采矿工程毕业设计（论文）-河南省平煤集团十二矿90万吨矿井初步设计.doc

河南理工大学本科毕业设计（论文）河南省平煤集团十二矿90万吨矿井初步设计摘要本设计是针对河南省平煤集团十二矿己15煤层的矿井初步设计。十二矿自然地质条件中等，己15煤层属中厚煤层，矿井瓦斯涌出量大， 煤层具有自燃发火倾向，矿井用水量一般。设计采用立井两水平上下山式开拓，采区式准备，综合机械化开采。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，并对高瓦斯涌出阐述了个人的一些见解。关键词： 煤矿 矿井初步设计 立井开拓 4ABSTRACT The design is the first step design that Henan province Pingdingshan coal industry group No.12 colliery.It is mainly according to No.12 colliery,sactual nature term and the geology term now.No.12 colliery belong to the thick coal seam,whose average thickness is 3.5m,thecontain of CH4 is high,and coal seam contain nature to become angry to incline ,and the colliery water is middle in cacity.This design adopts the erected sheft,two levels climb and down mountain to mine of expand the way,and the adoption adopt the area type to prepare the way,and synthesize the mechanization to put a crest the coal adopt a time all and high adopt the coal method,and primarily expand the way to colliery,preparation way,adopted the coal method to proceeds the first step design, transport of colliery ,well ventiated,drain duce the system proceeds the equipments choose the type calculation.To colliery each of well mechanization for production line for production system proceeds describe,combing to colliery to colliery each well production system with of the relation proceeds relevant elucidation in the design process,as far as possible adopting forerunner with equipments,increasing colliery material level with produce the efficiency.Keywords： mine colliery well fiest step design shaft 目录前言 11井田概况及井田地质特征 21.1井田概况 21.1.1交通位置 21.1.2地形地势 31.1.3 气象及地震 41.1.4 煤田开发简史及其它 51.1.5水源和电源 51.2 井田地质特征 61.2.1 井田地层 61.2.2 煤层及其顶底板特征 71.2.3 煤层对比及对比评价 81.2.4 井田及其附近的主要地质构造 91.2.5 井田构造类型 111.2.6 煤层及煤质特征 111.2.7 煤 质 161.2.8 矿井水文地质 201.2.9 其他开采条件 251.3 井田勘探程度 261.3.1井田及其邻区勘探经过 261.3.2 对井田范围内以往精查勘探工作的评价 262 