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文档简介

1、LULIANG UNIVERSITY分类号: 密 级: 毕业设计题 目: 长治南窑沟煤矿3号煤层0.9M/a 矿井初步设计 系 别: 矿业工程系 专业年级: 采矿工程2012级 姓 名: 白 浩 学 号: 20121803115 指导教师: 武 剑 硕士 2016年05月15日原 创 性 声 明本人郑重声明:本人所呈交的毕业设计,是在指导老师的指导下独立进行研究所取得的成果。毕业设计中凡引用他人已经发表或未发表的成果、数据、观点等,均已明确注明出处。除文中已经注明引用的内容外,不包含任何其他个人或集体已经发表或撰写过的科研成果。对本文的研究成果做出重要贡献的个人和集体,均已在文中以明确方式标明

2、。本声明的法律责任由本人承担。设计作者签名: 日 期: 关于毕业设计使用授权的声明本人在指导老师指导下所完成的设计及相关的资料(包括图纸、试验记录、原始数据、实物照片、图片、录音带、设计手稿等),知识产权归属吕梁学院。本人完全了解吕梁学院有关保存、使用毕业设计的规定,同意学校保存或向国家有关部门或机构送交设计的纸质版和电子版,允许设计被查阅和借阅;本人授权吕梁学院可以将本毕业设计的全部或部分内容编入有关数据库进行检索,可以采用任何复制手段保存和汇编本毕业设计。如果发表相关成果,一定征得指导教师同意,且第一署名单位为吕梁学院。本人离校后使用毕业设计或与该设计直接相关的学术设计或成果时,第一署名单

3、位仍然为吕梁学院。设计作者签名: 日 期: 指导老师签名: 日 期: 摘 要本次设计是开采南窑沟煤矿3、15号煤层,设计图纸共5张,说明书共十章。根据采矿工程的需要和特点,重点设计为第四、六、八章,其他如井底车场、井下运输及提升设备仅做一般的选型计算。南窑沟煤矿位于山西省长治市长治县的西南部、行政区划属长治县八义镇管辖。其地理位置为北纬35°562435°5649,东经112°5933113°0034,井田面积约3.9703 km2。井田范围内可采的3、15号煤层地质储量76.08Mt、工业储量75.39Mt、设计储量69.38Mt。本井田内有多层煤,但

4、此次设计只考虑3、15号煤层,平均厚度分别为6.30m、6.80m。煤层均有煤尘爆炸性,煤层自燃倾向为自燃。矿井属于低瓦斯矿井,瓦斯绝对涌出量为1.65m3/min。井田地质构造简单,无断层、陷落柱。本井田划分为盘区,采用斜井开拓方式,回采工艺采用后退式、综合放顶煤采煤工艺,采用“四六制”作业制度。工作面的设备有双滚筒采煤机、液压支架、可弯曲刮板运输机、转载机等。采空区采用全部垮落法处理顶板。本矿井设计年产量为0.9Mt/a,采用一套综采设备来满足产量的要求。矿井运输大巷采用胶带运输作为主运输,采用串车和索道架空人车作为辅助运输,矿井通风采用轴流式扇风机,抽出式通风方式。关键词:初步设计;井田

5、开拓;综采。I AbstractThis paper mainly designs coal mining of Nanyaogou colliery,No.3 and No.15 coal bed.There are five design drawings altogether,and ten chapters in the instructi- on book.In accordance with requirements and features of mining engineering, we foc- us on the fourth,sixth and eighth chapt

6、ers. As for other parts like station,underground transportation and hoisting equipment,this paper only makes general selection calcula-Ions.The colliery, an administrative division of Nanyaogou, lies in the southwest area of Changzhi country, Changzhi City, Shanxi province. Its geography position is

7、 nor- thern latitudes 35°562435°5649, east longitude 112°5933113°0034. The area of mining field is 3.9703 km2.Mine Field range of No. 3,15coal seam geological reserves 76.08Mt, industrial reserves 75.39Mt, design reserves 69.38Mt.There are multiple layers of coal in this mine fie

8、ld, but the design only consider No. 3, 15 coal seam, the average thickness was 6.30m, 6.80m. Seams are explosive coal dust, coal seam spontaneous combustion tendency to spontaneous combustion. Mine is a low gas mine, gas absolute emission rate of 1.65m3 / min. Mine geological structure is simple, s

9、eamless, subsided column.We divide this well field into panels, and adopt double slope mine method. The retreat type and mechanization of fully mechanized caving method are used in the ext- raction process, with "4/6" system as the operation system. On the work faces are equ- ipments of do

