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中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第140页 第一章矿区概述及井田地址特征第一节矿区概述1.1.1交通位置 九矿位于鹤壁市北部,属鹤山区所管辖区。西起煤层露头和断层,东至断层与龙宫勘探区毗邻,南面与3986800和3986600线分别与汤阴矿和秦马庄义利矿为界,北抵煤层底板等高线-450米水平线向地面垂线。东西宽约3.3公里,南北长约5.5公里,面积约18.15平方公里。地理位置为东径11407241140840,北纬36035360301。矿区中心南距鹤壁市老区20km,距鹤壁市新区37km,东北距安阳市17km,东南距汤阴县12km,东邻鹤壁中泰矿业有限公司,南邻鹤壁市鸿起煤炭开采有限公司。矿区北为南林(南乐林州)高速,距最近的出口水冶镇站12Km;东为京港澳高速,距最近的出口鹤壁市站36Km。矿区有铁路运输专线,从九矿井口经鹤壁集至汤阴县车站与京广铁路相接,矿区东距汤阴站22 Km。鹤壁集北站为运煤专列编组站。鹤(鹤壁)水(水冶)公路横贯矿区,与鹤(鹤壁)安(安阳)公路在鹤壁中泰矿业有限公司北处相接,往东直抵安阳市,往南经鹤壁市可直达汤阴县,交通尚称方便,如图11所示。图11交通位置图1.1.2地形地势本矿区处于太行山区和华北平原过渡地带,属丘陵地段。地势西南高、东北低。海拔145.12米至269.40米,相对最大高差124.28米。丘陵沿北东方向展布,为第四系黄土和第三系砾岩及粘土组成。1.1.3气象及地震情况本矿区属北温带大陆性干旱型季风区气候。据鹤壁市气象站观测资料:气温:年平均最高气温15.3(1961年),最低13.1,平均14.2 (1967年6月4日)。气温极值最高42.3(1967年6月4日),最低-15.5(1967年1月15日)。降雨量:年降雨最大1394.1毫米(1963年),最小266.6毫米(1965年),平均604.6毫米。雨水期多集中于七、八、九月份,占全年降雨量的60%左右。蒸发量:年蒸发量最大2695.0毫米(1965年),最小1859.3毫米(1979年)。平均2328.3毫米。风向、风速:每年八月至来年二月刮北风,最大风速23米/秒;每年三月至七月多刮南风,最大风速14米/秒。1.1.4水文地质情况九矿井田位于太行山东麓,太行山隆起带与华北平原沉降带之间过渡带,区内总的地势是西高东低,最高点位于二号风井东南,海拨269.40米,最低点位于07003钻孔处,海拨145.12米,相对最大高差124.28米,该区属山前丘陵地形。该区地下水除接受大气降雨补给外,主要来自太行山侧向迳流补给,为区域地下水的排泄带。据该区水文地质资料,西部山区补给面积约2125平方公里,透水性良好的寒武系,奥陶系石灰岩大面积裸露地表,具有良好的天然补给条件。地下水沿岩溶裂隙发育带汇集于山前地带,运移中遇到断层或弱透水岩层的阻滞,在低洼处、沟谷中排泄于地表形成泉,距九矿北约两公里有著名的小南海泉群,出露标高122.00米,涌水量3.4米3/秒,补给洹河(善应河)。九矿井田内无长年性河流,只有一条间歇性冲沟叫豆马庄河,平时基本无水,主要为九矿井下水的排泄通道,雨季大雨过后有水流过。距井田北约两公里有善应河,由西向东流经矿区北部,在小南海以上河段,流量很小,一般仅有0.50.1米3/秒,流经小南海一带,由小南海(由57个小泉组成,总称小南海)泉水补给,流量增加至613米3/秒,一般为67米3/秒,最大洪水量达867米3/秒。区内主要含水层有第三系砾岩含水层、二迭系砂岩含水层、八层灰岩含水层、二层灰岩含水层、奥陶系灰岩含水层。各含水层之间由砂质泥岩、泥岩组成良好的隔水层。地下水总的流向是由西向东,地下水的运动、储存与排泄,主要受构造与地形的控制。1.1.5工农业生产及煤炭建设规划概况鹤壁市设置于1957年,面积2182km2,人口130.9万;辖3区2县,25个乡镇,10个街道办事处。主要粮食作物有小麦、玉米、大豆、高粱、谷子和红薯,主要经济作物有棉花、花生、油菜和蔬菜等,是河南省畜牧业的生产基地。鹤壁市拥有煤炭电力、机械电子、冶金建材、化工医药、轻纺、食品、陶瓷等门类较为齐全的工业体系;矿产资源有30种,煤炭资源丰富,还有水泥灰岩、白云岩、玄武岩、大理石、重晶石等;拥有火力发电装机容量44.8万千瓦,发电量31.4亿千瓦时。市区有自来水厂2座,日供水能力13.1万m3;设有煤气供应站4座,日供应能力4万m3。