我國厚煤層綜放開采技術現狀研究畢業論文-資料下載頁

　　

【正文】 用排水涌水量/m179。時間/h服務年限/a單價（元/t*km）費用（萬元）120876065運輸各水平系數煤量（萬t）平均運距/km單價（元/t*km）費用（萬元）一水平二水平2666小計合計表48 方案三主斜井主要數據數據井筒項目掘進斷面積/ m2掘進長度/m支護形式支護厚度/mm主斜井表土段120粗料石砌碹465基巖段1800混凝土120備注：主斜井斷面為半圓拱形，傾角為16176。表49 方案三副立井主要數據數據井筒項目凈直徑/m厚度/m支護形式煤巖類型凍結深度支護厚度/m副立井表土段840鋼筋混凝土＜300＜1200基巖段8505混凝土中硬500表410 方案三井底車場主要數據數據巷道項目長度/m斷面積/ m178。支護形式煤巖類型支護厚度/mm井底車場平硐及平巷100025混凝土中硬120表411 方案三主斜副立兩水平開拓項目數量（10m）基價（元）費用（萬元）費用（萬元）基建費用主井開鑿表土段1243974基巖段18034970副井開鑿表土段4251326基巖段97552井底車場巖巷10041874一水平石門巖巷28543355二水平石門巖巷34043355小計生產費用斜井提升各水平系數煤量（萬t）提升高度（km）單價（元/t*km）費用（萬元）一水平二水平2666排水涌水量/m179。時間/h服務年限/a單價（元/t*km）費用（萬元）120876065運輸各水平系數煤量（萬t）平均運距/km單價（元/t*km）費用（萬元）一水平二水平2666小計合計經過粗略經濟比較，發現方案二為經濟費用最高的方案，且方案二的總的巖石大巷工程量大，初期投資太大，建井時間比較長，不利于快速投產，早出煤，因此方案三被淘汰，再比較方案一和方案三。表412 方案一和方案三經濟費用匯總項目方案一方案三立井單水平加暗斜井開拓主斜副立兩水平開拓費用/萬元百分比/%費用/萬元百分比/%基建費用100135生產費用100135總費用100135在上述經濟比較中需要說明以下幾點：1）兩個方案采區巷道布置基本相同，回采巷道內的運輸費用和采區巷道維護費用基本相同，因此未參與比較；2）由于采用采區布置的區域計劃在后期開采，所以兩方案中360水平大巷將在整個服務年限那維護使用，同時井筒、井底車場、主石門、階段大巷和總回風巷均布置在堅硬的巖層中，它們的維護費用低于5元/am，所以520大巷、井底車場、主石門、暗立井等兩個方案有差別的地方，也未列入比較；3）帶區內煤層集中巷的運輸費用也差別不大，被略去了；兩方案總費用相差超過10％，且方案一系統明顯簡單，方案三水平延伸時會嚴重影響生產等諸多因素，選擇方案一。即本礦采用立井單水平上下山開采，大巷布置在370水平。全礦大部分采用帶區布置，兩翼南采部分用采區布置，共分為5個帶區和1個采區。大巷布置和各帶區分布位置見荊各莊煤礦開拓平面圖。 礦井基本巷道 井筒1）對礦井井筒位置有以下的要求：（1）井筒沿走向的有利位置應在井田的中央．當井田儲量呈不均勻分布時，應在儲量分布的中央，在此開成兩翼儲量比較均衡的雙翼井田，應盡量避免井筒偏于一側，造成單翼開采的不利局面。（2）井筒沿煤層傾向的位置，應使總的石門工程量小，初期工程量及投資小，建井期短，且煤柱損失小。（3）為使井筒的開掘和使用安全可靠，減少其掘進的困難及便于維護，應使井筒通過的巖層及表土層有較好的水文，圍巖和地質條件。2）井口位置坐標依據本井田的儲量分布圖，及剖面圖．考慮水平劃分及主要巷道布置，確定井口的位置在整個井田的儲量中心，坐標為：主井坐標：經度4200922，緯度20709748副井坐標：經度4200989，緯度207097803）井硐穿過的巖層性質及井硐支護井筒支護的要求：（1）井筒支護應結合具體圍巖條件優先考慮錨噴支護。按《錨桿噴射混凝土支護技術規范》的規定，當井筒在2類圍巖中，宜采用噴射混凝土技術；在4類圍巖中，宜采用錨桿加噴射混凝土支護，在5類圍巖中，宜采用錨桿加鋼筋網噴射混凝土支護。采用噴射混凝土支護時，應設墻角，其深度不得少于100mm。