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1、目 录全套CAD图纸,联系153893706一般设计部分1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1 矿区位置与交通11.1.2 矿区地形地貌1河流水系1气象及地震情况1主要自然灾害21.2 井田地质特征21.2.1 井田地层21.2.2 井田地质构造情况41.2.3 井田水文地质特征51.3 煤层特征51.3.1 含煤性51.3.2 可采煤层特征61.3.3 煤质61.3.4 煤层顶底板特征71.3.5 煤层瓦斯含量71.3.6 煤的自燃与爆炸72 井田境界和储量92.1井田境界及可采储量9井田境界9矿井可采储量112.1.3 矿井设计生产能力及服务年限142.2井田开拓16井田开

2、拓的基本问题16矿井基本巷道24大巷运输设备选择332.2.4 矿井提升353 采煤方法及带区巷道布置393.1煤层地质特征39带区位置39带区煤层特征39煤层顶底板特征39水文地质39地质构造393.2带区巷道布置及生产系统39带区准备方式的确定39带区巷道布置39带区生产系统41带区内巷道掘进方法42带区生产能力及采出率44带区车场的形式和线路布置453.3采煤方法45采煤工艺方式45回采巷道布置524 矿井通风及安全544.1 矿井通风系统的确定54矿井概况、开拓方式及开采方法544.1.2 矿井通风系统的基本要求54、矿井通风系统选择55矿井主要通风机工作方式选择564.2.采区通风5

3、7带区通风系统的要求574.2.2 工作面通风方式的选择584.2.3 通风构筑物594.2.4 采煤工作面所需风量的计算604.3掘进通风614.3.1 掘进通风方式的选择62掘进工作面需风量63掘进通风设备的选型644.4矿井所需风量68矿井实际需风量684.4.2 风量分配694.4.3 风速验算694.5矿井通风阻力704.6矿井主要通风机选型76矿井自然风压76主要风机选型774.7矿井反风措施及装置81矿井反风的目的意义81反风方法及安全可靠性分析814.8概算矿井通风费用824.9防止特殊灾害的安全措施84预防瓦斯和煤尘爆炸的措施84粉尘防治844.9.3 预防井下火灾的措施85

4、4.9.4 防水措施855 矿井安全技术措施8651火灾事故预防及处理计划的编制865.1.1事故时期人员撤退路线及抢险人员的措施865.1.2事故告急方法865.1.3事故期间通风方法875.1.4处理事故的措施885.1.5参加处理人员的职责划分89专题设计部分保护层开采煤层透气性的时空演化规律的研究921.裂隙煤岩渗流特征921.1单一裂隙渗流特征921.2一组平行裂隙的渗流特征921.3裂隙岩体渗透系数与应力的关系922 型煤应力与渗透性关系922.1确定型煤骨料配比922.2型煤透气性测定923 远距离保护层开采相似模型实验923.1相似材料模拟基础理论923.2 试验区煤系地层及赋

5、存条件923.3 被保护层应力变化特性923.4非接触式覆岩移动及变形近景摄影测量923.5保护层开采覆岩透渗性变化规律924 煤层变形与透气性关系92翻译部分英文原文92中文译文92参考文献92致谢921 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述 矿区位置与交通 矿区地形地貌晋华宫大井田位于大同煤田北部,为低山丘陵区,井田内大部为黄土覆盖,植被稀少,十里河从井田中部通过,支沟呈羽状分布。井田内最高点位于北部为甘庄三角点,标高500m,一般标高550700m,最大高差250m。一般高差100200m。 1.2 井田地质特征 井田地层 井田地质构造情况1.2.3 井田水文地质特征1.3 煤层特征 含

6、煤性井田内含煤地层包括侏罗系大同组和石炭系太原组。太原组地层在十里河以北即在本井田内云岗至青磁窑一线剥蚀尖灭,以北地区不赋存。煤层不发育,多为炭质泥岩和薄煤层或煤线,无经济价值。井田内主要含煤地层为大同组,共含煤14层,自上而下编号为1、2、3、4、5、5下、6、7、7下、8、8下、9、10、11号,煤层总厚15.40m,含煤地层总厚166.34m,含煤系数9.3,可采煤层有2、3、4、8、8下、9、10号7层,其中2、3、8、8下、10号为零星可采煤层,4、9号煤为主要可采煤层。可采煤层总厚14.32m,可采含煤系数7.0。 大同组含111号14层煤,煤层总厚17.4m,地层总厚166.34

