采矿工程毕业设计

前 言采矿工程专业毕业设计是四年大学学习的终结考核，也是这四年学习生活的一次深刻的总结。在学校教学环节安排下，通过认识实习、生产实习、毕业实习已较为全面的了解了矿井的各个生产系统，使所学的专业知识得到了实践，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合理、完善。本设计是四川煤矿地质资料为基础，根据指导老师的具体要求进行设计的。矿井自然地质条件简单，主采3煤层，平均厚度4.5m，属厚煤层。煤层自燃性发火倾向级，为不易自燃煤层，煤尘不具有爆炸危险性，矿井瓦斯含量高，相对瓦斯涌出量为13.29m3/td，为高沼气矿井，矿井涌水量较大，正常涌水量158.4m3/h，最大涌水量395.1m3/h。井田内小断层较为发育煤层产状较为复杂，煤层局部起伏较大，在一定程度上给开采设计带来了困难。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，对四川大黑山煤矿三号井进行了矿井初步设计。设计中所采用的矿井开拓方式、准备方式以及回采工艺经过方案比较和验算符合自然地质条件限制，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。中文摘要本设计是对四川大黑山煤矿三号井3#煤层所作的矿井初步设计。大黑山煤矿三号井自然地质条件简单，3#煤层平均厚度4.5m，属厚煤层，煤层赋存稳定，埋藏浅，地质构造简单，储量丰富。矿井瓦斯涌出量大，属高沼气矿井，煤尘不具有爆炸危险性， 煤层无自然发火倾向，矿井涌水量较大。本次设计主要对矿井开拓方式、准备方式和采煤方法进行了初步设计，对矿井运输、提升、通风、排水等生产系统进行了描述和设备选型计算。设计中采用立井一水平上下山开拓，二水平暗斜井延深，盘区式准备，布置一个综采大采高走向长壁工作面，一个工作面满足150万t/a的生产要求。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，严格执行煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范中的相关规定。关键词：矿井初步设计 立井开拓 暗斜井延深 盘区开采 综采大采高工艺 2目 录前 言11 井田概况及井田地质特征11.1井田概况11.2 井田地质特征22 矿井储量、年产量及服务年限62.1井田境界62.2 井田储量72.3矿井年产量及服务年限103 井田开拓123.1概述123.2井田开拓123.3井筒特征193.4井底车场223.5开采顺序及采区、采煤工作面的配置274 准备方式304.1概述304.2准备方式304.3综采工艺设计335 矿井运输、提升及排水375.1矿井运输375.2矿井提升445.3矿井排水536 矿井通风与安全技术596.1矿井通风系统596.2风量计算及风量分配616.3全矿通风阻力计算656.4扇风机选型676.5矿井安全技术措施71后 记77致 谢78参 考 文 献79附录三 附图801 井田概况及井田地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置大黑山煤矿三号井地理坐标为北纬353411353950,东经11236061124349。1.1.2地形地势本井田地形为低山丘陵区，沟谷发育。中部高，东、西部低，最高点标高为1146.5m，最低标高为691.3m，相对高差为455.2m。1.1.3气象及地震此城市属暖温带大陆性气候。四季分明，温暖宜人，日照充足,无霜期长。据城市气象站资料,年平均气温11,极端最低气温-22.8（1956年1月21日），极端最高气温38.6（1967年6月4日）。雨季为7、8、9三个月，平均年降水量622.7mm，最小295.9mm（1965年），最大1010.4mm（1956年）。平均年蒸发量1783mm。根据中国地震烈度区划图（1990）划分：本井田属地震烈度区度区；根据中国地震参数区划图（GB18306-2001），本区所属地震动峰值加速度分区为0。1.1.4水源和电源大黑山煤矿三号井没有可作为供水水地表水，所以该矿井供水水源取用地下水，根据矿井的水文地质资料，中奥陶马家沟组石灰岩是较好的供水水源，可作为矿井建设时期和生产时期的生产生活用水。该矿工业场地附近有一座已运行的史村河35千伏变电站，变压器容量23200千伏安，电压等级为35/10千伏，主要供周围农业和地方用电。在东沟镇附近有一座220千伏变电站，变压器容量为2120兆伏安，电压等级为220/110/10千伏。从东沟220千伏安变电站引两回110千伏架空线路至成庄工业广场110千伏变电站作为成庄煤矿二号井的永久电源，线路长12公里左右。可在史村河35千伏变电站增设变压器作为大黑山煤矿三号井初期施工电源。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地层本井田由东向西、岩层从老到新。