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文档简介
PAGE本科生毕业设计学院:矿业工程学院专业:采矿工程设计题目:孙村煤矿1.8Mt/a新井设计专题:煤与瓦斯突出煤层的开采技术摘要本设计包括三个部分:一般设计部分、专题设计部分和翻译部分。一般部分为孙村煤矿1.8Mt/a的新井设计。孙村煤矿位于山东省泰山东侧的新泰市新汶办事处孙村镇境内,地处新汶煤田东部,位居山东新汶矿业集团公司腹地,东与张庄煤矿,西与良庄煤矿相邻,南依蒙山山系,北与莲花山相望,柴汶河自东向西流经井田之上。井田走向(东西)长平均约7.82km,倾向(南北)长平均约5.49km,井田水平面积为41.55km2。主采煤层一层,即2号煤层,平均倾角15°,厚约5.0m。井田工业储量为301.12Mt,可采储量156.51Mt,矿井服务年限为66.9a。井田地质条件简单。表土层平均厚度70m;矿井正常涌水量为0.059m3/h,最大涌水量为0.108m3/h;煤层硬度系数f=2.3,矿井绝对瓦斯涌出量为2.7m3/min,属低瓦斯矿井;煤层有自燃发火倾向,发火期3~6个月,煤尘具有爆炸危险性。根据井田地质条件,提出四个技术上可行开拓方案。方案一:立井五水平开采,暗斜井延深至;方案二:立井三水平开采,暗斜井延伸;方案三:主斜副立五水平上山开拓,暗斜井延伸;方案四:主斜副立三水平上山开拓,暗斜井延伸。通过技术经济比较,最终确定方案一为最优方案。将主采煤层划分为五个水平,一水平标高-250m,二水平标高-600m,三水平标高-900m,四水平标高-1100m,五水平标高-1450m。设计首采区采用采区准备方式,工作面长度180m,采用一次采全高采煤法,全部跨落法处理采空区。矿井采用“三八”制作业,两班生产,一班检修。生产班每班3个循环,日进6个循环,循环进尺0.8m,日产量5624.64t。大巷采用带式输送机运煤,辅助运输采用1.5t固定箱式矿车。主井装备一套12t双箕斗和一套12t单箕斗带平衡锤提煤,副井装备一对3t矿车双层单车罐笼带平衡锤担负辅助运输任务。矿井采用中央并列式通风。通风容易时期矿井总需风量4608m3/min,矿井通风总阻力2096Pa,风阻0.35N·s2/m8,等积孔2.03m2,矿井通风容易。矿井通风困难时期矿井总风量4608m3/min,矿井通风总阻力2746Pa,风阻0.46N·s2/m8,等积孔1.74m2,矿井通风中等困难。设计矿井的吨煤成本110元/t。专题部分题目是深井巷道锚杆支护技术。采用MATLAB7.1矩阵实验软件来进行有关图形的绘制。翻译部分是一篇关于煤炭绿色开采的激励机制研究的论文,英文原文题目为:Effectsoffrequencyandgroutedlengthonthebehaviorofguidedultrasonicwavesinrockbolts。关键词:立井;上下山开采;大采高;单巷掘进;中央并列式ABSTRACTThisdesigncanbedividedintothreesections:generaldesign,monographicstudyandtranslationofanacademicpaper.Thegeneraldesignisabouta1.8Mt/anewundergroundminedesignofZhangshuangloucoalmine.ZhangshuangloucoalmineliesinXuzhou,Jiangsuprovince.AsPeitunrailwayrunacrosstheeastpartoftheminingfieldconnecttoLonghairailway,thetrafficisveryconvenient.It’sabout8.23kmonthestrikeand3.88kmonthedip,withthe31.93km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamofthismineisonly7withanaveragethicknessof5.0mandanaveragedipof8.9°.Theprovedreservesofthiscoalmineare226.69Mtandtheminablereservesare156.51Mt,withaminelifeof66.9a.Thegeologicalconditionofthemineisrelativelysimple.Thenormalmineinflowis320m3/handthemaximummineinflowis340m3/h.Itisbituminouscoal44withlowminegasemissionrateandcoalspontaneouscombustiontendency,andit’sacoalseamliabletoexplosion.Basedonthegeologicalconditionofthemine,Ibringforwardfouravailableprojectintechnology.Thefirstisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevelsandtheextensionofinclinedshaftgoto-700m;thrsecondisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevelsandtheextensionofverticalshaftgoto-700m;thethirdisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevelsandtheextensionofinclinedshaftgoto-820m;thelastisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevelsandtheextensionofverticalshaftgoto-820m.Thefirstprojectisthebestcomparingwithotherthreeprojectintechnologyandeconomy.Thefirstlevelisat-450m,Thesecondlevelisat-700m,Becauseamajorfaultliesinthecenterofminefield,theminefieldisdividedintothenorthsectionandthesouthsection,thesouthsectionisonelevelservicescope,andthenorthsectionistwolevelservicescope.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodofpreparationinminingarea,thelengthofworkingfaceis223m,whichusesfully-mechanizedcoalminingtechnology,andfullycavingmethodtodealwithgoaf.Theworkingsystemis“three-eight”,withtwoteamsmining,andtheotheroverhauling.Everyminingteammakesthreeworkingcycle,withsixworkingcycleeveryday.Advanceofworkingcycleis0.6m,andquantityof5432.16toncoalismakedeveryday.