采矿工程毕业设计(论文)－邢台煤矿2.4Mta新井设计【全套图纸】

目录设计总说明 5一般部分 71矿井概述及井田地质特征 81.1矿井概述 8矿井位置，范围 8交通条件： 81.1.3地形地貌： 91.1.4井田气候： 91.1.5地震烈度： 101.2井田地质特征 10井田地质构造： 101.2.2井田煤系地层概述： 101.2.3煤层及主要可采煤层特征： 121.2.4井田的水文地质特征： 12煤的含瓦斯性 13煤层的自然发火性 13矿井涌水量 132井田境界及储量 14井田境界 14井田划分的依据 14井田四周境界 14矿井工业储量 14勘探类型及储量等级的圈定 14矿井工业储量的计算 152.3矿井可采储量 16保护煤柱储量及可采储量的计算 163矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 193.1矿井工作制度 193.1.1矿井年工作日数的确定 193.1.2矿井工作制度的确定 193.1.3矿井每昼夜净提升小时数的确定 193.2设计生产能力及服务年限 193.2.1矿井设计生产能力确定依据 193.2.2矿井设计生产能力 203.2.3矿井服务年限 204井田开拓 214.1井田开拓的基本问题 214.1.1井筒形式及数目 214.1.2工业广场及井口位置的确定 224.1.3开采水平的确定及采区划分 234.1.4开采水平布置及井底车场选型 244.1.5采区划分及其布置 254.2开拓方案比较 26提出方案 26技术比较 28开拓方案经济比较表 294.2.4综合比较 314.3矿井基本巷道 31井筒 32井底车场 35主要开拓巷道 365采区巷道布置与采区生产系统 39采区概况 39采区位置、边界及范围 39采区地质和煤质情况 395.1.3采区生产能力、储量及服务年限 395.2采区巷道布置 395.2.1区段划分 395.2.2采区上山布置 405.2.3采区车场布置 415.2.4采区硐室简介 445.2.5采区工作面接续 455.3采区准备 455.3.1采区巷道的准备顺序 455.3.2采区巷道的断面图及支护方式 466采煤方法 48采煤方法和回采工艺 48选择采煤方法 48采煤工作面工艺设计 48回采工艺 52综放工作面巷道布置 567矿井运输 58采区运输设备 58刮板输送机的选择计算 58带式输送机的设计计算 61大巷运输设备 64矿车选择 658矿井提升 67设计依据 67主井提升 67副井提升 67提升容器的选型计算 678.2.1小时提升量 678.2.2合理的经济提升速度 678.2.3一次提升循环时间 688.2.4一次合理提升量的确定 698.2.5计算一次提升循环提升时间Tx和所需的提升速度vm 698.3提升钢丝绳的选择计算 708.4.提升机与天轮的选择计算 718.4.1滚筒（或摩擦轮）直径的确定 718.4.2天轮的选择 728.5提升机与井筒的相对位置 728.5.1井架高度 728.5.2尾绳环高度 739矿井通风及安全 74通风系统确定因素 74选择通风系统的原则 74通风系统的确定 749.2采区通风系统选择 77采煤工作面通风类型的确定 779.2.2掘进通风局部通风机通风系统 79通风容易和通风困难两个时期位置的确定 79全矿所需风量的计算及其分配 79井风量计算原则 79矿井风量计算 80矿井风量的分配 84风速的验算 85全矿通风阻力的计算 86通风阻力计算原则 86矿井通风总阻力计算 87矿井总风阻 87全矿井巷通风阻力的计算 88矿井通风设备的选择 90矿井通风设备的要求 90选择主要通风机 91电动机的选择 94矿井灾害防治技术 95防治瓦斯 95防治煤尘 95防治火灾 96防治水 9610矿井基本技术经济指标 98参考文献： 99专题部分 101软岩巷道支护技术研究 1031前言 104选题背景及意义 104国内外研究发展状况 1052软岩巷道的分析 1062.1软岩的分类 106软岩的赋存特点 107软岩的特征 107围岩的变形 107软岩巷道变形的一些主要特点 1093理论研究 1103.1巷道支护理论 1103.2巷道支护原理 1114软岩巷道对支护的要求，对策及技术 112软岩巷道对支护的要求 112软岩巷道的支护对策 112软岩巷道支护技术 1135实例应用效果 114工程概况 114该工程巷道支护设计 115新掘巷道支护方案 115已变形巷道修复加固方案 116井下试验与支护效果分析 1177总结 118参考文献： 119致谢 120设计总说明摘要本设计包括两个部分：一般部分和专题部分。一般部分为邢台矿新井设计，全篇共分为十个部分：矿区概述及地质特征、井田境界及储量、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限、井田开拓、准备方式—采区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升、矿井通风与安全和设计矿井主要经济技术指标。邢台矿井平均走向长度约为4892m，平均倾斜长度约为2698m，面积平方公里。本井田内的可采煤层有2#煤、8#煤、厚度分别为6m、、总厚度为，倾角平均为12度。井田内工业储量2.5×108吨，可采储量×108吨。邢台矿年设计生产能力240万t/a，服务年限60年。采用立井（斜井延伸）三水平上山开拓矿井采用走向长壁综合机械化采煤法。矿井布置一个综采工作面保证全矿井的产量，长度200m，煤在运输大巷的运输采用皮带运输。矿井的通风方式采用采区式通风。关键词：走向长壁；综合机械化；立井三水平上山开拓；采区式DesignGeneralInformationAbstract

Thedesignincludestwoparts:ageneralpartandspecialpart.

