采矿工程毕业设计论文小康三矿1.8Mta新井设计【全套图纸】

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1、第41页中国矿业大学2014届本科生毕业设计（论文）摘 要本说明书为小康三矿1.8Mt/a新井设计说明书，在所收集地质资料的前提下，由指导教师给予指导，并合理运用平时及课堂上积累的知识，查找有关资料，力求设计出一个高产、高效、安全的现代化矿井。通过对地质资料的深入研究，根据煤层的赋存条件和我国现在所能达到的煤炭开采技术水平，初步确定采用立井开拓。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方法等各个环节进行了详细的叙述，并进行了技术和经济比较，论述了本设计的合理性，完成了毕业设计要求的全部内容。同时说明书中要求图文并茂，使设计的内容更容易被理解、接受。在设计过程中，得到了广大

2、老师的指导和同学的帮助，在此表示感谢。由于设计时间和本人能力有限，难免有错误和疏漏之处，望老师给予批评指正。关键词：立井开拓； 采煤方法； 矿井通风； 经济指标全套图纸，加153893706ABSTRACTThe manual is well-off three mines 1.8Mt / a new well design specification, in the context of geological data collected by the instructor to give guidance and rational use of knowledge accumulated

3、in peacetime and classroom, find relevant information and strive to design a high-yield, efficient and safe modern mine. Through in-depth study of the geological data according to the coal seam occurrence conditions and China is now attainable level of coal mining technology, initially identified us

4、ing the shaft development.The design specification from the mine development, mining, transport, ventilation, and enhance all aspects of the mining methods such as face were described in detail and the technical and economic comparison discusses the rationality of the design completed graduation All

5、 content design requirements. Meanwhile specification requirements illustrations, designed to make content easier to understand and accept. In the design process, has been helping the majority of the teachers guidance and students, to express my gratitude. Due to limited time and my ability to desig

6、n, it is inevitable that mistakes and omissions, hope the teacher to give criticism.Keywords: Shaft explore; mining methods; mine ventilation; economic indicators目 录一般部分1 矿区概述及井田特征11.1 概述11.1.1 井田位置及范围11.1.2 自然地理11.1.3 交通概况11.2 井田地质特征21.2.1 地层21.2.2 含煤概况41.2.3 水文地质41.3 煤层及煤质特征41.3.1 井田内煤层41.3.2 煤质51

7、.3.3 煤层的含瓦斯性、自燃性、爆炸性52 井田境界及储量62.1 井田境界62.1.1 井田范围62.1.2 边界煤柱留设62.1.3 工业广场保护煤柱留设62.1.4 边界的合理性62.2 井田的储量72.2.1 井田储量的计算原则72.2.2 矿井工业储量72.2.3 矿井煤柱损失82.2.4 矿井的设计储量82.2.5 矿井的设计可采储量93 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度103.1 矿井工作制度103.2 矿井的年产量及服务年限103.2.1 矿井的年产量103.2.2 矿井的服务年限103.1.3 矿井产量变化的可能性114 井田开拓124.1 开采水平的设计124.1.1

8、 开采水平的划分124.1.2 设计水平储量及服务年限134.1.3 设计水平的巷道布置134.1.4 大巷的位置、数目、用途和规格134.1.5方案比较134.2井筒形式、位置和数目的确定184.2.1 井筒形式的确定184.2.2 井筒位置及数目的确定194.2.3 井底车场225 带区巷道布置265.1 设计带区的地质概况及煤层特征265.1.1 带区概况265.1.2 煤层特征265.2带区划分及开采顺序265.2.1 带区形式及尺寸的确定265.2.2生产系统265.2.3 确定带区各种巷道的掘进方法。265.2.4 带区生产能力及服务年限275.2.5 带区回采率275.3.1 带

9、区分带的划分275.3.2 分带斜巷的布置方式286 采煤方法306.1采煤工艺方式306.1.1 煤层地质特征306.1.2 采煤方法306.1.3 工作面长度的确定306.2采煤方法及回采工艺306.2.1 配套设备选型316.2.2工作面回采工艺346.3回采巷道布置377 井下运输377.1概述387.1.1运煤系统387.1.2运料系统387.1.3行人系统387.2带区运输设备选型387.2.1工作面运煤设备的选型387.2.2运输设备的能力验算407.2.3带区辅助运输设备的选型与设计407.3大巷运输设备选型418 矿井提升428.1概述438.2主副井提升选型438.2.1主

