鲍店煤矿开拓平面图.dwg
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鲍店矿2 鲍店煤矿1.8Mta新井设计课程设计【含CAD图纸+文档】

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目 录1 矿区概述与井田地质特征11.1矿区概述11.1.1地理位置与交通11.1.2地形地貌11.1.3矿区气候条件11.1.4矿区水文情况21.1.5当地工农业状况21.1.6自然地震31.2井田地质特征31.2.1地层综述31.2.2井田地质构造51.2.3井田水文地质特征71.3 煤层特征91.3.1煤层91.3.2煤层顶、底板91.3.3煤质101.3.4瓦斯131.3.5煤尘爆炸性131.3.6煤的自燃131.3.7地温132 井田境界和储量142.1井田境界142.1.1井田范围142.1.2开采界限142.1.3井田尺寸142.2矿井地质储量142.2.1矿井地质储量计算142.2.2矿井工业储量计算162.3矿井可采储量162.3.1安全煤柱留设原则162.3.2矿井永久保护煤柱损失量172.3.3矿井可采储量193 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限213.1矿井工作制度213.2矿井设计生产能力及服务年限213.2.1确定依据213.2.2矿井设计生产能力213.2.3矿井服务年限213.2.4井型校核224 井田开拓234.1井田开拓的基本问题234.1.1井筒形式的确定234.1.3 工业场地的位置264.1.4 开采水平的确定264.1.5 矿井开拓方案比较274.2 矿井基本巷道324.2.1井筒324.2.2井底车场及硐室364.2.3井底车场及硐室374.2.4主要开拓巷道385 准备方式盘区巷道布置425.1煤层地质特征425.1.1盘区位置425.1.2盘区煤层特征425.1.3煤层顶底板岩石构造情况425.1.4水文地质425.1.5地质构造435.1.6地表情况435.2盘区巷道布置及生产系统435.2.1盘区准备方式的确定435.2.2盘区位置及范围435.2.3采煤方法及工作面长度的确定435.2.4确定带区各种巷道的尺寸、支护方式及通风、运输方式435.2.5煤柱尺寸的确定445.2.6盘区巷道的联络方式445.2.7区段接替顺序445.2.8盘区生产系统445.2.9盘区内巷道掘进方法455.2.10盘区生产能力及采出率455.3盘区车场选型设计465.3.1确定盘区车场形式465.3.2盘区主要硐室布置46参考文献501 矿区概述与井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置与交通鲍店煤矿位于邹城、兖州市境内,东距邹城市10.5km,北距兖州市13km,处于兖州煤田中部。东与东滩煤矿相邻;北与兴隆庄煤矿相邻;西与杨村煤矿相邻;西南与横河煤矿相邻;南部与南屯煤矿相邻。鲍店煤矿东侧有京沪铁路,北侧有兖新铁路。公路有京福、日东高速公路和104国道、327国道等,交通十分便利。矿区交通位置如图1-1-1。1.1.2地形地貌区内为第四系冲积平原,地形平坦,地面标高+40m+46m,地形总趋势为东北高西南低,地形坡度极为平缓。1.1.3矿区气候条件本区为温带半湿润季风区,属大陆-海洋间过渡性气候,四季分明。据济宁、兖州和邹城气象局19592004年间观测资料,年平均气温为14.4,最高年平均16.1(2000年),最低13.1(1969年)。年平均气温,最低月份为1月,平均气温为-2;最高月份为7月,平均为29。日最高气温为40.7(1960年6月21日),日最低气温为-19(1964年2月17日)。历年平均降水量712.99mm(19592004年),最大年降水量1263.88mm(1964年),最小为269.2mm(1988年)。最大月降雨量600.2mm(1957年7月),最大日降雨量321.9mm(1972年7月6日)。雨季多集中于78月份,有时延至9月份。其降雨量约占全年的65%。年平均蒸发量为2016.4mm,最大为2413.7mm(1966年),最小为1800.1mm(1980年)。图1-1-1 鲍店煤矿交通位置图1.1.4矿区水文情况鲍店井田西侧和东侧分别有泗河和白马河流经。泗河发源于新泰市的太平山西部,由东向西流经曲阜后转向南西流经兖州煤田,全长142km,流域面积2590km2,河床宽度1001000m,河水流量受降水控制,每年79月最大,3、4月最小。最高水位+44.00m,最大流量4020m3/s(1957年7月24日,据鲍家店勘探区精查地质报告),最小干涸,河水涨退迅速,属季节性河流。1.1.5当地工农业状况当地居民以农业为主,工业方面主要是煤炭。由于煤质优良,煤炭简易加工工业较为发达。此外尚有水泥、化肥等工业。矿井建设所需一般建材如水泥、砂子、石灰、砖瓦等,均可在当地解决。邹城有发电厂,鲍店矿自备35kV变电所1.1.6自然地震根据中华人民共和国国家标准(GB18306-2001),将该地区划为地震动峰值加速度分区0.100.15g(6度地震烈度带)。据中国科学院中国地震资料年表记载,本区地震活动性不强,但无感地震频发。1.2井田地质特征1.2.1地层综述鲍店井田含煤地层为石炭-二叠系,属华北型含煤岩系。地层系统自上而下分别为第四系(Q)、侏罗系(J)、二叠系(P)、石炭系(C)和奥陶系(O),井田地层综合柱状图如图1-2-1。(1)第四系(Q)全厚110.00227.56m,平均170.84m,分上、中、下三组,即Q上、Q中和Q下。上组厚50.5069.10m,平均57.86m,由褐黄色粘土、砂质粘土与粘土质砂(砂砾)、含粘土质砂(砂砾)、砂(砂砾)相间成层组成,以砂质粘土为主。粘土类占Q上总厚度的57%,其中分布较多钙质砂浆及少量铁锰质结核。砂土类成分以石英为主,长石次之,分选性差,松散。中组厚度50.4284.63m,平均厚度66.29m,由灰绿色、少量棕黄色粘土、砂质粘土、粘土质砂砾相间成层组成。上部以砂质粘土为主,下部以砂土为主。粘土类占Q中总厚度的65%。下组厚度076.95m,平均40.53m,由灰绿色、灰黄色、灰白色粘土,砂质粘土,含粘土质砂(砾)等相间组成,分上下两段:上段主要由粘土质砂砾层、粘土层组成;下段以砂层、砂砾层为主,夹粘土质透镜体。砂质类占Q下组厚度的59%,主要由石英、长石组成,分选中等。(2)侏罗系(J)本井田主要残存上侏罗统(J3),最大残厚414.73m,平均厚度131.43m,分布于井田的东部,西部缺失。以紫红色细砂岩为主,间夹细砂岩与泥岩互层。可划分为三段:上段最大残厚73.84m,为一套绿灰、紫灰、黄灰色中、细砂岩,夹紫灰色泥岩、粉砂岩。底部有一层不稳定的紫红色薄层砾岩,砾石主要成分为石灰岩、石英岩,分选差,磨圆不好,为上段与中段的分界层。中段最大残厚为279.42m,为一套紫红色粗、中细砂岩,间夹紫灰色泥岩粉砂岩层。砂岩成分以石英、长石为主,含少量白云母片等,多为泥质胶结,松散,发育交错层理。泥岩多具泥裂现象。下部含一层具泥质包体的细砂岩。下段最大残厚为78.16m,一般厚20m左右,以绿灰、紫灰色细砂岩为主,夹绿灰色粉砂岩、泥岩互层,层面分布白云母片。砂岩中含泥质包体,多为泥质胶结,偶产植物化石碎片。底部有一稳定的杂色底砾岩。该层底砾岩主要由石灰岩组成,含少量石英岩、燧石及铁质泥岩等;砾石呈次圆状、次棱角状,分选较差,铁泥质胶结。与下伏二叠系不整合接触。(3)二叠系(P)和石炭系(C)由于二叠系和石炭系的分界已经确定在十一灰岩顶界面,所以太原组一分为二:太原组中上段为二叠系、下段为石炭系。为了叙述方便,石炭-二叠系按组分别叙述。1)下石盒子组(P1xs0)下石盒子组在本井田保存不全,最大残厚146.22m,平均厚45.75m。以杂色铝质泥岩、粉砂岩为主,间夹灰-灰绿色粗、中至细砂岩,不含煤,偶见植物化石如大羽羊齿、图1-2-1 鲍店井田地层综合柱状科达木等。本组底部普遍发育一层灰-灰白色粗砂岩、含砾砂岩,为山西组与本组的分界砂岩。与下伏山西组整合接触。2)山西组(P1sh)为本井田的主要含煤地层,厚度94.04143.85m,平均厚度123.57m,含有厚度大且稳定可采的3煤(3上煤、3下煤)和不可采的2煤。