毕业设计（论文）-中国平煤十一矿一水平戊四采区设计.doc

平顶山工业职业技术学院毕业设计（论文）说明书摘 要本设计的井田面积为12.4909平方千米，年产量60万吨。井田内煤层赋存比较稳定，平均煤层倾角10，平均煤厚2.76m，整体地质条件比较简单，在井田范围东部有断层发育。瓦斯和二氧化碳含量相对较低，涌水量不大。根据实际的地质资料情况进行井田开拓和准备方式的初步设计，该矿井决定采用立井三条上山开采，煤层分采区上下山联合布置的开拓方式，设计采用综合机械化一次采全高回采工艺，走向长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。并对矿井运输、矿井提升、矿井排水和矿井通风等各个生产系统的设备选型计算，以及对矿井安全技术措施和环境保护提出要求，完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。关键词：立井 、走向长壁、一次采全高、综合机械化、高产高效前 言本次毕业设计是据在中平能化集团十一矿进行的毕业实习中所收集的矿井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井进行的初步设计。采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节。作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查，它主要是考查学生对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯彻矿产资源法、煤炭法煤炭工业技术政策、煤炭安全规程、煤炭工业矿井设计规范以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。本设计以实践教学大纲及指导书为依据，严格按照安全规程的要求，采用工程技术语言，对矿井的开拓、准备、运输、提升、排水、通风等各个生产系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者水平有限，设计中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正！目 录1 矿区概况及井田地质特征61.1矿区概况61.1.1 地理位置与交通61.1.2 地形地势及主要河流71.1.3 天气、温度以及地震情况71.1.4 矿区开发史及生产建设规划81.2 井田地质特征81.2.1 井田内的地质情况81.2.2井田附近主要地质构造111.2.3 煤层及其顶底板岩性121.2.4 水文地质特征141.2.5 瓦斯、煤尘和煤的自燃情况151.2.6 煤尘、煤质特征162. 矿井储量年产量及服务年限172.1井田境界172.2井田储量182.2.1矿井工业储量182.2.2矿井设计储量192.2.3矿井设计可采储量192.3矿井年产量及服务年限222.3.1矿井工作制度222.3.2矿井设计生产能力232.3.3矿井服务年限233. 井田开拓253.1概述253.2井田开拓253.2.1井田的划分253.2.2立井方案比较263.2.3方案比较273.2.4 确定方案313.3井筒特征313.3.1井筒数目313.3.2井筒特征的确定323.3.3井底车场353.4开采顺序及采区工作面的布置363.4.1开采顺序363.4.2同采区数目和回采工作面373.5井巷工程和建井工程393.5.1井巷工程计算393.5.2巷道断面及支护形式394. 采煤方法424.1采煤方法的选择424.1.1概述424.1.2采煤方法的确定424.2采区巷道布置及生产系统434.2.1采区走向长度的确定434.2.2确定区段斜长及区段数目444.2.3煤柱尺寸454.2.4采区上山布置454.2.5区段平巷的布置454.2.6联络巷的布置464.2.7采区内同采工作面的个数及位置464.2.8采区车场形式选择464.2.9采区硐室484.2.10采区生产系统504.3采煤工艺设计504.3.1首采工作面概况514.3.2综采工作面采煤工艺设计514.3.3确定工作支护方式和采空区处理524.3.4工作面循环方式及循环作业图表525 矿井通风与安全技术585.1矿井通风系统的选择585.1.1选择原则及要求585.1.2选择矿井主扇的工作方法：595.1.3选择矿井通风方式605.2风量计算及风量分配625.2.1风量计算625.3全矿井通风阻力计算675.4风机选型705.5矿井安全技术措施735.5.1 概述735.5.2预防井下火灾的措施745.5.3粉尘的综合防治755.5.4预防井下水灾的措施76结 论78致 谢80参 考 文 献805平顶山工业职业技术学院毕业设计（论文）说明书1 矿区概况及井田地质特征1.1矿区概况1.1.1 地理位置与交通十一矿位于平顶山市区西北13km，地理位置坐标为东经：1138261131115，北纬：334730335120。