孔庄煤矿1.8Mta新井设计含5张CAD图-版本2.zip
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孔庄煤矿1.8Mt/a新井设计目 录一般部分1 矿区概况及井田地质特征11.1 矿井概述11.1.1井田位置、范围、自然地理及交通11.1.2矿区工农业生产及矿区的原料供应和供电情况11.2 井田地质特征21.2.1井田内断层构造有如下规律:41.2.2岩浆岩倾入的情况41.2.3矿井水文地质41.3 煤层特征61.3.1含煤性61.3.2可采煤层61.3.3煤层围岩性质71.3.4煤的特征72 井田的境界和储量92.1井田境界92.2矿井工业储量92.2.1井田勘探情况92.2.2资源/储量类别划分92.2.3储量估算边界102.2.4工业储量估算方法及相关参数确定102.2.5地质总资源储量估算结果102.3矿井可采储量112.3.1安全煤柱留设原则112.3.2矿井永久保护煤柱损失112.3.3矿井可采储量123 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限153.1矿井工作制度153.2矿井设计生产能力及服务年限15 3.2.1确定依据153.2.2矿井设计生产能力153.2.3服务年限153.2.4服务年限校核164 井田开拓174.1井田开拓的基本问题174.1.1井筒形式、数目及位置的确定174.1.2工业场地位置的确定184.1.3开采水平的确定184.1.4主要开拓巷道194.1.5开拓方案比较194.2矿井基本巷道294.2.1井筒294.2.2井底车场及硐室294.2.3主要开拓巷道315 准备方式-带区巷道布置405.1煤层的地质特征405.1.1带区煤层405.1.2水文地质405.1.3煤层地质构造405.1.4地表情况405.2带区巷道布置及生产系统415.2.1准备方式的确定原则415.2.2采煤方法及工作面长度的确定415.2.3带区巷道布置415.2.4生产系统425.2.5巷道掘进435.2.6带区生产能力及采出率435.2.7带区车场选型设计446 采煤方法466.1采煤工艺方法466.1.1带区煤层特征及地质条件466.1.2采煤工艺方式466.1.3回采工作面参数476.1.4工作面设备选型476.1.5顶板控制496.1.6回采工艺安全注意事项526.1.7计算吨煤成本526.1.8正规循环作业546.2回采巷道布置556.2.1回采巷道布置方式556.2.2回采巷道参数557 井下运输577.1概述577.1.1矿井设计生产能力及工作制度577.1.2煤层及煤质577.1.3井下运输577.2带区运输设备的选择587.2.1矿井运输设备选型应遵循以下原则587.2.2设备选型及能力验算587.3大巷运输设备选择597.3.1大巷煤炭运输方式的选择597.3.2大巷辅助运输方式的选择607.3.3运输能力验算618 矿井提升628.1概述628.2主副井提升628.2.1主井提升系统628.2.2副井提升629 矿井通风及安全679.1矿井地质、开拓、开采概况679.1.1矿井地质概况679.1.2开拓方式679.1.3开采方法679.1.4变电所、充电硐室、火药库679.1.5工作制、人数679.2矿井通风系统的确定679.2.1矿井通风系统的基本要求679.2.2矿井通风方式的选择689.2.3矿井通风方法的选择689.2.4带区通风系统的要求699.2.5带区通风方式的确定699.3矿井风量计算709.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定709.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量709.3.3风量分配769.4矿井阻力计算779.4.1计算原则779.4.2矿井最大阻力路线779.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力779.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔819.5选择矿井通风设备829.5.1选择主要通风机829.5.2电动机选型859.6安全灾害的预防措施859.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施859.6.2预防井下火灾的措施869.6.3防水措施8610 设计矿井基本技术经济指标87参考文献89致谢901 矿区概况及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1井田位置、范围、自然地理及交通孔庄煤矿地处江苏省沛县和山东省境内,在沛县城北4km处,位于大屯矿区的最南端,是全掩盖区。南与沛县沛城矿、北与徐庄矿毗邻,东与山东枣庄矿务局接壤。井田范围:西起徐沛铁路,东至原刘仙庄断层位置,南以21号煤层露头为界,北到8号煤层-950m水平垂直投影。井田东西走向13.0km,南北宽约3.4km,面积约46.8km2。本区属黄淮冲击平原,为第四系全掩盖区。地势平坦,地形西高东低,地表广泛分布古黄河泛滥的砂质粘土。陆地部分标高为33.035.5m,井田东部位于微山湖及京杭大运河水体下,湖区地势平坦,标高一般32m左右。本区气候具长江流域与黄河流域的过度性质,属季风型大陆气候,冬季严寒干燥,夏季炎热多雨,年平均气温13.4,日最低气温-21.3(1967年1月4日),最高气温40.7(1966年7月18日)。