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中国矿业大学(北京)2013级本(专)科生毕业设计(论文)目 录1 矿区概述及井田地质特征- 1 -1.1矿井概述- 1 -1.1.1矿区的地理位置、交通条件、居民点分布情况及地形特征- 1 -1.1.2矿区内的工业生产情况及电力供应来源- 2 -1.1.3矿区的气候条件- 2 -1.1.4矿区的水文情况- 2 -1.2井田地质特征- 3 -1.2.1井田地形及勘探程度- 3 -1.2.2井田的地质构造- 6 -1.2.3井田的水文地质特征- 8 -1.3煤层特征- 11 -1.3.1煤层埋藏条件- 11 -1.3.2煤层及围岩特征- 11 -1.3.3煤的特征- 11 -1.3.4、矿井自然灾害指标- 14 -2 井田境界和储量- 14 -2.1井田境界- 14 -2.2井田工业储量和可采储量- 14 -2.2.1勘探类型- 14 -2.2.2矿井工业储量的计算- 14 -2.2.3煤层最小可采厚度- 15 -2.2.4矿井工业储量的计算- 16 -2.2.5煤柱的留设及煤柱损失- 16 -2.2.6矿井可采储量的计算- 17 -3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限- 18 -3.1矿井工作制度- 18 -3.2 矿井设计生产能力及服务年限- 18 -3.2.1矿井生产能力的确定- 18 -3.2.2依据- 19 -3.2.3校核矿井的生产能力- 19 -2、校核储量条件- 19 -4 井田开拓- 20 -4.1井田开拓的基本问题- 20 -4.1.1井筒形式、数目、位置及坐标(包括主井、副井和风井)- 20 -4.1.2工业广场的位置、形状和面积- 23 -4.1.3开拓方案的确定- 24 -4.1.4开采水平内的巷道布置方式、主运巷的位置- 26 -4.2矿井基本巷道- 27 -4.2.1井筒- 27 -4.2.2井底车场- 28 -4.2.3主要开拓巷道- 29 -5 采(盘)区设计- 36 -5.1煤层的地质特征- 36 -5.1.1设计采区煤层赋存情况概述- 36 -5.1.2设计煤层的物理特征- 36 -5.1.3顶底板特征- 36 -5.1.4水文地质特征- 37 -5.2采(盘)区或带区巷道布置及生产系统- 39 -5.2.1确定采区走向长度- 39 -5.2.2确定区段斜长和区段数目- 40 -5.2.3煤柱尺寸的确定- 40 -5.2.4采区上山的布置- 40 -5.2.5区段平巷布置- 41 -5.2.6联络巷的布置- 41 -5.2.7采区内布置:- 41 -5.2.8采区内运输系统、通风系统和供电系统及通风设置的确定- 41 -5.3采(盘)区或带区车场选型设计- 42 -5.3.1采区煤仓- 42 -5.3.2采区绞车房- 44 -5.3.3采区变电所- 44 -6 采煤方法- 45 -6.1采煤工艺方式- 45 -6.1.1采区的地质情况- 45 -6.1.2回采工作面参数的确定- 45 -6.1.3回采工作面工艺设计- 46 -6.1.4劳动组织- 55 -6.2回采巷道布置- 57 -6.2.1 回采巷道布置方式- 57 -6.2.2回采巷道断面选择及其掘进方式- 57 -7 矿井运输与提升- 63 -7.1矿井运输- 63 -7.1.1概述- 63 -7.1.2采区运输设备- 64 -7.1.3大巷运输设备的选择- 67 -7.2矿井提升- 68 -7.2.1概述- 68 -7.2.2主副井提升- 68 -8 矿井通风与安全- 68 -8.1 矿井通风系统选择- 69 -8.1.1矿井通风系统的基本要求- 69 -8.1.2矿井通风类型的确定- 70 -8.1.4采区通风系统- 72 -8.1.5采煤工作面通风类型的确定- 72 -8.2采(盘)区或带区及全矿所需风量- 74 -8.2.1风量的计算- 74 -8.2.2巷道风速验算- 80 -8.3 防止特殊灾害的安全措施- 82 -8.3.1预防瓦斯事故- 82 -8.3.2预防煤尘事故- 82 -8.3.3预防火灾事故- 82 -8.3.4预防水灾- 83 -9 设计矿井基本技术经济指标- 83 -参考文献:- 85 -致 谢- 86 - 3 - 1 矿区概述及井田地质特征1.1矿井概述1.1.1矿区的地理位置、交通条件、居民点分布情况及地形特征(一)、矿区的地理位置、交通及居民点分布情况炉峪口煤矿位于山西省西山煤田的西北处,古交市境内,交通条件较好,距太原市仅67km,区内有太佳公路由井田南部经过。