矿井储量、年产量及服务年限 282.1 井田境界 282.2井田储量 282.2.1矿井工业储量 282.2.2 矿井设计储量 292.2.3矿井设计可采储量 302.3 矿井年产量及服务年限 322.3.1 矿井工作制度 322.3.2矿井服务年限 333 井田开拓 343.1 概述 343.1.1 矿区内生产矿井的开拓方式概述及评价 343.1.2 影响设计矿井开拓的主要因素分析 343.2 井田开拓 343.2.1自然地质条件 343.2.2 所提方案 363.2.3 技术比较 373.2.4 经济比较 383.2.5综合比较 413.3 井筒特征 423.3.1井筒断面尺寸 423.3.2 井壁的支护材料及井壁厚度 453.3.3 井筒深度 453.4 井底车场 463.4.1 概述 463.4.2 井底车场型式的确定 473.4.3 线路总平面布置 483.4.4 井底车场通过能力计算 543.4.5 大巷断面及支护形式 563.4.6井底车场硐室 583.5开采顺序及带区、采煤工作面的配置 603.5.1开采顺序 603.5.2 保证年产量的同采采区数和工作面数 603.6 井巷工程量和建井工期 623.6.1 井巷工程量 623.6.2 建井工期 644 准备方式 664.1 概述 664.1.1 矿区现有准备方式及评价 664.1.2 影响准备方式选择的因素 664.2 准备方式 664.2.1采区概况 664.2.2 采区准备方式 664.3 综采工艺设计 694.3.1 生产技术条件 694.3.2 综采设备配套 704.3.3 回采工艺及作业方式 704.3.4 工作面主要经济技术指标 715 矿井运输、提升及排水 735.1矿井运输 735.1.1 设计依据和原始资料 735.1.2 运输方式和运输系统的确定 735.1.3主石门运输设备的选择计算 745.1.4 矿车和电机车的型号和数量 775.1.5 输送机、转载机的选择 785.2 矿井提升 795.2.1设计依据 795.2.2 主井提升容器的确定 805.2.3 副井提升设备选型计算 855.3矿井排水 895.3.1设计依据 895.3.2排水设备选型计算 896 矿井通风与安全技术 966.1 矿井通风系统 966.1.1 通风设计的基本依据 966.1.2 确定矿井通风系统 966.2 风量计算及风量分配 1006.2.1 矿井总风量确定 1006.2.2 风量分配及风速验算 1026.3 全矿通风阻力计算 1026.3.1矿井通风阻力计算原则 1026.3.2矿井通风阻力计算 1036.3.3计算矿井总风阻及总等积孔 1066.4 扇风机选型 1066.4.1选择主扇 1066.4.2 选择电动机 1086.5矿井安全技术措施 1096.5.1 概述 1096.5.2 沼气爆炸的预防措施 1106.5.3 矿井火灾的预防措施 1116.5.4井下水灾的预防措施 1126.5.5 粉尘的综合防治 1137 矿山环保 1147.1 矿山污染源概述 1147.2 矿山污染的防治 1147.2.1 大气污染处理 1147.2.2 矿井水处理 1147.2.3固体废弃物处置 1147.2.4 噪声治理 1157.2.5 其它措施 115后 记 116参 考 文 献 117附录一英文 118附录二汉译 133前言毕业设计是毕业实习的后续课程，更是专业知识系统全面的一次检阅和补充，对工科专业来说，不单是考验学生动手动脑能力，也是真正体会和模拟现场工程技术人员运用所学知识解决实际问题的一次锻炼。按照大纲要求做好毕业设计是相当必要的。本设计是以河南省平煤集团十二矿为基础进行的。十二矿自然地质条件总体属于中等，可采煤层为己15煤层，中厚煤层；煤尘具有爆炸性，且有自燃发火倾向；矿井瓦斯含量高，为高瓦斯矿井，发生瓦斯突出事故；煤层走向较短，倾向较长，整体上受到三条断层影响，在浅部有两个褶曲；煤层深部地热严重。这在一定程度上给开采设计带来了困难。十二矿现有生产技术基本适合其自然地质条件。在毕业实习现场考察和收集资料的基础上，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、报刊、资料和网络信息，依据煤矿设计规范、煤矿安全规程等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，针对十二矿己15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限制，满足设计要求，所选工业设备合适，能够顺利达产，基本做到了技术上最优、经济上最省。