现分述如下：一、奥陶系中统下马家沟组（O2x）以中厚层状石灰岩为主，下部夹泥质灰岩和含石膏的泥质角砾状灰岩，中下部岩溶发育，呈蜂窝状小溶洞相互连通，一般可见13层，洞内可见黄褐色沉淀物。本组岩溶发育，含水丰富，是矿区水源的重要取水层段。本组厚度约为178.32m。二、奥陶系中统上马家沟组（O2s）以浅灰深灰色致密性脆的厚层状石灰岩为主，次为泥质灰岩，具方解石细脉。本组厚177.04m254.13m，平均207.96m，富水性弱于下马家沟组。三、奥陶系中统峰峰组（O2f）以深灰色坚硬致密的厚层状石灰岩及角砾状灰岩为主，砾石成分较复杂。在个别钻孔中见到顶部具薄层状黄铁矿，为本溪组沉积物。本组厚42.79m86.13m，平均68.38m。1.2.2煤层及其顶底板特征1、含煤性 井田内主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组，总厚度116.97m185.15m，平均厚度141.81m，含煤11层，煤层总厚度14.23m，含煤系数10%，其中本次计算资源储量和蕴藏量的煤层有3层，总厚度11.33m。2、主要可采煤层井田内主要可采煤层为3煤层，该煤层位于山西组下部，沉积稳定，上距K8砂岩34.80m左右，下距K7砂岩顶面6.12m左右，下距9号煤层44.82m左右。厚4.40m4.68m，平均4.5m。煤层倾角平均6。详见表11 可采煤层特征表。地层单位地层单位岩石名称厚 度层间距（m）岩 性 特 征P1xK8细、中粒砂岩1.3033.007.3034.8深灰色，细中粒长石石英杂砂岩P1s3煤4.404.684.5厚度大且稳定6.12K7细粒砂岩0.3514.093.98深灰色，薄层状，细粒砂岩，具波状层理1.64C3t5煤01.370.78厚度小且不稳定8.33K5石灰岩1.004.482.35深灰色，致密坚硬，含星散状黄铁矿及腕足类化石，沉积稳定21.58K上4石灰岩00.900.49深灰色，含泥质较多，沉积不稳定0.009煤0.150.600.4厚度小且较稳定19.48K3石灰岩0.206.192.80灰深灰色，厚层状，致密坚硬、性脆，偶夹燧石条带，产动物化石，沉积稳定6.65K2石灰岩7.1014.139.85深灰色，厚层状，致密坚硬，块状，性脆，含丰富的动物化石，厚度大且稳定0.615煤0.40.70.6厚度小且较稳定9.76K1细粒砂岩05.433.30灰灰白色，细粒砂岩，硅质胶结表1-1 主要标志层情况一览表 表1-2 可采煤层特征表 31.2.5 煤 质根据煤岩和煤化学特征，井田内各煤层均属中等变质的无烟煤，按“中国煤炭分类国家标准”（GB5751-86）划分煤类，并经统计，3号煤层中无烟煤三号和无烟煤二号各占一半。1、煤岩特征和机械性能总的来讲，3号煤以光亮型煤为主，半亮型煤次之，颜色呈黑色，条痕为黑色，似金属光泽，致密坚硬，具贝壳状或阶梯状断口，不染手，节理裂隙较发育，且常被方解石或黄铁矿脉充填。煤的视（相对）密度介于1.431.46g/cm3之间。由于煤本身致密坚硬，加之煤层结构简单，宏观煤岩类型为均一状结构，块状构造，再加上井田内构造简单，煤层受挤压、剪切力小，所以3号煤层成块率高。2、煤的化学组成及其特征3煤产品质地优良，性能稳定，为热稳定性好，发热量大，机械强度大、低灰、特低硫、特低挥发份、固定碳含量高、化学活性高、灰熔点高、产块率高的无烟煤。详见表1-3 煤的工业分析表 表13 煤的工业分析表 煤层名称煤牌号水分M（%）灰份A（%）挥发分V（%）含磷P（%）含硫S（%）发热量Q(J/g)3无烟煤0.562.901.6210.6922.9015.206.509.637.800.0140.420.077050.290.690.4432.1235.7634.911.2.6其他开采条件1、瓦斯矿井瓦斯相对、绝对涌出量分别为13.29m3/t.，145.97m3/min。，属高瓦斯矿井2、煤尘与自燃据地质报告和大黑山煤矿三号煤层测试数据，3号煤层无爆炸危险性；虽然煤尘无爆炸性，但是，煤尘是井下生产环节中一种极其有害的物质，它在一定条件下会引起燃烧，爆炸，甚至危害生产人员的健康，因此在煤矿生产中必须高度重视煤尘的防治。据大黑山煤矿三号煤层测试成果，自燃性发火倾向级，为不易自燃煤层。但由于9号和15号煤层为高硫煤，煤堆可能会起火燃烧，因此注意减少地面堆煤量及堆积时间。3、地压大黑山煤矿三号煤层最大埋深532.83m（310号钻孔），一般埋深300m左右，在井田东部有3号和9号煤层露头出现，在井田东部边界外附近有15号煤层露头出现，15号煤层上距3号煤层84m左右，最大埋深616.20m（310号钻孔），且3、9、15号煤层均有坚硬的老顶或直接顶，因而，该矿矿山压力不会很大，给选择支护创造了有利的条件。80 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： 一、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。