采矿工程毕业设计（论文）-平煤四矿90万ta矿井初步设计（全套图纸）.doc

河南理工大学毕业设计（论文） 全套图纸加 153893706 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 矿区概况矿区概况 1.1.1 地理位置 四矿位于平顶山矿区中部，在一、二矿以西，三矿以北，六矿、五矿以 东，北侧丁戊组为一、六矿，己组为五矿。其地理位置坐标，东经：113北纬：334608334828。范围为 32 线至 40 线和 40 线至 42线西南方的一部分，矿区走向长约 3KM、区的长 途汽，倾向长约 4KM，总面积约 12.7 平方公里。 四矿距平顶山市区约六公里，市内有七路公共汽车直通矿部，并一八 路 公共汽车经过四矿口平顶山火车站向东有漯宝线与京广线相接，往西经宝丰 河南理工大学毕业设计（论文） 与焦枝线相连，区内还有平韩线、平午线；公路北通郑州，南达南阳，与临 近市车，均为全天候公路，交通尚称方便 1.1.2 地形地貌 平顶山煤田位于沙河和汝河之间的低山和丘陵地带，四周均为平原，四 矿位于煤田中段南部。井田内最高点为擂鼓台，标高 505.6 米，最低点在褚 庄附近，标高 150.4 米。井田中部高，南北低，擂鼓台、小擂鼓台及 407.7 米高地一线为近东西向分水岭，分水岭以南坡度较陡，以北坡度较缓，基本 呈单面山地形。 井田内无大的河流，只有季节性小溪和冲沟，分水岭以北的小溪和冲沟 在雨季有水北流，属汝河水系，分水岭以南的小溪和冲沟有水流出井田入湛 河至沙河。 1.1.3 气象 平顶山地区属大陆性半干旱气候，年均降雨量 742.6mm，平均气温 14， 夏季炎热，冬季寒冷，四季分明。 1.2 井田地质特征井田地质特征 1.2.1 地层 平顶山煤田处于秦岭纬向构造带的东延部位，淮阳山字型构造的西翼反 射弧顶部，为纬向构造与山字型构造的复合部位，由于二者的共同影响，使 得整个煤田形成了一系列北西向的复式褶皱（李口向斜、灵武向斜、郭庄背 斜、牛庄向斜、诸葛庙背斜等）和大断层（白石沟逆断层、锅底山正断层、 山庄逆断层等） ，总体构造线为北西向。追溯区域地质历史，平顶山煤田曾受 到中岳运动、少林运动、怀远运动、加里东运动、印支燕山运动和喜山运动 六期构造运动的影响，在煤系沉积以后，燕山运动最为重要，使区内 中生代及其以前地层（包括前震旦纪）卷入了这次运动，形成了北西向的褶 皱和断裂，并拌有中酸性岩浆侵入。喜山运动在本区主要表现为差异升降运 动，并使先期断裂再次活动，形成了一幅复杂的构造图案。 井田地表多被第四系地层覆盖，依据钻探工程揭露地层从老到新依次有： 寒武系崮山组、石炭系本溪组、太原组和二叠系山西组、下石盒子组、上石 盒子组、石千峰组和第四系。 本井田内地层层序由老至新依次为：寒武系崮山组、石炭系本溪组、太 原组和二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组和第四系。 河南理工大学毕业设计（论文） 寒武系崮山组系石炭、二叠系含煤地层的沉积基底，厚度大于 68 米，为 灰色厚巨厚层状白云质灰岩。 石炭系本溪组上界为太原组7 灰岩底面，下界为崮山组白云质灰岩的 顶面，厚度平均为 5.6 米，主要为浅灰色灰白色铝土质泥岩和深灰色、灰 黑色炭质泥岩。 石炭系太原组上界为1 灰岩的顶面，或为山西组底部砂质泥岩的底面， 下界为本溪组铝土质泥岩的顶面，或7 灰岩的底面，厚度为 5386 米，平 均 62.5 米，由深色生物碎屑灰岩、燧石灰岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和 煤组成，间夹菱镁质泥岩薄层，庚组煤位于本组下部灰岩的上部。 二叠系山西组上界为下石盒子组砂锅窑砂岩底面，下界为太原组顶部灰 岩顶面，厚 87114 米，平均为 105.3 米，由浅灰绿、深灰色中细粒砂岩、 泥岩和煤组成。含煤 25 层，为己组煤。 二叠系下石盒子组上界为田家沟砂岩的底面，下界至砂锅窑砂岩的底面， 厚度 284311 米，平均 304.4 米，由灰黄色、深灰色 中细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩所组成。依据岩性和含煤性，自下而为戊组 煤、丁组煤和丙组煤。 二叠系上石盒子组上界至平顶山砂岩底面，下界至田家沟砂岩顶面，厚 294331 米平均 314.5 米。主要由灰白色、灰黄色泥岩、砂质泥岩、粉砂 岩、中细粒砂岩及劣质煤层组成。自下而上分为乙组煤和甲组煤。 二叠系石千峰组在井田内出露不全，厚度 0255 米，平均 137.8 米。主 要由平顶山砂岩等组成。 第四系厚 033 米，平均为 11.93 米。主要为黄土沙砾滚石（平顶山砂 岩和石千峰组砂岩）之山坡残积物分布于低洼处，厚度不大，表土平均 2 米 厚。 1.2.2 构造 受区域构造的控制，特别是李口向斜及锅底山正断层的影响，井田构造 总体上为一北北东向缓倾斜的单斜构造，地层走向 100，倾向 10，倾角 618。在此单斜构造之上发育有三条大中型断层和大量小断层，褶皱 构造不发育. 