第五节 矿井开拓设计方案比较示例Word格式.docx
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矿井增产
备用储量计算
算法1
120万t/a68.26a=8191.2万t
11468.4万t-8191.2万t=3277.2万t
算法2
T=[11468.4/(1.4)]0.4
=3276.7万t
估计约有50%为采出率过低和受未预知小地质破坏影响所损失的储量。
3276.7万t50%=1638.3万t
全井田实际采出储量
11468.4-1638.3万t=9830.1万t
=、开拓方案技术比较
井筒形式
地形平坦,无平硐条件
表上较厚且有流砂层立井开拓(主井设箕斗),
井筒位置
按流砂层较薄、井下生产费用较低的原则,井筒位于井田走向中部流砂层较薄处。
井筒数目
为避免采用箕斗并回风时封闭井塔等困难
减少穿越流砂层开凿风井的数目,决定采用中央边界式通风
主立井、副立井,风井
阶段划分和开采水平的设置
阶段划分
本井田可划分为23个阶段
=个阶段:
阶段斜长=1740m/2=870m
三个阶段:
第一阶段斜长740m
第=阶段斜长500m
第三阶段斜长500m
开采水平的设置
要不要上下山开采
井田瓦斯和涌水均较大,下山开采在技术上的困难较多,故决定阶段内均采用上山开采,井田内不能单水平上下山开采的开拓。
采区划分
阶段内采用采区准备方式,每个阶段沿走向划分为6个走向长1500m的采区。
在井田每翼布置一个生产采区,并采用采区前进式开采顺序。
表25—4阶段主要参数
阶段数目
阶段斜长/m
水平垂高/m
水平实际出煤/万t
服务年限/a
区段数目/个
区段斜长/m
区段采出煤量/万t
水平
采区
2
870
225
4915.05
34.13
11.38+1
5
174
6163.84
3
740
191
4180.62
29
9.7+1
4
185
6174.19
500
129
2824.74
19.61
6.54+1
167
6156.93
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,另一半则划为增产储量;
该增产储量合并计入水平实际采出煤量中。
采区服务年限按设计平均服务年限加上一年产量递增、递减期计算
水平垂高H=阶段斜长sinα
870sin15°
=225.17m
740sin15°
=191m
500sin15°
=129m
9830.1万t/2=4915.05万t
第一阶段际出煤(9830.1万t/1740m)740m=4180.62万t
第=阶段际出煤(9830.1万t/1740m)500m=2824.74万t
第三阶段际出煤(9830.1万t/1740m)500m=2824.74万t
水平服务年限
方案一
一水平68.26/2=34.13a
=水平68.26/2=34.13a
方案=
一水平(68.26/1740m)740m=29a
=水平(68.26/1740m)500m=19.61a
三水平(68.26/1740m)500m=19.61a
采区服务年限
两个采区保证产量,即两个采区同采
每个采区服务时间;
一水平34.13a/3=11.38a+1a
=水平34.13a/3=11.38a+1a
一水平29a/3=9.7+1
=水平19.61a/3=6.54+1
三水平19.61a/3=6.54+1
区段数目及区段斜长
一水平5个区段
870m/5=174
=水平5个区段
870m/5=174m
一水平4个区段
740m/4=185m
=水平3个区段
500m/3=167m
三水平3个区段
设计区段采出煤量
设计区段采出煤量=采区设计采出煤量/采区内区段数
一水平六个采区,每采区5个区段
4915.05万t/6/5=163.84万t
=水平六个采区,每采区5个区段
一水平六个采区,每采区4个区段
4180.62万t/6/4=174.19万t
=水平六个采区,每采区3个区段
2824.74万t/6/3=156.9319万t
大巷布置方案
集中大巷布置—各煤层间距较小
岩石大巷—为减少煤柱损失和保证大巷维护条件
岩石大巷位置——底板下垂距为30m的厚层砂岩内
上阶段运输大巷留作下阶段回风大巷使用
上山布置
集中岩石上山联合准备,中央采区上山位于距叫煤层底板30m以上的砂岩中,并在采后加以维护,留作下阶段的总回风通道及安全出口。
其他采区上山位于距m4煤层底板约20m的砂岩中,回采后加以报废。
技术上可行的开拓延深方案
方案一立井两水平直接延深
方案=立井两水平暗斜井延深
方案一和方案=的区别
第=水平是用暗斜井延深还是直接延深立井。
方案一需多开立井井筒(2225m)、阶段石门800m和立井井底车场,并相应地增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。
方案=则多开暗斜井井筒(倾角15,2870m)和暗斜井的上、下部车场;
并相应地增加了斜井的提升和排水费用
表25—5各方案粗略估算费用表
方案
基建费/万元
立井开凿
石门开凿
井底车场
2×
225×
3000×
10—4=135.O
800×
10—4=64.O
1000×
900×
10—4=90.O
主暗斜井开凿
副暗斜井开凿
上、下斜井车场
870×
1050×
10—4=91.35
1150×
10—4=100.05
(300+500)×
10—4=72.00
小计
289.0
263.4
生产费/万元
立井提升
石门运输
立井排水
1.2×
4915.05×
O.5×
O.85=2506.7
O.80×
O.381=1797.7
380×
24×
365×
34.13×
0.1525×
10—4=1732.6
暗斜井提升
排水(斜、立井)
O.87×
O.48=2463.0
O.275×
1.02=1654.4
34.13(0.063+O.127)×
10—4=2158.6
小汁
6037.O
6276.O
总计
费用/万元
6326.O
费用(万元)
6539.4
百分率
100%
103.37%
粗略估算表明:
两方案费用相差不大。
考虑到方案一的提升、排水工作的环节少,人员上下较方便,
在方案=中未计入暗斜井上、下部车场的石门运输费用,
方案一在通风方面优于方案=,所以决定选用方案一
方案三立井三水平直接延深
方案四立井三水平暗斜井延深
方案三和方案四的区别
第三水平是用暗斜井延深还是直接延深立井。
