宁夏煤业集团灵新煤矿2#井初步设计.doc

河南理工大学本科毕业设计 宁夏煤业集团灵新煤矿宁夏煤业集团灵新煤矿 2#井初步设计井初步设计 摘摘 要要 本设计是对宁夏灵新煤矿 14#煤层所作的矿井初步设计。灵新煤矿自然地 质条件稳定，14#煤层属特厚煤层，平均厚度 7.55m。矿井瓦斯涌出量小，为 低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性， 煤层具有自燃发火倾向，矿井涌水量较 小。设计采用立井单水平上、下山式开拓，采区式准备，综合机械化放顶煤开 采。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，对矿井提出了一些安全技术 措施，并针对矿山污染提出了一些防治措施。 关键词关键词： 煤矿 矿井初步设计 低瓦斯矿井 煤尘爆炸危险 煤层自燃发火 立井开拓 河南理工大学本科毕业设计 abstract this design work is the first step design in mineral well for the 14# coal layer in the lingxin coal mine in ningxia. lingxin mine has a stable natural geology condition, and 14# coal layer belongs to thick coal seam especially, average thickness 7.55 m. the mineral gas gushes quantity small, so it belongs to a low gas mineral well, and the coal dust has an explosion risk. the coal layer is inclined to causing fire, and the mineral well flows out a little water. the design adopts single level up to the well, a mountain type to expanding, an area type to preparing, and synthesize mechanization to mine. this design is the first step for the expanding way, preparing way and exploring way. this paper also describes the well conveyance, promotes well ventilated, drains etc. and calculates the equipments. adopt technique and equipments of mine according to the existing and economic technique condition while design; put forward some safe technique measure to the mineral well, and put forward some prevention and cure measure to the mineral pollution. keyword: coal mine; the first step for the mineral design; mineral well of low gas; the dangerous of the coal dust exploring the coal seam becomes angry from the ran sign the well expand 河南理工大学本科毕业设计 前言前言 毕业设计是四年采矿工程专业学习的终结考核，也是这四年学习生活的一 次深刻总结。在学校教学环节安排下，通过毕业实习较为全面的了解了矿井的 各生产系统，使专业学习得于感性和理性的转化，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完善、完美。 本设计是以宁夏灵新煤矿为地质储量基础，根据赵忠明老师的具体要求进 行设计的。矿井自然地质条件中等，开采 14 煤层，设计煤层为 14 煤，平均厚 度 7.55m，属特厚煤层。开采煤层具有自燃发火倾向性，煤尘具有爆炸危险性， 矿井瓦斯含量低，相对瓦斯涌出量为 8m3/t，为低瓦斯矿井，矿井涌水量不大， 正常涌水量 180m3/h，最大涌水量 230m3/h。井田边界有一条向斜构造，但未 给本开采设计带来困难。 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，对龙宁夏灵新煤矿 14 煤层进行了矿井初 步设计。 设计中所采用的矿井开拓方式、准备方式以及回采方法经过方案比较和验 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。 