1.2.2.1 褶曲 井田内的褶曲构造有两种表现形式，一种是断层面附近的拖曳小褶皱及 河南理工大学毕业设计（论文） 挤压揉皱现象，它是断层的伴生褶曲，不具独立的构造意义，因此，将其放 在断层构造中论述；另一种是宽缓的小褶皱，规模较小，它对巷道的布置和 岩层产状及矿井生产有一定的影响。 井田内褶皱主要为晋沟向斜，该向斜在井田内的南东部较为明显，向北 西方向在 39-18 孔北约 150 米处消失，延伸长度 2000 米左右，它对井田内各 煤层的产状，巷道布置均有一定影响，但由于甚为开阔，故伴生构造少见， 对煤层厚度影响也不明显，仅局部对生产影响较大。 1.2.2.2 断层 井田范围内的大中型断层共有三条，其主要特征如下： 1、F1 锅底山正断层 该断层走向 N2550W，倾向南西，倾角 6070，落差 110200 米，位置在四矿西南，三矿西北部，在一、四、六扩勘区内有六个 钻孔控制，地表有零星露头控制。 2、F2 隐伏正断层 该断层位于井田中部，地表没有出露，煤田勘探中未发现。其总体走向为 70，倾向 340，倾角 47，落差 1528 米，延展长度 950 米。在 矿井开拓过程中曾有多处揭露。控制程度可靠。 3、3 隐伏正断层 3 隐伏正断层走向60，倾向30，倾角 65，落差 25 米， 延展长度约 500 米，地表被第四系覆盖，初步控制。 1.2.3 矿井小断层 矿井小断层在煤田地质勘探中一般不能控制，只能在矿井地质及巷道掘 进或煤层开采过程中才能发现，这些小断层因数量多，密度大，且常具有一 定的随机性等特点，给矿井地质工作带来诸多不便，成为影响煤矿生产的主 要地质因素之一。 1.3 井田勘探程度井田勘探程度 报告应用构造复杂程度和主要煤层稳定性来确定勘探类型，勘探类型为一 类一型，勘探区内用 500、1000、2000 米的基本线距，求得 A、B、C 各级储 量是可行的，勘探布置原则正确，钻探工程布置基本合理，较好地控制了矿 区基本构造和含煤地层，查明了含煤地层可采煤层的层数、层位及煤层对比 河南理工大学毕业设计（论文） 较可靠。选用勘探手段适宜，初步满足了勘探的要求。 1.4 煤层与煤质煤层与煤质 1.4.1、含煤性 井田内含煤地层分别隶属石炭系太原组、二叠系山西组、下石盒子组和上石 盒子组。自上而下分为甲煤、乙煤，丙煤、丁煤、戊煤、己煤和庚煤共九个 煤组。煤系地层平均总厚度为 786.7 米，含煤 60 多层，大部分区域为 44 层。 煤层总厚度为 25 米左右，含煤系数 3.2%，可采煤层平均总厚度为 18.05 米， 可采煤层含煤系数为 2.3%。 1.4.2、可采煤层 四矿可采煤层包括丙 3、丁 5、丁 6、丁 5-6、戊 8、戊 9、戊 10、戊 9- 10、己 15、己 16、己 17、己 16-17 和庚 20-21 煤层，主要可采煤层的基本 特征如下： 己 15 煤层 全井田发育，位于山西组己煤段的上部，上距戊 10 煤层 125.77171.15m，平均 155.55m，下距己 16 煤层 4.3222.27m，平均 14.7m，煤层厚度 0.253.7m，平均 1.28m，可采性系数为 94%，变异系数为 42.8%，为较稳定煤层，煤厚总体上呈东厚西薄的规律性变化，煤层结构简单， 夹矸 02 层，一般不含夹矸。 己 16-17 煤层（己 16 与己 17 合并部分） 四矿主要开采煤层之一，全区发育，位于山西组己煤段的中部，层位稳 定，上距己 15 煤层 4.3222.27m,平均 14.7m，下距庚 20.21 煤层 49.6467.17m，平均 53.34m，煤层厚度 2.424.99m，平均 3.98m，可采性指数为 100%，变异系数 33.6%，属稳定中厚煤层，煤层结构较 复杂，含 12 层夹矸，厚 0.040.8m，一般为 0.1m。 1.4.3 煤质 己 15 煤层 主要由半暗煤组成，煤层结构简单，一般不含夹矸，个别地段含夹矸 13 层，夹矸主要成分为泥岩，煤呈黑色，玻璃光泽，以暗煤为主，镜煤和 丝炭较少，条带状结构，平坦状和阶梯状断口，内生裂隙和外生裂隙均较发 育，在裂隙面可见有白色和黄白色矿物薄膜，煤性硬，机械强度高，块煤占 河南理工大学毕业设计（论文） 百分比较大，容重 1.39，原煤静止角 39.5，摩擦角 31.4,散煤容重 0.75tm3，经火焰试验为易燃、烟浓、焰长、体积膨胀、焦渣疏松，具有良 好的粘结性。 煤中有机显微组分占 7795%，平均 90%，无机组分占 523%，平均 10%， 在有机显微组分中镜质组占 4888%，平均为 62%，主要为无结构镜质体，能 见结构镜质体，惰性组占 948%，平均 34%，主要由粗粒体组成。壳持质组 占 012%，平均 4%，含角质体和孢子体。无机组分以条带状、块状、不规 则透镜状粘土矿物集合体及团块状黄铁矿组成。 16-17 煤层 以半亮煤为主，煤层结构较复杂，含 13 层夹矸，夹矸成分为泥岩和炭 质泥岩，煤为黑色，条痕为棕黑色，弱玻璃光泽，亮煤为主，次为暗煤，有 时能见条带状和透镜状镜煤和丝炭，阶梯状断口，内生裂隙 3 条cm2，在裂 隙面上有方解石矿物薄膜，条带状结构，质脆而松散，易成粉沫状，筛分试 验结果表明，原煤自然粒度粉煤居多，平均容重为 1.4，原煤粒级的静止角 为 39.5，摩擦角为 31.4，散煤容重 0.75tm3，经火焰试验为易燃、 焰长、烟浓、体积膨胀、焦渣疏松，具有良好的粘结性。 