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1、第 1 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计目录一6般6部6分61矿区概述及井田地质特征错误!未定义书签。1.1 矿区概述错误!未定义书签。1.1.11.1.21.1.3交通位置错误!未定义书签。地形地貌及气候错误!未定义书签。矿区的水文地质错误!未定义书签。1.2 井田地质特征错误!未定义书签。1.2.1 井田的地层错误!未定义书签。1.2.2 井田的地质构造及地质变动错误!未定义书签。1.2.3 井田的水文地质特征错误!未定义书签。1.3 煤层特征错误!未定义书签。1.3.11.3.21.3.31.3.41.3.5煤层错误!未定义书签。煤层的围岩性质错误!未定义书签。煤的特征错误!未

2、定义书签。其他有益矿产错误!未定义书签。其他开采技术条件错误!未定义书签。2井田境界和储量62.1 井田境界62.1.1 井田境界确定62.2 井田工业储量72.2.1 储量计算基础72.2.2 井田勘探程度82.3 矿井工业储量计算82.3.1 永久煤柱损失量102.3.2 矿井设计储量112.4 矿井可采储量112.4.12.4.22.4.3工业广场保护煤柱煤量11主要井巷保护煤柱煤量12矿井可采储量123矿井工作制度、设计生产能力及服务年限123.1 矿井工作制度12第 2 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计3.2 矿井设计生产能力及服务年限123.2.13.2.23.2.3确定

3、依据12矿井设计生产能力及服务年限13井型校核144井田开拓144.1 井田开拓的基本问题144.1.1 确定井筒形式、数目、位置154.1.2 开拓方案比较174.2 矿井基本巷道224.2.1 井筒224.2.2 开拓巷道274.2.3 井底车场及硐室315准备方式325.1 煤层地质特征325.1.15.1.25.1.35.1.4采区位置32采区煤层特征32煤层顶底板岩石构造情况33水文地质335.1.5 地质构造335.2 采区巷道布置及生产系统335.2.1 采区准备方式的确定335.2.2 采区巷道布置345.2.3 采区生产系统365.2.4 采区内巷道掘进方法375.2.5 采

4、区生产能力及采出率386采煤方法396.1 采煤工艺方式396.1.16.1.26.1.3采区煤层特征及地质条件39确定采煤工艺方式40回采工作面参数406.1.4 采煤工作面回采工艺416.1.56.1.66.1.76.1.8采煤工作面支护方式45端头支护及超前支护方式47各工艺过程注意事项47回采工作面正规循环作业486.2 回采巷道布置516.2.1 回采巷道的布置方式51第 3 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计6.2.2回采巷道参数517井下运输537.1概述537.1.17.127.13地质条件与工作制度53运输距离及载货量53矿井运输系统537.2 盘区运输设备选型547

5、.2.17.2.27.2.37.2.4盘区运输设备选型原则54盘区主要运输设备选择55采区辅助运输设备选型57采区运输能力验算577.3 大巷运输设备选择577.3.17.3.27.3.4大巷运输运输设备选型原则57胶带大巷运输设备选择57运输设备能力验算588主井提升598.1 矿井提升概述598.2 主井提升598.2.1 主井提升598.2.2 主斜井检修设备的运送609矿井通风与安全619.1 矿井地质、开拓、开采概况619.1.19.1.39.1.49.1.5矿井地质概况61开采方法61变电所、充电硐室、库62工作制、人数629.2 矿井通风系统的确定629.2.19.2.29.2.

6、39.2.49.2.59.2.6矿井通风系统的基本要求62矿井通风方式的选择62矿井通风方法的选择63采区通风系统的要求63采区通风方式的确定64工作面通风方式的选择649.3 矿井风量计算659.3.19.3.29.3.3通风容易时期和困难时期确定65各用风地点用风量和矿井总用风量67风量分配71第 4 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计9.4 矿井阻力计算729.4.19.4.29.4.3计算原则72矿井最大阻力路线73计算矿井摩擦阻力和总阻力:739.5 选择矿井通风设备759.5.1 选择主要通风机769.5.2 主要通风机的电动机选择789.6 安全灾害的防治措施809.6.