年平均降雨量788.93mm,最高达1178.9mm(1971年),最低仅492.4mm(1981年)。春夏多东南风,秋冬多偏北风,全年以东南偏东风为主,平均风速3.3m/s,最大达20m/s,雷雨期在49月间。据国家地震局1976年9月地震裂度区划分资料,本区为7度(强)地震区。大屯矿区交通方便。自营徐(州)沛(屯)铁路专用线至沙塘站与陇海线接轨可达全国各地;区内公路四通八达,南经沛县至徐州市,北经鱼台至济宁市,东至山东藤州、枣庄市;井田东部有京杭运河,可供100吨级船舶航行,见图1.1。图1.1 交通位置图1.1.2矿区工农业生产及矿区的原料供应和供电情况(1)工、农业生产情况矿区工业主要以煤炭产业为主,区内煤矿较多,是徐州地区煤炭的主要产地,生产的煤炭除供应本地区使用外,还向南部地区供应;矿区农业以大豆、小麦、红薯、玉米、棉花为主,粮食基本可以自给。(2)矿井建设及生产时的原料供应、供电情况 矿区建设及生产时所使用的原料在本地区内皆可自给。如区内石灰岩和粘土可制成料石、水泥等供矿区建设和生产时使用。矿区内电力供电由公司电厂两路35KV线路供电。(3)工业及居民用水矿区供水分工业和生活用水两部分。工业用水主要由矿井排水净化后提供;生活用水则由五口水源井提供,水源井水质好,符合饮用水国家标准。1.2 井田地质特征孔庄井田位于大屯矿区最南端,属于山东地台“鲁西穹折”的丰沛背斜之北翼,靠近背斜轴部,构造形态为一倾向北西的单斜构造。地层走向NE5090E,陆地部分地层走向一般在60左右,湖下区部分的地层走向变化大,主要原因是受井田的大断层的影响,地层走向NE5090E,倾向北西,地层倾角1115,在断层附近的产状稍有变化。本区受地域构造运动影响,构造以断裂为主,断层较发育,且多为张扭性正断层为主,褶曲不发育。构造受先期北东向应力影响,断层多为以北东为主。后期背斜形成后又受张应力影响,即“先扭后张”,由于背斜轴部断裂发育,岩浆多从背斜轴部断裂带涌出,形成时期为燕山期。北东向断层产生早于北西向断层,被北西向断层切割。根据勘探及井下开拓资料,断层大致都平行展布,倾向一致,断层面倾角都较大。北东向大断层呈现北西升南东降的阶梯状块段。次一级的北西向断层切割北东向断层。井田内大构造几乎切割第四系以下的所有岩层。本区为全掩盖式煤田,属华北型石炭二迭系含煤地层,区内揭露的最老地层中奥陶统(O2)。见图1.2地质综合柱状图,现将地层由老至新叙述如下:(1)中奥陶统(O2)区内揭露最厚为48.30m。岩性为浅灰色、灰褐色厚层状石灰岩、白云质灰岩,隐晶质,质较纯,质密坚硬,裂隙发育且被方解石及泥质充填,偶见有黄铁矿结核,与上覆地层假整合接触。(2)中石炭统本溪组(C2b)两极厚度为23.87m46.91m,平均厚度为33.92m。该组底部主要由紫红色含铁制泥岩及铝土质泥岩组成。含铁制泥岩发育较厚,铝土质泥岩发育厚度不一。上部以灰白色、棕褐色灰岩为主,间夹灰色、灰绿色泥岩及铝土质泥岩,灰岩较纯,致密坚硬,裂隙发育,多间有方解石脉,有时见有黄铁矿斑点。灰岩内见有蜓科动物化石 。本统含灰岩系数为52%,不含煤。与上覆地层呈整合接触。(3)上石炭统太原组(C3t)两极厚度为137.97m161.96m,平均厚度为154.67m。由灰黑色、灰色砂质泥岩、砂岩、1617层灰岩及20层煤层组成,为一套海陆交互相含煤沉积。其特点是岩相旋回十分清楚,灰岩、煤层多而且薄,标志层明显,层间距稳定,易于对比。开采煤层17、21号煤层位于本组的中下部。在灰岩中富含蜓科、腕足类、珊瑚、海百合茎等动物化石。灰岩总厚度平均在34.82m,含灰岩系数22.65%;煤层总厚度平均8.6m,含煤系数5.6%。与上覆地层呈整合接触。图1.2 综合柱状图(4)下二迭统山西组(P11Sh)改组为区内主要含煤地层。两极厚度92.67 136.13 m,平均厚度109.29m。由灰色、深灰色砂质泥岩、泥岩、砂岩组成,含煤34层富含植物化石。与上覆地层呈整合接触。(5)下二迭统下石盒子组(P21xs)改组地层在全区发育,两极厚度187.21m293.00m,平均厚度223.5m。在西部的浅部较薄,深部较厚,由西至东有变厚的总体趋势。岩性主要为杂色、灰绿色泥岩及灰白、灰绿色砂岩组成。下部含13层不稳定的煤线。根据岩性、岩相特征及测井曲线对比,由下而上可分为两个区段: 下段(柴煤组段):由底部分界砂岩向上至柴煤,厚度一般在75.5m左右。岩性主要为杂色、灰绿色、灰色泥岩及灰白、灰绿色砂岩组成。本段底部有一层厚而稳定的砂岩(称为分界砂岩),两极厚度3.0m23.0m平均9.35m,该层砂岩一般呈灰白色、灰绿色,中、粗结构,底部常含石英小砾石及泥包体。分界砂岩下距7号煤层54.8m90.5m,平均约73.00m。砂岩上下一般均有杂色鲕状泥岩,其底板为本组与山西组底层分界。上部的“柴煤组”厚度在40m左右,含大量植物化石和植物炭化体。上段(砂岩、泥岩段):厚度比较稳定,两极厚度120.0m160.0m,平均148.0m左右。岩性主要为泥岩、砂岩互层。泥岩为杂色,砂岩为灰绿、灰白色,多为细粒结构。本段鲕状结构较常见,含有较多的植物化石。与上覆地层呈整合接触。(6)上二迭统上石盒子组(P12SS)本组揭露最大残厚为321.56m。引其顶部与侏罗白垩系的底界砾岩或第四系呈不整合接触,故厚度变化较大,具西薄东的总体趋势。据测井曲线对比和分段取芯的岩性特征,该组分为两段:下段(奎山砂岩段):两极厚度36.0m 58.0m,平均55.0m。岩性为紫红、灰绿紫色,中粗粒石英砂岩,间夹杂色泥岩、砂质泥岩。上段(泥岩段)厚度西部150m,东部240m,平均厚度220m,厚度变化大。岩性主要为杂色、紫红色、灰绿色泥岩、砂质泥岩组成,间夹灰绿色细砂岩。