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andminecartobeassistanttransport.Mainshaftmakesuseofskiptotransportcoalresource,whensubsidiaryshaftmakesuseofcagetobeassistanttransport.Intheprophaseofminingtheminemakesuseofcentralizedventilationmethod,whenintheeveningofminingtheminemakesuseofareasventilationmethod.Attheeasytimeofmineventilation,thetotalairquantityis4608m3perminute,thetotalmineventilationresistanceis2096Pa,thecoefficientofresistanceis0.355N·s2/m8,equivalentorificeis2.03m2.Atthedifficulttimeofmineventilation,thetotalairquantityisabout4608m3perminute,thetotalmineventilationresistanceis2746Pa,thecoefficientofresistanceis0.465N·s2/m8,equivalentorificeis1.74m2.Thecostofthedesignedmineis110yuanperton.ThemonographicstudyisboltingtechnologyofdeepwelldrawedbyMATLAB7.1.Thetranslatedacademicpaperisabouteffectsoffrequencyandgroutedlengthonthebehaviorofguidedultrasonicwavesinrockbolts。Keywords:shaft;up-dipanddown-dipminging;largeminingheight;singlethunneldrivage;centralizedjuxtaposeventilation.矿区概述及井田地质特征第一节矿区概述一、井田位置及交通孙村煤矿位于山东省泰山东侧的新泰市新汶办事处孙村镇境内,地处新汶煤田东部,位居山东新汶矿业集团公司腹地,东与张庄煤矿,西与良庄煤矿相邻,南依蒙山山系,北与莲花山相望,柴汶河自东向西流经井田之上。主井井口地理坐标:东径117°40′57″,北纬35°52′16″,东北距新泰市9km,西距磁窑68km,西北距济南168km。孙村煤矿在新汶煤田中的地理位置如图1—1所示。图1—1孙村煤矿在新汶煤田中的地理位置 如图1—2所示,孙村煤矿交通方便,磁(磁窑)莱(莱芜)铁路穿过矿井生产区与生活区,与京沪铁路接轨,铁路运输可畅通全国各地。矿井驻地公路四通八达,井田南部有京沪高速公路和蒙馆公路;井田北部有直通泰安市的一级公路和博徐公路,并与京沪高速公路交汇。 图1—2孙村煤矿交通图二、地形与地貌孙村井田位于莲花山和蒙山山脉两大分水岭之间,地面为平缓的丘陵地带,地面标高在+165~+210m之间。井田西部地形较平坦,东部起伏较大。总的趋势是西北部地形较低,东南部较高。煤系地层大部为冲积层所掩盖,只有溪沟中略有出露。奥陶系石灰岩广泛出露于井田南部区域。井田中南部有柴汶河纵贯东西。工业场地建在柴汶河南岸的小平原之上。20世纪90年代围绕千米北立井建设的北立井工业场地位于柴汶河北岸,井口标高为199.5m。三、水文情况本工作面水文地质条件简单,据工作面巷道掘进过程中揭露,在煤层顶板裂隙发育地段有很少量砂岩裂隙水以滴水形式出现。本工作面的正常涌水量为0.059m3/min。最大涌水量按正常涌水量的2倍计算:最大涌水量为0.108m3/min。四、气象及地震情况孙村煤矿驻地属季节型大陆性气候,冬季寒冷和干燥,夏季炎热和潮湿。1.气温年平均气温12.4°C,一月份最低,平均为-3.3°C,历年最低为-21.6°C;七月份最高,平均26°C,历年最高为42.5°C。2.降水量根据1957年至2003年气象站资料,历年平均降水量为725mm,最大降水量为1395.4mm,最小降水量为450.2mm,年降水量的68%集中在6月下旬至9月上旬。7月份的降水量占全年降水量的38%,春季降水量占全年的13%,冬季降水量占全年的4%。3.蒸发量历年平均蒸发量为1837.5mm,为降水量的2.5倍。6月份蒸发量最大,平均为290.7mm,为该月降水量的3.3倍。4.湿度历年平均湿度为65%,一年中七、八月份湿度最大,为80%。一~五月份湿度最小,平均为57%,比较干燥。5.风向和风速全年盛行东南风,春季多西南风,夏季多南风,秋季多东北风。年平均风速2.4m/s,瞬时最大风速可达42m/s。6.地震本区抗震设防烈度为7度,设计基本地震加速值为0.15g。五、矿区经济概况新汶位于柴汶河畔,国家重要的煤炭基地,新汶办事处,新汶矿务局所在地。京沪高速在此设有出口。总面积42.1平方公里,辖12个行政村,6个居委会,总人口11.2万,其中农业人口2.7万人。2005年,全处实现工农业总收入58亿元,同比增长38%;实现地方财政收入10443万元,同比增长33%,首次突破了亿元大关;完成固定资产投资22亿元,同比增长57%;引进国内资金18亿元,同比增长50%;引用外资448万美元;农民人均纯收入达到5680元,同比增长14%。综合经济实力继续位列泰安市乡镇前列,是泰安市经济工作先进单位,泰安市教育工作强乡镇,泰安市“五个好乡镇党委”,泰安市和谐共进先进单位,泰安市文明单位。周边小窑概况孙村煤矿井田范围内(也包括一部分张庄和良庄煤矿的井田)的古小煤窑均位于井田南部的煤层露头地段,因开采年代过久,井口均被黄土掩埋,目前仅能了解井口的大概位置,井下情况多为历代传述,能基本确定位置的清末明初古小煤窑有70个,如图1—3所示。 图1—3孙村煤矿古小煤窑井口位置这些古小煤窑主要开采孙村煤矿井田内的后组煤层,也就是9#、11#、15#煤层及少量的13#煤层,每个古小煤窑开采范围沿走向长约50~400m,沿倾斜约50~150m。七、主要建材供应条件本区主要建筑材料砖、瓦、砂、石等大宗建材当地或邻近地均有生产,钢材、木材、高标号水泥等可由外地购入,满足矿井建设的需要。八、水源与电源目前安太堡露天矿的给水工程和供水管线已形成,其水源取自耿庄水源地。矿井电源取自在建的木瓜界110kV变电站。井田地质特征一、区域地质特征本区地处新汶矿务局的南部,新汶矿务局的东西边缘有呈条带状的上太古界变质岩系、上元古界震旦系环状出露。盆地的中心位于煤田中南部,其上部有侏罗系含煤地层出露,第三系和第四系地层在煤田内的广大地区均有不同程度的分布。地层总厚2600~3500m以上。二、地层特征1.地层新汶煤田系华北石炭二叠系近海型煤田,下伏奥陶系石灰岩,上覆侏罗系、第三系红层、第四系黄土和流砂层。孙村煤矿井田内地层综合柱状图如图1-6所示。奥陶系奥陶系石灰岩厚约800m,厚度大,分布广,露头大面积出露于地表,大部分裸露于井田南端,可直接接受大气降水补给,浅部岩溶裂隙发育,容水性强。下部主要为白云质厚层状结晶石灰岩,下与寒武系薄层石灰岩为假整合接触,厚约80~120m;上部主要为厚层状石灰岩,厚约700m,分三个含水段。