11井田概况及井田地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置平煤集团十二矿位于平顶山矿区东部。地理坐标：东经：1132121”1132248，北纬：334435334754。平顶山市交通方便，国铁有漯河、宝丰铁路支线与京广铁路干线、焦枝铁路相接，平（顶山）舞（阳）支线与地方小铁路漯（河）南（阳）支线连接。如图1-1所示。十二矿距市区7.5千米，孟（庙）平（顶山）铁路支线斜穿井田，往西至申楼车站和平顶山车站分别为3Km和12Km，东距京广铁路孟庄车站54Km，许（昌） 图1-1 十二矿交通位置图南（阳）公路纵贯八矿中部，距十二矿4.5Km，至平顶山市区中心的程平公路在井田南部东西穿过，东与许（昌）南（阳）公路相连。平煤集团公司自营矿区铁路专用线从十二矿主井口煤仓直达田庄集配站，与漯（河）、宝（丰）线相接。井田内简易公路呈网状交织。现将本井田开采煤层自上而下叙述如下：（一）己15煤层位于山西组已煤段中下部，22线以东单独存在，上距9-10煤层160m，下距已1617煤层020m，一般为7m左右，煤厚在背斜北翼东部较厚，3.264.11m，一般杂3.7m左右，在井田西部变薄，厚度在0.893.2m，一般2.0m左右。已15煤层在140采区煤厚为2.44.0m，平均为3.24m，煤厚变异系数为10.31%，可采性指数为1；已15煤层在110、120采区及未开采区煤厚为1.465.58m，平均为3.64m，煤厚变异系数为23.64%，可采性指数为1。属较稳定煤层。 煤层结构单一，个别孔见一层夹矸，厚0.2米。老顶为浅灰、灰白色细至中粒砂岩或砂质泥岩（K13、K14），直接顶灰、深灰色、砂质泥岩夹细砂岩条带，含菱铁矿及植物化石。直接底板为暗灰色至深灰色砂质泥岩和泥岩，零星出现黑色泥岩或炭质泥岩伪底，厚度为01.85米，平均0.22米。（二）己16-17煤层位于己煤组下部，上距己15煤层一般为7m。分布在背斜北翼东部及南翼东部一部分，已1617煤层厚度为0.832.90m，平均为1.53m，煤厚变异系数为32.33%，可采性指数为1，煤层结构简单，较稳定。 己16-17煤层的直接顶板为深灰色砂质泥岩和泥岩，有时相变为细砂岩和粉砂岩；直接底为灰、深灰色条带细砂岩及砂质泥岩，伪底为黑色泥岩和砂质泥岩，有时相变为粉砂岩。 厚13.03米，平均1.20米。（三）己15-17煤层己15-17分布在于2325勘探线之间，160采区、已1517煤厚为3.32 7.6m，平均为 5.77m，煤厚变异系数为21.76%，可采性指数为1；156采区煤厚为3.45.1m，平均为4.61m，煤厚变异系数为7.37%，可采性指数为1。煤层结构简单，较稳定。己15-17煤层的直接顶板为灰色砂质泥岩夹细砂岩，有时相变粉砂岩；直接底为灰色砂质泥岩和细砂岩，伪底为灰黑色泥岩和碳质泥岩，有时相变为粉砂岩。 厚05.29米，平均0.95米。（四）庚20煤层位于太原组的L5和L6灰岩之间，上距己16-17煤层64米。煤层厚度为0.451.10m，平均为0.89m，煤厚变异系数为26.36%，可采性指数为0.78。属不稳定煤层。煤层结构简单，煤层老顶为L5灰岩，灰至深灰色，隐晶质及细晶质，直接顶为灰色泥岩与砂质泥岩互层；老底为L6灰岩，深灰色石灰岩，坚硬致密，伪底为深灰色泥岩、砂质泥岩或细砂岩。802 矿井储量、年产量及服务年限2.1 井田境界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。一般井田境界划分的原则有如下几条： 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、以相邻矿井井田境界煤柱为界；4、人为划分井田时：煤层倾角较小，特别是近水平煤层时，用一垂直面来划分井田境界；在倾斜或急倾斜煤层中，沿煤层倾斜方向，以主采煤层底板等高线为准的水平面划分井田。根据以上原则以及本矿井的实际情况，确定井田范围北以-850m等高线为界；南以煤层风氧化代带为界；西至23号勘探线西100m；东至八矿边界。由于本井田地质构造较复杂，受断层和褶曲的影响，煤层起伏变化较大，牛庄逆断层和F2逆断层将井田切割成三个块段，分别记为A块、B块和C块。