煤矿年产120万吨开采设计概述.docx

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1、摘 要本次设计题目是火石营煤矿120万吨/年开采设计,矿井井田面积12.1km2,煤层厚度1.4710.46m,平均4.10m,煤层厚度变化小。煤层倾角1214。设计储量为6377.02万吨,设计井型年产120万吨,服务年限为41年。设计采用立井开拓,全矿划分两个阶段四个采区,布置主运输大巷和采区上下山巷道贯通全矿井。采用走向长壁采煤法,综合机械化开采。全矿布置一个综采工作面,选用MG200/500QWD型采煤机。由型号为型号为SSJ1200/2200的可伸缩胶带运输机运至轨道上山,经矿车由轨道上山和主要运输大巷运至主井井底车场,由箕斗提升至地面。矿井通风采用中央边界式通风方式,抽出式通风方法

2、,掘进面采用局扇通风,矿井总风量为110m/s。井下多级水泵扬水排水配合自然排水的排水方式。地下涌水经处理后供给井下用水,其余排到地面。矿区的环境保护及职业与安全卫生也是现代矿井所要求的重点工作之一。关键词:火石营煤矿,开拓系统,采煤方法,通风,排水,运输目 录摘 要I目 录II1 矿区概况及井田地质特征11.1 矿区概况11.1.1地理位置与交通11.1.2自然环境21.1.3矿井附近的工农业情况21.1.4水源、电源、劳动力及建材来源31.2 井田地质特征31.2.1地层31.2.2构造41.2.3煤层及其顶底板岩性特征51.2.4水文地质特征71.2.5沼气煤层和自燃81.2.6煤质、煤

3、的牌号与用途91.2.7 地质勘探程度92 井田境界102.1 划分原则102.2 井田范围103 矿井储量、生产能力、服务年限113.1 井田储量113.1.1矿井工业储量113.1.2矿井设计储量123.1.3矿井设计可采储量133.2 矿井年储量及服务年限153.2.1矿井工业制度153.2.2矿井服务年限154 开拓运输方案164.1 概述164.1.1开拓方式选择164.1.2影响立井开拓的主要因素分析164.2 井田开拓164.2.1对井田开拓中若干问题分析164.2.2方案的提出及技术比较174.2.3方案经济比较194.2.4 确定方案214.3 井筒特征214.3.1主井21

4、4.3.2副井224.3.3风井244.4 井底车场264.4.1设计基本参数264.4.2一些基本问题的确定274.4.3线路联接计算274.4.4 线路闭合计算284.4.5通过能力计算294.4.6坡度计算344.4.7确定各井底车场硐室位置344.5 开采顺序及采区回采工作面的配置364.5.1开采顺序364.5.2保证年产量的同采采区数和工作面数364.6 采区生产系统385 采矿方法395.1 采煤方法的选择原则395.2 采煤方法的初选395.3 采煤方法的技术经济分析比较405.3.1技术分析比较405.3.2经济分析比较425.4 回采工作面参数选择435.5 回采巷道的布置

5、445.6回采工作面设备选择465.6.1 采煤机465.6.2 刮板输送机485.6.3 转载机485.6.4 可伸缩胶带输送机495.6.5 破碎机505.6.6 液压支架515.6.7 乳化液泵站及喷雾泵站525.6.8 回采工作面主要设备配备汇总535.7 回采工作面回采工艺过程535.8 回采工作面劳动组织形式546 建井工期及开采计划586.1 建井工期586.1.1 准备工期586.1.2 移交标准586.1.3 施工进度指标586.1.4 三类工程施工安排的原则586.1.5 建井工期预计596.2 产量递增计划597 矿井通风607.1 概述607.1.1 通分系统选择原则6

6、07.1.2 通风系统的规定607.2 矿井通风方式与通风系统的选择607.2.1 矿井通风方式607.2.2 矿井总风量计算及风量分配617.3 扇风机选型647.3.1 主扇的选择647.3.2 局扇的选择658矿井提升与运输668.1 运输提升概述668.1.1 主运输方式选择668.1.2 辅助运输方式的选择668.2 运输提升设备的选择678.2.1 大巷胶带输送机及转载机的选择678.2.2 辅助运输679 排水供电719.1 矿山涌水量719.2 水泵的选型719.3 矿区电源729.4 供电设施及方式7210 经济技术指标73参 考 文 献75771 矿区概况及井田地质特征1.