1.1.6水源及电源四矿原工业场地内建有35KV变电站和北副井广场设计新建一座35KV变电所,电源均为康家110KV变电站,从矿井工业场地35KV变电所架设两回输电线路,可作为四矿扩建北翼新区供电电源,供电电源可靠;九矿原工业广场内建有35KV变电所,两回35KV线路引自四矿变电站,供电可靠。四矿、九矿目前有水源井,可满足改扩建后的生活及地面生产用水需求。矿井排水经净化处理后,作为井下消防洒水水源,水源可靠。第二节井田地质特征1.2.1矿区范围内的地质情况详见图12,煤层综合柱状图。本区煤系地层全被第三、四系地层所掩盖,现据区内140个钻孔所揭露的地层分述如下:一、奥陶系中统马家沟组(O2)为青灰色纯质石灰岩、夹泥灰岩,白云质石灰岩,局部具角砾状和花班状结构,中部蠕虫状灰岩中含珠角石及疑盘螺化石。据区内984-5孔揭露,厚度238.01米。区域地层资料厚400米,与上部石炭系本溪组呈假整合接触,接触面多为凸凹不平。二、石炭系本溪组(C2b)由灰色薄层状灰岩、铝土质泥岩、砂质泥岩、砂岩组成,灰岩一般在中上部发育,顶面距煤25米,灰色薄层灰岩普遍发育,局部被钙质泥岩所代替,厚0.751.5。煤层底板为本组与太原组地层分界标志线。下部以含铝质泥岩,砂质泥岩为主。含铁质鲕状及黄铁矿结核,局部夹一层中厚层含砾石英砂岩。灰岩中含海百合茎化石。全组地层厚20.5654.24米,平均34.60米。与上覆太原群地层整合接触。三、石炭系太原群(C3t)由灰褐色细中粒砂岩及黑色砂质泥岩,泥岩、石灰岩及煤层组成,砂岩中多钙泥质胶结。本群地层含石灰岩910层,依次为L1、L2、L3、L4、L5、L6(一般2层)、L7、L8、L9。灰岩除L3外,层层压煤,为一套典型的海陆交互相沉积,沉积旋回明显,规律性强。利用相旋回规律及每一旋回的特殊性,用于地层对比,对研究地层规律及控制构造起到了重要作用。灰岩中含丰富的蜒科,海百合及腕足类动物化石。其中,L2深灰色灰岩发育普遍,厚度为4.3-6.9米,平均厚5.9米,为控制煤层的重要标志,L8灰岩厚2-5米,一般3米左右,为本区重要标志层之一。本群地层厚122.96-146.03米,平均136.32米,与上伏二迭系地层整合接触。本群地层可采煤层两层,即和-22煤,煤层对此清楚。四、二迭系下统山西组(P1sh)由灰灰褐色石英砂岩及灰灰黑色砂质泥岩、泥岩和煤层组成,砂岩中含黑色矿物及炭质面,层面有较多大白云母片。泥岩、砂质泥岩中富含芦木、苛达及羊齿等植物化石,本组底部砂岩(S9)平均厚15米,为深灰色中细粒砂岩,含黑色泥质包裹体,交错层理、底部具有冲刷面,上距二1煤层7米,为与石炭系太原群地层分界的重要标志层。在二1煤顶部砂岩(S10)以含炭质及白云母片的牲征,是控制二1煤层的重要标志层。本组含煤2-3层,二1煤层全区发育,普遍可采,是本矿现主采煤层,其它煤层不发育,偶见有煤线。本组地层厚105.8-136.2米,平均127米,与上伏石盒子组地层整合接触。五、二迭系下统下石盒子组(P12x)由灰绿色石英砂岩、灰绿色紫斑泥岩,灰色砂质泥岩组成。底部细中粒砂岩,含绿色及黑色矿物。局部夹有泥质包裹体为特征的S13砂岩为与山西组分界的重要标志。紫斑泥岩含大量大个体的菱铁质鲕状为特征,是S13砂岩的辅助标志层。本组地层厚48-60米,平均54.58米,与上伏上石盒子组地层整合接触。六、二迭系上统上石盒子组(P2S)下段由灰发绿及灰白色石英砂岩及灰紫色泥岩,灰色砂质泥岩组成,局部含铅质具鲕状结构。底部S15砂岩,为浅灰色,灰绿色中厚层状中细粒砂岩,本区内发育普遍,可作为对比标志。其上S16砂岩为一组3-4层砂岩组,发育普遍,沉积稳定,是矿区的良好标志层。区内揭露S16砂岩以上地层资料的钻孔不多,故对S16砂岩以上的地层不再详述。本组地层据钻孔揭露仅保存有316米左右,与上伏第三系地层不整合接触。七、第三系鹤壁组(Nn)由灰黄色、黄褐色粘土,粘土夹卵石、灰色砾石组成。砾岩成份以石灰岩为主,滚园度较好,分选性差。地层厚度47.3122.8米,平均92.3米,与上伏第四系地层不整合接触。八、第四系(Q)主要由棕褐色黄土组成,厚030米,平均厚10米。1.2.2井田范围内和附近的主要地质构造矿区F1断层以北,1991年由豫中地质勘察工程公司第三工程处进行修编,有关内容按该报告执行,F1以南的二1煤区为本次修编的重点,现将区内构造进行探采对比:1、F1正断层:是我矿二1煤组与一煤组的分界断层,南起井田浅部煤层露头向北东穿矿区伸入龙宫勘探区,在井田内走向3.5公里,走向NESW,SE盘下降,落差150200米,钻孔内实见的有:(1)230孔二1煤及C3上部地层全部断失,落差150米。