10、uble roller coal winning machine, hydraulic support, bend scraper conve, crusher,and elevating conveyor, etc. The all-fall-down method is applied in roof proc- essing of the worked out section.The annual output of this mine is 0.9Mt, which based on fully-mechanized mini-ng.The main haulage takes bel

11、t conveyor as the major means of transportation,at the sometime bunching and cable way carriage as the auxiliary means. As for mine ventil- ation,we use axial-flow type diagonal fan and drawer-type mode.Key words:original design; mine development; fully mechanized mining.II目 录摘 要IAbstractIII目 录V第一章

12、矿区概况及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1 交通位置11.1.2 地形地势11.1.3 河流21.1.4 周边电力与水源21.1.5 气象及地震21.2 井田地质特征21.2.1 地层21.2.2 地质构造31.2.3 矿井瓦斯、煤尘、及水文等条件31.3 煤层及煤质61.3.1 煤层61.3.2 煤层顶底板条件61.3.3 煤质72.1 井田境界92.2 矿井资源储量92.3 矿井设计资源/储量102.4 矿井设计可采储量102.4.1 安全煤柱及各种煤柱的留设及计算方法11第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限133.1 矿井工作制度133.2 矿井设计生产能力及服务年限13

13、第四章 井田开拓154.1 井田开拓方案154.1.1 开拓方案一154.1.2 开拓方案二164.1.3 开拓方案比较174.2 达到生产能力时工作面的配备18第五章 矿井基本巷道及建井计划195.1 井筒、石门及大巷195.1.1 井筒数目、结构及装备195.1.2 石门及硐室205.1.3 主要开拓巷道215.2 井底车场215.3 建井工作计划215.3.1 矿井建设方式225.3.2 施工方法225.3.3 矿井移交标准225.3.4施工进度指标确定235.3.5 加快建井速度的措施及建议24第六章 采煤方法256.1 采煤工艺方式256.1.1 采煤方法的选择256.1.2 回采工

14、作面长度256.1.3 采煤工作面的设备选型及配套266.2 确定盘区巷道布置和要素326.3 回采工艺与劳动组织326.3.1 回采工艺326.3.2 劳动组织形式336.3.3 主要经济技术指标346.4 盘区的准备与工作面接替356.4.1 盘区内巷道断面356.4.2 掘进工作面个数及机械设备配备366.4.3 矿井达产时采掘比例关系376.4.4 盘区回采率376.4.5 工作面接替37第七章 井下运输397.1 概述397.1.1 运输系统397.1.2 运输方式的确定397.2 运输设备的选择407.2.1 矿车和材料车407.2.2 大巷运输设备41第八章 矿井通风及安全技术4

15、38.1 矿井通风方式与通风系统的选择438.1.1 概述438.1.2 通风方式和通风系统438.2 盘区及全矿所需风量448.2.1 风量的计算448.2.2 风量的分配468.3 矿井通风阻力的计算478.3.1 通风阻力的计算原则478.3.2 矿井通风总阻力计算478.3.3 等积孔的计算498.4 选取扇风机498.4.1 矿井通风设备的要求508.4.2 设计依据508.4.3 风机选型计算508.5 安全生产技术措施518.5.1 预防瓦斯爆炸的措施518.5.2 预防煤尘爆炸的措施528.5.3 预防井下火灾的措施及工艺528.5.4 粉尘的综合防治538.5.5 预防井下水

16、灾的措施53第九章 矿井提升559.1 主斜井提升559.1.1 带式输送机的计算和配置569.1.2 主斜井架空乘人器619.2 副斜井提升62第十章 设计矿井基本技术经济指标65参 考 文 献67致 谢69VI吕梁学院本科毕业设计第一章 矿区概况及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1 交通位置长治羊头岭南窑沟煤业有限公司矿井位于长治县西南部直距12km 的八义镇南窑沟村,北窑村一带。行政区划属八义镇管辖。地理坐标为:东经:112°5933113°0034北纬:35°562435°5649。井田东距长(治)晋(城)二级公路约1km,往北距长治县城(韩店

17、镇)约12km,距长治市约25km,最近的火车站为太焦线上的东田良车站,公路运距约10km,交通较为便利。交通位置图见图1-1-1图1-1-1 交通位置图羊头岭南窑沟煤矿1.1.2 地形地势井田位于太行山西侧山前地带长治盆地的南部,属低山丘陵区,区内第四系较发育,形成众多的黄土陡坡,冲沟比较发育,但无大的沟谷,在井田南部山坡多见基岩出露。总的地势南高北低,最高点位于井田南部山梁,海拔1242.60m,最低点处于井田北东部沟谷,海拔995.00m,最大相对高差247.60m。1.1.3 河流本区属海河流域浊漳河南源水系淘清河支流,井田内无大的河流,只在雨季沟谷中有小的水流。1.1.4 周边电力与

