课程设计(祁东煤矿)

第一章 矿区概述及井田地质特征

第一节 矿区概述

1.1.1矿井位置，范围：

祁东煤矿位于安徽省宿州市埇桥区祁县镇，西寺坡镇和固镇县湖沟区境内，东以33勘探线与龙王庙勘探区毗邻；西以F22断层与淮北矿业集团祁南煤矿分界；南起二叠系山西组10煤层露头；北至32煤层—800米水平地面投影线为界，东西长约9km，南北宽约3.5—5km，矿井面积35.427平方米。

地理坐标： 东经117°02′49″-117°10′18″

北纬33°22′45″-33°26′53″

主井坐标： X=3700390.000 Y=39508540.000 副井坐标: X=3700420.000 Y=39508455.000 回风井坐标: X=3697737.000 Y=39508870.00

1.1.2交通条件：

京沪铁路、宿—固公路从本区东北通过，宿—蚌公路206国道经由井田西侧，矿井专用公路6.5公里与206国道相连，青（疃）—芦（岭）矿区铁路从井田北通过，矿井专用铁路线807公里连接青芦线，浍河从井田西南部穿过，流经本井田约10km，常年通航，交通十分便利。

1.1.3 地形地貌：

本井田地处淮北平原中部，地势平坦，地面标高+17.02—+22.89m左右，一般在+21.00m，井田西北、东北地势略比东南高。 1.1.4 矿区交通位置图：

本矿井交通极为便利，京沪铁路从本区东北通过，北距宿州站约20公里，东距芦岭站1.5公里；206国道宿（州）蚌（埠）段从本区西侧通过，公路通徐州、阜阳、淮北、蚌埠等地；矿井内有淮河支流

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浍河通过，乘船可进入淮河和洪泽湖。 1.1.5 工农业生产情况：

村庄和人口稠密，浍河是区内最大地表水体，也是农业灌溉的主要水源，由于浍河沿岸的煤矿长期把未经净化的差并含有大量煤粉及其他杂质的地下水）排到河内后，造成了河废水（矿化度高、硬度大、水质水严重污染，使河水变质，无法饮用。 1.1.6 矿区气候：

年平均温度：14—15摄氏度，最高40.2摄氏度；最低—20.6摄氏度

年平均降雨量：1260mm，最大降雨量1420mm，

最大风速18m/s，春季多东北风，夏季多东—东南风，冬季多北—西北风

冻结期一般自每年11月中旬至次年3月下旬。

第二节 井田地质特征 1.2.1井田地质构造：

图1-1 宿县矿区构造纲要示意图

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1.2.1.1井田的地形：

祁东煤矿位于淮北煤田宿县矿区宿南向斜内。宿南向斜的大地构造位置属徐淮隆起的徐宿坳陷区的南部，其主体构造表现为向斜断块形态，故宿南向斜为一由掀斜块段控制而东翼又为后期逆冲构造切割的不完整向斜，向斜轴向近南北，东翼受西寺坡逆冲断层由东向西推覆挤压影响，浅部地层倾角较大，并发育有一系列逆断层；西翼构造较为简单，地层倾角较平缓，断层稀少（图1-1）。

宿南向斜东南部中生代岩浆岩活动较为强烈，侵入层位主要为6、7、8、9、10煤层，其中对10号煤层影响较大。从向斜东南部到西北部，从下部煤层到中部煤层，岩浆侵入有逐渐减弱的趋势。 1.2.1.2 井田的勘探程度：

祁东煤矿位于宿南向斜的东南端，属宿南向斜的东南翼，其构造形态基本为一走向近东西、倾向北、倾角为10-15度左右的单斜构造，

并在其上发育有次一级褶曲和断层。

地质精查阶段在区内查出褶曲2个、断层15条（不含龙王庙勘探区内的F16和F20）。地震补勘阶段在补勘范围内查出褶曲一个，组合断层45条，其中落差5m以下的为22条。本次在原地质精查报告的基础上，结合建井地质资料，对地震补勘所组合的断层进行了充分研究，考虑到二维数字地震的分辨能力和测线网度的限制，对地震所发现的落差小于5m的小断层一般未予组合利用，对落差较大的断层在确认存在断点的基础上进行了合理组合，全区共查出褶曲2个，断层20条。查出的褶曲为魏庙断层以南的马湾向斜及魏庙断层以北浅部的圩东背斜。在查出的20条断层中，按断层性质分：正断层13条，逆断层7条。按断层落差分：落差大于或等于50m以上的断层7条，落差在50～30m之间的断层3条，落差30～20m之间的断层3条，落差在20～10m之间的断层6条，落差在10～5m之间的断层1条。按断层走向分：走向北东或北北东的断层9条，走向北西的断层5条，走向近南北的断层4条，走向近东西的断层2条。 1.2.2 井田煤系地层概述：

本区含煤地层为石炭二叠系，石炭系暂未作勘探对象。二叠系含

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煤地层为山西组、下石盒子组、上石盒子组，其总厚大于788米，共含煤10～30余层，其中可采者有14层，可采煤层平均总厚15.15米。由老到新分述如下：

1．二叠系下统山西组（P1S）

本组下界为石炭系太原组一灰之顶，其间为整合接触，上界为铝质泥岩下砂岩之底。地层厚度为100～135米，平均124米。含11、（不可采）10（可采）两个煤层。其岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，下部（11煤下）以深灰-灰黑色粉砂岩为主，局部地段夹灰色细砂岩；中部（11～10煤间）以粉砂岩和砂泥岩互层为主，上部（10煤以上）由砂岩、粉砂岩和泥岩组成。

2．二叠系下统下石盒子组（P1X）

本组下界为铝质泥岩下分界砂岩之底，与山西组呈整合接触，上界为K3砂岩之底。地层厚度为205～245米，平均234米。含4、6、7、8、9五个煤组十余层煤，可采者为60、61、62、63、71、72、81、82、9计九层。岩性由泥岩、粉砂岩、砂岩、煤层和铝质泥岩组成。砂岩多集中于63～9煤间和4煤上；该组底界“分界砂岩”位于铝质泥岩下10～28米，平均13米左右，但该层砂岩在本区不稳定、不甚发育，常被泥岩和粉砂岩代替。铝质泥岩位于9煤层下3～21米，平均8米左右，岩性为浅乳灰白色，杂有紫色、绿色、黄色花斑，具鲕状结构，富含铝土，为本区煤岩层对比的良好标志层。

3．二叠系上统上石盒子组（P2S）

本组下界为K3砂岩之底，与下伏下石盒子组为整合接触，上界不清，地层厚度大于400米。含1、2、3三个煤层组，其中可采者为1、22、23、32四层。本组由粉砂岩、泥岩、砂岩和煤层组成，下部（3煤下）由砂岩、杂色泥岩、煤层组成，砂岩为白色-灰白色，细～中颗粒，底部砂岩成份单一，石英含量可高达90%以上；泥岩为灰色杂有大量紫色花斑，含分布不均的菱铁鲕粒和铝土质。中下部（3～2煤间）以紫色和灰色泥岩为主，砂岩层较少，常在3煤层顶板附近发育有厚层中细砂岩。中上部（2～1煤间）以粉砂岩和泥岩为主，间夹砂岩。上部（1煤上）以粉砂岩和砂岩为主，夹泥岩。 1.2.3 岩浆侵入活动和岩溶塌陷现象：

