采矿工程毕业设计（论文）-钱营孜煤矿3.0Mta新井设计（全套图纸）.doc

目 录目 录一般部分1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1地理位置与交通情况11.1.2矿区气候条件11.1.3矿区水文情况11.2井田地质特征31.2.1井田位置、边界范围、拐点坐标、井田面积及相邻矿井边界关系31.2.2井田地质概况、地层、含煤地层及构造情况31.3煤层特征42 井田境界和储量52.1井田境界52.2矿井工业储量52.2.1构造类型52.2.2矿井地质储量52.2.3矿井工业储量72.3矿井可采储量82.3.1矿井可采储量82.3.2工业广场煤柱留设83 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限113.1矿井工作制度113.2矿井设计能力及服务年限113.2.1确定依据113.2.2矿井设计能力及生产年限113.2.3井型校核124 井田开拓144.1井田开拓的基本问题144.1.1井筒形式的确定144.1.2井筒位置的确定154.1.3工业广场位置选择154.1.4开采水平的确定及带区的划分164.1.5方案比较164.2矿井基本巷道194.2.1井筒194.2.2开拓巷道204.3硐室235 准备方式采区巷道布置245.1煤层的地质特征245.1.1首采采取煤层特征245.1.2 地质构造245.1.3水文地质245.1.4 地表情况245.2 采区巷道布置及生产系统245.2.1 采区位置及范围245.2.2 采煤方法及工作面长度的确定245.2.3 煤柱尺寸的确定255.2.4 确定采区各种巷道尺寸、支护方式及通风方式255.2.5 采区巷道的联络方式255.2.6工作面接替顺序255.2.7 采区生产系统265.2.8 采区内各种巷道的掘进方法265.2.9 采区生产能力265.3 采区车场选型设计285.3.1 确定采区车场形式285.3.2 采区主要硐室布置286 采煤方法296.1采煤工艺方式296.1.1采区煤层特征及地质条件296.1.2确定采煤工艺方式296.1.3回采工作面参数306.1.4 各工艺过程注意事项356.1.5 工作面端头支护和超前支护366.1.6循环图表、劳动组织、主要技术经济指标376.1.7 综合机械化采煤过程中应注意事项416.2回采巷道布置426.2.1回采巷道布置方式426.2.2回采巷道参数427 井下运输457.1 概述457.1.1 井下运输的原始条件和数据457.1.2 矿井运输系统457.2 采区运输设备的选择457.2.1 矿井运输设备选型应遵循以下原则457.2.2 工作面及顺槽运输设备选型467.2.3 上山运输设备选型477.3 大巷运输设备选择477.3.1 确定大巷的运输方式477.3.2 确定大巷运输设备477.3.3运输设备能力验算498 矿井提升508.1矿井提升概述508.2主副井提升508.2.1主井提升508.2.2副井提升529 矿井通风设计549.1矿井概况549.1.1矿井地质概况549.1.2开拓方式549.1.3开采方法549.1.4变电所、充电硐室、火药库549.1.5工作制、人数549.2矿井通风系统的确定549.2.1矿井通风系统的基本要求559.2.2矿井通风方式的选择559.2.3矿井通风方法的选择569.2.4采区通风系统的要求569.2.5 工作面通风方式的选择579.2.6 回采工作面进回风道的布置589.2.7 通风构筑物589.3矿井风量计算589.3.1工作面所需风量的计算589.3.2备用工作面需风量计算609.3.3掘进工作面需风量计算609.3.4硐室需要风量的计算619.3.5其他巷道所需风量计算619.3.6矿井总风量计算619.3.7风量分配619.4全矿通风阻力的计算629.4.1计算原则639.4.2矿井最大阻力路线639.4.3矿井通风阻力计算679.4.4矿井通风总阻力689.4.5两个时期的矿井总风阻和总等积孔689.5矿井通风设备选型699.5.1主要通风机选型699.5.2电动机选型709.5.3 矿井主要通风设备的要求729.5.4对反风、风峒的要求739.6安全灾害的预防措施739.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施739.6.2预防井下火灾的措施739.6.3防水措施7410 设计矿井基本技术经济指标75专题部分煤矿冲击矿压及防治技术781、绪论782、国内外冲击矿压的概述792.1国内冲击矿压现状792.2国外冲击矿压现状793、冲击矿压的现象及特征813.1冲击矿压现象813.2冲击矿压分类824、冲击矿压机理研究概述834.1 强度理论834.2 刚度理论844.3 能量理论844.4冲击倾向性理论844.5稳定性理论855、冲击矿压防治855.1 冲击矿压煤层的设计865.2 冲击矿压的预测885.3冲击矿压治理措施915.4冲击倾向性矿井其他注意事项956、结论95翻译部分英文原文98中文译文115致 谢130一般部分 中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第 76页1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置与交通情况 钱营孜矿位于宿州市西南，其中心位置距宿州市约15km，行政区划隶属宿州市和淮北市濉溪县。