煤中有机显微组分占 8797%，平均 93%，无机组分占 313%，平均 7%，有机显微组分中镜质组占 4990%，平均为 68%，主要由基质镜质体、均 质镜质体组成，尚见结构镜质体，惰性组占 1041%，平均为 29%，多为粗 粒体，壳质组占 010%，平均 3%，多为角质体和孢子体，无机组分主要为 粘土矿物和黄铁矿 本井田煤的种类为 13 焦煤、肥煤、及焦煤，各煤层单煤炼焦效果不 佳，焦炭块度皆不均匀，以焦炭耐磨指标衡量，达不到冶金焦炭质量标准。 1.4.4 各煤层的工业用途 、丙 3 煤层为富灰、富硫、特低磷，具中等发热量，属极难选的气煤类。 因可选性差，宜作动力用煤，该煤层含油率均达 10.54，属富油煤，若能 进行低温干馏，可获得可观的焦油产品，更有它的经济价值。 、丁 5、丁 6、戊 8、戊 9-10 等煤层为中富煤、特低硫、磷，具中等发 热量，属极难选的 13 焦煤类及肥煤类，其中丁 5、戊 8、戊 9-10 煤层精煤 回收率低等，丁 6煤层的理论精煤回收率属 中等，但考虑原煤灰分高，又属极难选煤，宜作动力用煤。 河南理工大学毕业设计（论文） 、己 15、己 16-17 煤层为低中灰、特低硫、磷，具高发热量，理论精 煤回收率优等，可选性属极易选煤，是优质的炼焦用煤。 、庚 20-21 煤层属肥煤焦煤类，原煤灰分低，发热量高，又属易选煤， 但含有机硫太高，经洗选，脱硫效果不佳，在利用上受限制，若能将煤中的 硫含量脱至12 左右，不仅可作动力、民用煤，尚可作炼焦用 1.5 其它开采条件其它开采条件 1.5.1、瓦斯及自燃 四矿瓦斯涌出量在近两年的鉴定表明，随着回采深度的增加四矿瓦斯涌 出量及瓦斯等级有所变化，四矿被确定为高瓦斯矿井。 四矿主采煤层都属于易自燃发火倾向煤层，丁 5-6、戊 8 煤层自燃发火期为 6-12 个月，戊 9-10 为 3-6 个月，己 15、己 16-17 为 2-6 个月。 1.5.2、矿井涌水量 矿井生产初期涌水量较小，月平均涌水量约 3.6 万 m；在生产中期矿井 月平均涌水量约 90 立方米/小时；现在矿井月平均实际涌水量在 130 立方米/ 小时。近年来，矿井涌水量基本稳定在 130 立方米/小时，随着开采深度的增 加，矿井涌水量还将逐渐增大 1.5.3、地温 四矿地温较高,特别是随着开采深度的增加, 四矿地温梯度为 3.29 100m，属地温异常区，应采取相应措施，保证安全。 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 2.1 井田境界井田境界 2.1.1、井田位置、边界范围，井田面积 井田位置：西北以-650 底板等高线为界，南以锅底山大断层勘探线为界。 井田范围：南北倾向长近 4.5km，东西走向宽 3.2km，井田面积 12.8km2。 表 2-1-1 井田特征 河南理工大学毕业设计（论文） 走向倾向 最大最小 最大最小 平均 面积 3.713.14 4.673.68 4. 17 12.8 2.2 井田储量井田储量 2.2.1、矿井工业储量 由块段法计算矿井工业储量为 7645.35 万吨。 2.2 . 2、安全煤柱 本矿井各类煤柱的结构尺寸是参照煤矿设计规范留设的。井田边界煤柱：本 井田一侧为 30 米；带区边界煤柱每侧 10 米,主要巷道煤柱每侧 3040 米,井 筒及风井是按保护对象的等级确定其受保护边界范围的. 按规范规定，年产 90Mt/a 的中型矿井，工业场地占地面积指标为 1.3 公 顷/10 万吨。 故可算得工业场地的总占地面积： S=1.39=120000 m2 工业储量(万 t)煤 层 名 称 ABA+BCA+B+C 己 15 1223.2 6 611.2 8 1834.5 4 1223.6 1 3058.1 4 己 16 1834.8 9 917.4 3 2752.3 3 1834.8 8 4587.2 1 河南理工大学毕业设计（论文） 可知工业场地占地 120000 m2，设其沿倾向长边为 400m，走向短边为 300m。根据建筑物级别围护带宽取 20m。又得知矿区安全系数 k=250，故安 全深度 H=mk=3.5250=875m（式中 m 为采高） 。由井筒深小于安全深度 可知，立井井筒和工业场地只需留一个总的安全煤柱。 煤层倾角 =10，煤层埋藏深度 Ho=440m，松散层厚 h=30m，煤层厚 度 5.5m。矿区 =73，=65，=82，松散层移动角 =40。 根据垂直剖面法计算工业广场保护煤柱，计算如下图所示. 经计算梯形 ABCD 的面积为保护煤柱压煤面积，经计算为 S=（582+640） 780/2=476580 m2。 保护煤柱压煤量为： Q=SM=0.47665.51.35/cos15=364.8 万 t 式中:S保护煤柱面积，m2； M煤层厚度，m； 煤层容重，t/m3。 