开元煤矿1.8Mta新井设计含5张CAD图.zip
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开元煤矿1.8Mta新井设计含5张CAD图.zip,开元,煤矿,1.8,Mta,设计,CAD
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开元煤矿1.8Mt/a新井设计摘 要本设计包括三个部分:一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为开元煤矿1.8 Mt/a新井设计,共分10章:1.矿区概述及井田地质特征;2.井田境界和储量;3.矿井工作制度、设计生产能力及服务年限;4.井田开拓;5.准备方式采区巷道布置;6.采煤方法;7.井下运输;8.矿井提升;9.矿井通风与安全技术;10.矿井基本技术经济指标。开元煤矿位于山西省晋中市境内,井田南部有石太铁路和太旧高速公路,交通十分便利。井田走向(东西)长平均约5 km,倾向(南北)长平均约5.5 km,井田水平面积为27.5 km2。主采煤层两层,即9号和15下号煤层,平均倾角8,厚约3.78 m和1.8 m。井田地质资源/储量为220.11 Mt,工业资源/储量为217.91 Mt,可采资源/储量156.68 Mt,矿井服务年限为67.0a。井田地质条件简单。表土层平均厚度40 m;矿井正常涌水量为140 m3/h,最大涌水量为220 m3/h;煤层硬度系数f=2.3,煤质为瘦煤、贫煤;矿井相对瓦斯涌出量为6.69 m3/t,绝对瓦斯涌出量24.67m3/min,属低瓦斯矿井;煤层无自然发火倾向,为类不易自燃煤层;煤尘无爆炸危险。矿井采用双立井单水平开拓,采用中央分列式通风。一矿一面,采煤方法为走向长壁采煤法。煤炭运输采用胶带运输,辅助运输采用轨道运输。矿井年工作日为330 d,每天净提升时间16 h。矿井工作制度为:实行“三八”制。专题部分题目是区段煤柱的理论计算方法。 翻译部分是一篇关于致密多孔介质中气体视渗透率的有效联系的论文,英文原文题目为:Effective Correlation of Apparent Gas Permeability in Tight Porous Media。关键词:开元煤矿;立井开拓;采区布置;中央并列式;双巷布置;低瓦斯ABSTRACTThis design can be divided into three sections: general design, monographic study and translation of an academic paper.The general design is about a 1.8 Mt/a new underground mine design of kaiyuan coal mine. It contains ten chapters: 1.overview and the geographical features of the mining field; 2.boundary and reserves of the mining field; 3.working system, designed mine capacity and mine life; 4.development of mining field; 5.preparation in strip district; 6.coal mining method; 7.underground conveying; 8.mine exaltation; 9.mine ventilation and safety technology; 10.the basic technical and economic index.Kaiyuan coal mine lies in Yangquan, Shangdong province. As shitai railway and taijiu highway run across the southern part of the mining field, the traffic is very convenient. Its about 5 km on the strike and 5.5 km on the dip,with the 27.5 km2 total horizontal area. The minable coal seams of this mine are 9 and 15下 with the average thickness of 3.78 m and 1.8 m , the average dip of 8. The geological resources/reserves of this coal mine are 220.11 Mt, the proved resources/reserves are 217.91 Mt , the minable resources/reserves are 156.68 Mt, with a mine life of 67.0 years.The geological condition of the mine is relatively simple. The normal mine inflow is 140 m3/h and the maximum mine inflow is 220 m3/h. Its relative mine gas emission is 6.69 m3/t and absolute mine gas emission is 24.67m3/min, so it is a low gas mine with no coal spontaneous combustion tendency, also its a coal that has no dust explosion.This mine adopts vertical shaft development with one mining level and centralized ventilation. The adopted coal winning method is longwall mining to the dip or to the rise. The belt conveyor is applied to transport coal and track transport, is used in the auxiliary conveying. The workers work 330 days per year ,and exaltate 16 hours one day .The “three-eight” working system is applied for coal mining . The theme of the monographic study is the theoretical computing method of section coal pillar.The translated academic paper is about effective correlation of apparent gas permeability in tight porous media. Its title is that Effective Correlation of Apparent Gas Permeability in Tight Porous Media.Keywords:Kai yuan coal mine; vertical shaft development; mining district preparation; the central paratactic type; double roadways arrangement; low gas目 录1 矿区概述及井田地质特征11.1井田概况11.1.1交通位置11.1.2地形地貌11.1.3气象21.1.4地震21.1.5电源条件21.1.6水文情况21.1.7水源条件21.1.8矿区工农业生产概况21.2地质特征21.2.1地层21.2.2地质构造41.2.3水文地质条件71.3煤层特征81.3.1煤层81.3.2煤质91.3.3瓦斯、煤尘及煤自然和地温92 井田境界和储量112.1井田境界112.1.1井田境界划分的原则112.1.2井田境界112.2井田勘探112.2.1井田勘探工作112.2.2钻孔测量工作132.3矿井工业储量142.3.1地质资源储量142.3.2矿井地质储量计算152.3.3矿井工业储量计算162.4矿井可采储量162.4.1井田边界保护煤柱172.4.2工业广场保护煤柱172.4.3断层保护煤柱182.4.4井筒保护煤柱182.4.5大巷保护煤柱182.4.6矿井可采储量192.4.7分煤层与分采区计算可采储量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确定井筒形式、数目、位置234.1.2工业场地的位置254.1.3开采水平的确定及采区划分254.1.4主要开拓巷道254.1.5矿井开拓延深方案及阶段划分264.2矿井基本巷道314.2.1井筒314.2.2井底车场314.2.3主要开拓巷道325 准备方式采区巷道布置375.1煤层地质特征375.1.1采区位置及范围375.1.2采区煤层特征375.1.3地质构造375.1.4顶底板特性375.1.5水文地质375.2采区巷道布置及生产系统375.2.1采区走向长度的确定375.2.2确定区段斜长和区段数目385.2.3煤柱尺寸的确定385.2.4采区上、下山布置395.2.5区段平巷的布置395.2.6采区内工作面的接替顺序395.2.7采区通风、运输及其它系统395.2.8采区内各种巷道的掘进方法405.2.9采区生产能力415.2.10采区采出率415.3采区车场及主要硐室435.3.1采区上部车场选型435.3.2采区下部车场选型435.3.3采区主要硐室436 采煤方法456.1采煤工艺方式456.1.1采区煤层特征及地质条件456.1.2确定采煤工艺方式456.1.3回采工作面长度的确定456.1.4回采工作面的推进方向和推进度466.1.5落煤方法466.1.6采煤机进刀方式466.1.7推移刮板输送机方式476.1.8工艺流程476.1.9支架与采煤机联动的自动化控制方式486.2设备486.3顶板管理516.3.1支护设计516.3.2端头支护及超前支护536.3.3各工艺过程注意事项536.3.4工作面顶板管理556.3.5回采工作面正规循环作业566.3.6吨煤成本586.4回采巷道布置596.4.1回采巷道布置方式596.4.2回采巷道参数607 井下运输627.1概述627.1.1井下运输设计的原始条件和数据627.1.2矿井运输系统627.1.3矿井运输设备选型应遵循以下原则627.2采区运输设备的选择627.2.1工作面运煤设备的选型627.2.2采区辅助运输设备的选型与设计657.2.3运输设备能力验算678 矿井提升698.1概述698.2主副井提升设备选型698.2.1已知原始条件和数据698.2.2主井提升设备的选型698.2.3副井提升设备的选择719 矿井通风及安全749.1矿井概况749.2矿井通风系统和通风方式749.2.1矿井通风系统的基本要求749.2.2矿井通风系统的选择759.2.3矿井主扇工作方式的选择779.2.4采区通风779.2.5工作面通风799.2.6回采工作面进回风巷道的布置799.2.6通风构筑物809.3风量计算及分配809.3.1配风的原则和方法809.3.2总风量的计算809.3.3风量分配849.4矿井通风阻力的计算849.5通风机选型919.5.1选择风机的基本原则及技术资料919.5.2矿井自然风压929.5.3风机风量及风机选型939.5.4电动机的选择949.5.5对矿井主要通风设备的要求959.5.6对反风、风硐的要求969.6矿井灾害防治措施969.6.1瓦斯管理措施969.6.2煤尘的防治969.6.3防火979.6.4防水9710 设计矿井基本技术经济指标98参考文献99致 谢1001 矿区概述及井田地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置开元煤矿现矿井工业广场东距寿阳县城约14 km,井田中部有寿阳段王运煤铁路专用线,井田南部有石太铁路线,经寿阳东站可达全国。