河南理工大学本科毕业设计 目录目录 1 1 矿区概况及井田地质特征矿区概况及井田地质特征.1 1.1 矿区概况1 1.2 井田地质特征2 1.3 井田勘探程度5 2 2 矿井储量、年产量及服务年限矿井储量、年产量及服务年限.6 2.1 井田境界6 2.2 井田储量6 2.3 矿井产量及服务年限8 3 3 井田开拓井田开拓.10 3.1 概述.10 3.2 井田开拓.10 3.3 井筒特征.21 3.4 井底车场.26 3.5 开采顺序及采区、采煤工作面的配置.34 3.6 井巷工程量和建井工期.36 4 4 采煤方法采煤方法.40 河南理工大学本科毕业设计 4.1 采煤方法选择.40 4.2 采区巷道布置及生产系统.40 4.3 回采工艺设计.48 5 5 矿井运输矿井运输 提升及排水提升及排水63 5.1 井下运输.63 5.2 矿井提升.75 5.3 矿井排水.84 6 6 矿井通风及安全技术矿井通风及安全技术.94 6.1 矿井通风系统的选择.94 6.2 风量计算及风量分配.97 6.3 全矿通风阻力计算100 6.4 扇风机选型105 6.5 矿井安全技术措施108 7 7 矿山环保矿山环保112 7.1 矿山污染源概述112 7.2 矿山污染的防治115 致致 谢谢.118 河南理工大学本科毕业设计 参参 考考 文文 献献119 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 1 1 矿区概况及井田地质特征矿区概况及井田地质特征 1.1 矿区概况 1.1.1 地理位置及交通情况 灵新煤矿位于宁夏回族自治区灵武市磁窑堡镇境内，井田至省府银 川市 50 km，西距灵武市 39km。灵（武）盐（池）公路从井田北缘 穿过，井田北端距银（川）古（窑子）磁（窑堡）公路终点古 窑子 6km，矿区铁路专用支线（大坝古窑子）全长 70km，在大坝与 包（头）兰（州）铁路接轨。公路、铁路交通较为方便。详见交通 位置图 1-1-1。 三段地 布拉格 三道泉 特布德 哈沙图 水泉子 芒哈图 包 兰 线 灵新煤矿 鸦儿沟 采油一对 马家滩 冯记沟 郑记堡 （国家森林保护公园） 花马寺 内蒙古自治区 211 牛首山 横城 307 211 永宁 叶盛 109 青铜峡市 吴忠 吴忠 关马湖 青铜峡水库 滚泉 灵武市 （国家级自然保护区） 灵武白芨滩 古窑子 307 307 灵武 古窑子 磁窑堡 高沙窝 盐池 银川 图 1-1-1 交通位置图 1.1.2 地形地貌 井田区域内地形起伏不大，略呈南高北低，周围高中间低之势，标 高一般在海拔 12901350m 之间，相对高差达百米左右。最高点为井田西 南五疙瘩山，标高+1409. 6m，最低在第四勘探线西天河两侧，标高 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 2 +1282m，井田内沙丘广布，常见新月沙丘，四周多由各厚层沙体组成的 高低残丘环绕，因此本地区属低缓丘陵地带。 1.1.3 气象 本地区属典型的大陆性半湿润半干旱气候，雨季多集中在 69 月， 具有冬寒长，夏暑短，雨雪稀少，气候干燥，风大沙多，南寒北暖等特 点。由于本地区平均海拔在 1000 米以上,所以夏季基本没有酷暑；1 月平 均气温在零下 8oc 以下，极端低温在零下 22oc 以下。本地区气候的最显 著特征是：气温日差大，日照时间长，太阳辐射强，昼夜温差一般可达 1215oc。国家地震烈度分级将本区定为 xii 度区。 1.2 井田地质特征 1.2.1 地层与主要构造 矿区内地质条件简单，整体为一简单的向斜构造。磁窑堡向斜为本 井田的主要构造，走向近南北，北窄南宽，两翼不对称。向斜轴展布于 井田中部偏东、纵向为东翼陡，西翼缓，形似烟斗形，男宽北窄，在北 边收敛。煤层沿走向有起伏，平均倾向 104，倾角 1117，平均 倾角 14。 井田地表为第四系风积沙覆盖，基岩只在局部有裸露，地层由老至 新为奥陶系（o） 、石炭系（c） 、二迭系（p） 、三迭系（t） 、侏罗系（j） 、 白垩系（k） 、第三系（r） 、第四系（q） ，主要含煤地层为侏罗系中下统 延安组（j1-2y） ，岩性以砂岩为主，粉砂岩和泥岩次之，该组平均厚度 355.6m,，共含煤 37 层，编号煤层共 17 层，主要可采煤层为 6 层（二、 六、十三、 十四、十五、十六号煤） ，平均总厚度 21.65m，含煤系数 6.1%。 1.2.2 主要可采煤层情况,煤层赋存条件 主要可采煤层情况：主采煤层上组煤二号煤(目前己开采结束 、六号 煤,下组煤十四号煤、十五号煤、十六号煤。 1、二煤：上距一煤层 1015m，厚度变化较大，8 线以南煤层厚度 为 8.5m11m,一般含一层夹矸,夹矸厚度 0.30.4m,矸石以下煤厚 1m 左 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 3 右, 8 线以北煤厚 3.5-8.5m，结构较复杂，一般含有 23 层含炭质粉砂质 泥岩或泥岩夹矸。在 45 线附近，二煤受古河床冲刷变薄,含 35 层夹 矸，矸石厚度达 0.6m，煤质低劣，顶板疏松。顶板 5 线以北因古河床冲 刷直接顶以砂岩为主,在西北、东南以细砂岩、粉砂岩为主,近中部以泥岩 为主。二号煤老顶细砂岩,直接顶板为粉砂岩、细砂岩, 10 勘探线南有泥 岩，属中等稳定顶板。底板大部分为粉砂岩、细砂岩，夹薄层泥岩，属 不稳定底板。 2、六煤：上距二煤一般 5060m，全井田稳定可采，结构简单，煤 厚 0.947.69m，平均 2.4m，7 线以北为 2m 以下,局部在 1.6 米以下，以 南稍变厚,由北向南，由浅而深煤层增厚。顶板以粉砂岩为主, 56 线西 缘多为中、粗砂岩；底板为中、细砂岩或粉砂岩。