(2)211孔缺失P11及C3中上部地层,落差150170米。(3)984-8孔断层以O2顶面通过,缺失C3L4C2地层,O2顶面可能缺失一部分,落差大于100米。(4)984-6孔缺失P11C3L5地层,落差150170米。该断层为一组正断层,而且互相切割,因而断层比钻孔揭露的还要大,断层带宽37.5米。2、东南边界F2正断层:此断层为四矿与九矿边界断层,四矿区内有钻孔控制并有巷道揭露,落差为140-150米,走向NE、倾向NW。此断层在本区只经过东南部分边界,九矿现未揭露该断层,资料较少,因此不作详述。3、F3正断层:是我矿二1煤组内部一条断层,在井田内走向2.1公里,走向NESW,SE盘下降,落差810米。造成了二1煤层与太原组上段灰岩含水层直接对接。压扭性正断层,不富水或富水性较弱。1.2.3井田内水文地质情况八层灰岩含水层厚度为05.13米,平均3.85米,属岩溶裂隙承压水,岩溶裂隙发育不均衡,是二1煤底板充水的主要含水层,上距二1煤层3862.13米,平均为48.82米,该 段 冲 洗 液 耗 量12.7米3/时的4个孔,其余均小于0.5米3/时。原精查报告八层灰岩含水层抽水一次,水位降低14.83米,涌水量为0.79米3/时,渗透系数0.018米/日,八层灰岩和五层灰岩含水层混合抽水一次,水位降低75.44米,涌水量0.24米2/时,渗透系数0.0044米/日。综上所述,根据矿井水文地质规程第4条分类原则,确定该矿井水文地质类型为中等偏简单。图1-2 鹤煤九矿矿井涌水量与时间关系曲线图第三节煤层特征1.3.1煤层赋存状况及可采煤层特征 龙宫井田的含煤地层为本溪组、太原组、山西组、下石盒子组和上石盒子组,分十个含煤组段,含煤地层总厚825.72m;含煤14层,煤层总厚11.88m,含煤系数1.44%。山西组和太原组为主要含煤地层,山西组含煤4层(二0、二1、二2、二3),太原组含煤10层(一11、一12、一2、一5、一61、一62、一81、一82、一91、一92),其中二1煤层、一11煤层为全区可采煤层,一2为大部分可采煤层,可采煤层总厚10.16m,可采煤层含煤系数为1.23%。各煤层发育情况详见表1-2-2。九矿延深区煤层发育情况一览表 表1-2-2地层单位煤组煤层编号见煤情况(孔数)煤层厚度(m)煤层发育情况稳定型别穿见见煤可采不可采零点断失两极值平均值发育情况可采情况山西组二煤组二11514140013.219.727.19普遍发育全区可采不稳定太原组一煤组一9293035100.300.10不发育不可采不稳定一9194044100.510.19不发育不可采不稳定一8162023100.340.12不发育偶见可采点不稳定一6232021000.390. 19不发育不可采不稳定一6131012000.160. 05不发育不可采不稳定一531012000.230. 08不发育不可采不稳定一23321000.781.201.01普遍发育大部可采稳 定一123303000.380.590.51普遍发育不可采稳 定一113330001.312.832.27普遍发育全区可采稳 定二1煤位于二迭系山西组下部,为矿区现主采煤层,该煤层厚度大而且稳定,煤厚3.50-9.03米,平均厚度7.5米,可采性指数Km=1,煤厚变异系数r=21%,煤层结构较简单,含夹矸1-3层,比较稳定的夹矸一层(下部),夹矸厚0.3米左右,一般为两层夹矸,只有1501孔和984-43孔有三层夹矸。本区二1煤厚度随深度增加而增加,特别是-175以下,煤厚普遍为7-9米。煤层倾角在 1- 5,平均3,详见煤层综合柱状图。 图1-2 煤层综合柱状图1.3.2岩石性质、厚度特征 二1煤直接顶板为黑色泥岩和砂质泥岩,层位稳定,厚1.96-9.97米,平均5.27米,老顶为S10砂岩,平均厚5.05米,直接底板为黑色砂质泥岩,平均厚7.0米,老底为S9砂岩,平均厚10.7米,顶底板层位均稳定,较平整。局部凹凸不平,有少量裂隙发育。表1-3 岩石力学强度指标表岩石 名称抗压强度c(MPa)抗拉强度t(MPa)摩擦角()内聚力C(MPa)砂岩20-2004-2535-508-40泥灰岩10-1002-1015-303-20表1-4 岩石的物理性质指标表岩石 类型颗粒密度(g/cm3)块体密度(g/cm3)空隙率n(%)吸水率(%)软化系数KR凝灰岩2.56-2.782.29-2.501.5-7.50.5-7.50.52-0.86砂岩2.60-2.752.20-2.711.6-28.00.2-9.00.65-0.97泥灰岩2.70-2.802.10-2.701.0-10.00.5-3.00.44-0.541.3.3沼气、煤尘及煤的自燃性九矿在正常通风情况下,瓦斯浓度一般在0.25-0.43%,绝对涌出量10.1-20.21m3/分,相对涌出量12.41-33.26m3/吨。