采矿工程毕业设计（论文）-超化煤矿120万ta新井初步设计【全套图纸】.doc

河南理工大学2008届本科生毕业论文（设计）目 录全套图纸，加153893706前言.11 矿区概况及井田地质特征.21.1矿区概况.21.1.1矿井的位置与交通21.1.2井田地形、地势21.1.3 天气、温度以及地震情况31.1.4矿区开发史及生产建设规划41.2井田地质特征.51.2.1井田地层51.2.2井田附近主要地质构造71.2.3煤层及其顶底板岩性81.2.4水文地质特征91.1.5瓦斯、煤尘和煤的自燃情况101.2.6煤尘、煤质特征111.3井田勘探程度122 矿井储量、年产量及服务年限132.1井田境界132.2井田储量142.2.1矿井工业储量152.2.2矿井设计储量162.2.3矿井可采储量172.3 矿井年产量及服务年限192.3.1矿井工业制度192.3.2矿井设计生产能力192.3.3矿井服务年限203 井田开拓223.1概述223.1.1开拓方式选择223.1.2影响立井开拓的主要因素分析233.2 井田开拓233.2.1对井田开拓中若干问题分析233.2.2方案的提出及技术比较243.2.3经济比较273.2.4 综合比较，确定方案303.3 井筒特征313.3.1主井313.3.2副井323.3.3风井333.4 井底车场及硐室343.4.1设计参数及车场形式的确定363.4.2线路总平面布置373.4.3通过能力计算463.4.4确定各井底车场硐室位置503.5 开采顺序及采区回采工作面的配置533.5.1开采顺序533.5.2保证年产量的同采采区数和工作面数533.6 井巷工程量和建井周期564 准备方式594.1 采煤方法的选择594.1.1概况594.1.2 采煤方法的确定594.2 采区巷道布置及生产系统594.2.1采区设计参数604.2.2采区巷道的布置604.2.3 煤柱尺寸604.2.4联络巷的布置614.2.5采区硐室624.2.6采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率634.2.7确定采区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数654.2.8采区生产系统674.3 回采工艺设计684.3.1 概述684.3.2综采工作面的主要设备694.3.3工作面循环方式和循环作业图表的编制715矿井运输、提升及排水745.1井下运输745.1.1井下运输系统和运输方式的确定745.1.2采区运输设备的选型755.1.3大巷运输设备765.1.4列车组成的计算785.1.5电机车台数的计算825.2 矿井提升845.2.1矿井提升概述845.2.2矿井提升设计的主要依据和原始资料855.2.3提升设备的选型计算855.3 矿井排水985.3.1概述985.3.2排水设备选型计算996 矿井通风与安全技术措施1096.1矿井通风系统1096.1.1通风设计的基本依据1096.1.2矿井通风系统的确定1116.2 风量机算及风量分配1116.2.1采煤工作面实际需风量1126.2.2掘进工作面所需风量1136.2.3峒室实际需风量1146.2.4风速验算1156.3矿井通风阻力计算1166.3.1计算原则1166.3.2计算方法1176.3.3计算矿井的总风阻及总等积孔1226.4 通风设备的选型1236.4.1选择主扇1236.4.2选择电动机1256.5 矿井安全技术措施1266.5.1预防瓦斯爆炸的措施1276.5.2防尘措施1286.5.3预防井下火灾的措施1296.5.4为防止井下水灾的措施1297 矿山环保1317.1 矿山污染源概述1317.1.1大气污染1317.1.2废水排放1327.1.3固体废弃物排放1327.1.4噪声污染1327.2 矿山污染源的防治1337.2.1大气污染防治1337.2.2矿山水污染的防治1337.2.3矿渣利用1347.2.4噪声的控制134结论.136致谢.137参考文献139前 言采矿工程专业毕业设计是采矿工程专业学习的终结考核。通过毕业实习较为全面的了解了矿井的各生产系统，使专业学习得到感性和理性的转化，以此为基础进行的毕业设计，是一次由工科学生向工程技术人员转变的考验，更是一次作为工科学生是否具备工程技术人员基本素质的考察。所以设计期间，严格执行教学大纲要求，以严谨的态度力求使设计完善、完美。本次毕业设计是根据在郑州煤电集团超化煤矿进行的毕业实习时所收集的矿井生产图纸和资料，并根据指导老师的批示作了一些改动后，对矿井进行的初步设计。通过毕业实习现场考察学习，在收集的资料基础上，按照毕业设计大纲和设计任务要求，广泛参考煤矿矿井开采设计的有关书籍、资料和网络信息，依据煤矿设计规范、煤矿安全规程等在原则上指导煤矿矿井初步设计的有关规定和煤矿工业设备选型的要求，力争使设计达到较高水平。