兴隆庄煤矿煤矿1.2mta新井设计-提高煤炭采出率的技术探索与实践-高应力软岩下矿井巷道支护_第1页
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文档简介

中国矿业大学本科生毕业设计姓名学号学院矿业工程学院专业采矿工程专业设计题目兴隆庄煤矿煤矿12MT/A新井设计专题提高煤炭采出率的技术探索与实践指导教师职称副教授2011年6月徐州中国矿业大学毕业设计任务书学院矿业工程学院专业年级采矿工程07级学生姓名任务下达日期2011年3月12日毕业设计日期2010年3月13日至2010年6月10日毕业设计题目兴隆庄煤矿煤矿12MT/A新井设计毕业设计专题题目提高煤炭采出率的技术探索与实践毕业设计主要内容和要求根据采矿工程专业毕业设计大纲,本毕业设计分为一般部分、专题部分和翻译部分,具体包括1、兴隆庄煤矿煤矿12MT/A新井设计。2、完成专题提高煤炭采出率的技术探索与实践。3、翻译一篇3000字以上的专业英语文章。院长签字指导教师签字摘要本设计包括三个部分一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为兴隆庄煤矿12MT/A新井设计。兴隆庄煤矿位于山东省兖州市,交通便利。井田走向(东西)平均长约43KM,倾向(南北)平均长约35KM,井田总面积为1355KM2。主采煤层为3号煤,平均倾角为4,煤层平均总厚为828M。井田地质条件较为简单。井田工业储量为13829MT,矿井可采储量8510MT。矿井服务年限为545A,矿井正常涌水量为400M3/H,最大涌水量为650M3/H。矿井瓦斯涌出量低,为低瓦斯矿井。井田为立井单水平上下山开拓,划分为四个采区,两个采区;大巷布置在320M水平,采区采用上、下山开采方式,采区采用集中巷布置;工作面布置为综合机械化放顶煤;大巷采用胶带输送机运煤,辅助运输采用架线式电机车牵引矿车设备,主井采用箕斗提升,副井采用罐笼提升;矿井通风方式为两翼对角式通风;矿井年工作日为330D,日提时间为16H;工作制度为“三八”制。专题部分题目是提高煤炭采出率技术探索与实践为提升采出率并保护环境,文章介绍正常煤层赋存区的干净开采和“三下”煤层赋存区特殊开采时可供选择的几种采煤工艺。超长综放面煤层自燃火灾防治技术研究。在确定超长综放面煤层自燃危险区域的基础上,提出了有针对性、高效的综合防灭火技术体系,建立了超长综放面煤层自燃火灾快速应急防灭火系统,成功地对兴隆庄煤矿4324超长综放面煤层自燃火灾进行治理,为超长综放面的安全生产提供了重要的技术保障。翻译部分主要内容为高应力软岩下矿井巷道支护,英文题目为UNDERHIGHSTRESSSOFTCRAGMINEPITTUNNELSUPPORTSANDPROTECTIONS。关键字矿井设计;立井单水平;上下山开采;综合机械化采煤ABSTRACTTHISDESIGNINCLUDESTHREEPARTSTHEGENERALPART,THEPROJECTSSECTIONANDTRANSLATIONPARTTHEGENERALPARTISANEWDESIGNOFXINGLONGZHUANGCOALMINEXINGLONGZHUANGCOALMINEISLOCATEDINYANZHOUSHI,SHANDONGPROVINCE,THETRANSPORTATIONISCONVENIENTTHERUNOFTHEMINEFIELDIS43KM,THEWIDTHISABOUT35KM,THETOTALAREAOFMINEFIELDISABOUT1355KM2THETHREEISTHEMAINCOALSEAM,ANDITSDIPANGLEIS4DEGREETHETHICKNESSOFTHEMAINCOALSEAMISABOUT828MINALLTHEPROVEDRESERVESOFTHEMINEFIELDARE13829MILLIONTONSTHERECOVERABLERESERVESARE8510MILLIONTONSTHEDESIGNEDPRODUCTIVECAPACITYIS40MILLIONTONSPERCENTYEAR,ANDTHESERVICELIFEOFTHEMINEIS554YEARSTHENORMALFLOWOFTHEMINEIS400M3PERHOURANDTHEMAXFLOWOFTHEMINEIS650M3PERHOURMINEGASEMISSIONISLOW,FORLOWGASMINERALWELLTHEMINEFIELDISSHAFTWITHSINGLELEVELDEVELOPMENTS,DEVIDEDINTOFOUTMININGDISTRICTS,TWOSTRIPDISTRICTSTHEMAINROADWAYARRANGESIN370MLEVELTHEMININGDISTRICTUSESRISEANDDIPTYPE,THESTRIPDISTRICTUSESMAININCLINEDDRIFTTHEWORKINGFACEADOPTSFULLYMECHANIZEDCOALMININGTECHNOLOGYWITHSUBLEVELCAVING,THEMAINROADWAYUSESACCORDIONCONVEYORTOTRANSPORTCOALTHEAUXILIARYTRANSPORTIONUSESTROLLEYLOCOMOTIVEHAULINGMINECAREQUIPMENTTHEMAINSHAFTUSESSKIPHOISTING,THEAUXILIARYUSESCAGEHOISTINGTHEMINEVENTILATIONMODEISTWOWINGDIAGONALTYPEVENTILATIONTHEMINEPITYEARWORKINGDAYIS330D,THEWORKROUTINEIS“FOURSIX”THETOPICOFTHEPROJECTSSECTIONISRESEARCHONPREVENTIONANDCONTROLOFCOALSEAMSPONTANEOUSCOMBUSTIONINTHEOVERLONGFULLYMECHANIZEDLONGWALLCOALMININGFACEBASEONTHECONFIRMATIONONTHEDANGEROUSZONEOFSEAMSPONTANEOUSCOMBUSTIONINTHEOVERLONGFULLYMECHANIZEDLONGWALLCOALMININGFACE,THEPAPERPROVIDEDTHERELATEDANDHIGHEFFICIENTCOMPREHENSIVEMINEFIREPREVENTIONANDEXTINGUISHINGTECHNOLOGYSYSTEMARAPIDEMERGENCYMINEFIREPREVENTIONANDEXTINGUISHINGSYSTEMFORSEAMSPONTANEOUSCOMBUSTIONFIREDISASTEROFTHEOVERLONGFULLYMECHANIZEDLONGWALLCOALMININGFACEWASESTABLISHEDASEAMSPONTANEOUSCOMBUSTIONFIREDISASTEROCCURREDINNO4324OVERLONGFULLYMECHANIZEDLONGWALLCOALMININGFACEWASSUCCESSFULLYCONTROLLED,WHICHWOULDPROVIDEANIMPORTANTTECHNICALGUARANTEEFORTHESAFETYPRODUCTIONOFTHEOVERLONGFULLYMECHANIZEDLONGWALLCOALMININGFACETHEMAINCONTENTOFTHETRANSLATIONPARTISABOUTTHEMINEPITTUNNELSUPPORTANDPROTECTIONUNDERHIGHSTRESSSOFTCRAGUNDERKEYWORDSTHEMINEPITDESIGNVERTICALSHAFTSINGLELEVELUPDOWNAMOUNTAINMININGSYNTHESISMECHANIZATIONMININGCOAL目录一般部分1矿区概述及井田地质特征111矿区概述1111矿区地理位置1112矿区气候条件1113水文条件2114自然地震212井田地质特征2121井田地质特征2122井田地质构造3123水文地质513煤层特征5131煤层埋藏条件5132煤层的围岩性质6133煤的特征7134开采技术条件92井田境界和储量1021井田境界10211井田界限10212井田尺寸及概况1022矿井工业储量11221井田勘探类型11222矿井工业储量的计算及储量等级1123矿井可采储量13231矿井永久保护煤柱损失量13232矿井的可采储量163矿井工作制度、设计生产能力及服务年限1731矿井工作制度1732矿井设计能力及服务年限17321确定依据17322确定矿井设计生产能力17323矿井服务年限18324井型校核194井田开拓2041井田开拓的基本问题20411确定井筒形式、数目、位置及坐标20412工业场地的位置21413采采区的划分22414开采水平的确定22415矿井开拓方案比较2242矿井基本巷道26421井筒26422开拓巷道30423井底车场及硐室325准备方式采区巷道布置3451煤层地质特征34511采区位置34512采区煤层特征34513煤层顶底板岩石构造情况34514水文地质34515地质构造3452采区巷道布置及生产系统34521采区准备方式的确定34522采区巷道布置35523采区生产系统36524采区内巷道掘进方法36525采区生产能力及采出率3653采区车场选型设计376采煤方法3961采煤工艺方式39611采区煤层特征及地质条件39612确定采煤工艺方式39614回采工作面破煤、装煤方式40615回采工作面支护方式40616端头支护及超前支护方式46617各工艺过程注意事项46618回采工作面正规循环作业4862回采巷道布置51621回采巷道布置方式51622回采巷道参数527井下运输5571概述55711矿井设计生产能力及工作制度55712煤层及煤质55713矿井运输系统5572采区运输设备选择56721设备选型原则56722采区运输设备选型及能力验算5673大巷运输设备选择60731胶带运输大巷设备选择60732辅助运输大巷设备选择60733运输设备能力验算618矿井提升6381矿井提升概述6382主副井提升63821已知数据63822主井提升设备选型63823副井提升设备选型63824井上下人员运送649矿井通风及安全6691矿井概况、开拓方式及开采方法66911矿井地质概况66912开拓方式66913开采方法66914变电所、充电硐室、火药库67915工作制、人数6792矿井通风系统的确定67921矿井通风系统的基本要求67922矿井通风方式的选择67923矿井主要通风机工作方式选择68924采区通风系统的要求68925采区工作面通风方式的选择6993矿井风量计算71931通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定71932各用风地点的用风量和矿井总用风量71933风量分配7694矿井通风阻力计算76941计算原则75942矿井最大阻力路线78943计算矿井摩擦阻力和总阻力78944两个时期的矿井总风阻和总等积孔8095选择矿井通风设备80951选择主要通风机80952电动机选型8496安全灾害的预防措施85961预防瓦斯和煤尘爆炸的措施85962预防井下火灾的措施85963防水措施8610设计矿井基本技术经济指标87参考文献88专题部分提高煤炭采出率的技术探索与实践94一、我国煤炭采出率标准研究94二、提高煤炭采出率技术99三、提高煤炭采出率技术实践101四、结束语103翻译部分英文部分107中文部分115致谢121一般部分1矿区概述及井田地质特征11矿区概述111矿区地理位置兴隆庄矿井位于山东省兖州市境内,井田横跨兖州、曲阜两市。