寿阳站通往全国各大城市里程见表1-1。表1-1 寿阳站通往全国各大城市里程表 地名石家庄北京秦皇岛连云港上海郑州西安里程km铁路1504338319881416562732公路16048575013501750570307国道从井田中部通过,太(原)-旧(关)高速公路从井田南部通过,交通十分方便。交通位置图见图1-1. 图1-1 交通位置图1.1.2地形地貌井田位于寿阳、阳泉构造堆积盆地区的西北部,属黄土丘陵地貌,梁、峁比较发育且平坦,沟谷多呈“U”字形宽谷、井田内大面积为第四系黄土及第三系红土所覆盖,冲沟中有基岩出露,为石炭系太原组及二叠系上、下石盒子组地层。井田地势总的趋势为西高东低,北高南低,最高点在井田西南的寺儿沟,标高为1247.3 m;最低点在井田东南的寺庄,标高为1062.7 m,最大高差为184.6 m,一般相对高差多在40-100 m之间。1.1.3气象井田地处黄土高原,气候干燥,昼夜温差变化大。降水量:平均年降水量为505.41 mm,降水多集中在6-9月,7、8两个月最多,多为暴雨常夹冰雹;蒸发量:平均年蒸发量为1754.16 mm,年最高达2265.0 mm,年最低为1483.8 mm;气温:年平均气温为7.60,一月份最冷,平均-8.80,七月份最热,平均气温为21.60 ;风向:风向夏季为东南、冬季为西北;风速:年平均风速为2.48 m/s,最大月平均为3.9 m/s,最小月平均为1.0 m/s;霜期:初霜期9月中旬,终霜期为次年的4月中旬,长达7个月之久,全年无霜期为148天;冻土深度:最大冻土深度为1.10 m。1.1.4地震按山西省城市(县城)地震基本烈度区划图,该区属七级基本地震烈度区。1.1.5电源条件现矿井工业场地建有35 kV变电所,双回35 kV电源引自新元煤矿110 kV降压站。风井工业场地两回6 kV供电电源,均引自开元矿35 kV变电所的6 kV不同母线段。当其中任一回路发生故障时,另一回能担负风井全部负荷用电。1.1.6水文情况矿区内的河流属黄河流域汾河水系。较大的河为龙门河,自北西向南东流经井田中部,为季节性河流。龙门河在白家庄与人字河汇合,向南东至寿阳县折向南西入潇河,向西注入汾河。1.1.7水源条件2000年在矿井工业场地内已打一眼深井,通过抽水试验,各项指标均满足国家生活及工业用水标准。风井工业场地供水水源为水车送水或打浅井及利用矿井井下排水。1.1.8矿区工农业生产概况该区以农业为主,农作物以玉米、谷子、豆类为主,此外种植一些经济作物,如蔬菜、瓜果等。工业主要以是采矿、冶炼及建材为主。1.2地质特征1.2.1地层井田位于沁水煤田西北隅,属掩盖半掩盖区,新生界地层广泛分布,基岩零星出露于沟谷之内。地层由老到新依次为:奥陶系中统;石炭系中、上统;二迭系;第三系;第四系。 (1)奥陶系(O) 中统上马家沟组(O2s)厚度为180.00325.00 m,平均厚度为298.32 m。由浅灰、深灰色厚层白云质灰岩,含泥岩,角砾状泥灰岩等组成,灰岩质纯致密,普遍具有不均匀岩化现象。 中统峰峰组:(O2f)厚度为122.59238.30 m,平均厚度为166.53 m,由灰、黑、浅灰色白云质灰岩,花斑灰岩等组成,下部含石膏条带,局部含星状黄铁矿。 (2)石炭系 (C) 中统本溪组(C2b)厚度为29.9468.62 m,平均厚度为47.97 m。主要由浅灰、灰色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、铝质泥岩及2-4层石灰岩组成,夹浅灰色细粒砂岩及2-3层煤线。底部为透镜状分布的山西式铁矿及G层铝土矿,与下伏地层平行不整合接触。 上统太原组(C3t)厚度为104.11-134.21 m,平均厚度为120.78 m。以K1砂岩连续沉积于本溪组之上,由灰色、灰白色砂岩,灰黑色砂质泥岩、泥岩、深灰色石灰岩及煤层组成。石灰岩一般有4层,自下而上依次为K2下、K2、K3及K4石灰岩。含煤11层,编号依次为8、9上、9、11、12、13、13下、15、15下、16、17号,其中8、9、15、15下号4层可采。 (3)二叠系(P) 下统山西组(P1s)厚度为48.2270.00 m,平均厚度为60.00 m。由灰、灰白色中细粒砂岩,深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩和煤层组成。底部以K7砂岩连续沉积于太原组之上。本组含煤6层,编号依次为1、2、3、4、5、6号,其中3、6二层可采。 下统下石盒子组(P1x)厚度为111.60133.14 m,平均厚度为122.60 m。以底部K8砂岩连续沉积于山西组之上,下部为灰黄、灰绿、灰黑色中细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩、铝质泥岩等。组成K8砂岩为灰、灰白色粗-细粒砂岩。上部为灰、灰绿色、灰黄色中粗粒长石,石英砂岩夹紫红色砂质泥岩、泥岩。顶部为1-2层铝质泥岩或含铝质泥岩,富含菱铁质鲕粒,风化后呈鲜艳的紫红色斑块,俗称“桃花泥岩”,可作为辅助标志层,与顶部的上石盒子组分界。 上统上石盒子组(P2s)厚度为235.00438.45 m,平均厚度为345.00 m,以K12(狮脑峰砂岩)为界分为上下两段。 a、下段(P2s)自K10砂岩底至K12砂岩底。下部以黄绿色、灰绿色中细粒砂岩为主,夹黄褐、黄绿、紫褐色泥岩及砂质泥岩。上部以灰褐、暗紫等杂色砂质泥岩为主,夹黄绿色中细粒砂岩。 b、上段(P2s2)自K12砂岩底至K13砂岩底。K12砂岩为灰白色厚层状含砾中粗砂岩、泥质、硅质、硅质胶结。其上为黄绿色、暗紫色细粒长石、石英砂岩与暗紫色、黄绿色砂质泥岩互层。 (4)第三、第四系(R+Q) 上第三系上新统(N2)厚度为025 m,由鲜红、暗紫色粘土,紫红色细砂岩,浅灰色砾岩组成,不整合覆于各不同时代基岩之上。 下更新统(Q1)厚度为570 m,下部为黄土、淡红色细-粉砂土。中部为灰褐、黄灰色粘土夹泥灰岩薄层。上部主橙红、深红色粘土、亚粘土、夹多层古土壤层。 中更新统(Q2)厚度为1030 m,淡红、褐黄色亚粘土、粘土,夹古土壤层及1-3层钙质结核,底部为淡红色砂砾石层。 上更新统(Q3)厚度为015 m,井田内广泛分布,为淡灰黄、土黄色亚粘土、亚砂土、含钙质结核垂直节理发育。 全新统(Q4)厚度为020 m,分布于各大沟谷之内, 为近代冲洪积物、基岩风化砂土层。1.2.2 地质构造 (1)区域地质构造开元井田位于沁水煤田寿阳矿区西北部,阳曲一盂县纬向构造带南翼,其东西两侧受太行经向构造带和新华夏系构造的控制,南部受寿阳西洛南北向构造带的影响,整个矿区是在纬向与经向和新华夏系构造复合控制之下。 (2)井田地质构造开元煤矿井田总体构造形态为一走向东西,向南倾斜的单斜构造,在此单斜上发育有次级的宽缓褶曲,使井田呈舒缓的波状起伏,煤层倾角为2-12,平均倾角为8。 褶曲井田内发育较大褶曲二条。放马沟向斜:位于井田中部,放马沟村南。走向近东西,北翼倾角110,南翼倾角480。井田内延伸约2500 m。上峪背斜:位于井田中部,放马沟向斜南。两翼倾角460。 断层该井田断层比较发育,断层走向大致成北东东向,主要受东西向区域构造(即:放马沟向斜、上峪背斜)的影响,其中被钻探或巷道揭露、三维地震探测的较典型的断层表述一下(见表1-2、1-3)。 a、F12正断层位于井田西北部,放马沟村北。走向近东西,倾向南,倾角7080。为209和H1号孔所揭露,209号孔缺失K3K2下地层,使太原组地层缩短35 m。H1号孔太原组缺失K3灰岩及其上、下部地层,使地层缩短17 m。故该断层断距在1735 m间,井田内延伸长度约1200 m。 b、Fll正断层位于F12断层南,属其分支断层。走向北东,倾向南东,倾角75,断距20 m,延伸长度约160 m。 c、F13正断层位于井田西北部,F12断层北,走向北东,倾向南东,倾角85,断距15 m,延伸长度600 m。表1-2 井田大型断裂构造统计表断层序号断层性质落差延伸长度钻孔或巷道揭露备注1(F12)正17351200209、H1钻孔井田西北部放马沟村北2(F11)正20160位于F12断层南属其分支断层3(F13)正15600位于F12断层北走向北东倾向南东4(F14)正7430位于F13断层西与F12断层基本平行延伸5(F19)正860023#孔揭露走向北东东倾向南6(F53)正16301500210#孔揭露位于F12断层北走向近似东西倾向南7(F54)正7.0500H2#孔揭露推断其走向北东东倾向南8(F62)正12.0670巷道揭露位于井田西北角走向北东东倾向南9(Fh1)正6.0115巷道揭露位于井田北部H5号孔东走向东西倾向北10(Fh2)正6.0110巷道揭露位于Fh1断层南走向北西倾向南西11(Fh3)正8.0130位于H5号孔南走向北东倾向北西12(Fh4)正7.0380巷道揭露位于P35号孔南走向北东东倾向南13(Fh5)正5.0130巷道揭露位于Fh4断层南走向近东西倾向南 根据2002.6山西省寿阳县地方国营黄丹沟煤矿矿产资源储量核实报告断层整表1-3 5 m以上落差断层特征一览表(三维地震带内) 煤层断层序号断层性质落差延伸长度备注3#1正5.0125三维带内北西处走向近似东西2正10.5240三维带内南西处走向近似东西3正9.0300三维带内中部走向北东4正7.0160三维带内中部走向北西续表1-3 5 m以上落差断层特征一览表(三维地震带内)3#5正7.0250三维带内中东部走向北西6正30.0480三维带内中东部走向近似东西9#1正8.0160三维带内北西部走向近似东西2正8.0300三维带中部走向北东3正7.0130三维带中部走向北西4正7.0180三维带中部走向北西5正7.0130三维带中部走向北西6正7.0250三维带中东部走向北西7正30.0720三维带中东部走向近似东西15#1正10.0200三维带西部走向近似东西2正10.0300三维带中部走向北东3正5.0200三维带中部走向北西4正7.0150三维带中部走向北西5正27.0720三维带中东部走向近似东西6正9.0170三维带中东部走向北西15#下1正10.0180三维带西部走向近似东西2正10.0280三维带中部走向北东3正5.0160三维带中部走向北西4正7.0120三维带中部走向北西5正27.0750三维带中东部走向近似东西6正9.0100三维带中东部走向北西 d、F14正断层位于井田西部,F13断层西,走向近东西,与F12断层基本平行延伸,倾向北,断距7 m,延伸长度430 m。 e、F19正断层为23号孔揭露,测井解释断点深度348.40 m,6号煤断失,推断其走向北东东,倾向南,断距8 m,延伸长度600 m。 f、F53正断层位于F12断层北,走向近东西,倾向南,倾角80,断距1630 m,延伸长度1500 m。210号孔所遇即该断层。 g、F54正断层为H2号孔揭露,测井解释断点位置431.20 m,推断其走向北东东,倾向南,断距7 m,延伸长度500 m。 h、F62正断层位于井田西北角,为生产矿井巷道中所见,走向北东东,倾向南,倾角75,断距12 m,延伸长度约670 m。 i、Fh1逆断层位于井田北部,H5号孔东,巷道中所见,走向近东西,倾向北,倾角75,断距6 m,延伸长度115 m。 j、Fh2正断层位于Fh1断层南,巷道中所见,走向北西,倾向南西,倾角75,断距6 m,延伸长度110 m。 k、Fh3正断层位于H5号孔南,走向北东,倾向北西,倾角75,断距8 m,延伸长度130 m。 l、Fh4正断层位于P35号孔南,巷道中所见,走向北东东,倾向南,倾角75 ,断距7 m,延伸长度380 m。 m、Fh5正断层位于Fh4断层南,巷道中所见,走向近东西,南倾,倾角75,断距5 m,延伸长度130 m。