宁夏煤业集团灵新煤矿2#井初步设计

宁夏煤业集团灵新煤矿2井初步设计摘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755M。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ABSTRACTTHISDESIGNWORKISTHEFIRSTSTEPDESIGNINMINERALWELLFORTHE14COALLAYERINTHELINGXINCOALMINEINNINGXIALINGXINMINEHASASTABLENATURALGEOLOGYCONDITION,AND14COALLAYERBELONGSTOTHICKCOALSEAMESPECIALLY,AVERAGETHICKNESS755MTHEMINERALGASGUSHESQUANTITYSMALL,SOITBELONGSTOALOWGASMINERALWELL,ANDTHECOALDUSTHASANEXPLOSIONRISKTHECOALLAYERISINCLINEDTOCAUSINGFIRE,ANDTHEMINERALWELLFLOWSOUTALITTLEWATERTHEDESIGNADOPTSSINGLELEVELUPTOTHEWELL,AMOUNTAINTYPETOEXPANDING,ANAREATYPETOPREPARING,ANDSYNTHESIZEMECHANIZATIONTOMINETHISDESIGNISTHEFIRSTSTEPFORTHEEXPANDINGWAY,PREPARINGWAYANDEXPLORINGWAYTHISPAPERALSODESCRIBESTHEWELLCONVEYANCE,PROMOTESWELLVENTILATED,DRAINSETCANDCALCULATESTHEEQUIPMENTSADOPTTECHNIQUEANDEQUIPMENTSOFMINEACCORDINGTOTHEEXISTINGANDECONOMICTECHNIQUECONDITIONWHILEDESIGNPUTFORWARDSOMESAFETECHNIQUEMEASURETOTHEMINERALWELL,ANDPUTFORWARDSOMEPREVENTIONANDCUREMEASURETOTHEMINERALPOLLUTIONKEYWORDCOALMINETHEFIRSTSTEPFORTHEMINERALDESIGNMINERALWELLOFLOWGASTHEDANGEROUSOFTHECOALDUSTEXPLORINGTHECOALSEAMBECOMESANGRYFROMTHERANSIGNTHEWELLEXPAND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755M，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。目录1矿区概况及井田地质特征111矿区概况112井田地质特征213井田勘探程度52矿井储量、年产量及服务年限621井田境界622井田储量623矿井产量及服务年限83井田开拓1031概述1032井田开拓1033井筒特征2134井底车场2635开采顺序及采区、采煤工作面的配置3436井巷工程量和建井工期364采煤方法4041采煤方法选择4042采区巷道布置及生产系统4043回采工艺设计485矿井运输提升及排水6351井下运输6352矿井提升7553矿井排水846矿井通风及安全技术9461矿井通风系统的选择9462风量计算及风量分配9763全矿通风阻力计算10064扇风机选型10565矿井安全技术措施1087矿山环保11271矿山污染源概述11272矿山污染的防治115致谢118参考文献1191矿区概况及井田地质特征11矿区概况111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50KM，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111。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21牛首山横城30721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307307灵武古窑子磁窑堡高沙窝盐池银川图111交通位置图112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14096M，最低在第四勘探线西天河两侧，标高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。113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。12井田地质特征121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（J12Y），岩性以砂岩为主，粉砂岩和泥岩次之，该组平均厚度3556M,，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2165M，含煤系数61。122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85M11M,一般含一层夹矸,夹矸厚度0304M,矸石以下煤厚1M左右,8线以北煤厚3585M，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06M，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094769M，平均24M，7线以北为2M以下,局部在16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2229M靠近下部有一层夹矸，矸石以上煤厚为1619M,矸石以下煤厚0408M,矸石厚度为0206M左右，煤层顶板有一层0204M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27M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68M。