7、m,含煤系数18.5。可采煤层总厚15.1m,可采含煤系数14。 可采煤层特征一、4号煤层位于大同组下部,3.357.65m,平均5.5m。本层属厚煤层,全井田稳定可采,不含或含13层夹石。二、9号煤位于大同组下部,是井田内最下一层可采煤层,煤层厚度7.419.72m,平均8.82m不含或含夹石13层,结构简单中等。本层属全井田稳定的可采煤层。可采煤层特征见表1.1。含煤地层煤号钻穿点见 煤 点尖灭点合并点见煤点厚度(m)最小最大平 均结构(夹石层数)可采性稳定性可采点不可采点小计大同组424232313.357.655.5简单-中等0-3可采稳定92424240.30-4.731.76简单-

8、中等0-3可采稳定可 采 煤 层 特 征 表 表1.1 煤质一、物理性质(一)物理性质井田内煤的颜色为黑色、黑褐色。光泽,有时可见弱丝绢光泽。断口参差状、见壳状。内生裂隙发育,外生裂隙不发育。煤的结构条带状最发育,且以宽条带状结构为主,其次为线理状结构。煤的构造多呈层状,也有块状构造。煤的硬度小,脆度大。 (二)宏观煤岩特征宏观煤岩成分以亮煤、暗煤为主,镜煤次之,丝炭很少见到。宏观煤岩类型以半亮煤、半暗煤为主,其次为光亮煤和暗淡煤。(三)微观煤岩特征井田内各煤层显微组分,有机组分以镜质组最高,其中以均质镜质体、基质镜质体为主。丝质组是煤中的常见组分,以半丝质体为主。半镜质组是次要组分,其中以均

9、质半镜质体、结构半镜质体为主。煤中无机组分以粘土矿物为主,其次是黄铁矿,少量方解石、菱铁矿、石英等。粘土矿物呈分散状、条带状、小团块状分布于煤中。黄铁矿呈微粒状、莓球状、块状或充填状产出。二、煤类按现行中国煤炭分类标准(GB575186),本井田煤的主要分类指标为Vdaf(900)、G,辅助指标为y。据此,对本井田煤的煤类划分结果,4号煤以JM(焦煤)为主,有少量FM(肥煤), 9号煤层为JM(焦煤)。 煤层顶底板特征 主要可采煤层顶底板岩性,一般以泥质岩为主,其余为粉砂岩及细粗粒砂岩。顶底板岩石厚度变化较大,一般为110m。 (一)顶板4号煤层顶板,在井田南部岩性为细粗粒砂岩,其余部分岩性主

10、要为砂质泥岩、泥岩,局部为粉砂岩。抗压强度为11.058.8MPa, 可分为不稳定极稳定顶板。9号煤层板,岩性主要为砂质泥岩、泥岩,局部为炭质泥岩,抗压强度为5.037.4MPa,可划为不稳定较稳定顶板。9号煤层与上覆8号煤层间距07.90m,平均3.71m,8号煤层的开采会使9号煤层顶板岩石产生采动裂隙,影响其稳定性。(二)底板4号、9号煤层底板岩性主要为砂质泥岩、泥岩,局部为粉砂岩、细粒砂岩,一般抗压强度大于10MPa,膨胀率0.050.23,一般厚度大于0.40 m,在岩石水稳定性较好时,大部分煤层底板可划为普通底板。9号煤层底板在受到奥灰水压影响时,其稳定性会受到影响。 煤层瓦斯含量本

11、井田各煤层瓦斯成分以CH4为主,其次为N2、CO2及C2-C8。同一煤层从井田东部向西部随煤层埋深增加,CH4含量呈增大的趋势。不同煤层,在同一钻孔,气含量垂向变化不很明显。根据煤层瓦斯成分百分含量对瓦斯带分级,井田煤层多处于瓦斯氮气沼气带,局部处于沼气带。可采煤层瓦斯含量统计见表1.2 煤的自燃与爆炸4号煤层具有爆炸性,爆炸指数一般为:38.6%。4号煤层易自燃,自然发火期为241天;9号煤层不易自燃。 煤层瓦斯含量统计表 表1.2煤号49CH4含量(ml/g·r)3.50(7)6.02(6)CH4含量(%)44.29(7)62.33(6)CO2含量(%)15.48(7)5.38(

12、6)2 井田境界和储量2.1井田境界及可采储量井田境界在煤田划分为井田时,要保证各井田有合理的尺寸和境界,使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有:1) 要充分利用自然条件划分,在可能的条件下,应尽量利用地形、地物、地质构造、水文地质以及煤层特征等自然条件,以减少煤柱损失,提高资源采出率,充分保护地面设施;2) 要有与矿区开发强度相适应的井田范围,要保证井田范围与矿井生产能力相适应,有足够的储量和服务年限及合理的尺寸;3) 照顾全局,处理好与临矿的关系;4) 直线原则,井田的划分应尽量采用直线或折线,有利于矿井的设计和生产管理工作的开展。一、井田范围晋华宫大井井田位于大同煤田

