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第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一、交通位置XXXX井田位于XX省XX市东北约48KM的黄河西岸,行政区划隶属XX省XX市桑树坪镇管辖。二、自然地理1地形地貌本井田地处XX高塬,为低山丘陵区。地貌以山地梁峁为主体,由于受长时间的剥蚀,黄河及其支流的下切冲涮,形成了侵蚀深沟地貌。整个井田范围内,基岩大片裸露,植被稀少,地形比较复杂。地形呈西高东低,海拔标高392M657M,相对高差265M。2河流井田东部外侧为黄河,自北向南流过。井田东部边界距黄河岸边最短距离为20M,最大距离为345M,平均为1766M。该段黄河河床狭窄,水流湍急。一般水面高程为378381M。据龙门水文站资料,1960年以来,最大流量21000M3/S(1967年8月),最小流量88M3/S(1972年11月),最高洪水位38502M(1964年8月)。井田内发育两条东西向的沟谷,分别为杏家渠和石台沟,水流由西向东注入黄河,均属季节性水系。3气象及地震本井田所在地区属暖温带大陆性半干旱气候,年平均气温135,极端最高气温426,极端最低气温148。年均降水量559MM,年平均蒸发量1300MM,无霜期208天,土壤冻结深度42CM。风速一般为23级,最大风速14M/S,春夏季多东南风,秋冬季多西北风。根据XX省抗震办公室1993年10月编印的XX省工程抗震设防烈度图,XX地区地震烈度为度区。4经济概况本井田位于XX石炭二叠纪煤田XX矿区,矿区煤炭资源开发程度较高,有XX矿务局下峪口煤矿,桑树坪煤矿、燎原煤矿、个体煤矿、选煤厂及焦化厂等数十家企业。本区煤炭采、选、运输条件良好,开发所需水、电、路等基础设施完善。XX市被原煤炭部列为全国重点产煤县(市)之一。粮食作物以小麦为主,次为玉米、谷子和薯类。经济作物以花椒为主,次为棉花、蓖麻、油菜、大麻等,其中“大红袍”花椒,颗大色红,驰名国内外市场。三、井田开发概况本井田于1989年5月开始开发建设,1991年2月矿井建成投产,矿井设计建设规模015MT/A。矿井现采用立井、斜井综合开拓方式,斜井为主提升井,立井为副井,平硐行人回风,开采煤层为下二叠统山西组3号煤层,采用房柱后退式采煤法,回采工艺为炮采,木棚支护,分列式通风方式,抽出式通风方法。矿井现实际原煤产量已达015MT/A。2004年5月,咸阳顺安煤矿设计院编制完成了XXXX煤矿技术改造初步设计和XXXX煤矿技术改造初步设计安全专篇。矿井技术改造初步设计经上级有关部门审查批复后,于2005年3月开始建设,目前,矿井井巷工程,地面土建工程及部分机电工程已建设到位,矿井技改建设进展顺利。由于本井田位于黄河西岸,在井田的东南部,沿黄河岸边有2号煤层和3号煤出露,煤层埋藏较浅,开采和运输条件较好,所以,本井田及其附近小煤窑开发历史较悠久,有记载的小煤窑有碨子山煤矿等,开采范围均不清。因此,开采中应做好小煤窑开采范围的勘查工作,防止小煤窑采空区积水危及矿井正常生产。四、煤炭运销1煤炭市场供需情况随着国民经济建设的发展,煤炭需求量将会持续地增加。目前,在全国多数地区由于电煤的紧缺,导致拉闸限电现象时有发生,煤炭紧缺现象在短期内还很难改变。XX矿区3号煤煤质良好,得到了江苏、湖南、安徽、湖北、山东、XX等省、市企业的青睐,需求量较大。XX二电(120万KW/A)开工建设及龙门钢厂的扩大生产,也使得本地耗煤量增大。因此,分析当前煤炭市场情况,XXXX煤矿的原煤销售市场前景继续看好。实施XXXX煤矿的技术改造,对社会、对企业本身都将产生良好的效益。2煤炭运输XXXX煤矿距XX桑树坪煤矿煤炭铁路专用线约6KM,且有该矿的装车煤台。公路运输距乡(宁)韩(城)公路约200M,所以煤炭运输条件十分便利。五、电源矿井现供电电源为双回路6KW架空进线。其中一路来自XX枣庄6KW变电站馈出线路,另一路来自野鸡岭6KV变电站馈出的煤矿专用线路,供电电源可靠。六、水源本矿井位于黄河西岸边,地表水和地下水均较丰富。黄河河滩为砂土层,富水性强。二叠系上石盒子组底部砂岩、下石盒子组底部砂岩、山西组底部砂岩和太原组砂岩含水性中等。因此,矿井供水水源充足,能保障矿井的正常生产。第二节地质特征一、地层井田内揭露地层由老到新依次为(一)奥陶系中统(O2)中奥陶统上马家沟组(O2M)及峰峰组(O2F)为一套海相碳酸岩沉积,岩性主要为深灰色厚层状石灰岩夹白云岩及薄层泥灰岩,岩溶、裂隙较为发育,裂隙多被方解石脉充填,受长期风化、剥蚀作用,顶面起伏不平,厚度不详。(二)上石炭统太原组(C3T)上石炭统太原组(C3T)地层仅在矿井东南部外围的黄河岸边出露,岩性为下部以碎屑岩为主,粘土岩次之,一般不含煤,底部为含铝质泥岩。中部由石英砂岩、粉砂岩、石灰岩、泥岩及煤层组成。石灰岩层位较为稳定,为本区煤层对比的标志层之一(K2)。上部以各种粒度的砂岩为主,粉砂岩和砂质泥岩次之,砂岩为石英砂岩,以中粒结构为主,细、粗粒结构次之。顶部灰黑色厚层状粉砂岩、砂质泥岩,中夹细砂岩条带,发育水平层理,普遍含黄铁矿结核、菱铁矿层或透镜体。本组地层厚约4065M,与下伏奥陶系为假整合接触。