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文档简介
i 摘 要 本设计为七台河精煤集团公司新铁二矿 1.20mt/a 新矿井设计,一共有 5 层可采煤层,分别为 49#、50#、57#、59#、60#煤层,煤层总厚度为 9 米。全区 走向长 5540m,宽 2310m,面积为 12.797 平方公里。煤层工业牌号为 1/3 焦 煤,设计井田的可采储量为 88.50mt。本矿井的服务年限为 74 年。 本矿井设计采用双立井开拓,划分为两个水平,8 个采区。每个采区为双 翼开采,两个工作面达产,达产时采区个数为一个。大巷运输采用 3 吨底卸式 矿车运输,采煤方法为走向长壁采煤法,采煤工艺为综合机械化采煤工艺。顶 板处理方法为全部跨落法。 关键词:矿井设计;立井开拓;走向长壁采煤法;综合机械化采煤 全套图纸,加全套图纸,加 153893706 ii abstract this is a new design for 1.20mt/a of xintie no.2 mine in qitaihe coal mining group,it has five workable coal seams,they are 49#, 50#, 57#, 59#, 60#.total thickness of coal seam is 9 meters. the mine is 5.54km long and 2.31km width.the mine area is 12.797 square km2. the coal seam industry trademark is 1/3 coking coal, this mine field recoverable resources is 88.50mt, this mines life is 74 years. this mine pit design uses the double vertical shaft development, this shaft as two levels, eight pick area. each picks area is double wing mining, two working face can achieve 1.20mt/a, various coal beds all are alone mine. the big lane transportation uses 3tons bottom-dump mine cars to transport, uses long wall mining on the strike to mine,coal winning technelegy is full mechaniszed coal winning technology.we use the caving method for all working faces. key words: the mine pit design; vertical shaft development; moves towards the longwall to pick; fullmechanized coal winning technology 目 录 摘 要i abstract ii 绪 论1 第 1 章 井田概况及地质特征2 1.1 井田概况.2 1.1.1 井田位置及范围2 1.1.2 交通位置2 1.1.3 地形、地势3 1.1.4 气象、地震3 1.1.5 河流3 1.1.6 原材料及水电供给情况3 1.2 地质特征.3 1.2.1 矿区范围内的地层情况3 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造3 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征4 1.2.4 岩石性质、厚度特征7 1.2.5 井田内水文地质情况7 1.2.6 瓦斯、煤尘及煤的自燃性8 2.1.1 煤质、牌号及用途9 第 2 章 井田境界、储量及服务年限10 2.1 井田境界 .10 2.1.1 井田周边情况10 2.1.2 井田境界确定的依据10 2.1.3 井田未来发展情况10 2.2 井田储量 .10 2.2.1 井田储量的计算10 2.2.2 保安煤柱11 2.2.3 储量计算方法11 2.2.3 储量计算的评价12 2.3 矿井工作制度、生产能力及服务年限 .12 2.3.1 矿井工作制度12 2.3.2 矿井生产能力及服务年限12 第 3 章 井田开拓13 3.1 概述 .13 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述13 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况13 3.2 矿井开拓方案的选择 .14 3.2.1 井硐形式和井口位置.14 3.2.2 开采水平数目和标高16 3.2.3 开拓巷道的布置18 3.3 选定开拓方案的系统描述 20 3.3.1 井硐形式和数目20 3.3.2 井硐位置及坐标20 3.3.3 水平数目及标高21 3.3.4 石门、大巷数目及布置21 3.3.5 井底车场的形式选择23 3.3.6 煤层群的联系25 3.3.7 采区划分.25 3.4 井硐布置和施工27 