矿井开拓设计.doc

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1、1 矿井开拓方式的选择1.1矿井概况某井田含有两层煤，煤层厚度分别为1#m16米、2#m28米，煤层间距10米，煤层倾角32，煤层露头深度72米，煤容重为1.25吨/m3，地表较为平坦，煤层倾斜长度1860米，煤层走向长度8000米。设计生产能力180万吨，低瓦斯矿井，矿井水文地质简单，煤层顶板均为中等稳定粉砂岩。1.2储量的计算1.2.1矿井地质资源量万t1.2.2矿井工业资源储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%是控制的，10%是推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明和控制的资源量当中，70%是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源储量如下：万t万t万

2、t万t由于地质条件简单，k在0.8以上取值。万t1.2.3.矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量按下式计算，其中按矿井工业资源/储量的3%估算，式中 矿井设计资源/储量； 断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑物煤柱等永久煤柱 损失量之和。1.2.4.矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下式计算，其中按矿井设计资源/储量的2%计算，式中 矿井设计可采储量； 工业场地和主要井巷煤柱损失量之和； 采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。则： 万t1.3矿井服务年限已知该矿井的生产能力为180万t/年，计算服务年限： 在计算矿井服务年限时，考虑矿井投产后，可能由于

3、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：万t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。矿井设计时认定的实际采出的储量约为：万t1.4开拓方案及技术比较1.4.1井筒位置由于井田地形平坦，不存在平硐开拓条件，表土较厚，斜井施工困难，所以确定采用立井开拓（主井装备箕斗），并按井下生产费用较低的原则，确定井筒位于井田走向中部。为避免采用箕斗井回风时封闭井塔等困难和减少开凿风井的数目，决定采用中央分列式通风方式，回风井布置在井田上部边界的走向中部。这样，井田需要开凿主立井、副立井和回风井三个井筒。2开采水平的划分根据

4、井田条件和煤矿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4个走向长2000米的采区，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。因井田内煤层倾角较大，若采用上下山开采，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。由于井田斜长较长，倾角在32左右，因此排除了单水平上下山开采的方案。又煤炭工业矿井设计规范规定：在大中型矿井中，缓（倾）斜、中斜煤层的阶段垂高为200m350m。这样，井田划分只能划分成三个阶段，设置三个开采水平。第一阶段、第二和第三阶段

5、斜长均设置为620m。2.1阶段和开采水平参数 （1）水平垂高三个阶段：m （2）开采水平实际出煤量每个水平的出煤量：万t （3）开采水平的服务年限每个开采水平的服务年限：a （4）采区服务年限开采水平内每翼两个采区，考虑1a的产量递增和递减期。该井设置的方案中的每个阶段每一采区两层煤的总服务年限： a （5）区段数目及区段斜长 每个水平划分3个区段，每个区段斜长为：m （6）区段采出煤量该设计方案中，每个水平划分为4个采区，每个采区中3个阶段，每个阶段的第一采区的区段的出煤量为：万t表1 阶段主要参数阶段划分数目阶段斜长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

6、t水平采区3620346.76482.67225.726.43+13206.7540.22620346.7648267225.726.43+13206.7540.22620346.76482.67225.726.43+13206.7540.22说明在采出煤量的计算中，把备用储量的一半划归为地质损失，另一半划归为矿井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炭量中；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2.2开拓延深方案考虑两种延深方案，一是主副立井直接延深，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下列两种，开拓延深方案图4-2 延伸方案一

7、图4-3 延伸方案二两方案对比，第一方案需多开立井井筒（2225）、阶段石门和立井井底车场，并相应增加了井筒和石门运输、提升和排水费用。第二方案则多开暗斜井井筒（倾角15，2900m）和暗斜井的上、下部车场；并相应的增加了斜井提升和排水费用。对两方案的基建费和生产费粗略估算如表3-2，估算后认为：第一方案和第二方案费用相差不大。考虑到第一方案的提升、排水工作环节少，工作人员上下较方便，通风方面优于第二方案，而且第二方案多开运输石门会带来很大不便。所以决定选择第一方案。表3-2 方案一和方案二粗略估算费用方案方案一方案二基建费万元立井开凿石门开凿井底车场23463000104=207.O7708

8、00104=61.61000900104=90.O主暗斜井开凿副暗斜井开凿上、下斜井车场9001050104=94.58501150104=92.0(300500)900104=72.00小计358.6小计258.5生产费万元立井提升石门运输立井排水1.22824.74O.5O.85=1440.61.22824.74O.60O.381=774.93802436519.610.1525104=1015.3暗斜井提升立井提升排水(斜、立井)1.22824.74O.58O.48=943.71.22824.74O.370.92=1185.03802436519.61(0.053+O.14)104=12