六号煤顶板大部分为 粉砂岩,轴部附近为细砂岩,属不稳定顶板。底板大部分为粉砂岩、细砂岩, 裂隙发育，属不稳定底板。 3、十四煤：上距十三煤 15m 左右,煤层厚度稳定，全井田可采。顶 板岩性 5 线以北以细砂岩为主, 底板为细砂岩、粉砂岩。煤层厚度 2.2 2.9m 靠近下部有一层夹矸，矸石以上煤厚为 1.61.9m,矸石以下煤厚 0.40.8m,矸石厚度为 0.20.6m 左右，煤层顶板有一层 0.20.4m 的含 炭质泥岩伪顶,伪顶具有较多滑面，易脱落。9 线以南煤层厚度 2.7m 左右, 不含夹矸。十四号煤顶板多为粉砂岩，属中等稳定顶板。底板一般为细 砂岩、粉砂岩,泥钙质胶结,属不稳定底板。 4、十五煤：上距十四煤一般 20m 左右, 4 线以北层间距变小为 6 8m。07 线以北厚一般 34m,向南略变薄，厚近 3m。结构简单,局部含 12 层 0.3m 左右的泥岩夹矸，顶板多以中、细砂岩为主，底板以粉砂 岩为主。 十五号煤老顶多为中、粗砂岩，在局部不连续沉积一层硅质胶 结中细粒砂岩,硬度 f=7,厚 0.12.0 米，直接顶为泥岩，属不稳定顶板。 底板一般为细砂岩、粉砂岩,属中等稳定底板。 5、十六煤：上距十五煤在 5 线以北 07 线以南一般 1520m, 507 线之间为 10m 左右。顶板以粉砂岩、细砂岩为主；底板为中、细砂岩。 煤厚 4m 左右,东北端 2 线附近薄 0.140.98m,南部西翼厚 45m,最大达 7m, 东翼 13m。该煤层结构复杂,一般具有 24 层夹矸,多为泥岩及粉 砂质泥岩,变化较大,可比性差，但在 610 线范围内夹矸只有 12 层,煤 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 4 厚变化不大。内含夹矸一层,夹矸以上煤厚 2.6m 左右，矸石以下煤厚 2.2m 左右。矸石厚度一般 0.10.4m,岩性为粉砂岩。十六号煤顶板多为 细砂岩、 中砂岩,属坚硬顶板。底板多为粉砂岩,属中等稳定底板。 其中十四煤为本设计主采煤层。 1.2.3 煤质,煤种 井田内各煤层均属于低变质的烟煤,煤种为不粘煤 （bn） ，精煤挥发 分大都在 3037%之间,y 值为零，粘结性为 2。各主要煤层烟煤灰份平 均在 6.510.59%之间,硫分含量在 0.31-1.17%之间。原煤发热量（q） 在 62006950 卡/克之间,大部属于特低灰、特低硫、特低磷、较高水分 的不粘结煤。但煤尘爆炸指数为 33. 1234.3%,有煤尘爆炸危险。各煤层 均属易自然发火煤层,发火等级为一类，最短自然发火期 23 天。煤的工业 分析表见表 1-2-1，煤层特征表见表 1-2-1。 表 1-2-1 煤的工业分析表 工业分析 煤号灰分 (%) a 挥发份 (%) v 含硫量 (%) s 含磷量 (%) p 胶质层厚 (m)y 罗加指 数 lr 原煤19.9015.94.030.0167 14# 精煤7.4514.52.420.0059 01822.63 表 1-2-1 煤层特征表 煤层厚度 （m）围岩性质 序 号 煤 层 名 称 最大 最小 平均 平均 可采 厚度 倾 角 顶 板 底 板 煤 硬 度 煤 牌 号 容重 （t/m 3） 煤层 结构 及稳 定性 114# 7.27.9 7.55 7.55 11 1 7 细 砂 岩 细 砂 岩、 粉 砂 岩 2. 5 1.27稳定 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 5 1.2.4 水文地质情况 井田共有含水层三层，分别为第四系潜水含水层, 侏罗系中统直罗组 砂岩含水层, 侏罗系中下统延安组含水层（分为一煤至八煤砂岩含水层组， 八煤至十七煤砂岩含水层组,都属弱含水层，以及煤系底部分界线的宝塔 山砂岩强含水层组） 。矿井水文地质类型中等,主要水害类型有地表西天河 洪水、基岩含水层水、老窑积水及采空区积水四种,矿井正常涌水量 180 m3/h，最大涌水量 230 m3/h。瓦斯相对涌出量为 8 m3/t。煤尘有爆炸 性，煤层属自燃煤层。 1.3 井田勘探程度 本井田精查地质勘探报告综合了历次勘探结果。井田内主要地质构 造，水文地质类型等基本探明，地层变化规律基本控制。可采煤层的赋 存特征，煤质及煤层分析数据基本可靠，勘探程度能满足设计生产之要 求。 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 6 2 矿井储量、年产量及服务年限矿井储量、年产量及服务年限 2.1 井田境界 2.1.1 井田境界、边界范围，井田面积 井田境界：西以煤层露头风化带为界，南以 51 勘探线为界，深部以 向斜轴为界，东部以第 7 勘探线为界。 井田范围：南北走向长近 5km，东西倾向宽 2.5km，井田面积 12.8km2。 2.2 井田储量 2.2.1 矿井工业储量 本井田的工业储量及 a+b+c 的储量，经由块段法计算，矿井工业储 量为 12671.55 万吨。矿井工业储量汇总见表 2-2-2。 