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文檔簡介

1、汝州市瑞平朝陽煤業公司開采初步設計說明書汝州市瑞平朝陽煤業有限公司汝州市瑞平朝陽煤業公司開采初步設計說明書工程編號:工程規模:0.15Mt/a礦長:總工程師:項目負責人:汝州市瑞平朝陽煤業公司目錄第一章礦井基本概況及地質特征1第二章礦井(采區)布置及裝備18第一節礦井(采區)儲量計算18第二節礦井(采區)設計生產能力及服務年限20第三節礦井(采區)開拓方式21第四節采煤方法及采掘工作面機械裝備24第五節礦井(采區)運輸系統及裝備32第六節供電、排水系統35第七節礦井(采區)通風系統41第八節檢測監控系統43第九節灑水降塵及防滅火系統55第十節壓風系統67第三章礦井(采區)巷道掘進71第四章礦井

2、(采區)風量計算與分配74第五章技術經濟分析87第一章礦井基本概況及地質特征第一節井田概況一、位置交通1、地理位置及交通汝州市朝陽煤礦位于汝州市小屯鎮李二堂村西500m,行政區劃隸屬汝州市/、屯鎮,北距汝州市30km,東距207國道2.5km,距平頂山至洛陽公路4km,緊鄰焦枝鐵路,朝川至蟒川公路從礦區通過,交通條件便利。見交通位置圖交通位置圖二、井田自然地理本井田為汝州煤田一部分,礦區地勢呈北高南低,西高東低,井田內地面標高+227.0+246.0m之間,相對高差19m左右。向東逐漸過渡為平原,北、西、南三面環山,均屬低山丘陵區。區內可分為山區、崗區、平原,山區屬伏牛山東部余脈,山體呈北西西

3、向延展,比較高的山有暴雨山、鹿山等,山區與平原之間為崗區,地形起伏不平呈緩坡狀。礦區內有一條西南東北向季節性小河流通過,泄水條件良好,礦區內無重要建筑物。三、氣象據汝州市氣象臺記錄,本區平均年降水量為772.7mm,最大降水量1235.5mm,最小降水量為550mm,而且多集中于79月份,降水量相當于全年降水量的60%以上。年平均風速2.9m/s,最大風速24m/s,冬季多西北風,夏季多東南風。年平均氣溫14C,極端最高氣溫42,極端最低氣溫為-11.7。當年10月至第二年3月上旬為霜凍期,最大凍土深度為22cm,屬大陸性季風氣候。該區屬淮河流域,主要有汝河,地表沖溝發育,且多為干溝,只在雨季

4、有短暫水流,雨后即干。四、地震據史料記載,公元前519年至公元1942年的2461年間,平頂山其發生地震84次,河南省發生的八次大地震中七次對該區有較大破壞。其中五次發生于1522年1月28日、1524年2月14日、1556年1月、1558年和1820年8月4日,有民舍傾覆。依據國家地震局編制的地震裂度區劃圖和武漢地震測繪大隊資料,平頂山礦區地震裂度為六度。五、電源、水源電源:采用雙回路供電線路,分別引自汝州市朝川變電所17#、19#盤,電壓等級6kV,一用一備。水源:自備井。六、區域經濟和建設材料本區域屬經濟欠發達地區,目前仍以農業為主。近年工業發展較快,采礦業發展尤為迅速。農作物以小麥、玉

5、米為主,其它雜糧,經濟作物為輔。本區建筑材料除木材、金屬材料外,水泥、石子、砂、磚瓦均可本地生產。第二節地質特征一、井田地質構造(一)區域地質構造汝州煤田的沉積環境和平頂山煤田類似,在區域地質構造上部處于豫西的北西西向拗褶帶(伏牛山)和東西向拗褶帶(嵩山)交匯位置,其特點是斷裂構造多,褶曲形態變化大,地層和含煤建造情況都與平頂山礦區的地層結構大體相同,斷層和地層走向以NW向為主,地層的傾向多為NE向為主;所不同的地方主要是第三系和第四系沉積層薄,二疊系晚期和三疊系的地層缺失。(二)區域地層該區地層發育了自寒武系以來的石炭系、二疊系及第三、四系等地層,按自上而下的順序描述如下:第四系Q:上部為土

6、黃色紫紅色的砂質黏土,下部為松散狀碎石。局部為黃土,厚度030m。第三系R:由紫紅色、灰綠色砂質粘土夾礫石組成,半固結狀,礫石的原巖為安山巖、石英巖,厚度0-30m。二疊系P:1、上統上石盒子組,主要為砂質泥巖、泥巖、煤及砂巖等組成,本區按照自下而上的順序可分為四個含煤組:(1)第一含煤組,由磚灰色砂質泥巖、泥巖、灰白色細粗粒砂巖和煤層組成,泥巖中一般含鋁土質,見黑色及紫色斑塊。本組一般含煤3-8層,底部有一層灰白色細粒石英砂巖作為與下石盒子組分界。(2)第二含煤組,以灰色泥巖,砂巖為主,夾有薄層砂質泥巖和煤層,一般含煤12層。底部常有一層灰白色、中厚層狀的中細粒砂巖作為與12煤組的分界線。(