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护27 3.4.2 井筒布置及装备27 3.4.3 井硐延伸的初步意见32 3.5 井底车场及硐室 .32 3.5.1 井底车场形式的确定及论证32 3.5.2 井底车场的布置、储车线路及行车线路布置长度32 3.5.3 井底车场通过能力计算34 3.5.4 井底车场主要硐室36 3.6 开采顺序 .36 3.6.1 沿井田走向的开采顺序37 3.6.2 沿煤层垂直方向的开采顺序37 3.6.3 采区接续计划37 第 4 章 采区巷道布置及采区生产系统38 4.1 采区概述 .38 4.1.1 设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱38 4.1.2 采区地质及煤层情况38 4.1.3 采区生产能力、储量及服务年限38 4.2 采区巷道布置 .38 4.2.1 区段划分38 4.2.2 采区上山布置(附方案示意图及经济比较表)39 4.2.3 采区车场布置39 4.2.4 采区煤仓形式、容量及支护46 1.采区煤仓的形式.46 4.2.5 采区硐室简介47 4.2.6 采区工作面接续48 4.3 采区准备 .50 4.3.1 采区巷道准备顺序50 4.3.2 主要巷道断面示意图及支护方式50 第 5 章 采煤方法52 5.1 采煤方法的选择 .52 5.1.1 采煤方法的选择52 5.2 回采工艺 .53 5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及机械设备53 5.2.2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式54 第 6 章 井下运输和矿井提升57 6.1 矿井井下运输 .57 6.1.1 运输方式和运输系统的确定57 6.1.2 矿车的选型及数量57 6.1.3 采区运输设备的选择61 6.2 矿井提升系统 .62 6.2.1 矿井主提升设备的选择62 第 7 章 矿井通风系统的确定64 7.1 矿井通风系统的确定 .64 7.1.1 概述64 7.1.2 通风系统确定的因素64 7.2 风量计算与风量分配 .65 7.2.1 风量计算65 7.2.2 风量分配71 7.2.3 风量的调节方法与措施72 7.2.4 风速的验算72 7.3 矿井通风阻力的计算 .74 7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力74 7.3.2 矿井等积孔的计算76 7.4 通风设备的选择 .77 7.4.1 主扇的选择计算77 7.4.2 电动机的选择77 7.4.3 反风措施78 7.5矿井安全技术措施 78 第 8 章 矿井排水81 8.1 概述 .81 8.1.1 矿井水来源及涌水量81 8.1.2 对排水设备的要求81 8.2 矿井主要排水设备 .82 8.2.1 排水系统和排水方式简介82 8.2.2 主排水设备及管路选择计算82 第 9 章 采区供电86 9.1 矿井供电系统概述 .86 9.2采区电器设备的型号及数目 86 9.3 变压器容量选择 .87 9.4 电缆选择计算 .88 9.4.1 关于采区低压电网的有关规定88 9.4.2 规定电缆的长度89 9.4.3 确定电缆的芯线数目89 9.4.4 选择电缆截面89 第 10 章 矿井主要技术经济指标93 结论95 致 谢 辞96 参考文献97 附录附录 1 1.98 附录附录 2 2102 1 绪 论 我的设计任务是七台河精煤集团公司新铁二矿的新井设计,主要内容包括 井田概况及地质特征、井田境界、储量及服务年限、井田开拓、采区巷道布置、 采煤方法、井下运输和矿井提升、矿井通风系统的确定、矿井排水、采区供电 和矿井主要技术经济指标。井田开拓方式为双立井开拓,采用分组集中大巷布 置,采区采用走向长壁后退式采煤法。本设计主要是通过绘制矿井的各种图纸 来进行矿井的优化设计,这其中文字部分包括大量的方案比较,以便使设计更 加合理。在设计时,需要对矿井的地质情况等情况进行分析,这样才能使建成 的矿井与实际相符。 希望通过本次毕业设计,能够学到更多的采矿专业知识,巩固以往所学, 并且能够得到运用,为以后的工作打基础。 2 第 1 章 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 井田位置及范围 本区位于七台河市茄子河区。铁山乡管辖区内。地理坐标,东经131 05291301042,北纬454209454453。该区距七台河市约 25 公里,距富强矿约 3 公里。本区有通往七台河市、密山市的公路,有通往七台 河市矿区的铁路,交通十分方便。 本区范围:东起 20 勘探线,西至 26 勘探线。北以 60 号煤层露头为界, 南以 49 号煤层底界-500 米标高垂直投影为界。走向长 5.54 公里,倾向宽 2.31 公里,面积 12.797 平方公里。 1.1.2 交通位置 交通位置见图 1-1 图 1-1 交通位置图 3 1.1.3 地形、地势 本区属于丘陵地形,总体上西北高,东南低。 1.1.4 气象、地震 区内由 11 月至来年 4 月为冻结期,冻结深度为 1.5m2m,最高气温是零 上 2731,最低气温是2934,年平均降雨量为 370mm630mm 左右,雨季集中在六、七、八三个月。 1.1.5 河流 井田中部有一季节性河流,立新河流过,对本矿的采掘生产影响不大。