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 7 表 2-2-1 矿井高级储量比例参照表 简单中等复杂 地质开采条件 井型 储量 级别 比例（%） 大 型 中 型 小 型 大 型 中 型 小 型 中 型 小 型 井田内 a+b 级储量占 总储量的比例 4035253540202515 第一水平内 a+b 的储 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 占本水平储量的比例 4030153020 不 作 具 体 规 定 不 作 具 体 规 定 不 作 具 体 规 定 表 2-2-2 矿井工业储量汇总表 工业储量(万 t) 煤层 名称 aba+bca+b+c 14#2635.277341.919977.192694.3712671.55 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 8 2.2.2 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 性煤柱损失量后的储量。本设计矿井的设计储量为： =-5%z设z工z固z工 =12671.55 万吨-290.88 万吨-12671.55 万吨5% =11747.09 万吨 式中：矿井设计储量；z设 矿井工业储量；z工 永久性煤柱损失量。z固 2.2.3 矿井设计可采储量 矿井设计可采储量见表 2-2-3。 表 2-2-3 矿井可采储量汇总表 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煤 柱损失 开 采 水 平 煤层 名称 工业 储量 (a+b+c) (万 t) 向斜境界 设计 储量 井下 巷道 可采 储量 一14#12671.550281.3211747.0 9 633.588805.82 2.3 矿井产量及服务年限 根据矿井设计规范第 2.2.3 条规定：“矿井设计生产能力按年工 作日 330d，每天净提升 16h 计算。每天三班作业，每班工作 8 小时。 2.3.1 矿井服务年限 矿井服务年限= 储量备用系数矿井设计生产能力 矿井可采储量 ka z t k 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 9 式中:： t矿井设计服务年限，； 矿井可采储量，mt； k z a矿井设计年产量，mt/a； k储量备用系数，k=1.31.5。 储量备用系数按关于煤矿设计规范中若干条文修改的决定第二 条:为 1.31.5,本设计采用下限 1.3 计算。 表 2-3-1 矿井井型和服务年限参照表 井 型 矿井设计生产能力 (mt/a) 新矿井服务年限 (a) 改建后矿井服务年 限(a) 大 型 6.0 及以上 3.05.0 1.22.4 70 60 50 60 50 40 中 型 0.450.904030 小 型 0.3 及以下 由各省煤炭厅自 定 由各省煤炭厅自定 =52.42 年 ka z t k 8805.82 120 1.4 根据矿井井型和服务年限参照表 2-3-1，经验算矿井设计能力为 120 万吨/年。符合煤炭设计规范规定。 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 10 3 井田开拓井田开拓 3.1 概述 3.1.1 矿区内生产矿井开拓方式及评价 矿区内现有生产矿井均采用斜井开拓，实践证明，煤层浅部用斜井 开拓比较合理。但深部也用斜井的话会造成井筒斜长太长，与立井相比 投资较大。 3.1.2 影响井田开拓方式的主要因素 本设计主采煤层覆存条件：十四号煤层覆存稳定，厚度变化小，且 全井田可采。底板为细砂岩、粉砂岩。煤层顶板有一层 0.20.4m 的含炭 质泥岩伪顶,伪顶具较多滑面，易脱落。9 线以南煤层厚度 7.7m 左右,不含 夹矸。顶板多为粉砂岩，属中等稳定顶板。底板一般为细砂岩、粉砂岩, 泥钙质胶结,属不稳定底板。 构造：矿区内地质条件简单，整体为一简单的向斜构造。可以采用 山、下山布置。 开采技术条件：矿井瓦斯涌出量 8m3/t。煤尘有爆炸性，煤层属自燃 煤层，矿井正常涌水量 180m3/h，最大涌水量 230m3/h。煤层倾角小，平 均倾角 14 度。 3.2 井田开拓 3.2.1 对井田开拓若干问题分析 由于本井田煤层覆存条件简单，属缓倾斜煤层，井田范围不是太大， 根据煤炭工业设计规范及现有的技术装备，本井田可划分为两个阶 段，分四个采区开采。以+1000m 等高线为界，此等高线以上为第个阶 段，+1000m 等高线至井田下边界为第阶段。采区划分基本以第 10 勘 探线为界，以北为 11、13 采区，以南为 12、14 采区。在+890m 设开采 水平，服务 11、12、13、14 四个采区。 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 11 3.2.2 开采方案 综合考虑影响本矿井开拓的有关因素，提出了以下四个方案： 第一方案：斜井单水平上下山开拓，主、副井均采用斜井，主斜井 井口坐标：x：36379999.5，y：4213662，z：+1353m，坡度：16 40，落底标高：+945m 斜长：1369m。副斜井井口坐标： x：36380149.5，y：4213605.5，z：1033m，坡度：20，落底标高： +980m，斜长：1019m ，主副斜井均采用半圆拱，除表土层及局部破碎 地段采用混凝土砌旋外，其它部分均采用锚喷支护，支护厚度为 150mm。井筒内装备钢丝绳牵引带式输送机，用于提煤。副井采用矿车 双钩串车提升，用于辅助提升。风井：采用斜井，井筒断面为拱形，净 宽 3000mm，净断面 7.4m2，回风井布置在轨道上山上部，风化带内部。 