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~13°

,根据三维地震资料和掘进巷道地质情况推断,采区东翼局部断层较发育。

据《新义煤矿建井地质报告》14下山采区内大于或等于5m的断层见表1-2-1。

14下山采区内主要断层一览表

表1-2-1

断层名称

性质

走向

倾向

倾角(°

落差(m)

延展长度m

可靠程度

DF12-9

正断层

NNW

NEE

65~75

7

72

可靠

DF12-11

NW

NE

10

153

较可靠

DF12-12

SSE

20

275

DF12-15

5

231

DF12-16

NW转WNE

NNE转NE

17

360

DF12-17

SE

28

250

DF12-18

SW

235

DF12-19

13

110

三、采区煤层赋存情况

1、煤层

该采区赋存的可采煤层为二叠系山西组二1煤,全区煤层厚度0.68~11.66m,平均5.12m,属较稳定煤层;

煤层倾角一般多在7°

左右,属近水平煤层;

煤层结构中等,局部夹矸1~2层。

2、煤质

二1煤呈黑色、粉状及鳞片状产出,煤中含黄铁矿结核,煤的强度极低。

视密度1.46t/m3。

二1煤层原煤灰份8.62~30.52%,平均17.72%,属低中灰煤。

原煤全硫含量0.97~2.07%,平均1.78%,属中硫份煤。

原煤磷含量0.02%,属低磷煤。

原煤收到基低位发热量27.69MJ/kg。

二1煤层为低中灰、中硫、低磷、高发热量、高熔融性粉状贫煤,一般以动力用煤和民用煤为主。

第三节水文地质特征

一、主要含水层和隔水层

1、主要含水层

⑴、奥陶系灰岩岩溶裂隙承压含水层

⑵、太原组灰岩岩溶裂隙承压含水层

⑶、山西组砂岩孔隙裂隙承压含水层

⑷、上、下石盒子组砂岩裂隙承压含水层

⑸、平顶山砂岩裂隙含水层

⑹、第四系冲积、洪积砂、卵石孔隙含水层

2、主要隔水层

⑴、本溪组铝土质泥岩或铝土岩隔水层

⑵、二1煤层底板至L7灰岩顶部之间的砂质泥岩和泥岩隔水层

⑶、山西组顶界上部的紫色泥岩和砂质泥岩隔水层

二、水文地质条件

该采区水文地质条件简单~中等,直接充水水源为顶板砂岩裂隙承压含水层和底板L7灰岩岩溶承压含水层,两含水层富水性较弱,为矿井涌水的主要组成成分,奥陶系灰岩岩溶裂隙承压含水层(静止水位标高+250m)埋藏深、水压大,为本井田的强含水层,属矿井间接充水含水层,平均距二1煤底板58m,压力5.5~7.0Mpa,正常情况下对二1煤层没有影响,但由于岩溶裂隙发育不均,特别是由于构造破坏造成煤层底板隔水层导水情况下就会发生突水,成为矿井充水水源。

对采区安全生产有一定威胁,是采区防治水工作的重点。

井田内地表水系不发育,加之地形坡度较大,不利于大气降水及地表水的下渗,地表水对矿井开采没有影响。

井田内煤层埋藏深,没有生产矿井及老窑,矿井不会发生老窑积水的突水危害。

据矿方提供:

预计14下山采区正常涌水量为:

第四节瓦斯地质概况

根据矿井地质报告,本井田采取瓦斯样11个,根据瓦斯分析资料,在-200m水平以下属沼气带,沼气成份>80%,瓦斯含量为2.21~9.80m3/t,平均5.39m3/t。

矿井在建设期间委托河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心编制了新义煤矿煤与瓦斯突出矿井鉴定报告,根据鉴定报告,新义煤矿二1煤层为突出煤层,其中新义煤矿二1煤煤体破坏类型主要为Ⅲ类和Ⅳ类,局部达到Ⅴ类,总体为Ⅲ~Ⅴ类。

