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安徽理工大學采礦工程潘集二礦課程設計

在線文檔 2014-05-07 0
軟件名稱: 安徽理工大學采礦工程潘集二礦課程設計
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整理時間: 2014-05-07
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目錄


第一章.礦井地理位置及地貌概述

1.1礦區概述

1.1.1 礦井位置與交通·······················································3

1.1.2 地形、地貌····························································3

1.1.3. 水文、氣象······················································3

1.2 井田地質特征

1.2.1井田範圍······························································4

1.2.2井田煤係地層簡述···················································4

1.2.3 地質構造····························································6

1.2.4瓦斯地質情況························································6

1.2.5水文地質條件························································6

1.3 煤層特征

1.3.1煤層的埋藏條件·······················································6

1.3.2主要可采煤層特征·····················································7

第二章.采區地質概況

2.1 煤層地質特征

2.1.1 煤層情況·····························································10

2.1.2 煤層頂底板···························································10

2.1.3 煤層瓦斯水文特征·····················································10

2.1.4地質構造······························································10

2.1.5地溫··································································10

第三章.采區儲量及生產能力

3.1儲量計算

3.1.1工業儲量······························································11

3.1.2可采儲量······························································11

3.2采區生產能力及服務年限

3.2.1采區生產能力··························································11

3.2.2服務年限······························································12

第四章.采區方案設計

4.1采煤方法的選擇

4.1.1采煤方法選擇概述······················································13

4.2采區巷道布置

4.2.1采區設計方案的選擇和參數確定··········································13

4.3采區生產係統

4.3.1采區通風······························································15

4.3.2運煤係統······························································15

4.3.3運料係統······························································16

4.3.4排矸係統······························································16

4.3.5排水係統······························································16

4.3.6灌漿係統······························································16

4.3.7工作麵的防滅火措施····················································16

4.3.8綜合防塵係統··························································17

4.4采區巷道設計

4.4.1巷道掘進······························································17

4.4.2巷道斷麵設計及其支護··················································17

4.4.3 采區保護煤柱及采出率·················································18

4.4.4工作麵長度及推進度····················································18

4.4.5 主要采煤工藝·························································18

4.4.6支護方式······························································19

4.4.7采空區處理····························································20

4.5采取車場設計····························································20

4.6安全技術措施

4.6.1割煤··································································20

4.6.2機電運輸措施··························································21

4.6.3支架··································································21

4.6.4防頂板措施····························································22

4.7 勞動組織、循環圖表及主要經濟技術指標···································23








第一章.礦井地理位置及地貌概述

1.1礦區概述

1.1.1 礦井位置與交通

潘二煤礦位於淮南市西北部,潘集區泥河鎮,明龍山以南,淮河以北。隔淮河與

淮南老區相望,南距淮南市政府所在地洞山,直線距離約25公裏。

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   礦井內現有礦區公路與各礦和市內相連接,另有陶王寨~懷遠公路和陶王~古溝公路及多條簡易公路對外暢通。自礦井南行約15公裏即可轉接淮河水運。礦井鐵路專用線現在已建成,連接淮阜線和淮南線,通達全國各地。

1.1.2 地形、地貌

    礦井地處淮河衝積平原之上,地形平坦,地麵標高為+17~+23米,一般為+1米左右。地勢西北高,東南低,坡度為萬分之一。

1.1.3. 水文、氣象

   淮河為本區主要河流,流經本礦井東南緣之外約8~10公裏處。一般水位標高+15米,曆年最高水位標高為+25.63米(1954年7月29日)。現堤麵標高+27.07米。

   泥河自西北向東南流經本礦井西南角,然後經青牛閘,尹家溝注入淮河。泥河沿岸地勢低窪,雨季易形成內澇。

   本區屬過度性氣候。四季分明,季風明顯,年平均氣溫15.℃,極端最高氣溫41.2℃(七月份),極端最低氣溫-22.8℃(一月份)。

   降雨量:年平均926.33毫米,最大1723.5毫米。日最大降雨量320.4毫米。降雨量一般一月份最小,六、七月份最大。

    降雪:初雪一般在十一月上旬,終雪在次年三月中旬;雪期為72—127天,最長達138天,最短隻有26天,最長連續降雪日6天。一般積雪厚0.20米左右。

    結冰期:凍結及解凍無定期,一般夜凍日解,土壤最大凍結深度0.30米。

    風向風速:本區一般以東南及東風為主,冬季多東北及西北風。平均風速3.18米/秒,最大風速為20米/秒。

1.2 井田地質特征

1.2.1井田範圍

   潘二煤礦位於淮南市西北潘集區泥河鎮,距市政府所在地洞山25km。井田範圍為:西起Ⅶ-Ⅷ線,東以13-1煤-800m等高線地麵投影為界;北以F1斷層及其延長線,經F66、F1-3至13-1煤-800m等高線;南界由F5斷層向東經Ⅵ線、背斜軸,拐Ⅳ-Ⅴ線,再沿F3斷層、Ⅲ線至13-1煤-800m等高線地麵投影為界。東西走向長為10km,南北寬1.4~2.5km,麵積約19.7km2。本井田地形平坦,地麵標高為+20.50~+23.00m。

   本井田為全隱蔽區,煤係地層為石炭、二疊係,全被139~310米厚的新地層所覆蓋。二疊係有可采煤層十層,平均可采總厚為28.42米。自下向上分別為1煤、3煤、4-1煤、4-2煤、5-1煤、6-1煤、7-1煤、8煤、11-2煤和13-1煤。其中4-1煤層屬強突出煤層,11-2煤層為突出煤層。11-2、3煤層為穩定煤層,13-1、8、7-1、4-1、1煤層為較穩定煤層,6-1、5-1、4-2煤層為不穩定煤層。其中6-1和5-1煤層平均厚度分別為2.0米和1.3米。一水平的13-1和11-2煤層已基本回采完畢。由於受到大的構造運動影響和煤層自身厚度的因素,各煤層在走向、厚度上變化非常大。