7、3)第三含煤組,以灰色、雜色泥巖和砂質泥巖互層,一般含煤23層。泥巖具酶粒,富鋁土質,有紫班。下部普遍存在一層灰白色、厚層狀的中粗粒長石石英砂巖,底部往往含礫,是良好的標志層,通常稱為“田家溝砂巖”。厚度約為13.0m。(4)第四含煤組,以淺灰色、灰白色泥巖和砂質泥巖為主,中間夾灰白色砂巖,一般含煤1-2層。2、下統下石盒子組,其上部為灰色的砂質泥巖,中部為大紫紅紅色的泥巖,下部為灰色的砂鍋窯砂巖,厚度22.442.7m,平均厚34.1m。3、下統山西組,主要為綠灰灰色的砂質泥巖,泥巖,香炭砂巖,大鉆砂巖,已(即二煤)煤組等。厚度4365m。石炭系C只有上統的太原群,可分為三段。(1)下部灰巖

8、段:由13層淺灰、深灰色薄層灰巖夾砂質泥巖、砂巖和14層薄煤層組成,灰巖含泥質高,一般為煤的頂板,在朝川礦區漸變為砂巖,砂質泥巖或泥巖。(2)中部砂質泥巖段,以淺灰色、灰白色泥巖和砂質泥巖及中細粒砂巖為主,夾灰巖和薄煤層一層。(3)上部灰巖段:以淺灰、深灰色及灰黑色中厚層狀灰巖、燧石灰巖及砂質泥巖、砂巖和煤層組成,一般夾灰巖27層,煤層45層。本層總厚度42.5-97.8m,平士厚68m,頂部有一層硅質泥巖或薄層灰巖,作為與山西組的分界。寒武系6主要為上統的白云質灰巖和下統的泥巖、頁巖。厚度巨大(大于500m),構成煤系的基底。(三)礦井地質該礦主要開采二1煤,井田范圍內為一單斜構造,地層走向

9、為北81°西,傾向北9°東,傾角約25°,礦井范圍內的小斷層較多,斷距小于3-5m,對礦井開采影響較大的斷層未見。二、井田地層井田內發育地層與前述區域地層一致。在此不再贅述。三、井田構造由河南省煤田地質局四隊2004年4月提交的河南省平頂山市汝州朝陽煤礦資源儲量核查報告知,本礦邊界斷層及礦井內斷層要素特征如下:1、 F26正斷層:位于礦井北東邊界處,走向125°,傾向35°,傾角70°左右,地層落差140m左右,該斷層基本得到控制。礦井內延伸長度約800m,于本礦西北邊界附近被F27正斷層所切割。對本礦開采有一定的影響。2、 F27正

10、斷層:位于礦井北西邊界處,走向30°,傾向300°,傾角70°左右。地層落差120m左右,該斷層基本得到控制。礦井內延伸長度490m,對本礦開采有一定的影響。3、F10正斷層:位于東南邊界處,走向25°,傾向115°,傾角50°,地層落差80m左右,12-65鉆孔遇到,控制程度一般。礦井內延伸長度約80m,對本礦開采影響不大。4、 F29正斷層:位于礦井西北部,走向近東西,傾向北,傾角50°,地層落差20m左右。礦井內延伸長度約60m,對本礦開采影響較大。5、F28正斷層:位于本礦北部邊界外,走向25°,彳向110

11、°,傾角70左右,地層落差80m,不影響本礦開采。上述F26、F27、F10三條邊界斷層的切割影響,使本礦井成為一個地壘。結合礦區構造特征,本礦構造復雜程度應為中等構造。四、煤層和煤質情況(一)煤層朝陽煤礦開采二i煤層,礦井內二i煤層產狀比較平緩,傾角25左右,產狀變化幅度較小,煤層厚度較穩定。井田內主、風井和巷道揭露煤層厚度為23.36m,平均煤厚2.68m,煤層結構簡單,一般不含夾研或含有一層夾研,夾研多為泥巖,厚0.1m左右。煤層埋深150345m左右,煤層開采底板標高深度為+110-110m。(二)煤質1、物理性質及煤巖特征二1煤層多呈油脂光澤,組織疏松,層理不甚明顯,呈參差

12、狀斷口,硬度為12度,易于風化,呈粉狀產出。煤層顯微結構多呈均勻狀,部分為條帶狀。煤巖成份主要由亮煤和少許絲炭所組成,亮煤以透明基質為主,不透明基質含量較少,礦物雜質含量較多,主要為方解石。煤層上部少許原生礦物多呈細粒狀分布在不透明基質體中,中、下部煤層之次生礦物,多于煤層裂隙中充填。煤巖類型應屬亮煤型,焦煤變質階段為陸植煤類。礦物雜質含量較少,且屬次生礦物,洗選比較容易。2、化學性質及工藝性能二1煤屬中灰、低硫、低磷、高發熱量的焦煤,適用于煉焦用煤、工業動力或民用煤。具化驗結果見下表:二1煤層煤質化驗結果表Ad(%)Vdaf(%)Y(mm)Mad(%)St.d(%)Qgr.vd(MJ/kg)

13、煤牌號16.1621.623.001.51.3129.4焦煤五、礦井水文地質(一)區域水文地質汝州煤田位于河南省南部,伏牛山區以北,東臨寶郟盆地,向東逐漸過度到平原,四周受斷層的切割,形成相對獨立或封閉的水文地質單元。同時,斷層十分發育,受其中一些大的阻水段斷層(如走向呈北西-南東)的影響,開采同一層煤的相鄰礦井之間涌水量存在明顯懸殊(如鑫達礦正常涌水量不足5m3/h,而位于其東側的支農二礦正常涌水量達到30m3/h,最大涌水量達到50m3/h),區內地勢多呈低緩的丘陵,植被稀少,第四系覆蓋層薄,不利于大氣降水的入滲補給地下水,所以,該區的地下水以靜儲量為主,大氣降水和季節性河流的補給資源量(

14、即動儲量)十分有限。在長期的采礦活動中,也沒有進行過有計劃的疏干放水,有的只是在突水或淹井之后,才被迫進行了一些疏干放水工作,致使地下水水位仍然居高不下,從而不斷有大突水及淹井事故發生。2000年臨近的朝川礦(隸屬于平煤集團)就發生了一起較大的突水事故,導致采區被淹。(二)區域含水層(組)1、含水層(組)碳酸鹽類巖溶裂隙含水層(組)。巖溶裂隙含水層包括寒武系的白云質灰巖、石炭系太原群灰巖。其中寒武系的白云質灰巖構成煤系地層的基底。在煤田的西及西南部出露,淺部的巖溶裂隙發育,為大氣降水補給地下水提供了條件,也是礦井水的主要補充水源。抽水試驗的單位涌水量q=0.0024l/s.m,滲透系數k=0.