10、井提升438.2.2副井设备选型439 矿井通风及安全技术449.1 概述459.2 矿井通风系统的选择459.2.1工作面通风方式459.3 总风量的计算及风流分配469.3.1 矿井总进风量469.3.2 回采工作面所需风量469.3.3 掘进工作面所需风量479.3.4 独立硐室所需风量489.3.5 其它巷道所需风量489.3.6 矿井总风量499.3.7 风量的分配499.4 矿井总风压及等积孔的计算499.4.1 矿井通风阻力499.4.3 计算等积孔519.5 通风设备的选择519.5.1 矿井主要扇风机选型计算529.5.2 电动机选型计算539.6 灾害防治综述549.6.1

11、 井底火灾及煤层自然发火的防治措施549.6.2 预防煤尘爆炸措施549.6.3 预防瓦斯爆炸的措施549.6.4 避灾路线5510 设计矿井基本技术经济指标56结论57参考文献58专题部分浅析软岩巷道支护技术研究591 绪论601.1 问题的提出601.2 国内外研究历史及现状601.2.1 国外研究现状601.2.2 国内研究现状611.3 软岩性质及其工程分类621.3.1 软岩性质621.3.2 软岩工程分类621.4 软岩巷道支护理论641.5 课题的研究内容和路线651.5.1 本文主要研究内容651.5.2 本文的主要研究思路662 软岩巷道变形破坏机理研究672.1 软岩巷道变

12、形破坏特征672.2 巷道围岩变形破坏形态：682.3 围岩变形破坏机理分析692.3.1 客观因素692.3.2 主观因素702.4 本章小结713 锚注支护结构弹塑性分析723.1 分析计算模型723.2 锚注支护结构弹塑性力学分析743.2.1 基本假设：743.2.2 锚注支护前围岩弹性区、塑性区、破碎区分布753.2.2.2 应变软化区的应力和位移763.2.2.3 残余变形区的应力和位移783.2.2.4 应变软化区和残余变形区的半径793.2.3 锚注体弹性区、塑性区和残余变形区分布803.2.3.1 锚注体弹性区的应力和位移803.2.3.2 锚注体应变软化区的应力和位移813

13、.2.3.3 锚注体残余变形区的应力和位移833.2.3.4 锚注体应变软化区和残余变形区的半径843.3 软岩巷道锚注支护参数分析843.3.1 锚注支护前围岩应力区的应力、位移、范围与初支护力的关系843.3.2 锚注体应力范围与锚注参数的关系。853.3.3 锚注体的变形状态863.4 锚注支护结构设计方法和步骤873.6 本章小结874 主要结论88参考文献91英文原文93中文译文98致 谢1031 矿区概述及井田特征1.1 概述1.1.1 井田位置及范围康平煤田位于辽宁省沈阳市康平县境内，小康煤矿位于康平煤田的东北部，隶属康平县东关镇。地理坐标为东径12320381232555，北纬

14、423754424142。东西长3.055.48km，南北宽1.633.89km，井田面积约为19.81km2。1.1.2 自然地理本区位于辽河平原西侧，地势稍有起伏，无高山，一般为平缓低山丘陵及第四纪洪冲积平原，地表绝大多数为农田，一般标高为+80+120m。地势最高处位于煤田西南后部的旧门山，其标高为+177.30m。本区内无较大河流，只是在矿井外的西南有一条小河，为李家河，未流经本矿井。而在矿井的中部、北部和南部有许多人工渠和季节性冲沟；主要有一道河、二道河等。在矿井的西南大平煤矿境内有三台子水库，集水面积为140km2，水库最大面积14 km2，储水量4900万m3，标高+83.5m；

15、水库一般面积8 km2，储水量1500万m3，标高+81.0m。水库水的主要来源，除季节性冲沟汇集外，主要靠南部李家河和康平西泡子水库溢洪通过人工渠道注入。排水主要靠人工渠进行调节，调节水量500万m3。本区位于辽河平原西侧，属于大陆性气候，一般多风少雨，春干冬寒，一般春、秋、冬三季多风，冬季多西北风，春季多西南风。风力最大至79级，瞬时达10级，小至23级，无风季节少见。降雨一般集中在7、8、9月份，年最大降雨量达801.4mm，年平均降雨量为544.4mm，最大月降雨量为346.1mm，最小月降水量为0；该区年平均蒸发量为1922.3mm，最大月蒸发量为405.6mm；最高气温33.3，最

