陈龙采矿毕业设计.doc

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1、河南理工大学本科毕业设计（论文）前 言采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节，同时也是对成绩的最终考核，其目的是使学生深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节之间的相互联系和制约关系，培养学生综合运用各门学科的理论知识，分析和解决采矿工程技术问题的能力；培养和锻炼学生独立地进行学习和工作的能力；培养学生搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力；进一步训练撰写技术文件和绘制工程图件的基本技能。矿井设计是一个涉及煤矿开采学、井巷工程、矿山机械、矿井通风与安全、矿山环保等诸多技术科学的系统工程，虽然本次设计题目中存在一些理想化的条件，但是通过这次设计，我已经基本掌握了矿井设计的

2、方法和步骤，培养了搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力，提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力。这些能力的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫。本次设计的参照矿井是平煤十矿采区，设计之前，通过地面参观、听总工及各科室负责人作报告、参加科室实习及井下生产实习，对矿井的情况有了一个比较全面的认识。本次设计就是在平煤十矿矿实际地质条件的基础上，根据收集到的矿井生产图纸和数据，按照指导老师的要求作了一些改动后，对矿井做的初步设计。其主要内容包括：矿区概况及井田地质特征、矿井储量年产量及服务年限、井田开拓、准备方式、矿井提升运输和排水、矿井通风与安全技术、矿山环保等七个方面。本设计以毕业设计论文

3、大纲为依据，按照安全规程的要求，经过查阅相关资料和老师的精心指导而完成,由于本人知识结构的限制和设计能力有限，设计中难免有不妥和错误之处，恳请审阅老师批评指正。目 录第一章 矿区概况及井田地质特征41-1 矿区概况41-1-1地理位置41-1-2地形地势及主要河流41-2-2井田附近主要地质构造61-2-3煤层及其顶底板岩性71-2-4水文地质特征71-2-5瓦斯、煤尘和煤的自燃情况81-2-6煤尘、煤质特征81-3井田勘探程度9第二章 矿井储量、年产量及服务年限92-1 井田境界92-2 井田储量92-2-1 矿井工业储量92-2-2矿井设计储量102-2-3矿井可采储量102-3 矿井年产

4、量及服务年限122-3-1计算依据122-3-2矿井服务年限13第三章 井田开拓133-1 概述133-2井田开拓143-3 井筒特征173-3-1 井筒断面尺寸173-3-1 井壁的支护材料及井壁厚度193-3-2 井筒深度193-4 井底车场203-4-1 井底车场形式的选择203-4-2 井底车场线路总平面布置203-4-3 井底车场通过能力计算263-4-4 确定井底车场各硐室位置273-5 开采顺序及采区、采煤工作面布置293-5-1 开采顺序293-5-2 保证年产量的同采区数和工作面数293-6 井巷工程量和建井工期313-6-1 巷道断面及支护形式31第四章 采煤方法334-1

5、 采煤方法的选择334-2 布置巷道布置及生产系统344-2-1 区段走向长度的确定344-2-2 确定采区斜长及区段数目344-2-3 保护煤柱尺寸344-2-4 采区上山的布置354-2-5 区段平巷的布置354-2-6 联络巷道的布置354-2-7 采区车场形式的选择364-2-8 采区硐室384-2-9 采区生产系统394-3 回采工艺394-3-1煤层赋存条件394-3-2、生产技术条件39第五章 矿井运输、提升和排水435-1 井下运输系统和运输方式的确定435-1-1 井下运输方式435-1-2 采区运输设备的选型435-1-3 采区运输设备的选型445-2 矿井提升445-2-

6、1 概述445-2-2 设计依据及原始资料445-2-3 主井提升容器的计算445-2-4 副井提升容器的确定465-2-5 提升钢丝绳的选择计算475-2-6 确定提升机及天轮尺寸485-3 矿井排水515-3-1 概述515-3-2 管路的确定525-3-3 管道特性曲线，确定工况545-3-4 校验计算56第六章 矿井通风与安全技术措施576-1 矿井通风系统的选择576-2 风量计算及风量分配596-2-3 硐室实际需要风量616-3全矿通风阻力计算636-3-1、计算原则636-3-2 计算方法646-4 扇风机选型686-4-1选择主扇686-4-2选择电动机706-5 矿井安全技