15、0129m/d,水質類型HCO3-CaNa,礦化度0.190.5g/l。石炭系太原群灰巖總厚度54.080.2m,含灰巖711層,淺部的巖溶裂隙發育,最頂部的主要含水層L8灰巖距離已17(即二1)煤1035m,屬于其底板直接充水含水層。下部灰巖段的單位涌水量q=0.173l/s.m,滲透系數k=2.98m/d,水質類型HCO3-CaNa,礦化度0.190.5g/L;上部灰巖段的單位涌水量q=0.0001927.419L/s.m,滲透系數k=0.001595.07m/d,水質類型HCO3-CaNa,礦化度0.190.5g/L。碎屑巖類型裂隙含水層(組):包括二疊系的砂巖裂隙層狀含水層:二疊系各煤

16、層之間均有砂巖裂隙層狀含水層存在,屬于開采時直接充水含水層,并且大占砂巖、香炭砂巖、砂鍋窯砂巖、田家溝砂巖厚度較大,分布也較穩定,各含水層之間有砂質泥巖、泥巖相隔,一般無水力聯系,各砂巖含水層補給不良,從大量生產礦井的開采實踐看,砂巖裂隙含水層未造成災害性的突水事故。對大占砂巖、香炭砂巖的鉆孔抽水試驗結果是:單位涌水量q=0.02580.5L/s.m,滲透系數k=0.011511.08m/d,水質類型HCO3-CaNa。松散巖類孔隙含水層:該區的某些礦井范圍內,常常有河床相的砂礫石,它們也常常成為基巖地下水或礦井水的補給水源之一。2、隔水層寒武系下部泥巖隔水層為寒武系下統饅頭組,巖性主要為泥巖

17、、頁巖。該組巖層厚度較大,分布也較穩定,為一良好的區域隔水層,構成煤系下部巖溶裂隙含水層的底界,厚47m,平均5.50m。石炭系太原群底部鋁土泥巖隔水層:該層在太原群底部普遍存在,巖性主要為鋁土質泥巖,局部含鋁土礦,厚度在1.515m之間,層位穩定,隔水性能強,但沉積厚度變化大,正常情況下可阻隔上下含水層之間的水力聯系,在厚度變薄處則難以起到隔水作用。各煤層之間泥巖隔水層:在石炭系太原群以上各煤層之間,普遍存在著的砂質泥巖、泥巖,厚度在535m之間,層位穩定,隔水性能強。(三)地下水的補給、徑流與排泄條件基巖地下水在天然條件下,從露頭區由淺部向深部補給,其補給來源主要為大氣降水和地表水,它通過

18、第四系松散層和基巖露頭區入滲補給各個裂隙含水層。其次通過導水斷層帶產生的越流補給,地下水的徑流方向自西北向南東,通過生產礦井抽到地面排泄。第三是采煤引起的地面裂隙為大氣降水入滲補給各個裂隙含水層創造了條件。六、井田水文地質1、含水層寒武系的白云質灰巖巖溶裂隙含水層為已、庚(二煤和一煤)煤底部的間接充水含水層,巖溶發育程度較差,距離已17煤層遠(大于70m),一般不會對礦井生產產生威脅,除非有大型的導水斷層或處于向背斜的核部。并距離庚煤近,威脅才大。石炭系太原群灰巖巖溶裂隙含水層為已煤底部的重要充水水源,可分為上部灰巖段暨直接充水含水層(L7L11),下部灰巖段暨間接充水含水層(LiL4),總共

19、含灰711層,其頂部的主要含水層(L8灰巖),厚度一般在810m,裂隙發育,含水豐富,距離已i煤1035m,是開采過程中的最主要出水水源。它同時也是庚(即一)煤的直接頂、底板和直接的充水水源。已煤段頂板砂巖裂隙含水層。該煤段的直接充水含水層為大占砂巖,厚度在417m之間,平均厚度11m;間接充水含水層為香炭砂巖,厚度在115m之間,平均厚度8.6m。2、隔水層太原群底部鋁土泥巖隔水層此鋁土泥巖塑性好,層位穩定,分布廣且隔水性強。在煤層開采過程中起到阻隔寒武系灰巖與太原群灰巖巖溶裂隙含水層之間水力聯系的作用。太原群中部砂質泥巖隔水層它處于L4L6灰巖之間,巖性為砂質泥巖、泥巖和薄層灰巖,厚度變化

20、大,兩極值830m,平均厚度18m,一般情況下可起到阻隔太原群上下灰巖段之巖溶裂隙含水層水力聯系的作用。但受斷層和高壓水頭的影響,常??梢园l生越流補給上部灰巖段之地下水。太原群頂部隔水層在太原群頂部的第一層灰巖與二1煤層之間,賦存有泥巖、砂質泥巖、粉砂巖和砂巖,沉積不穩定,巖性和厚度變化大,厚度一般在313m,很難阻隔太原群灰巖巖溶裂隙水突入礦井。各煤層之間的泥巖隔水層太原群以上各煤組之間,均存在泥巖、砂質泥巖相對隔水層,厚度一般在525m之間,該類巖石透水性差,可塑性強,具有較好的隔水性能。3、地下水動態變化狀況該區長期以來沒有建立地下水動態觀測系統(朝川礦區也是從2000年以后才開始建觀測