具部见有少量植物化石。与上覆地层呈整合接触。(7)第四系(Q) 两极厚度90.33m196.00m,平均141.61m。由西向东逐渐变薄,中部基底存在一东西向隆起带。1.2.1井田内断层构造有如下规律:(1)主断层:从井田的西部至东部,断层展布方向由东北逐渐转为北北东后再转为北东向,在平面呈S型。(2)断层以高度角正断层为主,断层倾向主要有南东及西两组,在剖面上呈地垒或地堑状出现。(3)断层发育的密度:根据勘探揭露资料,大断层由西向东逐渐增多,即湖下扩区段比陆地区段构造复杂,这将会影响湖下采区的布置。1.2.2岩浆岩倾入的情况西翼:岩浆岩一般呈岩床沿层侵入。由于岩浆岩的侵入使煤层遭到强烈焦化,灰分也相应增加,煤质变坏。煤层分叉变薄,后生结构复杂增加了开拓的难度。根据钻孔资料,8号勘探线以西不可采。故本矿井实际井田西边界为8号勘探线。东翼:从东翼揭露的断层看,基本上起阻隔作用(中国矿业大学在我区用磁法探测岩浆岩的分布也证明断层能阻隔岩浆岩的侵入),似与西翼有不同之处。背斜隆起后该部遭受剥蚀,接受第四系沉积形成不整合的接触面,造成原以为岩浆岩的通道是断层,而实际上后期断层是阻隔岩浆岩侵入的主要地质因素。1.2.3矿井水文地质孔庄矿井田为一倾向NW缓倾斜单斜构造,地层走向NE60,倾角1115,井田深部边界以北为徐庄断层,南部与西部被石楼沛城断层、徐庄断层所切割,东部边界为刘仙庄断层。这些断层均在数百米以上,导水性弱,井田西部北部被透水性较弱的侏罗夏白垩统、石盒子组地层所环绕。上覆较厚的第四系地层,第四系地部含水砂砾层发育。井田浅部边界以南有较大面积的奥陶系灰岩隐伏出露,各基岩含水层通过第四系底部砂砾层及断层的导水部位相互渗透,形成一个独立的封闭、半封闭的水文地质块段。主要含水层的水文地质特征(1)第四系两极厚度90.30196.0m,平均厚度141.6m,自东向西逐渐增厚,岩性结构复杂,主要由粘土、砂质粘土、混粒土和不同粒级的砂层组成,含水砂层变化大,加厚、变薄至尖灭现象屡见,多呈透镜体分布,根据岩性组合特征及全矿区资料,第四系划分为6各含水组、5个隔水组。第四系含水砂层中对矿井开采影响较大的是第含水层,层厚014.25m,平均7.14m,该层直接覆盖于基岩之上,由杂色砂砾石组成,俗称低砾石层,砾径24mm,大者达5cm,分选性差,磨园度好,间隙多被泥质充填,富含空隙承压水,富水性不均,湖下与陆地相接处基底隆起,该层末沉积,平均埋深129.68m。(2)下白垩上侏罗统该组地层厚约250300m,西部k24孔揭露最大残厚318.20m(伪厚),东部钻孔揭露最大残厚209.58m,上部岩性以泥岩、细粉砂岩为主,夹薄层砾岩,棕红色,钻工施工没有漏水现象;下部为厚层的紫红色砾岩,成份以石灰岩为主,砾径16cm,分选差,磨园好,砂质、铁质充填,致密坚硬,该层溶洞裂隙发育,富水性强,钻孔施工严重漏浆,厚度一般在40左右,湖下扩区勘探时曾有2孔因此报废。(3)上石盒子组底部奎山砂岩 平均厚度50m,紫红色,中粗粒结构,夹薄层泥岩,三水平补充勘探中有2孔漏浆,湖下报告及原精查报告中对此层砾岩认为裂隙不发育。此层距山西组顶界约200m。(4)下石盒子组底部分界砾岩盖层发育厚度10m左右,较稳定,底部含砾,全井田共有9个孔在此层位漏水。从漏水资料分析,漏水深度多在垂深300m以上,属于风化构造裂隙带。该含水层在有构造影响的情况下,将为矿井直接冲水水源。(5)山西组7号煤层以上平均厚度70m,上部主要为泥岩、砂质泥岩,下部主要为灰白色中细砂岩,分选磨园好,泥质、钙质胶结,致密坚硬,该段砂岩厚度为1.9755.29m,平均23m左右,裂隙不发育,全井田所施工钻孔均无漏水现象,为空隙裂隙承压水。据K5孔抽水资料:静止水位标高22.06m,Q=0.06L/S.m,K=0.02m/d,总硬度31德国度,矿化度为2.181g/L,为SO24(K+Na+)型水。山西组7煤以下至海相泥岩,平均厚度35m左右,主要由砂岩、砂质泥岩及煤组成,含水砾岩陆地部分平均厚度30.5m,湖下部分平均厚15.63m,据6018号孔抽水资料:静止水标高34.51m,q、k值几乎为零,含水性极弱。(6)太原组平均厚度为150m,由泥岩、砂质泥岩、灰岩及煤层组成。本组共含16层灰岩,其中分布稳定,对矿井开采有威胁的是L4、L8-9及L12,分数如下:L4,平均厚9.7m,致密坚硬,含燧石结核,钻孔施工普遍漏水,漏水深度一般在400以浅,溶洞裂隙发育,最大溶洞直径1.2m,全井田及东部微山井田共做过四次抽水试验。L8-9:l8平均厚度1.72m,l9平均厚2.65m,两层相距1.9m,l9距17号煤层2.4m,是开采17煤层的直接充水含水层,据k57号孔抽水资料:静止水位标高23.45m,q=0.064L/Sm,K=4.51m/d,矿化度为2.363g/L,总硬度31德国度,Ph=7.6, SO24-Ca2+-(K+Na+)型。L12:平均厚度4.96m,浅灰、浅黑色,是21号煤层的直接顶板,岩性致密坚硬,裂隙多为方解石充填,全井田仅湖5号孔漏浆。静止水位标高24.03m,q=0.00816升/秒m,K=0.25m/日,矿化度为4.417克/升,水质为SO24- (K+Na+)-Ca2+型。(7)本溪组平均厚度33.9m,由泥岩、棕色灰岩组成,全矿井所有施工钻孔均无漏水现象,区域资料表明该组灰岩含水性弱,可视为相对隔水层。(8)奥陶统该层井田东部有6个孔。西部有9个孔探至此层位,揭示最大厚度为48.3m,上距21号煤层50.43m,主要由灰岩、白云质岩组成,致密坚硬,裂隙发育并被方解石和泥质充填,钻孔无严重漏水现象。区域资料表明,奥陶系是强含水层,其各组地层溶洞裂隙发育,程度不均,富水性差异大。