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文档简介
I 摘 要 本设计矿井为双鸭山矿业集团东荣四矿 0.9Mt/a 的新井设计,共有 3 层设 计可采煤层,平均总厚度为 4.9m,煤的工业牌号以肥煤为主。设计井田的可 采储量为 62.58Mt。服务年限为 53.5a。划分两个水平开采。 本设计矿井采用双立井的开拓方式,分组集中大巷的布置方式。第一水平 共划分 14 采区,其中首采区为 2 个,投产工作面 2 个。本设计采区为东一上 采区,采用中央分列式通风,普通机械化采煤。工作面年工作日为 330 天,每 日净提升时间为 16 小时,采用三八工作制,工作面长为 149m,滚筒截深 0.6m,日进刀数为 7 刀。 提升设备为主井采用箕斗提升,副井采用罐笼提升。 关键词:开拓 水平 采区 走向长壁采煤法 全套图纸,加全套图纸,加 153893706 II Abstract The task of this design is to construct a 0.9 million tons per year new shaft for Shuangyashan Ming Administration,This mine has three minable Coal Seam,and its average thickness is 4.9 meters, types of coal seam is fat coal. Designed field of minable capacity is 62.58 million tons. It can adapt for 53.5 years, and is divided into two levels. This mine shaft is applied to double indined shaft development method; Layout of gathing gallergand mining district eross heading; The first level is divided into 6 mining districts and 2 worked faces. This worked district is east 1 worked face. Ords 330 days every year. Adapt “three-eight” work situation, work face is 149 meters length of circle is 0.6 meters, and times is 7 one day. KeyKey Words:Words: Expand Level district longwall coal mining method III i 目 录 摘摘 要要I Abstract .II 目目 录录 i 绪绪 论论 .1 第第 1 章章 井田概况及地质特征井田概况及地质特征 .2 1.1 井田概况井田概况 2 1.1.1 交通位置 .2 1.1.2 地势河流 .2 1.1.3 水源及电源 .3 1.1.4 气象和地震 .3 1.1.5 煤田开发历史及近况 .3 1.2 地质特征地质特征 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 .4 1.2.3 煤层的赋存状况及可采煤层特征 .5 1.2.4 岩层性质、厚度特征 .6 1.2.5 井田内水文地质情况 .6 1.2.6 沼气、煤尘及煤的自然性 .7 1.2.7 煤质、牌号及用途 .7 1.3 勘探程度及可靠性勘探程度及可靠性 7 第第 2 章章 井田境界井田境界 储量储量 服务年限服务年限 .8 2.1 井田境界井田境界 .8 2.1.1 井田周边情况 .8 2.1.2 井田境界确定的依据 .8 2.1.3 井田未来发展情况 .8 2.2 井田储量井田储量 8 2.2.1 井田储量的计算 .8 ii 2.2.2 保安煤柱 .8 2.2.3 储量计算方法 .9 2.2.4 储量计算的评价 .10 2.3 矿井工作制度矿井工作制度 生产能力生产能力 服务年限服务年限 10 2.3.1 矿井工作制度 .10 2.3.2 矿井生产能力的确定 .10 2.3.3 矿井服务年限的确定 .10 第第 3 章章 井田开拓井田开拓 .12 3.1 概述概述 12 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 .12 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 .12 3.2 矿井开拓方案的选择矿井开拓方案的选择 12 3.2.1 井硐形式和井口位置 .12 3.2.2 开采水平数目和标高 .20 3.2.3 开拓巷道的布置 .22 3.3 选定开拓方案的系统描述选定开拓方案的系统描述 24 3.3.1 井筒形式和数目 .24 3.3.2 井筒位置及坐标 .24 3.3.3 水平数目及高度 .25 3.3.4 石门、大巷数目及布置 .25 3.3.5 井底车场的形式选择 .26 3.3.6 煤层群的联系 .27 3.3.7 采区划分 .27 3.4 井筒布置和施工井筒布置和施工 27 