2.2.3、矿井设计储量 73 73 40 40 65 82 40 40 走向剖面 - 倾向剖面 - 河南理工大学毕业设计（论文） 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工 =7645.357645.355 =7263.08 万吨 2.2.4、矿井设计可采储量 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) (万吨) 断 层 境 界 设 计 储 量 井下 巷道 可 采 储 量 2.3 矿井产量及服务年限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，综采工作面可采用每日四班作 业，每班工作六小时。 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 式中:： T矿井设计服务年限，； 矿井可采储量，Mt； k Z 河南理工大学毕业设计（论文） 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,本设计采用上限 1.3 计算。 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 =7263.4585/901.4=49 KA Z T k 设计能力为 90 万吨/年，故满足设计要求。 3 3 井田开拓井田开拓 井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其 它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层， 为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定，主、副井和 风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划 分以及开采顺序与通风运输系统。 3.1 井田开拓的基本问题井田开拓的基本问题 3.1.1 井筒形式、数目的确定 平硐开拓的优点是运输环节少，设备少，系统简单，费用低，但受地形及 埋藏条件限制，只适用于赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地带，并且要便于布 河南理工大学毕业设计（论文） 置工业场地。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，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒 装备、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生 产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化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，人员可迅速从井筒撤离。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是： 斜井井筒长，辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大，管线 长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏 不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜 煤层，一般可采用斜井开拓。 根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑四矿的实际情况， 排除平硐和斜井的可能性，采用立井开拓。 根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及煤矿安全规程的规定，在 本井田的中上部设立主副井筒各一个。主井用来提升煤炭，副井用来运送人 员、材料、矸石及通风等。 本矿井的瓦斯含量较大，属于高瓦斯矿井，矿井通风困难。同时考虑到 井田走向不长，确定第一水平初期采用中央边界式通风，第一水平后期即第 二水平另打一风井，以保证矿井的正常通风。 3.1.2 井筒位置的确定 1）井筒位置的确定原则 （1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输 大巷的布置，石门的工程量要尽量少； （2）有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不 迁村； （3）井田两翼的储量基本平衡； （4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或 软弱岩层； （5）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼 和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的威胁； （6）工业场地宜少占耕地，少压煤； 河南理工大学毕业设计（论文） （7）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。 