18、水源长治县羊头岭南窑沟煤业有限公司矿井位于长治县境内。矿井东北约2.5km 处有八义110kV变电站1座,矿井东北方向约8.50km处有荫城110kV变电站1座。本矿地面工业场地负荷中心改建10kV变电所一座,电源分别引自上述两个变电站,供电电源可靠,供电质量有保证。据现场调研,设计新打一眼深井,取自奥灰水,小时出水量在50/h,作为本矿地面生产、生活用水。矿内外通讯可铺设程控电话,目前移动通讯网已覆盖全矿。下一步进行矿井初步设计时应补充井上下通讯系统部分。1.1.5 气象及地震本区属暖温带大陆性气候,春季干旱多风沙,冬季长而寒冷,夏季甚短,降雨多集中在夏末秋初,全年气温变化剧烈;据长治县气象

19、站资料表明,一月份最冷,最低气温为-21,七月份最热,最高气温为37。年平均气温为9,年平均降水量558.80mm,且多集中在7、8、9月份,年平均蒸发量1462.00mm,年平均蒸发量为降水量的23倍,霜冻期为每年10 月下旬至次年3月份,最大冻土深度60.00cm。据中国地震动参数区划图(GB18306-2001),本区属地震动峰值加速度0.10g区。据中国地震烈度区划图(1996),本区地震基本烈度为度。现全球进入地震多发期,矿井应加强防震建设。1.2 井田地质特征1.2.1 地层该井田位于沁水煤田高平普查区东北部边缘,晋城国家规划矿区高平西区长治县段南部边缘。区内多多黄土覆盖,基岩基本

20、出露于井田南部。据钻孔资料及邻区资料,井田地层自下而上依次为奥陶系中统峰峰组(O2f),石炭系中统本溪组(C2b)、上统太原组(C3t),二叠系下统山西组(P1s)、下石盒子组(P1x),上统上石盒子组(P2s)及第四系(Q2+3)。现由老至新分述如下:1. 奥陶系中统峰峰组(O2f)为灰青灰色厚层状泥晶石灰岩,顶部含泥岩,石灰岩角砾,局部可见轻微的白云岩化。地层厚105.00145.00m,平均厚120.00m。2. 石炭系中统本溪组(C2b)为灰灰白色铝土质泥岩、粘土质泥岩及砂质泥岩,含鲕粒底部一般具一层铁质粉砂岩或铁质泥岩(即山西式铁矿层位),含菱、黄铁矿结核或透镜体,极不稳定,含植物根

21、茎化石。地层厚3.2020.55m,平均厚9.72m。3. 石炭系上统太原组(C3t)主要由深灰灰黑色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层及石灰岩组成,其中有煤11 层,以下部煤层发育较好;有石灰岩4层,以下部灰岩稳定,本组地层厚度较大,一般90.60119.11m,平均厚109.69m。4. 二叠系下统山西组(P1s)为本井田主要含煤地层之一,由砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成。一般含煤13层。地层厚43.0063.92m,平均55.95m。5. 二叠系下统下石盒子组(P1x)主要由砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、铝质泥岩组成,地层厚50.0065.00m,平均54.67m,泥岩中常含大量鲕粒,

22、顶部为灰、绿灰、紫红色含铝质泥岩,俗称“桃花泥岩”,以富含菱质鲕粒为特征是良好的辅助标志层。6. 二叠系上统上石盒子组(P2s)该组井田内出露不全,在西南部大面积出露,厚度245.00m,主要以黄绿色、紫红色砂质泥岩、泥岩为主,夹灰灰绿色中厚层状、中、粗粒砂岩,上部由厚层状长石石英砂岩夹薄层泥岩组成。7. 第四系中上更新统(Q2+3)主要为黄土、浅红色亚粘土、亚砂土及砂砾石层,厚度030.00m,平均25.00m。1.2.2 地质构造本井田构造形态总体为一倾向SW 的单斜构造,在单斜构造的基础上发育着宽缓的褶曲构造,东南部还发育一条断层,在井田边界处。井田内未发现陷落柱,为岩浆岩侵入。本井田构

23、造尚属简单类型。1.2.3 矿井瓦斯、煤尘、及水文等条件(1)瓦斯长治南窑沟煤业有限公司矿井2008 年度瓦斯等级鉴定结果为:。矿井生产能力达到0.90Mt/a时,预测矿井绝对CH4 涌出量为1.65/min,矿井绝对CO2涌出量为2.23/min,矿井为低瓦斯矿井。(2) 煤尘2010 年3 月23 日,山西长治羊头岭南窑沟煤业有限公司,由山西省煤炭工业局综合测试中心对15号煤尘爆炸性进行了鉴定:15号煤层煤尘火焰长度15mm,抑制煤尘爆炸性最低岩粉用量40%,煤尘有爆炸性。据调查,该井田内未发生过煤尘爆炸。但今后掘进、生产中应注意洒水防尘,定期清理巷道壁浮尘,以杜绝煤尘爆炸事故发生。(3)

