寺家庄煤矿3Mta井型设计-新井含6张CAD图
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摘 要本设计为寺家庄煤矿3Mt/a井型设计。寺家庄矿位于昔阳县境内,地理位置优越,交通便利,本井田基本呈一单斜构造,构造复杂程度中等。井田走向为西北,向西南倾斜,地层比较平缓,倾角一般为510。本井田内共含煤18层,自上而下可采及局部可采煤层有6、81、84、9及15号煤层,总厚度达9.9m。其中15号煤全区稳定可采,为主要可采煤层,也是首采煤层,最大厚度7.65m,平均厚度5.48m。井田工业储量为506.4 Mt,矿井设计可采储量360.3Mt。矿井服务年限为86年,矿井最大涌水量为530m3/h。矿井瓦斯涌出量较大,为高瓦斯矿井。井田为单水平开拓,水平标高为510,矿井采用斜立综合开拓方案。采取分区式通风系统。设计采用抽出式通风方式。矿井年工作日为330d,工作制度为“三八”制。本设计共包括10章:1.矿区概况及井田地质特征;2.矿井储量、年产量及服务年限;3. 井田开拓;4.准备方式;5. 采煤方法;6.矿井运输、提升、排水及采区供电;7. 矿井通风与安全技术;8.矿山环保;9. 设计矿井基本技术经济指标。关键词 斜立综合开拓,分区式通风,盘区式开采AbstractThis design is the 3Mt/a well type design of Sijiazhuang coal mine.Sijiazhuang mine is located in Xiyang county, with superior geographical location and convenient transportation. The well field is basically monoclinal structure with moderate structural complexity. Toward the northwest mining field, to southwest tilt, stratum quite gentle, dip Angle is commonly 5 10 . There are 18 layers of coal in the well field. There are no. 6, 81, 84, 9 and 15 coal seams with a total thickness of 9.9m. Among them, no. 15 coal is stable and recoverable throughout the region, which is the main coal seam and the first coal seam. The maximum thickness is 7.65m and the average thickness is 5.48m.The industrial reserve of well field is 506.4mt, and the designed recoverable reserve of mine is 360.3mt. The service life of the mine is 86 years, and the maximum water inflow is 530m3/h. The amount of gas emission in mine is high gas mine.The well field is single-level development, the horizontal elevation is 510, and the mine adopts inclined comprehensive development scheme. Adopt district ventilation system. The design adopts extractio ilation.The annual working day of the mine is 330d, and the working system is 38.The design consists of 10 chapters: 1. Overview of the mining area and geological characteristics of the well field; 2. Well field boundary and reserves; 3. Mine working system, design production capacity and service life; 4. Well field development; 5. Preparation method - roadway layout in panting area; 6. Coal mining methods; 7. Underground transportation; 