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文档简介

1、山西大同大学煤炭工程学院2018届本科毕业论文目 录1 井田概况及矿井建设条件11.1 井田概况11.1.1 交通位置11.1.2 自然地理11.1.3 矿区经济概况11.1.4 矿区开发简史11.2煤层81.2.1可采煤层81.2.2 工艺性能121.3 水文地质121.3.1井田内含水层121.3.2奥灰水对矿井开采影响131.3.3矿井涌水量141.4工程地质151.4.1 煤层顶底板岩性特征162 井田储量及服务年限172.1矿井的工业储量172.1.1储量计算方法172.1.2储量主要参数的确定172.2可采储量182.2.1 边界煤柱182.2.2 工业广场煤柱压煤182.2.3

2、陷落柱煤柱损失192.2.4 其他煤柱损失192.2.5 总设计煤柱损失192.2.6 矿井设计可采储量192.3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限202.3.1 矿井的工作制度202.3.2矿井设计生产能力确定202.3.3 矿井及水平服务年限的计算203 井田开拓223.1 井口及矿井工业场地选择223.1.1 方案的提出223.1.2 方案比选及推荐方案223.2 井田开拓233.2.1 井筒形式的选择233.2.2 开拓部署253.2.3 水平划分及标高293.2.4 大巷布置293.2.5 采区划分及接替293.3井筒303.3.1 井筒数目及用途303.3.2井筒布置及装备30

3、3.4井底车场及硐室303.4.1 车场形式303.4.2 空重车线长度的确定、列车运行及调车方式等313.4.4 井底车场巷道和井底硐室支护334 井下开采344.1 采区布置344.1.1 首采区特征344.1.2 采区巷道布置344.1.3 采区硐室354.1.4采区煤炭运输、辅助运输、通风及排水系统354.2 采煤方法364.2.1 采煤方法364.3 采煤工艺方式374.3.1 采煤方法的初选374.3.2 采煤工艺选择及其依据374.3.3 落煤与装煤374.3.4 运煤394.3.5 支护414.3.6 处理采空区435 通风与安全445.1 瓦斯资源分析和瓦斯涌出量计算445.

4、2 矿井通风455.2.1 矿井通风方式及矿井通风系统455.2.2 矿井风量、风压及等积孔的计算455.2.3 风量分配515.2.4通风网路解算及负压计算526 提升、通风、排水和压风设备556.1 提升设备556.1.1 主斜井提升设备556.2 通风设备616.2.1 通风方式和通风系统616.2.2 通风设备选型626.3 排水设备656.3.1 主排水设备65参 考 文 献69致 谢70全套图纸加扣 3346389411或3012250582摘 要早在明清时期,大同口泉大块就在全国赫赫有名,是中国煤炭最早的品牌,北京、天津一带的煤商都用口泉大块作为招徕顾客的商标。时至今日,大同的老

5、人们说起口泉大块来依然津津乐道。地煤东周窑煤矿正在开采的侏罗纪煤系,是最好的动力用煤,被称为世界动力煤细粮。一般的煤每公斤发热量5000-6000大卡, 煤灰分在10%-20%,大同煤每公斤发热量达约8000大卡,煤灰分只有5-8%。大同煤硫、磷含硫小于1%,含磷只有0.29%,大同煤挥发分含量在30%-34%间,很容易点燃,宜于制煤气,是加工转化成煤化工产品的好原料,且硬度高,运输方便。关键词:倾斜长壁;综采;立井;单水平;中央并列式ABSTRACTAs early as the Ming and Qing dynasties, Datong Kou Quan Bu is famous in

6、 the whole country, it is the earliest brand of coal in China, and coal merchants in Beijing and Tianjin use Kou Quan Bu as a trademark to attract customers. To this day, the old people of Datong still enjoy talking about the mouth spring.The Jurassic coal measures, which are being exploited in the

7、East Zhou coal mine coal mine, are best power coal, which is called the world power coal fine grain. The general coal has 5000-6000 calories per kilogram, the coal ash is divided into 10%-20%, the Datong coal has about 8000 calories per kilogram, the coal ash is only 5-8%. Datong coal sulfur, the ph

8、osphorus content is less than 1%, the phosphorus content is only 0.29%, Datong coal is only coal. Volatile content is between 30%-34%. It is easy to ignite. It is suitable for making gas. It is a good raw material for processing and converting into coal chemical products, with high hardness and conv

9、enient transportation.Keywords:the inclined longwall; comprehensive mechanization; shaft ;single levelupward 1 井田概况及矿井建设条件1.1 井田概况1.1.1 交通位置井田北东距大同市约60km,西距左云县县城约15km,邻近西北边界有109国道通过;井田内有东周窑煤炭集运站,与京包线、大秦线、北同蒲线相连;井田内各乡村、各煤矿之间有简易公路相通,通往全国各地,交通十分方便。详见图1-1交通位置图。1.1.2 自然地理1)地震区内地震基本烈度属度区,地震动峰值加速度为0.15g。区内