21、孔,但僅有23個,且觀測時間很短),現有的礦井涌水量觀測資料也不十分準確和系統,所以,嚴格地劃分各個礦井的地下水動態類型比較困難,只能從礦井涌水量的季節變化幅度來說明??傮w來講,所有礦井受降水的影響都是比較明顯的,而量值或幅度的大小則說明其對礦井安全的危害程度及是否具有破壞性。七、礦井充水分析充水因素分析大氣降水大氣降水是礦井充水的主要來源,由于雨季的降雨十分集中,此時的礦井涌水量也相應地增加,該礦井的涌水量較小,雨季礦井涌水量為10t/h,枯水季節則為3t/h,降雨的影響比較明顯。地下水二1煤頂板砂巖水是現在的主要充水水源,它隨著采后頂板的垮落潰入礦井,但水量小,威脅不大:太原群灰巖含水層地

22、下水是開采過程中的主要水患威脅,但由于現在的開采深度和揭露面積小,開采水平高,地下水的水位高程還不清楚,盡管還沒有大的突水點和大的水害發生,但是不能對此掉以輕心。老空水(含老空區水)鄉鎮煤礦的主要特點是:業主更換快,采掘邊界不準確?,F今的絕大多數礦井淹井事故多發生在鄉鎮煤礦,也多是因老窯水造成的。因此,加強對老窯水調查十分重要,必須堅持“有掘必探”的探放水原則。斷層導水由于本礦西、北、東三面以斷層為界,南西為露頭帶。雖然井田內呈地塹形態展布,但在井田西北部、東部兩個斷層交匯處,次級斷層將會破壞斷層原始狀態,給地下水涌入礦井創造條件,易于將灰巖水導入礦井,所以要加強對這兩塊地段的調查、觀測,發現

23、異常現象時及時采取措施。(二)礦井突水分析:該煤礦目前沒有發生過大的突水事故,只有采后引起的頂板出水、井筒和采空區滲水,因水量小而不易出現災難事故。但隨著礦井采深的加大,對水害事故的預防應引起足夠重視,對水患防治的措施要加強。本礦區內距朝陽煤礦最近的水文觀測鉆孔為14-92號孔,目前其觀測寒武紀灰巖水位已下降至-180m以下,朝陽煤礦四鄰礦井其開采深度,水位標高,涌水量見下表:礦名與朝陽礦方位目前升米標局(m)目前水位標高(m)目前涌水量(m3/h)娛蛤窩煤礦東部相鄰160-15030商灑務煤礦北部相鄰-15015平煤集團朝陽礦北部相鄰-250-2201060賈嶺煤礦東北部相鄰-220-190

24、40瑞平集團張村礦西北部相鄰-250-170510m由于朝陽礦區及娛蛤窩煤礦在穿越斷層時均未受到斷層水的影響,斷層導水性較好,且平煤集團朝陽礦一號井的強行疏水降壓,使周邊煤礦水位大幅度下降,根據以上調查分析,朝陽煤礦批準最低開采標高為-110m,技術改造主井落底標高為-40m,在開采過程中不受底板灰巖水的影響,礦井涌水水源主要以第四系大氣降水補給為主,汝州市煤炭工業局批復的平頂山市汝州市朝陽煤礦水文地質調查報告中確定該礦區正常涌水量為510m3/h,最大涌水量為1520m3/h左右,本設計采用此數據為設計依據。(三)礦井水文地質類型劃分劃分原則是目前的礦井涌水量大小及有無發生大的水害的可能。綜

25、上所述,該礦井在開采過程中的主要水害類型有:大氣降水、地下水,老空水這三種形式。結合鄉鎮煤礦的現狀,并按照是否具有造成重大災害的可能,考慮到該礦的礦井涌水量較?。?10m3/h),但是對灰巖地下水的水位高低不清楚,水量大小對礦井的影響都還是個未知數,故將其水文地質類型均劃分為中等-復雜型。八、結論(一)朝陽礦的水害因素主要是老空水和太原群灰巖巖溶裂隙含水層。(二)礦井水文地質類型:中等復雜型(暫定)。九、礦井防治水措施與建議(一)礦井防治水工作應按照加強自身建設為主,依賴外援為輔的原則。第一是建立健全防治水系統,完善水倉、水泵和排水管路。目前該礦配備有二臺D46-50X6型水泵和一臺備用D12

26、-50X6型水泵,排水管路2趟,水倉120m3,基本具備了抵御較大涌水量的能力。第二是考慮到礦井實際狀況,堅持“有掘必探”的原則,嚴防老空水的危害。第三是建立監測系統,確保隨時監測到險情,制定應急救援預案,一旦發生水患及時匯報并組織力量和人員及設備進行搶險救災。(二)堅持“有疑必探”的原則,配備探放水設備。(三)礦井防治水措施尤其是探放老空水施工措施的制訂,應嚴格按照煤礦防治水工作條例、礦井水文地質規程的要求和礦井地質工作手冊中的有關規定進行。(四)建議:該礦的開采深度小,采空區塌陷后的導水裂隙容易引起大氣降水迅速潰入礦井,因此,保持地面沖溝的暢通十分重要,尤其在雨季更應該加強地面查尋,從而確

