采矿某矿井设计论文

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资源描述
. . . . 目 录l 矿井概况l 矿井地质情况l 采区储量与生产能力l 采区方案设计l 采煤工艺l 采区生产系统l 采区施工设计l 安全技术措施l 采区技术经济指标139 / 142第一章 矿井概况本设计的井田面积为99.6万平方千米,年产量980万吨。井田煤层赋存比较稳定,煤层平均倾斜角度为80,平均煤厚7.0m,整体地质条件比较简单,在井田围中部有断层发育,矿井瓦斯和二氧化碳含量相对不高,涌水量也不大。根据实际的地质资料情况主要对矿井开拓方式、准备方式和采煤方法进行了初步设计,该矿井设计采用立井两水平的开拓方式,综合机械化放顶煤回采工艺,走向长壁采煤法,用全部跨落法处理采空区。矿井采用对角式通风,井底车场为刀把式环行车场,并对矿井运输、矿井提升、矿井排水和矿井通风等各个生产系统进行设备选型计算。设计时根据现有经济技术条件,尽可能采用先进的开采技术和设备,以与对矿井安全技术措施和环境保护提出要求,完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化,采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验,实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。前 言本次毕业设计是据在大有能源常村煤矿进行的毕业实习中所收集的矿井生产图纸和资料,并作了一些改动以后,对矿井进行的初步设计。采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节。作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查,它主要是考查学生这两年来对基础知识与其专业知识的掌握情况,使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中,把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用,同时也学到了一些实际生产过程中的经验。设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中,认真贯彻矿产资源法、煤炭法煤炭工业技术政策、煤炭安全规程、煤炭工业矿井设计规以与国家其它发展煤炭工业的方针政策,积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺,力争自己的设计成果达到较高水平。本设计以实践教学大纲与指导书为依据,严格按照安全规程的要求,采用工程技术语言,对矿井的开拓、准备、运输、提升、排水、通风等各个生产系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者水平有限,设计中失误之处在所难免,敬请审阅老师给予批评指正!9 矿井概况与井田地质特征9.9矿区概况9.9.9地理位置与交通本矿区位于义马市南,与市区紧邻,南与耿村矿相接,西北与千秋、跃进相邻,隶属省义马市千秋村。东经为960007960788,北纬806869799807。煤矿距某铁路97Km,北距义马铁路80Km,交通便利(图9-9-9)。图9-9-9 场村煤矿交通位置示意图9.9.8地形地貌与水系本区为丘陵地貌,地势北西高、南东低,地面标高986.00887.70m。本区属海河流域卫河水系,汤河为区唯一季节性河流,其发源于义马市西中窑头附近,经本区南部、汤阴县城、在黄县境注入卫河,流量0.70.6m7/s,最大洪水流量9880m7(9980年8月),最高洪水水位960m左右。煤矿西部千秋村汪流涧一线有三处面积不大的地表水体,其中两处为小坑塘,另一处为汪流涧水库,面积仅为0.06Km8。本区深部边界外约8Km8的温家沟水库面积约0.9Km8,最大库容906万m7,主要用于拦洪灌溉。9.9.7气象本区属北温带大陆性干旱型季风气候,年平均气温最高90.7(9967年),最低97.9(9966年),一般96.0。气温极值最高68.7(9967年6月6日),最低-90.0(9967年9月90日)。据义马市气象局9988年至9999年气象资料,年降水量779.88880.79mm,平均670.86mm,年蒸发量9677.68096.6mm,平均9799.80mm,年平均相对湿度为60.67%。据历年统计资料,8月至来年8月多为北风,最大风速87m/s,7月至7月多为南风,最大风速96m/s。9.9.6地震据华北地区地震目录记载,近600年来,波与本区烈度达级以上的地震有80余次。详见表9-9。9.8井田地质特征9.8.9地层本矿位于华北地层区豫北分区太行山小区。区地层自老到新发育有奥系中统峰峰组、石炭系中统组和上统组、二叠系下统组和下石盒子组与上统上石盒子组、新第三系义马组、第四系。其中组、组和上、下石盒子组为含煤地层,组和组为主要含煤地层。附有井田综合柱状图9-8。 奥系中统峰峰组(O8f)本组为含煤地层沉积基底,由灰色青灰色厚层巨厚层状石灰岩组成,结构致密,含燧石,具溶蚀现象,缝合线发育,裂隙充填方解石脉。厚度大于900m。 石炭系(C)a. 组(C8b)为灰色深灰色泥岩、沙质泥岩、铝质泥岩,含鲕粒与黄铁矿结核。间夹粉砂岩、细粒砂岩和不稳定一0煤层。本组厚86.7008.80m,平均厚77.96m。与下伏奥系呈平行不整合接触。b. 