二、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：北：以纬线3945000为界；南：以寺和煤矿井田边界为界；东：以经线516750为界；西：以经线513250为界。由于本井田地质构造较简单，煤层赋存稳定，埋藏浅。受断层的影响小。本设计按井田的勘探程度拟将成庄井田划分六个块段，分别记为A块、B块、C块、D块、E块、F块。井田面积总面积为五个块段之和，故井田总面积S=SA+SB+SC+SD+SE+SFSF=4.251+5.892+4.787+3.069+2.870+2.684=23.553km2。注：计算面积使用的是AutoCAD2004的面积计算程序。所计算得的面积为投影水平面积，除以煤层倾角的余弦值，换算成井田的面积。2.2 井田储量2.2.1矿井工业储量矿井工业储量是勘探地质报告中提供的“年利用储量”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规定。对于地质开采条件简单的大型矿井，井田内A+B级储量占总储量的比例为40%；第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例为70%;第一水平内A级储量占本水平储量的比例为40%。利用地质块段法和算术平均法计算本设计矿井工业储量。计算说明：参与计算的煤层为3#煤层。井田内钻探工程基本线距，对A级储量，要求线距为7501000 mB级储量要求为15002000 m，C级为30004000 m。储量计算结果详见表2-1。表2-1 3#煤层储量计算表块段编号块段平面积（m）煤层厚度（m）煤层倾角（）保有工业储量（万t）备注A4080812.54.7862945.74A5657788.14.563844.85A4596512.74.5863179.17B2946811.44.4261966.95B2755997.04.561872.88C2576720.14.4361723.82矿井工业储量Q=9969.76+3839.83+1723.82 =15533.41万t2.2.2矿井设计储量矿井工业储量减去设计计算的断层保护煤柱、井田边界保护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包括：井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱；永久煤柱的留设：1、断层保护煤柱本井田内断层少，且落差很小，对开采设计不造成影响。故不留设断层保护煤柱。2、井田边界保护煤柱的留设井田边界保护煤柱均留设20 m。总的损失煤量为：Q边=412129.084.51.452689142.2t268.9万t故矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失 =15533.41（0+268.9） =15264.51万t2.2.3矿井设计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即为矿井设计可采储量。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。1、井筒及工业场地保护煤柱留设按规范规定，年产1.5Mt/a的大型矿井，工业场地占地面积指标为1公顷/10万吨。故可算得工业场地的总占地面积：S=115=15公顷=1.510 5 m2 可知工业场地占地150000 m2，设其沿倾向长边为500m，走向短边为300m。根据建筑物级别围护带宽取20m。又得知矿区安全系数k=250，故安全深度H=Mk=4.5250=1125m（式中M为采高）。由井筒深小于安全深度可知，立井井筒和工业场地只需留一个总的安全煤柱。煤层倾角=5，煤层埋藏深度Ho=476m，松散层厚h=13m，3煤层平均厚度分别为4.5m。矿区=72，=69，=72，松散层移动角=45。根据垂直剖面法计算工业广场保护煤柱，计算见图2-2-1所示.经计算，梯形ABCD的面积即为3煤层保护煤柱压煤面积，则：SABCD=（560+614）805/2=472535 m2则保护煤柱压煤量为：Q =SM/cos12=4725354.51.45/cos6=308.33万t 式中:S保护煤柱面积，m2； M煤层厚度，m； 煤层容重，t/m3。 煤层倾角，。详见图2-1垂直剖面法留设保护煤柱2、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱留设根据本设计开拓方案知，主要运输大巷为岩巷留30m保护煤柱，上下山各巷道间距留设30m、两侧各留设30m保护煤柱。Q巷=11376.551001.454.5=742.32万t矿井设计可采储量=（15533.41-268.9-3088.33-742.32）75% =106.6039Mt矿井储量汇总见表2-2。