27、保礦井安全。另外,建議礦井在井下或地面施工一個觀測孔,徹底查清灰巖水的水位高程,為有效防治水害提供第一手資料。十、開采技術條件(一)煤層頂底板二1煤直接頂板為灰白色砂巖(俗稱大占砂巖),老頂為中細粒香炭砂巖,一般厚度10m左右。底板為深灰色泥巖及砂質泥巖,一般厚37m。巖體質量分類為中等,屬穩定型頂、底板。(二)瓦斯據原蜈紹窩礦及本礦實際監測,該煤礦開采二1煤層時最大瓦斯涌出量為4.7m3/d.t。瓦斯涌出量不大。據汝州市煤炭局小屯分局于2004年對該礦所做瓦斯等級鑒定結果:相對瓦斯涌出量為4.88m3/t,絕對瓦斯涌出量為0.508m3/min,屬低瓦斯礦井。(三)煤塵本礦二1煤層極易破碎,

28、粉煤較多,據2003年煤炭科學研究總院重慶分院所做煤塵測定,煤塵爆炸指數為26%,煤塵具有爆炸危險危險性。(四)自燃性據原蜈紹窩煤礦和本礦多年開采情況及2003年煤炭科學研究總院重慶分院所做自燃傾向性鑒定結果,自燃等級為m級,屬不易自燃煤層,但該礦二1煤層自燃發火期6個月,井下曾發生過煤層自燃現象,形成火區。因此,在今后開采時必須加強管理和防范。(五)地溫由原地質報告可知,該礦區的恒溫帶深度為30m,溫度為1718C,該區平均地溫梯度0.551.2C/100m,屬地溫正常區,開采二1煤層在+400m以淺不存在熱害問題。十一、其他有益礦產的開采與利用評價原勘探過程中未見對其他有益礦產投入工程,取

29、樣分析,也未做分析評價。所以本次對其他有益礦產的開發利用問題,無法做出評價。該區1978年由河南省煤田地質勘探公司地質二隊在該區進行煤田地質勘探工作,提交了臨寶煤田朝川礦區蜈紹窩勘探區普查地質報告,工作程度達到普查,探明蜈紹窩井田煤層儲量A+B+C+D級1793.96萬噸,A+B級73.36萬噸,C級1241.6萬噸,已作為建井和開拓方案的設計依據,并在礦井開采過程中得到了真實的驗證,地質成果比較可靠。該礦開采二1煤層,通過以往地質勘探和本礦二1煤層主、風井的挖掘、井巷開拓、附近蜈紹窩煤礦30多年的開采,對煤層的控制密度較大,包括煤層厚度、產狀變化、水文地質、煤質化驗分析、瓦斯、煤塵及煤層頂底

30、板等實測資料比較豐富,加上野外地形測繪、井位測量等,取得的資料比較真實、準確、可靠。但對礦區礦井水文地質資料收集較少,還不能滿足采掘工程、礦井防治水工作對資料的要求,建議今后盡量加大礦井水文地質、工程地質勘察方面的投入,獲取必要的數據和資料,滿足礦井安全生產的需要。第二章礦井(采區)布置及裝備第一節礦井(采區)儲量計算一、地質儲量及可采儲量1、保有(地質)儲量根據朝陽煤礦井下開采實際揭露情況,該礦井田內二1煤層厚度變化較穩定,煤層平均厚度2.68m,傾角25°,煤的視密度為1.4t/m3。由河南省平頂山市汝州朝陽煤礦資源儲量核查報告和河南省國土資源廳關于對河南省平頂山市汝州朝陽煤礦資

31、源儲量核查報告礦產資源儲量評審備案證明(豫國土資儲備(?。┳郑?004)233號文件知,朝陽煤礦二1煤層資源儲量為106.59萬t,其中動用儲量(111b)5.79萬噸,保有資源儲量中,(111b)66.8萬噸,(122b)30.2萬噸,(333)3.8萬噸。2、可采儲量從礦井的保有儲量中減去永久煤柱損失和設計保護煤柱以及開采損失后即可采儲量。井田露頭附近已經揭露,其臨近儲量不再降級,斷層的下盤與井田邊界重合,斷層煤柱與邊界煤柱合為一體,各類煤柱損失計算如下:井田邊界保護煤柱根據煤炭工業礦井設計規范要求并結合該礦實際情況,確定本井田邊界保護煤柱留設寬度為20m,由于井田西北部邊界與東部邊界煤柱

32、與斷層煤柱重疊合并考慮,經計算邊界保護煤柱總量為13.74萬to井筒保護煤柱主井筒保護煤柱為18.39萬t,付井、風井保護煤柱量為9.38萬t,共計27.8萬to上山煤柱運輸上山和回風上山保護煤柱量為4.16萬t。隨著煤礦開采技術和管理水平的不斷提高,井筒保護煤柱占壓煤量可在開采后期回收50%,上、下山占壓煤量后期可全部回收。因此井筒和上山實際占壓煤量為13.9萬t。根據河南省國土資源廳2009年底儲量備案報告,二1煤層地質儲量107萬噸,可采儲量78.95萬噸。經過核定礦井實際資源儲量103.1萬噸,可采儲量72.2萬噸,圈定采區一個,可圈定走向長壁采面7個,儲量51.79萬噸。本礦2010