其下伏岩层多呈冲刷接触。共含煤3层,其中3上煤和3下煤厚度较大,稳定可采。在井田北部和西部,3上和3下煤合并为3煤,厚度一般大于6m,含12层分布不稳定的夹石。2煤为不可采煤层。山西组上部以杂色铝质泥岩夹数层灰-灰绿色中-细砂岩,为河流-湖泊相沉积。与下伏太原组整合接触。3)太原组(P1t+C2 t)太原组厚度168.73196.30m,平均180.12m。以灰色粉砂岩和深灰色泥岩为主,间夹灰-灰绿色中砂岩、灰色粘土岩、石灰岩和煤层,为较为典型的海陆交替型含煤沉积。共含煤22层。含有石灰岩12层,其中三灰和十下灰,厚度大,全区稳定,为本区的主要标志层。其他薄层石灰岩,亦可作为辅助标志层。本组地层主要沉积特点是:石灰岩与深灰色泥质岩交互出现,沉积旋回结构十分明显。太原组在垂向上具有较好的三段性:太原组底至十下灰底,局部存在薄煤层,均不可采;十下灰底至三灰底,为典型的海陆交替层段,薄层石灰岩层交互发育,小旋回发育;三灰底至太原组顶界面为碎屑岩段,以潮坪中细至细碎屑岩与泥质沉积为主、夹数层极薄而不稳定的煤层。与下伏本溪组整合接触。4)本溪组(C2b)厚度37.2863.17m,平均厚度47.21m,以灰色石灰岩为主,间夹杂色铝质泥岩、紫色铁质及铝土岩等,偶夹薄煤层,不可采。共含灰岩34层,其中顶部的十二灰多含菱铁质,厚度变化较大;十三灰顶部多呈砾岩或相变为泥岩;十四灰呈灰-乳白色,呈致密状,厚度虽有变化,但层位较稳定,含小螺蜒科及腕足类化石,可作为辅助标志层。以十二灰顶界面为界,与太原组呈整合接触。与下伏奥陶系呈假整合接触。(4)奥陶系(O)据区域资料,奥陶系中、下统(缺失上统)总厚在740m以上,共划分7段。本区中统厚450470m,主要为灰至褐灰色的厚层状石灰岩、豹皮状灰岩、白云质灰岩、夹泥灰岩及钙质泥岩。下统以钙质白云岩为主,与下伏寒武系呈整合接触。1.2.2井田地质构造鲍店井田为一轴向北东、向北东倾伏的不完整倾伏向斜构造,属兖州向斜构造的中段。井田范围内含煤地层倾角一般213,局部达20,在断层附近变化较大,个别可达50。经地震探测发现,井田主要构造分布有较大变化,但落差较大的断层仍然多分布于井田边界,而井田内部不甚发育。井田内部地层波状起伏,褶曲具宽缓短轴倾伏特点,因而,含煤地层走向变化较大。鲍店井田主要构造见表1-2-1。表1-2-1 井田大中型断层情况一览表序号断层名称产状落差(m)性质控制工程与控制程度走向()倾向()倾角()1大马厂断层NEENWW5362020逆钻孔和巷道揭露2VI-F3NESE7176040正三维地震勘探,待证实3III-F2SNNNEWNWW304005逆三维地震勘探,待证实(1)断层1)大马厂断层为井田内部发育的断层,逆断层。走向NEE,倾向NWW,倾角5362,落差020m,消失于鲍36钻孔附近,钻孔和巷道揭露,属可靠断层。据钻孔和巷道揭露,断层两侧地层倾角上盘为46,下盘为7080,牵引现象不明显,但滑面发育,擦痕显著,发育剪节理。2)VI-F3断层位于六采区东南部,正断层。走向NE,倾向SE,倾角7176,落差040m,延展长度约1280m。为三维地震勘探新发现断层,有待于今后开采证实。3) III-F2断层位于六采区东北部,正断层。走向NNE,倾向NWW,倾角5072,落差17m,延展长度约906m。为三维地震勘探新发现断层,有待于今后开采证实。(2)褶皱构造本井田内地层走向变化较大,由兖州向斜南翼的南东东向至横河一带的向斜北翼,折转为北东向或近南北向,倾角为213,局部达20,断层附近个别可达50。井田内宽缓褶曲发育、总体特点是不紧闭,褶皱幅度小。井田内主要褶曲控制情况见表1-2-2。表1-2-2 井田内主要褶曲控制情况表褶曲名称幅度(m)轴向()宽度(m)主要特征及控制情况兖州向斜508075802400由鲍12、鲍13、鲍14等钻孔控制鲍家厂背斜8055400北翼被大马厂断层切割。翼部发育次一级的褶曲小南湖向斜50651000向北东深部至前樊庄附近消失杏行背斜505585总体801000由鲍25、鲍49、鲍1、165等钻孔控制。(3)岩溶陷落柱到目前为主,鲍店井田内尚未发现岩溶陷落柱。(4)岩浆岩侵入鲍店井田内至今没有发现岩浆岩侵入情况。1.2.3井田水文地质特征(1)主要含水层1)第四系砂层第四系总厚110.00227.56m。平均厚度170.84m,东南薄西北厚,含水层与隔水层相互交错,透镜体比较发育,岩性变化复杂。按颜色、岩性和富水性划分为上、中、下三组。上组厚约62m,富水性较好;中组厚约57m,底界深度118122m,基本属于隔水层;下组厚约017.25m,全井田比较,本区厚度较小,发育区平均厚度14.42m,岩性主要为粘土、砂质粘土、 粘土质砂(砂砾)、砂(砂砾),其中砂层厚约4.066.26m。 与红层接触的岩性均为厚层状的粘土层,厚度约68m,隔水性较好。邻区下-12第四系下组抽水,单位涌水量0.427L/sm,渗透系数3.5m/d,水质类型HCO3-Cl-Na+Ca2+型。为3上、3下煤开采重要的间接充水含水层。2)侏罗系上统砂岩(红层)井田内残厚0414.73m,平均131.43m,西部风化缺失,东部呈东厚西薄的楔状体。分上、中、下三段。上段为一套灰绿、紫灰、黄灰色中细砂岩,夹有绿灰、紫灰色粉砂岩相泥岩薄层,最大残厚73.84m,仅分布于井田的东南部。中段以紫红及棕红色的粗、中细砂岩为主,间夹泥岩薄层。本段胶结疏松,高岭土化现象明显,最大残厚279.42m。下段为灰绿、紫红色细砂岩和紫灰、绿灰色粉砂岩、泥岩互层,底部为紫红色底砾岩,最大残厚78.16m,一般厚20m左右。3)山西组砂岩包括3煤顶部砂岩和底部砂岩,均属孔隙裂隙承压水,以3煤顶部中粒砂岩含水层为主。3煤顶部砂岩一般厚度12m,单位涌水量0.0004730.0131L/sm,渗透系数0.001290.211m/d,矿化度0.371.46g/L,水质类型为HCO3-Na+型水。3煤底部砂岩,以粉砂岩、细砂岩互层为主,一般厚度15m,单位涌水量0.000198L/sm,渗透系数0.004m/d,矿化度0.440.75g/L,水质类型HCO3-Na+。4)太原组第三层石灰岩(三灰)本井田三灰厚3.558.52m,平均厚6.24m,为灰白至深灰色石灰岩,致密坚硬,中部有燧石结核。在井田中部有分层现象,其上分层为浅灰绿色生物碎屑石灰岩,厚1.00m左右。浅部和构造带附近富水性较好、属岩溶裂隙承压水。单位涌水量0.0001110.309L/sm,渗透系数0.000868.946m/d,矿化度0.471.04g/L,为HCO3-Na+型水。5)太原组第十下层石灰岩(十下灰)本井田十下灰厚4.139.42m,平均厚5.62m,为深灰色石灰岩致密、坚硬、质纯。下部含较多炭泥质条带。浅部和构造带附近富水性好属溶洞裂隙承压水。根据杨村井田资料,单位涌水量0.00450.247L/sm,渗透系数0.07946.158m/d,矿化度0.430.93g/L,水质类型属HCO3-Na+Ca2+型水。6)奥陶系石灰岩(奥灰)根据区域资料,奥陶系中统厚约450470m,为灰白色至青灰色石灰岩,块状、致密、质纯、性脆,顶部夹灰绿色铝质泥岩薄层,洞穴比较发育,主要含水带在顶界面以下50m,属裂隙溶洞水。根据杨村煤矿水位观测资料,奥灰水在正常情况下不受采矿生产的影响,水位变动具有区域性和季节性。由于奥灰是区域性强含水层,厚度大,水压高,因此,对下组煤开采有一定威胁。(2)隔水层组 1)第四系中组隔水层组中组厚50.4284.63m,平均厚66.29m,由灰绿色、棕黄色粘土、砂质粘土与粘土质砂、粘土质砂砾层等相间组成。中组砂层内粘土含量较高,粘土层所占比例较大;粘土类厚度占本组厚度的65%,较稳定的粘土层有56层,厚28.8966.55m,平均厚47.73m。本组隔水性能良好,能有效地阻隔第四系上组水的下渗补给。2)太原组泥岩、铝质泥岩隔水岩组太原组三灰至十下灰平均间距在100m以上。主要由灰-深灰色粉砂岩,棕灰至深灰色铝质泥岩、泥岩和灰-灰绿色中砂岩、细砂岩组成,中夹薄层不稳定石灰岩5层和薄层不可采煤层11层。其中的粉砂岩、泥岩及铝质泥岩为良好的隔水层组,可有效地阻隔三灰与十下灰之间的水力联系。3)17煤到十四灰铝质泥岩隔水岩组17煤至十四灰,厚24.6848.86m,平均厚度35.90m,沉积地层以铝质泥岩及粉砂岩为主。