7、术措施716-5-1、预防瓦斯爆炸的措施716-5-2、防尘措施726-6.矿山环境保护736-6-1 矿山污染概述736-6-2矿山污染的防治73第一章 矿区概况及井田地质特征1-1 矿区概况1-1-1地理位置 平煤十矿位于河南省平顶山市东部，距平顶山市区中心约5km，东与十二矿为邻，西与一矿相邻。十矿工业广场有矿区专用铁路与国铁京广线、焦支线相连接，国铁京广线、焦支线分别通过矿区东部和西部，孟庙铁路线通过平顶山市与京广线、焦支线相连接；东距京广线孟庙火车站70km，西距焦支线宝丰火车站28km。矿区专用铁路线与孟宝线平顶山东站相接。公路以平顶山市为枢纽，有柏油公路通向附近各县市，东与四通八

8、达的许南公路相连，交通便利。1-1-2地形地势及主要河流十矿新采区地形属于丘陵地区，地势北高南低，西高东低，地面标高为海拔180m300m，相对高差在120m左右，地表为巨厚的第四系黄土，粘土，砾石层所覆盖，表土层厚度为180m，往北地势低缓，除井田北部小部分地势平坦外，多为冲沟纵横交错的丘陵区。主要河流有两条：湛河和沙河均在井田南部自西向东流过。湛河宽50m左右，流量0.087.8m3/S；沙河宽150250m，流量0.85120m3/S。两河上游均为白龟山水库。井田内纵横冲沟发育，多数沟宽1520m，平时为干沟。井田东南部地势平坦，泄水条件不好，易积水形成小面积内涝洼地。据调查，井田历年最

9、高洪水位为+80m。1-1-3 天气、温度以及地震情况根据平顶山历年的气象资料，本区属大陆性半干燥湿度不足带，年平均降雨量794.6mm，年最大降雨量为1323.6mm，雨季一般集中在79月份。历年平均蒸发量为2269.2mm，年最大蒸发量2825mm，蒸发量大于降雨量。年平均气温为15，最高气温42.3，最低气温-15。常年风向多为北西和北东，以北西风的风速最大，为24m/s；最大积雪厚度为16cm，冻土最深22cm。平顶山位于许昌淮南震带的南缘。据国家地震烈度区域划分的意见，本区为VI级地震列度区。根据历史记载，公元前519年到公元1942年的2461年间， 许昌地区共发生地震约84次，河

10、南省有史以来的8次大地震中，7次对本区有较大破坏。1556年1月大地震时，临汝、宝丰、郏县等地的地震列度为6度。本地区地震频繁，说明新构造活动强烈。本设计地震列度暂按6度考虑1-2井田地质特征1-2-1井田内的地质情况本井田内有基岩露头，从上至下依次为奥陶系马家沟灰岩，石炭系太原群，二叠系山西组，下石盒子组，上石盒子组，第四系。1、奥陶系马家沟组，由白质灰岩，石灰岩组成，井田内揭露厚度为55m。2、石炭系（C2-3），假整合于中奥陶统上统太原群，有灰岩，泥岩，沙质泥岩组成，厚40.54-90.00m，平均71.42m，L灰岩于煤线L灰岩、细砂岩及煤线，厚度为7-8m，中间夹煤层3-8层。3、二

11、叠系（P），揭露厚度196m，上下统全为山西组（P，S），厚度106-49.0m，平均75.73m，由泥岩、粉砂岩组成，二1煤层在其下部，在砂质泥岩中的细砂岩与粉细粒砂岩、泥岩之间。下石盒子组（P）厚度为59-90m，平均79.90m，由砂质泥岩组成，以砾石、泥岩组成，以粗细粒砂岩为标志层底层与上石盒子分界。上石盒子组，厚度为60-103m，平均厚度86.57m，主要由砾岩、泥岩、细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩组成，以砾石层为标志与第四系分开。4第四系（Q），为表土层厚度，厚度为18-50m，平均32.50m，有黄土、粘土 、砾石组成。综合柱状图见附图1-2-1系统组序号柱 状厚度（米）岩性特征二