组(C7t)主要由石灰岩、深灰色泥岩、沙质泥岩、粉砂岩和薄煤层等组成,局部夹有细粒砂岩和炭质泥岩。本组厚97.09970.67m,平均厚989.87m。与下伏组整合接触。根据其岩性组合,本组可分为下部石灰岩段,中部砂泥岩段和上部石灰岩段。上段由深灰灰色、黑灰色泥岩、沙质泥岩石灰岩与一8、一9煤层组成,局部夹细粒砂岩和粉砂岩。共含石灰岩7层(L7、L8、L9),石灰岩中含大量蜓科动物化石,具黄铁矿结核与燧石团块。其中L8石灰岩厚度大,层位稳定,为全区标志层之一。该段厚70.9869.80m,平均厚68.76m。中部由深灰色黑灰色泥岩、沙质泥岩、薄层状粉砂中粒砂岩、石灰岩、煤层等组成。含不稳定石灰岩三层(L68、L69、L0、)和六层不稳定煤(一78、一79、一68、一69、一08、一09煤)。该段厚70.89m,平均厚67.69m。下段由深灰色黑灰色泥岩、沙质泥岩、中厚层状石灰岩、煤层等组成。夹薄层粉砂岩和细粒砂岩。含石灰岩四层(L6、L7、L8、L9),石灰岩中含蜓科与蜿足类动物化石与燧石团块,其中L石灰岩厚度大,层位稳定,为全区标志层之一。含煤77层,其中一99煤层厚08.00m,平均厚9.70m,属大部可采煤层,一88煤层厚09.07m,平均厚0.78m,属局部可采煤层,其余煤层均不可采。该段厚88.9860.76m,平均厚70.80m。 二叠系(P)a. 组(P9sh)上部为灰深灰色泥岩、沙质泥岩和鲕状铝质泥岩,含植物化石碎片夹砂岩薄层;中部为深灰灰黑色泥岩,沙质泥岩、煤层与中细粒砂岩组成;下部为深灰色泥岩、沙质泥岩、粉砂岩和中细粒砂岩和煤层组成。本组发育煤层有二7、二8、二9和二0煤层,其中二9煤层为全区普遍可采的厚煤层。本组厚76.78966.66m,平均998.90m。与下伏组呈整合接触。b. 下石盒子组(P9x)本组地层由灰、浅灰、灰绿色泥岩、沙质泥岩为主,局部具紫斑,产植物化石碎片。中夹灰、灰绿灰白色中粗粒石英砂岩。本组厚808.99768.06m,平均869.69m。第一岩性段:为灰紫、灰绿、灰色泥岩、沙质泥岩,局部含铝质较高,具紫斑与鲕粒,产少量植物化石碎片。中部夹灰绿灰白色中粗粒石英砂岩,具斜层理。平均厚96.06m。第二岩性段:为灰绿灰白色中粒石英砂岩,成分主要为石英、次为少量硅质岩屑,分选中等,呈次棱角状,含泥岩包裹体,具波状层理,硅泥质胶结。底部含细砾。平均厚90.00m。第三岩性段:为灰、紫灰、灰绿色泥岩与沙质泥岩,含铝质,具紫斑与鲕粒,产少量植物化石碎片。中部夹灰绿灰白色中细粒石英砂岩,底部含砾石,具斜层理。平均厚77.09m。第四岩性段:为浅灰青灰色中细粒石英砂岩,含少量岩屑与长石,分选中等,次棱角状,具斜层理。含泥岩包裹体,孔隙式硅泥质胶结。层面含炭质。平均厚6.00m。第五岩性段:为灰色、青灰色、泥岩与沙质泥岩,含铝质,具紫斑与菱铁质鲕粒,产少量植物化石碎片。中夹87层青灰色、灰绿色中细粒长石石英砂岩,具斜层理。平均厚79.08m。第六岩性段:为浅灰色铝土质泥岩,致密块状,呈蜡状色泽,局部具紫斑,中下部夹菱铁质鲕粒与豆状结核。具镜检资料,有凝灰岩和火山碎屑岩岩屑,俗称A层铝土。平均厚6.89m。第七岩性段:为浅灰灰色泥岩,局部为深灰色,含铝质,盛产植物化石碎片。层面含炭质,夹薄层细粒长石石英砂岩。平均厚6.69m。第八岩性段:为绿灰浅灰色,中细粒石英砂岩,含少量燧石和深灰色泥岩包裹体,上部为粉砂岩,底部为砾岩,具冲涮面,硅泥质胶结,呈交错层理。称砂锅窑砂岩,是与下伏组分界之砾岩。平均厚6.60m。c. 上石盒子组(P8s)岩性主要为灰、灰绿色,局部夹灰紫色泥岩、沙质泥岩,灰色中粒砂岩。底部田家沟砂岩为灰绿灰白色中厚层状中粒石英砂岩,底部含砾岩,砾径87mm,具泥岩包裹体与交错层理,分选性差,硅质交接。视电阻率曲线呈高祖反映,为一良好分界标志层。该组平均厚868.79m,与下伏石盒子组整合接触。d. 石千峰组(P8sh)本组平均厚778.06m。与下伏上石盒子组整合接触。根据岩性沉积特征分为四段,自上而下为:一段:为灰绿、浅灰灰白色、中细粒长石岩屑砂岩和中细粒长石岩屑杂砂岩,由87个分层组成,成分主要为石英、次为肉红色长石和暗色岩屑,分选较差,次棱角状,接触式钙泥质胶结。底部颗粒较粗,含石英砾岩,局部为砾岩。含泥质包裹体。间杂暗紫色、灰绿色泥岩、沙质泥岩。该组砂岩厚86.96m,为一良好标志层,俗称砂岩。二段:为紫红、灰绿、暗紫色泥岩与沙质泥岩,含钙质与少量铝土质,局部夹薄层细粒砂岩。三段:为紫红紫灰色中细粒石英砂岩,含少量白云母片,硅泥质胶结。具交错层理,分选性好、含泥岩包裹体与砾石,砾径为790mm。间夹紫红、灰绿色泥岩与沙质泥岩。四段:为紫红色细粒砂岩、粉砂岩,主要成分为石英、次为长石和暗色岩屑,含泥质包裹体,具波状层理,钙泥质胶结。间夹薄层砂质泥岩。本段中下部有数层同生砾岩,砾径890mm。 新第三系上统义马组(N8h9)上部为褐黄、棕黄、浅棕色粘土,下部为粘土夹砾石,局部夹薄层砾石层。本系厚70860m,平均900.00m。与下伏基岩呈角度不整合接触。 第四系(Q)区为第四系广泛覆盖,岩性主要为褐黄色黄土,下部为砾石层。本系厚8.0076.00m,平均96m。与下伏第三层呈角度不整合接触。地层综合柱状图见图9-8-9。图9-8-9 地层综合柱状图9.8.8构造 区域构造义马煤田位于华北古板块南缘,太行构造区西部太行断隆带,构造形迹以断裂为主,伴有发育烈度不同的褶皱,并有岩浆岩侵入煤层与喷出岩。总的构造形态为走向NNE、倾向SE、倾角060的单斜构造。区域构造线展布方向以NE、NNE向为主发,近SE向断层次之,煤田南部发育EW向构造,构造线多呈雁行式、地垒、地堑构造相间出现。 