10、地震情况见表1.1.3 矿区经济概况井田地处大同市左云县境内,煤炭资源丰富,煤质优良,是我国重要的动力煤生产基地,开采历史悠久。大同煤矿集团有限责任公司目前在矿区内共有生产矿井15个。此外,矿区内也有规模化地方煤矿多个,小煤窑更是星罗棋布,煤炭工业是大同市的主要工业产业。农业主要以玉米、谷子、山药、莜麦等为主。1.1.4 矿区开发简史井田中有生产矿井、老小窑共89个,其中废弃的矿井43个,生产矿井46个。有矿产开发许可证的41个,其中经储量已核查的矿井18个,未核查的矿井20个,未换证停产的3个。主要开采煤层为上煤组侏罗系7#、11#、12#、13#;下煤组二叠系山4#煤层。图1-1 交通位置

11、图1、同煤集团地煤东周窑煤矿地煤东周窑煤矿为大同煤矿集团大同地方煤炭公司下属生产矿井之一,该矿井于1982年建井,批采3、7、10-1、10-2、11-1、11-2、12、13号煤层,井田面积12.7319km2,批准生产规模30万吨/年,2008年山西省煤炭工业局以晋煤行发【2008】152号关于大同市东周窑煤矿机械化采煤升级改造有关事项的批复文件,批准大同市东周窑煤矿为机械化采煤升级改造矿井,将生产能力由30万吨/年提升至90万吨/年。北纬:400040400234东经:11249451125330井田内可采煤层有10-1、11-1、11-2、12、13号煤层,除13号煤层部分采空,其它煤

12、层均已采空,截止2011年底剩余可采储量为240万吨。矿井从2006年开采13号煤层,主要集中在矿井西部的303、404二个盘区,目前303盘区基本已采空,404盘区采掘集中在井田西南部,预估计3年后地煤东周窑煤矿关井报废。1 区域地层1)中下太古界集宁群右所堡组:分布于云冈东侧的雷公山及大同煤田东侧。其下部为基性火山喷发沉积经深度变质而成的辉石麻粒岩夹浅粒岩,上部浅粒岩夹矽线石柘榴石石墨片麻岩。区内出露厚度大于4000m。2)古生界寒武系:分布于大同煤田东西两侧,不整合于集宁群之上。寒武系中统毛庄组:砖红色泥质页岩(普遍含食盐假晶),薄层细砂岩,泥灰岩,厚2860m。寒武系中统徐庄组:下部为

13、白色或紫红色石英砂岩,上部为砂质白云岩及鲕状灰岩等,厚86105m。寒武系中统张夏组:浅灰深灰色中厚至巨厚层鲕状灰岩夹少量薄层泥灰岩,厚100m。寒武系上统崮山组:灰深灰色薄层条带状灰岩夹竹叶状灰岩及鲕状灰岩,厚60100m。寒武系上统长山组:灰紫色竹叶状灰岩及竹叶状白云岩,厚30m。寒武系上统风山组:薄层泥质灰岩竹叶状灰岩夹薄层紫色页岩,上部为白云质灰岩及白云岩,厚75105m。3)奥陶系:分布于大同煤田北西、南东及西南侧,与寒武系整合接触。奥陶系下统冶理组:下部为薄层灰岩竹叶状灰岩,中上部为厚层白云岩常含燧石结核,厚50135m。奥陶系下统亮甲山组:下部为含燧石结核厚层白云,上部为白云岩夹

14、泥质白云岩,厚5197m。奥陶系中统下马家沟组:下部为含砂白云质页岩,薄层泥质白云岩,上部多为灰岩及豹皮灰岩,厚25110m。奥陶系中统上马家沟组:分布于大同煤田西段外侧,下部为白云质灰岩,上部为豹皮(蠕虫状)灰岩,厚138m。4)上古生界中石炭系本溪组(C2b) 、太原组(C3t)、二叠系山西组(P1s)为本井田的下部含煤层位,亦是本次补充勘探层位,该含煤岩系及以上的中、新生界地层,在井田范围出露较全。2.井田构造井田位于大同向斜西北翼。地层总体为一缓倾斜的单斜构造。地层走向185190;倾向95100;倾角210,一般为35左右。井田内构造受区域应力场所制约,主要表现为两期,燕山运动构造应

15、力场为由北西、南东方向挤压,形成大同向斜,喜马拉雅运动构造应力场发生较大变化,主要受右旋剪切拉张作用, 图1-2 东周窑井田构造纲要图使原先形成的压性断裂转变为张性,其表现形式为以小型褶皱构造为主,伴有断裂构造及煤层陷落柱。详见东周窑井田构造纲要图插图1-2。1)褶皱构造:井田内褶皱构造为隐伏褶曲,只能从煤层底板等高线图上得知,由区内钻孔所控制。背斜:1号背斜:(BX1)位于井田中北部,总体轴向呈北东向“S”,形转折,中部近东西向,向北东倾伏由ZK1607、ZK1508、ZK1409、ZK1411、ZK1312等孔所控制,延伸2300余米。2号背斜(BX2):位于井田中北部,东部轴向北东,西部