主要来自回采工作面及掘进头回风流中。由于地质条件的差异,局部地段在采掘过程中也曾发生过瓦斯集中涌出,风流浓度增高的现象。根据二1煤补勘报告中预测及九矿历年开采资料证明,随着开采水平的延深,瓦斯涌出量将会相应增大。二1煤大火焰长度为10-30毫米,抑制煤尘爆炸的最低岩粉量为35-60%,九矿历年煤尘爆炸测试结果(二1煤)火焰长度10-30毫米,爆炸指数13.34-16.76%,所以九矿二1煤应为具有煤尘爆炸性煤层。九矿南翼二1煤补勘报告中提供二1煤自燃发火期为4-6个月,从九矿历年瓦斯鉴定结果表看出二1煤自燃发火期为14个月。我矿二1煤层从掘进到回采,无发生自燃发火史,依据矿井防火规范有关规定,拟定为四级自燃矿井。1.3.4煤质、牌号及用途 二1煤层贫煤为黑色粉粒状煤层,偶见鳞片状及碎块状,黑色条痕,镜煤呈金属光泽和金刚光泽,真相对密度和视相对密度分别为1.44、1.43g/cm3;贫瘦煤为黑色粉粒状煤层,少量碎块状,强玻璃光泽,真相对密度和视相对密度分别为1.51、1.40g/cm3。煤岩组分以亮煤和镜煤为主,暗煤次之,可见丝炭薄层及透镜体,煤岩类型以半亮型为主,次为光亮型,半暗型和暗淡型较少。二1煤属低中灰、特低硫、低磷、高熔融、易磨、中等可选煤层,贫煤可作气化用煤、炼钢高炉粉吹煤和动力用煤,贫瘦煤也可作炼焦配煤。煤层真相对密度、视相对密度详见表1-2-3。 煤层真相对密度、视相对密度一览表表1-2-3区 别龙宫井田九矿延伸区煤 层二1一2一11二1一2一11煤 类PMPSPMPMPMPSPMPM真相对密度1.441.511.491.631.481.491.63视相对密度1.431.401.381.411.431.401.381.411.3.5勘探程度及可靠性本矿井的勘探分普查、精查、补堪和深部补堪四类。A级储量1、煤层对比可靠,煤层的厚度、结构、已经查明,可采煤层的连续性已经确定。煤类、煤质特征及煤的工艺性能已查明。2、岩浆岩对煤层及煤质影响已查明。3、各项勘查工程已达到勘查阶段的控制要求。B级资源储量1、煤层对比可靠,煤层厚度,结构已经查明,煤类、煤质特征及煤的工艺性已基本查明。可采煤层的连续性已经确定。2、岩浆岩对煤层及煤质的影响查明。3、各项勘查工程达到勘查阶段的控制要求。C级储量1、煤层对比基本可靠,煤层厚度、结构、煤质等基本初步查明。2、构造已初步查明。3、各项勘查工程达到勘查阶段的控制要求第二章 井田境界和储量第一节井田境界2.1.1井田周边状况 西面以煤层露头及断层为边界;东面以断层及四矿边界为界;南面以3986000线为界;北面以3991500线及煤层底板等高线-450米水平线向地面垂线为界。南北长约5.5公里,东西宽约3.3公里。二1煤储量计算面积约18.15平方公里。2.1.2井田境界确定的依据1、以大的断层和勘探边界为矿界;2、 以保证井田的合理尺寸,及与邻近矿区处理好关系。第二节矿井工业储量参加储量计算的二1煤层。根据煤炭资源地质勘探规范规定,工业指标确定为倾角小于25煤层,能利用储量选用厚度0.70m,灰分40%;暂不能利用储量厚度为0.600.70m,灰分在40%-50%之间。倾角为8,能利用储量厚度选用0.60m,暂不能利用储量选用0.500.60m。由于区内地质构造较简单,煤层厚度稳定,储量计算利用地质块段法和几何图法在1/5000煤层底板等高线图上直接进行计算,计算储量采用斜面积和厚度计算公式如下:Q=SMDCOS式中:Q块段储量(Mt)S块段平面积(m2)M块段煤层的平均煤厚(m)D煤层的容重(t/m3)块段煤层平均倾角()储量计算参数的确定:1、平面积:利用煤层底板等高线图划分块段,用几何图形面积计算,计算该块段的平面积。2、煤层倾角:根据实际揭露资料或利用煤层底板等高线计算每个块段的倾角,取其平均值作为该块段的煤层平均倾角。3、煤层厚度:根据实际揭露的煤层真厚度和邻近钻孔煤层的真厚度(大小0.05米的夹矸已剔除),取其平均值作为该块段煤层平均厚度。4、煤的容重:根据原报告和井下所取有关资料,二1煤层容重为1.45吨/米3。 储量计算结果:在AUTOCAD2007上利用查询公式,量得井田水平面积为15166422.5313m。