本方案采用分区式通风，主扇工作方法是机械抽出式。北风井井口坐标： x：36380061.45，y：4214642.3，z：+1343.95；南风井也采用斜井，井 口坐标：x：36379205，y：4212637.6，z：+1350。风井用于回风，并兼 作矿井的安全出口。井内设有人行台阶和水沟等。11、13 采区共用北风 井；12、14 采区共用南风井。在+980m 水平开凿大巷，采用上、下山布 置。大巷内设胶带输送机，辅助运输采用电机车，采区内部采用单轨吊， 详见图 3-2-1 斜井开拓方式平面图和图 3-2-2 斜井开拓方式剖面图。工业 广场保护煤柱图见图 3-2-3。 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 12 图 3-2-1 斜井开拓方式平面图 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 13 图 3-2-2 斜井开拓方式剖面图 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 14 风氧化带 15 a b a c pb c d e1 e1 ab e1e1 p p dc d q c-d a-b b1 ba a1 e 80 45 45 80 45 80 79,2 124,9 316,38 113,9286,1 图 3-2-3 工业广场保护煤柱图 矿井开采顺序是先采上山阶段，后才下山阶段。采区的开采顺序是： 先开采 1113 采区，后开采 1214 采区。 第二方案：立井单水平上下山开拓，主井井口坐标： x：36381152.5，y：4213312.8，z：1310m，落底标高：+950m。井深： 360m。主井采用一对 9t 箕斗提升，井筒净直径 5.5m，净断面面积 23.76m2。井筒内装备为金属罐道梁、型钢组合罐道，端面布置。 副井井口坐标：x：36381181，y：4213304.5，z：+1310m，落底标 高：+975m，井深 335m。副井采用的是一对双层双车（1.5t）罐笼。井 筒净直径 6m，井筒内装备为金属罐道梁、金属罐道，端面布置；设梯子 间、管子间。主副井均采用混凝土砌壁，支护厚度取 350mm。 运输大巷布置在煤层底板中，标高为+980m。采用胶带输送机，辅助 运输采用电机车。风井布置、通风方式及辅助水平的建设同第一方案， 详见图 3-2-4 开拓方式平面图和图 3-2-5 开拓方式剖面图。工业广场保护 煤柱如图 3-2-6。 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 15 图 3-2-4 开拓方式平面图 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 16 图 3-2-5 开拓方式剖面图 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 17 - q k 45 80 q1 2 q 3 q k1 2k 3k - m n 45 51 45 80 1m m2 n2 1n 13 a b c d a b cd ab cd 图 3-2-6 工业广场保护煤柱 第三方案：斜井双水平上、下山开拓，本方案第一水平布置同方案 一，利用第一水平开采北翼一、二阶段和南翼第一阶段。然后在井底车 场附近打一对暗斜井，在+750m 水平开凿第二水平运输大巷。利用第二 水平开采南翼第二阶段和第三阶段。 第四方案：立井双水平上、下山开拓，本方案分以下两种情况：1、 第一水平布置同方案二，也是利用第一水平开采北翼一、二阶段和南翼 第一阶段。然后在井底车场附近打一对暗斜井，在+750m 水平开凿第二 水平运输大巷。利用第二水平开采南翼第二阶段和第三阶段。2、第一水 平布置也同方案二，同样利用第一水平开采北翼一、二阶段和南翼第一 阶段。第二水平是直接延伸主、副井筒到+750m 水平，在+750m 开凿第 二水平运输大巷，服务南翼第二、三阶段。 3.2.3 开拓方案技术比较 由于第三方案和第四方案采用的是两个水平，且第三方案需要单独 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 18 打一对暗斜井，第四方案也要单独打一对暗斜井或是延伸主、副井筒 （需要 128m 石门来连接） ，相应的增加了基建投资和设备投资（第二水 平暗斜井、井底车场、大巷及石门施工量，开凿费用和设备购买费用等 等） ，而第一方案和第二方案是利用南翼下山兼作暗斜井，不需要专门打 暗斜井。与第三方案和第四方案相比减少了打暗斜井和第二水平大巷的 费用，而且第二水平井底车场也比第三方案和第四方案简单。因此本设 计不采用第三方案和第四方案。下面只比较第一方案和第二方案 1、方案一井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工 业建筑、井筒装备都比方案二简单，因而初期投资较少，建井期较短。 地面工业广场 71.5%的部分布置在风氧化带外，这样大大减少了压煤量， 工业广场加上井筒保护煤柱总共压煤 115.2 万吨。方案二井筒掘进技术和 施工设备比较复杂，掘进速度较慢，断面利用率低。但服务年限长，通 风阻力小，维护费用少。