2）井筒位置的确定 考虑以上井筒位置确定原则，并结合矿井实际情况，最终确定主、副井 筒位于井田的中上部，有利于减少矿井保护煤柱损失；同时，便于第二水平 井筒延深。 风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下，与提升井筒的贯通位 置最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本矿井第一水平主要采用 中央并列式通风，故将风筒布置在工业广场保护煤柱内，从而减少了煤柱的 损失。 综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如下： 表 311 井筒位置坐标 井筒名称XYZ 副井373979538431750200 主井373963038431740200 中央风井373965538431620200 南风井373808538431250150 3.1.3 工业广场的位置、形状定和面积的确 工业场地的选择主要考虑以下因素： 尽量位于储量中心，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。根据实际情况和设计规范要求，工业 广场为 12 公顷，布置为长方形，垂直走向长为 400 米，另一边为 300 米。 3.2 采方开案的确定采方开案的确定 煤层覆存条件：煤层厚度稳定，全井田可采。底板为砂质泥岩，煤层顶 板为碳质泥岩，较稳定。 构造：矿区内地质条件简单，可以采用山、下山布置。 开采技术条件：矿井瓦斯涌出量大，煤尘有爆炸性，煤层属自燃煤层，矿井 河南理工大学毕业设计（论文） 正常涌水量 130m3/h，最大涌水量 230m3/h。煤层倾角小，平均倾角 10 度。 根据设计规范和以上地质条件，提出以下三种方案： 第一方案：立井双水平（暗斜井延深）上下山开拓 主、副井均采用立井开拓方式，第一水平井底标高-240，第二水平采用 暗斜井延深。如下图 第二方案：立井双水平（立井延深）采区与带区联合准备 第一水平与方案一基本相同，第二水平直接延深井筒，带区式准备。如下图： 第三方案：立井三水平上山开拓 主井 2-副井 3-风井 4-运输大巷 方案2 二水平（立井延深）开拓 方案1二水平（暗斜井）开拓 主井 2-副井 3-风井 4-运输大巷 5-暗斜井 河南理工大学毕业设计（论文） 示意图如下 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，但是方案比方案多开设阶段石门（1850m）和立井井底车 场；并相应的增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用所以在方案和方 案中决定选择方案。 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） 。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。 3.3 方案经济比较方案经济比较 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 中有差别的比较，由于第一水平准备方式与采煤方法基本相同，因此只比较 第二水平的生产经营费用。 表 331 基建工程量 主井 2-副井 3-风井 4-运输大巷 方案3 三水平（立井延深）开拓 河南理工大学毕业设计（论文） 时期项目方案方案 主井井筒/m450+30450+30 副井井筒/m450+25450+25 井底车场/m800800 主石门/m140300 早期 运输大巷/m500+100450+100 主井井筒/m2100320 副井井筒/m2100320 井底车场/m300+200800 主石门/m01500 采区上下山42000 后期 运输大巷/m100+1006000 河南理工大学毕业设计（论文） 表322 基建费用表 方案方案 方案 项目 工程 量 /m 单 价/ 1 mA元 费用/万 元 工 程 量 /m 单价/ 1 mA元 费用/万 元 主井4 8 0 770 1.5 396.677701. 5 369.67 副井4 6 0 927 7 426.474609277426.47 8 0 0 459 2 367.368004592367.36 主石门1 4 0 401 8 56.253004018120.54 运输大 巷 6 0 0 388 6.5 233.195503886. 5 213.76 早 期 小计1453.221498.07 主井井 筒 2 1 0 0 428 4 899.643207701. 5 246.45 副井井 筒 2 1 0 0 428 4 899.643209277296.86 井底车 场 5 0 0 459 2 229.68004592367.36 主石门000200 0 4018803.6 采区上 下山 6 4 0 0 348 2 2228.48000 运输大 巷 2 0 0 388 6.5 77.76600 0 3886. 