另外,三维地震勘探中发现一条落差30 m的断层,小于15米断层36条;开采过程尚见到几条断距23.5 m,延伸不长的层间小断层。 陷落往井田内陷落柱已证实的有35个,最大者长轴90 m,短者20 m;地表所见陷落极少,隐伏较多;三维地震解释28个,最大者长轴254 m,短者20 m。陷落柱其规模大小不等,形状以圆形和椭圆形为主。 岩浆岩井田内无岩浆岩侵入现象,故对煤层及煤质无影响。1.2.3水文地质 (1)含水层及隔水层井田主要含水层自下而上为奥陶系中统石灰岩含水层、石炭系上统太原组石灰岩含水层、二迭系砂岩含水层、第四系砂石层等,各含水层分述如下: 奥陶系中统石灰岩岩溶含水层奥陶系中统埋深130570 m,井田北部外围大面积出露,本统分上、下马家沟组及峰峰组,以上马家沟组石灰岩含水层富水性最强。奥灰水位标高为+630 m,井田内仅15号及15下号煤层在井田南部低于该标高。 石炭系上统太原组石灰岩溶蚀裂隙含水层太原组含水层主要是K1、K2、K3、K4层石灰岩层,石灰岩单层厚度为2-3 m,一般富水性弱,单位涌水量为0.0035 L/s.m,渗透系数为0.0165 m/d,水位标高为913.52 m。水质类型HCO3C1-Na型。 二迭系砂岩裂隙含水层山西组,下石盒子组,主要以K7、K8砂岩及3号煤顶板砂岩为主要含水层,砂岩厚度大,且不稳定,单位涌水量为0.0004 L/sm,渗透系数为0.0019 m/d,水位标高为1003.07 m,水质属HCO3C1-Na型。上石盒子组,主要以K10、K12等砂岩为主要含水层,砂岩厚度不大且不稳定,单位涌水量为0.234 L/sm,渗透系数为0.13 m/d,水位标高为1083.27 m,水质属HCO3Na型。 第四系砂砾石层含水层广泛分布的第四系更新统及分布在河谷中的第四系全统,其砂砾石层含孔隙水。雨季含水丰富,旱季含水很小。本井田内主要隔水层有,奥灰顶面至15下号煤层顶板间的岩层,以泥质岩类为主,厚度为80 m左右,石炭、二迭系各含水层间的岩层,也以泥质岩类为主,厚度大,沉积稳定。 (2)矿井充水条件矿井主要充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层,及太原组石灰岩溶蚀裂隙含水层,各含水层富水性弱,对矿井充水影响小,井田内奥灰水位标高为+630 m左右,由于隔水层的存在,开采上组煤时,奥灰水对矿井无影响。井田内河谷第四系全新统砂砾石含水层距最上一层可采煤层3号煤100 m,因此,煤层开采一般不受河谷第四系含水层地下水的影响。 (3)矿井涌水量根据阳煤集团地质处提供的矿井涌水资料:矿井正常涌水量为140 m3/h,最大涌水量为220 m3/h。1.3煤层特征主要含煤地层为山西组和太原组含煤地层总厚度为180.78 m,煤层总厚度为17.83 m,含煤系数9.9%。共含16层煤,自上而下依次为1、2、3、4、5、6、8、9、11、12、13、13下、15、15下、16、17号。其中南部分区为3、9、15、15下号煤层可采。1.3.1煤层 (1)3号煤位于山西组中部,K8砂岩下20.0 m左右。煤层厚度为1.60-2.50 m,平均厚度为2.20 m。南部分区东、西两侧变薄不可采,中间部分全部可采。煤层结构简单,含或偶含1层夹石。顶、底板岩性以砂质泥岩和泥岩为主。本煤层属局部可采煤层。 (2)9号煤位于太原组上部,K4灰岩以上20 m左右,煤层厚度为3.51-5.80 m,平均厚度为3.78 m,南部分区西部9号煤与8号煤合并,煤层明显增厚,煤层含夹石在04层,其岩性为泥岩或炭质泥岩,厚度一般小于0.20 m,煤层结构简单。顶板为泥岩或砂质泥岩,局部为中、细粒砂岩。底板为砂质泥岩、泥岩、局部为粉砂岩或细粒砂岩。本煤层属全分区稳定可采煤层。 (3)15号煤 位于太原组下部,K2石灰岩为其直接顶板,局部有薄层炭质泥岩伪顶。煤层厚度为1.424.89 m,平均厚度为3.55 m。南部分区东、西两侧变薄不可采,中间部分全部可采。底板为泥岩、砂质泥岩,局部为粉砂岩或细粒砂岩,本煤层属局部可采煤层。 (4)15下号煤位于太原组下部,距15号煤0.8014.4 m,为太原组最下一层可采煤层。煤厚度为平均1.80 m。煤层结构简单-复杂。顶板岩性为中、细粒砂岩或砂质泥岩,底板岩性为砂质泥岩、细粒砂岩,局部为炭质泥岩或粉砂岩。本煤层属全分区稳定可采煤层。表1-4 煤层特征表煤号平均厚度煤层间距(m)最小一最大平均夹石层夹石厚度(m)稳定性32.2024.9269.1243.949.670.0864.00.814.45.501较稳定93.78040.2稳定153.55030.2较稳定15下1.80稳定1.3.2煤质各煤层为中高变质煤层,煤种属瘦煤、贫煤。原煤灰分分别为3号煤25.19%;9号煤35.10%;15号煤24.47%;15下号煤28.96%。硫分分别为:3号煤0.34%;9号煤0.71%;15号煤2.81%;15下号煤1.36%。原煤挥发分:3号煤14.0121.52%;9号煤13.2434.51%;15号煤11.4923.70%;15下号煤12.9627.37%。发热量分别为:3号煤26.72 MJ/kg;9号煤22.15 MJ/kg;15号煤25.44 MJ/kg;15下号煤23.00 MJ/kg。1.3.3瓦斯、煤尘及煤自燃和地温 (1)瓦斯矿井相对瓦斯涌出量6.69 m3/t,绝对瓦斯涌出量24.67 m3/min,属低沼气矿井。 (2)煤尘爆炸性开元煤矿委托煤炭科学研究总院抚顺分院瓦斯实验室于2007年9月对可采煤层进行了测试,各煤层均无爆炸性。 (3)煤的自燃开元煤矿委托煤炭科学研究总院抚顺分院通风防灭火实验室于2007年9月对可采煤层进行了测试,各煤层为三类不易自燃。 (4)矿井地温本井田内地温正常,地温梯度1.46 /100m。图1-2 地质综合柱状图2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田境界划分的原则在煤田划分为井田时,要保证各井田有合理的尺寸和境界,使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有:(1)井田的储量,煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应;(2)保证井田有合理尺寸;(3)充分利用自然条件进行划分,如地质构造(断层)等;(4)合理规划矿井开采范围,处理好相邻矿井间的关系。2.1.2 井田境界开元煤矿井田位于山西省寿阳县城西北14 km处,地理坐标:东经11259241130247,北纬375506375835,井田成长方形,南北长约5.5 km,东西长约5 km,面积27.5 km2,如图2-1所示。四邻关系:西与寿阳县段王煤矿相接,南与阳煤集团新元矿井井田相接,东与寿阳县平舒乡小煤矿相邻。2.2井田勘探2.2.1井田勘探工作(1)原华北煤田地质勘探局大地队及148队,于1957年-1958年自盂县经寿阳至太原作过三等点45个和四等点65个,19581960年国家测绘局又布设由太原经寿阳至盂县一、二等网和部分军控点,精度均能满足相应等级精度要求。但是三、四等先于一、二等网施工,故一、二等网点未联测在三、四等网之内。从阳泉发展到太原,平面坐标位移达2-3 m之多。为提高三、四等点精度和归算到国网上来,进行了改建工作。 (2)改建工作于1978年9月至1979年10月由148队测量分队担任,主要是满足航控急需及煤炭资源开发之用,在国家一、二等点基础上布设三等网65点,四等点保持原来图形结构,只在个别处予以补充,总共点数为55个,新建6m钢标10座,其余均利用旧有觇标。标石分上、下两层,按1:1000、1:5000地形测量规范中有关标石规格制作,唯原军控点为一层柱石,因不宜更动,予以利用。在等级点稀少地区,又用5小三角补充,埋一层混凝土柱石。 坐标为1954年北京坐标系(中央子午线111,六度带投影),高程为1956年黄海高程系。 (3)控制精度按国家三角测量和精密导线测量规范进行作业。使用瑞士T3或T2经纬仪,水平角按全圆方向观测法(依仪器类型),等点观测9或12测回,等点观测6或9测回,天顶距按中丝法4测回观测,小三角用T2经纬仪水平角和天顶距各测3测回,其精度见表2-1。 图2-1 井田范围表2-1 精度表等级三角形闭合差测角中误差网之角度边长(km)最弱点位中误差(m)最大最小平差后菲莱罗最大最小最大最小mxmyms东5.482.051.441.3497386.572.280.030.030.046.011.951.381.37125219.372.280.0250.020.034西6.923.162.061.4685349.241.890.030.020.04小三角1364.154.113.991.880.040.040.05起算数据、等点抄自山西省测绘局,计算在西安市707部队利用DTS-18机(990点程序),用间接观测平差法解算,采用的是点松弛法,高程用逐次趋近法平差。 (4)报告用1:5000地形图,系1978年民航二中队航空摄影,像片为23X23 cm大像幅黑白像片,像片比例尺为1:18000,代号为7852航区。航测调绘于1979-1981年由我队测量分队按煤炭部航测大队制定的1:5000-1:10000航测外业技术要求作业的。内业成图于1982年由煤炭部航测大队采用微分法成图,三度带投影,中央子午线1140,基本等高距为5 m。图式根据1974年版1:5000-1:10000地形图符号描绘,图幅采用国际统一分幅和编号法。经验收,地形图质量精度能满足规范要求。2.2.2钻孔测量工作本井田历经普查、普补、详查、精查勘探以及生产补钻,共施工钻孔46,总进尺13319.32 m(表2-2)表2-2 钻探工程量一览表孔数(个)进尺(m)全取半取不取合计取芯不取芯合计坪头普查补充119队19601962年336770.89711.531484.2河底精查148队1960年257576.811654.592231.40坪头详查148队19811985年661228.841412.032640.87黄丹沟精查148队1985年735152526.672666.065192.73生产补钻晋中勘探队1985年11108.57108.57采区补钻148队1995年11105.10130.44235.54生产补钻阳煤集团地测处2002年441427791427.79(1)19601962年,坪头普查补充勘探由119队完成,1962年12月提交普查报告,山西省煤管局技委会于1963年9月10日(第03号)文审查批准,勘探面积120 km2,批准储量1292.58 Mt。黄丹沟煤矿属坪头普查区的一部分,井田内有普查孔6个,钻探进尺1482.42 m,其中全取芯孔3个,无岩芯孔3个。钻探评级煤层17层,甲级12层,乙级2层,丙级2层,废1层。测井评级煤层26层,甲级3层,乙级14层,丙级9层。(2)1960年148队在河底一带进行精查勘探时,在本矿内施工钻孔7个,进尺2231.40 m,其中全取芯孔2个,无岩芯孔5个。钻探见煤层8层,甲级3层,乙级1层,丙级3层,废1层;测井煤层28层,其中甲级3层,乙级21层,丙级4层。经详查钻孔验证,测井施工质量有将灰岩或高阻砂岩解释为煤的现象。(3)19811985年,148队进行了寿阳矿区坪头勘探区详查,矿内施工钻孔6个,进尺2640.87 m,均为煤系取芯孔。按1978年部颁煤田地质勘探钻孔质量标准验收评级,钻探甲级孔1个,乙级孔5个,测井全为甲级孔。钻探见可采煤层30层,其中甲级22 层,乙级8层;测井评级煤层32层,全为甲级。测井质量良好,钻探质量较好。(4)1985年,148队为黄丹沟煤矿进行了精查勘探,共施工钻孔15个,总进尺5192.73 m,其中全取芯孔7个,煤系取芯孔3个,无岩芯孔5个。按1978年部颁煤田地质勘探钻孔质量标准验收,钻探甲级孔8个,乙级孔6个,丙级孔1个;测井甲级孔8个,乙级孔7个。钻探验收煤层48层,其中甲级32层,乙级12层,丙级4层;测井评级煤层82层,其中甲级78层,乙级4层,施工质量较好。本次勘探只绘制了一号井田5层煤层底板等高线及储量计算图,没有文字说明。