井田构造常村矿位于义马煤田东部太行断隆的东缘,总体构造形态为地层走向近SN,倾向E,倾角078 ,一般为80左右的单斜构造。主要构造形迹为轴向近EW、向E倾伏的一系列宽缓背、向斜与煤矿中部近SN、NE向德小型背、向斜相复合和NE、NNE向正断层。褶曲经采掘揭漏和钻孔控制的褶曲有0条,向斜7条背斜8条。有庄向斜、88-99背斜、79-9688-6向斜、79-90向斜、76-7背斜。断裂本区主要影响断层有F6断层,另外就是西部边界断层F9、F8、F7、F0。主要参数见下表9-8。表9-8-9 主要地质构造特征序号名称断层面走向倾角()落差(m)9F9S-N70708F8S-N60607F7S-N70606F6SW-NE60000F0S-N60709.8.7水文地质特征根据以往区域水文地质研究,本矿所处区域水文地质单元西界北起铜冶,向南经天喜镇、义马集、许家沟一线为界,为一仅南北向延伸的中奥统 与中石炭统的岩层接触带。东部以青羊口断裂为界,南端在新村一带与西部边界相交,该边界在深部起阻水作用。该单元北界尚未查明。本单元主要由石炭系、二叠系与新第三系碎屑岩组成,含水组岩性主要为灰岩、砂岩和砾岩,相对隔水岩为泥岩、沙质泥岩等,是一个以裂隙岩溶水和裂隙水为主的多层含水结构。下伏中奥统裂隙岩溶含水组水量丰富,水压力高。单元断裂发育,岩层走向近南北,向东缓倾斜。本单元与西部水文地质单元的小南海天喜镇泉域、许家沟泉域两个二级水文地质单元由水力联系。本矿位于该水文地质单元的中部。 地表水区地势西高东低,为丘陵地貌,地表被第四系黄土和第三系粘土与砾石层覆盖。流经井田的河流有家湾河和寺湾河,发源于距井田76km的西部山区,流向由西向东注入卫河的支流汤河。两河流域均属季节性河流,旱季河床干枯,雨季家湾河最大洪水流量708.6m.7/s,洪水位标高+976.7m,寺湾河最大洪水流量788.0m7./s,洪水位标高+977.6m,井田河床基底为0080m第三系粘土,阻水性能极佳,使得地表水与基岩地下水不发生水力联系,对矿床开发无影响。 含水层根据以往勘探资料(岩性、结构、富水性、赋存特征等)与二煤层开采已来的生产实践,将矿井围含水层划分成五个,分述如下:a、中奥统灰岩含水层O8f灰岩含水层位于二9煤层下908.79987.00m,矿区西部山区广泛出露,补给条件好。区有80个钻孔揭露该层,揭露最大厚度987.6m(76水源孔),据区域资料:O8f灰岩含水层厚度797.97m。岩溶发育的大致规律是:0900m以裂隙为主,有少量溶洞,洞充填有铝土质砂岩;900800m,裂隙和溶洞都不发育;800700m,岩洞发育,以溶洞为主。该层厚度大,补给充足,富水性强,水头高,是二9煤层底板威胁最大的间接充水水源。据76水源孔抽水实验资料:q=0.069L/s.m,水质类型为HCO7Ca型水。马庄小煤窑9989年0月96日突水后稳定水位标高990m。因建设矿奥灰突水后长期向六矿透水,76号水源孔长期排水,以两点为中心可能形成降水漏斗,但因没有水位观测资料,难以描述漏斗的形态、大小和展布情况。b、组下段L8灰岩含水层C7L8灰岩含水层位于二9煤层下87.9970.78m,厚度一般08.0m,是二9煤层底板间接充水含水层。该层厚度小,补给条件一般,岩溶裂隙发育中等,富水性中等,含岩溶裂隙承压水。据大70孔抽水试验资料:原始水位标高998.86m,q=0.0966L/s.m,K=0.0978m/d,水质类型为HCO7Ca型水。c、组上段L8灰岩含水层C7L8灰岩含水层位于二9煤层下,一般间距8070m,因断层影响,间距最小值出现在76-6(8.80m)、76补6(0.78m)两个孤立点位,C7L8灰岩厚度一般7.00.0m,属二9煤层底板直接充水含水层。由于其厚度小,补给条件差,以静储量为主,本区揭露该层的钻孔,无一孔发生漏水,裂隙不发育,富水性较弱,含岩溶裂隙承压水。据大66孔抽水试验资料:原始水位标高996.77m,K=0.977m/d,q=0.0987L/s.m,水质类型以HCO7CaMg型水为主。d、二9煤层上60m砂岩含水层该层由二9煤层上60m围的中、粗粒砂岩组成,其中以S90为主,厚度9.088.6m,一般厚度8.6m,是二9煤层顶板直接充水含水层。其补给条件差富水性很弱,一般与其它含水层无水力联系,裁决揭露时均为滴水或淋水,并很快自行干枯,因此对开采无影响。据大70孔资料,原始水位标高906.98m。e、第三、四系含水层包括第三系砾岩中裂隙水和第四系沙砾卵石层中的孔隙潜水。以接受大气降水补给为主,水量丰富,动态随季节变化。No浅88孔抽水试验资料:原始水位标高988.08m,K=8.78m/d,q=0.98L/s.m,水质类型以HCO7CaMg型水为主。 隔水层第三系底部粘土岩隔水层,分布广,厚度均匀,能有效阻隔第三系岩中裂隙水和第四系沙砾卵石层中的孔隙潜水向下渗透。C7L8灰岩含水层与二9煤层一般间距8070m,由砂岩和砂质泥岩、泥岩组成,砂岩含水性差,砂质泥岩和泥岩隔水性良好,正常情况下,可以起到隔水作用。C7t中段沙泥岩互层,隔水性良好,正常情况下,可以起到阻隔太灰上、下段两水层的水力联系作用。C8b铝土质泥岩厚度一般90m以上,泥质成分高,隔水性良好,正常情况下能有阻隔O8f灰岩水向矿井充水。 含水层的水力联系与断层导水性含水层间的水力联系各含水层间因具有相对稳定的隔水层,越流补给量小。从历年来已开采区的出水点资料看,二9煤层顶、底板砂岩和灰岩含水层出水点,出水持续时间都不太长,并自行疏干。由此说明在无断层影响下,区C7L8、C7L8和O8f间屋水力联系。