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1、 . . 68/79井田开拓、采区通风与矿井通风设计 日期: HYPERLINK :/ 摘 要本设计为双鸭山矿业东荣一矿矿井通风系统设计,东荣一矿共有12层可采煤层,本设计取其中条件较好的12和16煤层,煤层厚度合计约为为3.50m。设计井田的可采储量120.75Mt,服务年限为95.8年。矿井通风系统是组成矿井生产的一个重要环节。开发与生产相适应的合理的通风设计,可以更好的保证生产所需的充足、稳定的风量;且在较好的经济效果基础上,具备较强的抗灾能力,达到技术上的先进、合理、可靠本设计中采用立井开拓方式。结合东荣一矿的地质条件、煤层赋存情况、以与整个矿井的瓦斯涌出情况,确定了东荣一矿的矿井通风

2、系统,并计算出矿井的最大通风阻力,然后根据这些计算数据选出合适的通风机。根据设计矿井的基本情况和通风系统,初步确定了瓦斯、火灾、顶板、热害等灾害的预防治理措施。关键词:通风系统; 通风阻力; 通风机; 通风费用AbstractThis design is for the DongrongyiCoal Mine of Shuangyashan Mining Limited Company about ventilation system, and DongrongyiCoal Mine has 12 to be possible to mine coal the level, this desi

3、gn takes the condition good 12 and 16 coal bed, coal bed thickness is3.5m, design well fields recoverable resources 120.75M ton , the service life is95.8 years.The mine ventilation system is an important part of the production. The ventilation design which is the reasonable combination of developmen

4、t and production could ensure adequate and stable air flow to produce better. Based on a better economic effect, it has the strong ability to resist disaster, and achieves advance,reasonableness and reliability on technique.This design mine pit selects the double vertical shaft development method. U

5、nifies the Dongrong one ore the geological condition, the coal bed tax saves the situation, the mine pit production system as well as the entire mine pit gas discharge situation, had determined the Dongrong two ores mine ventilation systems, calculate the mine pit initial period and the later period

6、 always need the amount of wind, extracts the mine pit through network resolving the most greatly flowing resistance, acts according to these parameters to select the appropriate main ventilator again.Based on the fundamental state and ventilation system of the designed coal mine, the preliminary pr

7、evention and control measures of some disasters, suchas gas, fire and roof disaster, are presented in this design.Key word:Ventilation system;VentilationResistance; Ventilator;Ventilation Expenses目 录 HYPERLINK l _Toc1703 摘要 HYPERLINK l _Toc8425 Abstract TOC o 1-3 h z u HYPERLINK l _Toc295464537 第一章

8、矿区与安全概况1 HYPERLINK l _Toc295464538 1.1矿区概况1 HYPERLINK l _Toc295464539 1.1.1交通位置1 HYPERLINK l _Toc295464540 1.1.2地形地势1 HYPERLINK l _Toc295464541 1.1.3水文情况1 HYPERLINK l _Toc295464542 1.1.4气象情况1 HYPERLINK l _Toc295464543 1.1.5煤田生产情况2 HYPERLINK l _Toc295464544 1.1.6矿区经济情况2 HYPERLINK l _Toc295464545 1.1.

9、7水源与电源2 HYPERLINK l _Toc295464546 1.2井田地质特征2 HYPERLINK l _Toc295464547 1.2.1地质构造3 HYPERLINK l _Toc295464548 1.2.2煤系地层走向、倾向与倾角4 HYPERLINK l _Toc295464549 1.2.3断层和褶曲情况4 HYPERLINK l _Toc295464550 1.2.4火成岩侵入情况4 HYPERLINK l _Toc295464550 1.2.5 煤层与煤质5 HYPERLINK l _Toc295464552 1.3矿井安全概况5 HYPERLINK l _Toc2

10、95464553 1.3.1水文地质特征6 HYPERLINK l _Toc295464554 1.3.2瓦斯赋存情况7HYPERLINK l _Toc295464555 1.3.3煤的自燃与井下火区8 HYPERLINK l _Toc295464556 1.3.4井下高温的处理措施9 HYPERLINK l _Toc295464557 第二章 矿井储量与生产能力10 HYPERLINK l _Toc295464558 2.1井田境界与储量10 HYPERLINK l _Toc295464559 2.1.1井田境界10 HYPERLINK l _Toc295464560 2.1.2井田储量10

