采矿工程毕业设计（论文）-晓明一矿2.40Mta新矿井设计（全套图纸） .pdf

辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 1 前言前言 煤炭是工业的粮食，我国一次能量消费中，煤炭占 75%以上。煤炭不仅是我国的基本 燃料，而且是重要的工业原料，从煤中可以提取二百多种产品，这些产品都是我国社会主 义经济建设和人民生活所必须的。煤炭是不可再生的宝贵资源，我国人均资源仅为世界人 均资源的一半，所以合理、科学的开采煤炭资源尤为重要。 通过此次毕业设计大致掌握矿井初步设计的方法、步骤和内容。学习贯彻党和国家的 有关方针、政策、学习国家有关的煤矿方面法律法规；将所学的理论知识掌握，并能系统 的综合的应用和巩固所学理论；培养实事求是、吃苦耐劳的科学态度和工作作风，为将来 的工作打下基础，提高编写技术文件和运算的能力，提高运用计算机辅助设计的能力，运 用并巩固采矿 cad 等软件的运用全面发展多方面能力；提高采矿英语的运用能力，为参 考外文文献打下基础。 全套图纸，加全套图纸，加 153893706 本次设计是晓明一矿新井设计，地质资料都是在实习矿上搜集的，在指导教师的指导 下，并合理运用平时及课堂上所学的知识，查找有关资料和文献，力求设计出一个方案合 理、技术决策正确，能够体现出高产、高效、安全特点的现代化矿井。 本设计说明书从矿井的开拓、开采、运输、通风、提升及工作面的采煤工艺等各个环 节进行了详细的叙述，设计严格遵守设计规范和煤矿安全规程 ，毕业设计要求的 全部内容。但由于时间和个人能力有限，书中会有不妥之处，请老师批评指正。对每个方 案都做出合理性的论述，有的部分进行了技术和经济比较，基本完成了毕业设计要求的内 容。但由于时间和个人能力有限，书中会有不妥之处，请老师批评指正。 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 2 1 矿区概况及井田地质特征 1.1 矿区概况 1.1.1 矿区地理位置 晓明井田北部以 i 号勘探线北 300m 的一号向斜轴为界与大明一矿相邻; 东部以 f14、f76、f319 断层为界与小青矿井田相邻;南部及西南部以 f406、f311、f308、f403 断层、大隆矿风井保护煤柱及 f322 断层为界与大隆井田相邻；西部以煤层可采边界线 （0.80m）为界。 1.1.2 矿区地形、地貌及交通运输 本井田内地势较为平坦，高差变化不大，西部地势稍高，东部较低，平均标高+81.5m。 地表绝大多数为农田，西靠调兵山，其它为平原。 东西走向长 4.12km，南北倾斜宽 4.05km，面积 16.69km2。 铁法矿区交通非常便利，矿区东部有火车编组站大青站。大青东至铁岭 20km 与京 哈线相接。西经调兵山、法库直至康平县东关屯，北至大明，南至王千采石场及晓南矿。 公路纵横， 四通八达。 在矿区中部， 铁岭法库康平公路横穿， 北有调兵山公路至大明， 从晓明井田工业广场往西南有沥青路 2.5km 和铁岭法库康平公路相通。 1.1.3 气候条件及地震情况 晓明一矿位于松辽平原东侧，属大陆性气候，多风少雨。春、冬两季多西北风，夏、 秋两季多西南风，风大时达 78 级。降雨一般集中在 7、8、9 月份，年降雨量最大达 1009.1mm。降雨量详见附表 1- 2。年平均气温 7c 左右，最高达 33.3c，最低温度为零 下 32.1c； 本区结冻期 56 个月即 11 月至次年 4 月， 冻土层深度 1.5m。 表土层厚度 5 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 3 25m。 本区地震烈度，根据辽震烈字（83）4 号文，定为六度。 1.1.4 电源、水源 晓明矿高压变电所引自隆明、隆明双回路供电，一次电压 60kv，高压变电所设 有 10000kva 变压器两台，二次电压为 6kv，入井电缆为2#、8#、22#，电缆型号分别为 jvv33- 185、jvv33- 185、jvv40- 185；工业广场地面供电设有三个变电所，变压器型号分 别为 sj- 560、sj- 750、sj- 800。另外，沙井、瓦斯泵站分别设有 sj- 180、ksj- 320 变压器一 台。由本矿北部五眼水源井，通过 2 趟218mm 管路至本矿 400m3 水仓，供井下施工和 地面生活用水。 1.2 井田及其附近的地质特征 1.2.1 井田地质构造 本井田位于晓明一号向斜的(朴屯向斜)南翼和晓明一号背斜中部。 本井田地质构造以断裂为主，褶曲次之。断层均属低角度正断层，倾角 55o75o左右， 落差最大 30m。井田主要大的褶皱为晓明一号向斜、晓明一号背斜及几条小的背向斜。 1.2.2 井田水文地质特征 本井田位于铁法煤田中西部， 西靠调兵山和大江屯丘陵， 北部和南部为山前洪积平原， 地势平缓，自西向东微倾，平均地表标高+81.5m。西起法库县红土砬子的季节性河流- - 新 开河在井田中间流过，东部为冲积平原。 1.3 煤层质量及煤层特征 1.3.1 煤质及物理性质 本井田煤层以低变质弱粘结的长焰煤为主， 气煤次之。 13#煤层以上各层均为长焰煤， 14#煤层以下有一部分为气煤。各煤层以区域变质因素为主，随煤层赋存深度增加变质程 度相对增高。 宏观特征：深黑色、沥青光泽、平坦及贝壳状断口，内生节理发育。 微观特征： 一般挥发份 3545， 平均 40。 灰分一般 17.9535.01， 平均 24.33。 粘结性一般在 23 之间，属弱粘结或不粘结煤。