矿井开采设计课件

Ø 区段数目及区段斜长
方案一 一水平5个区段 870m/5=174 二水平5个区段 870m/5=174m 方案二 一水平4个区段 740m/4=185m 二水平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 二水平六个采区，每采区5个区段 4915.05万t/6/5=163.84万t 方案二 一水平六个采区，每采区4个区段 4180.62万t/6/4=174.19万t 二水平六个采区，每采区3个区段 2824.74万t/6/3=156.9319万t
4915.05
区 段 数 目 / 个 5
区 段 斜 长 /m 174
区段采 出煤量/ 万t
6163.84
740 3 500
191 129
4180.62
2824.74
29
19.61
9．7+1 6.54+1
4 3
185 167
6174.19
6156.93
500
129
2824.74
19.61
6.54+1
K：地质损失增大；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
第三章 第一节 第二节 第四章 第一节 第二节 第五章 第一节 第二节 第三节
矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 矿井工作制度 矿井设计生产能力及服务年限 井田开拓 井田开拓的基本问题 矿井基本巷道 准备方式 ——采（盘）区或带区巷道布置 煤层的地质特征 采（盘）区或带区巷道布置及生产系统 采（盘）区或带区车场选型设计
方案比较法
(2)基本建设投资 分别按价值单位计算井巷和地面建筑、机电设备安装 及其他工程的费用。特别注意初期投资。 (3)基本建设工期 (4)机电设备及主要材料需用量 (5)生产经营费用 巷道维护费、运输费、提升费，通风费和排水费等 (6)其他 矿井生产能力，煤炭采出率，巷道掘进率，生产过程 机械化程度等。
矿井开采设计步骤
(3)方案经济比较 考虑下列费用： ①基本建设费：井巷开凿费；建筑物及结构物 的修建费及一些特殊的设备费等； ②生产经营费：巷道维护费；运输提升费；排 水费；通风费等： (4)方案的多目标综合评价优选。 (5)对方案作出详细的文字说明，并绘出设计 图纸
方案比较法
对不同的方案进行技术经济分析和对比，从中选出相 对最优越的方案。 1．方案比较的内容 应比较的主要项目和内容 (1)工程量 ①井巷工程量(井巷长度或掘进体积，硐室掘进体积)； ②地面建筑工程量(厂房及其他建筑物的建筑面积和 结构物，轨道、管路、线路长度)； ③机电设备的安装工程量(设备台数或成套设备套数、 管路和线路的长度)； ④其他工程量(占用的农田面积、平整土地石方数量)。
第六章 第一节 第二节 第七章 第一节 第二节 第三节 第八章 第一节 第二节
采煤方法 采煤工艺方式 回采巷道布置 井下运输 概述 采（盘）区或带区运输设备选择 大巷运输设备选择 矿井提升 概述 主副井提升
第九章 第一节 第二节 第三节 第四节 第五节 第十章
矿井通风及安全技术 矿井通风系统选择 采（盘）区或带区及全矿所需风量 全矿通风阻力的计算 通风机选型 防止特殊灾害的安全措施 设计矿井基本技术经济指标
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 两个阶段：阶段斜长=1740m/2=870m 三个阶段: 第一阶段斜长740m 第二阶段斜长500m 第三阶段斜长500m
开采水平的设置
Ø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
(9)两个方案费用差额不超过10％时，即认为此 两方案在经济上是等价的。 (10)最终评价时，正确估计各项影响因素在所 研究方案中的重要程度，选取最优方案。
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，
水平实际出煤/万t 两个阶段：9830．1万t/2=4915.05万t 三个阶段: 第一阶段斜长740m 第一阶段实际出煤(9830．1万t/1740m)740m=4180.62万t 第二阶段斜长500m 第二阶段实际出煤(9830．1万t/1740m)500m=2824．74万t 第三阶段斜长500m 第三阶段实际出煤(9830．1万t/1740m)500m=2824．74万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
底板 直接底厚10m 页岩 下为40m厚层 砂岩
来自百度文库
m1 m2 m3 m4
Σ m
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，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
Ø 工业储量Zg Zg=90001740（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=Zg 5% =15089.976 * 5% =7.544988万t Zk=(Zg-P)C =(15089.976-7.544988)80% =11468．4万t
