课程设计
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第一章 矿井开拓第一节 矿井的储量、生产能力及服务年限煤层垂直高度h= 630m 倾向斜长l=h/15sin °=2434m ,走向长度L=8490m ,煤层k 1厚度h 1=2.2m ,煤层k 2厚度h 2=6.9m 。
V 1=Llh 1=8490*2434*2.2=45464378m ³ V 2=Llh 2=8490*2434*6.9=142593950m ³ M 1=rV 1=1.3*45464738=59104160t M 2=rV 2=1.3*142593950=185372135t 工业储量:Z g =M 1+M 2=244476295t=244.5Mt煤层K 1为中厚煤层,按矿井设计规范要求采区采出率为80%:煤层K 2为厚煤层,按矿井设计规范要求采区的采出率为75%。
永久性煤柱损失按工业储量的5%计算。
由此计算确定本煤田的开采储量 矿井的可采储量:Z k =(M 1-P 1)C 1+(M 2-P 2)C 2=(59104160*0.95)*0.8+(185372135*0.95)0.75=176996807t=177Mt 服务年限:T=Z k /AK=176996807/(1500000*4)=83.4a15°15°K 1K 2第二节 井筒形式、数目位置及布置根据煤层赋存条件及工程技术条件等。
采用立井开拓,多水平(2水平或者3水平),上山式开采。
井筒数目:主井1个,副井1个,风井2个。
在井田中央布置。
布置情况见图1-1.(a )(b )图1-1立井多水平开拓方式(a )两水平上山式开采 (b )三水平上山式开采+50-30-345-6601175.6-240+50-30-450-660 1138.28第三节确定阶段数目、水平数目及位置井田开采可用户:方案(1)2阶段2水平。
第一阶段处于上风化带(-30m)至(-345m),第一水平处于(-345m),第二阶段处于(-345m)至(-660m),第二水平处于(-660m)。
方案(2)3阶段3水平。
第一阶段处于上风化带(-30m)至(-240m),第一水平处于(-240m),第二阶段处于(-240m)至(-450m),第二水平处于(-450m),第三阶段处于(-450m)至(-660m),第三水平处于(-660m)。
矿井开拓设计方案的确定:一.井田概况井田境界:上风化带(-30m),下至(-660m),左右均为人为界限,走向长约8490m,倾斜长约2434m。
地面标高(+50m)。
井田内有两个可采煤层,自上而下为K1、K2,煤层倾角15°,各煤层厚度,间距及顶板情况见表1-1各煤层成层平稳,地质构造简单,无断层,K1煤层较软但粘顶,K2煤层属中硬。
各煤层的容重r=1.3t/m³,低瓦斯,煤层无自燃倾向,表土内有流沙,矿井正常涌水量为150m³/h。
井田内K2煤层的底板等高线及井田中部地质剖面图如附图1、附图2所示。
本井田已查明的工业储量为244.47Mt。
估算本井田内工业场地煤柱、境界煤柱等永久性煤柱损失约占工业储量的5%。
K1煤层为中厚煤层,按矿井设计规范要求确定本煤层的采区采出率为80%K2煤层为厚煤层,按矿井设计规范要求确定本煤层的采区采出率为75%。
由此计算确定本井田的可采储量为177Mt。
根据煤层赋存情况和矿井可采储量,遵照矿井设计规范规定,将矿井生产能力确定为150万吨/年,储量备用系数安1.4计算,可得矿井服务年限为84.3a。
在备用储量中估计50%为采出率过低和未预知小地质破坏影响所损失的储量。
即全井实际采出储量约为151.72Mt。
表1-1柱状厚度/米岩性描述8.6 灰色泥质页岩,砂页岩互层8.4 泥质细砂岩,碳质页岩互层,稳定0.2 碳质页岩,松软2.2 K1煤层,块状,r=1.34.2 灰色砂质泥岩,细砂岩互层,坚硬7.8 灰色砂质泥岩4.8 泥质页岩,细砂岩互层4.6 薄层泥质细砂岩,稳定0.2 碳页岩,松软6.9 K2煤层,煤质中硬r=1.38.2 灰白色粗砂岩,坚硬,抗拉强度600-900、细砂岩互层24.86 灰色中、细砂岩互层二、开拓方案技术比较由于本井田地质情况,确定采用立井开拓(主井设箕斗),并按地质构造简单、井下生产费用较低的原则确定了井筒位于井田走向中部。
为避免采用箕斗井回风时封闭井塔困难和减少穿越流沙层开凿风井的数目,决定采用中央分列式(中央边界式)。
通风,风井位置已标于附图1中。
根据井田条件和设计规范有关规定,本井田可划分2-3个水平(5-6个阶段);阶段内采用采区式进行准备,每个阶段沿走向划分为5个走向长1700的采区。
在井田每翼布置一个生产采区,进行采区后退式开采顺序。
考虑到矿井井田的涌水量比较小,所以可以选择上山式开采。
所划定阶段的参数如表1-2所示。
表1-2阶段主要参数划分阶段阶段斜长水平垂高水平实际服务年限/a区段数目区段斜长区段采出备注考虑到煤层间距较小,宜采用集中大巷布置。
为减少煤柱损失和大巷维护条件,大巷设于K 2煤层底板下垂距30m 的后层砂层内。
上阶段运输大巷留做阶段回风大巷使用。
采区采用集中岩石上山联合布置准备,除中央采区上山位于距K 2煤层底板30m 以上的砂岩中,并在采后加以维护留做下阶段的回风大巷及安全出口外,其他采区上山位于距K 2煤层底板约20m 的砂岩中并在采区回采后加以报废。
根据前述各项决定,本井田在技术上可行的开拓方案的有两种,方案一、两水平上山式开采,方案二、三水平上山式开采。
两方案属技术上都可行,水平服务年限等也均符合要求(大型矿井第一水平服务年限应大于30a )。
因此,两方案需要通过经济比较,才能确定其优劣。
三、经济比较第1、第2方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果,分别汇总与表1-3-表1-7.数目 /个 /m /m 出煤量/万t水平采区/个 /m 煤量/万t21217.07 315885059. 11.8+16202.85 295×5方案1 3 811.38 210 5900 39.37.87+1 5 162.28 236×5方案2说明水平采出煤量计算中把储量备用系数1.4所指的备用储量,一半划为地质损失,另一半划为增产储量:把增产储量合并计入实际采出煤量中。