区内有南坪集至宿州市的公路和四通八达的支线与任楼、许疃、临涣、童亭、桃园等矿井相连。青疃芦岭矿区铁路支线从勘查区南部由西向东穿过，向东与京沪线、向西与濉阜线沟通。合徐高速公路从勘查区东北部穿过，交通十分便利。见图1.1。图1.1 交通位置图1.1.2矿区气候条件本区属季风暖温带半湿润性气候，年平均降水量850mm左右，年最小降水量为520mm，雨量多集中在七、八两个月；年平均气温1415，最高气温40.2,最低-14；春秋季多东北风，夏季多东南风，冬季多西北风。1.1.3矿区水文情况1.1.3.1 地形和地表水淮北煤田位于淮北平原的北部，在地貌单元上属于华北大平原的一部分，为黄河、淮河水系形成的冲积平原。除肖县、濉溪、宿州北部，东部灵壁、泗县一带主要有震旦、寒武、奥陶系地层出露形成残丘、低山外，绝大部分地区都被新生界第四系、上第三系松散层所覆盖，形成平原地形。低山的海拔标高为180408m，平原地区标高一般为2050m。地势总体上由西北向东南微微倾斜。1.1.3.2 含、隔水层(组、段）该区新生界松散层的沉积厚度受古地形控制，厚度变化大，除少数基岩裸露区外，厚度为40500m，其变化规律是自北向南、自东向西逐渐增厚，从地层剖面上可划分为四个含水层（组）和三个隔水层（组）（局部地区缺失四含、三含或三隔）。二叠系含煤地层根据主采煤层的赋存层位，一般分为三个砂岩裂隙含水层（段）和四个隔水层（段）。石炭系太原组和奥陶系两个石灰岩岩溶裂隙含水层（段）。a. 含水层（组、段）水文地质特征根据区域地层岩石的含水条件、含水赋存空间分布，可划分为新生界松散层孔隙含水层（组）、二叠系主采煤层砂岩裂隙含水层（段）和太原组及奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段）。b. 隔水层（组、段）的水文地质特征a) 新生界松散层隔水层（组）除第四含水层（段）直接覆盖在煤系之上外，新生界第一、二、三含水层（组）之间分别对应有第一、二、三隔水层（组）分布。它们主要由粘土、砂质粘土及钙质粘土组成，厚度10158m，分布稳定，粘土塑性指数为1938，隔水性能较好，尤其是第三隔水层（组），以灰绿色粘土为主，单层厚度大，可塑性强，塑性指数2138，膨胀量近13.7%，隔水性能良好，是区域内重要的隔水层（组）。表1-1 域含水层（组、段）主要水文地质特征表含 水 层(组、段)名称厚 度(m)q(l/s.m)K(m/d)富水性水 质 类 型新生界一含15-300.1-5.351.03-8.67中等强HCO3-Na.Mg新生界二含10-600.1-30.92-10.95中等强HCO3.SO4-Na.CaHCO3-Na.Ca新生界三含20-800.143-1.210.513-5.47中等-强SO4.HCO3-Na.CaHCO3.SO4-Na.Ca新生界四含0-570.00024-2.6350.0011-5.8弱强SO4.HCO3-Na.CaHCO3.Cl-Na.Ca3-4煤间砂岩(K3)含水层20-600.02-0.870.023-2.65弱-中等HCO3.Cl-Na.CaSO4-Ca.Na7-8煤砂岩含水层20-400.0022-0.120.0066-1.45弱-中等HCO3.Cl-Na.CaSO4-Ca.Na10煤上下砂岩含水层25-400.003-0.130.009-0.67弱-中等HCO3.Cl-NaHCO3-Na太原组灰岩含 水 层47-1350.0034-11.40.015-36.4弱强HCO3.SO4-Ca.MgSO4.Cl-Na.Ca奥陶系灰岩含 水 层约5000.0065-45.560.0072-60.24强HCO3-Ca.MgSO4.HCO3-Ca.Mgb） 二叠系隔水层（段）主要由泥岩及粉砂岩组成，对应各主采煤层砂岩裂隙含水层（段），划分为四个隔水层（段）：12煤隔水层段、46煤隔水层段、8煤下铝质泥岩隔水层段和10煤下海相泥岩隔水层段，它们的隔水性能一般较好。c. 地下水补给、迳流、排泄条件a） 新生界含水层（组）一含以大气降水补给为主，水平迳流补给次之，排泄方式为垂直蒸发、人工开采和河流排泄，一含上部潜水和地面水体互补。二、三含以区域层间迳流补给为主，局部在第一、二隔水层（组）较薄地段，在一、二、三含之间将产生越流补给。四含地下水以区域层间迳流补给为主，在矿区通过煤系地层浅部风化裂隙带垂直渗透排泄至井下。b) 二叠系煤系砂岩裂隙含水层（段）其地下水在浅部受新生界第四含水层补给，区域层间径流补给微弱。总的来说补给水源不足，处于封闭或半封闭的水文地质环境，地下水迳流缓慢。在矿区由于受矿井排水影响，各主采煤层砂岩裂隙含水层（段）地下水位呈下降趋势。c) 石炭系太原组和奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段）二者部分地带在北部裸露区受大气降水补给，向南部平原地区迳流和排泄，它们一般浅部岩溶裂隙发育，富水性较强，尤其是奥灰水，在局部富水性极强。1.2井田地质特征1.2.1井田位置、边界范围、拐点坐标、井田面积及相邻矿井边界关系地理坐标：东径11651001170000；北纬332700333230。勘查区范围：东起双堆断层，西至南坪断层，南以27勘探线和F22断层为界，北至32煤层-1200m等高线地面投影线。勘查许可证号为3400000520045， 勘查登记面积为74.15km2。井田位于淮北平原中部，区内地势平坦，地面标高+19.68+24.72m，一般在+23m左右，地势大致呈西北高，东南低的趋势。