采矿工程毕业设计（论文）-开滦矿业集团东欢坨矿1.8Mta新井设计【全套图纸】

I 摘摘 要要 本设计矿井为开滦矿业集团有限责任公司东欢坨煤矿 1.8Mt/a 新井设计， 共有 4 层可采煤层，煤层平均总厚度为 12.8m，煤层工业牌号为肥气煤。设计 井田的可采储量 166Mt，服务年限为 66a。 本设计矿井采用立井开拓方式，划分两个开采水平。采用分组集中大巷布 置,大巷采用 10t 架线电机车牵引 3t 底卸式矿车。采煤方法是走向长壁采煤法， 采煤工艺为综合机械化采煤工艺。年工作日为 330 天，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，采空区处理方法为全 部垮落法。 主井采用多绳摩擦箕斗提升，副井采用刚性组合罐道罐笼提升。 矿井的通风方式为中央分列抽出式。 关键词关键词 井田 水平 服务年限 走向长壁 全套图纸，加全套图纸，加 153893706153893706 II Abstract This design mine pit for Kailuan Mining industry Group Limited liability company east happy lump coal mine 1.8Mt/a new well design, Altogether has 4 to be possible to mine coal the level, coal bed average total thickness is 12.8m, the coal bed industry trademark is the fat gas coal. Design well field recoverable resources 166Mt, the service life is 66a. This design mine pit selects the vertical shaft development method, divides two mining levels.Uses the grouping to concentrate the big lane arrangement, the big lane uses the 10t wire laying electric locomotive to tow the 3t bottom-dump mine car.The mining coal method is moves towards the long wall mining coal law, the mining coal craft for the synthesis mechanization mining coal craft. The year working day is 330 days, the use “four, six” the type working system, the work face length is 200m, each knife progress is 0.8m, shears nine knives every day, picks the depletion region processing method for to break down completely falls the law. The main well uses the multi-ropes to rub the ore basket promotion, the vice-well uses the rigid combination pot cage promotion. The mine pit well ventilated way for central passes in review to extract the type. III key words saft area the level length of service long wall IV 目 录 摘 要 I Abstract .II 绪 论 1 第 1 章 矿区概况及井田地质特征 2 1.1 井田概况 .2 1.1.1 交通位置 .2 1.1.2 地形地势 .3 1.1.3 气象及地震情况 .3 1.1.4 矿区煤田发展史 .3 1.1.5 矿区工农业及原料供应 .3 1.1.6 主要建筑材料供应情况 .3 1.1.7 水源、电源条件 .3 1.2 地质特征 .4 1.2.1 地层情况 .4 1.2.2 地质构造 .4 1.2.3 煤层赋存情况及可采煤层特征 .5 1.2.4 水文地质情况 .5 1.2.5 沼气、煤尘、矿井涌水及煤的自燃性 .5 1.3 勘探程度及可靠性 .6 第 2 章 井田境界、储量、服务年限 7 2.1 井田境界 .7 2.1.1 确定井田境界的依据 .7 2.1.2 井田境界 .7 2.1.3 井田未来发展情况 .7 2.2 井田储量 .7 2.2.1 井田储量的计算 .7 2.2.2 保安煤柱 .8 V 2.2.3 储量计算方法 .8 2.2.4 储量计算的评价 .9 2.