灰熔点 1300c1500c，属高灰熔点煤。 含硫量 0.420.61之间，平均 0.43，含磷量一般在 0.01以下，属低硫磷煤。 发热量 qn，平均为 23.25mj/kg，or 平均 31.35 mj/kg。 煤的可选性：本井田内煤的可选性为中等，可选精煤回收率为良等。 煤的用途：主要做动力用煤，民用次之，气煤可做炼焦配煤。 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 4 1.3.2 井田内煤层及埋藏条件 煤层走向主体为东北至西南走向，由南北走向分别逐渐偏为南西和北西方向，整体四 边形，井田中央倾向为西北方向，倾角在 912之间，平均为 11左右，可采煤层间距见 表 1- 1。 表 1- 1 煤层间距见表 table 1- 1 seam pitch table 煤层 厚度 煤层间距 发育情况 3 煤层 4.4 20 全区发育 4- 1 煤层 4.0 全区发育 29 7 煤层 3.7 全区发育 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 5 1.3.3 煤层综合柱状图 厚度（ ） 7 柱状图 20 4.0 15 3.7 煤岩名称 页岩 砂岩 石灰岩 石灰岩 石灰岩 砂岩 砂岩 砂岩 页岩 3煤 煤 砂岩 7煤 4.4 6.4 6.5 6 12 7 9 9.6 图 2- 1 综合柱状图 fig.2- 1 synthesis histogram 1.3.4 顶底板岩性 3 煤层：伪顶为砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩，厚度 0.11.0m，一般为 0.55m。直接顶为细砂岩、 粗砂岩，厚度 0.39.2m，一般为 3.00m。老顶为细砂岩、粗砂岩及砂砾岩，厚度 1.3234.00m，一般 为 12.0m。底板为中砂岩、细砂岩和粉砂岩，厚度 0.157.00m，一般为 1.37m。直接顶板为类偏高， 老顶为类。 4- 1 煤层：伪顶炭质泥岩、泥岩、砂泥岩，厚度 0.051.0m，一般为 0.39m。直接顶为砂泥岩、细 砂岩、中砂岩、粉砂岩，厚 0.314.37m，一般为 3.18m。老顶粉砂岩、细砂岩、中砂岩、粗砂岩、砂 砾岩，厚度 3.040.0m，一般为 18.6m。底板岩性粉砂岩及中砂岩，厚度 0.4012.58m，一般为 3.34m。 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 6 直接顶为类，老顶为类。 7 煤层：伪顶为砂泥岩、炭质泥岩、粉砂岩，厚度 0.161.0m，一般厚度为 0.61m。直接顶粉砂岩、 细砂岩，厚度 0.357.0m，一般厚度为 3.50m。老顶厚为 3.515.5m，平均 9.51m，主要由细砂岩、粉 砂岩组成。底板为粉砂岩、砂泥岩、炭泥岩、细砂岩，厚度为 0.2511.5m，一般 4.13m。 1.3.5 瓦斯赋存状况及煤的自燃性 本矿井瓦斯含量较高， 1994 年至 2003 年瓦斯相对涌出量平均为 14.72m3/t， 绝对涌出 量为 43.28m3/min，属高瓦斯矿井。 瓦斯含量和涌出量受火成岩侵入、褶曲、埋深因素影响较大，受断层因素影响较小， 断层多数为开放性断层。 本矿煤尘主要来源于采、掘工作面及煤炭装运等生产环节。属相对较大煤尘矿井。7 煤层煤尘爆炸性指数为 39.50， 4- 1 煤层煤尘爆炸性指数为 42.89，具爆炸危险性。 本矿煤层属一类易燃煤层，煤的自然发火期为 36 个月，最短 43 天。 1.3.6 地质勘探程度 在勘探初期针对该区特点，首先，原则上对全井田采用先线后面，全面控制，点线配 合，重点解剖，然后循序渐进，逐步提高勘探程度，储量级别等，通过四次勘探，补充并 借鉴邻区地质资料，比拟本井田上述地质因素特征，视其地质构造复杂程度为中等，煤层 较稳定且偏简单，勘探类型属于二类二型偏简单。 2 井田境界及储量 2.1 井田境界 2.1.1 井田的边界 本井田境界浅部煤层露头为界， 深部以- 600 煤层底板等高线为界， 东部至第一勘探线， 西部至第四勘探线。其走向长 4.0- 4.10 公里，倾斜长 4.0- 4.3 公里，面积 16.69 公里 2。 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 7 2.1.2 边界煤柱的留设 按煤矿安全规程规定，边界矿柱的留法及尺寸： 1) 井田边界煤柱留 30 米； 2) 阶段煤柱斜长 60 米，若在两阶段留设，则上下阶段各留 30 米； 3) 断层煤柱每侧各为 30 米； 4) 带区边界煤柱留 15 米。 根据参考矿井设计规范1和矿井安全规程2的相关数据要求和规定，本井田 所留的各种保护煤柱均合理，符合规定。 在井田范围内，储量、煤层赋存及开采条件均与矿井生产能力相适应。田内有足够的 储量和合理的服务年限。井田走向长度大于倾斜长度，有三层煤，可保证矿井各个开采水 平有足够的服务年限。阶段高度及阶段斜长适当，矿井通风、井下运输较容易。 2.2 井田的储量 2.2.1 井田储量的计算原则 1) 按照地下实际埋藏的煤炭储量计算，不考虑开采、选矿及加工时的损失； 2) 储量计算的最大垂深与勘探深度一致。