津浦铁路干线纵贯井田东北部,兖济铁路从井田北侧向西延伸,兖石铁路自井田南侧向东延伸,西接京九线,东至石臼所新港,矿区铁路经大东章集配站与津浦铁路相接。公路四通八达,104国道沿井田东部通过,兖济公路沿井田西部通过,兖邹公路贯穿井田范围,区内地势平坦,交通十分方便。矿井北距兖州市8KM,东距程家庄21KM,东南距邹城市14KM。矿井交通位置图见图11。南屯煤矿田庄井田太平煤矿鲍家店煤矿新集井田落陵煤矿东滩煤矿里彦煤田唐村煤矿曲阜区兴隆庄煤矿北宿煤矿杨村煤矿杨庄煤矿本矿井其它生产矿及曲阜区北兖州市邹城市里程表到站公里济南青岛徐州上海石臼所156649162818298徐州连云港石臼所港兖州煤田临沂陶枣青岛新汶淄博肥城济南烟台渤海峄山断层津浦铁路兖新铁路黄河黄海滋阳断层图11矿井交通位置图112矿区气候条件本区为温带半湿润季风区,属大陆与海洋间过渡性气候,四季分明。据济宁、兖州、邹城气象站19592001年的观测资料,年平均气温141,气温最低月为元月,平均气温2。最高气温为7月份,平均气温29,最高可达40以上。年平均降雨量7127MM,年最小降雨量34790MM,最大降雨量11793MM。雨季多集中在78月,有时延至9月,其降雨量约占全年降雨量的65。年平均蒸发量18848MM,最大蒸发量多在47月,约占全年蒸发量的45。风向频率多为南及东南风,年平均风速273M/S,极端最大风速24M/S,最大风速的风向多为偏北风。结冰期由11月至翌年3月,最大冻土深度045M,最大积雪厚度019M。113水文条件区内为第四系冲积平原,地形平坦,由东北向西南逐渐降低,坡度极为平缓。地面标高变化于52M44M之间,井口附近地势较高,工业广场标高为4920M。除特大洪水外,一般不受威胁。区内有泗河纵贯全区。泗河全长142KM,河宽1001000M,流域面积2590KM2,最大流量3380M3/S;流经本区3层煤隐伏露头的部分地段,向西南注入南阳湖,属一季节性河流,与第四系潜水有一定的水力联系。114自然地震兖州市的地震烈度为7度。12井田地质特征兴隆庄井田位于兖州煤田东北隅,属全隐蔽井田。北部以滋阳断层为界,南邻鲍店井田,东接东滩井田,西靠杨村井田,西北以兖州城安全煤柱接上组煤层露头为界。121井田地质特征兖州煤田为一轴向北东、向东倾伏的不对称向斜。兴隆庄煤矿位于兖州向斜的北翼,为一走向北东北西,倾向南东北东,倾角214的单斜构造。主要含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组,煤系和煤层沉积稳定,为华北型含煤岩系,无岩浆侵入,平均厚度310M,全部为第四系冲积层所覆盖,井田地层综合柱状图见图12。第四系厚度在132423529M之间,平均厚度18408M,分上中下三组,以粘土、砂质粘土,含粘土的砂(砾),或砂(砾)等相间组成,不整合于侏罗系之上。侏罗系的上侏罗统,最大残厚33046M,仅保留于本区东南部的边缘地段,由紫红色细砂岩或中细粒砂岩,间夹细砂岩与泥岩互层所组成,底部偶见砾岩,与二叠系成不整合接触。二叠系之石盒子组最大残厚18188M,一般厚度60M左右,以粘土岩为主,间夹细砂岩,其底部全区普遍发育着一层粗砂岩或含砾砂岩,孔隙度大,硅质接触式胶结,岩性稳定,整合于主要含煤地层山西组之上。二叠系山西组厚848215291M,一般厚为12962M,为本煤田的主要含煤地层,含有局部可采的2层煤和稳定可采的3层煤,其中3层煤是井田的主采煤层,煤层底部多为细砂岩、粉砂岩互层,有时相变为中砂岩,整合于石炭系之上。上石炭系的太原群厚1485318513M,一般厚度17342M,以粉砂岩和泥质岩为主,间加中砂岩、粘土岩、薄层灰岩及煤层组成,共含煤23层。其中16层、17层煤是全井田可采的薄煤层,主要标志层为第三层灰岩和第十层灰岩,地层多为粉砂岩和深灰色泥岩为主,间夹以中砂岩、粘土岩和薄层灰岩,整合于本系的本溪群之上。中石炭系本溪群厚21493600M,一般厚度2875M,以灰岩为主,假整合于奥陶系之上。奥陶系马家沟统总厚72520M,以石灰岩为主,有裂隙和洞穴,与下伏寒武系呈整合接触。122井田地质构造井田位于兖州向斜的北翼。为一倾向南东至北东,倾角214,一般为48,走向北东至北北西的单斜构造,并发育着次一级小型的宽缓波状起伏。区内北东向逆断层不发育,而北西向的高角度正断层较发育,并具有断层走向的弯曲、分叉、合并、落差时大时小、呈”入”字型构造形态等特点。图12井田地层综合柱状图2煤084809512整合0619805分界砂岩上段由杂色泥岩、中、细砂岩组成。综合柱状150煤层标志层名称层间距(M)岩性特征整合不整合不整合以紫红色厚层细砂岩或中、细粒砂岩为主,间夹细砂岩与泥岩互层,下部岩性松散,底部偶见薄层底砾岩,本组地层仅分布在井田的东部边缘。为灰色、紫色等杂色泥岩、砂质泥岩,颗粒不均。