1.2.2井田煤係地層簡述

   本區煤係地層有石炭係的太原組和二疊係的山西組與石盒子組,全被139~310m厚新地層所覆蓋。

石炭係中上統本溪,太原組(C2+3)厚約124m,主要由鋁質泥岩,砂質泥岩,泥岩,砂岩,灰岩組成,含炭岩十二至十三層。太原組含薄層煤5—9層,無開采價值。

   二疊係(P),厚約985m,自上而下分為山西組(Pl),下石盒子組(P),上石盒子組(P),石千峰組(P)。石千峰組(P)厚約270m,不含煤,主要為灰綠,灰紫等一套雜色砂岩,粉砂岩,泥沿組成。二疊係含煤層地層總厚715m,含煤38層,煤層總厚37.5m。含煤係數為百分之五,自上而下分為山西組,下石盒子組,上石盒子組三組。

   具有工業價值的可采煤層均賦存於二疊係的山西組與石盒子組之中,因此該兩組為主要含煤地層。(井田地質綜合柱狀圖如圖1-1所示)

   綜合柱狀圖(1-1)
























































1.2.3 地質構造

   潘二煤礦位於淮南複向斜潘集背斜的東部隆起轉折端,軸線延展方向為北西西,南東東,傾伏方向為南東,傾伏角為5゜左右。背斜北翼地層走向為N60゜W,傾角10゜~45゜。因受南北方向的地應力強烈作用,井田內的大中型斷層和褶曲極其發育,其中本井田內逆衝斷層規模大,是典型的逆衝迭瓦型構造。為了進一步查明井田地質構造情況,井田內除了初期的找煤、普查、詳查、精查勘探過程外,又先後進行了精查補充勘探,地震補充勘探,各采區補充勘探,並提交了精查補充報告,建井地質報告,西翼擴大采區地質資料,西三西四采區地震補充勘探報告,南翼采區地震補充勘探報告及南翼補充勘探報告,Ⅴ-Ⅵ線補充勘探報告,Ⅵ-Ⅶ~Ⅷ線補充勘探報告等八件地質報告。查明本井田分為東部傾伏區、西部傾伏區、北翼和西部逆衝斷層帶共四個構造區。東部傾伏區有大的F2、F3、和F10斷層組以及它們的次生斷層。該傾伏區斷層呈放射狀排列。西部傾伏區有F1、F5和F1-4大的逆斷層以及它們的伴生斷層,且F5斷層下盤局部有次級褶曲。背斜北翼是本井田的主要開采地段,該區內有F19、F12-1、F24、F25、F13、F28、F28-1、F68-1、F203和F209等大的斜切斷層且幾乎全部向北傾斜,形成背斜軸部一側上升隆起,翼部一側煤層向北逐級下降。區內中部還有一條橫貫本區的落差在10~30米的走向正斷層F31以及其次生斷層存在,造成該區煤層波狀起伏,產狀有顯著變化,賦存狀態遭到嚴重破壞。西北部逆衝斷裂帶夾於F68和F66之間,由F1-3、F1-4、F68、F66、F66-1和F72等逆斷層組成,具有“波狀”,“鏟式”斷層麵呈迭瓦式組合。斷裂帶內次生斷層,次級褶曲發育。

1.2.4瓦斯地質情況

   根據撫順煤研所研究結果,中國統配煤礦總公司以(88)中煤總基字第107號文正式下文批準潘二礦屬於突出礦井。其中可采煤層中4-1和11-2煤層屬於突出煤層,4-1煤層具有較為嚴重突出危險性,建礦以來4-1煤層突出10次,11-2煤層有2次。4-1煤層瓦斯含量為8~12m3/t。8煤和13-1煤層瓦斯含量較高。礦井瓦斯相對湧出量為27.66(m3/T.晝夜),且瓦斯含量有大於10(m1/g.燃)以上的瓦斯高含量區(瓦斯湧出量和突出區域劃分分別由通風、抽排部門提供)。

1.2.5水文地質條件

   潘二煤礦位於淮南複向斜軸部偏北的潘集背斜東部轉折端,本地區地層中含水層根據賦存類型可分為三類:1、第四係鬆散流砂層孔隙含水層;2、二疊係煤係地層砂岩裂隙含水層;3、石炭—奧陶係灰岩岩溶裂隙含水層。

1.3 煤層特征

1.3.1 煤層的埋藏條件

  井田範圍內煤層埋藏呈現一個扇形,煤層中部走向為東西,傾角較大,兩翼處煤層傾角較緩。煤層露頭-252~~-260米之間。井田-280米為風氧化帶。

1.3.2主要可采煤層特征

一、 13—1煤層

    黑色,局部帶褐色,暗淡-半亮煤,瀝青光澤為主,油脂光澤次之,暗煤為主,夾鏡煤條帶,上部和下部以塊狀為主,中部有片狀和粒狀。斷口平坦,內生裂隙較發育。煤層厚度1.49~7.13M,井田平均厚3.66M,可采指數1,變異係數35.85%,屬較穩定煤層。分采區統計:Ⅵ~Ⅶ-Ⅷ線、Ⅴ~Ⅵ線、南翼(F2~Ⅳ-Ⅴ線)采區煤層平均厚度3.12~3.42M,變異係數分別為22.81%、27.66%、36.56%。評定結果:西三西四采區煤層穩定,南翼、西一西二采區較穩定,以南翼煤厚變化最大。井下巷道所見13—1煤層厚度不夠穩定,例如南一C組—300M水平回風石門見煤厚1.10M,在南一C13—1煤層順槽裏厚度變薄至0.80M,向下逐漸增厚,至—390M南一C組軌道中間石門增厚為3.30M,到—530水平增厚至5.30~6.40M。煤層結構簡單~較複雜,常有1~3層夾矸,局部見多層夾矸,夾矸為泥岩、灰質泥岩。下距11—2煤層約67M。

