采矿工程毕业设计（论文）-朔里矿1.8Mta新井设计.docx

中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第65页2 井田境界和储量2.1 井田境界矿井东部以煤层的露头为界；南部以IF6断层和岱河煤矿为界，矿井东南部以IF9断层和38勘探线与房庄煤矿为界；北部以IF18断层为界限。批准开采深度为：由 -50 m 至 -350 m 标高。井田形态呈不规则的多边形，南北最长约6.55 km，东西最宽约 3.75 km，面积26.22 km2。2.2 井田工业储量 2.2.1 储量计算基础在井田范围内，经过详细的勘探以及对所勘探的煤炭的质量标准有着严格检验过的达到了开采标准的煤炭地质储量叫做矿井的地址储量。2.2.2 井田勘探程度勘探的程度较高，基本已经查明地址煤层情况2.2.3 矿井工业储量计算本设计主要是对3煤层进行设计。煤层的赋存条件比较简单，加之其埋藏深也比较浅，这样的条件本来可以整体来计算，但是煤层的倾角变化比较大，所以，本次储量计算采用地质块段法，将矿体中煤层倾角大致相同的煤块划分为为 A、B、C、D四个块段，如图 2-1 所示，算出每个部分的地质储量，相加在一起就是整体矿井的工业储量。见图2-1A ,B,C,D四个块段的面积分别为 6.81 km2， 5.13 km2， 7.08 km2， 7.85 km2，倾角分别为为10,9,8，12度；3#的容重为 1.37 t/m2，3#煤平均厚度为 4.6 m。矿井工业储量利用下式计算： 式中:Zg 矿井工业储量，Mt；m 各块段煤层平均厚度，m；r 煤层容重，t/m3；S 各块段水平面积，km2； 各块段煤层的倾角, ；把各块段的数值带入式 2-1 得：ZA=4.61.376.81/cos10=43.58 MtZB=4.61.375.13/cos11=32.9 3MtZC=4.61.377.08/cos945.17MtZD=4.61.377.85/cos12=50.58 Mt则矿井工业储量：Zg= ZA+ ZB +ZC +ZD=43.58+32.93+45.17+50.58=172.26 Mt其中 111b+2M11 大约占 60 %，122b+2M22 大约占 30 %，333k 大约占 10 %在井田范围内，经过详细的勘探以及对所勘探的煤炭的质量标准有着严格检验过的达到了开采标准的煤炭地质储量叫做矿井的地质储量储量,按6：3：1 分配，经济基础储量、边际经济基础储量按90%、10% 分配，次边际经济基础储量不计。 (2-2) 其中：k为可信度系数，取0.70.9。地质构造简单，煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7。根据本矿实际条件，地质构造中等，煤层赋存较稳定，故取0.85。将以上数据代入公式2-2得矿井工业储量： =93.03+46.51+10.34+5.17+14.64=169.69 Mt。2.3 矿井设计储量矿井设计储量为矿井工业储量减去计算的永久煤柱损失量的储量.2.3.1 永久煤柱损失量（1）井田境界煤柱可按下列公式计算： (2-2)式中：p 边界煤柱损失量，t；L 边界长度，m；b边界宽度，断层边界 50m，人为边界 20 m。r 煤的容重，取平均容重 1.37 t/m3；M 煤层平均厚度，m；P=22411.56204.61.37=2.82 Mt （2）断层煤柱可按下列公式计算P=LbMr(2-3)式中：p 断层煤柱损失量，t；L 断层长度，m；b 保护煤柱宽度，m；r 煤的容重，取平均容重 1.3 t/m3；M 煤层平均厚度，m则：p=12.12205.51.37=1.74 Mt（3）防水煤柱的留设煤层顶底板的赋存情况较好，隔水性较好，顶底板比较致密。在勘探的过程中也没发现井田范围内有比较大的水系，并且每个含水层之间都有一个天然的自己形成的较致密的含水层，综合以上条件，结论是没有必要留设防水煤柱。综合以上计算，井田保护煤柱损失量：p1=2.82 Mt2.3.2 矿井设计储量 矿井设计储量按下式计算: ZS=Zgp1式中ZS 矿井设计储量，Mt；Zg 矿井工业储量，Mt；P1煤柱损失量，Mt；矿井设计储量：ZS=Zgp1=169.69-2.82=166.87 Mt2.4 矿井可采储量矿井设可采储量为矿井设计储量减去工业场地和主要井巷煤柱煤量后乘以采区回采率后得到的储量.2.4.1 工业广场保护煤柱煤量工业广场的占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标见表 2-2矿井井型设计为 1.8 Mt/a，因此由表 2-2 得到矿井工业广场的面积为 21.6公=2.16105 m2。