平顶山市交通十分方便，国铁有孟（庙）平（顶山）支线与京广铁路干线连接，平（顶山）宝（丰）支线又与焦枝铁路相连。矿区铁路专用线与国铁连接。公路交通四通八达交通位置见图1-1-1。图1-1-1 平顶山矿区交通位置示意图1.1.2 地形地势及主要河流平顶山煤田地处伏牛山东端与华北大平原西南缘的交接部位，地势西高东低，西部为低山丘陵，东部过渡为冲积平原。十一矿井田位于平顶山矿区的西南缘，属剥蚀残余丘陵地貌单元。井田北部为丘陵山体，山体呈北西南东向展布，最高山脊（红石寨）标高320.4m；山脊两侧南北向冲沟发育；山体南中部为剥蚀残丘与坡洪积层组成的北西南东向槽形谷地，最低标高为+100m,一般+110+120m；井田南缘为寒武系灰岩组成的北西南东向展布的剥蚀残丘和垄岗（青石山）。区内河流均属淮河水系，主要河流有沙河和汝河，湛河和清肠河分别为其支流，但均在十一矿井田之外，仅在井田南、北坡有一些季节性水流冲沟，排水条件良好，水流汇集后沿寒武系灰岩及太原群灰岩露头之上流入湛河。北干渠流经井田北边界处，但该处煤层埋深1km以上，对井下开采不产生影响。1.1.3 天气、温度以及地震情况本区属于南暖温带季风区半干旱大陆气候。年最大降雨量1322.6mm（1964年），最小降雨量373.9mm（1966年），年均降雨量732.8mm。雨量多集中在79三个月内，其中月最大降水量可达550mm以上（2002年7月，当月1至4日的降水量已累计达到525mm），日降水量最大为234.4mm（1958年6月30日）；据1954-1979年气象资料统计，年气温在-18.8（1955年1月30日）42.6（1966年7月19日），平均14.9，高温集中在7月份，低温集中在元月份；年均气压为100560Pa，极端最高气压为103990Pa（1970年7月4日），极端最低气压为97890Pa（1956年8月3日）；年蒸发量为1490mm2825mm，年均蒸发量1880mm。据有关资料记载，平顶山周围历史上发生有感地震27次，最高震级5.76级（1924年2月4日），震中烈度7级，其余为1.52.8级（1960至1996）。矿区地处地震烈度区度区，根据中国地震动参数区划图（GB18306-2001），本区所属地震峰值加速度分区为0.05g。本区经济状况良好，城镇人均和农村人均收入均达到中上等水平，经济蓬勃发展。1.1.4 矿区开发史及生产建设规划矿井：本井田东部存在中平能化集团五矿和香山公司（九矿）,两矿先后于二十世纪五十年代和六十年代投产，香山公司资源已经枯竭，五矿正在生产，两矿无越界开采现象。井田西部50勘探线以西浅部为地方集体煤矿香山矿，该矿于上一个世纪七十年代投产，现处于半停产状态，无越界开采现象。小煤窑：自1991年以来，十一矿井田内累计建立小煤窑16家，划定边界均在各煤层露头附近，多为无证或两证不全。现生产的13家共计26个井口（因资源枯竭而自动关闭的三家）。其中11家越层越界开采，5家严重威胁十一矿生产安全。1.2 井田地质特征1.2.1 井田内的地质情况平顶山井田地层自下而上有太古界太华群、上元古界震旦系、下古生界寒武系、上古生界石炭、二叠系、中生界三叠系及新生界第三、四系，区内缺失奥陶系、中下石炭系地层。较老地层分布在煤田南部和西南部，含煤地层位于红石山焦赞山南及北部的九宫山一带。本区的中部是覆于煤系地层之上的上二叠统石千峰组和三叠系刘家沟组地层，它们广泛出露并形成本区东西向的低山丘陵地形。 平顶山煤田位于华北平原南缘，处于豫西断隆,华北断拗和北秦岭褶皱带的衔接部位，先后受到中岳、怀远、加里东、印支、燕山和喜山等六期构造运动的影响。中岳构造运动的挤压，形成了本区构造的主要框架，怀远和加里东运动，使本区两次抬升，导致区内缺失奥陶系至中石炭系地层，燕山运动使古老地层发生隆起和凹陷，喜山运动使凹陷加剧，形成了以郏县正断层、襄郏正断层、叶鲁正断层为界的叶鲁凹陷带、宝郏凹陷带和襄郏凹陷带，断层走向多为北西向，落差在千米以上。区内主体构造为一宽缓复式向斜（李口向斜）。区内岩浆岩仅在一矿和十矿发现，其它井田未发现有岩浆岩。地层自下而上依次是：寒武系：出露于井田西南部，主要由灰黄色泥质灰岩、灰岩及白云质灰岩、白云岩等组成。石炭系上石炭统太原组：平均厚67.9m，为一套海陆交互的含煤建造。主要由砂岩、砂质泥岩、砂泥质灰岩、及生物碎屑灰岩夹庚组煤组成。底部为鲕状泥岩。 二叠系：下二叠统山西组：由灰至灰黑色砂质泥岩、泥岩、砂岩、紫红色斑块泥岩及己组煤组成，含煤一组2-5层，为本井田主要含煤地层，平均厚93.8m。