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限 .9 2.3.1 矿井工作制度 .9 2.3.2 矿井生产能力确定 .9 2.3.3 矿井服务年限的确定 10 第 3 章 井田开拓 .11 3.1 概述 11 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 11 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 11 3.2 矿井开拓方案的选择 11 3.2.1 井硐形式和井口位置 11 3.2.2 开采水平数目和标高 15 3.2.3 开拓巷道的布置 16 3.3 选定开拓方案的系统描述 18 3.3.1 井筒形式和数目 18 3.3.2 井筒位置及坐标 18 3.3.3 水平数目及标高 18 3.3.4 石门大巷数目及布置 19 3.3.5 井底车场的形式选择 20 3.3.6 煤层群的联系 20 3.3.7 采区划分 21 3.4 井筒布置和施工 21 3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井筒支护 21 3.4.2 井筒布置及装备 21 3.4.3 井筒延伸的初步意见 24 3.5 井底车场及硐室 24 3.5.1 井底车场形式确定及论证 24 3.5.2 井底车场的布置、储车线路、行车线路布置长度 25 3.5.3 井底车场通过能力验算 26 VI 3.5.4 主要硐室 28 3.6 开采顺序 28 3.6.1 沿井田走向的开采顺序 28 3.6.2 沿井田倾向的开采顺序 28 3.6.3 采区接续计划 28 3.6.4“三量”控制情况 .29 第 4 章 采区巷道布置 .31 4.1 采区概述 31 4.1.1 设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱 31 4.1.2 采区的地质和煤层情况 31 4.1.3 采区的生产能力、储量及服务年限 31 4.2 采区巷道布置 32 4.2.1 区段划分 32 4.2.2 采区上山布置 32 4.2.3 采区车场布置 32 4.2.4 煤仓形式、容量及支护 35 4.2.5 采区硐室简介 37 4.2.6 采区工作面接续 37 4.3 采区准备 37 4.3.1 采区巷道的准备顺序 37 4.3.2 采区主要巷道的断面示意图及支护方式 38 第 5 章 采煤工艺 .40 5.1 采煤方法的选择 .40 5.2 回采工艺 40 5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 40 5.2.2 选择采面循环方式和劳动组织形式 40 第 6 章 井下运输和矿井提升 .43 6.1 矿井井下运输 43 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 43 VII 6.1.2 巷煤炭运输设备选型 43 6.1.3 采区运输设备的选择 44 6.1.4 工作面运输巷设备的选型 44 6.2 矿井提升系统 45 6.2.1 矿井提升设备选择及计算 45 第 7 章 矿井通风与安全 .47 7.1 矿井通风系统的确定 47 7.1.1 概述 47 7.2 风量计算与风量分配 47 7.2.1 风量计算 47 7.2.2 风量分配 50 7.2.3 风量的调节方法与措施 51 7.2.4 风速的验算 51 7.3 矿井通风阻力的计算 52 7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 52 7.3.2 矿井等积孔的计算 54 7.4 通风设备的选择 54 7.4.1 主扇的选择计算 54 7.4.2 电动机的选择 55 7.4.3 反风措施 55 7.5 矿井安全技术措施 56 7.5.1 预防瓦斯及煤尘爆炸 56 7.5.2 火灾与水患的预防 56 7.5.3 其他事故的预防 57 第 8 章 矿井排水 .58 8.1 概述 58 8.2 矿井主要排水设备 58 8.2.1 排水方式与排水系统简介 58 8.2.2 主排水设备及管路的选择计算 58 VIII 第 9 章 技术经济指标 .62 结 论 64 致 谢 65 参考文献 .66 附录 1：外文资料翻译译文 67 附录 2：外文原文 71 9 绪 论 随着经济的发展，人们需要越来越多的资源，人们也越来越重视资源，资 源直接关系着经济的发展速度，煤炭是我国的主要能源，我国煤炭储量大，在 世界上也是排在前列，而且我国煤炭种类多，可以满足个方面的需要。煤炭开 发、利用成本低，具有明显的经济优势。在相当长时期内，煤炭仍然是我国经 济、廉价的能源。我国油、气资源相对贫乏，石油供需缺口逐年增加。在这种 情况下煤炭资源对我国是相当重要的。 虽然我国煤炭资源丰富，但是我国的采矿业技术含量底，煤炭生产效率底， 在这方面我国和世界其他国家存在很大的差距，所以提高煤炭行业的技术含量 现在已经是一个刻不容缓的问题。只有提高了技术含量才可以使煤炭行业具有 更高的发展。 本次毕业设计是开滦矿业集团东欢坨矿（4#、7#、8#、13#）1.8Mt /a 新 井设计。目的是为了在设计中了解行业，不断的在设计中完善自己，可以使自 己尽快的适应行业，掌握旷业方面的知识，做一个合格的技术人员，为祖国的 煤炭行业发展作出自己的努力，为国家的经济建设添砖加瓦。 这次设计的意义是对采矿这门学科有了一个深刻的认识，进一步巩固所学 的理论知识，并把知识系统化，使我充分学习到了矿井的个个大系统，了解整 个矿井运行形式和矿井生产细节，而且在设计过程中还使我形成了好的学习习 惯，可以在学习过程中发现问题，解决问题，而不是死读书。 