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文档简介

中国矿业大学2012届本科毕业设计(论文)目 录一 般 部 分11 矿区概述及井田地质特征21.1 矿区概述21.1.1 交通位置21.1.2 河流21.1.3 矿区气候条件31.1.4 地震31.1.5 水源电源31.2 井田地质特征31.2.1 井田地形及煤系地层概述31.2.2 井田地质构造51.2.3 井田水文地质51.3 井田煤层特征81.3.1 煤层埋藏条件及围岩性质81.3.2 煤层特征92 井田境界与储量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 矿井工业储量112.2.1 井田勘探类型122.2.2 矿井工业储量的计算及储量等级的圈定122.3 矿井可采储量132.3.1 储量损失132.3.2 各种煤柱损失计算132.3.3 井田的可采储量153 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限173.1 矿井工作制度173.2 矿井设计生产能力服务年限173.2.1 确定依据173.2.1 矿井设计生产能力173.2.2 井型校核174 井田开拓194.1 井田开拓的基本问题194.1.1 影响井田开拓的主要因素194.1.2 井筒形式、位置、数目的确定194.1.3 工业广场的位置、形状和面积的确定214.1.4 开采水平的确定214.1.5 井底车场和运输大巷的布置214.1.6 矿井开拓延伸及深部开拓方案224.1.7 开采顺序224.1.8 方案比较224.2 矿井基本巷道284.2.1 井筒284.2.2 井底车场及硐室314.2.3 主要开拓巷道344.2.4 巷道支护355 准备方式采区巷道布置395.1 煤层地质特征395.1.1 采区位置及范围395.1.2 采区煤层特征395.1.3 地质构造395.1.4 顶底板特性及水文地质395.2 采区巷道布置及生产系统405.2.1 采区走向长度的确定405.2.2 确定区段斜长和区段数目405.2.3 煤柱尺寸的确定405.2.4 采区上山布置415.2.5 区段平巷的布置415.2.6 采区内工作面的接替顺序415.2.7 采区通风、运输及其它系统415.2.8 采区生产能力425.3 采区车场及主要硐室435.3.1 采区上部车场选型435.3.2 采区中部车场选型435.3.3 采区下部车场选型445.3.4 采区主要硐室446 采煤方法466.1 采煤工艺方式466.1.1 采区煤层特征及地质条件466.1.2 确定采煤工艺方式466.1.3 回采工作面参数及工作面设备选型476.1.4 采煤机工作方式526.1.5 端头支护536.1.6 顶板管理536.1.7 循环图表、劳动组织、主要技术经济指标566.1.8 综合机械化采煤过程中应注意事项606.2 回采巷道布置606.2.1 区段平巷的布置606.2.2 回采巷道参数616.2.3 巷道掘进方法636.2.4 巷道支护方式636.2.5 通风验算637 井下运输647.1 概述647.1.1 井下运输设计的原始条件和数据647.1.3 运输距离和载货量647.1.2 矿井运输系统647.2 带区运输设备的选择657.2.1 矿井运输设备选型应遵循的原则657.2.2 工作面运煤设备的选型667.2.3 采区辅助运输设备的选型667.2.4 大巷运输设备选择678 矿井提升698.1 矿井提升概述698.2.1 箕斗698.2.2 提升机698.2.3 钢丝绳技术特征708.2.4 提升能力验算708.3 副井提升719 矿井通风739.1 矿井概况739.1.1 矿井地质概况739.1.2 开拓方式739.1.3 开采方法739.1.4 变电所、充电硐室、火药库739.1.5 工作制、人数749.2 矿井通风系统的确定749.2.1 矿井通风系统的基本要求749.2.2 矿井通风方式的选择749.2.3 矿井通风方法的选择759.2.4 采区通风系统的要求769.2.5 采区通风方式的确定769.2.6 工作面通风方式的确定779.3 矿井风量计算与分配779.3.1 通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定779.3.2 各用风地点的用风量和矿井总用风量829.3.3 风量分配869.3.4 通风构筑物879.4 