对于大、中型矿井，一般不超过 1000 米； 3) 精查阶段的煤炭储量计算范围，应与所划定的井田边界范围相一致； 4) 凡是分水平开采的井田，在计算储量时，也应该分水平计算储量； 5) 由于某种技术条件的限制不能采出的煤炭，如在铁路、大河流、重要建筑物等两侧 的保安煤柱，要分别计算储量； 6) 煤层倾角不大于 15 度时，可用煤层的伪厚度和水平投影面积计算储量； 7) 煤层中所夹的大于 0.05 米厚的高灰煤（夹矸）不参与储量的计算； 8) 参与储量计算的各煤层原煤干燥时的灰分不大于 40%。 2.2.2 矿井工业储量 工业储量：是查明矿产资源的一部分。它能满足现行采矿和生产所需的指标要求（包 括品位、质量、厚度、开采技术条件等） ，是经详查、勘探所获控制的、探明的并通过可 行性研究、预可行性研究认为属于经济的、边际经济的部分，用未扣除设计、采矿损失的 数量表述。 根据储量计算公式： z=smr （2- 1） 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 8 式中：z矿井工业储量，t s井田面积，k m2 m可采煤层总厚度，m r煤的容重，1.35t/m3 所以，z=16.69(4.4+4.0+3.7)1.35/cos11o=277.73 mt 其中：3 煤储量：16.694.41.35/ cos11o =100.99mt 4- 1 煤储量：16.694.01.35/ cos11o =91.81mt 7 煤储量：16.693.71.35/ cos11o =84.97mt 2.2.3 矿井可采储量 zs= （zp1p2)c （2- 2） 式中：z矿井工业储量 zs矿井可采储量 p1永久煤柱损失 p2临时煤柱损失 c采区平均回采率,由设计规范第 2.1.3 条，矿井采区回采率，应该符合下列 规定：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%。全矿采区回 采率按照下式计算： k= 4321 44332211 mmmm kmkmkmkm + + （2- 3） 本井田 3 层煤均为厚煤层，因此全矿采区回采率取 0.75。 井田永久煤柱损失 p1包括井田境界煤柱、断层防护煤柱，浅部防水煤柱等。 p1=2936.73012.11.35+1456.33012.11.35+3491.53012.11.35+2465.73012.11.35 +2405.83012.11.35+3011.43012.11.35+1879.46012.11.35=7.74mt+1.82mt=9.56mt 临时煤柱损失 p2主要包括工业广场压煤、 阶段间煤柱等。 p2=（780+770.62） 549.78/212.11.35+(3939.23+3391.08+3982.41)6012.11.35=6.96+11.08=18.04mt zs=（zp1p2)c=（277.739.5618.04）0.75=187.60mt 即该井田的可采储量为 187.60mt 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 9 2.2.4 工业广场面积的确定 由 设计规范 规定： 工业场地占地面积： 45- 90 万吨/年， 1.21.3 公顷/10 万 t； 120- 180 万吨/年，0.91.0 公顷/10 万 t；240- 300 万吨/年，0.70.8 公顷/10 万 t，400- 600 万吨/年， 0.45- 0.6 公顷/10 万 t。 本矿井设计年产 240 万吨， 所以工业广场面积为 s=0.9524=23 公顷， 选择边长为 550m350m 的长方形。 3 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度 3.1 矿井的年产量及服务年限 3.1.1 矿井的年产量合理性 矿井年产量是煤矿生产建设的重要指标，在一定程度上综合反映了矿井生产技术面 貌，是矿井开拓的一个主要参数，也是选择井田开拓方式的重要依据之一。 矿井的年产量确定的合理与否， 对保证矿井能否迅速投产、 达产和产生效益至关重要。 而矿井生产能力与井田地质构造、水文地质条件、煤炭储量及质量、煤层赋存条件、建井 条件、采掘机械化装备水平及市场销售量等许多因素有关。经分析比较，设计认为矿井的 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 10 生产能力确定为 2.40mt/a 是非常合理和可行的，理由如下： 1) 储量丰富 煤炭储量是决定矿井生产能力的主要因素之一。本井田内可采的煤层达到 3 层，保有 可采储量为 187.60 mt，按照 2.40mt/a 的生产能力，能够满足矿井服务年限的要求，而且 投入少、效率高、成本低、效益好。 2) 开采技术条件好 本井田煤层赋存较稳定，煤层埋藏较浅，倾角变化不大，由于井田面积大，水文地质 条件及地质构造简单，煤层结构单一，适宜综合机械化开采，可采煤层均为厚煤层，适合 高产高效工作面开采。 3) 建井及外运条件 本井田内有良好的煤层赋存条件，为提高建井速度、缩短建井工期提供了良好的地质 条件。本井田离唐山市较近，有矿区专用铁路与国铁相通，井田内各村镇均也有公路相通， 交通较便利。 4) 具有先进的开采经验 近年来，“安全高效”工艺在煤矿成产中有了很大发展，而且该工艺投入少、效率高、 成本低、效益好、生产集中简单、开采技术基本趋于成熟。 综上所述， 由于矿井优越的条件及外部运输条件， 有利于把本矿井建设成为一个高产、 高效矿井。矿井的生产能力为 2.40mt/a 是可行的、合理的。 