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1.2.3.1 岩浆岩的侵入层位及侵入范围

中生代岩浆活动在本区较为强烈，呈似层状侵入煤层中，主要侵入层位为山西组10煤层，其次为下石盒子组9、8煤层，7、6煤层仅见个别岩浆岩侵入点。从下部的10煤层到上部的6煤层，岩浆侵入活动有逐渐减弱趋势。岩浆岩的岩性较单一，以基性云煌岩为主，少数为正长斑岩和辉石正长岩。

1.2.3.2 岩浆岩对煤层与煤质的影响

岩浆岩的侵入，破坏了煤层的原生状态，对煤层与煤质的影响较大，主要表现为以下几个方面：

（1） 由于岩浆岩的侵入，破坏了煤层的结构和稳定性，甚至完全被吞蚀，降低了煤层的稳定性。

（2） 煤层被岩浆岩穿插，出现分叉、合并，使煤层夹矸增多，结构变复杂，使煤层可采性大大降低。

（3） 由于岩浆接触变质作用，侵入煤层时，煤变质为天然焦或无烟煤，造成煤类分布混杂，降低了煤的工业利用价值。 1.2.4井田的水文地质特征：

1．地表水：矿区内的最大地表水体是浍河，它从本矿南部穿过，河水自西北流向东南。浍河属淮河支流，为季节性河流，河床蜿延曲折，宽50～150m，深3～5m，两岸有人工河堤，每年7～9月为雨季，一般流量5～10m3/s,枯水季节为每年10月至次年3月，干旱严重季节甚至断流。历史上浍河最高洪水位为24.5m，据近几年水文资料记载，1984年丰水期最高洪水位祁县闸上游达20.75m,下游达20.70m。1978年枯水期最低水位祁县闸上、下游河干，1973年至1985年平均水位祁县闸上游水位标高17.72m,下游16.07m。历年最大流量：1965年临涣865m/s,1954年固镇1340m/s；历年最小流量：临涣、固镇均为零；历年平均流量：1973年至1985年临涣7.85m3/s,固镇23.2m3/s。自1968年12月新汴河挖成后,区内再也没有发生洪水灾害,目前地表水对煤矿开采和矿区建设没有危害。 2．含隔水层特征

（一）新生界松散层含、隔水层（组）

根据其岩性组合特征及其区域水文地质剖面对比，自上而下可划

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3

突 水 时 间 突 水 地 点 最大水 水量变化量m3/h 趋势m3/h 突水因素分析(层位及通道) 1999.5.27 中央轨道石门 35 减小至疏干 32煤层顶板砂岩裂隙 3222进风斜巷 10 渐变成淋水 32煤顶板砂岩裂隙 3223提料斜巷 5 减小至疏干 32煤顶板砂岩裂隙 3222提料斜巷 5 渐变成淋水 32煤顶板砂岩裂隙 东翼轨道大巷 3 渐变成淋水 F11断层附近 西翼轨道大巷 5 渐变成淋水 断层附近 3222机巷 3 渐变成淋水 32煤顶板砂岩裂隙

井田涌水量：

矿井正常涌水量为437.06 m3/h（预算390.9 m3/h），本次设计取440 m3/h 最大涌水量为586.10 m3/h（预算581.4 m3/h），本次设计取630 m3/h

第三节 煤层特征

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1.3.1煤层埋藏条件：

走向近东西，倾向南北，南高北低，倾角10—15度左右。 基岩风化带：15.7—17.9m 强风化带厚：6.78—9.08m

煤层的露头深度：32煤层的露头直接位于谷口冲洪积扇区粗粒相范围内。

1.3.2煤层群的层数：

本区二叠系含煤地层共含1～11煤层（组），可采者自上而下编号为1、22、23、32、60、61、62、63、71、72、81、82、9、10计14层，其中32、71、82、9为主要可采煤层，61、63、为可采煤层1、22、23、60、62、72、81、10为局部可采煤层。主要可采和可采煤层为较稳定煤

层，局部可采煤层为不稳定煤层。现从上而下将各可采煤层分述如下：

1．1煤层

该煤层为上石盒子组最上的可采煤层，其上下有多层薄煤，其厚度两极值为0～1.86米,平均0.72米。可采范围内煤层厚度以0.70～1.30米为主。煤层结构简单，个别点具一层泥岩夹矸，为不稳定的局部可采煤层。其顶板岩性多为泥岩，局部为砂岩，底板岩性亦多为泥岩，局部为砂岩。

2．22煤层

位于1煤层下80米左右，其厚度两极值为0～2.28米,平均0.74米。仅在25-26线至27-28线及30线以东中深度构成局部可采。可采区范围内煤厚多为0.70～1.30米。煤层结构简单，个别点具一层泥岩夹矸，为不稳定的局部可采煤层。其顶板岩性以泥岩为主，仅局部为粉砂岩-中砂岩，底板基本为泥岩，个别为粉砂岩。

3．23煤层：

位于22煤层下平均16米左右，其两极厚度为0～1.99米,平均0.69米。可采范围分布在26线附近及27线至31线间，可采范围内厚度多为0.70～1.30米，结构简单，个别点具一层泥岩夹矸，为不稳定的局部可采煤层。其顶底板岩性多为泥岩，局部为细砂岩或粉砂岩。

4．32煤层：

位于23煤层下平均110米左右，其厚度两极值为0～4.11米,平均

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1.73米，不可采范围为零星小块。煤层结构复杂，多具1～3层泥岩或炭质泥岩夹矸，为较稳定的主要可采煤层。煤层顶底板岩性以泥岩为主，局部为粉砂岩或细砂岩。

5．60煤层：

位于32煤层下160米左右，为6煤组最上之可采煤层，煤厚两极值为0～1.31米,平均0.21米。可采范围分布于魏庙断层以北26-27线及29-30线东-650米水平以浅地区。煤层结构简单，仅少数点见一层泥岩夹矸，为不稳定的局部可采煤层。煤层顶底板岩性以泥岩为主，个别点为粉砂岩或细砂岩。

6．61煤层：

位于60煤层下11米左右，煤厚0～3.21米,平均1.52米。煤层结构简单，少有夹矸，为较稳定的可采煤层。其顶底板岩性以泥岩为主，局部为粉砂岩或砂岩。

7．62煤层：

位于61煤层下10米左右，煤厚0～1.96米,平均0.33米,可采范围分布于26线以西,可采区内煤厚一般为0.70～1.30米。煤层普遍含一层夹矸，结构简单。为不稳定的局部可采煤层。顶底板岩性以泥岩为主，局部为粉砂岩或细砂岩。