16、低气温-32.6，冬季冻层最大深度1.45m。地震烈级度为度（1989年辽宁省地震局资料），本区的地震动峰值加速度为0.05g。1.1.3 交通概况本矿交通非常便利，距调兵山35km，距康平县城15km。矿区铁路经法库、调兵山至大青编组站，大青编组站东至铁岭20km与京哈线相接。公路有203国道从矿井西南部通过。见图1-1图1-1交通位置图1.2 井田地质特征1.2.1 地层康平煤田属于中生代晚期下白垩系山间盆地，地形比较完整。周围为古老地层，而煤田内地势较平缓，除少部分白垩系出露外，其它均为第四系所掩盖，基本上属于隐蔽型煤田。前震旦系变质岩构成煤田之基底，白垩系含煤地层直接不整合于老地层之上

17、，顶部为新生界的第四系。本井田位于康平煤田东北部，地层层序和含煤地层生成年代与区域地层完全一致，以前震旦系地层为基底，其上依次沉积了中生界之早白垩系、及新生界之第四系，现由老到新分述如下：（1）前震旦系（AnZ）出露在后门山、土井山、郝官屯及五棵树一带，煤田内没有出露,其岩系组成以绿色片岩、花岗片麻岩为主，并有花岗岩及闪长岩侵入。（2）白垩系下统（K1）含煤地层无论是岩性特征或生物群组合，从区域对比上看可以与三台子组相当。在煤田的东部地段该组地层沉积厚度较大，向西逐渐变薄，一般厚度为437m。根据岩性、接触关系和生物化石特征，可将白垩系由下而上划分为三个组，孙家湾组、三台子组和建昌组地层，建昌

18、组直接覆盖于前震旦系地层之上，为不整合接触。而三台子组则平行不整合于建昌组之上。1）建昌组（K1jc）由以下三层组成： 火山碎屑岩：以火山集块岩为主，夹薄层安山岩，岩块有小气孔，其中有燧石填充，厚度大于30m。 砂砾岩层：以灰白色砂岩，砂砾岩为主，夹灰黑色泥岩，在泥岩，砂岩中夹有炭质碎片，厚度大于150m。 红色砂砾岩层：以赭色，灰绿色砾岩为主，夹砂岩及粉砂岩，中下部为灰绿色、赭色砾岩，砾石成份以片麻岩为主，火山岩、石英岩次之。本层厚度西部50300m，东部大于300m。2）三台子组（K1st） 该组地层顶底界面清楚，岩性分异明显且标准，与下覆建昌组呈假整合接触，按其岩性和化石组合自下而上分为

19、： 底部砾岩段（K1st1）在煤田东部的大房申、老边一带出露，其岩性以紫色、灰绿色砾岩为主，并夹有薄层砂岩。砾岩以泥质胶结为主，主要成分为绿色片岩，花岗质片麻岩为主，同时也混有少量石英岩及火山砾岩，厚度50300m，东部大于300m。 砂岩段（K1st 2）在矿井东部有出露，以灰、灰白色砂岩为主，夹深灰色泥岩、灰白色砂砾岩，在西部夹炭质页岩及薄煤层，分布面积不大，距上部煤层200m，故无济经济价值，厚度30230m。 含煤段（K1st3）主要以煤层为主、间夹炭质页岩、灰黑色泥岩、油页岩、灰白色粉砂岩组成，可采煤层集中于上部，向东、北方向分叉变薄，厚度125m。厚度变化是：西薄东厚，东北部最厚。

20、 油页岩段（K1st4）以黑褐色油页岩为主，夹黑色泥岩和泥灰岩、菱铁矿透镜体。赋存规律：油页岩与泥岩易于识别，到矿井边缘二者不易识别，厚度矿井内东厚西薄，南厚北薄。最大厚度4050m，最薄10m，分布于北部边缘。 泥岩段（K1st5）由于泥岩段下部富含动物化石，而上部则不含，所以又将此层分为动物化石层（K1st5-1）、泥岩层（K1st5-2）。动物化石层（K1st5-1）本层以黑色泥岩及深灰色粉砂岩为主，含有大量动物化石。一般有以下种属：Crpridea sp. （女星虫，未定种）Darwinaded sp. （达尔文虫）Cypridea aff praqnata （女星虫）Cypredea

21、fpp （神密女星虫亲近种）Lycapteraypyes sp. （狼星虫，未定种）Turfanaqrapta sp. （吐鲁番周佳饰叶肢介，未定种）Ballaamya sp. （环棱螺）Sphaereum spp. （球 蚬）动物化石层在矿井内沉积稳定，分布于全区是一个良好的标志层。从动物化石面貌上段与阜新三台子组层位相当。泥岩层（K1st5-2）上部灰绿色泥岩，夹粉砂岩、细砂岩，在煤田边缘为砂砾岩。本层泥岩具球状，极松软，易风化，遇水后有膨胀现象。该层顶部含有黄铁矿晶体；矿井中部缺失此段。厚度变化：南部厚度3045m，北部510m，就矿井东西两部分看，其特点是：中间厚，两侧薄，厚者厚度25