3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井筒支护 .27 3.4.2 井筒布置及装备 .27 3.4.3 井筒延伸的初步意见 .29 3.5 井底车场及硐室井底车场及硐室 30 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 .30 3.5.2 井底车场的布置 存储线路 行车线路布置长度 .30 iii 3.5.3 井底车场通过能力验算 .34 3.5.4 井底车场主要硐室 .35 3.6 开采顺序开采顺序 35 3.6.1 沿井田走向的开采顺序 .35 3.6.2 沿井田倾向的开采顺序 .35 3.6.3 采区接续计划 .36 3.6.4 “三量”控制情况.36 第第 4 章章 采区巷道布置采区巷道布置 .38 4.1 采区概述采区概述 38 4.1.1 设计采区位置、边界、范围、采区煤柱 .38 4.1.2 采区的地质和煤层情况 .38 4.1.3 采区的生产能力、储量及服务年限 .38 4.2 采区巷道布置采区巷道布置 39 4.2.1 区段划分 .39 4.2.2 采区上山布置 .39 4.2.3 采区车场布置 .40 4.2.4 采区煤仓形式、容量及支护 .46 4.2.5 采区硐室简介 .48 4.2.6 采区工作面接续 .49 4.3 采区准采区准备备 .49 4.3.1 采区巷道的准备顺序 .49 4.3.2 采区主要巷道的断面示意图及支护方式 .50 第第 5 章章 采煤工艺采煤工艺 .52 5.1 采煤方法的选择采煤方法的选择 52 5.2 回采工艺回采工艺 52 5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 .52 5.2.2 选择采面循环方式和劳动组织形式 .53 第第 6 章章 井下运输和矿井提升井下运输和矿井提升 .55 6.1 矿井井下运输矿井井下运输 55 iv 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 .55 6.1.2 矿车的选型及数量 .55 6.1.3 采区运输设备的选择 .57 6.2 矿井提升系统矿井提升系统 57 6.2.1 提升方式 .57 6.2.2 矿井主提升设备的选择及计算 .58 第第 7 章章 矿井通风与安全矿井通风与安全 .60 7.1 通风系统的确定通风系统的确定 60 7.2 风量计算和风量分配风量计算和风量分配 60 7.2.1 风量计算 .60 7.2.2 风量分配 .63 7.2.3 风量的调节方法与措施 .63 7.2.4 风速的验算 .64 7.3 矿井通风阻力的计算矿井通风阻力的计算 65 7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 .65 7.3.2 矿井等积孔的计算 .67 7.4 通风设备的选择通风设备的选择 68 7.4.1 主扇的选择计算 .68 7.4.2 电动机的选择 .69 7.4.3 反风措施 .69 7.5 矿井安全技术措施矿井安全技术措施 69 第第 8 章章 矿井排水矿井排水 .73 8.1 概述概述 73 8.2 矿井主要排水设备矿井主要排水设备 73 8.2.1 排水方式和排水系统简介 .73 8.2.2 主排水设备及管路的选择计算 .73 第第 9 章章 矿井主要技术经济指标矿井主要技术经济指标 .76 结结 论论 .78 v 致致 谢谢 .79 参参考考文文献献 80 附录附录 1 81 附录附录 2 92 附录附录 3 111 1 绪 论 在前三年的时候就盼望着有朝一日,自己能够坐在自己的设计室,用自己 所掌握的理论知识设计一个矿井。因为设计是一个很好的学习过程,可以从中 学到很多知识有关矿井的理论知识,当然也包括很多其他知识,包括计算 机语言的学习与创作、计算机软件的使用。这一天终于在临近毕业的时候来临 了,我都怀着无比激动的心情接受了指导老师布置的任务。设计是一次用自己 的知识创作的过程,它能使我处于不断兴奋的状态。 虽然我这次设计的矿井不能与设计院出来的矿井设计匹敌的, 但我会尽 我最大的能力去做此次毕业设计。我不在乎得什么样的成绩,但我只关心我会 不会在设计过程中尽不尽全力。我这次设计的矿井的井型为 0.9Mt/a,可采煤 层 3 层,共约 4.9m,拟采用双立井开拓和分组集中大巷布置,使用普通机械 化采煤方法和走向长壁采煤工艺。拟划分两个水平,第一水平划分 14 个采区, 达产采区两个。 由于我时间有限,再加上我个人的理论知识和现场经验有限,在设计中难 免出现一些错误,请各位老师不吝指教! 2 第 1 章 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 交通位置 东荣四矿位于黑龙江省集贤井田东南端。西南距福利屯 32km,经过福利 屯到矿业集团所在地双鸭山市为 46km,福利屯至福锦县穿过本井田中部, 福前铁路在东荣矿区南部边缘约 3km 处通过。交通便利,交通位置图详见图 11。 图 11 交通位置图 1.1.2 地势河流 井田处于三江平原的西南部,属高河漫滩,地势低平,地面标高 +84+87m,井田东部有双山子标高+174.7m,西依索利岗山,标高+227.8m, 南邻完达山北麓,背面广阔平坦。 