  二、 11—2煤層

黑色,暗淡-半亮煤,瀝青光澤為主,油脂光澤次之,暗-亮煤為主,夾少量鏡煤條帶,以塊狀為主,局部粉末狀。內生裂隙較發育。煤層厚度0.26~4.60M,井田平均厚度1.86M,可采指數為1,變異係數27.73%。煤厚變化不大,結構簡單,一般不含夾矸,屬穩定煤層。西三西四、西一西二、南翼(F2~Ⅳ—Ⅴ線)采區煤層平均厚1.83~2.05M,變異係數分別為35.43%、22.60%、24.67%,即西三西四采區厚度變化較大,為較穩定煤層,南翼、西一西二采區為穩定煤層。下距8煤約87M。

  三 、 8煤層

黑色,半暗-半亮煤,玻璃光澤為主,油脂光澤次之,暗-亮煤為主,夾少量鏡煤條帶,以粉末狀為主。內生裂隙較發育。煤層厚度0~5.89M,井田平均厚度3.2M,可采指數為0.89,變異係數35.27%,屬較穩定煤層。分區段統計,煤層平均厚度以Ⅴ~Ⅵ線(西一、西二采區)最厚,為3.41M,Ⅵ~Ⅶ-Ⅷ線、南翼段分別為2.87M、2.43M,變異係數分別為28.54%、36.59%、和24.52%,南翼段為穩定煤層,另兩段為較穩定煤層。煤層結構簡單~較簡單,Ⅳ線以東煤層單一無夾矸,Ⅳ線以西局部含夾矸1~2層,個別有3層。下距7—1煤層13M左右。

   四 、7—1煤層

黑色,暗淡-半亮煤,油脂光澤為主,瀝青光澤次之,暗煤為主,夾鏡煤條帶,以塊狀為主。斷口平坦,內生裂隙較發育。煤層厚度0~3.93M,井田平均厚2.6M,可采指數為0.97,變異係數33.01%,屬較穩定煤層。分區段統計,平均厚度2.02~2.39M,變異係數分別為31.04~33.17%。三個區指標比較接近,均屬較穩定煤層。煤層結構較簡單,煤層含有夾矸,東部一般1層,西部常見1~2層。下距6—1煤層15M左右。

 五 、6—1煤層

      黑色,半暗-半亮煤,玻璃光澤為主,瀝青光澤次之,暗煤為主,亮煤次之,以粉末狀為主。內生裂隙較發育。煤層厚度0~5.85M,井田平均厚2.00M,可采指數為0.91,變異係數57.76%,煤層厚度變化較大,不可采區分布在Ⅱ-Ⅲ~Ⅳ東線南部和Ⅴ~Ⅵ線之間靠背斜軸地段,屬不穩定煤層。分采區評定:Ⅴ~Ⅵ線區段屬不穩定煤層,Ⅵ~Ⅶ-Ⅷ線和南翼區均屬較穩定,其平均厚度分別為1.61M、1.57M,2.15M,變異係數分別為62.4%、38.85%、38.37%,煤層結構較複雜,煤層含有夾矸,夾矸一般為1~3層,岩性為泥岩、炭質頁岩。下距5—1煤層21M。

 六 、5—1煤層

      黑色,半暗-半亮煤,玻璃光澤為主,瀝青光澤,油脂光澤次之,暗-亮煤,夾鏡煤條帶,上部以塊狀為主,下部粉末狀。局部含黃鐵礦薄膜,內生裂隙較發育。煤層厚度0~3.20M,井田平均厚1.3M,煤層薄,變化無規律,大麵積不可采區出現在井田東部,Ⅳ~Ⅴ線以西亦有零星分布。可采指數為0.87,變異係數54.09%,為不穩定煤層。分采區評定:西一、二、三、四采區均屬較穩定煤層,平均煤厚1.3M,可采指數0.87、0.86、變異指數32.94%,29.92%。南翼采區屬不穩定煤層,平均煤厚1.00M,可采指數0.74,變異係數49.51%。煤層結構簡單,一般無夾矸,局部有夾矸一層,個別兩層。下距4—2煤層8M左右。

 七 、 4—2煤層

    黑色,半暗-半亮煤,玻璃光澤為主,油脂光澤次之,暗-亮煤為主,夾少量鏡煤條帶,以粉末狀為主。局部含黃鐵礦薄膜,內生裂隙較發育。煤層厚度0~3.36M,井田平均厚0.90M,煤層多見變薄尖滅,不可采區分布在 背斜北翼淺部水平和南翼Ⅱ-Ⅲ~Ⅳ西線之間。可采指數0.72,變異係數60.63%,為不穩定煤層。分采區統計,各區段平均煤厚為0.91~1.22M,可采指數0.79~0.83,變異係數36.46~52.46%,均屬不穩定煤層。煤層結構簡單,極少見夾矸。下距4—1煤層1.5M左右。

