矿井开拓设计.docx

1、矿井开拓设计绪论经过半年的学习，让我掌握了较多的专业知识，通过这次课程设计，更让我了解到了理论与实践的差距，同时也感受到了自己在专业课方面的一些不足之处，其目的是巩固和扩大我们所学理论知识并使之系统化，培养我们运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高我们计算，绘图，查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间内独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作。煤层开采设计是煤炭开采重要环节，而煤矿开采技术根据煤层赋存条件的不同有很大差异。开采方式不对会造成煤炭的极大浪费，甚至会造成伤亡事故的发生。在21世纪，能源极为重要的时代，要适应蓬勃发展

2、的社会经济，就必须优化开采技术，体现绿色开采和可持续发展策略，而合理的开采设计则能有效减少煤炭损失，将赋存在地下的煤炭高速度，高效率的回采出，满足祖国经济建设对能源的需求。过本次课程设计，使我学到了更多的采矿专业知识，加深了我对所学专业知识的理解和认识。同时通过课程设计也培养了我们个人在实践中的发现问题、分析问题和解决问题的能力，培养了我们实事求是的科学态度和严谨的工作作风，为将来在工作岗位上更好的发挥自己的能力奠定了坚实的基础。再则，由于自己在学习过程中对于知识的理解以及接收能力有限，所以在设计过程难免出现错误，希望老师给予批评指正。一、矿井概况某井田含有俩个煤层，煤层厚度分别为m1=6mm

3、2=8m煤层间距为82米，煤层倾角13,煤层埋深煤露头15米煤，煤层倾斜长度为2000米，走向长度10000米，设计生产能力为300万t/年，采用胶带运输，属低瓦斯矿井，水文地质条件简单，顶底中等稳定沙岩。1、初步设计矿井开拓方式2、实际开采水平划分3、初步分析大巷布置方式4、对井底车场进行初步设计二、储量计算2.1矿井地质储量Zz=2000x10000m(6+8/1.25=35000万t2.2矿井工业资源/储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60溢探明的，30限控制的，10%是推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的喝控制的资源量中，70%!经济的基础储量，30%勺是边际经济的基础储量，则矿井

4、工业储量为；Z111b=35000M60%M70%=14700万tZ122b=3500030%70%=7350万t乙M11=3500060%30%=6300万tZ2M22=3500030%30%=3150万t由于地质构造简单，煤层赋存稳定可信度系数K取0.85;Z333k=3500010%0.85=2975万tZg=Z111bZ122bZ2M11Z2M22Z333k=147007350630031502975=34475万t2.3、矿井设计储量矿井设计储量中的R按矿井工业储量的3%古算，则；z.=34475-34475父3%=33440.75万ts2.4、矿井设计可米储量矿井设计可采储量中的P

5、2按矿井设计储量的2%古算，则；Zk=(33440.75-33440.75m2%)父75%=24578.951万t三、矿井服务年限3.1矿井的服务年限ZkAK24578.9513001.4=58.5a式中；T设计计算服务年限，年；A矿井设计生产能力，万t/a;K矿井储量备用系数，矿井设计取1.4。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Zb,备用量为：24578.951八,0.41.4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：24578.9

6、51-(7022.6X50%)=21067.65121067.7万t四、矿井开拓方案及技术比较4.1井筒布置1.1井筒型式选择由于井田地形平坦，不存在平碉开拓条件，所以可以采用立井开拓(主井装备箕斗)和斜井开拓(主井装备胶带)俩种型式。俩种方案比较如下：立井开拓:优点：适应性强，不厚煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文地质条件的限制，当表土层为富含水的冲击层和流沙层时，可以采用特殊方法施工。在开采相同深度的条件下，立井井筒短，相应的管缆敷设长度短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别的有利，对于副井采用立井更具有优越性。立井的井筒断面大，能放下较大的材料和设备，井筒的支护条件好，易于维护，通风阻

7、力小、允许通过的风量大，利于通风。缺点：井筒施工技术复杂，需要设备多，要求有较高的技术水平，井筒的装备复杂，成井的速度较慢，开凿的费用高，基建投资大。另外，立井延伸困难，对生产干扰大。斜井开拓：优点：井筒的掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业场地建筑、井筒装备、井底车场及碉室也较简单，斜井一般无需大型提升设备。初期投资少，建井期较短。斜井延伸方便，对生产干扰小。缺点：在相同的煤层条件下，斜井井筒的长度比立井的井筒长度短，围岩不稳定时不易维护，维护费用高，提升速度慢，提升能力低。为满足通风要求有时需要增开风井。当表土为富含水的冲击层或流沙层时，斜井开掘技术复杂，有时难以通过。该煤矿的