3 井田内没有大的河流,只有二道河子季节性河流从西南两个方面流入本区。 雨季,而道河子流量为 5.8m3/s,近年来随着农业的发展在井田内修筑了一些 排水渠道,致使湿地面积有所减少。 松花江位于本井田北部,距离井田较近,距离约 38km。 1.1.3 水源及电源 本区内第四系地层广泛分布,地下含水量还算丰富,供水水源充足。 双鸭山地区现有区域变电站两座及正在兴建的小型核发电厂一座。在矿区 总体设计阶段,供电电源方案已达成协议。所以,供电电源容易解决。 1.1.4 气象和地震 本地区属寒温带大陆性气候,冬季寒冷,夏季气温较高。年平均最高气温 为 20.023.7,最低气温可达-36。年降水量 325.7692.3mm,年蒸发量 1095.51430.6mm。年平均风速 4.14.7m/s,最大风速 25m/s,风向多偏西 北。每年十月至次年五月为冻结期,最大冻结深度 1.552.08m。 根据国家地震局资料,集贤矿及其邻区地震裂度在 5以下,历史上无强 烈的地震记载。 1.1.5 煤田开发历史及近况 双鸭山矿业集团生产矿井 8 对,本井田没有正在生产、建设及停闭个矿井, 更没有小煤窑。但在井田外的西南方约 15km 处有正在生产的双鸭山矿业集团 矿,西南约 18km 处有集贤升平小煤矿。 集贤煤矿采用立井开拓,设计生产能力 0.6Mt/a,一水平标高为-150m, 目前正开采 8#,15#和 16#三个煤层,共布置四个采区。矿井的正常涌水量为 104m3/h,最大涌水量为 186m3/h,矿井瓦斯不大,属于低瓦斯矿井。 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 本设计矿井的可采煤层均赋存在上侏罗系鸡西群城子河组,其上为鸡西群 穆棱组, 在穆棱组上覆的第三、第四纪地层。晚侏罗纪煤系地层不整合于元 古界古生界机床之上,机床由元古界麻山群泥盆系青龙山组及浸入的花岗 岩组成,地层系统表详见表 1-1。 第三系地层,除在井田极少数块段缺失,形成“天窗”外,其余各处广泛 存在。该地层由粉砂岩、泥岩组成。岩石胶结松散,以灰绿色为主,厚度变化 不大。 第四系地层在井田内广泛分布。主要有砾砂和粗砂组成,中间夹有不连续 的亚粘土,在砂层上,赋有粘土的层厚 710m 的黑腐植土,区内第四纪层厚 为东西薄,中间厚,南部薄,北部厚。 4 表 1-1 地层系统表 界系统(群)组厚度(m) 全新统1020 全新统温泉河组2040 上更新统顾乡屯组1040 中更新统4080 第四系 下更新统白山土组1550 新生界 第三系上全新统福锦组 121 穆棱组 7570 城子河组 930 中生界侏罗系 上统 (鸡西群) 东荣组 250 古生界中统青龙山组不清 元古界麻山群不清 上侏罗系上统鸡西群城子河组,为井田的主要含煤地层,该层主要由灰白 色长石、砂岩、灰色粉砂岩及少量的泥岩、凝灰色砂岩和砂质泥岩等组成,含 煤地层特征详见图 12 含煤地层综合柱状图。 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 本设计矿井位于三江盆地的西部,是中生代以来的一个断馅坳陷地。 区域构造属新华夏系第二隆起带,北段由一些一级隆起带和坳陷带组成。 本设计矿井的区域构造主要受华夏系和北西向构造应力场的控制,由前者 派生的次级构造占明显优势,在本设计矿井范围内主要有如下 3 条断层,其详 细情况详见表 12。 表 12 断层特征表 产状 序号编号 倾向倾角() 性质落差(m)可靠性备注 1F84 北西向40130正断层930可靠 2F9 北东向4560逆断层41130可靠 3F32 北东向1040逆断层516可靠 4F70 东向1030逆断层50120不可靠边界 5 地层系统 界 系统 M2 界 生 中 J 系 罗 侏 上 统 罗 侏 M3 柱 状 煤 层 号 煤 层 (m) 地 层 厚 (m) 岩层 名称 岩 性 描 述 40 表土层 9.18粗砂岩 浅灰色、石英颗粒、曾状构造、泥 质胶结 0.1 煤黑色、半亮型、无夹矸、媒质好 粉砂岩 灰色、水平层理、致密坚硬 14 1.7 煤 黑色、半亮型、无夹矸、媒质好 粉砂岩灰色、水平层理、致密坚硬 中砂岩 灰白色、石英粒粉、坚 硬、层理不明显 粉细互岩灰色、石英沙砾、硅质胶结、坚硬 281.8 煤 黑色、较硬、半亮型、具有玻 璃光泽 粉砂岩灰色、水平层理、致密坚硬 粉细互岩 灰色、石英沙砾、硅质胶结、坚硬 细砂岩 浅灰色、水平层理、硅 质胶结、致密坚硬 132 9.4 301.4 煤黑灰色、半亮型、沥青光泽 细砂岩夹中砂岩 # # # 图 1-2 煤层综合柱状 1.2.3 煤层的赋存状况及可采煤层特征 本设计矿井具有经济价值的可采煤层均集中于鸡西群城子河组,该组地层 总厚度为 881.5m,煤层的平均可采厚度为 4.9m,可采煤层有 14#,28#和 30#共 三个煤层,其倾角在 12左右。 可采煤层特征如下: 14#煤层:全区发育且稳定,为本区主要可采煤层之一,煤层结构简单, 6 煤层较稳定,在煤层内含有少量的矸石,煤层厚度 1.52.0m,平均厚度 1.7m,视密度为 1.35t/m3。顶板为粉砂岩,细砂岩,底板为粉砂岩及含炭粉 砂岩,下距 28#煤层约 170m。 28#煤层:全区发育稳定,为本区主要可采煤层之一,煤层结构简单,煤 层稳定,在煤层内没有矸石,煤层可采厚度为 1.62.1m,平均厚度 1.8m,视 密度为 1.35 t/m3。