24、 水文1)地形地貌井田位于低山丘陵区,井田内地势较高,无河流和地表积水,井田内沟谷纵横、冲沟发育,平时干涸,雨季短暂性流水。大气降水大多顺坡流入沟谷,向东北汇入淘清河,最后汇入浊漳河,部分下渗补给各含水层。淘清河距井田较远,对煤矿开采没有影响。2)主要含水层 奥陶系中统峰峰组碳酸盐岩溶裂隙含水层上部主要为石灰岩,偶有泥质灰岩,裂隙被方解石充填;中部为石灰岩、泥质灰岩、角砾状灰岩、白云质灰岩等,具少量溶隙;下部为白云质灰岩夹薄层石膏,泥质灰岩等,结构致密,性脆、局部节理发育,孔隙发育,富水性好。根据山西省岩溶泉域水资源保护资料,井田北部12km处的韩店深水井奥灰水位644.74m,由此推测,井田

25、内奥灰水位626m-630m,奥灰水由西南向东北方向径流,最终在辛安泉排泄。本井田15号煤层最低底板标高960m,不存在奥灰突水问题。 石炭系上组太原组碎屑岩裂隙夹碳酸盐裂隙岩溶含水层本含水层出露于井田西部,含水层主要为石灰岩及砂岩,含水空间以岩溶裂隙为主K2、K3、K4、K5、K6,5层灰岩,累计厚度13.5-25.6m,含砂岩1-5层,累计厚度9.7-34.8m;其中K2石灰岩是15号煤层的接顶板。据王庄煤矿详查勘探资料:上述含水层混合抽水试验资料,太原组砂岩和石灰岩混合水位埋深151.0109.90m,水位标高968.261112.90m,单位涌水量0.0210.027L/s.m,矿化度

26、0.280.32g/L,总硬度8.0111.41德国度,水质类型为HCO3-K+Na·Ca 型为主,PH值7.88.2,为弱富水性含水层。 二叠系碎屑岩类砂岩裂隙含水层组本含水层组由山西组、上、下石盒子组地层中的多层细、中、粗粒砂岩组成,为碎屑岩类砂岩裂隙含水层组,泉水流量0.027-0.744L/s,水质类型为HCO3-Ca 型,一般富水性弱,由于各煤矿采煤排水,该含水层组正被疏干;该层浅部受风化裂隙影响,富水性较好。 第四系松散岩类孔隙含水层岩性主要为亚砂土,底部偶夹砂砾层,厚度变化较大,富水性不均,通常透水而不含水。3) 主要隔水层 本溪组及太原组底部泥岩、铝土质泥岩隔水层该隔

27、水层位于15号煤层之下,此隔水层厚度一般为10.00m左右,对奥灰岩溶水向15号煤层突水有一定程度的阻隔作用。 石炭系、二叠系灰岩及砂岩含水层层间泥岩隔水层该隔水层岩性为泥岩、砂质泥岩、铝土质泥岩,其单层厚度相差悬殊,少则13m,最厚者可达3040m,呈层状分布于各石灰岩、砂岩含水层之间,阻隔了各含水层相互间的水力联系。4)矿井充水因素分析 地表水该井田地表水系属于漳河水系。井田内有沟无水,只有洪水期短暂有水,属季节性河流,地表水系不发育,属缺水区。大气降水大多顺坡流入沟谷,向东汇入陶清河,最后汇入浊漳河。主斜井井口标高均高于井口附近最高洪水位。故地表水流对矿井开采影响较小。 奥灰水井田内3号

28、煤层底标标高为+1060m+1115m,15号煤层底标标高为+960m+1015m,均位于奥灰岩溶水水位标高(+630m左右)以上,奥灰水对井田内3、15 号煤层的开采无影响。 构造在向背斜轴转折端,裂隙发育,有利于地下水的富集。在向斜轴部有利于采空区积水的聚集。区内可能存在未探明的断层,生产中引起注意。另外,不应忽视区内可能未查明的断层、陷落柱及施工钻孔封闭不良对矿坑充水的影响。5)水文地质类型井田内以褶曲构造为主,矿井现开采3、15号煤层,直接充水含水层及其以上的各间接充水含水层,富水性弱,采空区有积水,并对煤层开采有影响,矿井正常涌水量小于600/h,防治水工作易于进行。按照煤矿防治水规