井田面积总面积为A块段、B块段和C块段三个块段之和，故井田总面积S=SA+SB+SC=6.2+1.64+11.0=18.84km2。注：计算面积使用的是AutoCAD2004的面积计算程序。所计算得的面积为投影水平面积，除以煤层倾角的余弦值，换算成井田的面积。2.2井田储量2.2.1矿井工业储量 矿井工业储量是勘探地质报告中提供的“年利用储量”中的A、B、C、三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合规定。对于中型矿井，井田内A+B级储量占总储量的比例为40%；第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例为50%;第一水平内A级储量占本水平储量的比例为20%。 利用地质块段法和算术平均法计算本设计矿井工业储量。计算说明：1、 参与计算的煤层为己15煤层。2、 井田内钻探工程基本线距，对A级储量，要求线距为7501000 mB级储量要求为15002000 m，C级为30004000 m。由此计算得出矿井工业储量Q=2800*6500*1.3*3.5/cos15=8573.12Mt2.2.2 矿井设计储量 矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边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后的储量。计算公式如下：矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失永久煤柱包括井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱；永久煤柱的留设1、 断层防水煤柱根据地质报告“断层带含水性极弱，导水性也差，可视为相对的隔水层”。但是由于有断层的存在，破坏了上、下含水层的天然隔水性能，因此，在计算断层煤柱时，根据断层落差大小分别计算，当断层落差较大，断层下盘煤层直接和含水层对接和接近时，按矿井水文地质规程有关规定计算。正常情况下，当落差大于50m时，断层两侧各留40m，煤柱，小于50m时各留30m。本设计中留设30m断层防水煤柱。根据实习矿井的实际情况，断层防水煤柱的留设见下表2-1。断层防水煤柱损失煤量计算 表2-1断层名称断层走向长度（km）煤柱留设宽度（m）损失煤量（Mt）备注牛庄逆断层2.13016.38两侧F2逆断层5.83045.24 两侧合计61.622、 井田境界煤柱的留设井田境界煤柱均留设20 m。总的损失煤量为Q境=2800201.32+（6500-220）201.32=48.1Mt3、 境界防水煤柱留设境界防水煤柱按煤矿安全规程规定留设20m。Q=2800201.32+（6500-2220）201.32=48.4Mt故矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失 =8573.12-（61.62+48.1+48.4） =8415 Mt2.2.3矿井设计可采储量矿井设计出了减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱处理后乘以采区回采率的储量。矿井设计可采储量计算公式如下：矿井设计可采储量=（矿井设计储量保护煤柱损失）采区回采率保护煤柱为：工业场地、风井场地、主要巷道及上、下山保护煤柱。1、井筒及工业场地保护煤柱留设按规范规定，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=11.7公顷=1.1710 5 m2 可知工业场地占地117000 m2，设其沿倾向长边为470m，走向短边为250m。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=15，煤层埋藏深度Ho=372m，松散层厚h=30m，煤层厚度3.5m。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=（500+530）740/2=307100 m2。保护煤柱压煤量为： Q=SM=0.30713.51.3/cos15=155.8万t 式中:S保护煤柱面积，m2； M煤层厚度，m； 煤层容重，t/m3。