7、19.6.29.6.39.6.4瓦斯和煤尘爆炸防治80井下灭火防治80粉尘灾害防治80矿井水防治8110设计矿井基本技术经济指标81参考文献82专83题83部83分83引言841 问题提出842 国内外研究现状852.1 三软煤层的概念852.2 顶底板岩石硬度分类862.3 国外研究现状862.4 国内研究现状873三软煤层综采设备选型原则分析873. 13. 23. 3设备选型原则87“三机”配套主要尺寸的确定原则88“三机”配套主要尺寸的确定原则884. 三软煤层综采工作面支架合理工作阻力的确定894.1 初次来压前顶板结构的受力分析894.24.24.3工作面推进过程中顶板和煤壁动态受

8、力分析91支架支护强度计算94综放工作面支架合理工作阻力确定95第 5 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计4.3 结论965三软煤层综采工作面设备选型实例975.15.25.35.45.5工作面概述97选型97采煤机选型98刮板输送机、转载机、破碎机选型100工作面布置1016结论1026.16.26. 3三软煤层综采工作面设备选型原则102三软煤层综采工作面“三机”配套主要尺寸的确定原则102“三机”配套主要尺寸的确定原则103参考文献103第 6 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计一般部分井田境界和储量22.1井田境界2.1.1 井田境界确定 在煤田划分为井田时,需要保证各

9、个井田具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:第 7 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计根据上述的井田划分原则,同时考虑到矿区煤田内强大的地质构造等因素,本井田在能满足生产开发强度的前提条件下,主要考虑了自然条件原因,将井田四周境界定为:井田范围由以下41 个坐标点依次连线圈定,详见表2-1。表 2-1井田范围拐点坐标对照表井田边界形态为不规则的多边形,南北走向最长大约为 6.7 km,东西倾向最宽约km,面积 22.50 km2。2.2 井田工业储量2.2.1 储量计算基础 6.07工业储量是指在井田范围内,经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要

10、求,目前可供开序号XY序号XY137681843949019522377378039490172237680003948926223377374039490239337678703948923824377393639490345437678543958891425377403339490472537674233948875126377408539490610637677623948725027377410239490795737680593948616128377409239490970837692643948674229377360939491400937595273948686530377

11、294739491573103769778394870313137725103949147511376981739486953323770894394914921237699523948700733377062239491483133769940394870853437703423949136614377029139487136353770035394911051537707933948730236376964139490808163771047394880413737691223949028217377094539489471383768706394901271837720723948984

12、039376866539490117193773047394900624037685553949038520377343739489898413768655394903282137735453948006242376858439490110第 8 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计采利用的列入平衡表内的储量。2.2.2 井田勘探程度 矿区所处井田内的煤层地质条件已基本查明。其中包括断层,褶皱等地质因素。同时井田水文地质条件也已查清,所提供的地质、水文资料基本满足设计要求。2.3 矿井工业储量计算由地质勘探知,本矿井可采煤层有四层,分别为 3#、4#、 5#和 6#煤层。主采煤层为3、5

13、 层,4、6 层部分可采。煤层倾角一般 812,局部区域最大不到 15,因此本矿井为缓倾斜煤层。本设计主要是对 3#煤层进行设计。由于煤层产状、厚度、煤质比较稳定, 采用地质块段法来对井田的工业储量进行估算计算。具体方法为:以所划分的块段面积乘以煤层的平均容重,再乘以块段平均煤厚,最后除以块段煤层平均倾角的余弦值,所得值便是该块段的煤层的工业储量。根据地质勘探结果,结合煤层走向趋势和倾角,将矿区煤井田划分为 A、B、C 三个块段,如图 2-1 所示。在各块段范围内,用上述方法求得每个块段的工业储量,最后将各个矿段的工业处理相加,便得矿区井田的工业储量。 ACB 图 2-1 朔里煤矿储量计算块段