图2-1垂直剖面法留设保护煤柱表2-2 矿井储量汇总表 煤层名称工业储量（万t）矿井设计储量矿井可采储量煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量（万t）断层境界工业场地井下巷道回采率3#15533.410268.915264.51308.33742.3275%10660.39合计15533.410268.915264.51308.33742.3275%10660.392.3矿井年产量及服务年限2.3.1矿井工作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、处理、开采条件、设备供应以及国家需煤等因素确定。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1.5Mt/a。2.3.3矿井服务年限矿井服务年限按下式计算： T Z/KA 式中：T矿井服务年限，a Z矿井可采储量，Mt A矿井生产能力，Mta K储量备用系数，取1.4. 则 T=106.6039/（1.41.5）=50.76a50a按矿井设计规范规定，井型为1.5Mt/a的新建矿井服务年限不得小于50年。经计算后的矿井服务年限为50.76年，满足设计规范规定的服务年限 。3 井田开拓3.1概述3.11影响设计矿井开拓的主要因素分析由于大黑山煤矿三号井煤层赋存稳定，埋藏浅，地质条件简单，储量丰富，开采技术条件好等多方面的有利条件，建设一对大型矿井是完全有可能的，由于井田范围内煤层产状较为复杂，煤层局部起伏较大，在提开拓方案时可考虑将成庄矿二号井井田划分成三个小井田，建设三对矿井，则每对矿井走向长度短，除中部小井外，两翼小井位于储量级别不高的块段，尚需补充勘探，影响建井速度，地面摊子多，占地多，管理分散，效率较底，而建设一对大型矿井与三对小井相比，无论是吨煤投资，出煤时间，万吨掘进率，资金返本期及生产管理等技术经济效果，都显示出是先进合理的。因此，设计不再搞分散建井方案。3.2井田开拓3.2.1开采地质条件根据地质报告及设计题目要求知，该井田主采煤层为3#煤层，煤层倾角平均为5，平均厚度4.5m，煤层赋存稳定。井田范围断层少，且落差小，对矿井开拓影响不大；矿井涌水量不大，正常涌水量158.4m3/h，最大涌水量395.1m3/h；相对瓦斯涌出量13.29m3/h,绝对瓦斯涌出量145.97m3/min，为高瓦斯矿井。井田走向6.85Km，倾向3.5Km。3.2.2井筒形式、数目、位置及开采水平的确定1、井田内划分及开采水平数目及标高：根据煤层赋存状况，煤层倾角平均5，属近水平煤层。可将井田直接划分为盘区，分两个水平开采，盘区内划分为若干个区段，每个区段布置一个采煤工作面。采煤工作面沿煤层走向推进，采用单一走向长壁后退式综合机械化采煤法采煤，全部跨落法管理顶板。鉴于成庄井田地质条件，回采工作面走向长度不受规定限制。水平标高的确定：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，设计第一水平标高为+544m，第二水平标高为+490。2、井筒形式、数目及位置的确定（1）井筒形式的选择该井田内可采煤层埋藏浅，后期开采深度在+620+470m，煤层倾角平缓，为36左右。第一水平决定采用立井上山开拓方式。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。本矿井为高瓦斯矿井，煤层赋存较浅，设计采用一对主、副井提升，盘区边界风井回风的开拓方式。（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。3、主要运输大巷和总回风大巷的布置及与煤层间的联系方式（1）开采水平大巷的布置由于该矿煤层倾角小，井底车场距离煤层近，可直接沿煤层走向方向布置运输大巷。（2）开采水平大巷位置的选择本设计拟将开采水平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，煤柱损失量小，安全条件好3.2.3开拓方案比较（一）方案的提出及说明由于该矿为高瓦斯矿井，不适合采用下山开拓。所以本设计在开拓方案比较中直接将下山开拓方案舍弃。根据以上论述和现有的生产开采及设备水平，提出以下四种技术上可行的方案。详见图3-1、3-2、3-3、3-4。方案说明：根据井田煤层赋存条件，各方案均将井田划分为两个水平两个阶段，阶段内划分区段即工作面。矿井采用两翼对角式通风方式，矿井投产初期北风井位于盘区边界。各方案不同之处：方案一：立井一水平上山式立井延深二水平上山式开拓。主、副井均为立井的单一开拓方式，第一水平标高+544m，井筒落底后直接做运输大巷沿运输大巷做盘区上山；第二水平立井筒延深至440m水平标高，做上山式开拓。方案二: 立井一水平上下山式暗斜井延深二水平上下山式开拓。该方案第一水平立井开拓，第二水平暗斜井延深。