Q=SMDCOS =15166422.531371.45COS(6) =154787129t约合154.79Mt第三节矿井可采储量2.3.1 安全煤柱留设原则安全煤柱曾称保安煤柱。在煤矿开采范围内为地面建筑和矿井生产的安全而保留的不开采的煤。例如为了保护区内地表铁路、桥梁、城镇和村庄而在相应地下区内保留的安全煤柱。为了矿井安全生产,防止地表河流、湖泊等地表水漏人坑道;为了井巷的两侧在没有特殊措施时的安全等而保留的煤柱。其形状、大小,是根据地表被保护物的形状、重要性和煤层埋藏深度而确定的。永久煤柱包括井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱。储量计算时,必须扣除安全煤柱。对于井田境界煤柱留设,井田边境保护煤柱在井田边境留设20m的保护煤柱;对于断层煤柱留设,正常情况下,当落差大于50m时,断层两侧各留40m,煤柱,小于50m时各留30m。2.3.2 矿井永久保护煤柱损失量本井田中永久煤柱损失主要有:地面工业广场保护煤柱、井田境界煤柱损失和断层保护煤柱等。井田境界煤柱和断层保护煤柱取40 m。1)井田边界煤柱可按式计算:Z=LbMR 式中:Z井田边界煤柱损失量,t; L井田边界长度,m; b井田边界煤柱宽度,40 m; M煤层厚度;7m; R煤的容重,1.45t/m3。则井田边界煤柱损失量为:Z1=15231.335m40m7m1.45 t/m3=6183922.01t2)断层保护煤柱同理可用公式计算:则断层煤柱损失量为:Z2=(8541.4646m+4254.9538m)40m7m1.45t/m3=5195345.87t3)地面工业广场保护煤柱按规范规定,年产120万t/a的大型矿井,工业场地占地面积指标为1.0公顷/10万吨。故可算得工业场地的总占地面积:S=1.012=12公顷=120000m2根据垂直剖面可计算工业广场的保护煤柱的留设:计算如下所示:工业广场占地面积为400300m2,平面形状为矩形。工业广场为二级保护煤柱,需留15m维护带。煤层地质条件为:煤层倾角6,煤层在受保护范围内中央的埋深H0=400m,地面标高175m,煤层地板标高-225m,松散层厚50m,此处煤厚7m。查的本井田各参数如下:45 55 73其中:表土层移动角; 煤柱上山移动角; 走向方向移动角; 煤柱下山移动角; 煤层倾角;用垂直剖面法留设工业广场保护煤柱如图2.3-1所示:图2.3-1 工业广场保护煤柱Z3=0.5(AD+BC)hmr/cos (2-3-2)式中:AD工业广场保护煤柱梯形的下底,m;BC工业广场保护梯形的上底,m;h工业广场保护梯形的高,m;m煤层的厚度,m;r煤的容重,m。 煤层平均倾角,代入数据得: Z3=0.5(480.69+450.04)599.537m1.45/cos6=2847451.46t4)大巷保护煤柱同理可用公式计算: Z4=SMDCOS =530963.70371.45COS(6) =5418967.26t由以上可得永久煤柱损失量P1= Z1 +Z2+Z3+Z4 =6183922.01+5195345.87+2847451.46+5418967.26 =19645686.6t井田保护煤柱(Mt)断层保护煤柱(Mt)工业广场保护煤柱(Mt)大巷保护煤柱(Mt)永久保护煤柱(Mt)6.25.22.95.419.72.3.3 矿井可采储量1)矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量可按式(2-3-3)计算:Zs= ZgP1 (2-3-3)代入数据得:Zs=15478712919645686.6=135141442.4t2)矿井设计可采储量矿井设计可采储量课按式(2-3-4)计算,其中P2按矿井设计资源/储量的2%估算。Zk= (ZsP2)C (2-3-4)式中 Zk矿井设计可采储量;P2主要井巷煤柱损失量之和; C采区采出率,厚煤层不小于75 %;中厚煤层不小于80 %;薄煤层不小于85 %。代入数据得:Zk=(135141442.4135141442.42%)75 %=99328960.164t第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限第一节矿井工作制度依据煤矿安全规程,煤矿生产许可法和劳动法有关规定,结合东荣一矿的实际情况,拟制定工作制度如下:设计年工作日330天,日提升16小时,采用“三八”作业制,两班生产,一班准备。