本 区最高洪水位为+210 米标高。所有井口均应高于最高洪水位。汛期,立新河 流域是本矿的防汛重点。 1.1.6 原材料及水电供给情况 水源来自开采地下水,能够满足生产与生活需要;原材料以及生产生活用 电均来自七台河市。 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 中下远古办黑龙江群,麻山群的片岩,片麻岩为本区沉淀底层的基底。 中生界侏罗系中上统鸡西群滴道组的地层不整合于中上统万龙组之上,岩 性为集块岩、凝灰质砂岩、煤。 侏罗系上统城子河组地层平行不整合于滴道组之上,滴道组,城子河组为 本区主要含煤地层。 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 勃利煤田的大地构造位置,处于新华夏系第二隆起带双鸭山至鸡西中生代 坳陷带的中部。由一系列褶皱和逆断层组成,呈现向南突出的弧形构造。精查 勘探区位于勃利煤田弧形构造转折端偏东南地区,区内受近南北压作用,发生 比较强烈的褶皱的断流变动,已控制的构造,以近似东北的复褶皱产生了近似 平行周向的逆断层、随着压应力的加强,由剪切力产生断层,其规模较小。综 4 观全区基本结构为,大致为东西走向向南倾斜的构造。 本区地层产状主要受褶曲的影响。由于本区受南北压力不均西部受力大, 东部受力小,因而表现出产状沿走向上的变化是:由东向西倾角变陡。断层对 地层倾角影响的范围较小,但局部倾角可达 80 度或近于直立。地层总的走向 为近东西向。该区由于受南北向压应力作用,褶皱比较发育。本区褶皱特点: 向斜和背斜相伴生,浅部紧密,中深部宽缓,而且向斜北翼陡立,南翼较缓, 向斜和背斜基本保持平行,并且有一定倾角。长轴褶皱和短轴褶皱相间出现。 由于区内受南北向压应力作用,除了褶皱比较发育,区内断层也较多。本 区断层特点:断层主要是近东西向延伸的走向逆断层。这主要与主应力方向有 关;断层由东往西落差变小甚至尖灭,断层的延伸性不长;区的边界断层限制 了区内的断层,也就是区内后期形成的断层都终止于早期形成的边界断层,而 不长过早期断层;断层落差浅部大,深部变小;断层面呈舒缓波状,断层面有 时陡,有时缓,有时落差大,有时落差小,变化较大。 表 11 主要断裂构造表 序 号 断层 编号 断层 性质 走向()倾向 落差 (m) 断距(m) 查明 程度 1f19逆s65en3020可靠 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 可采煤层及其顶底板岩石强度 5 49 2.8 岩 性 描 述 粉砂泥质岩 1/3焦煤, r=1.40 灰色细砂岩 中砂岩,深灰色 黑灰色粉砂泥质砂岩 细中砂岩,水平层理 粉砂岩夹粗砂岩 中砂岩,细砂岩 细砂岩 灰页岩 灰页岩 粉砂岩 焦煤, r=1.40 1/3焦煤, r=1.40 地 层 厚 (m) 煤 层 (m) 煤 层 号 16.7 3.6 8.5 10.4 17.5 17.3 10.2 8.0 15.1 20.2 17.3 15.2 8.2 10.7 23.3 30.9 2.3 1.0 57 50 柱 状 地层系统 界系 统 中 生 界 侏 侏 罗 罗 系 统 上 1.459 60 1/3焦煤, r=1.40 焦煤, r=1.40 1.5 图 1-2 煤层综合柱状图 6 本区煤层顶底板岩性多为粉砂岩及粉细砂岩互层,仅局部地段为中粗砂岩。 岩石胶结良好,岩性坚硬,顶底板岩石遇水基本不膨胀,不松散。 表 1-2 可采煤层特征表 煤层厚(m)围岩 最小最大 煤 层 名 称 平均 层 间 距 (m) 倾 角 (度) 顶板 底 板 煤的牌号 硬 度 (f) 容重 (t/ m3) 煤 层 构 造 及 稳 定 性 2.62.9 49 2.8 25 粉沙 岩 细 沙 岩 1/3 焦煤2.5140 稳 定 2.22.4 50 2.3 18.925 中砂 岩 细 砂 岩 1/3 焦煤2.5140 稳 定 1.41.6 57 1.5 17.325 灰页 岩 粗 砂 岩 焦煤2.5140 较 稳 定 1.351.5 59 1.4 74.224 灰页 岩 灰 页 岩 1/3 焦煤2.5140 稳 定 0.81.2 60 1.0 18.924 泥质 砂岩 粉 砂 岩 焦煤2.5140 稳 定 7 1.2.4 岩石性质、厚度特征 岩石主要物理力学性质指标见表 1-3 表 1-3 岩石的主要物理力学性质指标表 名称 容重 kg/cm3 孔隙度 抗压强 度 102 kg/cm3 抗拉强度 102 kg/cm3 变形模量 102 kg/cm3 弹性模量 kg/cm3 砂岩2.02.65252200.50.40.58110 凝灰岩2.72.851.65.212.830.62.027510 灰岩2.22.75205200.52.018510 页岩2.02.416301100.21.013.528 1.2.5 井田内水文地质情况 本区大部分矿井位于丘陵顶部区及丘陵斜坡区,局部位于河谷区。区内第 四系地层总厚度约 510 米,其上分层为 0.40.5 米腐植土,中部为 45.5 米厚 的粘土,淤泥层,发育较稳定连续,隔水性能良好。下分层为 14 米厚的砂 砾含水层,发育极不稳定,程头颈体状分布。嘴下部分未分化基岩和煤层露头。 区内南部为茄子河支流立新河,为区内主要河流,该河床标高为 208.5 米,最 大流量为 3500 m3/h,属于季节性河流该区最高洪水位标高在 208212 米。