(5)1985年4月晋中煤田地质勘探队为黄丹沟煤矿施工生产补充钻探,井田内施工1个孔,编号为黄生-1号孔,进108.57 m。该孔虽钻探全取芯,但煤层未采样化验;全孔未进行物探测井及孔斜测量,资料只作参考。(6)1995年7月,148队为原一号井田旧井采区施工补充勘探孔1个,进尺235.54 m,煤系地层取芯。经验收,钻探、测井质量均为甲级,钻探验收煤层4层、2层优质,2层合格;测井验收煤层4层,全为优质层,资料可靠。并于1995年9月提交山西省寿阳县黄丹沟煤矿旧井采区地质说明书。(7)1997年,148队受黄丹沟矿委托,通过收集以往的勘查资料,结合矿井地质调查和井下煤层厚度控制点的测量以及取样化验,经过比较充分综合整理、研究,提交了山西省寿阳县黄丹沟煤矿矿井地质报告。该报告于1998年6月18日修改后,经山西省储委办公室复核后,报省储委审核并签发决议书,由山西省矿产储量委员会以晋储字199815号批准。该报告的编制使井田的查明程度得到了进一步提高,是本井田最为完整的地质成果。该报告是编制本报告的主要基础资料。(8)2002年1月起,阳煤集团地质测量处为黄丹沟煤矿进行了生产补充勘探,截止6月底共完成补钻4个,总进尺1427.79 m,全部为取芯孔,特级孔2个,甲级孔2个;钻探见可采煤层17层,其中优质11层,合格6层。全部进行了数字化测井,所见可采煤层全部为优质。钻孔均进行了简易水文观测。(9)2004年5月,阳煤集团地质处再次对黄丹沟井田东北翼15号煤合并区进行补充勘探,共布设钻孔6个,全部施工完毕总进尺914.14 m,该孔全部为取芯孔,钻孔等级为特级,其中,k-8揭露的15号煤层,k-9揭露的15号和15下号煤层,均为可采煤层。其余钻孔15号煤层均为不可采煤层。K-8、K-9钻孔均进行数字化测井,所见可采煤层均为优质。本次补勘揭露的可采煤层均符合煤田钻孔质量验收标准的优质或合格。2.3矿井工业储量2.3.1地质资源储量(1)储量计算基础 本次储量计算是按照煤、泥炭地质勘查规范DZ/0215-2002要求的工业指标进行资源储量计算,炼焦用煤最低开采厚度为0.7 m,最高灰分不得超过40%,最高硫分不得超过3%;储量计算厚度:夹矸厚度不大于0.05 m时,与煤分层计算,复杂结构煤层的夹矸总厚度不超过每分层厚度的50%时,以各煤分层总厚度作为储量计算厚度;井田内主要煤层稳定,厚度变化不大,煤层产状平缓,勘探工程分布比较均匀,本次储量计算针对两个主采煤层,采用地质块段的算术平均法;煤层容重:主采煤层平均容重为1.40 t/m3。2.3.2矿井地质储量计算本设计计算储量涉及煤层为9#和15下#煤层。由于矿井井田形状规整,本区矿井储量采用网格法,将井田分为A、B、C、D、E、F、G七个块段(根据等高线疏密程度划分面积小块)具体分块情况见图2-3-1井田地质储量计算面积划分示意图,根据每个面积小块的等高线水平间距和高差计算出面积小块的煤层倾角,用CAD命令计算面积小块的水平面积,由此可计算得出每个块段的不同储量,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,tS 井田块段面积,m2m煤层平均厚度,m 煤层的容重,1.4 t/m3 各块段煤层的倾角 图2-2 矿井块段划分图由式2-1及矿井块段划分图,得各块段地质储量计算见下表2-3:表2-3 矿井地质储量计算表块段名称倾角/面积/m2煤层厚度/m储量核算/Mt915下A3.5127442233.781.821.44B5.3540400503.781.831.56C3.7230162053.781.823.56D3.1457157313.781.844.65E11.353578643.781.841.86F8.3849454953.781.838.63G2.7923571443.781.818.41资源总储量/Mt220.11则矿井地质储量:2.3.3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90%、10% 分配,次边际经济基础储量不计。各种储量分配见表2-4:表2-4 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118.8613.2159.436.6022.01合计132.0766.03 Zg = Z111b + Z122b + Z2M11 + Z2M22 + Z333 k (2-2) 其中:k=0.9 Zg=118.86+59.43+13.21+6.60+22.010.9=217.91Mt2.4矿井可采储量2.4.1井田边界保护煤柱 根据开元煤矿实际情况,按照煤矿安全规程的有关要求,井田边界内侧暂留30m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,30m;L井田边界长度,21333m;m煤层厚度,5.58m;r煤层容重,1.4t/m3;代入数据得:P=30213335.581.4=5.00Mt2.4.2工业广场保护煤柱工业广场的占地面积,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2-5。表2-5 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1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8 矿井井型设计为1.8Mt/a,因此由表2-4-1可以确定本设计矿井的工业广场为21.6公顷=m2。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,工业广场的面积都由缩小的趋势。本设计取0.75的系数,则工业广场的面积为0.168 km2。长轴定为560 m,短轴定为300 m。采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失,围护带的宽度取20 m。工业广场位置处的煤层的平均倾角为3,工业广场的中心处在井田储量中央,倾向中央偏于煤层中上部,该处表土层厚度为50m,中心埋深350m,地面标高约为+1189m。主井、副井、地面建筑物均在工业广场内。主井、副井,地表建筑物均布置在工业广场内。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20m宽的围护带。表2-6 地质条件及岩层移动角煤层名称广场中心深度/m煤层倾角/()煤层厚度/m冲击层厚度/m冲击层移动角/()走向移动角/()上山移动角/()下山移动角/()9#35033.78 504572757315下#35031.805045727573 采用垂直剖面法计算所得各主采煤层工广保护煤柱面积及压煤量见下表2-7:表2-7 各煤层工广煤柱压煤量计算表煤层厚度/m工广煤柱面积/m压煤量/t9#3.78487747258115715下#1.804877471229122 求得工业广场总压煤量为:3.81Mt 采用垂直剖面法计算工业广场压煤示意图如图2-3所示图2-3 9#煤工业广场保护煤柱2.4.3断层保护煤柱本井田内存在一条FD108断层,需在断层两侧各留设30m的保护煤柱,以确保安全开采。断层保护煤柱损失Zd为: (2-4)式中:Zd煤柱损失,t;Li断层长度,m;m煤层厚度,m;煤层容重,t/m3。已知t/m3,m,代入(2-4)可得:2.4.4井筒保护煤柱由于主、副井井筒保护煤柱全在工业广场保护煤柱范围内,故不用参与井筒煤柱的计算,而风井的保护煤柱又在井田边界煤柱范围内,故不用重复计算。2.4.5大巷保护煤柱由于矿井设计开采结束时要对大巷和井筒煤柱进行回收,因此大巷保护煤柱不计入永久煤柱损失量。综上,矿井的永久保护煤柱损失量汇总见表2-8表2-8 永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt井田边界保护煤柱5.00断层保护煤柱0.19大巷保护煤柱井筒保护煤柱工业广场保护煤柱3.81合计9.002.4.6矿井可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量,可按下式计算: (2-5)式中:Zk 矿井可采储量,t;Zg 矿井的工业储量,220.11Mt;P 保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量,9Mt;C带区采出率;根据煤炭工业矿井设计规范2.1.4条规定:矿井的采出率,厚煤层不小于0.75;中厚煤层不小于0.8;薄煤层不小于0.85。本设计矿井9煤层厚度为4.93m,属于厚煤层,且为主采煤层,因此带区采出率选择0.75。则代入数据得矿井设计可采储量:2.4.7分采区与分煤层计算可采储量在本设计中将整个井田作为一个水平,划分为南北两个大采区,采用上下山开采的方式;其中北部采区为首采区。详细情况请参考第四章首采区标高为7201050 m,此采区的面积占整个井田面积的46,由前面煤柱损失计算结合精查地质报告估算得:首采区地质资源/储量 Z9#=149.110.46=68.60 Mt Z15下#=71.000.46=32.66 Mt Z=220.110.46=101.26 Mt首采区工业资源/储量 Z9#=147.620.46=67.91 Mt Z15下#=70.290.46=32.33Mt Zs=217.910.46=100.24Mt 工业广场煤柱压煤量和井田边界保护煤量为8.81 Mt,其中这类煤柱损失在首采区各煤层中占49,在第二采区各煤层中占51。 首采区设计可采资源/储量 Z9#=(67.91-8.810.680.49-0.190.68)0.75=48.63 Mt Z15下#=(32.33-8.810.320.49-0.190.32)0.75=23.17 MtZk1=(100.24-8.810.49-0.19)0.75=71.80Mt第二采区标高为610720 m, 此采区面积占整个井田面积的54,由前面煤柱损失计算结合精查地质报告估算得:第二采区地质资源/储量 Z9#=149.110.54=80.52Mt Z15下#=71.000.54=38.34 Mt Z=220.110.54=118.86 Mt第二采区工业资源/储量 Z9#=147.620.54=79.71 Mt Z15下#=70.290.54=37.96Mt Zs=217.910.54=117.67 Mt第二采区设计可采资源/储量 Z9#=(79.71-8.810.680.51)0.75=57.49Mt Z15下#=(37.96-8.810.320.51)0.75=27.39Mt Zk2=(117.67-8.810.51)0.75=84.88Mt 矿井储量汇总见表2-9。表2-9 储量汇总表项目地质储量/ Mt工业储量/ Mt可采储量/ Mt首采区9#68.6067.9148.6315下#32.6632.3323.17合计101.26100.2471.80第二采区9#80.5279.7157.4915下#38.3437.9627.39合计118.86117.6784.88矿井9#149.12147,62106.1215下#71.0070.2950.56合计220.11217.91156.683 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矿井井田范围内煤层赋存简单,地质条件较好,主采9号煤层平均厚度3.78m,煤层平均倾角212,属近水平煤层,易于发挥工作面生产能力。全国煤炭市场需求量大,经济效益好。结合本矿区的煤炭储量,确定本矿井设计生产能力为1.8Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井可采储量、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,156.68Mt;A 设计生产能力,1.8Mt/a;K 矿井储量备用系数。矿井投产后,产量迅速提高,矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化,使储量减少;或者矿井由于技术原因,使采出率降低,从而减少了储量。