所以将其设计成一盒为440500的矩形，面积为2.16105 m2。工业广场所处的地区的煤层的平均倾角为 8，这个地方的表土层的厚度约为40 m，工业广场在地里上的所处的中心的埋深约为120 m，地面标高约为+33 m。留设15 m的防护保护带。本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角见表 2-3。工业广场压煤计算示意图如图 2-3 所示： 工业广场压煤可以按下式计算： 式中：P广场工业广场压煤量，Mt；S 工业广场压煤水平面积， m2；r 煤的容重，取平均容重 1.37 t/m3；M 煤层平均厚度，m。根据以上条件和方法，可以计算出，工业广场的保护煤柱损失量为： P广场=396469.764.61.37/cos8=2.52 Mt2.4.2 主要井巷保护煤柱煤量由于矿井设计开采结束时要对大巷煤柱进行回收，因此大巷保护煤柱不计入永久煤柱损失量2.4.3 矿井可采储量矿井的可采储量Zk按下式计算: Zk=(Zs-P2) C式中：Zk矿井可采储量，Mt；Zs 矿井设计储量，Mt；P2 工业广场及主要井巷煤柱煤量，Mt；C 采区回采率，厚煤层不低于 0.75；中厚煤层不低于 0.80；薄煤层不低于0.85。设计开采的 3#煤层属厚煤层，采区回采率取为 0.8P2=P广场=2.41 MtZk=(166.87-2.52) 0.79=129.83 Mt3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 3.1 矿井工作制度煤炭工业矿井设计规范中有明确的规定，矿井的年工作日设计为 330 d，采用“四六制”的工作制度，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作时间为 6 h。矿井每个昼夜的净提升时间为 16 h。3.2 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1 确定依据根据煤炭工业矿井设计规范第 2.2.1 条规定：应依据资源的条件、开采的条件以及技术装备、产生的经济效益及国家对煤炭的需求量等因素来确定矿井的设计生产能力，经过多个方案比较或优化系统后再来确定。（1）矿井的资源情况：地质条件比较简单，储量较为丰富，应该加大适当矿区的规模，努力向大型矿井的方向来建设。（2）矿井的开发条件：矿区处在淮北市朔里镇北邻交通要道徐州市，交通便捷，高速公路以及众多铁路都可用，矿区离市区较近，所以供电，供水的问题以及材料供应的问题都能得到解决。总体来说，矿区开发条件较好，应适当增大矿区规模；（3）国家需求：近年来，国家的经济高速发展，对煤炭的需求量也日益增加，但由于受到进口煤炭的冲击，煤炭价格持续走低，但是国家对煤炭资源的需求量依然不减，所以应该适当的加大矿区规模；（4）投资效果：煤田埋深较浅，建井的前期投资较少、建井工期短并且生产成本比较低、效率高、投资回收期比较短，应该适当的增大矿区规模。3.2.2 矿井设计生产能力本矿井范围内的煤层赋存条件比较简单，水文地质条件比较好，首采煤层的平均厚度约为 4.6 m，煤层的平均倾角 712，属于近缓倾斜煤层。现如今全国的煤炭市场需求量比较大，煤炭的经济效益比较好。根据上述的分析，提出了 1.5 Mt/a、1.8 Mt/a、2.4 Mt/a 三个矿井生产规模的方案，分析比较过后，发现把矿井的生产能力确定为 1.8 Mt/a 是比较合适的。主要理由有以下几点：1）煤炭资源量及矿井的服务年限经计算，本矿井的可采储量为129.83 Mt，当井型为1.5 Mt/a、1.8 Mt/a、2.4 Mt/a 时所相对应的矿井服务年限分别为86.56 a、72.13 a、54.10 a。能够分析出，当井型为2.4 Mt/a 时，矿井的服务年限略短，满足不了规范要求；当井型为1.5 Mt/a 时，矿井服务年限又有点长；只有当井型为1.8 Mt/a 时，矿井的服务年限才比较合适，见表3-23.2.3 矿井服务年限设计生产能力 A、矿井可采储量Zk以及矿井服务年限T 三者之间有着T=Zk/(AK）关系 (3-1) 式中：T 矿井服务年限，a；Zk矿井可采储量，129.83 Mt；A 矿井的设计生产能力，1.8 Mt/a；K 矿井储量的备用系数，取 1.3矿井投产后，产量会迅速的提高，矿井在各个生产环节都需要有一定的备用空间。比如局部地质条件发生变化，会使储量有所减少；由于技术原因，使矿井的采出率降有所降低，进而减少了矿井储量。