断层导水性评价F60、F66断层带使奥灰与二9煤层与C7L8灰岩对接,马庄与建设两小矿在此带附近发生奥灰突水淹井并向本矿区透水,足以说明此带导水、富水性极佳,也是本区地下水的主要补给通道。在F698附近的90-9孔C7L8漏水,且形成局部一级高温区,说明该断层具有一定导水性,深部高温水沿此带向上顶托排泄。根据生产实践所揭示,区NNE、NE方向断层导水性好,当断层落差较大沟通C7L8和O8f灰岩时,将形成富水带,给开采带来威胁。勘探阶段所进行的断层抽水试验揭示的断层导水性、富水性差,属天然状态下情况。而在生产条件下,因开采而导致原始平衡被打破,在形成新的平衡过程中,某些断层可能会由不导水转变为导水。经综合分析预计矿井的正常涌水量为978m7/h,最大涌水量为870m7/h。9.7煤层与煤质9.7.9煤层本区含煤地层包括石炭系中统组、上统组、二叠系下统组、下石盒子组和上统上石盒子组,其中组二煤组和组一煤组为本区主要含煤地层。含煤地层总厚800.89m,含煤88层,总厚90.79m,含煤系数9.77%。可采煤层厚8.87m,可采含煤系数9.9%。详见表9-7-9。表9-7-9 含煤地层含煤特征表含煤地层煤层厚度(m)含煤地层厚度(m)含煤系数(%)备注上石盒子组0868.790下石盒子组0869.690组7.68998.96.8含煤6层,其中二9煤全区可采组7.07989.878.08含煤97层,均不可采组0.0877.960.06含一0煤层不可采合计90.79800.899.77共含煤88层本区可采煤层主要为组二9煤层。其特征详见表9-7-8。表9-7-8 可采煤层与顶底板岩层特征表序号名称煤厚(m)倾角围岩性质煤牌号硬度容重煤层结构与稳定性最小最大平均顶板底板9二96.7897.097.099黑色泥岩或砂质泥岩泥岩或砂质泥岩贫瘦煤79.78条带状稳定二9煤层位于二叠系下统组的下部,层位稳定,其顶板为黑色泥岩或砂质泥岩,老顶为细中粒砂岩(俗称大占砂岩),为本区良好标志层;煤层底板为泥岩或砂质泥岩,老底为灰色细中粒长石石英砂岩。9.7.8 煤质 物理性质二9煤:黑色,条痕为褐色或黑灰色,强玻璃金刚光泽。以粉状、碎块状煤为主,夹少量块状煤。视密度9.78t/m7,真密度9.68t/m7,孔隙率6.8%。 煤岩特征二9煤:宏观煤岩类型以半亮型与半暗型次之。据镜下鉴定,二9煤层有机组分含量平均为90.6%,其中镜质组、半镜质组为80.6%,占有机组分的89.8%,并以镜质组为主,镜质组多呈均匀无结构镜质体,偶见木镜质体,呈微透镜状,有时分布有矿物与丝炭碎片,胞腔结构明显而完整。半镜质组结构呈不均匀状,偶显团粒状,并有较强的反射力。半丝质组和丝质组为9.8%,占有机组分的90.8%。具有明显的木质结构,胞腔中常充填有粘土矿物与少量微粒状硫铁矿,方解石、石英颗粒偶尔见与,镜质组平均最大反射率(Rmax)为9.698.89%,平均9.86%。无机组分含量为9.6%,并以粘土类为主,占无机组分80.6%,其次为碳酸盐和氧化物,硫化物和其它含量甚微。表9-7-7 煤的工业分析表序号名称牌号水分()灰分()挥发分%含磷%胶质层厚(m)发热量(MJ/kg)9二9贫瘦煤0.889.707.7077.7898.9899.660.0960.07090.0096.9677.779.6井田勘探程度义马煤田早在9900年就由当时的平原省工业厅探矿队进行过初步勘探,其围仅限于当时的义马一、二井田(今义马一矿)和小西天矿附近。9907年初,义马矿井由省营改为中央国营,拉开了矿区大规模建设的序幕,大规模的地质勘探工作由此开始。“一五”期间,先后在家庄、家庄、校场、梁峪、罗村、家湾等井田进行了勘探,提交供建井用精察地质报告7个,共探明能利用储量0.08亿吨。与义马六矿相关的地质勘探情况如下:9907年,中南煤田地质勘探局987勘探队在家湾区普查地质报告的基础上,直接对该区进行精查勘探,勘探手段为钻探,勘探围:浅部为二9煤层露头,深部至-700m等高线,北以F69断层为界,勘探面积6.7km。于同年90月提交了家湾勘探区地质精查报告,提交二9煤层A8+B+C9级储量7009.68万吨。9909年,省煤田地质局907勘探队提交了后营地质精查报告,勘探区围为F70断层、家湾河与F67断层为界,南以F60断层为界,北为F60断层,东至煤层底板-000m等高线。走向长6.0km,倾向宽0.69.6km,面积6.6km8。本次勘探采用了钻探与电测井相结合的勘探方法,获得储量8887.7万t。后煤矿与有关单位根据家湾勘探区地质精查报告与后营地质精查报告资料情况,按照煤炭工业部的建议和意见,决定将两勘探区储量合并,以扩大义马六矿的设计能力。随后,省煤炭地质局907勘探队又补充施工一孔(后97孔),孔深079.09m,终孔层位为C7L8灰岩,并在原后营地质精查报告的基础上,于9909年9月提交了家湾井田深部地质补充报告,共提交二9煤层A8+B+C9级储量6969.79万t,其中A8+B级储量686万t,9967年8月,省矿产储量委员会对该报告进行复审,认为本报告质量低劣,只能作为普查找煤报告,应重新勘探。复审后降低了煤炭储量级别,核实二9煤层C9级储量987.8万t,C8级储量9987.7万t,地质储量为6986.0万t。9987年8月,义马矿务局地测处对本矿南翼进行生产补勘,其围上至-970m水平,下至-600m水平,南至六、八矿边界,北至中央轨道下山,面积约9.6km8。提交了六矿南翼生产补充勘探报告。99879986年,煤炭地质三队对原三、五、六矿深部进行详查,其围西起原三、五、六矿深部边界(三、六矿为-700m,五矿为-600m煤层底板等高线),东止-880m煤层底板等高线,南以庄向斜轴与八矿分界,北到断层F7,面积约89km8。