因此,需要考虑储量备用系数。煤炭工业矿井设计规范第2.2.6条规定:计算矿井及第一开采水平设计服务年限时,储量备用系数宜采用1.31.5。结合本设计矿井的具体情况,矿井储量备用系数选定为1.3。把数据代入公式3-1得矿井服务年限:3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力,运输能力,储量条件及安全条件因素对井型进行校核:(1)煤层开采能力的校核井田内9煤层为首采煤层,煤厚3.76m,为厚煤层,赋存稳定,厚度基本无变化。煤层倾角平均6,地质条件简单,根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式,可以布置一个综采大采高工作面来满足井型要求。(2)运输能力的校核矿井设计为大型矿井,开拓方式为立井单水平开拓。井下煤炭运输采用钢丝绳芯胶带输送机运输,工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓,运输连续、能力大,自动化程度高,机动灵活;井下矸石、材料和设备采用轨道运输,运输能力大,调度方便灵活。(3)通风安全条件的校核矿井瓦斯涌出量小,属于低瓦斯矿井,矿井煤尘爆炸危险性不大。矿井采用中央分列式通风系统,南北两翼各布置一个回风井,可以满足通风要求。(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3-1。表3-1 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67.0a,第一水平服务年限为67.0a,符合规范的规定。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。井田开拓具体有下列几个问题需要确定:(1)确定井筒的形式、数目和配合,合理选择井筒及工业广场的位置;(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、深部开拓和技术改造;(6)合理确定矿井通风、运输及供电系统。开拓问题解决的好坏,关系到整个矿井生产的长远利益,关系到矿井的基建工程量、初期投资和建设速度,从而影响矿井经济效益。因此,在确定开拓方式是要遵循以下原则:(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)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的状态。(5)要适应当前国家的技术水平和设备供应情况,应为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件。(6)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确定井筒形式、数目、位置(1)井筒形式的确定井筒形式有三种:平硐、斜井、立井,各井筒形式优缺点比较及适用条件见表4-1。表4-1 各井筒形式优缺点比较及适用条件井筒形式优点缺点适用条件平硐环节和设备少、系统简单、费用低工业设施简单井巷工程量少,省去排水设备,大大减少了排水费用施工条件好,掘进速度快,加快建井工期煤炭损失少。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: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,初期投资少地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延伸方便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斜井井筒可作为安全出口。与立井相比:井筒长,辅助提升能力小,提升深度有限通风线路长、阻力大、管线长度大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。立井不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制井筒短,提升速度快,对辅助提升特别有利当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时,井筒容易施工井筒通风断面大,能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求,风阻小,对深井开拓极为有利。井筒施工技术复杂,设备多,要求有较高的技术水平井筒装备复杂,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。开元矿部分为深井开采,煤层倾角小,平均8,为近水平煤层,表土层厚约50m,无流沙层,立井和斜井开采均可,经后面经济和技术比较后采用立井开采。 (2)井筒数目的确定工业场地内布置主井、副井,井田南北边界处各布置一个回风井。其中主井井筒主要承担矿井煤炭提升及兼进部分风;副井井筒主要担负矸石、人员、设备及材料等辅助提升和进风,井筒内装备梯子间,作为矿井的安全出口,井筒内布置有压风管、洒水管、动力电缆和通讯电缆。 (3)井筒位置的确定本设计在选择井口位置时主要依据以下原则:工业场地应尽量靠近地质构造简单、块段完整且储量丰富的块段,以利于首采盘区位置选择和首采工作面布置,并尽量减少初期工程量,减少投资,缩短建井工期;工业场地尽量避开村庄、道路、沟渠等;井筒、井底车场尽量避开断层、陷落柱等构造带;井底车场巷道特别是主要硐室的岩性要好;场地尽量少压煤,特别是少压开采条件较好的煤;井位的确定兼顾分区划分的合理性;工业场地尽量布置在开阔地带,并尽量靠近已有的公路及铁路,尽量减少铁路、公路、供电线路的长度,以降低工程造价;井田两翼储量基本平衡。基于上述原则,结合本矿井实际地质资料,本设计将主、副井定于工业广场中心。该方案的主要优点如下:工业场地位于井田中央及储量中心,便于两翼均衡开采;工业场地所在地无村庄,不需拆迁,可降低投资、缩短建井工期;道路进线方便;工业场地两侧首采块段勘探程度高,煤层赋存条件较好;矿井两翼边界均有安全出口,抗灾能力强;矿井后期最长通风线路较短。4.1.2 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0.168 km2,形状为矩形,长边垂直于井田走向, 长轴定为560 m,短轴定为300 m。4.1.3 开采水平的确定及采区的划分 (1)开采水平的确定井田主采煤层是9#煤层,煤层平均倾角是8,自煤层720 m等高线以北煤层平均倾角为10,以南煤层倾角平均为5,且南北两部分煤层的倾角变化都很平缓。因此根据这种地质条件和煤层特征,本设计将整个井田归为一个水平,采用上下山开采的方式进行生产。第一阶段垂高为330m,第二阶段垂高为110m。 (2)采区划分采区划分的原则:采区走向长度或倾斜长度应根据每层地质条件、机械化水平、集中化生产的要求、开拓及采准巷道布置综合考虑(综合机械化一翼不小于10002000 m高等普采不小于5001000 m);初期投产和达产的采区应尽量靠近主、副井,以求尽量缩短工期和降低投资;开发多煤层的井田,对近距离的煤层经比较可布置联合采区;全井田和第一水平采区划分时,要和采区接替统一考虑;在煤层倾角12,条件适宜时,可采用倾斜长壁布置。根据水平划分方案,结合采区划分原则可将整个井田划分为南北两个大采区,其中北部采区定为首采区,采用上山开采的准备方式,南部采区采用下山开采的准备方式。4.1.4主要开拓巷道由于运输大巷要为各水平的开采服务以及本煤层厚度为3.78m,煤的普式系数f=1.3,属于软煤,为便于维护和使用,且不受煤层开采的影响,水平大巷布置在距煤层底板30m左右的岩层中。由于煤层赋存条件以及煤质硬度等客观因素的影响,布置岩层大巷其优点是巷道维护条件好,维护费用低,巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度;在开采上下水平时,可以跨大巷开采,不留保护煤柱,减少煤柱损失,便于设置煤仓。 由于井底车场一般要为整个矿井服务,服务年限长,故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或煤层底板中。煤层顶板为中硬的砂泥岩地板为坚硬的砂岩,后者相对于前者维护费用较低,但基建费用比较高,且井底车场的位置要与矿井的开拓方式相适用,需要进行技术与经济比较,以选择最优方案。4.1.5 矿井开拓延伸方案及阶段划分(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:立井两水平开拓主、副井井筒均为立井,布置于井田中央,第一水平布置在720 m标高处,第二水平布置在610 m标高处,两个水平均采用上山开采。如图4-1所示。方案二:斜井两水平开拓。主、副井井筒均为倾角15的斜井,布置于井田中央,第一水平布置在720 m标高处,第二水平布置在610 m标高处,两个水平均采用上山开采。如图4-2所示。方案三:立井单水平上下山开拓采用立井开拓,将井底车场布置于720 m标高处,采用上下山分别开采上下两个采区。如图4-3所示。方案四:斜井单水平上下山开拓。采用斜井开拓,将井底车场布置于720 m标高处,采用上下山分别开采上下两个采区。如图4-4所示。图4-1 方案一、立井两水平开拓图4-2 方案二、斜井两水平开拓图4-3 方案三、立井单水平上下山开拓图4-4 方案四、斜井单水平上下山开拓 (2)技术比较方案一、二区别在于是采用立井还是斜井开拓,还有各个方案对应产生的井底车场、石门的不同。两方案的生产系统均较可靠。两方案对比:方案一需开立井井筒,阶段石门和立井井底车场,并相应的增加了井筒和石门的运输,提升,及排水费用。而方案二则开斜井,阶段石门和斜井井底车场,以及相应的增加了斜井的提升和排水费用,粗略估算见表4-2。表4-2 方案一、二粗略估算费用表方案一、二粗略估算费用表方案一方案二基建费用立井开凿49027228.210-4708.36主斜井开凿189322969.210-4 1124.14石门开凿25002753.210-4 688.3石门开凿23002753.210-4 633.24井底车场100022825.510-4 565.10井底车场50022825.510-4 282.55小计1396.66小计915.79生产经营费用/万元立井提升1.2(57490.49+48630.38)1.6 8956.70斜井提升1.2(57491.89+48631.47)0.7 15131.94续表4-2 方案一、二粗略估算费用表方案一、二粗略估算费用表方案一方案二石门运输1.257492.50.4 6898.80石门运输1.257492.30.2 3173.45立井排水14024365670.610-4 4930.13斜井排水14024365670.610-4 4930.13小计20786.63小计23235.52总计费用22183.29费用24151.31百分率100.00%百分率108.87%通过上表知:粗略估算第一方案明显优与第二方案,所以决定选用方案一。方案三、四区别在于720m标高以上是采用立井还是斜井,两方案的生产系统均较可靠。两方案对比:方案三需开立井井筒(3802 m),井底车场(1000 m)和并相应的增加了井筒提升,及排水费用。而方案四则多开斜井(14682 m),以及斜井井底车场(500 m)并相应的增加了斜井的提升和排水费用,粗略估算见表4-3。表4-3 方案三、四粗略估算费用表方案三方案四基建费用/万元立井开凿38027228.210-4 549.39斜井开凿146822969.210-4 871.76井底车场100012825.510-4 282.55井底车场5002825.510-4 141.28小计831.94小计1013.04生产经营费用/万元立井提升1.2106120.381.6 7742.52斜井提升1.2106121.470.5 9359.78立井排水1402436530.40.610-4 2236.95斜井排水1402436530.40.610-4 2236.95小计9979.47小计11596.73总计费用10811.41费用12609.77百分率100.00%百分率116.63% 通过上表知:粗略估算两方案费用相差相对较大,故选择方案三。