8. Mine lifting; 9. Mine ventilation and safety; 10. Design basic technical and economic indicators of the mine.Key words: oblique comprehensive development, district ventilation, panel mining3目录摘 要1Abstract2第一章 矿区概况及井田地质特征1第一节 矿区概况1一 矿区交通、地理位置1二 矿区地形特点2三 矿区内煤矿分布2四 矿区气候条件2五 矿区水文情况2六 矿区建设及生产原料和建筑材料供应情况3七 矿区电力供应3第二节 井田地质特征3一 井田煤系地层概述3二 井田地质构造4三 井田水文地质特征6第三节 井田勘探程度7第二章 矿井储量、年产量及服务年限8第一节 井田境界8一 井田范围8二 井田尺寸8第二节 井田储量8一 工业储量计算8二 煤柱留设8三 矿井储量9第三节 矿井年产量及服务年限11一 矿井工作制度11二 矿井服务年限11第三章 井田开拓12第一节 概述12第二节 井田开拓12一 井田再划分12二 井筒形式、数目、位置及开采水平的确定12三 煤层群分组13四 主要运输大巷和总回风巷的布置及煤层间的联系方式13五 盘区划分及其要素13六 矿井运输和通风系统13七 开拓巷道断面和支护形式13八 方案比较14第三节 井筒特征20第四节 井底车场及硐室25一 井底车场形式25二 线路布置25三 调车方式25四 井底车场硐室25第五节 开采顺序及采区、采煤工作面的配置26一 工作面回采方式26二 矿井年产量验算26第六节 井巷工程量和建井工期27第四章 准备方式28第一节 概述28第二节 准备方式28一 设计盘区概况28二 盘区生产能力28三 区段斜长及区段数目29四 盘区巷道特征29五 盘区车场选型设计29六 准备方式的选择29第五章 采煤方法31第一节 采煤工艺方式31一 回采工作面破煤、装煤方式32二 回采工作面支护方式33三 端头支护及超前支护方式33四 各工艺过程注意事项33五 回采工作面正规循环作业35第二节 回采巷道布置36一 回采巷道布置36二 回采巷道参数36第三节 设备选型36第六章 矿井运输、提升、排水及采区供电40第一节 井下运输40一 煤层及煤质40二 运输距离和货载量40三 矿井运输方式和运输系统的确定41四 矿车的型号和数量41五 大巷运输设备的选择计算42第二节 矿井提升43一 矿井提升概述43二 提升系统43三 提升设备的选型计算43第三节 矿井排水47一 矿井涌水量47二 排水方法的确定47三 水泵的选型47第四节 采区供电系统49一 采区供电系统初步设计49二 用电负荷49第七章 矿井通风与安全技术51第一节 通风系统51一 矿井通风系统确定的依据51二 通风方式的选择51三 通风系统的确定52第二节 风量计算及风量分配54一 采煤工作面所需风量的计算54二 备用面风量得计算55三 掘进工作面需风量55四 硐室需风量56五 其他巷道所需风量56六 矿井总风量57七 风量分配57第三节 矿井通风阻力计算58一 矿井通风阻力58二 容易和困难时期阻力计算58三 两个时期的矿井总风阻和总等积孔计算60第四节 通风设备选择61第五节 矿井安全技术措施64一 预防煤尘爆炸的措施64二 预防煤和瓦斯突出的措施64三 预防井下火灾的措施65四 预防井下水灾的措施65第八章 矿山环保66第一节 矿山污染源概述66第二节 矿山污染的防治66一 废水排放66二 固体废弃物排放66三 噪声污染66第八章 设计矿井基本技术经济指标67参考文献68致 谢69第一章 矿区概况及井田地质特征第一节 矿区概况一 矿区交通、地理位置寺家庄矿井隶属阳泉煤业(集团)有限责任公司,位于昔阳县境内,矿井工业场地在县城西南约7km处,昔阳县城距阳泉市约30km。本区铁路交通条件优越,石太铁路沿桃河经过阳泉矿区,石太线为阳泉矿区煤炭外运的主要干线,经电气化改造和完善自动闭塞后,年运输能力可达70Mt。石太线上白羊墅站为机械化驼峰编组站,最大日解体能力3000车。另外,阳涉铁路通过本区,该线已全部建成通车,采用内燃机车牵引,并预留电力牵引条件,该线最大年输送能力为17Mt,为阳煤集团部分煤炭分流创造了有利条件,可直接为该矿的建设和煤炭的外运服务,本矿井铁路专用线在阳涉铁路昔阳站接轨,目前就接轨事宜已达成初步协议。本区公路交通便利,阳泉至黎城的二级公路通过本区,公路以昔阳县城区为枢纽,呈放射状伸向四方,除阳泉至黎城公路外,昔阳至左权、赞皇、寿阳、邢台、长治等均有公路相通,区内公路遍布,97%以上的村庄可通汽车。图1.1 交通位置图98二 矿区地形特点本井田位于太行山北段西侧,从外围地形来看,西部石千峰地层的地形较高,组成太岳山,东部则为奥陶、寒武系地层组成的太行山脉,昔阳县境内的白羊山、沾岭山、菜岭山均系太行山支脉。沾岭山东部为松溪河流域,一般河窄谷深,沟谷纵横发育,切割甚深。