本组地层仅在井田北部的83号孔和4号孔附近有残留以杂色粘土岩为主,间夹灰灰绿色薄层粗、中、细砂岩及粉砂岩。偶见大羽羊齿、科达木等植物化石。底部普遍发育一层灰灰白色粗砂岩或含砾粗砂岩,孔隙大,硅质接触式胶结,岩性稳定,可作为对比标志。32107328十灰5煤6八灰049263048511七灰7621煤390285810七八九15三五灰0464粉砂岩为主,含煤7层,其中16上、7层煤稳定可采。十下浅灰灰色石灰岩,岩溶裂隙较发育。上段以深灰色粉砂岩、泥岩为主,下段以灰色细砂岩及灰绿色中砂岩为主,共含薄煤12层,灰岩6层,其中五灰层位稳定,十上灰岩较稳定。三灰灰深灰色石灰岩,岩溶裂隙较发育。654由暗灰灰黑色粉砂岩、泥岩组成,含薄层煤三层,第二层灰岩较少见。整合下段为含煤段发育有第2、3层煤,其间为灰灰白色厚层中砂岩夹粉细砂岩,构成煤顶板砂岩。下部为灰深灰色细、中砂岩或粉砂岩,为3煤底板砂岩。518276三灰53216煤96944823015煤492857假整合7248693浅灰青灰色石灰岩,上部夹薄层铝质泥岩,顶部岩溶裂隙较发育。1052391灰乳白色石灰岩及杂色铝质泥岩为主,含薄煤一层,底部为铁质岩或铝质岩。十四灰岩溶裂隙较发育。5857整合十四灰3十三灰0十二灰五9十五十四十三十二187十一6十917煤6煤十灰2409771厚度M第二段由浅灰色、灰绿色、杂色粘土及中细砂质粘土等组成,分布稳定。32150329第四段由土黄色或褐黄色粘土和粉砂质粘土等组成,分布较稳定。第一段以含粘土的中、粗砂及砂砾为主,中夹粘土透镜体。第三段由深黄色或深褐色细砂以及粘土、砂质粘土、粘土质砂(砂砾)等相间组成。第五段由棕黄色为主的粘土、砂质粘土、粘土质砂(砂砾)、砂(砂砾)层等相间组成。其中粘土类约占68。砂土类由长石、石英组成,松散。4053987245217地层厚度(M)地层系统界系统组2359140867新生界系四第Q中生界系罗侏J上统3092上统P2上石盒子组1079二叠系P下统1下石盒子组21P086山西组139745太原组本溪组上统2C系炭石古生界系陶奥O中下统2173842053790煤层有古河床冲刷切割。地质构造整体比较简单,但有的采区比较复杂,局部不能开采。主要断层特征见表11。表11主要断层特征123水文地质矿井水文地质比较简单。主要含水层为上覆的第四系覆盖层,总厚度平均18408M,分上、中、下三组,除中组粘类的厚度占73左右,透水性弱,含水不丰富外,其上、下两组均为含水丰富的砂及砂砾岩层。上组含水层局部地段与地表径流和降雨进行垂直渗透补给,补给和排泄条件良好。下组含水层间夹有不稳定的粘土层,其上有中组为隔水层,故含水性虽强,但补给和排泄条件较差,其底部含水层为煤系含水层的主要补给水源。基岩主要含水层对矿井充水直接有关的为第3层煤顶部砂岩,第三层灰岩和第十层灰岩。当有断层构造时,其它含水层也可成为奥陶系灰岩水的通道,直接影响矿井安全开采。煤系底部的奥陶系灰岩,厚度在450750M之间,虽然含水丰富,但因距主采煤层甚远,故近期内对矿井生产不产生影响。根据地质报告预测,开采前期矿井正常涌水量为400M3/H,最大涌水量为500M3/H;开采后期正常涌水量为550M3/H,最大涌水量为650M3/H。而投产20年来的实际资料,矿井正常涌水量为21564M3/H,最大涌水量为31213M3/H。13煤层特征131煤层埋藏条件井田含煤地层共含有26层煤,总厚度1788M。其中稳定可采的有3、16上、17三断层名称性质走向倾向倾角落差(M)滋阳断层正N4060WNE推定802097500滋阳断层支一正N1565WNE80115滋阳断层支二正N55WNE801017滋阳断层支三正N8070WNE802200大苑庄断层正N5055WNE801525官庄断层正N3540WNE8010小施村断层正N3040WNE808巨王林断层正N2585WSW8022110巨王林断层支一正N1525WSW8032大岗头断层正N2080WNE8040牛王村断层正N520ESE803538孙家庄断层正N10EN25WSENE8080铺子断层正N325WSW80860铺子断层支一正N10EN20WNWSW80200铺子断层支二正N40EN40WNWSW80828刘家楼断层逆N65ENW5012三元村断层逆N60ENW5010层煤,局部可采的2煤、6煤以及暂不可采的10下、15上层煤,可采煤层总厚度1314M,约占煤层总厚的735。而第三层煤全区稳定,平均厚度为829M,占可采煤层总厚的63,是矿井的主采煤层。表13可采煤层情况一览表132煤层的围岩性质3煤层厚度大且稳定,厚度为230106M,平均828M,绝大部分区厚度在8M以上,仅极个别点厚度在3M左右。煤层结构简单,含12层夹石,夹石岩性为炭质细砂岩、泥岩和粘土岩,其厚度一般45600及以上7035300500603012024050252015459040201515930各省自定2)、校核各种辅助生产环节的能力本矿井是根据矿井生产能力考虑一定的富裕系数来确定各种辅助环节能力的,矿设计能力为12MT/A,由于各方面条件都较好日后有望在此基础上扩产,因此在设备选型上都有很大富裕,所以辅助生产能力是满足设计能力的。4井田开拓41井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内,为了采煤,从地面向地下开拓一系列巷道进入媒体,建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式,需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较,才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题,具体有下列几个问题需认真研究。