8．63煤层：

位于62煤层下6米左右，煤厚0～2.19米,平均0.97米。煤层结构简单，为较稳定的可采煤层。其顶底板岩性以泥岩为多，细砂岩和粉砂岩皆为零星分布。

9．71煤层：

位于63煤层下30米左右，煤厚0～4.31米,平均1.75米。煤层结构一般以一层泥岩夹矸为多，在71和72煤层合并区内，可有2～3层夹矸。属复杂结构煤层。为较稳定主要可采煤层。煤层顶板岩性在25-26线以西以砂岩为主，粉砂岩次之；25-26线以东以泥岩为主，零星分布砂岩和粉砂岩。煤层底板岩性以泥岩为主，零星分布粉砂岩和细砂岩。

10．72煤层：

位于71煤层下0.83～12米左右,平均约5米。煤层厚度0～2.97米,平均0.36米；27线以西局部可采，27线以东多合并于71煤层。煤

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层结构简单，仅少数点具1～2层泥岩夹矸。属不稳定的局部可采煤层。当71和72煤层间距稍大时，72煤层顶板常为砂岩，间距较小时，常为泥岩，东部合并区内，72煤层顶板为泥岩；底板以泥岩为主，少数为粉砂岩或细砂岩。 11．81煤层：

位于72煤层下7～35米，平均16米左右。煤厚0～2.94米,平均0.74米。81煤层常因砂岩冲刷造成大面积不可采，可采范围分布于补31线以西，呈一不规则带状。煤层结构较为简单，以一层泥岩或岩浆岩夹矸最为常见。属不稳定的局部可采煤层。煤层顶底板多为砂岩，少为泥岩和粉砂岩。

12．82煤层：

位于81煤层下7-18米，平均11米左右，煤厚0～3.83米,平均1.65米。煤层结构复杂，普遍具一层泥岩夹矸。属较稳定的主采煤层。煤层顶板岩性大部分为砂岩，粉砂岩和泥岩则为零星分布，底板岩性主要为粉砂岩，次为泥岩或砂泥岩互层。

13．9煤层：

位于82煤层下10～21米，平均15米左右。煤厚0～5.78米，平均2.65米。煤层结构简单，部分因岩浆岩侵入致使结构复杂。属较稳定的主采煤层。煤层顶板多为砂岩，其次为粉砂岩或泥岩。底板主要为泥岩，少量为粉砂岩或细砂岩。

14．10煤层：

本煤层位于山西组中部，上距9煤层55～111米，平均73米左右。煤厚0～4.10米,平均1.09米。从原始沉积看，该煤层应属结构简单的稳定性较好的煤层，但由于本区岩浆岩对煤层的广泛侵入，使煤层遭到严重破坏，煤层结构变复杂，可采性变差，属不稳定的局部可采煤层。煤层顶底板以砂岩和粉砂岩为主，泥岩次之。

上述各煤层顶底板的稳定性以原煤炭科学院牛锡绰提出的分类方案为依据认为：砂岩属中等稳定型，粉砂岩属不稳定-中等稳定型，泥岩属不稳定型。

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1.3.3 煤层的围岩性质：

二采区松散层厚375m，平均采深525m。

32煤层直接顶为深灰色泥岩，易冒，厚1.84—2.41m，均厚2.1m，在自然状态下其单向抗压强度为28.9—59.5Mpa；老顶为灰白色细砂岩，厚1.76—3.67m，均厚2.7m，其单向抗压强度为65.4—102.2Mpa，平均89.6Mpa，属于中等稳定型。

1.3.4煤的特征：（牌号、用途、硬度、容重、瓦斯、自燃性、煤尘爆炸危险性、指数）

1煤层为高灰、高硫、高挥发分，低中热值、强粘结性的气煤。 22、23、32煤层为中灰、低硫、（32煤为低中硫）特低磷、高挥发分、中热值、强粘结性的气煤，其中32煤有少量1/3焦煤。

60煤层为中高灰、特低硫、特低磷、中高挥发分、中热值，强粘结性的1/3焦煤。

61煤层为中灰、特低硫、特低磷、中高挥发分、中热值，强-特强粘结性的肥煤和1/3焦煤。

62煤层为中灰、低硫、特低磷、中高挥发分、中热值、特强粘结性的肥煤。

63、71、72煤层为中灰、特低硫，特低磷、中高挥发份、中热值、强-特强粘结性的1/3焦煤和肥煤（其中72煤层仅为1/3焦煤）。

81、82煤层为低中灰、低硫、特低磷、中高挥发分、中热值、强-特强粘结性的1/3焦煤和肥煤其中82煤层有少量无烟煤。

9煤层为中灰、低硫、特低磷、中高挥发分、中热值、强～特强粘结性的肥煤和1/3焦煤，并有少量无烟煤。

10煤层以天然焦为主，当煤层未受岩浆侵入影响时，为低灰、特低硫、特低磷、中高挥发分，特强粘结性的肥煤。

当煤层受岩浆岩侵入时，造成原煤灰分增加，精煤挥发分和煤的

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粘结性能降低，煤变质为天然焦或贫煤、无烟煤。不但降低了煤的可采性，也使煤质指标稳定性变差。

第二章 井田境界和储量

第一节 井田境界

2.1.1 井田四周境界

本井田西以F22断层与祁南矿接壤;东以33勘探线为界与龙王庙勘探区毗邻;南至上石炭系第一层灰岩的隐伏露头;北以32煤层-800m

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底板等高线的地面垂直投影为界.东西长约9km,南北倾斜宽约3.5-5km,面积约45km2。 2.1.2 开采上限的确定:

71煤层煤厚0～4.31米,平均1.75米。煤层结构一般以一层泥岩夹矸为多，在71和72煤层合并区内，可有2～3层夹矸。属复杂结构煤层。为较稳定主要可采煤层。煤层顶板岩性在25-26线以西以砂岩为主，粉砂岩次之；25-26线以东以泥岩为主，零星分布砂岩和粉砂岩。煤层底板岩性以泥岩为主，零星分布粉砂岩和细砂岩。

所有可采煤层（32、71、82、9）的开采上限为: 导水裂隙带高度计算:

Hli=100M / (3.1M+5)+4.0

=100?7.74 / (3.1?7.74+5)+4.0 =30.7 m 冒落带高度计算:

Hm=(M-W)/(K-1) ?cosa

=(7.74-1)/(1.2-1) ?cos13.6° =6.74/(0.2*0.97) =34.7 m

其中:W----冒落过程中顶板下沉值

K----冒落岩石碎胀系数,一般取1.1-1.4 a----煤层倾角

故开采上限=松散层厚度+带冒落带高度+导水裂隙带高度 =375+34.7+30.7 =440.4 m 各个煤层的具体开采上限为:

32煤层:(直接顶老顶一般为泥岩) Hli=100M / (3.1M+5.0)+4.0 =100?1.73 / (3.1?1.73+5)+4.0 =20.7 m

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71煤层: (直接顶为砂岩,中硬) Hli= 100M / (1.6M+3.6)+4.0 =100?1.71/ (1.6?1.73+3.6)+4.0 =31 m

82煤层: (直接顶为砂岩,中硬) Hli=100M / (1.6M+3.6)+4.0 =100?1.65/ (1.6?1.65+3.6)+4.0 =30.4 m

9煤层: (直接顶为砂岩,中硬) Hli=100M / (1.6M+3.6)+4.0

=100?2.65/ (1.6?2.65+3.6)+4.0 =37.8

2.1.3 井田长度:

走向:近东西,长约9km 倾向:南北,宽约3.5-5km 面积:近45平方千米

第二节 矿井工业储量

2.2.1 井田勘探类型,钻孔及勘探线分布情况,储量等级的圈定 1.井田的勘探程度：

祁东煤矿位于宿南向斜的东南端，属宿南向斜的东南翼，其构造形态基本为一走向近东西、倾向北、倾角为10-15度左右的单斜构造，

并在 其上发育有次一级褶曲和断层。

地质精查阶段在区内查出褶曲2个、断层15条（不含龙王庙勘探区内的F16和F20）。地震补勘阶段在补勘范围内查出褶曲一个，组合断层45条，其中落差5m以下的为22条。

本次在原地质精查报告的基础上，结合建井地质资料，对地震补勘所组合的断层进行了充分研究，考虑到二维数字地震的分辨能力和测线网度的限制，对地震所发现的落差小于5m的小断层一般未予组合利用，对落差较大的断层在确认存在断点的基础上进行了合理组合，全区共查出褶曲2个，断层20条。查出的褶曲为魏庙层以南的马湾向斜及魏庙断层以北浅部的圩东背斜。在查出的20条断层中，按断层性

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质分：正断层13条，逆断层7条。按断层落差分：落差大于或等于50m以上的断层7条，落差在50～30m之间的断层3条，落差30～20m之间的断层3条，落差在20～10m之间的断层6条，落差在10～5m之间的断层1条。按断层走向分：走向北东或北北东的断层9条，走向北西的断层5条，走向近南北的断层4条，走向近东西的断层2条。 2. 地质储量和工业储量:

根据<<安徽省淮北煤田宿县矿区祁东井田精查地质报告>>,设计对井田范围内的10个可采煤层进行分析和复算,全井田共获得地质储量(A+B+C+D)342758.1kt,工业储量(A+B+C)335552.4kt,其中A级储量68986.7kt,B级储量121418..0kt,(A+B)级储量190404.7kt,占(A+B+C)级的57%.

第一水平(风氧化带下限---600)工业储量(A+B+C)204511.6kt,其中A级储量62379.1kt,B级储量69241.5kt.(A+B)级储量131620.6kt,占本水平(A+B+C)级的64%. 3.可采储量:

矿井地质储量汇总见下表:（见表2-1）

矿井设计储量减去各类保护煤柱,非经济储量及开采损失后，全矿井共获得可采储量294956.6kt,占矿井工业储量的56.3%,其中一水平可采储量141876.4kt,占一水平工业储量的52.9%.

各煤层工业储量,设计储量及可采储量见下表:

表2-1 矿井地质储量汇总表 单位:kt

煤层 水平 A B C A+B A+B+CA+B+C / A+B+C D +D 第 19 页

风化带底界-104防水煤柱底界 8401 7 1454 1230 3732 67 3732 32 防水煤柱底界 到-600 -600到-800 计 6032 3680 18114 80 18114 233 7856 14705 22525 9683 15073 19616 44372 35 56 22525 44372 风化带底界- 防水煤柱底界 529 529 0 529 60 防水煤柱底界 到-600 -600到-800 2783 2783 0 2783 670 670 0 1203 1873 计 3983 3983 0 1203 5186 风化带底界-142防水煤柱底界 6662 7 2281 2161 5870 63 5870 61 防水煤柱底界 到-600 -600到-800 10840 5284 22787 77 22787 121 4071 6389 10581 40 2343 12924 计 8211 17192 13835 39239 65 2343 41582 风化带底界- 防水煤柱底界 357 1331 1688 21 1688 62 防水煤柱底界 到-600 1475 2687 4163 35 4163 第 20 页

-600到-800 计 225 724 950 24 30 950 6802 4098 2059 4742 6802 811 风化带底界- 防水煤柱底界 3286 4098 20 63 防水煤柱底界 到-600 -600到-800 5231 5816 11048 47 11048 505 3954 4460 11 2575 7035 计 6549 13058 19607 33 2575 22182 风化带底界-690 3664 防水煤柱底界 12832 9160 1307 5662 77 5662 71 防水煤柱底界 到-600 -600到-800 4835 26828 22592 55082 82 26828 219 11823 10549 53 22592 计 13742 24647 16693 126 70 55082 风化带底界- 防水煤柱底1323 1449 9 1449 72 界 防水煤柱底界 到-600 -600到-800 1668 1668 0 1083 计 661 6742 7403 9 1083 8487 2751 534 3751 4286 12 4286 第 21 页

风化带底界- 防水煤柱底界 164 1069 1234 13 1234 81 防水煤柱底界 到-600 -600到-800 计 742 6680 7422 10 7422 906 6080 6080 0 13830 14737 6 6080 14737 风化带底界-112防水煤柱底界 防水煤柱底12482 1875 计 15478 0 1732 2247 5100 56 5100 7685 5664 25833 728 25833 82 界 到-600 -600到-800 12767 10169 22185 18081 2192 24811 55745 59 24811 68 55745 9 风化带底界-135防水煤柱底界 防水煤柱底界 到-600 -600到-800 16359 4158 计 21871 4 3795 7342 48 7342 14752 13423 15197 17345 32143 34564 12785 18282 44535 36701 88579 36707 70 44535 53 36701 61 0 88579 风化带底界-564防水煤柱底0 50 36707 合 界 第 22 页

防水煤柱底界 到-600 56739 66056456 54608 52176 7225167803 131067 167803 计 -600到-800 45 72013824计

第三章

7 6 40 5 6 689121411451335557 7203427586 8 47 52 5 8

矿井工作制度 设计生产能力及服务年限

第一节 矿井工作制度

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矿井设计工作日330d,每天三班作业,其中两班生产,一班检修,每班工作8h,每天净提升时间16h。

第二节 矿井设计生产能力及服务年限

3.2.1 确定矿井的年生产能力

总体设计确定本矿井井型180万t/a。

根据煤炭工业部基字(1996)第202号文件”关于对预备,在建矿井项目进行设计优化的通知”的精神,本着少投入,早投产,多产出的指导思想,本设计对矿井设计生产能力进行了深入分析和论证,认为本矿井井型为180万t/a比较合适,其主要理由如下:

1.本井田交通方便,通信快捷,水源充足,电源可靠,劳动力丰富,建材供应充分, 建设180万t/a规模的矿井,具有良好的外部条件。

2.本井田储量多,资源丰富.全矿井可采煤层10层,其中主要可采煤层4层,即32,71,82,9煤层。全矿井可采储量264956.6kt;第一水平可采储量141876.41kt。从储量分析看,本矿井具备建设大型矿井的资源条件。

根据开拓部署和采区划分,全矿井共划分四大块段,由于本矿井走向长度约9km,可同时多采区布置,采区接替较灵活,按180万t/a生产能力进行配采,综采工作面可连续配采50年以上。从采区接替和配采情况看,矿井井型为180万t/a是比较合理的。

近年来,随着世界煤炭技术的发展和提高,我国综合机械化采煤的发展速度很快,生产技术和管理经验已趋于成熟.综合机械化采煤程度也由1980年的13.16%发展到1994年的44.75%.目前,国内新建和设计的矿井均以综采为主.我国综采工作面单产提高也比较快.本矿井4层主要可采煤层平均厚度2.0-3.7m.其中一水平大部分都可进行综合机械化采煤。目前国内综采机械化的发展趋势,也本着为本矿井适当加大井型提供了可靠的保障.本次优化设计,依据井田地质和煤层开采技术条件,并结合当前煤炭生产技术发展,本矿井宜于选择以综采为主,局部薄煤层采用高档普采的方式.其中首产采区的单综采面可达120万t/a.两个首采工作面能保证矿井的年生产能力。

第 24 页

3.随着经济的发展,本矿所处的华东地区对煤炭的需求越来越大,加之本地区煤质好,市场竞争力强,销售市场广阔,售价高,故无论从国家利益还是企业经济利益考虑,都应该加大本矿井的开发强度.