井田位于淮北煤田中的宿县矿区，矿区年生产能力已达到年产原煤15Mt。井田东邻有桃园、祁南、祁东、芦岭、朱仙庄等五对矿井，西有临涣矿区的任楼、许疃、界沟等三对矿井，南部以27勘探线与邹庄井田搭界。1.2.2井田地质概况、地层、含煤地层及构造情况井田内主要含煤地层为二叠系的上、下石盒子组和山西组，区内揭露地层总厚约1266.80m。自上而下含1、2、3、4、5、6、7、8、10和11等十个煤（层）组。其中可采煤层2层，为32和51煤层，可采煤层平均总厚6.25m，。其中32为主要可采煤层，51为次要可采煤层,主要可采煤层平均总厚2.89m，占可采煤层平均总厚的46.24%。32煤全区可采，51煤为大部可采。其他煤组煤层不稳定，变化大，易相变为炭质泥岩或尖灭，均不可采表1.3 可采煤层情况统计表煤层号穿过点可采点不可采沉缺点断缺点断薄点岩浆侵蚀点煤厚（m）夹矸点煤层结构煤 层稳定性可采不可采吞蚀点一层二层三层以上32120116112492916较复杂较稳定5198671710411简单不稳定32煤层：位于上石盒子组下部，上与2号煤层平均间距116.5m，煤层厚0.588.22m，平均煤厚2.89m。煤层厚度除个别点较薄或不可采（358孔）外，一般见煤点的厚度均在23m以上。为全区可采的较稳定的主要可采煤层。煤层结构较复杂,具夹矸,116个可采见煤点中夹矸一层的有49个点，2层的有29个点，3层以上有16个点。夹矸以泥岩和炭质泥岩为主,少数为含炭泥岩。顶板、底板岩性以泥岩为主，次为粉砂岩和细砂岩。为全区可采的较稳定的主要可采煤层。51煤层：位于下石盒子组中部，上与32煤层平均间距170.16m。煤层厚23.43m，平均厚3.36m。98个钻孔穿过点中，不可采和尖灭点为27个，在F22断层以东的浅部和中、深部形成较大面积的不可采区，且沿F25断层上下盘形成45个面积较小的不可采区。该煤层分布面积46.57km2，其中可采面积38.91km2，可采系数为83.6%，为不稳定的大部可采煤层。煤层结构简单，绝大部分无夹矸。顶板岩性以泥岩为主、次为粉砂岩和细砂岩，底板岩性为泥岩。1.3煤层特征井田内含煤地层沉积环境较为稳定，各含煤段厚度、煤层间距、煤层厚度较稳定，岩性组合、标志层、物性反映特征较为明显，煤层柱状图见下表。2 井田境界和储量2.1井田境界钱营孜矿位于宿州市西南，东起双堆断层，西至南坪断层，南以27勘探线和F22断层为界，北至32煤层-1200m等高线地面投影线。勘查许可证号为3400000520045，矿井走向长度约9km，倾斜长度约8km。2.2矿井工业储量2.2.1构造类型井田位于淮北煤田南部中段，处于北东向的南坪断层、双堆断层所夹持的断块内。区内总体构造形态为一较宽缓向南仰起的向斜，并被一系列北东向断层切割。断层较发育，共查出断层22条，其中正断层8条，逆断层14条，断层走向以北东向为主，其次为近南北向。图2-1井田赋存状况示意图2.2.2矿井地质储量参与矿井储量计算的煤层是32、51煤层，煤层总厚约为6.25m矿井工业储量是指在井田范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚。a）、32煤层根据矿井地质报告，重新编制了井田内主要可采煤层32号的1：5000煤层的底板等高线及资源储量估算图，在估算中，方法选择正确，块段重新划分合理，参数选用准确，估算结果可靠。本次参加储量估算的煤层有32煤层。 地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，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。图2-2 块段划分图32煤层地质储量计算选取参数：1、井田范围内的各可采煤层储量计算是在1：5000煤层底板等高线图上采用地质块段法进行。计算公式为：Z3 = SMD/COS （2-1）式中： Z332煤层煤层储量 t；S平面积 m2；煤层倾角 ；M煤层真厚 m；D煤层容重 t/m32、煤层视密度依据煤质报告取煤层视密度为1.373、块段平面积：在1：5000煤层底板等高线图上由计算机依据划定好的块段范围自动计算。4、块段煤厚：利用块段内及邻近见煤点采用厚度的算术平均值。5、倾角：以块段内等高线的平均宽度求取b）、51煤层51煤层层厚23.43m，平均厚3.36m。该煤层分布面积46.57km2，其中可采面积38.91km2。51煤层地质储量计算选取参数：1、计算公式为：Z5 = SMD （2-2）式中： Z551煤层煤层储量 t；S煤层赋存面积 m2；M煤层均厚 m；D煤层容重 t/m32、煤层视密度依据煤质报告取煤层视密度为1.383、煤层赋存面积：依照地质资料51煤层分布面积46.57km22.2.3矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。