区 内地势北高南低,由于立新河对第四系地层的冲刷搬运,使河谷内沉淀了大量 泥沙,造成立新河下游和水滞流,流速缓慢,但对河谷区矿井不构成直接威胁。 该河流流经采区中部斜交煤层露头通过本井田,因此对该采区具有一定的间接 影响。 根据本区地貌及第四系地层分布特征,以及岩层的富水性,地下水的补给 条件,排池条件和动态特征的差异性,将本井田划分为两个水文地质区,即河 谷水文地质区、丘陵山地水文地质区。 由于岩层风化裂隙随深度增加而减小,岩层含水性随深度增加而减弱,岩 8 层的富水性在同一深度条件下因岩性差异而不同,同一岩层含水性随深度增加 而减少。根据岩层富水性规律对本区作如下含水层分带: 1.第四系裂隙含水带,发育深度为 020 米,目前已被疏干。 2.风化裂隙含水带,发育厚度约 2550 米,该带属于强含水层,为目前本 区主要含水层。 3.亚风化孔隙含水带,发育厚度约 4050 米,岩层含水性较弱,随开采深 度的增加而减小。 根据岩性的不同,裂隙的发育程度以及岩层的含水性不同,将本区划分为 以下含水层: 1)立新河第四系孔隙含水层; 2)侏罗系含煤地层裂隙含水层; 其中第四系含水层分布于立新河两侧,呈条带状分布,为生产矿井初期的 主要充水源,根据抽水钻孔水孔资料表明,渗透系数为 1.582 米/日,单位确 水量 0.852 公升/秒米,地下水化学类行为碳酸钠型酸性水。而含煤地层由 不同粒级的砂岩组成,矿床的充水程度和补给条件。现在把井巷施工中实见到 的含水层分述如下: 1.5657 层间含水层,全区发育,岩性以中、粗、细砂岩组成,控制含水 层厚度 30 米,煤层顶板大多出现淋水现象,局部出现裂隙水涌出,涌水量最 大为 25 m3/h,该含水层已被揭露。 2. 5759 层间含水层,分布于 1821 勘探线之间,岩性以中粗、细、粉砂 岩组成。控制含水层厚度 10 米,煤层顶板淋水严重,造成 59 煤层巷道施工难 度极大,随掘随冒,该含水层初期揭露最大用水量 25 m3/h。 3. 4950 层间含水层,局部发育,岩性以粗砂岩为主,控制厚度 12 米, 涌水量最大为 35 m3/h,以涌出形式进入矿井。 1.2.6 瓦斯、煤尘及煤的自燃性 从瓦斯剖面图分析可知,瓦斯风化带东深西浅,瓦斯富集区多在-200- 400 米。本区 59、60 煤层采样化验,均有煤尘爆炸性。 煤层自燃发火期:本区目前尚无煤层自燃发火的测定资料。 2.1.1 煤质、牌号及用途 本区煤层由上部焦煤到下部无烟煤的物理性质是渐变的。硬度和韧性小, 9 而质脆易碎,内生裂隙较发育,有的多被分解石脉充填。具见壳状断口,在亮 煤和暗煤中以细条带状结构为主,无条带结构次之,层理清楚,断口平坦。全 区煤层显微组合中镜质组占绝对优势。在 6099%,丝质组为次之,一般为 10%半 镜质组为 12%;稳定组分不存在。经质组分含量达到 20%的占少数,连不成 面,对煤的变质影响不大。原煤灰分变化较大,一般在 20.1531。净煤 灰分一般在 10左右,原煤分析基高位发热量为 50006500 千卡规律,精煤 挥发分一般在 22.07%左右,硫含量在 0.170.48之间。磷含量一般在 0.0040.136之间。是低硫、低磷的 1/3 焦煤。主要工业用途以冶金用煤为主, 火电厂作动力用煤次之。 10 第 2 章 井田境界、储量及服务年限 2.1 井田境界 2.1.1 井田周边情况 该区距七台河市约 25 公里,距茄子河区约 10 公里,距富强矿约 3 公里。 有通往七台河市、密山市的公路,有通往七台河市的矿区铁路,交通十分方便。 2.1.2 井田境界确定的依据 1.以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据; 2.要适于选择井筒位置,合理安排地面生产系统和各建筑物; 3.划分的井田范围要为矿井发展留有空间; 4.井田要有合理的走向长度,以利于机械化程度的不断提高。 2.1.3 井田未来发展情况 该设计井田周遍与其他矿井相邻,随着技术的进步和勘探水平的全面提高, 井田范围内的储量会越来越精确,可能在更深部发现可采煤层。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量的计算 设计井田范围内计算的煤层有 49#、50#、57#、59#、60#煤层,各煤层储量 计算边界与井田境界基本一致。矿井储量是指矿井内所埋藏的数量,具有工业 价值的煤炭数量。它不仅包含着煤矿在地下埋藏的数量,而且还表示煤炭的质 量,反映井田的勘探程度及开采技术条件。矿井储量可分为矿井地质储量、矿 井工业储量和矿井可采储量。 矿井工业储量是指平衡表内 a+b+c 级储量的总和。矿井设计储量是矿井 工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境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。矿井可采储量 是指矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤 柱后乘以采区回采率的储量。 11 2.2.2 保安煤柱 依据保护煤柱的设计原则如下: 1.一般情况下,保护煤柱应根据受护面积边界和移动角值圈定。 2. 地面受护面积包括受护对象及周围的维护带 3. 当受护边界与煤层走向斜交时,根据基岩移动角求得垂直于维护边界 方向的上山方向移动角和下山方向移动角,确定保护煤柱。 4. 