10 第 1 章 矿区概况及井田地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 交通位置 本设计东欢坨井田位于河北省丰润县韩城与新军屯两镇之间,距唐山 15km。交通十分方便。其地理坐标为： 东经：112561131224 北纬： 3814390248 具体见交通位置图 1-1。 多织寨 多织寨 新军屯 识道 声道 钱家营东欢坨 韩城 唐山 曹家庄 赵各庄 荆各庄 名庄 陕河水库 唐山市交通位置图 1：200万 图 1-1 11 1.1.2 地形地势 本井田属于冲积平原地形，井田内既无山峦起伏，也无河流穿过，地形 甚为平坦。北部油房庄附近地形标高为+32m，南部南曹庄附近为+12m，地形 坡降为 1.6，地势东北高，西南低。 1.1.3 气象及地震情况 本区属大陆性气候，夏季炎热多雨，冬季寒风凛冽。最高气温 39.6， 最低气温-21，平均气温 11.1。冰冻期由每年 12 月至翌年 3 月初，冻土 深度 0.60.8m。积雪最小厚度 30mm，最大厚度 190mm。平均降雨量为 714.7mm，最大降雨量为 1007.7mm，年平均蒸发量 1321.1mm，平均湿度 34.8%。年最多风向为东风，其次为偏北风，最大风速为 25ms。根据河北省 最新颁布的地震区划图，本区地震烈度为八度。 1.1.4 矿区煤田发展史 开滦矿区已有百余年的煤炭开采历史，是我国大型煤炭地之一，包括东欢 坨矿井在内，开滦集团有限责任公司现共有生产矿井 10 对。因本井田被巨厚 冲积层覆盖，除划给地方的鲁各庄区外，附近别无其它小煤矿开采。 1.1.5 矿区工农业及原料供应 矿区水泥、陶瓷、煤炭、钢铁等工业非常发达，轻工业服装等行业也比较 发达；农业主要以小麦、玉米、黄豆及棉花等农作物为主，发展情况良好。 1.1.6 主要建筑材料供应情况 矿井建设所需的主要建筑材料如钢材、木材、水泥等都可以在当地得到解 决。特别是首钢搬到唐山以后用钢更加方便。 1.1.7 水源、电源条件 矿井附近水资源丰富，有充足的地下水和地上河流，能保证生产及生活用 水，水源可靠。 矿井电源引自韩城 220kV 变电站，供电电源可靠。矿井工业场地建有 110kV 变电站，双回路运行，这样可以充分保证矿井的用电。 12 1.2 地质特征 1.2.1 地层情况 本井田地层与开平煤田其它各矿地层基本相同，精查地质勘探揭露地层情 况，地层系统为中生界，侏罗系，上侏统。详细参考综合柱状图 1-2。 上 统 系 罗 侏 侏 界 生 中 统系界 地层系统 柱 状 11.3 3.9 8.9 9.2 7.3 21.7 10.2 12.1 13.1 12.5 21.8 9.18 煤 层 号 煤 层 (m) 地 层 厚 (m) 细砂岩夹中砂岩 粉砂岩 细砂岩，粉砂岩夹中砂岩 中砂岩，细砂岩 粉砂岩夹粗砂岩，深灰色 粉砂岩夹粗砂岩 细中砂岩，水平层理 细中砂岩，灰白色 肥气煤，r=1.40 粗-中砂岩 岩 性 描 述 4 细砂岩 7 8 13 细砂岩 3.6 2.8 3.3 3.1 细中砂岩，水平层理 肥气煤，r=1.40 肥气煤，r=1.40 肥气煤，r=1.40 图 1-2 综合柱状 1.2.2 地质构造 经过精查地质勘探、二维和三维地震勘探，本井田共查明 3 条大断层。缓 13 倾斜翼多发育张性、张扭性的高角度倾向或斜交正断层，急倾斜翼多发育走向 压性逆断层。详细参考断层特征表 1-1。 表 1-1 断层特征表 产状落差序 号 断层 编号 断层 性质走向（）倾向（）最大(m)最小(m) 查明 程度 1F1 正N2030W3570SE 28060 可靠 2F2 正N2035W2573SE 18030 可靠 3F3 正N1020W5075SE 25040 可靠 1.2.3 煤层赋存情况及可采煤层特征 设计井田范围内开采煤层为上石炭统赵各庄组与下二迭统大苗庄组。可采 煤层为 4 层，全区可采。全区可采总厚度为 12.8m，详细参考煤层特征表 1- 2： 表 1-2 煤层特征表 煤 厚(m)层 次 最小最大平均 平均 间距(m) 稳定性发育 范围 顶 板底 板 41.83.32.8 稳定全区 发育 砂岩粘土层 70.8 73.15.43.6. 稳定全区 发育 细砂岩 粉砂岩 粉砂岩或 粘土层岩 15.2 82.34.13.3 稳定全区 发育 粉砂岩 细砂岩 粉砂岩或 粘土层岩 132.15.03.1 25.3 稳定全区 发育 K5石灰 岩 粉砂岩或 粘土层岩 1.2.4 水文地质情况 根据煤炭资源地质勘探规范按直接充水含水层的富水性及补给条件， 东欢坨井田矿床属于水文地质较简单的矿床。主要特征是煤层位于底下水位以 下，以第四系底部卵砾石水补给水源。 1.2.5 沼气、煤尘、矿井涌水及煤的自燃性 14 （1）瓦斯赋存情况及涌出量 根据“冀煤安办（2004）4 号文“关于 2004 年度开滦集团公司矿井瓦斯 等级鉴定结果的批复” ，东欢坨矿井瓦斯绝对涌出量为 0.211m3min，瓦斯相 对涌出量为 0.158m3t，采区最大瓦斯相对涌出量为 0.270 m3t。随着开采 向深部延伸，瓦斯涌出量可能会增大，届时要及时进行瓦斯等级鉴定。 （2）煤尘爆炸性及煤的自燃情况 本矿井煤尘具有爆炸性，爆炸指数 40.743.4。4#易自燃，13#自然 发火期为 812 个月。地温正常，无热害。 （3）矿井涌水量 本矿井水文地质条件比较复杂，比较准确的预计矿井涌水量有一定难度。 