7、1 矿区概况1.1.1地理位置与交通火石营井田位于河北省丰润县韩城与新军屯两镇之间,东距唐山市约15km。由唐山市至玉田、宝坻县的公路经过本井田。井田北有京秦铁路,东有京山和唐遵铁路,京唐高速公路和唐山市外环线公路均在矿井附近,交通便利。矿区交通位置图附图1-11.1.2自然环境本井田属于冲积平原地形,井田内既无山峦起伏,也无河流穿过,地形甚为平坦。北部油房庄附近地形标高为+23m,南部南曹庄附近为+2m,地形坡降为1.6,地势东北高,西南低。井田南端紧邻一夏秋积水的“油葫芦泊”。井田西北25km处有一泥河,平行本井田急倾斜翼浅部边界,由东北流向西南,流量较小但河床较宽,遇降雨量大时亦有泛滥发

8、生,但影响范围较小。两岸筑有土坝及人工沟渠,对防洪有一定作用。地质报告未提供洪水水位标高,但在火石营村附近从未受到洪水威胁。本区属大陆性气候,夏季炎热多雨,冬季寒风凛冽。最高气温39.6,最低气温-21,平均气温11.1。平均降雨量为614.7mm,最大降雨量为1007.7mm,年平均蒸发量1321.1mm,平均湿度34.8%。冰冻期由每年12月至翌年3月初,冻土深度0.60.8m。积雪最小厚度40mm,最大厚度190mm。年最多风向为东风,其次为偏北风,最大风速为25ms。根据河北省最新颁布的地震区划图,本区地震烈度为八度。本井田被巨厚冲积层覆盖,除划给地方的鲁各庄区外,附近别无其它小煤矿建

9、设或开采。1.1.3矿井附近的工农业情况矿区煤炭、钢铁、水泥、陶瓷等工业非常发达,轻工业也比较发达;农业主要以小麦、玉米、高梁及棉花等农作物为主,发展情况良好。1.1.4水源、电源、劳动力及建材来源矿井水资源丰富,能保证生产及生活用水,水源可靠。矿井电源引自韩城220kV变电站,供电电源可靠。矿井工业场地建有110kV变电站,双回路运行。矿井续建所需的主要建筑材料如钢材、木材、水泥、砂石等都可以在当地得到解决。1.2 井田地质特征1.2.1地层本井田地层与开平煤田其它各矿地层基本相同,精查地质勘探揭露了第四系及上古生界地层如图1-2所示,由老到新叙述如下:图1-2 综合柱状图1、中奥陶统马家沟

10、组(O2)根据区域地质资料,中奥陶统的马家沟组地层在开平煤田厚约400m,以厚层块状灰色与褐红色豹皮状石灰岩为主。本井田钻孔揭露该地层最大厚度91.63m,顶部多呈黄褐色,溶洞裂隙发育,与上覆煤系地层呈平行不整合接触。2、中石炭统唐山组(C2)本层总厚度为5060m。底部为7m左右的“G层铝土岩”,顶部为厚约4m的唐山灰岩即K3灰岩,中间主要为灰色、深灰色的砂岩与浅灰、灰白色铝土质粘土岩,夹两层薄层灰岩即K1与K2。3、上石炭统(1) 开平组(C31)本组顶界为K6灰岩底,厚约60m。主要以灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩与粘土岩为主,夹两层海相灰岩(即K4、K5灰岩)。(2) 赵各庄组(C32)本

11、组顶界为9煤的细砂岩底面,厚度为60l00m。岩性以粉砂岩、细砂岩与砂岩为主,夹粘土岩与煤层,近底部为K6灰岩。4、下二迭统(1) 大苗庄组(P11)该组顶为中砂岩或细砂岩底部,厚60l00m。岩性以灰色、深灰色粉砂岩、细砂岩为主,局部夹粘土岩或中砂岩,(2) 唐家庄组(P12)本组顶界为“A层铝土岩”之下的巨粗不等粒长石石英砂岩底部冲刷面,厚度为120230m,一般厚200m左右。5、上二迭统古冶组由灰紫、灰绿等杂色的砂砾岩、粗砂岩、细砂岩、中砂岩、粉砂岩、粘土岩沉积交互组成。下段含“A层铝土岩”,其底部为一杂色巨粗不等粒长石石英砂岩,与底部唐家庄组呈冲刷接触,为一套陆相碎屑沉积,厚度约56

