第五节 矿井开拓设计方案比较示例.docx
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第五节矿井开拓设计方案比较示例
第五节矿井开拓设计方案比较示例
一、井田概况
某矿地面为平原地带
井田范围内地表标高为+80～90m，
表土及风化带厚度（垂高）约50～60m，有流砂层，井田中部较薄，井田境界处较厚。
煤层+30m～-420m底板等高线为界，两侧人为划定境界。
井田走向长9km，倾斜长约1740m。
井田内共有4个可采煤层，倾角均为15°左右。
各煤层的名称、厚度、间距及顶底板情况如表25—3
煤层成层平稳，地质构造简单，无大断层，煤质中硬，属优质瘦贫煤，煤尘无爆炸性危险，也无自燃倾向；平均容重为1．32t／m3。
本矿瓦斯含量大，涌水量较大，矿井正常涌水量为380m3／h
表25—3煤层地质条件
煤层
层厚／m
间距／m
顶板
底板
m1
m2
m3
m4
1.8
1.9
1.6
2.0
15
20
15
直接顶为厚8m的页岩，老顶为厚4m的砂岩
页岩、砂页岩、砂岩互层
页岩、砂页岩、砂岩互层
页岩、砂页岩、砂岩互层
直接底厚10m页岩
为40m厚层砂岩
Σm
7.3
Ø工业储量Zg
Zg=900017400（1.8+1.9+1.6+2.0）1.32
=15089.976万t
Ø可采储量Zk=（Zg-P）C
P-永久煤柱损失，工广，境界煤柱；
C-采区采出率，中厚煤层，煤炭工业矿井设计规范要求C为80％
永久煤柱损失约占工业储量的5％。
P=5%Zg
=5%15089.976
=7.544988万t
Zk=（Zg-P）C
=（15089.976-7.544988）8%
=11468．4万t
Ø生产能力和服务年限
T取60年，求A
T=Zk/（1．4A），A=136.5万t/a
根据煤层赋存情况和矿井可采储量，遵照煤炭工业矿井设计规范规定，将矿井生产能力A确定为120万t／a，储量备用系数按1．4计算，可得矿井服务年限为
T=11468．4/（1．4120）
=68．26a.
地质损失增大
K采出率降低
矿井增产
Ø备用储量计算
算法1
120万t／a68．26a=8191．2万t
11468．4万t-8191．2万t=3277．2万t
算法2
T=[11468．4/（1．4）]0.4
=3276.7万t
估计约有50％为采出率过低和受未预知小地质破坏影响所损失的储量。
3276.7万t50％=1638.3万t
Ø全井田实际采出储量
11468．4-1638.3万t=9830．1万t
=、开拓方案技术比较
Ø井筒形式
地形平坦，无平硐条件
表上较厚且有流砂层立井开拓（主井设箕斗），
Ø井筒位置
按流砂层较薄、井下生产费用较低的原则，井筒位于井田走向中部流砂层较薄处。
Ø井筒数目
为避免采用箕斗并回风时封闭井塔等困难
减少穿越流砂层开凿风井的数目，决定采用中央边界式通风
主立井、副立井，风井
Ø阶段划分和开采水平的设置
阶段划分
本井田可划分为23个阶段
=个阶段：
阶段斜长=1740m/2=870m
三个阶段:
第一阶段斜长740m
第=阶段斜长500m
第三阶段斜长500m
开采水平的设置
要不要上下山开采
井田瓦斯和涌水均较大，下山开采在技术上的困难较多，故决定阶段内均采用上山开采，井田内不能单水平上下山开采的开拓。
Ø采区划分
阶段内采用采区准备方式，每个阶段沿走向划分为6个走向长1500m的采区。
在井田每翼布置一个生产采区，并采用采区前进式开采顺序。
表25—4阶段主要参数
阶段数目
阶段斜长/m
水平垂高/m
水平实际出煤/万t
服务年限／a
区段数目/个
区段斜长/m
区段采出煤量/万t
水平
采区
2
870
225
4915.05
34.13
11.38+1
5
174
6163.84
3
740
191
4180.62
29
9．7+1
4
185
6174．19
500
129
2824．74
19．61
6.54+1
3
167
6156．93
500
129
2824．74
19．61
6.54+1
3
167
6156．93
水平采出煤量计算中把储量备用系数1．4所指的备用储量，一半划为地质损失，另一半则划为增产储量；该增产储量合并计入水平实际采出煤量中。
采区服务年限按设计平均服务年限加上一年产量递增、递减期计算
水平
水平垂高H=阶段斜长sinα
870sin15°=225.17m
740sin15°=191m
500sin15°=129m
水平实际出煤/万t
=个阶段：
9830．1万t/2=4915.05万t
三个阶段:
第一阶段斜长740m
