东滩矿设计说明书

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Ni jiu第一章 矿区概况及井田地质特征 第一节 矿区概述

一、地理位置及交通条件

XX井田位于山东省XX、XX、XX三市接壤地区,矿井地理位置为东经116°53′45″,北纬35°26′16″(如图1—1)。井田东以峄山断层为界;东北以FS18断层和FS68断层为界;南至F60断层与南屯井田相邻;西与鲍店矿井相邻;北接兴隆庄矿井。井田东西长约6.77km,南北宽约4.84km,面积32.75km2。开采深度标高为-400~ -1000m。

图1—1 XX煤矿地理位置图

区内交通极为便利。京沪铁路大动脉纵贯井田中部,从XX店车站起,南去XX6km,徐州162km,上海818km;北去XX14km,济南156km,青岛549km。另有兖新铁路支线,西去济宁至鲁西南菏泽和河南新乡,与京九铁路和京广铁路联网;东去有兖石铁路专线至石臼港308km。公路四通八达,有104国道、京福高速公路、邹兖公路、济兖公路和济邹公路分别从井田东部、中部、南部和西部通过。京杭大运河由济宁市西流过,一般能通航85t小轮,一、二月份水位变浅,不能通航。 二、地形特点及居民点分布 区内为第四系冲积平原,地形平坦,地面标高+42.46~+54.58m,地势由东北向西南逐渐降低,坡度极为平缓。

矿区范围内分布有大小村庄15个,大部分分布在井田边界。另外,在矿区南部有大片职工住宅区。

三、工农业生产和原料及电力供应

矿区内工业以煤炭为主,农业主要种植小麦、玉米、棉花,间杂有果园、桑园、菜园和苗圃等。

本矿井建设期间,所需要建设材料,除钢材、木材和部分水泥需由国家计划供应外,其它砖、石、砂等土产材料,均由当地供应,满足建设需要。

矿区已建有110Kv罗广区域变电所,向本矿井供电的两回35Kv输电线路已建成送电。 四、矿区气候条件

本区属温带季风区的海洋——大陆性气候。根据XX市气象局1959—1999年气象资,历年平均气温17.9℃,最高气温40.3℃,最低气温-18.3℃。历年平均降水量为708.14mm,年最大降水量为1263.8mm。区内冬季多北风,夏季多南风,最大风速16m/s。冰冻期为十二月至次年三月,最大冻土深度0.27m。 五、矿区水文及工农业供水

区内主要河流有白马河及其支流泥河,纵贯全区,向南流入南阳湖,皆属季节性河流。白马河全长76km,河床宽10~420m,曾测得最大流量为568m3/s,流量随季节变化,由干枯断流至洪水泛滥,与第四系有水力联系。在XX井田范围内,白马河长7km,并有支流泥河和友谊河。井田内白马河河床宽20~90m,河堤经加固后实测标高为+45.50~+52.91m,历年最高洪水位为+39.62m~+60.87m。

本矿区工业及生活用水的主要供水水源为第四系上组砂岩层水和矿井净化水。水质类型为HCO3—Ca—Na,矿化度0.37g/L。供水水源的取水方式采用管状井分散取水。矿井每日排水量约为4500 m3,全部进入污水净化站进行处理,净化水主要用于井下防水注浆、洒尘、电厂冷却、洗煤厂补充用水。

第二节 井田地质特征 一、井田地形及勘探程度

XX煤田构造形态为一宽缓的不对称倾伏向斜,轴向北东东,向东倾伏。向斜内次一级宽缓褶皱发育,伴有为数不多的断裂构造。XX井田为于XX向斜的轴部和深部,倾角平缓,一般3°~9°,平均7°,最大18°,最小近水平状态。

井田的勘探程度:全区经过普查、详查、精查勘探及使用综合勘探的精查补充勘探后,完成钻孔145个,地震物理点3466个,平均每平方公里有2.13个,地震物理点23.9个,共计工程量为10621.27m,其中水文钻孔3个,为1865.61m。 二、井田煤系地层

XX煤田含煤地层为中石炭统本溪组、上石炭统太原组和下二叠统下部山西组。 1、中石炭统本溪组(C2b)

本组与下伏中奥陶统马家沟组呈假整合接触,顶界至十二灰顶面为界,全厚29.6~38.36m,平均厚34m左右。岩性主要由灰色至乳白色石灰岩、浅灰至灰色铝质泥岩、粉砂岩和杂色铝质泥岩组成,属小幅度震荡频繁的滨海~浅海沉积环境;在短暂海退时,沉积了两层薄煤层,均无工业价值。

2、上石炭统太原组(C3t)

本组与下伏中石炭统本溪组呈假整合接触,顶面至山西组分界砂眼底面为界,全厚174~218m,平均厚184.74m,一般厚度180~190m。区内保存完整,未受侵蚀,为海陆交互相沉积,岩相旋回和粒度韵律清晰、稳定。岩性主要为深灰至灰黑色粉砂岩、泥质岩、灰色铝质泥岩、灰绿至灰白色中、细砂岩,含薄层石灰岩10层,煤层24层。其中主要可采煤层有第16上、17煤层,局部可采煤层有第6、15上、18上2煤层。石灰岩中三灰和十下灰两层较厚,层位厚度稳定,为全区煤层对比的主要标志层。据岩性、岩相及其沉积特征分为上、中、下三段。

(1)上段

第三层灰岩以上至山西组分界砂岩底界为上段,厚35~45m,一般40m左右。沉积环境为宁静的滨海平原沉积,岩性、岩相稳定,以深灰色、灰黑色粉砂岩、泥质岩为主,含煤三层,即4、5、6煤层,第6煤层局部可采。 (2)中段

第三层灰岩至第十下灰岩以上为中段,厚100~120m。沉积环境为小幅度震荡频繁的滨海平原沉积,岩性、岩相有一定变化,相律不明显,结构复杂,灰岩、煤层多而薄,中下部含可采煤层一层,即15上煤层。 (3)下段

第十下灰岩以至本溪组十二灰顶界为下段,厚35~40m,为宁静的滨海平原沉积,岩性、岩相稳定,以深灰色、灰黑色粉砂岩、泥质岩、铝质泥岩为主,富集第16上、17、18上2等三层煤层,其中第16上、17煤层全区可采,第18上2煤局部可采。 3、下二叠统下部山西组(P11s)

本组与上石炭统太原组呈整合接触,顶面至下石盒子组分界的粗砂岩底面为界,全厚105.92~152.63m,平均厚度133.98m,厚度有一定变化,西北厚,东南薄,遭受不同程度的侵蚀,在侵蚀教严重的地段,蒙阴组红层下出现第2、3煤层侵蚀露头,根据岩性、岩相及含煤特征,本组可分为上、下两段。 (1)上段

由杂色铝质泥岩下石盒子分界粗粒砂岩为界,厚23~50m,一般厚35m左右,由北向南逐渐变薄,为纯陆相地层,岩性由杂色铝质泥岩、灰至灰绿色细~中粒砂岩、灰至深灰色粉砂岩等组成,不含煤。底部杂色粘土岩距下段第2煤层一般30~50m,其间距由北向南逐渐增大。

(2)下段

由山西组底界砂岩至杂色铝质泥岩底界,厚100m左右,为本区主要含煤段,由陆相和过渡相组成。岩性主要由灰~灰白色中粒砂岩、细砂岩、深灰色粉砂岩、细砂岩与粉砂岩互层及煤层组成。中下部含可采煤层2~3层,即第2、3(3上、3下)煤层,其中第2煤层为局部可采煤层,第3(3上、3下)煤层厚度大,有5.16~10.54m,平均8.53m,为本区主要煤层。本段砂岩比较发育,其中第2煤之上约20m处的河床相中、粗砂岩和第3煤层底板具浑浊状层理和底栖动物通道的滨海相中粒砂岩,为良好的标志层。另外,在第2煤层之上约10m处的灰至浅灰色鲕状铝质泥岩,亦可作为对比的辅助标志。 二、井田地质构造

XX煤田的大地构造位于华北地台鲁西台背斜的西缘,鲁西南断块坳陷济宁地堑的东部。XX煤田北部和南部分别为两个近东西向的地堑构造。北部为汶泗断层与郓城断层所控制的汶上~宁阳地堑构造;南部为荷泽断层、凫山断层与单县断层所控制的成武~鱼台地堑构造。峄山断层两侧,由北至南,分布着一系列北东走向的宽缓褶曲,背斜、向斜相邻相间。

XX井田位于XX向斜的核部和深部,地质构造复杂程度属较简单,以宽缓的褶皱为主,伴有一定数量的断裂构造。 (1)褶皱构造

XX井田受区域地质构造的制约,井田内地层产状平缓,次一级褶皱普遍发育,致使地层产状不论其走向、倾向和倾角均有较大变化。地层走向大致以北30°~60°东为主,倾向北西或南东,倾角一般3°~9°,平均7°,最大可达18°(断层带除外),最小接近水平状态。次级褶皱大部属宽缓的、短轴的、波状褶皱,背斜、向斜相邻相间、定向排列,轴向总的以北东至北东东向为主,井田南端因受峄山断层影响,褶皱轴向转为东西至北西向。褶皱轴不仅在平面上有弯曲,而且在剖面上有起伏(见表1—1)。 (2)断裂构造

本井田经勘探发现和证实的主要断层有7条(见表1—2)。落差较大的断层大部分都分布在井田的东部和北部边缘,构成井田和煤田的自然边界。断层以高角度的正断层为主,影响生产的大断层两条。所有的正断层都切割上侏罗系的红色砂层,且断层不论间距大小,都切割次级褶皱。

井田内未发现岩浆岩侵入活动。

三、井田水文地质

XX煤田东面被峄山断层切割,对盘为太古界片麻岩和寒武系地层,南北西三面以煤层露头为界,分别由水量丰富的邹西、兖西及XX奥灰水源所围。由于煤田东部峄山断层的下盘为隔水层,其余三面煤系含水层与奥灰水不对接,第四系全区发育,故XX煤田为一相对独立的水文地质单元。煤田内地下水的补给、排泄条件均不良,水文地质条件属简单~中等类型。 含水层

根据岩性、含水介质特征及地下水类型,井田内含水层自上而下可分为:第四系砂层、砂砾层孔隙承压含水层,侏罗系上统蒙阴组砂岩孔隙裂隙承压含水层,二迭系山西组第3层煤顶、底板砂岩裂隙承压含水层,石炭系太原组第三层灰岩,第十下层灰岩岩溶裂隙承压含水层,本溪组第十四层灰岩岩溶裂隙承压含水层及奥陶系灰岩岩溶裂隙承压含水层(见表1—3)。 隔水层

(1)第四系中组隔水层组

中组厚28.30~163.70m,平均61.59m。岩性以灰绿色粘土、砂岩粘土为主,夹粘土质砂砾层,含少量砂浆及铁质结核。粘土类厚度占本组厚度的75.1%,较稳定的粘土层有4~5层,厚23.6~75.5m,平均42.4m,且单层粘土厚度较大,可塑性较高,因而本隔水层性能良好,能

有效地阻隔第四系上组水和大气的入渗补给。 (2)下石盒子组隔水层组 厚度0~181.88m,分布于井田的北部及西部,岩性为紫红、灰绿色的花斑状杂色粘土岩为主,间夹粉砂岩及灰白、灰绿色砂岩,底部普遍发育厚5m的底砾岩。本组隔水性能良好。 (3)太原组泥岩、铝质泥岩隔水层组

太原组三灰至十下灰平均间距110m。主要由灰—深灰色粉砂岩,棕—深灰色铝质泥岩、泥岩和灰—深灰色中细砂岩组成,中夹薄层不稳定灰岩6层和薄层不可采煤层11层。其中泥岩、铝质泥岩为良好的隔水层组,可有效地阻隔三灰与十下灰含水层之间的水力联系。 (4)17煤到十四灰泥岩、铝质泥岩隔水层组

17煤到十四灰平均间距29.5m。主要由灰—深灰色铝质泥岩、细砂岩、粉砂岩组成,中夹薄层不稳定灰岩2层和薄层不可采煤层4层。其中铝质泥岩为良好的隔水层组,可有效地阻隔十下灰与十四灰含水层之间的水力联系。 (5)十四灰至奥灰铝质泥岩、泥岩隔水层组