矿井通风阻力计算889.4.1 矿井通风总阻力计算原则889.4.2 确定矿井最大阻力路线889.4.3 矿井各段通风阻力计算889.4.4 矿井通风总阻力计算909.4.5 矿井通风难易程度评价909.5 选择矿井通风设备919.5.1 选择矿井通风设备的要求919.5.2 通风机选型原则929.5.3 通风机风压的确定929.5.4 主要通风机工况点949.5.5 主要通风机的选择及风机性能曲线949.5.6 电动机选型959.5.7 主要通风机附属装置969.6 防止特殊灾害的安全措施969.6.1 瓦斯管理措施979.6.2 防尘979.6.3 防火989.6.4 防水989.6.5 防突9810 矿井基本技术经济指标99参考文献101专 题 部 分102矿井煤与瓦斯突出防治措施1031 引言1032 我国煤与瓦斯突出的基本特点1033 煤与瓦斯突出的国内外研究现状1044 煤与瓦斯突出的地质构造规律分析1055 煤与瓦斯突出预兆与预测1076 预防煤与瓦斯突出的措施1107 边抽边掘抽放瓦斯防突技术研究1138 结论125参考文献126翻 译 部 分127英文原文128中文译文136参考文献142致 谢143中国矿业大学2012届本科毕业设计(论文)第 65 页一 般 部 分1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置祁东煤矿位于安徽省宿州市埇桥区祁县镇,西寺坡镇和固镇县湖沟区境内。地理坐标: 东经1170249-1171018北纬 332245-332653井田中心北距宿州站约20公里,东距芦岭站1.5公里。京沪铁路、宿固公路从本区东北通过,宿蚌公路206国道经由井田西侧通过,矿井专用公路6.5公里与206国道相连,青(疃)芦(岭)矿区铁路从井田北通过,矿井专用铁路线连接青芦线;浍河从井田西南部穿过,流经本井田约10km,常年通航,交通十分便利。(见图1-1)图1-1 祁东矿交通位置图1.1.2 河流矿区内的最大地表水体是浍河,它从本矿南部穿过,河水自西北流向东南。浍河属淮河支流,为季节性河流,河床蜿延曲折,宽50150m,深35m,两岸有人工河堤,每年79月为雨季,一般流量510m3/s,枯水季节为每年10月至次年3月,干旱严重季节甚至断流。历史上浍河最高洪水位为24.5m,据近几年水文资料记载,1984年丰水期最高洪水位祁县闸上游达20.75m,下游达20.70m。1978年枯水期最低水位祁县闸上、下游河干,1973年至1985年平均水位祁县闸上游水位标高17.72m,下游16.07m。历年最大流量:1965年临涣865m3/s,1954年固镇1340m3/s;历年最小流量:临涣、固镇均为零;历年平均流量:1973年至1985年临涣7.85m3/s,固镇23.2m3/s。自1968年12月新汴河挖成后,区内再也没有发生洪水灾害,目前地表水对煤矿开采和矿区建设没有危害。1.1.3 矿区气候条件年平均温度:1415摄氏度,最高40.2摄氏度;最低20.6摄氏度;年平均降雨量:1260mm,最大降雨量1420mm;最大风速18m/s,春季多东北风,夏季多东东南风,冬季多北西北风;冻结期一般自每年11月中旬至次年3月下旬。1.1.4 地震宿州处于华北平原地震带。南界大致位于新乡-蚌埠一线,北界位于燕山南侧,西界位于太行山东侧,东界位于下辽河辽东湾拗陷的西缘,向南延到天津东南,经济南东边达宿州一带。对于特别重要的工程和建筑物,可提高一度设防。1.1.5 水源电源井田内第三、第四系含水量比较丰富,可作为矿井供水水源。矿区内现有祁县电厂,装机容量1.5万kW,供本县工农业用电。矿区永久电源由宿州220kV变电站供给。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地形及煤系地层概述本井田地处淮北平原中部,地势平坦,地面标高+17.02+22.89m左右,一般在+21.00m,井田西北、东北地势略比东南高。精查地质报告基本查明了井田的煤层赋存情况、构造情况、煤质以及水文地质条件。本区含煤地层为石炭二叠系,石炭系暂未作勘探对象。二叠系含煤地层为山西组、下石盒子组、上石盒子组,其总厚大于788米,共含煤1030余层,其中可采者有14层,可采煤层平均总厚15.15米。由老到新分述如下:(柱状图见图1-2)。(1)二叠系下统山西组(P1S)本组下界为石炭系太原组一灰之顶,其间为整合接触,上界为铝质泥岩下砂岩之底。地层厚度为100135米,平均124米。含11、(不可采)10(可采)两个煤层。其岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成,下部(11煤下)以深灰-灰黑色粉砂岩为主,局部地段夹灰色细砂岩;中部(1110煤间)以粉砂岩和砂泥岩互层为主,上部(10煤以上)由砂岩、粉砂岩和泥岩组成。(2)二叠系下统下石盒子组(P1X)本组下界为铝质泥岩下分界砂岩之底,与山西组呈整合接触,上界为K3砂岩之底。图1-2 综合地质柱状图地层厚度为205245米,平均234米。含4、6、7、8、9五个煤组十余层煤,可采者为60、61、62、63、71、72、81、82、9计九层。岩性由泥岩、粉砂岩、砂岩、煤层和铝质泥岩组成。砂岩多集中于639煤间和4煤上;该组底界“分界砂岩”位于铝质泥岩下1028米,平均13米左右,但该层砂岩在本区不稳定、不甚发育,常被泥岩和粉砂岩代替。铝质泥岩位于9煤层下321米,平均8米左右,岩性为浅乳灰白色,杂有紫色、绿色、黄色花斑,具鲕状结构,富含铝土,为本区煤岩层对比的良好标志层。(3)二叠系上统上石盒子组(P2S)本组下界为K3砂岩之底,与下伏下石盒子组为整合接触,上界不清,地层厚度大于400米。含1、2、3三个煤层组,其中可采者为1、22、23、32四层。本组由粉砂岩、泥岩、砂岩和煤层组成,下部(3煤下)由砂岩、杂色泥岩、煤层组成,砂岩为白色-灰白色,细中颗粒,底部砂岩成份单一,石英含量可高达90%以上;泥岩为灰色杂有大量紫色花斑,含分布不均的菱铁鲕粒和铝土质。中下部(32煤间)以紫色和灰色泥岩为主,砂岩层较少,常在3煤层顶板附近发育有厚层中细砂岩。中上部(21煤间)以粉砂岩和泥岩为主,间夹砂岩。上部(1煤上)以粉砂岩和砂岩为主,夹泥岩。1.2.2 井田地质构造祁东煤矿位于淮北煤田宿县矿区宿南向斜内。宿南向斜的大地构造位置属徐淮隆起的徐宿坳陷区的南部,其主体构造表现为向斜断块形态,故宿南向斜为一由掀斜块段控制而东翼又为后期逆冲构造切割的不完整向斜,向斜轴向近南北,东翼受西寺坡逆冲断层由东向西推覆挤压影响,浅部地层倾角较大,并发育有一系列逆断层;西翼构造较为简单,地层倾角较平缓,断层稀少。1.2.3 井田水文地质(1)含水层、隔水层及其特征新生界松散层含、隔水层(组)根据其岩性组合特征及其区域水文地质剖面对比,自上而下可划分为四个含水层(组)和三个隔水层(组)。第一含水层(组):底板埋深31m左右,含水层总厚1520m,29-30线北东厚度可达30m左右。上部近地表0.5m左右为褐黑色耕植土壤,埋深35m,富含钙质结核和铁锰质结核。中、下部由土黄色粉砂、粘土质砂、细砂夹薄层粘土及砂质粘土组成,富水性中等,据孔抽水试验资料,水位高17.32m,q=0.57l/s.m,T=70.1156m2/d,k=2.9094m/d,矿化度0.356g/l,全硬度12德国度,水质为重碳酸钾钠镁钙水。第一隔水层(组):底板埋深48m左右,隔水层总厚814m左右,由灰黄色及浅黄色粘土、砂质粘土组成,夹23层薄层砂和粘土质砂。可塑性较好,塑性指数为15.621.00,分布稳定,隔水性较好。本组在局部粘土变薄地段,具有弱透水性,构成一含与二含之间的越流水文地质条件。第二含水层(组):底板埋深88m左右,含水层总厚1025m左右,厚度变化大,由浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂组成,含水层中夹粘土层一般35层,组成一复合含水组,以河间阶地沉积物为主,砂层不发育,多呈薄层状,富水性弱,而河漫滩沉积地带砂层较发育,富水性中等。第二隔水层(组):底板埋深111m左右,隔水层总厚1016m,由棕黄色、浅棕红色粘土及砂质粘土组成,夹23层透镜状砂及粘土质砂,可塑性好,塑性指数16.927.6,分布稳定,隔水性好。本组局部厚度小于10m,含钙质结核的砂质粘土具有透水性,构成二含与三含之间的越流水文地质条件。第三含水层(组):底板埋深199m左右,含水层总厚5570m,在26-27线之间含水层总厚可达90m左右。全层厚度大,分布稳定,水平性强,在埋深145170 m左右有12层1020m左右的厚粘土层把含水层(组)分为上、下两部分。上部:由浅红色、灰白色中、细砂和粘土质砂组成,砂层中含泥质少,夹34层粘土,含水层厚3040m左右,分布稳定,局部在埋深120140m左右,有12层薄层中细砂岩(盘),偶见有溶蚀现象,据水3和26-2711孔抽水试验资料,水位标高19.4019.79m,q=0.780.87l/s.m,T=233.497257.1955m2/d,k=6.41396.768m/d,矿化度0.6620.776g/l,全硬度16.4221.04德国度,水质为重碳酸钾钠镁水和重碳酸硫酸钾钠镁水,富水性中等。