井田内地形为西高东低,最高处为龙王庙山,海拔+1613.3m,最低点在巴洲乡附近,标高+863m,高低相差750m左右,一般相对高差100200m,属构造剥蚀成因,河谷、高山相间的低中心地形。三 矿区内煤矿分布矿井邻近的地方煤矿有:黄岩汇、坪上、运裕、张庄镇联营、麻汇、白杨岭、白村、毛家沟、阳胜等煤矿。黄岩汇煤矿为地方国有,运裕、坪上煤矿为有限责任公司,其它为乡、镇办及乡镇联营煤矿。其中毛家沟及白村煤矿在矿井井田的北部边界内。四 矿区气候条件昔阳县属暖温带大陆性气候,一年四季气候变化明显,冬季寒冷,风大少雪;春季日照充足,干旱多风;夏季雨量集中,多冰雹和风灾;秋季时间较短,晴朗凉爽。根据19581983年的气象资料,最高气温37.9,最低气温-23.9,年平均气温9.3。最大年降雨量为885.7mm(1963年),最小年降雨量242.3mm(1972年),年平均降雨量为601mm,降雨量年内差异较大,主要集中在7、8、9三个月,约占全年降雨量的67%。年平均蒸发量1887.9mm,蒸发量大于降雨量3倍多。主导风向为西风,历年平均风速2.1m/s,最大风速20m/s。区内冻结期一般始于每年10月下旬,终于次年4月,冻土最大深度为75cm,全年日照数平均为106.6d。五 矿区水文情况昔阳县大部面积属海河流域子牙河水系,松溪河及其流经本井田的支流安坪河,巴洲河、洪水河均为该水系。现分述如下:松溪河:发源于和顺县窑上村附近,经昔阳县的杨家坡村南入境,向北经县城东侧,东流至水磨头村,再经井陉、平山县汇入滹沱河,干流在昔阳县境内长73.25km,流域面积1473.2km2,该河受水面积大,河床宽,杜庄至县城一带宽达500800m。一般流量为13m3/s,最大洪峰流量达1200m3/s(1963年8月流经昔阳县城一段),年平均径流量3.68m3/s。安坪河(城北河):该河为松溪河支流,发源于崇家岭奶头山,自西向东在县城东汇入干流,全长14.5km,流域面积77.2km2,年平均径流量0.26m3/s。巴洲河(城西河):发源于闹岭庄附近,自西向东在县城北关处汇入安坪河,全长20.5km,流域面积96.3km2,年平均径流量0.352m3/s。洪水河(城南河):发源于闰家沟,自西南流向东北,在洪水村东汇入松溪河,全长14km,流域面积56.2km2,年平均径流量0.298m3/s。在河流上游建有多座水库,其中以下秦山水库、郭庄水库较大,秦山水库位于井田中部,现为昔阳县城居民生活用水水源。矿区水源供应:根据精查地质报告及相关资料,本区奥灰岩溶水,其水量丰富、可靠,水质好,本矿井取奥灰岩溶水作为主供水水源,设计在工业场地内打深井三眼。另外,地面设井下水处理站,井下水排至地面处理后,一部分作为井下消防洒水,一部分用于选煤厂。全县大部分河流均为季节性河流。六 矿区建设及生产原料和建筑材料供应情况本区内狮脑峰矿岩出露面积广,而且厚度大,可作为井上、下建筑石料,矿井东部大面积奥陶系灰岩出露,可作为井上建筑石料及水泥原料。砖、矸石砖、料石、石子、白灰、水泥等大宗土产材料可由当地供应,除矿务局企业处所属厂(场)现有建材供应外,也可选用乡、镇企业的建材产品。外部供应材料主要有:钢材、木材、黄砂、玻璃、高标号水泥、五金材料等。七 矿区电力供应矿井的供电电源初步设计暂按矿井电源分别取自昔阳110kV变电站和和顺220kV变电站,供电电压等级110kV进行。由于电源变电站距本矿较远,且变电站施工周期比较长,必须考虑矿井建设期间的施工电源引接方式。本矿附近有地方小煤矿多处,矿井建设初期的施工电源可就近由地方小煤矿引来,但矿井井下全面施工后,所需电力负荷将大幅度增加,此时应投入矿井变电站作为施工电源。第二节 井田地质特征一 井田煤系地层概述本井田含煤地层包括石炭系中统本溪组、石炭系上统太原组、二迭系下统山西组,其中主要含煤地层为石炭系上统太原组及二迭系下统山西组(平均厚约60m),含煤地层总厚168.24m,共含煤18层,煤层总厚13.46m,含煤系数约8%左右。石炭系上统太原组厚90.3143.80m,平均厚约111.33m,主要岩性为深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩、石灰岩及灰色砂岩组成。含煤12层,其中可采煤层4层,为本区中演含煤地层。按其岩性、岩相特征分为上、下两段,其中下段自K1砂岩底至K4灰岩顶,厚80m左右,含11、12、13、14、14下、15、16号共7层煤,15号煤全区稳定可采,其它煤层无开采价值;上段自K4顶至K7底,厚约35m左右,由灰、深灰、灰黑色泥岩、砂岩及浅灰色细砂岩、中粗砂岩组成,含8、9两个煤组共6层煤,81、84、9号煤部分具有开采价值。表1.1 可采煤层及顶底板岩层特征表含煤地层煤层编号煤层厚度(m)夹石层数稳定性可采性顶底板岩性平均最大太原组81.31.50-1较稳定部分可采泥岩、砂质泥岩91.21.50较稳定部分可采泥岩、砂质泥岩155.487.652-4稳定全区可采泥岩、砂质泥岩二 井田地质构造区内褶曲发育,轴向主要为近南北向及北东向两组,其次有北西向及东西向。南北向的一组褶曲主要分布于中、东部,构成本区的基本构造形态。