13、北部, 边界范围由以下表里坐标圈定: 井田北为甘庄乡镇联营煤矿;东界北段为青磁窑逆断层,东界中段与大同市青磁窑煤矿毗邻,东界南段为煤层露头;西界北段、南段与云岗矿相邻,中段与大同市吴官屯煤矿及云岗石窟保护煤柱相接;南界与同煤集团忻州窑矿及大同市乡镇煤矿相邻。 二、开采界限 井田内有可采煤层两层,即4和9号煤层。9号煤层由于绝大部分处于带压开采不安全区内,且含硫量较高,结构较复杂,上距4号煤层40m左右。故4号煤层为主采煤层。其它煤层做为后期储备资源开采,矿井设计只针对4号煤层。 三、井田尺寸 井田南北走向长度约为4.83 km。井田东西倾斜宽度约为6.14 km。煤层的倾角平均为3°

14、 井田的水平面积按下式计算:S=H *L (2.1)式中: S井田的面积,K; H井田的水平宽度,Km; L井田的平均走向长度,Km。则,井田的水平面积为:S=6.14 *4.83=29.66(K) 四、矿井工业储量(一)储量计算基础(1)根据晋华宫井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算;(2)依据生产矿井储量管理规程:煤厚,能利用储量最低可采厚度为0.7 m,暂不能利用储量厚度为0.6 m;煤的灰份指标,能利用储量灰份最高不大于40%(含40%),暂不能利用储量灰份最高不大于50%(含50%),超过51%则不计储量;(3)依据国务院过函(1998)5号文件关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区

15、有关问题的批复内容要求:禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量;(4)储量计算厚度:夹矸厚度不大于0.05 m时,与煤分层合并计算,复杂结构煤层的夹矸总厚度不超过每分层厚度的50%时,以各煤分层总厚度作为储量计算厚度;(5)井田内主要煤层稳定,厚度变化不大,煤层产状平缓,勘探工程分布比较均匀,采用地质块段的算术平均法;(6)煤层容重:4号煤层容重为1.40 t/m3;9号煤层容重为1.43 t/m3井田的赋存状况示意图 图2.1(二)井田地质勘探井田范围内钻孔分布,井田内西部钻孔位置较少;东部区域钻孔分布比较均匀,勘探详细。井田内西部边界附近属C级储量;中部及

16、西北部边界一部分属于B级储量;其余区域为A级储量,高级储量占85%,符合煤炭工业设计规范要求。煤层最小可采厚度为1.04m。4号煤层最小可采厚度为3.35 m,最大可采厚度为7.65 m,平均厚度为5.5m。(三)工业储量计算矿井工业储量是指在井田范围内,经过地质勘探,煤层厚度与质量均合乎开采要求,地质构造比较清楚,目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量一般即A+B+C级储量。4号煤层工业储量计算:据地质勘探情况,将矿体划分为A、B、C三个块段,在各块段范围内,用算术平均法求得各个块段的储量,煤层总储量即为各块段储量之和。各块段面积为:Sa=16.05Km2;Sb=9.10Km2;S

17、c=4.51 Km2。4号、9号煤层工业储量按下式计算:Zg =S *M *R/cos (2.2)式中: Z各块段储量,万t; S各块段的面积,Km2; M各块段内煤层的厚度,4号煤层平均厚度为5.5 m,9号煤层厚度为8.82 m; R各块段内煤的容重, 4号煤为1.40 t/m3,9号煤层为1.43 t/m3;各块段内煤层的倾角,A段取2.5°,B段取3.5°,C段取3.5°。A块段储量:Za4= 16.05*5.5*1.40/cos2.5°=12483.33(万t)Za9= 16.05*8.82*1.43/cos2.5°=20262.50

18、(万t)B块段储量:Zb4= 9.10*5.5*1.40/cos3.5°=7077.78 (万t) Zb9= 9.10*8.82*1.43/cos3.5°=11498.91(万t)C块段储量:Zc4= 4.51*5.5*1.40/cos3.5°=3507.78(万t)Zc9= 4.51*8.82*1.43/cos3.5°=5698.91(万t)则:4号煤层工业储量为:Zg4= Za4+ Zb4+ Zc4 =23068.89(万t)9号煤层工业储量为:Zg9= Za9+ Zb9+ Zc9 =37460.32(万t)矿井工业储量为:Zg= Zg4+ Zg9=