(三)二叠系(P)1下二叠统(P1)(1)山西组(P1S)本组地层出露于矿井东部及黄河岸边,为一套近海陆相含煤沉积,为井田主要含煤地层,岩性以深灰、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩夹浅灰、褐灰色砂岩为主,含少量砂质灰岩及石英砂岩。本组中下部为含煤段,3号煤层为本矿井技改开采对象。本组厚度20110M,一般80M左右。与下伏地层整合接触。(2)下石盒子组(P1X)本组地层出露于本井田大部分地方,为一套湖沼相沉积,岩性主要为灰绿色及紫杂色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及含鲕粒铝土质泥岩。其中砂岩多为中、细粒岩屑石英砂岩,多为泥质胶结,少量为钙质胶结,砂质泥岩中含有较多大如米粒的菱铁质结核,结核呈浅灰色。本组厚度70M左右,与下伏地层整合接触。2上二叠统(P2)上石盒子组(P2S)为一套河湖相碎屑岩沉积,岩性为黄绿、暗紫色厚层状粉砂岩、砂质泥岩及中、细粒砂岩,底部厚层中粗粒砂岩为本区标志层之一(K5)。本组地层因受后期风化剥蚀作用影响,故厚度不全。与下伏地层整合接触。(四)第四系(Q)第四系(Q)沉积物类型受地形影响,山坡分布有少量坡积,沟谷中为冲洪积物,厚度030M,平均10M(综合柱状图)。二、构造本井田大地构造位置处于祁吕贺山字型构造前弧东翼内侧与新华夏系第三沉降带鄂尔多斯盆地东南缘复合部位,井田基本构造形态为单斜构造,岩层走向北东,倾向北西,倾角4左右。煤田地质勘查及矿井采掘过程中井田内均未发现断裂构造。三、煤层及煤质1煤层本井田含煤地层为下二叠统山西组及中石炭统太原组,含煤层三层,分别为山西组的2、3号煤层和太原组的11号煤层。本矿井采矿许可证批准开采3号煤层。3号煤层位于山西组中部,煤层厚度为435616M,平均厚度522M,全区可采厚度较为稳定,煤层结构简单,基本不含夹矸。2煤质3号煤层呈黑色,玻璃光泽,条带状结构,棱角状断口,性脆,受力易碎。燃烧时烟浓,烟焰长或中等,体积膨胀。裂隙发育,多被方解石脉充填,含黄铁矿结核。显微煤岩特征为凝胶化组分8190,半凝胶化组分一般小于10,半丝炭组分0837,煤中矿物杂质以黄铁矿和粘土矿物为主,宏观煤岩类型为半亮型煤。据100、102、103号钻孔资料,3号煤层煤质为原煤水分(MAD)为103,原煤灰分(AD)为1838,原煤挥发分(VDAF)为1459,精煤挥发分(VDAF)为1386,原煤全硫分(STD)为049,原煤发热量(QNETDAF)为3545MJ/KG。3号煤层属低中灰、特低硫、特高热值的瘦煤,可作为良好的炼焦配煤。四、水文地质(一)地表水井田东部外侧黄河自北向南流过,为常年流水,量大水急,对矿井有影响。井田内还发育着两条季节性河流杏家渠和石台沟,水流由西向东注入黄河。(二)地下水1第四系孔隙含水层(Q)主要赋存于第四系砂土及砂砾层中,厚度030M,平均10M,该层零星分布于井田之内基岩之上,主要受大气降水补给,补给条件差,故本层含水性弱。2石炭二叠系裂隙含水层(C3TP1S、P1X、P2S)(1)上石盒子组砂岩含水层(P2S)该层中下部碎屑颗粒较粗,裂隙发育,透水性好,单位涌水量为00018L/SM,渗透系数为00057M/D,水质类型为HCO3NA型,矿化度079083G/L,该层属弱、中等富水的含水层。(2)下石盒子组底部砂岩含水层(P1X)该层裂隙较发育,透水性中等,厚度一般1015M,单位涌水量为0000350116L/SM,平均0258L/SM,渗透系数0000084082M/D,水质类型为HCO3SO4NAMG型,矿化度084108G/L,属富水性弱的含水层。(3)山西组底部砂岩含水层(P1S)该层裂隙发育,透水性中等,厚度一般820M,单位涌水量为000003800028L/SM,平均0014L/SM,渗透系数000007800023M/D,水质类型为HCO3SO4NA型,矿化度087098G/L。本层上下隔水层较稳定,隔水条件良好,属富水性弱的含水层。井下实际生产中,二叠系砂岩含水性属中等。(4)太原组砂岩及K2灰岩含水层(C3F)太原组砂岩位于11号煤层上部。该层砂岩裂隙发育,透水性中等,厚度一般1216M,单位涌水量为00000170005L/SM,平均00026L/SM,参透系数0002100088M/D,水质类型为HCO3SO4NAMG型,矿化度078089G/L。K2灰岩岩溶发育不均,厚度变化较大,一般厚度38M,属含水性极不均一的岩溶含水层。3奥陶系石灰岩岩溶含水层(O2)奥陶系石炭岩系石炭二叠纪煤系地层的基底,它是由几个含水层和相对隔水层复合而成,该含水层为非均质强富水的岩溶承压含水层,区域水位高程367M。(三)矿井充水因素分析3号煤层其上覆基岩裂隙含水层富水性中等,地表冲沟发育,地表排泄畅通,大气降水补给性差。对井下开采影响不大。黄河位于井田的东部,距井田边界较近,黄河水流的侧向侵蚀,小煤窑的开采及可能出现的断裂构造,黄河水体对矿井的开采会造成一定的影响,故在开采中应加强地质工作,确保矿井的安全。据现场调查,矿井井田东部曾有小煤窑开采过,开采范围和开采时间不清,老窑积水是矿井开采中的主要危害之一。据调研分析,本技改设计在不考虑黄河水、窑积水影响的情况下,矿井正常涌水量、最大涌水量分别按35M3/H、53M3/H进行计算。五、开采技术条件1瓦斯根据XX市煤炭局2004年度矿井瓦斯等级鉴定结果,本矿井瓦斯绝对涌出量为098M3/MIN,相对涌出量1160M3/TD,CO2涌出量为984M3/TD,属高瓦斯矿井。