炉峪口煤矿交通图见图1-1。梭嘉公路由狮子河而上经过工业广场。太古岚铁路在镇城底设站,由镇城底车站至本矿有铁路专用线连通,铁路距太原南站60km。地理方位:东经1120152.5,北纬3755,属古交市梭峪乡管辖区。其范围为:九龙塔断层控制全井田的西北部边界;东部以神堂岩向斜轴为界;东南部以F44断层和928、333号钻孔连线与西曲矿毗邻;西南部以汾河北岸为界同镇城底矿隔河相望;井田南北长3.64.8km,东西宽1.52.3km面积为8.1km2。图1-1: 炉峪口煤矿交通图1.1.2矿区内的工业生产情况及电力供应来源该矿区内小煤窑开采历史悠久,废旧小煤窑有十多处。开采机具落后,方法简单,生产条件十分简陋,无通风设备。开采范围一般仅在一、二百m左右,多为平峒或斜井生产。存在的主要小窑有井沟小窑、五海沟小窑及李家沟小窑等,生产能力35万t。主要供太原煤气化公司及当地民用。电力供应由石家河电厂向矿输送35kv双回路电源1.1.3矿区的气候条件炉矿井田为大陆性气候,冬春多风,昼夜温差大。年降雨量多集中在79月份,蒸发量大于降雨量的2倍以上;每年11月结冰,翌年34月解冻,冰冻期为5个月;冻土层厚0.50.8m。1.1.4矿区的水文情况矿区内最大的河流是汾河。它从井田的西南边缘流过,在镇城底附近河宽100m,坡度3,平时水深0.5m左右,流量受上游的汾河水库制约,一般春季放水为农业灌溉和雨季大量降水时流量较大。汾河以侧向侵蚀为主。其次是狮子河。狮子河由北向南经嘉乐泉矿东侧、炉峪口矿西侧,在炉峪口村东南侧汇入汾河。该河平时水流量较小,旱时干涸,洪水爆发时流量可达数百m3/s,据古交市防汛办1971年调查:狮子河下游咀头沟至汾河的2km地段为暴雨区。1985年5月11日20时10分至21时该区暴雨50分钟内降雨量74mm,狮子河洪水爆发,在炉峪口矿4居住楼的河床处测的流量为212m3/s,该段河床坡度为14。1985年修建狮子河在炉矿段宽60m,堤高4.5m。区内较大的河谷有陵足沟、北岔沟、泥柿沟、牛沟等,这些沟谷都为季节性,日常流量很小或干涸,雨季流量增大,流向皆为南东,汇入汾河。水源情况是在炉峪口村西南打井四眼为临时水源井。井深2327m主要吸取汾河冲积层水的水井,日出水量为2300m3/日。原拟永久水源,经太原市水资委以并发(1986)20号文件批复,由汾河水库至古交矿区专用供水管道中每日供水2000t。矿井排水量平时为500m3/日,经处理后供生产使用,余之达标排放,总之现水源水量能满足要求。1.2井田地质特征1.2.1井田地形及勘探程度炉峪口矿井田位于吕梁山脉中段的东翼,属于中底山区。区内沟谷纵横,切割剧烈,多呈“V”字形,山顶黄土广布,沟谷两侧基岩裸露。区内地势大体显西北高,东南底之势,最高处瓜疙瘩标高为1230m,其次是金子山标高为1227.9m,南部梭峪村之汾河滩标高仅1008.4m,相对高差222m。本区于1956年由原华北煤田地质勘探局调查队完成了普查填图。1957年由该局142队进行普查勘探。1959年142队进行了精查勘探,并提交了该区地质精查报告。由于精查勘探工作太少质量不高报告未获批准,1962年复审时降为普查勘探程度,列入重新勘探区。1968年由148队进行了祥查勘探,1969年9月,提交祥查地质报告。148队于1973年底开始在梭峪区进行精查勘探,1975年9月提交了“西山煤田古交矿区精查地质报告”。本区与邻区历次勘探共施工钻孔113个,总进尺21913.07m,在本井田内钻孔44个,总进尺12382.7m。本区主要含煤地层为石炭系太远组与二叠系山西组。共含煤层14层。编号自上而下为01、02、03、1、2.3、4、5、6、7、8、8下、9、10、11号煤层。其中山西组为014号等七层煤,统称为上组煤;太远组为6到11号等七层煤,统称下组煤。主要可采煤层有2.3号、4号、8号煤层。井田内煤系总厚度154.98m;煤系地层总厚度13.10m;含煤系数为8.45。地质综合柱状图见图12。图12:地质综合柱状图1.2.2井田的地质构造炉峪口矿位于西山煤田的西北边缘,处在九龙塔断层(f17)与红崖子断层(f49)构成的地堑之中,受其影响,产生了一系列的与其产状相似的断裂构造。从井田整体构造形态看,以断裂构造为主,褶曲为辅,零星发育一些小陷落柱。区内未发现岩浆活动迹象。(一)褶曲井田内共有褶曲三个,向斜两个,穹隆一个。