下二叠统下石盒子组：整合于山西组之上，有灰色、灰白色砂岩、深灰色砂岩、砂质泥岩及丙、丁、戊煤组等组成，平均厚321.8m。上二叠统上石盒子组：整合于下石盒子组之上，有深灰色砂质泥岩、泥岩，灰绿色、肉红色及紫色砂岩，紫红色泥岩及甲、乙煤组组成，本组不含可采煤层，含煤9-17层，平均厚311m。上二叠系石千峰组：本组下部为灰白色、厚层状中粒长石石英砂岩平顶山砂岩段，平均厚121m。上部为紫红或暗红色长石石英砂岩，平均厚127m。三叠系：由红褐色或砖红色砂岩、粉砂岩组成，平均厚170m。第三系：分布于井田中南部，为灰白色泥灰岩，不整合于各系之上，岩溶发育，平均厚3.50m。第四系：有杂色粘土、黄土、卵石及钙质结核组成，平均厚50m。本井田属石炭、二叠系含煤系，含煤地层为太原组、山西组和上下石盒子组，煤系总厚794.5m。见综合柱状图1-2-1。系统组序号厚度（米）岩性特征二叠系下统山西组11.51(0.30-1.85)灰色砂岩210（4.68-12.9） 灰白色砂岩32.5（2.10-3.05） 细砂岩410（96.42-108.12）深灰色砂岩56.13（1.982.63）己16-176 17.8 （25.240.6）砂质泥岩图1-2-1 综合柱状图 1.2.2井田附近主要地质构造井田处于李口向斜西南翼，主体为北东倾向的单斜构造，浅陡深缓。由于受北东向应力挤压的影响，在井田南端形成紧密褶皱带，浅部地层倾角高达37，局部直立甚至倒转，深部平均倾角12；井田内也有局部的凹陷与隆起。由于受井田外界附近断层的影响，井田内存在一条中型断层，走向多为北东南西向，在矿井生产揭露中，五组和四组煤层微型断裂层发育。艾山逆断层：位于井田西北部，由55-12孔控制，在水平四区揭露。倾向北东，倾角62落差9m，延展长度720m。井田附近主要地质构造特征见表1-2-1。表1-2-1 主要地质构造特征表序号名称断层性质断层走向断层倾向倾角（）落差（m）水平断距（m）位置12345267891艾山断层正断层西南北东64925井田西北部2锅底山断层正断层54北东46-5668-9265井田边界1.2.3 煤层及其顶底板岩性本井田煤层：五21 ：该煤层可采指数0.97，变异系数53.1%，煤层厚2.473.05m,平均2.76m，属较稳定煤层，局部地段含13层夹矸，为主采煤层。该煤层位于下石盒子组五煤段中下部。该煤层在井田的东北部、东南部、西部和西南部为合并区，其它范围为分岔区。五21（丁6）与五22（丁5）合并时仍称为五21煤，分岔时五21（丁6）与五22（丁5）之间夹矸厚0.5-6.0m，一般为2-3m。煤层直接顶、底板均为灰色泥岩、砂质泥岩。井田东部、西部和深部偶见炭质泥岩伪顶和伪底。老顶为灰色细至中粒砂岩。主要煤层特征见表1-2-2。131-2-2 煤层特征表编号煤层名称煤层厚度（m）倾角（）围岩性质煤牌号硬度容重（t/m3）煤层结构及稳定性最大最小厚度平均可采厚度顶板底板1五212.473.0552.7610白色砂岩砂质泥岩贫煤f11.48稳 定平顶山工业职业技术学院毕业设计（论文）说明书1.2.4 水文地质特征平顶山煤田是以李口向斜为主体的含煤盆地，四周凹陷，以郏县正断层、襄郏正断层、叶鲁正断层为界的叶鲁凹陷带、宝郏凹陷带和襄郏凹陷带所形成的地垒构造，断层走向多为北西向，落差在千米以上。形成相对独立的水文地质单元。本区主要含水层为：松散岩类孔隙含水岩层、碎屑岩类裂隙含水层、碳酸盐岩类岩溶裂隙含水层等。主要补给水源有：太原组浅部灰岩段、第三系泥灰岩等，地下水接受补给后，受地层产状、导水通道走向和水压等控制径流到排泄区，主要表现为：顺层由浅入深，中深部顺地层走向向东径流。主要排泄方式有两种：一是自然排泄，二是人工排泄。本井田处于平顶山煤田水文地质单元的补给区。就十一矿外部而言，浅部为寒武系灰岩和太原组灰岩露头区，是接受大气降水和地表水渗透补给的自然补给边界；深部由于岩溶裂隙发育程度差，可视为隔水边界；西部为凤凰岭逆断层和余官营平移断层，为隔水边界；东部以50勘探线为界与五、九矿相邻，按区域地下水补、迳、排泄为界。本井田内主要含水层有：寒武系碳酸盐岩溶裂隙含水层：累计厚56124m，出露于井田南缘，北东倾向。直接接受大气降水补给，通过太原组灰岩含水层充入矿井。目前水位为+80m。石炭系太原组碳酸盐岩溶裂隙含水层：北东倾向，共七层，平均累计厚28m，是矿井的最主要充水水源，目前水位在180+60m之间。与寒武系灰岩之间隔水层为铝土泥岩，与二组煤层之间隔水层为泥岩。五21 煤层顶板含水层为K6中-粗粒砂岩裂隙含水层，平均厚度2.5m，是五组煤层的主要含水层。四2 煤层顶板含水层为K8中-粗粒砂岩裂隙含水层，厚2.4左右。