29、定关于矿井水文地质类型分类标准,该矿区水文地质条件属中等类型。6)矿井涌水量据此次调查,煤矿现阶段3号煤层正常出水量20/h,最大涌水量80/h。依据现生产矿井实际涌水量资料,结合本工作面周边地质情况。采用含水系数法对矿井涌水量(3号煤层)进行预算。Q=Kp×P (1-1)式中:Q预算矿井涌水量(m3/d);Kp含水系数(m3/t·d);P矿井设计产量(t/d)。含水系数采用本矿井目前实际资料,正常涌水量时含水系数Kp=0.686/t.d,最大矿井涌水量时含水系数Kp=2.743/t·d,本矿井生产规模0.90 Mt/a,按每年330个工作日计算,日产量为1818

30、.18t/d,按公式计算,当矿井达到生产规模时,正常涌水量为1246.75/d,最大涌水量为4987.01/d。矿井涌水量不能局限于以上预算,应根据矿井实际情况正确对待。本次设计矿井正常涌水量52/h,最大涌水量208/h。1.3 煤层及煤质1.3.1 煤层井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组,含煤地层平均总厚175.82m,共含煤13层,煤层平均总厚度16.62 m,含煤系数平均为7.39%。山西组地层平均厚度59.17m,共含煤3层,编号至上而下为1、2、3号,煤层平均厚为6.88m,含煤系数为9.90%,该组为陆相沉积,分34个沉积旋回,煤层多沉积于旋回的顶部。其中下部

31、聚煤作用较好,沉积有稳定可采的3号煤层及不稳定不可采的1号煤和2号煤。井田内3号煤层平均厚度6.30m,含煤系数为8.74%。1号煤层厚度平均为0.08m,含煤系数1.0%,2号煤层平均厚度为0.10,含煤系数为0.18%。太原组地层平均厚度为116.65m,井田内共含煤10层,编号至上而下为5、6、7、8、9、10、11、12、13、15号,煤层平均总厚度为9.94m,含煤系数为6.11%,该组地层沉积旋回韵律性明显,煤层多赋存于灰岩底部,为典型的海陆交互相含煤沉积,从含煤性分析,可归结为三个沉积段,下段为海陆运动的开始,聚煤作用较好,在其上部普遍沉积有稳定可采的15号煤层,该煤层在井田内厚

32、度5.317.10m,平均6.80m,含煤系数平均为3.34%,中段为海侵运动较频繁区,灰岩层数多,煤层薄且不太稳定,其中包括11、12、13号等煤层,均属较稳定但不可采之煤层。上段海侵运动相对减弱,陆地环境占主导地位,区域上沉积有局部可采的9号煤层,但属于零星可采,故不参与考虑。本井田内聚煤较稳定,另外的5号、7号、8号煤层层位稳定较稳定,但均不可采。1.3.2 煤层顶底板条件3 号煤层俗称“香煤”,该煤层位于山西组的中下部,上距下石盒子组底砂岩(K8)40m左右,下距山西组底砂岩(K7)9.77m ,煤层厚5.51-6.90m,平均厚度为6.30m,其可采系数为100%,属稳定可采之煤层。

33、煤层中含矸12层,煤层直接顶板为泥岩或粉砂质泥岩,其底板为泥岩或粉砂质泥岩。据调查,该煤层为本井田批采煤层。15 号煤层位于太原组一段上部,K2 灰岩之下,上距3号煤底101.25m,下距太原组底砂岩(K1)15m。煤层在井田内厚度为6.517.10m,平均6.80m,含煤系数平均为3.34%,局部含12层夹矸。老顶为K2 灰岩,层位稳定,厚度大。底板为泥岩或粉砂质泥岩。15号煤层俗称“臭煤”,煤层稳定,为区内主要可采煤层。该煤层为本井田批采、现采煤层。可采煤层特征见表1-215号煤层直接顶板为黑色泥岩,平均厚0.57m,顶板泥岩抗压强度74.883.2 MPa,抗拉强度2.94.1 Mpa;

34、其上为厚层致密块状石灰岩(K2),平均厚7.8m,节理不发育,稳固性好。K2灰岩的极限抗压强度为78.497.7MPa,属坚硬岩石;内聚力为15.720.2MPa,内摩擦角为32°38,普氏坚固系数为6.313。底板以黑色含黄铁矿泥岩为主,工程地质性能一般。表1-1 可采煤层特征表序号煤层可采区厚度(m)煤层层间距(m)煤层结构顶底板岩性煤层稳定性赋存层位煤层容重最小最大平均最小最大平均夹矸层数顶板底板35.516.906.3010112泥岩泥岩、粉砂岩稳定山西组下部1.45156.517.106.801灰岩泥岩泥岩稳定太原组下部1.451.3.3 煤质(1) 煤的物理性质3 号煤灰