 八、 4—1煤層

   黑色,半暗-半亮煤,玻璃光澤為主,油脂光澤次之,暗-亮煤為主,夾少量鏡煤條帶,以粉末狀為主。斷口平坦,內生裂隙較發育。煤層厚度0.72~8.48M,井田平均厚3.70M,煤層厚度變化較大,無規律。可采指數1,變異係數46.19%,屬較穩定煤層,半暗-暗型煤,玻璃光澤,以片狀、粉末狀為主,局部小塊狀。分采區統計,各區段平均煤厚為2.92~4.08M,以西一西二厚度最大,西三西四最小,變異係數26.62~39.97%,均屬較穩定煤層,但西三西四采區更便於穩定型。煤層結構簡單~較簡單,含夾矸1~2層。Ⅳ線南段有岩漿侵入煤層,使Ⅳ13孔、 Ⅳ15孔煤層部分被吞蝕,煤變質為天然焦。下距3煤約80M。

 九、 3煤層

   黑色,局部鋼灰色,半暗-半亮煤,玻璃光澤為主,局部見金剛光澤,亮煤為主,夾鏡煤條帶,以塊狀為主,少量粒狀。斷口平坦,內生裂隙較發育。煤層厚度1.28~9.17M,井田平均厚5.07M,Ⅳ東~Ⅴ東線間厚度相對較大,厚度變化也較顯著,其他地段變化較小。可采指數為1,變異係數25.80%,屬穩定煤層,南翼、西一西二、西三西四采區平均煤厚分別是5.38M、4.64M、4.89M,變異係數分別為29.49%、23.00%、23.44%,南翼采區均屬較穩定煤層,西翼采區屬穩定煤層。煤層結構簡單,極少見夾矸。F3斷層以南有岩漿岩侵入煤層,構2孔、Ⅳ~Ⅴ21孔煤層被吞蝕。下距1煤1~2M。

 十、 1煤層

   黑色,局部鋼灰色,半暗-半亮煤,玻璃光澤為主,局部見金剛光澤,亮煤為主,夾鏡煤條帶,以塊狀為主,少量粒狀。內生裂隙較發育。 煤層厚度1.16~7.77M,井田平均厚度3.78M,在Ⅲ西線Ⅳ西線之間的北部厚度變化稍大,其他地段厚度變化比較均勻。可采指數為1,變異係數33.87%。屬較穩定煤層。采區穩定性以西一西二較差,南翼和西三西四較好。西三西四采區煤層穩定,平均煤厚3.75M,變異係數分別為24.66%;南翼平均煤厚3.42M,變異係數25.01%,評為較穩定煤層,而實際很接近穩定標準;西一四二采區平均煤厚3.53M,變異係數35.64%,為較穩定煤層。煤層結構簡單~較複雜,局部有夾矸1~3層。F3斷層以南有岩漿岩侵入煤層,使構2孔、Ⅳ~Ⅴ21孔煤層變質為天然焦。下距太原組一灰約15M。





第二章.采區地質概況

   本設計取西一采區作為設計對象,該采區位於礦井西翼,為雙翼上山采區,走向長1850~2300m,傾向長685m,采區上限標高為- 295m,下限標高為- 530m,平均煤厚3.24m,可采儲量為632.038萬噸,可采煤層屬於緩傾斜煤層。全區較穩定可采,僅局部含0.3m左右的薄層泥岩夾矸,其頂板為泥岩,砂質泥岩,底板為泥岩和砂質泥岩本采區瓦斯湧出量大,煤層有自然發火危險性,煤塵具有爆炸危險性。

2.1 煤層地質特征

2.1.1 煤層情況

   B組煤層包括8、7-1、6-1、5-1、4-1,其中8煤全區可采,其餘煤層局部不可采。

   以8煤為主作詳細介紹,煤層賦存穩定,煤層厚度變化不大,煤層厚度1.21~4.32米,平均厚度為3.45米,煤層傾角為18°~23°之間,煤層結構穩定,局部有1~3層夾矸透鏡體,偶有大於可采厚度,本采區煤的工業牌號為1∕3焦煤。

2.1.2 煤層頂底板

   其偽頂不發育,呈零星分布,較薄,岩性為炭質泥岩及泥岩、含炭泥岩。直接頂板為泥岩、砂質泥岩,厚度0.15~16.8M;抗壓強度6.2~75.4MPa;抗拉強度0.5~3.40MPa;屬Ⅰ~Ⅱ類頂板(不穩定~中等穩定。)且裂隙發育,較破碎,采掘時易冒落。老頂多為細砂岩及中粗砂岩,厚1.3~26.4M,抗壓強度78.4~138.5MPa;抗拉強度2.6~9.0 MPa;屬Ⅲ~Ⅳ類頂板(穩定~堅硬)。底板為泥岩、砂質泥岩,局部為細砂岩或中粗砂岩;厚度7.3~64.10M;抗壓強度66.1~97.0MPa,屬Ⅲ~Ⅳ類底板。

2.1.3 煤層瓦斯水文特征

   本礦井中,,4-1煤層具有較為嚴重突出危險性, 4-1煤層瓦斯含量為8~12m3/t。8煤煤層瓦斯含量較高。礦井瓦斯相對湧出量為27.66(m3/T.晝夜),且瓦斯含量有大於10(m1/g.燃)以上的瓦斯高含量區。

   采區水文地質條件較為複雜,煤係地層均為第四,第三係黃淮平原的衝積層所覆蓋,鬆散層內含水層與隔水層交互沉積,形成多成複合結構,按岩性結構自上而下可分為四個含水層和三個隔水層。一含為近地表的孔隙含水體,二,三,四含為孔隙承壓水體.四含直接覆蓋在煤係地層之上,該層沙礫層厚度大,含水豐富,是采區突水的主要補給水源之一,計采區生產前期兩個工作麵的正常湧水量為100m3/h。