新井基建中井下实际瓦斯浓度基本测定值在0305。邻近矿井桑树坪煤矿为突出矿井,瓦斯涌出量较大。本矿井下生产13A未发生煤与瓦斯突出现象。故矿井瓦斯等级按高瓦斯矿井考虑。2煤尘本矿井开采的3号煤尘具有爆炸危险性。3煤的自燃性3号煤层含硫量低,变质程度相对较高,井下及地面堆放的煤从未自燃发火,故3号煤层不具备自燃发火性。4地温根据实际生产过程中地温状况及梯度变化情况,本矿井属地温正常区。5煤层顶底板岩性煤层伪顶为深灰至灰黑色细粉砂岩、砂质泥岩及泥岩,厚度为0410M,直接顶为粗粒粉砂岩,老顶为中粒砂岩;直接底板为深灰至灰黑色砂质泥岩及中粒砂岩,含较多植物根部化石。矿井开采时无底鼓现象。六、技改地质资料存在的问题及建议XXXX煤矿技术改造地质资料由XX省煤田地质局一三九队于2004年3月编制完成。一三九队根据XX省煤田地质局一三一队1970年提交的XX矿区桑树坪井田精查勘探地质报告、2000年7月编制的XXXX煤矿地质储量简测说明及其进行的矿井实测地质资料,编制完成了XXXX煤矿3号煤层资源量说明书,为设计提供了设计基础资料。存在的问题及建议1对井田现开采范围及巷道布置系统反映不够全面,矿井剩余资源量计算有偏差。2老窑开采区范围不清,基础储量中未扣除老窑开采的储量。3黄河保安煤柱确定的依据未提,仅用A、B两拐点的连线作为划定边界。开采前应补做水文地质工作,以确定合理安全的保安煤柱尺寸。43号煤层及其顶底板岩层力学性能未阐述,建议技改施工前应进行测试,以确定合理的巷道布置及支护方式。5XX矿区是煤与瓦斯突出矿区,地质资料中对矿井及邻近矿井瓦斯含量、压力、涌出量及其梯度变化论述偏少。6矿井靠近黄河,井田曾有小煤窑开采过,对矿井水文地质条件论述较少,如老窑积水范围、水量及水压,井田与黄河水有无构造水力联系等。建议开采前应补做水文地质勘查。第二章井田开拓第一节井田境界及资源/储量一、井田境界XX省国土资源厅2000年10月31日颁发的采矿许可证(证号6100000031665),XXXX井田由6个拐点圈定,其拐点坐标为点号X坐标Y坐标139550001946052823955900194605003395715019460418B395724519460800C395600019461000A395500019460925开采深度由423M至280M标高。2002年4月2日XX省国土资源厅重新审查核准。本井田位于XX省XX矿区桑树坪井田东部边界外侧,煤炭资源属于桑树坪井田划归地方开采的边角煤。本井田为一近似长条状矩形,井田走向较小,倾斜较长,其走向460M,倾斜2240M,面积为09885KM2。井田的北部、西部与XX矿务局桑树坪煤矿为界,南部与XX市黄河二矿为邻,东部为黄河保护煤柱。二、资源/储量1基础储量XX省煤田地质局一三九队2004年3月编制的XXXX煤矿3号煤层资源储量说明书中,本井田扣除已采煤量、黄河保护煤柱量(井田内A、B两拐点连线以东部分)后,保有控制的经济基础储量(122B)为420MT。2可采储量扣除永久煤柱损失086MT(其中新井开采区075MT,老井预留区011MT),开采损失083MT(其中新井开采区049MT,老井预留区034MT)后,矿井可采储量(122)为258MT,其中新井开采区为156MT,老井预留区为102MT,详见表211。矿井可采储量表211MT开采区名称基础储量(122B)永久煤柱损失开采损失可采储量(122)备注新井开采区273065052156老井预留区147011034102全矿井420076086258永久煤柱不包括黄河保护煤柱量。开采损失按25计算。3永久煤柱留设本井田开采范围内没有村庄,需要留设的煤柱有黄河煤柱、工业场地煤柱(包括单身职工居住区)、井筒及井底车场煤柱。大巷煤柱50回收。各类煤柱留设,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要求设计。(1)黄河煤柱黄河煤柱留设宽度按下式计算0552253446M式中L煤层顺层防水煤柱宽度,M;M煤层厚度,M;P隔水层所承受的水压,MPA。水压按黄河最大水位标高和井下最低开采标高计算。P981103(385290)093MPA;KP煤层的抗张强度,MPA,取KP04;A安全系数,取A5。一三九队编制的XXXX煤矿3号煤层资源储量说明书中,将井田A、B两拐点连线的以东部分留为黄河保安煤柱,煤柱边界线至黄河西岸边最小宽度为170M,井田内黄河煤柱量为105MT(未包括PK305MAL4093在42MT保有储量内)。由于井田东部有小煤窑开采,且开采范围不清;地质勘查构造控制不够,水文地质条件不清。为确保矿井开采期间不受黄河水的威胁,本设计认为在上述条件下,黄河保安煤柱留设大小仍维持一三九队提出的方案。(2)工业场地及井筒煤柱工业场地、井筒煤柱按垂直剖面法留设。工业场地、井筒煤柱为06MT,其中新井工业场地煤柱(仅本井田内)013MT,井筒煤柱047MT。(3)井田境界煤柱井田境界煤柱一侧为20M。矿井永久煤柱损失共计076MT,详见表212。需要指出,矿井现混合提升斜井井口技改后为矿井回风斜井布置在本井田外,开采期间应处理好井筒保护与资源开采的关系,确保矿井的安全。