16、轴向转为近东西向,由ZK1807、ZK1809、ZK1712、ZK1613、ZK1514、ZK1415、ZK1316等孔所控制,延伸3500余米。3号背斜(BX3):位于井田中南部,轴向北东,向北东倾伏,由ZK2516、J39、ZK2118三个孔所控制,延长1600余米。向斜:1号向斜(XX2):位于井田中南部,2号背斜西北侧,轴向北东,向西南方向倾伏,由ZK2512、ZK2314、ZK2116、ZK2017、ZK1918等孔控制,延长3000余米。2号向斜(XX3):位于井田中东部,2号背斜东南侧,轴向北东,向西南方向倾伏,由ZK2518、J10、J29、J18、ZK1823、ZK1724、

17、ZK1625等钻孔所控制,延长4200余米。2)陷落柱井田中经本次勘探发现陷落柱有7个。在平面上呈点式陷落,没有延长,多数在相邻剖面上没有对应位置,无规律。这一特征在剖面图、煤层底板等高线图上反映清淅。在钻孔内则以其岩层产状杂乱无章,时而水平,时而陡倾,在不同孔深可由090间变化。产状变化最大的孔有ZK1215、ZK1623两孔。其产状变化的大小,角砾发育程度的不同正说明钻孔所控制陷落柱的不同部位所致。陷落柱结构模式示意图插图1-3 。根据二维地震成果及本次勘探直接验证和间接验证情况,认为二维地震发现的异常区,基本应属煤层陷落柱。现将区内陷落柱由左到右,由上到下编号进行分述:XL1:位于第9线

18、为一长160m,宽140m的圆形,推测落差56m,面积约22400m2。是由二维地震推测的YC5异常区。XL2:位于第11及12线,在11线为二维地震异常(YC6),12线由ZK1215孔控制并验证,为一近南北向长柱状,长700m,宽300m,面积约210000m2,落差约45m。图1-3 陷落柱结构模式示意图XL3:位于第13线由ZK1320、ZK1318、普55三钻孔控制,落入二维地震推断区呈心形,长轴方向近东西向,长1100m,宽720m,面积约792000m2,落差约100120m。XL4:位于ZK1710孔,并被该孔所控制,形态为一亚梨形,长轴方向近东西向,长约450m、宽约300m

19、,落差30100m。XL5:位于第15线,由ZK1516孔控制,呈椭圆形,长轴500m,短轴400m面积约200000m2。落差西部约110m,东部约40m。XL6:位于16线,由ZK1623孔控制,呈圆形,直径400m,面积约125600m2,落差约100m。XL7:位于19线,由二维地震解译推断,由YZ1孔、及ZK1910两孔控制,为一不规则椭圆形,长轴方向北北西,长800m,宽500m,落差约80100m。XL8:位于27线ZK2706孔西300m处,由二维地震控制,为一圆形,直径240m,面积约15400m2,落差约45m,为二维地震推测异常区(YC1)。XL9:位于27线ZK2710

20、孔西700m处,为一圆形,直径220m,落差约40m。由二维地震推测异常区(YC5)。1.2煤层井田含煤地层包括上煤系大同组及下煤系太原组、山西组。由于上煤系已被开发利用,补勘工作是针对下煤系展开的,现将下煤系太原组、山西组叙述于后:下煤系沉积旋回示意图1-4。1.2.1可采煤层区内稳定、较稳定可采煤层有山4、5、8-1、8-2。现将区内主要可采煤层分述于后:1.山4号煤层:分布于井田南部,顶底板岩性以泥岩为主,有时为粘土质泥岩或粘土岩。 与下部5煤层间距为11.4481.58m,平均47.15m。煤层厚度由0.36.07m,平均2.58m。其厚度变化具北薄南厚之特征,最厚处在井田中南部J17

21、、J27孔一带,向东西两面逐渐变薄,甚至尖灭。中部无煤带为点砂坝沉积。煤层结构简单,夹矸02层,一般无矸,煤层较稳定大部分可采。详见图1-5井田北部煌斑岩侵入该煤层于ZK718、ZK918、ZK1019、ZK1120等孔,侵入煤层的不同部位;在ZK718孔侵入于煤层顶部;ZK918侵入于煤层中部及底部;ZK1019孔侵入于煤层顶、底部;ZK1120孔侵入于煤层底部,对煤层有一定的破坏作用,对煤质具有加深变质作用。由长焰煤变为无烟煤。 2.煤的物理性质和煤岩特征山4、煤层在区内主要表现为半亮煤和半暗煤。煤岩组分以亮煤、半亮煤为主,暗煤少量。呈玻璃油脂光泽,线理条带状结构,条痕呈黑褐色,硬度在2级