十四灰到奥灰间距2.5~16.89m,平均6.50m。主要由铝土岩和铁质泥岩组成,为良好的隔水层组。正常地段,可以有效地阻隔奥灰与十四灰的水力联系,但在隔水层组较薄处或断裂构造发育部位需引起重视。 边界断层的导水性

(1)东部边界峄山断层 走向NW30°~NE30°,倾向W,倾角70°,落差>2000m。井田内煤系地层与对盘太古界片麻岩接触,裂隙不发育,属于弱透水~隔水边界,据南屯矿矿井地质报告,峄山断层在南屯井田范围内为导水断层。 (2)北部边界滋阳断层 走向NW30°~NW65°,倾向NE,倾角70°,落差>400m,中段被宣村断层及北宫村断层切割。井田范围内煤系地层与XX井田的侏罗系上统蒙阴组对接。据水文资料,属于不均一透水边界。

(3)南部边界皇甫断层 走向NW83°~NE60°,倾向N,倾角50°,落差0~100m。据水文资料,属于弱透水边界。 (4)西北部、西部、西南部边界

作为人为边界,XX矿分别与兴隆庄、鲍店、南屯矿相邻。由于这三个浅部矿井先行开采,XX矿受浅部矿井排水影响,局部地区已形成侏罗系红层水位降落漏斗。 井田涌水量

据矿井地质资料,井田最大涌水量为713 m3/h,正常涌水量为249 m3/h。

第三节 煤层特征 一、煤层埋藏条件

XX煤田为石炭二叠系全隐蔽式煤田,其构造形态为一宽缓的不对称倾伏向斜,轴向北东东,向东倾伏。XX井田倾角平缓,一般3°~9°,平均7°,最大18°,最小近水平状态。煤系和煤层沉积稳定,标志层明显。

煤层露头深度606.6m,风化带深度588.4 m。 二、可采煤层特征 含煤性

本井田含煤地层为山西组和太原组,平均厚度319m,含煤27层,煤层平均总厚18.77m,

含煤系数5.88%。全区可采煤层计有3、16上、、17等三层煤。 可采煤层 (1)3煤层

位于山西组下部,下距第三层石灰岩45~50m左右,比较稳定。该煤层有分岔合并,该煤层大致在第13勘探线以北和靠近兴隆庄、鲍店井田的西部边缘一带为单一煤层,厚度5.16~10.54m,平均8.53m,含夹矸2~3层,属稳定煤层。 (2)16上煤层

位于太原组下部,煤层厚度0.60~1.25m,平均0.93,一般无夹石,偶见一层0.10m以内的夹石,结构简单,属稳定煤层。 (3)17煤层

位于太原组下段富集煤层群的中部,煤层厚度0.62~2.36m,平均0.98m。无夹石或偶有一层夹石,厚度多在0.2m以内,结构简单,属稳定煤层。

三、煤层围岩性质 1、3煤层

直接顶板以粉砂岩(64.2%)为主,厚1.00~12.88m,平均3.14m。次为泥岩(29.7%)和细砂岩(6.1%),节理发育,破碎易冒落,局部区域发育一层炭质泥岩伪顶,厚0.3m,老顶厚10~20m,为中细砂岩,厚层状,硅质胶结,属最坚固至坚固岩石,抗压强度900~1300kg/cm2。煤层直接底板一般为深灰色粉砂岩,次为灰色细砂岩,局部区域发育一层深灰色泥岩伪底。 2、16上煤层

直接顶板为十下石灰岩,一般无伪顶,稳定较好。灰岩厚2.56~7.53m,平均5.38m,属于坚固至很坚固岩石,抗压强度1600~2400kg/cm2,灰岩下部有时含泥质后灰质条带,则力学强度有较大降低,底板一般为中、细砂岩,有时有铝质泥岩或泥岩伪底。 3、17煤层

直接顶板以第十一层石灰岩(59.8%)为主,厚0.58~4.05m,平均1.33m,十一灰岩沉积不稳定,厚度变化较大,经常相变为粉砂岩(16.9%),泥岩(11.7%)和细砂岩(11.6%),无明显规律。十一灰岩抗压强度为2350~3200kg/cm2,而粉砂岩为435~662kg/cm2,相差悬殊,给顶板管理造成一定困难。底板普遍为铝质泥岩,厚1m左右,再下一般为粉砂岩。

图1—2 煤层综合柱状图 四、煤的特征 1、煤质 (1)灰分

3煤层原煤灰分平均为14%左右,属于低~中灰煤;16上、17煤层原煤平均为12%左右,属于低灰煤。见表1-5。 (2)硫分

山西组煤层均为特低硫煤,太原组煤层硫分含量较高,属中~高硫煤,一般为富硫煤,详见表1-5。 (3)磷分

3煤层为低磷煤,16上、17煤层为特低磷煤,详见表1-5。

2、煤的牌号

根据资源勘探阶段煤质化验结果,各煤层的工业牌号均为低变质的气煤(QM),太原组煤

层较山西组煤层略偏肥。主采煤层3#煤为气肥煤(QM44)。 3、煤的硬度

可采煤层的单向抗压强度为200~300Mpa。 五、煤的工业用途

1、山西组各煤层经洗选后各项指标均能达到炼焦用煤要求,宜作配焦用煤,太原组煤层硫分含量较高,若与低硫煤混合降低硫分后,亦可作配焦用煤。

2、山西组煤层均为气煤,低灰低硫低磷,高发热量高灰熔点,系良好的动力用煤。太原组煤层因含硫分较高,仅适合热电用煤。

3、本矿井各煤层煤的焦油产率较高,一般为富油煤和高油煤,均符合低温干馏用煤要求,经进一步半工业性炼油试验后,亦可考虑用作炼油用煤。 六、煤的含瓦斯性

根据勘探阶段取样器采区主要煤层3、16上、17煤层的19个瓦斯煤样化验结果,瓦斯都不大。从瓦斯含量看,CH4平均含量小于1cm3/g。本矿井瓦斯等级为一级瓦斯矿,本矿井投产以来,据1990~1998年矿井历年瓦斯鉴定成果;全矿井瓦斯相对涌出量为0.666m3/t,绝对涌出量为3.316m3/min,采区最大相对涌出量为0.788 m3/t;矿井CO2相对涌出量为2.139m3/t,绝对涌出量为10.601m3/min,采区最大相对涌出量为3.209m3/t,矿井瓦斯等级可以定级为低瓦斯矿井。 七、煤尘的爆炸性

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。 八、煤的自然发火倾向

各煤层均有自然发火的倾向,属二类自燃,发火期一般为3~6个月,最短发火期为18天,本矿井煤的自燃发火等级为1~2级,即容易自燃发火至自燃发火。

第二章 井田境界和储量 第一节 井田境界 一、井田划分的依据 在煤田划分为井田时,要保证各井田有合理的尺寸和境界,使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有:

1、井田范围内的储量,煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应; 2、保证井田有合理尺寸;

3、充分利用自然条件进行划分,如地质构造(断层)等; 4、合理规划矿井开采范围,处理号相邻矿井间的关系。 二、井田范围

图2—1 井田境界示意图

XX井田位于山东省XX、XX、XX三市接壤地区。井田境界为:东北以FS18断层和FS68断层为界;东以峄山断层为界;西南以鲍61号孔和204号孔的连线垂直下切与鲍店煤矿为界;西北以35号孔及54号孔连线为界;西以54号孔与218号孔的连线垂直下切与兴隆庄煤矿相临;南至F60断层与南屯井田相邻(如图2—1)。

井田东西长约6.77km,南北宽约4.84km,面积32.75km2。开采深度标高为-400~-1000m。

地层走向以30°~60°东为主,倾向北西或南东。 第二节 矿井工业储量

一、勘探类型及储量等级的圈定 井田勘探类型

根据矿井勘探情况,其勘探类型为Ⅰ类Ⅱ型。 钻孔及勘探线分布

全区经过普查、详查、精查勘探及使用综合勘探的精查补充勘探后,使完成钻孔145个,地震物理点3466个,平均每平方公里有2.13个,地震物理点23.9个,共计工程量为10621.27m,其中水文钻孔3个,为1865.61m。

京沪铁路以西块段,3、16上、17煤层勘探工程间距和见煤点控制密度为:A级750 m;B级1500 m;C级3000 m。

京沪铁路以东块段,3、16上、17煤层勘探工程间距和见煤点控制密度为:A级500m;B级1000 m;C级2000 m。 二、储量等级的圈定

根据对煤矿床的勘探,研究程度和煤炭工业建设的需要,将煤炭储量划分为A、B、C、D四级。

由于本矿井煤质稳定,煤类单一,水文地质条件中等,煤系中无岩浆岩破坏活动,因此储量级别的划分主要依据对地质构造和煤层的控制、研究程度。 总的来看,京沪铁路以西地质构造复杂程度总体上偏简单,以东偏中等,一号井东断层以西,第14勘探线以南,地质构造复杂程度较简单;一号井东断层以东,第14勘探线以北,地质构造复杂程度偏复杂。

邻近不可采边界的块段均不圈定高级储量;

断层煤柱不圈定高级储量,一律降为C级储量;

对难以开采的小而孤立的块段,不圈定储量,不进行单独计算。 三、煤层最小可采厚度 该井田煤层倾角小于25°,各煤层经洗选后均能达到炼焦用煤要求,根据《生产矿井储量管理规程》的规定,确定煤层的最小可采厚度为0.70 m。 四、矿井工业储量的计算

矿井工业储量是指在井田范围内,经过地质勘探,煤层厚度与质量均合乎开采要求,地质构造比较清楚,目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量一般即A+B+C级储量。 井田范围内全区可采煤层为3煤、16上煤和17煤共3层煤。其中,3煤平均厚度为10.44m, 16上煤平均厚度为0.93m,17煤平均厚度为0.98m,可采煤层总厚为10.44m。

矿井的工业储量根据经纬网网格法来计算。经过计算,得出井田范围内有123个经纬网格,根据煤层倾角分为两部分:第一部分煤层平均倾角平均7°,完整方格个数为90个,不完整部分拼合方格13个;第二部分煤层平均倾角为18°,完整方格个数为12个,不完整部分拼合方格8个。

每个经纬网方格的面积为S=500×500=250000m2,煤的容重取1.35 t/m3。矿井工业储量的计算公式如下:

Zg = N1×S×M×γ/cosα1+ N2×S×M×γ/cosα2 (2—1) 式中 Zg——矿井工业储量,万t; S ——每个经纬网方格的面积,m2;

N1——第一部分煤层倾角较小部分面积,m2; N2——第二部分煤层倾角较大部分面积,m2; M——煤层平均厚度;

γ——煤的平均容重,t/m3;

α1——第一部分煤层平均倾角,°; α2——第二部分煤层平均倾角,°。 则矿井的工业储量为:

Zg = N1×S×M×γ/cosα1+ N2×S×M×γ/cosα2 =250000×103×10.44×1.35/cos7o+250000×20×10.44×1.35/cos18o =43974.2513万t

根据XX矿地质勘探资料,矿井各级储量具体情况见表2—1。 表2—1 矿井工业储量表

(其中,百分比为该级储量与其对应工业储量的比率。) 由表中数据可以看出:

井田范围内A+B级储量占工业储量的75.7%,大于40%; 第一水平内A+B级储量占水平工业储量的78.8%,大于70%; 第一水平内A级储量占水平工业储量的48.6%,大于40%。

根据《矿井设计指南》中关于矿井井型与矿井设计的高级储量比例之规定,本矿井的储量符合煤炭设计规范的要求。 第三节 矿井可采储量 一、各类永久煤柱的计算

1、各类永久煤柱留设宽度及其依据

各类永久煤柱包括京沪铁路煤柱、兖石铁路煤柱、工业广场煤柱、西风井煤柱、矿井边界煤柱、断层煤柱。具体留设如下: (1)铁路煤柱 ①京沪铁路煤柱

按照原煤炭工业部[79]煤半字第270号文批复―关于印发山东省XX矿井初步设计审查意见的通知‖ ,确定京沪铁路煤柱保护等级为Ⅰ级,保护煤柱围护带宽度为20m。设计留设岩层移动角为:第四系35°,上侏罗红层55°,煤系地层75°。由于京沪铁路基本上垂直煤层走向方向,所以铁路两侧岩层走向移动角可认为近似相等。根据垂直剖面法作图,如图2—2所示。