14、划分图 A 块段水平面积为 5.43m2,平均倾角为 6;B 块段水平面积为 11.24 km2,平均倾第 9 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计角为 8;C 块段水平面积为 5.83 km2,平均倾角为 12.根据地质勘探报告可得,3 煤的平均容重为 1.3 t/m3,平均厚度为 5.5 m。矿井地质储量利用下式计算:Zz = m r S / cos(a)式中:Zz 矿井地质储量,Mt; m 各块段煤层平均厚度,m; r 煤层容重,t/m3;S 各块段水平面积,km2;a 各块段煤层的倾角, ; 把各块段的数值带入式 2-1 得: ZA=5.51.35.43/cos6=40.43 M

15、t ZB=5.51.311.24/cos8=81.16 Mt ZC=5.51.35.83/cos12=49.40 Mt则矿井地质储量:Zz= ZA+ ZB +ZC=170.99 Mt(2-1)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。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据,一般也就是列入平衡表内的储量。经济的基础储量111b边际经济的基础储量2M11 探明的资源量331次边际经济的资源量2S11经济的基础储量122b工业资源/储量地质资源量控制的资源量332边际经济的基础储量2M22次边际经济的资源量2S22

16、333k 推断的资源量333图 2-2 矿井可行性研究和初步设计资源/储量间的关系 储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按 6:3:1 分配,经济基础储量、边际经济基础储量按 90%、10% 分配,次边际经济基础储量不计。= Z111b + Z122b + Z2M 11 + Z2M 22 + Z333 kZg(2-2)其中:Z 111b = 170.99 60% 90% = 92.33MtZ 122b = 170.99 30% 90% = 46.17MtZ 2M 11 = 170.99 60% 10% = 10.26MtZ 2M 22 = 170.99 30% 10% = 5.13Mt第 1

17、0 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计k 为可信度系数,一般取值在 0.70.9 之间。对于煤层地质条件相对简单,煤层赋存较为稳定的取大值;相应的,对于煤层地质条件复杂、煤层赋存稳定性差的取小值。根据勘探结果可知,本矿井煤层地质条件一般,属于中等水平,煤层赋存相对稳定, 故 k 取 0.8。则:Z333k=170.9910%0.8=13.68 Mt将以上所得数据代公式 2-2 可得本矿井工业储量为:Zg =167.57 Mt2.3.1 永久煤柱损失量 (1)井田境界煤柱可按下列公式计算: p = L b M r式中:p 边界煤柱损失量,t;L 边界长度,m;b 边界宽度,断层边界 50

18、 m,人为边界 20 m。r 煤的容重,取平均容重 1.3 t/m3;M 煤层平均厚度,m;p=1.55501.35.5+21.31201.35.5=3.10 Mt(2)断层煤柱可按下列公式计算P=LbMr式中:p 断层煤柱损失量,t;L 断层长度,m;b 保护煤柱宽度,m;r 煤的容重,取平均容重 1.3 t/m3; M 煤层平均厚度,m则:p=12.12205.51.37=1.74 Mt(3)防水煤柱的留设(2-2)(2-3)由于煤层顶底板状态较好,致密性较好,井田范围内又无较大水系,区内地表水体一般不与其下各含水层发生水力联系,并且各含水层之间均有一定厚度的隔水岩层。含水层水位各不相同,

19、说明其无水力联系。因此,无需留设防水煤柱。(4)中央风井煤柱的留设第 11 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计图 2-2 中央风井保护煤柱留设 测量可知,风井压煤面积为 0.44 km2,压煤量可按下列公式计算: P= rMs/cosP 断层煤柱损失量,t;r 煤的密度,取平均容重 1.3 t/m3; s 压煤面积,km2;M 煤层平均厚度,m; 煤层平均倾角,取 8。P=1.35.50.44/cos=0.32 Mt综合以上计算,井田保护煤柱损失量:p1=2.16 Mt。(2-4)2.3.2 矿井设计储量 从矿井的工业储量中,刨去因断层、边界、防水等因素而留设的保护煤柱所损失的储量,最