本次设计根据开滦煤业公司水文地质部门对矿井涌水量的批复，结果如下： 本设计进行-300 水平的排水设计，设计的有关资料如下：矿井年设计生 产能力为 1.8Mt/a，最大涌水量为 279m3/h,涌水时间为 50d，矿井正常涌水量 为 237m3/h，涌水时间为 315d,矿井水密度为 1015Kg/ m3。 根据会议纪要所确定的原则，以上水量预计结果可作为本次设计的依据。 （4）煤质的牌号及用途 主要可采煤层均属较高挥发份的气煤，煤种单一，以肥气煤为主。 1.3 勘探程度及可靠性 设计井田范围内进行了大量的精查工作，基本上搞清了本井田的煤层赋存 情况和主要地质构造。但由于勘探水平有限，有一部分地质构造是难推定的， 控制程度有一定的摆动，这部分在以后生产中要注意。 矿井涌水量和瓦斯涌出量是用类比法推算的，所以与实际涌出量是有一定 差异的，待矿井建成投产后根据实际测得的数据需重新进行测定和计算。 15 第 2 章 井田境界、储量、服务年限 2.1 井田境界 2.1.1 确定井田境界的依据 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，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升。 2.1.2 井田境界 根据上述原则，结合东欢坨矿区井田的实际情况，本井田境界的确定为： 西部以 F1断层为界；东部以 F3断层为界，下部以-700 水平为界。井田参数如 下： 井田走向长度：5.128km 倾斜长度：2.659km 勘探面积：13.63 km2 2.1.3 井田未来发展情况 设计井田向东和向西均以断层为界，向下以-700 标高为界，随着技术的 进步和勘探水平的全面提高，井田向两边开拓的条件较好，井田范围内探明储 量会越来越精确，并可能在更深部发现可采煤层。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量的计算 设计井田范围内计算储量的煤层有 4#、7#、8#、13#各煤层储量计算边界 与井田境界基本一致。矿井储量是指矿井内所埋藏的，具有工业价值的煤炭数 量。它不包含着煤炭底下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田勘探 程度及开采技术条件。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可 16 采储量。 矿井工业储量是指平衡表内 A+B+C 级储量的总和。矿井设计储量是宽工业 储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物， 构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失的储量。矿井可采储量是指矿井 设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱煤量后 乘以采区回采率的储量。在计算时要注意根据煤炭安全规程留各种保护煤 柱。 2.2.2 保安煤柱 为了安全生产，本设计矿机依据煤炭安全规程规定，留设保安煤柱如 下： （1）各煤层井田边界留设 50m 保安煤柱。 （2）井田内部断层留设 30m 煤柱。 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=块段面积平均倾角块段平均厚度 视密度 根据储量计算图、通过登高线块段计算本井田工业储量为 24435 万 t。 矿井可采储量=(矿井工业储量永久性煤柱)采区回采率。 永久性煤柱包括工业场地煤柱及主石门煤柱、风井场地煤柱、冲积层防水 煤柱、断层煤柱、奥灰防水煤柱、村庄煤柱及井田边界煤柱。 本设计井田煤采区回采率取 80%. （2）可采储量计算 计算公式如下： CPZZck)( 式中 ZK可采储量，Mt； ZC工业储量，Mt； P永久煤柱损失，Mt； C采区回采率。 回采率要求：厚煤层不应小于 75%，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，汇总计算出来本井田可采储量为 16615 万 t ， 17 具体见可采储量总表 2-1 表 2-1 可采储量总表 煤炭损失量（万 t）水 平 煤 层工 业 储 量 （万 t） 工 业 场 地 井 田 边 界 断 层开 采 损 失 合 计 可 采 储 量 （万 t） 4220667105854426991507 72956901491185719282028 82587781391065178401747 132432721251094867911641 I 合计10181307517418201632586923 4300154981746009262055 741157814532782313842731 837927213222675811882604 1333466711622166910642282 II 合计14254271493948285045629692 总合计24435578101013664866782016615 2.2.4 储量计算的评价 本设计矿井的各类计算严格按照有关规定执行。由于资料有限和资料的陈 旧，储量计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定误差。 