5 2331.9 后 期 小计4335.094046.17 共计5788.315544.24 河南理工大学毕业设计（论文） 项目方案项目方案 运输提升 /万 t.km 工程量运输提 升/万 t.km 工程量 采区上山 运输提升 带区运 输 一区段11.226450.18=285.12一区段21.234040.18=587.52 二区段21.226440.18=456.19二区段21.234030.18=440.64 三区段21.226430.18=342.14三区段 21.234020.18=293.76 四区段21.226420.18=228.19四区段21.234010.18=146.88 五区段21.226410.18 =.114.15 大巷及石 门运输 1.22882.850.3=1037.83大巷及 石门运 输 1.22882.85（2+0.3）=7956.66 井立与斜 井提升 1.22822.85（2.1+0.48） =8739.544 井立提 升 1.22822.850.8=2709 采区上下 山维护/ 万 m.a 11.2395020.310-4 =.9.62 带区维 护/万 m.a 11.2600020.310-4 =.14.62 河南理工大学毕业设计（论文） 方案方案 工程量单价费用工程量单价费用 项目 （万 tkm） （元 /tkm ） （万元） 项目 （万 tkm） （元 /tkm ） （万元） 采区上山 运输 带区运 输 一区段285.120.34698.6512一区段587.520.314184.48 二区段456.1920.369 168.334 8二区段440.640.358157.75 三区段342.1440.429 146.884 8三区段293.760.412121.03 四区段228.0960.439 100.131 4四区段146.880.43563.89 五区段114.0480.46753.26 小计468.51527.15 大巷及石 门运输1037.820.45467.02 大巷及 石门运 输 80000.453580.5 井立与斜 井提升 8739.54 40.655680.71 井立提 升 2709.9 40.822222.15 采区上下 9.2635336.7 带区维 14.6235511.7 河南理工大学毕业设计（论文） 山维护/ 万 m.a 护/万 m.a 合计7051.596851.34 表 334 费用汇总表 方案方案 费用百分率费用百分率 方案 项目 （万元）（%）（万元）（%） 初期建井费1453.22100%1480.7102% 基建工程费5788.31104%5544.24100% 生产经营费7051.59103%6851.34100% 总费用12839.9104%12395.39100% 在上述经济比较中需说明以下几点； 1）两方案的第一水平均为-240m，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 虽略有差别，但基建费的差别很小，也未予以计算。 2）立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用均按运输费用的 20%进行估 算。 3）两方案水仓位置和排水路线基本相同，故未进行比较。 4）井筒、井底车场、主石门、阶段大巷及总回风巷等均布置于坚硬的岩石中， 维护费用较低，故比较中未对其进行比较。 综合经济、技术和安全三方面的考虑选择方案二为最优方案，即该设计宜选 河南理工大学毕业设计（论文） 用立井多水平开拓方式，直接延深立井，生产系统可靠，基建总投资少。即 立井两水平开拓，一水平-240m，二水平-540m，直接延深井筒，作为本矿井 的开拓方案。 3.4 井筒特征井筒特征 由开拓方案可知第一水平主、副井和风井都为立井。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，维护费用底以及便于施工等优点，因此主、副井筒及风井 均采用圆形断面。 1）主井 主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为 5m,井筒内装备一对 9t 箕 斗，井壁采用钢筋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、通讯信号电缆和人行台阶等设施。主井井筒断面和井筒特征 表分别见图 3-4-1。 图 3-4-1 井筒特征表 2）副井 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 双层双车罐笼，井壁采用钢筋混凝土及砌壁支护方式，井筒主要用于提 主井断面图 350 5000 1300 2300 560 2010 2100 570 1450 河南理工大学毕业设计（论文） 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。副井井筒断面和井筒特征表分别见图 342。 图 3-4-2 井筒特征表 3）风井 风井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为 6m， ，采用混凝土支 2 m 护方式，井壁厚度为 300mm，备有安全出口。风井井筒断面和井筒特征表分 别见图 343。 