各煤层顶板砂岩含水层：累厚45m左右，水位较低，隔水层为泥岩。第三系泥灰岩：厚0-29m，上覆于各灰岩含水层露头之上。使井田内各含水层构成水力联系，接受大气降水后通过灰岩。充水因素：大气降水的补给、地表水的下渗、含水层水的径流以及井下采动等。目前，形成矿井主要充水水源的是二组煤层底板太原组碳酸盐岩溶裂隙含水层，大气降水对其直接或间接补给。十一矿地下水径流特征是：浅部地下水接受大气降水补给后，以垂向由浅入深运动为主，中深部地下水顺层走向由西向东径流。随着矿井生产排泄和地下水自然排泄，目前已形成以矿井中部为中心的降落漏斗。主要隔水层：太原组灰岩含水层与寒武系灰岩含水层之间铝土泥岩隔水层，厚5m左右；二组煤层底板块状泥岩隔水层，厚5-10m；各砂岩含水层之间的泥岩隔水层等。十一矿自1979年投产，投产初期矿井平均涌水量为297.8m3/h，当年最大涌水量为403.7 m3/h，随着地下原始静水水位的下降，尽管开采面积和开采深度的进一步增加，但年均矿井涌水量呈逐年减少的趋势，特别是近几年，矿井年均涌水量均在400 m3/h一下。1.2.5 瓦斯、煤尘和煤的自燃情况本井田在勘探初期，由401队做了部分煤岩工作，因测试项目不全，仅供参考，补勘阶段，采取坚定样煤5个，其中五21 煤层3个，四2 煤层2个，现将有关物理性质及煤岩特性按煤种及煤层分述如下：五组煤：黑褐色，弱玻璃光泽，硬度1-1.5度；宏观煤岩类型为暗淡-半暗型；显微煤岩组分中，镜质体68.75%，惰质体22.94%，壳质体8.30%，无机质11.85%，以镜质体为主；显微煤岩类型为微三合煤；变质中等，由浅入深变质程度略有增高。四组煤：黑色，弱玻璃光泽，坚硬，硬度1-2度，宏观煤岩类型为暗淡-半暗型，显微煤岩组分中，镜质体63.67%，惰质体22.7%，壳质体13.64%无机质呈团块或微粒状分布，以镜质体为主；显微煤岩类型为微三合煤；变质中等，由浅到深变质程度略有增高。水文地质条件见表1-2-3。表1-2-3 水文地质条件明细表影响回采工作地质资 料最大涌水400m3/h正常涌水300m3/h地温正常地压正常瓦斯相对瓦斯涌出量为9m3/t煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数17.58%自燃自燃等级为三级，煤的自燃发火期最短为72天1.2.6 煤尘、煤质特征五21：原煤灰分为26.84%，属中灰富灰煤，原煤硫分为0.38%，属特低硫煤。以粉煤为主，占58.55%，其次为小块、大块煤，分别占16.22%和4.68%。精煤回收率平均值均小于40%，中煤含量超过30%，属极难选煤。2. 矿井储量年产量及服务年限2.1井田境界井田境界的确定主要是根据矿井的勘探线和煤层底板等高线，煤层露头划分，并无扩大的可能性。井田范围：该矿井东部以14号勘探线为界，与襄县城相邻，西以距20号勘探线以西225m为界，与十矿相邻，西南边界处与十二矿相邻，南以煤层露头为界，与叶县称相邻，北以戊9-10煤-400m等高线以北500m为界。井田走向长5.5km，倾向长3.4km,最小3.00km，平均为3.2km,井田面积17.6km2。如图2-1-1 图2-1-1井田范围2.2井田储量根据八矿地质精查报告组织的资料，对矿区进行A、B、C三级储精查报告组织的资料量的计算2.2.1矿井工业储量矿井工业储量是勘探（精查）报告组织的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和。储量计算的方法采用地质块段法和煤层底板等高线综合方法计算。储量计算公式为：Z工业=s.d.cos式中：Z工业矿井工业储量s块段水平面积d块段采用煤层的平均厚度煤的容重，取=1.4t/m3每一块段的平均倾角 Z工业=7244.16万t如表2-2-1矿井工业储量汇总表地质开采条件储量级别比例（）井型简单中等复杂大型中型小型大型中型小型中型小型井田内A+B级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内A+B级储量占本水平储量比例70604060503040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平储量的比例4030153020不作具体规定不要求表2-2-1 矿井高级储量比例2-2-2矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量（万吨）备注ABA+BCA+B+C戊9-103769.922735.046504.96739.27244.16符合总计3769.922735.046504.96739.27244.16符合2.2.2矿井设计储量 矿井设计储量既为工业储量减去设计计算的断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱和地面建筑物、构筑物的保护煤柱，所占煤柱损失后的储量。