所以，要考虑储量的备用系数。根据煤炭工业矿井设计规范第 2.2.6 条：在计算矿井以及其第一开采水平的设计服务年限时，储量备用系数最好在 1.31.5之间。结合本矿井的实际情况，我们把矿井储量备用系数确定为1.3。将数据代入公式 3-1 得T=129.83/(1.81.3) 57 a3.2.4 井型校核对矿井的实际开采能力，井下以及井上的运输能力，储量条件的变化以及安全条件等因素对井型进行校核：（1）矿井开采能力的校核井田内的3#煤层为主要可采煤层，平均煤厚为4.6 m，为厚煤层，赋存比较稳定，厚度变化小。煤层倾角平均 712，矿井的水文地质条件比较简单，只布置一个综合机械化采煤工作面来满足矿井对生产能力的要求比较符合现代化矿井的“一矿一井一面”的开采模式。（2）运输能力的校核本矿井为大型矿井，开拓方式确定为立井单水平开拓，主井用箕斗提升煤炭，副井辅助运输采用罐笼提升，运煤的能力以及大型设备的井下运输能够达到设计要求。工作面生产出来的原煤经分带运煤斜巷里的胶带输送机运送到带区煤仓，由运输大巷里的胶带输送机运送到井底煤仓，再由主井的箕斗提升到地面，运输量比较大，运输的自动化程度比较高。副井辅助运输用罐笼提升以及下放物料，这能够满足井下需要的大型设备的运输。矿车运输井下辅助运输的主要方式，运输的能力能够满足矿井的需求，而且技术成熟，运输的稳定性高。（3）通风安全的校核本矿井瓦斯涌出量比较小，属低瓦斯矿井，3号煤层自燃等级为，不易自燃，因此没有必要采取特殊的防范措施。考虑到本井田范围较小，综合以上所有因素确定矿井的通风方式为中央并列式，具体的实现方法是只在井田的工业广场上设置一个中央风井，就基本上可以满足整个矿井的通风要求。（4）储量条件的校核煤炭工业矿井设计规范第2.2.5 条规定：矿井设计生产能力适应其服务年限，才能取得更好的技术经济社会效益。井型和服务年限之间的对应规范见表 3-1。当煤层倾角小于25，设计生产能力为 1.2到2.4 Mt/a 时，矿井设计服务年限应该大于50 a。本矿井的设计中，煤层的倾角确实小于25，设计生产能力为1.8 Mt/a，确实在1.2到2.4 Mt/a之间。上市计算得到矿井服务年限为57 a，这符合煤炭工业矿井设计规范的规定。4 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题井田开拓是指，为了将煤炭资源顺利的开采出来，由地面向地下开拓一些巷道，从而进入煤体，利用这些巷道建立完善的提升、运输、通风、排水和动力供应等等生产系统。要想建立合理的开拓方式，就要对技术上可行的几种开拓方案进行经济的比较，然后才能确定最后的开拓方案。怎样布设开拓巷道等问题是井田开拓所主要研究的，以下几个问题需要认真研究。确定合理的开采水平的数量以及位置；(1)合理的布置大巷及井底车场；明确矿井开采的顺序；进行矿井开拓延深以及技术改造工作；(2)确定合理的矿井通风、运输以及及供电系统。(3)明确开拓中将要出现的问题，需要根据国家宏观的政策，综合考虑地质水文、现阶段开采技术等诸多条件，经过全面细致的比较后才能确定最后的方案。要想合理的制定方案。在应对开拓中面对的问题时，应当遵守以下原则：(1)国家煤炭工业的技术经济政策要及时贯彻执行，为了尽早出煤。尽可能的减少井田开拓的工程量；这样可以节约基建投资，尽早的实现经济效益。(2)尽可能的把开拓系统布置的集中，避免其过于分散，这样有利于集中生产。坚持科学发展的观念，合理的开发煤炭资源，尽可能减少煤炭的损失。(3)煤矿安全生产的有关规定必须要贯彻执行。建立完备的井下运输，通风以及供电系统，为安全生产建立良好的条件，尽可能少的进行航道维护，这样主要生产巷道就能保持较好的生产状态。(4)尽可能采用新技术、新工艺、发展采煤机械化.综合掘进机械化、自动化。这将是未来矿井发展的趋势。根据用户的需求，应该兼顾到多种煤质和煤种，设置时其它有益矿物的综合开采。本矿井井田开拓方式的选择，主要影响因素有以下几点：井田内煤层埋藏深度比较浅，最深也只有-280 m，表土层厚度较小，平均约为40 m；本矿地表地势的起伏不严重，没有较大的地表水系和水体，地面标高为+33 m；平均涌水量为 93.3 m3/h，水量较小，井田内的瓦斯涌出量比较少，选择开拓方式时没有这些因素的影响。4.1.1 井筒形式的确定(1)井筒形式的确定本矿井煤层倾角变化不大，为缓倾斜煤层；表土也比较层薄；地质水文情况比较简单，矿井涌水量比较小；井筒掘进时不需要特殊施工。因此备选开拓方式为斜井或立井开拓。