9、59.9小汁3230.8小计3388.6总计费用万元3589.4费用(万元)3647.5百分率100百分率101.63大巷布置方式的选择阶段和水平主要巷道是沟通采区与井底车场的交通运输干线，并进行通风、排水及布设管线。当上一阶段采完后，又可作为下一阶段或水平的总回风巷，服务年限较长。如果是单一水平开拓，其服务年限和矿井服务年限相同。主要巷道的布置在符合开拓要求的前提下，尽量缩短大巷长度避免过多弯曲、转折以减少开拓工程量，做到运输方便，有利于通风，并应布置在坚硬、耐久、不宜风化、无自然发火的煤、岩层中。3.1运输大巷布置方式根据巷道与煤层的关系，大巷布置方式可以分为集中布置、分组集中布置与分层布

10、置三种。各种方式布置的适用条件如下表。布置方式图示适用条件集中布置1. 适应于煤层层数多，层间距不大的的矿井2. 井田走向长度大，服务年限长3. 下部煤层底板有坚硬岩层，容易维护4. 煤质牌号相同，不要求分采分运5. 自然发火严重，便于区分、分段处理事故6. 采区尺寸大，石门长度短分层布置1. 煤层数不多，层间距大，石门长2. 井田走向长度短，服务年限不长3. 井底车场或平硐在煤层顶板4. 煤层牌号不同，要求分层分运5. 产量、风量均大，需要疏解6. 各煤层底板，均有坚硬岩层分组集中布置1. 煤层层数多，层间距大小悬殊2. 按煤层的特点根据运输、通风要求组合，经济上有利3. 多水平生产，容易解

11、决运输、通风的干扰图注：1阶段运输大巷 2采区石门 3煤层由已知条件，该井田有两层煤均为厚煤层，煤层间距10m，煤层底板较稳定，综合上述三种大巷的布置方式中，选用集中大巷布置方式更为合理。3.2、上、下山布置方式对于单一厚煤层采区和联合准备采区，特别是在深矿井中，为改善上山的维护条件，目前多将上山布置在煤层底板岩层中，其技术经济效果比较显著。岩石上山与煤层上山相比，掘进速度慢，准备时间长，受煤层倾角变化和走向断层影响小，特别是维护条件好，维护费用低，原因是巷道围岩较煤层坚硬，同时上山又离开了煤层一段距离，采动影响变小。从维护上讲，上山要布置在整体性强、分层厚度大、强度高的稳定岩层中，要与煤层底

12、板保持一定的距离。一般条件下，视围岩性质，采区岩石上山与煤层底板间的法线距离一般为15-30米比较合适。本井田地质构造简单，m2层煤为厚煤层，厚煤层中不宜布置上山。顶底板为中等稳定的粉砂岩，且为低瓦斯矿井。适合集中岩层布置。4.井底车场形式的选择 井底车场形式应根据井田地质条件、井型大小、井筒提升和大巷运输方式、井筒与大巷的相对位置及地面生产系统等因素合理确定。应是选定的井底车场调车方便，操作安全，施工较易，工程量较省，能满足矿井生产的需要，并有不小于30%的富余通过能力。根据具体矿井的发展前景，还要考虑留有扩建的可能性。4.1、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

13、。（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硐室所处的围岩情况及岩层的含水情况，井底车场巷道和硐室应选择在稳定坚硬的岩层中，应避开较大断层、强含水层、松软岩层和有煤与瓦斯突出煤层。（8）井底车场长度较大的直线巷

14、道之间应保持一定的距离，避免相互之间的不利影响，深井中相连接的巷道必须具有不小于45的交角。（9）对于大型矿井或高瓦斯矿井在确定井底车场型式时，应尽量减少交岔点的数量和减小跨度。（10）井底车场线路布置应结构简单，运行及操作系统安全可靠，管理使用方便理并注意节省工程量，便于施工和维护。（11）井筒与大巷距离近、入井风量大的矿井，如有条件应尽量与大巷合在一起布置井底车场，以便缩短运距、减少调车时间、减少井巷工程。（12）为了保护井底车场的巷道和硐室，在其所在处范围内应留有煤柱。4.2、设计设计依据 （1）矿井没计能力180万ta（2）立井开拓，井筒的相互位置如图，两翼大巷来煤量基本相等。（3）由

15、底卸式矿车运输到井底煤仓，主井提升。（4）井下主要运输大巷采用3 t底卸式矿车运煤，10t架线式电机车牵引。4.3、主要原则问题的确定 （1）车场形式，初步设计确定为折返式，南北两翼大巷来车均经主石门进入井底车场。（2）设计采用30kgm钢轨。4.4、井底车场的巷道布置（1） 轨道与轨型钢轨型号选择使用地点运输设备钢轨型号/kg. m3井底车场10t、14t电机车307t、8t电机车22（2） 道岔选择选择原则：（1） 与基本规矩相适应；（2） 与基本轨型相适应；（3） 与行驶车辆类别相适应；（4） 与行车车速相适应道岔选型表轨距mm大巷及采区下部车场采区上中部车场钢轨kgm-1道 岔钢轨kg