22、以下,性脆易碎,断口呈参差状、阶梯状,内生裂隙较发育。如下:图1-4 显微煤岩特征煤层号值原煤/浮煤工 业 分 析()发热量 (MJkg-1)焦渣特征视密度水份Mad灰份Ad挥发份Vadf全硫St,d硫化铁硫Sp,d硫酸盐硫Ss,d有机硫 So,d磷PdQgr,dQnet,ad山4号平均值原煤3.72 29.12 34.71 0.97 0.43 0.00 0.52 0.019 21.974 20.523 21.41浮煤3.15 9.72 35.27 0.62 0.11 0.00 0.62 0.005 最大值原煤6.82 39.12 47.62 3.95 0.97 0.01 1.04 0.051

23、 29.399 27.065 21.52浮煤5.07 13.97 41.95 2.03 0.20 0.00 1.93 0.021 0.000 0.000 最小值原煤1.56 10.23 21.47 0.24 0.12 0.00 0.23 0.004 18.985 17.131 11.36浮煤1.71 5.88 23.56 0.24 0.05 0.00 0.33 0.001 0.000 0.000 图1-5 山4煤层等厚线图山4号煤层各组分含量:镜质组43.8%;惰质组19.2%;壳质组8.5%;粘土类28.5%。镜质组油侵最大反射率0.60%。3.工艺性能 及煤类(1) 工业分析 水分(Mad

24、):山4号煤层原煤含量在1.56%6.82%,平均3.72%;由此可见上部山4号、于8号煤层,煤层水分由下而上增高,与煤变质程度呈正相关。(2) 煤灰成分4号煤层均以SiO2、Al2O3为主, Fe2O3第二,CaO很少,其它成分微量。详见表1-1。表1-1 煤灰成分表煤层编号煤灰成分(%)SiO2Al2O3Fe2O3CaOMgOTiO2SO3山4号38.25-59.3226.5-43.350.86-6.420.18-300.1-2.951.18-2.430.02-5.351.8935.563.514.590.761.690.89从表中不难看出4号煤层二氧化硅由上到下呈降低趋势,铝向下略有增高

25、,三氧化硫向下增高较明显。(3) 煤的元素组成区内各煤层元素含量无明显变化,4号煤层其变化区间如下:Cdaf:由81.0482.11%;Hdaf:由4.775.12% ;Ndaf:1.321.39%;Odaf:10.6111.86%。表1-2 各煤层元素含量表煤层编号元素分析Cdaf(%)Hdaf(%)Ndaf(%)Odaf(%)山4号79.6685.574.325.291.271.647.8313.97各煤层元素含量平均值为山4号煤层:Cdaf:81.04%;Hdaf: 4.87%;Ndaf: 1.39%;Odaf: 11.86%;(5) 煤中的微量元素:区内4号煤层锗、镓含量均较低具体如下

26、:山4号煤层:锗含量由2.008.00(10-6),平均3.85(10-6);镓含量由4.0036.00(10-6),平均21.72(10-6)。1.2.2 工艺性能1.粘结性各煤层粘结指数(GR.I)值在072之间,胶质层(Y)值在010mm之间变化,焦块最终收缩度(X)值563,熔合状态为凝结熔合,偶有粉状和全熔现象发生,焦渣特征26,其结焦性差。属不粘中等粘结性煤。各煤层特征详见表1-3。表1-3 粘结特征表煤层编号粘结指数焦渣特征Y(mm)X(mm)熔合状态曲线型山4号0424041856凝结熔合平滑下降2.燃烧性能 发热量:原煤Qnet.ad一般在16.3030.63MJ/kg,影响

27、发热量的主要因素是煤中矿物质含量,发热量随灰分产率成反比变化山4号煤层由17.1327.07 MJ/kg,平均20.52MJ/kg。1.3 水文地质1.3.1井田内含水层(1) 石炭二叠系碎屑岩含水层本次勘探目的层为石炭系煤层。将该含水层以二叠系山4号可采煤层为界又分为二个含水层段,即可采煤层以上段碎屑岩含水层和可采煤层段碎屑岩含水层。 可采煤层段碎屑岩含水层:该含水层段有石炭系太原组含水层和二叠系山西组含水层。下部以可采煤层和砂质泥岩,灰白色粗砂岩组成,在5号煤层上下均发育有一层厚层砂砾岩,岩层一般完整致密,裂隙不发育,沿裂隙见白色钙质物充填,富水性差,据以往抽水资料,单位出水量0.0042