表2-1 31煤层地质储量计算块段倾角/块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/万t煤层总储量/万t1118.552.891.373448.5613164.90 2911.072.891.374437.583156.422.891.372631.544126.542.891.372647.2351煤层地质储量计算：Z5=46.571063.361.37=21425.75万t矿井工业资源Z总Zg=Z3+Z5=13164.90+21425.75=34590.65万t矿井工业储量可用下式计算：Zg=Z111b+Z122b+Z2m11+Z2m22+Z333k （2-3）式中：Zg矿井工业资源/储量；Z111b探明的资源量中经济的基础储量；Z122b控制的资源量中经济的基础储量；Z2m11探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2m22控制的资源量中经济的基础储量；Z333推断的资源量；可信度系数，取0.70.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，取0.7，该式取0.7。得：Z111b= Zg60%70%=14234.58万t Z122b= Zg30%70%=7117.29万t Z2m11= Zg60%30%=6100.53万t Z2m22= Zg30%30%=3050.27万t Z333= Zg30%k=3050.27万t Zg=33552.93万t2.3矿井可采储量2.3.1矿井可采储量 矿井设计资源储量按下式计算：Zs=（Zg-P1） （2-4）其中P1断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失之和。按矿井工业储量的3%算。则：Zs=（Zg-P1）= 33552.93- 33552.933%=32546.34万t矿井设计可采储量下式计算：Zk=（Zs-P2）C （2-5）式中:ZK矿井设计可采储量P2工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算；C采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。此处取0.80。则：Zk=（Zs-P2）C=（32546.34-32546.342%）0.80=25516.33万t 2.3.2工业广场煤柱留设根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积见下表2-2，第5-22条规定：工业广场的面积为0.81.1平方公顷/10万t。本矿井设计生产能力为3.0Mt/a，所以取工业广场的尺寸为500m600m的长方形。煤层的平均倾角为11.3，工业广场的中心处在井田中央位置，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内，由于工业广场内有断层，地表建筑物在选址时要避开断层的影响带。工业广场按级保护标准留设维护带，宽度为15m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-3。表2-2 工业场地占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8按照建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程中淮北矿区地表移动实测参数，取=42，=73，=73-0.57(为煤层倾角取9)=68，=73采用垂线法绘制工广保护煤柱根据基岩移动角计算垂直于受保护边界的上山方向移动角和下山方向移动角 （2-6） （2-7）式中 受保护边界与煤层走向方向所夹的锐角量取为38,分别为走向方向,上山方向,下山方向的基岩移动角由求和的诺谟图可求得=73，=71将受保护边界abcd绘在煤层底板等高线图上，由于受保护边界向外量出距离S=h*cot（式中h为冲基层厚度，依柱状图取67m，为冲基层移动角），得到基岩上的受保护边界abcd，再从a、b、c、d四点向外作保护边界各边的垂线，各垂线在上山和下山方向的长度qi和li分别按下式计算： （2-8） （2-9）式中 Hia、b、c、d各点位置埋深减去该点的冲击层厚度h；i受保护边界abcd各边与煤层走向之间所夹的锐角；i和i所做垂线方向的下山和上山移动角。由此根据上述以知条件，画出如图2-3所示的工业广场保护煤柱的尺寸由CAD量的一个梯形的面积分别是：1160647.29m2 S7煤=1160647.29/cos9.6=1175114.90m2工业广场的压煤量为：Z工=SMR （2-10）式中： Z工工业广场煤柱量，万t；S工业广场压煤面积，；M煤层厚度，7煤5.43m；R煤的容重, 1.38t/m3。则： Z7煤=1175114.902.891.3810-4=468.66(万t)图2-3 工业广场煤柱留设3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范中规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，三八制作业（两班生产，一班检修），每日两班出煤，净提升时间18h。3.2矿井设计能力及服务年限3.2.1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、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较确定。矿区建设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、应加大矿区建设规模，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（包括煤种、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。