主要特征为排列紧密,间距约1000m,两翼不对称,向斜东翼较陡,倾角可达23,西翼较缓,倾角一般为10左右;背斜轴部开阔,产状平缓。北东向的一组褶曲,主要分布于勘探区的西北及东南,主要特征为排列较疏,间距约1500m,两翼多不对称,南东翼较陡,北西翼较缓。区内无断层、陷落柱等。附主要地质构造表1.2及综合地质柱状图1.2序褶曲名称褶曲方向产状延伸长度(m)备注WE1蒙家峪向斜SN47571100李家沟区2野峪背斜SN4114145000李家沟区3寺地向斜SN2166206000李家沟区4崇家岭背斜N40E45616800李家沟区崇家岭背斜N10E79(SE)68(NW)900马郡头区5台沟背斜N40E转N30E610(SE)413(NW)2000马郡头区6杏庄向斜N60E转N20E415(SE)621(NW)3200马郡头区杏庄向斜N40E8158202800李家沟区7杏庄背斜N40E793132000李家沟区杏庄背斜N70E转N40E再转N20E39(SE)915(NW)2500马郡头区8毛家沟向斜N50E711(SE)611(NW)1100马郡头区9毛家沟向斜N45E517(SE)615(NW)2500马郡头区10龙眼向斜EW转N45E520(SE)1027(NW)2100马郡头区龙眼向斜N65E5155203000李家沟区表1.2 主要地质构造表图1.2综合地质柱状图三 井田水文地质特征主要含水层有太原组灰岩和第四系冲积层。由上而下简述如下:第四系冲积层:主要分布于洪水河、巴洲河和安坪河的河谷中,河谷最宽约300m,一般100200m,厚度1020m,砂砾中含较丰富的潜水,且水质良好,单位涌水量1.305.00L/sm。民用井水量每小时可达100m3以上。上石炭统太原组灰岩:主要含水层为海相沉积之三层灰岩(K2、K3、K4),其中K2灰岩含水性较强,为主要含水层,水位标高为+690.57+695.63m。进入80年代后期由于井田开采使主要含水层破坏,如城关、李家庄、大寨的机井已近干涸,大量的地下水被疏干。根据阳泉矿区现有生产矿井统计资料,参照精查地质报告对矿井涌水量预测,确定矿井正常涌水量按吨煤涌水系数0.4m3/t考虑,即日产1万t煤,预计涌水量为4000m3;最大涌水量按吨煤涌水系数0.63m3/t考虑。经计算,矿井生产初期正常涌水量为240m3/h,最大涌水量为350m3/h;矿井生产后期正常涌水量为340m3/h,最大涌水量为530m3/h;各煤层主要煤质指标见表1.3。表1.3 煤的工业分析表煤层编号水分(Mad)灰分(Ad)挥发份(V)全硫(St)发热量15#1.65%15.43%10.19%1.46%38.62MJ本矿井属水文地质条件简单的矿井,绝大部分煤层位于奥灰水位以上,仅深部局部区域受奥灰水影响。本矿井开采的不利因素主要是瓦斯涌出量大,需采取抽放措施,对将来开采有一定影响。第三节 井田勘探程度1980年至1983年山西一四八煤田地质勘探队,对马郡头勘探区及李家沟勘探区进行了精查地质勘探工作,分别于1981年12月及1983年12月提出两个勘探区的精查地质报告并已审查批准,两勘探区共完成钻孔579个,进尺约227841.66m,勘探类型二类一型二型,勘探程度基本满足规范要求,可以作为矿井设计的依据。2005年4月中国煤炭地质总局一一九队在前两个精查地质报告的基础上合并汇编后提出了寺家庄煤矿井田地质报告,该报告对地质构造、水文地质条件重新进行了分析,对储量重新进行了计算。存在问题及建议:1)对瓦斯、煤尘及自然发火等开采条件方面的工作尚有欠缺,应提前进行瓦斯、煤尘爆炸危险性及煤层自然发火的鉴定工作。2)进一步查明奥灰水位标高,进行水文地质补勘。3)对首采区进行三维地震补勘,进一步探明陷落柱及其它构造,为下一步设计提供可靠的依据。4)井田深部(即西部)钻孔少、储量级别低,要提前进行钻探补勘。第二章 矿井储量、年产量及服务年限第一节 井田境界一 井田范围井田境界以能源部对阳泉矿区总体发展规划批文(能源计1992523号)批准的寺家庄矿井井田范围为准,具体范围如下:北以纬线75000为界;南以矿区拐点84、86两点连线为界;东部基本以经线105500与安坪、黄岩汇、白羊岭等地方煤矿为界;西部为精查勘探区深部界线。二 井田尺寸全井田南北走向长10.2-10.99km,东西倾斜宽5.7-6.36km,井田面积约64km2。走向最大值10.99 km,最小值10.2km,平均值10.6 km;倾斜最大值6.36km,最小值5.7 km,平均值6.03 km。井田的水平面积按下式计算: S = H L (2.1)式中 S 井田的水平面积,m2 H 井田的平均水平宽度,m L 井田平均走向长度,m第二节 井田储量一 工业储量计算井田内煤层平缓,故采用伪厚度和水平面积计算储量,计算公式为: M=Shd10-3 (2.2)式中:M储量,Mt;S水平面积,64km2;h储量计算厚度,5.48m;d容重,1.45t/m3。 