正常地段对17煤的开采可起到良好的隔水作用,但在沉积厚度变薄及断裂构造部位需引起重视。(3)井田涌水量原精查报告根据鲍家店勘探区的钻孔抽水试验资料,对3煤顶底板砂岩进行了矿井涌水量计算,计算结果为:3煤矿井正常涌水量为270m3/h,最大涌水量390 m3/h。其中最大不均匀系数为K=1.213。1.3 煤层特征1.3.1煤层本井田主要含煤地层为石炭-二叠系山西组和太原组,平均总厚303.69m,共含煤25层,其中全区稳定可采煤层只有山西组的3煤(在井田南部,分为3上和3下煤)。煤层平均总厚度为18.35m,含煤系数6.04%;可采煤层平均厚度为6.7m,可采煤层的含煤系数4.69%。可采煤层3(3上、3下)煤的厚度、间距、结构情况详见表1-3-1。1.3.2煤层顶、底板可采煤层是煤矿开采的主要对象,掌握各可采煤层及其顶底板特征,对于有效地指导煤矿生产和煤炭资源储量管理具有重要的实际意义。以下分煤层进行论述和分析。(1)3煤位于山西组下部,分布于井田的北、西部,下距6煤39m左右,距三灰48m左右,间距比较稳定。分岔区的3上和3下煤另述之。3煤厚度大而且稳定,厚度5.87.6m,平均厚度6.7m,绝大部分见煤点厚度在6m以上。煤层结构简单,含03层不稳定夹石,夹石岩性一般为炭质泥岩、炭质粉砂岩、细砂岩,厚度一般0.021.00m。属全区可采的稳定煤层。3煤直接顶板主要为粉砂岩或砂质泥岩,其次为泥岩,一般厚度为1.3016.0m,老顶以中-细粒砂岩为主,以及细粉砂岩及粉-细砂岩互层,厚715m,裂隙较为发育。表1-3-1 可采煤层一览表煤层名称厚 度最小最大平均(点数)煤层间距(m)最小最大平均(点数)结构稳定性含 夹 石可采情况层数岩性厚度(m)3上3.54.13.8(48)0.53.52.3(46)简单稳定03炭质泥岩铝质泥岩粉砂岩0.020.70可采3下2.33.73.0(57)简单稳定03炭质泥岩粉砂岩细砂岩铝质泥岩0.032.96可 采35.87.66.7(100)简单稳定03炭质粉砂岩炭质泥岩细砂岩0.021.00可 采局部有伪顶,一般为泥岩、铝质泥岩或炭质泥岩,厚0.050.10m左右。直接底板为铝质泥岩、粉砂岩、粉细砂岩互层,厚度1.1015.0m,向下为中-细粒砂岩和粉-细砂岩互层,偶见伪底,岩性为铝质泥岩,厚0.040.25m不等。(2)3上煤位于山西组下部,在井田南部的3煤分岔区,上距2煤0.7022.33m,下距6煤47m左右,距三灰56m左右,间距较为稳定。3上煤厚度大且稳定分布,厚度3.54.1m,平均3.8m,绝大部分在3.5m以上。煤层结构简单,含03层不稳定夹石,夹石岩性为炭质泥岩、粉砂岩或铝质泥岩,厚度0.020.06m。属全区可采的稳定煤层。3上煤直接顶板主要为粉砂岩,其次为泥岩等,少量中-粗砂岩,一般厚度1.704.80m,老顶以中细砂岩、粗砂岩、粉细砂岩互层等组成,厚度9.70m左右裂隙较为发育,局部见伪顶,一般为泥岩、铝质泥岩、炭质泥岩,厚度0.140.37m。直接底为泥岩或铝质泥岩,个别为中砂岩,厚度3.007.00m。老底为中-细砂岩,厚7.2010.60m。偶见伪底,一般为粉砂岩、炭质泥岩,厚度为0.100.28m。(3)3下煤位于山西组下部,上距3上煤0.7015.42m,下距6煤39m左右,距三灰48m左右,间距较为稳定。3下煤厚度较大且稳定,厚度2.33.7m,平均3.0m,绝大多数见煤点在2m以上。煤层结构简单,含03层不稳定夹石,夹石岩性为炭质泥岩、粉砂岩、细砂岩或铝质泥岩,厚度为0.030.06m。属全区可采的稳定煤层。3下煤直接顶板主要为粉砂岩、泥岩和细砂岩,老顶为中-细粒砂岩,最大厚度为15.42m。直接底板为铝质泥岩、泥岩,厚度1.1015.00m,向下为中-细粒砂岩和粉-细砂岩互层。偶见伪底,一般为铝质泥岩、炭质泥岩,厚度0.140.23m。1.3.3煤质(1) 物理性质和煤岩特征1)煤的物理性质山西组3煤为沥青-弱玻璃光泽,厚层状,亮、暗煤含量较高,丝炭次之。2)显微煤岩特征山西组煤层显微标志明显,见表1-3-2。表1-3-2 各层煤显微煤岩特征表 项目煤层有机组分(%)无机组分(%)点数煤岩类型镜质组+半镜质组丝质组稳定组有机组分3上60.4834.934.6096.683.312亮暗暗亮煤369.2726.034.7095.644.408暗 煤注:据精查报告(2)煤质特征及主要煤质指标的变化规律本井田各煤层均属变质阶段的气煤。原煤灰分煤层均属低灰至中等灰分。山西组煤层低硫。各煤层均为低磷,低熔-高熔灰点,中高发热量。据精查报告所取钻孔煤芯样分析,各层煤主要指标的变化规律较明显。下面分述之:1)水分(Ma,d)自上而下逐渐减低,水分含量为2.271.68%。主采煤层3煤井下采取煤样,测得全水分(Mt)含量为2.5%左右。2)灰分(Ad)原煤灰分煤层平均值在12.4018.84%之间;精煤灰分平均值在4.108.09%之间,属低灰-中灰分煤层。3)挥发份(Vdaf)各层煤精煤挥发份平均在38.1544.24%之间。山西组的3上和3煤的平均值分别为38.15%及38.45%,太原组的16上和17煤均大于40%,即由上而下呈逐渐增大的规律。4)发热量(Qb,daf)山西组煤层发热量平均为32.6633.55MJ/kg,太原组煤的发热量平均为32.134.55MJ/kg,一般规律为发热量是随挥发份的增加而增大,随灰分的增加而减小。5)灰成份各层煤灰成份均属酸性化学物,其灰碴呈酸性。山西组3上煤和3煤的SiO2+Al2O3含量分别为85.27%及76.10%,而太原组的各煤层则相对较低(49.9758.20%),灰碴呈酸性。6)灰熔点煤中灰成分中SiO2+Al2O3的含量直接影响到煤灰熔融温度。煤灰分中的SiO2含量与煤灰熔融温度成正比,而与Al2O3含量成反比。山西组煤层灰熔点在12961405,属高熔灰;太原组煤层灰熔点在12331310间,属中高熔灰。本井田主要煤层以高熔灰为主。7)灰性指数据各层煤灰成分的碱酸比计算结碴指数,按美国机械工程学会对煤灰特性的分类,结渣指数2.6为严重的。山西组煤层结碴指数属低的,太原组各煤层结碴指数属低中等的。8)硫分(St,d)山西组煤层属特低硫煤,平均含量1%。太原组煤层含硫份较高,属高硫煤,在平面分布(横向上)含硫份变化很小,在垂向上的总趋势为由上而下含硫份增高 。脱硫系数采用各煤层汇总成果,各煤层硫酸盐硫含量极少。山西组煤层全硫低,以有机硫为主,黄铁矿硫为辅,但两者含量相差不大。太原组煤层黄铁矿硫为主,有机硫次之。脱硫的难易程度主要取决于有机硫与黄铁矿的相对比例以及黄铁矿硫在煤中的赋存状态。由于有机硫含量较高,而黄铁矿又多呈星散状或细脉浸染状赋存,因此脱硫较难。太原组煤层脱硫后多为中硫级,部分为富硫级。9)磷本井田各煤层均属低磷-特低磷。 10)煤的元素分析主要由碳、氢、氮、氧、硫等元素组成,见表1-3-3。表1-3-3 各主要煤层煤中主要元素组成含量 项 目煤 层元素分析()CdafHdafNdafOdaf+Sdaf3上83.05(5)5.57(5)1.48(5)9.90(5)3下、383.33(33)5.49(33)1.49(33)9.64(33)注:括号中数字为统计点数,由精查资料整理(3)煤的工艺性能1)结焦性山西组2、3煤胶质层厚(Y)910mm,平均9.5mm左右,坩埚粘结性46。 2)炼焦性由低温干馏试验测焦油产率:山西组的2、3煤属富油煤。由于未作葛金干馏试验,故未取得煤炭结焦性(葛金焦型)。碳氢比例各煤层均16,挥发分大于35%。3)气化性本井田各煤层未作有关气化用煤测试项目(如结碴性、煤对CO2反应性、热稳定性等)。现据邻近煤田相对应的煤层试验资料说明煤的气化性:据济宁煤田试验资料表明,山西组3煤为中等结碴,太原组的16上、17煤为强结碴。CO2反应性:当试验温度在900950时,各煤层的CO2分解率(a)均小于6%。今后应进行煤气化、液化等有关指标的测试,以便对矿井煤炭的综合利用作出全面、科学的评价。4)煤类划分原精查地质报告将所有煤层划归为气煤(QM),没有再进行细分。按1986年10月颁发的中国煤炭分类方案(GB5751-86)国家标准,以挥发份(Vdaf)和粘结指数(G)为主,胶质层厚度(Y)、奥亚膨胀度(b)为辅导指标,依据鲍店煤矿化验室提供的3煤的挥发份指数为43,确定煤类为QM43。(2)可选性精查报告仅就有限的几个孔进行简单可选性试验,其结果是3上和3煤分选比重为1.6。