12、叠系下统山西组13.7(2-5.4)中细粒砂岩23.5（2-4）细砂岩38（0.39-37.7）二1煤47（6-8.83）砂质泥岩石炭系上统太原组54.1(3-7)灰岩及其煤线泥岩岩组成。图1-2-1 综合柱状图1-2-2井田附近主要地质构造1、地质构造及构造类型十矿采区位于平顶山东部，呈一大的单斜构造，区内构造以近似于东西走向的正断层为主，伴有逆断层及宽缓褶曲，区内构造类型中等。1-2-3煤层及其顶底板岩性井田内只有己16煤层 ，矿井开采煤层为二叠系山西组己16煤层，该煤层厚度变化较大，在0.39-37.79m之间，一般为7-9m，煤层倾角7-30，煤层呈西北东南向，己16煤层直接顶多为泥岩

13、，次为砂质泥岩，小部分为砂岩，不稳定，易跨落，老顶为粗粒砂岩，距煤层顶板0-10m，底板多为泥岩或粉沙岩，厚度为5-6m。己16煤层坚硬系数f1，易发生老顶沉陷、片帮和底鼓现象。二1煤层为黑色粉末状，易碎染手，局部发育，夹矸厚0.05m-2m。煤层特征表序 号煤层名称煤层厚度(m)煤层间距(m)倾角()围岩性质煤牌号硬度容重(t/m3)煤层结构及稳定性最小最大平均厚度顶板底板1二8268/730细砂岩砂质泥岩贫煤F1145稳定1-2-4水文地质特征本井田内的主要含水层分别为：奥陶系灰岩含水层、石炭系灰岩含水层和二叠系砂岩含水层，井田地质条件中等，矿井正常实际涌水量730m/h，最大涌水量150

14、0m/h，矿井最大排水能力2000m/h。根据资料表明，奥陶系含水层距己16煤层约210m左右。石炭系灰岩含水层、太原组石灰岩含水层，一般沉积厚度为6m左右，岩层裂隙较发育，含水层出露条件不明显，天然补给条件不足，富水性较好，在断裂附近可得到奥陶系岩溶水的越流补给，该含水层距己16煤层较近，对煤层开采有较大影响，且该含水层水头压力较大，在断裂带附近通过破岩带导入矿井，太原组上下段含水层之间以泥岩和砂岩为主，夹有砂岩和薄层石灰岩，该段有阻隔太原组上、下段岩石溶水的作用。二叠系含水层主要为上、下石盒子组的粗、中、细粒砂岩组成，其间被砂质泥岩、细砂岩和粉砂岩分隔，形成了多层次结构的含水层，砂质含水层

15、厚度为78.63m，厚度变化不大，其裂隙发育程度随深度增大而减弱，该段含水组裂隙发育，富水性强，且该段内含有煤层，对开采影响比较严重。己16煤层顶板砂岩含水层是指己16煤层以上60m范围内的粗、中、细粒砂岩，该组含裂隙承压水，裂隙不发育，富水性强，静止水位标高189m，该层为己16煤层直接顶板，含水层随着采空区的扩大而延伸，水量无明显增加。1-2-5瓦斯、煤尘和煤的自燃情况矿井瓦斯相对涌出量6.48m/t，瓦斯分布不均匀，局部有高瓦斯区，呈条带状分布，矿井瓦斯地质特征主要为由浅入深，含量逐渐增加，但呈阶段分布不均匀，瓦斯在褶皱轴部附近涌出量明显减少。煤层自燃发火等级为三级，为不易自燃煤层，煤尘

16、具有爆炸危险性，爆炸指数为17.58%，己16煤为黑色沫状，易碎染手，局部发育，页岩夹矸厚，煤尘较大，易引起煤尘的爆炸。水文地质条件明细表影响回采工作地质资料最大涌水1500m/h正常涌水730 m/h地温正常地压正常瓦斯相对涌出量为6.48 m/t煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数17 .58%自燃自燃等级为三级，煤的自燃发火期最短为72天1-2-6煤尘、煤质特征1、煤层：本矿井为二叠系山西组己16煤层，为单一厚煤层，该煤层结构简单，属较稳定型单一厚煤层，中间夹由少量矸石，煤厚0.39-39.79m，煤层倾角7-30，为缓倾斜煤层。2、煤质本井田内己16煤层原煤灰份14.86%，净煤挥发份12.9