1、黑家沟北向斜:位于黑家沟村北,为一“人”字形向斜,由924、913、901、902号四个钻孔控制其形态,南端汾河边有明显的出露点,北至九龙塔断层(f17),在井田内延伸长2100m左右,走向NENS,两翼不对称,西翼缓,倾角35,东翼陡,倾角58,幅度30m,幅宽800m左右。2、梭峪窿起:南起梭峪村西汾河一带,北至907钻孔与978钻孔连线,西紧挨黑家沟北向斜,东到井田边界,由332、978钻孔控制,为一椭圆形穹窿,其于轴走向NS长1200m左右,倾角36,幅度50m,幅宽600m左右。3、李家沟向斜:由李家沟村东向北经965钻孔至九龙塔断层,由953#、965#钻孔控制,并田内延伸2000m左右,走向NENW,两翼不对称,东翼倾角813,西翼倾角平缓48,幅度30m,幅宽500m左右。各褶曲情况见下表11。表11 褶曲情况表序号名称轴向两翼倾角幅度幅宽轴长备注1黑家沟向斜NENS38308002100井田内2梭峪窿起NS36506001200井田内3李家沟向斜NENW413305002000井田内(二)断层由于井田位于九龙塔断层(F17)与红崖断层(F49)构造当中,因此断层比较发育,且均为高角度正断层,现将部分较大的断层分述如下:1、九龙塔断层(F17):为本井田西北边界。由汾河向东延伸进本井田,再向东北延伸出本井田到嘉乐泉井田,落差由25m增大到150m,走向N60E,倾向SE倾角60左右,本井田延伸长度4800m,由912、924、978、959、钻孔控制,九龙塔村北见K4砂岩与上石盒子组下部(P211)紫色泥岩接触,落差约150m:959钻孔揭露落差140m:948钻孔揭露落差100m:924、912钻孔揭露落差减为25m。2、红崖子断层(F49):与九龙塔断层构成地堑控制整个井田,也就是说井田内的其它断裂构造都是该地堑的次生构造。走向N60E,倾向NW,倾角60左右。梭峪村北见K6砂岩与P211中上不紫色砂岩接触,落差100m,本井田边界延伸长700m。3、F14断层:在943与337钻孔之间同F10断层相交合并,最大落差35m延伸长度2800m,走向N50E,倾向SE倾角5570。各断层见表12。表12 断层统计表序号断层编号倾向倾角走向长(m)最大落差(m)备注1F10SE60701150182F14SE605570280035井田边界3F17SE30604800150井田边界4F45NW455015010本井田内5F47NW5080707585010本井田内6F49NW3060700100本井田内(三)陷落柱由于煤系基底的奥灰岩岩溶发育,经长期的地质作用,使得煤系地层沿地下岩溶塌陷,形成了目前零星的柱状陷落。1.2.3井田的水文地质特征太原西山、东山地区和太原盆地构成一个完整的水文地质单元,三者之间有一定的水力联系,东、西山地区地下水向太原盆地汇集,除部分水量由大泉排池外,其余部分向南运移。但由于彼此之间构造格局的不同,边界条件的差异,各自又为次级独立的水文地区单元。炉峪口煤矿井田处在太原西山地下水系统的补给径流区。(一)、含水层本井田含水层自下而上为奥陶系中统峰峰组、上马家沟组、石炭系上统太原组,二叠系下统山西组、石盒子组,基岩风化带和近代河床冲积层含水层。现分诉如下:1、奥陶系上马家沟组含水层本组含水性较好的主要为上段,厚约95m左右,岩性以深灰色质钝石灰岩为主,岩溶裂隙发育,且多见余质钝灰岩中,常成串珠状、蜂窝状、网络状,并相互贯通,据古交矿区的水文钻孔资料,钻孔单位涌水量可达11.9L/SM,本井田的352孔也见到该层,为本井田重要含水层之一。2、奥陶系峰峰组含水层峰峰组含水性较好的主要为上段,钻孔揭露最大厚度80余m,岩性以深灰色,灰黑色石灰岩为主,此段灰岩岩溶裂隙发育,水饰现象严重,在侵蚀面以下20m左右,常见简易水文突变,井田内352、913、933、960钻孔在本层得岩心采取率大都较低,岩心破碎,均成蜂窝状并在下部见0.100.30m得小溶洞,冲洗液全部漏失。3、石炭系太原组含水层本组为主要含煤地层之一。主要为L4、K2、L1灰岩完整段和K1砂岩含水断,三层石灰岩总厚6.66m左右,厚度教稳定,裂隙溶孔较发育,其中K2砂岩厚度最大且质纯,含水性也较L4和L1好;K1砂岩岩性主要为中砂岩,厚5.79m左右。根据精查勘探资料(352、917、933),单位涌水量0.000720.0276L/Sm,渗透系数0.003940.889m/d,水位标高943.061054.09m水质属重碳酸、硫酸钙、镁型水。4、二叠系下统山西组含水层K3砂岩为本组主要含水层,岩性为粗粒砂岩,厚约8.08m。根据勘探资料,单位涌水量为0.221L/Sm,907、925、919、928孔的简易水文在本层有不同程度的漏水现象,水质属重碳酸、氯酸、钾钠、钙型水,全硬度0.73,为极软水。