28、0.017L/sm,二叠系山西组含水层为中粗砂岩和砂质泥岩互层组成;底部有一层灰白色中粗粒石英砂岩,岩石较致密,裂隙不发育,富水性差,据以往抽水资料,单位出水量0.00350.000027L/sm。本次抽水试验将二叠系山西组和石炭系太原组可采煤层作为一个含水段,抽水结果:单位出水量0.00230.005L/sm,渗透系数0.00870.0473m/d,抽水后静止水位埋深108.40146.86m,水质类型HCO3Cl-Na或ClHCO3-Na水。该含水层段抽水资料详见表1-4。表1-4 石炭二叠系可采煤层段抽水资料 钻孔编号项目ZK718ZK1528ZK1821ZK2312备注出水量(L/s)

29、0.4540.3250.4540.17单位出水量(L/sm)0.0050.00440.00380.0023渗透系数(m/d)0.0210.04730.00870.009静止水位(m)140.83135.36108.40146.86动水位(m)238.61208.78227.03221.07降深值(m)97.7873.42118.6374.21含水层厚度(m)23.0010.0046.0025.001.3.2奥灰水对矿井开采影响井田内奥灰水位标高在1181.711246.84m,山4号煤层底板标高在9001070m,5号煤层底板标高在770990m,8-1、8-2号煤层底板标高在790950m,

30、各煤层存在带压开采,根据煤矿防治水规定中突水系数计算公式: (1-1)P=(H0-H1+M)0.0098式中:Ts底板突水系数(MPa/m);P隔水层承受的水压(MPa);M底板隔水层厚度m;H1煤层底板最低标高;H0奥灰岩溶水水位标高表1-4 4号煤层底板突水系数计算表序号煤层编号奥灰含水层水位标高(m)煤层底板标高(m)底板隔水层厚度(m)突水系数(MPa/m)1山4号1246.84900-1070119.870.038-0.0241.3.3矿井涌水量矿井涌水量预算选用矿井采煤含水系数法和利用本井田抽水试验求得的参数,用分析计算法求出。1.分析计算法本次勘探布设抽水试验钻孔4个。各钻孔均分

31、段进行了抽水试验。在石炭系可采煤层以上段和可采煤层段分别作了4个钻孔抽水试验,奥陶系石灰岩中作了2个钻孔抽水试验,共计10个抽水段。在可采煤层以上段和可采煤层段作3次不同降深抽水试验,奥陶系石灰岩段含水层作3次不同降深抽水试验,各抽水段当单位涌水量小于0.005L/sm时作一次最大降深试验 公式的选用在可采煤层以上段用竖井施工至石炭系煤层,选用Q= (1-2)式中:Q竖井出水量(m3/d) K渗透系数(m/d) R影响半径(m) r竖井半径(m) H水柱高度(m)m含水层厚度(m) 井田内石炭系可采煤层倾角平缓,开采煤层时涌水量可按“大井法”计算,大井涌水量计算选用公式为: (1-3)由于区内

32、地下水运动为非层流运动,上式中rw即为“大井”引用半径r0: (1-4)上边两个公式中:Q“大井”涌水量(m3/d)M含水层厚度(m)K渗透系数(m/d)H水头高度(m)h0开采后水头高度(m),h0=0F计算区的面积(km2)r0“大井”引用半径(m)1.4工程地质1.4.1 煤层顶底板岩性特征1.主要可采煤层直接顶底板岩性及顶底板岩体结构类型山4号煤层直接顶板在井田北西部以中粗粒砂岩为主,泥岩、煌斑岩次之,东南部则以泥岩、粉砂质泥岩为主,中砂岩、煌斑岩次之;直接底板则以粉砂岩、泥岩为主,砂岩、煌斑岩次之。 2.可采煤层顶底板岩体物理力学和水理性能山4号煤层:顶板以较坚硬岩为主,间夹软岩,软

33、岩厚度2.28m,是影响岩体稳定性的主要层位。底板以较软岩为主,间夹较坚硬岩,岩体稳定。可溶盐K+A含量:泥岩327.70604.60mg/kg;粉砂质泥岩320.00867.64mg/kg;高岭岩331.40587.70mg/kg生物碎屑灰岩1403.40 mg/kg。2 井田储量及服务年限2.1矿井的工业储量2.1.1储量计算方法 井田内地层倾角小于15,采用水平地质块段法进行资源/储量估算。估算公式:Q=SMD/10。 (2-1)式中: Q资源量/储量;Mt; S水平投影面积,k(m2); M块段平均采用厚度,m; D视密度,t/m3。 本次估算共获得井田内批采煤层4、9、11号煤保有资

34、源/储量(111b+122b+333)1905Mt。其中探明的(可研)经济基础储量(111b)16063Mt,(111b)占总资源/储量84%,控制的(可研)经济基础储量(122b)1004Mt,(111b+122b) 占总资源/储量90%,推断的内蕴经济资源量(333)1983Mt。2.1.2储量主要参数的确定 1.面积的确定 CAD查询法 2.煤层厚度的确定 块段内煤厚采用块段内各见煤点,生产实测煤厚的算术平均值,各见煤点储量估算煤厚按以下确定。 使用CAD查询功能可知井田投影面积:S= 22458378m2井田工业储量 Zg=Sh (2-2)4#煤 Zg=2245837851.45/10