11、 HYPERLINK l _Toc295464561 2.2矿井生产能力与服务年限11 HYPERLINK l _Toc295464562 2.2.1矿井工作制度11 HYPERLINK l _Toc295464563 2.2.2矿井设计生产能力与服务年限11 HYPERLINK l _Toc295464564 第三章 井田开拓与采区通风13 HYPERLINK l _Toc295464565 3.1井田开拓方案13 HYPERLINK l _Toc295464566 3.1.1井田开拓方式13 HYPERLINK l _Toc295464567 3.1.2井口位置选择13 HYPERLINK

12、 l _Toc295464568 3.1.3开采水平划分与主要巷道布置14 HYPERLINK l _Toc295464569 3.1.4编制矿井采区接续表15HYPERLINK l _Toc295464570 3.2矿井主要巷道16 HYPERLINK l _Toc295464571 3.2.1主副井16 HYPERLINK l _Toc295464572 3.2.2运输大巷与上下山16 HYPERLINK l _Toc295464573 3.3采区通风17 HYPERLINK l _Toc295464574 3.3.1采区概况17 HYPERLINK l _Toc295464575 3.3

13、.2采区通风设计原则与要求18 HYPERLINK l _Toc295464576 3.3.3采区参数18 HYPERLINK l _Toc295464577 3.4掘进通风20 HYPERLINK l _Toc295464578 3.4.1掘进通风系统设计原则20 HYPERLINK l _Toc295464579 3.4.2局部通风方法20 HYPERLINK l _Toc2954645793.4.3风筒的选择21 HYPERLINK l _Toc295464580 3.4.4局部通风机选择23 HYPERLINK l _Toc295464581 3.5通风构筑物的设置与主要通风机附属设备

14、24 HYPERLINK l _Toc295464582 3.5.1通风构筑物设置24 HYPERLINK l _Toc295464583 3.5.2主要通风机附属设备设置与要求26 HYPERLINK l _Toc295464584 第四章 矿井通风设计28 HYPERLINK l _Toc295464585 4.1井田安全生产概况28 HYPERLINK l _Toc295464586 4.2矿井通风系统的选择28 HYPERLINK l _Toc295464587 4.2.1确定矿井主要通风机的工作方法28 HYPERLINK l _Toc295464588 4.2.2选择矿井的通风方式

15、30 HYPERLINK l _Toc295464589 4.2.3通风系统的确定30 HYPERLINK l _Toc295464590 4.3计算和分配矿井总风量30 HYPERLINK l _Toc295464591 4.3.1风量计算的原则30 HYPERLINK l _Toc295464592 4.3.2矿井前期需风量的计算32 HYPERLINK l _Toc295464593 4.3.3矿井后期需风量的计算39 HYPERLINK l _Toc295464594 4.3.4风量分配与调节45 HYPERLINK l _Toc295464595 4.4矿井通风总阻力计算47 HYP

16、ERLINK l _Toc295464596 4.4.1井巷阻力计算方法47 HYPERLINK l _Toc295464597 4.4.2绘制通风容易时期和困难时期的网络图48 HYPERLINK l _Toc295464598 4.5选择矿井通风设备50 HYPERLINK l _Toc295464599 4.5.1基本要求51 HYPERLINK l _Toc295464600 4.5.2基本数据的确定52 HYPERLINK l _Toc295464601 4.6电动机的选择55 HYPERLINK l _Toc295464602 4.7矿井通风费用概算56 HYPERLINK l _

17、Toc295464603 第五章 安全设施与灾害预防处理计划58 HYPERLINK l _Toc295464604 5.1除尘系统与其布置58 HYPERLINK l _Toc295464605 5.1.1主要粉尘来源58 HYPERLINK l _Toc295464606 5.1.2喷水除尘措施58 HYPERLINK l _Toc295464607 5.2防灭火灌浆系统59 HYPERLINK l _Toc295464608 5.2.1煤层自燃预防措施59 HYPERLINK l _Toc295464609 5.2.2预防性灌浆59 HYPERLINK l _Toc295464610 5

18、.2.3阻化剂防灭火60 HYPERLINK l _Toc295464611 5.3事故预防与避灾路线61 HYPERLINK l _Toc295464612 5.3.1事故预防措施61 HYPERLINK l _Toc295464613 5.3.2避灾路线61 HYPERLINK l _Toc295464614 结 论63 HYPERLINK l _Toc295464614 致 64 HYPERLINK l _Toc295464614 参考文献65 HYPERLINK l _Toc295464614 附录66CONTENTSAbstract HYPERLINK l _Toc1703 HYPE