19、60528.21(万t)矿井可采储量一、井田安全煤柱(一)安全煤柱留设原则(1)工业场地、井筒留保护煤柱,对较大的村庄留设保护煤柱,对零星分布的村庄不留设保护煤柱;(2)各类保护煤柱按垂直断面法或垂直法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱,岩层移动角为75°,表土层移动角为45°;(3)维护带宽度:风井场地20 m,村庄10 m,其他15 m;(4)断层保护煤柱留舍的原则:落差大于50 m的断层,两侧各留50 m的煤柱;落差大于20 m不大于50 m的断层,两侧各留30 m煤柱;落差大于10 m不大于20 m的断层,两侧各留20 m煤柱;落差小于10 m的断层不留设断层

20、煤柱;(5)井田境界煤柱宽度为20 m;(6)工业场地占地面积,根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条,工业场地占地面积见表2-1。(二)矿井永久保护煤柱损失量各类永久煤柱包括井田边界保护煤柱、断层保护煤柱、工业广场保护煤柱、风井保护煤柱。 (1)井田边界保护煤柱井田南部以大断层为边界;东、北部按规定井田边界保护煤柱留设20 m宽。Pi=L*b *M *R/cos (2.4)式中: P井田边界保护煤柱煤量,万t;L边界长度,(北部+东部取l=9.60 Km);b边界宽度,(北部、东部取b=20 m) M煤层平均厚度,4号煤层平均厚度为5.5 m;9号煤层平均厚度为8.82 m;R

21、煤的平均容重,4号煤为1.40 t/m3;9号煤为1.43t/m3;煤层平均倾角,取3°。则:P4(北、东)=9.60*20*5.5*1.40/cos3°= 149.33 (万t)P9(北、东)=9.60*20*8.82*1.43/cos3°=242.49(万t)P4(西)=767.53*5.5*1.40/cos3°= 596.97 (万t)P9(西)=767.53*8.82*1.43/cos3°= 969.38(万t)P4(南)=606.28*5.5*1.40/cos3°= 471.55 (万t)P9(南)=606.28*8.82*

22、1.43/cos3°= 765.73(万t)井田边界保护煤柱损失量为:P4= 1217.85(万t)P9=1977.60(万t)P= P4+ P9=3195.45(万t)(2)工业场地保护煤柱工业场地按II级保护留设维护带宽度15 m,工业场地面积由表2.1确定,取34公顷。工业场地的布置应结合地形、地物、工程地质条件及工艺要求,做到有利生产,方便生活,节约用电。工业场地占地面积指标表 表2.1 井型(万t)占地面积指标(公顷/10万t)240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8本矿井工业场地的面积为34公顷,由于长方形便于布置地面建筑,所以初步设定工业广场

23、为长方形,即长方形长边为680 m,短边为500 m。用作图法求出工业广场保护煤柱量。本矿井地质条件及冲击层和基岩移动角见表2.2所示。矿井地质条件及冲击层和岩层移动角 表2.2 煤层倾角煤层厚度冲积层厚度°mm°°°°35.55345757575由此根据上述已知条件,画出如图2.2所示的工业广场保护煤柱的尺寸,并由图可得出保护煤柱的尺寸为:Si=梯形面积=(上宽+下宽)*高/(2*cos3°)S4=(790.28+812.43)*701.93/(2*cos3°)=563267.05 m2S9=(836.02+855.96)

24、*746.49/(2*cos3°)=632389.74 m2则,工业广场的煤柱量为:Zi=S *M *R (2.5)式中: Zi工业广场煤柱量,万t; S工业广场面积,m2; M煤层厚度,4号煤层平均厚度为5.5 m和9号煤层平均厚度为8.82 m; R煤的容重,4号煤为1.40t/m3和9号煤为1.43 t/m3。则,Z4= 563267.05*5.5*1.40= 433.71(万t)Z9= 632389.74*8.82*1.43=797.61(万t)工业场地保护煤柱损失量为Z= Z4+ Z9= 1231.32(万t)工业广场保护煤柱留设图 图2.2 (3)井筒保护煤柱主、副井井筒

25、以及风井井筒保护煤柱均在工业广场保护煤柱范围内,故井筒保护煤柱损失量为0。各种保护煤柱损失量见表2.3所示。保护煤柱损失量表 表2.3煤柱类型储量(万t)4号煤层9号煤层合 计井田边界保护煤柱1217.851977.603195.45工业广场保护煤柱433.71797.611231.32村庄保护煤柱859.321904.502763.82井筒保护煤柱000合 计2510.884679.717190.59二、矿井可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量,可以按下式计算:Zk=(Zg P )*C (2.6)式中: Zk矿井可采储量,万t;Zg矿井工业储量,万t;P永久煤柱损失煤量,万t;C采

