8km。煤层的倾角 3-10o，平均为 6，局部可达 11。 井田的水平面积按下式计算： S = H L （2.1） 式中： S井田的水平面积，m2； H井田的平均水平宽度，m； L井田的平均走向长度，m； 则，井田的水平面积为： S =4.953.8=18.69（km2） 井田赋存状况示意图如图 2.1 F46 ：NN38 NW 5879 F8 ：N7081 SE 60029 N I I 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 7 页 2.22.2 矿井工业储量矿井工业储量 2.2.12.2.1 储量计算基础储量计算基础 1.根据铁北矿井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算； 2.计算能利用储量的煤层最低可采厚度为 1.0,最高可采灰分 40%，暂不能利用储量最 低可采厚度为 0.60m，最高可采灰分 50%，如果灰分大于 50%，用插入法在平面图上圈出 炭质泥岩范围。 3.依据煤炭资源地质勘探规范关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量的煤 层最低可采厚度为 0.8m，原煤灰分不大于 25%。计算暂不能利用储量的煤层厚度为 0.7 0.8m； 4.依据国务院过函关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复内容要 求：禁止新建煤层含硫份大于 3%的矿井。硫份大于 3%的煤层储量列入平衡表外的储量； 5.储量计算厚度：夹石厚度不大于 0.05m 时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹 石总厚度不超过每分层厚度的 50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度； 6.井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，倾角平缓，构造简单，勘探工程分布比较均 匀，采用地质块段的算术平均法。 7.煤层容重：煤层平均厚度为 1.25 t/m3 表表 2.12.1 各可采煤层容重一览表各可采煤层容重一览表 煤 层1 号2 号3 号4 号5 号 容重 t/ m3 1.211.221.261.271.24 2.2.22.2.2 井田地质勘探井田地质勘探 井田地质勘探类型为精查，属详细勘探铁北矿井田精查地质报告是由内蒙古煤化局 地质勘探一队于 1980 年 6 月提出，于 1986 年 12 月经内蒙古煤炭工业管理局审查批准通 过，作为井田最终勘探报告。 井田范围内钻孔分布，井田内北部边界附近和西部及东部边界附近，钻孔布置较少； 其它区域钻孔分布比较均匀，勘探详细。 北部边界附近属 C 级储量，西部边界附近属 B 级储量，其它区域为 A 级储量。高级 储量占 94%，符合煤炭工业设计规范要求。 煤层最小可采厚度为 6.82，最大可采厚度为 26.32 平均厚度 20.45m。 2 号煤层平均厚度 8m。 2.2.32.2.3 工业储量计算工业储量计算 矿井主采煤层为 2 号煤层，采用地质块段法计算储量。 根据地质勘探情况，将矿体划分为 111b-1、111b-2、122b-2、122b-3 六个块段， 在各块段范围内，用求积仪求得每个块段的面积，块段厚度采用算术平均法计算。地 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 8 页 质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块 段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和， 应当指出，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。 块段的面积 S 必须采用真面积（即煤层斜面积） 。用煤层底板等高线上的水平投 影面积换算成真面积。 123 / . 123 cos . n i i MMMM n nnnn n n s s a QSM QQQQQ 式中 s真面积， m2; 水平投影面积， m2 ; / s 煤层倾角，采用块段内的平均倾角; i a mi块段煤层的平均真厚度， m; S=18.69 /cos6=18.79（km2） Q=46270(Mt) 2.32.3 矿井可采储量矿井可采储量 2.3.12.3.1 安全煤柱留设原则安全煤柱留设原则 1.工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不 留设保护煤柱； 2.各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱。 岩石移动角流沙层中采用 45，煤系地层据扎局生产矿井实测资料采用 65 3.维护带宽度：风井场地 20m，村庄 10m，其他 15m； 4.断层煤柱宽度 30m，井田境界煤柱宽度为 20m； 根据煤炭工业设计规范 ，工业场地占地指标如表 2.2。 表表 2.2 工业场地占地指标工业场地占地指标 井 型 大 型 井 公顷/10 万 t 中 型 井 公顷/10 万 t 小 型 井 公顷/10 万 t 占地指标0.801.101.301.802.002.50 注：1.占地指标中包括围墙内铁路站线的占地面积； 2.井型小的取大值，井型大的取小值； 3. 在山区，占地指标可适当增加； 4. 附近矿井有选煤厂时，增加的数值为同类矿井占地面积的 3040%； 5. 占地指标单位中的 10 万 t 指矿井的年产量。 2.3.22.3.2 矿井永久保护煤柱损失量矿井永久保护煤柱损失量 1.井田边界保护煤柱 井田边界保护煤柱留设 50m 宽，井田保护煤柱损失量为 754.98.则煤层井田边界保护 （公式 2-2） （公式 2-3） （公式 2-4） （公式 2-5） 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 9 页 煤柱损失量为 304.8 万 t。 