19、RLINK l _Toc8425 Abstract TOC o 1-3 h z u HYPERLINK l _Toc295464537 Chapter 1 Mine Profile1 HYPERLINK l _Toc295464538 1.1 Mine Profile1 HYPERLINK l _Toc295464539 1.1.1 Traffic position1 HYPERLINK l _Toc295464540 1.1.2 Topography1 HYPERLINK l _Toc295464541 1.1.3 Hydrological conditions1 HYPERLINK l _

20、Toc295464542 1.1.4 Meteorological conditions1 HYPERLINK l _Toc295464543 1.1.5 Coal production2 HYPERLINK l _Toc295464544 1.1.6 Local economy conditions2 HYPERLINK l _Toc295464545 1.1.7 Water and power2 HYPERLINK l _Toc295464546 1.2 Mine geological features2 HYPERLINK l _Toc295464547 1.2.1 Geological

21、 structure3 HYPERLINK l _Toc295464548 1.2.2 Angle of dip of coal4 HYPERLINK l _Toc295464549 1.2.3 Case faults and folds4 HYPERLINK l _Toc295464550 1.2.4 Igneous intrusion case4 HYPERLINK l _Toc295464551 1.2.5 Coal seams and coal5 HYPERLINK l _Toc295464552 1.3 Mine Safety Profile5 HYPERLINK l _Toc295

22、464553 1.3.1 Hydrogeological characteristics6 HYPERLINK l _Toc295464554 1.3.2Gas occurrence conditions7 HYPERLINK l _Toc295464555 1.3.3 Spontaneous combustionof coalandunderground fire8 HYPERLINK l _Toc295464556 1.3.4Measures to deal with underground heat9Chapter 2 HYPERLINK l _Toc295464557 Mine res

23、erves and production capacity10 HYPERLINK l _Toc295464558 2.1 Ida realm and reserves10 HYPERLINK l _Toc295464559 2.1.1 Ida realm10 HYPERLINK l _Toc295464560 2.1.2Mine reserves10 HYPERLINK l _Toc295464561 2.2 Production capacity and service life of mine11 HYPERLINK l _Toc295464562 2.2.1 Mine work sys

24、tem11 HYPERLINK l _Toc295464563 2.2.2Minedesign and productioncapacity andservice life11 HYPERLINK l _Toc295464564 Chapter 3 Minedevelopand mining area ventilation13 HYPERLINK l _Toc295464565 3.1 Mine development Scheme13 HYPERLINK l _Toc295464566 3.1.1 Mine development way13 HYPERLINK l _Toc2954645

25、67 3.1.2 Wellhead location choice13 HYPERLINK l _Toc295464568 3.1.3 level of division and exploitation of major tunnel arrangement14 HYPERLINK l _Toc295464569 3.1.4Mine mining area connection table preparation15 HYPERLINK l _Toc295464570 3.2main mine tunnel16 HYPERLINK l _Toc295464571 3.2.1 Main aux

26、iliary16 HYPERLINK l _Toc295464572 3.2.2Transportation Roadway and down the mountain16 HYPERLINK l _Toc295464573 3.3 Mining Ventilation17 HYPERLINK l _Toc295464574 3.3.1 Profile mining area17 HYPERLINK l _Toc295464575 3.3.2 mining area ventilation design principles and requirements18 HYPERLINK l _To

27、c295464576 3.3.3 Parameters of mining area18 HYPERLINK l _Toc295464577 3.4 Tunneling ventilation20 HYPERLINK l _Toc295464578 3.4.1Tunneling ventilation system design principles20 HYPERLINK l _Toc295464579 3.4.2 Local ventilation20 HYPERLINK l _Toc295464579 3.4.3 Duct selection21 HYPERLINK l _Toc2954

28、64580 3.4.4 local fan selection23 HYPERLINK l _Toc295464581 3.5 Set of structures with main ventilation fan ancillary equipment24 HYPERLINK l _Toc295464582 3.5.1 Ventilation structures set24 HYPERLINK l _Toc295464583 3.5.2 Main Fan ancillary equipment and requirements set26 HYPERLINK l _Toc295464584

29、 Chapter 4 Design of mine ventilation28 HYPERLINK l _Toc295464585 4.1 Mine Safety Profile28 HYPERLINK l _Toc295464586 4.2choice of mine ventilation system28 HYPERLINK l _Toc295464587 4.2.1Determine working methods of mine main ventilator28 HYPERLINK l _Toc295464588 4.2.2 Select the mine ventilation3