8、倾斜长度为2000米，煤层倾角为13,垂深为450米，经上面比较采用立井开拓较为合理。为了工业场地布置集中，管理方便，保护井筒的煤柱损失较少，尽快构成矿井通风系统，通风方式选择中央并列式通风，副井进风，主井回风。4.1.2井筒位置选择将井筒布置于于井田中央，这样可以避免单翼开采。此布置方法具有以下优点：1、沿井田走向的运输工作量最小，运输费用最低2、配风量比较均衡，通风线路短，通风阻力小。3、俩翼产量比较均衡，俩翼开采的年限和结束时间均较接近，有利于水平接这种布置方式完全适用此次设计的要求。1阶段划分和开采水平设置根据井田条件和煤炭工业矿井设计规范的有关规定，本井田可划分为23个阶段，设置13

9、个开采水平。阶段内采用采区式准备方式，每个阶段沿走向划分为6个走向长1660m的采区，采区划分为若干区段。在井田每翼布置一个生产采区，为减少初期工程量，缩短建井时间，采区间采用前进式开采顺序。因井田内瓦斯和涌水量均较大，采用上下山开采，下山部分在技术上困难较多，故决定阶段内均采用上山开采，由于井田斜长较大，倾角在为15。左右，因此排除了单水平上下山开采的开拓方案。这样，阶段划分和开采水平设置有两个方案，一是井田划分为两个阶段，设置两个开采水平；二是井田划分为三个阶段，设置三个开采水平。1阶段和开采水平的参数1水平垂高两阶段、两水平：1000飞所130=224.9m,可取整为225m三阶段、三水

10、平：700Msin130=157.5m,可取为158m600sin130=135.0m,可取为135m1开采水平实际出煤量两阶段、两水平方案第一、第二阶段为：21067.7/2=10533.83万t三阶段、三水平方案第一、第二阶段：(21067.7/2000)父700=7373.695万t第三阶段:(21067.7/2000)600=6320.31万t1水平服务年限两阶段、两水平方案：第一、第二水平:58.5/2=29.25a三阶段、三水平方案第一、第二水平:(58.5/2000)x700=20.48a第三水平：(58.5/2000)x600=17.55a1采区服务年限开采水平内每翼一个采区生

11、产，矿井由两个采区同采保证产量，考虑1a的产量递增和递减期。两阶段、两水平方案中的采区服务年限：(29.25/3)+1=(9.75+1)a三阶段、三水平方案中的采区服务年限：一、二水平采区:(20.48/3)+1=(6.83+1)a三水平采区:(19.61/3)+1=(6.54+1)a1区段数目及区段斜长两阶段、两水平方案：每个阶段划分为5个区段，区段斜长为1000/5=200m三阶段、俩水平方案：一、二水平划分为4个区段，区段斜长为：700/4=175m；三水平划分为3个区段，区段斜长为：600/3=200011区段采出煤量两阶段、两水平方案每个水平6个采区，每个采区5个区段，每个区段出煤量

12、：10533.83/6/5=351.13万t三阶段、三水平方案：一、二水平6个采区，每个采区4个区段，每个区段出煤量:7373.695/6/4=307.24万t三水平6个采区，每个采区3个区段，每个区段出煤量：6320.31/6/3=351.13表4-1阶段主要参数阶段划分数目阶段斜长/m水平垂局/m水平实际出煤区段数目/个区段斜长/m区段采出煤量/万t/万t服务年限/a水平采区2100022510533.829.259.75+52006351.131337001587373.720.486.83+41756307.2147001587373.720.486.83+41756307.21460

13、01356320.3117.556.54+32006351.113说明在采出煤量计算中，把备用储量的一半划为地质损失，另一半划为矿并由于增产开采的储量；把增产储量合并计入开采水平实际采出的煤量中。采区服务年限按设计平均服务年限加上一年的产量递增、递减期计算。大巷的布置考虑到该煤矿只含有俩层煤，且煤层的间距为80米比较大，故采用分层布置大巷。可将大巷分别布置于俩煤层底板下的中等稳定的砂岩中，可以减小煤柱损失和保证大巷的维护。上阶段的运输大巷留做下阶段的回风大巷使用。这样布置大巷可以有效的减少工程量。施工技术及装备简单，初期投资较少，建井速度较快。上山布置将采区上山布置于煤层煤的底板下部30米的中