图2-1垂直剖面法留设保护煤柱2、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱留设上下山两侧各留20m保护煤柱。Q巷=（6500-220-220）801.33.5=233.68Mt矿井设计可采储量=（8415-155.8-233.68）85% =6821.7Mt因工业场地、矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式、采煤方法有关，其煤柱损失量待第三章井田开拓、第四章采煤方法确定后才能够确定。上述计算不够精确。为了便于利用矿井可采储量初步确定矿井井型，上述永久煤柱损失与工业场地、井下主要巷道煤柱损失等可暂按工业储量的5-7%计入。矿井设计可采储量=（矿井设计储量保护煤柱损失）采区回采率 =（8415-84156%）85% =6723.6 Mt矿井储量汇总表如下表2-2所示表2-2 可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量（Mt）矿井设计储量（Mt）矿井可采储量（Mt）煤柱损失（Mt）设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界构筑物防水煤柱工业场地井下巷道其他己158573.1261.6248.1048.48415155.8233.6806723.6合计8573.1261.6248.1048.48415155.8233.6806723.62.3 矿井年产量及服务年限2.3.1 矿井工作制度矿井设计年工作日为300d，每天3班作业，其中2班生产，1班准备。每天净提升时间为14h。2.3.2 矿井设计生产能力矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、处理、开采条件、设备供应以及国家需煤等因素确定。参考煤矿设计手册各类井型井田的特征，初步确定矿井设计生产能力为0.9Mt/a。2.3.2矿井服务年限矿井服务年限按下式计算： T Z/KA 式中：T矿井服务年限，a Z矿井可采储量，Mt A矿井生产能力，Mta K储量备用系数，取1.4. 则 T=6723.6/（1.490）=53.4a按设计规范规定，井型为0.450.9Mt/a的新建矿井服务年限不得小于50年。经计算后的矿井服务年限为53.4年，可知满足设计规范规定的服务年限 。 河南理工大学本科毕业设计（论文）3 井田开拓3.1 概述3.1.1 矿区内生产矿井的开拓方式概述及评价平煤集团十二矿于1958年6月建井，1960年7月投产，年设计能力30.0万吨，1979年经过技术改造，年生产能力达60万吨/年。1990年改建后生产能力达到90万吨。原为主、付井提升，1990改为斜井提升。自投产以来矿井边界经过七次调整，矿井面积由最初的1.9Km2，现已扩大到15Km2。原煤产量由最初20多万吨 /年，增加到120130万吨 /年。实践证明了所采用的开拓方式及准备方式的正确性。3.1.2 影响设计矿井开拓的主要因素分析影响矿井设计开拓的主要因素地质因素、技术因素和经济因素其中地质因素对开拓方式的选择影响最大。下面主要介绍对开拓有影响的地质因素：1、本井田内地质属中等复杂类型，井田范围内有3条大断层。井田被断层切割成3个块断；井田内褶曲构造较发育，使煤层煤层起伏变化大。 2、煤层赋存较深，最深处为-850m。 3、煤层瓦斯涌出量大，而且煤尘具有爆炸危险性，为一级自燃发火矿井。给开采带来了一定困难。3.2 井田开拓3.2.1自然地质条件由地质报告知，该井田煤层倾角平均为15，平均厚度3.5m，单一开采己15煤层，煤层赋存稳定。井田内有两个断层。矿井涌水量不大。瓦斯涌出量大。煤层走向长度短，倾斜长度较长。1、井田内划分及开采水平数目及位置：根据煤层赋存状况，煤层倾角15，为倾斜煤层。井田走向短，倾向的高差较大，可将井田直接划分为采区，采区内划分为若干个区段，每个区段布置一个采煤工作面。采煤工作面沿煤层走向推进。即采用单一走向长壁采煤法。由于井田地质条件，走向长度不受规定限制。水平标高的确定：为了有利于整个井下开拓布置采区和初期采区的开采，减少岩石工程量，减少初期投资，缩短建井工期，设计第一水平标高为-270m。2、井筒形式、数目及其配置（1）井筒形式的选择该井田内北部为山地。可采煤层埋藏深，后期开采深度在-270-850m，煤层倾角变缓，为12左右。第一水平决定采用立井开拓方式。