35、黑黑色,以亮煤为主,次为镜煤、暗煤,镜煤多呈透镜状或薄层状。似金属光泽,条带状结构,层状构造,参差状、阶梯状断口,条痕为灰黑色,内生裂隙较发育,性脆易碎,宏观煤岩类型为光亮型煤。15 号煤黑色灰黑色,成分以亮煤为主,含透镜状、细薄层状的镜煤,强玻璃似金属光泽,条带状结构,层状构造,贝壳状、阶梯状断口,条痕为灰黑色、性脆,常见有细脉状、团块状黄铁矿,宏观煤岩类型为半亮光亮型。(2) 煤的化学性质:见表1-2煤质特征表表1-2 煤质特征表序号煤层名称水分(%)灰分(%)挥发分(%)硫分(%)低位发热量(MJ/kg)粘结指数GR,I3原煤0.9815.2411.420.3629.50精煤1.227.

36、6711.540.3532.48215原煤0.3025.9215.412.7825.55精煤0.864.6211.252.5934.150(3)煤的工业用途15号煤为中灰分、中高硫、特高热值之贫煤。井田15号煤层均为贫煤,属烟煤中变质程度较高的一类煤,经洗选后可作为动力用煤或化工用煤,亦可作为民用燃料,现主要用作发电厂用煤。第二章 井田境界与储量2.1 井田境界长治羊头岭南窑沟煤业有限公司矿井井田境界由15个拐点坐标连线圈定。批准开采3、15号煤层,井田面积3.9703km2。井田南北最长2.9290km,东西最宽1.5390km。批准开采深度1039.97m-929.97m,生产规模为0.9

37、Mt/a。井田边界有五个拐点,拐点坐标表见表2-1。表2-1 矿井境界拐点坐标表拐点编号1954北京坐标系1980西安坐标系备注经距(Y)纬距(X)经距(Y)纬距(X)119679800.003983429.0019679731.723983380.25219681339.003983146.0019681270.733983097.25319681319.003981588.0019681250.743981539.24419680800.003980500.0019680731.733980451.23519679800.003980500.0019679731.733980451.232

38、.2 矿井资源储量照2002 年12 月国土资源部颁发的煤、泥炭地质勘查规范标准,资源/储量估算采用水平投影地质块段法进行估算。公式如下:Q=S×M×D/10000 (2-1)式中:Q煤炭资源储量(万吨)S面积()3、15号煤层的井田面积均为3.9703kM厚度(m)3号煤层的厚度6.30m 15号煤层的厚度6.80mD视密度取1.45(t/)通过本次储量估算,查明井田内3、15号煤层地质储量76.08Mt,其中,3号煤层的地质储量为36.66Mt;15号煤层的地质储量为39.42Mt。111b储量为69.10Mt,占总储量的90.83%。矿井地质储量计算结果见表2-2。表

39、2-2 地质储量估算结果汇总表煤层储量(Mt)(%)111b122b333111b+122b+333333.3403.3236.6690.941535.7603.6639.4290.71总计69.1006.9876.0890.832.3 矿井设计资源/储量矿井工业储量的计算方法是:Zg=111b+122b+333K (2-2)式中:K可信度系数,根据设计规范,可信度系数取值范围为0.70.9,由于本井田地质构造简单、煤层赋存稳定,因此设计K值取0.9。经计算,井田范围内可采的3、15号煤层工业储量75.39Mt。矿井设计资源/储量=(矿井工业资源/储量-永久煤柱损失)本设计中永久煤柱损失包括井

40、田境界、地表村庄等永久性煤柱损失。井田境界煤柱按20m宽留设。村庄的保护煤柱围护带宽度按其保护等级留设;松散层及基岩厚度参照邻近钻孔的资料确定,表土层厚度取30m,松散层的移动角取45°,基岩移动角走向取75°。经计算,3、15 号煤层永久煤柱为6.01Mt。矿井设计储量=75.39-3.14-2.87=69.38Mt经计算,井田范围内可采的3、15号煤层设计储量69.38Mt。设计储量计算结果见表2-3。表2-3 设计储量估算结果汇总表(单位Mt)煤层编号工业储量永久煤柱损失设计储量井田边界村庄小计336.341.521.382.9033.441539.051.621.4