20、后所得的储量即为矿井的设计储量。矿井的设计储量可按下式计算:ZS=Zgp1式中:ZS 矿井设计储量,Mt;Zg 矿井工业储量,Mt(2-5)P1煤柱损失量(包括断层煤柱,边界煤柱,工业广场保护煤柱等),Mt;则矿井设计储量为:ZS=Zgp1= 167.575.16 =162.41 Mt。2.4 矿井可采储量矿井设可采储量为矿井设计储量减去工业场地和主要井巷煤柱煤量后乘以采区回采率后得到的储量。2.4.1 工业广场保护煤柱煤量 矿井工业广场的占地面积大小,可根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明第 12 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计来进行确定,具体指标见表 2-2表 2-2工业

21、场地占地面积指标本矿井设计井型为 1.5 Mt/a,因此,查表 2-2 可以确定本设计矿井的工业广场面积为18 ha。但经过第四章经济对比后所确定方案为斜井单水平开拓,且工业广场设置在煤层煤层露头线以外,故此设计中工业广场无压煤损失,可不计算工业广场压煤损失量。2.4.2 主要井巷保护煤柱煤量 本矿井设计中,在矿井开采后期,要对各个大巷保护煤柱进行回收,所以可不必计算大巷保护煤柱损失。2.4.3 矿井可采储量 矿井的可采储量 Zk 按下式计算:Zk=(ZsP2)C式中:Zk矿井可采储量,Mt;(2-6)ZsP2 矿井设计储量,Mt;工业广场及主要井巷煤柱煤量,Mt;C 采区回采率,由相关规定可

22、知,厚煤层回采率不低于 0.75;中厚煤层回采率不低于 0.80;薄煤层回采率不低于 0.85。本设计所主采的 3 号煤层平均厚度为 5.5 m,属厚煤层,采区回采率取为 0.75。P2=P 广场=0 MtZk=(162.410)0.75=121.80 Mt3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 3.1 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,两班生产,一班准备,每班工作 8 h。矿井每昼夜净提升时间为 16 h。 3.2矿井设计生产能力及服务年限 3.2.1 确定依据 井型/Mt a1占地面积/公顷 0.1Mt1

23、2.4 及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8第 13 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计3.2.2 矿井设计生产能力及服务年限 本矿井井田范围内煤层赋存简单,地质条件较好,煤层平均厚度612,平均倾角为 8,属于缓倾斜煤层。矿井服务年限可按下式计算: T=Zk/(AK)式中: T 矿井服务年限,a;5.5 m,煤层倾角(3-1)Zk 矿井可采储量,122.04 Mt;A 设计生产能力,1.5 Mt/a; K 矿井储量备用系数,取 1.3矿井投产后,产量迅速提高,矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化,使储量减少;或者矿井由于技术原因,

24、使采出率降低,从而减少了储量。因此, 需要考虑储量备用系数。煤炭工业矿井设计规范第 2.2.6 条规定:计算矿井及第一开采水平设计服务年限时,储量备用系数宜采用 1.31.5。结合本设计矿井的具体情况,矿井储量备用系数选定为 1.3。把数据代入公式 得矿井服务年限T=121.80/(1.51.3)=62.5 a根据本矿井上述特点,对矿井生产规模提出了 1.2 Mt/a、1.5 Mt/a、1.8 Mt/a 三个方案, 本矿井经计算,可采储量为 125.8 Mt,井型为 1.2 Mt/a、1.5 Mt/a、1.8 Mt/a 时的服务年限分别为 78.2 a、61.5 a、52.5 a。可以看出,井