第一水平标高+544m，井筒落底后直接做运输大巷沿运输大巷做盘区上山，在+613m处增设一个辅助水平采用上下山开拓；第二水平以第一水平运输大巷做暗斜井延深至+490m水平标高作上下山式开拓。方案三:主斜井、副立井一水平上下山式暗斜井延深二水平上下山式开拓。该方案第一水平主斜井、副立井上下山式开拓，主斜井落底于+544m水平，根据地质条件及设计规范，确定主斜井倾角为16，在+613m处增设一个辅助水平作上下山开拓；副立井同前。第二水平采用暗斜井延深至+490m水平作上下山式开拓。图3-1 方案一：立井一水平上山式立井延深二水平上山式开拓图3-2 方案二：立井一水平上下山式暗斜井延深二水平上下山式开拓图3-3方案三:主斜井、副立井一水平上下山式暗斜井延深二水平上下山式开拓图3-4 方案四：立井一水平上山式暗立井延深二水平上下山式开拓方案四：立井一水平上山式暗立井延深二水平上下山式开拓。该方案第一水平立井开拓，第二水平暗立井延深。第一水平标高+544m，井筒落底后直接做运输大巷沿运输大巷做盘区上山；第二水平以至第一水平运输大巷作暗立井延深至+490m水平标高作上下式开拓。（二）技术比较方案一与方案二相比，方案一的生产系统较为简单，但井巷工程量大，运输距离长，且立井延深后需另作一井底车场，增加了生产系统的复杂性，井巷维护费用以及开拓费用相对很大；方案二作暗斜井延深，第二水平充分利用第一水平的井底车场，减少了井巷工程量，且暗斜井可铺设皮带运输机作主运输，减少主立井的提升高度，有利于煤流的连续性。且方案二考虑到矿井南翼煤层起伏较大需增设辅助水平，虽然该矿井属高瓦斯矿井，不适合做下山开采，但通过增加相应的安全技术措施和提高管理水平等手段是可以克服上述不利因素的。所以方案二优于方案一。方案三与方案二相比，方案三采用主斜井开拓，井巷工程量大，煤炭运输较方案二连续且运输能力大，对投产盘区煤炭运输较优越，但对后期开采的深部煤层，其运输距离过长，显然不如方案二整体布局合理。故方案二整体上优于方案三。方案四与方案二相比，在二水平延深时方案四暗立井延深井巷工程量较暗斜井大，且需另作一个井底车场。而方案二作暗斜井延深则可以减少井巷工程量；且暗立井延深对二水平的煤炭运输不连续，需经一次较大的转载，增加了煤炭运输的复杂性。经以上技术比较分析，在盘区布置相同的情况下，方案二在技术上明显优于方案一、方案四，所以方案一、方案四不参与经济比较。方案二虽较方案三在整体布局上合理，对整个矿井开采照顾周全，但仍需作经济比较，确定是否采用之。（三）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，详见表3-1、3-2、3-3、3-4。在经济比较时，作以下几点说明：两方案所有水平布置、阶段上下山、采区内部划分及巷道布置均相同，故采区内的运输、排水、通风及巷道维护费用相同，不做比较；大巷运输对整个矿井而言，井巷工程量相同，不同为参考一、二水平的煤炭资源储量，作运费和生产经营管理费用比较；立井、大巷、石门的辅助费用均按运费的20%进行计算；4、各费用单价参考煤炭井巷工程辅助费用综合预算定额和煤炭井巷工程综合预算定额。表3-1 基建工程量 单位：m 项目方案二方案三前期后期前期后期主井井筒4811593副井筒476+5476+5运输大巷2978950029789500井底车场1050786合计4990950058189500 表3-2 生产经营工程量 项目方案二方案三运输提升万tkm大巷运输前期1.22040.751.489=2850.51.22040.751.489=2850.5后期1.28619.644.750=12039.91.28619.644.750=12039.9井筒提升1.210660.390.481=6153.21.210660.391.593=20378.4井筒维护/(万ma)1.248150.7610-4=2.91.2159350.7610-4=9.7 表3-3 基建费用表 方案项目方案二方案三工程量10m单价元10m-1费用万元工程量10m单价元10m-1费用万元主井井筒48.173395353.0315927101430.91初期运输大巷297.818783559.4297.818783559.48后期运输大巷950187831784.4950187831784.4井底车场10540592426.210540592426.2合计3123.033200.99表3-4 生产经营费 项 目方案二方案三工程量万tkm单价元（tkm)-1费用万元工程量万tkm单价元（tkm)-1费用万元大巷运输前期2850.50.3921117.42850.50.3921117.4后期12039.90.3924719.6412039.90.3924719.64井筒提升6153.21.328122.2220378.40.5511028.12井筒维护2.90.431.259.70.373.59合计13960.5116868.83 表3-5 费用汇总表 项目方案二方案三费用万元百分率费用万元百分率基建工程费3123.021003200.99102.5生产经营费13960.5110016868.83120.8总费用17083.5310020069.82117.5（四）综合比较从费用汇总表来看，方案二在基建工程费用和生产经营费用都较方案三优越，且方案二在技术上更合理可行，所以认为方案二优越。