永久煤柱损失量汇总表表212煤柱损失量/MT序号煤柱名称新井开采区老井预留区小计备注1黄河煤柱105井田内煤柱量,未计入122B2工业场地煤柱013013井田内所占煤柱量3井筒及井底车场煤柱036011047不包括与工业场地煤柱重合部分4井田境界煤柱0160165全矿井065011076不包括黄河煤柱第二节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度按煤炭工业小型矿井设计规范规定,确定矿井设计年工作日为330D,每天三班作业,每天净提升时间为16H。二、矿井设计生产能力XXXX煤矿现斜井出煤,矿井实际生产原煤015MT/A,根据矿井技术改造设计委托书要求,矿井技术改造设计生产能力为015MT/A。三、矿井技术改造后矿井服务年限根据XX省煤田地质局一三九队提供的XXXX煤矿3号煤层资源储量说明书地质资料和XX煤矿现井下巷道系统及开采范围,本次技术改造设计将现保有储量划分为两部分开采,划分的原则尽量扩大新井开采区的范围,新井无法开采的范围划分为老井开采。经计算,老井预留开采区的可采储量为102MT,新井开采区可采储量为156MT。老井预留服务年限为5A新井开采区服务年限为8A式中T、T分别为老井预留区、新井开采区服务年限,A;ZK、ZK分别为老井预留区、新井开采区可采储量,MT;A矿井设计生产能力,MT/A;C储量备用系数,取13。矿井设计总服务年限为13A。需要指出,矿井老井预留区由于受小煤窑碨子山矿的开采,预留区实际预可采储量要比地质部门提CAZTK31502CAZTK31506供的量值要小,老井预留区实际服务年限要比5A小。第三节井田开拓一、井田开拓现状本井田为倾斜长、走向短的长条状矩形,煤层埋藏较浅,地质构造简单,煤层倾角4左右,地面地形条件复杂。矿井现生产井采用斜井、立井综合开拓方式。新设计井采用斜井开拓。1现生产井开采区斜井、立井基本位于井田倾斜方向的中部,走向的西翼。斜井为主提升井,立井为副井,各自都有独立的工业场地,两井口被井田中部的山梁隔开,斜井在山梁的北坡,立井在山梁的南部,两井口水平间距为610M。斜井井口坐标X3956246,Y19460450,井口标高507480M,井筒倾角25,井筒方位角345,井筒斜长372M,井筒净断面积63M2,料石砌碹。井筒装备25T自制前卸式箕斗单钩提升煤炭,提升绞车型号为JT12001024型单滚筒绞车,配用电机功率55KW。立井井口坐标X3955680,Y19460624,井口标高54522M,井筒方位角270,井筒深180M,井筒净直径3M,无梯子间,井筒料石砌碹,井筒装备吊罐运送材料,提升绞车型号为JT1000900单滚筒绞车,配用电机功率为45KW。斜井、立井均进风,在井田的东部2号煤层露头处开凿一平硐(位于3号煤层顶板,距3号煤层底板约47M)作为回风、排水和安全出口。平硐井口坐标X3955706,Y19460905,井口标高4225M,长度40M,断面积4M2,木棚支护。矿井地面主要通风机为BK54型轴流式通风机,配用电机功率为30KW。井田南部500390M2范围已回采完,矿井目前正在回采斜井、立井东侧的煤炭。根据井下送巷实际揭露,该区煤炭资源遭小煤窑开采,可采范围和可采储量均较地质部门提供的资料有较大差异。回采难度较大,生产成本增高,回采期缩短。由于井田中部小煤窑碨子山矿(现已闭坑)的开采,破坏了XX井田的整体性,隔断了利用现有开采系统开采井田北部煤炭资源的去路;斜井、立井井底附近的保护煤柱被回采,尤其是斜井井底北部70M范围。井底巷道变形严重,维护困难,利用现有系统开采井田北部煤炭比较困难。因此,XX煤矿于2004年5月开始进行矿井的技术改造工作。2新井开采区新井开采区设计采用斜井开拓。目前,新主斜井、副斜井及井底车场等井巷工程已施工完毕,盘区巷道及回采巷道正在施工。新井开采区的开拓方式基本按矿井技改设计的方案进行施工。开拓情况详见本节下面内容。二、新井开采区工业场地及井口位置选择1技改设计工业场地及井口位置选择矿井技改设计根据XX井田北部煤层赋存特点,地形地貌,交通运输条件等因素,对新井开采区工业场地及井口位置的选择提出了两种方案,一是在石台沟沟口北岸,二是在井田的东北角。石台沟沟口北岸作为矿井工业场地因地面窑洞多,挖填土方量大;煤炭外运、供电距离较远;压煤多;曾有过小煤窑开采,且开采范围不清;不便于井下巷道布置,井下初期开采的安全性和可靠性差等原因,方案被淘汰。设计确定第二方案,即在井田的东北角黄河岸边荒坡上布置工业场地及井口。其优点是井田的东北角为一荒坡地,有少量的树木,地势较石台沟北岸平坦,有利于工业场地布置;挖填土方工程量小;煤炭外运、供电距离近,乡(山西乡宁)韩(城)公路从井田北侧通过,距矿井工业场地约200M左右,交通便利;工业场地位于井田外黄河保安煤柱之上,井田压煤少;井下可形成一个上山盘区开采井田北部剩余煤炭资源,井巷工程量少,开采便利,生产环节少,简单;初期开采的安全性和可靠性高。2矿井现形成的新工业场地矿井现已形成的新井开采区工业场地位置位于井田东北角黄河岸边荒坡上,基本与技改设计选择位置大致相近。所不同的是矿井工业场地向东和北较原设计分别偏移50M和150M,矿井主、副井井口较原设计位置偏移北东110M,井口标高较原设计提高4M多。矿井工业场地及井口调整的主要原因是(1)矿井原设计时因时间关系,矿井未进行工业场地实测,提供的地面地形图与实际有较大的差异,两井口北移利于地面工业场地布置和基建排矸;(2)原设计井口位置基建土方量大,基建费用高;(3)原井口位置附近的农村坟墓迁移未达成协议。