17、0%，原煤含硫0.45%，发热量5250千卡/千克，属中高发热量，煤层实体容重1.45m/t，属中灰低硫贫瘦煤，原煤重含磷量平均为0.5%，砷含量为1.899，该煤主要用于发电和民用煤。煤的工业分析见附表序号煤层名称水分（W/%）牌号灰份（A/%）挥发份（V/%）含磷量（P）含硫量（S/%）胶质层厚（Y/m）发热量（Q/J/g）123456789101己16078中灰低硫贫瘦煤1486129005045062501-3井田勘探程度精查地质报告基本查明了井田的煤层赋存情况构造形态，煤质以及水文条件，但仍存在如下不足和问题：1、 普查、详查阶段钻探工程质量差，煤芯采取率低；2、 地震资料的成果质量

18、差，某些深部断层仅仅是根据地震资料判定的，可靠性；3、 地质报告说明书中对下石盒子组地层厚度叙述和综合柱状图上的不一致；4、 煤层露头控制不够，对煤层风氧化带边界的确定可靠性较差；5、 封孔质量较差，某些钻孔封闭质量不符合要求，由于封孔质量差可能水源涌入井内，在开采过程中应采取必要预防措施，以免发生淹井事故；6、 水源勘探尚未提出正式资料；7、 某些采区的勘探程度还较为偏低。第二章 矿井储量、年产量及服务年限2-1 井田境界本井田北以北山山脉为界，南以程平路为界，井田西部边界为Y38445500，东部边界为38450000,井田走向最大值为4000m，最小值为2200m左右，平均为3350m；

19、倾向最大值约为2200m，最小值约为500m，井田面积大约为7.5平方千米。2-2 井田储量2-2-1 矿井工业储量矿井储量可分为矿井工业储量、矿井设计储量和矿井可采储量。矿井工业储量是勘探地质报告中提供的“年利用储量”中的A、B、C、三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合规定。对于大型矿井，井田内A+B级储量占总储量的比例为35%；第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例为60%;第一水平内A级储量占本水平储量的比例为30%。矿井工业储量汇总表 表22煤层名称工业储量（万t）ABA+BCA+B+C己16煤层4995.541559.636555.17681.327236.492-

20、2-2矿井设计储量矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边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煤柱损失量后的储量；计算公式如下：矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失永久煤柱为：井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱等；本井田范围内无河流及其他构筑物，因此只需要计算井田边界保护煤柱。注：本矿井各类煤柱的结构尺寸留设是参照郑煤矿物局几个生产矿井及在建矿井取舍的。井田边界煤柱在设计井田一侧可按2030m留设；断层煤柱：落差大于采高小于10m者每侧留20m，落差大于10m者每侧留3050m，采空区边界煤柱每侧10m，主要巷道煤柱每侧3040m，井筒及风井按保护对象的等级确定

21、其受保护边界范围的。井田境界处保护煤柱留设30m，断层两侧保护煤柱留设30m。计算得井田边界保护煤柱损失为405.6万吨，合计总的保护煤柱损失量为：468.3万吨故，矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失 =7236.49-468.3 =6768.2万吨2-2-3矿井可采储量矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱后后乘以采区回采率的储量。矿井设计可采储量计算公式如下：矿井设计可采储量=（矿井设计储量保护煤柱损失）采区回采率保护煤柱为：工业场地、风井场地、主要巷道及上、下山保护煤柱。因工业场地、矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式、采煤方法有关，其煤柱损失量待井田开拓、

22、采煤方法确定后才能够确定。为了便于利用矿井可采储量初步确定矿井井型，上述永久煤柱损失与工业场地、井下主要巷道煤柱损失等可暂按工业储量的5-7%计入。井田及工业场地保护煤柱的计算如下：按规范规定，年产90万t/a的中型矿井，工业场地占地面积指标为1213公倾/Mt。 矿井工业场地占地面积指标表23井型(Mt/a)占地面积指标(公倾/Mt)2.40、3.00781.20、1.809100.45、0.9012130.09、0.3015故可算得工业场地的总占地面积：S=12.50.90=11.25公顷=112500 m2根据垂直剖面可计算工业广场的保护煤柱的留设：计算如下所示：工业广场占地面积为300

23、375m2,平面形状为矩形。煤层地质条件为：煤层倾角8，煤层在受保护范围内中央的埋深H0=320m，地面标高+180，煤层底板标高-140，松散层厚90m，煤厚8.0m。查的本井田为类型煤田，各参数如下：45 750.6 70其中：表土层移动角； 煤柱上山移动角； 走向方向移动角； 煤柱下山移动角； 煤层倾角、用垂直剖面法留设工业广场保护煤柱如下21图所示：作图求出工业广场保护煤柱损失为324.52万吨。2.井下主要巷道设计煤柱损失计算井下主要压煤巷道为水平大巷，两侧留保护煤柱为30m，故可算得保护煤柱为16508601.45=114.8万t开采水平煤层名称工业储量（Mt）矿井设计储量（Mt）