⑵中石炭本溪组本组厚34~93m,一般为54m左右,与下中奥陶和上覆太原组都为假整合接触,主要由石灰岩、砂岩和泥岩组成,海相沉积为主,含18#和19#薄煤层,属于局部可采或者不可采。⑶上石炭统太原组本组厚147~238m,一般厚188m,与下伏本溪组呈整合接触,海陆交互相沉积,以砂岩、粉砂岩及泥岩为主,含一灰和四灰两层石灰岩,含煤层(6#~17#)12层,分别是11#、13#和15#煤层,属于局部可采或者不可采。⑷下二叠统山西组该组地层在井田东侧境界附近遭剥蚀,保留厚度65~130m,为陆相含煤段,以砂岩、粉砂岩及泥岩为主,含2#、3#和4#煤层,其中2#为主采煤层。⑸上侏罗系蒙阴组该组地层与二叠系地层呈不整合接触,厚200~300m,井田自西向东变厚,以紫色及浅红色中细粒砂岩和粉砂岩为主,间夹灰绿色泥岩。⑹第三系官庄组该组地层在井田内由西向东加厚,厚度为0~1000m,主要为浅红色砂岩、粉砂岩、杂色砾岩和泥岩组成,层理不清。⑺第四系沉积层该层厚0~15m,平均10m,包含含水砂层及黄土层。2.构造F1断层将孙村井田分为南北两区,两区基本上属简单的单斜构造形态,并有宽缓的褶曲存在,井田地质构造以断层为主。孙村煤矿井田内的断层多以高角度正断层为主,逆断层少见。孙村井田内的大中型断层以近倾向断层为主,这些近倾向断层将煤层沿走向分割成多个块段,多成为采区走向边界,造成采区走向长度较短,准备工程量大,工作面搬家频繁,采掘接替紧张。开拓煤量、准备煤量和回采煤量减少,巷道掘进率增高。3.水文地质特征地表水系柴汶河及其支流经孙村井田之上长约2700m,构成主要地表水系,该河为一季节性河流,雨季有水,枯季近于干涸,因其覆于煤系地层露头之上,浅部开采时为矿井充水主要补给水源。孙村矿现已进入深部开采,其补给水源及通道有限,对矿井影响较小,已构不成危害。含水层孙村井田地层内主要含水层及对开采的影响分述如下:(1)第四系含水层该层平均厚10m,靠大气降水补给,雨季有孔隙水,村季干燥无水,对深部采掘基本无影响。(2)第三系砾岩该层平均厚438.72m,属非均质岩溶裂隙潜水含水层或承压含水层,主要靠大气降水补给。由于受第三系中下部和侏罗系中下部巨厚的粘土质粉砂岩及石盒子组杂色粘土岩的屏闭作用,该层对煤层开采无影响。(3)侏罗系厚砂岩该层平均厚253.3m,以红色中细砂岩为主,内夹粉砂岩。该含水层露头位于汶河河床之下,接受第四系潜水补给,富水性较强,因漏水点距首采煤层法线距离较大,为211.0~329.0m,故该层对煤层开采无影响。(4)山西组砂岩该层平均厚32.5m,为2#和4#煤层顶板,由3~4层中粒砂岩组成,随采深增加,含水性变弱,对开采无影响。(5)太原群一层石灰岩该层平均厚3.2m,-75m水平以上补给循环条件较好,富水性中等或较强。随采深增加,裂隙及含水性明显减弱,至-210m水平及以下,仅有淋水出现,对开采无影响。(6)太原组第四层石灰岩该层平均厚6.0m,位于13#煤层之上,在-75m水平为富水性较强的岩溶裂隙承压含水层,在-300m水平已成为弱含水层,在-600m水平已干枯无水,在深部对开采无影响。(7)本溪组徐家庄石灰岩和草埠沟石灰岩徐家庄石灰岩平均厚12m,上距15#煤层25.5~70m,下距奥陶系石灰岩29.0~61m。该岩层裂隙发育程度随采深增大而明显减弱。草埠沟石灰岩平均厚12.0m,下距奥陶系石灰岩5~25m,露头位于古河床之处,大面积裸露于地表,主要接受大气降水补给,浅部岩溶裂隙发育,富水性较强,随采深增加,富水性明显减弱,在-400m水平以下已基本不含水,因距奥陶系石灰岩较近,稍有断层错动,都会使其与奥陶系石灰岩接近或对口接触,从而影响15#煤层开采。(8)奥陶系石灰岩该层厚800m,在浅部岩溶裂隙发育,富水性强,连通性好,可直接受大气降水补给,交替循环条件优越。-210m水平以上属富水性强的岩溶裂隙承压含水层,断层附近岩溶裂隙尢为发育,是地下水活动的主要径流部位。随采深加大,该层石灰岩富水性逐渐减弱。奥陶系石灰岩上距15#煤层54.5~155.0m,正常地段对煤层开采威胁较小。因大断层附近既是地质构造薄弱点,也是地下水的汇集点,生产过程中必须超前探查,留足安全防水煤柱。第三节煤层特征一、煤层孙村井田含煤地层为石炭二叠系煤系地层,总厚度246~489m,平均厚度340m左右;其中石盒子组不含煤层,山西组和太原组为主要含煤地层,本溪组中偶含不可采或不稳定薄煤层。煤系地层为共含煤层19层,总厚13.9m,含煤系数为4.09%,其中主要可采煤层为2号煤层,平均厚度5m,其它煤层属于不稳定煤层或者不可采煤层。太原组含煤地层太原组平均厚168.65m,含6#~16#煤层11层,煤层平均总厚度为8.43m,含煤系数5.0%;其中含可采煤层为2号煤层,平均厚度5m。(1)山西组含煤地层山西组平均厚9.8m,含1#~4#煤层4层,煤层平均总厚度5.08m,含煤系数5.18%,其中主要可采煤层为2#,可采煤层平均总厚度5m,可采煤层的含煤系数为4.14%。可采煤层2#煤层2#煤层平均厚度5m,是井田内的主采煤层.该煤层赋存不完整,井田东部依一号斜井井口划80°方向线至矿边界被侵蚀,西部存有冲刷带。-600m水平四采区也发现冲刷变薄区,除此全井田可采。2#煤层的厚度在薄、中厚和厚煤层之间变化,井田范围内自东向西有变薄的趋势。在-300m标高至F10断层以南属厚煤层。最大厚度为4.35m,最小厚度为0.7m。.2#煤层下距3#煤层5.0m,上距第三系红色砂岩310.0m。孙村煤矿可采煤层特征如表1-2所列。随采深加大,可采煤层厚度有变薄的趋势,深部各可采煤层厚度变化如表1-3所列。表1-2孙村煤矿可采煤层特征煤层厚度(m)结构稳定性2#较复杂较稳定表1-3孙村煤矿深部可采煤层厚度变化煤层-600m水平厚度(m)-800m水平厚度(m)-1000m水平厚度(m)2#三、可采煤层顶底板性质⑴2#煤层顶底板岩性2#煤层的直接顶板为粉砂岩,局部存在泥岩伪顶,深灰色,易碎且厚度变化较大。直接顶板之上的基本顶是灰白色中粒砂岩,钙质胶结,致密坚硬,厚4~9m,层间含植物化石,侵蚀面附近为红色砂岩,性脆,易冒落,不稳固,强度明显降低。2#煤层底板为砂岩,厚2~4m,含深灰色植物碎屑化石。孙村煤矿井田内可采煤层的顶底板岩性特征如表1-4所列。表1-4煤层顶底板岩性特征煤层直接顶基本顶底板岩性厚度(m)岩性厚度(m)备注岩性厚度(m)备注2#粉砂岩4.0~9.0———7.0中粒砂岩31.0局部有泥岩伪顶砂岩2.0~4.0———3.0煤质煤质指标孙村煤矿井田内可采的2#煤层属气煤,属于中变质程度的烟煤,具有较强的粘结性和一定的结焦性,工业用途为炼焦配煤。煤质指标如表1-5所列。表1-5可采煤层煤质指标煤层水分(%)灰分(%)挥发份(%)发热量(kj/g)全硫(%)磷(%)胶质层厚度(mm)煤种2#1.02~3.942.5810.98~37.8225.8935.25~45.1738.4730.69~33.8933.200.59~1.090.790.004~0.0220.01317.33气煤2#煤层的挥发分平均值在36%~43%之间,平均胶质层厚度16mm~20mm之间,可采煤层的发热量均较高,原煤可燃基弹筒低位发热量均在22.00~30.90MJ/kg之间,精煤大于30MJ/kg,为中高~特高热值煤,达到动力用煤的标准要求,是良好的动力和民用燃料用煤。可采煤层的原煤灰分在13~43%之间,为富灰煤。煤层经1.4比重液洗选后,精煤灰分均小于10%,为低灰煤。可采煤层中的全硫分主要为黄铁矿和有机硫,少量为硫酸盐硫。前两者自上而下有明显增高的规律。2#煤层全硫分均小于1%,为低硫煤。1.3.4可采煤层顶底板岩性2#煤层的直接顶板为粉砂岩,局部存在泥岩伪顶,深灰色,易碎且厚度变化较大。