第一阶段际出煤（9830．1万t/1740m）740m=4180.62万t
第=阶段斜长500m
第=阶段际出煤（9830．1万t/1740m）500m=2824．74万t
第三阶段斜长500m
第三阶段际出煤（9830．1万t/1740m）500m=2824．74万t
Ø水平服务年限
方案一
一水平68．26/2=34.13a
=水平68．26/2=34.13a
方案=
一水平（68．26/1740m）740m=29a
=水平（68．26/1740m）500m=19．61a
三水平（68．26/1740m）500m=19．61a
Ø采区服务年限
两个采区保证产量，即两个采区同采
每个采区服务时间；
方案一
一水平34.13a/3=11.38a+1a
=水平34.13a/3=11.38a+1a
方案=
一水平29a/3=9．7+1
=水平19．61a/3=6.54+1
三水平19．61a/3=6.54+1
Ø区段数目及区段斜长
方案一
一水平5个区段
870m/5=174
=水平5个区段
870m/5=174m
方案=
一水平4个区段
740m/4=185m
=水平3个区段
500m/3=167m
三水平3个区段
500m/3=167m
Ø设计区段采出煤量
设计区段采出煤量=采区设计采出煤量/采区内区段数
方案一
一水平六个采区，每采区5个区段
4915.05万t/6/5=163.84万t
=水平六个采区，每采区5个区段
4915.05万t/6/5=163.84万t
方案=
一水平六个采区，每采区4个区段
4180.62万t/6/4=174.19万t
=水平六个采区，每采区3个区段
2824.74万t/6/3=156.9319万t
Ø大巷布置方案
集中大巷布置—各煤层间距较小
岩石大巷—为减少煤柱损失和保证大巷维护条件
岩石大巷位置——底板下垂距为30m的厚层砂岩内
上阶段运输大巷留作下阶段回风大巷使用
Ø上山布置
集中岩石上山联合准备，中央采区上山位于距叫煤层底板30m以上的砂岩中，并在采后加以维护，留作下阶段的总回风通道及安全出口。
其他采区上山位于距m4煤层底板约20m的砂岩中，回采后加以报废。
Ø技术上可行的开拓延深方案
方案一立井两水平直接延深
方案=立井两水平暗斜井延深
方案一和方案=的区别
第=水平是用暗斜井延深还是直接延深立井。
方案一需多开立井井筒（2225m）、阶段石门800m和立井井底车场，并相应地增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。
方案=则多开暗斜井井筒（倾角15，2870m）和暗斜井的上、下部车场；并相应地增加了斜井的提升和排水费用
表25—5各方案粗略估算费用表
方案
方案一
方案=
基建费／万元
立井开凿
石门开凿
井底车场
2×225×3000×
10—4=135.O
800×800×10—4=64.O
1000×900×10—4=90.O
主暗斜井开凿
副暗斜井开凿
上、下斜井车场
870×1050×10—4=91.35
870×1150×10—4=100.05
（300＋500）×900×10—4=72.00
小计
289.0
小计
263.4
生产费／万元
立井提升
石门运输
立井排水
1.2×4915.05×O.5×O.85=2506.7
1.2×4915.05×O.80×O.381=1797.7
380×24×365×34.13×0.1525×10—4=1732.6
暗斜井提升
立井提升
排水（斜、立井）
1.2×4915.05×O.87×O.48=2463.0
1.2×4915.05×O.275×1.02=1654.4
380×24×365×34.13（0.063+O.127）×10—4=2158.6
小汁
6037.O
小计
6276.O
总计
费用／万元
6326.O
费用（万元）
6539.4
百分率
100％
百分率
103.37％
粗略估算表明：
两方案费用相差不大。
考虑到方案一的提升、排水工作的环节少，人员上下较方便，
在方案=中未计入暗斜井上、下部车场的石门运输费用，
方案一在通风方面优于方案=，所以决定选用方案一
方案三立井三水平直接延深
方案四立井三水平暗斜井延深
方案三和方案四的区别
第三水平是用暗斜井延深还是直接延深立井。
方案三需多开立井井筒（2130m）、阶段石门600m和立井井底车场，并相应地增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。
方案四则多开暗斜井井筒（500m+580m）和暗斜井的上（300m）、下部车场（500m）；并相应地增加了暗斜井的提升和排水费用