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，矿井每日净提升时间为 16h，采用四班 六小时工作制度。 2.3.2 矿井生产能力确定 18 矿井生产能力的大小主要依据井田储量、煤层赋存状况、地质条件等情况 来确定，还应该考虑当前及今后市场的需煤量。根据东欢坨矿的实际情况和开 滦矿业集团的发展规划，初步拟定了三种矿井年生产能力方案，具体计算如下： 方案 A：1.5Mt/a 方案 B：1.8Mt/a 方案 C：2.4Mt/a 上述三种方案，具体选择哪一种，还应根据矿井服务年限的确定。 2.3.3 矿井服务年限的确定 矿井服务年限的计算公式如下： AK Z T 式中 Z矿井设计可采储量，Mt； A生产能力，Mt/a； K矿井储量备用系数，K=1.31.5； 根据本设计矿井实际情况，K 值取 1.4。 依据以上拟订的矿井生产能力，服务年限的确定现提出的三种方案具体如 下： 方案 A：1.5Mt/a = 16615/(1501.4)=80a AK Z T 方案 B：1.8Mt/a =16615/(1801.4)=66a AK Z T 方案 C：2.4Mt/a =16615/(2401.4)=49a AK Z T 参照煤炭工业矿井设计规范规定，方案 B 比较合理，即：矿井生产能 力：A=1.8Mt/a,矿井服务年限：T=66a。 19 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 本设计东欢坨矿井位于河北省丰润县韩城镇与新军屯两镇之间,周围有唐 山矿,范各庄矿,钱家营矿等都采用双立井开拓方式。 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 影响本设计井田开拓方式的具体因素如下： 1.断裂因素 本井田断裂构造发育, 主要断层用来化分井田边界和采区边界对本矿影响 不大。 2.水文情况 矿井地质条件交好，本矿属于中等涌水矿井。 3.其他因素 本井田可能受地震等因素的影响,由于唐山东欢坨矿位于地震带，要特别 注意地震。 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 平硐开拓是最简单的开拓方式，有很多突出优点。首先我们应该考虑平硐 开拓方式是否可行。参照平硐开拓方式适用条件，结合东欢坨设计井田的地形 地质及煤层赋存特征可知：平硐开拓方式的条件不具备。因此，平硐开拓方式 20 对本设计井田不适用，排除采用平硐开拓方式。立井开和斜井开拓方式在技术 上均可行，综合开拓虽然对工业广场布置和井底车场要求很高，但针对本井田 的地质状况，综合开拓方式也可行，应该予以考虑。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： 方案一：双立井开拓方式,如图 3-1； 方案二：双斜井开拓方式，如图 3-2； 方案三：主斜井副立井开拓图，如图 3-3。 图 3-1 双立井开拓图 主井副井 图 3-2 双斜井开拓 主井副井 21 图 3-3 副井 主井 (1)技术比较 方案一：双立井开拓方式 优点：适应性强，技术成熟可靠； 井筒短，提升速度快，提升能力大； 通风断面大，风阻小，满足大风量要求； 便于井筒延伸 对于开采深部赋存煤层有长处。 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。 技术经济评价：东欢坨矿的地表、地质构造、煤层赋存等因素，适合用双 立井开拓。 方案二：双斜井开拓方式 优点：掘进速度快，初期投资较双立井开拓较省； 井筒设备较简单； 建井期稍短些； 缺点：井筒过长，煤柱损失严重； 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，安全性降低； 辅助运输时间长。 技术经济评价：东欢坨矿煤层赋存为-50-650m，垂深达 600m，可以采 用。 22 方案三：主斜井副立井开拓方式 优点：掘进速度快； 可满足最大风量的通风要求； 有助于辅助运输。 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。 技术经济评价：根据东欢矿的实际情况可知，该方案不利于工业广场的布 置也不利于井下井底车场的布置，井下联系也不方便，生 产调度烦琐，故次方岸不可行。 (2)经济比较 方案一、方案二在技术均较合理，两者之间的区别在于井筒掘进费用以及 他们的维护费用、提升费用，主石门掘进长度等等。两个方案的井底车场、水 平运输大巷以及各种采区石门和采区上山（斜巷）的工程量基本相等。因此， 只需要比较它们的不同之处，即建井工程量、生产经营费用、基建费用和维护 费用等。 详见开拓方案经济比较表 3-1。 