1.3.4瓦斯资源勘探时期采用集气式瓦斯采煤器,测得主采煤层3煤瓦斯分析结果(表1-3-4)。表1-3-4 资源勘探时期瓦斯成分鉴定成果煤层试样数瓦 斯 成 份(%)瓦斯含量cm3/gCH4CO2N2H2CH4CO2391.0659.640.2327.7813.5798.710.4998.770.0130.64540.0010.47673煤属于氮气带,CH4和CO2含量很低,应属瓦斯风化带范围内,属低瓦斯区。1.3.5煤尘爆炸性根据精查资料(表1-3-5),鲍店煤矿各层煤煤尘都有爆炸危险,生产中应严格遵守煤矿安全规程,制定相应措施,以防止煤尘爆炸。由抚顺煤研所对煤层爆炸性进行测试分析,结论是:3煤煤尘爆炸性指数为38.2641.16%,煤尘具有爆炸危险。表1-3-5 精查阶段对煤尘爆炸性鉴定煤层测定点数工业分析(%)火焰长度(mm)岩粉量(%)结 论MadAdVdaf3上12.8314.8938.2365075080有爆炸危险341.9112.4737.736006707085有爆炸危险1.3.6煤的自燃据精查报告提供的资料,本井田各煤层均有自然发火的可能性,其中山西组煤层为很容易自然发火的煤层。抚顺煤研所采用“吸氧法”分别对3煤作了自然发火倾向测试。鉴定结果认为,3煤为易自然发火煤层,发火期36月,属2类,T(13)为35,本矿井自然发火等级为2级。因此,在矿井生产过程中应特别加强3煤的自然发火预防工作,加强一通三防工作,制订措施,确保安全生产。1.3.7地温本井田范围内各勘探阶段均未进行过钻孔测温工作,只能参考邻区东滩煤矿的钻孔测温资料进行类比和预测。以东滩的钻孔侧温结果来看:(1)区内的地温较低,未发现地温异常,属地温正常区,其中一号井东断层以西比一号井东断层以东温度稍低。而鲍店煤矿位于东滩矿以西,地质条件总体上与东滩相似,而且煤层埋藏深度比东滩略浅,应属同一地温类型区,即地温正常区。(2)区内的地温梯度也较低,并与地层有密切关系;上侏罗统以上的非煤系地层的地温梯度最低,平均每深100m增温1.5。其中,3煤以上的含煤地层为中等梯度,平均每增深100m增温1.82.0左右;3煤以下为高梯度,平均每增深100m增温2.5左右。预测鲍店煤矿的地温梯度当与东滩矿相近。2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围鲍店煤矿西部3煤以其露头、下组煤以MN坐标点连线为界与杨村煤矿相邻;西南部以NB167H1H5等坐标点连线与横河煤矿为界;东部以鲍61号孔与204号孔的连线为界与东滩煤矿相邻;北部以BYXBY坐标点连线、DBXB坐标点连线为界与杨村煤矿、兴隆庄煤矿相邻;南部煤以NB1NB2NB3NBD坐标点连线与南屯煤矿相邻。2.1.2开采界限本井田主要含煤地层为石炭-二叠系山西组和太原组,平均总厚303.69m,共含煤25层,其中全区稳定可采煤层只有山西组的3煤(在井田南部,分为3上和3下煤)。煤层平均总厚度为18.35m,含煤系数6.04%;可采煤层平均厚度为6.7m,可采煤层的含煤系数4.69%。矿井设计只针对3煤层。2.1.3井田尺寸井田的走向最大长度为6.53km,最小长度为2.68km,平均长度为4.61km。井田的倾斜方向最大长度为4.30km,最小长度为2.24km,平均长度为3.27km。煤层的倾角为213。井田的水平面积为 24.32 km22.2矿井地质储量2.2.1矿井地质储量计算矿井主采煤层为3煤层。本次储量计算是在精查地质报告提供的1:5000煤层底板等高线图上计算的,储量计算可靠,采用块段法计算工业储量。具体分块情况如图2-2-1井田地质储量计算面积划分示意图,由各个面积小块的面积、煤厚和倾角计算出各小块的储量,矿井地质总储量即为各块段储量相加之和。再根据: (2-1)式中:Z矿井地质储量,t;S井田块段面积,m2 ; m 煤层平均厚度;煤层的容重,1.30 t/ m3; 各块段煤层的倾角;图2-2-1 矿井块段划分图表2-2-1 矿井地质储量计算表块段名称倾角/面积/km2煤层厚度/m储量/Mt15.32.936.725.623.24.516.741.135.63.446.730.042.73.696.732.154.58.396.784.1矿井地质储量:Z = 212.9Mt2.2.2矿井工业储量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。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据,一般也就是列入平衡表内的储量。矿井工业储量:地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332,经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22,连同地质资源量中推断的资源量333的大部,归类为矿井工业储量。储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6:3:1 分配,经济基础储量、边际经济基础储量按70%、30% 分配,次边际经济基础储量不计。各种储量分配见表2-2-2:表2-2-2 矿井工业储量计算表类别探明储量/Mt控制储量/Mt推断储量/Mt经济储量边际储量经济储量边际储量数量89.41838.32244.70919.16121.29合计127.7463.87Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k (2-2)其中:k=0.8Zg=89.418+38.322+44.709+19.161+21.29*0.8=208.7Mt2.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则(1)工业场地、井筒留设保护煤柱,对较大的村庄留设保护煤柱,对零星分布的村庄不留设保护煤柱。(2)各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱。(3)维护带宽度:风井场地20m,村庄10m,其他15m。(4)断层煤柱宽度40m,井田境界煤柱宽度为50m。(5)工业场地占地面积,根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条,工业场地占地面积指标见表2-3-1: 表2-3-1 工业广场占地面积指标表井型/Mta-1占地面积指标/ha0.1Mt-12.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.82.3.2矿井永久保护煤柱损失量(1)井田边界保护煤柱井田边界内侧暂留50m宽度作为井界煤柱,则井田边界保护煤柱的损失按下式计算。 (2-3)式中:P井田边界保护煤柱损失,万t。H井田边界煤柱宽度,50m;L井田边界长度,6050m;m煤层厚度,4.2m;r煤层容重,1.30t/m3;代入数据得:P=50272546.71.3=11.9Mt(2)工业广场保护煤柱矿井井型设计为1.8Mt/a,因此由表2-3-1可以确定本设计矿井的工业广场为2.1km2。但是考虑到近些年来建筑技术的提高,建筑物不断向空间发展,所以,工业广场的面积都有缩小的趋势,再加上本井田煤层埋藏较深,若取工广煤柱较大会造成大量的工广压煤,所以本设计取0.70的系数,则工业广场的面积约为1.5km2。建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程第14条和第17条规定工业广场属于级保护,需要留设20m宽的围护带。本设计选定工业广场长为1200m,宽为1200m,结合本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角(表2-3-2)采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失。