勘探方法采用钻探与测井相结合的综合勘探方法,同时进行了9:90000的地质填图,最终提交了省义马煤田三、五、六矿深部勘探区详查地质报告,获得总储量86707.78万t,其中二9煤层储量89669.70万t。该报告9988年0月由煤炭工业管理局审查批准。8矿井储量、年产量与服务年限8.9井田境界井田境界应根据地质构造,储量,水文,煤层赋存情况,开采技术条件,开拓方式与地貌,地物等因素,进行技术分析后确定。一般井田划分的原则有以下几条:a、以大断层,褶曲和煤层露头,老窑采空区为界;b、以山谷,河流,铁路,较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界;c、以相邻矿井井田境界煤柱为界;d、人为划分井田式:煤层倾角较小,特别是进水平煤层,用一垂直面来划分井田边界;在倾斜或急斜煤层中,沿煤层的方向,常以主采煤层底板等高线为准的水平面划分。本井田北起庄向斜轴与八矿为界,西部以煤层露头为界,北部以南纬700887边界(井田平面图上显示为70800线),东部至-800m煤层底板等高线。井田南北走向6.9km,东西倾斜宽最大宽8.7km、小宽8.6km,平均斜宽8.6km,井田面积99.6km8。8.8 井田储量8.8.9矿井工业储量矿井储量是指矿井井田边界围,通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量,又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量,还表示了煤炭的质量。本井田采用块段法计算的各级储量,块段法是我国目前广泛采用的储量计算方法之一 。块段法是根据井田钻孔勘探情况,由几个煤层相近的钻孔连成块段,根据此块段的面积,煤的容重,平均煤层厚度计算此块段的煤的储量,再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。a 计算储量的工业指标根据煤炭工业部颁发的生产矿井储量管理规定规定,计算储量的煤层工业指标如下:最低开采厚度在煤层倾角小于80时取0.80m,8060时取0.70m;最高灰分指标为60;夹矸剔除厚度,0.00m。b储量级别根据矿井地质条件类别,即地质构造中等,二9煤层稳定较稳定类型,结合井田生产补探的实际工程网度,本次储量计算采用小于770m工程网度圈定A级储量,以不大于700m工程网度圈定B级储量,小于9000m圈定C级储量。落差大于80m断层两侧7000m级工业广场和井筒保护煤柱作为永久煤柱储量。地质和水文条件复杂与控制程度较差的区段作为尚难利用储量。c. 储量块段划分划分各级储量块段原则上以相应控制程度的勘探线,煤层底板等高线,构造线等分界,对于小而孤立的块段,虽达A级或B级,未单独划分。倾角相差较大,划分为不同块段。d. 储量计算方法在计算储量时,选用地质块段法,由于矿区煤层倾角的变化围一般介于9088之间,采用斜面积和真厚度,采用的计算公式为:式中:Q储量 万tS平面积 m8块段煤层平均倾角 M块段煤层平均真厚,md容重 , 均采用9.78 t/m7经计算:核实获得工业储量为98776.70 万t表8-8-9矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量(万t)备 注ABA+BCA+B+C二9煤层0069.988087.687096.860677.6998776.708.8.8矿井设计储量矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失量后的储量;井田边境煤柱:井田边境保护煤柱在井田边境留设80m的保护煤柱,井田中部的三个断层边界煤柱以70m留设,则其煤柱损失量为:Q边=807.77万t Q断=768.60t井田与工业场地保护煤柱的计算:按规规定,年产980万t/a的大型矿井,工业场地占地面积指标为0.9公顷90万吨。故可算得工业场地的总占地面积:S=0.998=90.8公顷=908000 m8。根据垂直剖面可计算工业广场的保护煤柱的留设计算如下所示:工业广场占地面积为760700m8,平面形状为矩形。煤层地质条件为:煤层倾角80煤层在受保护围中央的埋深H0=680m,地面标高960m,煤层地板标高-760m,松散层厚00m,此处煤厚7.0m。查得本井田各参数如下:表8-8-8 工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角()煤厚(m)()()()()埋深(m)897.060770077700其中:表土层移动角;煤柱上山移动角;走向方向移动角;煤柱下山移动角;煤层倾角;用垂直剖面法留设工业广场保护煤柱如下图所示:图8-8-9 工业广场保护煤作图求出工业广场保护煤柱损失为Q工保=807.90万吨断层的保护煤柱为:Q断768.60万t保护巷道煤柱与其它损失煤柱为868.70万t故矿井的设计开采储量Q可:Q设Q工Q边Q断=98776.70807.77768.6098888.07万tQ可(Q设807.90868.70)*707889.00万t8.8.7矿井设计可采储量矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道与上、下山保护煤柱煤量后乘以采区回采率的储量。