下部:由灰黄色、灰绿色细砂、粉砂及粘土质砂组成,砂层中含泥质较多,夹23层粘土,含水层厚2530m左右,分布稳定。据水2孔抽水试验资料,水位标高19.22m,q=0.14l/s.m T=143.566m2/d,k=4.587m/d,矿化度1.113g/l,全硬度31.44德国度,水质为硫酸重碳酸钾钠镁钙水。从抽水试验恢复水位资料来看,富水性较上部弱。 第三隔水层(组):底板埋深在332m左右,隔水层总厚80100m左右,最薄处在小张家潜山顶,厚度亦有31.90m。由灰绿色、棕黄色粘土组成,夹多层薄层粘土质砂和粉细砂,质纯细腻,塑性指数16.935.9,可塑性强,有膨胀性,局部地段在埋深220245m,有12层透镜状含泥质较多的粉砂、粘土质砂,且具有清晰的水平层理,中上部含铁锰质结核,下部含钙质团块,底部含较多钙质结核和铁锰质结核。本组分布稳定,水平稳定性强,在古潜山地带直接与基岩接触,隔水性良好,是矿内重要隔水层(组),它阻隔了地表水、一含、二含、三含的地下水与四含和煤系地层的水力联系。第四含水层(组):直接与煤系地层接触,两极厚度059.10m,平均厚度3540m,由于受古地貌形态的制约,矿内中部偏西为一近南北向谷口冲洪积扇,其东西两侧为残坡积漫滩沉积,第四含水层组主要分布在此范围内,在古潜山附近和29-30线以东无四含分布,属四含缺失区。谷口冲洪积扇由砾石、砂砾、粘土砾石、砂、粘土质砂组成,夹多层薄层粘土或砂质粘土。含水层总厚3550m,钻探揭露有补295、补296、25-269、2614、26-2718、构4和2715孔漏水。据24-258、补302、补303、补306、和26-275孔抽水试验资料:水位标高19.0021.75m,q=0.0340.219l/s.m,T=107.68161.8m2/d,k=0.1143.282m/d,富水性中等,矿化度1.4581.582g/l,全硬度31.5244.15德国度,水质为硫酸氯化钾钠钙镁水。残坡积漫滩沉积的富水性较谷口冲洪积扇弱,钻探揭露时未发现漏水,据291孔抽水试验资料,水位标高20.71m,q=0.100l/s.m,k=0.855m/d,矿化度1.418g/l,全硬度27.96德国度,水质为硫酸重碳酸钾钠水。残坡积漫滩沉积与风化剥蚀区的分界线为四含的隔水边界。二迭系主要可采煤层(组)间含、隔水层(段)煤系地层砂岩裂隙不发育,即使局部地段裂隙稍发育,但亦具有不均一性,其富水性弱,不能明显划分含、隔水层(段)的界线,仅根据煤系地层岩性组合特征和主要可采煤层(组)的赋存条件,划分如下含、隔水层(段)。12煤(组)隔水层(段):顶界与第三系呈角度不整合接触,风化带深度1530m左右。由泥岩、粉砂岩和砂岩组成,以泥岩、粉砂岩为主。隔水层总厚92.50134.00m,平均厚度115m,裂隙不发育,在钻探揭露时未发现漏水,本次在检1和检2孔的抽水试验资料,也表明富水性弱,隔水性良好。3煤(组)上、下砂岩裂隙含水层(段):主采煤层32煤的直接顶、底板一般为泥岩。煤下35m左右有浅灰色细中粒砂岩(K3砂岩)分布,厚度020m左右,变化较大,本段含水层总厚9.535.5m,平均25m,裂隙较发育,钻孔揭露有补284,24-2510和补308孔漏水。据25-267和2712两孔抽水试验资料,水位标高15.2218.27m,q=8.510-44.710-3l/s.m,T=1.2087m2/d,k=0.0020.0508m/d,矿化度0.8010.817g/l,水质为重碳酸氯化钾钠水和重碳酸硫酸氯化钾钠水。从抽水试验的涌水量、水位降深、水质及恢复水位资料分析,本含水层(段)地下水补给条件极差,地下水以储存量为主,水量具有衰减疏干趋势。46煤(组)隔水层(段):主要由泥岩及粉砂岩组成,夹24层砂岩。隔水层总厚50134m,平均厚91m,岩芯致密完整,裂隙不发育,钻探揭露时未发现漏水,隔水性良好。79煤(组)间砂岩裂隙含水层(段);以中细粒砂岩为主,主采煤层71、82和9煤的直接顶底板多为砂岩,其中82煤在26线与27线之间有岩浆岩为其直接顶底板,9煤在26线以东其直接顶底板多数为岩浆岩,含水层总厚1158m,平均厚度36m。