本组以含水性微弱为特征。5、石盒子组含水层主要为砂岩,风化裂隙含水。在侵蚀基准面以上形成透水层,风化壳的风化裂隙带富水性较基岩裂隙带富水性略强,但也受风化厚度及岩性、构造、地形和覆盖层厚度等因素控制,本含水段砂岩主要为K4、K5、K6中粗粒砂岩,在精查勘探阶段钻孔钻进本层时都有冲洗液漏失的现象,根据勘探资料,单位涌水量在0.01130.017L/Sm,水质属碳酸、氯酸钾、钠、钙型水。6、第三系、第四系近代河床冲洗积层汾河、狮子河沿积物教厚,牛沟次之,岩性以沙砾为主、夹卵石、透水性良好,富含潜水,现为沿河村庄居民生活及灌溉用水的主要水源,水位随季节变化,但幅度不大,水质属碳酸、硫酸钾、钠、钙型水,全硬度10.43,固形物311mg/L。(二)隔水层本井田的隔水层主要是指9、10煤层下部至奥陶系地层顶面,岩性主要为砂岩泥岩、泥岩、粉砂岩、薄层灰岩及铝质泥岩组成,厚度约为60m左右。(三)区域岩溶地下水补给、径流、排泄条件岩溶地下水主要赋存于寒武奥陶系碳酸岩类岩层中。西山煤田寒武,奥陶系灰岩出露面积约1600Km2,主要分布在煤田的北部,西部次之,东部沿边山断裂仅有零星分布,其中奥陶系下统及寒武系灰岩岩溶裂隙不发育,透水性差,含水不丰富,奥陶系中统为主要含水层组。奥陶系岩溶裂隙水的来源主要接受北部及西部大气降水渗入补给和北部汾河径流的下渗补给,岩溶地下水的径流,主要沿煤田西北及北缘灰岩埋浅于200300m的地段向东运动,大致在汾河的古交,峙头段一部分分叉流至兰泉处排泄,一部分经石千峰流至晋祠泉排泄。(四)井田涌水量炉峪口煤矿的涌水量,现阶段主要有三部分组成:(1)煤系地层上部孔隙裂隙含水层水。(2)煤系地层含水层岩层中空隙裂隙水。上组煤开采涌水量预计:根据精查报告上组煤涌水量Q78.82m3/h,下组煤涌水量Q138.34m3/h。参照镇城底矿和西曲矿含水系数值确定开采上组煤时,正常涌水量在40m3/h,发生突水时,涌水量将达120m3/h以上。配采下组煤时,正常涌水量将增加50m3/h左右,即矿井正常涌水量将达到90m3/h,发生突水时,涌水量将超过200m3/h。1.3煤层特征1.3.1煤层埋藏条件炉峪口井田属于西山煤田的一部分,主要含煤地层为石炭纪太原群与二叠纪下统山西组。石炭纪太原群一般厚120m左右,为本区主要含煤地层之一,基底1(晋祠砂岩)发育良好,一般厚4m。二叠纪下统山西组一般厚35m,基底3砂岩为灰白色,也为主要含煤地层。主要煤层顶底板岩性稳定,大部分煤层顶板为泥岩、粉砂岩,其中8#煤层顶板为石灰岩。主要煤层底板为粉砂岩及细砂岩。区内断层较多,褶曲相间,构造十分复杂。整体呈一单斜构造,走向北偏西40,倾向南偏西30,煤田平均倾角为5左右。1.3.2煤层及围岩特征井田内主要可采煤层共计四层,为2.3#、4#和8#、9#煤。各煤层及围岩特征见表1-3。1.3.3煤的特征1、原煤的工业分析见表14。2、原煤的原素分析见表15。表1-3 煤层及围岩特征一览表序号12煤层名称2.3#煤8#煤煤层厚度最小1.8m1.87m最大4.53m5.38m平均3.06m3.36m可采3m3m层间距70m左右倾角08度0-8度围岩情况顶板直接顶为深灰色粉砂页岩,厚度为1.4m,上部为1#煤底板,基本顶为深灰色细砂岩,厚度为1.61m。直接顶为深灰色石灰岩局部为泥灰岩,厚0-3m,局部有伪顶,老顶为灰色粉砂岩及灰色石灰岩,石灰岩中含方解石脉,厚度在1.710.5m。底板灰黑色粉砂岩,厚度2.29m,向下为灰色细砂岩及灰黑色砂质泥岩,厚度一般在7m以上。向下依次为灰色、深灰色细砂岩粉砂岩及砂质泥岩,岩性变化大。煤牌号肥焦煤焦煤硬度f=1.30f=1.35容重1.401.36煤层结构比较复杂13层复杂14层稳定性稳定稳定备注表1-4 原煤工业性分析煤层2.3#煤8#煤牌号肥焦煤焦煤水分2.52灰分2321硫分0.821.8磷分低低 坩锅粘结性3636发热量(卡/克)53004800灰熔点()12501250爆炸指数26.44%24.86说明一、可选性:2.3#煤和8#煤为可选性较好,精煤回收率均在60%以上。二、炼焦性:据2.3#煤箱式实验结果证明,焦碳的抗碎性、耐磨性良好,为级焦碳,8#煤为低灰分、低磷、中硫的焦煤和肥煤。三、各层煤均有爆炸危险性。煤的元素分析。见表1-5。