M = 6.41075.481.45=508.54 Mt二 煤柱留设各类煤柱留设如下:(1) 井田境界煤柱井田境界煤柱在本井田一侧按30m留设。经计算15号煤井田境界煤柱为7.9Mt。(2) 村庄保护煤柱井田范围内的村庄,地面村庄虽然不大,但比较分散,给正规工作面布置带来一定的影响。设计对较大村庄或位于构造复杂区的村庄留设保护煤柱,其余村庄按搬迁考虑。村庄保护煤柱采用剖面法留设,表土层及岩层移动角参数确定如下:45,70,700.6。经计算,村庄保护煤柱15号煤煤柱为9.56Mt。(3)工业场地保护煤柱:煤柱留设参数同村庄保护煤柱。经计算,15号煤工业场地保护煤柱为2.02Mt。(4)大巷煤柱根据邻近贵石沟矿井生产经验,大巷两侧各留40m的保护煤柱。经计算,15号煤大巷煤柱为3.34Mt(5)盘区巷道煤柱盘区巷道两侧各留30m的保护煤柱煤柱。经计算,15号煤盘区巷道煤柱为5.32Mt。15号煤各类保护煤柱合计28.14Mt。图2.1矿井工业场地安全煤柱计算图三 矿井储量矿井设计储量等于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保护煤柱损失量后的储量。全矿井设计储量见表2.1表2.1 15号煤设计储量汇总表 单位:Mt煤层工业储量永久煤柱损失设计储量井田境界村庄小计15#508.547.99.5617.46491.08矿井设计可采储量等于矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱后,乘以采区回采率的储量(厚煤层75%,中厚煤层80%,薄煤层85%,本设计取75%)。矿井可采储量是矿井设计的可以开采的储量,可按下式计算:Zk=(Zg-P)c (2.3)式中 Zk-矿井可采储量,Mt Zg-矿井工业储量,MtP-保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层、等留设的永久保护煤柱损失量,Mt C-采区采出率,0.75全矿井设计可采储量见表2.2表2.2 15号煤设计可采储量汇总表 单位:Mt煤层设计储量煤柱损失采区回采率()设计可采储量工业场地大巷盘区巷道小计15491.082.023.345.3210.6875360.3盘区设计可采储量见表2.3表2.3 盘区设计可采储量汇总表 单位:Mt盘区设计储量煤柱损失采区回采率()设计可采储量大巷工业广场盘区巷道小计第I 盘区145.080.851.231.633.7175106.02第II盘区123.460.820.791.633.247590.17第III盘区121.340.8501.111.967589.54第IV盘区101.200.8200.951.777574.57合计491.083.342.025.3210.68360.30第三节 矿井年产量及服务年限一 矿井工作制度按煤炭工业矿井设计规范规定,矿井工作制度采用年工作日330天,三班作业,每天净提升时间为16小时。二 矿井服务年限矿井服务限用下列公式计算:Z采 T= (2.4) AK式中 T矿井服务年限,a;Z采矿井设计可采储量,Mt;A矿井设计生产能力,Mt/a;K储量备用系数,取1.4。按3Mt/a的设计生产能力计算,15号煤服务年限为86年。第三章 井田开拓第一节 概述本矿井采用主斜副立单水平开拓,斜井作主井,主要是利用斜井可采用强力带式输送机、提升能力大及井筒易于延深的优点,用立井作副井是因为提升方便,通风容易。第二节 井田开拓一 井田再划分井田内煤层赋存平缓,一般510,属近水平煤层;根据本井田15号煤层距离大这一赋存特点,将 15号煤单独划分为一个煤组(下煤组),本次设计主要考虑15号煤的开采。矿井采用单水平开采。水平标高为+510米,盘区式开采。15号煤层生产能力:开采储量为360.3Mt,服务年限为86年。结合矿井大巷布置、地质构造以及煤柱等划分盘区。15号煤层共划分为4个盘区,投产盘区选择在第I盘区。二 井筒形式、数目、位置及开采水平的确定(一)井筒形式井筒形式有三种:平硐、斜井、立井。一般情况下,平硐最简单,斜井次之,立井最复杂。平硐开拓受地形条件限制,只有在地形条件合适,煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区,且便于布置工业场地和引进铁路,上山部分储量大致能满足同类型水平服务年限要求。 斜井开拓与立井开拓相比:井筒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、井底车场及硐室都比较简单,井筒延伸施工方便,生产干扰少,不易受底板含水煤层的威胁;主提升胶带化有相当大的提升能力,可以满足特大型矿井提升需要;斜井井筒也可以作为安全出口,井下一旦发生事故,人员可以从主斜井迅速撤离。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文地质等自然条件的限制。