3.1.2 矿井的服务年限 矿井服务年限应与矿井的生产能力相适应，它两个之间的关系实质上就是矿井生产能 力和矿井储量的关系。在圈定的井田范围内，矿井储量一定，井型越大，服务年限越短， 井型越小，服务年限越长。当矿井生产能力和服务年限为某数值时，可使吨煤的总费用最 低，相近于这个数值范围，则是合理的矿井的生产能力和服务年限。 根据矿井设计规范的规定，在计算矿井服务年限时，储量备用系数宜采用 1.3 1.5，本矿井取用 1.4。 由矿井的服务年限计算公式： p=zak (3- 1) 式中：z矿井的设计可采储量； a矿井的年产量； 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 11 k矿井储量备用系数，一般取 1.4 p=z(ak) =187.60/(2.41.4)=55.8 年 由设计规范第 2.2.5 条知，矿井设计生产能力为 120240 万吨/年的大型矿井，设 计服务年限不应低于 50 年。本矿井的服务年限为 56 年，符合设计规范规定。 3.2 矿井的一般工作制度 本矿井的年工作日按每年 330 天计算，每昼夜矿井提升时间为 16 小时。根据有关规 定，结合本矿区煤层条件、储量状况及完成产量的需要，同时考虑法定假日，设备检修和 涌水等的影响，做出相应的工作制度，即矿井的井下采煤等工作为昼夜分为四班，三班出 煤，一班检修，每班工作 6 小时，即“四六制”工作制。 4 井田开拓 在一定的井田地质、开采技术条件下，矿井开拓巷道可有多种布置方式，开拓巷道的 布置方式称为开拓方式。合理的开拓方式应根据矿井设计生产能力，地形地貌特征，地质 条件，煤层赋存条件，开采技术条件，装备条件，地面外部条件等因素综合考虑4。 4.1 井筒形式的确定 矿井开拓，就其井筒形式来说，一般有以下几种形式：平硐、斜井、竖井和混合式。 下面就几种形式进行技术分析，然后进行确定采用哪种开拓方式方式。 平硐：一般就是适合于煤层埋藏较浅，而且要有适合于开掘平硐的高地势，可就是这 一点，本井田不能满足要求，本井田地势比较平缓，高低地的最大高差也不过十几米，很 显然，利用平硐开拓对于本井田来说是没有可行性的。 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 12 斜井：利用斜井开拓要求煤层埋藏较浅、倾角较大的，地质条件简单，表土层不厚的 井田。斜井开拓的优点为井筒施工简单，掘进速度快，费用低；斜井用胶带输送机提升煤 炭时，提升能力大，有利于矿井延伸施工和新旧水平的接替等。但本井田表土层特别厚， 斜井施工比较困难，煤层倾角不大，如果用斜井开拓工程量大，维护和运输等费用也会大 幅度的增加，以上因素决定了本井田使用斜井开拓也是不可行的。 本井田的煤层赋存深度- 100 到- 600m，表土层较厚，井筒需用特殊方法施工。根据设 计规范第 3.1.4 条，煤层埋藏较深，表土层较厚，水文地质条件复杂、井筒需要特殊施 工，宜采用立井开拓方式。 依上，本设计采用立井开拓方式。 混合式：对于本矿井来说。由于平硐和斜井都是不可行的，所以混合式也就不予考虑。 4.2 确定井筒的位置及数目 4.2.1 井筒数目 本矿年产量 2.4mt，属大型矿井，在开拓时，决定采用三个井井筒：主井、副井和风 井，形成中央并列式通风。主井采用箕斗提升，副井采用罐笼伸降人员、提矸、运料、入 风。这样确定的井筒数目可以满足矿井提煤、运料、通风的要求，保证矿井生产高产、高 效、安全，有助于本矿的正常有序发展。 4.2.2 井筒位置 地面在选择井筒位置时，应贯彻农业为基础的方针，充分利用荒山、坡地、劣地，尽 可能不占良田，不妨碍农田水利建设，避免拆迁村庄及河流改造。主要是根据以下一些原 则： 1) 在煤层走向方向尽量位于井田的中央偏下，即要求其走向的长度和储量大致相等。 这主要是考虑到矿井的煤炭运输问题。当井筒位于井田内的煤炭储量中心时，全矿的运输 费用达到最低。 2) 在倾斜方向上也要尽量位于中心，同时兼顾各水平井底车场的布置形式及位置。 3) 井筒位置的确定， 要顾及井口标高及地面工业广场的布置， 由于考虑到最高洪水位， 所以要求井筒的位置确定的井口标高在+20 米以上。另外，地面工业场地的布置也基本上 决定井筒的位置，一般要求工业广场尽量布置集中，达到不占良田、少占农田的原则，还 要求整个工业场地要布置在地势比较平缓的地带，使得场地内的建筑不受大的影响。 4) 井筒尽量不穿断层、破碎带，井底车场围岩较好，要有较好的工程地质条件和水文 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 13 地质条件。 5) 要便于矿井供电、给水和运输，并使附近有便于建设居住区、排矸设施的地点。 6) 尽量使工程量少、投资小，便于井下采区划分，同时有利于通风、行人安全。 7) 选择井筒位置应该力求减少石门长度，井筒尽可能靠近运输大巷，使运输功最小。 井筒沿井田走向有利的位置应在井田的中央，当井田储量呈不均匀分布时，应在储量 分布的中央，以此形成阶段储量比较均衡的带区式井田，两翼产量分配、风量分配比较均 衡，各水平两翼开采结束的时间比较接近。应尽量避免井筒偏于一侧，一翼过早采完，然 后产量集中于另一翼，将使运输、通风过分集中，采煤掘进互相干扰，甚至影响全矿生产， 造成单翼开采的不利局面。 