地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都 比较复杂，地面工业广场压煤 276.3 万吨，相对于方案一多出了 161.1 万 吨。 2、方案一中主、副斜井斜长都较长，主井采用的是钢丝绳牵引皮带， 购置、安装费用较高，副井采用绞车提升，提升速度较低、能力较小、 钢丝绳磨损严重、动力消耗大、提升费用较高，由于斜井较长，沿井筒 敷设管路、电缆所需的管线长度较长，并且通风风路较长，井筒断面小， 通风阻力大。方案二适应性很强，般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水 文等自然条件的限制。井筒较方案一短、施工费用低，因而井筒内所敷 设管路、电缆所需的线路长度较方案一短。而且方案二提升速度快，对 辅助提升特别有利，井筒的断面很大，可满足大风量的要求，由于井筒 短，通风阻力也就较小。 3、方案二井筒受地压作用均匀而且压力较小，相对于方案一好维护。 从技术上看，这两个方案各有优缺点，因此很难确定选择哪一个方 案，需要从经济上进一步比较。 3.2.4 开拓方案经济比较 方案一、方案二的第一水平和第二水平的大巷及采区巷道布置、基 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 19 建、维护费用，运输、通风、排水、供电系统和设备以及风井位置、建 设费用等基本一样，因此这些不参与经济比较。这里只比较两方案不同 部分，即井筒和井底车场的基建费和经营费。方案一和方案二的工程量 见表 3-2-1，方案一、方案二基本建设费用分别见表 3-2-2 和表 3-2-4，方 案一、方案二生产经营费用分别见表 3-2-3 和表 3-2-5，费用汇总见表 3- 2-6。 表 3-2-1 工程量 方案 项目 方案一方案二 主井井筒（m）1369330+30 副井井筒（m）1019330+5 井底车场（m）11871250 注：井底车场、硐室工程量折算成巷道工程量（按照立方折算） 表 3-2-2 方案一基本建设费用表 斜井单水平（含辅助水平）上、下山开拓 单价（元m-1） 顺 序 工程项 目名称 总工程量 （m） 直接费 辅助 费 管理 费 合计 费用 （万 元） 1 主井井 筒 13693173.02085.516306888.5943.04 2 副井井 筒 10193173.02085.516306888.5701.94 3 井底车 场 11872066.11436.21085.74588.0544.60 基本费 合计 1587.6 其中管理费为直接费和辅助费总和的 31%。 表 3-2-3 方案一生产经营费用表 顺 序 工程项目名称工程量单价 费用（万元） 1提升（万 tkm）12055.20.65 元/tkm7835.9 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 20 井筒维护 （am） 71762.980.002 万元/ am143.5 排水（万 tkm）8265.60.3 元/tkm2479.7 2 3 生产经营费合计10460 表 3-2-4 方案二基本建设费用表 立井单水平（含辅助水平）上、下山开拓 单价（元m-1） 方案 项目 总工程 量 （m） 直接费辅助费管理费合计 费用 （万元） 主井井筒3606127.05011.43452.914591.3525.29 副井井筒3356127.05011.43452.914591.3488.81 井底车场12502066.11436.21085.74588.0573.50 总合计2189.58 其中管理费为直接费和辅助费总和的 31%。 表 3-2-5 方案二生产经营费用表 顺序工程项目名称工程量单价费用（万元） 1 提升（万 tkm） 3170.10.82 元/tkm2599.5 2 井筒维护 （am） 18871.2 0.0005 万元/ am 9.4 3 排水（万 tkm） 8265.60.1247 元/tkm1030.7 生产经营费合 计 3639.6 表 3-2-6 费用汇总表 方案方案一方案二 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 21 项目 费用 （万元） 百分率 （%） 费用 （万元） 百分率 （%） 基本建设费1587.6100%2189.58138% 生产经营费10460287%3639.6100% 总费用12047.6207%5829.18100% 在上述经济比较中需说明以下几点； 两方案的第一水平均为+980m，大巷及上山的开掘量费用近似相同， 考虑到全井田中第一水平及辅助水平大巷的开掘长度相同，即开掘总费 用近似相同，故未对此进行比较计算，另外，采区上部、中部、下部车 场数目两方案也相同，也未予以计算。 方案一、方案二的大巷、石门及采区上山的辅助运输费用都相同， 此处也不需要进行比较。 3.2.5 综合比较 综合以上比较结果来看：基建总投资方案一比方案二多了 601.98 万 元，相差了 37%；生产经营费方案一比方案二多了 6218.42 万元，相差了 107%。从中明显可以看出方案二大大优于方案一，因此本设计确定选择 方案二，即：立井单水平上下山开拓，开采整个井田。 3.3 井筒特征 一般来说，立井井筒的断面形状有圆形和矩形两种，但圆形断面的 立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用底等优点，因此 主、副井筒均采用圆形断面。