现在只剩下方案一和方案三需对它们进行经济比较才能最终确定。 (3)详细经济比较方案一、三的差别在于后期建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较的结果,分别见表4-4、4-5、4-6、4-7和4-8所示。表4-4 建井工程量项目方案一方案三前期主井井筒 /m380 +20380 +20副井井筒 /m380 +5380 +5续表4-4 建井工程量前期项目方案一方案三井底车场 /m10001000上山 /m3000230002后期主井井筒 /m110 +200副井井筒 /m110 +50井底车场 /m10000主石门 /m25000上山 /m240020下山 /m024002表4-5 生产经营工程量项目工程量运输提升/万tkm方案一方案三上山运输区段11.2238.1100.2=571.4421.2238.190.2 =514.3031.2238.180.2 =457.1541.2238.170.2 =400.0151.2238.160.2 =342.8661.2238.150.2 =285.7271.2238.140.2 =228.5881.2238.130.2 =171.4391.2238.120.2 =114.29101.2238.110.2 =57.14下山运输11.2238.110.2 =57.1421.2238.120.2 =114.2931.2238.130.2 =171.4341.2238.140.2 =228.5851.2238.150.2 =285.7261.2238.160.2 =342.8671.2238.170.2 =400.0181.2238.180.2 =457.1591.2238.190.2 =514.30101.2238.1100.2=571.44111.2238.1110.2=628.58石门运输1.257492.5 =17247立井提升1.257490.49 =3380.411.257490.38 =2621.54上山维护/万am1.22240024.310-4 =14.00下山维护/万am1.22240024.310-4=14.0 排水/万m1402436524.310-4 =2980.151402436524.310-4 =2980.15表4-6 基建费用表项目方案一方案三工程量/m工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元前期主井井筒4007228.2289.134007228.2289.13副井井筒3857228.2278.293857228.2278.29井底车场10002825.5282.5510002825.5282.55上山60004414.42648.6460004414.42648.64合计3498.613498.61后期主井井筒1307228.293.97副井井筒1157228.283.12井底车场10002825.5282.55主石门25002753.2688.3上山48004414.42118.91下山48006621.63178.37合计3266.853178.37表4-7 生产经营费项目方案一方案三运输提升工程量单价费用工程量单价费用上山运输3142.920.72200.04下上运输3771.500.72640.05小计2200.042640.05石门运输172470.203449.4立井提升3380.411.605408.662621.541.604194.46上山维护费1435.00490下山维护费1452.50735排水/万m2980.150.601788.092980.150.902682.14合计13336.1910251.65表4-8 费用汇总项目方案一方案三费用百分率费用百分率前期基建工程费3498.61100.00%3498.61100.00%后期基建工程费3266.85102.78%3178.37100.00%生产经营费13336.19130.09%10251.65100.00%总费用20101.65118.74%16928.63100.00%在上述经济比较中需说明以下几点;两方案的第一、二水平(采区)均布置有两条采区上山,这些上山的开掘费用近似相等,考虑到全井田中采区上山的总开掘长度基本相等,即两方案的一、二水平(采区)上山总开掘费用近似相等,故未参加比较;另外,采区上部、中部、下部车场在数目上略有差别,但基建费的差别很小,故也未参加比较;副井、石门及采区上山的辅助运输费用占运输费用的20%进行估算;井筒、井底车场及主回风石门等均布置在中硬或坚硬的岩层中,它们的维护费用低于5元/am,故比较中未对维护费用进行比较。由以上的经济比较表格可知,两个方案在经济上相差很大,显然方案三为最佳方案。即该设计选用:立井单水平上下山开采的开拓方案,本设计仅有一个开采水平,共划分为南北两个采区,北部采区的标高为1050720 m, 平均斜长为2400 m,采用上山开采的准备方式;南部采区的标高为720610 m,平均斜长3000 m,采用下山开采的准备方式。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒有前述确定的开拓方案可知主、副井都为立井,并在井田北部边界中央的上部煤层露头边界设一个风井。一般来说,立井井筒的横断面形状有圆形和矩形两种,但圆形断面的立井服务年限长,承压性能好,通风阻力小,维护费用低以及便于施工等优点,因此主、副井筒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6.5 m,净断面面积33.18 m2,井筒内装备两对12 t长形箕斗,井壁采用混凝土砌碹厚450 mm,充填混凝土厚50 mm。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。主井井筒断面和井筒特征表如图45所示。 (2)副井副井井筒采用立井形式,圆形断面,净直径为7.2 m,净断面面积为40.71 m2,井筒内装备一对1.5 t矿车双层四车加宽罐笼一对,井壁采用混凝土砌碹支护方式,井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁,行钢组合罐道,端面布置,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。副井井筒断面和井筒特征表如图 46所示。(3)风井风井井筒采用立井形式,圆形断面,净直径为5 m,净断面面积为19.63 m2,采用混凝土支护方式,井壁厚度为400 mm,备有安全出口。风井井筒断面和井筒特征表如图47所示。(4)风速验算所选定的副井作为进风井,风井作为回风井,其断面的大小必须符合风速要求。由第九章矿井通风与安全的风速验算可知,所选择的井筒符合风速要求。4.2.2 井底车场从矿车在井底车场内的运行特点看,井底车场有两大类,即环形式和折反式。本矿井设计年产量为1.8 Mt,煤炭运输采用1.2 m胶带输送机,辅助运输采用由7 t架线式电机车牵引的一列1.5 t固定矿车。井底车场线路布置及调车方式如图4-9所示。副井空重车线长度验算由式: L =mnLk+NLj+ Lf (4-1) 式中: L 主井空重车线长度或副井进出线长度,m; m 列车数目,列; n 每列车的矿车数,按列车组成计算确定,其一般值见下表14-8,辆; Lk 每列矿车带缓冲器的长度,m; Lj - 每台机车的长度,m; Lf - 附加长度一般取10 m。带入数据得: L =1.5162.4+14.49+10 = 72.09 m上式中的一些参数在第七章矿井运输中可以查到。表4-9 列车牵引的矿车数机车粘重固定矿车(T)底卸式矿车(T)1.01.53.03.05.0单机7 T架线式30-3514-1612-158 T蓄电池式20-2512-161410 T架线式3417-1915-1714 T架线式29-3426-30双机10 T架线式20-3020-224.2.3 主要开拓巷道主要开拓巷道如石门布置在底板岩石中。由于其服务时间长,为了便于维护,并根据现场使用情况,其断面均采用半圆拱型,并采用锚喷支护。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规程中有关安全间隙的要求而确定的,并按通风要求验算风速,验算结果见第九章。图4-5主井井筒断面图图4-6副井井筒断面图图47风井断面图图48 井底车场平面图5 准备方式采区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1采区位置及范围矿井首采采区位于井田北部,此采区北部以井田露头煤柱为界,东西均以井田边界保护煤柱为界南邻井田南部采区。采区东西走向平均长约5 km,南北倾向长平均约3000 m,采区垂高330 m。5.1.2 采区煤层特征本采区所采煤层为9# 、15下#煤层,其煤层特征见表5-1所示。 表5-1 采区煤层特征表煤层名称煤厚/m倾角/结构稳定性容重/t.m-3硬度9#3.788单一稳定1.402.3本采区瓦斯含量较低,相对瓦斯涌出量6.69 m3/t,绝对瓦斯涌出量24.67m3/min,属低沼气矿井。各煤层均无爆炸性;煤无自燃发火倾向,自燃发火倾向III类不易自燃。5.1.3地质构造该采区地质构造简单,无大的构造影响生产,煤层走向起伏不明显,平均倾角8左右,无明显的变缓、变陡趋势。5.1.4顶底板特性9# 、15下#煤层顶底板特性如表5-2所示。表5-2 9# 、15下# 煤层顶底版特性煤层名称直接顶老顶底板岩性厚度/m类别岩性厚度/m类别岩性厚度/m类别 9# 粉砂岩7.0 类中粒砂岩31.0 类砂岩3.0 类5.1.5水文地质矿井主要充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层,及太原组石灰岩溶蚀裂隙含水层,各含水层富水性弱,对矿井充水影响小,井田内奥灰水位标高为+630 m左右,由于隔水层的存在,开采上组煤时,奥灰水对矿井无影响。井田内河谷第四系全新统砂砾石含水层距最上一层可采煤层3号煤100 m,因此,煤层开采一般不受河谷第四系含水层地下水的影响。地质报告提供采区内矿井正常涌水量为140 m3/h,最大涌水量为220 m3/h。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区走向长度的确定首采区煤层厚度及倾角变化不大,无较大断层。因此,采区的划分受地质条件的限制不大。本矿井走向长度为5 km左右,倾向长度为5.5 km;由于煤层在720 m标高处煤层的倾角由北部的10变为了5,因此可在此标高处将井田划分为南北两个部分;本设计中采用上下山的开采方式将整个井田划为一个水平两个采区。故首采采区走向长度为5 km,倾向长度为3 km。5.2.2确定区段斜长和区段数目在本设计中为了满足工作面的通风需求,由于工作面推进长度较长为了掘进通风更容易,现将每个工作面布置两条平巷,最终形成每个正在生产的工作面两条进风一条回风的巷道布置形式,具体布置形式见图5-1。区段斜长=采煤工作面长度+区段煤柱宽度+区段上下两平巷宽度若用L表示区段斜长,l表示采煤工作面长度,m表示区段煤柱宽度,B代表区段平巷宽度,则两个相邻工作面参数由上式可表示为L=l+m+2B (5-1) D=nL (5-2)式中: n为区段数目,个;L为区段斜长,m;D为采区斜长,m。由井田开拓平面图可得到首采区的斜长为3000 m,代入式(5-1)及式(5-2)得: n(l+m+2B)=3000 式中m=10 m(工作面采用双巷布置,两巷道之间留设10 m煤柱) B取5mn取13 得: l=211.5 m,取211 m第二采区的斜长D为2300 m,采用下山开采,代入式(5-1)及(5-2)得: n(l+m+2B) =2300式中m=10 m(工作面采用双巷布置,两巷道之间留设10m煤柱)B取5 mn取10 得: l=211 m 取211 m5.2.3煤柱尺寸的确定 由于上、下山布置在9#煤层中,9#煤层留设的煤柱主要有采区边界煤柱、区段煤柱和上下山保护煤柱。