14、等稳定的砂岩中，并在采后加以维护。开拓延深方案两种延深方案：一是直接延深，二是暗斜井延深。根据前述各项决定，在技术上可行的开拓方案有四种，如附图所示方案1和方案2的区别在于第二水平是用暗斜井还是直接延深立井。俩方案的生产系统都比较简单可靠。俩方案对比，方案1需多开立井井筒（2x225、阶段石门（974附和立井井底车场，并相应地增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。第2方案则多开暗斜井井筒（倾角13,2x1000m）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。粗略估算结果如表对俩方案的基建费和生产费用粗略估算如下表，粗略估算后认为：方案1和方案2相比，方案一比较经济。同时方案1

15、的提升、排水工作环节少，人员上下比较方便且1方案通风优于方案2,所以决定选用方案1。方案3和方案4的区别也仅在于第三水平是用立井直接延深还是采用暗斜井延深。粗略估算结果如表，方案3的费用比方案4总体较低，并且方案3的排水、提升等环节比4更少，所以采用方案3。表4-2方案1和方案2粗略估算费用万万案1万案2案加2X225X3000X主暗斜井1000X1050X10-4=105.0基开凿10-4=135.0开凿1000X1150X10-4=115.0建974X974X10-4=94.8费石门副暗斜井/开凿1000X900X10-4=90.0开凿(300+500)X900X万10-4=72.00元井

16、底上、下斜车场井车场小计319.8小计292.0立井1.2X4915.05X0.5X暗斜井1.2X4915.05X0.87X0.48=2463.0提升0.85=2506.7提升10-4=1732.61.2X2824.74X0.37X石门1.2X2824.74X0.60X立井提升0.92=1153.8万运输0.381=774.9立井排水380X24X365X19.6义10.1525义10-4=995.5排水（斜、立井）380X24X19.61(0.053+0.14)=1259.9365义10-4小计3211.0小计3357.4费用3446.5费用3559.4百分100%百分率103.3%总率五、

17、开拓方案的详细经济比较第1方案和第3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3-7表3-11,方案1和方案3初期和后期大巷工程量计算如图3-10。表5-1开拓方臬：1和3的建井工程量项目力杀1力于3主井井筒（M240+20331+20副井井简（M240+5331+5初期井底车场（m）10001000主石门（m0270运轴人苍（m20002000主井井简（m225135副井井筒（m225135后期井底车场（m100021000主石门（m974585运轴人苍（m7000+90007000+29000项目力杀1项目力于3运输提升（万t.km）采区上山

18、运输一区段二区段三区段四区段大巷及石门运输一水平二水平立井提升一水平二水平工程量2X1.2X983.04X4X0.174=1642.072X1.2X983.04X3X0.174=1231.552X1.2X983.04X2X0.174=821.042X1.2X983.04XlX0.174=410.521.2义4915.05义2.25=13270.641.2义4915.05义3.05=17989.081.2义4915.05义0.275=1621.911.2义4915.05义0.5=2949.03运输提升（万t.km）采区上山运输一、二水平一区段二区段三区段三水平一区段二区段大巷及石门运输一水平二水

19、平三水平立井提升一水平二水平三水平工程量2X1.2X1045.14义30.185=1392.122X1.2X1045.14义20.185=928.08义21.2义1045.14义10.185=464.041.2义941.58义20.167=377.391.2义941.58义10.167=1881.2X4180.622.52=12642.91.2X4180.622.25=11287.671.2义2824742.85=9660.611.2X4180.620.24=1204.021.2X4180.620.37=1856.201.2义2824.740.25=1694.84XXXXXXXXXXX维护采区

20、上1.2X2X6X2X1000维护采区上1.2X2X6X2X700X10.7表5-2生产经营工程量X12.38X10-4=35.65山（万ma）10-4=6.51380X24X365X34.1310-4=9653.52排水（万m3）X10-4=11361.19一水平380X24X365X29X380X24X365X34.13二水平10-4=9653.52380X24X365X29X排水（万m3）一水平二水平X10-4=11361.19三水平380X24X365X19.61X10-4=6527.8表5-3基建费项目力杀1力杀3工程量单价费用工程量单价费用/m/万元/m/元。/万元元.m-1m-1