综上所述，决定采用方案二。即立井一水平上下山式加暗斜井二水平上下山式开拓。矿井为两个水平，第一水平位于+544m,第二水平位于+490m。第一水平为上下山式布置，一个阶段为两个盘区，首采盘区为北翼盘区为一个上山盘区,北翼盘区煤层起伏较大开采时可在+613m标高作一个辅助水平作上下山开拓。回风井位于个盘区边界。详见附图一井田开拓方式平面图。3.3井筒特征3.3.1井筒断面尺寸井筒断面的确定依据主要根据提升容器的种类、数量及外形尺寸，井筒装备的类型、规格、最小允许间隙，井筒的用途、管路、电缆、梯子间的平面尺寸等确定。本设计矿井年量为1.5Mt/a，选立井井筒装备如表3-6所示3.3.2井筒装备主井：主井负责提煤。井筒装备一对16t箕斗，刚性罐道。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。井筒内装备一对1t双层四车罐笼，布置排水、压风、洒水、电缆等管线和梯子间，刚性罐道。表3-6 立井井筒装备表 矿井生产能力主井副井风井1.5 Mt/a两套16t箕斗带平衡锤一对1t双层四车罐笼、梯子间、管子间梯子间3.3.3井筒断面确定 根据井筒断面确定原则，确定井筒净直径如下:主井井筒：6.5m；副井井筒：6.5m；风井井筒：5.0m。3.3.4风速校核V=Q/MSVmax式中：V通过井筒的风速，m/s； Q通过井筒的风量，m3/s； S井筒的净断面积，m2；M井筒的有效断面系数，圆形井为0.8； Vmax安全规程规定的允许最大风速。矿井风量可初步按瓦斯相对涌出量计算：Q=0.0926qTK式中： T矿井设计日产量，4545 t； q瓦斯相对涌出量，13.29m3/t； K备用系数，可取1.15；Q =0.092613.2945451.15=6432.32m3/min=107.21m3/sV=Q/MS=107.32/(0.819.625)=6.84m/s8m/s经验算，所选井筒直径能够满足规程规定，符合要求。详见井筒断面图图3-5、图3-6、图3-7。3.3.5井壁的支护材料及井壁厚度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，井壁厚度主井为400mm，副井为400mm，风井为300mm，充填混凝土均为50mm。3.3.6井筒深度主井深481m，副井深481m。风井深411m。井筒深度除自井口至开采水平的井筒长度外，还需要加井窝的深度。井窝深度：箕斗井为水平上装载，平台下不设井底水窝，副井在装载水平以下另开凿5m的井底水窝。详见表3-7。表3-7 井筒特征表 井筒名称主井副井北风井井口坐标X（m）394183339418333943457Y（m）515507515455517732Z（m）+1025+1020+1044用 途提煤升降人员，下放物料、设备以及进风、排水回风提升设备JDS-16箕斗1t双层四车罐笼井筒倾角（）909090断面形状圆形圆形圆形支护方式混凝土混凝土混凝土井壁厚度（mm）400400300提升方位角（）27090井筒深度481481411断面积净（m2）33.1833.1819.63掘（m2）43.0143.0125.523.4井底车场3.4.1 概述设计依据：1、设计矿井基本概况：矿井设计生产能力为1.5Mt/a，年工作日330天，日提升时间16小时，矸石系数为20%。2、主井采用JDS-16t箕斗，副井采用一对1t双层四车罐笼提升。3、大巷运输设备的型号及外形尺寸 初选后大巷运输设备的型号及外形尺寸见表3-8。 表3-8 设备型号及外形尺寸表 运送载体运输方式运输设备型号外形尺寸（长宽高）mm质量kg煤带式输送机STD-1000/275材料3t材料车YLC1(6)3000120012001100矸石1t固定矿车MG1.2-6A20008801150592设备3t平板车MP3-6B34501320480910人员人车PR18-6/44460132015201750牵引电车蓄电池电机车XK8-6/140KBT450011921600设计要求：井底车场富裕通过能力，一般大于矿井设计生产能力的30%。设计井底车场时，应考虑增产的可能性。尽可能地提高井底车场的机械化水平，简化调车作业。应考虑主、副井筒之间的施工时短路贯通。3.4.5大巷断面及支护形式1、巷道断面的设计巷道断面设计主要包括：巷道断面形状的选择、巷道支护方式及巷道断面尺寸确定等内容。（1）巷道断面形状选择井底车场巷道服务年限长，要求将井底车场巷道布置在稳定的岩层中，因此，一般井底车场巷道采用半圆拱形断面。（2）巷道支护方式井底车场巷道一般多采用喷射混凝土支护。