4）风速验算 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。 由第九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 6000 副井断面图 河南理工大学毕业设计（论文） 要求。 表 331 井筒特征 井筒名称主井副井风井 X（m）373963037397953738085 Y（m）384317403843175038431250 井口 坐标 Z（m）200200150 用途提煤 提料、矸、人、 进风 回风 提升设备9t 箕斗 1.5t 双层两车罐 笼 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）500500400 提升方位角（）175175 井筒深度（m）450450240 净 （）m2 19.628.328.3 断面 积 掘 （）m2 26.438.536.3 河南理工大学毕业设计（论文） 3.5 井底车场井底车场 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 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。 根据实际情况，选用立井环行式车场，其布置形式见下图： 3.5.1 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 1.5t 双层双车罐笼,井下主要运输大巷采用 3t 底卸式矿车运煤，8t 蓄电池式电机车 牵引（每列车由 20 辆矿车组成） 。辅助运输采用 1.5t 固定式矿车（掘进煤列 车由 20 辆矿车组成。第一水平采用中央边界式通风，副井进风，风井回风 3.5.2 线路总平面布置 35.2.1、井筒相互位置的确定 设计矿井井筒位置地面平坦。已知副井井筒中心 a 点坐标为 （3739795，38431750） ，主井井筒中心 b 点坐标为（3739630，38431740） ， 则两井筒垂直于存车线方向的距离 H=60m，平行于存车线方向的距离 L 为 25m。如下图 3-8-所示： 河南理工大学毕业设计（论文） 图 3-8 井筒相互位置图 1副井中心线；2主井中心线 3.5.2.2、井底车场各存车线长度的确定 井底车场线路包括存车线和行车线。存车线为存放空、重车辆的线路，它由 主井重车线、主井空车线、副井重车线、副井空车线及材料车线组成。 行车线为调度空、重车辆的线路，如连接主、副井空、重车线的绕道和调车 线。副井马头门线路也用于行车线。 除上述主要线路外，在井底车场内还有一些辅助线路，如通往各硐室的专用 线路和硐室内铺设的线路。 当运输大巷采用列车运行时，主、副井空重车线长度应符合设计规范规 定：主井空、重车线长度应能够容纳 1.52 列车，副井进、出车线长度，应 能够容纳 11.5 列车。材料车线应能够容纳 10 个以上材料车到一列车。 井底车场线路由直线线路和连接部分所组成，连接部分包括曲线线路和道岔。 直线线路就是指存车线和行车线以及调车线 3.5.3 一些基本问题的确定 车场形式，初步设计已确定为立井环行式，两翼来车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 2 列车长考虑，设计取 109m。副井 空、重车线按 1.5 列车考虑，计取 78m。材料车线按 10 辆 1.5t 材料车考虑， 计取 24m. 主、副井中心线间距离，南北 25m，东西 60m。 设计采用 30Kg/m 的钢轨。主井系统采用 5 号道岔，副井采用 4 号道岔。曲 线半径为 20m。 河南理工大学毕业设计（论文） 3.5.4 线路联接计算: 3.4.4.1 单开道岔非平行线路联接 已知：道岔 ZDK630-5-12，a3660mm，b3640mm，14 0210，R20000mm，45。 计算得： m8763mm，n6883mm，H4866mm，T3350mm，Kp10815mm。 单开道岔非平行线路联接如图 342。 图 342 单开道岔非平行线路联接 3.4.4.2 单开道岔平行线路联接 已知：道岔 ZDK630-5-15，a3697mm，b4333mm，11 2516，R20000mm，S1600mm。 计算得：L13201mm，c2176mm，n6509mm，Kp 3943mm。 已知：道岔 ZDK630-4-12，a3660mm，b3640mm，14 0210，R20000mm，S1600mm。 计算得：L=11550, c=1500,n=5140, Kp=4883 单开道岔平行线路联接如图 343。 基 本 起 轨 点 基 本 轨 起 点 河南理工大学毕业设计（论文） 图 343 单开道岔平行线路联接 3.4.4.3 渡线道岔线路联接 已知：道岔 ZDX630-5-1516，a3967mm，b4333mm，11 19，S1600mm。 计算得：c1459mm， L8253mm。 渡线道岔线路联接如图 344。 3.4.4.4 对称道岔线路连接 已知：道岔 ZDC630-3-15，a2500mm，b2852mm，18 2010，L=5375。 