本次技改设计修改认为,新工业场地位置选择基本合理,可满足矿井生产要求。但工业场地北移使两井筒长度加长,矿井基建开拓工程量和基建费用增加。同时需要指出,矿井工业场地布置在黄河保护煤柱上,矿井工业场地保护煤柱部分压占邻近矿井资源,建议矿井生产中应与有关部门及邻近矿井协调好关系,确保矿井工业场地及井筒的安全。三、开拓方案1技改设计开拓方案矿井技改设计提出二种开拓方案,即一对斜井开拓方案和一立一斜开拓方案。经技术及经济分析比较,确定方案为一对斜井开拓方案。一对斜井开拓方案在矿井新开采区工业场地布置二条斜井,分别掘至3号煤层顶板和底板,其中一条为主斜井,一条为副斜井,井筒间距为30M。主斜井井口坐标为X3957137544,Y19460829790,井口标高410000M(底板标高),井筒方位角为80,井筒倾角25,井筒斜长318339,井筒净宽度29M,净断面积76M2,井筒装备3T自制箕斗,单钩提升。承担矿井主提升(煤炭),兼作矿井进风和安全出口;副斜井井口坐标为X3957108000,Y19460835000,井口标高410000M(底板标高),井筒方位角为80,井筒倾角23,井筒斜长289201M,井筒净宽度25M,净断面积59M2,井筒装备075M3翻斗式矿车、人车及材料车,单钩串车提升,承担矿井辅助提升,兼作矿井进风和安全出口;矿井回风井利用现混合提升斜井改作为回风斜井,其利用长度为254319M,承担矿井的回风和安全出口任务。主斜井开凿至3号煤层顶板30000M标高,在岩层中布置运输大巷,副斜井开凿至3号煤层底板297000M标高,在煤层中沿煤层底板布置轨道大巷,并开掘主、副井井底联络巷,在副井井底车场南侧布置井下中央变电所及水泵房、水仓。输送机运输大巷、轨道运输大巷送至井田西部边界,沿井田境界煤柱布置三条盘区上山。盘区回风上山通过一段回风斜巷与回风斜井(400M标高)沟通。2矿井现已形成的开拓方式矿井现已形成的开拓方式与技改设计确定的开拓方式相同,为一对斜井开拓。主斜井井口坐标X3957234208,Y19460883611,井口标高414599M,井底标高243459M,井筒倾角23,井筒斜长438M,井筒提升方位角为65。井筒拟装备SQD180型大倾角带式输送机承担矿井主提升(煤炭),兼作矿井进风和安全出口。副斜井井口坐标X3957202841,Y19460896594,井口标高414420M,井底标高262353M,井筒倾角21,井筒斜长425M,井筒提升方位角为65。井筒仍拟装备075M3翻斗式矿车、人车及材料车,单钩串车提升,承担矿井辅助提升,兼作矿井进风和安全出口。回风斜井矿井回风井仍将利用现混合提升斜井改作为回风斜井,其利用长度从254319M调整为199M,承担矿井的回风和安全出口任务。矿井回风井系统改造工作还未进行。矿井未设运输大巷和轨道运输大巷。主斜井掘至3号煤层底板下250492M处采用5M的垂直煤仓与盘区输送机上山连接,在井底煤仓下侧采用25的斜巷与副井井底车场连接,同时井筒在见煤点采用煤层巷道与盘区输送机上山相连接。副斜井掘至3号煤层底板下262353M处布置井底车场,在副井井底车场南侧布置井下中央变电所、水泵房和水仓。井底车场直接与盘区材料上山连接。在井田北部边界,沿井田境界煤柱布置三条盘区上山。其中输送机上山和回风上山布置在煤层中,且沿煤层顶板布置,材料上山布置在煤层底板下2027M的岩层中。盘区回风上山通过一段回风斜巷与回风斜井(423379M标高)沟通。本设计认为,矿井现已形成的开拓系统合理、可行,可满足矿井安全生产的要求。三、开采水平及大巷布置本井田北部新开采区范围走向长度为380M,倾斜宽度为910M,开采3号煤层,煤层倾角4左右,煤层平均厚度522M,技改设计确定设立一个水平开采剩余储量,水平标高30000M,运输大巷布置在3号煤层顶板中,沿煤层顶板掘进,采用胶带输送机运输;轨道大巷设在3号煤层中,标高为297000M(沿煤层底板布置)。用一个上山盘区开采剩余井田储量。矿井现现形成的开拓系统井下不设运输大巷和辅助运输大巷,盘区巷道直接与井底车场、井底煤仓连接,减少井下运输环节。主井井底标高为243459M,副井井底标高为262353M,矿井开采水平拟定为262M。四、盘区划分及开采顺序本井田剩余储量划为一个单翼上山盘区开采。由于本矿井为高瓦斯矿井,煤层较软,为便于开采期间瓦斯防治,工作面顶板支护管理,减少区段煤柱损失,避免采掘工作面相互干扰,保障采掘间正常接续,技改设计盘区内区段间采用跳采式布置,进行下行式开采,采煤工作面开采顺序为后退式。2007年4月9日,矿井在技改施工建设中,输送机上山掘进到L10区段时,工作面涌水加大,涌水量为10M3/H15M3/H,截至7月8日,掘进工作面累计涌水量大约20000M3。目前,涌水量减少到100M3/D42M3/H。据分析,涌水水源为新开采区上部老窑采空区积水。为使矿井能尽快建成投产,保证矿井按期接续生产,本次技改设计修改拟将区段间开采顺序调整为上行式。采煤工作面开采顺序仍为后退式。第四节井筒、井底车场及硐室一、井筒矿井技术改造方案为新掘一对斜井(主、副斜井)与回风斜井(利用现混合提升斜井)进行贯通开拓剩余煤炭储量。但在实施过程中,井筒的有关参数发生了变化,变化结果如下主斜井倾角为23,井筒斜长为43800M。