顶板为粉砂岩,底版为粉砂岩及细砂岩,下距 30#煤层约 15m。 30#煤层:基本全区发育,为本区可采煤层之一,煤层结构简单,煤层稳 定,在煤层内含有少量矸石,煤层可采厚度为 1.21.6m,平均厚度 1.4m,视 密度为 1.35 t/m3。顶板为细砂岩,中砂岩,底板为粉砂岩及细砂岩。 1.2.4 岩层性质、厚度特征 本区内岩性较细,主要由粉砂岩、细砂岩、粉细互层及煤层组成,仅有较 少的粗砂岩、中砂岩、含烁砂岩。 本区煤层和岩层的物性差异均比较明显,各岩层的视密度差别较小(见表 13) ,用物理特性探测各种岩层反映比较明显,岩石硬度多数为中等硬度的 砂岩类。 表 13 岩层特征表 名 称 容重 kg/cm3 孔隙度 % 抗压强度 102kg/cm3 抗拉强度 102 kg/cm3 变形模量 102kg/c3 弹性模量 kg/cm3 砂岩2.02.65252200.50.40.58110 砾岩2.32.65151150.21.50.8828 泥岩2.7 2.851.65.212.850.52.027510 页岩2.02.416301100.21.013.538 灰岩2.22.75205200.52.018610 1.2.5 井田内水文地质情况 第四系孔隙含水层在全矿广泛发展,除山坡地区较薄外,其余均很厚,发 育的规律为:由南向北逐渐增厚。水的主要补给来源是大气降水及山区地下水, 涌水量为 0.7157L/(sm) 。 第三系孔隙含水层:在井田内广泛存在,其厚度发育规律为由东南向西北 逐渐增厚,向东变薄。涌水量为 0.0020.83L/(sm) 。 基底岩裂隙水:分布于低山和丘陵地带,由花岗岩,安山岩及变质岩等组 成,对煤系裂隙含水带补给量微弱,而且对矿床充水几乎无影响。 井田内的主要隔水层有第四系顶部粘土;中部粘土、亚粘土以及第三系泥 岩、砂岩层。煤系裂系含水带:本含水层是直接充水含水层。它与第三系有水 力联系,但很微弱。 7 开采初期,矿井涌水量比较大,随着开采的不断进行,水的静储量逐渐消 耗。矿井的涌水量将会逐渐减少,并趋于相对稳定。本设计矿井最大的涌水量 为 130.27m3/h,正常涌水量为 97.21m3/h。 1.2.6 沼气、煤尘及煤的自然性 由于地质报告没有明确提出矿井的瓦斯等级,故本设计只能根据集贤矿井 或附近其他矿井的煤尘及瓦斯情况来推算,初步确定本矿井初期的瓦斯等级, 为低瓦斯矿井,相对涌出量为 1.92 m3/t。 1.2.7 煤质、牌号及用途 本矿井煤的挥发份一般大于 40%,属于低变质煤,粘结性较低,煤种主要 是肥煤。煤中磷,硫的含量较低, 可作优良的配焦和化工精煤,副产品可供 动力和民用。 1.3 勘探程度及可靠性 本矿所在地区,从 1966 年就开始进行地质勘探工作,先后经过普查,详 查一区精查等阶段。先后采用了钻探,探井和地震相互配合的综合勘探手段。 精查地质报告提供的资料比较齐全。精查阶段,查明了主要断层和构造及煤层 厚度,结构和分布范围;比较可靠地提供了煤层层位的相对资料和测井成果。 8 第 2 章 井田境界 储量 服务年限 2.1 井田境界 2.1.1 井田周边情况 本设计井田以-150m 标高为界,深部以-800m 标高为界,西与东荣三矿相 邻,东以 F70断层为界。 2.1.2 井田境界确定的依据 确定井田境界的依据: 1.要适于选择井筒位置,合理安排地面生产系统和各建筑物; 2.合理规划矿井开采范围,处理好邻矿东荣三矿的关系; 3.保证井田有合理的尺寸,为矿井发展留有空间; 4.以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据; 5.井田须有合理的走向长度,以利于机械化程度的不断提高。 2.1.3 井田未来发展情况 该设计井田西与东荣三矿为邻,东部以 F70断层为界,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,很可能在更深部发现 可采煤层。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量的计算 范围内计算的煤层有 14#、28#、30#三层,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。井田工业储量应按地段法进行计算: 块段储量=块段面积块段平均厚度平均倾角余割视密度。 2.2.2 保安煤柱 1.工业场地及主要井巷保护煤柱留设 工业场地的保护煤柱的留设,应在确定受保护面积后,应在确定面积后, 根据工业场地的面积和移动角,通过计算来圈定煤柱范围。移动角应采用本矿 实测数据或与矿区条件类似的矿区的实测数据。根据有关数据,本设计矿区的 表土移动角取 45,岩层移动角取 70,上山移动角取 70,下山移动角取 60。而围护带宽取为 20m。 不包括在工业广场范围内的立井,圈定其保护煤柱时,地面受保护对象应 包括绞车房,井口房和通风机房,风道等,围护带宽均取 20m。圈定立井保护 9 煤柱时,应按国家现行标准建筑物,水体,铁路及主要巷道留设与压煤开采 规程的有关规定执行。 2断层带及边界 井筒处煤柱的留设 在井田边界留设的煤柱取 40m,在断层处应留设的煤柱取 50m,在井筒周 边煤柱的留设取 15m。 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=块段面积块段平均厚度平均倾角余割视密度。 