设计中所采用的矿井开拓方式、准备方式以及回采方法经过方案比较和验算符合自然地质条件，满足设计要求。所选用工业设备与矿井设计生产能力及矿井自然地质条件相匹配，能够顺利达产，满足技术上最优、经济上最省的设计原则。设计时根据现有经济技术条件，尽可能采用先进的开采技术和设备，实现一矿一面高产高效矿井，从而取得良好的经济效益和社会效益。由于时间关系，加之设计者水平有限，设计中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正!1 矿区概况及井田地质特征1.1矿区概况1.1.1矿井的位置与交通超化煤矿位于河南省新密煤田西南部、平陌-超化矿区东部，行政区划主体位于河南省新密市超化镇申沟村。超化煤矿行政区向北直距矿务局和新密市约12km和15km，向东北直距郑州市约40km。区内有公路直达新密、登封、新郑和郑州等城市，还有本矿专用铁路宋（寨）大（冶）铁路经新密铁路与京广铁路相连，矿区北邻3km处还有窄轨铁路向东通达开封。矿区北部15km处的豫04公路以及东部4045km处的107国道、京广铁路、京珠高速公路通达全国各地。交通位置图见下图1-1-1所示：1.1.2井田地形、地势区内地形起伏不平，地势西高东低、南高北低，总体西南高、东北低。地面高程最高在南部归心寨处300.4m，最低在东边陈家窝处155.5m，相对高差144.9m。本区地貌成因类型属构造剥蚀地貌，地貌单元为丘陵。区内基岩裸露平面积约占勘查区总平面面积的10%，其它大部为第四系松散堆积物所掩盖，因此本区也可称为松散层半掩盖区或基岩半裸露区。图1-1-1超化煤矿交通位置图1.1.3 天气、温度以及地震情况 本区水系属淮河流域，区内无水库和常年性河流，仅有一条的季节性河流麻河在雨季从矿区西南向东北穿过矿区中部流入矿区东北部的淮河二级支流双洎河，在正常年份或干旱季节往往断流而在矿区中部滞留并形成龟山寨泉池洼地，水量较小，其水源来自西南上游3km外的老姜窝小型水库。该水库水多来自元古界变质岩裂隙水和大气降水，补给有限。本区气候属暖温带半干旱大陆性季风气候区。年平均气温9.114.6，最高达44.6 ，最低为-18.2；年降雨量381.31059.6mm，平均606.2mm，降雨多集中在7、8、9三个月，并常伴有雷电；年蒸发量9081976.2mm；年平均相对湿度6070%；风向主要为东南向、西北向和西南向，风力在冬春季最大，达40m/s；最大积雪深度23cm；最大冻土深20cm，霜冻期11、12、1、2四个月。区内主要有申沟、黄固寺、圣地庙等几个行政村，总人口约1万人。工业以建材、采矿、运输等为主，农业以小麦、玉米等为主，水电状况良好，区内经济相对发达。据密县志记载，新密市境内曾发生过三次地震，烈度不详。勘察表明区周围未发现大的活动性断裂和发震断裂。总体具有强度小、频度低的特点。新密市抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.10g，产生大震可能性不大，故地震对本区建筑物影响不大。1.1.4矿区开发史及生产建设规划超化煤矿始建于1983年，投产日期1993年9月8日，开业日期1993年12月8日，现从业人员3961人。超化煤矿目前周边共有小煤矿18个，其中正在生产共有9个，报废的有9个，均开采二1煤层.其中正在生产的金山集团超化煤矿、谷家庄煤矿、申沟村煤矿、超化镇第三矿和黄固寺二矿于超化煤矿采空区相通。另外，超化煤矿未开拓的15采区周边的黄固寺村煤矿、蓝盾煤矿、新发煤矿和其它煤矿几乎都存在着不同程度的越界开采行为。1.2井田地质特征1.2.1井田地层 根据超化煤矿地表出露和钻孔揭露，矿区地层有寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、三叠系、新近系和第四系。1寒武系：主要出露于矿区西北超化背斜轴部和井田东南灰徐沟一带，出露和揭露地层主要未上统长山组，岩性主要为灰色、浅灰色厚层状白云质灰岩，顶部为薄层泥质灰岩。属浅海相沉积。该组最大揭露厚11.68m。2.奥陶系只有中统马家沟组，中、上部岩性主要为灰色厚层状灰岩、角砾灰岩，具缝合线，含黄铁矿结核等，下部多为钙质泥岩、泥岩和泥质灰岩等，为浅海相沉积。该组厚28.9769.52m，平均厚46.60m，与下伏寒武系上统长山组呈平行不整合接触。3石炭系石炭系厚84.02m。(1)中统本溪组：岩性主要我饿哦灰、浅灰色团块状铝质泥岩，含黄铁矿结核和菱铁质颗粒。为泻湖相沉积。该组厚度2.2734.78m，平均9.81m，与下伏O2m呈平行不整合接触。(2)上统太原组：下自铝质泥岩顶上至L9灰岩或菱铁质泥岩顶根据岩、煤组合不同可将太原组自下而上分为下部灰岩段、中部砂泥岩段和上部灰岩段。为碳酸岩台地-障壁堡岛复合沉积体系沉积。该组厚度56.5689.33m，平均厚74.21m，与下伏C2b整合接触。