这样井筒短，提升速度快，提升能力大。（2）井筒数目 采用立井开拓时，一般只开凿一对提升井筒（主、副井），风井的个数应根据安全生产、通风需要和一井多用的原则合理确定。本设计矿井为高瓦斯矿井，煤层赋存深，考虑经济因素，矿井初期可设一个风井为全矿服务，后期可另外建设一个风井。（3）井筒位置的选择井筒位置的选择应首先满足第一水平的开采、缩短贯通距离，减少井巷工程量。在一般情况下，井筒位置应选择在井田中央或最小货载运点上。选择井筒位置既要力求做到对井下开采有利，又要注意使地面合理布置，还要有利于井筒的开掘和维护。本设计井田北部为山地，井筒位置受地面限制，因此，设计将井筒位置布置在井田的南部。4、 运输大巷和总回风大巷的布置及与煤层间的联系方式 （1）开采水平大巷（主石门）的布置本设计矿井内有一层煤，由于煤层走向只有2.8km，只满足一个采区的要求，井下不需布置运输大巷。联系主副井和采区的是主石门。主石门布置基本上沿煤层倾向。（2）主石门位置的选择主石门布置在煤层底板坚硬岩层中。岩石大巷的优点如下：在距煤层一定距离岩层中掘进，基本上保证取直可保持一定方向弯曲小有利干运输。巷道维护条件好，不留设护巷煤柱，安全条件好、便于布置采区煤仓在距煤层不太远的地方。适用于开掘和维护巷道的岩层，煤层有瓦斯煤尘突出和自然发火危险。3.2.2 所提方案根据以上论述和现有的生产开采及设备水平，提出以下三种技术上可行的方案。方案1：立井一、二水平上山式三水平上下山式开拓，如图3-1所示：方案2:立井一水平上山式加暗立井二三水平上下山式开拓，如图3-2所示：方案3：立井一水平上山式加暗斜井上下山式开拓，如图3-3所示：方案1：立井一、二水平上山式三水平上下山式开拓 该方案是将井田划分为三个水平六个阶段，阶段内划分区段即工作面，主副井均为立井的单一开拓方式。采用中央分列式通风方式，在风氧化带中布置一个风井。一二水平为上山式开拓，三水平为上下山式开拓。方案2:立井一水平上山式加暗立井二三水平上下山式开拓 该方案第一水平立井开拓，第二三水平立井延深。第一、二水平均为上山式开拓，第三水平为上下山式开拓。风井同方案1。方案3：立井一水平上山式加暗斜井上下山式开拓 该方案第一水平立井上山式开拓，之后采用暗斜井延深至-660m水平上下山式开拓。风井同方案1。3.2.3 技术比较方案1 与方案2相比，两个方案的生产系统均较为简单。但方案1显然运输距离长，运输功较大，维护费用以及开拓费用相对很大。所以方案2优于方案1。方案1与方案3相比，区别在于是采用暗斜井延深还是立井延深。由于煤层埋藏较深，方案1开凿的石门较长，因此运输、通风、排水线路也相应地增长，费用较大且环节复杂，水平增多，阶段多，采区巷道布置复杂。方案3整体上优于方案1。 对于技术上均可行的方案2与方案3，采用经济比较，确定是否采用。3.2.4 经济比较 对技术比较后保留方案进行经济比较，计算各方案不同项目的经济费用，包括基本建设费、生产经营费。建井工程量、生产经营工程量、基建费用和生产经营费用见下表3-1、3-2、3-3、3-4。在经济比较时，作以下几点说明：1、 两方案所有阶段上下山、采区内部划分及巷道布置均相同，故采区内的运输、排水、通风及巷道维护费用相同，不做比较；2、 两方案前期即第一水平的井巷布置、投资费用相同，故在比较中未列入；3、 立井、大巷、石门的辅助费用均按运费的20%进行计算；4、 各费用单价参考煤炭井巷工程辅助费用综合预算定额和煤炭井巷工程综合预算定额。 表3-1基建工程量 单位：m时间序号项目方案2方案3后期1暗主井井筒390+202暗副井井筒3903北石门一6004北石门二12005暗主斜井15106暗副斜井15107轨道上山15108运输上山15109通风上山1510151010井底车场6002800表3-2 生产经营工程量项目方案2方案31 运输提升（万t.km）（1）石门二水平1.260010-31910.16=1375.32三水平1.2120010-31910.16=2750.63（2）主井提升二水平1.220010-31910.16=458.44三水平1.219010-31910.16=435.52(3)暗斜井1.2151010-33820.32=6922.422 排水（万 m3）二水平3652418034.1310-4=5381.623652418034.1310-41.0435=5615.72三水平3652418034.1310-4=5381.62表3-3 