3.2.2矿井设计能力及生产年限钱营孜矿井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件较好，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。井田的设计生产能力应与矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。参照大型矿井服务年限的下限（大于50a）要求，T取60a，储量备用系数取1.4，则矿井设计生产能力A为：A =Qk/（ TK） （3-1）式中：T 矿井的服务年限，a；Qk-矿井的可采储量，万t；A 矿井的设计生产努力， 万t/a；K 矿井储量备用系数，取1.4。则： A=25516.33/ (601.4)=303.77万t/a根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，按煤炭工业矿井设计规范规定，将矿井设计生产能力A 确定为300万t/a，再计算矿井服务年限：T=Qk/(AK) （3-2）则： T=25516.33/（3001.4）= 60.8a在计算矿井服务年限时，考虑矿井投产后，可能由于地质损失增大，采出率降低和矿井增产的原因，使矿井服务年限缩短，设置了备用储量Qb，备用量为：Qb=（Qk0.4）/1.4 （3-3）则： Qb=（25516.330.4）/1.4=7290.38万t在备用储量中，估计约有50%为采出率过低和受未预知地质破坏影响所损失的储量。矿井开拓设计时认定的实际采出的储量约为：25516.33（7290.3850%）=21871.14万t本矿井的开采服务年限符合煤炭工业矿井设计规范要求。注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。3.2.3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32号煤层平均厚2.89m，为中厚煤层，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，开拓方式为双立井单水平开拓，主立井采用箕斗提升机运煤，副立井井采用罐笼提升机辅助运输，运煤能力和大型设备的下放均可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运到顺槽煤仓，再经主立井即都提升机机提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输罐笼提升机提升、下放物料，能满足大型设备的下放和提升。大巷的辅助运输采用固定厢式矿车，适应能力强，运输方便安全。（3）通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性且瓦斯含量有，属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风中央并列式通风，可以满足整个矿井通风的要求。本井田内存在若干小断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。（4）储量条件校核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3-1 我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角45600及以上7035300-5006030120-2405025201545-90402015154 井田开拓4.1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煤体，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。（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。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：1）本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-220m，最深处到-980m，表土层厚度较大196.4m。2）本井田瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大。3）本矿地表地势平坦，无大的地表水系和水体，地面平均标高为+20m。4.1.1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。具体见表4-1。本矿井煤层赋存稳定构造简单，倾角为515，为缓斜煤层，表土层平均厚约67m，有流沙层且埋藏深；水文地质情况中等简单，涌水量不大，但突发涌水量较大：因此需采用立井开拓。表4-1 井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1、运输环节和设备少、系统简单、费用低。2、工业设施简单。