26、区采出率,厚煤层不小于0.75;中厚煤层不小于0.8;薄煤层不小于0.85。则,矿井的设计可采储量为:ZK4=(23068.89-2510.88)*0.75=15418.51(万t)ZK9=(37460.32-4679.71)*0.75=24585.46(万t)ZK= ZK4+ ZK9=40003.97(万t)矿井储量汇总见表2.4所示。矿井储量汇总表 表2.4 煤层工业储量(万t)高级储量率(%)永久煤柱损失(万t)矿井设计储量(万t)设计可采储量(万t)423068.89852510.8818246.3515418.51937460.32854679.7132780.6124585.46合

27、计60529.217190.5951026.9640003.97根据矿井设计指南中关于矿井井型与矿井设计的高级储量比例之规定,本矿井的储量符合煤炭设计规范的要求。 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范相关规定,确定矿井设计年工作日为330 d,工作制度采用“三八制”,每天三班作业,其中两班生产,一班检修,每班工作8 h。矿井每昼夜净提升时间16h。二、矿井设计生产能力及服务年限(一)确定依据煤炭工业矿井设计规范第条规定:矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素,经多方案比较或系统优化确定。矿区规模可依据以下条件确定:(1

28、)资源情况煤田地质条件简单,储量丰富,应加大矿区规模,建设大型矿井;煤田地质条件复杂,储量有限,则不能将矿区规模定得太大;(2)开发条件包括矿区所处地理位置、交通、用户、供电、供水、建筑材料及劳动力来源等。条件好者,应加大开发强度和矿区规模,否则应缩小规模;(3)国家需求对国家煤炭需求量的预测是确定矿区规模的一个重要依据;(4)投资效果投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模,反之则缩小规模。(二)矿井设计生产能力晋华宫矿井田储量丰富、煤层赋存稳定、顶底板条件好、断层褶皱少,倾角小、厚度变化不大、开采条件简单、技术准备先进、经济效益好、煤质为优质焦煤、交通运输便利、市场

29、需求量大,易建大型矿井。由此,确定晋华宫矿设计生产能力3.4 Mt/a。(三)矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井服务年限的计算公式为: T=Zk /A *K (2.7)式中: T矿井的服务年限,a;Zk矿井的设计可采储量,万t;A矿井设计生产能力,万t/a。K矿井储量备用系数,取K=1.3;则,矿井的服务年限为:T=40003.97/340*1.3=90a4号煤层的服务年限为:T4=15418.51/340*1.3=34 a服务年限均符合煤炭工业矿井设计规范的有关规定。(四)井型校核按矿井的实际、煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型进行校核。(1)煤层开采能力

30、井田内4号煤层平均厚度为5.5m,为厚煤层,赋存稳定,厚度变化不大。可以布置两个综采工作面保产,现采用一次采全高技术开采。(2)辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井,井田采用主斜、副立综合开拓,主斜井装备一条大倾角强力带式输送机,设胶带检修道,担负全矿的煤炭提升任务和大型设备、长材料的下放任务。副立井装备一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼,担负矿井矸石、材料设备和人员等提升任务。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓,再经主斜井强力带式输送机提升至地面,运输能力大,自动化程度高。大巷辅助运输采用无轨胶轮车运输。(3)通风安全条件的校核矿井有煤尘爆炸危险性,瓦斯涌出量

31、小,属低瓦斯矿井。矿井初期采用中央并列式通风系统,主斜井、副立井进风,中央回风立井回风;后期采用分区式通风系统,通风方式均采用机械抽出式。可以满足通风要求(4)矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应,保证有足够的服务年限,满足煤炭工业矿井设计规范要求。我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限见表2.5。我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限 表2.5矿井设计生产能力(万t/a)矿井设计服务年限(a)第一开采水平服务年限(a)煤层倾角25°煤层倾角25°45°煤层倾角45°600及以上80403005006070303512024050602530

32、2025152045904050202515201015930各省自定2.2井田开拓井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内,为了采煤,从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体,建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其互相联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式,需要对技术可行的几种开拓方案进行技术经济比较,才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题,具体有下列几个问题需要认真研究。(1)确定井筒的形式、数量和配置,合理选择井筒及工业场地的位置;(2)合理确定开采水平的数目和位置;(3)布置大巷及井底车场;(4)确定矿井开采程序,做好开采