（2）對不宜錨噴支護，但服務年限長，且不受動壓影響的井筒，宜采用砌碹支護。（3）穿過軟巖或斷層帶的井筒，宜采用錨噴，（或掛網錨噴）和混凝土（或鋼筋混凝土）砌碹聯合支護。（4）底板松軟、破碎或底鼓的井筒，宜采用錨桿、底深、注漿或底拱等支護形式進行底板支護。4）井硐布置及裝備井筒斷面布置應綜合考慮井筒圍巖性質，運輸方式，通風安全等因素．具體遵循原則如下：符合煤碳安全規程，煤炭工業礦井設計規范對運輸、通風、管線等布置的要求，滿足施工需要；（1）有利于井筒檢修、維護、清掃和人員通行安全；（2）當提升容器發生掉道或跑車事故，對井筒中各種管線或其它設備的破壞應減少到最低程度；（3）合理使用斷面空間，減少井筒工程量；根據該設計礦井年產量、提升方式等實際情況，本設計礦井井筒按有關規定布置運輸設施及輔助設施。本礦井建成投產時共開鑿2個井筒，即主立井和副立井。詳見主副井井筒斷面圖42和43。圖42 主井井筒斷面圖表413 主井井筒數據表表414 副井井筒數據表圖43 副井井筒斷面圖如圖4圖43主井井筒和副井井筒均為圓形斷面， m2， m2，副井凈直徑為8m， m2井深390m，兩井筒井壁均為混凝土砌碹井壁，厚350mm，充填混凝土厚50mm。兩井均設梯子間。風速驗算如下表。表415 井筒風速驗算表井筒名稱風 量(m3/min)井筒斷面（m2）實際風速(m/s)允許風速(m/s)驗算結果最低最高主井井筒——8符合規定副井井筒——15符合規定備注：新鮮風流主要從副井進入井下，主井作為進回風井，表中風量為通風容易及通風困難兩個時期通過各井筒的最大風量。通過驗算，風速符合《規程》的規定，所選用井筒斷面滿足設計要求。5） 井筒延深的初步意見開拓延伸的方案的原則：（1）保持或擴大礦井生產能力；（2）積極采用新技術，新工藝和設備；（3）充分利用現有井巷，設施及設備，減少臨時輔助工程時不時降低投資；（4）盡可能縮短新、舊水平的同時生產時期（5）加強生產管理，延深的組織管理與技術管理施工與和緊密配合，協調一致，盡量減少延深對生產的影響；根據本設計礦井水平劃分方案，該設計礦井主副井筒從地面布置到一水平后需要延伸，但是在進一步進行地質勘探后，井筒按暗斜井延深。 井底車場及硐室1）井底車場的形式和布置方式井底車場是連接礦井主要提升井筒和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯系著井筒提升和井下運輸兩大生產環節，為提煤、提矸石、下料、通風、排水、供電和升降人員等各項工作服務，是井下運輸的總樞紐。根據本設計礦井的有關設計參數，通過對各種形式井底車場的適用條件及優缺點做簡單比較后，初步擬定本設計井田井底車場形式為刀式車場。根據本礦井的地質條件，確定采用電機車運輸系統運煤。井底車場內設2臺蓄電池機車（軌道），車場內的材料設備、集裝箱平板車由蓄電池機車牽引，重車頂入換裝站，空車返回井底車場存車線。大巷來的材料膠輪平板車直接倒入換轉站一端等待換裝。兩翼大巷駛入井底車場的礦車在存車場存放。本車場具有運輸暢通，調車方便，通過能力大，以及工程量省和布置合理等優點。2）井底車場硐室、井底煤倉及井底煤倉裝載硐室、清理井底散煤硐室及水窩泵房等。主井井底散煤采用礦車處理，用絞車提升至車場水平。主井是井底煤流匯集和裝載提升的樞紐。箕斗裝載硐室布置在堅硬穩定的巖層中，其它硐室的布置由線路布置決定。為了保證礦井正常生產，充分發揮膠帶運輸機和箕斗提升的潛力，井底設置兩個直徑10 m，高25 m的圓筒煤倉，總容量約4000 t。兩個煤倉底下設給煤硐室裝載電機巷和裝載硐室定量倉。這種裝載系統靈活可靠，能夠確保大型礦井穩定高產的需要。副井系統硐室由中央水泵房、水倉、清理水倉硐室、中央變電所、調度及等候室組成，為節省管材，電纜及方便管理，同時考慮到錨索的安裝，故把中央變電所和中央水泵房布置在附近，并設有防爆密閉門。水倉布置在井底車場最低處。其它硐室有調度室、架線電機車庫及修理間、醫療室、蓄電池電機車庫及充電硐室、井下火藥庫、消防材料庫、防火門硐室、人車站等。