表1-5 煤的元素分析煤层灰分硫%磷%挥发分%2.3#13.8542.9320.110.301.000.550.00260.0890.02824.9231.4527.188#8.8748.217.091.094.841.580.0010.0090.006320.9820.8024.541.3.4、矿井自然灾害指标本矿井为低沼气矿井,相对瓦斯涌出量小于0.734m3/d.t,绝对涌出量小于1.055m3/min。二氧化碳绝对涌出量1.658m3/min,相对量1.153 m3/t。煤层自燃发火倾向属类,为不易自燃煤层。煤层具有爆炸性,爆炸性指数分别为:2.3号、4号和8号、9号煤层分别为26.44%、30.24%和24.86%、28.32%。2 井田境界和储量2.1井田境界本矿井属于梭峪勘探区的一部分,位于梭峪区的南部,其境界为:九龙塔断层控制全井田的西北部边界;东部以神堂岩向斜轴为界;东南及南部以F44断层和928、333号钻孔联线与西曲矿井比邻;西南部以汾河为界并同镇城底矿隔河相望。井田东西长3.64.8km,南北宽1.52.3km,井田面积约8km2。井田边界无扩大的可能性。2.2井田工业储量和可采储量2.2.1勘探类型1、 井田勘探类型根据矿井勘探情况,其勘探类型为类型。2、 钻孔及勘探线分布全区经过普查、详查、精查勘探及使用综合勘探的精查补充勘探后,使完成钻孔38个。2.2.2矿井工业储量的计算矿井工业储量计算公式是:ZC= SM1r1 +SM2r2+ SM3r3+ SM4r4 式 21式中: ZC矿井工业储量,万t; S井田面积,km2; M煤层厚度,M1=3.06m;M2=1.46m ;M3=3.36m ;M4=1.49m; r煤层容重,r1=1.40t/m3 ,r2=1.35t/m3 ,r3=1.36t/m3,r4=1.32t/m3Zc1= SM1r1=81063.061.4010-4=3427.2万tZc2= SM2r2=81061.461.3510-4=1576.8万tZc3= SM3r3=81063.361.3610-4=3655.68万tZc4= SM4r4=81061.491.3210-4=1573.44万tZ= Z7+ Z8+ Z17+ Z21 =10233.12万t根据本矿地质勘探资料,矿井各级储量具体情况见表21。表21 矿井工业储量表单位:万t级别项目A+B+C级储量A+B级储量C级储量A+B级储量%全矿井10233.128215.132017.9980(其中,百分比为该级储量与其对应工业储量的比率。)由表中数据可以看出:井田范围内A+B级储量占工业储量的80%,大于40%。根据矿井设计指南中关于矿井井型与矿井设计的高级储量比例之规定,本矿井的储量符合煤炭设计规范的要求。2.2.3煤层最小可采厚度根据生产矿井储量管理规程的规定,确定煤层的最小可采厚度为0.80 m。2.2.4矿井工业储量的计算矿井工业储量是指在井田范围内,经过地质勘探,煤层厚度与质量均合乎开采要求,地质构造比较清楚,目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量一般即A+B+C级储量。井田范围内全区可采煤层为2、3#煤、4#煤、8#煤和9#煤共4层煤。其中,2、3#煤平均厚度为3.06m,4#煤平均厚度为1.46m,8#煤平均厚度为3.36m,9#煤平均厚度为1.49m,可采煤层总厚为9.37m。2.2.5煤柱的留设及煤柱损失1、井田边界煤柱损失见表2-2。表2-2 井田边界煤柱的计算 单位:万t煤柱位置露头深 部北 部南 部留设宽度30m30m20m20m煤炭损失2、3#煤17.5617.1440.632.564#煤8.087.8818.7214.978#煤18.7418.2843.4134.729#煤8.067.8718.6814.95小 计52.4451.17121.4197.2总 计322.222、因工业广场处于井田边界以外,因地势而设,因此工业广场煤柱的留设基本不占井田工业储量。风井煤柱损失见表23。表2-3 风井煤柱损失计算单位:万t层 位2.3#煤4#煤8#煤9#煤煤 柱12.95.1118.95.22合 计42.133、断层、河流及村庄等煤柱的损失见表2-4。表2-4 断层、河流及村庄等煤柱损失计算单位:万t煤层永 久 煤 柱河流断层村庄陷落柱小计2、3#煤5.95 103.67 77.66 2.93 190.21 4#煤1.06 69.09 26.27 0.13 96.558#煤3.41 85.94 92.38 3.02 184.75 9#煤3.38 49.65 51.14 2.03 106.2合计13.8 308.35 247.45 8.11 577.712.2.6矿井可采储量的计算矿井可采储量的计算公式如下:ZK =(ZgP)C 式 22 式中 ZK矿井可采储量,万t; Zg矿井工业储量,万t;P永久煤柱损失煤量,万t;取5%。