立井保护煤柱应按其深度,用途,煤层赋存条件和地形特点留设,立 井深度大于或等于 400 米的以边界角圈定,小于 400 米的以移动角圈定。 为了安全生产,本设计矿井依据煤矿安全规程 ,留设保安煤柱如下: 1.各煤层在露头处留设 40 m 保安煤柱; 2.边界断层留设 30 m 保安煤柱; 3.井田内部断层留设 30 m 保安煤柱; 4.河流两侧各留设 30 m 保安煤柱; 5.地面建筑物留设 50 m 保安煤柱。 按以上方法计算得:工业广场煤柱损失:723.36 万吨; 断层、地面、边界保安煤柱损失:2131.94 万吨; 总损失量:2855.30 万吨; 2.2.3 储量计算方法 1.工业储量计算 计算公式如下: 块段储量=块段面积平均倾角正割块段平均厚度容重. 2.可采储量计算 计算公式如下:zk=(zcp)c 式中: zk可采储量; zc工业储量; p永久煤柱损失; c采区回采率。 回采要求:中厚煤层不应小于 80%,薄煤层不应小于 85%。经各煤层可 采储量计算,汇总计算出本设计井田可采储量为万吨。 表 2-1 矿井工业储量汇兑表 单位:万 t 12 工业储量(万 t) 煤层别 ababcabc 491371.741745.863117.60498.823616.42 501126.791434.102560.89409.742970.63 57734.86935.281670.14267.221937.37 59685.87872.931558.80249.411808.21 60489.91623.521113.43178.151291.58 总计4409.185611.6910020.861603.3411624.21 2.2.3 储量计算的评价 本设计井田的各类储量计算严格按照有关规定执行。矿井工业储量是指井 田查地质报告提供的平衡表内 a+b+c 级储量,它是矿井设计的依据。 2.3 矿井工作制度、生产能力及服务年限 2.3.1 矿井工作制度 根据煤炭工业设计规范规定: 1.矿井年工作日按 300 天计算; 2.矿井每昼夜三班作业,两班生产,一班准备; 3.每日净提升时间 14 小时。 2.3.2 矿井生产能力及服务年限 根据煤炭工业设计规范矿井的设计生产能力应为: 大型矿井:120、150、180、240、300、400 及以上(万吨/a) ; 中型矿井:45、60、90(万吨/a) ; 小型矿井:9、15、21、30(万吨/a) ; 除上述井型以外,不应出现介于两种设计生产能力的中间井型。 13 第 3 章 井田开拓 3.1 概述 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 新铁矿辖区内地方煤矿大多采用斜立混合开拓方式,个别采用斜井开拓。 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 井田开拓方式的选择应全面考虑各种因素,主要因素包括: 1.井田地质和水文地质条件(特别是表土层情况) ; 2.煤层赋存和开采技术条件; 3.地形地貌和地面外部条件; 4.技术装备和工艺系统条件; 5.施工技术和设备条件; 6.总体设计和矿井生产能力要求等。 对以上各种因素要综合研究,通过系统优化和多方案技术经济比较后确定。 影响本设计井田开拓方式的具体因素如下: 1.该井田所在位置属于丘陵地形,地势有起伏,西北侧高,中部受茄子河 之侵蚀较低洼。因此工业广场宜选择在相对比较开阔的河流阶地上。 2.该井田中煤层自然铲状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形及 水文地质条件等。其中以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的 影响最大。一般煤层赋存深度不超过 200 米,水文条件简单,冲积层覆盖厚度 不大于 20 米时,多数采用斜井开拓;当煤层赋存深度达 200 米以上,用斜井 或用立井开拓要看具体条件进行具体分析。需经过对比后决定。当煤层赋存深 度大于 500 米或冲积层较厚、含水丰富时,绝大多数采用立井开拓。 3.经济效果的影响,开拓方式应使矿井逐步增加盈利不断扩大经济效果。 其中有两个主要环节:一是减少初期投资;二是增加煤炭销售盈余。 单从开拓来看,减少初期投资的办法,主要依靠合理的开拓布置和大力改 进采取巷道及工作面的布置,选择适当的通风、运输系统,减少施工的连锁距 离和工程量。 4.选择矿井开拓方式有时还应为后期发展生产和技术改造留有必要的余地, 实践证明改(扩)建矿井需要投资少、见效快、收益大。 14 3.2 矿井开拓方案的选择 3.2.1 井硐形式和井口位置 1.井筒形式: 煤层埋藏较深可,适合立井开拓,根据煤层赋存情况,平硐开拓不可行, 因此,排除采用平硐开拓方式。斜井开拓方式在技术上也可行。依据本井田地 质状况、煤层赋存情况及井型、服务年限等要求,对本井田开拓方式选择提出 二种方案: 方案:双立井开拓方式 方案:双斜井开拓方式 技术比较 1)方案:双立井开拓方式 优点: 井筒短,提升速度快,提升能力大; 通风断面大,风阻小,满足大风量要求; 便于井筒延伸 对于开采深部赋存煤层有长处; 适应性强,技术成熟可靠; 缺点: 初期投资大,建井期限稍长; 需要大型的提升设备; 多水平开拓时,立井石门长度大,掘进工程量大,掘进费用高。 