裂隙较发育,但具不均一性,差异较大,富水性弱,钻探揭露时补285、2412、补293、补296、补306和303孔漏水,未发现岩浆岩漏水,据304、补3011和27-282三孔抽水试验:水位标高18.7819.00m,q=0.00440.023l/s.m,T=1.637.51m2/d,k=0.0480.3362m/d,矿化度1.0851.525g/l,水质为硫酸重碳酸钾钠水和硫酸重碳酸钾钠水。铝质泥岩隔水层(段):以泥岩、铝质泥岩、粉砂岩为主,隔水层总厚8.535.00m,平均厚度18m左右,全区稳定,标志明显,岩芯致密完整,隔水性良好。10煤(组)上、下砂岩裂隙含水层(段):10煤(组)上为中细粒砂岩,岩性疏松,而煤(组)下为砂泥岩互层和细砂岩。含水层厚度变化较大,总厚338m,平均17m。裂隙不发育,富水性弱,钻探揭露时仅补281和325孔漏水。11煤(组)至太原组一灰隔水层(段):以海相沉积的泥岩或粉砂岩为主,隔水层总厚20.545m,平均厚度31m.。全区稳定,隔水性良好。局部地段由于受断层影响,导致隔水层变薄或使10煤与太原组石灰岩接触,使其起不到隔水作用时,很可能发生底鼓或断层导水。太原组石灰岩岩溶裂隙含水层(段)矿井内有26-276孔完整揭露了太原组,25-262孔于太原组五灰终孔。全组厚194m,含石灰岩10层,总厚约80m左右,占全组厚度的40%左右,区域和本井田石灰岩的主要富水地段都在浅部潜伏露头带,浅部岩溶裂隙发育,向深部减弱。由于岩溶裂隙发育不均一性,其富水性差异明显。14层石灰岩厚度31.4533.60m,岩溶裂隙发育,富水性强,钻探揭露有25-262、26-276和2711三孔漏水。据25-262孔抽水试验资料:水位标高19.60m,q=0.183l/s.m,T=114.99m2/d,k=3.4223m/d,矿化度1.578g/l,全硬度44.88德国度,水质为硫酸氯化钾钠钙水。据2000年10月12月所施工ST1太原组14层灰岩长观孔抽水试验资料:水位标高为10.005m,q=0.02742l/s.m,k=0.10614m/d,矿化度1.486g/l,水质为重碳酸氯化物硫酸钾钠水。据ST1太原组14层灰岩长观孔今年29月水位观测情况分析(表1-1),目前水位标高为7.65m,平均月降幅为0.20m,ST1孔抽水表1-1 ST1孔2001年水位观测统计表 月份23456789水位9.609.599.469.279.258.718.207.65试验资料与精查时期的25-262孔(1985年4月施工)除在水位上差别较大外,其它基本上变化不大,分析主要原因可能为邻近祁南和桃园两矿通过几年的井下排水所导致,桃园矿95-1观测孔,观测层位也是太原组14灰,1995年移交时水位标高为20.03m,2000年3月为9.20m,水位平均年降幅为2.4m。是由于矿井排水,造成煤系水位不断下降,而导致太灰水位也不断下降,同时也说明太灰水是煤系水的补给水源。第一层石灰岩顶板距10煤层59m左右,在正常情况下石灰岩岩溶裂隙水对10煤开采无影响。奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层(段)在26-276孔揭露10.33m,岩性为浅灰灰白色,含紫色及肉红色斑点,致密性硬,局部含白色云质。据区域资料,该层段石灰岩岩溶裂隙发育,富水性强。据临涣矿6孔和童亭背斜水源孔抽水试验资料:q=0.1311.29l/s.m,k=1.0717.92m/d。另据任楼矿突水资料,1996年3月4日,由于导水陷落柱导通含水丰富的奥灰含水层,致使7222工作面发生特大突水灾害,一般涌水量为11854m3/h,高峰流量达34570m3/h,使年产百万吨矿井停产半年多,由此可见,奥灰富水性极不均一,差异很大,一般情况下浅部露头带含水较丰富,但在正常情况下,该含水层远离主采煤层,一般对矿坑无直接充水影响。(2)矿井涌水量矿井正常涌水量为437.06 m3/h(预算390.9 m3/h),本次设计取440 m3/h;最大涌水量为2106.10 m3/h(预算581.4 m3/h),本次设计取2300 m3/h。(3)井田水文地质类型本井田主要开采下石盒子组61煤层。本组组以岩层裂隙水为主,水文地质条件简单;61煤以底板岩溶裂隙水为主,水文地质条件中等。1.3 井田煤层特征1.3.1 煤层埋藏条件及围岩性质走向近东西,倾向南北,南高北低,倾角1015度左右。基岩风化带:15.717.9m。强风化带厚:6.789.08m。煤层的露头深度32煤层的露头直接位于谷口冲洪积扇区粗粒相范围内。各主要可采煤层具体埋藏特性如下:(1)61煤层:位于60煤层下11米左右,煤厚5.156.03米,平均5.60米。煤层结构简单,少有夹矸,为较稳定的可采煤层。