1)、确定井筒的形式、数目和配置,合理选择井筒及工业场地的位置;2)、合理确定开采水平的数目和位置;3)、布置大巷及井底车场;4)、确定矿井开采程序,做好开采水平的接替;5)、进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造;6)、合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题,需根据国家政策,综合考虑地质、开采技术等诸多条件,经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时,应遵循下列原则1)、贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策,为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量;尤其是初期建设工程量,节约基建投资,加快矿井建设。2)、合理集中开拓部署,简化生产系统,避免生产分散,做到合理集中生产。3)、合理开发国家资源,减少煤炭损失。4)、必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统,创造良好的生产条件,减少巷道维护量,使主要巷道经常保持良好状态。5)、要适应当前国家的技术水平和设备供应情况,并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6)、根据用户需要,应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采,以及其它有益矿物的综合开采。411确定井筒形式、数目、位置及坐标1)、井筒形式的确定井筒形式有三种平硐、斜井、立井。一般情况下,平硐最简单,斜井次之,立井最复杂。但在解决集体问题时,必须从自然地质条件、技术条件和经济条件等各个方面的因素综合考虑。平硐开拓的优点井下煤炭运输不需转载即可由平硐直接外运,因而运输环节和设备少、系统简单、费用低;平硐地面工业设施较简单,不需结构复杂的井架、绞车房和硐口车场;无需在平硐内设水泵房、水仓等硐室,减少许多井巷工程,省去排水设备,排水费用大大减少,对预防井下水灾较为有利;平硐施工条件较好,掘进速度快,可加快矿井建设;不留或少留工业场地煤柱,煤柱损失少。平硐开拓的不足之处是受地形及埋藏条件限制,只有在地形条件合适,煤层赋存较高的山岭,丘陵或沟谷地区,且便于布置工业场地和引进铁路,上山部分的储量大致能满足同类井型水平服务年限要求时,都应采用平硐开拓。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制,在采深相同的的条件下,立井井筒短,提升速度快,提升能力大,对辅助提升特别有利,井筒断面大,可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求,且阻力小,对深井开拓极为有利;当表土层为富含水层或流沙层时,立井井筒比斜井容易施工;对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田,能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂,需用设备多,要求有较高的技术水平,井筒装备复杂,掘进速度慢,基本建设投资大。斜井开拓与立井开拓相比井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单,掘进速度快,井筒施工单价低,初期投资少;地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单,井筒延伸施工方便,对生产干扰少,不易受底板含水层的威胁;主提升胶带化有相当大的提升能力,可满足特大型矿井主提升的需要;斜井井筒可作为安全出口,井下一旦发生透水事故等,人员可迅速从井筒撤离。缺点是斜井井筒长辅助提升能力少,提升深度有限;通风路线长、阻力大、管线长度大;斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。本矿井煤层倾角小,平均4,为近水平煤层;表土层厚,煤层埋藏深;水文地质情况比较简单;井筒不需要特殊施工,可采用斜井开拓或立井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为双立井。2)、井筒位置的确定井筒位置的确定原则(1)有利于第一水平的开采,并兼顾其他水平,有利于井底车场和主要运输大巷的布置,石门工程量少;(2)有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段,首采区少迁村或不迁村;(3)井田两翼储量基本平衡;(4)井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层;(5)工业广场应充分利用地形,有良好的工程地质条件,且避开高山、低洼和采空区,不受崖崩滑坡和洪水威胁;(6)工业广场宜少占耕地,少压煤;(7)距水源、电源较近,矿井铁路专用线短,道路布置合理。方案一井筒位置,方案二井筒位置,方案三井筒位置。412工业场地的位置由开拓方式知工业场地在井田范围内。413采区的划分41采区划分示意图414开采水平的确定本矿井主采煤层为3号煤层,其它煤层属薄且不稳定煤层,近期暂不开采可作为后备储量。