根据本设计矿井的初步设计储量诸图,通过等高线块段法计算本设计矿井 工业储量为 8991.73 万 t,各煤层工业储量见表 2-1 可采煤层储量计算总表。 表 21 可采煤层储量计算总表 (万 t) 煤柱损失量 水 平 煤 层 号 工业储量 A+B+C 工业场 地 井田境 界 断层 开采损 失 合计损失 可采储 量 14#1466.42108.6322.5252.20256.61439.961026.46 28#1490.57022.3550.93283.46356.921133.65 30#1159.33017.3939.61220.47277.47881.86 合 计 4116.32108.6362.44142.74760.541074.353041.97 14#1231.7948.2459.2777.57209.95395.03836.76 28#2049.53224.3458.6391.05335.10709.121340.41 30#1594.09178.9345.6170.82259.74555.101038.99 合 计 4875.41451.51163.51239.44804.791659.253226.16 总 计 8991.73560.14225.95382.781565.332733.606258.13 2.可采储量计算 计算公式为: CPZZ ck )( 式中 可采储量; k Z 工业储量; c Z 永久煤柱损失;P 采区回采率,回采率要求:中厚煤层不应小于 80%,薄C 煤层不应小于 85%,在本设计中取 80%。 10 2.2.4 储量计算的评价 本设计矿井的各类储量计算严格以所提供的地质条件为基础,严格按照有 关的规定执行。但由于我技术水平和现场经验有限,其计算本设计所得的各种 储量与实际可能有一定的误差。 2.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限 2.3.1 矿井工作制度 本设计拟确定矿井年工作日为 330d,矿井每日净提升 16h,采用三八工作 制。 2.3.2 矿井生产能力的确定 矿井生产能力的大小主要根据井田储量、地质条件、煤层赋存状况等情况 来确定,还应该考虑到当前及今后市场的需煤量。根据该井田的实际情况,初 步拟定了三种矿井年生产能力方案,具体如下: 方案 A:1.2Mt/a; 方案 B:0.9Mt/a; 方案 C:0.6Mt/a。 上述三种方案,具体选择哪一种,须根据矿井服务年限来确定。 2.3.3 矿井服务年限的确定 矿井服务年限计算公式如下: AK Z T 式中 矿井设计服务年限,a;T 矿井设计可采储量,Mt;Z 矿井生产能力,Mt/a;A 矿井储量备用系数,k=1.31.5,根据本矿井实际情况,K 取 k=1.3。 依据以上拟定的矿井生产能力,服务年限的确定现提出三种方案,具体如 下: 方案 A: 1.2Mt/a =6258.13/(1201.3)=40.12a;T 方案 B: 0.9Mt/a =6258.13/(901.3)=53.49a;T 方案 C: 0.6Mt/a =6258.13/(601.3)=80.23a;T 根据煤炭工业矿井设计规范 ,矿井及第一水平开采设计服务年限详见 表 22,根据此表,可知方案 B 较为合理,即:矿井生产能力为 0.9 Mt/a; 矿井服务年限为 T=53.5a。 11 表 22 矿井及第一水平开采设计服务年限 第一开采水平设计服务年限(a) 煤层倾角 矿井设计生产能力 (Mt/a) 矿井设计服务年 限(a) 25254545 6.0 及其以上 7030 3.05.0 6030 1.2、1.5、1.8、2.4 5025 0.45、0.6、0.9 40252015 12 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 东荣四矿附近没有正在生产的矿井,亦没有小煤窑,而在附近只有正在兴 建的东荣三矿,三矿设计采用斜井开拓;在距东荣四矿 18km 有正在生产的集 贤矿,采用的是立井开拓。 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 1处于三江平原的西南部,属高河漫滩,地势低平,地面标高为 +84+87m。井田东部有双山子,标高为+174.7m;西依索利岗山,标高为 +227.8m,南邻完达山北麓,北面地势广阔平坦。井田内没有大的河流,只有 一些季节性河流; 2井田斜长约 3500m,走向长约 5000m,面积约 17.5km2,可采煤层 3 层, 资源相对来说不是很丰富,煤层总厚度仅 4.9m; 3本设计矿井的地质构造简单,无大、中型构造,矿区内仅有 F9、F31、F84三条断层,在矿区的东部边界处有一断层 F70; 4井田内煤层埋藏较深,从-150-800m,不宜采用斜井开拓;再者,由 于本设计矿井位于平原地区,亦不宜采用平硐开拓方式; 5煤层赋存稳定,倾角 12,且含水层少,仅有一个约 21m 的含水砂层, 可以采用上山开采; 6顶底板为砂岩等硬质岩层,稳定性较好。 3.2 矿井开拓方案的选择 3.2.1 井硐形式和井口位置 1. 井硐形式的选择 开拓方式依照井筒的倾角不同(水平、倾斜、垂直)分为平硐开拓、斜井 开拓、立井开拓和综合开拓方式(平、斜、立井中的任何二或三种形式相结合 进行开拓)等四种方式。