21、主井井2603000783513000105.3筒副井井245300073.53363000100.8筒初井底车100090090.0100090090.0期场主石门08000.027080021.6运输大巷2000800160.02000800160.0小计401.5477.7主井井225简300067.5135300040.5副井井225300067.5135300040.5简后井底车100090090.02000900180.0期场主石门80097477.958580046.8运辅大巷137008001096.0214008001712.0小计1398.92019.8共计（初期十1800

22、.42497.5后期）表5-4生产经营费力杀1力于3项目工程量单价费用工程量单价费用/m/元/万元/m/元。/万元z.m-1m-1运采区上山1392.120.669931.32输一区段1642.070.508834.17928.080.760705.34提二区段1231.550.652802.97464.040.834387.00升三区段821.040.759623.17377.390.762287.57四区段410.520.832341.55188.690.835157.56小计2601.862468.79大巷及石门一水平13270.640.3925202.0912642.190.38548

23、67.24二水平17989.080.3816853.8411287.670.3924424.77三水平9660.610.3813680.69小计12055.9315972.7一水平二水平三水平1621.972949.031.320.852141.002506.681204.021856.21694.841.351.000.851625.431856.21440.61小计4647.684922.24运提费合计19305.4720894.94维护米区上山费35.65351247.7528.0835702.8排水费一水平二水平三水平万m311361.1911361.19元/m30.08390.152

24、5953.21732.58万m39653.529653.526527.80元/m30.07320.11290.1525706.641089.88995.49小计2685.782792.01合计23046.9526858.54表3-11费用汇总ZuK1Zu33项目费用/万元费用/万百分率/%元百分率/%初期建井费基建工程后期基建401.5100477.7118.98%费费1398.91002019.8144.38%小计1800.41002497.5138.72%生产经营费23046.9510026858.54116.53%总费用24847.35105.9129356.04118.14%在上述经济

25、比较事需说明以下几点:、两方案的各采区均布置两条采区上山，且这些上山的开掘单价近似相同，考虑到全井田中采区上山的总开掘长度相同，即两方案的采区上山总开掘费近似相同，故未对比计算；另外，采区上部、中部和下部车场的数目在两方案中虽略有差别，但基建费的差别较小，故也未予计算、立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用均按运输费用的20%估算。、井筒、井底车场、主石门、阶段大巷及总回风巷等均布置于坚硬的岩层中，它们的维护费用低于5元/a.m,故比较中未对比其维护费用的差别。、采区上、中和下部车场的维护费用均按采区上山维护费用的20%估算。采区上山的维护单价接受采动影响与未受采动影响的平均维护单价估算。由

26、对比结果可知，方案3的初建费用和后期基建费用均高于方案1且方案3比方案1的总费用高出18%。所以，从经济角度选择方案1优于方案3。从开采接续看，方案3需要延深俩次，方案1仅需一次延深。综上所述，可认为：方案1和方案3在技术不相上次时，但方案1的基建投资较少后期建设投资以及总投资费用少，开拓延深对生产的影响期略少一些。所以决定采用方案1,即矿井采用立井两水平开拓；第一水平位于-190m,第二水平位于-415m,两水平均只采上山阶段；阶段内沿走向每1660m划分一个采区，阶段内划分6个采区，每个采区划分为5个工作面长度为200米的区段。七.井底车场的布置7.1设计要求(1)井底车场富裕通过能力，应大于矿井设计生产能力的30%。(2)井底车场设计时，应考虑增产的可能性。(3)尽可能地提高井底车场的机械化水平，简化调车作业，提高井底车场通过能力。(4)在开拓方案设计阶段，应考虑井底车场的合理形式，特别要注意井筒之间的合理布置避免井筒间距过小而使井筒和巷道难于维护、地面绞车房布置困难。(5)应考虑主、副井之间施工时便于贯通。6)在初步设计时，井底车场需考虑线路纵断面闭合，以免施工图设计时坡度补偿困难。(7)在确定井筒位置和水平标高时，要注意井底车场巷道和碉室所处的围岩情况及岩层的含水情况，井底车场巷道和碉室应选择在稳定坚硬的岩层中，应避开较大断层、强含水层、松软岩层和