表2-3-2 地质条件及岩层移动角煤层倾角/煤层厚度/m广场中心深度/m/4.16.7-43045767062由此根据上述以知条件,画出如图2-3-1所示的工业广场保护煤柱的尺寸:图2-3-1 工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为:S =790516/cos5= 793535则:工业广场的煤柱量为: Z工=Smr (2-4)式中:Z工工业广场煤柱量,万t;S工业广场压煤面积,793535 m2;m煤层厚度,6.7m;r煤层容重,1.3t/m3;求得工业广场总压煤量为:6.9Mt(3)断层保护煤柱井田查明有三条断层,由于断层皆可靠且可控制,故留40m保护煤柱,则保护煤柱量如下表2-3-3所示:名称面积()比重(t/ m3)煤厚(m)压煤量(Mt)VI-F3断层煤柱1269601.36.71.1VIII-F2断层煤柱810320.7大马厂断层煤柱1641641.4总计3721563.2表2-3-3 断层保护煤柱压煤量(4)主要井巷煤柱主要井巷煤柱是指大巷保护煤柱,大巷中心距离为60m,大巷两侧的保护煤柱宽度各位40m。布置大巷长度为11020m,大巷保护煤柱压煤量为110201006.71.30=9.6Mt综上,矿井的永久保护煤柱损失量汇总见表2-3-4表2-3-4 永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt井田边界保护煤柱11.9工业广场保护煤柱6.9断层保护煤柱3.2主要井巷煤柱9.6合计31.62.3.3矿井可采储量矿井设计资源储量按式(2-5)计算: (2-5) 式中 矿井设计资源/储量;断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和;Zg矿井工业储量。则:Zs=ZgP1= 208.7-11.9-3.2=193.6(Mt)矿井设计可采储量为: (2-6) 式中: 矿井设计可采储量; 工业场地和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%。此处取0.8。则:=(208.7 - 6.9 - 9.6)* 0.8 = 153.76 (Mt)矿井储量汇总见表2-3-4:表2-3-4 矿井储量汇总表煤层地质资源储量矿井工业储量永久煤柱损失量矿井设计储量矿井设计可采储量3212.9Mt208.7Mt31.6Mt193.6Mt153.76Mt合计212.9Mt208.7Mt31.6Mt193.6Mt153.76Mt3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范2.2.3条规定,矿井设计宜按年工作日330d计算,每天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用“三八制”作业,两班生产,一班检修。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定:矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素,经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定:(1)资源情况:煤田地质条件简单,储量丰富,应加大矿区规模,建设大型矿井,煤田地质条件复杂,储量有限,则不能将矿区规模定得太大;(2)开发条件:包括矿区所处地理位置(是否靠近老矿区及大城市),交通(铁路、公路、水运),用户,供电,供水,建筑材料及劳动力来源等。条件好者,应加大开发强度和矿区规模,否则应缩小规模;(3)国家需求:对国家煤炭需求量(包括煤中煤质、产量等)的预测是确定矿区规模的一个重要依据;(4)投资效果:投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模,反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力本井田储量丰富,设计开采煤层赋存稳定,煤层厚度大部分比较稳定,属厚煤层(6.7m),为缓倾斜煤层(倾角213)。矿井总的工业储量为212.9Mt,可采储量为153.8Mt。因地质构造相对简单,同时煤田范围较大,开采技术好的矿井应建设大型矿井,故本设计初步确定矿井的设计生产能力为1.8Mt。3.2.3矿井服务年限矿井可采储量Zk、设计生产能力和矿井服务年限三者之间的关系为: (3-1) 式中:T 矿井服务年限,a;Zk 矿井可采储量,153.8Mt;A 设计生产能力,1.8Mt/a;K 矿井储量备用系数,1.3。把数据代入公式3-1得矿井服务年限:T = 153.76 / (1.8 * 1.3) = 66a3.2.4井型校核下面按矿井的实际煤层开采能力,各辅助生产环节的能力,储量条件及安全条件因素对井型进行校核:(1)煤层开采能力:矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力,该矿煤层倾角为213,平均煤厚6.7m,可以布置一个综采放顶煤工作面生产。(2)辅助生产环节的能力校核:本矿井为大型矿井,开拓方式为立井开拓,主井提升容器为两对12t底卸式提升箕斗,运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤用胶带输送机运到盘区煤仓,运输能力也很大,自动化程度较高。辅助运输采用双层罐笼,大巷辅助运输采用600mm轨距的1.5t固定车厢式矿车,同时本矿井井底车场调车方便,通过能力大,满足矸石,材料和人员的调动要求。所以各辅助生产环节完全可以达到设计生产能力的要求。(3)通风安全条件的校核:本矿井有煤尘爆炸性,浅部瓦斯含量低,属于低瓦斯矿井。水文地质条件中等,在副井中铺设两趟水管路可以满足排水要求。矿井初期采用中央分列式通风,后期在井田边界北翼建新风井。井田中部有大断层,对于开拓有一定的影响,留设有保护煤柱。(4)储量条件的校核根据煤炭工业矿井设计规范第2.2.5条规定:矿井的设计生产能力与服务年限相适应,才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表3-2-1。表3-2-1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力万/ta-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限煤层倾角45600及以上7035300500603012024050252015459040201515930各省自定由上表可知:煤层倾角低于25,矿井设计生产能力为1.22.4Mt/a时,矿井设计服务年限不宜小于50a,第一开采水平设计服务年限不宜小于25a。本设计中,煤层倾角低于25,设计生产能力为1.8Mt/a,矿井服务年限为66a,符合煤炭工业矿井设计规范的规定。4 井田开拓4.1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。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: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。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。合理开发国家资源,减少煤炭损失。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。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。根据用户需要,应照顾到不同媒质、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井筒形式的确定(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。具体比较见表4-1-1。本矿井煤层倾角小,煤层的倾角为213,平均4.1。大体为近水平煤层,局部为缓倾斜煤层;表土层厚约171 m,无流沙层;水文地质情况总体较简单,涌水量属于中型,因此需采用立井开拓。