33、水平的接替;(5)进行矿井开拓延伸、深部开拓及技术改造;(6)合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题,需根据国家政策,综合考虑地质、开采技术等诸多条件,经全面比较后才能确定合理的开拓方案。在解决开拓问题时,应遵循下列几个原则:(1)贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策,为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量,尤其是初期建设工程量,节约基建投资,加快矿井建设;(2)合理集中开拓部署,简化生产系统,避免生产分散,做到合理集中生产;(3)合理开发国家资源,减少煤炭损失;(4)必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统,创造良好的

34、生产条件,减少巷道维护量,使主要巷道经常保持良好状态;(5)要适应当前国家的技术水平和设备供应情况,并为采用新技术、新工艺,发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件;(6)根据用户需要,应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采,以及其它有益矿物的综合开采。井筒(一)井筒形式的确定井筒形式有三种:平硐、斜井、立井。一般情况下,平硐最简单,斜井次之,立井最复杂。(1)平硐开拓受地形埋藏条件的限制,只有在地形条件合适,煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区,且便于布置工业广场和引进铁路,上山部分储量大致能满足同类型井型水平服务年限的要求。(2)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,

35、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、井底车场及硐室都比立井简单,井筒延伸施工方便,对生产干扰少,不易受矿井底板含水层的威胁;主提升胶带输送机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。缺点是:斜井井筒长、辅助提升能力小、提升深度有限、通风路线长、阻力大、管线长度大;斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。(3)立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制。在采深相同的条件下,立井井筒短、提升速度快、提升能力大,对辅助提升特别有利,井筒断面大,可满足瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井

36、需风量的要求,且阻力小,对深井开拓极为有利;当表土层为富含水层或流沙层时,立井井筒比斜井容易施工;对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田,能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是:立井井筒施工技术复杂,需用设备多,要求有较高的技术水平,井筒装备复杂,掘进速度慢,基本建设投资大。本矿井煤层倾角小,平均倾角为3o,为近水平煤层;表土层薄,无流沙层;水文地质情况比较简单,涌水量小,因此可采用斜井开拓或立井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为主斜副立综合式。(二)井筒位置的确定井筒位置的确定原则: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,石门工程量少;有利于首采区布置在井

37、筒附近的富煤阶段,首采区少迁村或不迁村;井田两翼储量基本平衡;井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层;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威胁。工业广场宜少占耕地,少压煤;距水源、电源较近,矿井铁路专用线短,道路布置合理。由于井田东部边界附近有公路及铁路通过,井筒位于井田东部边界可以减少地面运输距离及设备等费用;主采4号煤层在井田东部埋深最浅,井筒位于井田东部边界井筒短,基建费用少,压煤少,故为便于地面运输及工业广场布置,主井井筒位置布置方案可以选择在井田东部边界附近。经后面方案确定主、副、风井井筒位置均布置

38、在井田东部边界。二、工业场地的位置 工业场地的位置选择在主、副井井口附近,即井田东部边界附近。工业场地的形状和面积:根据表2.1工业场地占地面积指标,确定地面工业场地的占地面积为34公顷,形状为矩形,长边平行于井田走向,长为680 m,宽为500 m。三、开采水平的确定及带区划分井田主采煤层为4号煤层。9号煤层由于含硫量高,埋深较深,近期暂不开采,后期根据需要可延伸井筒方式开采。本设计只针对4号煤层。4号煤层倾角平缓,平均倾角为3o,为近水平煤层,故设计为单水平开采。水平标高为+345 m,带区式开采。4号煤层生产能力:设计可采储量为15418.51万t,服务年限为34a。四、主要开拓巷道 4

39、号煤层平均厚度为5.5 m,赋存稳定,底板起伏不大,为近水平煤层,煤层厚度变化不大,且煤质硬度较大。考虑到矿井服务年限较长,为便于在巷道后期维护,故矿井开拓大巷布置在煤层底板岩层中,大巷间距40 m。布置一条主运输大巷,一条辅助运输大巷和一条回风大巷,共三条。大巷位于井田中央,沿倾向布置,巷道坡度随煤层而起伏,一般2o-3o,主运输大巷上仓段局部15o。五、方案比较井田内有可采煤层两层,即4号、9号煤层。9号煤层由于绝大部分处于带压开采不安全区内,且含硫量较高,结构较复杂,上距4号煤层达40m左右。故4号煤层为主采煤层。其它煤层做为后期储备资源开采。综合以上因素,本设计开拓方案主要考虑第一水平