因矿区内村庄全部搬迁，无须保护煤柱，故储量为：Z设计=Z工业-Z断层-Z防水境界保护煤柱一般为2030m，取20m，Z境界=93.24万t防水煤柱：由于南部露头处风化带深128m，故风化带可兼作安全防水煤柱，另留2m煤柱隔离风化带、煤层与可采煤层。Z防水=308.49万t2.2.3矿井设计可采储量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后乘以采区回采率即是矿井设计可采储量。矿井中设计可采储量：Z可采=（Z工业-P）C式中：Z可采矿井设计可采储量，万tZ工业矿井工业储量，万tP永久煤柱，工业场地，主要巷道保护煤柱之和，万tC采区采出率，取0.95工业广场保护煤柱计算：根据采矿工程专业实际教学大纲及指导书表2-2矿井工业广场占地面积指标，年产90万t的矿井，工业广场占地面积指标为1.2公顷。则工业广场长310m,宽350m，根据测量学、采矿学、开采损害学有关知识及查采矿设计手册，利用垂直剖面法计算煤柱保护煤柱计算公式：P工业=A平m/cos式中P工业工业广场保护煤柱石， 万tA平煤柱平面面积 m2m煤层厚度，m煤的容重 1.4t/m3煤层倾角=50查得平煤集团八矿有关移动角分别为：下山移动角=550，上山移动角=730，走向移动角=730，松散层移动角=450，松散层厚度为15m。如下表：表2-2-3-1 工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角煤厚（m）（ ）埋深（m）51545735573210长方形abcd的面积为工业广场总占地面积，为310350=108500m2煤层在保护范围中央处的埋藏深度450 m,地面标高为零，松散层厚h=15m,煤层厚度3.0m，查表确定护围带厚度为15m。作图如下：确定梯形ABCD的面积为保护煤柱压煤面积确定AD=720m，BC=640m，MN=920m, 计算得保护煤柱计算压煤储量为：P工业=（720+60）9201/231.41/cos=263.75万吨工业广场保护煤柱计算图2-2-3-2因工业场地，矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式，采煤方法有关，起煤柱损失量待第三章井田开拓，第四章采煤方法缺点后才能确定。为了方便利用矿井可采储量初步确定矿井井型，上述永久煤柱损失与工业场地，井下蜘蛛眼巷道煤柱损失等可暂按工业储量的57%计算，本次设计取6%。所以井下主要巷道保护煤柱压煤储量为：P巷道=Z工业6%-P工业式中：P巷道巷道压煤储量 万tZ工业矿井工业储量 万tP工业工业广场压煤储量 万t代入数据得： P巷道=7244.166%-263.75=170.90 万t矿井设计可采储量：Z可采=（Z工业-P）CZ可采=（7244.16-434.65）0.93=6332.84 万t如图2.2.3矿井可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量（A+B+C）（万吨）矿井设计储量（万吨）矿井可采储量（万吨）永久性煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界工业广场井下巷道其他1戊9-107244.16无93.249681.15263.75170.9无9246.7表2.2.3 矿井可采储量汇总表2.3矿井年产量及服务年限2.3.1矿井工作制度根据矿井设计规范（2006版）第2.2.3条规定：矿井设计生产能力按年工作日330d，每天净提升16h；矿井实行“三八”工作制度，每班工作6h。2.3.2矿井设计生产能力矿井生产能力主要依据矿井地质条件，煤层赋存情况，处理开采条件，设备供应以及国家需煤等因素确定。对于储量丰富、地质构造简单、煤层生产能力大、开采条件好的矿井应建设大型矿井。当煤层赋存深，表土层很厚，井筒需要特殊施工时，为扩大井田开采范围，减少开凿井筒数具节约建井工程和降低吨煤设资，以建设大型矿井为宜，而对于条件稍差的情况应考虑设计中型矿井。依据井田资源条件和对资源的分析，具备中型矿井开发条件，同时结合按期生产，采掘接替应变能力，稳产和增产，为保障可持续发展的创造条件，综合评价初期投资少，吨煤投资和万吨掘进率低，经济效率好等技术条件，参考煤矿设计手册各类矿井型特征，初步确定矿井设计生产能力为90万t/a.2.3.3矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：T=Z可采/KA式中：T矿井服务年限，aZ可采矿井可采储量，万tA矿井生产能力，万tK储量备用系数，取K=1.4代入数据得： T=6332.84/（1.4 90）=46.91a按设计规范规定，井型90万a/t的矿井的服务年限至少40a,T=46.9140a，故满足设计规范规定，初步确定该矿井生产能力为90万t/a.