22、30m，薄者厚度05m。3）孙家湾组（K1s）与下覆三台子组呈平行不整合接触，全区均有分布。上部主要为赭色粉砂岩、细砂岩、中砂岩、粗砂岩及砾岩等，下部以灰色粉砂岩、细砂岩为主，夹泥岩、粗砂岩及薄层砂砾岩，底部普遍有一层较厚的砂砾岩，厚度150750m。（3）第四系（Q）上部为黑色腐植土，厚度0.20.5m。中部为灰黄色亚粘土，厚度为217m。下部为黄色粗砂，底部含砾，厚度1.55m。1.2.2 含煤概况本区煤层赋存于前震旦系白垩系含煤岩系，本矿井是单一煤层，全矿井发育。1.2.3 水文地质矿井含水层亦可分为三大类，与区域含水岩组基本相一致，分别为：第四系洪积含水层白垩系砂岩、砂砾岩承压含水层白

23、垩系底部砂岩、砂砾岩承压含水层矿井白垩系油页岩为隔水层，该层赋存于煤层顶部，为煤层直接顶，全矿井普遍发育，厚度一般为1050m，由北向南逐渐增厚，为一不透水层，在不受构造影响的情况下，均能起隔水作用。矿井正常涌水量为40.26m3/h，最大矿井涌水量为54.76m3/h。单位涌水量均小于0.1L/s.m，最大矿井涌水量小于180m3/h，采掘工程一般不受水害影响，防治水工程简单。为此矿井水文地质类型为一类一型矿井，属于水文地质简单型矿井。1.3 煤层及煤质特征1.3.1 井田内煤层煤层走向主体为东西走向，整体呈弧形，井田东侧煤层呈背斜构造，西侧煤层赋存比较稳定，全区发育，倾角为8左右，可采煤层

24、间距见表1-1。表1-1 煤层特征表煤层平均厚度/m煤层间距/m1#830煤层赋存状态见煤层柱状图，如图1-2。图1-2 综合柱状图1.3.2 煤质本井田内可采煤层均为长焰煤，成煤的原生物质为高等陆生植物。原煤水份（Mad%）：一般为812%，平均为10%，属中水份煤；原煤灰份(Ad%)：一般为1825%，平均为22%；原煤发热量(Qb,MJ/kg)：一般为20.9122.99MJ/Kg，平均为22.38MJ/Kg；硫和磷(St,d%.P,d%)：硫一般为1.52.5%，平均为2%；磷一般为0.010.06%，平均为0.038%，属中硫低磷煤；含油率（T1）：一般为79%，平均为8.27%，属

25、富油煤层。视密度：一般为1.301.40g/cm3，平均为1.35g/cm3。由于煤层灰分较高，故不能做炼焦配煤，只能做动力用煤、发电用煤和炼油用煤。1.3.3 煤层的含瓦斯性、自燃性、爆炸性矿井内煤层瓦斯化学成分CH4:6070%，CO2:35%，N2:2530%,按瓦斯带的划分属于氮气沼气带。矿井相对瓦斯涌出量为0.96m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为5.46m3/min，属于低瓦斯矿井。煤的自燃倾向性较强，自燃发火期为13个月，最短21天。本矿井各煤层多数为粉粒状煤，开采时易产生大量的煤尘，煤尘爆炸指数为41.75，煤层煤尘有爆炸性。2 井田境界及储量2.1 井田境界2.1.1 井田范围本

26、井田西北以勘探线为界，与康平三台子煤矿相邻；西南以断层为界与大平煤矿相邻，但断层不在本井田内；北、东、南均为人为垂直划分边界。井田内赋存有两个可采煤层。2.1.2 边界煤柱留设矿井东西长3.055.48km，南北宽1.633.89km，井田面积约为19.81km2。井田内地形比较完整，井田四周依据相关规定和安全考虑分别留设30m的边界煤柱。东部、西部、南部和北部井田边界即为井田境界保护煤柱。按煤矿安全规程2规定，边界煤柱的留法及尺寸：1）井田边界煤柱留30m；2）阶段煤柱斜长60m，若在两阶段留设，则上下阶段各留30m；3）断层煤柱每侧各为20m；4）采区边界煤柱留20m。根据参考煤炭工业设计

27、规范1和煤矿安全规程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。2.1.3 工业广场保护煤柱留设根据参考煤炭工业设计规范1和煤矿安全规程2的相关数据要求和规定，产量1.8Mt/a，1.2公顷/10万t。本设计为1.8Mt/a。则工业广场占地面积为S=1.81.2=24公顷=216000m2,则工业广场设计成长540m ，宽400m的矩形。在确定地面保护面积后，用移动角圈定煤柱范围，工业场地地面受保护面积应包括保护对象及宽度20m的围护带。在工业场地内的井筒，圈定保护煤柱时，地面受保护对象应包括绞车房、井口房或通风机房、风道等。工业广场保护煤柱用作图法确定，如图2-1。2.