（3）主石门巷道断面尺寸的确定巷道断面的尺寸要符合煤矿安全规程规定：巷道净断面，必须满足行人、运输、通风、设备安装、检修和施工的需要。因此，巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途；存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格；人行道宽度与各种安全间隙以及通过巷道的风量等。本设计主井由于采用皮带运输，所以井底车场主要巷道为副井空、重车线和调车线。巷道断面如下所示:图3-12 副井双轨调车线巷道断面图3-13 上仓皮带巷巷道断面图3-14单轨重车线巷道断面2、巷道断面及支护形式矿井主要巷道有：副井井底车场、轨道大巷、运输大巷、总回风巷、采区轨道上山、采区运输上山、采区回风上山、区段运输巷、区段回风巷。井底车场、运输大巷、轨道大巷、运输上山、轨道上山及工作面巷道断面均按通过设备最大尺寸和通风行人的安全尺寸设计。水泵房、变电所、水仓、管子道采用料石砌成，主井井底车场及副井大巷，石门轨道运输大巷、石门皮带运输大巷采用锚喷支护，其余均采用工字钢支护。具体设计如下：1）井底车场：副井井底车场布置在煤层底板+544m水平岩层中，半圆拱形结构，巷道内敷设600mm双轨道，采用混凝土棚子支护，其它采用单轨布置。双轨巷道断面尺寸见巷道断面图3-12。主井装载硐室布置在副井井底车场水平，半圆拱形结构，皮带运输巷巷道内敷设带宽1400mm的皮带，采用混凝土棚子支护，巷道断面尺寸见巷道断面图3- 。2）运输大巷、轨道大巷：轨道大巷内敷设600mm道轨，1t固定式矿车运输，运输大巷内敷设B=1400mm皮带，均采用混凝土锚喷支护。3）盘区巷道：沿煤层布置，运输设备如前述，工字钢支护。4）区段巷道：沿煤层布置，运输巷敷设胶带输送机，回风巷敷设轨道，工作面配备刮板运输机，工字钢支护。3.4.6井底车场硐室1、主井系统硐室（1）煤仓井下煤仓上接上仓皮带巷，下连箕斗装载硐室。通常为一条较宽的倾斜巷道，其中分成两个隔间，一个用以存煤，另一个为人行通道。近年来，也有些矿井采用了垂直式煤仓。本设计煤仓为垂直式。（2）箕斗装载硐室其内安设箕斗装载设备，将煤仓之煤按定量装入箕斗。本硐室上接煤仓，并与立井井简直接相连，本设计主井箕斗提升，箕斗装载硐室设计位于副井井底车场水平。（3）主井清理撤煤硐室及平巷箕斗装载时，部分煤炭撤落到井底，为了清理需设置专门的硐室和清理巷道，由于本设计主井为水平上装载，装载水平位于井底车场标高，清理巷道为平巷。2、副井系统硐室（1）中央水泵房及中央变电所：这两个硐室通常联合布置在副井附近，由中央水泵房引出的排水管经管子道直接通往副井井筒，从井简引入的电线也由此进入中央变电所。水泵房及变电所各有一条通道与井底车场巷道相连，水泵房及变电所之间设有防火铁门。 （2）水仓它由两条独立的巷道织成，其入口应尽量选择在井底车场巷道标高的最低点。为便于水仓的清理，在水仓内铺设轨道并在其入口处设置清仓小绞车。水仓的末端经吸水小井与水泵房相连。水仓容量应根据矿井正常涌水量计算确定。主要水仓的有效容积应能容纳8小时的正常涌水量。（3）等候室在副井井筒附近应设置等候室，作为工人候跟休息的场所。等候室多和工具房相邻，以便于工人领取工具。3、其他硐室其他硐室主要有：调度室、等候室、工具室、信号硐室，机修硐室，消防材料库等。各硐室的具体位置见附图三井底车场平面图。3.5开采顺序及采区、采煤工作面的配置3.5.1开采顺序安全规程规定：突出矿井、高瓦斯矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区域的采煤工作面，不得采用前进式采煤方法。3.5.2保证年产量的同采采区数和工作面数1、保证年产量的同采盘区数盘区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区内工作面接替关系等因素确定。本设计矿井为一个盘区一个工作面生产，集中生产实现高产高效。2、矿井达到产量时工作面个数（1）确定达到设计产量时工作面总线长： B= Ax/（MrLK3）式中：B采煤工作面总线长，m；A矿井设计年产量，t/a；X回采出煤率，取0.9；M同采煤层总厚度，m；R煤层容重，t/m3；K3工作面回采率，93%；L年推进度，L=330.n.I.；其中：330矿井年工作日，天；n日循环数，个；I循环进度，m； 正规循环系数，=0.81L=300.n.I.=33080.6250.9=1485 m计算年推进度L应符合设计规范有关规定，厚度大于3.2m一次采全高的煤层年推进度不应小于1000m。故B= Ax/（MrLK3） =1.51060.9/（4.51.4514580.93） =152.59 m（2）确定同采工作面个数 N=Bn/l（取整数） 式中： N同采工作面数，个；B工作面总线长，m；n同采煤层数；l回采工作面长度，m；N=152.591/170=0.89 取整数为1故同采工作面为1个。