表4-1-1 井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1)运输环节和设备少、系统简单、费用低;2)工业设施简单;3)井巷工程量少,省去排水设备,大大减少了排水费用;4)施工条件好,掘进速度快,加快建井工期;5)煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比:1)井筒施工工艺、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;2)地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便;3)主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要;4)斜井井筒可作为安全出口。与立井相比:1)井筒长,辅助提升能力小,提升深度有限;2)通风线路长、阻力大、管线长度大;3)斜井井筒通过富含水层,流沙层施工复杂;井田内煤层埋藏不深,表土层不厚,水文地质条件简单,井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1)不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制;2)井筒短,提升速度快,对辅助提升特别有利;3)当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时,井筒容易施工;4)井筒通风断面大,能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1)井筒施工技术复杂,设备多,要求有较高的技术水平;2)井筒装备复杂,掘进速度慢,基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。(2)井筒位置的确定原则井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量,缩短建井工期,减少占地面积,降低运输费用,节省投资;要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此,井筒位置的确定原则:1)沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时,井筒的有利位置应在井田走向中央;当井田储量呈不均匀分布时,应布置在储量的中央,以形成两翼储量比较均匀的双翼井田,可使沿井田走向的井下运输工作量最小,通风网路较短,通风阻力小。2)井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时,总石门工程量大,但第一水平及投资较少,建井工期短;井筒位于井田中部时,石门较短,沿石门的运输工程量较小;井筒位于井田的下部时,石门长度和沿石门的运输工作量大,如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时,它可以延深井筒到深部,对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看,井筒愈靠近浅部,煤柱尺寸愈小,愈近深部,煤柱尺寸愈大。对于缓倾斜煤层单水平开采的矿井,从井下运输及开采有利出发,井筒应位于井田中部,使上山部分斜长略大于下山部分斜长。3)有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段,以减少初期井下开拓巷道的工程量,节省投资和缩短建井工期。4)地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒,井底车场和硐室位于稳定的围岩中,应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层,较大的含水层,较厚冲积层,断层破碎带,煤与瓦斯突出的煤层,较软的煤层及高应力区。5)井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主,副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接,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,尽量避免穿过村镇居民区,文物古迹保护区,陷落区或采空区,洪水浸入区,尽量避免桥涵工程,尤其是大型桥涵隧道工程。6)井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。由于本井田倾角平缓,厚度变化小,且交通较方便。故把井筒置于井田中央,即工业场地之中。(3)井筒数目为了满足井下煤炭的提升和人员、材料、矸石的辅助提升,需设置一主井及一副井。因为本矿井为高瓦斯矿井,煤炭有突出危险和自燃发火倾向,井田走向长度较长,所以采用中央分列式通风,所以在工业场地和矿井东、西边界分别布置风井。共计五个井筒。(4)井筒位置的确定本矿井走向长度较大地势平坦,主副井筒布置在储量中央。(5)采区盘区及带区划分具体采区带区划分如图4-1-1所示。图4-1-1 采区划分示意图4.1.3 工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近,即井田中部。工业场地的形状和面积:根据表2-4工业场地占地面积指标,确定地面工业场地的占地面积为0.18 km2,形状为矩形,长边平行于井田走向。根据制图规范15000的图按540m340m绘制。4.1.4 开采水平的确定井田主采煤层为3号煤层,其它煤层均不可采。倾角一般213,局部达20,但从大范围来说倾角平均为4.1。大部分为近水平煤层,局部为缓倾斜煤层,表土层厚约171 m,煤层基岩露头线-150 m,埋藏最深处-550m,垂直高度达400m。根据煤炭工业矿井设计规范(2005年版)规定,缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350 m,考虑到划分为两水平不是很经济,因此采用单水平开采。故设计为立井单水平开采。一水平标高-430m,该水平主要开采方式为盘区采区和带区式开采。4.1.5 矿井开拓方案比较(1)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 主、副井井筒均为立井,布置于井田井田中央,设一个水平。轨道大巷采用电机车运输。轨道大巷和运输大巷均布置在岩层中,沿底板掘进,大巷布置在煤层底板的岩层中,距离煤层底板30 m左右,局部半煤岩及岩巷。大巷一直开拓到井田南北边界。如图4-1-2。 方案二:立井单水平开拓,井田南部布置上下山 主、副井井筒均为立井,布置于井田井田中央,设一个水平。轨道大巷采用电机车运输。轨道大巷和运输大巷均布置在岩层中,沿底板掘进,大巷布置在煤层底板的岩层中,距离煤层底板30 m左右,局部半煤岩及岩巷。大巷开拓到井田北边界,南部大巷挖掘只过断层一小段并布置上下山。如图4-1-3。 方案三:立井单水平加辅助水平开拓(煤层大巷) 主、副井井筒均为立井开拓,布在水平和辅助水平中间,井田南部不设辅助水平。轨道大巷和运输大巷布置在煤层中,沿煤层底板掘进。如图4-1-4。 方案四:立井单水平加辅助水平开拓(岩层大巷) 主、副井井筒均为立井开拓,布在水平和辅助水平中间,井田南部不设辅助水平。轨道大巷和运输大巷布置在岩层中,沿底板掘进,局部半煤岩及岩巷。如图4-1-5。(2)技术比较 以上所提四个方案大巷布置及辅助水平数目均不相同,井筒形式相同,基建费用、生产费用不同,开采方式也不相同。 方案一、二的大巷布置和长度不同。方案一大巷开拓到井田南北边界,全矿区采用带区式开采,管理方便。方案二大巷开拓到井田北部边界,南部只过断层后就不开拓了,在南部布置上下山采用采区式开采,基建费用比较少,但其他费用会相对高点。井田北部用带区式开采,井田南部用采区式开采,在管理上相对方案一困难。方案二比方案一在后期开拓费用上比较低,但方案二在井田南部布置上下山,上下山,上山长度有3200m过长对辅助运输不利,运输困难。经过以上技术分析、比较,再结合粗略估算费用结果(见表4-1-6),方案一和方案二各项费用相差无几,考虑到方案二在井田南部上山部分过长,辅助运输有困难。在方案一、二中选择方案一:方案一:立井单水平开拓。 方案三、四都是立井单水平开拓。方案三采用煤层大巷,方案四采用岩层大巷。