4二叠系二叠系厚987.19m。(1)下统山西组：岩性主要由浅灰、灰色泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩、中粒砂岩及煤等组成。本组又名二煤组，为区内主要含煤地层，共含煤2层，其下部二1煤为本次主要研究对象。二1煤层段：下自山西组底界上至占砂岩底面，一般厚约18m。二1煤层底板多为灰岩、砂质泥岩、细砂岩等。顶板一般多为细砂岩和泥岩，少量由大占砂岩和炭质泥岩等。二1煤层位于该段中上部，厚0.3444.84m，平均10.00m。该段含丰富植物化石及其碎屑。 (2)上统石千峰组：为陆缘近海湖沉积。该组下段地形上常呈单面山，易于识别，是划分煤系地层与非煤系地层的良好分界砂岩，也是煤、岩层对比的一个重要标志层，石千峰组地层因遭剥蚀二厚度不全，厚度大约393.40m，与下伏上石盒子组地层呈整合接触。 5.三叠系仅在井田南郊黄寨村出露少量下统圈门组地层，岩性以灰紫、紫红色细粒砂岩为主，本组因遭剥蚀而厚度不全，仅见底部的金斗山山岩，出露厚度约75m，与下伏石千峰组地层整合接触。6第四系广泛覆盖于全矿区，岩性主要为黄土和粘土，间夹卵石。厚097.68m，一般厚40m，与下伏各系、统、地层呈角度不整合接触图1-2-1综合柱状简图1.2.2井田附近主要地质构造超化井田总体为夹持于新密复向斜西南翼的次一级平陌-超化向斜东段，主体位其北翼。地层走向总体近东西向，南北对倾，倾角变化范围445之间，北缓南陡，伴有逆断层及宽缓褶曲，区内构造类型中等。超化断层位于38A-补2钻孔，走向近于东西，倾向近于南北，倾角大约为58，上盘下降，落差由西向东逐渐增加，在65m250m之间，断层类型为正断层。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1崔拐断层逆断层东西南北646025井田东部2小司沟断层正断层东西南405030045井田下部边界3超化断层正断层东西南北58.515750井田上部边界1.2.3煤层及其顶底板岩性本区含煤岩系为石炭二叠系。二1煤顶板岩性只有矿区中部的38-补5、西风井1、5、3902、东风4、18-5、40-补4、4101孔等8个孔点见有细或中粒砂岩，砂岩老顶面积只占煤层顶板面积的8.7%，其它绝大多数为泥质和细砂岩，它占总面积的91.3%；底板岩性几乎全为泥质和砂质泥岩，偶有炭质泥岩、粉砂岩和石灰岩等。本区二1煤层坚硬系数f1，属于典型的“三软”不稳定煤层，易发生老顶沉陷、片帮和底鼓现象。二1煤煤层全区可采，大部分不含夹矸，偶含一层夹矸，局部结构复杂，总体应为简单结构煤层；夹矸岩性主要为炭质泥岩，其次为泥岩、砂质泥岩。表1-2-2 煤层特征表序 号煤层名称煤层厚度(m)煤层间距(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小最大平均可采厚顶板底板平 均1二10.3444.8410/428细砂岩砂质泥岩贫煤f1145稳定1.2.4水文地质特征超化煤矿在水文地质单元上位于新密复向斜岩溶裂隙承压水文地质区的西段南翼，即区域水文地质单元内有溶岩地下水的补给区转化为迳流区的地带。区域范围内出露和分布有基岩裂隙含水岩组、碳酸岩类岩溶裂隙含水岩组、碎屑岩类孔隙裂隙含水岩组和松散岩类孔隙含水岩组。其中碳酸岩类岩溶裂隙含水岩组含丰富的岩溶裂隙承压水，对采煤有较大影响，是研究的主要对象。区内的隔水层主要有C2b铝质泥岩和C3t中段砂泥岩等。区域内发育有一系列近东西向南升北降的正断层，他们常构成新密煤田一些矿或矿井的水文地质边界。由于断层的错动和破碎带的沟通，常使不同含水层之间发生垂直或水平上的水力联系，特别是不少断裂带岩溶发育，富水和导水性强，形成相对富水、导水带，致使矿井底板发生突水。井田内的主要含水层分别为：寒武、奥陶系长山组和马家沟组灰岩岩溶裂隙承压含水层、太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层、太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层和二1煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层。井田地质条件中等，矿井设计正常涌水量取20年来的平均值532.29m/h，最大涌水量1000m/h。区域内双洎河上游河床灰岩出露地段，河水对地下水有一定的补给，其它河流水库等地表水对地下水的渗透补给仅限于局部地段，补给量很小。区内年平均降水量一般600700mm，是地下水的主要补给来源。超化矿二1煤层底板与奥陶系灰岩顶面之间的隔水层厚度85米左右，井田西部二1煤露头以外奥陶系灰岩大面积出露接受大气降水补给，是矿井主要间接充水含水层，厚度50150m，富水性极强。另外在我矿东北、西北、东南部广泛分布的地方小煤矿非法越界开采造成采空区积水，也对我矿的生产安全产生影响。