   井田內各主要煤層的煤塵均屬於有爆炸危險的煤塵。其中8煤層的爆炸指數為28%煤層自燃傾向以測定煤的燃點作為估計煤的自燃傾向。測定結果顯示 8煤層均屬於“很容易發火的”煤層。煤層自燃期一般是3—6月。

2.1.4地質構造

   本采區內地質構造簡單,斷層較少,適合布置綜合機械化采煤工作麵。

2.1.5地溫

   采區地溫隨深度增加而增高,其中在-500m,平均每100增加1.1~1.50C,500~900 m,每增加100 m增高1.5~2.50C。本采區地溫在220C左右。

第三章.采區儲量及生產能力

   本礦井西一采區位於礦井西翼,為單翼上山采區,走向長1850~2300m,傾向長685m,采區上限標高為- 295m,下限標高為- 530m,平均煤厚3.24m,可采儲量為632.038萬噸,可采煤層屬於緩傾斜煤層。全區較穩定可采,僅局部含0.3m左右的薄層泥岩夾矸,其頂板為泥岩,砂質泥岩,底板為泥岩和砂質泥岩本采區瓦斯湧出量大,煤層有自然發火危險性,煤塵具有爆炸危險性。

3.1儲量計算

3.1.1工業儲量

   采區走向長1850~2300m,傾斜寬685m,煤的容重1.3,麵積1784384m2。

   以8煤為主作詳細介紹,煤層賦存穩定,煤層厚度變化不大,煤層厚度1.21~4.32米,平均厚度為3.45米,煤層傾角為18°~23°之間,煤層結構穩定,局部有1~3層夾矸透鏡體,偶有大於可采厚度,本采區煤的工業牌號為1∕3焦煤。

   儲量計算公式:Q=d.s.M.

    式中: d為煤的容重     

    s為水平麵積

    M為煤的平均厚度

    Q=1784384×3.45×1.3=8002962t     

3.1.2可采儲量

   儲量計算公式:ZK=(Zg-p)×C j

   式中:ZK---- 設計可采儲量, 萬t;

    Zg---- 工業儲量,萬t;

    p---- 永久煤柱損失量,萬t;

      C---- 采區采出率,本設計條件下取92%。

      P---- 上下兩端永久煤柱損失量,上下兩邊界永久煤柱損失量, t; 經初步計算煤柱損失量為430560t

     ZK1= ZK2= ( Zg1-p1)× C1=(8002962-430560)×0.92=696.67萬t

3.2采區生產能力及服務年限

3.2.1采區生產能力

   西一采區運輸路線雖長、但是轉載環節較少,運輸係統較為簡單、運輸能力較小;運輸上山傾角22.5°,為防止飛車,煤量不宜過大;西一采區內地質構造簡單,煤層傾角大,可采儲量僅696.67萬噸,斷層較少,因此布置一個綜合機械化采煤工作麵。

   一個采麵的生產能力為:A0 =LV0MγC0

   式中 L——采煤工作麵長度,m;

    V0——推進速度,m/a;

    M——煤層厚度或采高,m;

    γ——煤的密度,t/m3

    C0——采煤工作麵采出率,一般取0.93~0.97,薄煤層取高限,厚煤層取低限;此處取0.95。

    采煤機截深取0.8m,一天截6刀,采用三八製一個班截3刀。一天工作麵推進速度為4.8m,采煤工作麵年推進速4.8m/d×330d=1584m/a。

   因此一個采麵生產能力A0 =260×1584×3.45×1.3×0.95=175.5萬t/a。

   采區生產能力為:AB =k1k2 A0i

   式中 n 采區內同采的工作麵個數,此處取1;

    k1 采區掘進出煤係數,取1.1 左右;

    k2 工作麵之間出煤影響係數,n=1取1,n=2 時取0.95,n=3時取0.9。

   采區生產能力AB =1.1×1×175.5=193.05萬t/a。

3.2.2服務年限

   采區服務年限的計算:

        T=

        =696.67/(193.05×1.3)=2.78年

   T---采區的服務年限;

   Zk---采區的可采儲量;

   P---采區的生產能力;

   K---取采區儲量備用係數1.3

   故采區服務年限為2.78年。








第四章.采區方案設計

4.1采煤方法的選擇

4.1.1采煤方法選擇概述

   采煤方法是采煤係統和回采工藝的總稱。它的選擇應該結合具體地質條件和技術條件,綜合考慮高產、高效、材料消耗少,成本低、便於管理等因素。設計時應盡量采用行之有效是先進技術,積極提高機械化水平。采煤方法的選擇應結合本設計采區的實際情況,采用合理的采煤方法。

   在礦井的生產過程中采煤方法的選擇是否合理,直接影響整個礦井的生產安全和各項經濟指標。選擇采煤方法應當結合具體的礦山地質和技術條件,所選擇的采煤方法必須符合生產安全、經濟合理、煤炭采出率高的基本原則。從當前世界範圍來看,采煤方法主要有壁式體係采煤法和柱式體係采煤法。選擇采煤方法的影響因素包括地質條件、技術發展及裝備水平的影響和管理水平因素。

   西一采區內煤層賦存穩定,傾角在180~230之間,煤質較軟,煤層結構穩定,頂底板條件較好,地質構造簡單,采區內斷層較少,因此設計決定采用走向長壁一次采全高綜合機械化采煤方法回采,雖然采區內瓦斯含量較大,但隻要加強通風管理,嚴格按照有關規程辦事,正確抽排,將不會對采區生產造成影響。

4.2采區巷道布置

4.2.1采區設計方案的選擇和參數確定

  采區上山布置方式   優缺點比較

  岩石上山布置   采區岩巷工程量大,巷道掘進費用高,速度慢,工期長,但維護費用低煤層上山布置

  煤層上山布置   施工速度快,但煤柱多,維護費用高,尤其是上山和工作麵上,下順槽多出平麵向交叉,對煤炭及輔助運輸係統不利。且漏風大,通風管理複雜煤層、岩層上山相結合