(2)井筒位置的确定本矿井在选择井口位置时主要由以下原则来确定：(1)工业场地选取在本井田的中部、四周煤炭储量丰富，块段完整，工业广场选取在这里有利于首采带区的布置，而且能够减少矿井的初期工程量，缩短建井的周期，尽快获得较好的技术经济效益；(2)工业场地的建设地点应该尽量避开村庄，学校，铁路等设施；(3)早遇到断层以及陷落柱的时候，井筒和井底车场也要尽量避开他们；(4)无必要在岩性较好的地方建立井底车场，特别是主要硐室；(5)压煤量尽量要少，尤其是煤质比较好的煤；(6)在确定精通位置时要兼顾分区划分的合理性；(7)工业场地要在比较开阔的地方建造，并且使已有的公路和铁路靠近他，尽这样能够坚守公路，铁路，甚至是供电的长路，起到降低工程造价的目的；为达到上述要求，结合本矿井的实际条件，对以下的因素进行着重分析：为了能够提升井下生产的煤炭，需要布设一个主井，一个副井用于辅助提升以及进风。为了便于井田通风，单独设置一个风井。初期一个布设三个风井。4.1.2 井筒位置的确定采(带)区划分(1) 井筒位置的确定原则a、有利于布置井底车场以及主要运输大巷，要尽量减少石门运输量；b、尽量保证井田两翼的储量基本相当；c、工业广场的选址要选择地质水文条件好的地区；d、工业场地要以少占耕地，少压煤为原则；4.1.3 工业场地的位置矿井工业场地在主、副井井口附近，也就是整个井田的中央地区。依据表 2-3 工业场地占地面积指标，确定了地面工业场地占地面积约为 21.6 公顷，工业广场的形状为一个矩形，依据制图规范 1：5000 的图按500 m440 m 进行绘制。4.1.4 开采水平的确定以及采区的划分本矿井主采3号煤层。3 号煤层为一缓倾斜煤层，倾角为7到12。煤层埋藏最深的地方也只有-280 m。根据煤炭工业设计规范，缓倾斜的阶段垂高约为 200350 m，所以不需要进行水平的划分。本矿井瓦斯涌出量比较小，涌水量以及煤层倾角变化也比较小，为了能够降低初期投资量也可以考虑上下山开采的方案。4.1.5 矿井开拓方案比较(1)提出方案根据以上分析，提出四种在技术上可行的开拓方案：方案一：主副井都采用立井开拓，在井田靠近中部位置 3 号煤层底板岩层中布置两条-180 m 水平岩层大巷，向东掘至中部-180 m 煤层底板附近沿其底板掘进布置第一带区煤层斜巷。首带区布置在第一带区内，考虑到首采面的出煤量，首采面推进长度大约 1149 m，带区都通过斜巷与大巷相连接。方案二：主副井都采用立井开拓，在在井田靠近中部位置 3 号煤层底板岩层中布置两条-180 m水平岩层大巷，一水平以上的煤依次划分成四个带区。用带区开采。在大巷东头由暗斜井延深到-267 m 水平，布置两个采区，如图 4-2 所示。方案三：主副井都采用斜井开拓，在井田靠近中部位置 3号煤层底板岩层中布置两条-180 m水平岩层大巷，向东掘至中部-180 m 煤层底板附近沿其底板掘进布置第一带区煤层斜巷，首带区布置在第一带区内，考虑到首采面的出煤量，首采面长度大约 1149 m，井田内的带区都斜巷与大巷相连接。大巷东头由暗斜井延伸到-267 m水平，布置三条上山，上山开采第二水平采区。如图 4-3 所示。方案四：主副井都为立井开拓，立井延伸到-260 m水平。在在井田靠近中部位置 3 号煤层底板岩层中布置两条-180 m水平岩层大巷，中部和西部大巷布置、首采区位置都和方案二相同。在大巷东头由暗斜井延深到-257 m 水平，布置两个上山，开采第一，二采区，方案如图 4-4 所示。2 （技术比较）以上所提四个方案中，井筒位置、水平数目及具体水平划分，而回风水平以及采区划分，水平延深等布置总体一致。各个方案技术上均可行，都有各自的特点。方案一：主井深 180 m 左右、副井深 180 m 左右。开采水平为-180 m水平，水平大巷 15498 m 左右，首采面位于西部井田边界，初期建井时间比较短，开拓工程量比较小。生产集中化的程度高、正式投产后掘进接替容易，下山开采部分阶段斜长较小，这样利于排水以及通风，后期延深与矿井的生产不冲突，不需要停产再延深。方案二：主井深 160 m 左右、副井深 160 m。第一水平为-120 m 水平，首带区布置 12 个正式的综采工作面，整个初期建井时间比较长、初期基建工程投资大。但是两水平开拓有效地减少下山开采的采区面积，有利于工作面的通风以及排水。方案三：主斜井长 776 m 左右、副斜井长 562 m 左右。开采水平为-120 m水平，水平大巷 15498 m 左右，首采区布置11个正式的综采工作面，首采面带区位于井田西部边界，初期建井时间较短，开拓工程量不大。生产集中化程度高、正式投产后掘进和接替容易，利于排水和通风，在后期延深时与生产不冲突，不需要停产延深。