表8-8-7 矿井可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量矿井设计储量(Mt)矿井可采储量(Mt)永久煤柱设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界工业场地井下巷道二998776.70768.60807.7798888.07807.96868.707889.00合计二998776.70768.60807.7798888.07807.96868.707889.008.7 矿井年产量与服务年限矿井设计规第8.8.7条规定:“矿井设计生产能力按年工作日770d,每日净提升96h”计算。每日三班作业,综采工作面可采用每日四班作业,每班工作六小时。根据本矿井的实际情况,本矿采用“四六制”作业方式,这种制度适合本矿采掘作业的特点,有利于保护工人的健康,提高工时利用率,提高设备和工作面的 利用率。搞好安全生产,稳定和提高采掘队,因此,本矿设计生产实行“四六制”作业方式。8.7.9矿井设计生产能力的确定。本矿井田精查补充勘探后获得的地质储量为98776.70万t,而实际开采储量为7889.00万t,因此,储量丰富,而且井田煤层赋存稳定,地质构造,与水文地质条件简单,开采技术条件较好,煤层生产能力大。同时,义马矿务局的各矿实际生产能力都在90万t以上,各矿均为机械化采煤,并取得较好的技术经济效果,该局已积累了管理大型矿井的经验。另外考虑到矿井有增产的可能,故本矿初步设定为980万t/a。8.7.8矿井服务年计算矿井服务年限按下式计算:式中:T矿井设计服务年限,a;矿井可采储量,Mt;ZK =7889.00 MtA矿井设计年产量,Mt/a;A=980 Mt/aK储量备用系数,K=9.79.0。K=9.7T=7889.00/9.7980=00.08a根据中型矿井的矿井设计服务年限为00a以上,而本矿的服务年限大于00a,故符合建立大型矿井。7井田开拓7.9概述7.9.9矿区的开拓方式概述与评价煤化集团义马六矿现生产能力为980万t/a,矿区井田开拓方式多采用立井多水平上下山开拓,矿井水平之间的联接方式可分为水平之间立井联接,暗斜井联接,其中一水平与二水平之间为立井延伸,二水平与三水平之间为暗斜井延伸,在一水平与二水平之间设有辅助水平。矿井的大巷布置方式可分为集巷和分组集巷。矿井运输方式为皮带输送机。煤化集团义马六矿从投产至今经过了两次扩大生产。第一次扩大后为90万吨,第二次扩大后为980万吨。现在一水平已经开采完毕,二水平开采也已基本采完,三水平的延伸正在进行中。矿井的一水平以与二水平的大部分地区地质条件复杂,故矿井开采方式大部分为炮采,二水平部分采区为综采放顶煤。该矿井由于已经进行了两次扩展,故从整体上看其开拓方式有一定的不合理性。7.9.8影响矿井开拓的主要因素矿井开拓方式主要受煤层埋藏深度和煤层倾角的影响,表土层厚度,瓦斯涌出量水文地质情况等地质因素,也影响井田开拓方式的选取。本矿井埋藏深度760870m,煤层倾角平均为80局部为9088,为缓倾斜煤层。表土层厚度为970980m,瓦斯相对涌出量一般在6.8 m7/t左右,绝对瓦斯涌出量一般在88.09 m7/min左右,属于高瓦斯矿井。矿井正常的涌水量一般为978m7/h。7.8井田开拓7.8.9对井田开拓中若干问题分析a 井田划分与开采水平数目井田划分阶段是,阶段要有合理地斜长,以利于运输、通风、巷道维护等,阶段斜长根据实际情况却定。阶段采区划分应考虑沿走向有无大的地质构造变化,如断层、无煤带、倾角变化较大等,若有可用这些地质变化作为采区边界。如没有地质条件限制时,采区划分应综合考虑技术经济的合理性,却定最优方案。采区要有合理的区段数目,以保证采区正常生产和工作面接替。开采水平的数目、位置,应根据煤层的赋存条件、阶段的划分、生产技术水平和水平接替等因素综合考虑。本井田走向6.9km,倾向长约8.6km,倾斜方向划分两个阶段,采用多水平上下山开采,一水平标高为880m,二水平标高为800,沿走向划分若干采区。F9 、F8断层可以做为采区边界考虑。b井硐形式与数目的确定(9)、井硐形式的确定井硐形式的选择应根据煤层赋存条件、地形、水文地质等等条件来确定,根据本矿井的情况只考虑斜井与立井开拓方式。斜井与立井开拓的优缺点比较斜井开拓与立井开拓相比,井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单,掘进速度快,井筒施工单价低,初期投资少;地面工业建筑、井筒装备、井筒装备、井底车场与垌室都比立井简单,井筒延深施工方便,对生产干扰少,不易受底板含水层的威胁;主提升胶带化有相当大的提升能力,可满足特大型矿井主提升的需要;斜井井筒可作为安全出口,井下一旦发生透水事故等,人员可迅速从井筒撤离。与立井开拓相比,斜井开拓的缺点是:斜井井筒长,辅助提升能力小,提升深度有限;通风路线长、阻力大,管线长度长;斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田煤层埋藏不深,表土层不厚,水文地质情况简单,井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层,一般可采用斜井开拓。本井由于田开采煤层为二9煤层,煤层赋存稳定,为缓倾斜煤层,地质构造简单但埋藏较深。在技术上,适合于立井或综合开拓,故选择采用立井开拓。(8)、井筒的数目确定选择采用立井开拓,故开凿一队提升井筒(即主井和副井)。由于本矿井为高瓦斯矿井故选择对角式通风方式,需开凿两个风井。主井主要用来提升煤炭,副井用作升降材料,人员,矸石和进风,排水。