第二节设计生产能力和服务年限1、矿井设计生产能力的确定原则应根据地质条件,国民发展需要和国内外市场需求,技术装备和管理水平,充分考虑科学技术进步等因素,依据投资少,出煤快,经济效益好的原则合理确定。2、确定矿井生产能力的重要因素a、储量是指基础储量中经济可采部分。b、地质和开采条件技术装备和管理水平矿井与水平服务年限,矿井与水平服务年限计算公式T=Z/(A*K)式中T设计计算服务年限,a;Z可采储量,Mt;A年产量,Mt/aK储量备用系数,宜采用1.31.51)设计生产能力矿井生产能力的大小主要根据井田储量、煤层赋存状况、地质条件等情况来确定,还应考虑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:0.9 M t/a方案:1.2 Mt/a方案:1.5 Mt/a上述三种方案,具体选择哪一种,还应根据矿井服务年限来确定。第三节矿井服务年限的确定矿井服务年限的计算公式如下:T=Z/(Ak)式中:T服务年限,a;Z可采储量,Mt;A年产量,Mt/ak矿井储量备用系数,k1.31.5。根据本矿矿井的实际情况,K值取1.45。依据以上拟定矿井生产能力,服务年限的确定现提出三种方案,具体如下:方案a:A= 0.9MtT= Z/(Ak)=99.33/(0.91.45)=76.1a方案b:A=1.2 MtT= Z/(Ak)=99.33/(1.201.45)=57.1a方案c:A=1.5 Mt T= Z/(Ak)=99.33/(1.501.45)=45.7a根据矿井煤田的地质条件,虽然方案a,符合矿井设计年限,但生产服务年限较长,方案c符合规定最低年限,但是从当地的资源上来考虑,当地煤炭资源比较溃乏,所以应当在服合技术条件上来讲,应尽量多服务些年限,从技术上考虑,随着技术条件上来考虑,当前的回收率还比较低,应当留有充足的时间开发技术,提高回收回采率,从而减少浪费,所以从这些方面考虑,我定该矿井为1.2Mt/a。参照煤炭工业矿井设计规范规定,根据本矿矿井的实际情况,得出矿井生产能力为1.2Mt/a,服务年限为57.1年。即本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注:确定井型时要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力,矿井达产后,产量迅速提高,局部地质条件变化,使储量减少,有的矿井由于技术原因使采出率降低,从而减少储量,为保证有合适的服务年限。工业储量(Mt)设计储量(Mt)可采储量(Mt)设计生产能力(Mt/a)服务年限155135.1499.331.2 57.1第四章 井田开拓第一节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煤体,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。(一)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。(二)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。4.1.1 确定井筒形式、数目、位置(一)井筒形式的确定一般情况下,井筒的开拓方式式有立井、斜井和平峒三种。其使用条件和优缺点比较如表4.1。表4.1 井筒开拓形式的使用条件和优缺点比较井筒形式立井开拓斜井开拓平硐开拓煤层条件埋藏深表土厚为缓倾斜煤层倾角小于25表土层薄无流沙层倾角较小,地形复杂优点井身短,通过井筒的各种管线长度小,提升速度快,机械化程度高,对辅助提升有利,人员提升快;井筒断面大,通风阻力小;生产经营费用低,有利于井筒维护,适应性强,技术可靠,不受煤层瓦斯煤层等限制开拓部署能适应产量大、生产集中的要求,主斜井不受长度限制,井筒装备及井底车场,地面设施简单;施工简单,掘进快,初期投资少,延伸方便,安全出口好最简单的开拓方式,技术、经济最有利,主运输环节少,设备少,地面工业广场简单,水可自流,无水仓施工条件好,掘进速度快缺点井筒施工复杂,装备复杂,其建井投资大,井筒延伸困难井身长,通过井筒各种管线长,生产经营费较高,维护难,串车提升能力小,对地质条件适应性差对井田地质构造和自然条件有一定限制适用条件生产能力大,煤层埋藏深,表土厚或水文条件复杂,开采煤层不受条件限制,凡不适合斜井、平硐、综合方式时均可采用立井开拓地质构造简单井田走向较短山岭、丘陵、沟谷地区煤层埋于山中(二)井筒沿煤层倾向的有利位置在倾向上井筒宜布置在中偏上的位置,同时考虑到减少煤损,尽量让工业广场保护煤柱圈住一些影响生产的地质构造和断层。