4.本井田松散层厚度大(234.7-453.0m),煤层储量丰富,为提高建井效益,应尽可能加大井型.

综合以上分析，从矿井的外部建设条件,资源条件,开采技术条件以及良好的市场前景看,本设计认为矿井规模180万t/a是比较合理的.

3.2.2 矿井服务年限

储量备用系数取1.5，矿井生产能力180万t/a，计算得:一水平工业储量204511.6kt,其中防水煤柱36707.7kt,断层煤柱14228.2kt,工业广场煤柱11699.3kt,所以一水平为：

204511.6-36707.7-14228.2-11699.3=141876.4(kt)

一水平服务年限 P=Z/(A*K)=141876.4/(1800*1.5)=52.5(a) 全矿井工业储量335552.4kt,其中防水煤岩柱36707.7kt,断层煤柱22188.8kt,工广煤柱11699.3万t,所以可采储量为：

335552.4-36707.7-22188.8-11699.3=264956.6(kt) 矿井总服务年限=264956.6 / (1800*1.5) = 98.1 (a)

表3-1 第一水平工业储量.设计储量及可采储量汇总表 单位:kt

水 煤 工业永久煤柱 设计保护煤柱 可采服 第 25 页

平 层 储 量 防水 煤柱 风32 21846 373氧2 断层 储 量 工煤柱 业场地 1020 17094 1719 2589 回风井 大巷上山 储 量 务年限 a 1122 6408 化60 3313 529 194 带61 28657 587下0 433 179 1912 20875 44. 2107 5178 限62 5852 168到-6008 63 15146 4098 71 32490 5662 3729 300 52.5 1152 9895 250 1272 2298 24529 378 1536 14046 m 7 5735 14429 81 8656 1234 82 30933 5100 9 51878 7342 合2045136707 247 4038 258 623 6799 242 2339 23493 489 1141 6588 4005 40530 1002 3285 24102 14228 153571765 3 2120 11443 56324 计 1

第四章 井田开拓

第 26 页

第一节 矿井开拓的基本问题

4.1.1井田开拓方式：

全面考虑各种因素，特别是井田地质和水文地质条件，煤层赋存和开采技术条件，选择合理的开拓方式。

祁东矿新生界松散层厚度为234.7～453.0m ，表土层平均厚度较厚，且有四组含水层和三组隔水层，其中四含水直接覆盖在煤层之上.水文地质条件比较复杂，煤层埋藏深度较深，故采用立井开拓。按立井与所开拓煤层位置关系及立井开拓同煤层的连接方式，祁东矿的开拓方式为立井多水平主石门开拓方式。 4.1.2井口位置和数量

井口位置的选择是井田开拓的重要组成部分，井口位置与开拓方式要相互协调，经综合比较后择优确定。特别是提运煤炭的主井位置要与地面生产系统，工业广场地面布置相匹配。祁东矿地处宿县矿区，井田范围内地势较平坦，井筒定在井田走向的中央或靠近中央位置，以保证矿井两翼可采储量基本平衡及通风方式的合理安排，使走向运输大巷运输费用最低，同时在生产中能保持两翼均衡生产和采区的正常接替持续，而且使巷道维护，通风费用也相应地降低。根据以上原则，最终确定井口地理位置为:

副井的位置

X=3698265

Y=39509085 主井的位置 X=3698240 Y=39508995

祁东矿魏庙断层以北28线以东的回采上限为-370m,魏庙断层以北28线以西的回采上限为-420m.祁东矿共有四个井筒：1个主井，1个副井,2个风井，风井分别是东风井，西风井，主井提煤，副井辅助提升和进风，回风井回风。

4.1.3开拓水平及采区划分和开采方式 1）开拓水平划分： 祁东矿的开采上限分别为:

（1）魏庙断层以南回采上限为-470m;

（2）魏庙断层以北28线以东的回采上限为-370m;

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（3）魏庙断层以北28线以西的回采上限为-420m.

根据祁东矿的回采上限和开采下限，开采煤层的垂高为390-430m,主采煤层斜长为1360-2100m.初设推荐2个水平.第一水平的标高经过分析确定-600m.第二水平的标高确定在回采下限-800m.

水平垂高随着生产和科技发展逐步增大，每个水平应有足够储量以保证必要的服务年限，对于特大型矿井不仅产量大，而且要求水平有丰富的储量和更长的服务年限以保证长期稳定生产，避免接替紧张，现行矿井规范对缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高规定为150～250m，急倾斜煤层阶段垂高为100～150m.根据以上要求,祁东的水平的划分和水平标高的确定符合要求,因此祁东矿划分为两个水平,标高分别为-600m和-800m。

2) 水平划分

采区的划分及是合理的确定采区的倾向和走向长度根据经验我国矿井的采区倾斜长度为600～1000m ,缓倾斜煤层的倾斜长度可加大达到1500m.但随着目前开采技术的进步, 采区的倾斜长度可达到2500-3000m。

采区的走向长度要根据煤层的地质条件,开采机械化水平,采准巷道布置方式和可能取得的技术经济效果决定.在以上的影响因素中,地质条件对采区的走向长度往往起决定性的作用.根据祁东矿的地质构造条件,用落差较大的断层作为采区走向划分的边界,沿走向划分成四个采区:西二采区位于F22到F1断层之间;西一采区位于F1到F2断层之间;东一采区位于F2与F5断层之间;东二采区位于F5断层与33勘探线之间.