2.工业广场保护煤柱 工业广场按级保护留围护带宽度 15m，工业广场面积由表 2.2 确定，取 56 公顷。 工业广场保护煤柱如表 2.3。工业广场保护煤柱压煤量 1587.5，则煤层工业广场保护煤柱 压煤量为：640.9 万 t。 3.大巷保护煤柱 大巷中心距离为 85m，大巷两侧的保护煤柱宽度各为 40m，大巷保护煤柱损失量 1931.87，则 2 号煤层大巷保护煤柱损失量为 779.9 万 t。 4.井筒保护煤柱 主、副井井筒保护煤柱在大巷保护煤柱范围内，风井井筒保护煤柱在大巷保护煤柱 范围内，故井筒保护煤柱损失量为 0。 表表 2.3 保护煤柱损失量保护煤柱损失量 序 号名 称单 位数 量 1井田边界保护煤柱万 t754.98 2工业广场保护煤柱万 t1587.5 3大巷保护煤柱万 t1931.87 4合计万 t4274.35 2.3.32.3.3 矿井可采储量矿井可采储量 矿井设计可采储量按下式计算： Zk（Zg-P）C （2-2） 式中： Zg矿井工业储量，万 t； P井田永久煤柱损失，4274.35 万 t； C采区采出率，薄煤层不应小于 85%，中厚煤层不应小于 80%，厚煤层不应小于 75%； Zk矿井可采储量，万 t。 则，矿井设计可采储量： Zk =（46270-4274.35）0.75=31496.74（万 t） 则 2 号煤层设计可采储量：Zk =（18910-4274.35）0.75=15704.24（万 t） 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 10 页 图 2.2 工业广场保护煤柱 3 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 3.13.1 矿井工作制度矿井工作制度 根据煤炭工业矿井设计规范相关规定，确定矿井设计年工作日为 330 天，工作 制度采用“三八制”，每天三班作业，两班生产，一班检修备，每班工作 8 小时。 矿井每昼夜净提升时间为 14 小时。 3.23.2 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限 3.2.13.2.1 确定依据确定依据 煤炭工业矿井设计规范第 2.2.1 条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 11 页 采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后 确定。 矿区规模可依据以下条件确定： 1.资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田 地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大； 2.开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市） ，交通（铁路、公 路、水运） ，用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度 和矿区规模;否则应缩小规模； 3.国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的 一个重要依据； 4.投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规 模，反之则缩小规模。 3.2.23.2.2 矿井设计生产能力矿井设计生产能力 铁北井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角小，厚度变 化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，交通运输便利，市场需求量大， 宜建大型矿井。 确定铁北矿井设计生产能力为 3.0Mt/a。 3.2.33.2.3 矿井服务年限矿井服务年限 矿井服务年限必须与井型相适应。 矿井可采储量 Zk、设计生产能力 A 矿井服务年限 T 三者之间的关系为： （3.1） 式中: T矿井服务年限，a； Zk矿井可采储量，万 t； A设计生产能力，万 t； K矿井储量备用系数，取 1.4 则，矿井服务年限为： T = 31496.74/ 300*1.4=75（年） 则，2 号煤层服务年限为： T =15704.24/300*1.4=37.4（年） 符合煤炭工业矿井设计规范要求。 3.2.43.2.4 井型校核井型校核 按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行 校核： 1.煤层开采能力 井田内 2 号煤层平均 8m，为特厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井 “一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采放顶煤工作面保产。 2.辅助生产环节的能力校核 矿井设计为特大型矿井，开拓方式为双斜井单水平开拓，主斜井采用胶带输送机运 T= Zk A*K 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 12 页 煤，副斜井采用无轨胶轮车辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的 要求。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主斜 井胶带运输机提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用胶轮车直接下放 物料。同时也能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用无轨胶轮车运输，运输 能力大，调度方便灵活。 3.通风安全条件的校核 矿井瓦斯无爆炸危险性，有煤尘爆炸危险。