由此算得的铁路一侧煤柱宽度为: b=95.57/tan35°+350.26/tan55°+383.14/tan75° =136.4881+245.2547+102.6621 =484.4049(m)

根据XX矿现场生产经验,取b=500m,以保证京沪铁路大动脉的安全。 则京沪铁路煤柱总宽度为: B=500×2+60=1060(m) ②兖石铁路煤柱

按照山东省煤炭工业局[2000]鲁煤生字第73号文―关于XX煤矿偃石铁路和北风井保护煤柱留设的批复‖ ,确定兖石铁路保护等级为Ⅱ级,保护煤柱卫围护带宽度为15m。保护煤柱岩层移动角拟采用[85]鲁煤生字第355号文的数据:第四系45°,红层65°,煤系地层75°。由于兖石铁路基本上垂直煤层走向方向,所以铁路两侧岩层走向移动角可认为近似相等。根据垂直剖面法作图,如图2—3所示。

由此算得的铁路一侧煤柱宽度为: b=95.57/tan45°+350.26/tan65°+383.14/tan75° =95.57+163.329+102.662 =361.561(m) 取b=370m。

则兖石铁路煤柱总宽度为: B=370×2+65=805(m) (2)工业广场保护煤柱 根据《关于煤矿设计规范中若干条文修改的决定(试行)》之规定:井型在240万t/a及以上,占地面积指标为1.0公顷/10万t。据此,确定工业广场占地面积为24公顷,工业广场的形状为长方形,长600m,宽400m。又根据《煤炭工业矿井设计规范》之规定,工业广场属二级保护,其围护带宽度为15m。因此,加上围护带,工业广场需要保护的尺寸为:长×宽=630×430=270900m2。

根据垂直剖面法作图,如图2—4所示。

由作图法可得工业广场保护煤柱尺寸为:

AD=1370.5922m;BC=1424.1821m;hk=1197.3872m。 (3)西风井保护煤柱

根据垂直剖面法作图,如图2—5所示。

由作图法可得保护西风井煤柱尺寸为:

AD=720.9039m;BC=731.6219m;hk=726.2629m。 (4)矿井边界煤柱

矿井边界煤柱人为边界者留设如下:西部与鲍店矿井边界,按[95]兖矿局生字第678号文,本矿一侧留设25m保护煤柱;西北部与兴隆庄矿井边界煤柱,按鲁煤生[1999]第145号文,本矿一侧留设40m保护煤柱。 (5)断层煤柱

根据XX矿井现场生产经验,断层按性质、落差大小及其对煤层破坏程度,断层煤柱留设如下:

一号井东断层两侧各留50m煤柱,其他断层按其落差大小不同,落差>50m的断层,两侧各留50m的煤柱;落差>20m ~ ≤50m的断层,两侧各留30m煤柱;落差>10m ~ ≤20m的断层,两侧各留20m煤柱;落差<10m的断层不留设断层煤柱。 2、各类永久煤柱损失的计算方法 各类永久煤柱损失的计算公式如下: P=S×M×γ/cosα (2—2)

式中 P——永久煤柱损失煤量,万t; S——煤柱的面积,m2; M——煤层平均厚度;

γ——煤的平均容重,t/m3; α——煤层平均倾角,°。

各类永久煤柱损失的计算结果

各类煤柱不可避免会有重叠,当各类煤柱相互重叠时,应根据优先级不同,其储量应算入优先级较高的煤柱之中。例如,京沪铁路煤柱与兖石铁路煤柱相重叠部分,其储量应算入京沪

铁路煤柱;铁路煤柱与工业广场煤柱相重叠部分,其储量应算入铁路煤柱;矿井边界煤柱与断层煤柱重叠部分,其储量应算入矿井边界煤柱,其余类推。计算结果见表2—2。 表2—2 各类永久煤柱损失煤量计算结果表 (单位:万t)

二、矿井可采储量的计算

矿井可采储量的计算公式如下: ZK =(Zg–P)C (2—3)

式中 ZK——矿井可采储量,万t; Zg——矿井工业储量,万t; P——永久煤柱损失煤量,万t; C——采区采出率。

根据《煤炭工业矿井设计规范》的规定,3煤采出率取0.75,16上煤和17煤采出率取0.85。计算结果见表2—3。

表2—3 矿井可采储量汇总表 (单位:万t)

第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 第一节 矿井工作制度

一、矿井年工作日数的确定

按照《煤炭工业矿井设计规范》规定:矿井设计生产能力按年工作日300天计算。所以,本矿井设计年工作日数为300天。 二、矿井工作制度的确定

矿井工作制度设计采用―四六‖工作制,即三班采煤,一班准备,每班净工作时间为6个小时。 三、矿井每昼夜净提升小时数的确定

按照《煤炭工业矿井设计规范》规定:矿井每昼夜净提升时间14小时。这样充分考虑了矿井的富裕系数,防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为14小时。

第二节 矿井设计生产能力及服务年限 一、矿井生产能力的确定

由于XX矿井田范围大,煤炭储量丰富,地质构造较简单,煤层生产能力大,开采技术条件好,应建设大型矿井,初步确定矿井生产能力为240万t/年。 二、矿井及第一水平服务年限的核算 矿井服务年限的计算公式为: T= (3—1)

式中 T——矿井的服务年限,a; Zk——矿井的可采储量,万t;

K——矿井储量备用系数,取K=1.4; A——矿井设计生产能力,万t/a。

由第二章计算结果可知:矿井可采储量为25137.9342万t,则矿井服务年限为 T== 74.81a 60a

以上结果符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。 第一水平服务年限的计算公式为: T1= (3—2)

式中 T1——第一水平的服务年限,a; Zk1——第一水平的可采储量,万t;

K——矿井储量备用系数,取K=1.4; A——矿井设计生产能力,万t/a。

由第二章计算结果可知:第一水平可采储量为20049.8608万t,则第一水平服务年限为 T1== 59.67a 30a

以上结果符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。

经过矿井及第一水平服务年限的核算,二者均符合《煤炭工业矿井设计规范》之规定,因此最终确定矿井的生产能力为240万t/a。

第四章 井田开拓

第一节 井田开拓的基本问题 一、井筒形式及数目的确定

一般情况下,井筒的形式有立井、斜井和平峒三种。斜井适用于井田内煤层埋藏不深,表土层不厚,水文地质情况简单,井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。平峒适用于地形条件合适,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,上山部分的储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。综合XX煤矿的实际情况:(1)表土层较厚,平均为95.57m,且风化严重;(2)地处平原,地势平坦,地面标高平均为+50m左右,煤层埋藏较深,距地面垂深在500~1100m之间。因此,斜井及平峒均不适用于XX矿。 由于立井开拓的适应性较强,一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制;在采深相同的条件下,立井的井筒短,提升速度快,提升能力大,对辅助提升特别有利;井筒的断面大,可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的的要求,且阻力小,对深井更为有利;当表土层为富含水的冲积层或流沙层时,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,能兼顾井田浅部和深部不同产状的煤层。因此,综合以上因素并结合XX矿的实际情况,确定井筒的形式为立井。

本矿井采用一对立井开拓:主立井采用箕斗提煤;副立井采用罐笼提升矸石,升降人员、设备、材料,且兼作进风井。副井安装梯子间,作为一个安全出口。考虑到XX井田范围较大,矿井通风方式经过比较后确定为两翼对角式通风(具体比较情况见第九章),在井田西翼和东翼各掘一个风井,即西风井和东风井,每个 风井均安装梯子间,作为回风井并兼作安全出口。

二、井筒位置的确定

井筒是井下与地面出入的咽喉,是全矿井的枢纽。井筒位置的选择对于建井期限、基本建设投资、矿井劳动生产率以及吨煤生产成本都有重要影响,因此,井筒位置一定要合理选择。 选择井筒位置时要考虑以下主要原则: 1、有利于井下合理开采

(1)井筒沿井田走向的有利位置

当井田形状比较规则而储量分布均匀时,井筒沿井田走向的有利位置应在井田的中央;当井田储量分布不均匀时,井筒应布置在井田储量的中央,以形成两翼储量比较均衡的双翼井田,可使沿井田走向的井下运输工作量最小,通风网络较短,通风阻力小。应尽量避免井筒偏于一侧,造成单翼开采的不利局面。 (2)井筒沿煤层倾向的有利位置

在倾向上井筒宜布置在中偏上的位置,同时考虑到减少煤损,尽量让工业广场保护煤柱圈住一些影响生产的地质构造和断层。 2、有利于矿井初期开采

选择井筒位置要与选择初期开采区密切结合起来,尽可能使井筒靠近浅部初期开采块段,以减少初期井下开拓巷道工程量,节省投资和缩短建井期。 3、尽量不压煤或少压煤

确定井筒位置,要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱,做到不压煤或少压煤。为了保证矿井投产后的可靠性,在确定井筒位置时,要使地面工业场地尽量不压首采区煤层。 4、有利于掘进与维护

(1)为使井筒的开掘和使用安全可靠,减少其掘进的困难及便于维护,应使井筒通过的岩层及表土层具有较好的水文、围岩和地质条件。

(2)为加快掘进的速度,减少掘进费用,井筒应尽可能不通过或少通过流沙层、较厚的冲积层及较大的含水层。 (3)为便于井筒的掘进和维护,井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及 受采动影响的地区。

(4)井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件,便于大容积硐室的掘进和维护。 5、便于布置地面工业场地 井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统之间互相联接,以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨,要求地面平坦,高差不能太大,专用线短,工程量小及有良好的技术条件,应尽量避免穿过村镇居民区、文物古迹保护区、陷落区或采空冒落区、洪水侵入区;要尽量少占农田、果园经济作物区,尽量避免桥涵工程,尤其是大型桥涵隧道工程。为考虑长期运输的行车安全和管理,要尽量避免与公路或其他农用道路相交,力求使接轨点位于编组站配线一侧。

另外,井口标高应高于历年的最高洪水位;还要考虑风向的影响,防止污染。总之,选择井筒位置要统筹井田全局,兼顾前期和后期、地下与地面等各方面因素。不仅要考虑有利于第一水平,还应兼顾其他水平,适当考虑井筒延伸的影响。

通过以上分析,考虑到XX矿实际情况:京沪铁路大动脉和兖石铁路穿过井田中部,且铁路煤柱压煤较多;井田东翼有一大块风化带。为了减少煤柱损失,缩短煤炭外运距离,减少运输费用,平衡井田西(前期)、东(后期)两翼的运输和通风系统,主副井布置在京沪铁路附近即井田储量的中央,以形成两翼储量比较均衡的双翼井田。矿井通风方式为两翼对角式,在井田两翼各布置一个风井。为了使通风路线最短并减少初期建井工程量,西风井布置在井田西翼中部。考虑到减少压煤量并兼顾矿井东翼通风系统,东风井布置在风化带中。 为此,确定主井坐标为(20490925,3925265,+47.71),副井坐标为(20491005,3925230,+47.71),西风井坐标为(20488620,3924575,+44.85),东风井坐标为(20492560,3927450,+48.56)。具体位置见XX煤矿开拓平面图。 三、 工业广场位置、形状和面积的确定 工业场地的选择主要考虑以下因素:

(1)尽量位于井田储量中心,使井下有合理的布局; (2)占地要少,尽量做到不搬迁村庄;

(3)尽量布置在地质条件较好的区域,同时工业场地的标高要高于最高洪水位; (4)尽量减少工业广场的压煤损失。

根据以上原则并结合本矿井的实际情况,工业广场与主副井筒位置相同,靠近铁路布置。依据《关于煤矿设计规范中若干条文修改的决定(试行)》之规定:井型在240万t/a及以上,占地面积标准为1.0公顷/10万t。由此确定工业广场占地面积为24公顷。工业广场形状为