25、型为 1.8 Mt/a 时的矿井服务年限偏短,不能满足规范要求;1.2 Mt/a 时的矿井服务年限偏长;1.5 Mt/a 时的矿井服务年限比较合适。经分析比较,设计认为生产能力确定为 1.5 Mt/a 比较合适。根据本矿井上述特点,对矿井生产规模提出了 1.2 Mt/a、1.5 Mt/a、1.8 Mt/a 三个方案, 本矿井经计算,可采储量为 125.8 Mt,井型为 1.2 Mt/a、1.5 Mt/a、1.8 Mt/a 时的服务年限分别为 78.2 a、61.5 a、52.5 a。可以看出,井型为 1.8 Mt/a 时的矿井服务年限偏短,不能第 14 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设

26、计满足规范要求;1.2 Mt/a 时的矿井服务年限偏长;1.5 Mt/a 时的矿井服务年限比较合适。经分析比较,设计认为生产能力确定为 1.5 Mt/a 比较合适。表 3-1我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限3.2.3 井型校核 在矿井井型确定后,必须根据矿井的井型进行校核。校核时应该考虑到实际生产能力,运输能力以及安全因素等:(1)产煤能力校核井田内 3 煤层为主要可采煤层,本设计亦是针对此煤层进行设计。3 煤层平均煤厚5.5 m,为厚煤层,赋存相对稳定,厚度变化不大。煤层倾角在 612,平均倾角为 8, 煤层地质条件相对简单。按照现代化矿井“一矿(矿井)一井(生产系统)一面(采煤工作

27、面)”的理念,本次新井设计只设置一个综采工作面来满足矿井的产量需求。(2) 运煤能力校核本矿井设计井型为 1.5 Mt/a,为大型矿井,最终确定开拓方式为斜井单水平开拓。主井使用胶带输送机提煤,副井采用无轨胶轮车作为辅助运输。工作面生产的原煤经采区运输平巷里的胶带输送机运到运输上山,再经由溜煤眼溜至运输大巷,由运输大巷中的胶带输送机将煤运至井底煤仓,最后经过运输石门,经主井胶带输送机提升至地面。整个生产系统使用胶带输送机,运输能力大,机械化、自动化程度高。副井运输采用无轨胶轮车运送工作人员,并提升、下放物料,能满足大型设备的运输。(3) 通风安全条件的校核矿井瓦斯涌出量小,属于低瓦斯矿井,矿井

28、煤尘无爆炸危险性。3 号煤层的自燃等级为,自然倾向性为不易自燃,所以不需要采取特殊防范措施。考虑到本井田走向和倾向平均都不大于 8 km,范围较小,经第九章进行通风校核,可知开掘一个中央风井即可满足整个矿井的通风需求,因此本矿井设计采用中央并列式通风,中央风井设置在井田储量中央。4井田开拓4.1 井田开拓的基本问题矿井设计生产能力(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25600 及以上70353005006030120240502545904020930各省自定第 15 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计4.1.1 确定井筒形式、数目、位置 (1)井筒形式

29、的确定井筒形式有三种:平硐、斜井、立井,各井筒形式优缺点比较及适用条件见表 4-1。表 4-1各井筒形式优缺点比较及适用条件第 16 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计本矿井内井田煤层倾角小,平均倾角在 8左右,为缓斜煤层;松散表土层厚约 10 m; 表土层薄,无流沙层;煤层赋存浅;水文地质条件相对较简单,矿井涌水量小;所以,井筒不需要特殊施工法施工。斜井开拓和立井开拓均可选择。经后面方案比较确定主副井筒形式为双斜井。本矿井内井田煤层倾角小,平均倾角在 8左右,为缓斜煤层;松散表土层厚约 10 m; 表土层薄,无流沙层;煤层赋存浅;水文地质条件相对较简单,矿井涌水量小;所以,井筒不需要