12、0m。6、第四系覆盖于全井田,由北向南逐渐加厚,厚度为150650m。上部由各粒度的砂层、砾石层、粘土层交互组成,下部以杂色巨厚砾石层与卵石层为主,含水丰富,局部夹少量砂层或砂砾层。1.2.2构造本井田位于车轴山向斜两翼,车轴山向斜属开平煤田西侧的一个含煤构造,主要受新华夏系构造控制,构造线多呈北东向。车轴山向斜为一狭长不对称向西南方向倾伏的大型含煤向斜,向斜轴走向约为N60E,向斜轴面向北西方向倾斜。以向斜轴划分,其东南翼(缓倾斜翼)地层走向N30E,产状较缓,倾角1218,一般14左右;其西北翼(急倾斜翼)地层走向N70E,产状较陡,倾角6580,一般为70左右。经过精查地质勘探、二维和三

13、维地震勘探,本井田共查明3条断层。缓倾斜翼多发育张性、张扭性的高角度倾向或斜交正断层。 以断层性质分,正断层3条;以控制程度分,可靠断层3条,以断层落差分,小于10m的1条,10m20m的2条。 断层特征详见表1-2-1。表1-2-1 断层特征表序号断层编号断层性质断层落差(m)断层产状控制程度备注走向倾向倾角()3F2正016N.WN.E6272可靠三维地震勘探报告提出9F6正04NN.NW3647可靠三维地震勘探报告提出17F15正413N15EN.W6978可靠构造地质补充报告提出1.2.3煤层及其顶底板岩性特征1.2.3.1煤层及煤质(1)煤层情况:(见表1-2-2)表1-2-2 煤的

14、工业分析表煤号工业分析胶质层厚(m)Y罗加指数 LR灰分(%) A挥发份(%) V含硫量(%) S含磷量(%) P9#原煤19.9015.94.030.016701822.63精煤7.4514.52.420.0059本井田煤系地层属石炭二迭系地层,其中上石炭统开平组、赵各庄组及下二迭统大苗庄组为主要含煤地层。共含煤17层,其中可采及局部可采煤层9层,煤层编号自上而下依次为5、7、8、9、11、121、122、12下、14l煤。可采煤层总厚度为19.7m。本次设计的是9煤层,9煤层属于稳定可采中厚煤层。详见煤层特征表表1-2-3 。表1-2-3 煤层特征表序号煤层名称煤层厚度(m)倾角围岩性质煤

15、硬度煤牌号容重(t/m3)煤层结构及稳定性最大最小平均平均可采厚度顶板底板19#1.4710.464.1012粘土岩或粉沙岩粉砂岩获粘土气煤肥煤1.35稳定1.2.3.2 顶底板及其特性本井田地层与开平煤田其它各矿地层基本相同,精查地质勘探揭露了第四系及上古生界地层,由老到新叙述如下:1、中奥陶统马家沟组(O2)根据区域地质资料,中奥陶统的马家沟组地层在开平煤田厚约400m,以厚层块状灰色与褐红色豹皮状石灰岩为主。本井田钻孔揭露该地层最大厚度91.63m,顶部多呈黄褐色,溶洞裂隙发育,与上覆煤系地层呈平行不整合接触。2、中石炭统唐山组(C2)本层总厚度为5060m。底部为7m左右的“G层铝土岩

16、”,顶部为厚约4m的唐山灰岩即K3灰岩,中间主要为灰色、深灰色的砂岩与浅灰、灰白色铝土质粘土岩,夹两层薄层灰岩即K1与K2。3、上石炭统(1) 开平组(C31)本组顶界为K6灰岩底,厚约60m。主要以灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩与粘土岩为主,夹两层海相灰岩(即K4、K5灰岩)。 (2) 赵各庄组(C32)本组顶界为9煤的细砂岩底面,厚度为60l00m。岩性以粉砂岩、细砂岩与砂岩为主,夹粘土岩与煤层,近底部为K6灰岩。4、下二迭统(1) 大苗庄组(P11)该组顶为中砂岩或细砂岩底部,厚60l00m。岩性以灰色、深灰色粉砂岩、细砂岩为主,局部夹粘土岩或中砂岩, (2) 唐家庄组(P12)本组顶界为“