1.3 煤层特征1.3.1含煤性本区含煤底层由太原组、山西组、下石盒子组,平均地层总厚度264.67m,含煤20余层,煤层平均总厚度17.8m,含煤系数6.7%;开采煤层2层(7煤和8煤),含可采煤系数4.1%。太原组:底层平均厚度109.2m,含煤20层,煤层总厚度8.6m,含煤系数5.6%;可采煤层两层(17、21),可采煤层平均总厚度2.4m,含可采煤系数1.6% 。山西组:地层平均总厚度109.298m。含煤4层(7、7下、8、8下),煤层平均总厚度13.55m,含煤系数8.7%;可采煤层1层(8煤),可采煤层总厚度8.9m,含可采煤系数7.7% 。下石盒子组:该组为一套陆相含煤建造,无可采煤层,仅下部含有1 3层薄煤层,俗称柴煤段,未见有可采点,无经济价值。1.3.2可采煤层(1)7号煤层7号煤层在本区共有119个控制其中受岩浆岩侵人的点有15个,受岩浆岩影响的共有3个,缺失点有3个,煤层风氧化点有1个,受断层影响而煤厚不全的点有3个,共计有25个点。参与煤层稳定性评价的有94个点。可采性指数为1,煤厚变异系数21%,7号煤层为全区可采的稳定性煤层。7号煤层上距下盒子组底界54.890.5m,平均约37.0m。下距太原组顶界平均37.0m。煤层发育普遍,煤层厚度2.0516.80m,平均约8.0m。厚度变化不大,7号煤层结构简单,仅有18个点见12层夹矸,夹矸厚度0.051.47m。夹矸岩性多为泥岩,少数为碳质泥质泥岩。夹矸主要发育在浅部。煤层的直接顶板为泥岩,砂质泥岩,局部为细砂岩,上距下石盒子组底界为54.890.5m,平均73.0m。煤层底板多为砂质泥岩,泥岩,局部为细砂岩,个别点为碳质泥岩。下距太原组顶界为15.8664.0m,平均37.0m。 (2)8号煤层8号煤层位于山西组底部,较发育,上距7号煤层4.1740.18m,平均为20.28m。层间距由东往西逐渐增大,煤厚3.85.3m,平均5.00m,8号煤层为全区较稳定的中厚煤层。8号煤层结构简单,本设计主要针对8号煤层。 (3)17号煤层17号煤层位于太原组中部,上距8号煤层约110m,在整个井田内有分布,煤层的原始沉积厚度稳定,煤厚在0.191.28m,平均0.81m。由于岩浆岩的侵入破坏,煤大部分被焦化,甚至吞蚀,失去了工业价值。可采地段仅在7勘探线以东的中、浅部,煤层两极厚度在0.341.28m。平均为0.8m。煤层结构单一,仅有少量钻孔见有一层夹矸,夹矸厚度0.10.64m。夹矸岩性为泥岩,煤层顶板多为泥岩,底板为无名灰岩,个别点为泥岩。由于岩浆的侵入破坏,17号煤层为一局部可采的不稳定煤层。 (4)21号煤层21号煤层是太原组最下一层局部可采煤层,上距17号煤层为38.3864.32m,平均为51.68m。沉淀层位稳定,在全井田分布,但受岩浆侵入破坏严重,使大部分地段的煤层分叉变薄和强烈焦化而失去工业价值,为不可采煤层。1.3.3煤层围岩性质8号煤层:直接顶板尾砂质泥岩或泥岩为主,厚度为0.5116.11m,平均厚度4.25m。厚度变化大,沿走向、倾向上都很不稳定。一般抗压强度38229114Pa。属于中等稳定性顶板。老顶为灰白色中细粒砂岩,厚度为1.8718.76m。 成分以石英、长石为主及少量暗色矿物,可选性磨圆度较好,泥质、钙质胶结,坚硬,节理较发育。此层厚度变化大,无明显规律,局部地段为8号煤层直接顶板,含有砂岩裂隙水,对采掘有一定的影响。底板由泥岩、砂质泥岩组成,两极厚度0.2910.16m,一般厚度1.852.65m左右。泥岩、砂质泥岩一般抗压强度为43128722Pa。底板砂岩多为细粒结构,厚度023.66m,平均5.88m。1.3.4煤的特征(1) 煤质 灰分8号煤灰分平均为14.86%,属于低灰中灰煤,受岩浆岩侵入的影响,灰分有所提高,变化一般在15.3040.55%,平均为25.53%,属于高灰分煤。煤的牌号8号煤层以气煤为主(QM),局部为1/3焦煤(1/3JM),煤的灰分产率可参见表1.1。 表1.1 煤质主要特征表灰分()硫分()磷分()挥发分(%)发热量(MJ/kg)容重(t/m3)牌 号8煤14.860.530.01435.28321.38QM.1/3JM(2)工业用途:8号煤层可作为炼焦配煤和良好的动力用煤。(3)煤的含瓦斯性区内各煤层的瓦斯含量与瓦斯成分的变化都较大,经分析认为与地质构造有密切的关系,有穿过断层的煤层,瓦斯含量明显低于其他地点。另外埋藏深度的加深瓦斯含量则相应增加。根据采样试验结果表明,井田内各煤层瓦斯含量较低,属低瓦斯区。(4)煤尘影响煤尘爆炸的主要因素是煤中的挥发分产率,煤的挥发分愈高,煤尘爆炸的危险性愈大。本矿井煤的可燃基挥发分产率Vdaf均在35以上,又据矿井资料分析,煤尘的爆炸性指数均在38以上,煤尘有爆炸性危险。(5)煤的自然发火倾向 本区共有34点做过煤的燃点测定,按煤炭资料勘探规范中煤层自燃倾向等级分类标准:各煤层均为不易自燃不自燃。根据矿井资料可知,-600水平以下的8号煤层的自燃发火期为16个月,自燃难易程度为不自燃煤。2 井田境界和储量2.1井田境界根据煤炭部生产矿井储量管理规程(1983)确定孔庄煤矿境界为西起徐沛铁路(由于西翼受岩浆侵入严重,故实际井田西边界为8号勘探线),东至原刘仙庄断层位置,南以8号煤层露头为界,北到8号煤层-950m水平垂直投影。所以,矿井走向北偏东40左右,长度最短为3.4km,最大为5.8km,倾斜方向沿北偏西方向,最大长度约为3.9km。面积约为17.00km2(有Auto CAD软件查询得到)。图2.1 井田平面示意图2.2矿井工业储量2.2.1 井田勘探情况本井田参加计算的煤层为7煤和8煤,设计主要针对8煤。 