须采取降尘措施。 4.矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足 煤炭工业矿井设计规范要求，见表 3.1。 表表 3.1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限 第一开采水平设计服务年限 矿井设计 生产能力 （Mta） 矿井服务年限 （a）煤层倾角 25 度 煤层倾角 2545 度 煤层倾角 45 度 6.0 及以上7035 3.05.06030 1.22.450252015 0.450.940201515 0.90.3各省自定 4 4 井田开拓井田开拓 4.14.1 井田开拓的基本问题井田开拓的基本问题 井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入媒体， 建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的 形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可 行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。 井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。 1.确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置； 2.合理确定开采水平的数目和位置； 3.布置大巷及井底车场； 4.确定矿井开采程序，做好开采水平的接替； 5.进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造； 6.合理确定矿井通风、运输及供电系统。 确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比 较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则： 1.贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在 保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资， 加快矿井建设。 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 13 页 2.合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。 3.合理开发国家资源，减少煤炭损失。 4.必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创 造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。 5.要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤 机械化、综掘机械化、自动化创造条件。 6.根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综 合开采。 4.1.14.1.1 确定井筒形式、数目、位置及坐标确定井筒形式、数目、位置及坐标 1.井筒形式的确定 井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井 最复杂。 平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘 陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水 平服务年限要求。 斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快， 井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简 单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相 当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一 旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，提 升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工 技术复杂。 立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同 的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面 大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为 有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层 产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工 技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建 设投资大。 本矿井煤层倾角小，平均 6o，为近水平煤层；表土层薄，无流沙层；水文地质情况 比较简单，涌水量小；井筒不需要特殊施工，因此可采用斜井开拓或立井开拓。经后面 方案比较确定井筒形式为双斜井。 2.