方案四：主井和副井和第一方案基本相同，第一水平在-120 m，用暗立井延伸到第二水平-257 m开采第二水平的煤层。第二水平大巷布置基本平行于第一大巷。 (3)粗略经济比较把开拓方式相近的一四方案和二三方案分开分别进行较为粗略的经济比较，然后再选出经济上有优势的方案再进行下一步详细经济比较。由于风井以及采区的布置包括第二水平的延伸都大致相同，多以这里就不予比较了。各方案的粗略估算费用表见表 4-14-4。表 4-1 方案一立井单水平（-247m）上下山开拓费用计算表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段413768555.07306.92基岩段22114475251.85副井开凿表土段 4174297.669.72297.49基岩段22113886.1227.77开凿大巷岩巷192738032.007328.777328.77煤巷井底车场岩巷10038032.00380.32380.32小计8313.5生产费用（万元）立井提升系数煤量（万 t）运输距离（km）基价(元/tkm)3240.561.20129830.261.8排水涌水量时间（h）服务年限（年）基价（元/h） 1304.4293.38760570.28大巷运输系数煤量（万 t）运输距离（km）基价(元/tkm) 35007.361.20129836.420.35小计39552.34合计47865.8表 4-2 方案二立井双水平暗斜井上山开拓费用计算表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段413768555.07192.44基岩段12114475137.37副井开凿表土段4174297.669.72 183.61基岩段12113886.1113.89开凿大巷岩巷192738032.007328.77 7328.77煤巷斜井岩巷1543911602.34602.34井底车场岩巷20038032.00760.64760.64小计9067.8生产费（万元）立井提升系数煤量（万 t）运输距离（km）基价(元/tkm)1701.291.20129830.260.42排水涌水量时间（h）服务年限（年）基价（元/h） 1304.4293.38760570.28大巷运输系数煤量（万 t）运输距离（km）基价(元/tkm) 40569.281.20129837.440.35小计43574.99合计52642.79表 4-3 方案三斜井双水平暗斜井上山开拓费用计算表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段19.447657.0092.45419.2基岩段77.642116.00326.82副井开凿表土段14.044201.0061.88 282.09基岩段56.339113.00220.21开凿大巷岩巷192738032.007328.77 7328.77煤巷暗斜井岩巷15439113.00602.34602.34井底车场岩巷20038032.00760.64760.64小计9393.11生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万 t）运输距离（km）基价(元/tkm)1701.291.20129830.260.42排水涌水量时间（h）服务年限（年）基价（元/h） 1304.4293.38760570.28大巷运输系数煤量（万 t）运输距离（km）基价(元/tkm) 40569.281.20129837.440.35小计43574.99合计52968.1表 4-4 方案四立井双水平暗立井上山开拓费用计算表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段413768555.07306.92基岩22114475251.85副井开凿表土段 4174297.669.72 297.49基岩段22113886.1227.77开凿大巷岩巷192738032.007328.77 7328.77煤巷井底车场岩巷10038032.0380.32380.32小计8313.5生产费用（万元）立井提升系数煤量（万 t）运输距离（km）基价(元/tkm)3240.561.20129830.261.8排水涌水量时间（h）服务年限（年）基价（元/h） 1304.4293.38760570.28大巷运输系数煤量（万 t）运输距离（km）基价(元/tkm) 40569.281.20129837.440.35小计45114.26合计53427.76经过粗略比较可知，方案一四比较中，方案一较经济，选择方案一；而方案二三的比较中，方案二较经济，选择方案二。