C采区采出率。 根据煤炭工业矿井设计规范的规定,因为四层煤均为中厚煤层,所以采出率取0.80。计算结果见表25。表25 矿井可采储量汇总表 单位:万t 类别水平工业储量煤柱损失有效储量可采储量全矿井10233.12941.529291.67433.283 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度矿井生产能力的确定根据第2、3条的规定:矿井的年工作日数按300天计算,每昼夜净提升时间为14h,结合本矿的设计能力及地质条件,确定本矿的工作制度为:每天三班作业,每班工作8h,二班出煤,一班检修。3.2 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井生产能力的确定根据井田实际煤层的可采储量、地质条件、开采技术、各种辅助生产环节的能力以及安全生产条件、服务年限等可确定该矿井可采用普通综合机械化采煤,设计生产能力为90万T/a。3.2.2依据1、煤层赋存稳定,无大的起伏变化,煤层倾角较缓,属近水平煤层,顶底板条件较好,井田内断层较多,适合高档机械化采煤。考虑合适的服务年限,故应建中型矿井。2、本矿井设计普通综合机械化采煤工作面,一个工作面正常生产,一个工作面备用。采取双翼采区布置,同一采区保持一个工作面备用,一个综采面正常回采,年生产能力在85万t左右,每年考虑10万t的掘进出煤量,完全有能力达到90万t的生产能力。3.2.3校核矿井的生产能力1、 校核矿井煤层的开采能力是否满足设计生产能力的要求根据已设计的回采工作面数目和采区的生产能力,可知矿井的开采能力符合设计要求,由设计可知,该矿井最多生产的采区数为二个,正常生产的工作面数为一个,一个为综采准备工作面。2、校核储量条件矿井的设计生产能力应与矿井储量相适应,以保证有足够的服务年限。矿井的服务年限T为: 式 31式中:Z-井田可采储量 万t A-矿井年生产能力 万t/年 K-储量备用系数 取1.4由第二章计算结果可知:矿井可采储量为7433.28万t,则矿井服务年限为 T 7433.28(901.4) 58.99 a 50a因本矿是单水平开采,经过矿井服务年限的核算,符合煤炭工业矿井设计规范之规定,因此最终确定矿井的生产能力为90万t/a。4 井田开拓4.1井田开拓的基本问题4.1.1井筒形式、数目、位置及坐标(包括主井、副井和风井)1、井硐形式的选择井筒的形式主要有平硐、斜井、立井三种,根据三种形式的适用条件,结合本井田的实际情况:由于煤层埋藏较浅,并结合地表地形条件,决定采用斜井开拓。2、井硐数目开凿主井、付井、和风井3个井筒,均为斜井,都开在狮子河东岸。主井提煤,装设大倾角胶带输送机提煤,付井作辅助提升,用串车提升矸石和运输材料,同时兼作进风井,付井还装设有上下人的人车;风井作为开采水平的回风井,不装备。井筒特征表见表41。2、 井筒位置(1)、主、副井布置主、副井筒位置是与井筒的形式、用途密切联系的,主井位置一经确定和施工后,在其上部布置工业广场,进行工业和民用建筑建设,在其下部设置开采水平,进行开采布署,矿井生产建设均要经过井筒进行,在矿井整个服务期间极难更改。因此,正确地确定井筒位置是井田开拓的重要问题。合理的井筒位置,应使井巷工程量、井下运输、井巷维护工作量较少,通风安全条件好,煤柱损失少,有利于井下的开采布署,对掘进和维护井筒有利,且便于地面工业广场的布置,所以应沿走向和倾向两个方面来考虑。a) 沿井田走向的有利位置在井田地质条件许可的情况下,井筒沿井田走向的有利位置应在井田中央。当井田储量呈不均匀分布时,井筒亦应设在储量分布的中央,以此形式形成的两翼储量比较均衡。应避免井筒偏于一侧,造成单翼开采的不利局面。表41 井筒特征表井筒名称主井付井风井井口坐标经距420506842050724204860纬距594291594288594394井口轨面高度(m)105610551075井筒落底标高(m)885945975井筒倾角(度)232023提升方位角(度)320320360井筒斜长(m)343326256井筒宽度(m)净4.774.03.0掘5.374.63.2井筒断面(m)净14.3011.687.2掘18.415.679.2砌壁材料料石料石锚喷井筒装备胶带串车无b) 沿井田倾斜方向的井筒位置井筒沿倾斜方向的有利位置主要是选择合适的层位和倾角。