虽然平硐开拓有很多突出优点,但是结合本设计矿井 的地形地质条件及煤层赋存特征可知:本设计矿井不宜采用平硐开拓方式方式。 因而依据本设计矿井的地质状况、煤层赋存情况及井型、服务年限等要求,对 本设计矿井开拓方式选择提出两种方案: 方案一:双立井开拓方式(详见图 31) ; 方案二:双斜井开拓方式(主井采用皮带提升(18) ,副井采用串车提 升(26) ) (详见图 32) 。 (1)技术比较 13 方案一:双立井开拓方式 14 -100 -200 -300 -400 -500 -600 -700 -800 主井副井 断层 14 # 28 # 30 # 图 31 双立井开拓示意图 15 -100 -200 -300 -400 -500 -600 -700 -800 主斜井 副斜井 断层 14 # 28 # 30 # 图 32 双斜井开拓示意图 16 优点:通风断面大,将满足大风量要求; 对于开采深部赋存煤层有长处; 井筒较短,提升速度快,提升能力大; 对环境的适应性强,技术成熟可靠; 便于井筒延伸。 缺点:初期投资大,建井期限稍长; 需要大型的提升设备; 立井石门长度大,掘进工程量大,掘进费用高。 方案二: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; 掘进速度快,建井期稍短些,有利于提前投产; 井筒设备较简单,基建费用低。 缺点:井筒过长,需大量的保安煤柱,压煤严重; 通风线路长,通风阻力大,通风费用增加; 井筒过长,不易维护,安全性降低; 辅助运输时间长,提升费用增多。 (2)经济比较 方案一、方案二在技术均较合理,两者之间的区别在于井筒掘进费用以及 它们的提升费用等等。两个方案的井底车场、水平运输大巷以及各种采区石门 和采区上山(斜巷)的工程量基本相等。因此,只需要比较它们的不同之处, 即建井工程量、基建费用、维护费用和生产经营费用等,具体情况详见表 3 1 经济比较表。 17 表 31 经济比较表 方案双 立 井 开 拓双 斜 井 开 拓 内容工 程 量 单价(元)费 用 (万元) 工程量 单 价 (元) 费 用 (万元) 单位 名称 数 量 单 位 数量数量数量 单 位 数 量 数量 表土层主 井掘进 40m8087.432.34136.8m1950.926.67 基岩段主 井掘进 467m9587.4447.721597.3m2850503.16 表土层副 井掘进 40m10767.043.0894.65m225021.30 基岩段副 井掘进 427m11973.0511.261010.3m3150318.24 表土层主 井辅助费 40m1623.56.49136.8m653.38.94 基岩段主 井辅助费 467m4278.1199.791597.3m1477.4235.99 表土层副 井辅助费 40m2343.59.7794.65m1182.211.19 基岩段副 井辅助费 427m4521.4193.061010.3m1977.4199.77 生产费用 (万元) 主立井提升费用为: 1.23140.970.4670.85 =1497.16 主斜井提升费用为: 1.23140.971.5970.48 =2889.29 总计 (万元) 3133.734214.55 经过经济比较后,该设计矿井应该采用双立井开拓方式。 2.井口位置的选择: 经过综合考虑,参照相关的规程要求,再结合本设计矿井的实际情况,提 出三种井筒位置方案: 方案一:井筒位于井田浅部(见图 33) ; 方案二:井筒位于井田中部(见图 34) ; 方案三:井筒位于井田深部(见图 35) 。 经过简单的技术比较后认为: 井筒位于井田浅部,煤柱尺寸最小,压煤最少,但石门较长,初期工程 量较多,不能满足提早达产、初期投资省的基本要求; 18 -100 -200 -300 -400 -500 -600 -700 -800 主井副井 断层 14 # 28 # 30 # 图 33 井筒位于井田浅部示意图 19 -100 -200 -300 -400 -500 -600 -700 -800 主井副井 断层 14 # 28 # 30 # 图 34 井筒位于井田中部示意图 20 -100 -200 -300 -400 -500 -600 -700 -800 主井副井 断层 14 # 28 # 30 # 图 35 井筒位于井田中部示意图 21 井筒位于井田深部,煤柱尺寸最大,压煤量最大,且初期工程量大,石 门也较长,况且在本设计矿井中方案的井筒会穿过本矿井最大的断层,但对于 开采井田深部煤层及井通延伸有利。 井筒位于井田中部时,煤柱尺寸稍大,但石门长度较短,且沿石门的运 输工程量也小,次此方案会提前达产、初期投资省; 本设计矿井煤层均为缓倾斜中厚煤层,井田走向长度不大,但倾斜长度 较大,也就是本设计矿井运输大巷较短,而主石门会较长。所以本设计矿井应 将井筒设置在井田中部,即方案二合理。 3.2.2 开采水平数目和标高 根据相关的规程或要求,再结合本设计矿井的实际情况,特提出两个水平 标高划分方案: 方案一:井田划分三个阶段,布置两个开采水平:一水平标高-380 m,水 平垂高 230 m,二水平标高为-600 m。一水平实行上山开采;二 水平上下山联合开采; 方案二:井田划分三个开采水平,一水平标高-380 m,二水平标高-600 m,三水平标高-800 m,各水平均实行上山开采。 