其位置應根據線路布置和各自要求確定。井底車場各種峒室及其布置見圖44。3）驗算主、副井空重車線長度（1）存車線長度的確定確定存車線長度是井底車場設計中的重要問題，如果存車線長度不足，將會使井下運輸和井筒提升彼此牽制，影響礦井生產能力；反之，如果存車線過長，會使列車在車場內的調車時間增加，反而降低了車場通過能力，并增加車場工程量。根據我國煤礦多年的實踐經驗，各類存車線可以選用下列長度：①中型礦井的主井空；②副井空、重車線長度，；③材料車線長度，大型礦井應能容納1520個材料車。（2）存車線長度的計算①主井空、重車線，副井進、出車線： 式中 ——主井空重車線、副井進出車線有效長度，m；——列車數目，列；——每列車的礦車數，按列車組成計算確定； ——每輛礦車帶緩沖器的長度，m。 ——機車數； ——每臺機車的長度，m；——附加長度，取10m。圖44 立井刀式環形井底車場及各硐室示意圖經過計算，得：主井：=215（+）+1+10=124 m，副井：=134（+）+1+10= m，取90m。②材料車線有效長度式中 ——材料車線有效長度，m；——材料車數，輛；——每輛材料車帶緩沖器的長度，m。=15=33m4）副井空重車線長度驗算—9B，其外形尺寸為：240011501150（mm）（長寬高）。參考煤礦現場生產經驗，一列車一般為20輛礦車，則一列車長度為48m。，均大于1列車的長度，符合《煤炭工業礦井設計規范》的規定。5）調車方式設計采用頂推調車方式：電機車牽引重列車駛入車場調車線，電機車摘鉤，駛過道岔N2，經錯車線，過N1道岔繞至列車尾部，將列車頂入副井重車線。然后，電機車經過道岔N2繞道回車線，進入副井空車線，牽引列車駛向帶區。6）線路道岔的計算所選道岔數據見表416。圖45 井底車場線路布置圖區段劃分:①—②—③—④—⑤—⑥表416 道岔特性表序號道岔型號名稱轍叉角α主要尺寸（mm）abL1ZDK630/6/25單開9176。26′062300285251152ZDC630/3/15對稱18176。26′062560537512533ZDC630/5/25垂直11176。25′163258414226015①單開道岔非平行線路聯接ZDK630/6/25 α=9176。26′06δ=90?，a=2300mm，b=2852mm，R=25000mmβ=80176。33′54 ，m=26015mm，M=25130mm，T=21188mmH =25130mm，n=25130mmδ=45?β=35176。33′54，m=11242mm，M=25130mm，T=8018mm H=7455mm，n=10545mm②單開道岔平行線路聯接ZDK630/6/25 α=9176。26′06 a=2300mm，b=2852mm，R=25000mm，S=2000mm B=12035mm，m=12200mm，T=2063mm，n=10137mm③垂直三角道岔線路聯接ZDC630/5/25 α=11176。25′16，a=3258mm，b=4142mm，R=25000mmα1=18176。55′30，a1=2064mm，b1=2736mm，M=25325mm β=69176。06′59，b1’=2774，T=17291mm，m=27483mm 7）井底車場通過能力驗算井底車場線路布置見圖45，車場運行圖表見表417。，日產掘進煤為3300=198t，3t底卸式礦車日運煤量為3300=3102t。3t底卸式礦車列車數為3102/（315）=69列。每日運矸石量為3300=825t ，（34）=15列。通過能力計算：式中 ——井底車場年通過能力，Mt； ——每一調度循環進入井底車場的所有列車的凈載重，t； ——每一調度循環時間，min； ——每年運輸工作時間等于礦井設計年工作日數與生產時間的乘積,min； —運輸不均衡系數；表417 井底車場運行圖表=3001460/=3001460（3233+115）/（）= Mt/a通過能力富余系數為=。滿足設計規范要求。 主要開拓巷道根據本礦實際地質條件，煤層賦存平穩且瓦斯涌出量小，硬度適中，