计算范围:西起8号勘探线,东至原刘仙庄断层位置,南以21号煤层露头为界,北到8号煤层-950m水平垂直投影。本矿区井田范围内8号煤层以气煤为主(QM),局部为1/3焦煤(1/3JM),地层倾角为1115,平均12。最低可采厚度为3.8m,最高可采厚度为5.3m,平均5.0m。最高可采灰分不大于40%。2.2.2资源/储量类别划分(1)划分各级储量的条件依据煤、泥炭地质勘查规范,资源/储量类别的划分,取决于对地质构造、煤层、煤质及水文地质等地质因素的控制程度。本矿井构造属简单。(2)各级资源/储量圈定原则根据煤、泥炭地质勘查规范规定,圈定各类资源储量,须符合以下原则: 圈定各级储量的钻孔见煤点综合质量必须符合煤田勘探钻孔质量乙级孔以上规定;否则,不能参加资源量估算; 111b类一般不与333类直接接触,高级储量不与不可采区直接接触(有工程点或巷道控制除外); 8号煤层在划分各类资源量时,一般按实际工程点影响范围圈定,并采用相应控制程度的煤层底板等高线、勘探线相结合的方法。2.2.3储量估算边界8号煤层资源/储量估算边界:西起8号勘探线,东至原刘仙庄断层位置,南以21号煤层露头为界,北到8号煤层-950m水平垂直投影。对于其他可采煤层,考虑到地质构造、煤层结构、基建投入与效益回收问题,初步设计中只作储量估算,本设计只针对8号煤层设计。2.2.4工业储量估算方法及相关参数确定本次储量估计在1:5000等高距为50m的煤层底板等高线图上估算。(1)地质资源储量计算公式: (2.1) 公式中:S块段平面积,17084946.3m2; M平均煤厚,13.0m; R煤层视密度,取1.40t/m3; Zz矿井工业储量,t; 煤层倾角,12。矿井工业资源储量计算公式: (2.2)公式中:Zg矿井工业资源储量,万t; Z111b探明资源量中经济的基础储量,万t; Z122b控制资源量中经济的基础储量,万t; Z2M11探明资源量中边际经济的基础储量,万t; Z2M22控制资源量中边际经济的基础储量,万t; Z333推断的资源量,万t; k可信度系数,取0.70.9,地质构造简单,煤层赋存稳定取0.9;地质构造复杂,煤层赋存不稳定取0.7。(2) 估算参数的确定 煤厚 井田范围内7煤平均厚度为8.0m,8煤平均厚度为5.0m,总的平均厚度为13.0m。 煤层倾角 在地板等高线上,经三角函数作图,倾角范围为1115,平均为12。 井田面积 由Auto CAD直接圈定。 视密度 采用资料提供的8号煤层视密度数据,视密度为1.381.45t/m3,本次估算取1.40t/m3。2.2.5地质总资源储量估算结果根据式2.1计算,可知本矿井地质资源量Zz=31912.5181万t。根据矿井钻孔布置及勘探程度,在矿井地质资源中,取50%为探明资源量,20%是控制资源量,30%是推断资源量。 Z111b=31912.518150%=15956.25万tZ122b=31912.518120%=6382.50万t 本矿井地质条件简单,煤层赋存较稳定,故取k=0.8,则:根据式2.2,可知: Z333k=31912.518130%0.8=7659.00万t则矿井工业资源储量Zg: 2.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则(1)工业场地、井筒留设保护煤柱,对较大村庄留设保护煤柱,对零星分布村庄不留设保护煤柱; (2)各类保护煤柱按照垂直断面法或垂线法确定,利用岩层移动角确定工业场地、村庄保护煤柱;(3)围护带宽度:立井井筒和工业场地保护煤柱的围护带宽度按20m计算,风井场地20m,村庄10m,其他15m;(4)根据煤、泥炭地质勘查规范和生产矿井储量管理规定,结合矿井实际情况,本次储量估算断层留设保护煤柱如下:落差20m时,不留保护煤柱;20m落差30m时,留30m煤柱;落差30m时,留设50m保护煤柱。所以,孔庄煤矿中央大断层留设30m保护煤柱。(5)工业场地占地面积,根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条,工业场地占地面积指标见表2.1。表2.1 工业场地占地面积指标井型/万t/a占地面积指标/公顷/10万t240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.82.3.2矿井永久保护煤柱损失量(1)井田边界保护煤柱西起8号勘探线,留20m宽保护煤柱;东至原刘仙庄断层位置,留设50m井田断层边界保护煤柱;北到8号煤层-950m水平垂直投影,不留设保护煤柱;南以21号煤层露头为界,所以要留15m风氧化带保护煤柱。则边界保护煤柱总损失量为: (2)非边界断层保护煤柱 孔庄煤矿井田中央大断层落差在2030m之间,留设30m保护煤柱,保护煤柱损失量为:(3)防水煤柱 因为本矿井松散层底部含水层不发育,对矿坑冲水影响较小,加之留15m风氧化带,故防水煤柱不留设。(4)大巷及井筒保护煤柱主井、副井、风井均布置在工业场地范围内,故井筒煤柱无需留设,井下主要大巷留设煤柱按总地质资源量的5%计算。 (5)工业场地保护煤柱本矿井设计生产能力为1.8Mt/a,工业场地面积由表2.1确定为21.6公顷,考虑到今后改扩建的可能性,取工业场地尺寸为500m500m的正方形。工业场地所在位置煤层倾角为12,其中心处煤层埋藏深度为642m,该处表土层厚度为123m,主井、副井、风井、地表建筑物均布置在工业场地内,工业场地留设围护带宽度为20m。本矿井地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2.2。