15 图 3-1 开拓方式比较示意图 2)方案:双斜井开拓方式 优点: 掘进速度快,初期投资较双立井开拓较省; 井筒设备较简单; 建井期稍短些; 缺点: 井筒过长,煤柱损失严重; 通风线路长,通风阻力大,费用增加; 井筒长,如地质条件复杂,不易维护,安全性降低; 辅助运输时间长; 2.井口位置: 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,经综合后择优确定,特别是提、运煤炭的主井位置还要与地面生产系统、 16 工业广场布置相匹配,需要综合考虑的主要因素和原则如下: 1)井下条件: 在井田走向的储量中央或靠近中央位置,使井田两翼可采储量基本平衡; 井筒应尽量避开或少穿地质及水文复杂的地层或地段; 勘探程度及初期工程量。 2)地面条件: 井筒位置应选在比较平坦的地方,并且满足防洪设计标准; 井口要避开地面滑坡、岩崩、雪崩、泥石流、流砂等危险地区; 井口及工业场地位置必须符合环境保护的要求; 工业场地不占或少占用良田; 井口位置要与矿区总体规划的交通运输、供电、水源、居住区、辅助企 业等的布局相协调,使之有利生产、方便生活。 在本设计井田中,井筒沿走向的有利位置应在井田的中央。当井田储量呈 不均匀分布时,应在储量分布的中央,在此开成两翼储量比较均衡的双翼井田, 应尽量避免井筒偏于一侧,造成单翼开采的不利局面。 3.2.2 开采水平数目和标高 煤层赋存为倾斜状态时,一般由浅部向深部开采,以达到工程量少、建设 速度快、投资省、成本低的效果。根据煤层的赋存条件和倾斜长度,一个井田 可以单水平开采,亦可以多水平开采(从上往下逐水平开采) 。每个开采水平 设井底车场和运输大巷,供该水平各采区煤的外运、辅助运输和通风用。 煤矿科技迅猛发展,在高度机械化的基础上实现高度集中化是主要的发展 方向,高产高效矿井要求集中在一个水平,12 个工作面生产。这就要求加 大工作面、采区和水平的走向及倾斜尺寸,要求有丰富的储量和合理的服务年 限。 17 表3-1 井筒开拓方案比较表 方案 方案 方案 项目 工程量 (米) 单价 (元/米) 费用 (万元 ) 工程量 (米) 单价 (元/米) 费用 (万元 ) 主井井筒330300099280300084 副井井筒330300099280300084 井底车场12009001081200900108 主石门8008006462680050 初 期 运输大巷4210800336.84210800336.8 小计(万元) 706.8 662.8 主井井筒3553000106.54053000121.5 副井井筒35030001054003000120 井底车场12009001081200900108 主石门114080091.22140800171.2 后 期 运输大巷4210800336.8 8420800673.6 小计(万元)747.51194.3 共计1454.31857.1 本设计井田水平标高的确定主要考虑了以下几个因素: 1.合理的水平服务年限; 2.煤层赋存条件及地质构造; 3.生产成本; 4.水平接替; 5.井底车场及其主要硐室的位置应尽量处于较好的岩层内。 根据上述因素,本设计井田设计提出水平划分方案如下: 方案:井田划分两个开采水平;一水平在-150m 标高处,二水平在-500 标高处。各水平均实行上山开采。 方案:井田划分三个开采水平,一水平在-100m 标高处 ,二水平在- 300 标高处,三水平在-500m 标高处。各水平均实行上山开采。 18 表 3-2 水平储量及服务年限表 水平可采储量(mt)服务年限(a) 一水平53.545.6 方案 二水平35.029.2 一水平21.618.0 二水平36.030.0方案 三水平30.925.7 从该表中可知,方案二的一水平服务年限过短,不能满足第一水平服务年 限的合理要求。而方案一的水平服务年限能够满足一水平服务年限不小于 30 年的基本要求,储量充足,且有利于采区的接续,巷道利用率高,吨煤成本相 对较低。故而采用方案一的水平划分方法,即划分两个开采水平,一水平在- 150m 标高处 二水平在-500 m 标高处。 3.2.3 开拓巷道的布置 开拓巷道是指为全矿井、一个水平或若干采区服务的巷道,如井筒、井底 车场、主要石门、运输大巷和回风大巷、主要风井等。 1. 开拓巷道布置方式的选择 根据煤层的数目和间距,大巷的布置方式分为单煤层布置(称分煤层运输 大巷) ,分煤组布置(称分组集中运输大巷)和全煤组集中布置(称集中运输 大巷) 。当煤层倾角太大时,层间联系也可用溜井或斜巷。各种方式的适用条 件如下: 1)分煤层大巷适用条件 煤层数不多,层间距大,石门长; 井田走向长度短,服务年限不长; 井底车场或平硐在煤层顶板; 煤质牌号不同,要求分采,分运; 产量,风量均大,需要疏解; 各煤层底板均有坚硬岩层。 2)分组集中大巷适用条件 煤层数多,层间距大小悬殊; 按煤层的特点根据运输,通风要求组合,经济上有利; 19 多水平生产,容易解决运输,通风的干扰; 3)集中运输大巷适用条件 适于煤层层数多,层间距不大的矿井; 井田走向长度大,服务年限长; 下部煤层底板有坚硬岩层,容易维护; 煤质牌号相同,要求分采分运; 自然发火严重,便于分区,分段处理事故; 采区尺寸大,石门长度短。 开拓巷道是指为全矿井、一个水平或若干采区服务的巷道,如井筒、井底 车场、主要石门、运输大巷和回风大巷(或总回风道) 、主要风井等。 2.运输大巷的布置: 运输大巷服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输(人员、矸石、材料、设 备等)以及通风、排水和管线铺设,服务年限很长。 