倾向方向井筒布置方案分析(图 4- 1)： cba 1 2 1 2 2 1 1井筒2工业广场 333 3石门 4 4煤层 图 4- 1 井筒位置 fig4- 1 shaft location 表 4- 1 方案对比表 fig4- 1 program comparison table 方案 对比 方案 a 方案 b 方案 c 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 14 优点 初期（第一水平）工程 量及建井工期最短。 工业广场压煤最少 石门长度较短，沿石门 工程量最少煤层斜长 适中，有利带区布置 煤系基底有含水特大的 岩层不允许井筒穿过 时，可用 有利于深部及向下扩展 缺点 总石门工程量较大 布置下水平巷道石门 很长而增大了运输量. 工程量 布置下水平巷道石门 有部分工程量 工业广场压煤增大 初期工程量较大 工业广场压煤最大 石门长度及沿石门运输 长度较大 方案比较：煤层的厚度大，为减少工业场地煤柱损失及适当减少工程量，可考虑使井 筒设在倾斜中部靠上的适当位置并应使保护煤柱不占初期投产部分。对开采厚煤层时损失 是严重问题，井筒应靠近煤层浅部。本矿井属于大型矿井的开采范围较大，服务年限长， a 方案工业广场压煤最少，初期投产快，但总石门长度大，增加了工程量和运输距离。c 方案压煤最大，初期工程量也大对新建矿井不太合理。b 方案兼顾第二水平的开采，减少 石门总工程量，减少煤柱损失， 以上因素综合考虑，认为方案 b 比较合理。 4.3 井筒参数及断面图 表 4- 2 井筒特征表 fig4- 2 shaft features table 井筒名 称 井筒用 途 断面尺 寸（） 长度 （m） 直径 （m） 提升容器 主井 运煤 28.27 278 6.0 两对 8 吨箕斗 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 15 副井 进风、 行 人、 运料 33.18 250 6.5 一对 3t 矿车双层罐笼 风井 回风、 兼 做安全 出口 26.8 200 6.0 各井筒断面见图 4- 2；4- 3；4- 4： 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 16 图 4- 2 主井断面 fig 4- 1 main shaft sections 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 17 图 4- 3 副井断面图10 fig.4- 3 auxiliary shaft crosssection fig 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 18 图 4- 4 风井断面图 fig.4- 4 air shaft crosssection fig 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 19 4.4 开采水平的设计 4.4.1 水平高度的确定 通常将设有井底车场、阶段运输大巷并且担负全阶段运输任务的水平，称“开采水平”， 简称水平。根据煤层赋存条件，一个井田可以用一个水平开采，或者用几个水平开采3。 开采水平的划分是与井田内阶段的划分密切联系的，而井田内划分阶段的多少主要取 决于井田的斜长和阶段尺寸的大小。阶段尺寸大小以阶段垂高或斜长表示。阶段是按标高 划分的，阶段上下边界的标高确定后，阶段垂高，即其上下边界的标高差就可得出。阶段 斜长则因煤层倾角的大小不同而变化。 本井田煤层底板标高在- 100- 600米，垂高为500米，倾角平均为11斜长为3900米， 依设计规范阶段斜长一般为3001500米，缓倾斜煤层阶段垂高位200350m，可将井田划 分为四个阶段二个开采水平，- 250水平和- 450水平，为下山和上下山开采，阶段垂高分别 为200米和250米，这样均符合设计规范要求。 第一阶段斜为960米，依设计规范综采工作面长度不小于150米，则划分条带数为47 个，符合规范要求，本设计采用四个阶段二个开采水平的依据是：水平服务年限满足规范 要求，240万吨/年，倾角小于25度矿井一水平服务年限不小于25年。本矿井也可以采用二 个水平俩个阶段，下山开采。但矿井准备条件要求，下山开采掘进、通风、排水等一系列 问题相对突出，并且第二阶段储量丰富，服务年限长，保证安全连续生产，所以采用四个 阶段俩个开采水平而不采用两个阶段一个开采水平。 由于本井田煤层属缓倾斜煤层，故采用带区式划分阶段。 4.4.2 第一水平储量及水平服务年限 tk z t = （4- 1） 其中：t 矿井服务年限，年 z 井田设计可采储量，mt a 矿井设计年产量，mt k - 储量备用系数 k=1.4 t =95.4/(2.41.4)=28.4 年25 年，满足设计规范要求，故水平划分是合理的。 4.4.3 设计水平大巷布置 运输大巷的布置方式有三种：运输大巷可以单煤层布置（又称分煤层运输大巷） ；分 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 20 煤组布置（又称分组集中大巷） ；全煤组集合布置（称集中运输大巷） 。 方案一：分煤层大巷布置 优点：若采用分煤层大巷布置，开设一组主要石门，各煤层中都布置大巷，各煤层单 独布置采区，均为煤层巷道，有利于掘进，矿井达产快，符合不出矸石或少出矸石的煤炭 工业发展趋势，环保效益好，开采巷道相对简单。 缺点：每层煤都开掘大巷，开拓工程量大，巷道的维护费用较高，不利于矿井的安全， 运输通风系统复杂。