28、1.4 边界的合理性在本井田的划分中，充分的利用到现有条件，既降低了煤柱的损失，也减少了开采技术上的困难，使工作面的部署较为简易。同时，本井田的划分使储量与生产相适应，矿井生产能力与煤层赋存条件、开采技术装备条件相适应。井田有合理的尺寸，条带尺寸满足煤炭工业设计规范1的要求，走向长度划分合理，使矿井的开采有足够的储量和足够的服务年限，避免矿井生产接替紧张。根据煤炭工业设计规范1的规定，采区开采顺序必须遵守先近后远，逐步向边界扩展的原则，并应符合下列规定：1）首采采区应布置在构造简单，储量可靠，开采条件好的块段，并宜靠近工业广场保护煤柱边界线。2）开采煤层群时，采区宜集中或分组布置，有煤和瓦斯突

29、出的危险煤层，突然涌水威胁的煤层或煤层间距大的煤层，单独布置采区。3）开采多种煤类的煤层，应合理搭配开采。综上所述，矿井首采带区定为工业广场西部的西一带区，该带区储量丰富，有利于运输的集中和减少巷道的开拓费用，所以井田划分是合理的。图 2-1 工业广场保护煤柱留设示意图 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1000m；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

30、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0.05m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 矿井工业储量井田的精查勘探面积为S=19813587.5 m根据储量计算公式3： （2-1）式中： Zd矿井的地质储量，万t M可采煤层总厚度，m S 井田面积，m r 煤的容重，r =1.35 t/m 煤层倾角，所以，Zd =19813587.581.35/cos8 = 21608.97万t由于设计时不

31、考虑平衡表外储量和远景储量，因此矿井工业储量就等于地质储量，即： Zd= Zg= 21608.97万t。各煤层的工业储量见表2-1。表2-1煤层工业储量表煤厚/m倾角/面积/km2工业储量/万t841519.8121608.972.2.3 矿井煤柱损失1）断层煤柱损失本井田中部有一条南北走向的正断层，但此断层正好布置在工业广场保护煤柱范围内，所以不需要再另设保护煤柱。2）井田境界煤柱损失井田境界西部、东部、北部和南部分别留设30m的边界煤柱，总长为16990m，井田境界保护煤柱所占面积为509700m，经计算，故境界保护煤柱损失为：50970081.35=550.48万t。3）工业广场煤柱损失

32、由矿井设计规范规定：1.8Mt/a，1.2公顷/10万t。本设计为1.8Mt/a，则工业广场占地面积为S=1.81.2=21.6公顷=216000m2,则工业广场设计成长540m ，宽400m的矩形。依据井田形状选择540400m的长方形。用移动角圈定煤柱范围，工业场地地面受保护面积应包括保护对象及宽度20m的围护带。再用几何作图的方法确定工业广场保护煤柱的范围。由工业广场保护煤柱图可知： 煤层煤柱损失为： 105.6081.35=1140.48万t故工业广场保护煤柱损失共为: 1140.484）阶段间保护煤柱损失本矿井为单水平开采，无阶段保护煤柱损失。5）全矿采区（带区）回采率 由矿井设计规

33、范第2.1.4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。本矿井煤层是厚煤层，取C=75%。 2.2.4 矿井的设计储量矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失量，即： Zs=ZgP1 （2-2）式中：Zs矿井的设计储量，万t Zg矿井的工业储量，万t P1永久煤柱损失量，万t（包括断层、防水、井田境界、地面建筑物及因法律、社会、环境保护等影响因素影响不得开采的煤柱煤量）此矿井永久煤柱只有井田境界保护煤柱，故：Zs= 21608.97-550.48=21058.49万t2.2.5 矿井的设计可采储量矿井设计可采储量=（矿井设计储量-可回收利用保