3）采区回采方式：

祁东矿第一水平在-600m.其中首采区西一位于F1与F2断层之间, 东一采区位于F2与F5断层之间.东一采区内部发育有走向断层F24断层.71煤层的倾角为6.9?～13.8?.依据煤层的赋存特征,本设计西一采取采用倾斜长壁采煤法,东一采区采用走向长壁采煤法。 4.1.4主要巷道布置 1）主要运输大巷布置：

运输大巷服务于整个开采水平的煤炭运输和辅助运输、（人员、矸石、材料、设备）以及通风、排水和管线敷设，服务年限很长。根

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据祁东矿井下地质条件等因素，运输大巷选择在岩石巷道。优点：维护条件好，费用少，大巷方向、坡度可根据运输等功能要求选定，而较少地受地质构造的影响，可不留或少留护巷煤柱。煤的损失少，安全条件好，受煤和瓦斯突出以及自然发火等影响小。缺点：岩石工程量大，掘进速度慢，投资费用高，建设工期长。

根据我国经验，按围岩性质，煤层赋存的深度，管理顶板的方法等不同，岩石大巷距煤层距离一般为10～30m，而且应选择布置在坚硬、顶底板条件好，不易风化，不含或弱含水的岩层中，祁东矿目前主采煤层为32、71、82和9煤层。32煤层平均厚度1.73m，71煤层平均厚度1.75m，82煤层平均厚度为1.65m，9煤层的平均厚度为2.65m。

根据祁东矿煤层群分布特点，各煤层间距，及顶底板岩性，祁东矿主要巷道布置形式设计为分组集中布置。71煤，82煤与9煤为一组，设集中大巷，9煤层群为一组，设置另一条集中大巷，由集中运输大巷开采石门与各煤层联系。分组集中大巷优点：总的巷道工程量较少，生产较集中，采区巷道分组联合布置，大巷维护容易，运输条件好。缺点：石门长度较长。适用条件：开采煤层数目多，间距大小不同，采区巷道为分组联合布置，煤层分组间距较大，井底车场在煤层群上部或中间时，初期工程量较少，工期较短。 2）总回风巷道布置：

祁东矿东西风井的回风巷分别设在-370m和-430m的标高，西风井总回风巷与风井通过回风石门联系；东二采区的回风上山直接通过石门和东风井联系。 4.1.5 主要巷道设计

4.1.5.1 本矿井设计的年产量为180万t，在达产时东西翼各设一采区回采，并且每一采区配产90万t，所以东西采区巷道可一样大。 现分别将各巷道断面初步计算如下： （1）胶带机运输大巷

各种不同巷道断面的通风要求按《采矿工程设计手册》（下册） 风速要求如下：

①轨道、石门、井底车场 适合：４.５～５.０ 最高８ ②回风大巷、回风石门、回风平硐， 适合５.５～６.５ 最高

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８

③采区进风巷 适合３.５～４.５ 最高６

④采区回风巷 回风上山 适合４.５～５.５ 最高６ ⑤采区运输机巷，胶带运输机中巷 适合３～３.５ 最高６ ⑥采煤工作面 适合１.５～２.５ 最高４ 最低０.２５ 故设计时将风速定为４.０m／s，由于矿井第一水平共有三条巷道，回风大巷回风，轨道大巷与胶带大巷进风，但胶带大巷要求风速较小，只负担总风的１／３，所以巷道断面： Ｓ＝９２３４.９４／４.０×3×60 ＝１２.８０ （m2）

∴ 巷道断面 Ｓ′＝１５.０２ m2 （2）轨道大巷 风速５.５m/s 需进风量：９２３４.９４×２／３

= 6156.6（m3/min）

巷道断面： S=

6156.65.5?60 = 18.66 （m2）

∴ 巷道断面 S′= 19.54 m2 （3）回风大巷 风速7.0m /s 需要回风量： 9234.94 m3/min

巷道断面S = 9234.94/7.0×6.0 =21.98 （m2） ∴ 巷道断面S′=22.54 m2 （4）采区回风上山 风速 5.5m/s 需要回风量： 9234.94 m3/min 设计巷道断面：

S=9234.94 /5.5×60 = 27.98 （m2） ∴巷道断面S′=14.20 （m2）

（5）采区轨道上山： 风速为5.5 m/s

需通风量： 6594394+600×2+240=8034.94 m3/min 设计断面S = （8034.94/5.5×60）×2/3 =16.23（m2） ∴巷道断面S′=16.82 （m2）

（6）采区胶带上山： 风速为4.0 m/s 需通风量： 8034.94×1/3=2687.3 m3/min 设计断面S=2687.3/4.0×60 =11.16 （m2）

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∴巷道断面S′=11.10 （m）

（7）东一采区工作面区段运输平巷、区段回风平巷，风速3.5m/s 需要通风量 4396.63 m/min

设计断面S=4396.63/3.5×60=20.9 （m） ∴巷道断面S′=20.9 （m） （8）采区煤仓

井巷式煤仓按煤仓的中轴与水平面的夹角分别为垂直煤仓和倾斜煤仓两种。大巷与胶带上山相距为20m，故设置立式煤仓比较合适。根据《煤矿开采学》规定采区的生产能力在100万吨以上，煤仓要达500万吨，半径为3m，高为20m。 （9）开切眼

开切眼为矩形，因要摆设支架及采煤机等回采设备，除了通风需要满足外，还得留出足够的空间设备，因本工作面采用大采高采煤方法，故开切眼的高为2.16m， 长为6m 。

以上所有的巷道的计算都是按矿井总风量来计算.但本设计首采区有两个,风流进入井下后,需经过风量分配后到达两个采区,因此设计的所有巷道断面都可以比以上计算值要小.参考矿上的巷道断面,实际取值如下:

主石门 19 m2 轨道大巷和运输大巷 14 m2 采区平巷和采区上山 12 m2 工作面平巷和斜巷 12 m2 回风大巷 14 m2 回风石门 19 m2

各种巷道断面图见插页图. 4.1.5.2 各种巷道的支护形式

（1）轨道大巷、运输大巷、回风大巷及采区轨道大巷、采区运输大巷都采用目前比较实用的锚喷支护，运用支护形式比其他支护形式费用少，强度高，架设速度快，可回收利用等优点，锚杆支护采用0.7×0.7 间距，锚杆采用直径18mm深度为2.0m的树脂锚杆，喷射混凝土的厚度因巷道的作用和使用情况的不同而不同。其中，轨道大巷、运输大巷及采区轨道大巷及采区运输大巷喷射厚度为100mm，总回风大巷为120 mm 。

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2232

（2）采区回风上山：因两条回风上山都布置在煤层中，因此可采用锚网支护，但因为锚网支护会增加回风线路的漏风系数，故也可采用锚喷支护，支护厚度为100m。

（3）采区区段运输巷和区段回风巷及开切眼：这三条巷道因受工作面采动的影响，其支护将比较困难，故采用锚网索支护，锚杆为0.7×0.7间距，金属网的规格是8 m255/4，锚索是每1.4m平行的两根锚索。