17、A层铝土岩”之下的巨粗不等粒长石石英砂岩底部冲刷面,厚度为120230m,一般厚200m左右。5、上二迭统古冶组由灰紫、灰绿等杂色的砂砾岩、粗砂岩、细砂岩、中砂岩、粉砂岩、粘土岩沉积交互组成。下段含“A层铝土岩”,其底部为一杂色巨粗不等粒长石石英砂岩,与底部唐家庄组呈冲刷接触,为一套陆相碎屑沉积,厚度约560m。6、第四系覆盖于全井田,由北向南逐渐加厚,厚度为150650m。上部由各粒度的砂层、砾石层、粘土层交互组成,下部以杂色巨厚砾石层与卵石层为主,含水丰富,局部夹少量砂层或砂砾层。1.2.4水文地质特征1.2.4.1地表水特征第四系底部卵砾石层孔隙水、石炭二迭系砂岩裂隙水与奥灰岩溶水组成本

18、井田承压水力系统。第四系底部卵砾石层超覆所有基岩含水层露头,由于露头无冲积或残积成因的粘土之类阻隔,所以卵砾石含水层与基岩含水层尤其是与大面积隐伏的奥灰含水层水力联系密切。裂隙水赋存于向斜盆地内的石炭二迭系粗、中细粒级砂岩地层。裂隙密集,多为张开,宽度大于lmm,实见有20mm以上者,产状近于直立。孔段单位出水量或单位吸浆量普遍高于相邻的开平向斜井田。奥灰岩溶水产于煤系基底厚度400m以上的白云质和灰质地层之中。历年少量勘探已表明其透水性与富水性强于区内其它所有含水层。特别指出的是,砂岩裂隙水以层状径流进行自身循环的同时,通过贯穿层间的裂隙网络,发生垂向水力联系。1.2.4.2 煤系含水层与隔

19、水层(1) 煤系含水层以水源为背景,按水位、水化、水温的连续性及钻孔抽水流场反映,将煤系含水层分为三组八段。1) 以第四系底部卵砾石水为补给水源的A层本组法线厚度在-500m水平主石门一线约280m,A层下80m中等含水段;本组厚度约140m155m,K3G层富水性极不均一的含水段。(2) 煤系隔水层1) A层铁铝质粘土岩;3) G层铝土质粘土岩。根据会议纪要所确定的原则,以上水量预计结果可作为本次设计的依据。1.2.5沼气煤层和自燃根据“冀煤安办(2004)4号文“关于2004年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”,火石营矿井瓦斯绝对涌出量为0.211m3min,瓦斯相对涌出量为0.142m3t,

20、采区最大瓦斯相对涌出量为0.270 m3t。随着开采向深部延伸,瓦斯涌出量可能会增大,届时要及时进行瓦斯等级鉴定。本矿井煤尘具有爆炸性,爆炸指数40.743.4。9、11、12-1煤易自燃,9煤自然发火期为812个月,11、12-1煤自然发火期为36个月。地温正常,无热害沼气、煤尘和自燃1.2.6煤质、煤的牌号与用途主要可采煤层均属较高挥发份的气煤,煤种单一,以气煤号、号、号为主,气煤号、号甚少。故主要叙述9煤的煤质:原煤灰份: 9煤平均灰份介于1320之间;。原煤硫份:9煤含量在1以下,属低硫煤; 原煤磷份:各煤层原煤含磷量不一,无明显变化规律,其它各煤层磷含量均大于0.01。煤的工业分析表

21、见表124。表124 煤的工业分析表序号煤层名称牌号水分()M灰分()A挥发分()V含硫量()S发热量MJ/KgQ备注12345678919肥煤1.0613-209.630.4729.67动力煤1.2.7 地质勘探程度为了顺利开发火石营井田,更好地满足煤矿建设和生产需要,国家和建设单位都投入不少资金对井田进行了多次勘探。勘探工作经历了普查(1956年)、精查(1978年)、二维地震补充勘探(1992年)、水文地质补充勘探(1993年)和采区三维地震补充勘探等勘探阶段。随着历次勘探工作的深入及矿井投产后的实际揭露,对矿井水文地质条件和煤层赋存情况也有了更进一步的认识,为设计部门和生产单位更准确地