  煤層、岩層上山相結合   克服了岩石,煤層上山布置的缺點,對移交工期,輔助運輸,通風管理,巷道維修均有利

   本礦井為高瓦斯雙突礦井,為滿足高沼氣雙突煤層開采時通風的要求,設計采區上山按三條布置。即:一條軌道上山,一條皮帶運輸上山,一條行人通風上山。

   這種布置的優點是:專巷專用,能滿足雙突礦井通風的要求,安全可靠,膠帶機上山風速小,對降低采區煤層汙染,改善工作麵生產環境均為有利。另外,上山斷麵小,有利於巷道的施工和長期維護。

   本采區內8煤層為中厚煤層,平均厚度為3..24米,采區內瓦斯含量不大,但是煤層有爆炸的可能,有自然發火的趨勢,區段平巷,如果布置雙巷,需要留設一定的保護煤柱,一方麵造成煤炭資源的浪費,另外,由於大量的煤柱留設,會造成采區自然發後的可能性增大,因此,采區區段平巷選擇單巷布置,下區段可以選擇沿空留巷和沿空掘巷。

   區段運輸平巷與軌道上山之間通過采區車場聯結,中部車場為甩入石門的單道起坡一次回轉式車場;上部車場為逆向平車場;下部車場為臥式頂板繞道車場。

   運輸上山與區段運輸平巷之間通過溜煤眼相連接,並形成采區運煤係統。區段回風巷上與回風上山通過石門聯結,下與采取下部車場相貫通,形成采區通風係統。

(1)回風上山:布置在采區的最西側,作為采區的專用回風上山。斜長763m;斜巷層位位於8煤底板。回風上山下部與采區下部車場相通,西一采區回風經采區回風上山,到經東總回風巷,再至南風井。回風上山通過各區段回風道與各區段岩石軌道巷相通。

(2)軌道上山:位於回風上山西側,布置於岩層中,與回風上山相錯布置。設計安裝提升絞車,作為西一采區的輔助運輸、排水用。上山斜長883.5m,傾角16°。層位位於8煤底板,絞車房回風道與西一采區回風上山相通;西一軌道上山施工至斜巷上口變平位置時,必須探清8煤的賦存情況。西一采區軌道上山通過下部車場與-530軌道大巷相通,通過各區段甩車場與各區段煤巷相通。

(3)運輸上山:布置在采區的最西側,作為采區的運輸上山。斜長735.3m,傾角15°;斜巷層位位於8煤底板岩石中,上距8煤頂板間距60m左右。運輸上山上部與-240回風石門相通,在運輸大巷上部布置采區煤倉,下部與軌道上山下部車場相連接。

(4)工作麵運輸巷:工作麵運輸巷(機巷)跟8煤頂板施工,機巷采用梯形巷道布置,工字鋼支護,底寬4700mm,淨高2900mm,棚距500mm,采用雙抗網配合塘材腰幫過頂,主要用於工作麵進風、行人、供電、安設供水噴霧、排水、液壓管路、隔爆設施,鋪設運輸設備(運煤)以及各種安全設施和配件。

(5)工作麵回風巷:工作麵回風巷(上風巷)跟8煤頂板施工,風巷采用采用梯形巷道布置,工字鋼支護,淨寬4600mm,淨高3550mm,棚距500mm,采用雙抗網配合塘材腰幫過頂,主要用於工作麵回風、行人、運料、安設供水、排水管路及一通三防安全設施等。

(6)工作麵開切眼:工作麵開切眼跟八煤頂板施工,切眼導峒采用工字鋼支護,上淨寬3200 mm,下淨寬4200mm,淨高2450mm;刷大采用圓木作木梁、木腿支護,上淨寬3100 mm,下淨寬4100mm,淨高2500mm。走向棚棚距均為600mm,采用雙抗網配合塘材腰幫過頂。靠導峒棚和刷大棚兩端腿子內側,分別打兩排順山挑棚加固,順山棚均為單體支柱配合工字鋼支護。整個切眼主要用於工作麵安設支架、回采煤炭、通風、行人、鋪設運輸設備等。

(7) 主要聯絡巷及其它巷道:聯絡巷、溜煤眼、進架道(包括組裝峒室)及移動變電站等巷道。

4.3采區生產係統

4.3.1采區通風

   采場通風方式的選擇與回采順序、通風能力和巷道布置有關。本采區采用走向長壁後退式開采,因此通風方式采用U型通風,這種通風方式具有風流係統簡單,漏風小等優點。為使風流按設計要求行進,達到合理的通風效果,采區內需布置一定的通風設施,本采區內的主要通風構築物有風門、風窗、風簾等風門用於改變風流的方向,使風流按設計的路線行進。在采區變電所及絞車房內需布置調節風窗。 

   采區的通風係統為:新鮮風流自副井井底車場西翼軌道石門采區下部車場軌道上山采區中部車場區段運輸平巷工作麵區段回風平巷回風斜巷采區回風石門西翼回風石門風井地麵。

   掘進工作麵所需的新鮮風流,從軌道上山經采區中部車場分兩翼分送至平巷,在平巷內由局部通風機送往掘進工作麵,汙風由區段平巷經回風上山回入采區回風石門,由回風石門到回風大巷。

   采區絞車房和變電所所需要的新鮮風流由軌道上山直接供給,采區絞車房的回風是經聯絡小巷處的調節風窗回入采區回風石門。變電所的回風是經回風上山進入回風石門。煤倉不通風,煤倉上口,上山輸送機的機頭峒室的新鮮風流直接由石門通過聯絡巷中的調節風窗供給。