1.1.5瓦斯、煤尘和煤的自燃情况(一)瓦斯根据煤矿地质报告表明超化井田+50m以浅为CO2N气带，+50-100以浅为瓦斯风化带，瓦斯含量较低，以下瓦斯含量相对较高。总之本区二1煤层瓦斯含量具有随煤层埋深增加而增大这一规律。除此之外本区瓦斯含量和赋存还具有显著的不均匀性。另外本区发育有正、逆断层，这对瓦斯的散逸也起着重要的作用。（二）煤尘根据3804孔采样测试结果表明：本区煤尘具有爆炸危险性，火焰长5cm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量45%。2005年5月8煤炭科学研究总院重庆分院所作爆炸性试验为：火焰长20cm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量50%，鉴定结果为二1煤尘具有爆炸性。（三）煤的自燃性煤硫容易氧化燃烧，该矿二1煤全硫钻孔含量0.142.05%，平均0.45%，折算后0.30%，其含量不是很高，总体属特低硫煤。2002年5月经重庆煤分院鉴定为IV级不自燃，最短自燃发火期为72天。（四）地温据矿井实测，二1煤底板温度一般在2225左右，未发现热害现象地温梯度在0.91.4/100m之间，平均1.2/100m。所以，初步认为该区为地温正常区，不存在热害。表1-2-3 水文地质条件明细表影响回采工作地质料最大涌水532.29m/h正常涌水1000m/h地温正常地压正常瓦斯相对涌出量为2.76m/t煤尘具有爆炸危险性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 本区二1煤黑色，受构造影响，该煤多呈粉末状，少量鳞片状，金刚光泽，宏观煤岩类型为半亮型或光亮型煤，煤的视密度1.45 t/m3，视电阻率都在80315欧/cm之间。原煤灰分平均18.3%，总体属低灰煤。总之二1煤属低灰、特低硫、低磷分、低挥发分、特高热值煤。详细数据见表1-2-4表1-2-4 煤的工业分析表序号煤层名称水分（W/%）牌号灰份（A/%）挥发份（V/%）含磷量（P%）含硫量（S/%）胶质层厚（Y/m）发热量（MJ/kg）1二1078贫瘦煤18.3129000220.45035.451.3 井田勘探程度超化煤矿从1987年基建阶段以来，围绕矿井地质工作一刻也没有停止，并且做得较好。19871993年河南省矿业建设三公司在超化矿基建阶段在井下补钻19个，进尺442.54m，主要用于掘进头的探放水工作。在后来的生产中，矿井地质编录、井下探放水、地面注浆堵水和井下长观孔水文观测、“三量”地质管理等工作都按规范、规程紧张有序、扎实细致地展开。超化矿精查补充侦探地质报告是在原有精查地质报告的基础上经补充编修的，2005年8月，河南省煤田地质局一队受超化煤矿委托，承担了该矿井地质报告的修测和编制工作。通过这次修编摸清了地下煤炭资源和地下水等开采技术条件的赋存情况，进一步核实了估算矿井各类型煤炭资源储量，对比分析了矿井地层、构造等的变化情况，为该矿安全、高效、快速生产并为该矿的规划、开采设计和投资决策等提供了准确的地质依据。2 矿井储量、年产量及服务年限2.1井田境界 井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确定。一般井田境界划分的原则有如下几条： 1、按自然境界划分1)、按地质构造因素划分：利用煤田地质构造作为划分井田的自然境界，即利用大断层、褶曲轴线、岩浆岩侵入带、古河床冲刷带等地质构造划分井田。2)、按煤层赋存形态划分：为了有利矿井生产管理、巷道布置和减少采煤方法的多样性，常将产状不同的煤层区域划分为不同井田。3)、按煤层组与储量分布情况划分：根据煤层组（煤层）与储量分布情况划分井田，在煤层生产能力高、储量多且集中的区域多划分建设大型、特大型矿井；在煤层生产能力低、储量少且分散的区域，一般多划分建设中小型矿井。以相邻矿井井田境界煤柱为界；4)、按煤种、煤质分布规律划分：在煤种、煤质变化比较大的矿区。为了保证煤种、煤质和减少同一矿井煤种的种类，减少因分采分运与加工而造成的生产系统与设施的复杂性，可利用煤种、煤质的分界线作为井田划分的境界。5)、按地形地物界线划分：当地面有河流、铁路、城镇等需要留设保安煤柱时，应尽量利用此类保安煤柱线作为井田境界，以降低煤炭损失，减少开采技术困难。2、按人为境界划分1)、按水平标高（煤层底板等高线划分）：沿煤层倾角划分井田，常以煤层底板等高线（单煤层）或水平标高（煤层群）划分。2)、按地质钻孔连线划分：地质钻孔连线划分，可用在煤层倾斜方向或走向方向上，应用时注意为井田开采创造较好的开采条件。3)、按经纬线划分：以经纬线划分井田，可用在煤层走向上和煤层倾向上，是常用的人为境界划分方法。4)、按勘探线划分：以煤田地质勘探中某地质勘探线作为井田划分的人为境界。