GeneralpartofthenewwelldesignfortheXingtaiMine,allarticlesisdividedintotenparts:anoverviewofminingandgeologicalfeatures,Idarealmandreserves,mineworksystem,designcapacityandservicelife,Idadevelopment,preparationmethods-Roadwaylayoutminingmethods,undergroundtransport,Mine,mineventilationandminesafetyanddesignofthemaineconomicandtechnicalindicators.

TheaveragestrikelengthofaboutXingtaiMine4892m,averageslopelengthofabout2698m,anareaof13.2squarekilometers.ThecoallayerwithinIda2#coal,8#coalthicknesswere6m,6.5m,thetotalthicknessof12.5m,theaverageangleof12degrees.Idaofindustrialreserves2.5×108tonsofrecoverablereservesof1.982×108t.

XingtaiMiningannualproductioncapacityof2.4milliont/a,theservicelifeof60years.Withshaft(shaftextension)andthreelevelsupthemountaintoopenupmineusedmechanizedlongwallminingmethod.

Minelayoutofafullymechanizedcoalfaceinthewholemineproduction,thelengthof200m,coaltransportationintheuseofTransportTunnelbelttransport.Mineventilationwithminingareaventilation.

Keywords:longwall;comprehensivemechanization;shaftandthreelevelsupthemountaintoopenup;miningareatypelleylocomotive.Theventilationmodeofthismineiscentralunattachedmode.Keywords：Thestrikelongwall;comprehensivemechanization;shaftsinglelevelupwardanddownwarddevelopment;centralunattachedmode一般部分邢台矿240万吨新井设计1矿井概述及井田地质特征1.1矿井概述矿井位置，范围邢台矿位于河北省邢台市西南部，地理坐标为：东经114°24′15″～114°30′34″，北纬36°58′31″～37°03′53″2。拐点坐标详见表1-1。表1-1邢台矿矿区范围坐标拐点表序号XY序号XY140940103853715016410374038544545240944803853883317410354038544080340945403854033518410315538543555440948903854067019410198038542190540954003854098520410228038542370640962753854131021410073038540245740968203854167022409908038538980840977303854192023409920538538600940984153854195024409873038538190104098905385422702540979903853781511409948538542845264097000385372101241010603854334027409633038536750134101880385438852840956853853653514410269038544520324093920385360055410390538545305矿区东以F2—1断层为界，南以F12断层为界，西及北以九号煤层露头线为界。全矿区划分为三个勘探区：第=1\*ROMANI勘探区：东以F22；第=2\*ROMANII勘探区：东以F6、F26断层为界，南以F122；第=3\*ROMANIII勘探区：东以F2、F2—1断层为界，南以F12断层为界，西以F6、F26断层为界，与第=2\*ROMANII勘探区相邻，北以建筑物保护煤柱线为界，与第=1\*ROMANI2。邢台矿现生产区位于第=3\*ROMANIII勘探区，其南北长约9km,东西长约3km,面积约27km2。交通条件：邢台矿行政区除南部及东西两侧分别隶属沙河县管辖外，其余均归邢台市管辖。矿区东侧有京广铁路通过，东北距邢台火车站7km，东距小康庄站4km，并有煤矿专用铁路线与矿区沟通，此外，矿区内公路四通八达，交通非常方便，见矿区交通位置图（图1-1）。图1-1交通位置图地形地貌：邢台矿区位于华北平原西缘，区内地形平坦，地面标高+70～+100m，高差仅30m。