井筒采用直墙半圆拱断面、锚喷支护方式,净断面为803M2,设计掘进断面为882M2。井筒内铺设800MM皮带,另外,洒水管路布置在此井筒内。主斜井主要用于提升煤炭并兼作进风井。主斜井井筒断面见图241。副斜井倾角为21,井筒斜长为42500M。井筒采用直墙半圆拱断面、锚喷支护方式,净断面为642M2,设计掘进断面为648M2。井筒内铺单轨,轨型22KG/M,木轨枕,提升容器为075M3翻斗车、人车及材料车,另外,排水管路、动力电缆布置在此井筒中。副斜井主要担负提矸、运料和升降人员等任务并兼作矿井另一进风井。副斜井井筒断面见图242。回风斜井利用现混合提升斜井。井筒倾角为25,利用段长度为199M,井筒采用直墙半圆拱断面、粗石砌碹支护,净断面为56M2。该井筒主要作为矿井回风兼安全出口之用。回风斜井井筒断面见图243。井筒特征见表241。二、井底车场及硐室副斜井井底车场主要巷道布置在3号煤层底板约27M的岩石中。主斜井井底设置立式煤仓。煤仓为圆形断面、砼支护,净径为50M,高度为25M,有效容量约为400T。主斜井井底采用25清理斜巷与副斜井井底相通。井底车场中的主要硐室有候车室、主变电硐室、主水泵房和水仓等。水仓由独立的两条巷道组成,水仓总容量满足8小时矿井正常涌水量的要求,清理采用人工方式。井底车场巷道和硐室均采用直墙半圆拱断面、锚喷支护方式。第三章大巷运输及设备矿井技改设计修改方案确定,工作面运输巷和盘区运输上山均采用胶带输送机运煤,盘区煤炭直接进入井底煤仓,由主斜井胶带输送机运出。材料、设备运输亦由材料上山经井底车场与副井衔接,完成运输任务。因此,矿井无运输大巷,故不进行设备选择。副斜井选择075M3翻斗车运输矸石或煤炭,型号为MF0756型;选择一吨平板车运输设备,型号为MP16A型;选择一吨材料车运输材料,型号为MP16A型。运输人员为XRC106/6型人车。各类矿车特征见表311。矿车特征表表311外形尺寸/MM矿车名称型号容积/M3载重/KG轨距/MM轴距/MM长宽高自重/KG075M3翻斗车MF07560851100600500170090010503741吨平板车MP16A100060055020008804104641吨材料车MP16A100060055020008801150494第四章盘区布置及装备第一节采煤方法一、采煤方法选择本井田现开采煤层厚度435616M,平均522M,井田西北部较厚,东南部较薄,煤层结构简单。煤层赋存稳定,地质构造简单,无大的断裂构造。井田为单斜构造,煤层走向NE53,倾向NW37,倾角4左右。煤层伪顶为深灰至灰黑色细粉砂岩、砂质泥岩及泥岩,厚度为0410M,直接顶为粗粒粉砂岩,老顶为中粒砂岩;直接底板为深灰至灰黑色砂质泥岩及中粒砂岩(综合柱状图)。高瓦斯矿井,煤尘具有爆炸危险性,煤层不自燃。本矿井现采用房柱式扩帮挑顶采煤法,回采工艺为爆破落煤,架子车运煤,工作面顶板控制采用木棚支架,背以木条。此采煤法回采工艺落后,回采率低,煤炭损失量大;采煤工作面安全出口少;靠局部通风机通风,通风可靠性低,排放瓦斯能力差;材料消耗量大;采煤工作面防灾抗灾能力弱。因此,技改设计建议推荐短壁式采煤法。型长梁放顶煤采煤法,由于其支架成本低,适应性广,操作方便,安全性能好,经济效益高等特点,已在全国各地厚煤层开采中被使用。近年来,XX矿务局在吸取总结各地放顶煤开采技术经验的基础上,在3号煤层中试验型长梁炮采放顶煤技术亦获得了成功,并在全局推广使用。2000年下峪口煤矿二个炮采队在3号煤中使用型长梁炮采采煤法产量达到1007MT,取得了可观的经济效益和社会效益。因此,本设计仍确定采用走向短壁型长梁炮采放顶煤一次采全高采煤法。二、回采工艺设备采煤工作面采用炮采放顶煤一次采全高采煤法,其回采工艺为打眼爆破落煤,挂网移主梁护顶,装运煤炭,支护顶板(主梁煤壁柱),移架放顶煤(移副梁),移溜整架。工作面采高为20M(开帮高度),放顶煤高度为235416M,采放比为112121。1爆破落煤采煤工作面采高为20M,炮眼布置形式为三花眼,眼距为15M,炮眼深度为13M,开帮进尺10M,打眼设备为ZMS12B型煤电钻。2运煤工作面输送机选用SGB620/40型可弯曲刮板输送机,输送机推移设备为YQ48型,工作面运输巷配SGB620/40型刮板输送机为转载机,工作面运输巷胶带输送为SSJ800/40型。3顶板管理工作面顶板支护选用HDSB2400型型梁钢及DZ2030/100型外注式单体液压支柱支护顶板。一副支架为两梁(主梁及副梁)五柱,支架间距为06M。菱形金属网护顶。工作面最小控顶距为26M,最大控顶距为36M。采空区处理采用全部垮落法。4工作面循环作业工作面作业方式采用“二采一准”,采煤班一班完成一个循环,每个循环进尺10M。准备班检修溜子和整修支架。第二节盘区布置一、盘区巷道布置1技改设计盘区巷道布置本井田新井开采区范围较小,仅0346KM2,扣除井田境界煤柱,黄河保安煤柱,井筒及大巷煤柱,老窑开采区防水煤柱后,可供布置盘区开采的范围则更小,所以新井开采区只能划为一个盘区开采。其开采范围北至井筒煤柱,南至碨子山矿采空区防水保安煤柱,西至井田西部境界煤柱,东为黄河保安煤柱。盘区走向长度360M,倾斜宽度720M,煤层平均厚度522M,可采储量(122)为156MT,盘区服务年限8A。由于盘区储量少,服务年限短,生产能力小,盘区巷道布置主要为煤巷。