35、000=16282.3Mt2.2可采储量矿井设计储量计算矿井设计储量=矿井工业储量永久煤柱损失经计算,矿井设计储量为9804.2Mt,2.2.1 边界煤柱 井田边界长度为22555.6m,取边界煤柱30m。则边界煤柱损失:P1=22555.6306.11.5=619.15万吨2.2.2 工业广场煤柱压煤表2-1矿井工业场地占地面积指标:井型与设计生产能力(万吨/年)占地面积指标(公顷/10年)2403000.70.81201800.91.045901.21.39301.5备注:占地面积指标中小井取大值、大井取小值。本次设计矿井年产量为180万吨/年。则工业工厂占地面积为1.8105。古书院矿3

36、#煤层为近水平煤层,岩石移动角为72,根据钻孔52号、51号、69号穿煤层时,平均深度H1=151.75m。则根据 q= (2-3)得q=49.3m,根据本矿地质资料,本矿保护等级为一级,维护带宽度取20m,则工业场地压煤面积为(400+49.32+202)(450+49.32+202)m2。所以工业广场煤柱损失为:P2=317019.966.11.5=290.07万吨2.2.3 陷落柱煤柱损失根据地质资料可知陷落柱面积之和。即S陷落=24320.12m2则陷落柱煤柱损失P4=24320.126.11.5=22.53万吨2.2.4 其他煤柱损失其他煤柱煤炭损失P5,按工业储量的5%计算。P5=

37、2.455%=0.123亿吨2.2.5 总设计煤柱损失P= P1+P2+P3+P4+ P5=0.321亿吨2.2.6 矿井设计可采储量矿井可采储量按下式计算: (2-4) 式中:矿井设计可采储量,Mt;矿井工业储量,Mt;可采煤柱损失,Mt;经计算,矿井设计可采量为9804.2Mt,见下表2-2:表2-2 矿井储量计算煤层工业储量设计储量可采储量4号16282.39804.29804.22.3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限2.3.1 矿井的工作制度矿井设计年工作日为270天。作业方式为“四六”制作业,即二个班生产,一个班检修。每班工作6小时。矿井每昼夜提升时间为18小时。2.3.2矿井

38、设计生产能力确定矿井生产能力的确定,主要考虑以下几方面因素: 1.储量因素:若生产能力为2.4Mt/a,矿井服务年限为40a,服务年限较短;若生产能力为3Mt/a,矿井服务年限为45a,矿井服务年限与矿井生产能力匹配,同时符合煤炭工业矿井设计规范的要求。 2.煤层赋存情况及开采条件因素:太原组4-1、4-2号煤层为厚煤层,煤层赋存稳定,倾角一般为15。两煤层间距平均为5.8m,适宜联合布置。井田地质构造、水文地质条件较简单,矿井属低瓦斯矿井,4-1、4-2号煤层均为类自燃煤层,煤尘具有爆炸危险性,煤层顶板较稳定,地温地压正常,开采条件较好。 3.开采能力因素:根据本矿的现有生产技术水平和管理水

39、平,工作面宜采用综采。 4.市场需求因素:本矿井开采4-1、4-2号煤层为气煤,市场需求前景良好,适当加大开发力度不仅能产生显著的经济效益,而且能产生较好的社会效益。 综合考虑以上因素,矿井设计生产能力确定为3Mt/a。2.3.3 矿井及水平服务年限的计算矿井及水平服务年限均按下式计算: (2-5)式中:服务年限;设计可采储量,万t;设计生产能力,万t/a;储量备用系数,取1.4。则:矿井及水平服务年限=9804.2/3001.445年第一水平的服务年限可依据上述公式:T1=Zk/AR式中: T1第一水平的服务年限;A、 K同上。表2-3 矿井及第一水平设计服务年限矿井设计生产能力 万吨/a矿

40、井设计服务年 /a第一开采水平设计服务年限/a煤层倾角25煤层倾角25-45煤层倾角45600及以上60353535300-500503030301202404025201545-90302015159-30各省自定 由表可知,煤层倾角小于25,设计生产能力为3.0Mt/a以上时,矿井设计服务年限不得小于60a,第一开采水平矿井设计服务年限不饿的小于35a。本设计中,煤层倾角小于25,设计生产能力为3.0Mt/a,矿井服务年限为53.16a,符合煤炭工业矿井设计规范的规定。3 井田开拓3.1 井口及矿井工业场地选择3.1.1 方案的提出东周窑井田地处黄土高原,其地貌形态为低山丘陵,黄土梁及树枝