轨道、管线、设备多，辅助人员多，巷道维护工程量大，维护困难， 采区接替频繁，对正常生产有一定影响；每层煤都需要留保护煤柱，煤炭损失量大；在有 自然发火危险的煤层中，护巷煤柱压裂透风，容易引起自然发火。 方案二：集中大巷布置 在煤层群最下部的底板岩石中，开掘阶段集中运输大巷为所有采区服务。在集中运输 大巷内，每隔一定距离开掘采区石门，将各个煤层联系起来。 这种布置方式的优点是：大巷布置在底板岩石中可以免去支撑压力对大巷的影响，大 大改善了巷道的维护条件；集中开拓各个煤层，采区生产能力大；大巷布置在岩层中，可 按开采技术要求直线掘进，便于采用大型运输设备；运输大巷工程量少、占用轨道、管线 少，各个煤层可以同时进行回采准备，开采强度大；煤层内可以不留设煤柱，煤炭损失少； 其缺点是：初期工程量大，建井工期长，采区石门多，总的石门长度大，岩石工程量 大。这种布置方式一般适用于井田范围大、煤层层数多、煤层间距不大的矿井中。建井施 工速度慢，投产慢，达产时间长，开拓费用高。 方案三：分组运输大巷布置 由于各煤层间距相差不多，而距离较远，分组布置远不如集中布置在技术和经济上可 行，所以不考虑用分组布置。 方案一和方案二技术上均可行，现对方案一和方案二进行详细的经济比较，确定其优 劣。 现将二种大巷布置方式的示意图，分列如下： 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 21 图 4- 5 分煤层大巷布置方式 fig.4- 5 sub- seam roadway layout 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 22 图 4- 6 全煤集中大巷布置方式 fig.4- 6 coal- wide focus on roadway layout 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 23 表 4- 3 方案技术比较表 table 4- 3 technical comparison table 项目 方案分层布置 方案集中大巷 优点 各煤层中都布置大巷，各煤层 单独布置采区，煤层间只开一 对主石门，石门工程量不大， 初期工程量少，建井期短 开采水平只布置一对集中巷故总 的大巷开拓工程量小，大巷一般布 置在煤组底板岩层中容易维护，由 于用采区石门贯穿各煤层，可同时 进行多个煤层的准备和回采，开采 强度大；煤层可不留煤柱损失小 缺点 每层煤都布置大巷，总的开拓 工程量大，煤层巷道维护工作 量大 费用高，每条大巷都要留 设保护煤柱，煤炭损失量大 矿井投产前要掘进主石门、集中 巷、采区石门，然后才能进行上部 煤层的准备和回采，煤层间距大 时，初期工程量大，建井期长 现对其进行经济比较，具体见下表：15 表 4- 4 建井工程量 table 4- 4 the volume of construction works well 项目(m) 方案 1 方案 2 初期 大巷 上山 石门 其他 1500 2000 600 0 1500 2000 600 0 项目 方案 1 方案 2 后期 大巷 上山 石门 其他 4500 6000 0 150 0 0 2400 0 表 4- 5 基建费用比较表 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 24 table 4- 5 early infrastructure cost comparison table 项目 方案一 方案二 工程量 （m） 单价 元/m 费用 万元 工程量 （m） 单价 元/m 费用 万元 初 期 大巷 上山 石门 其他 1500 2000 600 50 1000 1000 2000 2000 150 200 120 100 1500 2000 600 0 3000 3000 2000 0 450 600 120 0 小计 550 1070 后 期 大巷 上山 石门 其他 4500 6000 0 150 1000 1000 2000 2000 450 600 0 300 0 0 2400 0 0 0 2000 0 0 0 240 0 小计 1350 480 共计 1900 1550 表 4- 6 生产经营费 table 4- 6 production and operation costs 项目 方案一 方案二 工程量 （m） 单价 元/ （m*a） 费用 万元 工程量 （m） 单价 元/ （m*a） 费用 万元 服 务 40 年 大巷 上山 石门 其他 1500 2000 600 50 100 100 100 50 600 800 240 100 1500 2000 2400 0 20 20 20 0 120 160 192 0 小计 1740 664 注：由于运输费用等其他费用差别不大，故没纳入详细的经济比较中 表 4- 7 费用汇总 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 25 table 4- 7 cost summary 项目 方案一 方案二 费用（万元） 百分率% 费用（万元） 百分率% 初期建井费 550 100% 1070 194.5% 基建工程费用 1900 120% 1550 100% 生产经营费 1740 262.1% 664 100% 总费用 3640 160.4% 2214 100% 经过以上技术和经济上的比较的结果来看， 这俩个方案各有优势。 方案一初期投资少， 但生产经营费用高。