22、核实矿井储量、确定矿井生产能力及搞好采区接替提供了更可靠的依据,勘探成果基本满足设计及生产需要。2 井田境界2.1 划分原则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。一般以下列情况为界:1以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界;2以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界;3以相邻的矿井井田境界煤柱为界;4人为划分井田境界。2.2 井田范围火石营煤矿井田境界,东部以F2断层为边界;西南至,南部到-160m煤层露头,北部至9煤层-500m底版等高线,井田平均走向长度为6.1km。倾向长度为1.8km。井田面积为12

23、.1 km2。井田境界如图2-2-1。图2-2-1 井田境界3 矿井储量、生产能力、服务年限3.1 井田储量矿井储量是指矿井井田边界范围内,通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量,又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量,还表示了煤炭的质量。本井田采用块段法计算的各级储量,块段法是我国目前广泛使用的储量计算方法之一。块段法是根据井田内钻孔勘探情况,由几个煤厚相近钻孔连成块段。根据此块段的面积,煤的容重,平均煤厚计算此块段的煤的储量,再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。3.1.1矿井工业储量矿井工业储量是勘探(精查)地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级

24、储量之和,其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表311的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量汇总表见312。表3-1-1 工业储量汇总表 地质开采条件储量级别比例()简单中等复杂大型中型小型大型中型小型中型小型田内A+B级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例70604060503040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平内储量的比例4030153020不作具体规定不要求表312 矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量(万吨)备注ABA+BCA+B+C9煤层2631836346731206857符合总计26

25、31836346731206857符合3.1.2矿井设计储量矿井设计储量为矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界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。而在该井田范围内只有煤田境界煤柱和断层煤柱。可暂时按工业储量的57计入,本设计取5,故:P式中: Z矿井设计储量;Z矿井工业储量;P 永久煤柱损失量,可暂按工业储量的57计入,本设计取5;由此:矿井设计储量Z6857(17)6377.02万吨3.1.3矿井设计可采储量矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率所得到的储量。各种主要巷道的保护煤柱及

26、可采储量见表313;矿井工业广场地保护煤柱留设见图311;工业广场保护煤柱设计计算参数见表314。表313 矿井可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量(A+B+C)(万吨)矿井设计储量(万吨)矿井可采储量(万吨)永久性煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界工业广场井下巷 道其他9685779.5109.476668.03124.8166.2无6377表314 工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角()()煤厚(m)()()()()埋深(m)144.1045756975370图311 工业广场保护煤柱计算图3.2 矿井年储量及服务年限3.2.1矿井工业制度根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况。

27、规定该设计矿井年工作日为330天,每日三班工作,每日工作8小时,每日净提升时间数为16小时。3.2.2矿井服务年限初步设定该矿井设计年产量为1.2Mt/a,根据公式:式中:T矿井服务年限,年; Z矿井可采储量,万吨; A矿井生产能力,万吨/年;K储量备用系数,K=1.31.5,此处取1.3。由此验算服务年限如下: T=Zk /(Ak) =6377.02/(1201.3)=41年40年符合要求。4 开拓运输方案4.1 概述4.1.1开拓方式选择原矿井采用的是立井开拓方式,暗斜井延伸。由于火石营煤矿井田表土层薄,地势平稳,所以采用立井开拓。立井开拓的适应行很强,一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等

28、自然条件的限制。立井的井筒短、提升能力大、对辅助提升特别有利。对于煤层赋存较深、表土层厚、水文情况比较复杂、井筒需要特殊法施工或多水平开采急斜煤层的矿井,一般都应该采用立井开拓。4.1.2影响立井开拓的主要因素分析影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告所确定的煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质条件等。其中以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大。4.2 井田开拓4.2.1对井田开拓中若干问题分析4.2.1.1井田开拓方式由于本井田地势平坦,表土层薄,地势平稳,所以采用立井开拓。并按照工业广场少压煤,至少不压好煤和井下生产费用较低的原则确定了

29、主、副井筒位于井田南部的井田走向的中央。同时由于在井田走向中央有一个14m的断层需要留有一定的保护煤柱,故可考虑包工业广场保护煤柱和断层保护煤柱留设在一起,这样可以节省50m的保护煤柱。为了避免采用箕斗井通风时封闭井塔困难,决定开凿一个风井。并采取中央边界式通风,风井位于南部煤层露头处,这样由于煤层露头处的煤不采,风井就不需要留设保护煤柱,减少了煤柱的损失。同时为了减少煤柱损失和大巷维护条件,把运输大巷设在煤层底版下垂距为30m的岩层中。根据火石营井田9#煤层赋存条件和设计规范的有关规定,本井田划分为1-2个水平,阶段内采用采区式准备。水平划分及位置在后面的方案中进行详细说明。4.2.1.2井