30、特殊施工法施工。斜井开拓和立井开拓均可选择。经后面方案比较确定主副井筒形式为双斜井。2) 井筒数目的确定本井田煤层埋藏较深,井田面积较小,煤层煤层倾角不大,瓦斯涌出量小。根据上述特点,对初期工业场地内的井筒数目提出了如下方案:工业场地内布置主井、副井及中央风井。其中主井井筒主要承担矿井煤炭提升及兼进部分风;副井井筒主要担负矸石、人员、设备及材料等辅助提升和进风,作为矿井的安全出口,井筒内布置有压风管、洒水管、动力电缆和通讯电缆。3) 井筒位置的确定本设计在选择井口位置时主要依据以下原则:第 17 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计为达到上述要求,根据本矿井的具体条件,着重分析了以下因素

31、:(1) 井筒施工地质条件:本井田第四系冲积层的沉积规律是由东南向西北方向逐渐变厚, 因此,为节省投资,将井口位量选择在第四系薄的地方。(2) 本井田主要可采煤层第 3 层煤储量丰富。因此,井口位置的选择和工业场地的布置应尽可能做到少压煤,尤其是少压初期采区。后经第四章经济技术比较之后确定,本矿井设计采用斜井开拓,工业广场设置在煤层露头线以外。本矿井井筒坐标:主井(39484430,3921392) 副井(39484513,3921403)工业场地长 450 m,宽 400 m 的矩形,面积 18 ha。4.1.2 开拓方案比较 (1)方案提出由于本井田内煤层高差在 350m 左右,根据煤炭工

32、业矿井设计规范的相关规定可知,本矿机设计可划分为 12 个开采水平;倾角在 8左右,为缓倾斜煤层;煤层为三软煤层,不可使用煤巷。现提出以下四种在技术上可行的开拓方案分述如下。方案一:立井两水平暗斜井延伸开拓工业广场布置于井田中央,在工业广场中开凿主副立井及中央风井。主副立井延伸至-130 m 水平,然后开凿第一水平井底车场,经井底车场分别开凿运输大巷、轨道大巷及回风大巷,三条大巷均布置在煤层底板岩层中,大致沿煤层走向布置。第二水平通过一水平井底车场开凿暗斜井延伸,至-260 m 水平。后开凿第二水平井底车场,从二水平井底车场开凿第二水平运输大巷、轨道大巷及回风大巷,大巷均布置在煤层底板岩层中。

33、两水平均采用上山式开采。由于第一水平后期大巷较长,在井田南北两翼分别开凿边界风井回风。见图 4-1。工业广场布置于井田中央,在工业广场中开凿主副立井及中央风井。主副立井延伸至-130 m 水平,然后开凿第一水平井底车场,经井底车场分别开凿运输大巷、轨道大巷及回风大巷,三条大巷均布置在煤层底板岩层中,大致沿煤层走向布置。第二水平通过一水平井底车场开凿暗斜井延伸,至-260 m 水平。后开凿第二水平井底车场,从二水平井底车场开凿第二水平运输大巷、轨道大巷及回风大巷,大巷均布置在煤层底板岩层中。两水平均采用上山式开采。由于第一水平后期大巷较长,在井田南北两翼分别开凿边界风井回风。见图 4-1。第 1

34、8 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计中央风井主井 副井-20-40-60-80煤仓-100-120第一水平井底车场-140-160-180-200-220第二水平井底4-1 立井两水平暗斜井延伸开拓 方案二:立井两水平(立井直接延深)开拓工业广场布置在井田中央褶曲,在工业广场开凿主副井筒及中央风井。主副井筒延伸至130 m 水平,开凿第一水平井底车场,经井底车场分别开凿运输大巷、轨道大巷以及回风大巷,三条大巷均布置在煤层底板岩层中,大致沿煤层走向布置。后期主副井筒直接延伸至260 m 水平,后开凿第二水平井底车场,从井底车场开凿石门后经石门开凿第二水平运输大巷、轨道大巷和回风大巷,三