41、93.1135.94合计75.393.142.876.0169.382.4 矿井设计可采储量矿井设计可采储量=(矿井设计储量-保护煤柱损失)×采区回采率3号煤层为厚煤层采区回采率按75%计算。15号煤层是厚煤层采区回采率为75%计算。经计算,矿井设计可采储量为48.35Mt,计算结果见表2-4。表2-4 矿井设计可采储量计算表(单位Mt)煤层编号设计储量开采煤柱损失设计可采储量工业场地大巷小计333.441.151.282.4323.361535.941.241.382.6224.99合计69.382.392.665.0548.352.4.1 安全煤柱及各种煤柱的留设及计算方法1)3

42、号煤层巷道煤柱 (2-3)式中:S1巷道保护煤柱的水平宽度,m; H巷道的最大垂深,155m; M煤层平均厚度,6.30m; f煤的强度系数,2。故S1=22.06m2)15号煤层巷道煤柱 (2-4)式中:S1巷道保护煤柱的水平宽度,m; H巷道的最大垂深,255m; M煤层平均厚度,6.80m; f煤的强度系数,2。故S1=28.96m因此,3、15号煤层大巷之间各留30m的保护煤柱;大巷两侧留30m的保护煤柱。各种永久煤柱和保护煤柱留设如下:井田边界煤柱为20m;井筒及工业广场煤柱按岩层和表土层移动角计算确定;村庄和地面建(构)筑物的保护煤柱围护带宽度按其保护等级留设;松散层及基岩厚度参照

43、邻近钻孔的资料确定,松散层的移动角取45°,基岩移动角走向取75°。当矿井报废时,预计护巷煤柱损失可回收50%。第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度矿井设计年工作日330d,井下每天四班作业,三班生产,一班准备,日净提升时间16h。3.2 矿井设计生产能力及服务年限(1) 矿井设计生产能力根据井田面积。煤层厚度和资源储量,确定矿井设计生产能力为0.9Mt/a。(2) 矿井服务年限矿井服务年限按下式计算:T = Zk /( A K )=41.3a (3-1)式中:T服务年限,a;Zk设计可采储量,Mt;A矿井设计生产能力,0.90Mt/a;K储量备

44、用系数,取1.3。经计算,矿井的服务年限为41.3 a。根据矿井设计规范中新建矿井设计服务年限,符合相关要求。其中3号煤层服务年限约20a,15号煤层服务年限约21.3a。第四章 井田开拓4.1 井田开拓方案井田开拓的原则:(一)贯彻执行有关煤炭工业的技术政策,为多出煤、早出煤、出好煤、成本低、效率高创造条件。生产系统完善、有效、可靠,尽量减少岩巷工程量,多做煤巷。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。(二)必须贯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。建立完善的通风系统,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状态。(三)

45、合理集中开拓部署,简化生产系统,避免生产分散。(四)适应当前国家的技术水平和设备供应情况,并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件。(五)减少煤炭损失。井田开拓应综合考虑矿井初期投资、安全生产、技术管理、建井工期等因素,力争做到开拓方案具有较强的适应性及合理性,技术上可行,经济上合理。4.1.1 开拓方案一1、井筒主斜井:井筒位置为X=3981670,Y=19681170,Z=1115;井筒倾角为16°;井筒斜长218m。副斜井:井筒位置为X=3981590,Y=19681225,Z=1113;井筒倾角为22°;井筒斜长147m。回风斜井:井田采用

46、中央分列式,抽出式。其中回风井采用立井,其位置为X=3981830,Y=19680890,Z=1155,井筒倾角为22°,井筒斜长160m。2、工业场地的选择 井田内沟谷纵横,地形复杂,工业广场的具体位置见开拓平面图,在井田中有一南窑沟村,位于井田的中部位置,此处地势平坦,交通便利,供电方便,适合作为工业场地。该场地位置合理,比较宽阔,完全可以满足矿井今后发展要求。形状看似一个梯形,其面积为8.0公顷。3、开采水平划分全井田采用二个水平开拓,其中一水平标高为+1056m,服务于3号煤层,服务年限为20.00a;二水平标高+955m,服务于15号煤层,服务年限约21.30a。4、开采水

47、平的布置在3、15号煤层中沿煤层走向分别布置运输大巷、轨道大巷和回风大巷,其间距为30m。运输大巷通过井底煤仓与主斜井构成运煤系统,其中在主斜井和井底煤仓之间设有行人进风斜巷,在运输大巷和井底煤仓之间设有清理撒煤斜巷;轨道大巷和副斜井通过主要石门构成运料系统,其中主要石门长度为100m,在两侧设有中央变电所,水泵房,水仓,管子道等硐室形成井底车场;副斜井,轨道大巷,回风大巷和回风斜井构成完整的通风系统。5、盘区的划分和开采顺序 盘区的划分根据开拓方案,3号煤层划分为2个盘区,分别为31和32盘区;15号煤层划分为2个盘区,分别为151和152盘区,全井田共划分为4个盘区。 开采顺序3、15号煤