30、硐形式、数目及其配置.井硐形式选择 由于火石营井田地势平坦,表土层薄,地势平稳,所以采用立井开拓。立井开拓井筒短、提升能力大、提升速度快,通风有效断面大,能够满足矿井通风的需要。井筒数目因为火石营井田为低瓦斯矿井,前面已经确定采用立井开拓方式,故只需开凿一对提升井筒和一个风井即可。后期可以在下一水平的上方东西边界开设一个风井用于第二水平的回风。井筒位置选择根据地形和地质条件,从首先满足第一水平的开采,缩短贯通距离,减少井巷工程量考虑,将主、副井筒设置在井田走向的中央处。该处的地质构造清楚、简单、开采条件好。4.2.1.3运输大巷和总回风巷的布置为了减少煤柱损失和便于维护巷道,将运输大巷布置在距

31、离煤30m处的9煤层底版岩石中。布置岩石大巷时应避免在松软、吸水膨胀、易风化饿岩石中布置,同时还应避开支撑压力的不利影响。4.2.2方案的提出及技术比较根据前述各项决定,本井田在技术上可行的开拓方案有下列三种:立井两水平,见图421;图421 立井二水平立井延伸开拓立井单水平上下山,见图422;图422 立井单水平上下山开拓立井一水平加暗斜井二水平延伸,见图423。图423 立井-水平加暗斜井二水平延伸开拓从以上方案的简图可以对方案和方案进行比较,方案的生产系统均简单可靠,但是由于方案适用于煤层倾角小于12的煤层,而9煤层的倾角为14大于12,所以用单水平上下山开采有很大的困难,而且下山采煤巷

32、道等都不容易维护,故不宜用此方案。余下的、两个方案均属技术上可行的方案,水平服务年限也均符合要求(中型矿井第一水平服务年限应大于20年,故确定其阶段斜长分别为1000和800m)。两者相比,虽然方案的总投资要比方案高些,但是其初期投资较少,因此两方案要通过经济比较才能够确定其优劣。4.2.3方案经济比较 由于方案和方案在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同,方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时,一些相同的部分可以不进行比较,于是我们在对方案和方案两个方案进行比较时,可以只将两个方案中有差。表421 基建工程量时期项目方案方案早期主井井筒/m340+20340+20副井井筒/m340+53

33、40+5井底车场/m13430+11140013430+111400主石门/m880/运输大巷/m15001500后期主井井筒/m160900副井井筒/m160900井底车场/m13430+1114013430+11140主石门/m17600运输大巷/m15001500别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于表421、表422、表423和表424。通过费用汇总表在经济上来比较两方案的优越。表42 2 费用汇总表方案项目方案方案费用/万元百分率/费用/万元百分率/基建工程费829.981001084.89130.7生产经营费1596.531001994.46124.9总费

34、用2426.511003079.35126.9从前面表格中的计算可以看出,方案的总费用要比方案的高出26.9,很明显方案要比方案优越的多,故决定采用方案。表423 基建费用表方案项目方案方案工程量/m单价/ 费用/万元工程量/m单价/ 费用/万元早期主井井筒3603754135.143603754135.14副井井筒3454081140.793454081140.79井底车场24570281690.4224570281690.42主石门88023120.33302310.69运输大巷150023134.65150023134.65小计1021.331001.69后期主井井筒160375460.

35、069003754337.86副井井筒160408165.39004081367.29井底车场24570281690.4224570281690.42主石门176023140.6602310运输大巷150023134.65150023134.65小计891.091430.22共计1912.422431.91表424 生产经营费用表项目方案生产经营费用/万元项目方案生产经营费用/万元石门运输0.94787.160.2411038.3石门运输0.94787.160.2410.830.7提升0.94787.161.070.3241493.7提升0.94787.160.40.324558.40.947