矩形,其尺寸为:长×宽=600m×400m=240000m2。 四、开采水平数目、位置和标高的确定 XX井田范围内煤层倾角3o~9o,平均7o,为近水平煤层。全区范围内可采煤层为3煤、16上煤和17煤,其中16上煤和17煤间距10.46m,可集中布置;而3煤与这两层煤相距168.48m,若采用斜井延伸,由于煤层倾角太小,需要开凿的斜井太长,在技术经济上均不合理,因此决定采用立井两水平开拓。其中,第一水平标高为-670m,主采3煤;第二水平标高为-845m,开采16上和17煤。 五、开拓方案的确定

根据第三章所核算矿井及第一水平服务年限,全矿井服务年限为74.81a ,第一水平服务年限为59.67a,而第二水平服务年限仅为15.14a。第一水平3煤储量丰富,服务年限长,为矿井主采煤层;第二水平的两层煤均为厚度不足1m的薄煤层,储量有限,服务年限短,并且16上、17煤层埋藏较深,故只作为备用储量。综合以上因素,本设计开拓方案主要考虑第一水平,第二水平暂不考虑。 1、方案的提出

由于本井田地形平坦,表土层较厚,所以采用立井开拓(主井设箕斗),并按井下运输量最小的原则确定了井筒位于井田储量的中央。为避免采用箕斗井回风时封闭井塔等困难和减少开凿风井的数目,决定采用两翼对角式通风(具体见第 九章),风井位置见矿井开拓平面图。 因本井田瓦斯和涌水都不大,水平内采用下山开采在技术上是可行的。

考虑到主采煤层3#煤层为厚度8.53m的特厚煤层,布置煤层大巷及煤层上下山,巷道维护困难,维护费用高。并且煤层褶曲较多,若大巷沿煤层布置,巷道坡度及方向变化较大,辅助运输矿车的运行将受到限制。又根据XX矿地质资料,各煤层均有自燃发火倾向。因此,布置煤层大巷及煤层上山在技术和经济上均不合理,故不予考虑布置煤层大巷及煤层上下山。

为减少煤柱损失和保证大巷及上下山的维护条件,运输大巷和上下山均设于3#煤层底板下垂距15~25m的厚层砂岩内,轨道大巷亦设于3#煤层底板厚层砂岩中,与3煤垂距15~100m。其中,轨道大巷和运输大巷的方向与煤层走向大体垂直,沿直线掘进。轨道大巷水平布置,只设3‰的流水坡度,运输大巷随煤层起伏,坡度相应改变,但变化幅度不大,以与3#煤层保持25m左右的垂距。 井田范围内煤层倾角3o~9o,平均7o,为近水平煤层。因此,其准备方式既可以采用采区式,也可以采用带区式。

根据前述各项决定,提出三种在技术上可行的方案:

(1)方案1

京沪铁路以西块段,采用带区式准备;京沪铁路以东块段,大巷北侧采用带区式准备,大巷南侧深部采用下山开采。如图4—1。 (2)方案2

京沪铁路以西块段,采用带区式准备;京沪铁路以东块段,大巷北侧采用采区式准备,大巷南侧深部采用下山开采。 (3)方案3

京沪铁路以西块段,采用采区式准备;京沪铁路以东块段,大巷北侧采用带区式准备,大巷南侧深部采用下山开采。 2、开拓方案技术比较

方案1和方案2的区别在于京沪铁路以东块段,大巷北侧是采用带区式准备还是采区式准备。两方案相比,方案1和方案2的基建费相同,二者差别在生产费上。粗略估算(如表4—1)表明:方案2的生产费比方案1多出10.62%,两者相差不大,需通过经济比较才能确定其优劣。

方案1和方案3的区别在于京沪铁路以西块段是采用带区式准备还是采区式准备。粗略估算(如表4—1)表明:方案1比方案3多掘轨道大巷(800m)、运输大巷(1105m),基建费方案1比方案3多出371.32万元;而方案3的生产费比方案1多出966.48万元;总费用方案3比方案1多出10.24%,两者也相差不大,亦需通过经济比较才能确定其优劣。

3、开拓方案经济比较

方案1和方案2及方案1和方案3有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果,分别计算汇总于表4—2~表4—6。

在上述经济比较中需要说明以下几点:

(1)方案1和方案2在京沪铁路以西块段的带区划分方案及带区巷道布置形式相同;方案1和方案3在京沪铁路以东块段、大巷北侧的带区划分方案及带区巷道布置形式相同;三个方案在京沪铁路以东块段、大巷南侧下山开采方案相同。

(2)大巷和采区上下山的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算。

(3)三个方案的车场(带区车场、采区车场)虽有差别,但基建费相差不大,故未予比较。 (4)井筒、井底车场、主石门、阶段大巷和总回风巷等均布置于坚硬的岩层中,它们的维护费用低于5.0元/a·m,故比较中未对比其维护费用的差别。 4、 综合评价优选

从以上技术经济比较结果可以看出:

(1)方案2的基建工程费比方案1多出46.18%,其生产经营费用比方案1多出21.23%,总费用上方案2比方案1多出25.73%,两者相差较大。另外,从整体上来看,方案1的巷道布置系统比方案2的简单,因此,决定采用方案1。

(2)方案3的基建工程费比方案1多出45.13%,其生产经营费用比方案1多出39.55%,总费用上方案2比方案1多出40.21%,两者相差较大。另外,从整体上来看,方案1的巷道布置系统比方案3的简单,因此,决定采用方案1。 综合以上技术经济比较结果,最终决定采用方案1。 六、带区和采区的划分及布置

根据上述所确定开拓方案,井田范围内主要采用带区式准备,只在水平深部采用下山开采。由此,全矿第一水平共划分为10个带区、2个采区。其中,京沪铁路以西划分为8个带区:西一带区~西八带区;京沪铁路以东划分为2个带区和2个采区:东一带区、东二带区、东一采区和东二采区。具体布置见XX煤矿开拓平面图。

七、煤层生产能力

3煤的可采厚度为8.53m,16上煤的可采厚度为0.93m,17煤的可采厚度为0.98m,各煤层的原煤容重均为1.35t/m3。因此,3煤的煤层生产能力为11.5155 t/m2,16上煤的煤层生产能力为1.2555 t/m2,17煤的煤层生产能力为1.323 t/m2。 八、矿井开拓延伸及深部开拓布置方案

根据前述,当第一水平采完时,开采第二水平采用直接延伸立井井筒的方案。

因本井田瓦斯和涌水都不大,水平内采用下山开采在技术上是可行的。因此,水平内开采深部时采用岩石下山开采。

九、矿井水平间、带区间和煤层间接替顺序 1、水平间接替顺序

矿井投产后,首先开采第一水平,在第一水平减产前1~1.5年,完成下一个开采水平的基本井巷工程和准备、安装工程。 2、带区间接替顺序

第一水平内首先开采井田西翼带区。大巷两侧对应带区采用跨大巷顺序开采,带区之间交叉生产,即:当开采西一带区一分带时,在西二带区一分带准备接替工作面,接替工作面在生产工作面结束前10~15天完成巷道掘进和设备安装工程;当西二带区一分带投入生产后3个月左右,开始在西一带区二分带沿空掘巷,准备下一个接替工作面……依次类推。当西翼带区全部采完前1~1.5个月,完成东翼接替带区和接替工作面的掘进工程和设备安装工程。东翼带区及采区间采用顺序开采,即:当东一带区结束后,接着开采东二带区,然后开采东一采区,最后开采东二采区。 3、煤层间接替顺序 自上而下,首先开采3煤,然后联合开采16上煤和17煤,其接替顺序同水平间的接替顺序。 第二节 矿井基本巷道 一、井筒 1、主井 如图4—4,主井井筒断面形状为圆形,净直径为6.5m,净断面积为33.18㎡,掘进断面44.18㎡,井深717.71m。井筒井壁为混凝土砌碹井壁,厚450mm,充填混凝土厚50mm。主井采用两对12t多绳箕斗提煤。 2、副井 如图4—5,副井井筒断面形状为圆形,净直径为7.5m,净断面积为44.18m2,掘进断面59.45 m2,井深717.71m。井筒井壁为混凝土砌碹井壁,厚550mm,充填混凝土厚50mm。副井布置一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼,一个带平衡锤的加宽双层四车罐笼。 3、风井 如图4—6、图4—7西风井井筒和东风井井筒均为圆形断面,净直径为5m,净断面积为19.63㎡,掘进断面26.42 m2,西风井井深602.85m,东风井井深701.26m。两风井井筒井壁均为混凝土砌碹井壁,厚350mm,充填混凝土厚50mm。两风井均设梯子间。 风速验算如下表。

(注:新鲜风流主要从副井进入井下,主井不作为进回风井,故其风速不需验算;东风井因不在矿井通风设计服务范围内,因此,其风速未进行验算。表中风量为通风容易及通风困难两个时期通过各井筒的最大风量。)

通过验算,风速符合《规程》的规定,所选用井筒断面满足设计要求。 二、井底车场

井底车场的型式和布置形式

井底车场采用立井刀式环行车场,其布置形式见图4—8。 验算主、副井空重车线长度 (1)主井空重车线长度验算

由于井下煤炭采用胶带输送机运输,所以,主井的空重车线不需验算。 (2)副井空重车线长度验算

设计辅助运输采用1.5t固定箱式矿车MG1.7—9B,其外形尺寸为:2400×1150×1150(mm)(长×宽×高)。参考煤矿现场生产经验,一列车一般为20辆矿车,则一列车长度为48m。而副井重车线长度为60.94m,空车线长度为49.209m,均大于1列车的长度,符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。 3、调车方式

设计采用顶推调车方式:电机车牵引重列车驶入车场调车线,电机车摘钩,驶过道岔N2,经错车线,过N1道岔绕至列车尾部,将列车顶入副井重车线。然后,电机车经过道岔N2绕道回车线,进入副井空车线,牵引列车驶向带区。 4、各种峒室的布置

井底车场各种峒室及其布置见图4—8。 三、主要开拓巷道

1、各种巷道的断面形式及其参数

本设计中的主要开拓巷道有运输大巷、轨道大巷、东翼运输石门、东翼轨道石门和总回风巷等。各种巷道的断面形式、断面大小、支护方式及其它参数见图4—9~图4—13。 2、各段巷道风速验算

各段巷道的通风验算结果见下表。 表4—8 井巷风速验算表

巷道名称 风 量(m3/min) 巷道断面(m2) 实际风速(m/s) 允许风速(m/s) 验算结果 最低 最高

井底车场 4251.55 14.3 4.96 —— 8 符合规定 轨道大巷 4251.55 14.3 4.96 —— 8 符合规定 运输大巷 4251.55 12.34 5.74 0.25 6 符合规定 总回风石门 4251.55 15.67 4.52 —— 8 符合规定

(注:表中风量为通风容易及通风困难两个时期通过各段巷道的最大风量。) 通过验算,风速符合《规程》的规定,所选用巷道断面满足设计要求。 3、巷道掘进及支护工艺

各种开拓巷道均为岩石巷道,其掘进方式为钻爆法,支护形式为锚喷支护。

第一节 煤层的地质特征 一、煤层埋藏条件

带区内主采煤层为山西组3#煤层。3煤厚层块状,内生裂隙发育,煤层赋存稳定,厚度在5.16~10.54m之间,平均厚度为8.53m。3煤含夹石2~3层,以中下部一层较为稳定,一般厚0.3~0.5m,中上部一层较稳定,厚0.03m,上部一层夹石时有时无,结构复杂。煤层倾角平缓,一般3°~9°,平均7°,最大18°,最小近水平状态。煤层大致是东西走向,南北倾向。 二、煤质特征

根据XX矿资源勘探阶段煤质化验结果,3煤的工业牌号为为QM44,属于气肥煤。3煤煤质稳定,硬度中硬,普氏硬度为2~3,煤的平均容重为1.35t/m3。3煤原煤灰分平均为14.16%左右,硫分平均为0.44%,磷分平均为0.0118%,属于低~中灰、特低硫、特低磷煤。 三、煤层顶、底板条件