对于方案一和方案二,方案二比方案一高 9.98%，两者相差不到 10%，需要进行比较详细的经济比较，才能确定最终的开拓方案。两方案的详细计算分别见表 4-6、4-7。表 4-6 方案一立井单水平（-247m）上下山开拓详细费用计算表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段413768555.07306.92基岩段22114475251.85副井开凿表土段 4174297.669.72 297.49基岩22113886.1222.77开凿大巷岩巷192738032.007328.77 7328.77煤巷井底车场岩巷10038032.00380.32380.32小计8313.5生产费用（万元）立井提升系数煤量（万 t）运输距离（km）基价(元/tkm)3240.561.20129830.261.8排水涌水量时间（h）服务年限（年）基价（元/h） 1304.4293.38760570.28上山运输系数煤量（万 t）运输距离（km）基价(元/tkm) 28004.811.2086556.420.42下山运输系数煤量（万 t）运输距离（km）基价(元/tkm)11299.201.2043285.180.42小计43848.99合计52162.49表 4-7 方案三立井双水平暗斜井上山开拓详细费用计算表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段413768555.07306.92基岩段22114475251.85副井开凿表土段4174297.669.72297基岩段22113886.1227.77开凿大巷岩巷192738032.007328.777328.77煤巷井底车场岩巷10038032.00380.32380.32小计8313.5生产费用（万元）立井提升系数煤量（万 t）运输距离（km）基价(元/tkm)3240.561.20129830.261.8排水涌水量时间（h）服务年限（年）基价（元/h） 1304.4293.38760570.28上山运输系数煤量（万 t）运输距离（km）基价(元/tkm) 40569.281.20129837.440.35小计45114.26合计53427.76两方案对比汇总见表 4-8。表 4-8 方案一、方案二经济比较表方 案 方案一 方案二名 称立井单水平上下山开拓立井双水平暗斜井上山开拓 项 目费用（万元）百分比（%）费用（万元）百分比（%）初期基建费用8313.5 100 8313.5100后期基建费用0000生产经营费用43848.99 10045114.262.89%总 费 用52162.49 10053427.76 2.43%由此可见方案一经济效益，故选用方案一立井单水平（-120）上下山开采。4.2 矿井基本巷道4.2.1 井筒从前章所确定的开拓方案可知主、副井为立井，通风方式选择为中央并列式，并且风井开凿在工业广场的附近。 （1）主井主井为立井，断面为圆形，净直径为6.5 m，净断面积为33.18 m，毛断面积为44.18 m。充填混凝土厚为50 mm。井筒装备一对16 t的提升箕斗，井壁混凝土壁厚为450 mm。除此之外，还布置检修道，动力电缆，照明电缆，通迅信号电缆。主井断面如图 4-6，主要参数见表 4-8。表4-8 主井井筒特征表项 目参 数项 目参 数井 型1.8 Mt/a提升容器两套16t箕斗带平衡锤井筒直径6.5 m井 深260 m净断面积33.18 m2井筒支护混凝土井壁厚450 mm充填混凝土厚50 mm基岩段毛断面积44.18 m2表土段毛断面积44.18 m2（2）副井担负全矿的辅助提升任务包括运送材料、人员、设备以及矸石等。井筒装备一对多绳1 t矿车双层四车窄的罐笼和一个1 t矿车双层四车宽的罐笼并且带有带平衡锤；安装有足够安全间隙的行人梯子间；装备有输水、排水管路以及两趟主干动力电缆。用混凝土来支护井筒支护，直径为7.2 m，净断面积为40.71 m2；基岩段的井壁厚为500 mm，掘进毛断面积为66.47 m2；表土段的井壁厚为10001400 mm，掘进毛断面积为78.54 m2。井筒断面布置如图4-7所示，井筒特征见表4-9建设于井田中部的工业广场中，担负着全矿井回风任务。井筒内有专门玻璃钢梯子间作为行人的安全出口。采用混凝土支护井筒，直径为6.0 m，净断面积为28.27 m2；基岩段的混凝土壁厚为400 mm，掘进毛断面积为36.32 m2；表土段的混凝土壁厚为600 mm，充填混凝土壁厚为400 mm，掘进毛断面积为50.26 m2。