   此外為使風流能按上述路線流通,不構成短路,在相應地點需設置風門

4.3.2運煤係統

   工作麵運出的煤炭區段運輸平巷溜煤眼運輸上山采區煤倉運輸大巷井田中央煤倉中央皮帶機巷煤倉主井地麵

   為保證采區煤炭運輸係統安全有效的運行,在組織采區運輸時需遵守一定技術安全規定,基本要求如下:

   (1)、出煤係統各巷道要加強維護、清理,壞棚及時加強好,運煤係統內撒落的煤炭及時清理,安全環境保持良好;

   (2)、機電檢修工、開車司機要經過技術培訓和專業知識培訓,並持證上崗。出煤係統內機電設備要及時檢修、維護,確保運煤設備安全運轉。

   (3)、出煤係統內機電設備要保持完好,皮帶機、刮板機保護裝置要齊全,皮帶機上下托輥運轉正常,托架齊全,刮板機刮板、螺栓齊全緊固。

   (4)、 運煤係統內防塵管路齊全,各轉載點必須有噴霧裝置,並能成霧狀,開車、停車時,由司機開啟、關閉。

   (5)、運煤係統內照明、信號裝置齊全,司機開車時要集中注意力,發現問題要及時停車,問題處理好後再開車。

   (6)、人員不準乘坐皮帶機、鏈板機。

   (7)、皮帶機運行時,禁止任何人將身體任何部分伸入底皮帶,皮帶機頭兩側防護攔必須安設齊全。

   (8)、任何人嚴禁正對機頭方向作業或逗留。

   (9)、開車司機必須持證上崗,並嚴禁違章,嚴格按操作規程執行。

   (10)、破碎機入料封閉口前必須加設不少於五根防護鏈,確保人員安全。

4.3.3運料係統

    采區運料采用軌道600 mm的軌道運輸,材料車的型號為MC1.5—9B。運輸係統為:地麵副井西翼軌道石門 采區下部車場軌道上山上部車場采區回風上山區段回風平巷工作麵

   運料要嚴格按照以下安全技術措施執行,防止發生安全事故。

   (1)、運料前,必須先檢查運料路線的頂板、支架情況,發現問題及時處理好後方可作業,確保運料路線暢通。

   (2)、運料時,前後運料人員要拉開至少5m的距離,防止運料時材料碰傷人。

   (3)、工作麵及機巷運煤設備不準運料。

   (4)、打運大件設備時,必須有班隊長現場跟班,絞車司機必須持證上崗,並嚴格按操作規程執行

   (5)、斜巷運輸時嚴格執行“行車不行人,行人不行車”製度。

4.3.4排矸係統

    排矸采用600mm軌距的礦車和平板車,其路線為:采區掘進頭中部車場軌道上山下部車場西翼軌道巷石門副井地麵

4.3.5排水係統

   區段運輸巷回風斜巷通風上山西翼軌道石門井底車場水倉泵副井地麵

4.3.6灌漿係統

   本工作麵的煤層有自然發火危險,因此要求工作麵必須有有效的灌漿係統和防滅火措施,保證工作麵的安全生產。根據本麵地質及回采情況,本麵采取收作封閉後集中灌漿方式。灌漿係統為:地麵灌漿站風井西翼回風石門采區回風石門回風斜巷區段回風巷采空區

4.3.7工作麵的防滅火措施

   (1)、上、下風巷的清水管必須接到工作麵,並確保供水,每50m撥一個三通。

   (2)、通風部門要建立自燃發火預測預報製度,定期檢查上隅角的CO、CO2及溫度,發現問題及時采取有效措施進行處理,防止自燃發火。

   (3)、對容易引起外因火災的電源及各種開關電纜,整定值要符合規定,確保準確無誤,電氣設備杜絕失保、失爆。

   (4)、加強皮帶機的管理,必須使用阻燃輸送帶,並經常清理皮帶機下的浮煤,皮帶機各托輥必須轉動靈活,巷道環境必須清理幹淨。

   (5)、皮帶機頭、泵站、移動變電站等要害部位滅火設施要齊全,所有下井人員要熟悉滅火器材的使用方法和存放地點。

4.3.8綜合防塵係統

   地麵水池風井西翼回風石門西一采區回風石門回風斜巷區段回風巷工作麵

   地麵水池北風井西翼回風石門西一采區回風石門回風斜巷區段運輸巷工作麵

   八、瓦斯抽排係統

   采區瓦斯含量較大,為防止工作麵的瓦斯濃度超限,保證采區的正常生產,需對工作麵的瓦斯進行抽排。

   (1)、高位鑽孔抽放:在工作麵回采時預先在回風巷距切眼40m先施工一個高位鑽場,以後每隔100m施工一個高位鑽場打高位抽放鑽孔,高位鑽場布置在工作麵的煤層頂板中,每個鑽場布置4個抽放鑽孔,孔徑91mm,孔深120m,終孔位置控製在工作麵風巷向下30~40m及煤層頂板10~15m的範圍內。

   (2)、上隅角埋管抽放:在工作麵的回采過程中,在上隅角每間隔15m交替埋入8寸鐵皮管,利用井下移動抽放係統進行抽放,一方麵可以解決上隅角的瓦斯超限問題,同時可以增加抽放量,提高抽放效果。

4.4采區巷道設計

4.4.1巷道掘進

   本采區的上山布置在8煤層底板中和8煤層中,其中岩石巷道,巷道圍岩較穩定。開拓上山時,采用光麵爆破掘進,配備YT-24型氣腿式鑿岩機、EZ-2型岩石電鑽、P30-13型耙鬥裝岩機和錨噴機器等。掘進工藝為:打眼裝藥填炮泥連線放炮通風除塵裝岩支護。