16、m-1道 岔60018 30相应轨型4号道岔15主提升相应轨型4、5号道岔。辅助提升用相应轨型的3、4号道岔90030相应轨型5道岔18辅助提升及材料车线用3、4号道岔（3） 轨距与线路中心距目轨距是指单轨线路上两条钢轨轨头内缘之间的距离。前我国矿井采用的标准轨距为600 mm、762 mm和900 mm三种，其中以600 mm、和900 mm轨距最为常见。1 t固定式矿车、3 t底卸式矿车和10t架线电机车均采用600mm轨距。因为本矿采用底卸式矿车，故采用600mm轨距为了设计和施工方便，双轨线路有1 200 mm、1 300mm、1 400mm、1 600mm和1 900mm等几中标准中

17、心距。一般情况下不选用非标准值。但在双轨曲线巷道（即弯道）中，由于车辆运行时发生外伸和内伸现象，线路中心距一般比直线巷道还加宽一定数值。线路中心距设备类型及有关参数mm线路中心距mm设备类型轨 距车 宽直线段曲线段机车或3t底卸式矿车6001 0601 3001 6006001 2001 6001 9001 t矿车6008801 1001 300（4）曲线半径曲线半径选择运输设备轨距曲线轨道半径/m牵引设备矿车mm最小最大建议10t架线式电机车1t固定式600121520153t底卸式60020253025 本矿采用3t底卸式矿车，建议采用曲线轨道半径25车线有效长度计算(5)主井空、重车线设

18、备类型参数设备轨距/mm长（mm）宽(mm)高(mm)10t架线式电机车6004500106015503t底卸式矿车600345012001400人车600428012201525主运输采用10t架线式电机车牵引，可牵引16节3t底卸式矿车。采用折返式调车，则主井空、重车线的长度: 式中： 主井空、重车线，m；m 列车数目，1列；n 每列车的矿车数，16辆；LK每辆矿车带缓冲器的长度，缓冲器长取0.3m；N机车数，1台； Lj每台机车的长度，m；Lf附加长度，一般取10m。所以： L=116（3.45+0.3）+4.5+15 =79.5m 取L=80 当采用机车顶推底纵卸式矿车列车卸载时，机车

19、不过卸载站，列车滑行进入空车线，空列车的附近加长度应根据列车自动滑行的制动距离要求通过计算确定，并增加10 15 m的安全距离。当空车线的附近线路采用反坡或设置机械阻车及制动装置时可不受限制。（6）副井空、重车线 副井空、重车线宜为1.01.5倍列车长，此处取1.2倍式中： 副井空、重车线，m；m 列车数目，1列；n 每列车的矿车数，26辆；LK每辆矿车带缓冲器的长度，缓冲器长取0.3m ；N机车数，1台；Lj每台机车的长度，m；所以： 取（7）材料车线有效长度 材料车线并列布置在副井空车线一侧长度按一列材料车长度确定L=mnLK+ NLj 式中： 材料车线有效长度，m；nc材料车数，26辆；

20、LK每辆矿车带缓冲器的长度，缓冲器长取0.3m ；N机车数，1台；Lj每台机车的长度，m；所以： L=262+0.3）+4.5 =64.3m 取L=65m（8）人车线有效长 人车线设在副井回车线内，其长度为一列车长再加1015米 式中： 人车有效长度，m；m 列车数目，取1.0列；nR 每列车的人车数，10辆；LR 每辆人车带缓冲器的长度，缓冲器长取0.3m；Lj 每台机车的长度，m；Lf 附加长度，一般取15m。所以： L=110（4.28+0.3）+4.5+15 =65.3m 取L=65m（9）调车线有效长度调车线有效长度大于1.0列车长与电机车长度之和所以：调车线有效长度L=16（3.4

21、5+0.3）+4.5=64.5m 取L=654.5井底车场平面图 如附图二164.6.井底车场通过能力计算井下采用机车运输时，井底车场年通过能力按下式计算， 式中： N 井底车场年通过能力，t；n 一一列矿车数，辆；G 每列矿车实际载重，t；330 每年工作日数，d/a；16日工作数，h/d；1.15 运输不均衡系数；K矸石系数，0.10.25；t一列车进入井底车场的平均间隔时间。井年产量180万t，年生产日期按照300天计算，则日产6000t，提升时间为16小时。矸石系数去0.15，调度循环时间为4分钟。 则：矿井通过能力万t井底车场通过能力应考虑留有一定的备用（储备）能力，一般应大于矿井设计生产能力的30。261.32万t/180万t=1.451.3 符合设计要求。参考文献1采矿设计手册煤矿矿井采矿设计手册编写组煤炭工业出版社 1982年2 矿井设计指南 刘吉昌主编 中国矿业大学出版社 1994年3 煤炭工业设计规范 煤炭工业部北京设计研究院主编 煤炭工业出版社 2005年4 煤矿安全规程 中华人民共和国能源部制定 煤炭工业出版社 2002年5 煤炭工业常用设备价格汇编 中国统配煤矿总公司基建局制定 1990年6 煤炭井巷工程综合预算定额 中华人民共和国能源部制定 煤炭工业出版社 1992年 7 采矿学 徐永圻主编 中国矿业大学出版社 2003年