直接顶板之上的基本顶是灰白色中粒砂岩,钙质胶结,致密坚硬,厚4~9m,层间含植物化石,侵蚀面附近为红色砂岩,性脆,易冒落,不稳固,强度明显降低。2#煤层底板为砂岩,厚2~4m,含深灰色植物碎屑化石。表1-6煤层顶底板岩性特征煤层直接顶基本顶底板岩性厚度(m)岩性厚度(m)备注岩性厚度(m)备注2#粉砂岩4.0~9.0———7.0中粒砂岩31.0局部有泥岩伪顶砂岩2.0~4.0———3.0五、瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向⑴瓦斯通过历年瓦斯鉴定,孙村煤矿在向深部发展过程中一直为低瓦斯矿井,也是低二氧化碳矿井。孙村煤矿瓦斯涌出量随开采深度增加呈增加趋势,但没有明显增加,而是随开采强度的大小而增减,相对涌出量随采煤工作面产量增大而减小。孙村煤矿近年来各开采煤层的相对瓦斯涌出量见表1-7。表1-8开采煤层相对瓦斯涌出量测定结果煤层测定时间地点CH4相对涌出量(m3/t)CO2相对涌出量(m3/.t)2#2000.8北风井总回风巷2.003.02⑵煤尘根据抚顺煤科分院和新汶矿业集团公司通风实验室完成的煤尘爆炸性测试结果,孙村煤矿开采的各煤层均有煤尘爆炸危险,煤尘爆炸(可燃挥发分)指数都超过了28%,属煤尘爆炸性很强的煤层。随着开采深度不断加大,煤岩呈干燥趋势,相对瓦斯涌出量呈增高趋势,煤尘爆炸危险性加大。孙村煤矿各开采煤层在实验室测定的煤尘爆炸性结果如表1-9。表1-9各开采煤层实验室煤尘爆炸性测定结果煤层煤的工业分析煤尘爆炸性实验水分Wf(%)灰分Ag(%)爆炸(挥发分)指数Vr(%)火焰长度(mm)岩粉用量(%)2#1.0812.3234.5960075⑶煤层的自燃倾向性孙村煤矿开采的各煤层均具有自燃发火倾向,发火期为6~12个月,2#煤层为Ⅲ类不易自燃煤层,开采煤层自燃倾向性测定结果如表1-10。表1-10煤层自燃倾向性测定结果煤层工作面全硫(%)密度(g/cm3)吸氧量(cm3/g)自燃等级及倾向性2#22181.071.540.28Ⅲ、不易自燃52131.041.730.27Ⅲ、不易自燃1217下0.641.480.39Ⅲ、不易自燃第二章井田境界及储量第一节井田境界1.现在的井田境界孙村煤矿现在的井田境界如图1-4所示。横贯井田中部的F1断层将井田划分为南北两区。(1)井田南区南区东以F6断层为界,与张庄煤矿相邻。西以F2断层与汶河煤矿为界,南边界线为自各煤层露头,北边界深至-1000m水平人为边界。(2)井田北区北区以千米立井为中心分东西两翼,北起F10断层,西至F8断层,南以-450m水平技术边界与良庄煤矿毗邻,北至-1050m水平煤层底板等高线,东至F6和F10断层以北侏罗系冲刷带与张庄煤矿为界。井田走向在-450m水平以上为2km,-450~-600m水平为5km,-600~-800m水平为6km,,-800~-1050m水平为7.2km。井田南北宽约3.6km,面积约21.2km2。2.动态的井田境界随着向深部发展,根据孙村煤矿自身的生产需要和集团公司内有关各矿的发展状况,孙村煤矿与相邻矿井的井田境界经多次调整,以致呈现在的不规则形状。其动态变化主要是指深部开采下限的变化和东西两侧井田边界的调整。孙村煤矿井田境界变化如图1-5所示。1955年,孙村煤的开采下限为-320m,1958年,依据新煤基字第79号文,孙村煤矿东边界以No3号钻孔北东85°向深部划定,西以F2号断层与张庄煤矿为界,深部暂定为-500m水平。井田(东西)长2km,倾斜(南北)宽1.95m,井田面积3.9km2。1964年,依据华东煤地字4号文批复,孙村煤矿东边界改为以F6号断层与张庄煤矿为界。1977年和1984年,经山东省煤炭工业管理局批准,良庄井田-450~-800m标高范围内的储量划归孙村煤矿,西部以F13号断层为界。1978年,孙村煤矿深部精查地质报告批准后,井田南区开采下限定为-800m,井田走向长度扩大到4.0km,倾斜宽为3.2km,井田面积为12.8km2。1995年,由鲁煤管生(1995)1053号文批准,孙村煤矿井田深部边界调整至-1000m。1998年,由鲁煤管生(1998)16号文批准,-600m水平以下,孙村煤矿与良庄煤矿的井田边界由F13断层为界调整为以F8断层为界,原六采区划归为良庄井田.调整前,孙村煤矿已开采了六采区的前组煤层。1999年,由号文批准,孙村井田东边界向东扩展,形成孙村井田深部扩大区,该扩大区深部边界为-1050m。2001年,孙村煤矿完成了深部区精查地质报告,由鲁国土资能(2002)1号文批准,深部边界延深至-1050m。3.井田周边煤矿孙村煤矿西以F2和F8号断层为界与新汶矿业集团公司的良庄煤矿相邻,该矿生产系统完善,产量120~150万t/a,分4个开采水平,一水平(±0m)和二水平(-195m)已开采结束,三水平(-350m)和四水平(-580m)正在生产。孙村煤矿东以F6号断层为界,在F10号断层以上,与集团公司的张庄煤矿相邻,该矿资源已趋于枯竭,产量大幅降低,目前已改制成股份制公司,其生产系统仍保持完善,能维持正常生产。在F1断层以下,扩大区东边界与汶南煤矿为界。目前,两煤矿在边界附近没有采掘工程。孙村煤矿西侧还有汶河煤矿,该矿生产系统完善,年产量在30万t/a左右,属地方煤矿,与孙村煤矿以F2号断层相隔储量一.矿井工业储量矿井工业储量是指在井田范围内,经地质勘探,煤层厚度和质量均合乎开采要求,地质构造比较清楚。本次储量计算是在精查地质报告提供的1:5000煤层底板等高线图上计算的,储量计算可靠。2煤层,采用块段法计算工业储量。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征,将矿体划分为若干块段,在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和,每个块段内至少应有一个以上的钻孔。块段划分如图2-1所示图2-1块段划分示意图根据《煤炭工业设计规范》,求得以下各储量类型的值:(1)矿井地质资源量矿井地质资源量可由以下等式计算:估算公式:储量(万t)=面积(m2)×厚度(m)×视密度(t/m3)/10000(2-1)将各参数代入(2-1)式中可得表2-2,所以地质储量为:451.30(Mt)表2-2煤层地质储量计算煤层块段倾角/(°)块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/Mt煤层总储量/Mt总储量/Mt2#112110.343.51.459.70254.21254.21221215.683.51.486.40332817.713.51.4108.11(2)矿井工业储量根据钻孔布置,在矿井地质资源量中,60%探明的,30%控制的,10%推断的。根据煤层厚度和煤质,在探明的和控制的资源量中,70%的是经济的基础储量,30%的是边际经济的基础储量,则矿井工业资源/储量由式计算。矿井工业储量可用下式计算:Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k(2-2)式中:Zg——矿井工业储量;k——可信度系数,本井田地质构造简单、煤层赋存稳定,k值取0.9;111b——探明的资源量中的经济的基础储量;122b——控制的资源量中的经济的基础储量;2M11——探明的资源量中的边际经济的基础储量;2M22——控制的资源量中的边际经济的基础储量;333k——推断的资源量。计算结果:——可信度系数,取0.7~0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井,值取0.9;地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井,取0.7。