41、状“V”字形沟谷发育。地形南高北低,南部及东部地形较为复杂。经现场踏勘,结合现有矿井工业场地及地面设施、地质构造、煤层赋存条件、水文地质条件等因素,设计选择了三个方案进行比较(见图3.2.1-1)。方案一:选定在东周窑煤炭集运站西侧、井儿沟和杨千堡沟之间的丘陵沟坡地作为矿井的工业场地。即现有东周窑集运站工业场地西侧约300m处的地带,工业场地标高1340m。方案二:选定在夏家河村北部约1000m处的坡地作为矿井的工业场地。工业场地标高1320m。方案三:选定在杨千堡沟西侧、南端午村北部的坡地作为矿井的工业场地。工业场地标高1375m。3.1.2 方案比选及推荐方案1.方案一的优缺点:1)工业场

42、地紧靠东周窑煤炭集运站和云(西)店(湾)公路,选煤厂可以利用现有的集运站场地和设施,铁路不需要建设,公路工程量小,新增购地少。2)工业场地宽阔、较平坦,有利于工业设施布置,土方工程量较少。3)井筒基本位于井田中部,井底主要工程处于地质构造简单部位。4)工业场地与集运站可共用部分保安煤柱,压煤量少。5)立井垂深460m左右,井筒工程量较大。2.方案二的优缺点:1)工业场地宽阔、较平坦,有利于工业设施布置,土方工程量少。2)工业场地距东周窑煤炭集运站和云(西)店(湾)公路较近,铁路、公路工程量较小。3)立井垂深350m左右,井筒工程量最小。4)井筒位置偏,井底主要工程处于两条断层交汇处,地质构造复

43、杂。5)矿井购地全部为新增,购地面积大。6)压煤量多。3. 方案三的优缺点:1)工业场地位于井田的中部,井底主要工程处于地质构造简单部位。2)工业场地距东周窑煤炭集运站和云(西)店(湾)公路较近,铁路、公路工程量大,且桥梁工程量大。3)工业场地较窄、坡大,土方工程量大。4)立井垂深570m左右,井筒工程量最大。5)压煤量多。综上所述,设计推荐靠近东周窑煤炭集运站、井筒工程地质简单的方案一布置矿井工业场地。3.2 井田开拓3.2.1 井筒形式的选择本井田工业场地处煤层埋藏深度约460m左右、表土层厚度约50m左右。井筒穿过地层为第四系、第三系、白垩系下统左云组、侏罗系中统云冈组、侏罗系中统大同组

44、、侏罗系下统永定庄组、二叠系下统山西组、石炭系上统太原组地层,根据井筒检查钻资料,井筒穿过含水层均为弱含水层,无流砂层和强含水层,采用普通施工法即可施工,对井筒施工较为有利,同时对井筒形式的选择提供了更多的选择方式。1.主井井筒形式及数目的选择根据本矿井实际情况,结合当前国内外主井井筒施工及生产使用现状、凿井方式、井下装卸载方式、井筒装备方式的差异、安全可靠性等因素,主井井筒形式考虑了二种方案。开凿一个主斜井主斜井倾角28,净宽4.0m,净断面18m2,井口标高+1335.50m,井底标高+866.0m,斜长1703.5m,装备1800mm宽的钢绳芯带式输送机,担负矿井的煤炭提升任务,铺设台阶

45、,兼矿井进风井和安全出口。主斜井主要优点:1)主斜井施工在施工技术、地面设施、井筒装备等方面都比较简单。2)主斜井装备大倾角强力带式输送机,实现煤炭从回采工作面到地面的“胶带一条龙”连续运输,效率高,提升能力大,故障率低,可靠程度高,便于实现集中控制和自动化,利于矿井稳产高产。3)主斜井井口布置在选煤厂工业场地,生产系统简单,省去了自井口到选煤厂的跨河输煤栈桥。4)主斜井铺设台阶后作为安全出口,可靠性及安全程度高。5)井下胶带可与主井胶带直接搭接,可取消井底煤仓,井上、下生产系统环节少、系统简单。6)提升设备投资略低。主斜井主要缺点:1)主斜井井筒工程量相对较大。2)井筒施工工期相对较长。经过

46、上述技术经济分析,方案一较方案二优势明显且技术先进成熟。因此设计推荐方案一,即主井采用“一个主斜井”方案。2.副井井筒形式及数目的选择根据本矿井实际情况,结合当前国内外井筒施工及生产使用现状、凿井方式、井筒装备方式的差异、安全可靠性等因素,副井井筒形式考虑了二种方案。方案一(一立一斜)主要优点:1)立井直径8.0m,断面相对较小,立井施工及装备技术比较成熟,在我国顾桥矿井等成功建设、使用范例多,有成功经验可以借鉴。2)副立井运行小型无轨胶轮车系统在华晋沙曲矿、潞安屯留矿等煤炭企业已经成功使用,技术成熟。3)副立井到底后可以尽早实施井筒和井架等永久安装,而由副斜井负担井下工程建设任务,设置两个副