根据图2.2,保护煤柱压煤量:表2.2 岩层移动角广场中心距煤层/m煤层倾角/煤层厚度/m冲积层厚度/m/642135123457463.467表2.3 保护煤柱损失量煤柱类型储量/万t井田边界保护煤柱1054.17断层保护煤柱495.30大巷保护煤柱1499.89工业场地保护煤柱2538.84合计5588.202.3.3矿井可采储量 矿井设计储量按下式计算: (2.3) 式中: ZS矿井设计储量,万t; Zg矿井工业储量,万t; P1断层、防水、井田边界、地面建筑物等永久煤柱量,万t。则矿井设计储量为: 矿井设计可采储量按下式计算: (2.4)式中:Zk矿井设计可采储量,万t; Zs矿井设计储量,万t; P2工业场地、井下主要巷道、井筒等保护煤柱煤量,万t; C采区采出率,厚煤层不小于0.75;中厚煤层不小于0.8;薄煤层不小于0.85;地方小煤矿不小于0.7,本矿井取0.75。 则矿井设计可采储量为:图2.2 工业场地保护煤柱留设图3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范GB502152005相关规定,确定矿井设计年工作日为330d,工作制度采用“四六制”,每天四班作业,三班生产,一班准备,每班工作6h。矿井每昼夜净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据矿井设计生产能力,应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术设备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素,经多方案比较后确定。论证矿井设计生产能力应符合以下规定:新建矿井设计生产能力,应进行第一开采水平或不小于20a陪产;新建和扩建矿井配产,均应符合合理开采程序,厚、薄煤层及不同煤质煤层合理搭配开采,不应采厚丢薄;同时生产的采区数及采区内同时生产的工作面个数,应体现生产集中原则,并应保证采区及工作面合理接替。3.2.2 矿井设计生产能力煤田煤层赋存稳定,顶底板条件良好,地质构造简单,倾角小,厚度变化较小,开采条件简单,根据目前经济技术条件确定孔庄煤矿矿井设计生产能力为1.8Mt/a。3.2.3服务年限矿井设计服务年限须与井型适应,计算矿井及第一开采水平设计服务年限时,储量备用系数取1.31.5。根据煤炭工业矿井规范的要求,新建矿井及其第一开采水平设计服务年限,应符合表3.1规定。表3.1 新建矿井设计服务年限矿井设计生产能力/Mt/a矿井设计服务年限/a第一开采水平设计服务年限/a煤层倾角456.0及以上70353.05.060301.22.4502520150.450.940201515 矿井设计可采储量Zk、设计生产能力A和矿井服务年限T三者之间的关系: (3.1) 式中:T矿井服务年限,a; Zk矿井设计可采储量,万t; A矿井设计生产能力,万t/a; K储量备用系数,取1.4。 矿井服务年限为:T=18307.18/(1801.4)=72.65a 服务年限大于50a,故符合煤炭工业设计规范的要求。 井田第一水平服务年限校核: 根据第四章开拓内容,可知本井田第一水平标高为-600m,第一水平可采储量为6235.22万t,首采水平服务年限T1=6235.22/(1801.4)=26.6a。第一水平服务年限大于25a,符合煤炭工业矿井设计规范。3.2.4服务年限校核按矿井实际煤层开采能力,辅助生产能力,储量条件及安全因素对井型进行校核:(1)煤层开采能力 井田内8煤平均厚度为5.0m,为厚煤层,赋存较稳定,厚度变化小。根据现代化矿井“一矿一面”的发展模式,布置一个综采工作面即可。(2)辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井,主井采用箕斗,副井采用罐笼辅助运输,运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经斜巷胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓,再经主立井提升至地面,运输能力大,自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、下放物料,能满足大型设备的下放和提升。大巷辅助运输采用架线电机车牵引矿车运输,运输能力大,调度方便灵活。(3)通风安全条件的校核矿井煤尘无爆炸危险性,瓦斯涌出量小,属低瓦斯矿井。矿井采用中央并列式通风,经后面通风设计校核,可以满足通风要求。 (4)矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应,保证有足够的服务年限,满足煤炭工业矿井设计规范要求。4 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内,为了采煤,从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体,建立矿井提升、运输、通风、排水和动力等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式,需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较,才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题,具体有下列几个问题:(1)确定井筒的形式、数目和配置,合理选择井筒及工业场地位置;(2)合理确定开采水平的数目和位置;(3)布置大巷及井底车场;(4)确定矿井开采程序,做好开采水平的接替;(5)进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造;(6)合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题,需根据国家政策,综合考虑地质、开采技术等诸多条件,经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时,应遵循下列原则:(1)贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策,为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。