两个方案的水平储量及服务年限见表 32: 表 32 两种方案水平储量及服务年限 方案水平储量(万 t)服务年限(年) 一水平 3041.9726.2 方案一 二水平 3216.1627.5 一水平 3041.9726.2 二水平 1887.7016.1 方案二 三水平 1328.4611.4 从表 32 中可知,两种方案从服务年限(见表 33)上均可满足要求, 表 33 矿井设计及第一水平设计服务年限 第一开采水平设计服务年限(a) 煤层倾角 矿井设计生产能力 (Mt/a) 矿井设计服务 年限(a) 25254545 6.0 及其以上 7030 3.05.0 6030 1.2、1.5、1.8、2.4 5025 0.45、0.6、0.9 40252015 但方案二划分三个水平,增加了主要石门的掘进量,使掘进费用增加,且 方案二的三水平服务年限太少;方案一的水平服务年限能够满足一水平服务年 22 -100 -200 -300 -400 -500 -600 -700 -800 主井副井 断层 14 # 28 # 30 # 主石门 主石门 图 36 矿井水平划分示意图 23 限不少于 25 年的基本要求,储量充足有利于采区的接续,巷道利用率高,吨 煤成本相比方案二较低。因此采用方案一的水平划分方法,即划分两个水平开 采一水平和二水平的标高分别为-380 m 和-600 m,一水平垂高 230 m,二水平 垂高为 420 m。一水平采用上山开采,二水平采用上下山开采(如图 36 水 平划分示意图) 。 3.2.3 开拓巷道的布置 1 运输大巷的布置 煤层群开拓时,主要巷道布置方式一般可分为三类:分煤层布置、分组集 中布置、集中布置。根据三种大巷布置方式的优缺点,再结合本设计矿井的情 况特提出以下两种大巷布置方式: 方案一:集中大巷,在 30#煤层底板掘进岩石大巷,并通过采区石门与各 个采区联系,详见图 37; 方案二:分组集中大巷,14#煤层单层布置,在煤层中掘进煤层大巷;28# 和 30#两煤层为一煤组,采用联合布置,在 30#煤层底板岩层中掘进岩石大巷, 详见图 38。 图 37 集中大巷布置示意图 24 图 38 分组集中大巷布置示意图 两种方案技术分析比较详见表 34: 表 34 技术分析比较表 特点分组集中大巷布置集中大巷布置 优 点 生产比较集中;总的巷道工程量较 少;采区巷道分组联合布置;运输 条件好,大巷容易维护 大巷工程量少;生产区域比较集中,运 输条件好;采区巷道集中联合布置,开 采程序比较灵活,开采强度大;大巷维 护容易 缺 点 主要石门长度较长;掘进工程量大 总的石门长度大;初期工程量大,建井 时间长 适应 条件 可采煤层数目多,间距大小不同; 采区巷道为分组联合布置,煤层分 组间距大;井底车场在煤层群上部 或中间时,初期工程少,工期大 煤层间距小;井田走向长度大,服务年 限长;下部煤层底板有坚硬有岩层,采 区尺寸大,石门长度短 本设计中,两方案在技术上均可行,在技术比较的基础再对两种方案进行 基本投资比较,详见表 35。 25 表 35 大巷布置方案经济比较 方案 集中大巷分组集中大巷 内容 工程量 (m) 投资指标 (元/m) 费用 (万元)内容 工程量 (m) 投资指标 (元/m) 费用 (万元) 下煤组运输 大巷 283374232103 运输大巷 283374232103 14 号煤层运 输大巷 300544231329 采区石门 881385802268 主石门 8818580750 总计 2103+2268=4173 总计 2103+1329+750=4182 由上表知,分组集中大巷与集中大巷布置在基建投资上基本一样。但本设 计选用方案二(分组集中大巷)有以下原因: 1. 本设计矿井首先开采 14#煤层,选用方案二比方案一,运距少方案二 比方案一在初期基建费用少; 2方案二比方案一在初期运输费用少。 因此本设计矿井选用方案二,分组集中大巷布置。 3.3 选定开拓方案的系统描述 3.3.1 井筒形式和数目 根据井田的地形地势,煤层赋存,地质构造等因素,经过第二节中井筒形 式确定方案的技术分析和经济比较,该矿井采用双立井开拓,即一主一副两个 井筒。主井用以提升煤炭,副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备及兼作 进风井。 3.3.2 井筒位置及坐标 井筒确定在井田储量中央,并靠近 14#煤层-380m 等高线。井筒位置就是 确定井筒沿煤层走向和倾斜方向上的具体尺寸,并用三维坐标予以表示: 主井井口坐标为:XA=5189698 YA=44457145 ZA=+87 副井井口坐标为:XB=5189753 YB=44457160 26 ZB=+87 初步拟定二水平为井筒最终水平,主井井深 467 m,副井井深 467 m,两井筒 中心线间距为 57m。主井井筒直径 5.5 m,副井井筒直径 6.5 m,均采用整体 式混凝土砌碹,井壁厚度 450 mm。 3.3.3 水平数目及高度 根据东荣矿井的煤层赋存条件、地质构造等因素,合理的水平划分方案的 技术分析和经济评价,本设计矿井采用多水平开拓,拟定第一标高为-380m, 本矿井大部分采区的煤层浅部标高在-150m 左右,阶段垂高为 230m,实行上山 开采。第二水平拟定标高为-600m,实行上、下山开采。 