30、0 HYPERLINK l _Toc295464589 4.2.3 Determination of the ventilation system30 HYPERLINK l _Toc295464590 4.3Calculatethe total air volumeand distribution ofmine30 HYPERLINK l _Toc295464591 4.3.1 The principle of calculating the wind30 HYPERLINK l _Toc295464592 4.3.2 Mine pre-calculation of air volume r

31、equired32 HYPERLINK l _Toc2954645934.3.3 Mine the calculation of air volume to be late39 HYPERLINK l _Toc295464594 4.3.4 Distribution and regulation of air volume45 HYPERLINK l _Toc295464595 4.4Calculation oftotal resistance ofmine ventilation47 HYPERLINK l _Toc295464596 4.4.1 Roadway resistance cal

32、culation method47 HYPERLINK l _Toc295464597 4.4.2 Ventilation network diagram during easyand difficulttimes48 HYPERLINK l _Toc295464598 4.5mine ventilation equipment selection50 HYPERLINK l _Toc295464599 4.5.1 Basic requirements51 HYPERLINK l _Toc295464600 4.5.2 Determination of basic data52 HYPERLI

33、NK l _Toc295464601 4.6Motor selection55 HYPERLINK l _Toc295464602 4.7Cost estimates for mine ventilation56 HYPERLINK l _Toc295464603 Chapter 5 Safety and disaster prevention management plan58 HYPERLINK l _Toc295464604 5.1Dust removal system and its layout58 HYPERLINK l _Toc295464605 5.1.1 Main sourc

34、e of dust58 HYPERLINK l _Toc295464606 5.1.2 Water spray dust measures58 HYPERLINK l _Toc295464607 5.2 Fire Grouting System59 HYPERLINK l _Toc295464608 5.2.1 Coal fire prevention measures59 HYPERLINK l _Toc295464609 5.2.2 Preventive filling59 HYPERLINK l _Toc295464610 5.2.3 Fire retardant60 HYPERLINK

35、 l _Toc295464611 5.3Road of accident prevention and disaster prevention61 HYPERLINK l _Toc295464612 5.3.1 Accident prevention measures61 HYPERLINK l _Toc295464613 5.3.2 Escaping Route61 HYPERLINK l _Toc295464614 Conclusions63 HYPERLINK l _Toc295464614 Acknowledgements64 HYPERLINK l _Toc295464614 Ref

36、erences65 HYPERLINK l _Toc295464614 Appendix66第一章 矿区与安全概况1.1 矿区概况1.1.1交通位置东荣一矿位于省集贤县境,地理坐标为东经1312013130,北纬46454655,行政区划隶属集贤县腰屯乡。井田西南距集贤县县城福利屯32km,经福利屯到双鸭山市40km。重建后的同(江)三(亚)公路于井田北部边界外3.2km处通过,国铁福前铁路于井田南部边缘外2km处通过,交通较为方便,1.1.2 地形地势本井田位于三江平原的西南部,煤系地层均被第四系松散层覆盖,地形平坦,地面标高为+66+68m。井田东北部有双山子,标高+154m;西部有索利岗

37、山,标高为+207.9m;南部邻近完达山,北面平坦开阔。1.1.3水文情况井田无较大河流,只有二道河子在井田北部边界外穿过。近年来,随着农业生产发展,修筑了一些排水沟渠,湿地面积稍有缩小。松花江在井田北约45km处流过,20年一遇最高洪水位+67.3m,百年一遇洪水位为+67.51m,枯水期水位为+55.02m。1.1.4气象情况本区属寒温带大陆性气候,冬季严寒,夏季温热,年平均最高气温为20.123.7,年平均最低气温为-17.4-23.9,极端最低气温-35。年降水量325.7692.3mm,年蒸发量1095.51430.6mm,年平均相对湿度6170%,年平均风速为4.14.7m/s,最

38、大风速可达24m/s,风向多偏西风。每年十月至翌年五月为冻结期,最大冻结深度为1.552.08m。1.1.5 煤田生产情况东荣一矿是省“十一五”重点建设项目,于2004年5月10日破土动工,累计完成投资9.96亿元。开工建设以来,东荣一矿先后经历了由于资金紧与亚泰集团联合开发、矿井设计先天不足致使工程受阻、合作方投资不足导致工程时开时停、自然条件恶劣、生产环境艰苦等困难。2007年5月,龙煤集团出资全额回购亚泰股权后,矿井建设逐渐步入良性发展轨道。2010年12月18日,东荣一矿开始进入试生产阶段。1.1.6 矿区经济情况矿区以农业为主要经济形式,主要农作物有小麦、大豆、玉米等。除煤矿以外,矿