在采深相同的条件下,立井井筒短,提升速度快,提升能力大,对辅助提升特别有利,井筒通风断面大,可以满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求,且阻力小,对深井开拓特别有利;当表土层为富含水的冲积层时,立井井筒比斜井容易施工;对地质构造和煤层产状均特别复杂的能兼顾井田浅部和深部不同产状的煤层。(二)井筒位置的确定原则1、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;2、有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段,首采区少迁村庄或不迁村庄;3、井田两翼储量基本平衡;4、井筒不宜穿过厚土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或较软弱岩层。三 煤层群分组根据本井田15号煤层距离大这一赋存特点,将 15号煤单独划分为一个煤组(下煤组)。四 主要运输大巷和总回风巷的布置及煤层间的联系方式根据矿井开拓布置,考虑通风、运输等要求,15号煤沿井田中部南北向共布置三条大巷,分别为胶带机运输大巷、辅助运输大巷及回风大巷。本着多做煤巷少做岩巷原则,综合考虑巷道运输、通风、排水、支护及立交等因素,确定胶带机大巷及回风大巷沿15号煤层布置,辅助运输大巷布置在15号煤底板,局部要穿层。五 盘区划分及其要素结合矿井大巷布置、地质构造以及煤柱等划分盘区。15号煤层共划分为4个盘区,投产盘区选择在第I盘区。六 矿井运输和通风系统(一)通风系统.工作面所需的新鲜风流由进风井盘区辅助运输巷工作面运输顺槽回采工作面。工作面乏风工作面回风顺槽盘区回风巷回风大巷回风井地面。(二)运输系统1、煤炭运输系统井下煤炭运输采用胶带输送机连续运输。其运输系统为:回采工作面出煤工作面运输顺槽盘区胶带输送机巷盘区溜煤眼胶带机大巷井底煤仓主斜井地面选煤厂。2、辅助运输系统井下大巷、盘区辅助运输采用蓄电池电机车。(1) 设备、材料及人员运输系统井下生产用设备、材料及人员经副立井副立井井底车场+510m水平辅助运输石门+510m水平辅助运输大巷盘区辅助运输巷工作面回风顺槽(或掘进工作面)。(2) 矸石运输系统井下矸石主要来自瓦斯高抽巷掘进出矸,掘进矸石通过调度绞车联络斜巷盘区辅助运输巷+510m水平辅助运输大巷+510m水平辅助运输石门副立井井底车场副立井地面,然后经胶带机进入选煤厂排矸系统。七 开拓巷道断面和支护形式借鉴邻近的贵石沟矿井成功经验,确定本矿井主要巷道断面特征及支护方式如下:1、大巷及石门大巷及石门采用半圆拱形断面,辅助运输大巷及石门均为岩巷,以挂网锚喷为主,局部破碎地段增加锚索或金属棚;胶带机及回风大巷主要为煤巷,采用锚索与挂网锚喷联合支护方式。2、盘区主要巷道盘区主要巷道以煤巷为主,采用半圆拱形断面,采用锚索与挂网锚喷联合支护方式。3、盘区其它巷道工作面运输顺槽及回风顺槽、内错瓦斯尾巷均采用矩形断面,锚索、锚网与钢带联合支护。瓦斯高抽巷为岩巷,采用矩形断面,锚杆支护。主要硐室采用混凝土砌碹支护,其中大硐室增加锚索。八 方案比较提出方案根据以上分析,提出以下四种技术上可行的开拓方案,分述如下:方案一:主斜副立单水平开拓斜井提煤运输能力大,立井辅助运输能力大,为此提出主井采用斜井开拓,副井采用立井开拓。布置三条大巷,胶带机大巷和回风大巷沿煤层掘进,辅助运输大巷沿底板掘进。如图3.1。放案二:斜井单水平开拓主、副井井筒均为斜井,布置于井田中央,只设一个水平。布置三条大巷,胶带机大巷和回风大巷沿煤层掘进,辅助运输大巷沿底板掘进,如图3.2。方案三:立井单水平开拓(井筒位于井田中央)主、副井井筒均为立井开拓,布置于井田中央,布置三条大巷,胶带机大巷和回风大巷沿煤层掘进,辅助运输大巷沿底板掘进.如图3.3。方案四:立井单水平开拓(井筒位于井田边界)主、副井井筒均为立井开拓,布置于井田北部边界,布置三条大巷,胶带机大巷和回风大巷沿煤层掘进,辅助运输大巷沿底板掘进。如图3.4。方案一:主斜副立井单水平开拓如图3.1方案二:斜井单水平开拓如图3.2方案三:立井单水平开拓(井筒位于井田中央)如图3.3方案四:立井单水平开拓(井筒位于井田边界)如图3.4技术比较以上所提四个方案大巷布置及水平数目均相同,区别在于井筒形式和井筒位置不同,及部分基建、生产费用不同。方案一、二主井井筒形式不同。方案一副井为立井,立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制,;方案二副井为斜井,斜井提升物料人员不如立井快捷、方便。经过以上技术分析、比较,再结合粗略估算费用结果(见表3.1),在方案一、二中选择方案一:主斜副立单水平开拓。方案三、四主要区别在井筒位置不同,方案三井筒位于井田中央的储量中心,井下运输距离短,运输费用相对较低,;方案四井筒位于井田西部边界附近,由于紧靠井田北部边界,可以利用部分井田边界煤柱,减少部分压煤。经过以上技术分析、比较,再结合粗略估算费用结果(见表3.2),在方案三、四中选择方案三:立井单水平开拓(井筒位于井田中央)。