35、条大巷也均布置在煤层底板岩层中,大致沿煤层走向延伸。两水平均采用上山式开采。由于第一水平后期大巷长度较长,在南北两翼开凿边界风井回风。见图 4-2。中央风井主井 副井-20-40-60-80煤仓-100-120第一水平井底车场-140-160-180-200-220煤仓第二水平井底车场4-2 立井两水平暗斜井延伸开拓 方案三:立井单水平开拓于井田储量中央布置工业广场,并在工业广场中开在主副立井及中央风井。主副立井直接延伸至-180m 水平,后开凿井底车场,经井底车场开凿运输大巷、轨道大巷及回风大巷,三条大巷均布置在煤层底板岩层中,大致沿煤层走向布置。此方案采用上下山开采, 后期在井田南北两翼分

36、别开凿南北翼风井回风。见图 4-3。中央风井主井副井-20-40-60-80煤仓-100-120井底车场-140-160-180-200-2204-3 立井单水平开拓 第 19 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计方案四:斜井单水平开拓工业广场布置在井田上部煤层露头线外,在工业广场中开凿主副斜井延伸至180m 水平,然后开凿井底车场,通过井底车场开凿运输大巷、轨道大巷及回风大巷,三条大巷均布置在煤层底板岩层中,大致沿煤层走向布置。中央风井布置在井田中央,延伸至160m 水平与回风大巷相连。此方案采用上下山开采,后期在井田南北两翼分别开凿南北翼回风井回风。见图 4-4。主井 副井中央风井-

37、20-40-60-80井底车场-100煤仓 -120-140-160-180-200-2204-4 暗斜井开拓 (2)技术性比较以上四个方案中,方案一同方案二、方案三同方案四大巷延伸方式以及开采水平相同, 区别仅在于主要就井筒的形式和井筒位置不同,及部分基建、生产经营费用有所差异。若四种方案同时进行详细经济比较,十分繁琐,因此,可把相近的方案一同方案二、方案三同方案四先分别进行粗略经济比较,在两组中选出经济较优的方案进行下一步的详细经济比较。方案一和方案二均采用两水平开采,大巷延伸方式,上山同工作面布置以及边界风井的开凿亦相同,区别仅在于二水平的延伸方式和二水平井底车场的开凿,所以对比时仅对比

38、主副井和井底车场的开凿、煤的提升以及排水即可。表 4-2立井两水平暗斜井延伸立井两水平暗斜井延伸表 4-3立井两水平直接延伸立井两水平直接延伸数量(10m)基价(元/10m)费用(万元)主暗斜井开凿表土段0基岩段8036826294.608副暗斜井开凿表土段0基岩段8536826313.021井底车场岩巷8041874334.992小计942.621暗斜井提升系数煤量(万 t)提升距离(km)基价(元/t*km)费用(万元)1.250000.80.351680排水涌水量(m3/h)时间(h)服务年限(a)基价(元/m3)费用(万元)1858760610.32965.698合计5588.319第

39、 20 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计从以上对比可看出,方案一与方案二中方案一经济上较优。现对方案三和方案四进行粗略经济比较。方案三和方案四均采用单水平开采,大巷延伸方式,上下山同工作面布置以及边界风井的开凿亦相同,所以对比时仅对比主副井和井底车场的开凿、煤的提升以及排水即可。表 4-4立井单水平开拓表 4-5斜井单水平开拓立井单水平数量(10 m)基价(元)费用(万元)基建费主井开凿表土段117880517.8805基岩段1766796113.5532副井开凿表土段125132625.1326基岩段1897552175.5936井底车场岩362小计876

40、.5219生产费立井提升系数煤量(万 t)提升高度(km)基价(元/t*km)费用(万元)1.2119000.161.94341.12排水涌水量(m3/h)时间(h)服务年限(a)基价(元/t*km)费用(万元)1858760610.424151.977小计8493.0972合计9369.6191数量(10m)基价(元)费用(万元)基建费第二水平主立井开凿表土段086.8348基岩段1366796第二水平副立井开凿表土段0131.6952基岩段13.597552第二水平井底车场岩巷10041874418.74第二水平石门岩巷8043355346.84小计984.11生产费立井提升系数煤量(万