井筒位置的确定 井筒位置的确定原则： 有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置， 石门工程量少； 有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村； 井田两翼储量基本平衡； 井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层； 工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区， 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 14 页 不受崖崩滑坡和洪水威胁； 工业广场宜少占耕地，少压煤； 距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。 由于井田西部边界距扎区铁路很近，故为便于地面运输及工业广场布置，主井井筒 位置布置方案也可以选择在井田西部边界附近。经后面方案比较确定主、副井筒位置在 井田中央。 4.1.24.1.2 工业场地的位置工业场地的位置 工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田西翼 上部。 工业场地的形状和面积：根据表 2.1 工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占 地面积为 24 公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向， 长为 600m,宽为 400m。 4.1.34.1.3 开采水平的确定及采带盘区划分开采水平的确定及采带盘区划分 井田主采煤层为 2 号煤层，2 号、煤层倾角平缓，为 310，平均为 6，局部可达 到 11为近水平煤层，盘区式开采。2 号煤层生产能力 3.0Mt，可采储量为 157.04Mt，服 务年限为 37.4a。 开采水平及阶段的划分原则： （1）要有合理的阶段斜长，指在采用合理的回采工艺及合理的工作面参数、采区巷 道布置及生产系统、一定的采区设备条件下所能达到的阶段斜长。需考虑以下因素： 1)煤的运输 开采近水平煤层的矿井，采用采区上山准备时，可以采用绞车牵引矿车，或者采无 极绳绞车牵引 2)辅助运输 辅助运输采用绞车时，由于井下运输、安装不方便，所以一般绞车的直径一般不大 于 1.8m。开采近水平煤层或者采用倾斜长壁开采时的阶段斜长可达 15001800m，可采 用两段或三段提升。所以，阶段的斜长有所加长。 3)行人 对于没有人车或其他运人的设备到工作面的矿井，阶段斜长过大会使行人不方便。 （2）要有合理的区段数 为保证采区正常的生产和接替，就需要有合理的区段数目，它从另一个侧面反映了 阶段斜长的要求。要保证采区内的工作面的正常接替，区段数目多一些比较有利，但是 这样斜长过大，对辅助运输和煤炭的运输以及行人等都有不利的影响。所以选用一个合 理的斜长是很重要的。目前，近水平煤层区段数目可取 37 个。 （3）要有利于采区的正常接替 为保证矿井均衡生产，一个采区开始减产，另一个采区开始应投入生产。阶段斜长 大时，采区储量就大，服务年限就长，吨煤的开拓准备工程量也少。 （4）要保证开采水平要有足够的储量和合理的服务年限 这是水平划分的最重要的部分，对于年设计产量 180 Mt/a 的矿井来说，第一水平服 务年限应不少于 25 年。 （5）水平高度在经济上有利 从技术与经济统一的观点来说，技术上合理的水平垂高能获得较好的经济效果，可 以通过经济的比较方法选择有利的水平垂高，经济比较的项目包括：水平范围内的开拓 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 15 页 工程量及掘进费用、井巷维护费、煤炭提升费、排水费等，如果采区巷道布置类型和参 数不同，还应该比较采区的巷道掘进、维护及煤的运输费用。根据比较的结果综合考虑 技术、管理、安全等因素，从而获得合理的水平高度。 4.1.44.1.4 主要开拓巷道主要开拓巷道 2 号、煤层平均厚度为 8m，赋存稳定，底板起伏不大，为近水平煤层，煤层厚度变化 不大，且煤质硬度适中为 23。矿井开拓大巷布置在煤层底板岩层中，留大煤柱护巷， 大巷间距 10m。由于矿井瓦斯涌出量小，进行了提前抽放措施为满足回风需要，专门布 置一条回风大巷。布置一条主运输大巷，一条辅助运输大巷，共三条大巷。大巷位于井 田中央，沿煤层底板等高线布置，大巷全部在岩层中。 4.1.54.1.5 方案比较方案比较 1.提出方案 根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下： 方案一：立井单水平开拓 主、副井筒均为立井，布置于井田的中央，只设一个水平。辅助运输采用无轨胶轮 运输，大巷布置在底板中，主井长度为 235.2m，副井长度为 230.5m。如图 4-1。 方案二：主斜副立单水平开拓 主斜副立布置于井田的中央，斜井提煤运输能力大，立井辅助运输能力大，为此提 出主井采用斜井开拓，副井采用立井开拓。而煤层的自然发火期比较短因此大巷布置在 底板中，沿底板掘进。如图 4-2。 方案三：斜井单水平开拓（井筒位于井田上部） 主、副井井筒井筒均为斜井开拓，布置于井田中央，大巷布置在底板中，主斜井坡 度取 17，副斜井坡度取 20，主斜井长度为 235.2/sin16=810.3m 副斜井长度为 230.5/sin17=678.1 m。如图 4-3。 方案四：主立副斜单水平开拓 主立井副斜井开拓是简易的经济的开拓方式，只适用于井田斜长不大，能以一个 水平开采的小型矿井。具体矿井是否采用这种方式，还要结合矿井周边条件考虑，如本 井田斜长过长，就不适宜这种方式。 +800 +850 +900 +700 +750 +800 +850 +900 +650+650 +700 +750 图 4-3 斜井单水平开拓(井筒位于井田中央) +700 +750 +800 +850 +900 +650 +700 +750 +800 +850 +900 +650 图 4-2 主斜副立单水平开拓 +700 +750 +800 +850 +900 +650 +700 +750 +800 +850 +900 +650 图 4-1 立井单水平开拓 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 16 页 图 4-4 主立副斜井单水平开拓(井筒位于井田中央) 2. 