3煤直接顶板以粉砂岩(64.2%)为主,厚1.00~12.88m,平均3.14m。次为泥岩(29.7%)和细砂岩(6.1%),节理发育,破碎易冒落,局部区域发育一层炭质泥岩伪顶,厚0.3m,老顶厚10~20m,为中细砂岩,厚层状,硅质胶结,属最坚固至坚固岩石,抗压强度900~1300kg/cm2。煤层直接底板一般为深灰色粉砂岩,次为灰色细砂岩,局部区域发育一层深灰色泥岩伪底。老底为灰白色中、细砂岩互层,致密坚硬(见煤层综合柱状图)。 四、煤层的含瓦斯特征

根据勘探阶段取样器采取3煤的19个瓦斯煤样化验结果:从瓦斯含量看,CH4平均含量小于1cm3/g。本矿井投产以来,据1990~1998年矿井历年瓦斯鉴定成果:全矿井瓦斯相对涌出量为0.666m3/t,绝对涌出量为3.316m3/min,采区最大相对涌出量为0.788 m3/t;矿井CO2相对涌出量为2.139m3/t,绝对涌出量为10.601m3/min

,采区最大相对涌出量为3.209m3/t,矿井瓦斯等级可以定级为低瓦斯矿井。

五、水文地质特征

带区内影响3煤的主要充水水源为3煤顶板砂岩水。3煤顶板砂岩水为裂隙承压水层,富水不均一,主要受构造裂隙发育及岩性控制,以静储量为主,易于疏干,预计正常涌水量为0.13m3/min。据矿井地质资料,井田最大涌水量为713 m3/h,正常涌水量为249 m3/h。 六、煤尘的爆炸性和自燃发火危险性 据矿井资料分析:3煤可燃基挥发分产率Vdaf在35%以上,煤尘的爆炸性指数在38%以上,煤尘有爆炸性危险。3煤有自然发火的倾向,属二类自燃,发火期一般为3~6个月,最短发火期为18天,本矿井煤的自燃发火等级为1~2级,即容易自燃发火至自燃发火。 七、地质构造

带区内的地质构造以宽缓的褶曲为主,受其影响,煤层有一定的起伏,裂隙发育。根据地质勘探资料,带区内未发现大的断层构造。 八、地表特征

带区对应的地表没有村庄、湖泊、铁路及高压线。白马河穿过带区地表,但是,白马河为季节性河流,流量不大,且随季节变化,对地下开采影响不大。 带区巷道布置及生产系统

根据毕业设计大纲的要求,只对首采带区进行详细设计。为了减少初期工程量及初期投资,

使矿井尽快投产,首先开采井田中央井筒附近的带区。 一、首采带区概况

首采带区为西一带区,位于京沪铁路以西块段,靠近工业广场。带区走向长度为1031.55m,倾斜长度平均为1539m。带区内划分为5个倾斜分带,组成一个统一的采准系统。根据XX矿现场生产经验,各分带之间留设3m窄小煤柱,采用沿空掘巷的方法掘进回采巷道。各分带具体情况见表5—1。

表5—1 西一带区各分带基本参数表 分带

项目 一分带 二分带 三分带 四分带 五分带 分带斜长/m 1480 1565 1540 1540 1560

分带宽度/m 203.31 203.31 203.31 203.31 203.31 二、采煤方法及工作面长度的确定

带区内3煤平均厚度8.53m,煤质中硬,煤层内裂隙发育,煤层倾角平缓,适宜采用综采放顶煤采煤法。因此,设计的采煤方法为倾斜长壁一次采全高综采放顶煤采煤法。

根据《煤炭工业矿井设计规范》规定:综采面长度一般不小于150m。结合本矿井的实际情况,确定综放工作面的长度为190.71m。 三、巷道布置 1、带区巷道布置

在西翼轨道大巷南侧、运输大巷北侧各75m处设停采线。首采带区由5个倾斜分带联合布置。在轨道大巷一侧掘带区车场与带区煤层运料平巷沟通;在运输大巷一侧掘带区回风斜巷与带区煤层运煤平巷贯通。带区煤层运料平巷和带区煤层运煤平巷与各分带运输斜巷和分带轨道斜巷联通(具体见带区巷道布置图)。 2、工作面巷道布置 首采工作面开切眼、分带轨道斜巷和分带运输斜巷均沿3煤底板布置在煤层中,两分带斜巷相互平行且与切眼垂直(具体见带区巷道布置图)。 四、工作面接替顺序

根据XX煤矿煤层的赋存条件,适宜建设高产高效矿井,因此本设计采用一矿一面达产。开采首采带区(西一带区)时,在大巷北侧西二带区开掘准备及回采巷道,为工作面接替做好准备。待首采带区一分带全部采完后,西二带区一分带工作面已经准备出来,可以投入生产。然后,在开始开采西二带区一分带之后4个月左右,在西一带区二分带沿空掘巷,准备下一个工作面,依次类推。因此,设计的工作面接替顺序为跨大巷跳采。 五、带区通风 1、通风线路 (新鲜风流)副井井底车场轨道大巷带区车场带区煤层运料平巷分带轨道斜巷综放工作面分带运输斜巷带区煤层运煤斜巷带区回风斜巷运输大巷西翼总回风巷西风井地面 2、通风设施

带区内主要通风设施见图5—2。

图5—2 带区主要通风设施示意图 六、带区生产系统 1、运煤系统

综放工作面→分带运输斜巷→带区煤层运煤平巷→带区煤仓→西翼运输大巷→井底煤仓→主井→地面

2、辅助运输系统

(1)分带轨道斜巷侧

地面副井井底车场西翼轨道大巷带区车场带区煤层运料平巷分带轨道斜巷 (2)分带运输斜巷侧

地面副井井底车场西翼轨道大巷带区车场带区煤层运料平巷分带运输斜巷 3、运矸系统

岩石掘进工作面→小矿车→轨道大巷→井底车场→副井→地面 4、行人

地面副井井底车场西翼轨道大巷带区车场带区煤层运料平巷各个工作地点 5、供电系统

高压电缆由井底中央变电所经轨道大巷至带区变电所,降压后由低压电缆分别送到回采和掘进工作面附近的配电站,以及胶带运输机和绞车房等用电地点。 6、供水系统

采掘工作面和运输机巷及运输机转载点所需要的防尘喷雾用水,由副井的供水管下井,然后送至各个用水地点。 七、巷道掘进方法

带区内巷道主要有三种:岩巷、煤巷和半煤岩巷。掘进带区车场时,采用钻爆法施工,挂腰线掘进;掘进煤巷和半煤岩巷时,采用配套综掘设备进行落、装煤岩,通过桥式胶带转载机和可伸缩带式输送机运输煤岩。分带轨道斜巷和分带运输斜巷均为沿空掘巷。

本设计所选用的配套综掘设备主要为:AM―50型掘进机,QZP―160A型转载机,SSJ800/2×40I型可伸缩胶带输送机。各设备技术特征见表5—2、表5—3。

八、带区的生产能力和带区采出率 1、带区采出率

带区工业储量详见下表:

根据XX矿现场生产经验,综放工作面的采出率一般为80%左右。因此,本设计综放工作面的采出率为0.8。 带区可采储量为:

Zdk=(1480+1565+1540+1540+1560)×190.71×8.53×1.35× 0.8/cos7° =1360.3148万t 带区的回采率为: C===0.7504>0.75

符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。 2、带区生产能力

一个综放工作面产量: A0=LV0MγC0

式中 L——采煤工作面长度,L=190.71m; V0——工作面推进度,V0=0.8×6×300=1440m/a;

其中,0.8m为采煤机截深,6为每天进刀数,300为年工作日数。 M——采高,M=8.53 m;

γ——煤的容重,γ=1.35 t/m3;

C0——采煤工作面采出率,C0=0.8。 带入数据,可得: A0=LV0MγC0 =190.71×1440×8.53×1.35×0.8 =252.9931万t 带区生产能力为: AB=k1k2

式中 n——同时生产的工作面数,n=1; k1——带区掘进出煤系数,取k1=1.1;

k2——工作面之间出煤影响系数,n=1时,k2=1。 则 AB=k1k2 =1.1×1×252.9931

=278.2924万t >240万t

通过计算,带区的生产能力达到矿井的设计生产能力。 各环节通过能力的验算见第六章。 第三节 带区车场选型设计

一、确定带区车场的形式、线路布置和调车方式 带区车场的形式和线路布置

本设计带区煤层运料平巷通过带区下部车场与轨道大巷相连接,除了带区下部车场,带区内没有其它车场。

带区下部车场采用顺向平车场(如图5—3),通过提升绞车提升;绞车房独立通风,并设置风窗调节风量;分带轨道斜巷内采用无极绳绞车牵引矿车进行辅助运输。

图5—3 带区下部车场型式图

在图5—4中, 各参数意义如下: Lu——安全过卷距离,取Lu=15m;

Lp——带区车场上部停车线长度,Lp=21.2m; Lp=n×Lm+Lhm

式中 n——一钩矿车数,取n=8; Lm——矿车的长度,Lm=2.4m; Lhm——富裕长度,Lhm=2m。 Lp=n×Lm+Lhm=8×2.4+2=21.2m。

Lp′——带区车场下部停车线长度,Lp′=Lp=21.2m; L——斜坡水平投影长度, L=12×sin200×2+[19.34-12×(1-cos200)×2]/tan200 =57.36m

R——竖曲线半径,因所选轨道轨距为600mm,则取R=12m; k——变坡点。

2、带区车场的调车方式

装满设备和材料的小矿车或材料车由电机车牵引从轨道大巷进入带区车场。在带区车场下部停车线上,矿车与电机车脱钩,小矿车和材料车通过提升绞车提至平车场的平台摘钩,然后沿着矿车行进方向进入带区煤层运料平巷。 二、带区主要硐室布置

1、带区煤仓

在分带运输斜巷与带区煤层运煤平巷连接处,大巷两侧对应两个带区设一个带区煤仓。带区煤仓采用垂直煤仓,断面为圆形,煤仓高度为19.34m,用混凝土砌碹支护,壁厚300mm。煤仓容量按采煤机连续作业割一刀煤的产量计算: Q=Q0+LMbγC0kt

式中 Q——煤仓容量,t;

Q0——防空仓漏风留煤量,取Q0=10t; L——工作面长度,L=190.71m; M——采高,M =8.53m; b——进刀深度,b=0.8m; γ——煤的容重,γ=1.35t/m3;

C0——工作面的采出率,C0=0.80;

kt——同时生产的工作面数目,取kt=1。 Q=10+190.71×8.53×0.8×1.35×0.80×1 =1416 t

煤仓的断面半径:=4.15m

所以煤仓断面直径取8.3m,煤仓高度19.34m,容量1416t。 2、绞车房

绞车房布置在煤层中,距轨道大巷20m,距离带区煤层运料斜巷35m左右(见图5—3),以利于维护。 3、带区变电所

带区变电所应设在带区用电负荷集中的地方,故放在两条大巷之间,其位置见带区巷道布置图。高压电气设备与低压设备分别集中在一侧布置,故硐室宽度取3.6m;高度根据行人的高度和设备要求以及吊挂电灯的高度确定为3m,通道高度取2.5m。硐室断面形状采用半圆拱,采用锚喷支护。底板采用100#混凝土铺底,并高出邻近巷道200~300mm和具有3‰的 流水坡度,以防矿井水流进变电所。硐室与通道的连接处,设有向外开的防火栅栏两用门。

第六章 采煤方法 第一节 采煤工艺方式 1 设计带区地质条件

设计带区内可采煤层为山西组3#煤层,3煤厚层块状,内生裂隙发育,煤层赋存稳定,厚度在5.16~10.54m之间,平均厚度为8.53m。煤层倾角平缓,一般3°~9°,平均7°。

直接顶板以粉砂岩为主,厚1.00~12.88m,平均3.14m;老顶厚10~20m,为中细砂岩,厚层状,抗压强度900~1300kg/cm2。煤层直接底板一般为深灰色粉砂岩,老底为灰白色中、

细砂岩互层,致密坚硬。

井田内地质构造以宽缓的褶曲为主,井田范围内经勘探发现和证实的主要断层有7条,落差较大的断层大多分布在井田的东部和北部边缘,构成井田的自然边界。井田内未发现岩浆岩侵入活动。