基建费用表方案项目方案2方案3工程量（m）单价(元/m)费用(万元)工程量(m)单价(/m)费用(万元)暗主井4107703.06315.85暗副井3908856.92345.42北石门一6002800.3北石门二12002800.3暗主斜井15103094.2460.43暗副斜井15102993.5452.02轨道上山15102707.7408.86运输上山15102369.63357.81通风上山15102200.3322.2615102200.3332.26井底车场12002619.2314.308002619.2209.54合计2568.551454.25 表3-4 生产经营费方案项项目方案2方案3工工程量(（万t.km)单价元（t.km-1）费用（万元)工程量（万t.km)单价/元. （t.km-1）费用（万元)1 运输提升（1）石门 一水平1375.32 0.176 242.06 二水平2750.63 0.176 484.11（2）立井提升 二水平 458.44 0.854 391.51 三水平 435.52 0.854 371.93(3)暗斜井 6922.420.349 2415.922 排水 二水平5381.620.38 2045.02 5615.720.38 2133.97 三水平5381.62 0.38 2045.02 合计5579.65 4549.89 表3-5费用汇总表方案项目方案2方案3费用（万元）百分率（%）费用（万元）百分率（%）基建费2568.551001454.2557生产经营费5579.651004549.8982总费用8148.21006004.14743.2.5综合比较从费用汇总表来看，方案2的总费用远大于方案3，所以认为方案3 优越。从后期延深建井工期来看，方案3 比方案2短。从开采接替水平来看，方案2 较为复杂。综上所述，决定采用方案3。即立井一水平上山式加暗斜井二水平上下山式开拓。矿井为两个水平，第一水平位于-270m,第二水平位于-660m。第一水平为单一上山式布置，一个阶段为一个采区。风井位于煤层风氧化带中。见附图一井田开拓方式平面图。3.3 井筒特征 3.3.1井筒断面尺寸1、 井筒断面的确定依据提升容器的种类、数量及外形尺寸；井筒装备的类型、规格、最小允许间隙；井筒的用途、管路、电缆、梯子间的平面尺寸。本设计矿井年量为0.9Mt/a，初选立井井筒装备如下表3-6所示表3-6 立井井筒装备矿井生产能力立井副井风井0.9 Mt/a一对8t箕斗一对双层双车罐笼梯子间2、井筒装备 主井：主井负责提煤。井筒装备一对8t箕斗，刚性罐道。 副井：主要用于矿井升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。井筒内装备一对双层双车3t罐笼，布置排水、压风、洒水、电缆等管线和梯子间，刚性罐道。3、井筒断面确定 根据井筒断面确定原则，确定井筒净直径如下:主井井筒：6.0m； 副井井筒：7.0m； 风井井筒：7.0m。4、风速校核V=Q/MSVmax式中： V通过井筒的风速，m/s； Q通过井筒的风量，m3/s； S井筒的净断面积，m2；M井筒的有效断面系数，圆形井为0.8； Vmax安全规程规定的允许最大风速。矿井风量可初步按瓦斯相对涌出量计算：Q=0.0926qTK T矿井设计日产量，3000 t； q瓦斯相对涌出量，15.3m3/t； K备用系数，可取1.15；Q=TqK Q=0.092615.330001.15=4887.9m3/min=81m3/sV=Q/MS=81/0.838.7=2.68m/s经验算，所选井筒直径能够满足规程规定，符合要求。井筒断面图如下图3-4、3-5和3-6所示。 图3-4主井井筒断面图3-5 副井井筒断面图3-6 风井井筒断面3.3.2 井壁的支护材料及井壁厚度 根据井壁厚度经验数据选择井壁的支护材料为混凝土支护，井壁厚度主井为400mm。副井以及风井为450mm，充填混凝土均为50mm。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。故一般井筒需要开挖到井底车场水平以下30-40m。