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;(2)合理集中开拓部署,简化生产系统,避免生产分散,做到合理集中生产;(3)合理开发国家资源,减少煤炭损失;(4)必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统,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;(5)要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、综掘机械化、自动化创造条件;(6)根据用户需要,应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采,以及其他有用矿物的综合开采。 本井田开拓方式选择,主要考虑到以下几个因素:(1)本井田南部有煤层露头,煤层可采标高从-350m到-950m,表土层标高33m到35.5m,煤层倾角1115,平均12。(2)本井田瓦斯及涌水量比较小,对开拓方式的选择影响不大;(3)本井田地表地势比较平坦,无大的地表水体,地面标高33m左右。4.1.1井筒形式、数目及位置的确定 (1)井筒形式的确定 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。 平硐开拓受地形及埋藏条件限制,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井型水平服务年限要求。 斜井开拓与立井开拓相比,井筒施工工艺、施工设备与工序较简单,掘进速度快,井筒施工单价低,初期投资少;地面建筑物、井筒设备、井底车场及硐室都较简单,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,可满足特大型矿井提升的需求;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。缺点是斜井井筒长,辅助提升能力少,提升深度有限;通风线路长、阻力大、管线长度大;斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。 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,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,井筒断面大,可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求,且阻力小,对深井开拓极为有利;当表土层为富含水层或流沙层时,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井田,能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂,需用设备多,要求较高的技术水平,井筒装备复杂,掘进速度慢,基建投资大。 本矿井煤层倾角较小,平均12左右,为缓倾斜煤层;表土层90.30196.0m,平均141.6m,含水砂层014.25m,平均7.12m;水文地质条件简单,涌水量小;煤层垂高600m。 (2)井筒数目的确定 为了满足井下煤炭的提升,需设置一主井,辅助提升及进风设置一副井。综合本矿井地质条件,采用中央并列式通风方式,在工业场地内设置一风井。副井进风,风井回风,同时作为矿井一安全出口。共计3个井筒。 (3)井筒位置的确定 井筒位置的确定原则: 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,石门的工程量尽量少; 有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段,首采区要尽量少迁村或不迁村; 井田两翼的储量基本相等; 井筒不宜穿过厚表土层、含水层,断层破坏带,煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层; 工业场地应充分利用地形,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、滑坡和洪水的威胁; 工业场地宜少占耕地,少占煤; 水源、电源较近,矿井铁路专用线短,道路布置合理。 本矿井走向长度较大,地势基本平坦,主副井大致布置在储量中央靠近煤层浅部位置,风井布置在工业场地边角处。4.1.2工业场地位置的确定工业场地的位置选择在主副井井口附近,即井田储量中央。工业场地的形状和面积:根据表2.3工业场地占地面积标准,确定地面工业场地的占地面积为21.6公顷,取500m500m的正方形,边长垂直于井田走向。