表3.1 一、二方案粗略比较表(单位:万元)项目方案一主斜副立单水平开拓方案二斜井单水平开拓基建费用主斜井开凿2185255010-4=557.18主斜井开凿2185255010-4=557.18副立井开凿445823410-4=366.41副斜井开凿2185255010-4=557.18大巷掘进81641050310-4=2571.66大巷掘进81641050310-4=2571.66小计3441.25小计3686.02生产费用斜井提升1.2422722.1850.22=24384.18斜井提升1.2422722.1850.22=24384.18排水34024365860.17810-4=4559.33排水34024365860.17810-4=4559.33大巷运输1.2422720.0888.164=36443.47大巷运输1.2422720.0888.164=36443.47小计65386.98小计65386.98合计费用68828.23费用69073.00百分率100.36%百分率100.00%表3.2 三、四方案粗略比较表(单位:万元)项目方案三立井单水平开拓(中央)方案四立井单水平开拓(边界) 基建费用主井开凿472823410-4=388.64主井开凿526823410-4=433.11副井开凿472823410-4=388.64副井开凿526823410-4=433.11大巷掘进81641050310-4=2571.66大巷掘进81641050310-4=2571.66小计3348.94小计3437.88生产费用立井提升1.2422720.4720.92=22027.43立井提升1.2422720.5260.92=24547.52排水34024365860.17810-4=4559.33排水34024365860.17810-4=4559.33大巷运输1.2422720.0888.164=36443.47大巷运输1.2422720.0888.164=36443.47小计63030.23小计65550.32合计费用66379.17费用68988.20百分率100.00%百分率103.93%方案一、方案三有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济经济比较结果,分别计算汇总于表3.3、3.4、3.5、3.6、3.7表3.3 建井工程量单位: m项目方案一主斜副立单水平开拓方案三立井单水平开拓初期主 井2185472副 井445462后期运输大巷81468146表3.4 生产经营工程量项目方案一主斜副立单水平开拓项目方案三立井单水平开拓运输提升/万tkm工程量运输提升/万tkm工程量大巷运 输1.2422725.27=267328.13大巷运 输1.2422725.27=267328.13斜井提 升1.2422722.185=76343.232立井提 升1.2422720.472=23942.86大巷维 护1.28.16438220.43大巷维 护1.28.164386220.43排 水240243657510-415768排 水240243657510-415768表3.5 基建费项目方案一主斜副立单水平开拓方案三立井单水平开拓工程量单价费用工程量单价费用m元/m万元m元/m万元主井井筒21852550557.184728234388.64副井井筒4458234366.414628234380.41运输大巷816424131969.97816424131969.97合计2893.562739.02表3.6 生产经营费项目方案一主斜副立单水平开拓方案三立井单水平开拓工程量单价费用工程量单价费用(m)(元/m)(万元)(m)(元/m)(万元)运输提升大巷运输267328.130.08823524.88267328.130.08823524.88斜井提升76343.230.2216795.51000立井提升00023942.860.9222027.43小计40320.3945552.31大巷维护费220.43204408.60220.43204408.60排水费15978.20.1782844.1215978.20.1782844.12小计7252.727252.72合计47573.1152805.03表3.7 费用汇总表项目方案一主斜副立单水平开拓方案三立井单水平开拓费用(万元)百分率费用(万元)百分率基建工程费2893.56105.64%2739.02100.00%生产经营费47573.11100.00%52805.03111.00%由以上比较选出方案一第三节 井筒特征1、主斜井主斜井倾角16,斜长2185m,净宽5.2m,净断面积15.0m2,井筒内布置一条1.4m宽胶带输送机,担负全矿井煤炭提升任务,并兼作辅助进风井及安全出口。井筒内设有600mm轨距检修道,另有一趟消防洒水管路。2、副立井副立井井筒直径8.0m,井口标高+919.65m,包括井底水窝井筒深度445m,装备两套提升设备,其中一套为一对一宽一窄二层四车罐笼,担负矿井辅助提升任务;另一套为交通罐带平衡锤提升设备,担负长材及零星人员的提升,并兼作辅助进风及安全出口。