24、矿井可采储量煤柱损失（Mt）设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界构筑物其他工业场地井下巷道其他1己167236.4962.7405.6006768.2324.52114.806328.9合计己167236.4962.7405.6006768.2324.52114.806328.92-3 矿井年产量及服务年限2-3-1计算依据1、矿井工作制度矿井设计年工作日为300d，每天4班作业，其中3班生产，1班准备。每天净提升时间为14h。2、矿井设计生产能力矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、处理、开采条件、设备供应以及国家需煤等因素确定。对于储量丰富、地质构造简单、煤层生产能力大、开采技术

25、条件好的矿区应建设大型矿井。当煤层赋存深、表土层很厚、井筒需要特殊施工时，为扩大井田开采范围，减少开凿井筒数目，节约建井工程量和降低吨煤投资，以建设大型矿井为宜。依据井田资源条件和对资源的分析，具备中型矿井开发条件，同时结合按期达产、采掘接替应变能力强，稳产和增产有保障可持续发展的条件创造；综合评价初期投资少，吨煤投资和万吨掘进率低、经济效益高登技术条件。参考煤矿设计手册，各类井型井田的特征，初步确定矿井设计生产能力为90万t/a。2-3-2矿井服务年限矿井服务年限按下式计算： T Z/KA 式中：T矿井服务年限，a Z矿井可采储量，Mt A矿井生产能力，Mta K储量备用系数，K=1.31.

26、5，取1.4； T= Z/KA =6328.9/1.490 =50.3按设计规范规定，井型为4590万t/a的矿井的服务年限不得小于40年，经计算后的矿井服务年限为 50.3年。满足设计规范规定的服务年限，初步确定矿井生产能力为90万t/a。第三章 井田开拓3-1 概述十矿采区位于平顶山东部，呈一大的单斜构造，区内构造以近似于东西走向的正断层为主，伴有逆断层及宽缓褶曲，区内构造类型中等。 矿井开采煤层为二叠系山西组己16煤层，该煤层厚度变化较大，煤层厚度0.39-37.9m,一般为7-10m，煤层倾角7度30度。井田内己16煤层原煤灰分14.86%,净煤挥发份12.90%，原煤含硫0.45%,

27、发热量5250千卡/千克，煤层实体容重1.45吨/立方米，属中灰.低硫贫瘦煤。 本井田受大量奥陶系灰岩水通过龟山断层东段补给井田内各含水层分别为：奥陶系灰岩含水层.石炭系灰岩含水层和二叠系砂岩含水层，该矿井水文地质条件中等。矿井实际正常涌水量730立方米/小时，最大涌水量1500立方米/小时，该矿井最大排水能力2000立方米/小时。二1煤层直接顶多为泥岩，次为砂质泥岩，个别为砂岩，厚度一般57m，不稳定，易跨落，老顶为大占砂岩，距煤层顶板0-10m；底板多为泥岩或粉沙岩，厚度5-6m，己16煤层硬度f1，属典型的不稳定煤层，瓦斯相对涌出量6.48立方米吨，瓦斯分布不均匀，高瓦斯区呈条带状分布，

28、属高瓦斯矿井。煤层自然发火等级为三级，为不易自燃煤层。煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数17.58%.3-2井田开拓 由地质部门提供的地质资料可知，该矿井煤厚7-10m，平均厚8m，倾角7-30度，煤层厚度变化较大，矿井涌水量730立方米/小时，涌水量比较大，瓦斯相对涌出量6.48立方米/吨，属低瓦斯但有高瓦斯区域矿井，地质条件中等。3-2-1 方案的提出与比较 1 根据以上地质资料以及现有的生产开采技术，经过分析提出以下两种在技术上可行的开拓方案：1 立井两水平采区开拓，其剖面图如下： 2 立井加暗斜井采区开拓，其剖面图如下对于方案一：采用立井延伸的方法，其优点为：a) 可以充分利用原有设备和设施