该区属海河流域，区内地表水系不甚发育，主要有七里河、沙河。3333333/s，在矿区内属季节性河流。井田气候：℃℃℃。最大年降水量为1269mm（1963年）最小年降水量222.9mm（1986年），年平均降水量532.7mm，蒸发量年平均为1887.0mm，大于降水量。春末夏初多风，南风为主，北风次之，年平均风速为2.0m/s。矿区内雨季集中在7～9月份，占全年降水量的65～75％，丰水年与枯水年降水量相差3～5倍，并存在10年左右的气象周期，从而形成了地下水“集中补给”的条件。自1972年以来，受全球性气候变化的影响，区内年平均气温与蒸发度逐年增高，降水量和相对湿度逐年减少。11月至翌年2月为 冻结期，冻土最深400毫米，最大积雪深度150毫米。地震烈度：矿区属地震活动区，历史上多次发生过地震，其东边的隆尧县曾于1966年3月8日发生过7.2级地震。1.2井田地质特征井田地质构造：邢台矿处于太行山拱断束（块状断层化的复背斜）东翼边缘的断阶上，井田西侧属于上升的太行背斜的主体，东侧紧靠下降的华北断拗带的边缘，由于处在构造上升与下降间的过渡地带，区内构造以剪切断裂为主，褶皱表现轻微。1)褶皱井田内基本构造为一短轴向斜盆地和断层所复杂化了的平缓单斜地层，地层产状总的趋势是：走向为N20°～50°E，倾向东南，地层倾伏平缓，倾角一般在5°～25°，局部达40°，在单斜地层上表现的次一级褶皱为短轴向斜和鼻状背斜，分布在勘探区的西南部和东部。卧庄、洛阳向斜盆地，是井田内的主要褶曲，其盆地部位在卧庄、洛阳之间，该向斜盆地的南翼、东翼，由于断层的影响，下盘地层上升，煤系地层均被剥蚀，西翼、北翼地层倾角均比较开阔，西翼断层密集，形成地堑、地垒。2)断层本次报告共查明矿区内有断层3条，均为正断层井田煤系地层概述：本矿区全部为新生界所覆盖，主要含煤地层为石炭系、二叠系近海型海陆交互相含煤岩系。现分述如下：1）石炭系中统本溪组（C2b）：底部为风化残积的紫红色褐铁矿层和滨海静水湖泊沉积的铁质泥岩、铁质鲕状铝土泥岩；往上为1～2层薄层石灰岩（本溪灰岩），含海百合、纺纺锤蜓、腕足类、珊瑚等海生动物化石，为本组明显的标志层。数层灰～深灰色泥岩、砂质泥岩和细粒砂岩，主要层理类型为水平层理，含海豆芽化石及植物碎屑及根部化石，并含有黄铁矿结核，中上部含一层厚0.3m左右的煤层（俗称尽头煤），此煤层有时夹在灰岩中，此煤层极不稳定，无开采价值。本组厚20m～25m，平行不整合于奥陶系中统峰峰组灰岩之上，沉积在凹凸不平的古剥蚀面上。2）石炭系上统太原组（C3t）本组由深灰色、黑色泥岩、粉砂岩，灰、灰白色砂岩及四层灰至深灰色石炭岩，8～14层煤相间交互组成。泥岩、粉砂岩中常含炭质，部分含有钙质，岩石致密，富含腕足类、海豆芽、海百合茎等动物化石及猫眼鳞木、卵脉羊齿及镰刀羊楔叶及科达等植物化石。并含有黄铁矿薄膜、菱铁矿质及硅质结核、砂质包裹体等。砂岩以细、中粒砂岩居多，成分以石英为主，风化长石次之，含有白云母片等，多为泥质胶结，也有钙质胶结，层理类型丰富，以水平层理、波状层理、斜层理和交错层理为主，含镜煤透镜体、树干化石及泥质包裹体。灰岩中含有丰富的海生动物化石，大青灰岩中产有：长似纺吹棰蜓，柔似纺棰蜓、平常希瓦格蜓、太原网格长身贝和海百合茎等。野青灰岩中产有：长似纺棰蜓、柔似纺锤蜓、大豆柔似纺棰蜓、高尚希瓦格蜓及太原网格长身贝等。化石保存完整性差。本组为典型的海陆交互相沉积，由浅海相和陆海过渡相组成，标志层多且稳定。其顶界为北叉沟砂岩底，底界为晋祠砂岩底，全组厚度约150m，为本井田重要的含煤地层。含有六层参与储量计算的煤层，占参与储量计算煤层总数的80%。本组与下伏地层本溪组呈整合接触。3）二叠系下统山西组（P2s）由深灰色、灰、黑色粉砂岩、砂质泥岩、灰至灰白色砂岩及3～5层煤交互组成，岩层中常有硅质结核及包裹体。砂质泥岩、粉砂岩（特别是煤层顶板）中富含植物化石，主要有猫眼鳞木、耳脉羊齿、中国瓣轮叶、星轮叶、芦木及带科达等，煤层底板含有根化石。砂岩中以中粒砂岩为主，石英、云母为其主要成份，多为泥质、钙质胶结。多为平行层理、波状层理、斜层理。含炭化或镜煤化的植物树干化石和碎屑化石，并有泥质包裹体。煤层集中发育在本组下部，本矿目前主采煤层2#煤就在此组。本组顶界为骆驼钵砂岩，底为北叉沟砂岩底，厚约60m左右，本组由过渡相与陆相组成。与下伏太原组呈整合接触。煤层及主要可采煤层特征：井田内的两层可采煤层的结构、厚度及一般特征描述如下：一、2煤层2煤层为厚煤层。煤厚平均6米。煤岩类型以半亮型和半暗淡型煤为主，中间夹1～2层暗淡型煤，底部为光亮型煤。煤层中节理裂隙发育，棱角状断口。煤的硬度f=0.4～0.9，容重1.52。二、8煤层8煤层为厚煤层，煤层厚度平均6.5米。中煤岩类型以光亮型和半光亮型为主。内生节理发育，玻璃光泽，贝壳状断口。煤的硬度f=0.3～1.1，容重1.52。表1-2煤层赋存情况表煤层煤层厚度特征结构特征层间距极小值～极大值平均值可采类型稳定类型极小值～极大值/平均值标准差变异系数2（～）/6零星见1层夹矸厚度。～全区可采稳定8（～）零星见1层夹矸，厚度。全区可采稳定井田的水文地质特征：1）上组煤层上组煤包括1、2、4下、5号煤层。该组1、2煤层顶、底板基本为砂岩含水层，4下、5#煤层顶、底板为野青、伏青灰岩，富水程度较弱，钻孔抽水单位涌水量为0.00135~0.0599l/s.m，开采揭露的水点水量不大，考虑到断层发育，含水层相互沟通，在有大青、奥陶系灰岩水情况下，防治水工作较为困难，因此，矿井水文地质条件为中等型。