该采区上部为煤层露头,为了防止该含水层以及露头风氧化带对采取开采造成威胁,所以应留设一定宽度的露头煤柱,并可将回风石门布置在该防水煤柱的底板岩石中;为防止采空区矸石的冒落,采区两边也应留一定宽度的采区边界煤柱,但是由于整个井田仅划为了两个采区,采区的露头煤柱、边界煤柱与井田边界煤柱重合,故不重复计算。相邻的两个区段的平巷间留设10 m的区段保护煤柱。采区上、下山均布置在9#煤层中,由于上、下山使用时间长,上、下山的外侧留设50 m的上、下山保护煤柱;在矿井服务的后期可以和两条上山之间的40 m煤柱一起回采。在采区内地质构造情况简单,仅存在两个小断层,所以在断层两边还应留设30 m的断层煤柱。采区煤柱留设方法见表5-3所示。表5-3 采区煤柱尺寸煤柱区段保护煤柱上、下山保护煤柱断层保护煤柱宽度(m)1050305.2.4采区上、下山布置由于采用中央分列式通风方式,首采区的风井布置在井田北部边界的中央,第二采区的风井布置在井田南部中央;同时考虑到岩巷掘进的费用太高,而15下#煤层的顶底板比较稳定且煤层较薄,现采用留设50 m的外侧保护煤柱和40 m的间距保护煤柱,将上下山布置在9#煤层中。由于该采区9#煤层的赋存情况以基本探明,故确定采区上下山的数目为两条,即一条运输上(下)山,一条轨道上(下)山。两条上下山的断面如图5-2所示。5.2.5区段平巷的布置煤层厚度为3.78 m,煤层硬度f系数为2.3,属于中硬煤层,所以将区段平巷布置在煤层中。为达到设计产量,尽量集中生产、区段依次接替。由于采区的涌水量不大,煤层赋存稳定,而且煤层采用一次采全高开采,工作面需要等长布置,区段平巷采用双巷布置。区段平巷均采用矩形断面,锚网支护。具体见工作面层面布置图。5.2.6采区内工作面的接替顺序根据采区巷道布置接替,区段接替由左到右、由上到下依次接替。5.2.7采区通风、运输及其它系统(1)运煤系统工作面 运输平巷 运输上山 采区下部车场主石门 井底煤仓 地面。(2)运料系统副井 井底车场 主石门 采区下部车场 轨道上山 采区上部(中部)车场 区段回风平巷 工作面。(3)回风系统新鲜风流:主、副井 井底车场 主石门 采区下部车场 轨道上山 采区上部(中部)车场 区段运输平巷 工作面。 污风风流:工作面 区段回风平巷 回风石门 回风井 地面。(4)出矸系统掘进工作面 区段回风平巷 采区中(上)部车场 轨道上山 采区下部车场 主石门 井底车场 副井 地面。(5) 供电及排水系统供电系统:地面变电所 副井 井下中央变电所 采区变电所 移动变电站 工作面。排水系统:工作面(掘进头) 区段平巷 采区中(上)部车场 轨道上山 采区下部车场 主石门 井底水仓 副井 地面。如果工作面内涌出的积水或区段平巷内的积水不能自流到中部车场时,应安设局部小水泵进行抽排。图5-2 上、下山布置断面图5.2.8采区内各种巷道的掘进方法采区内巷道采用综合机械化掘进,选用AM50型掘进机、SEP160A型转载机、SGB620/40(SDW40T)型刮板运输机。掘进时转载机接刮板运输机和可伸缩胶带输送机。掘进前进时,延长刮板运输机,当延长到刮板运输机长度时,拆除刮板运输机中部槽,将其缩到2025 m,并将可伸缩带式输送机延伸5075 m,转载机与刮板运输机的搭接长度为12.5 m,掘进通风方式为抽出式局扇通风。5.2.9采区生产能力(1)工作面生产能力本采区为一个工作面生产。工作面生产能力按照确定的工作面长度、选取工作面进度及采高,便可算出工作面单产。9#煤层工作面的生产能力:A=lL1MC (5-3)式中: A工作面日产量,t/d;l工作面长度,211 m;L1工作面日进度,0.68=4.8m;M煤层厚度,3.78 m;煤的容重,1.46t/m3;C工作面采出率,取0.95。则: A=2114.83.781.460.95=5310t工作面的年生产能力A0=A33010-4=1.75 Mt/a (2)采区生产能力9#煤层生产时的采区生产能力:采区生产能力由式5-4计算, Ab=K1K2 (5-4)式中: Ab采区生产能力,Mt/a;K1采区掘进煤系数,取为1.1;K1工作面之间出煤影响系数,由于同采工作面个数为1个,故K2=1;A0i工作面生产能力,1.75 Mt/a。则: Ab=1.112.24=1.93Mt/a故一个采区生产能力能够满足矿井产量要求。5.2.10采区采出率(1)首采区工业储量由于首采区的范围即为整个井田的北部区域,故首采区的工业储量即为该部分井田的工业储量,由第二章数据得Q=67.91Mt由下式计算:首采区煤柱损失应包括井田边界保护煤柱,露头防水煤柱,上山保护煤柱,工业广场保护煤柱和断层保护煤柱,9#煤层 P边界=5622.5303.781.4010-4 =0.89 Mt P防水=3980303.781.4010-4 =0.63Mt P上山=2300(250)3.781.4010- =1.22 Mt P工广=1.26 Mt P断层=0.19Mt 故P9=2.93 Mt采用下面公式计算采区采出率: 采区采出率= 100% (5-5)采区开采过程中的煤柱损失主要有:采区煤柱损失,工作面的落煤损失,约占采区煤柱损失的3%7%,这里取5%。则: 采区采出率=(Q-P-P5%)/Q100% =(6791-293-2935%)/6791100% =95.4%(2)第二采区工业储量由于第二采区的范围即为整个井田的南部区域,故首采区的工业储量即为该部分井田的工业储量,由第二章数据得Q=79.71 Mt由下式计算:第二采区煤柱损失应包括井田边界保护煤柱,下山保护煤柱,工业广场保护煤柱 9#煤层 P边界=10268303.781.4010-4 =1.63 Mt P下山=3000(250)3.781.4010-4 =1.59Mt P工广=1.32Mt 故P9=4.54Mt采用下面公式计算采区采出率: 采区开采过程中的煤柱损失主要有:采区煤柱损失,工作面的落煤损失,约占采区煤柱损失的3%7%,这里取5%。 则:采区采出率=(Q-P-P6%)/Q100% =(7971-454-4545%)/7971100% =94.0%5.3采区车场及主要硐室5.3.1采区上部车场选型图5-3 采区上部与中部车场5.3.2采区下部车场选型由于煤层平均倾角为8,起坡点落在井底车场主石门的顶板,且顶板围岩条件比较好,因此选用石门式采区下部车场。见图5-6所示。石门式下部车场优缺点:该车场工程量小,调车方便,通过能力大,通常应用在煤层群联合布置的采区中。图5-6 采区下部车场5.3.3采区主要硐室(1)采区绞车房采区绞车房应布置在围岩稳定无淋水、地压小、易维护的地点。应避开较大的地质构造、含水层,并不受开采的影响。本采区上部为逆向平车场,轨道上山以水平的巷道与区段回风平巷相连,绞车房布置在与回风巷同一水平的岩石中。设计绞车房有两个出口,一是钢丝绳通道,二是通风巷道,硐室断面为半圆拱型,高度为3800 mm,用锚喷支护。(2)采区变电所采区变电所应布置在围岩稳定、地压小、无淋水、通风条件良好且采区用电负荷处。所以本采区变电所设在采区中心地区即第三区段中央,呈“一”型布置,采用锚喷支护。该变电所服务整个采区。6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为9号煤层,平均厚度分别为3.78 m,煤层平均倾角8,为近水平煤层,结构单一,赋存稳定。表6-1 影响回采的地质因素项目特性描述瓦斯相对涌出量为6.69 m3/t,绝对瓦斯涌出量24.67m3/min,低瓦斯矿井煤尘无爆炸危险性煤炭自燃发火等级为类不易自燃煤质各煤层为中高变质煤层,煤种属瘦煤、贫煤地温本井田内地温正常,地温梯度1.46 /100 m地压属大地净力场型,原岩应力的大小和方向是影响巷道围岩和采场顶板稳定性的关键因素之一6.1.2确定采煤工艺方式采煤方法的选择,应根据煤层赋存情况、开采技术条件、地面保护要求、设备供应状况以及设计生产能力、效率、成本和煤的回收率等因素,经综合技术经济比较后确定。需遵循以下原则:(1)煤炭资源损失少,采用正规采煤方法;(2)安全劳动条件好;(3)尽可能采用机械化采煤,达到工作面高产高效;(4)材料消耗少,生产成本低;(5)便于生产管理。经详细讨论,并结合开元煤矿现有实际情况,确定主采煤层选用综合机械采煤工艺。其工艺特征为:采用滚筒式采煤机、液压支架、刮板输送机及其附属设备等进行配套生产,实现落煤、装煤、运煤、支护、顶板管理以及平巷运输全过程的机械化,大大降低劳动强度。由综合考虑采煤工艺特点和开元煤矿的实际煤层条件,决定采用单一走向长壁后退式一次采全高的综合机械化采煤法。其优点:工作面产量和效率高;巷道掘进较少,减少了巷道的维护工程量,同时生产也相对集中;工作面搬家次数少,节省搬迁费用,增加了生产时间;材料消耗少等优点。6.1.3回采工作面长度的确定影响工作面长度的因素: (1)地质因素,包括煤层厚度、倾角、围岩性质、地质构造; (2)技术因素,包括采煤机、输送机、顶板管理、工作面通风巷道布置; (3)经济因素。综合机械化采煤工作面长度一般为150220 m,每个工作面长度尽可能保持一致。以首采区为例,由第五章内容可知采区倾向长度3000 m,可分为13个区段,平巷宽为5 m,工作面长211 m;相邻的两条平巷之间的保护煤柱宽10 m,每隔100 m掘一个联络眼贯通。综采工作面的推进长度一般不宜小于1000 m。另外,考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离之间的关系,结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数,可得出综采工作面的推进度为:V0=0.86330=1584(m/a)。6.1.4回采工作面的推进方向和推进度选择后退式回采,这种方法有利于回采巷道维护和通风。工作面推进长度为14702280 m。6.1.5落煤方法双滚筒采煤机割煤,采高3.78 m,截深0.6 m;工作面在此采高正常推进的情况下,支架能保持顶板完整。在工作面顶板来压期间煤壁片帮较大,局部顶煤破碎,故来压期间须适当降低采高,控制在2.83.0 m为宜,以加强对顶板及煤壁的控制。6.1.6采煤机进刀方式采煤机端部斜切进刀单向割煤跑空刀和采煤机端部斜切进刀双向割煤方式的各自优缺点比较见表6-2。表6-2 进刀方式比较表优 点缺 点端部斜切进刀单向割煤1.能及时、有效维护顶板;2.跑空刀清浮煤,有利于实现工作面“三平两直”;3.控制程序编制和操作简单,便于及时维修,有利于提高生产效率;4. 跑空刀清浮煤,降低劳动强度。1.跑空刀增加了循环作业时间;2.支架无法及时拉超前,不利于顶板维护;3.跑空刀清浮煤有可能加重煤壁片帮程度。4.如果发生端面冒顶,本工艺无法正常执行。端部斜切进刀双向割煤1.循环作业时间相对较短;2.能及时、有效维护顶板;1.与两头作业相互影响;2.控制程序编制、操作较复杂;3.清理浮煤工作量大。本综采面采用采煤机端部斜切进刀双向割煤的进刀方式。采煤机进刀示意图如图6-1。(1)装运煤采煤机组割装煤、移架、刮板运输机前移配合装运底煤。刮板运输机运煤,运到桥式转载机和胶带输送机上运出。(2)移架方式移架采用电液控制系统,由电液阀自动控制。按回采工艺要求,选择一定数量的支架作为支架组,按时间间隔在采煤机通过后自动依次逐架前移,使工作面实现梯度移架。正常移架一般滞后采煤机后滚筒35架进行,顶板破碎时紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架。移架步距0.6 m。(3)移架顺序为:根据采煤机、前部运输机机械特征,采煤机进刀段长度应不小于35 m,工作面下部进刀段为427#支架。采煤机割透上煤壁,移架至143#架并及时将144146#端头支架的伸缩梁伸出护顶;采煤机空刀下放,开始移144146#端头支架,移架的顺序为:先移145#架,再移146#架,最后移144#架;采煤机下行割完三角煤后上行,紧跟采煤机后滚筒3架自4#架开始向上移架,此时按机尾移架顺序移完13#端头支架。