方案三需多开立井井筒(2130m)、阶段石门600m和立井井底车场,并相应地增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。
方案四则多开暗斜井井筒(500m+580m)和暗斜井的上(300m)、下部车场(500m);
并相应地增加了暗斜井的提升和排水费用
方案三
方案四
130×
10—4=78.O
600×
10—4=48.O
580×
10—4=60.9
500×
10—4=57.5
216.0
190.4
2824.74×
O.85=1440.6
O.60×
O.381=774.9
19.61×
10—4=1015.3
O.58×
O.48=943.7
O.37×
0.92=1185.0
19.61(0.053+O.14)×
10—4=1259.9
3230.8
3388.6
3446.8
3579.0
103.8%
方案四的总费用比方案三约高4%。
两者相差不到10%,仍可视为近似相等。
但方案四终究费用略高一些。
再考虑到方案三的提升、排水等环节都比方案四更少,即生产系统更为简单可靠一些。
所以决定采用方案三。
余下的一、三两方案均属技术上可行,水平服务年限等也均符合要求(大型矿井第一水服务年限应大于30a,故第三方案确定其阶段斜长为740m)。
两者相比,方案三的投资要比方案一高,其初期投资较少,生产经营费也可能略低
两方案需要通过经济比较,才能确定其优劣。
三、开拓方案经济比较
第一、第三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,分别计算汇总于表25-6—表25-10。
表25-6建井工程量
项目
方案1
方案3
初期
主井井筒/m
副井井简/m
井底车场/m
主石门/m
运输大巷/m
275+20
275+5
1000
1700
240+20
240+5
270
后期
主井井简/m
副井井筒/m
800
6000+7700
260
21000
0+600
6000+27700
初期大巷((750+100)2=1700)2=1700
后期大巷:
一水平(650+1500+750+100)2=6000
=水平15004+8502=7700,三水平15004+8502=7700
表25—7生产经营工程量
运输提升
/万t.km
工程量
采区上山运输
一区段
二区段
三区段
四区段
1.2×
983.04×
4×
O.174
=1642.07
3×
O.174=:
1231.55
O.174=821.04
l×
0.174=410.52
采区上山
一水平一区段
二、三水平
1045.14×
O.185=696.06
O.185=464.04
1×
O.185=232.02
941.58×
O.167=754.77
0.167=377.39
大巷及石门运输
一水平
二水平
4915.05×
2.25=13270.64
3.05=17989.08
O.275=1621.91
O.5=2949.03
三水平
4180.62×
2.52=12642.]9
2824.74×
2.25=7626.80
282474×
2.85=9660.61
O.24=1204.02
O.37=1254.18
0.5=1694.84
维护采区上山
维护/万·
a·
m
6×
12.38
×
10-4=31.02
740×
10.7×
10-4=11.40
7.54×
10-4=10.86
排水/万m3,
=水平
34.13×
10-4
=11361.19
29×
lO-4=9653.52
19.61×
10-4=6527.8
单价
/元.m-1
/元·
m-1
初
期
主井井筒
副井井筒
主石门
运输大巷
295
280
3000
900
88.5
84.0
90.O
136.0
245
78.O
73.5
21.6
398.5
399.1
后
主井井简
副井井简
运辅大巷
13700
67.5
64.0
1096.0
2000
600
21400
78.0
180.O
48.0
1712.0
1385,O
2096.O
共计(初期+后期)
1783.5
2495.]
表25—8基建费用表
表25—9生产经营费
单价/元·
运输提升采区上山
1642.07
821.04
410.52
0.508
O.652
0.759
O.832
834.17
802.97
623.17
341.55
696.06
464.04
232.02
754.77
377.39
O.669
O.760
O.834
0.762
0.835
465.66
352.67
193.50
575.13
315.12
2601.86
1902.08
大巷及石门
13270.64
17989.08
O.392
O.381
5202.09
6853.84
12642.19
7626.8
9660.61
O.385
0.392
0.381
4867.24
2989.71
3680.69
12055.93
11537.64
立井
1621.97
2949.03
1.32
0.85
2141.00
2506.68
1204.02
1254.18
1694.84
1.35
1.OO
O.85
1625.43
1440.61
4647.68
4320.22
运提费合计
19305.47
17759.9d
维护采区上山费
31.02
万.a.m
35
元.a.m
1085.70
22.26
779.10
排水费
11361.19
O.0839
0.1525
953.2
1732.58
9653.52
6527.80
O.0732
O,1129
O.1525
706.64
736.99
995.49
2685.78
2439.12
合计
23076.95
20978.16
百分率/%
初期建井费
基建工程费
生产经营费
398.50
100
110
2495.1
100.15
139.90
总费用
24860.45
105.91
23473.26
综合比较
方案一方案三
生产费用略高
基建费用明显低
延深次数1次两次
基建费误差小于生产费误差
开拓方案的综合评价可以采用矿井生产能力、第一
夸年限、初期基建投资、矿井总基建费用、建井工期、吨煤成本、煤炭采出率、矿井工艺
茫性、采掘机械化程度等主要指标。
开拓方案的综合评价可以采用矿井生产能力、第一水平服务年限、初期基建投资、矿井总基建费用、建井工期、吨煤成本、煤炭采出率、矿井工艺采掘机械化程度
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