根据以上原则以及本矿井的实际情况，确定本设计井田范围为：东：以46勘查线的超化断层和崔庄断层的交点边界；西：以32勘查线为界； 南：以小司沟断层为界；北：以超化断层为界；井田南北走向4.1，东西倾向1.7，井田面积6.94 km2。2.2井田储量矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表示了煤炭的质量。本井田采用块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛使用的储量计算方法之一。块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个煤厚相近钻孔连成块段。根据此块段的面积，煤的容重，平均煤厚计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。表2-1-1 井田境界控制点一览表拐点序号经度坐标（X）纬度坐标（Y）G1381175938444400G2381145538445069G3381149738445600G4381135938448283G5381169738448283G6381169738448082G7381226938448082G8381233838447800G9381277938447800G10381277938447717G11381323838447717G12381323838447241G13381315238446917G14381360038445200G153813600384444002.2.1矿井工业储量矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表221的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量汇总表见222。本次设计的主要为二1煤层：表2-2-1 矿井高级储量比例 地质开采条件储量级别比例（）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的比例70604060503040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平内储量的比例4030153020不作具体规定不要求据此可以得出超化矿的工业储量汇总表：表2-2-2 矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量（万t）ABA+BCA+B+C二煤层7356.96837448374.42093.6104682.2.2矿井设计储量矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边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煤柱损失量后的储量；计算公式如下：矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失永久煤柱为：井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱等；本井田范围内无河流及其他构筑物，仅有几条落差较小的断层，因此只需要计算断层保护煤柱和井田边界保护煤柱。计算得井田边界保护煤柱损失为243万吨，断层保护煤柱损失为186.9万吨，合计总的保护煤柱损失量为：429.9万吨。故，矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失 =10468-429.9 =10038.1万吨2.2.3矿井可采储量矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱后乘以采区回采率的储量。矿井设计可采储量计算公式如下：矿井设计可采储量=（矿井设计储量保护煤柱损失）采区回采率保护煤柱为：工业场地、风井场地、主要巷道及上、下山等保护煤柱。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，其煤柱损失量待井田开拓、采煤方法确定后才能够确定。为了便于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、井下主要巷道煤柱损失等可暂按工业储量的57%计入。井田及工业场地保护煤柱的计算如下：按规范规定，年产120万t/a的大型矿井，工业场地占地面积指标为910公倾/Mt。表2-2-3 矿井工业场地占地面积指标表井型(Mt/a)占地面积指标(公倾/Mt)2.40、3.00781.20、1.809100.45、0.9012130.09、0.3015矿井设计出了减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱处理后乘以采区回采率的储量。