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03M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F7,厚0120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014098M,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,煤厚变化不大。内含夹矸一层,夹矸以上煤厚26M左右，矸石以下煤厚22M左右。矸石厚度一般0104M,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。123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651059之间,硫分含量在031117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3312343,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121，煤层特征表见表121。表121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MY罗加指数LR原煤19901594030016714精煤745145242000590182263表121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/M3）煤层结构及稳定性11472957551117细砂岩细砂岩、粉砂岩25127稳定124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180M3/H，最大涌水量230M3/H。瓦斯相对涌出量为8M3/T。煤尘有爆炸性，煤层属自燃煤层。13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。2矿井储量、年产量及服务年限21井田境界211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25KM，井田面积128KM2。22井田储量221矿井工业储量本井田的工业储量及ABC的储量，经由块段法计算，矿井工业储量为1267155万吨。矿井工业储量汇总见表222。表221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AB级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内AB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222矿井工业储量汇总表工业储量万T煤层名称ABABCABC142635277341919977192694371267155地质开采条件井型储量级别比例（）222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5Z设工固工1267155万吨29088万吨1267155万吨51174709万吨式中矿井设计储量；设矿井工业储量；Z工永久性煤柱损失量。固223矿井设计可采储量矿井设计可采储量见表223。表223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ABC万T向斜境界设计储量井下巷道可采储量一14126715502813211747096335888058223矿井产量及服务年限根据矿井设计规范第223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。231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KAZTK式中T矿井设计服务年限，；矿井可采储量，MT；KZA矿井设计年产量，MT/A；K储量备用系数，K1315。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1315,本设计采用下限13计算。表231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60及以上30501224706050605040中型0450904030小型03及以下由各省煤炭厅自定由各省煤炭厅自定5242年KAZTK805214根据矿井井型和服务年限参照表231，经验算矿井设计能力为120万吨/年。符合煤炭设计规范规定。3井田开拓31概述311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。312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0204M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77M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。32井田开拓321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。322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X363799995，Y4213662，Z1353M，坡度1640，落底标高945M斜长1369M。副斜井井口坐标X363801495，Y42136055，Z1033M，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74M2，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X3638006145，Y42146423，Z134395；南风井也采用斜井，井口坐标X36379205，Y42126376，Z1350。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321斜井开拓方式平面图和图322斜井开拓方式剖面图。工业广场保护煤柱图见图323。图321斜井开拓方式平面图图322斜井开拓方式剖面图风氧化带15ABCPCDE1ABE1PPDQCDABB1A1E8044580458079,224,93683,926图323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X363811525，Y42133128，Z1310M，落底标高950M。