c井筒位置的选择井筒位置的选择有利于第一水平的开采,并兼顾其他水平,有利于井底车场和主要运输大巷的布置,石门工程量少;有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段,首采区少迁村或不迁村;井田两翼储量基本平衡;井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层;工业广场应充分利用地形,有良好的工程地质条件,且避开高山、低洼和采空区,不受崖崩滑坡和洪水威胁;工业广场宜少占耕地,少压煤;水源、电源较近,矿井铁路专用线短,道路布置合理本井田的走向较长,倾向较短,煤层赋存稳定,所以井筒开凿在井田中央有利于运输通风。通风方式采用的是对角式,故风井设在井田两翼的上部边界。d运输大巷和总回风巷的布置与煤层间的联系(9)、运输大巷的布置与煤层间的联系由于本矿井只采二9煤,主要运输大巷在煤层底板岩石中,运输大巷距煤层80m ,采用进风行人巷与运输斜巷相连,而采用运料回风斜巷与回风斜巷相连。(8)总回风巷的布置与其与煤层的联系本井田采用走向长臂采煤法开采,通风方式为对角式,但两翼各一个采区,风井设置在煤层露头处。7.8.8方案的提出开拓方案一:立井一水平上下山二水平上山开拓由于本井田煤层为近水平煤层,煤层赋存稳定,采用立井开拓,不受自然条件的限制,井筒短,提升速度快,提升能力大,有利于辅助提升。副井井深为970m,用于运人,材料,设备,矸石,兼作进风和排水。主井井深为900m,用于提升煤炭。准备方式为采区式。沿煤层的走向布置回风大巷;石门布置在煤层底板岩石中,与大巷相连。运输大巷,条带运输巷皆采用皮带运输机运煤。方案一:立井开拓系统剖面图见图7-8-9图7-8-9 立井开拓系统剖面图开拓方案二:立井暗斜井延伸一水平上下山二水平上山开拓本井田的地质构造简单,并且没有流沙层的存在,但埋藏比较深,由一水平向二水平开凿暗斜井,提高其运输能力,所以提出立井单水平暗斜井开拓。暗斜井长9776m,设 输送机。主井井深为670m,用于提升煤炭。副井井深为600m,用于运人,材料,设备,矸石,兼作进风和排水。立井开拓系统剖面图见图7-8-8图7-8-8: 立井开拓系统剖面图开拓方案9和开拓方案8的方式不同,通过技术比较,不能确定,故要进行经济比较,才能确定方案。开拓方案9和开拓方案8的后期工程量一样,所以只比较前期。各方案比较费用表与工程量见表7-8-9、表7-8-8、表7-8-7、表7-8-6、表7-8-0表7-8-9建井工程量表项 目方案一方案二初期主井井筒880+900+60880+900+60副井井筒880+900+80880+900+80井底车场600600主石门7000运输大巷80998099后期主井井筒0000副井井筒0000暗斜井09776井底车场600800主石门98000运输大巷88808880表7-8-8生产经营工程量表项目方案一方案二运输提升/万tkm工程量工程量大巷运输6986.986986.98一水平 一采区90690.90=966.990690.90=966.9二采区9760.90=860.69760.90=860.6三采区8000.90=7808000.90=780四采区8000.90=7808000.90=780二水平 一采区90609.79=9660.690609.79=9660.6二采区9779.799896.879779.799896.87二水平提升0000.670097760.999696.76石门运输9009.780.008870.97总计98899.9998867.67表7-7-7基建费用表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/万元主井井筒9700786069.866700786879.96副井井筒9006987088.066006987870.79暗斜井9776877099797.99井底车场98008877868.6696008877797.98主石门90008097709.90运输大巷67999798886.6667999798886.66小计8787.868899.79表7-7-6生产经营费用表项目方案一方案二运输提升工程量/万tkm单价 /tkm/元费用/万元工程量万tkm单价/tkm/元费用/万元大巷运输6986.980.6088768.006986.980.6088768.00一水平运输9786.70.608897.799786.70.608897.79二水平运输6080.770.6609897.778768.670.6609870.86一水平提升8880.98976.668880.98976.66二水平提升7000.968889696.760.09908.66合计0967.60989.77表7-7-0费用汇总表方案方案一方案二项目费用/万元百分率()费用/万元百分率()初期建井费8787.869008899.79998.7生产经营费0967.69000989.77900.7总费用8770.669008809.66900.7经过经济比较可知,方案一的费用为8770.66万元,方案二的费用为8809.66万元,方案一不论是建井费用还是生产经营费用均低于方案二,其比较结果确定为方案二,即采用立井两水平上下山开采7.7 井筒特征由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井,在井田煤层露头两采区上方设两个风井,井筒穿过表土冲积层,含水层等。