计算得：m5161mm，n3961mm，T1200mm，Kp3192mm 基 本 轨 起 点 基 本 轨 起 点 mm a f b b a1 b1 1 R T L KP KP b 1/2 河南理工大学毕业设计（论文） 3.4.4.5 井底车场线路总平面布 3.4.4.6 通过能力计算 1）区段划分见表 2）调车作业程序及时间见表 表 3t 底卸式煤列车调车作业程序及时间 区段作业名称运行距离 （m） 运行速度 (m/s) 运行时间 (s) 牵引列车762.038 牵引列车，卸载1101.0110 河南理工大学毕业设计（论文） 牵引列车，摘钩， 挂调度机车，转 向 802.030.0+35.0 牵引空列车出车 场 2602.0115 共计328 表 1t 煤矸混合列车调车作业程序及时间 区段作业名称运行距离 （m） 运行速度 (m/s) 运行时间 (s) 牵引列车502.025 摘钩，机车头过 道 岔，顶推列车 461.530.7+35.0 顶列车1081.572 挂空车或材料车701.545.7+10.0 牵引空车出车场912.045.5 牵引空车出车场802.040 牵引空车出车场2602.0130 合计431.9 河南理工大学毕业设计（论文） 3)调度图表见表 区段 时间 1234567810111213149 分 钟 河南理工大学毕业设计（论文） 4）通过能力计算 Njd=15.6Qjd/（1.15Tjd） = 15.6 (1 3 20 1 1.5 10) 1.15 7.2 =141.3 式中：Njd井底车场通过能力，t； Qjd每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤量，t； Tjd每一调度循环时间，min； 通过能力富裕系数=141.3/90=1.57 满足设计规范要求 3.4.5 确定各井底车场硐室位置 3.4.5.1 井下中央变电所 硐室位置 中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入输出电缆线、配电 均衡、安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所置于副井与井 底车场连接的附近。其断面按所选的具体变压器型号确定，同时，应满足有 关规定的要求，不得违反有关规程。 支护形式和特殊要求 变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也可 采用不燃性锚喷支护。 硐室必须设置易关闭的既防水又放火的密闭门，门内可设向外开的铁珊门， 但不能妨碍门的关闭，从硐室出口防火门起 5m 内的巷道应砌碹或用其它不 河南理工大学毕业设计（论文） 燃性材料支护。 变电所的地坪，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出 0.5m。 硐室不应有滴水现象，电缆沟应设置一定坡度以便将积水随时排出室外。 中央变电所应根据规定，设置灭火器材。如配置灭火设备和充足的砂箱，为 此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。 3.4.5.2 中央水泵房硐室 水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房 硐室位置的选择应考虑以下因素： 管路敷设最短，不仅节约管路电缆，而且管道阻力和电压将最小。 一旦井下发生水患，人员、设备便于撤出，同时便于下放排水设备，增加 排水能力，迅速排除事故恢复生产。 具有良好的通风条件。 根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以 便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室，即使有特殊原因也要尽可 能靠近副井。 硐室支护与特殊要求 中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固 的岩层中也可采用锚喷支护，但不得有淋水。 出口通道处须设置向外开启的能防水防火的密封门，从硐室出口防火门起 5 采煤内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。 泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板 0.5m，设置流水坡，以防硐 室积水。 水泵工作的总能力应能满足 20 小时内排出框架 24 小时的正常用水量。 3.4.5.3 水仓容量与数量 水仓是按矿井正常涌水量计算的， 煤矿安全规程规定，当矿井正常涌 水量在 1000 立方米/小时以下，主要水仓有效容积能容纳 8 小时的正常涌水 量。同时主要水仓必须含有主仓和副仓。 据以上可知，本设计矿井正常涌水量为 130 立方米/小时，小于 1000 立方米/ 河南理工大学毕业设计（论文） 小时。故其容量 V=Q8 式中： V水仓容积，立方米； Q矿井正常涌水量，立方米/小时； 由此：V=8130=1040 立方米 设定设有主副水仓，每个水仓承担一