方案三与方案四相比基价费用低但维护费用高,在方案三、四中选择方案四:方案四:立井单水平加辅助水平开拓(岩层大巷)。 图4-1-2 立井单水平开拓 图4-1-3 立井单水平开拓,井田南部布置上下山 图4-1-4 立井单水平加辅助水平开拓(煤层大巷) 图4-1-5 立井单水平加辅助水平开拓(岩层大巷)(3)经济比较 第一、三方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、生产经营费基建费、和经济比较结果,分别计算汇总于下列表中:见表4-1-2、表4-1-3、表4-1-4、表4-1-5和表4-1-6。表4-1-2 方案一粗略估算费用 项目数量/10m基价/元费用/万元合计/万元基价费用/万元主井开凿表土段17.1267053456.67731.75基岩段25.9106211275.08副井开凿表土段17.1301152514.97837.53基岩段25.9124542322.56中央风井开凿表土段17.1251326429.77666.45基岩段25.991385236.68井底车场岩巷18033000594.00594.00石门开凿岩巷104.531851332.84332.84小计3114.26生产费用/万元立井提升系数煤量/万吨提升高度/km基价元/tkm12694.431.2153760.4301.6续表4-1-2 方案一粗略估算费用 项目数量/10m基价/元费用/万元合计/万元立井排水涌水量m3/h时间h/a服务年限/a基价元/m34856.543008760660.28大巷运输系数煤量/万吨平均运距/km基价元/tkm13561.61.2153762.100.35小计31112.5合计费用/万元34226.8表4-1-3 方案二粗略估算费用 项目数量/10m基价/元费用/万元合计/万元基价费用/万元主井开凿表土段17.1267053456.67731.75基岩段25.9106211275.08副井开凿表土段17.1301152514.97837.53基岩段25.9124542322.56中央风井开凿表土段17.1251326429.77666.45基岩段25.991385236.68井底车场岩巷18033000594.00594.00石门开凿岩巷96.431851307.04307.04小计3136.73生产费用/万元立井提升系数煤量/万吨提升高度/km基价元/tkm12694.41.2153760.4301.6立井排水涌水量m3/h时间h/a服务年限/a基价元/m34856.53008760660.28大巷运输系数煤量/万吨平均运距/km基价元/tkm13561.61.2153762.100.35小计31112.5合计费用/万元34249.2表4-1-4 方案三粗略估算费用项目数量/10m基价/元费用/万元合计/万元基价费用/万元主井开凿表土段17.1267053456.67703.08基岩段23.2106211246.41副井开凿表土段17.1301152514.97803.91基岩段23.2124542288.94中央风井开凿表土段17.1251326429.77641.78基岩段23.291385212.01井底车场岩巷18033000594.00594.00大巷开凿煤巷167.813117220.10220.10小计2962.87生产费用/万元立井提升系数煤量/万吨提升高度/km基价元/tkm12694.41.2153760.4301.6立井排水涌水量m3/h时间h/a服务年限/a基价元/m34856.53008760660.28大巷运输系数煤量/万吨平均运距/km基价元/tkm13561.61.2153762.10.35小计31112.5合计费用/万元34075.4表4-1-5 方案四粗略估算费用项目数量/10m基价/元费用/万元合计/万元基价费用/万元主井开凿表土段17.1267053456.67703.08基岩段23.2106211246.41副井开凿表土段17.1301152514.97803.91基岩段23.2124542288.94中央风井开凿表土段17.1251326429.77641.78基岩段23.291385212.01井底车场岩巷18033000594.00594.00大巷开凿岩巷167.831851534.46534.46小计3277.23表4-1-5 方案四粗略估算费用项目数量/10m基价/元费用/万元合计/万元生产费用/万元立井提升系数煤量/万吨提升高度/km基价元/tkm1269.41.2153760.4301.6立井排水涌水量m3/h时间h/a服务年限/a基价元/m34856.53008760660.28大巷运输系数煤量/万吨平均运距/km基价元/tkm13561.61.2153762.10.35小计31112.5合计费用/万元34389.7表4-1-6 开拓方案粗略比较费用汇总方案方案一方案二方案三方案四基建费用/万元3114.263136.733277.233277.23生产费用/万元31112.531112.531112.531112.5合计/万元34226.834249.234075.434389.7方案一与方案四比较费用较低但考虑到后期方案四较方案一运输方便,综合经济、技术和安全三方面的考虑,选取最优方案为方案四,即立井单水平加辅助水平开拓。4.2 矿井基本巷道4.2.1井筒由上一节确定的开拓方案可知,主、副井都为立井,矿井生产前期通风方式为中央并列式,在井田中央设置中央风井,矿井生产后期在井田东翼开凿回风井。一般来说,立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种。圆形断面的立井服务年限长,承压性能好,通风阻力小,维护费用少及便于施工的特点。因此,主、副井及风井均采用圆形断面。(1)主井主井井筒采用立井形式,圆形断面,净直径为6.5m,净断面积33.17m2,井筒内装备两对12t底卸式箕斗,井壁采用钢筋混凝土支护,表土段井壁厚800mm,基岩段井壁厚400mm。此外,还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通讯信号电缆、人行台阶等设施。主井井筒断面如图4-2-1所示,主要参数见表4-2-1。(2)副井副井井筒采用立井形式,圆形断面,净直径为7.2m,净断面积为40.69m2,井筒内装备一对1.5t矿车双层四车加宽罐笼,井壁采用钢筋混凝土支护,井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁,型钢组合罐道,罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外,还设有梯子间作为安全出口,并设有管子道、电缆道。副井井筒断面如图4-2-2所示,主要参数见表4-2-2。(3)风井中央风井位于矿井中央上边界保护煤柱内,两翼风井分别位于井田两翼,各备有安全出口。三个风井均采用圆形断面,井筒净直径6.0m,净断面积为28.26m2,采用钢筋混凝土支护方式。风井井筒断面如图42-3所示,主要参数见表42-3。图4-2-1 主井井筒断面图表4-2-1 主井井筒主要参数特征表井型1.8Mt/a提升容器2对12t底卸式箕斗井筒直径6.5m井深360m井筒支护钢筋混凝土井壁表土段井壁厚800mm基岩段井壁厚400mm充填混凝土厚50mm净断面积33.17m2基岩段毛断面积42.99m2表土段毛断面积52.78m2图4-2-2 副井井筒断面图表4-2-2 副井井筒主要参数特征表井型1.8Mt/a提升容器1.5t矿车双层四车加宽罐笼1对井筒直径7.2m井深330m井筒支护钢筋混凝土井壁表土段井壁厚800mm基岩段井壁厚400mm充填混凝土厚50mm净断面积40.69m2基岩段毛断面积51.50m2表土段毛断面积62.18m2图4-2-3 风井井筒断面图表4-2-3 风井井筒主要参数特征表井型1.8Mt/a井筒支护钢筋混凝土井壁表土段井壁厚800mm基岩段井壁厚400mm充填混凝土厚50mm井筒直径6.0m井深325m/510m/452m净断面积28.26m2基岩段毛断面积37.37m2表土段毛断面积46.54m24.