33、年7月底二1煤層儲量估算水平面積278.66X103m2,視密度為1.39t/m3。經估算共獲查明資源儲量234.42萬噸,其中現開采范圍內保有資源儲量103.1萬噸:經濟基礎儲量(111b)69.7萬噸,經濟基礎儲量(122b)29.6萬噸,經濟資源量(333)3.8萬噸,可采儲量82.48萬噸。礦井可圈定8個工作面,工作面圈定儲量76.74萬噸,可采儲量72.2萬噸。蜈紹窩煤礦劃撥12-C、10-C兩塊段儲量131.32萬噸給朝陽礦開采,本次資源儲量核查報告資源儲量增加至234.42萬噸,可采儲量增加至187.58萬噸。礦井為低瓦斯礦井,各煤層煤塵均有爆炸性,自燃傾向等級為II類,屬自燃煤

34、層。第二節礦井(采區)設計生產能力及服務年限一、礦井工作制度設計礦井年工作日330天,每天凈提升時間14小時,每天三班作業,每班工作8小時。二、礦井年生產能力按照河南省煤炭鋁土礦資源整合領導小組豫資源整合辦20059號文精神,該礦為單獨保留的小煤礦,必須在規定時間內經過改造形成年產15萬t生產能力,否則予以關閉。按照文件要求并結合礦井可采儲量,確定礦井年生產能力為0.15Mt/a。三、服務年限的確定根據該礦可采儲量結合地方煤礦的生產特點,取儲量備用系數為1.3,則礦井服務年限為:T=Z/(AXK)=187.58/(15X1.3)=9.6(a)式中:T礦井設計服務年限a;A礦井設計年產量萬t/a

35、;Z礦井可采儲量萬t;k儲量備用系數取1.3。第三節礦井(采區)開拓方式一、開拓方案及井筒位置簡介1、概述朝陽煤礦開拓方式為井田邊界南(淺)部一對立井單一水平下山開拓。主井位于井田東北部邊界中部約70m處,其座標為x:3767352、y:3839554權z:+228.17,落底于二i煤層底板-40m,井深268.17m(不含井臺),凈直徑04m,凈斷面12.57m2,掘進斷面17.35m2,井壁為硅宿支護。井筒內設置電纜、水管、梯子間和一噸非標雙碼提煤箕斗,絞車型號為2JTP-1.6A,電機功率130kw。2、副井副井位于井田南部邊界20m處的煤層風化帶內,座標為x:3767086.719,y

36、:38395377.209,z:+239.3,落底于二1煤層底板。副井深150.6m,凈斷面直徑2.4m,凈斷斷面4.5m2,井筒內設電纜。裝備一噸非標罐籠,單碼提升物料和上下人員,絞車型號為GKT2X1.5-30型,電機功率210kw。3、風井風井(原主井)位于本井田南邊界淺部,座標為x:3767118.165,V:38395380.542,z:+237.8,落底于二1煤層底板+80m,井深161m,凈斷面直徑2.6m,凈斷面5.3m2,為專用回風井,內設梯子間作為礦井第二個安全出口。井筒參數一覽表名稱井口座標傾角規格m井深斷面m2支護裝備m掘凈材料壁厚新主井x:3767352V:38395

37、545z:+228.1790°()=4268.1717.3512.57碎3503001.5t箕斗,梯子間、電纜、水管副井x:3767086y:38395377z:+239.390°()=2.4150.67.074.50碎3001噸非標罐籠、電纜風井x:3767118y:38395380z:+237.890°()=2.61618.045.30碎300梯子間二、運輸大巷上下山及總回風巷1、運輸大巷主井底車場簡單,泵房、水倉、變電所和車場繞巷,車場大巷東西長52m,向東通過繞巷與回風上山相聯,繞巷長81m;回風上山在井田深部邊界處通過斜巷與運輸上山相連,斜巷長30m,礦

38、井無大巷運輸。2、回風上山回風上山為礦井總回風巷,長度404m,回風上山與運輸上山在主井底車場下部井田邊界處用一斜巷相連,并用雙組正、反向風門隔離,沿二i煤層頂板布置,采用2.4mX2.6m11#礦用工字鋼支護,凈斷面6.24m2。3、運輸上山運輸上山通過上倉皮帶巷與主井底煤倉相連通,上倉皮帶巷長24m,運輸上山距主井15m,長度278m,運輸上山沿二i煤層開鑿與11011首采工作面下順梢相連,采用2.4mx2.6m11#T用工字鋼支護,凈斷面6.24m2。4、總回風巷礦井總回風巷利用原主、付井底車場巷道,以原主井底水倉、泵房相連的運輸巷道做為礦井總回風巷道,采用2.4mx2.6m11#T用工

39、字鋼支護,凈斷面6.24m2。5、采煤工作面劃分及配采根據本井田的面積、儲量、開拓方式等因素,設計為單一水平,即單一采區上、下山開采全井田。采區劃分為東西兩翼,其中東翼劃分11010、11030、11050三個回采工作面,西翼劃分11020、11040、11060、11080四個回采工作面,分別布置7個回采工作面,投產時,首采工作面為11020工作面,掘進、準備工作面為11030工作面,首采工作面以一個采長100m、走向長310m的工作面,保證礦井15萬t/a年產量。采掘工程平面圖如下:第四節采煤方法及采掘工作面機械裝備一、采煤方法選擇礦井開采二疊系山西組二1煤層,煤層傾角約25度,區內埋藏深