3-1开拓方案经济比较表 方案双 立 井 开 拓双 斜 井 开 拓 内容工 程 量 单价（元）费 用 （万元） 工程量 单 价 （元） 费 用 （万元） 单位 名称 数 量 单 位 数量数量数量 单 位 数 量 数量 表土层主 井 掘进 45m8087.436.39194.85m1950.938.01 基岩段主 井 掘进 555m9587.4532.112403.15m2850684.89 表土层副 井 掘进 45m10767.048.45194.85m225043.84 基岩段副 井 掘进 533m11973.0664.502307.89m3150726.98 表土层主 井 辅助费 45m1623.57.31 194.85m653.312.73 23 基岩段主 井 辅助费 555m4278.1237.432403.15m1477.4355.14 表土层副 井 辅助费 45m2343.510.54194.85m1182.211.21 基岩段副 井 辅助费 533m4521.4240.992307.89m1977.4456.36 生产费用 （万元） 主立井提升费用为： 1.23140.970.4670.85 =1778.10 主斜井提升费用为： 1.23140.972.4030.48 =4347.50 总 计 3558.826676.64 吨煤成本 19.7737.09 经经济比较后，该设计矿井应该采用双立井开拓方式。 2.井口位置 井口位置的选择是井田开拓的重要组成部分。井口位置与开拓方式要相互 协调，经综合比选后择优确定，特别是用来提煤，运煤炭的主井位置还要与地 面生产系统、工业广场布置相匹配。 本设计井田中，提出三种井筒位置方案： 方案一：井筒位于井田浅部 方案二：井筒位于井田中部 方案三：井筒位于井田深部 经过简单的技术比较后认为： 井筒位于井田浅部，煤柱尺寸最小，压煤最少，但石门最长，对本矿井 不合理； 井筒位于井田深部，煤柱尺寸最大，压煤量最大，且初期工程量大，石 门也较长，但对于开采井田深部煤层及井筒延伸有利，但东欢坨矿第二水平和 第一水平仅差 250m，较好延伸； 井筒位于井田中部时，煤柱尺寸稍大，但石门长度较短，且沿石门的运 输工程量也小，这样就减少了建设成本； 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 中部或稍靠上方的位置，由此可初步确定本设计井田的井筒位置在井田的中部 24 稍靠上方，这样即节约建设成本，还有利于水平的延伸。 3.2.2 开采水平数目和标高 本设计井田设计提出如下两个水平标高划分方案： 方案一：井田划分三个阶段，布置两个开采水平；一水平标高-300m，水 平垂高 250m，二水平标高为-550m。一水平实行上山开采，二水平上下山开采。 方案二：井田划分三个开采水平，一水平标高-250 m，二水平标高-450 m，三水平标高-650 m。各水平均实行上山开采。 各方案水平储量及服务年限详见表 3-2。 表 3-2 水平储量及服务年限表 储量（万 t）服务年限（a） 一水平 692328 方案一 二水平 969238 一水平 553822 二水平 553822 方案二 三水平 553922 从该表中可知，方案二的一水平服务年限达不到规范要求的服务年限，水 平储量严重不足，而方案一的水平服务年限能够满足一水平服务年限不小于 25 年的基本要求，储量充足，且有利于采区的接续，巷道利用率高，吨煤成 本相对较低。故而采用方案一的水平划分方法，即划分两个开采水平，水平标 高分别为-300 m 和-550 m，一水平垂高为 250 m，二水平垂高为 350 m。一水 平采用上山开采，二水平采用单上下山开采。 3.2.3 开拓巷道的布置 1.运输大巷的布置 现依据矿井设计生产能力及技术可行角度，特提出以下两种大巷布置方式： 25 分组集中大巷布置，集中大巷布置，如图 3-4，3-5。 -50(13) -100(13) -150(13) -200(13) -250(13) -350(13) -400(13) -450(13) -500(13) -550(13) -600(13) -650(13) -300(13) -150(13) -200(13) -250(13) -300(13) -350(13) -400(13) -450(13) -500(13) -550(13) -600(13) -650(13) 图 3-4 分组集中大巷布置 -50(13) -100(13) -150(13) -200(13) -250(13) -350(13) -400(13) -450(13) -500(13) -550(13) -600(13) -650(13) -300(13) -150(13) -200(13) -250(13) -300(13) -350(13) -400(13) -450(13) -500(13) -550(13) -600(13) -650(13) 图 3-5 集中大巷布置 两种技术方案的优缺点详见表 3-3 所示。 表 3-3 大巷布置方案比较表 26 特 点分组集中大巷布置集中大巷布置 优点1.总的巷道工程量较少 2.采区巷道分组联合布置 3.生产比较集中 4.大巷容易维护，运输条件好 1.大巷维护容易 2.生产区域比较集中，运输条件好 3.采区巷道集中联合布置，开采程序比 较灵活，开采强度大 缺点1石门长度较长 2掘进工程量大 1.存在反向运输 2.初期工程量大，建井时间长 3.总的石门长度大 适应 条件 1.可采煤层数多，间距大小不同 2.采区巷道为分组联合布置，煤 层分组间距大 3.井底车场在煤层群上部或中间 时，初期工程少，工期大 1.煤层间距小 2.下部煤层底版有坚硬有岩层，采区尺 寸大，石门长度短 3.井田走向长度大，服务年限长 依据本井田的地质条件及煤层赋存状况：本井田共有可采煤层 4 层，即 4#、7#、8#、13#，其中 4#与 7#平均间距 70m,7#与 8#煤层平均间距 15 m，8#与 13#平均间距 25 m。 针对上述情况，方案一分组集中大巷布置，将 4#煤层为一组，单独开采， 7#、8#、13#层分为一组，集中开采，经济上较为合理， 。