在采煤机割煤时,超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回,并滞后采煤机前滚筒3架,顺序移架并将护帮板挑起。图6-1 端部斜切进刀单向割煤6.1.7推移刮板输送机方式可在工作面任一支架上操作,实现从机头至机尾或从机尾至机头的推移顺序动作(成组数量可调定)。推输送机在移架后采煤机空刀下放到工作面下部后依次由工作面下部向上进行,推移弯曲段不小于25 m,推移步距0.6 m。6.1.8工艺流程工序质量要求见下表。表6-3 9101综采面工序质量要求一览表工序名称质量特性技术要求割煤割煤方式端部斜切进刀单向割煤,进刀段长度不小于35 m,截深0.6 m采高均匀采高3.78 m煤壁齐直成一条直线顶底板平无台阶无伞檐顶煤垮落300 mm严格沿底板开采,不丢底煤续表6-3 9101综采面工序质量要求一览表工序名称质量特性技术要求移架支架直成一条直线,偏差50 mm支架正支架与顶底板垂直,歪斜度5顶梁平最大仰俯角7端面距340 mm相邻支架高低差不超过主顶梁侧护板的2/3间距匀支架中心距1.50.1 m支架不挤、不咬,架间空隙200 mm接顶紧初撑力24MPa步距0.6m推移刮板输送机输送机直刮板输送机直,偏差50 mm弯曲段25 m输送机平上下弯曲角度3刮板输送机与转载机搭接合理,底链不拉回头煤链轮中心与转载机刮板面高度为700900 mm推拉运输机顺序单向顺序推移6.1.9支架与采煤机联动的自动化控制方式可随采煤机割煤行走位置的变化来控制全工作面各支架依次动作,实现自动过程的程序控制。自动程序控制有如下功能:随采煤机的切割,提前3架自动收回采煤机行进前方的支架护帮板;随采煤机的切割,自动完成降架、拉架、升架、伸护帮板、推输送机等动作。6.2设备表6-4 工作面配套设备采煤机液压支架刮板输送机MXA-300/4.5ZZ4800/22/42SGZ764/264表6-5 MXA-300/4.5采煤机技术特征项目技术特征单位型号MXA-300/4.5采高2.34.45m适应媒质硬度F=24煤层倾角025截深656mm滚筒直径2.0m牵引方式液压、双牵引、无链牵引力400kN牵引速度08.5m/min链条规格齿销主油泵型式125EV-2XP1-V1300S变量泵续表6-5 MXA-300/4.5采煤机技术特征项目技术特征单位油马达型式125EV-8XP1定量马达调高泵型式定量柱塞泵辅助泵型式定量柱塞泵滚筒中心距10326 mm机面高度1905 mm卧底量185mm电动机型号CMB-300S功率300kW台数1 台电压1140.00 V冷却方式水冷喷雾灭尘方式内外喷雾控顶距2342mm最大不可拆卸件尺寸/质量36051241450/2.94mm/t总重48.3 t设计单位西安煤矿机械厂生产厂家西安煤矿机械厂表6-6 SGZ764/264刮板输送机技术特征项目技术特征单位型号SGZ764/264设计长度220.00 m出厂长度210.00 m运输能力700.00 t/h链速1.12 m/s电动机型号KBY550-132功率2132kW转速1475 r/min电压1140 V液力耦合器型号YL-500X1Q液力耦合器介质油减速器速比1:30.77布置方式平行布置中部槽规格(长宽高)1500764222mm圆环链规格(dt)2692-Cmm圆环链破断负荷598kN续表6-6 SGZ764/264刮板输送机技术特征项目技术特征单位刮板链形式中双链刮板间距920 mm与采煤机配套牵引方式有链无链制造厂家张家口厂表6-7 ZZ4800/22/42支架技术特征项目技术特征单位标准型号ZZ4800/22/42形式支撑掩护式高度2.234.2m宽度1.411.59m中心距1.50 m初撑力4080 kN工作阻力4800 kN支护强度0.85 MP对底板比压1.73 MP适应煤层倾角15降-移-升循环时间44s供液泵压31.5 MP运输尺寸(长宽高)5.791.411.8m立柱型式单伸缩带加长杆缸径/中缸内径/柱径200/185/157mm工作阻力/初撑力1200/1020kN推移千斤顶型式浮动活塞缸径/行程126/780mm推力/拉力165/308.3kN重量12.78 t设计单位北京煤机厂制造厂家北京煤机厂 表6-8 ZZ5600/23/47端头支架技术特征项目技术特征单位标准型号 ZZ5600/23/47形式支撑掩护式高度2.34.7m宽度1.421.61m续表6-8 ZZ5600/23/47端头支架技术特征项目技术特征单位中心距1.50 m初撑力5000kN工作阻力5600 kN支护强度0.98 MP对底板比压1.92 MP适应煤层倾角12降-移-升循环时间32.5s供液泵压31.5 MP运输尺寸(长宽高)6.041.422.3m立柱型式双伸缩缸径/中缸内径/柱径230/180/160mm工作阻力/初撑力1400/1250kN推移千斤顶型式浮动活塞缸径/行程140/700mm推力/拉力292/462kN重量18.05 t设计单位上海分院制造厂家北京煤机厂6.3顶板管理6.3.1支护设计工作面小时生产能力为:1.8106/(3301660%)=568t,而采煤机、刮板输送机、转载机及胶带输送机的小时生产及运输能力均在700t以上,故满足要求。(1)液压支架的校核根据液压支架支护强度校核公式知: P = kHrcos 10-2 (6-1) 式中:P顶板对支架的压强,MPa;k采高的倍数(支架上方的岩石厚度,一般取6-8);H工作面的采高,3.78 m;r顶板岩石容重,最大取2.3t/m3;煤层的平均倾角,取8。代入数据得: P=83.782.3cos89.810-3=0.681MPa 2 m2,困难3.12m22 m2两个时期均属于通风容易矿井。9.5通风机选型通风设备的选型是根据计算出的全矿总风量Q,容易时期最小阻力hmin和困难时期最大阻力hmax进行设计的,它包括通风机和电动机的选择及通风机附属装置设计。9.5.1选择风机的基本原则及技术资料选择通风机除了应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外,还应符合下列要求:选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化要求,并适当照顾下水平通风的要求。当阻力变化较大时,可考虑分期选择电动机,但初装电动机的使用年限不宜少于10 a。应留有一定的余量。轴流式风机在最大设计风量和风压时,叶片安装角度一般比最大允许使用值小5;离心式风机的转数一般不大于最大允许值的90%。在风机的服务年限内,其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内。考虑风量调节时,应尽量避免采用风硐闸门调节。选择通风机必须的技术资料有:通风机的工作方式是抽出式还是压入式;矿井瓦斯等级;矿井最大需风量和通风机服务期间内的最大与最小阻力;矿井的自然风压值;风井是否兼做提升作用;通风设备的产品目录和价格等。9.5.2矿井自然风压通风机的压力与自然风压有很大关系。风机选型时计算风机压力须计算出矿井自然风压。矿井自然风压的大小,最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度。(1)静压矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压,它对矿井风机的工况点会产生一定的影响,因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。h=gH (9-16)式中: 进风井筒与出风井筒空气平均密度差,kg/m3,见表9-12所示;H 井筒深度,m。表9-12 空气平均密度进风井筒(kg/m3)出风井筒(kg/m3)冬1.281.20夏1.201.24副井深度:Z1-2=381 m风井深度:Z4-5=40 m高差: Z3-4=381-40=341 m冬天空气密度取:1-2=1.28 kg/m3,4-5=1.20 kg/m3,3-4=1/2(1-2+4-5)=1.24 kg/m3冬季自然风压:hna=1-2gZ1-2-3-4gZ3-4-4-5gZ4-5=1.289.8381-1.249.8341-1.209.840=4779.26-4143.83-470.4 =165.03 Pa冬季自然风压帮助矿井通风,压力为165.03 Pa。夏天空气密度取:1-2=1.20 kg/m3,4-5=1.24 kg/m3,3-4=1/2(1-2+4-5)=1.22 kg/m3夏季自然风压:hno=1-2gZ1-2-3-4gZ3-4-4-5gZ4-5=1.209.8381-1.229.8341-1.249.840=4480.56-4077.0-486.08=-82.52 Pa夏季自然风压阻碍矿井通风,压力为82.52 Pa。选择主要通风机时,为了使所选的主要通风机在通风容易,通风困难时期能满足要求,需考虑自然风压帮助(或反对)主要通风机风压的作用。该矿井为抽出式通风,通风容易时期通风机静风压为:Hrsmin = hrmin-hn +h损失 (9-17)式中: hrmin 通风容易时期矿井通风总阻力,Pa;hn 通风容易时期帮助通风的自然风压,Pa;h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失,通常为2050,取50 Pa。 则有:hrsmin =801.28-165.03+50 =686.25Pa通风困难时期,考虑自然风压阻碍通风机通风,通风机静风压为:Hrsmax = hrmax-hn +h损失 (9-18)式中:hrmax 通风困难时期矿井通风总阻力,Pa;hn 通风困难时期帮助通风的自然风压,Pa;h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失,通常为2050,取50 Pa。则有: hrsmax =1058.78+82.52+50 = 1191.30Pa9.5.3风机风量及风机选型(1)风机风量由于防爆门及主要通风机反风门等处的外部漏风风机的风量应大于矿井的风量Q,并由下式求出 (9-19) 式中: Qf 主扇工作风量; Q 矿井所需总风量; k漏风系数,取1.1。容易时期:Qf =1.185.34=93.87 m3/s困难时期:Qf =1.185.34=93.87 m3/s计算出的风机设计工况点,见表9-13所示表9-13 风机设计工况点技术参数风机设计工况点 风量(m3/s)风压(pa)容易时期 93.87686.25困难时期 93.87 1191.30(2)风机选型首先根据Qf, hfs易和hfs难在风机特性曲线上初选能满足要求且通风机效率不小于0.7的通风机,实际风压不高于最高风压的90%,经过比较,根据计算得出的容易时期和困难时期的风量和风压,在通风机特性上初选出满足要求的通风机,初选风机型号为:2K58 -NO.28型轴流式风机,同步转速n=600 rpm,作矿井主要通风机。所选通风机的特性曲线如图9-8所示。(3)风机的实际工况点通风机的工作风阻,由下式计算: R = h / Qf2 (9-20) 式中:R 风阻,NS2/m8; h 风压,Pa; Qf 风机风量,m3/s。根据上式可计算知Rf易=0.078NS2/m8 Rf难=0.135NS2/m8 在通风机特性曲线图上绘制通风机的工作风阻曲线,风阻曲线与通风特性曲线的交点即为通风机的实际工况点,再由实际工况点确定实际的各参数见表9-14所示。表9-14 2K58 -NO.28型矿井轴流通风机参数表型号时期叶片安装角/转速r/min风压Pa风量m3/s效率/%输入功率/kW2K58No.28容易时期2560082210377100困难时期30600159011082160 风机特性曲线如图9-7,9-89.5.4电动机的选择因为Nmin=1000.6 Nmax,所以可以只选用一台电动机,电动机功率为: Ne
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