其顶底板岩性以泥岩为主,局部为粉砂岩或砂岩。(2)63煤层:位于62煤层下6米左右,煤厚02.19米,平均0.97米。煤层结构简单,为较稳定的可采煤层。其顶底板岩性以泥岩为多,细砂岩和粉砂岩皆为零星分布。(3)71煤层:位于63煤层下30米左右,煤厚04.31米,平均1.75米。煤层结构一般以一层泥岩夹矸为多,在71和72煤层合并区内,可有23层夹矸。属复杂结构煤层。为较稳定主要可采煤层。煤层顶板岩性在25-26线以西以砂岩为主,粉砂岩次之;25-26线以东以泥岩为主,零星分布砂岩和粉砂岩。煤层底板岩性以泥岩为主,零星分布粉砂岩和细砂岩。(4)72煤层:位于71煤层下0.8312米左右,平均约5米。煤层厚度02.97米,平均0.36米;27线以西局部可采,27线以东多合并于71煤层。煤层结构简单,仅少数点具12层泥岩夹矸。属不稳定的局部可采煤层。当71和72煤层间距稍大时,72煤层顶板常为砂岩,间距较小时,常为泥岩,东部合并区内,72煤层顶板为泥岩;底板以泥岩为主,少数为粉砂岩或细砂岩。(5)82煤层:位于81煤层下7-18米,平均11米左右,煤厚03.83米,平均1.65米。煤层结构复杂,普遍具一层泥岩夹矸。属较稳定的主采煤层。煤层顶板岩性大部分为砂岩,粉砂岩和泥岩则为零星分布,底板岩性主要为粉砂岩,次为泥岩或砂泥岩互层。(6)9煤层:位于82煤层下1021米,平均15米左右。煤厚05.78米,平均2.65米。煤层结构简单,部分因岩浆岩侵入致使结构复杂。属较稳定的主采煤层。煤层顶板多为砂岩,其次为粉砂岩或泥岩。底板主要为泥岩,少量为粉砂岩或细砂岩。上述各煤层顶底板的稳定性以原煤炭科学院牛锡绰提出的分类方案为依据认为:砂岩属中等稳定型,粉砂岩属不稳定-中等稳定型,泥岩属不稳定型。具体可采煤层间距情况见表1-2。表1-2 各可采煤层层间距情况一览表煤 层61637172829层间距(m)极小极大值平均值14.9820.6719.0719.5531.2922.007.623.3722.7333.4226.827.6516.2611.281.3.2 煤层特征(1)煤质61煤层为中灰、特低硫、特低磷、中高挥发分、中热值,强-特强粘结性的肥煤和1/3焦煤。63、71、72煤层为中灰、特低硫,特低磷、中高挥发份、中热值、强-特强粘结性的1/3焦煤和肥煤(其中72煤层仅为1/3焦煤)。82煤层为低中灰、低硫、特低磷、中高挥发分、中热值、强-特强粘结性的1/3焦煤和肥煤,其中有少量无烟煤。9煤层为中灰、低硫、特低磷、中高挥发分、中热值、强特强粘结性的肥煤和1/3焦煤,并有少量无烟煤。(2)瓦斯、煤尘及自燃瓦斯:本井田可采煤层的瓦斯成分最高达98.71%,瓦斯含量最大达25.52ml/g。预计一水平瓦斯涌出量为15.34m3/t, 总体看来瓦斯涌出量浅部低于深部,南部低于北部,本矿井属于煤与瓦斯突出矿井。煤尘:除无烟煤与天然焦以外,煤尘均具有爆炸危险。自燃:本井田各煤层自燃倾向等级为三类,不易自燃。2 井田境界与储量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 井田境界根据以上划分原则以及淮北煤田宿县矿区的整体规划以及祁东煤矿的实际情况,四周边界为:南:上石炭系第一层灰岩的隐伏露头;东:33勘探线;北:-900m底板等高线的地面垂直投影;西:祁南矿接壤。矿井设计生产能力为1.8Mt/a,根据以上标准和开采技术水平确定井田东西走向长度约为4.288.71km,平均为7.5km,南北倾向宽约2.853.18km,平均为3.02km。煤层倾角一般为917,浅部与深部的倾斜角大致相同,平均倾角为13。水平面积为24.27km2,倾斜面积为24.91km2。井田赋存状况示意图如图2-1所示。图2-1 井田赋存状况示意图2.2 矿井工业储量2.2.1 井田勘探类型精查地质报告查明了本井田的煤层赋存情况、构造形态、煤质及水文地质条件。井田勘探类型为中等。2.2.2 矿井工业储量的计算及储量等级的圈定本矿井设计中只对61煤层进行开采设计,煤层倾角平均=13,61煤层平均容重1.4t/m3。边界煤层露头线为-350m,-900m以下的煤炭储量目前尚未探明,作为矿井的远景储量。矿井工业储量:由于煤层产状、厚度、煤质比较稳定,本次储量计算采用地质块段法,即以块段面积乘以块段平均煤厚和煤层视密度,即得该块段的储量。根据地质勘探情况,将矿体划分为A、B、C、D四个块段,祁东煤矿储量计算块段划分如图2-2所示,在各块段范围内,用算术平均法求得每个块段的储量,煤层总储量即为各块段储量之和。