该式取0.8。根据公式(2-2)及表中的数据得出矿井工业储量为254.21(Mt)。三.矿井可采储量矿井设计资源储量按式(2-3)计算:Zk=(Zg-P)×C(2-4)式中:Zk——矿井可采储量,Mt;P——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量,Mt;C——采区采出率,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;地方小煤矿不小于0.7。Zk=(188.3149-12.2232)×0.8=140.8734(Mt)(1)井田边界保护煤柱根据孙村矿的实际情况,鉴于本井田大部分边界为断层边界,按照《煤矿安全规程》的有关要求,井田边界内侧暂留50m宽度作为井界煤柱,则井田边界保护煤柱的损失按下式计算。(2-4)式中:P’——井田边界保护煤柱损失,万t。H——井田边界煤柱宽度,50m;L——井田边界长度,26000m;m——煤层厚度,煤厚5m;r——煤层容重,1.4t/m3代入数据得:P’=(50×26000×5×1.4)/0.9336=974.72Mt(2)断层保护煤柱根据地质状况与孙村矿的实际情况,按照安全要求,大断层一侧暂留50m宽、小断层留30m宽作为断层煤柱,则:断层压煤量为:(2-5)式中:P’’——井田断层保护煤柱损失,万t。H——井田断层煤柱宽度,50m;L——井田断层长度,41369.25m;m——煤层厚度,5m;r——煤层容重,1.4t/m;代入数据得:P’’=(100×41369.25×1.4×5)/cos28=25.57Mt则矿井设计资源储量为:矿井设计可采储量式中 ——矿井设计可采储量; ——按矿井设计资源/储量的1%算; C——采区采出率,厚煤层不小于75%;中厚煤层不小于80%;薄煤层不小于85%。此处取0.80则:四.工业广场煤柱根据《煤炭工业设计规范》不同井型与其对应的工业广场面积见表2-3。第5-22条规定:工业广场的面积为0.8-1.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为180万吨/年,所以取工业广场的尺寸为21.6公顷。煤层的平均倾角为21度,工业广场的在井田的外面,主井、副井,地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留维护带,宽度为15m。因此本矿工业广场设在煤田外面,因此无工业广场保护煤柱。表2-3工业场地占地面积指标井型(万t/a)占地面积指标(公顷/10万t)240及以上1.0120-1801.2矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度矿井年工作日为330天。矿井工作制度采用“三·八”制,两班生产,一班准备,日净提升时间16天。矿井设计生产能力及服务年限矿井生产能力3.2.1确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1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后确定。矿区规模可依据以下条件确定:1、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。2、开发条件:包括矿区所处地理位置(是否靠近老矿区及大城市),交通(铁路、公路、水运),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(包括煤中煤质、产量等)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。3.2.2矿井设计生产能力因为井田储量丰富,煤层赋存稳定,井田内部有较大断层,比较合适布置大型矿井,经校核后确定本矿井的设计生产能力为180万吨/年。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为:T=Zk/(A×K)(3-1)式中:T——矿井服务年限,a;Zk——矿井可采储量,Mt;A——设计生产能力,Mt;K——矿井储量备用系数,取1.3。则矿井服务年限为:T=140.8734/(1.8×1.3)=60.2(a)第一水平矿井保护煤柱损失见表3-1。第一水平工业储量为99.8383Mt,所以第一水平服务年限T1为:T1=(99.84-11.96)×0.75/(1.3×1.8)=28.2(a)符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。表3-1保护煤柱损失量煤柱类型储量(Mt)井田边界保护煤柱3.6075断层保护煤柱2.0013工业广场保护煤柱6.3471井筒保护煤柱0.0000合计11.95603.2.4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因素对井型进行校核:1、煤层开采能力井田内2号煤平均厚度5.0m,为厚煤层,赋存稳定,厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式,可以布置一个大采高工作面保产。2、辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井,主立井采用箕斗运煤,副立井采用罐笼辅助运输,运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经平巷胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓,再经主立井提升至地面,运输能力大,自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、下放物料,能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用架线电机车运输,运输能力大,调度方便灵活。3、通风安全条件的校核矿井煤尘具有爆炸危险性,瓦斯涌出量小,属低瓦斯矿井。矿井采用中央并列式通风,可以满足通风需要。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。4井田开拓4.1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、位置及其相互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式进行技术经济比较,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认真研究。1、确定井筒的形式、数目和配置,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,做好开采水平的接替;5、进行矿井开拓延深、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方案。在解决开拓问题时,应遵循下列原则: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,应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采,以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标1、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。