39、区还有机修厂、木材厂、砖瓦厂、粮食加工厂等可为农业生产服务的工厂。1.1.7 水源与电源矿井饮用水源取自第四系含水层;生产、井下消防洒水与部分生活用水(非饮用水)取自矿井水处理站;工业场地废水经过处理达标排到二道河子。矿区供电,设计矿井2回60kv电源,均引自东荣二矿区域变电所。矿井在工业场地设有1座63kv地面变电所,装备2台SFZ7-10000/63变压器。井下供电采用6kv电压等级。1.2 井田地质特征1.2.1 地质构造1.煤田和井田地质构造1)区域地质本区位于集贤煤田的东南部,为一全隐蔽区。区地层系统简单,发育有元古界麻山群、古生界泥盆系中统、中生界侏罗系上统、新生界第三系上新统和第

40、四系。其中侏罗系上绕(鸡西群)最层厚度大于2400m。本区位于新华夏系第二隆起带北端的三江盆地西部。由于受东西向压应力的作用与新华夏系构造应力场作用,该盆地形成了一系列的轴向北北东的富锦、绥滨集贤、等隆拗相间排列的隆起带与拗陷带,同时产生了不同序次和不同方向的断裂构造。2)井田地质井田地层有元古界麻山群、古生界泥盆系、中生界侏罗系、新生界第三系和第四系。本井田位于绥滨集贤拗陷带的东荣向斜东翼的南段,井田以弧形断裂为主,并由此而派生两组褶曲构造。井田地层走向近南北,倾角一般为1525,局部地段由于断裂影响形成急倾斜带。井田断层按走向可分为三组,共有断层26条,其中北北西到南北向组有4条,北东向组

41、12条,北西向组10条。断层多为压扭性断裂,导水性差。井田主要褶皱有F8牵引褶曲和F7派生褶曲两组。F8牵引褶曲位于F8断层两侧,由F8断层两盘相互扭动产生。断层北侧为背斜,南侧为西斜。F7派生褶曲位于F7断层东段的北侧,属F7派生构造,轴向北东60,向南西倾伏,延展甚短,与F7断层斜交。2.地质年代,地层层序本区位于集贤煤田的东南部,为全隐蔽区。区地层系统简单,发育有元古界麻山群、古生界泥盆系中统、中生界侏罗系上统、新生界第三系上新统和第四系。其中侏罗系上绕(鸡西群)最层厚度大于2400m。1.2.2 煤系地层走向、倾向与倾角本井田位于绥滨集贤拗陷带的东荣向斜东翼的南段,井田以弧形断裂为主,

42、并由此而派生两组褶曲构造。井田地层走向近南北,倾角一般为1525,局部地段由于断裂影响形成急倾斜带。1.2.3 断层和褶曲情况1.断裂构造井田断层按走向可分为三组,共有断层26条,其中北北西到南北向组有4条,北东向组12条,北西向组10条。断层多为压扭性断裂,导水性差。2.褶皱构造井田主要褶皱有F8牵引褶曲和F7派生褶曲两组。F8牵引褶曲位于F8断层两侧,由F8断层两盘相互扭动产生。断层北侧为背斜,南侧为西斜。F7派生褶曲位于F7断层东段的北侧,属F7派生构造,轴向北东60,向南西倾伏,延展甚短,与F7断层斜交。1.2.4火成岩侵入情况井田岩浆岩活动微弱,无大的侵入岩体和喷出岩,仅于钻孔中见有

43、厚度不大的浅层侵入岩体,岩性为辉长闪长玢岩,呈岩脉侵入于煤系下部层位的裂隙中,对煤层无影响。1.2.5 煤层与煤质1.煤层情况本井田具有经济价值的可采煤层均集中于侏罗系鸡西群城子河组,该含煤组地层总厚度为930m,含煤50余层,煤层平均总厚36.29m,其部分为不可采煤层。可采与局部可采的煤层自上而下分别为5、9、12、14、16、17、18、20、20下、22、23、24、26、29-1b号共14个煤层。各煤层平均总厚15.39m,倾角一般为1525,只有F7断层附近煤层倾角达40左右。井田各可采煤层,按其在纵向剖面的分布规律与组合特征,可分为上、中、下三个煤层群。其中中层群含有9、12、1