2）下组煤层下组煤包括6、7、8、9号煤层。该组6、7号煤层顶板为伏青灰岩含水层，底板为大青灰岩含水层，在煤层与大青灰岩之间，有10m左右的富含菱铁质砂泥岩隔水层，层位稳定，分布连续，对于带压开采有利。顶板伏青灰岩含水层富水程度较弱，大青灰岩含水层富水程度中等，钻孔抽水单位涌水量为0.00168~1.626L/s.m，加上断层密度较大，防治水工作较为困难，因此，6、7号煤层水文地质条件为复杂型，在Ⅱ区可按极复杂型对待。该组8下、9号煤层顶板为大青灰岩含水层，底板为本溪组和奥陶系灰岩含水层，其顶、底板灰岩含水层均含岩溶裂隙水，顶板大青灰岩含水层富水程度中等~复杂，见大青水文地质图的分区情况；底板本溪组和奥陶系灰岩含水层富水程度复杂~极复杂。就开采暴露和勘探期间揭露该层情况看，大青水水量中等，部分点偏弱，本溪组、奥陶系水水量中等到极强，且三者水压较高，矿井防治水工作很困难，综合分析评定8下、9号煤层的水文地质类型Ⅱ区为极复杂型，Ⅰ、Ⅲ区为复杂型。煤的含瓦斯性根据勘探阶段取样器采区主要煤层的瓦斯煤样化验结果，瓦斯都不大。瓦斯等级鉴定为：矿井瓦斯等级——³³/t.d。煤层的自然发火性残留在采空区的碎煤和煤柱，存放在地面的煤堆，以及接近露头的煤层，由于与空气接触而氧化生热，在散热条件下不畅的情况下，氧化生成的热量大于向四周逸散的热量，致使煤的温度逐渐升高，一旦达到煤的燃点时，就会发生煤的自燃。根据检验结果可知该矿煤层为不易自然煤层。矿井涌水量矿井正常涌水量150m3/h，最大涌水量240m3/h。2井田境界及储量井田划分的依据在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：1、井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；2、保证井田有合理尺寸；3、充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4、合理规划矿井开采范围，处理号相邻矿井间的关系。井田四周境界邢台井田勘探范围东以F2断层为界，南以F12为界，北、西以煤层与掩盖层接触线为界。东西长约3公里，南北长约15公里，勘探面积约45平方公里。井田北部为邢台市建筑区京广铁路由此通过。京广铁路以北煤层主要为41煤层，这部分煤层除去邢台市建筑物压煤及京广铁路压煤外所余煤量不多；且这部分煤层距离井筒较远，回采时又要穿过京广铁路煤柱，通风运输都不方便，成本高；又邢台市的建筑有继续向南发展的可能，占用这片土地。据此京广铁路以北的煤层暂不考虑回采。勘探类型及储量等级的圈定根据对煤矿床的勘探，研究程度和煤炭工业建设的需要，将煤炭储量划分为A、B、C、D四级。其中A,B级成为高级储量，是在精查和详查阶段，通过较密或系统的勘探工程控制，含煤性、煤层产状等均已查明或基本查明，勘探程度高或较高的储量。C级储量是在普查，详查，精查阶段，通过稀疏的勘探工程控制，含煤性，煤层产状等已初步查明，有一定勘探储量的煤炭储量。D级储量是探明储量最低的一级储量，是在找煤，普查，详查阶段，通过地质填图和少量勘探工程控制，对含煤性，煤层产状等有初步了解的煤炭储量。由于地质情况查明的程度不够，有待进一步探明，也称为远景储量。储量级别越高，表明煤层地质条件查明的越清楚，煤炭数量和质量的可靠性越高。 由于本矿井煤质稳定，煤类单一，水文地质条件中等，煤系中无岩浆岩破坏活动，因此储量级别的划分主要依据对地质构造和煤层的控制、研究程度。总的来看，本矿地质构造复杂程度总体上偏简单，邻近不可采边界的块段均不圈定高级储量；断层煤柱不圈定高级储量，一律降为C级储量；对难以开采的小而孤立的块段，不圈定储量，不进行单独计算。矿井工业储量的计算矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量一般即A+B+C级储量。井田范围内全区可采煤层为2煤、8煤共2层煤。1，计算数据的依据及方法：（1）投影面积：以1：5000煤层底板等高线图为基础，划分储量计算块段，块段形状规则的以几何图形求面积的方法计算，不规则的，则用求积仪在图上求得。（2）煤层厚度及倾角：计算块段储量使用的煤厚及倾角是按《储量规程》要求计算的控制该块段的工程揭露的各见煤点的煤厚及倾角平均值。（3）容重：计算块段储量使用的容重如下表2-1单位：吨/米3煤层2煤8煤容重1．52（4）设计回采率：我矿采用《储量规程》规定的各类煤层的回采率数据如表2-2煤层2煤8煤回采率85%85%2、储量计算公式：按《生产矿井储量管理规程》规定储量计算采用公式为：本井田面积约为13.2km2，可采煤层2#、8＃煤层平均厚度为12.5米，煤的容重为1.52t/m3,则井田工业储量为Zc：Zc=M·S·γ××106××108t式中：Zc—矿井工业储量,t；M—煤层煤层平均厚度,m；S—井田面积,km2；γ—煤的容重,取平均值为1.52，t/m3。2.3矿井可采储量保护煤柱储量及可采储量的计算1）计算井田内的工业储量时应考虑的储量损失为：（1）工业广场保护煤柱；（2）井田内村庄保护煤柱；(村庄已搬迁)（3）井田境界及地质构造保护煤柱；（4）采煤方法所产生的巷道煤柱；（5）采煤运输时的损失煤柱。