斜井开拓时,斜井井筒沿煤层开斜井具有施工较易,掘进速度快、初期投资较省、掘进出煤可满足建井期间用煤的需要,且可获得补充地质资料等优点;但井筒维护比较困难,保护井筒的煤柱损失较大,当煤层有自然发火倾向时,对防火和处理井下火灾不利;如煤层沿倾向有波状起伏或断层切割,将造成井筒倾角急剧变化,不利于矿井提升。在一般情况下,斜井井筒应布置在煤层下部稳定的底板岩层中,距煤层的法线距离一般不小于1520m,井筒方向与煤层倾向基本一致。当煤层倾角与要求的井筒倾角不一致时,可采用穿层(岩)斜井。开采近水平煤层时,斜井从顶板穿入,如煤层倾角较大,可以采用底板穿岩斜井。根据以上原则,结合本井田的实际情况,可将主、副井筒布置在沿走向、居中的位置,即走向方向在933#与915#钻孔之间;倾向布置在中部偏上的,即井田的位置。这样布置的优点是:工业广场位于浅部,用天然地质(九龙塔断层作为井田边界)布置工业广场,工业广场保护煤柱少,利有效减少压煤量,有利于煤炭资源的回收率。有利于尽快形成生产系统,投产期短,有利于提前见效益。初期投资少。(2)风井布置及通风方式风井位置除考虑地面因素、地下因素外,主要取决于矿井通风系统。按进风井和回风井的相对位置分,有以下几种形式:)中央并列式:进风井与回风井都位于井田中央的同一个工业广场,分别利用主、副井作为进、回风井。这种方式优点是:工业广场布置集中,管理方便,井筒保护煤柱损失少,缺点是通风线路长,通风阻力大,井下漏风多。适用于井田范围小,生产能力不很大,瓦斯等级低的矿井,在投产初期不利于采用别的通风方式时,也可采用这种方式。)中央边界式:主、副井位于井田的中央,副井兼作进风井,回风井设在井田的上部边界的中部。这种方式优点是:通风线路较短,通风阻力较小,井下漏风较少,回风井位于井田上部边界,工程量增加不多,但工业场地分散,保护井筒煤柱较多,当矿井转入深部开采时,需要维护较长的上山回风道。适用于煤层赋存不太深的缓斜煤层或煤层较深、瓦斯涌出量大的矿井。)对角式通风:主、副井设在井田中央,副井兼作进风井,回风井设在井田的上部边界,成对角式布置。优点是:通风线路变化长度小,风压比较稳定,有利于通风机工作。但因风井多,所需的设备多,工业广场分散,主、副井与风井贯通时间长。适用于对通风要求很严格的矿井,如高瓦期矿井、煤易于自燃的矿井、有煤与瓦斯突出的矿井。)分区式通风:即每一个分区均设置进回风井,构成独立的通风系统,优点是:通风线路短,可以同时施工,有利于处理矿井事故,运送人员及设备也方便。但工业场地分散,占地面积大,井筒保护煤柱多,适用于煤层很缓的大型矿井。根据以上分析,根据本井田的实际情况,确定本矿井采用中央并列式通风。3、 各井筒的坐标见表4-2。表42 井筒坐标表井筒名称坐 标(X)坐 标(Y)标高主井42050685942911056副井42050725942881055风井420486059439410754.1.2工业广场的位置、形状和面积根据井田的赋存状况和实际的地形情况,将工业广场布置成长条形,并且使长边平行于煤层走向方向,因而占用极少的煤炭资源。由设计规范知:90万t/a的矿井,工业广场的占地面积为10000m2。4.1.3开拓方案的确定1、技术上可行的开拓方案本井田地处山区,地表高低起伏不平,根据地面工业广场的布置情况和井下煤层的赋存状况,故本矿采用斜井单水平开拓。由于矿井的水平大巷服务年限即矿井的服务年限长,故在设计时不考虑使用煤层大巷,并根据井筒位置不同和井下大巷布置不同,因此对矿井的开拓提出以下三种开拓方案。开拓系统方案示意图见图41、采用单水平开采,在+945m布置大巷。进行全矿井单一中央采区式开采。、采用单水平开采,在+945m布置大巷,均匀分两翼采区对称开采。、采用单水平开采,在+945m布置大巷,进行带区式开采。煤层之间采用斜巷联络。图41 开拓系统方案示意图方案一方案二方案三2、开拓方案技术比较开拓方案提出了三个,方案为全矿井分上下组煤且各组煤单一采区式开拓;方案为全矿井分为分上下组煤各组煤均分为两个采区开拓;方案为全矿井上下组煤采用带区式开拓。方案为全矿井单一采区式开拓方案为全矿井单一采区式开拓系统简单,但区段巷道距离太长,井田地质条件变化对生产造成的影响明显,且技术和设备条件不太成熟,不如方案和方案。不予考虑。3、方案和方案在技术上都是可行的,现对其进行经济比较对方案和方案进行经济技术比较时,按照相同工程量不作比较的原则,工程量比较及经济技术比较如下页表所示:(1)、工程量比较如表43所示。(2)、经济技术比较见表44所示。两方案在生产时,方案前期建设投入较大,故对煤层的地质条件适应性不强,根据附近矿井的地质资料分析,对回采过程中将会造成一定影响。