图2-2 块段划分示意图A块段水平面积为6.178km2,倾角为14,平均厚度5.8m;B块段水平面积为5.705km2,倾角为12,平均厚度5.6m;C块段水平面积为9.066 km2,倾角为13,平均厚度5.8m;D块段水平面积为3.324 km2,倾角为15,平均厚度5.5m。矿井工业储量利用下式计算: (2-1)式中:m 各块段煤层平均厚度,m;r 煤层容重,1.4t/m3;S 各块段水平面积,km2; 各块段煤层的倾角;把各块段的数值带入式2-1得:则矿井工业储量:2.3 矿井可采储量2.3.1 储量损失 (1)工业广场保护煤柱;(2)井田边界煤柱损失;(3)采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失;(4)建筑物、河流、铁路等压煤损失;(5)其它各种损失。2.3.2 各种煤柱损失计算(1)工广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2-1。表2-1 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1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8本矿井设计年生产能力为1.8Mt/a,按上表,占地面积指标应取1.2,占地面积为181.221.6104m2。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15.12104km2。故设计工业广场的尺寸为300500m2的长方形,面积为:15104m2。工业广场位置处的煤层的平均倾角为13,工业广场的中心处在井田走向中央,倾向中央偏于煤层中上部,该处表土层厚度约为345m。主井、副井、地面建筑物均在工业广场内。工业广场按大型矿井级保护,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,级保护需要留设15m宽的围护带。本矿的地质条件及松散层和基岩层移动角见表2-2:表2-2 矿井地质条件及松散层和基岩层移动角广场中心煤层深度煤 层 倾 角煤层厚度松散层厚度松散层移动角走向移动角下山移动角上山移动角mmm-600135.634545757568由此根据上述已知条件,画出如图2-3所示的工业广场保安煤柱的尺寸,并由图得出保护煤柱的尺寸为:图2-3 工业广场保护煤柱S=梯形面积=1/2(上宽下宽) 高=1/2(1310.991452.06) 1204.63=1664226.46m2 则工业广场压煤为:P1SMr/cos (2-2)1664226.465.61.4/ cos131339.07万t=13.39 Mt(2)井田边界煤柱按照煤矿安全规程的有关要求,井田边界内侧暂留20m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,Mt。H井田边界煤柱宽度,20m;L井田边界长度(因风化带一侧边界煤柱位于防水煤柱中,不作计算),23435.02-9583.42=13851.6m;m煤层厚度,5.6 m;r煤层容重,1.4t/m3;代入数据得:P2=2013851.65.61.4=2.17Mt(3)断层煤柱井田61煤层现已查明主要断层F1,F1断层可靠且可控制,故其两侧各留20 m保护煤柱,则其煤柱损失可由下式求得:Pf=LF12m20 (2-4)式中:Pf煤柱损失,t;LF1断层长度,m;m 煤层厚度,m;煤层容重,t/m3。已知=1.4t/m3 ,m=5.6m,断层长度为7264m,代入(2-4)可得:P3 =726425.61.42010=2.27Mt(4)风井煤柱按照建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程(2000版)中参数计算,取东西风井工业场地为100m100m,因其保护煤柱处于防水保护煤柱中,因而只需计算防水煤柱压煤量即可。风井保护煤柱即为0。(5)防水煤柱按照建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程中近水体采煤的安全煤岩柱设计方法,再根据本矿井实际情况,确定煤层开采上限距风化带垂高25m,图上测量得知风化带长度为9583.42m,计算得防水煤柱损失为8.35Mt。(6)大巷煤柱取大巷保护煤柱的宽度为30m计算可得大巷保护煤柱总量为:3.0Mt。