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制,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,且便于布置工业场地和引进铁路,上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。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。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,可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求,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8.9°,为缓倾斜煤层;水文地质情况比较简单,涌水量小;地势平坦,只能采用立井开拓。2、主副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。(1)有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段,首采区少迁村或不迁村。(2)井田两翼储量基本平衡。(3)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。(4)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。(5)工业广场宜少占耕地,少压煤。(6)距水源、电源较近,矿井铁路专用线短,道路布置合理。综合以上因素,结合矿井实际情况,提出本矿井主副井筒布置位置如下:主井井筒中心位置:经距39482179.5m,纬距3852413.4m。副井井筒中心位置:经距39482201.2m,纬距3852341.9m。3、风井井口位置的选择应在满足通风要求的前提下,与提升井筒的贯通距离最短,并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。南部风井布置在井田边界中,减少了煤柱损失。风井井筒中心位置:经距39481074.1m,纬距3852387.7m。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近,即井田中部。工业场地的形状和面积:根据工业场地占地面积规定,0.6~1.1公顷/10万吨,确定地面工业场地的占地面积为20公顷,形状为矩形,长边平行于井田走向,长为500m,宽为400m。4.1.3开采水平的确定本矿井主采煤层为2号煤层,其它煤层属不可采煤层活不是稳定煤层,24号层属缓倾斜煤层,平均倾角为15度,煤层南部有露头,煤层埋藏最深处达-1550m,垂直高度达1700m。根据《煤炭工业设计规范》规定,缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200~350m,针对于本矿井的实际条件,决定煤层的阶段垂高为350m两种。由于本矿井瓦斯涌水较小、倾角较大,所以可以考虑上山的开采方案,考虑到井田范围较大,所以本矿井也可采用两水平的开采方式。采用五个水平划分时,立井开拓第一、暗斜井延伸第二、第三水平,第四和第五水平,主井采用立井方式,因此属于立井开拓暗斜井延伸。4.1.4矿井开拓方案比较1)提出方案根据以上分析,现提出以下四种在技术上可行的开拓方案,如图4-1,分述如下:方案一:立井五水平上山开拓(暗斜井延伸)方案二:立井三水平上下山开拓(暗斜井延伸)方案三:主斜副立五水平上山开拓(暗斜井延伸)方案4:主斜副立三水平上山开拓(暗斜井延伸)(2)技术比较以上所提四个方案中,方案一与三井筒的数量和运输大巷、轨道大巷长度都一样,只是大巷的布置位置不同,所以引起部分基建、生产经营费用不同。方案二与四的也是因巷道的布置位置不同所引起部分基建、生产经营费用不同。方案一:立井五水平上山开拓(暗斜井延伸)方案二:立井三水平上下山开拓(暗斜井延伸)方案三:主斜副立五水平上山开拓(暗斜井延伸)方案4:主斜副立三水平上山开拓(暗斜井延伸)4-1开拓方案示意图(3)各方案粗略经以上四个方案根据布置的方式不同分成两组进行比较,及方案1和3一组,方案2和4一组。方案1和3粗略经济比较如表4-2、4-3、4-4所示。表4-2方案1和方案3粗略经济比较方案1粗略经济费用长度/m单价元/m费用万元基建费用第一水平岩石大巷长度3410×227621883石门长度25090022.5主井450800036副井450800036井底车场80090072南翼风井(1)25800020南翼风井(2)75800060第二水平岩石大巷长度3630×227622005石门长度54090048.6主斜井4703157148副斜井4703157148井底车场80090072洛沟风井5757200414第三水平岩石大巷长度3180×227621756石门长度1770900159主斜井4702762130副斜井4702762130井底车场80090072第四水平岩石大巷长度3725×227622057石门长度95090085井底车场80090072暗斜井延伸10003157315北翼风井9808705853北翼副井10507990838北翼副井车场100090090第五水平岩石大巷长度5300×227622927石门长度809007井底车场80090072暗斜井延伸5203157164小计151936409生产费用煤量/万t距离/km单价系数费用/万元斜井提升第一水平44200.9170.481.22334第二水平39431.3870.481.23150第三水平43411.8570.481.24643第四水平73792.8570.481.212143第五水平53843.3770.481.210472小计32743石门运输第一水平44200.250.3811.2505第二水平39430.540.3811.2973第三水平43411.770.3811.23512第四水平73790.950.3811.23204第五水平53840.080.3811.2196小计8393.534总计/万元56330.98表4-3方案3粗略经济费用长度/m单价元/m费用万元基建费用第一水平煤层大巷长度3410×418522526石门长度25090022主斜井9173157289副斜井8803157277井底车场80090072南翼风井(1)25800020南翼风井(2)75800060第二水平煤层大巷长度3630×418522689石门长度54090048主斜井4703157148副斜井4703157148井底车场80090072洛沟风井5757200414第三水平煤层大巷长度3180×418522355石门长度1770900159主斜井4702762129副斜井4702762129井底车场80090072第四水平煤层大巷长度3725×418522759石门长度95090085井底车场80090072暗斜井延伸10003157315北翼风井9808705853北翼副井1050799083北翼副井车场100090090第五水平煤层大巷长度5300×418523926石门长度809007井底车场80090072暗斜井延伸5203157164小计18819生产费用煤量/万t距离/km单价系数费用/万元斜井提升第一水平44200.9170.481.22334第二水平39431.3870.481.23150第三水平43411.8570.481.24643第四水平73792.8570.481.212143第五水平53843.3770.481.210472小计32743石门运输第一水平44200.250.3811.2505第二水平39430.540.3811.2973第三水平43411.770.3811.23512第四水平73790.950.3811.23204第五水平53840.080.3811.2196小计8393总计/万元59956表4-4方案方案1方案3总费用/万元5633159959百分率100%106%如上表所示方案1、3中,区别在于1方案中是大巷的位于4号煤层底板岩层中,两个煤层联合开采,优点是简化了开采方法,较少了一套上山和以及装备,巷道易于维护;缺点是岩石大巷的开拓较慢,投入比煤层大巷多。