40、度為+85m-105m水平,由鉆孔資料知井田西南部煤層較厚,最大7m中部約3ml東南部較薄約0.933.71m,平均煤厚約2.68m,煤層結構簡單、無夾矸。二1煤直接頂板為黑色、灰色泥巖,老頂為中粒砂巖,俗稱大占砂巖,屬穩定型頂板,頂板隨采隨落;底板為黑色及灰色泥巖、細砂巖,厚度約5.58m,以下為5.58m厚的Li灰巖和煤厚約0.64m的不可采一1煤層。礦井瓦斯含量低,經汝州市煤炭局2004年對該礦所做的瓦斯等級鑒定報告知,礦井相對瓦斯量為4.88m3/dt,屬低沼礦井;礦井煤塵具有爆炸性,煤層具有自燃發火傾向,礦井正常涌水量10m3/h,最大涌水量20m3/h,礦井涌水量較小。根據礦井地質

41、條件和煤層賦存情況,結合礦井技術管理水平,設計采用走向長壁炮采采煤法,一次采全高,全部垮落法管理頂板。二、工作面采、裝、運方式及設備選型首采面選擇本著初期“工程量少、投資省、工期短、效益好”的原則,綜合考慮礦井采面接替情況和首采面的地質、儲量等情況,確定投產采面為二1-11030采面。選用ZH1600/16/24ZL型頂梁組合懸移液壓支架(ZHH國家彳t碼、1600工作阻力、16/24最小/最大采高、ZL一整體頂梁).超前及兩卷使用DZ型單體液壓支柱配合兀型鋼梁頂梁支護,液壓泵站型號為XRB2B(兩泵一箱),采用ZMS-1.2A濕式煤電鉆打眼,放炮落煤;選用SGD-20的彎曲刮板輸送機運煤。工

42、作面順梢巷鋪設一部刮板輸送機,將原煤運至下順梢膠帶輸送機上。工作面上順梢中鋪設軌道,采用11型調度絞車,完成工作面材料運輸任務。三、采煤工作面有關參數工作面平均采高2.2m,11030首采工作面走向長310nl工作面長100nl循環進度為1nZH1600/16/24ZL型頂梁組合懸移液壓支架技術參數表名稱單位參數備注支架高度mm16002400支架長寬mm3000X960翻轉梁mm960X600上仰35度支架中心距mm1000支柱數量根4(0110)柱高1400-2200移架步距mm1000工作阻力KN1600初撐力KN1190支護強度MPa0.61泵站壓力MPa28四、工序管理:(1)打眼、

43、裝藥、放炮:工作面炮眼布置為三角眼,上眼間距1.4m,距頂0.7底眼間距為0.7m,距底0.3m,嚴格按照炮眼布置圖和爆破說明書作業.(2)伸開翻轉梁臨時支護及鋪網:伸開翻轉梁臨時支護時設專采面設備配置表機序號名稱規格型號數量(臺)配置地點1懸移液壓支架ZH1600/16/24ZL70-90根據采面電2采面輸送機SGB20B1采面設備配置表3轉載機SGB20B1機巷5回柱絞車JD14T2風機巷各一臺6煤電鉆綜保BZ802.52風機巷各一臺7煤電鉆BZ2.52風機巷各一臺8信號綜保BBZ4.0-112風機巷各一臺9饋電開關KBD-2001風巷KBD-3502風機巷各一臺10乳化液壓泵BRW200

44、/31.5x4A1地面11開關QBZ200/6605風巷3臺機巷2臺QB8380N2風機巷各一臺人觀山,翻轉梁規格為600mm0.96mm煤墻超過600mm寸,必須提前拉架。鋪網時,網邊對齊鋪成直線,不能斜鋪,網要鋪平整,緊貼頂板不出現凹凸及波浪形狀,特別是不能打卷。(3)擢煤:擢煤時要照前顧后,人員站在頂板維護好的地點,面向機尾方向,防止運輸機機道內有物料、大塊煤研傷人,并注意頂板變化情況,嚴禁空頂作業。(4)移架:采面分段采通后,由機頭向機尾順序開始移架,移架前先收回翻轉梁,移架時先收后柱使其脫離浮煤或浮研,稍降前柱使頂梁可移動時立即停止。、移動頂梁和后柱(前柱不動),使支架移至規定步距。

45、(5)移溜:推移運輸機用推移器或遠方供液推移,推移器或支柱應支在支架牢固完好的地點,做推移用的單體柱要編號,專項使用,推移后應擱放好。(6)以上工序結束后開始整體推進托梁五、采面頂板管理:1)、工作面采用ZH1600/16/24ZL型頂梁組合懸移液壓支架,支架中心距1000mm(士10mm),最大控頂距4.0m,最小控頂距3.0m移架時要按中線移架,支架應保持一條直線,其偏差不得超過±50mm,支架垂直頂底板,其偏差不得超過士5。,支架頂梁要與頂板平行,相鄰支架間隙40mm(±10mm),支柱鉆底大于100mm、須穿柱鞋,支柱迎山有力,初撐力達到要求。( 2) 兩巷頂板管理

46、:1 、工作面上下出口及端頭支護。機頭,機尾超前規格為寬3.0m,高1.6m,長3.0m,采用6棚雙園銷梁配合單體支柱,柱距為0.5m,排距1.0m水平銷配夠,確?!叭N齊全”。在機頭機尾上方的雙圓銷梁支架間加套3根兀型鋼大梁,長3.0m,一梁三柱架設,隨著機頭的推進及時前攛,始終使用在機頭的正上方。2、兩巷超前支護采用單體柱配合雙圓銷鉸接梁支護。3、替棚超前煤壁8-10m,10m以內為替棚部分打雙排點柱,10-20m打單排點柱,老塘側機巷可落后采面一排,風巷與采面切頂線回齊。4、高度不低于1.6m,留有不少與0.7m人行道。5、幫頂必須剎嚴背實,浮渣及時清理。6、剎頂:采面使用金屬網剎頂,金