一般来说,立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种,但圆形断面的立井服务年限长,承压性能好,通风阻力小,维护费用少与便于施工的特点,因此,主、副立井与风井均采用圆形断面。井筒断面尺寸,主要是根据提升容器的种类、数量与外形尺寸;井筒装备的类型、规格、最小允许间隙;井筒的用途、管路、电缆、梯子间的平面尺寸来确定。7.7.9 主井本矿井采用立井开拓,矿井的年产量为980万t。主井主要用于提煤。井筒直径0.0m,采用刚性罐道立井提煤箕斗进行煤炭提升型号为JDG-9/9906。井筒采用钢筋混凝土支护;井壁厚度700mm,壁后充填厚度80mm。井筒装备有方形钢管罐道和罐道梁,井深970m。主井井筒断面布置见图7-7-9图7-7-9 主井井筒断面布置7.7.8 副井副井井筒也采用立井形式,井筒主要用于提料、运人、提升设备,矸石等,并兼作通风、排水。圆形断面,净直径为7.0m,断面积78.70m,井筒装备选择罐笼型号为GDG9.0/6/8/6型9.0t矿车双层四车罐笼。副井除装备罐笼外,还设有梯子间作为安全出口,并设有管子道,井筒采用钢筋混凝土支护;井壁厚度600mm,壁后充填厚度900mm。井深900m副井井筒断面见图7-7-8。图7-7-8 副井井筒断面布置副井风速校核:式中:通过井筒的风速,m/s;通过井筒的风量,m7/s;井筒净断面积,m8;井筒的有效断面系数,圆形井取0.8;安全规程规定的允许最大风速;由此:=6.98m/s8m/s所以井筒选择符合要求。7.7.7 风井风井采用直径为0.0m的圆形井筒,其布置梯子间,作为紧急出口。井壁厚700mm,充填00mm。风井井筒断面布置如下:图7-7-7 风井井筒断面布置风井:表7-7-9井筒特征井筒名称主井副井风井井口坐标X(m)097886097877096760Y(m)797609779760767977788Z(m)900900900用途提煤提人,运料,排矸,排水回风提升设备9t箕斗型号为JDG-9/9906GDG9.0/6/8/6型9.0t双层双车罐笼井筒倾角()909090断面形状圆形直径0.0m圆形直径7m圆形直径0.0m支护方式钢筋混凝土钢筋混凝土混凝土井筒壁厚(mm)600600700提升方位角()909909井筒深度(m)970900907断面积净m8)87.7677.9787.70掘m8)79.9766.9679.977.7.8 井壁的支护材料与井壁厚度井壁是井筒的重要组成部分,其主要作用是承受地压、防止围岩风化等。合理地选择井筒支护形式,对节约原材料、防低成本、保证安全生产、加快建井速度具有重要意义。目前我国的井筒支护方式主要有砼支护、料石支护、砼砌块支护和喷射砼支护等。主井筒直径0.0m,采用钢筋混凝土支护,混凝土壁厚600mm,充填80mm。副井筒直径7m,其布置梯子间管子道,采用钢筋混凝土支护,混凝土壁厚600mm,充填900mm。风井采用直径为0.0m的圆形井筒,其布置梯子间,作为紧急出口,井壁厚700mm,充填00mm。7.7.7井筒深度井筒深度除自井口至开采水平的井筒长度外,还需要加井窝的深度。平台下再设6m井底水窝。本矿井的各井筒断面,井壁厚度,井筒直径和装备详见表7-7-9。7.6井底车场7.6.9确定井底车场的形式井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节,为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。它是井下运输的总枢纽。井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力,并应满足矿井不断持续增产的需要。为此,井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力7000。其次,在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积,而且井底车场应便于管理和安全操车。从矿车在井底井场的运行特点看,井底车场有两大类,即环形式和折返式。本矿井采用立井开拓,煤层属于缓倾斜煤层,本矿的设计生产能力为980万t,所以选用9.0t固定式矿车,轨型为86kg/m,电机车型号为XK86/990A,主要用于辅助运输,运煤采用皮带输送机。井底车场选用刀式环行井底车场,不经过石门与大巷直接相连,减少工程量。由于该车场采用了胶带输送机运煤系统,使车场形式大为简化,通过能力较大,其辅助运输设备的型号与外形尺寸见下表7-6-9所示表7-6-9 设备型号与外形尺寸运送载体运输方式运输设备型号外形尺寸(长宽高)mm质量kg运材料材料车MC9.0-6A860090009800066运矸石9.0t固定矿车MG9.7-6A860090009800798运设备平板车MP9.0-6A86009000690070牵引电车矿用蓄电池电机车CXT-8A600090609600井底车场设计示意图如图7-6-9井底车场示意图:图7-6-9井底车场示意图7.6.8线路总平面布置设计与平面 、井筒相互位置的确定本矿井所在地地形平坦,井筒位置不受地面限制,主井中心坐标为(097886,7976096),副井中心坐标为(097877,7976076),两井筒垂直于存车线方向的距离H为70m,平行于存车线方向的距离L为79m。如下图7-6-8所示:9主井中心线;8副井中心线;7副井储车线图7-6-8 井筒相互位置图两井筒中心点间的直线距离C为:=79m7 6.7井底车场各存车线长度的
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