3、井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4、施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5、煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1、井筒施工工艺、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。2、地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3、主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4、斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1、井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2、通风线路长、阻力大、管线长度大。3、斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1、不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2、井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3、当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4、井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1、井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2、井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。4.1.2井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：（1）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，石门的工程量要尽量少；（2）有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；（3）井田两翼的储量基本平衡；（4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；（5）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，不受崖崩滑坡和洪水的威胁；（6）工业场地宜少占耕地，少压煤；（7）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。由于井田中部有矿区铁路运输专线，故为便于地面运输及工业场地的 布置，井筒位置布置方案也可以选择在井田中部铁路附近。4.1.3工业广场位置选择工业场地的位置选择在主、副井井口附近。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为30公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向。根据制图规范1：10000的图按500m600m绘制。4.1.4开采水平的确定及带区的划分井田内主采煤层为32号煤层，设计中针对32号煤层倾角平缓，为515，为近水平煤层，局部地段倾角为18，故设计为单水平开采。矿井的生产能力为300万t，服务年限60.8a。4.1.5方案比较（1）提出方案根据以上分析，现提出以下三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（井筒位于井田南部边界）主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在岩层当中，采用单水平开采水平为-680m水平，通风方式采用混合式 。图4-1 方案一方案二：立井单水平开拓（井筒位于井田中部两断层中央）主、副井均为立井，布置于井田中央铁路北部边界，大巷布置在岩层当中，采用单水平开采水平为-680m水平，通风方式采用混合式通风 。图4-3 方案二方案三：立井单水平开拓（井筒位于井田中央）主、副井均为立井，布置于井田中央铁路北部边界，轨道大巷布置在煤层中，采用单水平开采水平为-680m水平，通风方式采用混合式通风 。图4-4 方案三（2）开拓方案及技术比较以上所提三个方案中，方案一与方案二井筒掘进量基本相同，但大巷布置不同，这就导致了两者基建费用的差异。方案三与方案一二相比，区别在于一二方案采用岩石大巷，这样就增加了岩石巷道的掘进，使后期基建费用加大；增加了设备的配备；维护费用；但其优点也是显而易见的：减少了大巷保护煤柱，运输系统干扰降低，各种运输畅通，由于是厚煤层开采，通风安全性提高，通风条件优化，可以适当减少煤巷的维护，提高了煤炭采出率。方案三中，岩石掘进量明显较少，而且设备少，环节简单；开拓准备时间短。但通风条件差；巷道维护费用增加。