技术比较 以上所提四个方案大巷布置及水平数目均相同，区别在于井筒开拓方式的不同和井 筒形式的不同，及部分基建、生产费用不同，第四方案本身并不与本井田排除第四方案。 方案一、二主井井筒形式不同。方案一主副井均为立井，立井开拓不受煤层倾角、 厚度、深度、瓦斯、及水文等自然条件的限制。主要缺点是井筒施工技术复杂，需用设 备较多，要求有较高的技术水平，掘进慢，基建投资大。方案二主井为斜井，斜井的运 输能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井的需要；斜井井筒也可作为 安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离。经过以上技术分析、比较， 再结合粗略估算费用结果（见表 4-1） ，在方案一、二中选择方案二：主斜副立单水平开。 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 17 页 表表 4-1 各方案粗略估算费用表：各方案粗略估算费用表： 方 案 项目 方案一立井单水平开拓方案二主斜副立单水平开拓 主井 开凿 437.70. 3 =131.31 主斜井 开凿 9260.105 =97.23 副井 开凿 437.70.3=131.31 副井 开凿 437.70.3=131.31 风井开凿 437.71.02=446.45 风井开 凿 437.71.02=446.45 井底车场 12000.148191.05=186.72 井底车 场 11000.148191.05=171.15 基建 费 /万元 小计895.79小计846.14 立井 提升 1.215704.240.23520.92 =4077.8 斜井 提升 1.215704.240.810 0.25 =3816.1 大巷 运输 1.215704.240.9050.06=1023.29 大巷 运输 1.215704.240.905 0.06=1023.29 排水 33524365500.10510-4 =1540 排水 33524365500.105 10-4 =1540 生产 费 /万元 小计6641.09小计6379.39 费用 /万元 7536.88 费用 /万元 7225.5 总计 百分率107.5%百分率103 % 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 18 页 经过图表 4-1 粗略方案比较，方案一与方案二的费用相差较大，所以两者之中选择选 择方案二。方案三与方案四比较，后者费用高于前者，且方案三掘巷工序相对简单，所 以选择方案三。 表表 4.2 建井工程量建井工程量 项目方案二方案三 主井井筒/m926926 副井井筒/m437.7757 风井井筒/m437.7437.7 方 案 项目 方案三斜井单水平开拓方案四主立副斜单水平开拓 主井 开凿 9260.105 =97.23 主立 井 开凿 437.70. 3 =131.31 副井 开凿7570.115=87.055 副斜 井 开凿 7570.115=87.055 风井开 凿 437.71.02=446.45 风井 开凿 437.71.02=446.45 井底车 场 12000.148191.05=186.72 井底 车场 11000.148191.05=171.15 基建 费 /万元 小计630.74小计835.97 斜井 提升 1.215704.240.810 0.25 =3816.1 立井 提升 1.215704.240.23520.92 =4077.8 大巷 运输 1.215704.240.9050.06=1023.29 大巷 运输 1.215704.240.905 0.06=1023.29 排水 33524365500.10510-4 =1540 排水 33524365500.105 10-4 =1540 生产 费 /万元 小计6379.39小计6641.09 费用 /万元 7010.13 费用 /万元 7477.06 总计 百分率 100% 百分 率 106.7% 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 19 页 井底车场12001200 主运输大巷42684268 辅助运输大巷42654265 回风大巷42604260 表表 4.3 生产经营工程量生产经营工程量 项目方案二方案三 运输提升/万 tkm工程量 大巷运输1.215704.240.45=8480.29 1.215704.240.45=8480.29 提升1.215704.240.8=15076.071.215704.240.8=15076.07 井巷维护/万am工程量 主井井筒1.229263510-4=7.81.229263510-4=7.8 副井井筒1.22437.77510-4=7.91.227573510-4=6.3 表表 4.4 基建费用表基建费用表 方案二方案三方 案 项 目 工程量/m 单价 /元m-1 费用 /万元 工程量/m 单价 /元m-1 费用 /万元 主井井筒9262330.3215.799262330.3215.79 副井井筒437.711004.6 481.677572714.3205.47 风井井筒437.710004.3437.89437.710004.3437.89 井底车场12002122.6254.7112002122.6254.71 主运输大巷426824131029.87426824131029.87 辅助运输大巷426524131029.14426524131029.14 回风大巷426024131027.94426024131027.94 合计4477.014200.81 表表 4.5 生产经营费用表生产经营费用表 方案 项目 方案二方案三 运输 提升 工程量 /万 tkm 单价 /元/tkm 费用 /万元 工程量 /万 tkm 单价 /元/tkm 费用 /万元 中国矿业大学 2011 届本科毕业设计论文第 20 页 大巷运输8480.290. 32544.098480.290.32544.09 提升