井深360M。主井采用一对9T箕斗提升，井筒净直径55M，净断面面积2376M2。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X36381181，Y42133045，Z1310M，落底标高975M，井深335M。副井采用的是一对双层双车（15T）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324开拓方式平面图和图325开拓方式剖面图。工业广场保护煤柱如图326。图324开拓方式平面图图325开拓方式剖面图QK4580123Q123KMN45145801223ABCDABCD图326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。323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715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1152万吨。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2763万吨，相对于方案一多出了1611万吨。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。324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321，方案一、方案二基本建设费用分别见表322和表324，方案一、方案二生产经营费用分别见表323和表325，费用汇总见表326。表321工程量方案项目方案一方案二主井井筒（M）136933030副井井筒（M）10193305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322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M1）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13693173020855163068885943042副井井筒10193173020855163068885701943井底车场11872066114362108574588054460基本费合计15876其中管理费为直接费和辅助费总和的31。表323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）120552065元/TKM78359井筒维护（AM）71762980002万元/AM1435排水（万TKM）8265603元/TKM2479723生产经营费合计10460表324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M1）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36061270501143452914591352529副井井筒33561270501143452914591348881井底车场12502066114362108574588057350总合计218958其中管理费为直接费和辅助费总和的31。表325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）31701082元/TKM259952井筒维护（AM元/AM943排水（万TKM）8265601247元/TKM10307生产经营费合计36396表326费用汇总表方案方案一方案二项目费用（万元）百分率（）费用（万元）百分率（）基本建设费15876100218958138生产经营费1046028736396100总费用120476207582918100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。325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60198万元，相差了37；生产经营费方案一比方案二多了621842万元，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。33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。331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331和表331。图331主井断面图表331井筒特征表井型120万T井筒直径5M井深360M净断面积196M2副井2副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为60M，井筒内装备一套15T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。副井井筒断面和井筒特征表分别见图332和表332。404120470530165028024116506图332副井断面图表332井筒特征表井型120万T井筒直径6M井深335M净断面积283M2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333，材料消耗量见表333。30123520R503图333风井断面图图中1水沟；2人行台阶；3人行扶手表333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307410359249603200250142087031风速验算4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。332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334。表334井筒特征井筒名称主井副井风井X（M）3638115253638118136380063Y（M）421331284213304542145756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15T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（）219628374断面积掘（）26438596333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。