4.1.3开采水平的确定根据煤炭工业设计规范规定,为使每个开采水平有足够的储量保证服务年限,可按公式(4.1)计算必须的阶段垂高:H=ATKsin/(SMC) (4.1)式中 H阶段垂高,m; T水平服务年限,a; A矿井年产量,t; K储量备用系数,可取1.4; 阶段内煤层平均倾角,; S井田走向长度,m; M阶段内煤层累计厚度,m; 煤的容重,t/m3,可取1.31.45,本矿井取1.40; C采区回收率,可取0.70.85; 本井田主要针对8号煤层,煤层倾角在12左右,为缓倾斜煤层,煤层有露头,煤层埋藏深度-350-950m。根据公式4.1计算得第一阶段垂高为243m,取250m。根据2005年发布的煤炭工业矿井设计规范,在大中型矿井中,缓(倾)斜、中斜煤层阶段垂高宜为200350m,本矿井瓦斯含量低,煤层倾角较小,取250m,符合规定。本井田设计两个开采水平。水平标高为-600m,-800m,采用带区开采。4.1.4主要开拓巷道8号煤层平均厚度5.0m,赋存稳定,底板起伏不大,为近水平缓倾斜煤层,煤层厚度变化不大,媒质硬度较小,将开拓大巷布置在岩层中,虽增加了岩石巷道的掘进,使基建费用加大,但岩层大巷却减少了大巷保护煤柱,降低了运输系统的干扰,使各种运输畅通,由于是厚煤层开采,通风条件优化,通风安全性高,可以适当减少煤巷的维护,提高煤炭采出率。矿井瓦斯涌出量小,布置一条主要运输大巷,一条辅助运输大巷,大巷间距2530m,辅运大巷进风,主运输大巷回风,大巷沿煤层走向布置,坡度可随煤层而起伏,部分为斜巷,一般25。4.1.5开拓方案比较 (1)提出方案 井田以中央大断层为界分为东西两翼,工业场地大致位于井田中央。综合分析,提出以下四种在技术上可行的方案,如图4.1,分述如下: 方案1:立井两水平开拓(立井直接延伸) 井田分为两个开采水平,-600m和-800m。 后期井筒直接延伸至-800m水平,采用中央并列式通风,开采第二水平,通风困难时,可以在井田边界开掘新的回风井,采用中央分列式通风。 方案2:立井单水平加暗斜井开拓 井田分为两个开采水平,-600m和-800m。后期井筒采用暗斜井延伸至-800m水平,采用中央并列式通风,开采第二水平,通风困难时,可采用中央分列式通风,在井田边界开掘新的回风井。方案3:立井两水平开拓(设-800m中间辅助水平)井田分为两个开采水平,-600m和-950m,在两个开采水平之间设辅助水平,标高-800m。-600m水平采用上下带区开采,-800m水平用于解决-600m水平以下带区的进风、排水和排矸问题,二水平开拓采用暗斜井直接延深至-950m。方案4:立井两水平加暗斜井开拓井田分为三个开采水平,-600m和-800m和-950m。-800m水平直接延深主副立井,考虑地质条件以及涌水量问题,-950m水平开拓采用暗斜井延深。 图4.1 方案比较图2)技术比较两方案比较,方案1多开立井井筒(2200 m)、阶段石门(1000 m)和立井井底车场(1000 m),方案2则多开暗斜井井筒(12,21200 m)和暗斜井上下部车场(300 m+500 m)。 对两方案的基建费和生产费用粗略进行估算,需要说明的是,方案1、方案2通风方式、大巷布置及首采区一致,主要区别在于第二水平是立井开拓还是暗斜井开拓,因此关于运输大巷部分(包括基建费、运输费及维护费)不再比较。结果如表4.1、表4.2所示。采用立井提升,提升能力大,矿井延深在条件允许时,增加设备较少,但施工条件差,施工速度慢,开拓维护费用高,并相应的增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用;采用斜井提升,增加了暗斜井的上部车场和硐室的工程量,需要与暗斜井配套的设备、人员,并相应增加了斜井的提升和排水费用,但是生产与施工的相互干扰小,施工速度快,暗斜井的位置、方向、倾角、提升方式的选择均可不受原有井筒的限制,可按有利于下部水平开采进行布置,原有井筒的提升能力不降低,当采用胶带输送机时,还可简化转载系统,有利于深部开采。粗略估算后认为,方案1、2费用相差不大,考虑到地质条件限制,并且方案2减少了运煤环节与运输距离,胶带运输可适应倾角不大的暗斜井,故优先选择方案2。方案3和方案4,方案3设-600 m,-950 m两水平,中间设辅助水平,标高-800 m;方案四设-600 m,-800 m两水平,暗斜井延深-950 m水平。对两方案中基建费和生产费用粗略进行估算,两方案通风方式一致,故风井开凿费用不再加以比较,结果如表4.3,表4.4所示。根据估算结果,方案3、方案4的估算费用相差不大,应用辅助水平能加大水平垂高,增加首采水平的服务年限,但同时也增加了井下的运输环节,使生产系统趋于复杂化,因此在当前技术经济条件下,优先选择方案4。经以上技术分析比较,根据表4.5,在方案1、方案2中选择方案2:立井单水平加暗斜井开拓,在方案3、方案4中选择方案2:立井单水平加暗斜井开拓。下面再对方案2、方案4作进一步详细比较。3)经济比较方案2、4的基建工程量见表4.6,方案2、方案4的基建、生产费用计算分别见表4.7,表4.8。4)结论方案2、方案4的基建、生产费用计算汇总见表4.9。由对比结果可知,方案4的费用高于方案2,综合技术、经济、安全等方面的考虑,选取最优方案为:立井单水平加暗斜井开拓。数量/10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用/万元主井开凿表土段12.3178805219.93700.86基岩段7266796480.93副井开凿表土段12.3251326
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