而方案3中是采用煤层大巷分煤层开采,优点是煤层大层巷掘进较快以及费用较低,但是缺点是显而易见的,巷道维护较困难,后期维护费用较高,开采流程较复杂,增加了两条煤层和一套上山。由于两煤层距离较近,为了简化工艺,经粗略经济比较,两方案中暂取方案1。方案2和4粗略经济比较如表4-5、4-6、4-7所示。表4-5方案2和方案4粗略经济比较方案2粗略经济费用长度/m单价元/m费用基建费用第一水平岩石大巷长度3410×2276218836840石门长度13359001201500主立井40087053482000副立井39079903116100井底车场1000900900000南翼风井(1)257990199750南翼风井(2)757990599250第二水平岩石大巷长度3630×2276220052120石门长度805900724500主立井延伸20087051741000副立井延伸20079901598000井底车场1000900900000洛沟风井57572004140000第三水平岩石大巷长度3180×2276217566320石门长度120900108000主立井延伸20087051741000副立井延伸20079901598000井底车场1000900900000第四水平岩石大巷长度3725×2276220576900石门长度5090045000井底车场800900720000主暗斜井延伸59031571862630副暗斜井延伸59031571862630北翼风井98079907830200第五水平岩石大巷长度5300×2276229277200石门长度900900810000井底车场800900720000主暗斜井延伸72031572273040副暗斜井延伸72031572273040小计/元147655020生产费用煤量/万t距离/km单价系数费用/万元立井提升第一水平44200.40.851.21803.36第二水平39430.60.851.22413.116第三水平43410.80.851.23542.256第四水平73790.80.851.26021.264第五水平53840.80.851.24393.344暗斜井提升第一水平442000.481.20第二水平394300.481.20第三水平434100.481.20第四水平73790.590.481.22507.679第五水平53841.310.481.24062.551小计/万元24743.57石门运输第一水平44201.33550.3811.22698.81第二水平39430.8050.3811.21451.205第三水平43410.120.3811.2238.1646第四水平73790.050.3811.2168.6839第五水平53840.720.3811.21772.327小计6329.191总计/万元45837.69表4-6方案2和方案4粗略经济比较方案4粗略经济费用长度/m单价元/m费用基建费用第一水平煤层大巷长度3410×4185225261280石门长度13359001201500主立井40087053482000副立井39079903116100井底车场1000900900000南翼风井(1)257990199750南翼风井(2)757990599250第二水平煤层大巷长度3630×4185226891040石门长度805900724500主立井延伸20087051741000副立井延伸20079901598000井底车场1000900900000洛沟风井57572004140000第三水平煤层大巷长度3180×4185223557440石门长度120900108000主立井延伸20087051741000副立井延伸20079901598000井底车场1000900900000第四水平煤层大巷长度3725×4185227594800石门长度5090045000井底车场800900720000主暗斜井延伸59031571862630副暗斜井延伸59031571862630北翼风井98079907830200第五水平煤层大巷长度5300×4185239262400石门长度900900810000井底车场800900720000主暗斜井延伸72031572273040副暗斜井延伸72031572273040小计/元183912600生产费用煤量/万t距离/km单价系数费用/万元立井提升第一水平44200.40.851.21803.36第二水平39430.60.851.22413.116第三水平43410.80.851.23542.256第四水平73790.80.851.26021.264第五水平53840.80.851.24393.344第一水平442000.481.20第二水平394300.481.20暗斜井提升第三水平434100.481.20第四水平73790.590.481.22507.679第五水平53841.310.481.24062.551小计/万元24743.57石门运输第一水平44201.33550.3811.22698.81第二水平39430.8050.3811.21451.205第三水平43410.120.3811.2238.1646第四水平73790.050.3811.2168.6839第五水平53840.720.3811.21772.327小计6329.191总计/万元49464.021表4-7方案方案2方案4总费用/万元4583849464百分率100%107.90%如上表所示方案2、4,区别在于2案中是大巷的位于4号煤层底板岩层中,两个煤层联合开采,优点是简化了开采方法,较少了一套上山和以及装备,巷道易于维护;缺点是岩石大巷的开拓较慢,投入比煤层大巷多。而方案4是采用煤层大巷分煤层开采,优点是煤层大层巷掘进较快以及费用较低,但是缺点是显而易见的,巷道维护较困难,后期维护费用较高,开采流程较复杂,增加了两条煤层和一套上山。由于两煤层距离较近,为了简化工艺,经粗略经济比较,两方案中暂取方案2。(4)开拓方案详细经济比较对方案1和2对基建费和生产经营分别计算,计算结果如下表所示。