符合要求3. 井田开拓3.1概述八矿位于河南省平顶山市境内,该矿井位于李口向斜的西南部,郭庄背斜的东北翼。煤层赋存的特点,基本上是一个走向北西,倾向北东,倾角较平缓的单斜构造。15号勘探线以西,浅部较陡,约1115,深部渐趋平缓,约68.大部分煤都赋存于地面以下400m,因此,本井田用立井开拓方式。3.2井田开拓井田开拓方式是矿井设计的核心,内容涉及面宽,可变因素多.由于本设计为原矿井范围的一部分,其境界做了合理的调整,局部条件由指导老师根据教学研究的需要做了适当的改变,与原矿井有一定的不同,故本矿井初步设计与原矿井在一定程度上略有不同。为使矿井两翼生产均衡,应将井筒布置在井田的中央,位于16号和17号勘探线之间。3.2.1井田的划分根据目前开采水平,一般小型矿井走向长度不小于1500m,中型矿井走向长度不小于4000m,大型矿井走向长度不小于7000m。井田划分阶段时,阶段斜长要利于运输,通风,巷道维护等。在井田范围内,沿着煤层倾向,按一定标高将煤层划分为若干平行于走向的长条部分,每个长条部分成为一个阶段。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。根据矿区的地质长期条件,煤层赋存状态等因素,由于本矿煤层倾角南部较大为1115，而背部较为平缓，为6左右。故将矿区初步划分为一个水平，第一水平垂高200m ，含二个阶段，采用采区上下山开采，上山倾斜长910m1080m,下山斜长750m，每个采区布置若干区段。第二水平垂高400m，包含一个阶段，采用条带式倾斜长壁采煤法倾斜开采。条带斜长上山部分一般1180m1470m。在阶段内沿煤层走向划分若干个具有独立的生产系的带区，带区内划分若干个倾向分带，每个分带布置一个工作面，一个带区由两个分带组成。初步设定第一水平服务年限的计算如下，根据公式：T1水平=ZK1/（A.K）式中：T第一水平服务年限，a；第一水平可采储量，万t；A矿井生产能力，Mt/a；K储量备用系数，K=1.31.5，取1.4。由此；验算服务年限如下：T1水平=ZK1/（A.K）ZK1=3776.850.95=3588.01万tT1水平=ZK1/（A.K）=3588.01/（901.4）=28.4720a第一水平服务年限符合要求。3.2.2立井方案比较根据以上地质资料的分析,以及现有的生产开采技术,综合本矿的实际情况,提出以下两种的技术上可行的开拓方案。如图3-1立井两水平（立井延深）如图3-2立井两水平（暗斜井延深） 3.2.3方案比较1.分析：方案一：两水平延深开拓优点：1）以充分利用原有设备和设施；2）提升系统单一，转运环节少，管理方便；3）经营费用低；缺点：1）原有井筒同时担负生产和延深任务，施工与生产相互干扰；2）主井接井时技术难度大，矿井将短期停产；3）延深两个井筒，施工组织复杂；4）为延深井筒需凿一些临时工程；5）延深提升长度增加，能力下降，可能需更换提升设备；方案二：立井两水平暗斜井延伸开拓优点：1）生产与延伸相互不影响；2）暗斜井的位置，方向，倾角及提升方式均可不受原井筒限制；缺点：1）增加了提升，运输环节和设备；2）通风系统复杂；3）不便管理；4）运转环节多；一般适用于：1）受地质及水文条件限制，向下延伸井筒不符合； 2）原有提升设备不能满足要求，又没条件更换提升设备；3）延伸原井筒在技术上经济上不合理；综合各方面情况，确定第二种方案比第一种方案在技术上难度上太大，不予考虑，重点对第一种方案和第二种方案进行经济比较。2方案的经济比较：经济合理是指所选的方案，吨煤生产能力的基建投资少，特别是初期投资少，特别是初期投资少，劳动生产率高，吨煤生产费用低，矿井建设时间短，投资效益好，投资回收期短，利润高。计算各方案不同项目包括：基本建设费用，生产经营费用建井工程量和生产经营工程量。在经济比较时，作以下说明:1) 两种方案第一水平开拓几乎相同，故只对第二水平开拓（立井延伸和暗斜井延伸）不同项目进行比较。2) 两种方案的各斜井巷布置基本相同，且这些斜井的掘进单价近似相同，即两方案条带斜长下山的巷道掘进费用相同，因此不作比较。3) 立井大巷、石门以及斜巷下山的辅助运输费用均按运输费的20%进行估算。