同时，方案三多开掘一眼风井，有利于矿井后期通风，但增加了基建费用粗略经济比较表4-1 各方案粗略估算费用表方案方案一方案二方案三基建费岩石大巷2920015748/10000=28976.32岩石大巷2900015748/10000=28346.3岩巷+煤巷7300（12999+15748）/10000=20985.31维护费岩石大巷1.229200670.220/10000=295960.32岩石大巷1.229000670.220/10000=28952.64岩巷+煤巷1.27300670.2（35+20）/10000=32290.236总 计费用/万元58572.35费用/万元57299.04费用/万元53275.55百分数(%)100百分数(%)97.8百分数(%)90.9同时，综合考虑，方案一后期运输成本较高，故先排除方案一。（3）开拓方案详细经济比较方案一采用矿井单双翼开采的采区工作面配置方式，方案二采用矿井单双翼开采的采区工作面配置方式，对方案一和方案三有差别的是建井工程量、生产经营工程量、基建费和生产经营费分别计算，计算结果见表4-3表4-6，并汇总于表4-7中。表4-3 方案3和4的建井工程量项 目方案三方案四主井井筒表土/m6767主井井筒基岩/m653653副井井筒表土/m6767副井井筒基岩/m653653风井井筒表土/m6767风井井筒基岩/m653653大巷/m7300*29000*2表4-5 方案二和三的基建费项目方案二方案三工程量单 价费 用工程量单 价费 用()(元/10)(万元)()(元/10)(万元)主井井筒表土67152739102.3467152739102.34主井井筒基岩65380912528.3665380912528.36副井井筒表土67196532131.6867196532131.68副井井筒基岩65380912528.3665380912528.36风井井筒表土6713010287.176713010287.17风井井筒基岩65380912528.3665380912528.36运输大巷90001574814173.273001574811496.04轨道大巷90001574814173.27300129999489.27小 计30252.6722891.58表4-6 方案3和4的生产经营费项目方案二方案三储量/万t运输距离/km单价/元（tkm）-1费用/万元储量/万t运输距离/km单价/元（tkm）-1费用/万元块段一运输成本3448.563.91.621519.01 3448.5631.616553.09 块段2运输成本4437.580.651.64615.08 4437.581.21.68520.15 块段3运输成本2631.540.851.63578.89 2631.541.21.65052.56 块段4运输成本2647.233.31.613977.37 2647.232.81.611859.59 总计13164.9143690.37 13164.9141985.39 表4-7 方案1和方案3费用汇总项目方案一方案三费用/万元百分率%费用/万元百分率%基建工程费用30252.67100%22891.5875.66%生产经营费43690.37100%41985.3996.10%总费用73943.04100%64876.9787.74%注：方案二与方案三井筒基本一致，煤炭提升费用与水提升费用无差别。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有三个井筒，分别为主立井、副立井、回风立井。（1）主立井位于井田边界工业场地之中，担负矿井3.0Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备两对12t长形箕斗和多绳摩擦轮提升机。井筒断面为圆形，井筒直径6.5m，采用混凝土支护，净断面积33.18m2，表土层段掘进断面为44.18m2，基岩掘进断面面积为44.18m2，采用混凝土支护支护厚度350mm，再充填混凝土厚度50mm。井筒断面布置如图4-5所示。（2）副立井位于矿井工业场地之中，担负全矿的材料、人员、设备的提升及进风任务。井筒装备一对1.5固定车厢式矿车双层四车罐笼和一个带平衡锤的宽型双层四车罐笼。井筒断面为圆形，井筒直径8m，采用混凝土支护，净断面积50.26m2，表土层段掘进断面为80.12m2，基岩掘进断面面积为65.04m2，混凝土井壁厚500mm，冻结段井壁厚1000mm，充填混凝土厚50mm。井筒断面布置如图4-6所示。（3）回风立井位于矿井中上部边界，担矿井的全部回风风量。井筒直径5.5m，采用混凝土支护，净断面积23.76m2，表土层段掘进断面为31.17m2，基岩掘进断面面积为31.17m2。井筒断面布置如图4-7所示。图4-5 主立井断面图4.2.2开拓巷道在岩层层中布置两条大巷，大巷水平间距50m。主运输大巷为锚喷支护半圆拱断面，设计掘进断面为16.2m2，净断面为14.2m2。轨道大巷为锚喷支护半圆拱断面，设计掘进断面15.6m2 净断面为13.3 m2 ，断面特征如图4-8和图4-9所示。图4-6 副立井断面图图4-7 中央、西回风立井断面图图4-8 运输大巷断面图4-9 轨道大巷断面图4.3硐室矿井硐室主要有：无轨胶轮车调错车硐室、井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、医疗室、联络巷等。调错车硐室为巷道加宽式碉室，硐室的间距为300m左右，硐室应设置信号装置，司机在车上可启动巷道顶上的信号开关，使迎面的车辆得到红灯信号后停车，车辆通过后关闭红色信号灯。调错车硐室的断面特征如图4-10所示。图4-10 调错车硐室断面图在某些地点如果有必要使车辆调头的话，还应设换向碉室，换向硐室可采用壁龛式，胶轮车行驶至洞室口可倒入其内，实现调头，以保证车辆重载行驶时，车头在前