41、t)提升高度(km)基价(元/万t*km)费用(万元)第二水平1.250000.131.91482排水涌水量(m3/h)时间(h)服务年限(a)基价(元/m3*h)费用(万元)1858760610.424151.9772石门运输系数煤量(万 t)运距(km)基价(元/t*km)费用(万元)1.250000.80.31440小计7073.9772合计8058.0872第 21 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计斜井单水平粗略比较知,方案一和方案二中,方案一比较经济,选择方案一;而方案三和方案四中,方案四比较经济,选择方案四。下对方案一和方案四进行比较详细的经济比较,以确定最终的开拓方案。

42、两方案的详细计算分别见表 4-6、4-7。表 4-6立井两水平暗斜井延伸立井两水平暗斜井延伸数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用主立井开凿表土段117880517.8805392.6437基岩段126679680.1552主暗斜井开凿基岩段8036826294.608副立井开凿表土段117880517.8805411.0567基岩段126679680.1552副暗斜井开凿基岩段8536826313.021大巷开凿一水平大巷(岩巷)990380323765.1686503.472二水平大巷(岩巷)720380322738.304井底车场一水平井底车场(岩巷)100418744

43、18.74753.732二水平井底车场(岩巷)8041874334.992小计8060.904生产费用提升系数煤量(万t)运输距离(km)基价(元/tkm)费用(万元)一水平(立1.269000.131.93965.16数量(10m)基价(元)费用(万元)基建费主斜井表土段519788098.94基岩段10036826368.26副斜井表土段7197880138.516基岩段9536826349.847井底车场岩巷7024226169.582小计1125.145生产费斜井提升系数煤量(万 t)提升距离(km)单价(元/t*km)费用(万元)1.2119001.10.355497.8排水涌水量(

44、m3/h)时间(h)服务年限(a)单价(元/t*km)费用(万元)1858760610.32965.698小计8463.498合计9588.643第 22 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计表 4-7斜井单水平开拓斜井单水平开拓方案一与方案四的详细经济比较可得,方案四较方案一经济上较优。故可知方案四最为经济,故选用方案四,即斜井单水平上下山开采。4.2矿井基本巷道4.2.1 井筒 数量(10m)基价(元)费用(万元)基建费用主斜井开凿表土段5197880467.2基岩段10036826副斜井开凿表土段7197880543.602基岩段11036826井底车场岩巷7024226169.5

45、82大巷开凿岩巷910380323460.912小计4641.296生产费用斜井提升系数煤量(万 t)运输距离(km)基价(元/t*km)费用(万元)1.2119001.10.355497.8排水涌水量(m3/h)时间(h/a)服务年限(a)基价(元/h)2965.691858760610.3上山运输系数煤量(万 t)运输距离(km)基价(元/t*km)22326.191.269006.420.42下山运输系数煤量(万 t)运输距离(km)基价(元/t*km)13053.61.250005.180.42小计43843.29合计48484.586井)二水平(暗斜井)1.250000.80.4排水

46、涌水量(m3/h)时间(h/a)服务年限(a)基价(元/h)3459.9811858760610.35上山运输系数煤量(万t)运输距离(km)基价(元/tkm)37185.121.2119007.440.35小计44610.26合计52671.16第 23 页中国矿业大学 2014 届本科生毕业设计矿井共五个井筒,分别为主斜井、副斜井、中央回风井、北回风立井、南回风立井。(1)主斜井位于煤层露头线外工业场地,负责将所采原煤提升至地面,为整个生产系统的最后环节。井筒内装备 B=1000 mm 胶带输送机;设有一趟消防洒水管路和一趟压风管路,装备斜井架空乘人器,负责矿井人员升降靠近机尾段铺设检修轨道。井筒断面为半圆拱形,净断面面积为 15.5m2, 倾角 10,表土

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