各方案工程量计算表方案项目方案1方案2工程量 /m工程量 /m初期主井井筒445445副井井筒415415井底车场350350运输大巷13301330主要石门6060后期主井井筒230820（暗斜井）副井井筒200820（暗斜井）石 门850井底车场1000运输大巷10001000基建费用表方案项目方案1方案2工程量/m单价/元每米费用/万元工程量/m单价/元/米费用/万元初期主井井筒4508294379.84508294379.83副井井筒4158294344.24158294344.2井底车场360239986.36360239986.36运输大巷9302249209.19302249209.1主要石门6020001260200012后期主井井筒23010000230820（暗斜井）4560373.9副井井筒23010000230820（暗斜井）4560373.9井底车场8503500297.53500石 门16025002502500运输大巷26002983328.111002983328.1生产经营工程量表3-2-3方案项目方案2工程量工程量立井二水平提升/万tkm1.20.2530001.20.823000（暗斜井）石门运输/万tkm1.20.853000排水/万m310002436525100024365253.2.4 确定方案经过计算，从表中可知：方案1费用与方案2费用多用了322万元，又考虑到，该矿井田下部有有含水层，暗斜井生产与延伸相互干扰少；系统简单且能力较大，可充分利用原有井筒的能力。因此，本设计最终确定选用方案2的开拓系统，即立井加暗斜井采区式开拓。3.3井筒特征井筒断面尺寸，主要是根据提升容器的种类、数量及外形尺寸；井筒装备的类型、规格、最小允许间隙；井筒的用途、管路、电缆、梯子间的平面尺寸来确定。毕业设计井筒断面，一般是根据本章第二节初步确定的提升机的类型及数量，结合井筒的其它用途，从标准设计断面图中或有关资料中选取。井筒直径确定后，即可计算井筒的净断面及根据砌壁厚度计算井筒掘进断面，掘进断面应考虑50100mm壁后充填值。3.3.1井筒数目根据井田地质的特征，及开拓概况，由于井田大部分位于平坦地带，且在北西山岭地区的煤层埋藏更深，不可能采用平硐开拓。在井田范围内地面标高+70390m，表土层厚16m，煤层埋深在中部450m处，故本矿不宜采用斜井开拓。因此确定对主副井都采用立井开拓。风井的个数应根据安全通风要求和经济效益的原则合理确定。考虑到本设计矿井的地质瓦斯含量较大。地温较高的实际情况，且南部边界较浅在设计初期，采用中央区对角通风方式，副井主进风，主井进少量风，第一水平回采期间使用，可先建一个采区风井，在准备另一个采区时再建一个风井。后期可考虑共用主井兼回风。该设计矿井在服务年限内有四个井筒，主井、副井和两个回风井。井筒名称主井 副井井口坐标X(m)37385223738520Y(m)3844344738443470Z(m)+105+105用途提 煤运料、下人、运矸、通风提升设备JDG4/55YB74-316.33GDG1.5/6/2/2井筒倾角()9090断面形状圆形圆形支护方式料石料石井筒壁厚(mm)350400提升方位角()3737井筒深度(m)445415断面积净（m2)19.633.16掘（m2)22.4637.373.3.2井筒特征的确定1主井：主井主要用于提煤。井筒直径50m，采用9t多绳摩擦式提升煤箕斗进行煤炭提升。其技术规格：其型号图号：JDG9/110 4B74-316.24 ，同侧装卸式、名义载煤量9吨；有效容积10m3最大终载荷440KN；最大提升高度1300m；箕斗自重11.6吨。长2400mm，宽1300mm。设梯子间。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段350m，冻结段700mm，井筒装备有钢丝绳罐道。1-梯子间 2-罐梁 3-钢性罐道 4-箕斗断面示意图3-3-2-12副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等。并兼作通风、排水，为防止断绳事故设有防坠器。井筒直径65m。设梯子间。配罐笼型号：GDG1/6/2/2K；矿车型号MG1.6-6B,一层面积2.52m2；总面积5.04m2；乘人数28人；乘车辆2辆；罐笼总载重4.37t；罐体自重4.911t；最大终载荷275KN；罐笼长和宽25501504mm；钢罐道2300mm。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段400mm，冻结段800mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水管管道。断面示意图 1-罐笼 2-梯子间 3-罐梁 4-管路电线间 5-钢性罐道断面示意图图3-3-2-2:3风井主要用于矿井回风，兼作安全出口，装备有梯子间和管道电缆等。井筒直径5.0m。