44、4、16、17、18、20、20下、22、23、24、26号共12个可采与局部可采煤层,而上层群和下层群分别有5号煤层和29-1b号煤层可采。井田煤层属稳定不稳定,结构简单复杂,一般含12层夹矸,局部达34层。井田各煤层顶底板以粉砂岩、细砂岩和粉细矿岩互层为主,部分为中、粗砂岩。单向抗压强度围为57.5150.5Mpa。煤层露头部位,煤层顶底板岩层的单向抗压强度值降低。2.煤质特征全井田煤层属低中灰、特低硫、中低磷、高发热量、易选中等可选、弱粘结中等粘结性、低变质阶段的气煤和长焰煤,以长焰煤为主,气煤次之,可作为动力用煤和炼焦配煤。全井田煤的挥发份(Vadf)一般大于40%,各煤层平均Y值为4

45、.78.9mm,灰分含量(Ad)一般为11.2322.81%,原煤全硫(Sd)为0.170.28%,磷(Pd)的平均含量为0.0070.05%,各煤层平均发热量为24.7229.26MJ/kg。1.3 矿井安全概况1.3.1 水文地质特征1.第四系含水层全区广泛分布,直接覆盖于第三系或煤系(天窗处)地层之上,由各粒级的砂、砾砂和砾石等组成。由南向北逐渐增厚,厚度120150m。根据第四系地层的划分,又分为上部含水层和下部含水层。1)上部含水层:全区发育,厚度100110m,上部以中,粗砂与砾砂等组成,含水性和透水性好,单位涌水量3.833L/sm,渗透系数10.134m/d,是本区间接主要含水

46、层。下部以细砂和中砂为主,粗、砾砂次之。单位涌水量0.5440,593L/sm,渗透系数1.2731.569m/d,均为孔隙承压水。2)下部含水层:以细砂、砾砂组成,厚度2040m,含泥质较多。单位涌水量0.1070.554L/sm,渗透系数0.5222.839m/d,该层局部与上部含水层有水力联系,在天窗处补给煤系风化裂隙含水带。2.煤系裂隙含水带煤系裂隙含水带,根据裂隙发育程度,埋藏深度、含水性、透水性等因素,可分为风化裂隙含水带、亚风化裂隙含水带和弱裂隙含水带。1)风化裂隙含水带:岩性为粉砂和细、中砂岩为主,厚度60120m,单位涌水量一般为0.0180.315L/sm。天窗部位风化裂隙

47、含水带富水性强,单位涌水量最大为1.141L/sm。2)亚风化裂隙含水带:位于风化裂隙含水带之下,厚度100m,裂隙不发育,单位涌水量0.00280.0398L/sm,渗透系数0.0040.0291m/d。3)弱风化裂隙含水带:位于亚风化裂隙含水带之下,裂隙不发育,仅局部受构造影响,裂隙含水,但很微弱。3.预计矿井涌水量根据地质报告提供的涌水量数据,设计预计矿井先期开采地段正常涌水量为462m3/h,最大涌水量为721m3/h。1.3.2瓦斯赋存情况1.瓦斯赋存情况根据地质报告提供的采样资料,井田瓦斯含量为0.073.38ml/g,-500m以上瓦斯含量均低于2ml/g,取最大值即为3.38m

48、3/t,属于低瓦斯矿井。2.预防瓦斯爆炸的措施1) 防止瓦斯积聚 主要措施包括以下方面:(1) 搞好通风。(2) 与时处理局部积存的瓦斯。 采面上隅角瓦斯积聚处理; 综采面处理; 顶板附近层状积聚处理; 顶板冒落孔洞积聚处理; 恢复有大量瓦斯积存盲巷或打闭(3) 抽放瓦斯(4) 经常检查瓦斯浓度和通风状况 2) 防止瓦斯引燃防止瓦斯引燃的原则,是对一切非生产必需的热源,要坚决禁绝。生产中可能发生的热源,必须严加管理和控制,防止它的发生或限定其引燃瓦斯的能力。3) 防止瓦斯爆炸灾害事故扩大的措施万一发生爆炸,应使灾害波与围局限在尽可能小的区域,以减少损失。3.煤尘爆炸危险性,预防煤尘爆炸措施根据