全矿井瓦斯相对涌出量为0.666m3/t,CO2相对涌出量为2.139m3/t,矿井瓦斯等级可以定级为低瓦斯矿井。井田最大涌水量为713 m3/h,正常涌水量为249 m3/h。

煤尘有爆炸性危险,3煤有自然发火的倾向,属二类自燃,发火期一般为3~6个月,最短发火期为18天。

2 采煤方法及其机械化程度的确定 根据首采带区的地质条件,可考虑采用分层综采采煤法或综采放顶煤采煤法,下面对两者的优缺点及适用条件作一个简单的比较。 2.1 分层综采采煤法的特点 2.1.1 优点 ①技术成熟,采煤设备配套,类型齐全,性能完好,操作方便,管理简单,可选出适用各种条件的采煤设备;②液压支架及配套的采煤机设备体积小、轻便,回采工作面搬家方便;③采高一般为2.0~3.5m,回采工作面煤壁增压区小,煤壁稳定,生产环节良好;④回采工作面采出率高,可达到93~97%以上,能达到国家规定要求;煤炭含矸率低,一般不大于1.5%,相对综放开采煤尘浓度低;⑤和综放工艺比较,顶板易管理,工作面巷道维护难度小。 2.1.2 缺点 ①工作面单产低,单产提高困难;②开采投入高,上、下分层开采,人工铺网劳动强度大,铺网费用高,煤巷掘进工程量大,掘进率高,回采工作面搬家倒面次数多,搬家费用高;区段分层周期长,多次启闭,引起自燃发火频繁;③需要等再生顶板的生成,加剧接续紧张的矛盾;④由于下分层开采需要留内错式隔离煤柱,使得带区采出率降低。 2.1.3 适用条件

煤层顶板不是十分坚硬,直接顶具有一定厚度的缓倾斜厚煤层。 2.2 综采放顶煤采煤法的特点 2.2.1 优点 ①单产高,工作面具有多个出煤点,而且在工作面内可实行分段平行作业,易实现高产;②效率高,由于放顶煤工作面的一次采出厚度大,生产集中,放煤工艺劳动量小,以及出煤点多等原因,其生产效率和经济效益大幅提高;③成本低,放顶煤采煤法比分层开采减少了分层数目和铺网工序,由此节省了铺网费用,此外,其它材料、电力消耗、工资费等也都相应减少;④巷道掘进量小,掘进率和巷道维护费用减少,便于采掘接替;⑤减少了搬家倒面次数,节省了采煤工作面的安装和搬迁费用;⑥对煤层厚度变化及地质构造的适应性强。 2.2.2 缺点 ①煤损多,工作面采出率低(比分层开采低10%左右);②煤层易自燃发火;③工作面煤尘大;④瓦斯积聚隐患大。 2.2.3 适用条件

一次采出的煤层厚度在5~12m之间;煤的硬度系数一般应小于3;煤层倾角不宜过大;煤层所含夹石曾厚度不宜超过0.5m,其硬度系数也应小于3;煤层直接顶具有随顶煤下落的特性,其冒落高度不宜小于煤层厚度的1.0~1.2倍,基本顶悬露面积不宜过大;地质构造复杂、破坏严重,断层较多和使用分层长壁综采较困难的地段,采用放顶煤能取得较好的效益。 通过以上对比,可以看出:综采放顶煤采煤法是一种优点明显、效益显著、前景广阔的采煤工艺,同时也体现了高产高效的原则,其不利方面可采用一些相应的措施,如无煤柱护巷技术;提高工作面推进度;及时喷注阻化剂;煤体预注水湿润煤层;在放煤口设喷雾装置;尽

可能应用低位放顶煤支架;合理配风,保证风量,同时加强监测手段及生产技术管理等措施,可以加以改善。

根据技术先进、经济合理、生产安全的总原则,结合XX矿煤层地质条件,主采煤层3#煤层采用综采放顶煤采煤法。

又根据带区巷道布置方式,采用倾斜长壁开采。 综合以上分析,本设计主采煤层的采煤方法为倾斜长壁全部垮落一次采全高综采放顶煤采煤法。

3 回采工作面参数的确定 3.1 工作面长度的确定

影响工作面长度的因素有设备、煤层地质条件、瓦斯涌出量及生产技术管理的难度等。 设备是影响工作面长度的主要因素之一。我国生产的工作面刮板输送机大都按150~200m的铺设长度设计的。另外,煤层地质条件是影响工作面长度的又一重要因素,地质构造、煤层厚度、倾角、顶板条件都会影响工作面长度的选择。

根据以上技术分析和目前我国煤矿实践经验,近水平煤层综采放顶煤工作面长度以130~200m较为合理。参考XX矿现场生产经验,结合带区条带的整体划分,确定首采带区采煤工作面的长度为190.71m。 3.2 工作面推方向和推进度

为减少巷道维护工程量以及获得良好的通风效果,工作面采用从边界向大巷推进的后退式回采顺序。

根据《煤矿开采学》的有关论述,综放工作面的连续推进长度不宜小于800~1000m。另外,考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离增大而减少,确定首采带区工作面平均推进长度为1539m。

结合矿井设计生产能力和所选用滚筒采煤机技术参数,可得出综放工作面的推进度为: V0=0.8×6×300=1440m/a

4 回采工作面破煤、装煤方式及相应设备的选择 4.1 工作面破煤方式及其设备选择

综放工作面设计采用双滚筒采煤机破煤。工作面首先沿3煤底板布置一个采高2.8m的综采工作面,采用双滚筒采煤机割煤,顶煤通过放顶煤支架放出。

根据采煤机要适合特定的地质条件,并且采煤机采高、截深、功率、牵引方式等主要参数要选取合理,有较大的适用范围,满足工作面生产能力的要求,选用大功率无链牵引采煤机MXA-300/3.5D型双滚筒采煤机,其技术特征见表6-1。 表6—1 MXA-300/3.5D型双滚筒采煤机技术特征

由于3煤赋存稳定,煤层倾角平缓,采煤机采用端部割三角煤斜切进刀、往返一次割两刀的割煤方式,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤。 割三角煤进刀过程如下: ①当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处尚留有一段下部煤 [图6-1(a)]; ②调换滚筒位置,前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁,直至输送机直线段为止。然后将输送机移直 [6-1(b)]; ③再调换两个滚筒上下位置,重新返回割煤至输送机机头处[6-1(c)]; ④将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换上下滚筒,返程正常割煤,[6-1(d)]。

工作面放煤采用多轮顺序放煤,两刀一放,采放平行作业。

4.2 工作面装煤方式

在采煤机截割煤的同时,利用滚筒螺旋齿片和弧型挡煤板自动将煤装到工作面刮板输送机;余煤由铲煤板随移溜铲入刮板输送机;放顶煤时落煤自装;少量煤由人工铲子攉装到刮板输送机内。

5 回采工作面运煤方式及其运输设备的选择 5.1 回采工作面运煤方式

回采工作面采下的煤由工作面刮板输送机通过转载机运到分带运输斜巷。 5.2 回采工作面刮板运输机的选择

刮板输送机选型原则:刮板输送机一般与采煤机配套使用时均选用可弯曲自移式刮板输送机。煤质较硬时、块度较大时优先选用双边链;较软时选用运输能力大的中单链;煤质有硬有软时,选用中双链。输送机溜槽的结构一般应选用开底式,只有煤层底版较松软时才选用闭底式。综采工作面刮板输送机通常采用多电动机驱动,一般2~4台,应优先选用双电机双机头驱动方式。刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力的20%。 根据以上的选型原则,并且考虑与采煤机的配套原则,选用SGZ-764/400型前部刮板输送机,SGZ-764/500型后部刮板输送机,其技术特征见表6—2和表6—3。 表6—2 SGZ-764/400型前部刮板输送机技术特征表 型号 SGZ-764/400 设计长度(m) 200 出厂长度(m) 200 运输能力(t/h) 900 链速(m/s) 1.1 电 动

机 型号 KBKYSS-100/200-8/4 功率(Kw) 2×100/200 转速(rpm) 1480/735 电压(V) 1140

液力耦合器型号 TVA-560 减速器速比 1:27.635 布置方式 平行布置 中部槽规格(长×宽×高)(mm) 1500×764×222 圆环链规格(mm) 26×92-C 刮板链形式 准双边链 刮板间距(mm) 920

与采煤机配套牵引方式 有链或无链 制造厂家 张家口厂

表6—3 SGZ-764/500型后部刮板输送机技术特征 型 号 SGZ-764/500 设计长度(m) 200 出厂长度(m) 200 运输能力(t/h) 1100 链速(m/s) 1.21 电 动

机 型号 KBYD-680-250/125-4/8 功率(kw) 2×250/125 转速(rpm) 1480/735 电压(V) 1140

液力耦合器型号 TV-600 减速器速比 1:30.82 布置方式 平行布置 中部槽规格(长×宽×高)(mm) 1500×764×222 圆环链规格(mm) 30×108-C 刮板链形式 中双链 刮板间距(mm) 1080

与采煤机配套牵引方式 无链 制造厂家 张家口厂

6 工作面支护方式及采空区处理 6.1 工作面内支护方式及设备的选择 6.1.1 支护方式

3煤是特厚煤层,采用放顶煤开采,回采工作面采用放顶煤液压支架支护。 6.1.2 放顶煤支架的选择 支架选型原则:①支护强度与工作面矿压相适应;②支架结构与煤层赋存条件相适应;③支护断面与通风要求相适应;④液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配。

根据以上原则,并考虑到―三机‖配套原则,选择ZZPF4800/17/33型放顶煤支架,其技术特征见表6—4。

6.1.3 支架支护强度校核 ①支架工作阻力校核

根据《采场顶板控制及监测技术》,综采放顶煤支架的工作阻力应按下式计算: P=LaγkhkLz,(kN/架) (6—1) 式中 P——支架工作阻力,kN/架;

La——每架支架所控制的工作面的长度,La=1.5m/架;

γk——跨落带岩层平均容重,根据XX矿生产经验,取γk =26kN/m3; hk——跨落带岩层垂高,按采、放煤层总垂高的2倍来计算,hk=17.06m; Lz——直接顶岩梁长度,Lz=Ld+Lh(Ld为端面距,m;Lh为支架前梁和顶梁长度之和,m),根据所选放煤支架尺寸,Lh=0.3,端面距取Ld=0.3,则Lz=Ld+Lh=4.3+0.3=4.6 m。 带入数据,可得: P=LaγkhkLz =1.5×26×17.06×4.6 =3060.564 kN<4800×0.8=3840 kN 通过校核,支架工作阻力满足要求。 ②支护强度校核

根据XX矿现场生产经验,支架支护强度计算公式为: g=kHγ (6—2)

式中 g——顶板对支架的压强,Mpa;

k——支架上方顶板的岩石厚度(按8倍于工作面采高),m;

H——采高,m;

γ——煤岩平均容重,t/m3。

g=kHγ=8×2.8×2.6=0.58 Mpa<0.65 通过校核,支架支护强度满足要求。 6.2 工作面端头支护 6.2.1 支护方式

由于工作面的上、下出口处悬顶面积大,机械设备多,又是材料和人员出入的交通要口,所以必须加强支护。针对本设计工作面的具体特点,不仅要采煤,同时要放煤,机械设备比一般工作面多,另外,结合XX矿生产经验,决定采用端头放煤支架支护。 6.2.2 端头支架选型

根据支架选型要求及设计的特点,选用ZTF6500-19/32型端头支架,其技术特征见表6—5。

6.3 采空区处理

采空区采用顶板全部跨落法处理。 6.4 控顶设计

最小控顶距为:Lx= Ld+Lh (6—3) 最大控顶距为:Ld= Lx+b (6—4) 式中 Ld——端面距,取0.3m;

Lh——支架前梁和顶梁长度之和,根据所选放顶煤支架,取4.3m; b——采煤机截深,取0.8m。 则 Lx= Ld+Lh =4.3+0.3=4.6m Ld= Lx+b =4.6+0.8=5.4m 7 工作面设备布置