井筒断面布置如图4-8所示，井筒特征见表4-10。图4-8 中央风井井筒断面布置图表4-10 中央风井井筒特征表项 目参 数井 型1.8 Mt/a井筒直径6.0 m井 深260 m净断面面积28.27 m2基岩段毛断面积36.32 m2表土段毛断面积50.26 m2依据后面通风设计部分风速验算得出的结果，各井筒的风速都符合煤炭工业设计规范和煤矿安全规程的规定。4.2.2 井底车场 图4-9 井底车场布置图连接矿井的主要提升井筒以及井下主要运输巷道的一组巷道和硐室总称叫做井底车场。联系着井筒的提升和井下的运输，为提煤、是提矸石、下料、通风、排水、供电、升降系统中重要的组成部分，这也让他成为井下运输的总枢纽。（3）硐室井底车场硐室主要形式有：中央煤仓、主变电所、井底水仓、井底清理斜巷、井底煤仓、消防材料库、爆炸材料库、等候室、急救室、机车修理间、上仓带式输送机斜巷、装载输送机巷等主排水硐室、。主井井底煤仓的形式为垂直圆断面的煤仓，它为于主井运输大巷侧的下段，井底煤仓的直径约为8.0 m，有效的装煤高度约为30 m，煤仓的计算容量约为2000 t；胶带输送机的运输能力为1000 t/h。根据设计的经验以及规范，可得容量大多符合要求；将上装式布置应用于煤仓，用清理斜巷来清理煤仓。主变电所：主变电所和通道一起组成，和主排水泵房一起联合布置，用混凝土砌碹来支护，巷道净宽为4.6 m，净断面为15.2 m2，硐室长为60 m。排水系统：在井底车场西侧布置，主排水泵房、管子道、水仓、水仓清理斜巷等组成排水系统，水泵房里一共设有6台主排水泵，预留2台排水泵的位置，按8 h正常涌水量设计水仓容量，水仓的净断面为9.5 m2，水仓的总长度为517.7 m，水仓的总容量为4296.9 m3。内水仓和外水仓一同组成井底水仓，这样就可以在一个水仓清理时，另外一个水仓能够正常应用，水仓的清理方式采用机械式。副井井筒与管子道连通，连通点的标高比中央泵房的底板标高高大约13.4 m。在煤层底板的巷道中布置井底车场和主要巷道，除了井底煤仓、中央变电所、箕斗装载硐室、主排水泵房、水仓等硐室用混凝土砌碹支护外，其余均采用锚杆、铁丝网、喷射混凝土的支护方式。4.2.3 主要开拓巷道总共有三条开拓大巷，分别是轨道大巷、运输大巷和回风大巷。大巷坡度要小于3，运输和回风以及轨道大巷的断面均为半圆拱形，采用锚喷支护，运输轨道大巷的喷射厚度为150 mm，回风大巷的喷射厚度为100 mm。运输大巷的掘进宽度为5100 mm，高度为4000 mm，设计掘进断面的面积为17.48 m2；轨道大巷的掘进宽度为5500 mm，高度为4350 mm，设计掘进断面的面积为20.7 m2；回风大巷的掘进宽度为4800 mm，高度为3900 mm，设计掘进断面的面积为16.25 m2。轨道大巷、运输大巷和回风大巷断面特征如图4-10、4-11和4-12所示，断面参数见表4-11、表4-12和表4-13。图4-10 运输大巷断面图 表4-2-5(a) 运输大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm锚索/mm净周长/m净掘宽高形式排列方式间排距格L形式排列方式间排距长度/mm16.2517.4851004000150金属等强锚杆矩形800250020预应力钢绞线矩形20001600930015.34表4-2-5(b) 运输大巷每米工程量和材料消耗量表围岩类别计算掘进工程量/m3锚杆数量/根锚索数量/根材料消耗粉刷面积/m2巷道墙脚喷射材料/m3锚杆锚索钢筋/kg树脂药卷/个钢筋/kg树脂药卷/个17.480.0416.581.51.65123.6349.7499.836.010.54图4-11 轨道大巷断面图表4-2-6(a) 轨道大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm锚索/mm净周长/m净掘宽高形式排列方式间排距格L形式排列方式间排距长度/mm18.9420.755004350150属等强锚杆矩形1000220020预应力钢绞线矩形20002400930016.56表4-2-6(b) 轨道大巷每米工程量和材料消耗量表围岩类别计算掘进工程量/m3锚杆数量/根锚索数量/根材料消耗粉刷面积/m2巷道墙脚喷射材料/m3锚杆锚索钢筋/kg树脂药卷/个钢筋/kg树脂药卷/个20.70.0510.981.51.7859.5432.9499.836.011.36图4-12 回风大巷断面图表4-2-7(a) 