方案二虽然初期投资大，维护费用和总费用都比方案一少的多。因此， 本设计采用方案较为合理。 本矿井可采煤层有四层，即 3；4- 1；7；运输大巷布置在- 250 水平上，回风大巷布置 在- 200m。 运输大巷承担运煤和运料、通风、行人的任务，用绞车将材料运到工作面，从而实现 了从大巷到采区、工作面辅助运输的连续性。因为大巷的服务年限都比较长，所以都采用 锚喷支护。 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 26 图 4- 8 运输大巷断面图 figure 4- 8 orbit roadway sections 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 27 图 4- 9 回风大巷断面图 figure 4- 9 air return roadway sections 4.5 带区划分及开采顺序 4.5.1 带区形式及尺寸的确定 带区是在阶段内划分的一个开采区域，它是矿井生产的基本单元。采区尺寸主要受到 地质、技术、经济因素影响，我国矿井实际的带区倾斜长度多为 6001500m，带区走向 长度可达 800- 1500m，根据设计矿井特点：煤层赋存稳定、倾角小、充分利用大的地质构 造作为采区边界，减少煤炭损失。共划分为八个带区。 4.5.2 开采顺序 矿井的开采工作，应当有计划、有步骤地按一定顺序进行，以便保证安全、均衡生产， 并且有利于提高技术经济指标。 合理的开采顺序应满足以下要求： 1) 保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常接替，以保持矿井持续稳产、高产。 2) 符合煤炭采动影响关系，最大限度的开采出煤炭资源。 3) 合理集中生产， 充分发挥机械设备的能力， 提高矿井的劳动生产率， 简化巷道布置。 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 28 4) 尽量降低掘进率，减少井巷工程量及基建投资。 综合上述因素，将本矿的开采顺序划分如下： 整个井田的开采工作沿着倾斜方向由由南部向北部依次进行，即阶段下行式开采。 带区：由井田东侧向井田中部开采； 区段：沿着煤层倾斜方向自上而下开采，即区段下行式； 分层：自上而下逐层开采； 工作面：回采工作面推进方向是从带区两侧向带区下山推进，即工作面后退式开采。 4.6 开采水平井底车场形式的选择 4.6.1 井底车场形式 井底车场是连接井筒和大巷或者主要石门的一组巷道及井底附近各种硐室的总称。井 底车场担负井上下煤炭、矸石、材料、人员的转运，是联结井下运输和矿井提升的枢纽， 并为矿井的通风、排水、动力供应、调度服务，对保证矿井的正常生产起着重要作用。 选择井底车场应该满足下列要求： a 调车简单，管理方便，弯道急交叉点少； b 操作安全，符合有关规定，规范要求； c 井巷工程量小，建设投资省，便于维护，生产成本低； d 施工方便，各个井筒间，井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，缩短建井时间。 根据具体设计条件，本矿井选择卧式井底车场如图4- 10： 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 29 1 2 3 4 5 6 7 1主井 副井 井底煤仓 水仓 5 水泵房 6 中央变电所 7 清煤斜巷 图 4- 10 井底示意图 fig.4- 10 shaft station abridged general view crosssection distinction 4.6.2 车场硐室 井底车场的主要硐室为主井煤仓及装载硐室、中央变电所、中央水泵房及火药库，其 位置详见井底车场平面图。 根据设计规范规定，矿井的煤仓容量为 () mcmc aq25 . 0 15 . 0 = （4- 1） 式中： mc q 井底煤仓容量； mc a 矿井日产量 mc a 0.150.25 备用系数，大型矿井取小值 则井底煤仓容量 mc q =0.157272=1090.8t 煤仓选择为立式煤仓，结构见图： 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 30 图 4- 11 煤仓断面图 figure 4- 11 coal bunker sections 中央变电所和中央水泵房联合布置，以便使前者向后者供电距离最短，中央变电所和 水泵房建成联合硐室，具体布置见开拓图。 根据设计规范规定，火药库距离井筒、井底车场、主要运输巷道以及影响全矿井 或大部分采区通风的风门的直线距离不得小于 60 米，距离硐室不小于 100 米，结合井底 车场的实际位置，采用容量 2400 公斤的壁槽式标准火药库，火药库在工业广场打回风眼 独立通风。 4.7 开拓系统综述 4.7.1 开拓方式 本设计矿井采用“立井多水平、 集中运输大巷、走向长壁相结合”的开拓方式。采用立 井开拓，共 3 个井筒，主箕斗立井、副罐笼立井、边界风井，采用中央并列式通风方式。 矿井开采水平在- 250m 和- 450 标高位置，矿井正常生产时，一个采区一个综采工作面保证 年产量。 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 31 4.7.2 运输系统 运煤系统：工作面出煤带区运煤斜巷运煤平巷采区煤仓运输大巷井底煤仓 从主井提到地面； 排矸系统：掘进巷道时所出的矸石通过带区运料回风斜巷回风平巷运料斜巷运 输大巷运到井底车场，然后从副井提至地面； 运料系统：副井井底车场运输大巷运料斜巷带区回风平巷带区运料回风斜 巷使用地点。 