2）工业广场保护煤柱工业场地的选择主要考虑以下因素：尽量位于井田储量中心，使井下有合理的布局；占地要少，尽量做到不搬迁村庄；尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则并结合本矿井的实际情况，并依据《关于煤矿设计规范中若干条文修改的决定（试行）》之规定：设计矿井生产能力240万吨，每10万吨煤所占的工业广场面积为1公顷，故设计矿井的工业广场面积为：S=240÷10×1×104㎡图2-1基岩移动角和表土层移动角图2-2用垂直断面法确定建筑物下安全煤柱设计工业广场形状为长方形，长为600m,宽为400m。矿井的表土层厚度为30米，煤层平均倾角12º，δ=γ=75º，β=75º，ɑ=12º，冲击层移动角Φ＝50º，围护带宽度为15m。表2-3地表层移动角及岩层移动角地表层厚度（m）φ(°)γ(°)δ(°)β(°)3050757575经计算得：梯形高度h=675.78m；梯形上底AB=831.2m；梯形下底CD=912.3m，得×（831.2+912.3）×675.8=589128m2。工业广场保护煤柱煤量=梯形面积×煤层平均厚度×煤层平均密度所以2煤层工业场地煤柱量＝589128×6×8煤层工业场地煤柱量＝589128××3）断层保护煤柱根据有关规定，为保证矿井的安全生产，断层两侧各留20m保护煤柱。该矿区的断层总长为3500m。则断层保护煤柱损失约为：P2=2×20×3500×10×1.5=×106t4）边界保护煤柱根据有关规定，边界煤柱留20m。本井田平均走向长度为4892m，平均倾向长度为2698m。则边界保护煤柱损失为：P3=（4892+2698）×2×20×10×1.5=×106t5）村庄保护煤柱根据《煤炭工业设计规范》补充规定，为保证安全，村庄下必须留设保护煤柱。但是村庄已迁出，无需留村庄保护煤柱6）保护煤柱总的储量损失为：P=P1＋P2＋P3t7）可采储量由下式计算：式中：Zg--矿井工业储量，万t；P--保护煤柱损失储量，万t；C--采区回采率，取85%。则Zk=（25000-）×85%=万t3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度矿井年工作日数的确定按照《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井设计生产能力按年工作日330天计算。所以，本矿井设计年工作日数为330天。矿井工作制度的确定矿井工作制度设计采用“四、六”工作制，每天四班作业（三班生产、一班检修），每班净工作时间为6个小时。矿井每昼夜净提升小时数的确定按照《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井每昼夜净提升时间16小时。这样充分考虑了矿井的富裕系数，防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建，因此本矿设计每昼夜净提升时间为16时。3.2设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。矿区规模可依据以下条件确定：资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大。开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市）、交通（铁路、公路、水运）、用户、供电、供水、建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模。国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤种、煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个依据。投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。适当的井型可以把原煤成本降到最低。各生产环节的能力矿井的提升，运输和通风能力，以及大巷和井底车场通过能力等都制约着井型的大小。（6）安全生产条件。矿井瓦斯和水等也影响生产能力。矿井设计生产能力本矿井田水文地质条件较复杂，顶底板条件，开采技术条件好，适合综合机械化开采，应建设大型高产高效型矿井，初步确定矿井生产能力为240万t/年。矿井服务年限矿井服务年限必须与井型向适应。矿井可采储量Z、设计生产能力A和矿井服务年限T三者之间的关系为：(3.1)式中T——矿井的服务年限，a；Zk——矿井的可采储量，万t；K——矿井储量备用系数，取K=1.4；A——矿井设计生产能力，万t/a。由第二章计算结果可知：矿井可采储量为万t，则矿井服务年限为：T=/（240×1.4）＝（a）＝60a。以上结果符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定，本矿井设计为三个开采水平，因此最终确定矿井的生产能力为240万t/a。表3-1我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力/Mt·a-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限/a煤层倾角<25°煤层倾角25°～45°煤层倾角>45°及以上7035——～6030——～50252015～402015154井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一些列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互关系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究：（1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业广场的位置。