煤层群开拓时,主要巷道布置方式一般可为三类: 方案 分组集中大巷布置 方案 集中大巷布置 图3-2 开拓巷道布置示意图 1)单层布置:自井底车场开掘主要石门后,分煤层设置水平运输大巷。 2)分组集中大巷布置:在煤层群中,相近的煤层为一组设分组集中大巷, 20 由分组集中运输大巷开采区石门与各采区联系。自井底车场开掘主要石门与分 组集中大巷贯通。 3)集中大巷布置:在开采近距离煤层群时,只开掘一条水平集中运输大 巷,用石门联系各采区。 现根据矿井设计生产能力及技术可行角度,提出以下两种大巷布置方式, 如图 32 所示: 方案:集中运输大巷布置 方案:分组集中大巷布置 依据本井田地址条件及煤层赋存状况:本井田共有可采煤层 5 层,5 层煤 平均间距 75m,间距较大。针对上述情况,有对比表 32 可知,本井田适合 于分组集中大巷布置,所以采用方案。 3.3 选定开拓方案的系统描述 3.3.1 井硐形式和数目 本设计矿井采用双立井开拓方式,主立井用于提升煤炭,副立井用于提矸、 升降人员、下放材料和设备及兼作进风井。 3.3.2 井硐位置及坐标 井筒位置就是确定井筒沿煤层走向和倾斜方向上的具体位置,并用直角坐 标和方位角予以表示,选择井筒位置的原则: 1. 地面条件 1)工业场地占地面积; 2)地形与工程地质条件; 3)煤的运输方向; 4)生产建设与住宅位置。 2. 井下条件 1)按运输量确定井筒位置; 2)根据地质条件确定井筒位置; 3)煤柱量; 4)勘探程度和初期工程量。 根据本井田的实际情况,并考虑到上述的条件,该设矿井井筒位置详见开 21 拓示意图。 两立井位于井田中央,坐标分别为: 主井: 东经435250,北纬5067620 副井:东经 435100,北纬 5067650 主井井口标高为+225m,副井井口标高为+221m,拟定二水平为井筒最终 水平。主井井深 730m,副井井深 725m,两井筒中心线间距为 85m,主井井 筒直径 6.5m,副井井筒直径 6.5m,均采用整体式混凝土井壁,井壁厚度 450mm。 3.3.3 水平数目及标高 矿井采用多水平开拓,一水平标高为-150,二水平标高为-500。 3.3.4 石门、大巷数目及布置 井田采用分组集中大巷布置。运输大巷有 2 条,回风大巷有 2 条,石门有 2 个主石门和 2 个回风石门。 大巷均布置在煤层底板的岩层中,其断面图见图 3-4。 22 图 3-3 石门断面特征 23 图 3-4 大巷断面特征 3.3.5 井底车场的形式选择 井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称,是连 接井下运输和提升两个环节的枢纽,是矿井生产的咽喉,因此井底车场设计是 否合理直接影响矿井的安全和生产。 1.设计依据 1)矿井设计生产能力及工作制度; 2)矿井开拓方式; 3)井筒及数目; 24 4)矿井主要运输巷道的运输方式; 5)矿井瓦斯等级及通风方式; 6)矿井地面及井下生产系统的布置方式; 7)各种硐室有关的资料。 2.设计要求: 1)井底车场富裕通过能力,应大于矿井设计生产能力的 30%;2)井底 车场设计时,应该考虑到增产的可能性; 3)尽可能提高井底车场的机械化水平,简化调车作业,提高井底车场通 过能力; 4)应该考虑主、副井之间施工时便于贯通; 5)井底车场线路不止应该结构简单,运行及操作系统安全可靠,管理使 用方便,布局合理,注意节省工程量,便于施工和维护; 6)为了保护井底车场的巷道和硐室,在其所在范围内应该留设相应的保 安煤柱。 3.立井井底车场的基本类型: 1)环形式:立式、斜式、卧式; 2)折返式:梭式、尽头式。 4.井底车场形式选择: 1)保证矿井生产能力,有足够的富裕系数,有增产的可能性; 2)调车简单,管理方便,弯道及交岔点少; 3)操作安全,符合有关规程、规范; 4)井巷工程量少,建设投资省,便于维护,生产成本低; 5)施工方便,各井筒间、井底车场与主要运输巷道间能迅速贯通,缩短 建井工期; 6)当大巷或石门与井筒的距离较大时,能够布置下存车线和调车线,可 选择立式井底车场; 7)井底车场形式也取决于矿车的类型,当采用定向卸载的底纵卸式、底 侧卸式矿车时,其卸载站(即主井车线)可布置折返式,亦可布置环形式。但 其装车站的线路布置必须与其相对应。 综上所述,结合本设计矿井的有关设计参数,通过对各种形式井底车场的 适用条件及优缺点做简单比较后,初步拟定本设计井田井底车场形式为立井折 返式车场,采用两翼来车的形式。 25 3.3.6 煤层群的联系 当煤层群倾角比较大,各煤层平巷为水平布置时,常采用石门联系。即区 段、轨道集中巷与各煤层群回风平巷以石门联系。区段运输集中巷通过溜煤眼 和石门与各煤层超前运输巷联系。这种施工方式施工方便,可以利用区段石门 布置采区中部车场,辅助运输环节少,人员行走不便,但是当煤层倾角较小时, 石门很长,掘进工程量大。石门不容易维护,且石门辅助输送机运煤,公用设 备较多,所以它一般用于设备倾角大于 1520的煤层。 3.3.7 采区划分 本设计矿井井田走向长度大,欲从井田边界沿整个阶段用后退回采,无论 从时间上,投资上和实际开采条件上都要受到限制,势必按照技术要求沿走向 将井田划分成采区并按采区前进方向回采。每个采区有一套生产设施,包括上 下山提升,运输设备,以便独立地进行生产与准备。 