3号煤层属近水平煤层,平均倾角为,煤层露头线为150M,煤层埋藏最深处4达600M,垂直高度达450M。根据煤炭工业设计规范规定,缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350M,针对于本矿井的实际条件,决定煤层的阶段垂高为300M左右。由于本矿井瓦斯,涌水及煤层倾角比较小,所以可以考虑上下山的开采方案,考虑到井田范围不大,所以本矿井也可采用两水平的开采方式。采用两个水平划分时,由于煤层是近水平煤层,所以立井开拓第一水平,二水平采用暗斜井延深。415矿井开拓方案比较1)、提出方案根据以上分析,现提出以下三种在技术上可行的开拓方案,如图42,分述如下方案一立井单水平上下山(岩石大巷主、副井均为立井,布置于井田中央,大巷布置在岩层当中。方案二立井两水平立井延深(岩层大巷主、副井均为立井,布置于井田中央,大巷布置在岩层当中,通过立井延深到第二水平。方案三立井两水平暗斜井延深(岩石大巷)主、副井均为立井,布置于井田中央,暗斜井延深,大巷布置在岩层当中。2)、技术比较以上所提三个方案中,井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度以及一、二水平采区和采区布置总体一致。区别在于二水平的开拓方式不同而引起部分基建、生产经营费用不同。一一240836048049137526240836048049137526一一2408360458620491376图42开拓方案示意图方案二、三中,区别在于方案二中主副井的直接延深,这样会使得施工与生产之间干扰大,施工组织比较复杂;要在一段时间内停止井筒的提升,影响矿井生产;延深后矿井提升能力相对降低;优点是可以充分利用原设备、设施,投资少,提升系统单一,转运环节少,车场工程量相对减少。方案三中利用暗斜井延深,生产与施工的相互干扰少;暗斜井的位置、方向、倾角、提升方式的选择均可不受原有井筒的限制,可按有利于下部水平开采进行布置;原有井筒的提升能力不降低,设备可以继续使用;主要问题是增加了暗斜井的上部车场和硐室的工程量;增加了暗斜井的提运设备和转运环节。因煤层为近水平煤层,立井延深石门较长,故两方案中暂取方案三。详见表42。表42各方案粗略估算费用表3)、经济比较方案一、三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,分别汇总于表43表47中。在上述经济比较中需要说明以下几点两方案大巷布置数目及位置相同;主、副井布置在岩层中,维护费用较低,故未对比其维护费用的差别;主、辅运输大巷断面大小不同,大巷维护费用按平均维护费用估算;方案中相同部分未做比较分析,仅对不同之处进行了计算对比。表43建井工程量表44生产经营工程量表42各方案粗略估算费用表方案二方案三基建费岩巷4466951574800001294145岩巷44669561299900001242798维护费岩巷124669567022000001300436岩巷124669567023500001525763总费用/万元594581768561百分数1000012926项目方案一方案三主井井筒/M320320副井井筒/M3202032020井底车场/M100000100000初期开拓大巷/M466956024466956024主暗斜井/M0001278副暗斜井/M0001278井底车场/M000300500石门/M00044000后期开拓大巷/M276748994276748994项目方案一方案三运输提升/万TKM工程量工程量大巷及石门运输121150970188121150970988西四大巷及石门运输25966136459121237551077121237551527西二大巷及石门运输159941226769下山及暗斜井运输由对比结果可知,方案一比方案三的总费用少17;综合以上技术经济比较,确定矿井开拓方式为立井单水平上下山岩石大巷,选用方案一;表45基建费用表表46生产经营费121150970529412115097052940975东一采区73119207782121237550761712123755076170975东三采区113117257910121439791059121439790975东五采区18296916845512105881172710412105881767104上下山维护/万A21909752544243656702104894243656416104排水/万330848335024652方案一方案三工程量单价费用工程量单价费用方案项目元/万元元/万元主井井筒3204827601544832048276015448副井井筒3505708903106135057089021061井底车场1000001830901830910000018309018309轨道大巷18678241830903419801867824183090341980运输大巷18678241299902427981867824129990242798初期小计649596649596主暗斜井井筒000208550000127840296072960副暗斜井井筒0002256000000127857089051498井底车场0001830900008000018309014647主石门000183090000440001830908056轨道大巷11069961830902026801106996129990143898运输大巷11069961299901438981106996129990143898后期小计346578405471总计9924741055067表47费用汇总表42矿井基本巷道421井筒矿井共有两个井筒,分别为主井、副井。