40、,第二水平暂不考虑。(一)提出方案根据以上分析,现提出以下四种技术可行的开拓方案,分述如下:方案一:立井单水平开拓(井筒位于井田中央)主、副井筒均为立井,布置于井田的中央,只设一个水平。辅助运输采用无轨胶轮车,大巷布置在底板岩层中,沿煤层底板掘进。如图2.4。方案二:斜井单水平开拓(井筒位于井田东部边界)主、副井井筒均为斜井开拓,布置在井田东部边界,大巷布置在岩层中,沿煤层底板掘进。如图2.5。方案三:主斜副立单水平开拓(井筒位于井田中央)斜井提煤运输能力大,立井辅助运输能力大,为此提出主井采用斜井开拓,副井采用立井开拓,布置在井田中央,大巷布置在岩层中,沿煤层底板掘进。如图2.6。方案四:主

41、斜副立单水平开拓(井筒位于井田东部边界)斜井提煤运输能力大,立井辅助运输能力大,为此提出主井采用斜井开拓,副井采用立井开拓,布置在井田东部边界,大巷布置在岩层中,沿煤层底板掘进。如图2.7。(二)技术比较以上所提出四个方案大巷布置及水平数目均相同,区别在于井筒开拓方式的不同和井筒形式的不同,及部分基建、生产费用不同。方案一、二、三井筒形式不同。方案一主副井均为立井,立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制。主要缺点是井筒施工技术复杂,需用设备较多,要求有较高的技术水平,掘进速度慢,基建投资大。方案二主副井均为斜井,斜井的运输能力比立井大,有相当大的运输提升能力,可满足特大型

42、矿井的需要;斜井井筒也可作为安全出口,井下一旦发生事故,人员也可从主斜井迅速撤离。方案三主斜副立综合式,如上所述,斜井开拓具有许多优点,大型斜井以胶带斜井做主井,在技术上经济上均很优越,但副斜井的辅助提升比较困难,通风也不利(特别是开采深部煤层时,斜井分段提升辅助环节多,能力小;而且通风线路长、阻力大、风量小,不能满足生产要求)而立井作为副井能弥补这方面的不足。井田内4号煤层埋深浅、厚度大、倾角小、赋存稳定,涌水量小,立井的优点不突出,而斜井的提升能力大的特点很适合3.4 Mt/a的大型矿井的需要;经过以上技术分析、比较,再结合粗略估算费用结果(见表2.6),在方案一、二、三中选择方案三:主斜

43、副立单水平开拓。方案三、四井筒位置的不同。方案三井筒位于井田的中央,井下运输距离短,但地面运输费用相对较高;井田中央煤层距地表距离大,井筒长,基建费用多;方案四由于井田东部边界有公路及铁路通过,以减少地面运输距离及设备等费用,主采4号煤层在井田东部埋深最浅,井筒短,基建费用少;井筒位于井田东部边界压煤少,还可以利用部分井田边界保护煤柱,减少部分压煤;经以上技术分析、比较,再结合粗略估算费用结果(见表2.6),在方案二、四中选择方案四:主斜副立单水平开拓(井筒位于井田东部边界)。立井单水平开拓 图2.4斜井单水平开拓 图2.5主斜副立单水平开拓 图2.6主斜副立单水平开拓 图2.7各方案粗略估算

44、费用表 表2.6 单位:万元基建费用/万元方案一 立井单水平开拓(中央)方案二 斜井单水平开拓(边界)主井开凿370*0.83=307.1主井开凿680*0.455=309.4副井开凿370*1.067=394.79副井开凿650*0.595=386.75井底车场1200*0.14819*1.05=186.72井底车场1200*0.14819*1.05=186.72小计888.61小计882.87生产费用/万元立井提升1.2*15418.51*0.37*0.92=6298.15斜井提升1.2*15418.51*0.68*0.32=4026.08排水200*24*365*34*0.178*10-

45、4=1091.50排水200*24*365*34*0.12*10-4=735.84大巷主运输1.2*1.46*6842.38*0.088*1.97=2078.21大巷主运输1.2*2.62*15418.51*0.088* 0.91=3445.43地面运输15418.51*100=154.18地面运输15418.51*30=46.25小计9622.04小计8253.6合计费用10510.65费用9136.47百分率116%百分率100%基建费用/万元方案三主斜副立单水平开拓(中央)方案四 主斜副立单水平开拓(边界)主井开凿1230*0.455=559.65主井开凿680*0.455=309.4副