(4)生产经营费用中各项费用单价必须比较可靠 (5)大方案比较前，相同类型的局部方案进行比较，求 出合理的局部方案后，再进行整体的方案比较。 (6)基建费与生产经营费分别列出。 基本建设费是以投资或贷款的形式集中拨发的，要考 虑发挥投资效果； 生产经营费用则是逐年列入成本付出的。 (7)要计算各方案的矿井建设期限 (8)各方案的差别以百分比表示，将总费用最小的方案 定为100％，其他各方案的费用与其相比较。 如果各方案在经济上相差不大，就要根据技术上的优 越性、初期投资的大小、施工的难易程度、建设期的 长短、材料设备供应条件等因素，综合考虑。
+30 0 -100 -200 -300 -400 -420 +80
1740
井田概况
井田两侧人为划定境界，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
+30 0 -100 -200 -300 -400 -420 +80 1740
2．方案比较注意事项
(1)不要遗漏方案； (2)只考虑重要项目的费用 重要项目：井巷工程费、地面建设费、煤的运输提升费、 井巷维护费； (3)相同费用项目可以不比较； 对影响不大、差别很小的费用项目也可不比较。 低瓦斯矿井的通风费、涌水量小的矿井的排水费 方案是专门研究通风或排水问题，则必须进行比较。 例：两方案的井底车场及地面设施相同，井型相同时， 可看作是相同的项目不予比较；如两方案井型不同，则 分摊于吨煤生产能力的投资不同，不能认为是相同的项 目，须全面的计算和比较。
第二十五章
第一节
矿井开采设计
矿井开采设计的依据
第一节 矿井开采设计的依据
一、设计任务书 设计任务书（计划任务书） 生产管理部门向设计部门委托设计任务的文件。 规定拟建项目的任务和设计内容、技术方向、设计阶 段、设计原则、计划按排以及配套工程的发展计划与 要求 二、精查地质报告 地质构造、储量、煤质及用途、水文地质 三、国家总的建设方针、政策及有关规程和规范 煤炭工业矿井设计规范 煤矿安全规程 四、经批准的上一阶段设计确定的原则
第二节
矿井开采设计的程序和内容
一、矿井设计程序 根据批准后的矿区建设可行性研究报告进行矿 区总体设计； 矿区总体设计批准后进行矿井可行性研究； 矿井可行性研究报告批准后进行矿井初步设计； 矿井初步设计审批后进行矿井施工图设计。
采矿工程专业毕业设计大纲（一般部分）
* * *煤矿 # # # 万吨/a新井（初步）设计 第一章 矿区概述及井田地质特征 第一节 矿区概述 第二节 井田地质特征 第三节 煤层特征 第二章 井田境界和储量 第一节 井田境界 第二节 矿井工业储量 第三节 矿井可采储量
+30 0 -100 -200 -300 -400 -420 900
表25—3煤层地质条件
煤 层 层厚 ／m 1.8 1.9 1.6 2.0 7.3 间距 ／m 15 20 15 顶板
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
毕业设计说明书1份 毕业设计大图5章
矿井初步设计提交下列文件：
初步设计说明书； 初步设计主要机电设备和器材目录； 初步设计概算书； 初步设计三材清册和附图。
矿井开采设计步骤
(1)提出可行方案 根据井田的地质条件和采矿技术条件，提出若 干在技术上可行的方案。 (2)方案技术比较 对可行方案进行详细的技术分析和粗略的经济 比较，否定技术经济上比较容易鉴别是不合理 的方案；将剩余的2～3个方案取长补短，完善； 如果能明显地判定出最好方案，就确定为采用 的方案； 若不能明显判定各方案在技术经济上的优劣， 则对2 ～3个方案进行详细的经济比较
11468．4-1638.3万t=9830．1万t
二、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
为避免采用箕斗井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 水平服务年限
方案一 一水平68．26/2=34.13a 二水平68．26/2=34.13a 方案二 一水平（68．26/1740m）740m=29a 二水平（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+1 a 二水平34.13a/3=11.38a+1 a 方案二 一水平29a/3=9．7+1 a 二水平19．61a/3=6.54+1 a 三水平19．61a/3=6.54+1 a
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
水平垂高H=阶段斜长sinα 870sin15°=225.17m 740sin15°=191m 500sin15°=129m
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） =68．26 a.
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，采用采区前进 式开采顺序。
表25—4阶段主要参数
阶 段 数 目 2 阶 段 斜 长 /m 870 水 平 垂 高 /m 225 水平实 际出煤/ 万t 服务年限／a 水平
34.13
采区
11.38+1