48、层自上而下开采,3号煤开采程序为:3132,15号煤开采程序为:151152。4.1.2 开拓方案二1、井筒主斜井:井筒位置为X=3982170,Y=19680670,Z=1181;井筒倾角为16°;井筒斜长283m。副斜井:井筒位置为X=3982205,Y=19680645,Z=1180;井筒倾角为18°;井筒斜长178m。回风斜井:井田采用中央分列式,抽出式。其位置为X=3982140,Y=19680760,Z=1184,井筒倾角为22°;井筒斜长168m。2、工业场地的选择 井田内沟谷纵横,地形复杂,工业广场的具体位置见开拓平面图,在井田中有一南窑沟村,位于

49、井田的中部位置,此处地势平坦,交通便利,供电方便,适合作为工业场地。该场地位置合理,比较宽阔,完全可以满足矿井今后发展要求。形状是一个距形,其面积为8.0公顷。3、开采水平划分全井田采用二个水平开拓,其中一水平标高为+1056m,服务于3号煤层,服务年限为20.00a;二水平标高+955m,服务于15号煤层,服务年限约21.30a。4、开采水平的布置在3、15号煤层中沿煤层走向分别布置运输大巷、轨道大巷和回风大巷,其间距为30m。运输大巷通过井底煤仓与主斜井构成运煤系统,其中在主斜井和井底煤仓之间设有行人进风斜巷,在运输大巷和井底煤仓之间设有清理撒煤斜巷;轨道大巷和副斜井通过主要石门构成运料系

50、统,其中主要石门长度为100m,在两侧设有中央变电所,水泵房,水仓,管子道等硐室形成井底车场;副斜井,轨道大巷,回风大巷和回风立井构成完整的通风系统。5、盘区的划分和开采顺序 盘区的划分根据开拓方案,3号煤层划分为2个盘区,分别为31和32盘区;15号煤层划分为2个盘区,分别为151和152盘区,全井田共划分为4个盘区。 开采顺序3、15号煤层自上而下开采,3号煤开采程序为:3132,15号煤开采程序为:151152。4.1.3 开拓方案比较1、技术比较见表4-1。表4-1 技术比较方案一方案二优点1)大巷布置简单,便于运输和通风;2)压煤量少,服务年限长;3)边角煤少,便于工作面的回采;4)

51、通风线路短,负压小。5)初期工程量小,初期投资小。1)大巷布置简单,便于运输和通风;2)岩巷布置较少。3)通风线路短,负压小。4)初期工程量小,初期投资小。缺点1)岩巷布置较多。1)边角煤多,不便于工作面的回采;2)井筒与方案一比较较长。2、经济比较见表4-2表4-2 经济比较项目方案一方案二工程量/m单价元/m费用/万元工程量/m单价元/m费用/万元主斜井井筒2187957173.52837957225.2副斜井井筒1477957117.01787957141.6风井井筒1607957127.31607957127.3大巷(煤巷)444039721763.6445539721769.6井底车

52、场4466470288.64466470288.6总计 2470 2452.3通过经济比较,方案一的总费用与方案二的相差不超过10%。再考虑技术方面,方案一优于方案二,所以决定采用方案一。4.2 达到生产能力时工作面的配备该矿井采用一井一面的生产方式,移交矿井时,工作面的运输顺槽距离井底车场边缘的距离为314m,工作面宽度为180m,回采工作面沿由东向西的方向回采。移交之后很快就会达产,这正是一井一面生产方式的优点。第五章 矿井基本巷道及建井计划5.1 井筒、石门及大巷5.1.1 井筒数目、结构及装备矿井移交生产并达到设计生产能力时,布置有一个主斜井、一个副斜井及一个回风斜井等三个井筒,其中主

53、斜井和副斜井位于工业场地内,回风斜井位于井田沿走向右方布置一个。各井筒特征如下:主斜井:井筒位置为X=3981670,Y=19681170,Z=1115;井筒倾角为16°;井筒斜长218m。井筒断面为直墙半圆拱形,净宽5.0m,净高3.9m,净断面积16.78,净周长15.66m(主斜井断面详见断面图)。表土段采用荒料石砌碹支护,支护厚度500mm;基岩段采用锚网喷支护,支护厚度100mm。井筒内敷设有洒水管,通信动力电缆,装备带式输送机,架空乘人器,担负矿井的原煤提升任务,同时兼做矿井的进风井。副斜井:井筒位置为X=3981590,Y=19681170,Z=1113;井筒倾角为22°;井筒斜长为147m。井筒断面为直墙半圆拱形,净宽4.5m,净高3.65m,净断面积14.12,净周长14.34m(副斜井断面详见断面图)。表土

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