（4）采区煤仓：煤仓仓身也采用锚喷这种快速、优质、安全、高效、低耗的支护方式，混凝土的喷射厚度为120mm。 4.1.6工业广场压煤量计算：

4.1.6.1 工业场地煤柱

按《煤炭工业设计规范》的要求，特大型矿井工业场地的面积

要求达到0.8～1.1公顷/10万t。按照建筑物的保护等级，工程量维护带的宽度约为15m。

工广面积：S=α×G/10×104； 式中： S——工广面积

α——工广系数，其范围是0.8～1.1公顷/10万t； Ｇ——矿井设计生产能力，在此为４００万t。

计算得Ｓ＝0.8～1.11×180／10＝14.4～19.8公顷，取Ｓ＝32公顷，即300×600 m2

工业广场根据《煤炭工业设计规范》要四边向外加20m安全距

离，所以本矿的工业广场面积为340×840m2。

4.1.6.2 工业广场压煤量 Ｍ的计算：

ＡＢ＝５８０＋h１tanφ Ｍ＝ＡＢ＋h2cotγ

式中：φ——表土层移动角，本矿为41°；

γ——基岩移动角，本矿为62°； h１——地面到基岩距离m； h2——基岩到煤层距离m。

同理可求得Ｎ，此时工业广场在煤层上的保护面积即可求得。

2 第 32 页

第二节 巷道布置

4.2.1井田开拓方案比较 4.2.1.1方案介绍： 方案Ⅰ：

祁东矿全矿井分成2个水平，第一水平-600m，第二水平-800m，采用上山开采和条带式开采。祁东矿开采上限-370～470m，第一水平上山开采至煤层的开采上限，祁东矿工业广场面积约300m×600m，定在井田走向大致中央位置，在补30勘探线补3014附近，工业广场内设有主井、副井及生产配套设施。在矿井开采初期,主井深620m,副井深654.5m西风井打到-430m，东风井打到-370m。祁东矿分为东西两翼开采，分三条主要大巷：主要运输大巷，皮带机运输大巷，总回风大巷。运输和轨道大巷布置在9煤层底板-600m水平，距离9煤30m；回风大巷布置在-430m标高。祁东矿共分为四个采区，3个走向长壁采区，1个条带采区，全部采用综合机械化生产，首采区为靠近井筒的条带采区和走向采区。首采煤层为71煤层，准备82和9煤层，条带采区是采用俯斜倾向长壁工作面布置，采用综合机械化生产。祁东矿采用暗主副井方式延伸至第二水平，主石门联系。条带采区的西一采区和走向采区的东一采区作为首采区.

运煤系统：自工作面→运输斜巷→带区煤仓→运输平巷→运输石门→运输大巷→主井→地面;

通风系统：轨道大巷→轨道石门→轨道平巷→轨道平巷→采煤工作面→回风运输斜巷→运输平巷→运输石门→中央回风斜巷→回风大巷→回风石门→西风井→地面。 方案Ⅱ：

祁东矿采用立井1个水平，主石门，分组集中大巷开拓，全矿井分1个水平，经过-650m和-700m的水平分析,若布置在-700m水平,上山开采的斜长可能太长,因此将水平定在-650m。祁东矿开采上限为-370～-470m。全矿井采用上下山开采，在使用条带式开采的西一采区-650m以下采用仰斜开采.祁东矿工业广场面积大约300m×600m，布置有4个井筒（东风井,西风井，主井，副井）及生产配套系统。主井和副井大体分布在井田走向中央，在第补30勘探线补309孔附

第 33 页

近。主副井延伸到-650水平，西风井延伸到-430m,东风井延伸至-370m。祁东矿全矿井分成东西两翼开采，分别设置三条大巷即主要皮带机运输大巷，总回风大巷，轨道大巷。所有大巷布置在71煤的底板岩层中,82的顶板岩层中.祁东矿分成四个采区，分别为一个条带采区，三个走向长壁采区，把靠近井底车场的条带采区作为首采区，把71煤层作为首采煤层，准备82和9煤层，条带首采区采用倾斜长壁采煤法，采用综合机械化生产.条带首采区的生产系统：

运煤系统：自工作面→运输斜巷→带区煤仓→运输大巷→井底车场→地面。

通风系统：地面→井底车场→轨道大巷→轨道斜巷→采煤工作面→运输斜巷→回风平巷→中央回风斜巷→地面。 4.2.1.2两个方案主要特征表

表4-1 方案主要特征表

序号 水平数目 阶段垂 井筒高 数目 大巷数目位置 3条 采区 工艺 通风 延深 数目 方式 方式 方式 方案Ⅰ 2 180～ 230 4 -600m和-430m 3条 中央4 综采 对角式 暗斜井 方案Ⅱ

1 380～ 430 4 -650m和-430m 中央4 综采 对角式 4.2.2 技术分析

通过祁东矿两个方案介绍分析，两个方案差别在于水平划分不同，矿井延深方式不同，上下开采方式不同，第Ⅰ方案，第一水平-600垂高180m～230m.西一采区倾向长度1040m，较合理。第Ⅱ方案，水平标高-650m，阶段垂高为380～430m，垂高有点过大，在东一采区上山长达2000多米，目前技术条件还没有长达2000多米的绞车，须设中转

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站，通风、行人、运料较复杂，增加了投资费用。第Ⅰ方案采用上山开采和条带式开采.能保证集中化，稳定生产，节省总井巷工程量，经济效益好，从整个技术经济效果看，多水平上山开采优于单水平上下山开采.因此选用方案Ⅰ 4.2.3 经济分析

4.2.3.1 主,副井工程量和费用:

主井:-620m 副井:-650m 风井:-450m (一):井筒直径的确定:

1.主井;根据所选择的箕斗型号,初步确定主井的直径为6m

2.副井:提升容器选用一套1t矿车双层四车罐笼,JKMD-3.5*4型落地式摩擦轮提升机.经查<<采矿设计手册>>P1414得其直径D=6.5m. 3.风井:直径D=5m. (二):井筒费用

1.永久锁口: 主井:1.6万元 副井:1.7万元 2.井筒表土段钢筋混凝土砌壁(冻结法施工)费用:

a.主井:172398元/10米*375=646.49万元

辅助费为123.97万元

b.副井:201623元/10米*375=756.09万元

辅助费为153.51万元

3.井筒基岩段混凝土砌壁:

a.主井:基岩段支护厚度:400m

67442元/10米*265=165.23万元

辅助费为42087*26.5=103.11万元

b.副井:基岩段支护厚度:400m

73395元/10米*295=205.14万元

辅助费为48527*29.5=135.63万元

4.2.3.2轨道大巷:

1断面:拱形,14平方米(面积)

2巷道工程量:(36.5+13++23+32.5+29)*50=67000 m 断面积 14m2

3直接费用:22007*(1905/10)=419.23万元

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辅助费为14483*1905=275.90万元

按照上述方法进行经济比较,一直比较到首产采区.然后将个方案的经济比较表列出如下:

表4-2 经济方案比较表

工程项目- 方案一 直接费 间接费 227.08 小计 1040.2 直接费 847.07 方案二 间接费 248.13 313.4 65.17 488.80 567.01 180.6 180.6 131.45 136.88 167.25 122.60 120.05 小计 1096.2 1313.07 178.44 1231.54 1428.56 582.36 582.36 354.97 360.26 417.89 550.47 539.01 主井 副井 主石门 轨道大巷 运输大巷 71煤轨道平巷 813.12 962.93 75.59 419.23 467.25 467.25 253.07 366.85 366.85 164.37 177.13 200.45 187.19 181.85 289.14 1252.07 999.67 54.31 275.90 307.76 119.01 137.96 124.45 124.45 100.7 108.54 123.62 53.69 52.1 129.9 695.13 775.01 586.26 391.03 491.3 491.3 265.07 285.67 324.07 240.45 233.95 113.27 742.74 861.57 401.76 401.76 214.52 223.38 250.64 427.87 418.96 71煤运输平巷 71煤轨道斜巷 中央运输斜巷 东二运输上山 东二轨道上山 东二回风上山 工作面上顺槽 工作面下顺槽 合计 比较