采区服务年限按设计平均服务年限加上一年产量递增、减期计算在上述经济比较中需要说明以下几点。
(1)两方案的各采区均布置有两条采区上山,且这些上山的开掘单价近似相同。
考虑到全井田中采区上山的总开掘长度相同,即两方案的采区上山总开掘费近似相同,故未对比计算。
另外采区上部、中部、下部车场数目两方案略有差别,但基建费的差别很小,故也未计算。
(2)立井、大巷、石门、及采区上山的辅助运输费用均按占运输费用的20%计算。
(3)井筒、井底车场、主石门、阶段大巷及回风大巷均布置与坚硬的岩层中,它们的维护费用低于5元/a*m,故比较中未对比其维护费用的差别。
(4)下山井巷直接费用、辅助费用及运输费用按上山的1.2倍计算。
(5)采区上、中、下部车场的维护费用均按占采区上山维护费用的20%计算。
采区上山的维护单价按受采动影响与未受采动影响的平均维护单价估算。
表1-3建井工程量项目方案1 方案2初期主井井筒/m副井井筒/m井底车场/m345+20+50=415345+5+50=4001000240+20+50=310240+5+50=2951000主石门/m 运输大巷/m 01700+200391.871700+200后期主井井筒/m副井井筒/m井底车场/m主石门/m运输大巷/m295+20=315310+510001175.605100+7000400+20415+510001567.475100+7000+7000表1-4基建费用表项目方案方案1 方案2工程量/m单价/元/m费用/万元工程量/m单价/元/m费用/万元初期主井井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷4154001000190091688830193613961668381.2353.2193.6316.93102951000391.8190088307796167416741582273.7230.0167.465.6300.6 小计1245 1037后期主井井筒副井井筒31531593689368295.0295.042042093689368393.4393.4井底车场主石门运输大巷1000117512100236623661882236.6278.022771000156719100236623661882236.6370.73594小计33814988表1-5生产经营工程量项目方案1 项目方案2运输提升/万t丶km 工程量运输提升/万t丶km工程量采区上山运输一区段二区段三区段四区段五区段2*1.2*1475*5*0.202=3575.42*1.2*1475*4*0.202=2860.32*1.2*1475*3*0.202=2145.22*1.2*1475*2*0.202=1430.12*1.2*1475*1*0.202=715.1采区上山运输一区段二区段三区段四区段3*1.2*1180*4*0.162=2752.73*1.2*1180*3*0.162=2064.53*1.2*1180*2*0.162=1376.43*1.2*1180*1*0.162=688.2大巷及石门运输一水平二水平1.2*8850*2.125=22567.51.2*8850*3.3=35046大巷及石门运输一水平二水平三水平1.2*5900*2.516=17813.281.2*5900*2.516=17813.281.2*5900*2.909=20595.72立井提升一水平二水平1.2*8850*0.395=4194.91.2*8850*0.710=7540.2立井提升一水平二水平三水平1.2*5900*0.290=2053.21.2*5900*0.500=35401.2*5900*0.710=5026.8维护采区上山/万m丶a 1.2*2*5*2*1217.07*12.8/10000 =37.39维护采区上山/万m丶a1.2*3*5*2*811.38*8.87/10000=25.91排水/万m³一水平二水平150*24*365*59/10000=7752.6150*24*365*59/10000=7752.6排水/万m³一水平二水平三水平150*24*365*39.3/10000=5164.02150*24*365*39.3/10000=5164.02.150*24*365*39.3/10000=5164.02表1-6生产经营费项目方案1 方案2工程量/万t/km单价/元/(t丶km)费用/万元工程量/万t/km单价/元/(t丶km)费用/万元运输提升费用采区上山一区段二区段三区段四区段五区段3575.42860.32145.21430.1715.10.6880.6880.6880.6880.688246019681475.9983.9491.92752.72064.51376.4688.20.6880.6880.6880.6881893.61420.4947.0473.5小计7379.7 4734.5 大巷及石门一水平二水平三水平22567.5350460.420.429478.3514719.317813.2817813.2820595.720.420.420.427481.57481.58650.2小计24197.7 23613.2 立井一水平二水平三水平4194.97540.20.721.323020.39953.02053.235405026.80.720.9221.321478.33263.86635.3小计12973.3 11377.4运提费合计44550.7 39725.1 维护采区37.39401495.625.9140 1036.4表1-7费用汇总表 项目 方案方案1方案2费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费 1245 120% 1037 100% 基建工程费 4626 100% 6025 130% 生产经营费 62528.4 106% 58660.0 100% 总费用68399.4104%65722100%四、综合比较从前述技术经济比较结果来看:方案2的初期建井费用低于方案1的初期建井费用,但是方案2基建工程费又高于方案1的基建工程费,对于生产经营费,方案2的低于方案1,总体来看方案2的总费用低于方案1的总费用。