3、采区工作面配置采区内同采工作面数目应根据煤层赋存情况，所确定的回采工艺等因素确定，同时应符合合理的开采顺序，保证安全生产提高工作面单产为原则。采区内同时生产的综采工作面宜为一个面，不应超过两个面。本设计一个面即满足要求。4、矿井投产初期年产量的验算根据所配置同采工作面的具体条件，验算投产初期矿井年产量，验算公式如下： 式中： An矿井同采工作面产量总和，Mt； mi第i号工作面采高，m； Li第i号工作面年推进度，m； Ii第i号工作面长，m； i第i号工作面煤的容重，t/m3； n同采工作面数，个； Ki回采工作面采出率； AN=4.517014851.450.93 =1.53 Mt计算结果加上全矿掘进煤之和大于矿井设计年产量A，但不超过1.15A。由A=1.53+10%1.53=1.683Mt，故满足设计要求。4 准备方式4.1概述4.1.1影响准备方式选择的因素1、煤层的赋存状况，如倾角、厚度、层数、煤的硬度等；2、矿井涌水量 ； 3、矿井瓦斯等级；4、煤层顶底板的岩性；5、现有的开采技术条件。4.2准备方式4.2.1采区概况本设计矿井开采3煤层，煤层赋存条件简单，首采盘区为北翼盘区，走向长3.25km,倾斜长1.32km，各边界均为人为边界，盘区内地质条件简单，煤层倾角平均5。顶板为粉砂岩及泥岩底板为泥岩及中砾砂岩。地质储量28.2Mt。4.2.2盘区准备方式1、盘区生产能力及服务年限（1）盘区生产能力在一定条件下，盘区生产能力应有合理的限度。影响盘区生产能力的因素主要有：地质条件、技术装备、采区储量。根据矿井煤层走向，设计沿走向方向布置长壁采煤工作面。盘区内采用双翼布置。一个工作面的生产能力即为盘区的生产能力。AB=A=1.5Mt式中：AB盘区生产能力，t/a; A单位工作面的产量，t/a（2）盘区服务年限 P=Z可/KAB=28.20.75/1.41.5=10.07a式中：P盘区服务年限，a； Z可盘区内的可采储量，Mt K备用系数，1.31.5，本设计取1.42、区段斜长及区段数目根据盘区的特点、工作面长度的要求以及工作面回采巷道采用无煤柱护巷，确定北盘区分为7个区段。区段斜长170m。盘区上山布置（1）盘区上山的位置根据本矿井煤层属单一厚煤层及矿井上山布置的一般经验，盘区运输上山轨道上山均布置在煤层底板岩石中,盘区回风上山布置在煤层中。（2）上山数目本设计矿井为高瓦斯矿井，根据煤矿安全规程要求，布置三条上山，一条轨道上山，一条运输上山，一条回风上山。其相对位置如图4-1。 图4-1 采区上山相互位置关系示意图3、区段平巷的布置方式、断面及支护形式区段平巷为单巷布置，为减少区段煤柱损失，本设计采用沿空掘巷跳采的方式。工作面运输巷、回风巷均为梯形断面，均采用工字钢支护。4、各种联络巷道的布置方式、倾角、断面及支护形式盘区轨道上山、回风上山与区段巷道之间可通过盘区车场进行联系。并且根据矿井的实际情况在需要的地方设置联络巷，联络巷为梯形断面，均采用工字钢支护。5、盘区内同采工作面的个数及位置根据工作面的生产能力和矿井同采工作面的验算，首采盘区（盘区）内布置一个工作面即可满足要求。 6、盘区车场（1）盘区上部车场由于煤层较厚，单一布置，上部车场选用逆向平车场。平面图如下：图4-2盘区上部车场（2）盘区中部车场盘区中部车场一般选用甩车场，又设计盘区倾向长度较小，中部车场主要负担采区辅助运输任务。本设计采用甩入平巷式中部车场。详见图4-3盘区中部车场图4-3盘区中部车场（3）盘区下部车场由于盘区下部车场与轨道运输大巷相连，是运输大巷与轨道上山的中间转载环节，本设计煤层为近水平煤层适合采用底板绕道下部车场。布置形式较为简单。7、盘区硐室盘区硐室主要包括盘区绞车房和盘区变电所。盘区绞车房位于盘区上部，负责采区进料、排矸等运输任务。盘区变电所位于采区中央，轨道上山和回风上山之间，负责向采区全部用电设备供电。硐室和联络巷均采用锚喷支护，断面形状为半圆拱形。上山绞车房布置在煤层底板岩石中，断面为半圆拱形，采用不可燃性材料支护。4.3综采工艺设计在确定采煤方法及回采工艺的类型的基础上，对首采采区首采工作面的回采工艺进行设计，回采工艺设计包括机械设备选型、确定作业方式、确定支护和采空区处理方法、编制循环图表及工作面技术经济指标表等。4.3.1生产技术条件矿井首先投产的是盘区的1101工作面，工作面有关技术参数有：工作面长度170m，采区一翼长1570m，倾角5，平均采高4.5m，截深0.625m；地质条件稳定。上下顺槽均采用梯形巷道，工字钢棚子支护。4.3.2综采设备配套 1、“三机”配套MXA300/45（无链）型采煤机，BY320023/47型大采高支架和SGZ-764/264型刮板输送机。2、顺槽内主要设备及其布置SZB-730/75型转载机，PEM1000650型破碎机，SSJ1000/125型可伸缩带式输送机，XRB-110/320型乳化液泵，X10 RX型乳液箱及PB-320/6.3型喷雾泵。采区机械布置见附图四。4.3.3回采工艺及作业方式1、落煤方式：MXA300/45型双滚筒采煤机，单向割煤，前滚筒割