构造软煤普遍发育,二1煤层煤体坚固性系数f值在0.22~0.65之间,平均为0.35,瓦斯放散初速度ΔP数值值域在15.0~28.0之间。

共测定了8个煤层压力点,采用直接法测定二1煤瓦斯压力为0.30~1.40MPa,间接测定的煤层瓦斯压力为0.58~1.25MPa。

在建井期间,二1煤层顶板以上15m左右多次揭露二3煤层,二3煤层厚0~1.2m,平均0.4m,从揭露的煤层的情况来看,石门处煤层较厚,东轨道大巷和回风大巷处多为很薄的煤线。

根据鉴定报告资料二3煤体破坏类型主要为Ⅲ~Ⅳ类,局部见Ⅱ类和Ⅴ类煤,通过二3煤层3组煤体坚固性系数和瓦斯放散初速度实验室测定,二3煤层煤体f值在0.20~0.72之间,ΔP数值值域在19.0~22.2之间。

超过《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》确定的临界值,同时测定了二3煤层瓦斯含量、瓦斯吸附常数及工业分析,间接反算煤层瓦斯压力为0.67MPa,已接近发生煤与瓦斯突出的压力临界值,由于二3煤层测定点非常有限,鉴定报告参考了邻近矿井义安煤矿二2煤层情况(义安煤矿二2煤层已发生煤与瓦斯突出),判定新义矿二3煤具有突出危险性。

鉴定报告测定了9个煤层瓦斯原始含量点,二1煤层有8个瓦斯测定含量点,瓦斯含量在8.38~12.84m3/t之间,最大为12.84m3/t;

二3煤层有1个瓦斯测定含量点,瓦斯含量为9.76m3/t。

经河南省工业和信息化厅“豫工信[2010]66号”文件(2010年2月)批复,新义煤矿瓦斯等级鉴定结果为煤与瓦斯突出矿井。

据《新义煤矿二1煤层瓦斯地质图》:

14采区瓦斯含量在12m3/t以上。

综上所述,14采区为突出危险区,按突出危险区设计。

第五节其他开采技术条件

一、煤层顶底板

二1煤层伪顶为泥岩,炭质泥岩,局部发育,厚度在0~1.8m,直接顶为砂质泥岩,厚度在1.2~8.6m,平均4.5m,老顶为中砂岩,厚度大于10m。

二1煤层伪底为泥岩,砂质泥岩,平均1.5m,直接底为粉砂岩,稳定发育,平均2.5m,老底为硅质泥岩,平均2.6m。

据《新义煤矿建井地质报告》:

煤层顶底板岩石物理力学性质试验成果见表1-5-2。

岩石物理力学性质试验表

表1-5-2

实验项目

顶底板及岩性

抗压强度(MPa)

抗拉强度(MPa)

抗剪强度

真密度

视密度

孔隙率%

吸水率%

内磨擦角(度分)

凝聚力系数

顶板

泥岩

70.4-88.0

78.9

2.5-2.8

2.6

2.61

2.5

中砂岩

34.0-62.3

40.0

31°

58′

9.5

2.62

0.7

0.5

底板

50.0-66.0

58.3

1.0-2.4

1.5

2.59

1.2

28.0-32.8

31.5

36°

18′

5.0

0.6

煤层顶底板稳定性评价:

本区二1煤层顶板岩性以细—中粒砂岩为主,为坚硬岩石,岩石完整性较好,顶板较易管理,局部存在伪顶,会随采随落。

二1煤层底板以泥岩和砂质泥岩为主,其中泥岩吸水性强,失水性弱,且吸水后软化膨胀,易产生底鼓,支柱下陷,属不易管理底板。

二、煤尘

2009年4月新义煤矿委托煤炭科学研究总院沈阳分院对二1煤层煤尘爆炸性做了鉴定,但鉴定结果为二1煤层煤尘没有爆炸性。

设计综合矿井地质报告资料及沈阳分院鉴定情况二1煤层仍按煤尘有爆炸性危险设计。

二、煤的自燃

根据地质报告本井田二1煤属不易自燃煤层。

2009年4月煤炭科学研究总院沈阳分院对该矿二1煤层进行自燃性鉴定,结论为二1煤层属不易自燃煤层。

五、地温

本井田地温梯度值为1.46~2.37℃/100m,平均地温梯度值为1.87℃/100m,属地温正常区。

井田内二1煤层底板温度变化范围在27.7~37.7℃,基本上随煤层埋藏深度的增加而升高,二1煤底板温度在-300m水平以浅一般小于31℃,-300m水平以深,会出现一级高温区,深部开采时应采取降温措施。

第二章采区生产能力及服务年限

第一节采区储量

一、采区工业储量及可采储量

按采区边界Ⅰ方案:

据《新义煤矿建井地质报告》提交的“二1煤层底板等高线及储量估算图”,采区工业储量为:

1076万吨。

其中探明储量(111b)为1005万吨;

控制储量(122b)为71万吨。

可采储量为:

1076×

75%=807万吨。

按采区边界Ⅱ方案:

采区走向长1870~2500m,倾斜长1100m,面积约2.79km2。

采区工业储量为:

1816万吨。

其中探明储量(111b)为1157万吨;

控制储量(122b)为659万吨。

1816×

75%=1362万吨。

二、煤柱留设

1、工业场地煤柱

工业场地围护带宽度为15m,岩层移动角按以下数值选取:

表土层移动角:

φ=45°

下山移动角:

B=70°

-0.7α;

上山移动角:

γ=70°

走向移动角:

δ=77.5°

2、大巷煤柱

-305m轨道运输大巷煤柱按50m留设。

3、采区边界煤柱

采区边界两侧各留设10m煤柱。

第二节采区生产能力及服务年限

一、矿井工作制度

矿井年工作日330天,每天三班作业。

每天净提升时间16小时。

二、采区生产能力

矿井设计生产能力为120万吨/年,根据矿井初步设计、矿井采掘接替规划以及目前的实际生产情况,由两个采区担负全矿井的生产能力,因此设计采区生产能力为60万吨/年。

三、采掘工作面个数

采区内安排1个综采采煤工作面生产,4个掘进工作面(二煤二岩)进行准备。

四、采区服务年限

采区设计服务年限为807万吨÷

(60万吨/年×

1.4)=9.6年。

采区设计服务年限为1362万吨÷

1.4)=16.2年。

第三章采区巷道布置

第一节大巷布置、运输方式及装备

据《新义煤矿初步设计》:

新义煤矿设计采用两水平上、下山开拓全井田,一水平标高定在-305m,二水平标高定在-500m。

为适应煤与瓦斯突出矿井的需要,沿开采水平设轨道运输、胶带运输和回风大巷三条,回风大巷专用于回风。

三条大巷均布置在距二1煤层顶板10~15m左右的大占砂岩中。

大巷运输方式为:

主要运输采用胶带运输方式,辅助运输采用轨道运输方式,本矿井为煤与瓦斯突出矿井,采用蓄电池电机车牵引1吨固定矿车运输。

第二节采区巷道布置方案及比较

一、采区巷道布置方案

根据14下山采区所处位置,采区边界以及目前矿井实际生产情况,本设计考虑三个采区巷道布置方案,具体详述如下:

遵照《新义煤矿初步设计》,14下山采区继续采用倾斜长壁采煤法,采区巷道布置按倾斜长壁采煤法的要求布置,不设采区下山,回采工作面轨道、运输顺槽沿煤层单巷布置,相邻区段采用沿空送巷,工作面运输顺槽直接与运输大巷胶带机搭接,工作面轨道顺槽通过工作面车场与轨道运输大巷连接。

回采工作面采用跳采,后退式回采方式。

按前述采区边界Ⅰ方案:

采区倾斜长度按740m进行布置。

14下山采区采用走向长壁采煤法,由于采区走向长度达2000余米,按双翼采区布置。

设计在采区中部布置三条下山,从东向西依次为:

轨道运输下山、胶带运输下山、专用回风下山。

轨道运输下山与胶带运输下山平面间距40m;

胶带运输下山与回风下山平面间距35m。

轨道下山布置在距煤二1煤层顶板7m的岩层中,通过采区上部车场与轨道运输大巷连接;

胶带下山沿煤层顶板布置在二1煤层中,通过采区煤仓与胶带运输大巷连接;

回风下山布置在距二1煤层顶板9m的岩层中,直接与回风大巷连接。

采区上段三下山均位于煤层顶板岩层中,为避免布置工作面上下巷时多次揭煤,采区上段轨道与皮带下山之间布置一条辅助煤层斜巷,并与皮带、轨道下山联通。

采区中部设置变电所、避难所、瓦斯抽放硐室,采区下部设置采区水仓泵房。

区段斜长按130m进行划分,共划分为5个区段,可布置10个工作面。

Ⅲ方案:

按前述采区边界Ⅱ方案:

采区倾斜长度按1100m进行布置。

区段斜长按130m进行划分,共划分为8个区段,可布置16个工作面。

其它同Ⅱ方案。

三方案巷道布置平面图详见图3-2-1~3。

二、方案比较

三方案比较如下:

Ⅰ方案优点:

工程量省,工期短,投资少,生产系统简单;

不设采区下山,不需留设下山煤柱,采区回采率较高。

Ⅰ方案缺点:

由于14采区为下山采区,回采工作面推进时为仰采,如工作面涌水量较大,工作面始终处于水的影响之下,生产难于管理。

(据11011工作面生产情况,工作面涌水量大于60m³

/h,二1煤层底板以泥岩和砂质泥岩为主,属不易管理底板)。

Ⅱ方案优点:

采区边界的划分遵照了原矿井初步设计,相比Ⅲ方案采区下山长度短,工期短,投产快。

Ⅱ方案缺点:

采区倾斜长度短,采区储量少,服务年限短;

没有兼顾二水平西十采区内存在大片变薄带,将来西十采区难以布置,采区上部块段难以开采的问题。

Ⅲ方案优点:

采区倾斜长度较长,采区储量多,服务年限较长;

解决了二水平西十采区上部块段难以开采的问题。

Ⅲ方案缺点:

采区下山较长,工程量较大,工期长,初次投资大。

通过上述方案比较可以看出:

Ⅰ方案采用倾斜长壁采煤法巷道布置,工程量最省,投资最少,生产系统简单,但其致命缺点是工作面回采时始终处于水的影响之下,生产难于管理。

Ⅱ、Ⅲ方案相比,Ⅲ方案采区下山较长,初期投资较大,Ⅱ方案采区下山长度短,工期短,投产快,因此,结合矿方意见设计推荐采用方案Ⅱ,采区下山主要设备(绞车、皮带)选型按Ⅲ方案采区下山长度考虑。

三、采区主要巷道断面及支护方式

巷道断面设计主要考虑通风、运输、行人等使用功能并满足规程、规范的要求。

同时,根据集团公司“义煤发(2009)142号”文件要求(采区上下山断面不小于16m²

,顺槽断面不小于18m²

),结合采区设备配置要求及巷道围岩的岩性考虑一定变形量,采区主要巷道断面及支护方式确定如下:

1、准备巷道:

采区轨道下山、回风下山设计采用直墙半圆拱形断面,锚网喷支护方式,净宽4.8m,净高4.4m,净断面18.6m2;

胶带下山沿煤层顶板掘进,设计采用36U型棚支护,净宽5.91m,净高3.89m,净断面18.6m²

采区上、中部车场断面设计净宽5.4m,净高4m,净断面18.5m2。

锚网喷支护参数为:

①锚杆采用Φ18×

2000mm全螺纹等强树脂锚杆,三花布置,每根配2卷K2350树脂药卷,间排距为800×

800mm;

②网片采用Φ6.5mm圆钢加工,规格1.7m×

0.9m,网格80×

80mm,搭接长度100mm;

③喷射C15砼厚120mm;

④锚杆初锚力、锚固力要符合有关规定,并在《巷道施工作业规程》中予以明确规定。

巷道施工过程中如遇到断层破碎带、岩性松散破碎等情况,锚网喷支护达不到设计的支护强度时,及时改变支护形式。

2、回采巷道:

工作面顺槽(上、下巷)设计沿煤层顶板掘进,掘进断面19.9m2,采用36U型棚支护,棚距500mm,净宽5.91m,净高3.89m,净断面18.6m²

,拱帮用复合型塑编网及背木背牢背实。

采区下山、车场及工作面上、下巷等巷道断面详见断面图册。

第三节采区车场及硐室

一、采区车场

14采区轨道下山布置在距煤二1煤层顶板7m的岩层中,通过采区上部车场与轨道运输大巷连接,采区上部车场形式为顺向平车场;

采区中部车场形式为双向甩车场,通过联络斜巷与工作面顺槽连通。

二、采区主要硐室

采区上部布置有采区绞车房、采区煤仓、胶带输送机机头硐室;

采区中部布置有采区变电所、瓦斯抽放硐室、避难所;

采区下部布置有采区水仓、泵房等。

1、采区轨道下山绞车房

位于-305m西翼轨道运输大巷以下,与大巷至少保持10m以上的净岩柱,采用锚网喷支护,净宽6.0m,墙高1.5m,喷砼厚度120mm,净断面23.13m2,长度9m,满足生产的要求。

2、采区煤仓

煤仓位于-305m西翼胶带运输大巷正上方,φ6.0m,仓身净高19.7m,砼支护,厚度450mm。

有效容量426m3,散煤容重0.9m3/t,可容纳383吨煤,满足设计规范要求。

3、采区变电所

位于采区轨道下山和回风下山之间,采区倾向中部,采用锚网喷支护,半园拱断面,净宽5.4m,墙高1.3,净断面18.47m2,长度40m,通过变电所通道分别与轨道下山和回风下山相通,有独立的通风系统,满足《安全规程》的要求。

4、采区瓦斯抽放硐室

在采区中上部轨道下山和皮带下山之间设置井下瓦斯抽放硐室,建立井下移动式瓦斯抽放泵站。

瓦斯抽放硐室采用锚网喷支护,半园拱断面,净宽4.5m,墙高1.6m,净断面14.7m2,长度42m,和回风下山有联巷相通,满足通风、安全生产的要求。

5、采区避难所

根据安全标准和行业有关要求,采区投产时设计6个避难所,以满足防突要求。

避难所深5m(外两米小断面安装隔离门),岩巷采用锚网喷支护,半园拱断面,净宽3.6m,煤巷采用U型钢+网+喷浆支护,半园拱断面,净宽3.6m。

避难所内面积为10.8m²

,满足21人同时避难。

整个采区设6个,满足采区安全需要。

6、采区泵房、水仓

在采区下部设置采区泵房、水仓,采用锚网喷支护,半园拱断面。

泵房净宽5.0m,墙高2.0m,净断面19.81m²

,长度30m;

配电室净宽5.0m,墙高1.5m,净断面17.31m²

,长度20m;

泵房及配电室通道21m;

水仓净断面8.03m2,长度200m,有效容积1606m3,可容纳14采区5.3小时正常涌水量。

第四节采区生产系统

一、采区煤炭运输及设备

1、原煤运输路线

回采工作面生产出的原煤(刮板运输机)→工作面下巷(桥式转载机)→工作面下巷(胶带运输机)→14区皮带下山(胶带运输机)→14采区煤仓→-305m水平西翼胶带运输大巷→上仓斜巷(胶带运输机)→井底煤仓→主立井(12t箕斗)提升至地面。