1、有利于矿井初期开采选择井筒位置要与选择初期开采区密切结合起来,尽可能使井筒靠近浅部初期开采块段,以减少初期井下开拓巷道工程量,节省投资和缩短建井期。2、尽量不压煤或少压煤确定井筒位置,要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱,做到不压煤或少压煤。为了保证矿井投产后的可靠性,在确定井筒位置时,要使地面工业场地尽量不压首采区煤层。3、有利于掘进与维护(1)为使井筒的开掘和使用安全可靠,减少其掘进的困难及便于维护,应使井筒通过的岩层及表土层具有较好的水文、围岩和地质条件。(2)为加快掘进的速度,减少掘进费用,井筒应尽可能不通过或少通过流沙层、较厚的冲积层及较大的含水层。(3)为便于井筒的掘进和维护,井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及受采动影响的地区。(4)井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件,便于大容积硐室的掘进和维护。4、便于布置地面工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统之间互相联接,以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨,要求地面平坦,高差不能太大,专用线短,工程量小及有良好的技术条件,应尽量避免穿过村镇居民区、文物古迹保护区、陷落区或采空冒落区、洪水侵入区;要尽量少占农田、果园经济作物区,尽量避免桥涵工程,尤其是大型桥涵隧道工程。为考虑长期运输的行车安全和管理,要尽量避免与公路或其他农用道路相交,力求使接轨点位于编组站配线一侧。另外,井口标高应高于历年的最高洪水位;还要考虑风向的影响,防止污染。总之,选择井筒位置要统筹井田全局,兼顾前期和后期、地下与地面等各方面因素。不仅要考虑有利于第一水平,还应兼顾其他水平,适当考虑筒延伸的影响。根据以上确定原则,结合井下开拓布置及地面要求,本着尽可能节省建设投资,缩短建井工期,为矿井提供最有利的生产条件,以获得最佳经济效益,特别是初期经济效益,把主副井井筒设在井田中央靠近煤层的上部。(三)井筒数目的确定结合第九章风井的布置情况,本设计中设主副井各一个,风井二个。4.1.2 工业场地的位置工业广场的选择主要考虑以下因素:(一)尽量位于储量的中心,使井下有合理的布局;(二)占地要少,尽量做到不搬迁村庄;(三)尽量布置在地质条件比较好的区域,同时工业场地的标高要高与历年最高洪水位;(四)尽量减少工业广场的压煤损失;根据以上原则并结合本矿井的实际情况,工业广场与主副井筒位置相同。依据关于煤矿设计规范中若干条文修改的决定(试行)之规定:井型在120180万t/a,占地面积标准为1.0公顷/10万t。由此确定工业广场占地面积为12公顷。工业广场形状为矩形,其尺寸为:长宽=400m300m=120000m2。4.1.2井筒形式,数目,位置及坐标确定1.井筒形式的选择:根据本矿井的实际情况:表土层厚,平均150 m;区内地势平坦;浅部埋深-100 m。煤层为近水平煤层;水文地质情况比较简单,涌水量小;井筒不需要特殊施工,因此确定本矿井采用立井开拓。2.井筒数目:本矿井采用主井提煤,副井运料,前期采用副井进风,主井回风。由于煤层受孙氏店断层的影响,断层两侧煤层的落差较大,因此,经过后面方案的比较采用立井两水平开拓,通风方式前期采用中央并列式通风,后期采用中央分列式通风。3.设计井筒位置坐标见表4-1-1。表4-1-1 井筒坐标 坐标XY主井3988513.0938513215.3副井3988455.6438513217.2中央风井3988640.1138513243.14.1.3 开采水平的确定及采区划分(一)开采水平及阶段的划分原则:1、要有合理的阶段斜长,指在采用合理的回采工艺及合理的工作面参数、采区巷道布置及生产系统、一定的采区设备条件下所能达到的阶段斜长。需考虑以下因素:2、要有合理的区段数为保证采区正常的生产和接替,就需要有合理的区段数目,它从另一个侧面反映了阶段斜长的要求。要保证采区内的工作面的正常接替,区段数目多一些比较有利,但是这样斜长过大,对辅助运输和煤炭的运输以及行人等都有不利的影响。所以选用一个合理的斜长是很重要的。3、要有利于采区的正常接替为保证矿井均衡生产,一个采区开始减产,另一个采区开始应投入生产。