29、；b) 提升系统单一，转运环节少，管理方便。采用立井延伸的方法，其缺点为：a) 受地质、水文条件的限制；b) 原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰；c) 主井接井时技术难度大，矿井将出现短期停产；d) 延伸两井筒的施工组织复杂；e) 为延伸井筒需要掘进一些临时工程；f) 延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更新提升设备。对于方案二：采用暗斜井延伸的方法，其优点为：a) 生产与延伸相互干扰少；b) 暗斜井的位置、方向、倾角以及提升方式均可以不受原有井筒的限制；c) 暗斜井作为主井，系统简单且能力较大，可充分利用原有井筒的能力；采用暗斜井延伸的方法，其缺点为：a) 增加了提升、运输

30、环节和设备；b) 通风系统比较复杂。2 经济比较 经济合理是指所选的方案吨煤生产能力的基建投资少，特别是初期投资少，劳动生产率高，吨煤生产费用低，矿井建设时间短，投资效益好，投资回收期短、利润高。计算各方案不同项目的经济费用包括：基本建设费用、生产经营费用、建井工程量和生产经营工程量。在经济比较时，作以下几点说明：1) 两方案的各采区均布置三条上山，且这些上山的掘进单价近似相同，考虑到全井田中上山部分的总掘进长度相同，即两种方案上山掘进费用相近，因此不作比较；2) 立井、大巷、石门以及采区上山的辅助运输费用均按运输费的20%进行估算；3）两种方案第一水平开拓几乎相同，因此只对第二水平开拓（立井

31、延伸和暗斜井）不同项目进行比较。各方案工程量计算表方案项目方案1方案2工程量 /m工程量 /m初期主井井筒350350副井井筒325325井底车场365365水平大巷24402440主要石门6060后期主井井筒210562（暗斜井）副井井筒185562（暗斜井）石 门532井底车场365水平大巷675675基 建 费 用方案项目方案1方案2工程量/m单价/元每米费用/万元工程量/m单价/元每米费用/万元初期主井井筒3508294288.43508294288.4副井井筒3258294268.13258294268.1井底车场365239987.6365239987.6水平大巷244022495

32、48.824402249548.8主要石门6020001260200012小计1204.91204.9后期主井井筒21010000210562（暗斜井）3560200.1副井井筒18510000185562（暗斜井）3560200.1井底车场3653500127.83500石 门53225002502500运输大巷67529831336752983133小计905.8533.2合计2110.71738.1生 产 经 营 费方案项目方案1方案2工程量单价费用/万元工程量单价费用/万元立井二水平提升1.20.2120000.5394407.81.20.5622000（暗斜井）0.1625328.8

33、二水平排水7302436522.80.852602.67302436522.80.2852335.3二水平运输1.25325780369.0总计3378.62664.1费用汇总表方案项目方案1方案2费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%基建工程费2110.7121%1738.1100%生产经营费3378.6127%2664.1100%总费用5489.3125%4402.2100%两种方案在技术都可行，从经济上来比较，可以看出方案1的费用较方案2的高，因此从合理的角度可以选择方案2，并且从地质构造条件来看，立井延伸要穿过含水层，不利于开拓，所以，综合起来考虑选择方案2，立井单水平加暗斜井延伸的

34、开拓方案。3-3 井筒特征3-3-1 井筒断面尺寸井筒断面尺寸应满足提升和通风安全的要求。选择合理的井筒装备和断面布置形式，力求选择合理的井筒断面，以达到最大的经济效益。1）主井主井主要用于提煤。本次设计井筒直径选择5.0m，采用一对6吨单绳提煤箕斗，型号初定JLG6型，井筒采用混凝土砌碹壁，井筒砌碹壁厚400mm。 图3-3-1 主井断面图2） 副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒直径5.5m，采用混凝土砌碹，壁厚400mm，采用一吨矿车双层单车普通罐笼。井筒内还设有梯子间，并敷设有排水管、消防洒水管、压风管、动力电缆和信号电缆。

35、副井风速校核： V=Q/MS 式中：V通过井筒的风速，m/s； Q通过井筒的风量，m3/s； S井筒的净断面积，m2/s； Vmax安全规程规定的最大风速，m/s；因此，V=3151/0.8=3.345m/s8m/s，所以井筒选择符合要求。 图3-3-2 副井断面图 3）风井风井主要用于进风、回风、或兼作矿井安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用混凝土砌碹壁，井筒直径5.0m，井壁厚度400mm。 图3-3-3 风井断面图3-3-1 井壁的支护材料及井壁厚度为了防止井筒围岩风化及承受地压，保证井筒的形状，必需对井筒进行支护。根据井壁厚度经验数据选择井壁的支护材料为混凝土支护，以节约原材料、