而煤层上部距地表较浅，为便于施工和安 全起见，风井采用斜井，半圆拱形断面。 3.3.1 井筒断面尺寸 主井 1 主井井筒采用立井形式，本设计中矿井设计年产量为 120 万吨，所 需提升量较大，因此，根据我国现行技术装备，主井中亦采用一对 12t 箕 斗用于提煤。断面采用圆形，净直径为 5m,井壁采用混凝土及砌壁支护方 式。此外，还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通讯信号电缆和梯 子间等设施。主井井筒断面和井筒特征表分别见图 3-3-1 和表 3-3-1。 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 22 图 3-3-1 主井断面图 表 3-3-1 井筒特征表 井型120 万 t 井筒直径5m 井深360m 净断面积19.6m2 副井 2 副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为 6.0m，井筒内装备一 套 1.5t 双层单车罐笼，井壁采用钢筋混凝土及砌壁支护方式，井筒主要 用于提料、运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁，行钢组合罐道， 端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有 梯子间作为安全出口，并设有管子道、电缆道等设备。副井井筒断面和 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 23 井筒特征表分别见图 3-3-2 和表 3-3-2。 400 4120 4700 5550 300 1650 1650 2800 2070 400 1200 1650 6000 图 3-3-2 副井断面图 表 3-3-2 井筒特征表 井型120 万 t 井筒直径6m 井深335m 净断面积28.3m2 提容器升一对 9t 箕斗 井筒支护混凝土砌壁 风井 3 本设计采用分区式通风，北翼和南翼各设一个风井。井田内煤层赋 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 24 存条件简单，地质条件也较简单，表土层很薄，因此本设计风井井筒倾 角采用 25。由于其服务年限较长，宜采用拱形断面。风井除用于回风 外，还兼做矿井的安全出口，通过风速为 8ms，内设水沟，因倾角为 25，必须设置人行台阶及扶手。其断面特征见图 3-3-3，材料消耗量见 表 3-3-3。 3000 1 2 3 250 500 200 200 r1500 1300 图 3-3-3 风井断面图 图中：1水沟； 2人行台阶； 3人行扶手 表 3-3-3 材料消耗表 全混凝土砌旋 掘进断 面 （m） 支护厚 度 （mm） 材料消耗量 （mm） 井筒 净宽 （m ） 净断 面 （m ） 净周 长 （m ） 允许 通过 最大 风量 普 氏 系 数井 筒 基 础 拱壁拱壁 基 础 3.07.410.359.249.60.32002501.420.870.31 风速验算 4 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 25 副井作为进风井，风井作为回风井，其断面的大小必须符合风速要 求。由第六章矿井通风及安全技术的风速验算可知，所选择的井筒 符合风速要求。 3.3.2 井壁的支护材料及井壁厚度 井壁是井筒的重要组成部分，其主要作用是承载地压，防止围岩风 化等。主、副井均采用混凝土砌旋支护，支护厚度为 500mm，风井井筒 也采用混凝土砌旋。具体的支护方式及井壁厚度等见井筒特征表 3-3-4。 表 3-3-4 井筒特征 井筒名称主井副井风井 x（m）36381152.53638118136380063 y（m）4213312.84213304.54214575.6 井口坐 标 z（m）131013101344 用途提煤 提料、矸、人、 进风 回风、安全出 口 提升设备9t 箕斗 1.5t 双层两车罐 笼 井筒倾角（）909025 断面形状圆圆半圆拱 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）500500250 提升方位角（）213213107 井筒深度（m）36033596 净 （）m2 19.628.37.4 断面积 掘 （）m2 26.438.59.6 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 26 3.3.3 井筒深度 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：箕斗井为清理井底撒煤，平台下再设4m 井底水窝。故一般 开挖到井底车场水平以下 3040m，这里取 30m。详见井筒特征表。 3.4 井底车场 井底车场是井田开拓的重要内容之一，它与井型、大巷、井筒及位 置都有密切的关系。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。在本章 第二节中对井底车场作了较详细的考虑，下面对井底车场做设计计算。 3.4.1 选择确定井底车场形式 本矿井设计年生产能力为 1.20mt/a，大巷采用皮带运输，辅助运输采 用矿车运输，考虑本矿井煤层倾角 1117，矿井地质条件比较简单增 长潜力很大，采用卧式井底车场，这样施工量小，调车方便，而且可两 翼进车。 