从基建费用比较表来看,方案的工程量高于方案,且超过5%,故确定选用方案,即斜井单水平均匀两个采区开拓。 4.1.4开采水平内的巷道布置方式、主运巷的位置本矿井的大巷布置为分组集中运输大巷,各煤层顶底板主要为砂岩,岩性稳定,运输大巷由于服务时间长,因此应布置在煤层底板岩层中,且距煤层有一定的距离,以避开开采动力影响,根据该矿井开采的设计经验及煤层顶底板岩性,运输大巷应布置在距煤层底板法向距离20m位置,上组煤胶带运输机大巷布置在煤层底板岩石中,距煤层法线距离20m。上组煤回风巷布置在2.3#煤层中。表4-3 基建工程量比较表单位:m序号项目工程量方案方案1运输大巷320072002采区下山28000表44 经济技术比较表 单位:万元方案项目方案方案运输大巷3200*300*104967200*300*104216采区下山2800*300*104840小计1802164.2矿井基本巷道4.2.1井筒(一)井筒断面形状根据设计规范要求:选择主井、副井、风井的断面形状和断面布置形式均为园形断面。主井、付井、风井的各断面尺寸参数见表45。主井、付井、风井断面形状和断面布置分别见图4-2、图4-3、图4-4。(二)井筒风速验算根据“煤矿安全规程”规定:无提升设备的风井风速不得超过15m/s,升降人员和物料的井筒风速不得超过8m/s。井筒风速验算见表4-6。表4-5 主井、副井、风井断面尺寸及材料井筒名称项目主井副井风井单位井筒宽度 净 宽4.774.03m掘进宽度5.374.73.2m井筒净断面14.311.687.2(m2)岩 性464646续表4-5 主井、副井、风井断面尺寸及材料井筒掘进断面18.415.679.2m2井筒净周长14.51310.5m砌碹厚度350300100mm井壁材料料石料石锚喷表46 各井筒风速验算井筒名称井筒净断面(m2)通过风量(m3/s)风速(m/s)副井11.6850.94.36风井7.250.97.064.2.2井底车场1、确定井底车场型式和布置形式:根据本井田的煤层赋存条件、地质条件、开拓方式、井型大小,可以选择环形井底车场较为合适。2、调车方式由于矿井主运采用胶带输送机,故主运不存在调车问题,仅对辅助调车方式进行说明。辅助运输采用无极绳牵引,采用调度绞车配合调车方式。3、井底车场各种硐室的布置为了满足矿井生产及安全的需要,一般在井底车场内设有各种硐室,即变电所、水泵房、水仓、井底煤仓、调度室、等候室、防火门硐室、消防材料等。布置情况分述如下:1)、井下中央变电所及水泵房井下中央变电所是井下的总配电站,从地面送来的高压电,经主变电所配电变压,整流供各采区、水泵房及井底车场用电。为了节约管材、缆材和管理方便,并有利于安全,变电所及水泵房一般均联合布置在副井附近。建成联合峒室,当矿井突然涌水时,仍能继续供电,照常排水。为了便于设备检修及运送,水泵房布置在靠近副井空车线一侧,水泵变电所之间用耐火材料砌筑隔墙。并设置铁板门,为防止井下涌水突然淹没矿井,变电所及水泵房的底板标高应高于井筒与井底车场联结处巷道标高0.25m,水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置密闭门,水泵房经管子道与井筒相连接处要高出水泵房底板标高7m以上,管子道的倾角为30,可保证水泵房与付井运输巷道之间有10m以上岩柱,管子道断面大小应保证敷设排水管路后,还能通过水泵,电机等设备,以便矿井发生水灾时,关闭水泵房的防水门后,仍可通过管子道增添排水设备,保证水泵房正常排水,水泵级吸水井、配水道及配水井与水仓相连接,水仓是低于井底车场标高开掘的一组巷道,水仓布置在工业广场安全煤柱范围内。2)、井底煤仓井底煤仓上接皮带,下经装载硐室与井筒相连接。由于煤仓容积大,为便于施工及维护,将其设在坚硬的岩石中。3)、调度室调度室设在井底车场进车线的进口处,是空、重列车出入井底车场必须经过的地方。这样,便于调度人员掌握车辆运行情况及时采取措施。4)、等候室等候室布置在付井井底车场附近,供工人上、下班时候车和等罐。为便于人员出入,设两个通道,分别通向井底两侧。5)、井下防火门硐室井下防火门硐室,是应付井下发生火灾时,隔断风流之用,将其设在进风井与井底车场联接的巷道内,备有两道易关闭的铁门。4.2.3主要开拓巷道1、开拓巷道确定:轨道运输大巷、胶带运输大巷及轨道运输石门的断面形式、规格和支护方式见图4-5、图4-6、图4-7所示。由于辅助运输石门运输量大,为满足要求,辅

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