2、14采区皮带下山设备

14采区皮带下山设备选型按Ⅲ方案采区下山长度考虑,总长1205.7m。

经计算选用DX4—1000/450×

2型钢绳芯胶带运输机,主要技术参数为:

B=1000m,V=2m/s,Q=630t/h,电动机型号:

YB450M2-4,N=450KW,电压6KV,共2台。

二、采区辅助运输及设备

1、辅助运输路线

①、材料或设备:

副立井(1t矿车双层罐笼)→井底车场→-305运输石门→-305m水平西翼轨道运输大巷(蓄电池电机车)→14采区轨道下山上车场→14采区轨道下山→中部车场→工作面上(下)巷(调度绞车)→使用地点。

②、掘进煤:

掘进工作面→工作面顺槽(矿车)→工作面顺槽(刮板运输机)→14区皮带下山(胶带运输机)→14采区煤仓→-305m水平西翼胶带运输大巷→上仓斜巷(胶带运输机)→井底煤仓→主立井(12t箕斗)提升至地面。

③、掘进矸石:

掘进工作面→工作面顺槽(矿车)→中部车场→14采区轨道下山→14采区轨道下山上车场→-305m水平西翼轨道运输大巷(蓄电池电机车)→-305运输石门→井底车场→副立井(1t矿车双层罐笼)提升至地面。

2、14采区轨道下山设备

14采区轨道下山设备选型按Ⅲ方案采区下山长度考虑,总长1162.9m。

经计算选用JKB-2×

2.5P型矿用防爆单绳提升机,其技术特征如下:

滚筒直径Dg=2.5m,滚筒宽度Bg=2m,最大静张力Fj=90KN,减速比i=20。

选用YB2-560M-8型电动机,功率400KW,750r/min,电压6KV。

一次提6个矿车。

三、采区通风

设计14采区回采工作面、掘进工作面、采区变电所、瓦斯抽放硐室均采用独立通风。

1、回采工作面通风路线

新鲜风自副立井→井底车场→-305运输石门→-305m水平西翼轨道运输大巷→14采区轨道下山上车场→14采区轨道下山→中部车场→工作面下巷→回采工作面(乏风)→工作面上巷→回风斜巷→14采区回风下山→-305m水平西翼回风大巷→-305回风石门→中央风井。

2、掘进工作面通风路线

中部车场(局部通风机)→工作面顺槽→掘进工作面(乏风)→工作面顺槽→回风斜巷→14采区回风下山→-305m水平西翼回风大巷→-305回风石门→中央风井。

四、采区排水

采区内排水以自流为主,在顺槽中某些低洼之处无法实现自流,采用小水泵排水。

排水路线:

工作面顺槽(管路)→中部车场(管路)→14采区轨道下山(水沟)→14采区水仓→14采区排水泵→14采区轨道下山(管路)→14采区上车场(水沟)→-305m水平西翼轨道运输大巷(水沟)→-305运输石门(水沟)→井底车场(水沟)→井底水仓→中央泵房排水泵→副立井(管道)→地面。

第五节区段划分及回采工作面接替顺序

一、区段划分

根据14采区具有煤与瓦斯突出危险性,采掘工作面需采取区域综合防突措施,结合矿方意见工作面长度不宜超过120m,相邻区段采用沿空送巷,14采区倾斜宽度为740m,区段斜长按130m进行划分,14采区共划分为5个区段,10个工作面。

二、回采工作面接替顺序

采区内工作面开采采用下行式开采顺序。

14采区为双翼采区,工作面接替顺序为从上向下左右两翼交替进行。

14采区首采面布置在采区东翼上部,为14011工作面,接替面为采区西翼上部14021工作面。

为掩护工作面顺槽(煤巷)掘进,在工作面上(下)巷设计位置下错20m左右距煤层10m

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