36、87.160.351.321990.5井筒维护1.21.0727.93.05109.26井筒维护1.20.427.93.0540.85排水78420027.90.3510-4564.57排水78420027.90.3310-4722.01合计1596.53合计1994.46 4.2.4 确定方案综上比较可知方案的总费用超过了方案的10,故决定采用方案。即采用立井二水平上山。第一水平位于-370m,采取上山开采;第二水平位于-600m,采取上山开采。整个矿井划分为两个大的阶段,第一阶段的阶段垂高为208m。4.3 井筒特征在矿井开拓方式确定以后,还应对矿井主要井筒(包括主井、副井、风井)的横断面

37、布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。4.3.1主井主井主要用于提煤。井筒直径5.0m,采用9t多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭提升。支护材料:基岩段采用单层砼结构,冻结段采用双层砼结构;井壁厚度:基岩段350mm,冻结段700mm。井筒装备有钢丝绳罐道,井深360m。主井井筒断面布置如图431所示。图431 立井断面布置图4.3.2副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等,并兼作通风、排水。为防止断绳事故,设有防坠器。井筒净直径6.0m。支护材料:基岩段采用单层砼结构,冻结段采用双层砼结构;井壁厚度:基岩段400mm,冻结段800mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电

38、缆线和水管管道等。井深为360m。副井井筒断面布置如下:图432 副井断面布置图副井风速校核:式中:通过井筒的风速,m/s;通过井筒的风量,m3/s;井筒净断面积,m2;井筒的有效断面系数,圆形井取0.8;安全规程规定的允许最大风速;由此:2.72m/s8m/s所以井筒选择符合要求4.3.3风井风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护,井壁厚度为300mm,井深150.3m。风井井筒断面布置如图433所示。图433 风井断面布置图表431 井筒特征井筒名称主井副井风井井口坐标X(m)38511250.9538511125.9638508700.8275Y(m)

39、38549850.8538541125.8538539750.898Z(m)380360150用途提煤提料、矸、人、进风回风提升设备9t箕斗1t双层四车罐笼井筒倾角()909090断面形状圆圆圆支护方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁井筒壁厚(mm)基岩段:350 冻结段:700基岩段:400 冻结段:800300提升方位角()175175井筒深度(m)420.3400.3180.3断面积净()19.628.312.6掘()25.536.316.64.4 井底车场井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节,为提煤、提矸、下

40、料、供电和升降人员等各项工作服务。井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力,并应满足矿井不断持续增产的需要。为此,井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力3050。其次,在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积,而且井底车场应便于管理和安全操车。井底车场设计示意图如下。4.4.1设计基本参数主井净直径5.0m,装备有一对9t箕斗,副井净直径6.0m,装备一对1t双层四车罐笼。井下主要运输大巷采用3t底卸式矿车运煤,10t架线式电机车牵引(每列车由17辆矿车组成)。辅助运输采用1t固定式矿车(掘进煤列车由37辆矿车组成),煤矸混合列车由28辆矿车组成,其中煤车9辆,矸石车19辆。井

41、底车场设1t翻车机处理掘进煤。矸石辆占矿井产量的20,由副井提升。掘进煤辆占5,由翻车机翻入井底煤仓从主井提升。矿井为低沼气矿井,最大沼气含量0.211m3/t,矿井总进风量61.5m3/s,副井进风,风井回风。4.4.2一些基本问题的确定车场形式,初步设计已确定为梭式车场,东西两翼来车均由主石门进入井底车场。车线长度,主井空、重车线长原则上按1列车长考虑,设计取80m。副井进车线受主井重车线的影响,出车线受人车线的影响,都比较长,均可达150m。材料车线按20辆1t材料车考虑。主、副井中心线间距离,南北75m,东西10m。设计采用22Kg/m的钢轨。主井系统采用5号道岔,副井采用4号道岔。曲

42、线半径为20m。双轨巷道断面17.4m2,单轨巷道断面9.6 m2,巷道采用锚喷支护,主要硐室及交岔点采用混凝土或料石砌碹。底卸式矿车卸载站与翻车机硐室联合布置。4.4.3线路联接计算4.4.3.1单开道岔非平行线路联接已知:道岔DK630-5-15,a3967mm,b4333mm,111836,R15000mm,60。查表得:m13533mm,n9301mm,H8055mm,T6743mm,Kp2926mm。已知:道岔DK622-4-12,a3660mm,b3640mm,140210,R12000mm,45。查表得:m8638mm,n5712mm,H4039mm,T3280mm,Kp7447mm。4.4.3.2单开道岔非平行线路联接已知:道岔ZDK630-4-12,a3660mm,b3640mm,111836,R

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