34、护煤柱损失量）采区回采率，即： （2-3）式中：Zk矿井设计可采储量，万t P2可回收利用保护煤柱损失量，万t（包括工业广场、井筒、井下主要巷道等保护煤柱煤量） C采区回采率，（厚煤层C=0.75）此矿井可回收利用保护煤柱煤量只有工业广场保护煤柱煤量，故： Zk =(21058.49-1140.48)0.75=14938.51万t3 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度3.1 矿井工作制度由煤炭工业矿井设计规范第223条规定,矿井的年工作天数为330天，采煤实行“三八制”，两班半生产半班检修。每昼夜净提升小时数为16小时。3.2 矿井的年产量及服务年限3.2.1 矿井的年产量矿井年产量是煤矿生

35、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，设计认为矿井的生产能力确定为1.8Mt/a是合理和可行的，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共两层，工业储量为21608.97万t，按照1.8Mt/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

36、低、效益好。2）开采技术条件好本井田煤层赋存较稳定，煤层埋藏较深，虽然倾角变化，但经过块划分，使每块结构变的简单。又由于井田面积大，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，可采煤层为厚煤层，适合高产高效工作面开采。而且近年来，“高产高效”工艺在煤矿生产中有了很大发展，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。3）建井及外运条件好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。本井田有矿区专用铁路与国铁相通，交通较便利。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

37、井的生产能力为1.8Mt/a是可行的、合理的。3.2.2 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。根据煤炭工业设计规范1的规定，在计算矿井服务年限时，储量备用系数宜采用1.31.5，本矿井取用1.3。由矿井的服务年限计算公式： T=Zk/AK （3-1）式中： Zk矿井的设计可采储量； A矿井的年产量； K矿井储量备用系数，取1.3

38、T=Zk/AK =14938.51/1801.3=63.8464年根据有关规定和查阅相关资料，年产180万t的大型矿井的服务年限应为50年以上，本矿井64年的服务年限达到标准，符合要求。3.1.3 矿井产量变化的可能性建井后产量出现变化，其可能性为：1）地质条件勘探存在一定的误差，有可能出现新的断层。2）由于国民经济发展对煤炭的需求变化，导致矿井产量增减。3）矿井的各个生产环节有一定的储备能力，矿井投产后，工作面生产能力提高。4）工作面的回采率提高，导致在相同的条件下，矿井服务年限增加。5）采区地质构造简单，储量可靠，因此投产后有可靠的储量及较好的开采条件。4 井田开拓井田开拓方式应该通过对矿

39、井设计生产能力，地形地貌条件，井田地质条件，煤层赋存条件，开采技术及装备设施等综合因素进行方案比较以及系统优化之后确定。因此，在解决井田开拓问题时，应遵循以下原则5：1）贯彻执行有关煤炭工业的技术政策，为多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低效率高创造条件。要使生产系统完善、有效、可靠，在保证生产可高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，为集中生产创造条件。3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。4）必须贯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道

40、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、综合机械化、自动化创造条件。6）根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其他有益矿物的综合开采。4.1 开采水平的设计4.1.1 开采水平的划分1）根据煤炭工业设计规范规定年产1.8Mt/a的矿井第一水平的服务年限不得少于25年。要保证正常接替与均衡生产，保证阶段内能有合理的区段数目，保证开采水平有合理服务年限和足够储量，保证经济上有利。2）根据煤层赋存条件及地质构造煤层的倾角不同对阶段高度的影响较大，本井田的煤层倾角变化，其平均倾角为8，煤层标高从-600m到-200m。根据

41、煤炭工业设计规范规定缓倾斜煤层的阶段垂高为200350m，故划分为两个阶段。3）根据生产成本阶段高度增大，全矿井水平数目减少，水平储量增加，分配到每吨煤的折旧费减少，但阶段长度大会使一部分经营费相应增加，其中随着阶段增大而减少的费用有：井底车场及硐室、运输大巷、回风大巷、石门及采区车场掘进费、设备购置及安装费用等；相应增加的费用有：沿上山的运输费、通风费、提升费、倾斜巷道的维修费，此外还延长生产时间、增加初期投资，因此要针对矿井的具体条件提出几个方案进行经济技术比较，选择经济上合理的方案。4）根据水平接替关系在上一水平减产前，新水平即作好准备，因此一个水平从投产到减产为止的时间，必须大于新水平

42、的准备时间。正常情况下，大型矿井的准备时间要1.52年，井底车场、石门及主要运输大巷亦需要1.52年，延伸井筒需要1年，合计需要45年的时间。开拓延伸加上水平过渡需要79年，所以每个矿井在确定水平高度时，必须使开采时间大于开拓延伸加上水平过渡所需要的时间。根据煤炭工业矿井设计规范：当煤层倾角大于12时，宜采用走向长壁采煤法。本矿井煤层倾角平均为8，局部煤层倾角为15，但采取措施后也可以适用于倾斜长壁采煤法，故本矿井采用倾斜长壁采煤法。5）划分水平根据以上确定水平划分的原则及本井田的实际情况，以及煤层赋存的条件，本矿井划分一个开采水平，两个阶段，采用单水平上下山开采，上山部分煤层平均倾角10，下