矿井设计可采储量计算公式如下：矿井设计可采储量=（矿井设计储量保护煤柱损失）采区回采率保护煤柱为：工业场地、风井场地、主要巷道及上、下山保护煤柱。按规范规定，年产1.2Mt/a的大型矿井，工业场地占地面积指标为104m2/0.1Mt。故可算得工业场地的总占地面积：S=1.2105 m2可知工业场地占地1.2105 m2，设其沿倾向长边为400m，走向短边为300m。根据建筑物级别围护带宽取15m，矿井工业广场保护煤柱设计计算参数见表224，矿井工业广场保护煤柱留设见图221，各主要巷道保护煤柱及可采储量见表225。表224 矿井工业广场保护煤柱设计计算参数煤层倾角（）煤厚（m）（）（）（）（）埋深（m）1610507060.4704102.3 矿井年产量及服务年限2.3.1矿井工业制度矿井设计年工作日为330d，每天3班作业，其中2班生产，1班准备。每天净提升时间为16h。2.3.2矿井设计生产能力矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、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、开采技术条件好的矿区应建设大型矿井。依据井田资源条件和对资源的分析，具备大型矿井开发条件，同时结合按期达产、采掘接替应变能力强，稳产和增产有保障可持续发展的条件创造；综合评价初期投资少，吨煤投资和万吨掘进率低、经济效益高登技术条件。参考煤矿设计手册，各类井型井田的特征，初步确定矿井设计生产能力为120万t/a。表225 矿井可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量（Mt）矿井设计储量（Mt）矿井可采储量煤柱损失（Mt）设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界构筑物其他工业场地井下巷道其他1二1煤10468186.92430010038.1666.00220.0609152.04合计10468186.92430010038.1666.00220.0609152.042.3.3矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：式中：T矿井服务年限，年； Z矿井可采储量，万吨； A矿井生产能力，万吨/年；K储量备用系数，K=1.31.5，此处取1.4。由此验算服务年限如下： T= Z/KA=9152.04/1201.4 =54.75年按设计规范规定，井型为0.91.2Mt/a的新建矿井服务年限不得小于50a。经计算后的矿井服务年限为54.75a，可知满足设计规范规定的服务年限图2-2-1 工业广场保护煤柱计算图3 井田开拓3.1概述 煤矿位于荥密大背斜南翼的平陌超化矿区东部，呈一大的单斜构造，区内构造以角度近于东西走向的正断层为主，伴有逆断层及宽缓的褶曲，区内构造类型中等；受龟山断层的影响，大量奥陶系的灰岩水通过龟山断层东段补给井田内各含水层，矿井水文地质条件中等；矿井开采煤层为二叠系山西组二1煤层，f1，厚度变化较大，顶板多为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩和细砂岩，属于典型的“三软”不稳定煤层 综上地形、地貌构造特征给矿井巷道的开拓布置、巷道断面的选择、主要巷道的支护和维护、水平的划分、通风和排水系统的安全运行以及后期建设顺利开采都造成了不同程度的影响，通过具体情况具体分析，本设计在开拓部署上、巷道布置及采煤方法上采取了相应的措施，以保护安全有效地完成矿井的回采工作 由于在井田边界的西南部存在多个废弃的小煤窑，在采掘工作进行的同时，要密切注意老空区积水，特别强调超前探放水工作，把隐患消灭于未然3.1.1开拓方式选择 超化煤矿井田表土层平均40m，煤层埋藏较深，原矿井采用的是立井单水平开拓方式。立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制。立井的井筒短、提升能力大、对辅助提升特别有利。当井田不适合采用平硐、斜井开拓时，都可采用立井开拓。3.1.2影响立井开拓的主要因素分析影响本矿井开拓设计的主要因素有地质因素、技术因素和经济因素，其中地质因素对开拓方式的布置影响最大，包括煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质条件等。3.2 井田开拓3.2.1对井田开拓中若干问题分析3.2.1.1井田内划分及开采水平数目及标高根据煤层赋存状况，煤层倾角428，为缓斜煤层，形状基本为长方形，可将井田划分为几个采区，采区内划分为若干个区段，每个区段布置一个采煤工作面。