方案二集中大巷布置 对于 7#、8#、13#煤层还可以，对于 4#煤层则不适用。由于煤层间距较大，采 区石门长度会很大，工程量增加，费用高，经济上不合理。故而采用方案一。 3.3 选定开拓方案的系统描述 3.3.1 井筒形式和数目 本设计井田采用双立井开拓。另外还设有回风立井。 主井用来提升煤炭，副井用以提矸、升降工作人员、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 井筒确定在 84-10 钻孔附近，理由是： (1)地处井田储量中央：井筒距北部边界 1.6 公里，南部边界 1.85 公里， 西部边界 1.9 公里，东部边界 3.2 公里； 27 (2)有较好的地形条件：井口处标高+25m，地面坡度不足 2，平正土方 量小； (3)交通条件好：靠近公路，井口距公路 500 m； 确定井筒坐标：主井井口坐标： XA=96312.86 ，YA=384545.23，ZA=+25 副井井口坐标： XB=96400.83 ，YB=384585.45，ZB=+23 风井井口坐标： XC=96400.83， YC=384585.45，ZC=+29 主井井口标高为+25m，副井井口标高为+23m，拟定二水平为井筒最终水平。 主井井深 600m，副井井深 578m，风井深 79m 两井筒中心线间距为 78m，提升 方位角为 25，主井井筒直径 6.5m，副井井筒直径 6.5m，均采用整体式混凝 土井壁，井壁厚度 450mm。 3.3.3 水平数目及标高 本井田采用多水平开拓,拟定第一标高为-300m,本井大部分采区的煤层浅 部标高在-50m 左右,阶段垂高 250m,实行上山开采.第二水平拟定标高为- 550m，实行上下山开。 3.3.4 石门大巷数目及布置 1.大巷数目：两条运输大巷、一条回风大巷。 2.大巷布置：大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种。 本设计井田对大巷布置提出三种方案： 方案一：煤层大巷布置 方案二：岩石大巷布置 方案三：布置一个煤层大巷和一个岩石大巷布置 煤层大巷与岩石大巷相比较有下列缺点： （1）煤层大巷的巷道维护困难，维护费用高； （2）为了便于巷道维护，巷道维护留设保安煤柱增多，煤柱回收困难， 资源损失大； （3）当煤层起伏褶曲较多时，巷道弯曲转折多，机车运行速度受到限制， 运输能力降低； （4）煤层有自燃发火危险时，一旦发火就要封闭大巷，导致矿井停产， 而且因煤柱受影响破坏，封闭效果不好，处理火灾困难。 煤层大巷也有其显著的优点： （1）建筑成本底。 28 （2）建设周期短，可以快速见效。 综上所述，在本设计井田中，由于 7#、8#、13#煤层间距小，可布置岩石 集中大巷，而 4#煤层与其它煤层间距大，储量有限，可考虑 4#煤层单独开采， 布置煤层大巷，所以采用方案三。 本设计矿井中，大巷和石门服务年限较长，运输能力要求大，所以大巷和 石门的断面和支护设计在本设计中相同。其内部设施也相同巷道断面设计合 理与否，直接影响煤矿生产的经济效果和生产的安全条件，其基本原则是在满 足安全与技术要求的条件下，该设计矿井大巷和石门断面图内容见图 3-6，大 巷断面特征表见表 3-4。 220 410 1800 R2150 4500 4300 1800 300 500 500 100012004001200500 600600 图 3-6 大巷断面图 表 34 大巷断面特征表 断面积 （m2） 设计尺寸（mm）巷道 形状 支护 方式 净掘 顶高底宽 净周长 (m) 喷厚(mm) 半圆形锚喷 14.9916.043950430014.65150 3.3.5 井底车场的形式选择 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， 29 井底车场的形式也各异。按照矿车在井底车场内运行特点，井底车场可分为： 环行式和折返式两大类型。底卸式矿车运煤时，则一般用折返式车场。 根据东欢坨设计矿井井筒形式及大巷，石门的布置，结合上述井底车场型 式的选择因素，设计矿井选用梭式（折返调车）井底车场，两翼来车，利用主 石门作为主井存车线和调车线，副井通过绕道与主石门连接。 3.3.6 煤层群的联系 本矿区煤 4#单独开采，7#、8#、13#间距较小，采用联合布置，各煤层间 由主石门联系。 3.3.7 采区划分 根据该设计井田的地质构造及煤层赋存等因素，以井田内自然断层为界， 将整个井田划分为四个采区。采区划分示意图如图 3-7 西下 东下 西上 东上 图 3-7 采区划分图 3.4 井筒布置和施工 3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井筒支护 参见综合柱状图和井筒开拓剖面图本设计矿井井筒穿过的岩层性质大部 分为粉砂岩，少部分为中砂岩、细砂岩。 根据主副井围岩性质，并按煤矿安全规程规定，确定主副井筒支护方 30 式如下： 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 定布置运输设施及辅助设施。详见图示 3-8，3-9 主副井井筒断面图。 主井井筒：井筒直径 6.5m，净断面面积 38.465m2，掘进断面面积 44.157m2井筒深度 600m。