表4-8开拓方案1和2的基建费方案1初期项目工程量/m单价/元m^-1费用/元主立井087050副立井079900主斜井91731572894969副斜井88031572778160石门250900225000井底车场800900720000集中运输大巷341027629418420轨道大巷341027629418420风井257990199750小计25654719后期主立井087050副立井079900主斜井96031573030720副斜井93031572936010石门17429001567800井底车场34009003060000集中运输大巷31670276287472540轨道大巷31670276287472540风井65079905193500主暗斜井150031574735500副暗斜井50031571578500北翼副井95087058269750北翼风井105079908389500小计213706360共计(前期+后期)239361079表4-9方案2初期项目工程量/m单价/元m^-1费用/元主立井40087053482000副立井39079903116100主斜井031570副斜井031570石门13359001201500井底车场1000900900000集中运输大巷341027629418420轨道大巷341027629418420风井257990199750小计27736190后期主立井40087053482000副立井40079903196000主斜井031570副斜井031570石门33579003021300井底车场36009003240000集中运输大巷31670276287472540轨道大巷31670276287472540风井65079905193500主暗斜井136031574293520副暗斜井130031574104100北翼副井087050北翼风井95079907590500小计209066000共计(前期+后期)236802190表4-10开拓方案1生产经营费用煤量/万t距离/km单价系数费用/万元提升第一水平44200.9170.481.22334.609第二水平39431.3870.481.23150.11第三水平43411.8570.481.24643.273第四水平73792.8570.481.212143.12第五水平53843.3770.481.210472.7小计32743.81石门运输第一水平44200.250.3811.2505.206第二水平39430.540.3811.2973.4794第三水平43411.770.3811.23512.928第四水平73790.950.3811.23204.995第五水平53840.080.3811.2196.9252小计8393.534涌水量m3/h服务年限/a小时/h单价/元费用/万元排水第一水平120624.5679200.07321717.16第二水平90021.9179200.11291763.2第三水平90024.1279200.15252621.89第四水平9904179200.21366866.65第五水平99029.9179200.30437136.93小计20105.83总共/万元61243.1717表4-11开拓方案2生产经营费用煤量/万t距离/km单价系数费用/万元提升第一水平44200.40.851.21803.36第二水平39430.60.851.22413.116第三水平43410.80.851.23542.256第四水平73790.80.851.26021.264第五水平53840.80.851.24393.344暗斜井提升第一水平442000.481.20第二水平394300.481.20第三水平434110.481.22500.416第四水平73790.590.481.22507.679第五水平53841.310.481.24062.551小计/万元27243.99石门运输第一水平44201.33550.3811.22698.81第二水平39430.8050.3811.21451.205第三水平43410.120.3811.2238.1646第四水平73790.050.3811.2168.6839第五水平53840.720.3811.21772.327小计6329.191涌水量m3/h服务年限/a小时/h单价/元费用/万元排水第一水平120624.5679200.07321717.16第二水平90021.9179200.11291763.2第三水平90024.1279200.15252621.89第四水平9904179200.21366866.65第五水平99029.9179200.30437136.93小计20105.83总计53679.00745表4-12项目开拓方案1和2的费用汇总方案1方案2费用/万元百分率%费用/万元百分率%初期建井费2565.471002773.62108.11基建工程费(初期+后期)23936.11101.0823680.22100生产经营费61243.17114.0953679.01100总费用/万元85179.28110.1177359.23100通过个方案的粗略经济比较和详细的经济比较可知,方案1比方案2初期建井费用少了8%,基建费用相差不大,但是生产经营费用却多了14.09%。由于基建费的计算误差一般比生产经营费用的计算误差小的多。由于立井开拓的技术要求比斜井要求高,再加上本矿井开采深度大,需要多次延伸,而斜井的延伸相对简单,在延伸时对生产的影响较小,综合考虑采取方案1,及综合开拓。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井,在井田边界设置风井。一般来说,立井井筒横断面形状有圆形、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,维护费用少及便于施工的特点,因此,主、副立井及南、北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6.5m,断面积33.18m²,井筒内装备一对16t的双箕斗,井壁采用砌碹支护方式。此外,还布置有检修道,动力电缆,照明电缆,通迅信号电缆,人行台阶等设施。主井断面和主要参数如图4-2。2、副井副井井筒采用立井形式,圆形断面,净直径为7.7m,断面积44.18m²,井筒内装备一对3.0t双层单车多绳罐笼,井壁采用砌碹支护方式,井筒主要用于提料、运人、提升设备,矸石等。采用金属罐道梁,型钢组合罐道,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。副井断面和主要参数如图4-3。3、风井本井田共有三个风井,分别位于矿井北部、东部、西南部边界保护煤柱内,备有安全出口。圆形断面,井筒净直径5.0m,净断面19.63m²,采用预制管柱支护方式,井壁厚度达400mm,风井断面和主要参数如图4-4。4、风速验算所选定的副井作为进风井,中央风井作为出风井,其断面的大小必须符合风速要求。由第九章《矿井通风与安全》的风速验算可知,所选的井筒符合风143514351435130090097597521003852100240501450~155050050井筒特征井型井筒直径井深净断面积基岩段毛断面积表土段毛断面积1.8Mt/a400m33.18m64.90m72.38m提升容器井筒支护一套12t双箕斗一套12t单箕斗带平衡锤混凝土砌碹厚500mm冻结段井壁厚1450-1550mm充填混凝土厚50mmφ65006.5m222图4-2主井井筒断面图图4-3副井井筒布置图图4-4风井井筒布置图5准备方式——采区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1采区位置设计首采采区位于井田南翼,F1断层南部。5.1.2采区煤层特征采区所采煤层为2号煤层,均为气煤。其煤层特征:2#煤层平均厚度5m,是井田内的主采煤层。该煤层赋存不完整,西部存有冲刷带。2号煤煤的容重为1.4t/m3采区的相对瓦斯涌出来2.7m3/t.d,该采区属于低瓦斯采区。煤尘爆炸性指数在28%左右,属于有煤尘爆炸危险性煤层。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况2号煤层的直接顶板为粉砂岩,局部存在泥岩伪顶,深灰色,易碎且厚度变化较大。直接顶
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