34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。341选择确定井底车场形式本矿井设计年生产能力为120MT/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。342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15T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341表342。表341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）15T固定箱式矿车MG176A1715600750320单列弹簧式60240010501200300718表342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（KW）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（MM）车轮直径（MM）连接器高度（MM）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76002057181100680320机、电111692513030333ZQ12225021749524450010601550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1015列车。本设计取15列车长。A副井空、重车线LMNL1L2L3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L1515244515735（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。L1224288（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341。1113876554432ASE2LLFECBAEF基本轨起点图341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28MM；B、B进、出车侧摇台的摇臂长度，取15M；C摇臂轴中线至单式阻车器轮挡面的距离，取20M；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48M；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40M；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，6138M；A轨道中线至巷道壁的间距，1425M；S连接处轨道中线间距，为1650M；B连接处宽度，BS2A16502142545M；L连接处长度，LABBCEE2F281515204840261382888M。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15T固定式矿车，因此轨型选用30KG/M，道岔型号及主要参数见表343。表343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）1ZDK630/3/6182606354828526400141415T矿车152ZDK630/4/1214021036603664730015623T矿车14T机车35353ZDK630/5/15111836396743338300173414T机车35道岔联接计算4A单开平行道岔线路联接道岔型号ZDK630/4/12辙岔角140210主要尺寸（MM）A3660B3664L7300经计算BS/TAN6400MS/SIN6597TRTAN051477NS/SINT5120LABT11537CNB1456KPR/1802940PRAASKMNCTBLBAB对称道岔线路联接道岔型号ZDC630/3/15辙岔角182606主要尺寸（MM）A2560B2852L5375则B4930T1209M5017B32815N3808C956L8699KP2413S/2/PKRS/2R/2BBATTMBCC3C三角道岔线路连接6675T7905F4304M12530M16198L15984MLTMAF1/2BKPP1BA1B井底车场线路总平面布置如下534302803确定井底车场主要巷道断面及硐室位置，见附图。344绘制井底车场总平面布置图，见附图。35开采顺序及采区、采煤工作面的配置351开采顺序在整个井田的范围内，先采11采区，再利用北翼大巷采下山采区，即13采区，然后采12和14采区。上、下山阶段均采用后退式开采。在一个采区的范围内，采用下行式开采，先开上区段，依次回采下面的区段。352保证年产量的回采区段数和工作面数保证年产量的回采区段数和工作面数1本设计矿井年产量120MT，综合机械化放顶煤开采，根据规定矿井生产能力在12MT/A及以下的矿井同时生产的采区个数是12个，本设计用一个采区保证矿井设计年产量。矿井达到设计产量时采煤工作面个数2A保证年产量时的工作面线长3KLRMXAB61209751529M所以工作面长度取160M。式中B采煤工作面总线长，MA矿井设计年产量，T/AX回采出煤率，可取09；同采煤层总厚度，MM工作面采出率，可取97、95、93；3KL年推进度，；30LNI式中330矿井年工作日，天；N日循环数，个；I循环进度，M正规循环系数，08130LNI568792MB确定回采工作面个数LNBN式中N同采工作面数，个；B工作面总线长，MN同采煤层数；L同采工作面长度，MLNBN1529601（个）因此，综合考虑煤层开采条件、开采顺序、运输能力、机械化程度、管理水平、采掘接替等因素，本设计采区内布置一个工作面即“一矿一面”。C采区工作面配置本井田煤层覆存简单，而且煤层平均厚度达755M，采用综合机械化防顶煤开采，因此一个采区一个工作面即可满足矿井年产量在120MT。D矿井产量的验算1NIIIIAMILK式中矿井同采工作面产量总和,万TNA第I号工作面采高,MIM第I号工作面长度,MI第I号工作面年推进度,M/AIL第I号工作面煤的容重T/M3N同采工作面数工作面采出率，97、95、93；IKNIIIIKRLIMA175609273113万吨掘进出煤量按工作面产量总和的10计算1NA总1243万吨1036115总24310所以工作面长取160M,完全可以达到设计生产能力120MT/A。