阶段斜长大时,采区储量就大,服务年限就长,吨煤的开拓准备工程量也少。4、要保证开采水平要有足够的储量和合理的服务年限这是水平划分的最重要的部分,对于年设计产量120万t/a的矿井来说,第一水平服务年限应不少于25年。5、水平高度在经济上有利从技术与经济统一的观点来说,技术上合理的水平垂高能获得较好的经济效果,可以通过经济的比较方法选择有利的水平垂高,经济比较的项目包括:水平范围内的开拓工程量及掘进费用、井巷维护费、煤炭提升费、排水费等,如果采区巷道布置类型和参数不同,还应该比较采区的巷道掘进、维护及煤的运输费用。根据比较的结果综合考虑技术、管理、安全等因素,从而获得合理的水平高度。(二)水平及阶段的划分本井田主采煤层为1煤层,煤层赋存稳定,平均厚度7m,结构较简单;煤层倾角变化小,倾角变化为48,平均为6,为近水平煤层。考虑到技术和经济的合理性,根据本井田条件和设计规范相关规定,阶段内采用带区和采区式准备。4.1.4 方案比较(一)提出方案根据以上分析,现提出以下四种在技术上可行的开拓方案,分述如下:方案一:立井单水平开拓。方案二:主斜副立单水平开拓。方案三:斜井单水平开拓。(二)经济比较各方案计算费用时采用的基础数据:矿井可采储量:9932.90万t矿井最大涌水量:200m/h矿井服务年限:57.1年矿井两翼的平均运输距离:2.5km采煤面平均可采煤量:245.1万t采煤面平均走向长度:190m大巷平均长度:639.73m大巷数目:2立井提升单价:1.6元/tkm斜井提升单价:0.42元/tkm排水单价(立井):0.28元/tkm排水单价(斜井):0.32元/tkm大巷运输单价:0.35元/tkm顺槽运输单价:0.33元/tkm大巷维护单价:26.8元/am方案一项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土2075473.4887674基岩段26.98376078205.2812674副井开凿表土806574.0305616基岩段26.98397552263.2245616井底车场岩巷63.2832254204.103312204.103312小计1251.622641生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/tkm)8006.64846141.29932.90.419831.6排水涌水量(m)时间(h)服务年限(年)基价(元/tkm)2801.0976200876057.10.28大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/tkm)10429.5451.29932.92.50.35小计21237.291061合计费用(万元)22488.913702方案二项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段43.75698051429.0319556797.083601基岩段77.98247197368.0516454副井开凿表土806574.0305616基岩段26.98397552263.2245616井底车场岩巷63.2832254204.103312204.103312小计1575.2174746生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/tkm)6094.42535621.29932.91.217380.42排水涌水量(m)时间(h)服务年限(年)基价(元/tkm)2801.0976200876057.10.28大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/tkm)10429.5451.29932.92.50.35小计19325.067956合计费用(万元)20900.285431方案三项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段43.75698051429.0319556797.083601基岩段77.98247197368.0516454副井开凿表土段43.75690427395.6723812706.7113864基岩段77.98239886311.0390052井底车场岩巷63.2832254204.103312204.103312小计1707.898
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