3.3.4 石门、大巷数目及布置 根据本设计矿井开拓巷道布置方案的技术分析和经济评价,确定本设计矿 井采用的开拓巷道布置方式为主要石门和分组集中大巷布置。 1.大巷数目:本设计矿井第一水平共有两条运输大巷、一条回风大巷。 2.大巷布置:大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种,煤层大巷与 岩石大巷各有千秋、不分上下,因此在本设计矿井中,由于 28#和 30#煤层间 距小,仅 15m,布置岩石集中大巷,而 14#煤层与其它煤层间距大,煤层顶底 板较稳定、易维护、煤层起伏不大、褶皱小、没有瓦斯与煤的突出、无严重自 燃发火,可考虑 14#煤层单独开采,布置煤层大巷。这样可以产生早出煤,早 投产,减少投资的良好效果。本设计矿井的大巷、要石门断面的各项内容详见 图 39 和表 36。 表 36 主石门及大巷断面特征表 断面积(m2)设计尺寸(mm)巷道 形状 支护 方式净掘 顶高底宽 净周长 (m) 喷厚 (mm) 半圆形锚喷 12.9914.803750390013.62150 27 图 39 主要石门及大巷断面示意图 3.3.5 井底车场的形式选择 (1)井巷工程量少,建设投资省,便于维护,生产成本低; (2)操作安全,符合有关规程、规范; (3)调车简单,管理方便,弯道及交岔点少; (4)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; (5)保证矿井有足够的富裕系数,有增产的可能性; (6)井底车场形式也取决于矿车的类型,当采用定向卸载的底卸式、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,初步拟定井底车场形式为梭式车场。 28 3.3.6 煤层群的联系 本设计矿井煤层群开采时的联系方式是联合准备,即 28#和 30#煤层组成一 个统一的采准系统,准备巷道为 2 个煤层共用,煤层群间采用石门联系。大巷 采用分组集中布置方式,14#同其它两层煤通过主石门联系。 3.3.7 采区划分 依据国家有关的规程、规范的有关规定,结合本矿井实际情况,本设计矿 井以井田境界内的断层为采区边界,将第一水平划分为六个采区,采区划分情 况详见图 310。 西一上采区 东一上采区 东二上采区 西一下采区 东一下采区 东二下采区 图 310 采区划分示意图 3.4 井筒布置和施工 3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井筒支护 本设计矿井采用双立井开拓方式,布置两个井筒,井筒穿过的表土段为坚 土,穿过的基岩段大部分为粉砂岩,有少部分的细砂岩和中砂岩,详见综合柱 状图(图 12) 。依据井筒特征及装备情况,并根据煤矿安全规程规定及 参考地质及水文地质资料,确定本设计矿井井筒的支护方式为: 1.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。 2.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。 3.4.2 井筒布置及装备 29 1.井筒布置及装备 根据国家的有关规程、规范规定,本设计矿井生产能力、服务年限、提升 方式等实际情况,本设计矿井井筒按有关规定布置运输设施及辅助设施,采用 断面尺寸如下: 主井:井筒直径 5.5m,附有一对 6t 箕斗,钢丝绳罐道; 副井:井筒直径 6.5 m,附有一对 1.0t 矿车双层四车罐笼,并设有梯子 间,敷设电缆、排水管等,具体情况见图 311、图 312;主副井井筒特征 分别见表 37、表 38。 表 37 主井井筒特征表 井型 0.9Mt/a 井筒直径 5.5m 井筒掘进直径 6.0m 井深 467m 提升容器一对 6t 多绳箕斗 井筒支护混凝土井壁厚 450mm,充填混凝土 50mm 罐道规格方型钢管 2002008.0 罐道梁规格矩形钢管 2601408.8 罐道梁层间距 4000mm 表 38 副井井筒特征表 井型 0.9Mt/a 井筒直径 6.5m 井筒掘进直径 7.0m 井深 467m 提升容器一对 1t 矿车双层单车普通罐笼 井筒支护混凝土井壁厚 450mm,充填混凝土 50mm 罐道规格38kg/m 钢轨 罐道梁规格 I22b 罐道梁层间距 4000mm 30 图 311 主井断面图 图 312 副井断面图 3.4.3 井筒延伸的初步意见 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-380 水 31 平延伸至-600m 水平。井筒延伸方案主要有以下两种: 方案一:直接延伸原有主副井: 优点:可以充分利用原有设备和设施,提升系统简单,转运环节少,管 理方便,经营费用低; 缺点:原有井筒同时担负生产和延伸任务,接井术难度大,矿井将短期 停产;延伸两个井筒的施工组织复杂,提升能力下降,施工和生 产相互干扰,延伸后提升长度增加;主石门长度增加,运距增加。 方案二:暗斜井延伸: 优点:生产与延伸相互干扰小,系统简单,暗斜井做主井,提升能力大, 可充分利用原有井筒提升能力; 缺点:通风系统复杂,增加通风阻力;增加了运输环节、提升和设备。 通过上述两种方案比较,
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