（2）合理确定开采水平的数目和位置。（3）布置大巷及井底车场。（4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替。（5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造。（6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：（1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠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，做到合理集中生产。（3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。（4）必须贯彻执行煤炭安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，是主要巷道经常保持良好状态。（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、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。井筒形式及数目1)井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形及埋藏条件限制，要求地形条件合适，即在煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业广场和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，井筒施工单价低，初期投资少，地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁，主提升胶带有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要，斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可以迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风线路长，阻力大，管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层，施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井井筒容易施工；对地质构造和煤层产状都比较复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是：立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。综合邢台矿的实际情况，确定井筒形式为双立井。2）井筒数目确定采用斜井或立井开拓时，新建矿井一般要开凿一对井筒，满足提升和辅助运输的需要并满足矿井通风和施工的需要。风井的个数是根据通风系统要求以及安全生产的需要合理确定的。若采用主井通风，用箕斗或胶带输送机井筒做风井时，应符合《煤矿安全规程》的规定。邢台矿为新建矿井，且瓦斯涌出量低，综合考虑后确定布置1个主井、1个副井、3个风井。（因为见煤深度低，用回风大巷不划算，所以采用采取式通风）工业广场及井口位置的确定1）工业广场及井口位置的确定（1）对初期开采有利，即储量必须可靠，井巷工程量省，建井工期较短。（2）应使井田两翼储量大致平衡，即井筒应位于储量中心，利于井下运输、通风和开采系统布置，减少生产经营费用。（3）尽量不占良田、少占农田。充分利用地形地貌布置工业广场，以便使地面生产系统合理，便于与外界沟通，使运输方便。（4）井筒应尽量避免穿过流沙层、较大含水层、较厚的冲积层、有煤和瓦斯突出的煤层以及较大面积的采空区和大断层，以减少施工困难，并尽量少压煤。（5）工业广场和井筒应有良好的工程地质条件，不受洪水、岩崩、泥石流、滑坡及森林火灾的威胁。通过以上分析，考虑到邢台矿实际情况：南北方向短，东西方向长及井田断层褶曲的影响。为了减少煤柱损失，缩短煤炭外运距离，减少运输费用，平衡井田两翼的运输和通风系统，邢台矿工业广场和主、副井井口布置在井田中央，对于本矿井井田中央也大致是井田储量中央。2）风井位置的确定风井位置应根据通风系统合理选择（1）采用中央边界式通风系统时，主、副井筒设在井田中央，风井设在井田上部边界中央。（2）采用中央并列式通风系统时，进、回风井并列在工业广场内。一般可利用其一井筒进风，另一井筒回风，主副井筒相距30～50m。大型矿井相距可达60～100m，并在井田上部边界附近设安全出口，如果矿井水文地质条件简单，无突水危险时，且主副井筒均能上下人员，也可以单独设置安全出口。（3）采用对角式通风系统时，风井设在井田两翼上部边界。（4）采用分区式通风系统时，回风井设在各采区的上部边界。