36井巷工程量和建井工期361建井工程量根据矿井开拓、准备、回采的计划，及平巷掘进速度表361，确定该矿井首次达到设计产量时的井巷工程量。见表362。表361平巷掘进速度表掘进机械化程度巷道煤岩类型月进速度（M）煤500综合机械化掘进组半煤岩350煤250钻爆法半煤岩200液压钻车作业线岩200风动凿岩机岩120连续采煤机煤1500注倾角大于8的上下山的掘进速度，其修正系数上山应为09，下山应为08；有煤和瓦斯突出危险的煤层巷道掘进速度应采用08修正系数。表362矿井达到设计产量时井巷工程量表工程量序号巷道名称断面形状支护形式围岩类别长度（M）净断面（M2）掘进断面（M2）煤（M3）岩（M3）工期月1主井圆形砼岩360196229722副井圆形砼岩335288322673风井半圆拱砼岩967496124井底车场主要调车、通过线半圆拱锚喷岩89013081407895井底车场主要硐室半圆拱砼岩213246北翼运输大巷半圆拱锚喷岩1118926937北翼轨道上山半圆拱锚喷翼运输上山半圆拱锚喷翼回风石门半圆拱锚喷岩2078860171011010工作面运输平巷梯形工字钢煤1178391111010工作面开切眼支架煤160081211010工作面回风平巷梯形工字钢煤12104013采区上部车场半圆拱锚喷岩26521914煤仓圆形砼岩250515主井清底斜巷半圆拱砼岩5406816合计86375694362建井工期根据建井的需要，安排三个掘进队队，分别为掘进1队、掘进2队和掘进3队。三个队分别掘进主井、副井和风井。详细进度见表363井巷施工进度表363。井巷施工进度表363017938677223012085502013948996336北翼运输上山北翼运输大巷北翼轨道上山井底车场主要调车、通过线风井副井主井9988776654843732621514302901时间（月）施工速度（M/月）工程量（）工程名称序号91010工作面运输平巷工作面开切眼178602046398102北翼回风石门工作面回风平巷4采区上部车场9684主井清底斜巷2煤仓7234井底车场硐室1415说明各个掘进队在正式施工以前均需要一个月的准备期，因此本矿井达到投产时期需要一年零八个月。4采煤方法41采煤方法选择本设计主采煤层（14煤）赋存稳定，顶底板条件好，煤层厚度也很稳定，平均厚度为755M，且全井田可采。，煤层煤层倾角小，平均倾角为14，井田内储量丰富，地质条件好，因此采用综合机械化放顶煤采煤工艺，单一走向长壁采煤法，并采用全部冒落法处理采空区。42采区巷道布置及生产系统在一定的地质开采技术条件下，准备巷道的布置直接关系着矿井和工作面生产的技术经济效益。准备巷道的布置方式成准备方式。合理的准备方式，通常在技术可行的多种准备方式中进行技术比较后确定。确定合理的准备方式一般应遵循以下几项原则有利于矿井合理集中生产，使采区有合理的生产能力和增产能力；安全生产条件好，符合煤矿安全规程的有关规定；保证具备完善的生产系统，有利于充分发挥机电设备的效能，并为采用新技术、发展综合机械化和自动化创造有利条件；要技术先进、经济合理、尽量简化巷道系统，减少设备占用率和生产成本费用，便于采区和工作面的正常接替；煤炭损失少，有利于提高采出率。采区巷道布置依据及要求依据（1）地质条件，如煤层赋存条件、顶底板条件、煤质条件等；（2）设计资料，如年产量、开拓方式等；（3）符合生产设计规范，技术装备满足要求。要求（1）合理的集中生产；（2）合理的生产能力；（3）合理的服务年限；（4）良好的经济效益；（5）技术上要有可行性。421采区走向长度的确定确定采区走向长度需要考虑地质、开采和生产技术条件及经济因素。为了便于布置带采区巷道，往往以较大的地质构造作为采区边界。技术上主要考虑区段巷道的运输、掘进和供电问题，本区段平巷采用胶带输送机运煤，一台输送机铺设长度可达5001500M。合理的采区走向长度，不但要求在技术上切实可行，而且在经济上应合理，使吨煤费用降低。缓倾斜煤层双翼一般不小于1000M，本采区采用综合机械化，采区走向可达2500M以上，另外，采区走向长度过短使得带区接替比较紧张，采掘比失调。综合以上条件和本矿井实际情况，本设计首采区（11采区）南以第10勘探线为界，北到井田边界，西以向斜轴为界，东到运输大巷。采区走向长度为21M，倾向长15KM，面积近3KM2，可采储量2945万T，A级储量占80，B级储量只占20，地质条件简单，坡度变化均匀，服务年限175A。422确定区段斜长及数目工作面长度设计160M（前面已计算过），因煤层有自燃性，发火期36个月，为了减少发火危险，采用无煤柱护巷，完全沿空掘巷技术，而且本采区地质条件也允许采用沿空掘巷，尽量不留设保护煤柱，减少自然发火危险，这样本采区总共分8个区段。423煤柱尺寸表421采区内主要煤柱尺寸参考表巷道类别薄及中厚煤层巷道一侧厚煤层一侧备注水平大巷20302550主要回风大巷20左右2030采区上下山20左右3040区段平巷8201520采区边界510510较大断层10501050视断层落差情况而定本设计开采煤层厚度755M，为厚煤层，依照本表421，本设计中运输大巷护巷煤柱留30M；采区上、下山护巷煤柱留20M；区段平巷由于采用沿空掘巷技术，无煤柱护巷，因此不留设保护煤柱；采区边界的护巷煤柱取10M；上部向斜轴留设20M的保护煤柱。424采区上下山布置首采区设有两条上山，轨道上山采用柴油机牵引单轨吊运输，运输上山采用胶带输送机运煤，考虑到14煤层是厚煤层，平均755M，轨道上山顶板沿煤层顶板布置，运输上山底板与煤层底板布置。两条上山垂直走向距离25M，高差为55M，详见图421。25轨道上山运输上山5,图421采区上山与煤层相对位置剖面图425联络巷道的布置本设计开采煤层虽为厚煤层，但采用的是综合机械化放顶煤开采，因此不需要设区段集中平巷，一个工作面只需设一条运输平巷和一条回风平巷，运输平巷和回风平巷与采区上、下山的联系方式见图422160运输平巷运输上山回风平巷图422运输平巷和回风平巷与采区上、下山联系剖面图426采区车场形式因轨道上山辅助运输采用的是防爆柴油机牵引单轨吊，采区上部车场和中部车场比较简单，均为轨道上山的一个分支，通过一个DDK对称道岔与区段回风平巷联接。DDK对称道岔如图423所示。2531647图423DDK型对称道岔图中1转辙机；2阻车器；3手动装置；4直活动轨；5导槽；6连杆机构；7固定杆及法兰盘。采区下部车场采用底板绕道式，具体形式如图424所示。炸药库北翼轨道上山北翼运输上山北翼采区煤仓图424采区下部车场在采区下部车场设装载点，利用单轨吊的高低差进行起吊，把人员、材料等运到工作面卸载，再把矸石等运出工作面，直接运到