综上,矿井的永久保护煤柱损失量汇总见表2.6。表2-3 永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt工广煤柱13.39井田边界煤柱2.17断层煤柱2.27风井煤柱0防水煤柱8.35大巷煤柱3.0合计29.182.3.3 井田的可采储量井田的可采储量Z按下式计算:Z=(QP) C (2-5)式中:Q矿井工业储量,199.50Mt; P各种永久煤柱的储量之和,29.18Mt; C采区回采率,厚煤层不低于0.75,中厚煤层不低于0.80,薄煤层不低于0.85;设计开采的61煤层属厚煤层,采区回采率取为0.80。则计算可采储量为:Z=(QP) C=(199.5029.18)0.8=136.256Mt由此可得本矿井的可采储量为136.256Mt。3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范的规定,参考关于煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明,确定本矿井设计生产能力按年工作日330d计算。“三八制”作业(两班生产一班准备检修)每天两班出煤,净提升时间为16h。3.2 矿井设计生产能力服务年限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。3.2.1 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(5.6m),为缓倾斜煤层(倾角13)。矿井总的工业储量为199.50Mt,可采储量为136.256Mt。因地质构造简单,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。3.2.2 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,根据本设计第四章(矿井开拓)与第六章(采煤方法)的设计可知,该矿由于煤层地质条件较好,井田内61煤平均厚度5.6 m,为厚煤层,赋存稳定,厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式,可以布置一个大采高工作面保产。(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。工作面生产的原煤一律用强力胶带输送机运到带区(采区)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矿井采用两翼对角式通风系统,抽出式通风方式,东西两翼各布置一个回风井,可以满足通风要求。(4)储量条件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t/a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,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。矿井服务年限的计算:T = (3-1)式中:T矿井设计服务年限,年; Z矿井可采储量,136.256Mt; A矿井设计生产能力,1.8Mt /a; K储量备用系数,取1.3;由3-1式得:T=136.256/(1.81.3)= 58.23a;因此,本矿井的开采年限符合规范的要求。本设计中第一水平倾斜范围为-350m-610m,储量约59.67Mt,由3-1式计算得第一水平服务年限为25.5a。因此,第一水平服务年限符合规范的要求。综上,本矿井的服务年限以及第一水平的服务年限的设计服务年限符合规定。4 井田开拓井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内,根据精查地质报告和其它补充资料,具体体现在总体设计合理原则,将主要巷道由地表进入煤层,为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采(带)区划分以及开采顺序与通风运输系统。4.1 井田开拓的基本问题4.1.1 影响井田开拓的主要因素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。4.1.2 井筒形式、位置、数目的确定(1)井硐形式的确定井筒形式

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