4.7.3 通风系统 新鲜风流副井井底车场运输大巷进风行人斜巷运煤平巷带区运煤斜巷 带区工作面； 污风带区回风斜巷带区回风平巷回风大巷风井排出地面。 4.7.4 排水系统 本矿井运输大巷的坡度为 4，井下的涌水经大巷流入井底水仓，由水泵房中的水泵， 经副井的排水管路排到地面，由地面的排水沟流出井田边界外。 4.7.5 井筒生产时井巷开凿位置及工程量 在本矿井设计中，全矿的年产量由一个综采工作面保证，移交生产时，由运输大巷通 过运煤平巷沿着煤层的倾斜方向掘带区运煤斜巷，由运料回风平巷掘带区回风斜巷，两条 带区斜巷为 950 米。 初期开拓工程量： 初期移交工程量是指移交生产时掘进的各类巷道、硐室、井筒等为生产服务的设施总 的掘进体积，初期移交开拓工程量具体参见第七章。 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 32 5 采准巷道布置 5.1 设计带区的地质概况及煤层特征 5.1.1 带区概况 设计采区为一带区，该带区位于井田西翼，西至井田第九勘探线，东部边界到工业广 场保护煤柱线，大巷布置在- 250 水平，带区平均走向长 2049.28 米，倾斜长 1358 米，煤层 倾角平均 11。属于缓倾斜煤层，带区内地质构造简单，无断层，煤变质程度高，煤质好， 绝对涌出量为 14.72m3/min。发火期短，煤层直接顶较厚并且软弱。 5.1.2 煤层地质特征 本设计带区内共发育三层煤，煤厚分别为 4.4m、4.0m 和 3.7m 煤层平均倾角 11，煤 层赋存简单，井田内有两条断层侵入，无火成岩侵入，区内水文地质简单，煤尘具有爆炸 性危险，煤层的自燃发火期为 36 个月。 本工作面煤质牌号为长焰煤，褐黑色，条痕褐色，沥青光泽，有的亦为弱玻璃光泽或 似玻璃光泽，具不平坦状、眼球状和贝壳状断口，结构为线理状，条带状和透镜状。 5.1.3 带区生产能力及服务年限 本带区东西平均长度为 2049m，南北平均长度为 1358m，面积约为 2689535 ，倾角 平均为 11。 表 5- 2 带区煤层特征表 table 5- 2 band coal seam characteristics table 性 质 编 号 厚 度 （m） 工业储量 （万 t） 可采储量 （万 t） 层间距 （m） 煤 层 特 征 3# 4.4 1627.49 1546.11 4- 1# 4.0 1479.53 1405.56 20 7# 3.7 1368.57 1300.14 29 合 计 12.1 4475.59 4251.81 本区生产能力 2.40mt/a，设计采用一个综采工作面达产。 采煤工作面实行“四六”制，即每天三个班采煤，一个班检修，采煤班每班采两刀煤， 检修班采一刀煤。循环进度 0.66 米，正规循环率 85%。 1）带区生产能力 a 辽宁工程技术大学毕业设计（论文） 33 crmlia= （5-1） 式中：a工作面日产量，t/日； i工作面长度，210m； m 采高，按 4.4m 计算； l 工作面日推进度，9 刀/日0.66m/刀=5.9m； r 煤容重，r=1.35 t/ m； c 工作面回采率，c=0.93； a=2105.94.41.350.93=6844.484t/日 同时考虑 5%的掘进出煤则采区生产能力为： a=a1.05330=237.16 万 t/a。 2）带区服务年限： aet/= （5-2） 式中： e带区可采储量 t； a平均生产能力 t/a。 则 t=4251.81/237.16=17.92 年 5.2 带区形式、带区主要参数的确定 5.2.1 带区形式 根据本井田煤层的赋存情况，将三层煤分成一组，采用联合准备方式，通过采区石门 与煤层相连，形成一个完整的采区通风、运输系统。首采区有三个可采煤层，煤层倾角平 均为 11，采用带区准备方式，倾斜长壁采煤法。本采区倾向向长度 1358 米，倾向长度太 大，考虑胶带和绞车房距离，通风问题比较难解决，本采区先布置两条下山到采区中央， 将首采区分成三块，详见开拓系统平面图，然后布置带区运输大巷，煤层运煤、运料平巷， 组成完整的生产系统。 5.2.2 带区顺槽数目、位置及用途 本带区采用两条煤层平巷，一个是带区运煤平巷，用胶带输送机运煤；一条是带区运 料回风平巷，用矿车运料和排矸。两条平巷间距取 56 米，带区运煤平巷和带区运料回风 平巷在 3#煤层中。两条带区斜巷断面见图 5- 1,图 5- 2。 晓明一矿 2.40mt/a 新矿井设计 34 5.2.3 分带划分 分带的划分要合理，确定条带的宽度及长度和条带的数目，分带长度等于回采工作面 的长度加上两顺槽的宽度；合理的工作面长度不仅取决于矿井的产量，而且要考虑其内部 的生产技术条件，兼顾其它煤层，以便取得较高的采区产量和效率，条带划分还应考虑以 地质变化或地质构造作为条带边界，以免影响回采工作面的正常生产。 煤炭工业矿井设计规范2规定：综采工作面的长度不小于 160m，年推进度不小 于 1000m，为了使一个工作面就达到设计产量，考虑到地质条件以及全矿的生产能力、管 理水平等因素，工作面定为 210m，该区一共划分为 7 个条带。 5.3 带区车场及硐室 5.3.1 车场形式 由于本设计矿井运煤时采用皮带运输和矿车运输， 大巷和带区的辅助运输均采用矿车, 而运料时只需在运料斜巷上部布置甩