为了有利于整个矿井的开拓布置和首采工作面的投产，减少岩石工程量，减少初期投资，缩短建井工期，设计单水平标高为220m标高。3.2.1.2井硐形式、数目及其配置（1）井筒形式的选择井田范围内地形平坦，二1煤层在矿区内被上覆岩层全部掩盖，无煤层露头，埋藏较深。全区范围内煤层赋存标高为+601050m标高，埋深约1101250m，稳定程度可属较稳定煤层，总体应为简单结构煤层。决定采用立井开拓方式。这样井筒短，提升速度快，提升能力大，投资回收期短。（2）井筒数目 采用立井开拓时，一般只开凿一对提升井筒（主、副井），风井的个数应根据安全生产、通风需要和一井多用的原则合理确定。本矿井为低瓦斯矿井，煤层赋存较深，设计采用一对主、副井提升，通风方式为分区式通风。考虑到下山开采阶段通风排水难度加大，因此设计在井田上部边界设置东西2个回风井。（3）井筒位置的选择 井筒位置的选择应首先满足第一水平的开采、缩短贯通距离，减少井巷工程量。在一般情况下，井筒位置应选择在井田中央或最小货载运点上。选择井筒位置既要力求做到对井下开采有利，又要注意使地面合理布置，还要有利于井筒的开掘和维护。本设计井田地处地势平坦地区，井筒位置不受地面限制，考虑到井田储量分布将主、副立井设在井田中央。3.2.1.3运输大巷和总回风巷的布置为了减少煤柱损失和便于维护巷道，将运输大巷布置在距离煤层2035m处的煤层底板岩石中。主要运输大巷和回风大巷布置在煤层底板坚硬岩层中。岩石大巷的优点如下：在距煤层一定距离的岩层中掘进，基本上可保证取直且保持一定方向，巷道弯曲小，有利干运输。巷道维护条件好，不留设护巷煤柱，安全条件好、便于布置采区煤仓在距煤层不太远的地方。3.2.2方案的提出及技术比较根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列四种：方案一：立井单水平上下山开拓，见图321:图321 立井单水平上下山开拓主、副井均为立井，井田范围内只布置一个水平，井筒落底标高-220采用上下采区开采，阶段斜长（采区上下山）798m1200m之间。方案二：立井两水平上下山立井开拓，见图322：图322 立井二水平立井延伸开拓第一水平立井开拓，第二水平立井延深。第一水平井筒落底标高-220m，主石门联系采区；第二水平直接延深主、副立井-440m水平标高作上下式开拓 方案三:立井一水平加暗斜井二水平延伸，见图323 图323 立井一水平加暗斜井二水平延伸第一水平立井开拓，第二水平暗斜井延深。第一水平井筒落底标高-220m，主石门联系采区；第二水平以第一水平北主石门端部沿煤层底板作暗斜井延深至-440m水平标高作上下式开拓.方案四：主斜井副立井综合开拓，见图324图324 主斜井副立井综合开拓主斜井提升采用斜井，沿煤层布置。主井采用立井，井筒标高落在-220水平，采用上下山式开拓，采区式开采。方案1和方案2、3的相同之处在于均为立井开拓，井筒位置都一样。区别在于是采用一水平还是两水平。两方案的生产系统均较为简单可靠，两方案对比，两水平方案需多开运输大巷、阶段石门以及井底车场，并相应的增加了大巷和石门的运输、提升费用。而方案1采用单水平上下山开拓和两水平开拓方案相比少了大巷、阶段石门以及井底车场，减少了运输、提升的费用。但由于一水平和两水平的差别在于辅助运输，两水平可以采用绞车用于辅助运输，费用较少，但作为大型矿井，由于辅助运输量大，连续性要求高，按照规范规定：井下辅助运输系统应根据井下开拓部署、煤的运输方式、辅助运输物料和人员的运距、运量等因素综合比较确定，并应符合以下规定：1减少辅助运输环节及转载次数。2减少辅助运输人员，提高运输效率。考虑到本井田面积不大，走向和倾向较小，倾角不大，瓦斯含量也不大，采取一定的措施来解决通风排水的问题，单水平上下山开采有着明显的优势。综合规范要求，考虑到矿井的实际，故放弃方案2和3即两水平开拓方案。 方案一的优势在于井筒短，提升速度快，提升能力大。方案四的优点在工序比较简单，掘进速度快，提升胶带有相当大的提升能力，可满足特大型矿井的需要。由此可知两种方案均有其优越性，故需经过经济比较才能确定其优劣。3.2.3经济比较 对技术比较后保留方案进行经济比较，计算各方案不同项目的经济费用，包括基本建设费、生产经营费。建井工程量、生产经营工程量、基建费用和生产经营费用，见表3-2-1、3-2-2、3-2-3、3-2-4。在经济比较时，作以下几点说明： 1、两种方案的大巷以及后期采区巷道布置、基建、维护费用等基本一样，故此不做经济比较。2、矿井的通风、排水、运输、供电系统和设备以及风井都基本不受立井井筒形状的影响，故在此可认为费用相同，不做经济比较。3、在经济比较中主要对井筒的费用进行经济比较。