井筒内装备一对 16t 刚性罐道立井多绳箕斗 （JDG16/1504Y） ，采用 18018010mm 方形方型空心型钢罐道，端面布置 采用树脂锚杆固定拖架。 副井井筒：井筒直径 6.5m，净断面面积 38.465m2，掘进断面积 44.157m2。井筒深度 578m，井筒装备一对 1.5t 固定式矿车 600mm 轨距，双层 四车刚性立井多绳罐笼，担负矿井辅助提升任务，兼作进风井筒。采用 18018010mm 方型空心型钢罐道，端面采用树脂锚杆固定拖架。罐道和井 梁，罐道导向层间距均按 6.0m 设计。井筒内没有钢-玻璃钢复合材料梯子间， 作为矿井安全出口和井筒检修之用，并敷有排水管路三趟（一趟预备） ，井下 消防洒水管路。另外，井筒还敷设有动力电缆、通讯讯号电缆。 31 2300 2200 400 1600 2号托架 井筒中心线 700 400 1600800 1400 1950 提升中心线 800 4号托架 450 1400500 3号托架 北 1号托架 6500 50 图 3-8 主井井筒断面 表 35 主井井筒特征表 井型180 万 t/a 井筒直径 6.5m 井筒掘进直径 7.5m 井深 600m 提升容器一对 16t 多绳箕斗 井筒支护混凝土井壁厚 450mm，充填混凝土 50mm 罐道规格 18018010mm 净断面面积 38.465m2 32 掘进断面面积 44.157m2 图 3-9 副井井筒断面 表 36 副井井筒特征表 井型180 万 t/a 井筒直径 6.5m 井筒掘进直径 7.5m 井深 578m 提升容器 一对 1.5t 双层四车罐笼和一个 3t 双层 2 车罐笼 带平衡锤 井筒支护混凝土井壁厚 450mm，充填混凝土 50mm 罐道规格 18018010mm 33 净断面面积 38.465m2 掘进断面面积 44.157m2 3.4.3 井筒延伸的初步意见 根据东欢坨设计矿井水平划分方案，该设计矿井主副井筒从地面布置到一 水平后需要延伸，但是在进一步进行地质勘探后，井筒仍按原有主副井延深。 3.5 井底车场及硐室 3.5.1 井底车场形式确定及论证 井底车场形式的确定，应根据井田地质条件、井型大小和大巷布置、提升 方式及生产系统等因素确定。该矿井井底车场形式的选择依据如下： 1矿井设计能力为 1.8Mt/a，年工作日 330d，实行四六工作制，每日净 提升为 16h，矸石量点煤产量的 20%；掘进煤点煤产量的 5%； 2矿井采用双立井、两个水平、分集中组运输大巷的开拓方式； 3主立井装备采用一对 16t 箕斗提升，副井采用双层四车刚性立井多绳 罐笼提升； 4水平大巷运输采用 10t 架线式电机车牵引，3t 底卸式矿车方式，辅助 运输采用 1.5t 固定式矿车； 5本设计矿井属低瓦斯、中等涌水量矿井； 6本设计矿井井田地质条件较好； 综合以上所述，结合设计要求，本设计矿井选用底卸式矿车运输，采用梭 式车场。 3.5.2 井底车场的布置、储车线路、行车线路布置长度 1.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，如果存车线长度不足，将 会使井下运输和井筒提升彼此牵制，影响矿井生产能力；反之，如果存车线过 长，会使列车在车场内的调车时间增加，反而降低了车场通过能力，并增加车 场工程量，所以对车线长度的计算要认真仔细。 存车线长度的计算 .主副井空、重车线计算公式： 321 LLNLnmL 34 式中 空重车线长度，m；L 每列车的矿车数，辆；n 列车数，列；m 一个列车带缓冲器的长度，m； 1 L 每台电机车长度，m； 2 L 列车制动距离，m； 3 L 电机车数量，台。N a.主井： m=1 列，n30 辆，4.2m，N=2 台，4.5m，45m 1 L 2 L 3 L mL180455 . 422 . 4301 b.副井； m=1 列，n20 辆，L14.2m，N=2 台，L24.5m，L345m mL138455 . 422 . 4201 c.调车线长度： mL1355 . 422 . 4301 .材料车线长度 L Ln n L L1 1 式中 n容纳材料的车数，取 10 台； L1 1材料车长度，为 2.4m； L102.424m 根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长 80m。 调车方式 3t 底卸式列车采用折返式调车，1.5t 固定式列车采用通过或折返调 车。 3.5.3 井底车场通过能力验算 采用电机车运输时，井底车场通过能力按下式计算 T TaQ N 15 . 1 式中 N井底车场年通过能力，t； Q每次调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤重，t； T每一次调度循环时间，min； Ta每年运输工作时间，min；(等于矿井设计年工作日数与日 35 生产时间的乘积)。 井底车场通过能力应考虑留有一定的备用储备能力，一般应大于矿井设计 生产能力的 30%。 Ta=3301660=3.17105 Q=223=66 t T=6 min =3.18Mt 63 . 0115 . 1 3306016330 N 通过能力富余系数为 3.18/1.8=1.76。满足矿井设计规范要求。 满足设计规范和本矿井井型要求。见图 3-10 井底车场线路布置图。图 3- 11 调度图表。 区区 区区 1区 2区 3区 4区 1 2 3 4 5910111213141516171819202122