根据邢台矿的生产实际，为保证井下生产时有足够的风量，本矿井开采前期采用采区式通风开采水平的确定及采区划分开采水平的确定是矿井设计的关键，它直接关系到矿井的基本建设投资及生产经营费用，是矿井开拓的重要参数。开采水平高度根据煤层赋存条件、生产技术水平及水平接替等因素综合考虑确定。设计时从以下几个方面进行分析论证：（1）是否有合理的阶段斜长；（2）阶段内是否有合理的区段数目；（3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量。（4）要使水平高度在经济上合理。其中开采水平有合理的服务年限很重要，必须符合规范规定，水平高度可按表4－1选取。4－1矿井阶段垂高表井型缓倾斜、倾斜煤层急倾斜煤层大、中型矿井200～350100～250小型矿井80～12060～100采用上下山开拓时，水平垂高可大于350m。为扩大水平的开采范围，对倾角在16°以下的缓倾斜煤层，可采用上下山开拓。在井田深部受自然条件限制时，且储量不多，深部境界不一致，设置开采水平有困难或不经济时，可在最终水平以下设下山开采。在开采水平以上的上山煤层斜长过长，用一个阶段开采技术上有困难，安全上又不可靠时，可考虑设置辅助水平。用多水平上下山开采的矿井，为解决下山采区排水、通风和辅助运输等困难，也可考虑设置辅助水平。开采近水平煤层分煤层开拓，距开采水平较远的煤层，其储量不大，设置开采水平不经济时，也可以设置辅助水平。结合本矿实际：本井田内各煤层的斜长都较长，且为盆地状，煤层间距较大，本矿适宜两水平上山开采。开采水平设在-390m。-570m，.开采水平布置及井底车场选型开采水平布置的核心问题是运输大巷的布置。开采水平的布置应满足以下原则：(1)开采煤层群时，应根据煤层数目、煤层间距条件，选择采用分煤层运输大巷主要石门的布置方式，或集中运输大巷采区石门的布置方式，或者采用分组集中大巷主要石门的布置方式。某些矿区的经验表明：煤层间距小于50m时，一般可采用集中运输大巷的的布置方式；而采用分组集中大巷的布置方式时，分层间距一般应大于70m。(2)有些煤层的层间距虽然较大，但煤层受断层切割，或者赋存状态不稳定，只有局部可采，储量较少，不宜单独布置运输大巷，可根据具体情况，与其他相邻煤层化为一组。对于瓦斯涌出量很大的有些煤层，为了满足技术上和安全上的要求，也可以分别划成煤组。对有突然涌水危险的煤层也可考虑单独划组。(3)运输大巷一般布置在底板岩层中，但在下列条件下，也可考虑布置在煤层中:①距其他煤层很远，储量有限的单个薄及中厚煤层；②煤组（或煤系）底部有距离很近的富含溶洞水或含水层，不宜布置底岩石运输大巷，而在煤层中有坚硬顶板、有布置大巷条件的薄及中厚煤层；③井田走向较短，运输大巷服务年限不长，而煤层厚度又不大、大巷维护不困难时；④煤组（或煤系）底部有煤质坚硬、围岩稳固、无自然发火危险的薄及中厚煤层，经技术经济比较有利时；⑤煤层赋存不稳定、地质构造复杂的中、小矿井，尤其是地方小矿井或生产勘探性矿井。(4)大巷若布置在煤层中，需在上下帮两侧各留30～40m保护煤柱。(5)岩石运输大巷应布置在坚硬、稳定、厚度较大的岩层中，应考虑大巷距上部煤层的法线距离。根据我国经验，这一法线距离一般为20～30m。对急倾斜煤层，一般应布置在底板移动线之外，并留出10～20m的安全岩柱。(6)大巷的方向与煤层走向大体一致。为便于机车行使，大巷应尽量取直，不宜弯曲折转过多。但要注意，不要因取直巷道造成大巷维护不利和开采困难。对于大巷的运输和设备，采用矿车或胶带输送机各有不同的特点。采用矿车运煤可同时统一解决煤、矸、物料和人员的运输问题，能适应矿井两翼生产的不均衡性，且能满足井下不同煤种的煤层分采分运问题，对巷道弯曲没多大限制，运煤过程中产生的煤尘少，对通风安全较为有利。另外，长距离运输没有什么困难；采用胶带输送机运煤时为连续运输，运量大、效率高，易于实现自动化，对巷道坡度没有严格要求，但要求巷道直。本矿井煤种单一，走向长度平均为4.89km,；倾斜长平均约为2.698km，巷道设计为直线，通过比较，采用一专用皮带运输巷跟1.5t矿车辅助巷且轨距为600mm。辅助巷的断面能满足运输、通风、行人和管路敷设的需要，符合《煤矿安全规程》的规定。采用矿车运输，风速不大于6m/s,皮带运输巷，大巷的风速不得超过4m/s。大巷的服务年限很长，故采用锚喷和砌碹。本矿采用采区式通风，无回风大巷采区划分及其布置采区划分应遵循以下原则：(1)采区宜双翼布置，当受地质条件限制时，或在安全上有特殊要求时，可以单翼布置。采区走向长度的确定应以技术上可行、经济上合理为原则。(2)开采煤层群时，宜集中或分组布置采区。煤层群分组时，应根据具体的矿山地质和开采技术条件，综合考虑技术经济上的合理性。在矿山地质条件方面，应将层间距较近的煤层化为一组，但要适当注意各煤层的倾角、厚度、顶底板岩性的一致性以及地质构造方面的情况，以利于开采。根据我国经验，当煤层间距小于20～30m时，适合采用联合布置采区；煤层数多、可采总厚度大时，采用联合布置更为有利。关于在开采水平范围内的采区布置问题，应考虑：矿井初期开采的采区，应尽量布置在井筒附近，贯彻先进后远、采区前进式开采的原则，逐步向井田边界扩展；应优先考虑布置中央采区的可能性；主、副井和风井的贯通距离应尽量缩短；对倾角小于16°的煤层，采用上下山同时布置采区；初期开采的采区，应尽量布置在高级储量内。