表25—5各方案粗略估算费用表
方案
方案三
方案四
基建费／万元
立井开凿
石门开凿
井底车场
2×130×3000×
10—4=78.O
600×800×10—4=48.O
1000×900×10—4=90.O
主暗斜井开凿
副暗斜井开凿
上、下斜井车场
580×1050×10—4=60.9
500×1150×10—4=57.5
（300＋500）×900×10—4=72.00
小计
216.0
小计
190.4
生产费／万元
立井提升
石门运输
立井排水
1.2×2824.74×O.5×O.85=1440.6
1.2×2824.74×O.60×O.381=774.9
380×24×365×19.61×0.1525×10—4=1015.3
暗斜井提升
立井提升
排水（斜、立井）
1.2×2824.74×O.58×O.48=943.7
1.2×2824.74×O.37×0.92=1185.0
380×24×365×19.61（0.053+O.14）×10—4=1259.9
小汁
3230.8
小计
3388.6
总计
费用／万元
3446.8
费用（万元）
3579.0
百分率
100％
百分率
103.8％
方案四的总费用比方案三约高4％。
两者相差不到10％，仍可视为近似相等。
但方案四终究费用略高一些。
再考虑到方案三的提升、排水等环节都比方案四更少，即生产系统更为简单可靠一些。
所以决定采用方案三。
余下的一、三两方案均属技术上可行，水平服务年限等也均符合要求（大型矿井第一水服务年限应大于30a，故第三方案确定其阶段斜长为740m）。
两者相比，方案三的投资要比方案一高，其初期投资较少，生产经营费也可能略低
两方案需要通过经济比较，才能确定其优劣。
三、开拓方案经济比较
第一、第三方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于表25-6—表25-10。
表25-6建井工程量
项目
方案1
方案3
初期
主井井筒／m
副井井简／m
井底车场／m
主石门／m
运输大巷／m
275+20
275+5
1000
0
1700
240+20
240+5
1000
270
1700
后期
主井井简／m
副井井筒／m
井底车场／m
主石门／m
运输大巷／m
225
225
1000
800
6000+7700
260
260
21000
0+600
6000+27700
初期大巷（（750+100）2=1700）2=1700
后期大巷：
一水平（650+1500+750+100）2=6000
=水平15004+8502=7700，三水平15004+8502=7700
表25—7生产经营工程量
项目
方案1
项目
方案3
运输提升
／万t.km
工程量
运输提升
／万t.km
工程量
采区上山运输
一区段
二区段
三区段
四区段
2×1．2×983．04×4×O．174
=1642．07
2×1．2×983．04×3×O．174=：
1231．55
2×1．2×983．04×2×O．174=821．04
2×1．2×983．04×l×0．174=410．52
采区上山
一水平一区段
二区段
三区段
二、三水平
一区段
二区段
1．2×1045．14×3×O．185=696．06
1．2×1045．14×2×O.185=464．04
1．2×1045．14×1×O．185=232．02
2×1．2×941．58×2×O．167=754．77
2×1．2×941．58×1×0．167=377．39
大巷及石门运输
一水平
二水平
立井提升
一水平
二水平
1．2×4915．05×2．25=13270．64
1．2×4915．05×3．05=17989．08
1．2×4915．05×O．275=1621．91
1．2×4915．05×O．5=2949．03
一水平
二水平
三水平
立井提升
一水平
二水平
三水平
1．2×4180．62×2．52=12642．]9
1．2×2824．74×2．25=7626．80
1．2×282474×2．85=9660．61
1．2×4180．62×O．24=1204．02
1．2×2824．74×O．37=1254．18
1．2×2824．74×0．5=1694．84
维护采区上山
维护／万·a·m
1．2×2×6×2×870×12．38
×10-4=31.02
维护采区上山
维护／万·a·m
1．2×6×2×740×10．7×10-4=11．40
1．2×2×6×2×500×7．54×10-4=10．86