49、地质报告与东荣二、三矿实际开采情况,矿井煤尘有爆炸危险。1.3.3 煤的自燃与井下火区1.根据地质报告与东荣二、三矿实际开采情况,煤无自燃发火。2.井下火区分布情况1) 采空区采空区火灾占50以上。自燃火源主要分布在有碎煤堆积和漏风同时存在、时间大于自然发火期的地方。2) 煤柱 尺寸偏小、服务期较长、受采动压力影响的煤柱,容易压酥碎裂,其部产生自燃火源。3) 巷道顶煤 采区石门、综采放顶煤工作面沿底掘进的进回风巷等,巷道顶煤受压时间长,压酥破碎,风流渗透和扩散至部深处,便会发热自燃。总裁房顶煤开采时上下巷顶煤发火较严重。4) 断层和地质构造附近。3.火区处理措施:(1)提高回采率;(2)限制或

50、阻止空气流入疏松煤体,消除供氧(减少漏风、减小压差);(3)漏风风速小于自燃风速(4) 合理地进行巷道布置;(5) 选择合理的采煤方法和先进的回采工艺,提高回采率,加快回采进度;(6) 选择合理的通风系统;(7) 坚持自上而下的开采顺序;(8) 合理确定近距离相邻煤层和厚煤层分层同采时两工作面之间的错距,防止上、下之间采空区连通。1.3.4 井下高温的处理措施本区恒温带深度为20m,恒温带温度为+5.6,每百米地温梯度为2.8。本区地温变化随深度增加而增高,影响地温变化的主要因素是自然增温率。因此,初步认为本地区地温为正常区,对矿井生产影响不大。第二章 矿井储量与生产能力2.1 井田境界与储量

51、2.1.1 井田境界根据东荣矿区总体设计,本矿井的井田境界为:北部边界:以F2断层为界;南部边界:以F1断层为界;东部边界:以各煤层露头与F55、F7断层为界;西部边界:以16号煤层-900m等高线垂直投影为界。井田南北走向长2.510.0km,平均7.0km,东西倾斜宽2.05.0km,平均4.0km,井田面积约为28.0km2。因本井田浅部为各煤层露头,深部为16号煤层-900m等高线垂直投影。而井田走向两翼的F1、F2断层均为落差大于100m以上的断裂构造,属自然境界。因此,设计认为本矿井井田境界确定合理。2.1.2井田储量本矿井工业储量A+B+C级合计为194.251Mt,其中一水平-

52、450m以上工业储量为72.974Mt,-450-700m工业储量为67.461Mt。扣除开采困难的呆滞煤量、防水煤柱、断层煤柱、工业场地煤柱和井筒煤柱,以与开采损失煤量后,全矿井设计可采储量为120.746Mt,其中一水平-450m以上设计可采储量为42.452Mt,-450-700m设计可采储量为50.585Mt。对于本矿区防水煤柱计算,由于在本井田围,第四系含水层与煤系地层之间大部分被第三系隔水层所阻隔,但在812勘探线的煤层露头部位第三系缺失,形成“天窗”。根据建筑物、水体、铁路与主要井巷煤柱留设与压煤开采规程规定,计算出本矿井“天窗”部位最大防水煤柱高度为70.2m,其底界标高最大达

53、-170m,非“天窗”部位最大防水煤柱高度均小于各煤层风氧化带高度(垂高30m)。另外,从井田第三系地层底面标高看,一般为-100-140m,再加上30m风氧化带,开采上限标高为-130-170m,因此,设计考虑风氧化带底界面标高的变化较大,为便于巷道布置与回采,将开采上限与防水煤柱综合考虑,暂定本井田开采上限标高为-175m,其-175m以上工业储量3.373Mt。但由于初期移交的南一上采区位于“天窗”之下,结合东荣二矿实际开采情况,为确保安全,设计首采区开采回风水平标高为-190m。同时,也可探明矿井实际涌水情况,为更为合理的确定开采上限标高提供依据。2.2 矿井生产能力与服务年限2.2.

54、1 矿井工作制度本矿井设计年工作日330天,每日四班作业,边采边准。每班工作6小时,每天净提升时间为14小时。2.2.2 矿井设计生产能力与服务年限1.设计矿井的年生产能力和日生产能力1) 一采区日生产能力计算煤层厚度1.44m,循环进尺1.0m,日推进3个循环,工作面长度195m。(1) 工作面日生产能力计算: (2-1)式中:L 采煤工作面长度,m;V0工作面推进速度,m/d;M煤层厚度回采高度,m;R煤的密度,t/m3;C0采煤工作面采出率,一般取 0.930.97。所以,T=195(13)1.441.310.95=1048.4t/d;(2)一采区日生产能力计算(2-2)式中:n同时生产