在井田范围内，采区的开采顺序，一般采用前进式（即从井田中央开始，向井田两翼边界推进的方式）；；如采用上下山开采时，上山阶段可采用前进式，下山阶段采用后退式。煤层组与组间的开采顺序是：原则上采用下行式，即先采上组煤层，依次开采下组煤层。但在煤层间距远，上下山煤层不受采动影响时，经论证可行时，也可先布置下组煤的开采矿井开拓水平内同时生产的采区个数应符合“规范”规定，见下表4-2。表4-2各类矿井采区个数矿井设计生产能力（Mt/a）采区个数，以上3～5，2～3，2及以下1～2该矿两个阶段2个采区，采区采用分组布置；井田范围内采用后退式开采顺序；煤层群开采顺序为下行式。同时生产的采区一个，一个采区保证全矿井的产量。4.2开拓方案比较提出方案根据以上分析，考虑到煤层间距较大，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分析如下：方案一：双立井两水平（分层布置）（无石门）主、副井均为立井，设-560和-650两个水平，如图4-1所示。图4-1方案一示意图方案二：双立井三水平加立井延深（分层布置）主、副井均为立井，，在-390布置一个水平，通过立井延深到-570跟-650水平。如图4-2所示。图4-2方案二示意图方案三：双立井三水平开拓（立斜井延伸）（分层布置）主、副井均为立井，布置于井田储量中央，在-390、-570和-650布置三个水平。如图4-3所示。图4-3方案三示意图方案四：双立井二水平开拓加立斜井延深主、副井均为立井，布置于井田储量中央，在-390，-570布置两个水平，后期利用斜立井延深到达—570水平。如图4-4所示。图4-4方案四示意图技术比较方案1和其他方案的区别在于水平数量，虽然方案2采用两水平，比其他方案少一个水平，但第一水平服务阶段垂高过大，使的上山辅助运输设备选型困难，安全上不可靠，因此直接从技术上淘汰。方案2，3和4在技术都是可行的，方案2与方案3的区别在于方案2从第一水平到第二水平是直接立井延伸，需挖掘阶段石门和立井井底车场，并相应的增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。方案3则是斜井延伸，相应的增加了斜井的提升和排水费用，粗略估算方案2总费用要比方案3要高，方案3与方案4的区别在于方案3直接从第一水平立井延伸到第三水平，而方案4则是在第二水平通过石门连接，方案3增加了一水平，而方案4则少一个水平但因为是暗立井延伸，在第三水平的提升方面有一定的困难，需提高其辅助提升能力。因此这3个方案需进行经济比较才能确定其优劣。开拓方案经济比较表4-3方案二经济费用方案二：立井延深三水平开拓项目数量（m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）双立井主井7004228副井7004132双大巷运输巷15358998辅助巷153512725回风井表土段5040287岩巷段12538645井底车场岩巷90024424小计后期基建费用运输巷，辅助巷11400岩12741煤8998石门155812725（万元）小计生产经营费用（万元）立井提升系数煤量（万吨）提升高度（m）基（元/km）19820503顺槽运输系数煤量（万吨）平均距（km）单（元/t.km）大巷运输系数煤量（万吨）平均运距（km）基价（元/km）198202.4小计合计费用（万元）表4-4方案三经济费用方案三：立井加暗斜井延深开拓项目数量（m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）双立井主井14304228副井14304132双大巷运输巷15358998辅助巷153512725回风井表土段5040287岩巷段12538645井底车场岩巷90024424小计44后期基建费用运输巷，辅助巷11400岩12741煤8998石门105812725（万元）小计生产经营费用（万元）立斜井提升系数煤量（万吨）提升高度（m）基价（元/km）19820703顺槽运输系数煤量（万吨）平均运距（km）单价（元）大巷运输系数煤量（万吨）平均运距（km）基价（元/km）198202.4小计合计费用（万元）表4-5方案四经济费用方案四：立井加暗斜井延深（无三水平运输石门）开拓项目数量（m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）双立井主井13504228副井13504132双大巷运输巷15358998辅助巷153512725回风井表土段5040287岩巷段12538645井底车场岩巷024424小计后期基建费用运输巷，辅助巷11400岩12741煤8998石门311.512725（万元）小计生产经营费用（万元）立斜井提升系数煤量（万吨）提升高度（m）基价（元/km）54519820603顺槽运输系数煤量（万吨）平均运距（km）单价（元）大巷运输系数煤量（万吨）平均运距（km）基价（元/km）198202.4小计合计费用（万元）综合比较从前述技术经济方案比较结果来看，虽然方案3的初期建井费和方案4相差不大，但方案3的后期建井费、基建工程费和生产经营费均比方案4要高一些，所以可以认为方案4相对较优。且方案4的总费用比方案2要少很多，所以方案4为最终选择的方案，即双立井三水平开拓加立斜井延深（无运输石门）采区开采。4.3矿井基本巷道井筒1、主井如图4—5，主井井筒断面形状为圆形，净直径为6.5m，净断面积为33.18㎡，掘进断面44.18㎡，井深40