47、屬網規格:10X1.2m,機頭機尾超前因使用雙圓銷梁配合單體柱支護,背頂使用金屬網配合小棍,每棚使用小棍6-8根,要求采面金屬網連接緊密,同時應備有一定量的大板、穿楔,一備冒頂時使用。7、采空區處理采用全部垮落法管理頂板。8、作業方式為人工分段作業。9、頂板監測采用阻力監控法,用測壓槍對每一循環支柱初撐力進行監;另外,沿工作面均勻布置5條監測線,每條監測線布置在支架后立柱上,監測重點為上下安全出口和壓力異常區。10、風巷要有備用料:不小于 30 塊50 卷30 棵不小于 30 塊回采過程中應加強頂板管理,大板:1/2(i)180mmx2m金屬網:1.2mX10m單體柱:2.2m穿楔:11、其它

48、:該采面老巷分布較多嚴格執行過老巷安全技術措施。(3)、采面支護設計:支護強度計算:按經驗公式計算:P=(4-8)hYe=(4-8)X2X2.5=20-40t/m2式中:h-工作面采高Ye-頂板巖石平均容重2.5t/m3取以上計算的最大值,則合理的支護強度為Pn=40t/m2.=0.41Mpa由于ZH1600/16/24ZL型頂梁組合懸移液壓支架配備4根支柱時支護強度為0.61Mpa,大于工作面最大來壓強度,所以支架支護強度滿足要求。兩巷與端頭支護設計:一、支護設計:根據柱距計算公式:L柱=P1/KLP式中P1=RR2R3R4=0.95X0.95X1x29.8=26.9價艮Ri一支柱不均勻系數

49、:0.95R2一支柱增阻系數:0.95R3一工作面系數R4一支柱最大承載值:29.8t/根P為頂板壓力,本采面采用6倍采高圍巖重P=6hv=6X2X2.5=30t/m3L柱=P1/KLP=26.9/1.2XL排X30=0.74m為保證安全,距L柱取0.5m,支護強度即可達到要求。底板比壓分析:Jb=Pn/Si=300KN/3.14X(0.05m)2=0.0383KN/m式中Jb一支柱對底板比壓Pn一支柱額定工作阻力Si一支柱底座面積比較:泥巖比壓JBN=0.0165KN/m2Jb>Jbn故支柱應墊柱鞋,防止柱子鉆底。3.0mn型鋼梁轉載機控頂支架布置圖雙圓銷較接梁采面轉載機回采方向3.0

50、mm03.0m q口 O3.0m節Q °O .=口 o多蛋。0?:j O °Q (W 2 5t-J B工作面控頂距示意圖:m23、采面支架迎山示意圖:工作面傾角:7度迎山角:1-2度六、采區特征及運輸1、采區特征設計全礦井為一個獨立的采區,主井落底于-40m水平,不設水平運輸大巷,采區回風上山通過總回風巷與風井相連,采區運輸上山通過井底上裝煤倉與主井相連。上山東翼部分設11010、11030、11050三個采面,下山西翼設11020、11040、11060、11080四個采面。2、采區的運輸(1)煤炭運輸:11010、11030及其它工作面煤炭均通過運輸下山運至主井底,膠帶

51、機型號為:DSJ-65型,電機功率為30kw。(2)矸石及材料運輸:分別通過上山軌道回風巷與副井聯系。絞車型號為JTPB-1.6X1.2型,電機功率為130kw第五節礦井(采區)運輸系統及裝備一、運輸方式的選擇朝陽煤礦設計生產能力15萬噸/年,考慮到原有的運輸設備資源,本設計煤炭運輸方式仍選用膠帶輸送機運輸方式。1、運輸上山煤炭運輸方式的比較和選定運輸上山長243m,坡度為24°,運輸方向為向下運輸,經方案比較,確定采用DSJ-65型花紋帶式輸送機運輸煤炭,具適用于大傾角輸送,其傾角較普通帶式輸送機最大允許傾角高出10°左右。方案比較見下表。運輸上山煤炭運輸方案比較、方案及

52、費用比較項目名稱力殺1力殺2鋪設一部DSJ-65型膠帶輸送機,配備DSB-30型電動機1臺,運距243m安裝一臺JD-40型絞車,配備電機40KW基本投資井巷工程胴室溜煤眼,巷道75萬元125力兀設備、設施安裝20萬元30萬元合計95萬元155力兀二、月生產運營費1.5萬元2.5力兀三、建設工程3個月5個月四、方案比較與選擇方案一比方案一基本投資少60萬元,月運營費少1萬元,且建設工期少2個月,膠帶機具有運輸連續,故障率低運輸可靠等優點,因此選方案一。2、上倉皮帶巷運輸設備的選擇上倉皮帶巷斜長26m,坡度為26°,煤炭運輸方向為向上運輸,采用DSJ-65型花紋膠帶輸送機一部,電機為D

53、SB-17型,17kw。3、采煤工作面下順梢煤炭運輸方式的選定11010采煤工作面下順梢總長度為340m,為水平巷道,選用SSJ-500型膠帶輸送機一部,機身長度300m,配套電機選用DSB-22型,22kw。膠帶機尾另選一部SGW-22型刮板機,刮板機長度40m,電機22kw。二、輔助運輸方式的比較和選定1、軌道上山運輸方式的選定軌道上山長度404m,傾角24°,其擔負著礦井運料,出肝、部分人員的上下等任務,設計選用斜巷串車提升。升。2、工作面上順梢輔助運輸設備的選定11030工作面上順梢采用軌道串車提升,選用JD-11.4型小絞車4部。三、主要運輸設備的選型該礦井下輔助運輸采用調度絞車及人力推車相結合的方

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