(1)主井位于井田中央工业场地之中,担负矿井12MT/A的煤炭提升任务。井筒中装备多绳16T侧卸式箕斗两套带平衡锤;井筒采用混凝土支护,直径65M,净断面积3318M2,支护厚度450MM,掘进断面356M2;两侧钢丝绳罐道;每天提升16小时。井筒断面布置如图42。方案一方案三工程量单价费用工程量单价费用项目万TKM万元/万TKM万元万TKM万元/万TKM万元下山及集中巷运输北一采区7311913095054207782130270117东三采区1131113014705225791130335283西四采区182969130237859168455130218992小计479966824393大巷及石门运输西二采区1599410304798222676903068031小计4798268031运费合计527948892424上下山维护2192000438909720001949排水/万33084833060185090308483060185090小计185528185284合计23718832786210方案一方案三项目方案费用/万元百分率/费用/万元百分率/初期建井费6495961000064959610000基建工程费3465781000040547111699生产经营费237188310000278621011747总费用336805710000374127711741表48主井井筒特征表井型12MT/A井筒直径50M井深591M提升容器一对12T箕斗净断面积1963M基岩段毛断面积2642M表土段毛断面积4071M井筒支护混凝土井壁厚400MM表土段井壁厚1150MM图42主井(2)副井位于井田中央工业场地之中,与主井东西相距约60M,担负全矿的材料、人员、设矸石的提升。装备一对多绳1T矿车双层四车窄罐笼和一个1T矿车双层四车宽罐笼带平衡锤;安装行人梯子,并有足够的安全间隙;分别有一躺输水、排水管路和两躺主干动力电缆。井筒混凝土支护,直径72M,净断面积4071M2,支护厚度500MM(表土段壁厚1400MM)。井筒断面布置如图43。图43副井表49副井井筒特征表井型12MT/A井筒直径65M井深586M提升容器一个1T矿车双层四川人窄罐笼一个1T矿车双层四川人宽罐笼净断面积3318M基岩段毛断面积4301M表土段毛断面积6793M井筒支护混凝土井壁厚450MM表土段井壁厚1400MM(3)风井风井采用立井型式,圆形断面,净直径为60M,净断面积为M2,风井布置在78工业广场内,不需要留单独的保护煤柱。井筒采用混凝土支护,井壁厚度400MM。风井井筒断面如图48所示,主要参数见表410。表410风井井筒特征表井型井筒直径井深净断面积基岩段毛断面积表土段毛断面积12MT/A60M470M2827M3739M5410M图44风井井筒断面图422开拓巷道布置一条运输大巷,一条轨道大巷均布置在煤层底板中,大巷水平间距50M,共两条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物,大巷位于井田中央,沿走向布置,坡度控制在3以内。运输大巷和轨道大巷断面特征如图45和图46。两条大巷均选用拱形巷道,锚喷支护。运输大巷断面如图45所示,巷道特征见表411,每米材料消耗量见表412;辅助运输大巷断面如图46所示,巷道特征见表414,每米材料消耗量见表415。图45运输大巷断面图表411运输大巷巷道特征表断面设计/M2设计掘进尺寸围岩类别净设计掘进宽度/MM高度/MM喷射厚度/MM净周长/MM岩石14316648003900100148锚杆排间距/MM长度/MM直径/MM形式外露长度/MM排列方式顶帮顶帮顶帮树脂150交错808020002000616表412运输大巷每米工程量及材料消耗量材料消耗量计算掘进工程量/M3围岩类别巷道墙角锚杆数量喷射材料/M3金属网/M2药卷数量粉刷面积/M2水沟长度/M岩176004152315355431图46辅助运输大巷断面图表413辅助运输大巷巷道特征表断面设计/M2设计掘进尺寸围岩类别净设计掘进宽度/MM高度/MM喷射厚度/MM净周长/MM岩14316648003900100148锚杆排间距/MM长度/MM直径/MM形式外露长度/MM排列方式顶帮顶帮顶帮树脂150交错808020002000616表414辅助运输大巷每米工程量及材料消耗量材料消耗量计算掘进工程量/M3围岩类别巷道墙角锚杆数量喷射材料/M3金属网/M2药卷数量粉刷面积/M2水沟长度/M岩176004152315355431423井底车场及硐室矿井为立井开拓,煤炭由运输大巷运至井底煤仓,后经箕斗提升运至地面;物料经副井运至井底车场,经井底车场由电机车牵引运到采(带)区;少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。1)、井底车场的形式和布置方式井底车场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、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务,是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范421要求井底车场布置形式应根据大巷运输方式,通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置,地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素,经技术经济比较后确定,并符合下列规定(1)大巷采用固定式矿车运输时,宜采用环形车场。