43、山部分煤层平均倾角6，更适合带区开采。综上所述，本矿井采用单水平上下山开拓，一个水平两个阶段，单一水平设在-475m，该水平以上为上山开采，该水平以下为下山开采。4.1.2 设计水平储量及服务年限本井田设计水平为-475m水平，即整个矿井由这一个水平开采,该水平首先布置巷道开采上煤层。该水平工业储量即为矿井工业储量，该水平服务年限即为矿井服务年限。4.1.3 设计水平的巷道布置本井田采用集中大巷布置，为便于维护，将大巷布置到煤层底板岩层中，为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，故矿井开拓大巷布置在煤层底板下方砂岩层中，留保护煤柱护巷，煤柱宽30m，大巷间距30m。一条运输大巷，一条轨道大巷及一条回

44、风大巷，共三条大巷。大巷支护方式掘进时期及时支护采用锚杆支护，后期采用混凝土+金属网+“U”型钢联合支护的方式进行支护。4.1.4 大巷的位置、数目、用途和规格1）大巷的位置选择大巷位置的原则：掘进量少，费用少，维护条件好，煤柱损失少，有利于通风和防火，运输方便。本矿井的可采煤层为两层，单水平运输大巷、轨道大巷布置在2#煤层底板岩层的-500m水平处，距煤层底板20m，两条大巷无上下错距。2）大巷的数目和用途根据运输和通风条件，本矿井共布置两条大巷：运输大巷（皮带大巷）、轨道大巷。a 皮带大巷：将采区采出的煤运至井底煤仓，完成运输任务，并承担整个水平进风、行人等任务。b 轨道大巷：承担整个水平

45、运料、排水、排矸等任务。3）大巷的规格因为大巷的服务年限都较长，而且底板岩性为软岩，所以都采用锚、网、喷、“U”型钢全断面支护的联合支护方式。运输大巷运输方式采用皮带运输，轨道大巷轨距600 mm，对大巷运输方式选择的依据是： 由于设计生产能力较大，采用此种运输方式能满足要求。 较矿车运输费用低，井底车场布置简单，设备投资少。 对大巷坡度没大限制，可沿着与煤层底板20m距离掘运输大巷，要求将大巷取直。 采用两条大巷能解决煤、矸、物、人同时运输问题，与副井运输设备配套，并且可以解决矿井的通风问题。 大巷有效断面大，行人通风非常有利。4.1.5方案比较1）提出方案方案说明根据前述各项，提出本井田开

46、拓在技术上可行的四种方案。（示意图见图4.1）方案一：立井二水平开拓（主、副井直接延深）主、副井筒均为立井，布置于井田走向中央。一、二水平标高分别为-340m和-520m，大巷布置在煤层底板的岩层中（距煤层20m），用石门或斜巷与煤层连接。各井筒及巷道参数如下：方案二：立井二水平开拓（二水平主井用暗斜井延深，副井直接延深）一水平主、副井筒均为立井，布置于井田走向中央，二水平主井采用暗斜井，副井为辅助立井。一、二水平标高分别为-340m和-520m，大巷布置在煤层底板的岩层中（距煤层20m），用石门或斜巷与煤层连接。方案三：立井二水平开拓（二水平双暗斜井延深）一水平主、副井筒均为立井，布置于井田

47、走向中央，二水平主、副井筒采用暗斜井。一、二水平标高分别为-350m和-500m，大巷布置在煤层底板的岩层中（距煤层25m），石门或斜巷与煤层连接。方案四：立井一水平上下山开拓井底车场布置在-475水平，只布置一个水平，采用上下山开采。图4-1 开拓方案示意图2）开拓方案经济比较对于以上四个方案的建井工程量、生产经营工程量、基建费和经济比较结果汇总。见表4-14-8.表4-1 方案一：立井二水平开拓（主、副井直接延深）项目数量(10m)基价(元)费用(元)费用(元)基建费用(元)主井开凿表土段1514796522194754677353基岩段38646812457878副井开凿表土段15174

48、11526117255488377基岩段36799072876652二水平石门岩巷1191281133348258333482583井底车场岩巷1200281133373560033735600小 计77383913生产费用(元)立井一水平提升系数煤量(t)提升高度(km)基价(元/t.km)756871351.2866382040.4551.6立井二水平提升系数煤量(t)提升高度(km)基价(元/t.km)609015741.2512432470.6191.6排 水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)207506881808760470.28石门运输系数煤量(t)平均运