排水／万m3，
一水平
=水平
380×24×365×34．13×10-4
=11361．19
380×24×365×34．13×10-4
=11361．19
排水／万m3，
一水平
二水平
三水平
380×24×365×29×lO-4=9653．52
380×24×365×19．61×10-4=6527．8
380×24×365×19．61×10-4=6527．8
方案
方案一
方案三
项目
工程量
单价
／元.m-1
费用／万元
工程量
单价
/元·m-1
费用／万元
初
期
主井井筒
副井井筒
井底车场
主石门
运输大巷
295
280
1000
1700
3000
3000
900
800
88．5
84．0
90．O
136．0
260
245
1000
270
1700
3000
3000
900
800
800
78．O
73．5
90．O
21．6
136．0
小计
398．5
399．1
后
期
主井井简
副井井简
井底车场
主石门
运辅大巷
225
225
1000
800
13700
3000
3000
900
800
800
67．5
67．5
90．O
64．0
1096．0
260
260
2000
600
21400
3000
3000
900
800
800
78．0
78．0
180．O
48．0
1712．0
小计
1385，O
2096．O
共计（初期+后期）
1783．5
2495．]
表25—8基建费用表
表25—9生产经营费
方案一
方案三
项目
工程量
单价／元·m-1
费用／万元
工程量
单价／元·m-1
费用／万元
运输提升采区上山
一区段
二区段
三区段
四区段
一区段
二区段
1642．07
1231．55
821．04
410．52
0．508
O．652
0．759
O．832
834．17
802．97
623．17
341．55
696．06
464．04
232．02
754．77
377．39
O．669
O．760
O．834
0．762
0．835
465．66
352．67
193．50
575．13
315．12
小计
2601．86
1902．08
大巷及石门
一水平
二水平
三水平
13270．64
17989．08
O．392
O.381
5202．09
6853．84
12642.19
7626．8
9660．61
O．385
0．392
0．381
4867．24
2989．71
3680．69
小计
12055．93
11537．64
立井
一水平
二水平
三水平
1621．97
2949．03
1．32
0．85
2141．00
2506．68
1204．02
1254．18
1694．84
1．35
1．OO
O．85
1625．43
1254．18
1440．61
小计
4647．68
4320．22
运提费合计
19305．47
17759．9d
维护采区上山费
31．02
万.a.m
35
元.a.m
1085．70
22．26
万.a.m
35
元.a.m
779．10
排水费
一水平
二水平
三水平
11361．19
11361．19
O．0839
0．1525
953．2
1732．58
9653．52
6527．80
6527．80
O．0732
O，1129
O．1525
706．64
736．99
995．49
小计
2685．78
2439．12
合计
23076．95
20978．16
方案一
方案三
费用／万元
百分率/%
费用／万元
百分率/%
初期建井费
基建工程费
生产经营费
398．50
1783．5
23076．95
100
100
110
399．1
2495．1
20978．16
100．15
139．90
100
总费用
24860.45
105.91
23473.26
100
综合比较
方案一方案三
生产费用略高
基建费用明显低
延深次数1次两次
基建费误差小于生产费误差
开拓方案的综合评价可以采用矿井生产能力、第一
夸年限、初期基建投资、矿井总基建费用、建井工期、吨煤成本、煤炭采出率、矿井工艺
茫性、采掘机械化程度等主要指标。
开拓方案的综合评价可以采用矿井生产能力、第一
夸年限、初期基建投资、矿井总基建费用、建井工期、吨煤成本、煤炭采出率、矿井工艺
开拓方案的综合评价可以采用矿井生产能力、第一水平服务年限、初期基建投资、矿井总基建费用、建井工期、吨煤成本、煤炭采出率、矿井工艺采掘机械化程度
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