(2)当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时,宜采用折返与环形相结合形式的车场,并应与采区装车站形式相协调。(3)当大巷采用带式输送机运煤,辅助运输采用无轨系统时,宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场;若辅助运输采用有轨系统,则宜采用环形形式的车场。(4)采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井,井下采用多种运输方式运输时,应结合具体条件,经方案比较后确定。根据矿井开拓方式,主井、副井和大巷的相对位置关系,确定采用刀式井底车场。该车场利用主要运输巷道作为调车线和通过线,车场巷道工程量小。井底车场布置如图47。2)、空重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按15倍列车长度考虑,一列矿车为20个车厢,采用1T固定箱式矿车,型号为MG116A,外形尺寸(长宽高)20008801150(MM),故取调车线长度为70M。3)、调车方式驶来的矸石列车由机车牵引到达B点,机车返到A点顶推列车进入副井重车线;机车摘钩,经道岔CD,通过调车线,到E,拉走空车。调车线停放一备用机车,用于材料和设备的运输。4)、硐室井底车场硐室主要有井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、消防材料库及工具室、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机头硐室,联络巷、箕斗装载硐室等。主井井底煤仓为垂直圆断面煤仓,坐落于主井胶带大巷侧下段,煤仓直径为70M,有效装煤高度为21M,经计算煤仓容量为2000T;胶带输送机运输能力为2000T/H,工作面生产能力为546T/H,两小时为1092T。据设计经验和规范,可知容量符合要求;煤仓采用上装式布置,通过检修清理斜巷清理。水仓布置在井底车场副井的西侧,水仓开口在调车线的中部,矿井最大涌水量为31213M3/H常涌水量为21564M3/H需水仓的容量为Q0312138249704(M3)根据水仓的布置要求,水仓的容量为式中41QSL式中水仓容量,M3;水仓有效断面积,10M2;S水仓长度,104561M。L则101045611045061(M3)Q由上面计算得知,故设计水仓容量满足要求。0图47井底车场图1主井2风井3副井4井底煤仓5上仓斜巷6回风石门7变电所8水仓5准备方式采区巷道布置51煤层地质特征511采区位置设计首采区(北一采区)位于井田东翼,大巷上翼,靠近工业广场。512采区煤层特征井田内3号煤平均厚度828M,赋存稳定,厚度变化不大,各层煤的主要指标变化很小,均为中变质程度的气煤;属低硫中灰中等可选至易选煤,是良好的炼焦配煤或动力用煤;比重及硬度较大,普氏硬度为23,平均容重为135T/M,块质随变质程度而增;33号煤层倾角平均4,属于近水平煤层。根据地质资料3号煤都属于氮气带,沼气和二氧化碳含量很底,均小于10M3/T,属低瓦斯矿井;发火倾向性鉴定为II类自燃煤层,有自燃发火倾向,自燃发火期为36个月;有煤尘爆炸危险,煤尘爆炸指数一般为3742。513煤层顶底板岩石构造情况3煤层直接顶板主要为粉砂岩、其次是泥岩等,一般厚度15M;老顶以中、粗、细、粉砂岩互层组成,厚22M左右,裂隙较发育,局部见伪项,一般为泥岩、粘土岩或炭质泥岩,厚020M左右。直接底板为粘土岩,厚010144M,向下为中、细砂岩和粉砂岩互层,厚18M左右。岩石的完整性、稳定性较好,顶板易于管理,底板一般不易发生底鼓。514水文地质根据含水层岩性特征、空隙性质及地下水埋藏条件,矿井主要含水层组可划分为三种类型孔隙潜水承压含水层组、裂隙承压含水层组、岩溶裂隙承压含水层组。首采区为深部开采,故第四系水对工作面构不成威胁。有生产影响的含水层为3煤顶板砂岩含水层,属孔隙裂隙承压含水层,补给条件差,以静储量为主易于疏干,一般情况下不会发生导水威胁。煤系底部的奥陶系灰岩,厚度在450750M之间,虽然含水丰富,但因距主采煤层甚远,故近期内对矿井生产不产生影响。根据地质报告预测,开采前期矿井正常涌水量为400M3/H,最大涌水量为500M3/H;开采后期正常涌水量为550M3/H,最大涌水量为650M3/H。515地质构造兖州煤田为一轴向北东、向东倾伏的不对称向斜。兴隆庄煤矿位于兖州向斜的北翼,为一走向北东北西,倾向南东北东,倾角214的单斜构造。主要含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组,煤系和煤层沉积稳定,为华北型含煤岩系,无岩浆侵入,平均厚度310M,全部为第四系冲积层所覆盖。首采采区内无断层等复杂地质构造,地质条件简单。52采区巷道布置及生产系统521采区准备方式的确定采区准备方式的优点巷道布置系统简单,巷道掘进工程量少,运输系统环节少,费用低,系统简单,运输设备、数量和辅助人员少;工作面长度可以保持等长,对综合机械化非常有利;受断层影响小;技术经济效果明显。采区准备方式存在的辅助运输和行人

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