回风大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm锚索/mm净周长/m净掘宽高形式排列方式间排距规格L形式排列方式间排距长度/mm15.2116.2548003900100金属等强锚杆矩形800250022预应力钢绞线矩形20001600930014.82表4-2-7(b) 回风大巷每米工程量和材料消耗量表围岩类别计算掘进工程量/m3锚杆数量/根锚索数量/根材料消耗粉刷面积/m2巷道墙脚喷射材料/m3锚杆锚索钢筋/kg树脂药卷/个钢筋/kg树脂药卷/个16.250.0415.781.51.05117.6647.3499.836.010.025 准备方式采区巷道布置5.1 煤层的地质特征为了缓解矿井前期资金紧张的现状，要尽快出煤，减少前期工程量和先期投资。首采区应该地质水文条件好，储量比较丰富，前期的开拓工程量比较小，能保证工作面及采带区正常接替。本矿井选用西一带区8201工作面作为首采工作面，设计如下：5.1.1 采区位置及形状面积首带区（北一带区）在井田的西北部方向，带区的南部是工业广场，前期开拓大巷的距离比较短，前期工程量少，首带区开采标高是-120 m-10 m，矿区地面的标高为+33 m。北一带区的形状不是很规则，他的北部比较突出，难于连续开采，南北走向宽度约为1610 m，东西方向的倾斜长度为11491435 m，平均为1260为 m。5.1.2 采区煤层特征3号煤泥岩和少量的砂岩构成了煤层的顶板以及底板，但是砂岩的分布也比较的复杂。煤层倾角平均为7，赋存煤炭的容重为1.37 t/m3。5.1.3 水文地质F4断层的隔水层厚度约为5.8165.65 m，平均厚度大约31.70 m。多为泥岩，砂岩，和铝制砂岩，铝质泥岩发展稳定，层位明显。这边岩性的致密性较好，而且具有较好的隔水性能。5.1.4 地质构造带区内的地质水文情况比较简单，井田内断层发育不明显。初步勘查过后发现有两条断层，整个矿井的煤层赋存条件比较好。5.2 采区巷道布置及生产系统5.2.1 准备方式的确定准备巷道的布置方式称为准备方式。首采区位于井田北翼，倾角较小，平均8，加上瓦斯含量和涌水量较小，故采用带区准备方式。由于带区内褶曲的影响，使得大巷过褶曲时需要转弯而难以取直，这对井下运输带来不便，煤层斜长平均1850，不是很长，可以满足带区斜长的要求。通过上述1分析知，确定首采区内准备方式为带区上山准备。带区准备方式的主要问题是行人记忆通风的问题，在轨道巷中布设双轨道；工作面运料斜巷布置单轨，利用长距离绞车解决辅助运输问题。因此确定选用带区准备方式。以下对带区巷道布置及生产系统进行详细说明。带区内只有一层煤，为3煤，故采用单层准备方式。5.2.2 采区巷道布置首采区的设计参数为：（1）带区煤柱工作面采用一进一回的通风，每个工作面布置两条回采的斜巷，一条用于运输和进风，另一条用于运料和回风。采用双巷掘进方式掘带区斜巷，双巷间留12 m宽的带区煤柱，每个390 m开掘联络巷将本带区的运输斜巷与下带区的回风斜巷联系起来。当斜巷掘进完成构成风路以后再掘进带区斜巷。采区边界煤柱定为10 m。（2）带区要素首采区（北二带区）为一较规则的近似矩形，北部较为突出，南北走向宽度约3200 m，东西倾斜长度为17002000 m，平均为1850 m；采区内可布置6个工作面，工作面走向长度为250 m，倾斜长度为14002300 m；采用双巷掘进，区段煤柱宽12 m，运输斜巷和回风斜巷巷宽度为4.6 m，高为3.3 m，则带区走向长度为259.2 m。（3）开采顺序首采区内开采单层煤，由于采用双巷掘进，采区内区段间可采用顺序式接替，各工作面的接替顺序是820182028203。（4）带区通风采区内各工作面采用一进一回U型通风系统，即由工作面右侧运输斜巷进风，左侧轨道斜巷回风。（5）带区运输带区内区段运输斜巷铺设B=1000 mm的胶带运输机，通过溜煤眼将煤炭运到运输大巷内的胶带运输机，然后运输至中央煤仓，再通过上仓带式输送机斜巷将煤炭运输至井底煤仓，最后用主井箕斗将煤炭提升至地表。带区内辅助运输采用矿车运输，材料车从井底车场开出，经轨道大巷到带区下部车场，然后在绞车的牵引下经轨道斜巷，最后运至工作面。带区巷道布置如图5-2-4所示。 图5-2-4 带区巷道布置平面图5.2.3采区生产系统带区生产系统包括一下的系统：（1）运输系统运输系统包括运煤和运料系统。1）运煤系统煤由工作面刮板机区段运输斜巷带区煤仓运输大巷中央煤仓上仓带式输送机斜巷井底煤仓主井地面。2）运料系统工作面设备材料经副井运至井底车场，经材料车线、轨道大巷至区段运料斜巷