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓,煤炭由胶带机运输至井底煤仓,再由箕斗运至地面;物料经副立井运至井底车场,在井底车场换装,再由蓄电池电机车(前期)牵引至各工作区域;矸石运至井底车场,换用矿车经副井罐笼运至地面。4.2.3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区带区或盘区;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。井底车场布如图4-2-4。图4-2-4 井底车场平面布置示意图1-主井;2-副井;3-风井;4-轨道石门;5-运输石门;6-主副井联络巷;7-煤仓;8-井底清理斜巷;9-水仓;10-中央变电所;11-中央水泵房;12-等候室;13-轨道大巷; 14-运输大巷根据煤炭工业设计规范要求: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4-8所示。(2)运输牵引方式大型矿井的副井空重车线的长度应为1.01.5列车长。本矿井辅助运输采用600mm轨距系列矿车。一列矿车为22个车厢,采用1.5t固定箱式矿车,型号为XK8-6/140-2KBT,外形尺寸(长宽高):485010521600(mm),设计每列车由15辆1.5t矿车组成。(3)调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓;矸石列车在副井重车线机车分离以后,牵引车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场;材料的运行路线与矸石空车相同。(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。水仓布置在井底车场副井的南侧,水仓开口在调车线的中部,矿井正常涌水量为270m3/h,最大涌水量为390 m3/h,所需水仓的容量为:Q0=7008=5600(m3)根据水仓的布置要求,水仓的容量为: (4-1)式中 水仓容量,m3; 水仓有效断面积,10 m2;水仓长度,700 m。则:=10700=7000(m3)由上面计算得知: ,故设计水仓容量满足要求。4.2.4主要开拓巷道(1)运输大巷此巷内采用钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭,并铺设有轨道,并铺设有轨道,以便于胶带的维修。断面需要满足一定的要求,不设专用人行道。运输大巷净宽度可由下式计算:B1=b+d1+d2+d3+c(4-2)式中:B1运输大巷净宽度,mm;b输送机边缘至巷道壁的最小距离,主要运输巷道取800mm,带区巷道一般取300500mm;d1胶带输送机宽度,d11400+120=1520mm;d2电机车的宽度,d21060mm;d3齿轨车与皮带间距,d3580mm;c齿轨车与巷壁距离,取1040mm。则运输大巷净宽度为:B1=800+1520+1060+580+1040=5000mm运输大巷的断面如图4-11所示,运输大巷特征见表4-19,运输大巷每米材料消耗量见表4-20。回风石门选用的断面与运输大巷相同。(2)轨道大巷轨道大巷为一条双轨巷道,并作进风巷使用,设人行道。轨道大巷净宽度可由下式计算:B2=a+b+d1+d2+c(4-3)式中:B2轨道大巷净宽度,mm;a人行侧宽度,取1385mm;b车辆边缘至巷道壁的最小距离,主要运输巷道一般取580mm,带区巷道一般取300500mm,本断面取765mm;d1、d2电机车的宽度,d1=d21060mm;c双轨运输巷道中两辆对开列车最突出部分之间的距离,取730mm。则轨道大巷净宽度为:B2=1385+765+1060+1060+730=5000mm轨道大巷的断面如图4-2-5所示,轨道大巷特征见表4-2-4,轨道大巷每米材料消耗量见表4-2-5。各主要开拓巷道的断面尺寸,均按运输设备的外形尺寸以及煤矿安全规程(2010年版)第19条、第20条有关安全间隙的要求而确定,并按通风要求验算其风速。 图4-2-5 运输大巷断面图表4-2-4 运输大巷断面特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚 杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm锚固形式外露长度/mm间排距/mm长度/mm直径/mm17.819.952004400100树脂10080025002016.1表4-2-5 运输大巷每米工程量及材料消耗量表围岩类别计算掘进工程量/m3每米巷道材料消耗量粉刷面积/m2巷道墙脚锚杆数量/根喷射材料/m3金属网/m2药卷数量/个托板铁/kg20.80.0418.121.2011.63720.3511.3 图4-2-6 轨道大巷断面图表4-2-6 轨道大巷断面特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚 杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm锚固形式外露长度/mm间排距/mm长度/mm直径/mm17.819.952004400100树脂10080025002016.1表4-2-7 轨道大巷每米工程量及材料消耗量表围岩类别计算掘进工程量/m3每米巷道材料消耗量粉刷面积/m2巷道墙脚锚杆数量/根喷射材料/m3金属网/m2药卷数量/个托板铁/kg20.80.0418.121.2011.63720.3511.35 准备方式盘区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1盘区位置考虑到缩短建井工期,尽快使矿井投产,本矿井设计首采带区位于井田西北翼,距离工业广场近,大巷掘进的同时就可以同时进行盘区的巷道布置。5.1.2盘区煤层特征盘区所采煤层为3煤层,其煤层特征:沥青-弱玻璃光泽,厚层状,亮、暗煤含量较高,丝炭次之。煤厚5.87.6m,平均厚度6.7m,绝大部分见煤点厚度在6m以上,结构简单,倾角213,煤的容重1.3t/m3。全矿井相对瓦斯涌出量为0.398m3/t,绝对瓦斯涌出量为5.597m3/min,无高瓦斯区,属于“低瓦斯矿井”,该盘区属于低瓦斯盘区。3煤层属于有煤尘爆炸危险性煤层,且为易自然煤层。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况3煤直接顶板主要为粉砂岩或砂质泥岩,其次为泥岩,一般厚度为1.3016.0m,老顶以中-细粒砂岩为主,以及细粉砂岩及粉-细砂岩互层,厚715m,裂隙较为发育。直接底板为铝质泥岩、粉砂岩、粉细砂岩互层,厚度1.1015.0m,向下为中-细粒砂岩和粉-细砂岩互层,偶见伪底,岩性为铝质泥岩,厚0.040.25m不等。5.1.4水文地质井田内主要含水层有:第四系上组、下组砂及砂砾层,侏罗系上统砂岩,山西组3煤顶底部砂岩,太原组第三、十下层石灰岩,本溪组第十四层石灰岩,奥陶系石灰岩。其中直接充水含水层为侏罗系上统砂岩(井田东南部),山西组3煤顶底部砂岩和太原组第三、十下层石灰岩。各含水层之间的隔水层为粘土、粉砂岩、铝质泥岩和泥岩等,水力联系较差,补给条件不好。3煤矿井正常涌水量为270m3/h,最大涌水量390 m3/h。其中最大不均匀系数为K=1.213。5.1.5地质构造盘区内地质构造简单,煤层倾角平均213。盘区内无断层,无陷落柱,地质构造简单。5.1.6地表情况本首采盘区地表为农田,无大的地表水系和水体。 5.2盘区巷道布置及生产系统5.2.1盘区准备方式的确定盘区准备方式的优点:适用于煤层倾角8的煤层,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。 盘区准备方式存在的辅助运输和行人困难的问题,本设计矿井的盘区的区段最长推进长度接近2000m,在采用无极绳辅助运输后得到了很好的解决。因此确定选用盘区准备方式,以下对盘区巷道布置及生产系统进行说明。5.2.2盘区位置及范围 首采盘区位于井田西北翼,大巷的西侧,走向长度平均1335m,倾向长度平均1615m。盘区划分为12个盘带。工作面长220m,两
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