技改设计沿井田西部境界煤柱边界线布置三条煤层盘区上山,形成单翼盘区。输送机上山、轨道上山、回风上山分别沿煤层底板、煤层中部、煤层顶板布置,倾角4左右,三条上山间距均为20M,上山保护煤柱宽度为30M;输送机上山、轨道上山分别与输送机运输大巷、轨道大巷连接,回风上山经回风斜巷与回风斜井连接。盘区共划分16个区段回采。首采区段确定为L14区段(从盘区上部往下数第三个区段),工作面长度40M,走向推进长度285M。盘区内区段间采用跳采。2矿井现已形成的盘区巷道系统沿井田西部境界煤柱边界线并列布置三条盘区上山,分别为输送机上山、回风上山和材料上山。输送机上山和回风上山布置在3号煤层中,沿煤层顶板掘进,间距3850M,倾角4左右。材料上山布置在煤层底板岩层中,距煤层底板2027M,倾角5。输送机上山直接与井底煤仓连接。回风上山为专用回风巷,与回风斜井采用岩石斜巷连接。材料上山与副井井底车场直接连接,与工作面回风巷(轨道)采用21或25岩石斜巷连接。设计盘区输送机上山为764M,材料上山为604M,回风上山为723M。截至2007年7月8日,三条上山现已掘进至L10区段。由于井下掘进施工过程中工作面的大量涌水,为确保矿井安全,顺利基建投产,矿井拟将首采工作面从技改设计的L14区段调整为L4区段。L4工作面倾斜长度为40M,工作面走向长度为291M(输送机上山)。盘区巷道布置见图C(JX)10341631、C(JX)10341632。本设计认为,矿井现形成的盘区巷道系统合理,与井田新的开拓布局相适应,盘区巷道保护煤柱少,材料上山巷道后期维护费用少,有利于矿井防治水,可满足盘区安全生产的要求。但材料上山掘进费用高,投资大,盘区辅助运输环节多,占有设备多。二、工作面生产能力本次矿井技改设计修改,矿井生产能力仍为015MT/A,一个采煤工作面和二个掘进工作面完成矿井015MT/A的生产任务。工作面的布置及生产方式不变。工作面作业方式为“两采一准”。采煤班每班推进10M,日推进度为20M,工作面年推进度为LNNB3302090594M取LN600M式中LN工作面年推进度,M;N工作面年工作日,D;B日循环进度,M;循环完成率。工作面生产能力AGLNMLGRKG1066005224013808610601486MT式中AG工作面生产能力,MT;M煤层平均厚度,M;LG工作面长度,M;R煤层视密度,T/M3;KG工作面回采率取85,其中开采(开帮)回采率取95,顶煤回采率取80。矿井技改后,新井开采区正规生产(初期达产)时工作面特征见表424。矿井正常生产期间配备2个掘进工作面准备,掘进出煤量年约001MT。矿井年采煤、掘进共生产原煤01586MT。矿井技改后正规生产(初期达产)时盘区工作面特征表表421工作面名称工作面装备煤层平均厚度/M长度/M日循环进度/M年推进度/M年生产能/MTL4ZMS12B型煤电钻SGB620/40型可弯曲刮板输送机YQ48型推溜器HDSB2400MM型梁DZ2030/100型外注式液压支柱JH8型回柱绞车DZQ注液枪XRB50/125型乳化液泵站3号煤层522402060001486三、盘区车场及硐室1盘区车场采煤工作面煤炭、掘进出煤采用“一条龙”胶带输送机运输至井底煤仓,材料、设备采用矿用无轨防爆三轮车及矿车分段运输。盘区材料上山采用无轨防爆三轮车,一、二、三号材料斜巷及工作面回风巷采用矿车运输。掘进出煤运输采用胶带运输。因此,盘区上、中、下部设平车场。2盘区硐室盘区后期设变电所。四、盘区生产系统1煤炭运输L4采煤工作面L4工作面运输巷盘区输送机上山井底煤仓主斜井(胶带)地面。2材料运输副斜井井底车场盘区下部车场材料上山一号材料斜巷L4工作回风巷L4采煤工作面。3通风新鲜风流由主、副斜井井底车场盘区材料上山(一号材料斜巷)、输送机上山L4采煤工作面运输巷L4采煤工作面。污浊风流由L4采煤工作面L4工作面回风巷盘区回风上山回风斜巷回风斜井地面。4排水盘区采掘工作面均配备小水泵,回采巷道设水沟。水排到材料上山,进入井底车场水仓后,经副斜井排出地面。第五章通风和安全第一节概述XX煤矿南部与黄河二矿相邻,西部、北部与XX矿务局桑树坪矿为邻,东部为黄河煤柱,井田为一南北分布的长条带状。一、煤层及顶底板矿井只开采3号煤层,此煤层厚435M616M,平均522M。伪顶为深灰至灰黑色细粉砂岩、砂质泥岩及泥岩,含较多的云母和植物化石碎片,裂隙不发育,易破碎,厚度040M100M;老顶为中粒砂岩。直接底板为深灰至灰黑色砂质泥岩及中粒砂岩,无底鼓现象。二、开采技术条件1矿井瓦斯本矿2004年度生产区瓦斯等级鉴定结果瓦斯绝对涌出量为098M3/MIN,相对涌出量1160M3/T,CO2相对涌出量984M3/T,该矿为高瓦斯矿井。2煤尘XX矿区3号煤层的煤尘经测试具有爆炸危险性,因此,该矿煤尘属爆炸危险性煤尘。3煤的自燃性3号煤层含硫量低,在邻近煤矿地面煤堆及井下均未发生过自燃现象,故本矿煤层无自燃发火性。4地温本矿井属地温正常区,无地热危害。三、水文地质条件1地表水矿井东部为黄河,井田东部边界距黄河最小距离20M。黄河一般水面标高378M381M,最高洪水位38502M。本矿开采的煤层底板标高为280M360M。黄河水流的侧向侵蚀及渗漏洪水期的高水位将对3号煤层的开采产生一定的影响。井田内有杏家渠和石台沟,均为季节性河流,流量很小。2地下水地下水有含水层和老空水。