井筒内装备有玻璃钢梯子间,另设有两趟排水管路、四趟动力电缆、六趟通信及监测电缆、一趟控制电缆等。3、回风井回风井净直径8.0m,净断面积50.3m2,井口标高+945m,井筒深度396m,担负矿井初期回风任务,并兼作反风时安全出口。井筒内布置有玻璃钢梯子间,另设有一趟玻璃钢瓦斯管。根据井口位置及地质报告钻孔资料,各立井筒所处位置第四系表土层比较薄,厚度610m,以黄土、砂土及砾石为主,基岩段无大的含水层,故设计各立井井筒均采用普通法凿井,单层混凝土井壁结构,其中表土段配钢筋以加强支护,井壁厚度500550mm。主斜井表土段采用混凝土支护,支护厚度为450mm;基岩段采用锚索与锚网喷联合支护,支护厚度为150mm。表3.8 各井筒特征井 筒名 称井口坐标(m)井口标高(m)方位角()倾角()断面形状净 断面 积(m2)支护方式基岩段支 护厚 度(m)深度或斜 长(m)井筒装备纬 距(X)经 距(Y)主斜井68427105262+9209016半圆拱15.0锚索与锚喷15021851.4m宽胶带输送机副立井68561105378+91920590圆50.3混凝土砌碹550445一对1.5t矿车双层四车罐笼、交通 罐回风井68354104475+945090圆50.3混凝土砌碹550396玻璃钢梯子间图3.5 主斜井断面图图3.6 副立井断面图 图3.7 回风井断面图第四节 井底车场及硐室一 井底车场形式结合矿井开拓部署,考虑井上下关系及井筒与石门的关系,设计确定井底车场形式为环形式。此种布置形式的优点是,进车线、调车线位于直线段上,有专用的回车线,调车方便,井底车场通过能力大。二 线路布置本井底车场只担负辅助运输,空、重车线长度按1列矸石车长度考虑,列车由20辆1.5t矸石车组成,10t蓄电池电机车单机牵引。空、重车线计算长度均为52.5m,根据线路布置, 实际长度重车线取72m、空车线取90m。材料重车线长度取46m,材料空车线长度取72m。调车线长度按1列材料车长度考虑,计算长度52.5m,实际取65m。人车型号为PRC12-6/6,人车线长度按一列人车考虑,列车由10辆人车组成,计算长度49m,实际取65m。三 调车方式电机车牵引矸石重列车由辅助运输石门进入调车线,摘钩后过1号渡线道岔,绕到列车后部顶推车进入车场重车线,然后电机车过2号渡线道岔,经绕道进入空车线,牵引矸石空列车驶出井底车场,经辅助运输石门、大巷进入各盘区。四 井底车场硐室主斜井井底主要布置有井底煤仓、机尾拉紧装置硐室;副立井井底车场主要硐室有主变电所、主排水泵房及管子道、主水仓、等候室及通道、抢救室、工具备用保管室、调度室、电机车修理间等;大巷附近设有消防材料库、爆炸材料库等硐室。主要硐室叙述如下:井底煤仓直径10.0m,总高度40m,有效高度30m,有效容量2300m3。主排水泵房按矿井后期正常涌水量340m3/h考虑,布置有3台D450-608型多级离心泵,其中一台工作,一台备用,一台检修。泵房设计长度25m。主变电与主排水泵房联合布置,设计总长度45m,其中高压室35m,变压器室10m。主水仓有效容量按8h后期正常涌水量340m3/h考虑,水仓净断面确定为7.2m2,水仓计算长度为380m,根据平面布置,设计实际长度取390m。等候室设在副立井井底车场连接处与乘人车场之间,与二者平行布置。设计考虑罐笼上、下层同时上下人员,等候室共有五条通道,其中一条与乘人车场相通,两条为罐笼上层通道,另两条为罐笼下层通道。第五节 开采顺序及采区、采煤工作面的配置一 工作面回采方式工作面回采方式有前进式和后退式两种,前进式回采具有初期工程量省、投产快等优点,但在采空区维护顺槽比较困难,技术复杂,维护费用高,且工作面漏风量大;后退式回采虽然初期需要掘出长距离的顺槽,但生产过程中顺槽维护量小,随采随废,漏风量小,安全可靠。故设计采用后退式回采方式,工作面间采用跳采接替。二 矿井年产量验算根据煤层条件、设备,结合国内目前的高产高效矿井工作面长度,确定15号煤层回采工作面的长度为200m。根据采煤机切割速度,工作面长度,瓦斯含量,开机率,回采工作面采煤机每天割8刀煤,截深为0.8m,日进度为6.4m。则每个工作面日生产能力Q=LNBMTC (3.1)式中:L工作面长度,m;N工作面昼夜割煤刀数;B综采工作面截深,m;M采高,m;T煤的容重,1. 45t/m3 ;C工作面回采率,95%。则:Q= 20080.85.481.450.95=9662(t/d)工作面年生产能力为9662330=3.19(Mt/a)掘进煤量按回采煤量的10%计算为3.1910%=0.319(Mt/a)矿井年生产能力为3.19+0.319=3.509(Mt/a)3(Mt/a)满足矿井设计生产能力只需要布置一个工作面。第六节 井巷工程量和建井工期表3.9 建井工程量单位: m项目主斜副立单水平开拓初 期主 井2185副 井445后 期运输大巷8146表3.10 生产经营工程量项
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