采用砼砌硐壁，砌硐壁厚度为350mm. 断面示意图3-3-2-3断面示意图图3-3-2-3确定出的净断面，还需进行风速校核，使井筒的最大风速不超过安全规程第101条的规定。校核公式如下：=/max式中：通过井筒的风速，m/s； 通过井筒的风量，m/s； 井筒的净断面积，m2； 井筒的有效断面系数，圆形井为0.8；max安全规程规定的允许最大风速。副井：=/=118.69/0.833.1=4.48m/smax=8 m/s风井：=/=118.69/0.819.62=7.5m/smax=8 m/s3.3.3井底车场井底车场上连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它是联系着井筒提升和井下运输的两大生产环节，完成提煤，提矸石，下物料，通风，排水，供电和升降人员等各项工作任务，它是井下运输的枢纽。井底车场 首先保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要，其设计要通过能力应大于全矿井生产能力的30%50%，其次应满足增产的能性，并且尽量减少掘砌工程量。本矿井属中型矿井，考虑井筒距大巷较远，且与下一水平暗斜井的联系，采用立井刀式环行车场设计。如图3-3-3-11主井 2副井 3煤仓 4水泵房 5中央变电所3.4开采顺序及采区工作面的布置3.4.1开采顺序在井田的范围内，采区的开采顺序采用前进式开采，从井田中央开始向井田两翼推进，采用上（下）山开采时，先开采上山部分煤层，后开采下山部分煤层。对于煤层先开采浅部煤层，后开采深部煤层。先开采优质煤，再开采次品煤。根据以上所述原则，结合本矿井情况，确定先开采第一水平西翼上山部分的浅部煤层，然后开采东翼上山部分煤层，再开采西翼下山部分煤层，最后开采东翼下山部分煤层。第一水平煤层快开采完闭后，提前准备第二水平煤层，以保证工作面的接替的矿井的稳产，第二水平采用条带式开采，采用后退式开采即从边界向中央推进。3.4.2同采区数目和回采工作面1采区的生产能力应根据矿井的地质条件、煤层厚度，机械化程度和采区内工作面接通替关系等因素确定。本设计采用综合机械化采煤生产能力可达到95万t /a. 查表：矿生产能力（mt/a）采区个数（个）2.4 3.0231.5 1.8231.2以下12根据表得出。本矿井同时生产采区一个即可保证年产量2确定达到设计产量时工作面总线长：B=A.x/(mrLK3)式中：B采区工作面长，mA矿井设计年产量，t/aX回采出率。可取0.9m同采出煤数厚度，mr 煤层容重K工作面采出率，取0.95% L年推进度 L=330式中L=330 n I 330矿井年工作日，天n晶循环数，个I循环进度，M由此：L=330nI=1222.65所以：B=AX/mrLK3=169.6m确定同采工作面个数N=Bn/L式中:N同采工作面个数B工作面总长n同采煤层数L回采工作面长度，mN=Bn/L=169.61/1701因此，可确定同采区工作面为1个3 工作面配置采区内同采工作面数目应根据煤层赋存条件特征，所确定回采工艺等确定。同时还应符合合理的开采顺序，保证安全生产提高工作面单产为原则，采区内同时生产的综采工作面宜为一个：普采工作面为两个，不应该超过三个。因此，本矿设计同时生产采区一个，同时生产工作面为一个，采用综合机械化采煤方式进行回采。4 矿井产量的验算式中：An矿井同采工作面产量总和，万t；mi第i号工作面采高，m；Li第i号工作面年推进度，m；Ii第i号工作面长，m；i第i号工作面煤的容重，t/m3；n同采工作面数，个；Ki回采工作面采出率；所以： An=3170 1222.65 1.40.95=87.81万/t掘进煤量：An10%=8.78则实际产量为：96.59万/t大于A ，小于1.15A符合要求确定同采工作面为一个，工作面总长为177m。3.5井巷工程和建井工程3.5.1井巷工程计算设计中的井筒：主井井筒直径5.0m,井筒断面19.63m2 ,副井井筒直径6.5m,井筒断面33.16m2, 两个风井井筒直径5.0m,井筒断面19.63m2。凿井采用普通方法施工，月进度50 m。3.5.2巷道断面及支护形式矿井主要巷道有：井底车场、运输大巷、轨道上山、运输上山、开切眼。井底车场，运输大巷，轨道上山、运输上山及工作面巷道断面均按通过设备最大尺寸和通风行人的安全尺寸设计。表3-5-1 巷道掘进进度指标表井巷道工程名称围岩类别掘进进度指标（m/月）立井井筒岩石50运输大巷， 岩石120硐室工程岩石600 m2回风大巷岩石120井底车场 岩石120斜巷及横贯煤巷400开 切 眼煤巷400区段平巷煤巷400表3-5-2矿井巷道类别表序 号工程名称断 面形 状煤岩类别掘进机械化程度1主井圆形岩巷普通法施工2副井圆形