含水层有(1)松散层孔隙水第四系砂土及砂砾石层,厚020M,在井田范围内呈零星分布,受大气补给,含水性弱。(2)裂隙水上石盒子组砂岩含水层此含水层属弱中等富水含水层,单位涌水量为00018L/SM,渗透系数00057M/D。下石盒子组底部砂岩含水层岩性为浅灰、灰白及灰绿色细至中、粗砂岩、泥质、钙质胶结,裂隙较发育,透水性中等,厚10M15M,单位涌水量0000350116L/SM,渗透系数0000084082M/D,属富水性弱的含水层。山西组底部砂岩含水层厚度8M20M,单位涌水量为000003800028L/SM,属富水性弱的含水层。太原组砂岩含水层岩性为砂岩及砂砾岩,裂隙较发育,透水性中等,厚12M16M。单位涌水量00000170005L/SM,渗透系数00002100088M/D。(3)岩溶裂隙水太原组K2灰岩含水层厚3M8M,裂隙岩溶发育不均,为含水性极不均一的岩溶裂隙含水层。奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层该含水层为一个非均质强富水的承压岩溶裂隙含水层,富水性极不均一,区域水位高程367M左右。老空水本区北部为该矿的老空区,因其标高高于设计区,其内的积水对南部的开采有威胁,应留足够的煤柱预以隔绝。在新设计区东部边界中段有开过的小窑,范围不详,在此附近开采时,应加强探放水工作。据以上矿井水文情况,本矿井属水文条件复杂的矿井。第二节矿井通风一、矿井通风系统1矿井通风方式根据本矿的地质条件与新井开采区开拓方式,矿井通风方式为分列式。主、副斜井进风,原提升斜井回风。2矿井通风方法本矿井为高瓦斯矿井,矿井通风方法选用抽出式。3通风网络本矿的采煤工作面、掘进工作面,硐室均采用独立通风,全矿井通风网路为分区式。矿井通风系统见图C(JX)10341711、C(JX)10341712。二、矿井风量计算全矿井布置一个采煤工作面,两个掘进工作面,4辆15马力的防爆柴油机车作辅助运输;独立通风的硐室为盘区变所,其他用风地点主要是需要通风的巷道(含井下移动瓦斯抽放泵站所在的巷道)。1采煤工作面风量计算按人数、温度、炸药消耗、瓦斯涌出量计算后取最大值,经风速验算,符合要求者既定为工作面风量。(1)按瓦斯涌出量计算QCTQCH4KC/14404541160115/1440421M3/MINQC100QCH4KCH410042116680M3/MIN式中QC采煤工作面需风量,M3/MIN;QCH4采煤工作面瓦斯绝对涌出量,M3/MIN;T采煤工作面日产量,T/日;QCH4瓦斯相对涌出量,M3/T;KC产量不均衡系数。K瓦斯涌出不均衡系数。(2)按炸药消耗计算QC25A2510250M3/MIN式中A一次爆破的炸药消耗量,KG。(3)按人数计算QC4N41560M3/MIN式中N采煤工作面同时工作的最多人数,人。2掘进工作面风量计算技改完成后,井下布置两个掘进工作面服务于采煤工作面巷道的掘进。掘进的巷道最大掘进面积为66M2。矿井现有3台YBF160M12掘进通风机,该风机的吸风量为170340M3/MIN,风压6504300PA。本次技改设计掘进工作面通风仍采用矿井现有的局部通风机。(1)按瓦斯涌出量计算掘进工作面风量QJCH4TJQCH41440043M3/MINQJ100QJCH4KJ1000431880M3/MIN式中QJCH4掘进工作面瓦斯绝对涌出量,M3/MIN;TJ掘进工作面出煤量,T/日;QJ掘进工作面风量,M3/MIN;KJ掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数。(2)按炸药消耗量计算QJ25A254100M3/MIN式中A一次爆破的炸药消耗量,KG。(3)按人数计算QJ4N4936M3/MIN式中N掘进工作年同时工作的最多人数,人。(4)按最低风速计算QJ025SJ600256699M3/MIN式中SJ掘井工作面断面积,M2。经比较按炸药消耗量计算的风量为最大,取掘进工作面需要的风量为QJ100M3/MIN。局部通风机的吸风量按170M3/MIN计算,掘进工作面供风量为QJ60025SQX6002555170253M3/MIN式中QJ掘进工作面供风量,M3/MIN;S局部通风机安装地点巷道断面积,M2;QX局部通风机吸风量M3/MIN。3独立通风的硐室的风量盘区变电所按90M3/MIN供风。4稀释柴油机车尾气需要的风量QXN1Q075N1Q05N1Q05N1Q111540751115405111540511154165M3/MIN式中QX稀释尾气需要的风量,M3/MIN;N1柴油机车的功率,KW;Q柴油机车供风标准,Q54M3/MINKW。5其他用风地点风量矿井通风困难时期,井下的其他用风地点为掘进工作面以南的运输上山巷道和移动瓦斯抽放泵站所在的巷道。矿井通风容易时期其他用风地点输送机上山巷道。巷道风量为QH60025SH600256395M3/MIN式中QH巷道通风量,M3/MIN;SH巷道断面积,M2。矿井通风困难时期井下一个采煤工作面、2个掘进工作面、4台15马力的防爆柴油机车,其他通风地点2处。矿井通风困难时期(初期)总进风量为Q矿难(QCQJQXQQ)K通(6802532165952)1201850M3/MI

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