表3-2-1 基建工程量方案项目方案一方案四主井井筒（m）410+301487+30副井井筒（m）410+5410+5井底车场（m）958958表3-2-2 生产经营工程量顺序工程项目方案一方案四工程量万tkm单价元费用万元工程量万tkm单价元费用万元1提升441.641.179520.691522.650.546831.362井筒维护2.635.7215.049.062.3421.203排水232.162.287530.96232.161.323307.154生产经营费合计1066.691159.71表3-2-3 基建费用表方案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）主井井筒4405486.1241.3915173875.2587.87副井井筒4155486.1227.674155486.1227.67井底车场9581632156.349581632156.34小计625.40971.88表3-2-4 生产经营费方案项目方案一方案四工程量工程量提升1.28364.3544010-3=441.641.28364.35151710-3=1522.65井筒维护1.249.7944010-4=2.631.249.79151710-4=9.06排水532.292436549.7910-4=232.16532.292436549.7910-4=232.16表3-2-5 费用汇总表方案项目方案一方案四费用（万元）百分率（%）费用（万元）百分率（%）基本建设费625.40100%971.88155.4%生产经营费1066.69100%1159.71108.7%总费用1692.09100%2131.59130%3.2.4 综合比较，确定方案从前述比较结果来看，在基建和经营费方面，方案一和方案四差别不是很大。从费用汇总表看，方案四总费用大于方案一。方案一主副立井相距较近，只需要布置一个工业广场，减少了煤炭的损失而主斜井的开拓则需要多留保护煤柱，并且增加了地面的运输费用，所以认为方案一优越。综上所述，本矿井的开拓方式采取方案一，即立井单水平上下山开拓方式。矿井划分为一个水平，二个阶段开采。水平标高-220m。3.3 井筒特征矿井初期，在工业场地内开凿主、副斜井，在井田上部开凿东风立井用于回风。3.3.1主井主井主井负责提煤。井筒直径5.0m，井筒装备一对9t箕斗，刚性罐道，井深440m，采用多绳摩擦式提升。根据井壁厚度经验数据选择井壁的支护材料为混凝土支护，井壁厚度为350mm，充填混凝土为50mm。主井断面布置见图331图331主井断面布置图3.3.2副井副井主要用于矿井升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。井筒直径6.0m，井筒内装备一对1.5t双层双车罐笼，布置排水、压风、洒水、电缆等管线和梯子间，刚性罐道。井深415m，采用多绳摩擦式提升，。根据井壁厚度经验数据选择井壁的支护材料为混凝土支护，井壁厚度为400mm，充填混凝土为100mm。副井断面布置见图332。图332副井断面布置图副井风速校核：式中：通过井筒的风速，m/s；通过井筒的风量，m3/s；井筒净断面积，m2；井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；安全规程规定的允许最大风速；由此： =2.65m/s8m/s所以井筒选择符合要求。3.3.3风井风井主要用于回风，同时兼作矿井安全处口。井筒内配备有梯子间、管路及及电缆等。根据井壁厚度经验数据选择井壁的支护材料为混凝土支护，井壁厚度为300mm,井深192m。风井断面布置见图333图333 风井断面布置图风井风速校核同上Q = V=Q/MS=60(0.819.63)=3.82 m/s15m/s经验算，所选井筒直径能够满足规程规定，符合要求表331 井筒特征井筒名称主井副井风井井口坐标X（m）38446008.856738446033.845638446986.9513Y（m）3812145.43593812010.43713813393.2419Z（m）190190190用途提煤提料、矸、人、进风回风、行人提升设备9t箕斗1.5t双层双车罐笼井筒倾角（）909090断面形状圆圆圆支护方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁井筒壁厚（mm）400500300提升方位角（）6767井筒深度（m）440410192断面积净（）19.628.312.6掘（）28.333.115.93.4 井底车场及硐室井底车场是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。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。设计井底车场时，需明确以下问题：1.尽可能地提高井底车场的机械化水平，简化调车作业。2.应考虑主、副井筒之间的施工时短路贯通。3.对于大型矿井或高瓦斯含量矿井在确定井底车场型式时，应尽量减少交岔点和道岔的数量及减少跨度