47、井对加快矿井总建设进度、缩短工期非常有利,适应井下辅助提升量变化的能力较强。经过技术经济分析,方案一较方案二优势明显且技术先进成熟。因此设计推荐方案一,即采用一个主斜井和一个副立井方案。3.2.2 开拓部署1.井田开拓方案根据选定的矿井工业场地及主、副井筒形式,确定井田采用斜井开拓方式。结合井田形状及煤层赋存条件,对井下开拓巷道布置提出了两个具有代表性的井田开拓方案,分述如下:1)方案一:初期在选定的矿井工业场地布置有三个井筒,即主斜井、副立井、中央回风立井。以7个井筒开发全井田,其中矿井移交生产时布置有三个井筒,分别为:主斜井、副立井、中央回风立井。主斜井:布置于矿井工业场地西北约300m处

48、的选煤厂场地内,井筒倾角16,净宽4.0m,净断面16.6m2,井口标高+1335.50m,落底于主采4号煤层,井底标高+866.0m,斜长1703.3m,装备1800mm宽的钢绳芯带式输送机,担负矿井的煤炭提升任务,铺设台阶,兼矿井进风井和安全出口。副立井:净直径4.0m,净断面26.27m2,井口标高+1341.55m,落底于主采4号煤层,井底标高+859.0m,垂深532.6m(含井底水窝),装备一对可以直接进出3t小型无轨胶轮车非标宽罐笼,担负普通材料、设备和人员及矸石辅助提升任务,兼矿井进风井。中央回风立井:净直径8.0m,净断面50.27m2,井口标高+1340.65m,井底标高+

49、860.0m,垂深480.7m,担负矿井的回风任务,装备梯子间,兼矿井安全出口。结合井筒落底位置、各煤层可采范围、永财坡煤矿边界及构造情况,全井田沿不同方向各水平分别布置三组大巷。工业场地四个井筒落底后,在井田中部沿F1断层东侧向南布置一组南大巷;开采一、四采区煤层;在主斜井井筒落底处向西偏南沿山4号煤层可采边界布置一组西大巷;沿主斜井方向布置一组北大巷,分别与西胶带大巷、辅运石门和回风石门相接。矿井通风方式采用机械抽出式通风,通风系统初期采用中央并列式,后期采用分区式。矿井煤炭运输采用胶带输送机运输方式,辅助运输采用无轨胶轮车运输方式。2)方案二:初期井筒个数及装备同方案一,在选定的矿井工业

50、场地布置有四个井筒,即主斜井、副斜井、中央回风立井。后期在杨户岭及北杏庄附近各布置一对进回风立井,为矿井后期安全生产服务。全井田共开凿八个井筒。井下设二个主水平和一个辅助水平。一水平标高+859m,开采全井田5号煤层;二水平标高+835m,开采全井田8-1号、8-2号煤层;辅助水平标高+890m,开采全井田山4号煤层。各井筒落底后,分别沿南北向布置一组南北大巷,北大巷在纬线4433380处转折向西布置四、五采区大巷,南大巷在纬线4428000处转折向东、西布置六采区大巷。副斜井井底设有平车场及换装站,与副立井通过一水平辅助运输大巷相连,辅助水平及二水平的辅助运输大巷与一水平辅助运输大巷之间采用

51、辅助运输斜巷(7)联系。一水平胶带运输大巷与主斜井直接搭接,辅助水平胶带运输大巷通过山4号井底煤仓与南胶带运输大巷相接,二水平胶带运输大巷通过斜巷与主斜井直接搭接。辅助水平回风大巷通过回风斜巷与一水平东回风大巷相接,二水平回风大巷通过回风斜巷与一水平回风大巷相接。全井田按开采水平均划分了4个盘区,共计18个采区。首采区为第一水平一盘区、二盘区的4号煤层。2.井田开拓方案比较方案一与方案二在矿井工业场地、移交生产时井筒布置方面均相同,因此其井筒、工业场地布置及地面工程均不具备可比性,其经济比较见表3-1,技术比较见表3-2。表3-1 开拓方案经济比较序号井下可比项目方案一方案二方案一比方案二1开

52、拓巷道工程量(m)12950.514258.5-1308.0投资(万元)35483.139068.3-3585.2 2煤炭运输设备数量(部)23投资(万元)5064.86804.0-1739.23合计-5324.44巷道压煤量(万t)3333.94100.7-766.8表3-2 开拓方案技术比较方案一方案二优点1) 井田西部开拓大巷位于井田中部,煤炭运输不存在反向运输现象。2) 移交生产时井巷工程量较方案一少,其建井工期短。3) 工作面连续推进长度一般在3600m左右,不论从工作面搬家倒面方面还是煤层自燃防治方面均比方案二有利。4) 井下开拓大巷沿山4号煤可采边界布置,可有效减少开采山4号煤层时的无效巷道,对开采该煤层十分有利。5) 方案一较方案二所产生的三角煤少,最大程度上减少了资源损失。1

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