55、的采煤工作面数;k1采区掘进出煤系数,取1.1左右;k2工作面之间出煤影响系数,n=2时取0.95,n=3时取0.9。所以一采区的日生产能力为,A1=1.10.95(1048.4+1048.4)=2190.3t/d;2) 二采区日生产能力计算煤层厚度1.44m,循环进尺1.0m,日推进3个循环。工作面长度140m。所以二采区日生产能力为,A2=140(13)1.441.310.95=752.7t/d;3) 矿井年生产能力计算A0=(A1+A2)330=(2190.3+752.7)330=971190t/d。2.矿井与各水平服务年限 (2-3)式中:T矿井设计服务年限,年;Zk矿井可采储量,万t

56、;A矿井设计生产能力,万t/a;K储量备用系数,K1.31.5;本矿井可采储量为120.746Mt,设计生产能力为0.9Mt/a,备用系数取1.4。则矿井和一水平上山部分(-450m以上)服务年限分别为95.8a和33.7a。第三章 井田开拓与采区通风3.1 井田开拓方案3.1.1 井田开拓方式井田开拓方式应根据矿井设计生产能力、地形地貌条件、井田地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件、装备条件、地面外部条件等因素,通过多方案比较或系统优化后确定。根据采矿设计规和井田的实际情况,经过全面考虑,确定影响该井田的开拓方式选择的主要因素包括以下几个方面:1.井田地质和水文地质条件;2.煤层赋存和开采技

57、术条件;3.地形地貌和地面外部条件;4.术装备和工艺系统条件;5.施工技术和设备条件;6.总体设计和矿井生产能力要求等。综合本矿井第三系地层与第四系冲积层较厚,煤层层数多、层间距较大等情况,本设计报告推荐采用立井、多水平、集巷、分组石门开拓方式。3.1.2 井口位置选择结合井上下建井条件以与首采区布置,首采煤层选择等,经比选,认为将井口位置设在F8断层右侧约150m、9层煤-450标高附近较为适宜。该井位具有表土层薄、距首采区与首采煤层近,压煤量小,而且首采区与首采煤层开采条件好,建井工期短,铁路、公路连接顺畅,且工程量较少等优点。3.1.3 开采水平划分与主要巷道布置1.水平划分与标高1)

58、开采上限与回风水平标高的确定按防水煤柱高度计算的结果,并考虑煤层露头处风氧化带对开采顶板的影响,以与“天窗”围与构造情况,暂定本矿井各煤层开采上限为-175m。待矿井建设后可视实见围岩条件与涌水情况作相应调整。至于回风水平标高的确定,设计根据东荣二、三矿回风大巷实见围岩条件与施工情况,将首采区回风水平标高降至-190m,增加回风大巷与风氧化带底界面的高度,使回风大巷位于较好的围岩条件下,以确保生产安全,同时也可探明实际地质情况。2) 运输水平标高的确定本井田呈一单斜构造,各煤层倾角为1525。井田开采下部边界为-900m水平,从开采上限至井田下部边界垂高725m,因此矿井至少以二个水平开采。第

59、一水平运输巷道确定在-450m标高,垂高275m,一水平各采区全部采用上山开采;第二水平运输巷道布置于-750m标高,垂高250m,二水平-750m以上采区全部采用上山开采,-750m-900m标高煤层利用-750m水平运输巷实行下山开采。2.大巷布置1) 主要运输巷道布置根据本井田的煤层赋存条件,井田14个可采煤层中共分上、中、下三个层群。其中,中层群含12个可采煤层,而上、下层群只分别有5号层和291b号层,并且与中层群间距较大,因此,设计主要对中层群的煤层分组情况进行了分析。从中层群各煤层间距变化情况看,其主力开采煤层16与18号层间距和18与20号层间距均为4045m左右,煤层间距相差

60、不大。因此,设计对中层群煤层分组主要从采区服务年限合理的角度来考虑,将918号层作为上层组,2026号层作为下层组。鉴于上述煤层分组情况,设计对主要运输大巷布置方式曾提出集巷分区石门布置和集中石门分组大巷布置两个方案。经分析,一水平-450m以上共划分6个采区,其中三采区和四采区没有分层组划分,只有一采区和二采区分上下层组划分采区。因此,采用集巷分区石门布置较集中石门分组大巷布置可节省565m巷道。通过上述分析比较,设计采用集巷分区石门布置方式。2) 回风水平巷道布置根据前述回风水平标高确定,设计为减少巷道压煤,回风大巷主要沿26号煤层-175m标高布置。但首采区回风石门底板标高为-190m。

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