   區段平巷為煤層巷道,因為本采區煤層瓦斯含量大,為保證安全和提高掘進速度,煤巷采用機械化掘進。選用EBJ-132掘進機、EMZ2B-17蟹爪式裝煤機。

   巷道掘進時的局部通風采用壓入式通風方式。這種通風方式與抽出式相比較安全且勞動環境好。局部通風機選用BJK66-11NO.4.5型。

4.4.2巷道斷麵設計及其支護

   區段平巷主要有區段運輸平巷和區段回風平巷,擔任工作麵煤炭的運輸、工作麵新鮮風流的進入、汙風的排出、材料的運送等任務。區段平巷的服務年限短(一般為一二年),斷麵較小,一般選用梯形巷道,區段平巷頂板采用工字鋼進行支護,巷道斷麵如附圖(4-1、4-2、4-3、4-4、4-5)。

4.4.3 采區保護煤柱及采出率

    采區煤柱包括采區範圍內的巷道煤柱,以及采區邊界煤柱,斷層煤柱,隔水煤柱,火燒邊界煤柱等。

    根據本采區的地質特點及采區巷道布置情況設計采區的保護煤柱留設如下:井田西翼石門直接與采區下部車場相聯係,大巷不布置在煤層底版,因此不需單獨留設大巷煤柱;采區布置三條上山,每條上山相距20m,在上山兩側各留取10m的保護煤柱。

表 采區煤柱

  工業儲量(萬t)   上山煤柱(萬t)   開采損失(萬t)

   800.296   0.68   64.02










   回采率=(采區工業儲量—采區損失儲量)/采區工業儲量 %

    =(800.296-0.68-64.02)/800.296

      =91.9%

   〈〈煤炭工業礦井設計規範〉〉中規定采區回采率:厚煤層不應小於75%,中厚煤層不應小於80%,薄煤層不應小於85%。因此本采區的回采率符合要求。

4.4.4工作麵長度及推進度

   采煤工作麵的長度的確定主要考慮頂煤破碎、頂煤放出和減少煤炭損失率等三個因素。

   頂煤破碎主要取決與支撐壓力及頂板活動的作用,由工作麵長度對支撐壓力及礦壓顯現的影響分析可知,工作麵長度不得小於80 m,但長度大於200 m以後,其變化趨於緩和。此外合理的工作麵長度有利於頂煤放出。從減少煤炭損失率考慮適當加大工作麵長度,可以相對減少區段煤柱及端頭煤柱的損失所占的比例。

   綜合考慮以上因素及本采區的區段長度及區段巷道布置情況,工作麵的長度為260 m。

   采煤工作麵年推進度,可按所選、采煤設備的技術性能,采煤循環圖表計算:

   年推進度=日循環進度×設計年工作日×正規循環率

   本工作麵的工作製度為三八製,兩班采煤,一班檢修。每班采3刀,每刀進0.8m,日循環進度為4.8 m,設計年工作日為330天,正規循環率一般取0.75因此計算年推進度為 1188m。

4.4.5 主要采煤工藝

 1、工藝流程:斜切進刀 → 打三角煤 → 割煤 → 推溜 → 移架→ 斜切進刀

   2、割煤:①割煤采用MGT375/750采煤機。 ②進刀方式煤,往返一次割兩刀,進刀如圖5-3所示

3、裝煤:由煤機滾筒螺旋葉片進行主裝煤,運輸機鏟煤板進行輔助裝煤

      運煤:①工作麵使用一部SGZ764/630刮板運輸機將煤運至運輸順槽的轉載機上。

        ②運輸順槽使用兩部SZZ764/160轉載機,一部SSJ-1000/200×2順槽皮帶機將煤運至階段煤倉,然後放至皮帶機上山,再經西翼至主井皮帶機運至主井。

              工作麵端頭斜切進刀示意圖





























  4.4.6支護方式

   綜采工作麵的液壓支架選型及其主要參數的選擇必須與礦山地質條件相適應。根據精查階段所獲得的煤層頂底板性質及礦山壓力顯現規律,工作麵決定采用ZY35-/17/35支撐掩護式液壓支架,其支撐高度為1.7~3.5m之間,滿足工作麵割煤高度的需要。其初撐力及工作阻力均符合要求。支架的移架方式為滯後采煤機滾筒10架追機依次順序移架及時支護頂板,嚴防空頂、漏頂發生。移架步距600mm。

   工作麵的上下端頭上工作麵與平巷的交會處,此處控頂麵積大,設備、人員集中,又是設備、人員和材料出入工作麵的交通口。因此搞好工作麵端頭的支護極其重要。根據本采區的礦壓顯現特點,設計決定工作麵下端頭使用三架PDZ9000/16/38上端頭使用2架對端頭進行支護回,如果頂板破碎,上下端頭可超前工作麵1.2~2.4m支護,區段平巷超前20米進行加強支護。

   根據工作麵的長度、液壓支架的中心距,最終確定本工作麵使用的ZY35-/17/35為113台,PDZ9000/16/38 為5台,其中上端頭2架,下端頭3架。

4.4.7采空區處理

   工作麵采用一次采全高的采煤方法,因此采空區采用全部跨落法處理。

4.5采取車場設計

   (1)軌道上山平層麵交線至絞車房的距離

   T '=R1tan0.5β=16000×tan20°/2=2821

   L=A+B+a+b+d+T =8000+5000+1648+1851+2000+2821 =17615

   (2)繞道各段長度

    ①繞道斜長取繞道轉角δ等於道岔角。

    L'=Ln/sinδ=20000/si

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