将井田划分成若干采区时,应考虑如下所述原则: 1)根据煤炭工业设计规范采区宜双翼布置时,当受地质条件限制时 或安全上有特殊要求时,可单翼布置; 2)如果井田走向长度不大,两翼均不超过 1500m,可以不划分采区,直 接从井田边界进行后退式回采; 3)采区走向长度根据煤层地质条件,开采机械化水平,采区储量,生产 能力与巷道维护等因素综合考虑; 4)初步设计一般负责划分第一水平全部采区,故需要沿井田走向全长统 一考虑,作到初后期统筹兼顾,不但要全井合理,更要有利于初期设计; 5)采区划分要考虑采区接续关系,以便其适应各翼的储量及产量分配; 6)要适应充填注砂井,回风井的既定位置,使分区充填,分区通风的联 系巷道尽量缩短; 7)采区划分既要有意识地缩短大巷,又要充分注意人为境界处延的可能 性; 8)对于煤层稳定,开采条件好,生产能力大的采区,走向长度要适当加 大; 9)为了充分发挥综合机械化效能,减少搬家次数,提高效率和回采率, 减少采区煤柱损失,凡是厚度稳定,适合于综机开采的部分要单独划分出采区; 26 10)开采多煤层的井田,应尽量联合布置采区,搞集中生产; 11)对于自燃发火倾向强烈的煤层或围岩压力大,难于维护的矿井,采区 尺寸要适当缩小; 12)初期采区尺寸要适应目前输送机的实际长度及电压降的控制范围,后 期采区尺寸可逐步加大根据该设计井田的地质构造及煤层赋存等因素。 本矿井含煤 5 层,该矿井第一水平划分为四个采区。49#、50#、57#煤层联 合开采,由断层分为两个采区,59#、60# 煤层联合开采,也由断层分为两个采 区。采区划分示意图详见图 3-5。 图 3-5 采区划分示意图 3.4 井硐布置和施工 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护 参见图 1-1 煤层综合柱状图和图 3-1 开拓方案剖面示意图。本设计矿井井 筒穿过的岩层性质如下: 基岩段:细砂岩、砂砾岩 根据主副井围岩性质,并按煤矿安全规程规定,确定主副井筒支护方 27 式如下: 主井井筒 表土段:混凝土砌碹 煤层段:料石砌碹 基岩段:锚喷支护 副井井筒 表土段:混凝土砌碹 煤层段:料石砌碹 基岩段:锚喷支护 井硐穿过岩层主要为细砂岩。所以本设计井筒支护形式为:混凝土整体灌 注式,主副井井壁厚度均为 450mm。 3.4.2 井筒布置及装备 井筒平面设计的依据和要求: 1. 设计依据 1)提升容器的种类、数量及外形尺寸; 2)井筒装备的类型和规格; 3)桶子间的平面尺寸、管路及电缆的规格、数量和布置; 4)提升容器与井筒装备、井壁之间的安全间隙; 5)井筒通过的风量; 2. 布置要求 1)箕斗提升的井筒不应兼作风井; 2)作为安全出口的立井井筒,当井深超过 300 米时,易每隔 200 米左右 设置一个休息点; 3)井筒平面内布置提升容器时,所允许的间隙不应过小; 4)井筒允许最大风速的要求见表 3-4。 表 3-4 井筒允许最大风速表 井筒名称允许最大风速(m/s) 无提升设备的风井15 专为升降物料的风井12 升降人员和物料的风井8 设梯子间的风井8 28 修理井筒时8 5)合理利用井筒断面,力求做到紧凑、投资少、施工方便、生产安全可 靠。 主井为提升煤兼入风所用,其直径为 6.5 米,副井为提升矸石、运料和人 员所用,其直径为 6.5 米。主副井都采用料石砌碹支护和混凝土锚喷,其中主 井壁厚为 450mm,副井壁厚为 450mm,主、副井壁充填混凝土厚度为 50mm。 主副井井筒断面详见图 3-6 和图 3-7。 主井井筒:井筒直径 6.5m,净断面面积 33.2m2,掘进断面面积 43m2,井 筒深度 800m。井筒内装备一对 16t 刚性罐道立井多绳箕斗(jdg16/1504y) , 采用 180mm180mm10mm 方形空心型钢罐道,端面布置采用树脂锚杆固 定拖架。 副井井筒:井筒直径 6.5m,净断面面积 33.2m2,掘进断面积 43m2。井筒 深度 800m,井筒装备两对 1.5t 固定式矿车,600mm 轨距,双层四车刚性立 井多绳罐笼,担负矿井辅助提升任务,兼作进风井筒。采用 180mm180mm10mm 方型空心型钢罐道,端面采用树脂锚杆固定拖架。 罐道和井粱,罐道导向层间距均按 6.0m 设计。 立井井筒装备包括:罐道、罐笼、罐道梁、梯子间、罐路、电缆、井口、 井底金属支撑结构、托管梁、电缆支架、过巷装置等。 图 3-6 主井井筒断面 29 30 图 3-7 副井井筒断面 表 3-5 立井井筒支护类型 31 3.4.3 井硐延伸的初步意见 为了保证采区正常接续和均衡生产,本矿井将延伸原主副井,从-150 水平 延伸至-500 水平。井硐延伸复杂,一般沿原有井筒直接下沿很难实现,因为 类型名称采用材料适用情况优缺点 砌筑式 砂浆、料石、 混凝土、预制 块 取材方便的普通法造井,井 筒使用近年来,冻结法井筒 在膨胀粘土层做临时支护 1砌筑后能立即 承受压力 2砌体强度较低 3整体受力及防 水性差 整体 灌注 混凝土 井筒各种施工方法包括基岩 井壁 1整体性好,强 度较高 2防水性能好 3便于机械化, 施工方便,劳 动强度低 整 体 式 混凝 土锚 喷 混凝土、 (锚杆、 金属胀) 在岩层较稳定,淋水小且井 筒装配少或钢丝绳罐道的井 筒中采用 1掘进工程量小, 施工快,效率 高 2喷射过程中, 回强率高,粉 末多 整体预制 式 预制装配 式 大型配筋砌块 丘宾筒机地面 整体、浇注, 预制钢筋混凝 土井筒 使用钻井法,沉
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