46、井开凿370*1.067=394.79副井开凿250*1.067=266.75井底车场1200*0.14819*1.05=186.72井底车场1200*0.14819*1.05=186.72小计1141.16小计762.87生产费用/万元斜井提升1.2*15418.51*1.23*0.32=7282.47斜井提升1.2*15418.51*0.68*0.32=4026.08排水200*24*365*34*0.16*10-4=981.12排水200*24*365*34*0.08*10-4=490.56大巷主运输1.2*1.46*6842.38*0.088*1.97=2078.21大巷主运输1.2*

47、2.62*15418.51*0.088* 0.91=3445.43地面运输15418.51*100=154.18地面运输15418.51*30=46.25小计9659.77小计7550.4合计费用10800.93费用8313.27百分率124%百分率96%填表说明:基建费用计算: 主井开凿根据设计及地质条件从煤炭建设井巷工程概算定额(99基价)(以下简称井巷定额)中可查出各部分单价,其中立井、斜井井筒按基岩段考虑。方案一立井单价为:根据井筒净直径D=6.5m,支护形式=混凝土,煤岩类别=中硬岩,支护厚度(mm)= 500等条件,从井巷定额中查得:定额编号=323的基价为82834元/10m方案

48、一立井基建费用为370m×0.83万元/(10m)=307.1万元。方案二主斜井单价为:根据斜井井筒喷射混凝土支护,掘进断面(m)<18,支护形式=喷射混凝土,煤岩类别=中硬岩,支护厚度(mm)=100等条件,从井巷定额中查得:的基价为45500元/10m方案二主斜井基建费用为680m×0.45500万元/(10m)=309.4万元。 副井开凿方案一副立井单价为:根据井筒净直径D=7.5m,支护形式=混凝土,煤岩类别=中硬岩,支护厚度(mm)= 600等条件,从井巷定额中查得:定额编号=341的基价为106747元/10m方案一副立井基建费用为370m×1.

49、067万元/(10m)=394.79万元。方案二副斜井单价为:根据斜井井筒喷射混凝土支护,掘进断面(m)<25,支护形式=喷射混凝土,煤岩类别=中硬岩,支护厚度(mm)=100等条件,从井巷定额中查得:基价为59500元/10m方案二副斜井基建费用为650m×0.59500万元/(10m)=386.75万元。 井底车场由于本矿井服务年限长,所以大巷、井底车场都布置在岩巷中。井底车场长度为1200m,平均掘进断面18m2,支护厚度=100mm,再考虑5%的系数,。在平硐及平巷喷射混凝土支护中查得:定额编号5611基价14819元/10m,方案一井底车场费用为1200m×

50、0.14819万元/(10m)×1.05=186.72万元(1.05为考虑5%的系数)。生产费用计算: 立井提升方案一立井提升费用为:1.2×15418.51×0.37×0.926298.15万元。其中1.2为提升系数,15418.51为矿井4号煤层可采储量(万吨),0.37为提升高度(KM),0.92为提升单价。方案二斜井提升费用为:1.2×15418.51×0.68×0.324026.08万元。其中0.68为提升长度(KM),0.32为提升单价。 排水方案一由立井排水,费用为:200×24×365&#

51、215;34×0.178×10-4万元。其中200为矿井的最大涌水量(200m3/h),24(小时)×365(天)×34(年,服务年限),0.178矿井排水单价(0.178元/吨)方案二由斜井排水,费用为:200×24×365×34×0.12×10-4万元。其中0.12矿井排水单价(0.12元/吨) 大巷主运输方案一大巷运输费用为:1.2×1.6×6842.38×0.088×1.97。其中1.2为运输系数,1.6为矿井的平均运输距离(Km),10457为矿井可采储量

52、之半(万t),0.088为运输单价(元/t.km),1.97为矿井估算的运输煤量比例。方案二大巷运输费用为:1.2*2.62*15418.51*0.088* 0.91。其中2.62为矿井的平均运输距离(Km),15418.51为矿井可采储量(万t),0.91为矿井估算的运输煤量比例。 费用/万元:基建费用和生产费用之和。 百分率:以方案二为100%,则方案一为:9622.04/8253.60=116%(三)经济比较第二、四方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、生产经营费、基建费和经济比较结果,分别计算汇总于下表中:见表2.7、见表2.8、见表2.9、见表2.10见表2.11。 建井工程量 表2.7 单位:m初期方案二 双斜井单水平开拓(边界)方案四主斜副立单水平开拓(边界)副井井筒650副井井筒250井底车场1200井底车场1200主井井筒680主井井筒680 生产经营工程量 表2.8 单位:万元项目方案二 双斜井单水平开拓项目方案四 主斜副立单水平开拓运

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