5676.43 2543.35 8219.78 6623.76 3035.49 9659.25 F2总-F1总=1439.47 万元

第三节 井底车场设计

4.3.1 设计原始条件

1. 井田开拓方案采用立井方式开拓。

2. 矿井设计生产能力180t/a，年工做日300天，三班生产，一班准备，每日净提升时间14小时。

3. 主井净直径6m，装备一对16t箕斗，副井净直径6.5m，装备一对

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1t,3t双层四车宽窄罐笼。

4. 井下主要运输大巷采用皮带机运输上提升至井底煤仓。辅助运输，设备选用600mm轨距的1t矿车，型号MG1.1-6B外型尺寸2000mm?880mm?1150mm。掘进出煤和矸石由8吨蓄电池式电机车牵引20辆1t固定式矿车运至井底车场，机车型号为XK67/110-1A，外型尺寸4500mm?1060mm?1550mm。。

5. 矸石量占矿井产量的12%，矸石量为21.6万t/a，由副井提升，掘进煤量占10%为18万t/a,由副井提升。

6. 矿井为高瓦斯突出矿井，相对瓦斯涌出量为13.31m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为46.21m3/t，副井进风，边界风井回风。

7. XRC15-6/6型人车外型尺寸4970mm?1200mm?474mm。最小弯道半径12m.各种矿车的外型尺寸如下:

1t材料车 2000mm?880mm?1150mm 1.5t材料车 2000mm?1150mm?1150mm 3t材料车 2400mm?1050mm?1200mm 4.3.2 道岔基本参数的选择和计算

1.祁东矿轨道轨距为600mm。道岔选用型号为30kg/m,基本型号为630系列,各道岔的参数和适用条件如下:

DX630/4/1216 适用于<3t矿车<14t机车。牵引速度v<3.5m/s.

'' α= 14?02'10 a=3660mm b=3640mm L=13720mm

T=1600mm L0=6400mm DK630/4/12 适用于<1t矿车<7t机车 V<1.5m/s

'' α= 14?02'10 a=3660mm b=3640mm L=7300mm

DK615/4/12 适用于<7t机车 V=3.5m/s

'' α= 14?02'10 a=3260mm b=3539mm L=6800mm

井底车场内主要线路的曲线半径采用15000mm，次要线路半径采用12000mm

DC630/3/15 适用于<3t矿车<14t机车 V <3.5m/s α= 18?26'06'' a=2560mm b=2852mm L=5375mm 2.警冲标

DK630/4/12 L1 = Ltan0.5α=7300*tan7.168°=918mm. 道岔b值末端至警冲标的距离为918mm.

DK615/4/12 L1=Ltan0.5α=6800*tan7.168°=855.13mm

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DC630/3/15 L1=Lsin0.5α=5376*sin7.168°=670.7mm 3．主副井筒相互位置的计算 北方向上距离 X = 25m 东西方向上距离 Y = 90m L=X2?Y2?252?902?93.4M 4．道岔线路和曲线线路连接系统参数计算 1).DX630/4/1216联结单行线路

S=1600mm α=14°02′ a=3660mm b=3640mm.

L．=S/tanα=1600/tan14.336°=6260.6mm. L=2a+ L．=2×3660+6260.6=13580mm＜13720mm. N=S/sinα=1600/sin14.336°=6462mm. C=N-S/tg(0.5α)=6462-600/tg7.168°=1691mm

2).DK630/4/12连结非平行线路.(道岔3).

α=14°02′10″=14.336 δ=50° a=3660mm R=12000mm b=3640mm.

则 β=δ-α=35°57′50″=35.9639° T=Rtan0.5β=3894.9mm

m=a+(b+T)sinβ/sinδ=9436mm. M=bsinα+Rcosα=930+11626=12556mm H=M-Rcosδ=12556-12000cos50°=4843mm. n=H/sinα=4843/sin14.336°=6280mm. f=a+bcosα-Rsinα=4215mm.

Kp=ΠαR/180°=3.14×14.336×12000/180=7532mm.

道岔5 α=14°02′16″=14.336 δ=60° a=3660mm b=3640mm

R=15000mm.

则 β=δ-α=45.994° T=Rtan0.5β=8660mm. m=a+(b+T)sinβ/sinδ=7736 M=bsinα+Rcosα=15463mm H=M-Rcosδ=7963mm n=H/sinα=10508mm Kp=ПαR/180=15708mm

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道岔6. δ=64°02′10″=64.336°α=14.336 R=12000mm

a=3660mm b=3640mm

则 β=δ-α=50° T=Rtan0.5β=5595mm

m=a+(b+T)sinβ/sinδ=59230mm M=bsinα+Rcosα=12556mm H=M-Rcosδ=7358mm n=H/sinα=29716mm Kp=ПαR/180=7532mm

道岔7. 设计 α=14.336° δ=74.336° R=15000mm. a=3660mm b=3640mm. 则 β=δ-α=60° T=Rtan0.5β=8660mm

m=a+(b+T)sinβ/sinδ=14864mm M=bsinα+Rcosα=15463mm H=M-Rcosδ=11413mm n=H/sinα=46093mm

道岔12. 设计 δ=90° α=14°02′10″ R=15000mm a=3660mm b=3640mm

β=δ-α=75°57′50″=75.664° T=Rtan0.5β=11648mm

m=a+(b+T)sinβ/sinδ=18471mm M=bsinα+Rcosα=15463mm n=H/sinα=62449mm Kp=ПαR/180°=23550mm

道岔13. 设计 δ=90°α=14°02′10″ R=12000mm a=3660mm b=3640mm β=δ-α=75.664° T=Rtan0.5β=9318m

m=a+(b+T)sinβ/sinδ=16214mm 3). DK630/4/12连结平行线路 道岔8.9.14.15.

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设计 α=14°02′10″ S=1600mm a=3660mm b=3640mm R=15000mm. B=s/tanα=6260mm m=S/sinα=6462mm T=Rtan0.5α=1886mm.

n=S/sinα-Rtan0.5α=4576mm. L=a+B+T=11806mm. Kp=ПαR/180°=3675mm 5.车线路长度的确定

根据<<设计规范>>规定及生产实践副井空重车线长度不小于1列车副井材料车线长度为10车长,25m 1). 副井进出车线长度: L=m?n?Lk+NLj+Lf

L—副井进出车线有效长度m m—列车数1.5列 n—每列车的矿车数20辆

Lk—每辆矿车代缓冲器的长度为2000mm.即2m N—机车数 1台

Lj—每台机车的长度4500mm 即4.5m Lf—附加长度一般取10m

?1?4.5?10?74.5m 则L=20?2.0?1.52).井底车场调车线路长度.

m L=20?2.0?1?4.5?10?54.53).材料车线有效长度 L=ncLC?nSLS

L-材料车线有效长度m. nc-材料车数

Lc-每辆材料车带缓冲器的长度m ns-设备车辆数

Ls-每辆设备车缓冲器的长度m L=2×10+1×4.5=24.5 4).人车线有效长度 L-人车线有效长度m.

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