49、距(km)基价(元/t.km)316375811.2512432471.490.35小 计188976978合计总费用(元)266360891表4-2 方案二：立井二水平开拓（二水平主井用暗斜井延深，副井直接延深）项目数量(10m)基价(元)费用(元)费用(元)基建费用(元)主井开凿表土段1514796522194753836500基岩段25646811617025副井开凿表土段1517411526117255488377基岩段36799072876652斜井开凿暗主斜井1143512905862447058624470井底车场岩巷1200281133373560033735600石 门岩巷1

50、191281133348258333482583 小 计135167530生产费用(元)立井提升系数煤量(t)提升高度(km)基价(元/t.km)756871351.2866382040.4551.6暗斜井提升系数煤量(t)平均运距(km)基价(元/t.km)307594761.2512432471.1910.42排 水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)207506881808760470.28小 计127197299合计总费用(万元)262364829表4-3 方案三：立井二水平开拓（二水平双暗斜井延深）项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(元

51、)主井开凿表土段1514796522194753836500基岩段25646811617025副井开凿表土段1517411526117255488377基岩段36799072876652暗斜井开凿主斜井11435129058624470117248940副斜井11435129058624470井底车场岩巷1200281133373560033735600石 门岩巷1191281133348258333482583小 计193792000生产费用(元)立井提升系数煤量(t)提升高度(km)基价(元/t.km)756871351.2866382040.4551.6暗斜井提升系数煤量(t)平均运距(

52、km)基价(元/t.km)307594761.2512432471.1910.42排 水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)207506881808760470.28小 计127197299合计总费用(万元)320989299表4-4 方案四：立井一水平开拓（上下山开采）项目数量(10m)基价(元)费用(元)费用(元)基建费用(元)主井开凿表土段1514796522194754677353基岩段38646812457878副井开凿表土段1517411526117255488377基岩段36799072876652井底车场岩巷120028113337356003373560

53、0小 计43901330生产费用(元)立井一水平提升系数煤量(t)提升高度(km)基价(元/t.km)756871351.2866382040.4551.6排 水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)216336961808760490.28小 计97320831合计总费用(元)141222161表4-5 开拓方案汇总表方案方案一方案二方案三方案四费用(万元)26636262363209814122百分比188.61 %185.78%227.29%100.00%经过以上技术分析、比较，再结合粗略估费用结果，我们再用方案2和方案4进行技术对比。表4-6 方案二：初期、后期基建

54、费及生产经营费项目数量(10m)基价(元)费用(元)费用(元)初期基建费用主井开凿表土段1514796522194753965862基岩段27646811746387副井开凿表土段1517411526117254609400基岩段25799071997675井底车场岩巷1200281133373560033735600小计42310862后期基建费用暗 井暗主斜井11435129058624470108006996暗副立井6187990749382526井底车场岩巷1200281133373560033735600石门岩巷1191281133348258333482583小计175225179

55、生产费用主井提升系数煤量(t)提升高度(km)基价(元/t.km)756871351.2866382040.4551.6排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)单价(元/t.km)207506881808760470.28斜井运输系数煤量(万t)平均运距(Km)单价(元/t.km)299588521.2512432471.160.42一水平巷道运输系数煤量(万t)平均运距(Km)单价(元/t.km)276549151.2866382040.760.35二水平运输1.2512432470.250.355534271大巷维护系数巷道长度单价(元/a.m)174596.641.2542926.8小

56、计159760457.64合计334985636.64表4-7 方案四：初期、后期基建费及生产经营费项目数量(10m)基价(元)费用(元)费用(元)初期基建费用主井开凿表土段1514796522194753965862基岩段27646811746387副井开凿表土段1517411526117254609400基岩段25799071997675井底车场岩巷1200281133373560033735600小计42310862生产费用主井提升系数煤量(t)提升高度(Km)单价(元/t.km)756871351.2866382040.4551.6排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)单价(元/t.km)207506881808760470.28巷道运输系数煤量(t)平均运距(Km)单价(元/t.km)213321921.21493851000.340.35巷道维护系数巷道长度单价(元/a.m)174596.641.2542926.8小计117944611.69合计160555473.64表4-8 开拓方案费用汇总表方案方案二方案四初期基建费用42314231后期基建费用175220生产费用1597611794总费用3349816055百分比208.64%100.00%综合以上技术经济比较，方案二与方案四的初期基建费用相同，但后期费