36、降低成本、保证安全生产、加快建井速度为依据，结合本矿井筒断面尺寸。设计本矿主井井壁厚度为400mm，副井井壁厚度为400mm，风井井壁厚度为400mm。3-3-2 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。故一般井筒需要开挖到井底车场水平以下30-40m。如井底装载硐室设于开采水平以上时，可以不设水窝，编制井筒特征表如下表3-3-1所示： 表3-3-1 井筒特征表 井筒名称 主井 副井 风井井口标高X（m）3811796.353811861.83813119.05Y（m）38447013.0538447072.4

37、38446732.4Z（m）+180+180+195用途 提煤提料、矸、人、进风回风提升设备一对6t 箕斗双层单车罐笼倾角（）909090井筒断面圆圆圆支护形式混凝土砌碹混凝土砌碹混凝土砌碹井筒壁厚（mm）400400400提升方位角000井筒深度（m）320+30320+5191断面积净（m2）19.6323.7619.63掘（m2）26.432.226.43-4 井底车场3-4-1 井底车场形式的选择井底车场是井田开拓的重要内容之一，是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。井底

38、车场首先必须保证矿井生产所需的运输能力，并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拧里的30%-50%。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，本设计采用立井刀式车场。 3-4-2 井底车场线路总平面布置井筒相互位置的确定，本矿所在地形较平坦，井筒位置不受地面限制，两井筒垂直于存车线方向的距离H为65m，平行于存车线方向的距离L为58m，示意图如下：图 3-4-1 井筒相互位置图1 主井中心线；2副井中心线；3副井储车线两井筒中心点间的直线距离C为： C87m1井底车场各存车线长由于采用皮带运输，所以主井不设存

39、车线。下面只计算副井空、重车线1）设计选定：副井空、重车线取1.0列车长，调车线亦取1.0列车长，材料车线取10个矿车长度，电机车停车距离L3取14m，Lf.k=Lf.zk=1.0202000+4500+14000=58500mm =58.5m 为取整数，取LFK=LZK=60m。2） 为了便于调车，调车线长度取45m。3） 材料车线长度为：L=10L材=20000mm=20m。4） 马头门线路的长度确定： L=a+2b+c+d+e+f+e+g+h+i 根据煤炭部编制的采用木罐道和钢罐道的单绳提升时的马头门线路标准设计，计算如下图所示： 图3-4-2 马头门线路布置图 a 复式阻车器的前轮挡到

40、对称道岔基本轨起点之间的距离 ，通常取2000mm； b 基本轨起点至对称道岔连接系统的末端之间的距离，其长度取决于对称道岔的型号，这里取b=4800mm； d 单式阻车器轮挡面至摇臂轴中心的距离，这里取d=2000mm c 对称道岔系统的末端与单式阻车器轮挡面之间的距离，取4500mm； e e 摇台的摇臂长度，e=3500mm，e=2050mm； f 罐笼长度，取f=2500mm； j 出车方向摇台臂轴中心线到对称道岔连接系统的末端之间的距离，通常取6500mm； h 缓和线长度，取h=2000mm； I 基本轨点到单开道岔开行线路连接系统的长度，取1370mm； 由此可计算出 L=360

41、20mm=36.02m2 轨型弯道1）曲线线路曲线线路亦称弯道，在矿井轨道线路中，所采用的曲线都是圆曲线。在线路连接计算中，曲线半径R是一个主要的参数。600毫米轨距的电机车运行线路，其R不小于12米，一般取1520米。在本设计中，1吨系列矿车采用12米。在井底车场施工图中，曲线线路由下列参数确定：曲线半径R及曲线线路的转角，曲线的切线长度T和曲线的长度K。本设计中R12000mm，45，T4971，K9424mm；、R12000mm，55，T5983mm，K11099mm；R12000mm，90，T12000mm，K18848mm；图3-4-3 弯道线路连接2） 轨型及道岔 根据上述所选定的车场形式，线路布置方式以及运行的车辆类型，考虑选用18kg/m钢轨，轨距600mm，马头门重车线设有单道复式阻车器和双道单式阻车器，矿车进出罐笼采用摇台弯道曲率半径15000mm。表3-4-1 道岔一览表 项 目名 称a（mm）b（mm）L