工作面内共布置ZZPF4800/17/33型放顶煤支架129架,ZTF6500-19/32型端头支架4架,每个端头各两架,共计133架。其它设备布置见工作面设备布置见工作面布置图。 8 采煤工艺 8.1 工艺过程

8.1.1 工作面日进刀数

矿井设计生产能力240万t/a,一年按300天计算,日产量应为 Qd=240万t /300天=8000t

采煤机截深0.8米,工作面进刀数为: N =Qd/(LMBγC) N =8000/(190.71×0.8×1.35×0.80×8.53) =5.69(刀)

式中 L——工作面长度,190.71m; M——煤层厚度,8.53m; B——采煤机截深,0.80m; γ——煤的容重,1.35/m3; C——工作面回采率,取0.80。 取日进刀数6刀,即每班进2刀。 验算日产量: Q日=LBMγCN =190.71×0.8×8.53×1.35×0.80×6 =8433t>8000t

所以,日进6刀是能满足产量要求的。 8.1.2 一刀煤所需的时间 ①纯割煤的时间T割 T割=+ =+

=42.7 min

式中 L——工作面长度,190.71m; L1——斜切段长度,取30m;

V1——采煤机正常割煤牵引速度,取4m/min; V2——采煤机单向割煤牵引速度,取6m/min。 ②割煤空行时间T空 T空= L1/V空==3 .75min

式中 V空——采煤机空刀运行时的牵引速度,取8 m/min ③必须的间歇时间T停

必须的间歇时间包括每割完一刀煤检查机器更换截齿时间;正常的停开机时间;采煤机改变牵引方向时的翻挡煤板时间及滚筒调位时间等。根据实际情况, T停取15min。 所以每割一刀煤所需的时间:

T= T割+ T空+T停=42.7+3.75+15=61.45 min ④端头作业时间T端

本综采工作面端头支护采用端头液压支架,端头作业时间取25min。 ⑤故障时间

根据大量调查,国产综采设备机电事故影响时间占总工时的8~15%,每割一刀煤影响时间为15~25min。在此取20min。

由以上分析,每割一刀煤的循环时间T循为: T循=T+T端+T故 =61.45+25+20 =106.45 min

每班割煤时间为:2×106.45=212.9min<360min

放煤方式为两采一放,放煤时间为:360-106.45=253.55 min 通过计算,综放面每班进2刀是能够实现的。 因此,回采工作面作业过程如下:

割煤→移架→推前溜→拉后溜→割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜 8.2 采放比

割煤高度为2.8m,采放比为: 2.8:(8.53-2.8)=1:2.046 8.3 循环放煤步距

根据椭球体理论,顶煤是按近似椭球体形状流出来的,如果放顶煤高度为h,则放出椭球体长轴为2a,近似于h,短轴为2b,放出椭球体短轴与长轴的关系为: b=(0.25~0.3)h (6—5) =×(0.25~0.3) ×5.73 =0.71625~0.8595 m

椭球体短轴长度为:2b=1.4235~1.719 m

放煤步距L应在1.4235~1.719 m之间比较合理,其脊背煤损较小,混矸率较低。又根据采煤机截深和支架的移架步距,确定循环放煤步距为:

L=0.8×2=1.6m

因此,综放工作面采用多轮顺序低位放煤,两刀一放,循环放煤步距为1.6m。 8.4 工艺要求

8.4.1 割煤:割煤方式为双向割煤,端头自开缺口斜切进刀,螺旋滚筒自动装煤,斜切进刀长度不小于30m,截深0.8m。割煤时煤机速度要适宜,且必须保证顶底板平整,煤壁齐直。不得出现割底留伞檐现象,工作面采高控制在2.8±0.1m。

8.4.2 移架:采用及时移架支护方式,移架滞后煤机后滚筒3--9m,追机作业,并及时伸出伸缩前梁打出护帮板,需要时可于煤机机身处移架或拉超前支护,移架步距为0.8m。

8.4.3 推前溜:在移架后顺序推移前部运输机,滞后移架10—15m左右,其弯曲段长度不得小于30m,推移步距为0.8m,推前溜时必须依顺序进行,严禁相向操作。推溜后溜子必须保持平、直。

8.4.4 放煤:采用多轮顺序低位放煤,两刀一放,采煤机割第二刀时采放平行作业。 ①见顶板矸石占放出物的1/3时停止放煤。 ②若遇到大块煤不易放出时,可反复伸缩插板,小幅度上下摆动尾梁,使顶煤破碎后顺利放出。 ③放煤结束后应关好放煤口,并确保过煤高度不小于500mm,放煤与移架间距不小于20m。 8.4.5 拉后溜:后溜在放完顶煤后拉移,拉移步距为0.8m,必须依次顺序进行,严禁相向操作,杜绝误操作,后部运输机拉移滞后放煤架10--15m,并确保弯曲段不小于30m,确保拉移到位。停机时不得移溜;拉移后应保证其平、直。 9 劳动组织和循环作业图表 9.1 劳动组织 用比较类推法,根据类似工作面的定员和工作面及劳动定额配备对各项工种和人员数目进行确定,具体工种和人员数目见表6—6。

在确定在册人数时,出勤率按95%计算,在册人数按式6-5计算。 在册人数=出勤人数×(7/6)/出勤率 (6—6) 式中 7/6——替休系数; 在册人数=138×(7/6)/95%=170 9.2 工作制度

回采工作面工作制度采用―四六‖工作制,三班采煤,一班检修。 9.3 工作面正规循环作业图表

工作面正规循环作业图表见工作面布置图。 9.4 工作面效率的计算 工作面效率= =

=49.6t/工

9.5 工作面主要技术经济指标

工作面主要技术经济指标见表6—7。

10 回采工作面吨煤成本

工作面吨煤成本由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。 10.1 设备折旧费(C1)

设备折旧费(C1)=(固定资产原值总和-设备残值)/使用年限 各种设备的年折旧费见表6—8。

10.2 工资(C2)

工资费包括基本工资费、附加工资、奖金人均工资平均每工100元,工效为49.6吨。则吨煤工资费(C2)为100/49.6=2.016元/ t。 10.3 材料费(C3)

材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、坑袋费用以及其他材料费用,综采面材料费(C3)一般为5.0元/ t(见《采煤工作面分册》第七项)。 10.4 电费(C4)

10.4.1 动力用电消耗

动力电耗=电机容量总和×循环开动时间×负荷系数/循环产量。

其中,电机容量总和取2055kw,循环开动小时数取3.55小时代入得: 动力电耗=2055×3.55×0.9/2811 =2.34 kwh/ t 10.4.2 照明用电消耗

照明电耗=照明用电总功率×循环照明时数/循环产量

其中,照明用电总功率--包括工作面及上下顺槽照明用电,取200KW, 代入得:

照明电耗=200×6/2811=0.43 kwh/ t 10.4.3 电费总消耗(C4) 电力费=单价×(动力用电单耗+照明用电单耗) 单价取0.35元/kwh,代入得: 电力费=0.35×(2.34+0.43)=0.9695元/t 10.5 工作面的吨煤成本

工作面吨煤成本(C) =设备折旧费(C1)+工资(C2)+材料消耗费(C3)+电费(C4) =1.314+2.016+5+0.9695 =9.2995元/ t

第二节 回采巷道布置 回采巷道布置方式

回采巷道布置方式见带区巷道布置图。 2 回采巷道断面选择及其掘进方式 2.1 回采巷道断面选择

《煤矿安全规程》规定:巷道净断面必须满足行人、运输、通风、安全设施、设备安装、检修和施工的需要。运输巷道净宽度由运输设备本身轮廓最大宽度和《煤矿安全规程》所规定的人行道宽度和有关安全间隙相加而得;无运输设备的巷道,主要根据行人及通风的需要来选取。另外,参考XX矿现场经验,选择分带轨道斜巷和分带运输斜巷的断面如图6—2、图6—3所示。

2.2 巷道掘进方式及施工技术 2.2.1 巷道掘进方式

根据采煤工艺方式,回采巷道采用沿空掘巷方式掘进。根据XX矿现场生产经验,分带之间留3m的窄小煤柱。

回采巷道均为煤巷,采用综合机械化掘进设备掘进。配套综掘设备主要为:AM―50型掘进机,QZP―160A型转载机,SSJ800/2×40I型可伸缩胶带输送机。其主要技术特征见第五章。 2.2.2 施工方法

截割与支护单行作业,运煤和运料平行作业。 ①截割、临时支护:

掘进机按设计要求截割出巷道轮廓,然后找尽顶帮危煤,人工窜前探梁,在前探梁上铺金属网,网下放置钢带,用木鞋、木刹把前探梁与顶板刹实,并使钢带紧贴顶板,同时挂帮网。 ②出煤、打注顶部锚杆,打注两帮上部锚杆:

掘进机出煤后,用单体锚杆钻机打顶部锚杆孔,清孔,将锚固剂装入孔中,并用串好托盘的锚杆慢慢将锚固剂推入孔底。锚杆外端通过螺帽、连接套与单体锚杆钻机连接,开动钻机搅拌锚固剂,边搅拌边推进,直至将锚杆推入孔底。停机20秒,继续开动钻机紧固锣帽,直至将螺帽上的阻尼片打掉、塑料垫圈压扁挤坏,达到设计预紧力后,撤下钻具,进入下一循环。

打注顶部锚杆的同时,用风煤钻打两帮上部的锚杆孔,清孔,然后将锚固剂装入孔中,并用串好托盘的锚杆慢慢将锚固剂推入孔底。锚杆外端通过螺帽、连接套与钻具连接,开动钻具搅拌锚固剂,边搅拌边推进,直至将锚杆推入孔底,停机20秒 ,紧固锚杆螺帽,将螺帽上的阻尼片打掉、塑料垫圈压扁挤坏,达到设计预紧力后,撤下钻具,进入下一循环。。 ③打注两帮下部锚杆:

打注两帮下部锚杆和打注两帮上部锚杆的方法一样。两帮下部第四根锚杆可滞后迎头四排钢带打注。 ④锚索打注方法:

用锚杆钻机钻孔,清孔,将一块CK2550,两块Z2570药卷放入孔中,用锚索将药卷缓缓推入孔底。用锚索连接套将锚索连接,把连接套插入锚杆钻机套头中开动锚杆钻机搅拌锚固剂,边搅拌边推进,直至将锚索推入孔底,停机20秒,然后撤下锚杆钻机。

锚索打注10分钟后,对锚索上专用托盘、预应力垫片、锁具;然后涨拉预紧。 2.3 注意事项 ①每循环吃刀在0.8-1.0m为宜,截割跨距0.5-0.7m。 ②修整顶及两帮时要用慢速截割。 ③掘进时采用分层、由下而上截割落煤。

图6—2 分带轨道斜巷

第七章 井下运输 第一节 概述

1 井下运输的原始条件

本矿井设计生产能力为240万t/a,采用―四六‖工作制,即三班采煤、一班检修。矿区内可采煤层为3煤、16上煤和17煤(其中3煤为主采煤层),煤层倾角平均为7°,实体煤的容重为1.35t/m3,煤的松散容重为0.95 t/m3,矸石的松散容重为1.6 t/m3。矿井瓦斯涌出量小,为低瓦斯矿。各煤层均有自燃发火倾向,自燃发火期为3~6个月,最短18天;煤尘有爆炸

危险性。

1—主井;2—副井;3—井底车场;4—井底煤仓;5—轨道大巷;6—运输大巷;7—带区变电所;8—带区车场;9—绞车房;10—带区煤层运料平巷;11—分带轨道斜巷;12—分带运输斜巷;13—采煤工作面;14—带区煤层运煤平巷;15—带区煤仓;16—带区回风斜巷;17—绞车房回风斜巷 2.1 运煤系统