如井底装载硐室设于开采水平以上时，可以不设水窝，编制井筒特征表如下表3-7所示：表3-7 井筒特征井筒名称主井副井风井井口标高X（m）373750037374903735682.5Y（m）389415403894148038940940Z（m）10210283用途提煤升降人员，下放物料、设备以及进风、排水回风提升设备JL-8箕斗双层双车罐笼井筒倾角（）909090断面形状圆形圆形圆形支护方式混凝土混凝土混凝土井壁厚度（mm）400450450提升方位角（）180180 井筒深度382380.5203断面积净（m2）28.2638.4738.47掘（m2）38.4750.2450.243.4 井底车场3.4.1 概述 设计依据：1、设计矿井基本概况：矿井设计生产能力为90万t/a，年工作日300天，日提升时间14小时，矸石系数为20%。2 主井采用JL-8t箕斗，副井采用罐笼提升。3、大巷运输设备的型号及外形尺寸 粗选后大巷运输设备的型号及外形尺寸见下表。表3-8 设备型号及外形尺寸运送载体运输方式运输设备型号外形尺寸（长宽高）mm质量kg煤3t底卸式矿车MD3.3-63450120014001800材料材料车MC1-6A20008801150494矸石1.5t固定矿车MG1.7-6A240010501200718设备平板车MP1-62000880410465人员人车PRC-124280102015251148牵引电车蓄电池电机车XK12-6/192-1BT488511211600设计要求：1 井底车场富裕通过能力，一般大于矿井设计生产能力的30%。2 设计井底车场时，应烤炉增产的可能性。3 尽可能地提高井底车场的机械化水平，简化调车作业。4 应考虑主、副井筒之间的施工时短路贯通。5 在确定井筒位置和水平标高时，要注意井底车场所处的围岩情况及岩层的含水情况，一般应避开破碎带或强含水层。6 对于大型矿井或高沼气含量矿井在确定井底车场型式时，应尽量减少交岔点的数量和减少跨度，并考虑施工和维护方便。7 井底车场布置应紧凑，应注意节省工程量。3.4.2 井底车场型式的确定影响井底车场型式的选择的因素有：1、开拓方式：井底车场的形式随井筒形式的改变，同时还取决于主副井井筒和主要运输巷道的相互位置，即井筒距主要巷道的距离及提升方向。2、大巷运输方式及矿井生产能力： 年产90万t及其以上矿井，通常采用底卸式矿车运煤，应选折返式车场。3、地面布置及生产系统 地面工业场地比较平坦时，车场形式的选择主要取决于井下的条件。根据以上车场形式选择的原则和本设计矿井的实际情况，确定矿井的井底车场形式为立井折返式车场，车场形式见图3-7所示。图3-7 立井梭式车场1副井；2主井；3翻车机硐室；4副井空车线；5主井空车线；6主井重车线；7运输石门；8副井重车线；9通过线3.4.3 线路总平面布置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（3736480，38941480），主井井筒中心b点坐标为（3737500，38941540），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20m。如下图3-8-所示：图3-8井筒相互位置图1副井中心线；2主井中心线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。 （1）主井空、重车线长度 L=mnL1+L2+L3式中L主井空、重车线长度，mm列车数，列 n每列车的矿车数，辆L1一个矿车长度，mL2电机车长度，mL3列车制动距离，m，取12m则 L=mnL1+L2+L3=1.6153.45+4.885+12=99.685 m，取L=110m2）、副井空、重车线长度 L=mnL1+L2+L3式中L副井空、重车线长度，mm列车数，列 n每列车的矿车数，辆 L1一个矿车长度，mL2电机车长度，mL3列车制动距离，m，取13m则L=mnL1+L2+L3=1.4153.45+4.885+12 =89.335 m，取L=95 m（3）材料车线长度 L=10L材 式中：L材料车线长度，m； L材一辆材料车长度，m L=10L材=102.4=24 m 取L=25 m（4）马头门线路长度 马头门线路布置图如下所示： 图3-9 马头门线路布置马头门线路Lm可有下式进行计算确定： Lm=LZ+LK式中： Lm马头门线长度；mLZ马头门重车线长度，m；LZ=M+2000=24000+2000=26000mmLK马头门空车线长度，m。LK=N+2000+Ld=16500+2000+11688=30188 mm Ld道岔长度，为11688mm 根据罐笼的规格，