3.4.2 线路总平面设计 井底车场各存车线的确定 1 本设计主井中采用一对 9t 箕斗用于提煤，副井中采用 1.5t 固定式矿 车作为辅助提升，电机车采用 7t 架线式。大巷采用机轨合一形式布置， 矿车和电机车的主要技术特征见表 3-4-1 表 3-4-2。 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 27 表 3-4-1 矿车技术特征表 缓冲器名称型号容积 （m3） 名义 载重 量 （t） 轨距 （mm） 轴距 （mm） 牵引高 度 （mm） 型 式 最大牵 引力 （kn） 外形尺寸 （长宽 高） （mm） 车轮直 径 （mm） 质量 （kg） 1.5t 固定 箱式 矿车 mg1.7 6a 1.71.5600750320单 列 弹 簧 式 602400105 01200 300718 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 28 表 3-4-2 电机车主要技术特征表 速度 （km/h ） 牵引力 （kn） 牵引电动机外型尺寸 （mm） 功率 （k w） 电流 （a ） 电 机 车 粘 者 质 量 （t ） 轨 距 供 电 电 压 （v ） 最 小 曲 线 半 径 （ m ） 受 弓 器 工 作 高 度 （ m ） 固定 轴距 （m m） 车轮 直径 （m m） 连接 器高 度 （m m） 制 动 方 式小 时 制 长 时 制 最 大 小 时 制 长 时 制 型 号 台 数 （ 台） 电 压 （v ）小 时 制 长 时 制 小 时 制 长 时 制 长宽高 76 0 0 20571.81100680320机、 电 1 1 16 .9 2 5 13. 030 3. 33 z q 1 2 22502 1 7. 4 9 5 2 4 45 00 10 60 15 50 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 29 在采矿设计手册中规定：辅助运输采用固定式列车时，大型矿 井进、出车线有效长度应各能容纳 1.01.5 列车。本设计取 1.5 列车长。 a.副井空、重车线 lmnl1+l2+l3 式中：l储车线长度，m； m列车数； n每列矿车数； l1一辆矿车长度，m； l2电机车长度，m； l3电机车制动距离，一般取 1215m。 代入数据：l=1.5152.4+4.5+15=73.5（m） 考虑为有富余能力 l 取 80m。 b.材料车线 本设计材料车线也取 12 辆矿车长。 l=122.4=28.8（m） 同样考虑富裕能力在这里取 30m。 马门头线路联接计算 2 参考矿井设计手册中的有关章节内容和本矿井实际情况，可采 用二股轨道，具体线路布置见图 3-4-1。 11 11 13 8 7 6 5 54 4 1 3 2 1 as a e 12 l ll fecbabef 基本轨起点 图 3-4-1 马头门线路布置 图中：1井筒中线；2提升中线；3罐笼；4对称道 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 30 岔与直线段连接的切线交点；5摇臂轴中线；6单式阻车器轮挡 面；7复式阻车器前轮挡面；8复式阻车器后轮挡面；10信 号硐室；11等候室通道；12信号硐室。 具体尺寸如下： a罐笼长度，为 2.8mm； b、b进、出车侧摇台的摇臂长度，取 1.5m； c摇臂轴中线至单式阻车器轮挡面的距离，取 2.0m； e单式阻车器轮挡面至对称道岔与直线段连接的切线交点之间的 距离，本设计取两个矿车长度，为 4.8m； e出车侧摇台的摇臂轴中线至对称道岔与直线段连接的切线交点 之间的距离，本设计取 4.0m； f基本轨起点至对称道岔与直线段连接的切线交点之间的距离， 6.138m； a轨道中线至巷道壁的间距，1.425m； s连接处轨道中线间距，为 1.650m； b连接处宽度，b=s+2a=1.650+21.425=4.5m； l连接处长度， l=a+b+b+c+e+e+2f=2.8+1.5+1.5+2.0+4.8+4.0+26.138=28.88m。 轨型、弯道曲率半径及道岔的选择 3 本设计井底车场采用的是卧式车场，运行车辆为 7t 电机车和 1.5t 固 定式矿车，因此轨型选用 30kg/m，道岔型号及主要参数见表 3-4-3。 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 31 表 3-4-3 道岔品种、主要参数、允许行驶机车车辆和允许行驶速度 主要尺寸（mm）顺 序 道岔型号辙岔角 abltl0 质量 （kg） 允许行驶 机车车辆 允许行驶速度 （m/s） 1zdk630/3/618260635482852640014141.5t 矿 车 1.5 2zdk630/4/1214021036603664730015623t 矿车 14t 机 车 3.5 3.5 3zdk630/5/15111836396743338300173414t 机 车 3.5 河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 32 道岔联接计算 4 a.单开平行道岔线路联接 道岔型号：zdk630/4/12 辙岔角