综放工作面→分带运输斜巷→带区煤层运煤平巷→带区煤仓→西翼运输大巷→井底煤仓→主井→地面

2.2 辅助运输系统 2.2.1 分带轨道斜巷侧

地面副井井底车场轨道大巷带区车场带区煤层运料平巷分带轨道斜巷 2.2.2 分带运输斜巷侧

地面副井井底车场轨道大巷带区车场带区煤层运料平巷分带运输斜巷 2.3 运矸系统

岩巷掘进工作面→小矿车→轨道大巷→井底车场→副井→地面 2.4 行人

地面副井井底车场轨道大巷带区车场带区煤层运料平巷各个工作地点 3 各环节运输方式 3.1 运煤方式

采煤工作面采用刮板输送机运煤,分带运输斜巷采用带式输送机运煤,大巷采用带式输送机运煤。

3.2 辅助运输方式

辅助运输采用无极绳绞车牵引1.5t固定箱式矿车、5t材料车、1.5t平板车运输材料及设备。 第二节 带区运输设备选择 1 带区煤炭运输设备的选择 1.1 采煤工作面

采用SGZ-764/400型前部刮板输送机,SGZ-764/500型后部刮板输送机,其技术特征见第六章表6—2和表6—3。 1.2 分带运输斜巷

根据《综采工作面配套设备图册》查得的分带运输斜巷配套设备如下:

2 带区运输能力验算

对矿井年产量(AB=240万t/a),按各环节通过能力进行验算,AB应由必要的运输设备运输能力来保证,即: AB≤

式中 An——各运输环节运输能力,t/h; K——产量不均衡系数,取1.2; T——日工作时间,取14小时;

η——运输设备正常工作系数,取0.8; 则 An≥==857.1249 t/h

通过验算,各运输环节的运输设备均满足要求。 3 带区辅助运输设备的选择

本带区的煤层倾角较小,因此提升时采用无极绳绞车牵引1.5t固定式矿车、5t材料车、1.5t

平板车运输。各设备技术特征如下:

4 带区车场一次提升的矿车数 设计一次提升的矿车数为8个。 根据矿车连接器强度进行验算: W== ==0.07

Z≤60000/(G+G0)(sinβ+Wcosβ)

Z≤60000/(1000+592)( sin20°+0.07cos20°)=15 式中 W——矿车与轨道间的摩擦系数; F——矿车运行阻力,N; g——重力加速度,m/s2;

K——车轮与轨道间的滚动摩擦因数,K=0.5~0.6; U——车轮轴承的摩擦因数; d——车轮的轴径,mm; D——车轮直径,mm;

Z——一次能提升的最大矿车数,个。

因为 8<15,故一次提升8个矿车满足要求。 第三节 大巷运输设备选择 1 大巷运输设备的选择

根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况,设计在轨道大巷内采用ZK10-6/550型架线电机车牵引矿车进行辅助运输,在运输大巷内采用SSJ-1200/4×2000型带式输送机运输煤炭,其主要技术特征如下:

运输设备运输能力验算

根据第二节带区运输设备运输能力的验算方法,运输大巷带式输送机的运输能力 An>857.1249 t/h

其运输能力满足运输要求。

第八章 矿井提升 第一节 概述

本矿井设计生产能力为240万t/a,服务年限为74.81a。本矿井采用立井两水平开拓方式,第一水平为-670 m ,第二水平为-845 m 。主井井筒直径为6.5 m ,净断面积为33.18㎡;副井井筒直径为7.5 m ,净断面积为44.18㎡。井下煤炭主要采用带式输送机运输;辅助运输轨道大巷采用架线式电机车牵引矿车运输,带区采用无极绳绞车牵引1.5t固定式矿车、5t材料车、1.5t平板车运输。煤的松散容重为0.95 t/m3,矸石的松散容重为1.6 t/m3。矿井为低瓦斯矿,煤尘有爆炸危险。矿井工作制度为―四六‖制,提升设备年工作日为300天,日工作14小时,最大下井人数为40人。

由于矿井的井型较大,所以主井采用箕斗提升煤炭,副井采用罐笼提升设备、材料、运送人员。

第二节 主副井提升

一、主井提升

矿井年产量为240万t,井型较大,所以主井采用落地式摩擦绞车提升两对12t箕斗提升。箕斗、绞车主要技术特征如下:

二、副井提升

副井采用多绳摩擦式绞车提升一对1.5吨矿车双罐笼提升。

第九章 矿井通风及安全 第一节 矿井通风系统选择 一、矿井概况

本设计矿井井型为2.4Mt/a,服务年限为74.81年。井田的开拓方式为立井两水平,第一水平标高―670m,服务年限为59.67年;第二水平标高―845m,服务年限为15.14年。全区可采煤层3层,煤层总厚10.44 m。其中,本区主采煤层为3煤,煤层平均厚度8.53m,倾角较小,在3°~9°之间,平均7°。煤质稳定,硬度中硬,普氏硬度为2~3,属中变质气煤,为高硫低灰分。煤层平均容重为1.35t/m3。本设计矿井属低瓦斯矿井,全矿井瓦斯相对涌出量为0.666m3/t,绝对涌出量为3.316m3/min。各煤层均有自燃发火倾向,发火期为3-6个月,最短18天。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。 井田范围内上侏罗系红层以上的非煤系地层,地温梯度最低,平均每深100m,升温1.5°C;第三煤层以上的煤系地层为中梯度,平均每深100m,升温1.8°C~2.0°C左右;第三煤层以下为高梯度,平均每深100m,增温2.5°C左右。 第三煤层是良好的隔热层,对地温起着一定的控制作用。一号井东断层东部地温较断层的西部地温高1°C~3°C,平均2.0°C左右。 矿区气候属海洋—大陆型,年平均降水量732.2mm,雨季多在六~八月。年平均气温为13.6℃,日最高气温为40.7℃,最低气温在-18.6℃,冰冻期为十二月至次年三月。冻土深度为450mm,风向多为南风和东北风。

二、矿井通风系统的基本要求

一般情况下矿井通风系统 ,都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济标合理等总原则。具体地说要适应以下基本要求:

1、每个矿井,特别是地震区、多雷区的矿井至少要有两个通地面的安全出口,个出口之间距离不得小于30m;

2、进风井口,要有利于防洪,不受粉尘、污风炼焦气体矸石燃烧气体等有毒气体的侵入; 3、采用多台分区主扇通风时,为了保持联合运转的稳定性,总进风道的断面不宜过小,尽可能减少公共风路的风阻;各分区主扇的回风流中央主扇和每一翼的主扇的回风流都必须严格隔开;

4、所有矿井都要采用机械通风主扇和分区扇必须安装在地面; 5、北方矿井,井口要有供暖设备; 6、总回风巷不得作为主要人行道;

7、工业广场不允许受扇风机噪音的干扰; 8、装有皮带机的井筒不允许兼作回风井; 9、装有箕斗的井筒不允许兼作进风井;

10、可以独立通风的矿井,采区尽可能独立通风;

11、通风系统要为防瓦斯、火、水、尘及降温创造条件;通风系统要有利于深水平延伸或后期通风系统的发展变化;

12、要注意降低通风费用。 三、矿井通风类型的确定 一般情况下,矿井主要有五种通风类型(图中主扇工作方法暂且按抽出式):中央并列式(图9—1)、中央分列式(图9—2)、两翼对角式(图9—3)、分区对角式(图9—4)和混合式通风。但一般来说新建矿井多在前4种方式中选择。混合式是前几种方式的综合,多在老井的改建、扩时使用。因而,我们只对前4种通风方式作一个粗略的比较。见表9—1所示。

结合本矿的地质条件:本矿虽然属低瓦斯矿井,但煤层有自燃发火倾向,煤尘有爆炸危险性。考虑到设计矿井范围大,井型大,服务年限长,从技术角度来看,中央并列式不适合本矿井,因此,本设计不采用中央并列式。

若采用中央分列式通风,需要把风井布置在一翼,另一翼通风线路太长,通风阻力太大,沿通风线路漏风大,并且所选用风机及配套电动机功率较大,经济上不合理。因此,也不考虑采用中央分列式。

采用分区对角式通风要多掘风井,由于本矿煤层埋藏深,在技术、经济上均不合理,因此,也排除了分区对角式。

由于矿井范围较大,可在井田东西两翼各布置一个风井,形成两翼对角式。对于两翼,通风线路不是太长,通风阻力也不是很大;另外,还增加了安全出口,安全性较好,通风系统较为合理。

综上所述,本矿井设计采用两翼对角式通风方式。(西风井和东风井的具体位置见矿井开拓平面图)

四、设计服务范围的确定

该矿井井田范围较大,井田面积32.75km2;服务年限长,矿井的服务年限为74.81年,第一水平服务年限59.67年。其中,第一水平西翼带区服务年限为35.7年。根据《规程》的要求,只考虑头15~25年的开采范围作为服务范围,对于服务范围之外的通风系统,设计中只作粗略考虑。由于本矿井的通风方式为两翼对角式,开采第一水平西翼带区时,头25年不属于通风困难时期,在开采倒数第二个分带时,通风线路叫较长,风量最大,属于通风困难时期。因此,通风服务范围确定为第一水平西翼带区。 五、主扇工作方法的确定

主扇的工作方法有抽出式和压入式两种。 1、两种主扇工作方法的风流运动过程 ①抽出式的风流运动过程

在服务范围内的西风井安设抽出式主扇。主扇开始工作后,矿井内的风流处于负压状态,新鲜风流顺着副井进入井下。然后,风流沿轨道大巷经带区运料进风行人斜巷进入煤层。风流流经采煤工作面后,乏风经带区回风斜巷回到运输大巷,再经西风井排到地面。 ②压入式的风流运动过程

在副井井口安设压入式主扇,进风副井井口要密闭,主井井底和总进风分开。主扇开始工作后,矿井内的风流处于正压状态,新鲜风流顺着副井进入井下。然后,风流沿轨道大巷经带区运料进风行人斜巷进入煤层。风流流经采煤工作面后,乏风经带区回风斜巷回到运输大巷,再经西风井排到地面。

2、抽出式和压入式的技术经济比较

该矿井虽然为低瓦斯矿井,但是煤层有自燃发火倾向,煤尘有爆炸危险性。采用抽出式通风,沿通风线路漏风少,通风管理工作比较容易,并且新旧水平过渡容易。另外,主扇布置在两翼风井而不是副井井口,对工业广场不造成噪音污染。因此,综合以上因素,确定主扇的工作方法为抽出式。

六、采煤工作面通风类型的确定

适用于本设计的采煤工作面通风类型有U、Z、Y和双Z等形式(以后退式为例,见图9—5)。这几种通风类型的粗略比较见表9—3。

由于本设计矿井为低瓦斯矿井,瓦斯涌出量很小,且U形通风漏风量少,易于通风管理。结合设计带区回采工作面推进方向,确定回采工作面的通风类型为U型后退式通风。 七、通风容易和通风困难两个时期位置的确定

当开采西一带区第一个分带时,所需风量小,通风线路短,通风阻力小,确定此时为通风容易时期。当西七带区倒数第二个分带刚投入生产时,所需风量大,通风线路长,通风阻力大,确定此时为通风困难时期。 八、掘进头数目和位置的确定 为了保证生产的正常接替,通风容易时期,在西二带区第一个分带布置两个煤层斜巷掘进头;通风困难时期,在西八带区最后一个分带亦布置两个煤层斜巷掘进头。 九、绘制两个时期的通风系统立体图和网络图

通风容易时期立体图及网络图(图9—6、图9—7)。

第二节 带区及全矿所需风量 一、矿井所需总风量的计算

1、按井下同时工作的最多人数计算矿井总风量 Qk=4NK,m3/min (9—1)

式中 4——以人数为计算单位的供风标准,即按井下每人4 m3/min的规定风量来计算矿井总风量;

N——井下同时工作的最多人数,因设计矿井为高产高效矿井,井下同时工作的人数不会超过500人,取N=500;

K——矿井风量备用系数,对于两翼对角式,取K=1.35。 则 Qk=4NK =4×500×1.35 =2700 m3/min

2、按实际需要计算矿井所需总风量

Qk=(∑Qai+∑Qbi+∑Qci+∑Qdi)Kl (9—2)

式中 ∑Qai——回采工作面和备用工作面所需风量之和,m3/min; ∑Qbi——各掘进工作面所需风量之和,m3/min; ∑Qci——各硐室所需风量之和,m3/min;

∑Qdi——除上述各用风地点外,其它巷道所需风量之和m3/min。 Kl——矿井风量备用系数,对于两翼对角式,取Kl =1.15。

本文来源:https://www.bwwdw.com/article/hp07.html

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