一四采区设计说明书.docx
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一四采区设计说明书
第一章矿井概况
第一节交通位置
陕西蒲白西固煤业有限公司位于渭北煤田中部的蒲白矿区,西距白水县城9.5km,行政区划隶属于陕西省白水县西固镇管辖。
第二节煤田地质特征
一、地层特征
井田地层由老至新为:
中下奥陶系(O1-2)、石炭系上石炭统太原组(C3t)、二迭系下统山西组(P1S)、下二迭统石盒子组(P1Sh)、上二迭统石盒子组(P2Sh)第四系更新统黄土地层(Q1-3)。
二、煤层特征
采区内含煤地层为二迭系山西组、石炭系太原组。
山西组含煤两层(2#、3#煤),均不可采。
太原组含煤四层(4#、5#、6#、10#),4#煤层局部可采,5#煤层是主要可采煤层。
太原组地层总厚度平均27.32m,含煤总厚度平均3.5m。
三、构造特征
采区位于阿文村向斜的北翼,倾角10-15°,属单斜构造。
区内已查明东文化正断层,断层落差20m,走向N85E,区内延伸约40m;区内延伸一条落差20-50m的断层,走向N50E,延伸及影响不详;南部边界仁村断层落差120m,延伸及影响不详。
区内中小型断层比较发育,多数以北东向为主,影响范围不详。
四、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤层自燃倾向性、煤尘爆炸指数
煤层瓦斯涌出量:
绝对瓦斯涌出量为0.49m3/min;
瓦斯等级为低瓦斯矿井;
煤层自燃倾向性为不易自燃煤层;
煤尘爆炸指数为18.61%。
五、水文地质
该区有含水层6层,富水性较弱,涌水量一般0.004—0.03m3/h,除第四系松散岩层含水层外,其余5层含水层对对正常掘进均有不同程度影响,在施工期间应采取防治水措施。
第三节井田开拓
西固矿井现设计生产能力0.30Mt/a.工业场地位于西固镇南侧的平原地带,工业场地布置划分三个区:
主井口以南为生产区,以北为行政及生活福利区,东侧为辅助生产区。
现有两趟10kv供电线路至地面变电所,生活用水取自附近杨家村水井。
目前,井田内共有三个井筒并形成了完整的生产系统,采用两立一斜但水平上、下山开拓方式,分列式通风方式,机械抽出式通风方法,立井混合提升方式。
现混合提升立井井口标高+675m,垂深175M,净直径4.2M,料砌支护,安装一对单层单车标准罐笼,采用MG1.4-6A型自制非标准矿车提煤,MG1.1-6A型标准矿车提矸。
主提升机为2JK-2/20型,担负矿井提煤、排矸,下放材料设备,升降人员兼进风任务;西风井井口标高684M,斜长353M,倾角25°,净断面5.6m2,料砌支护,承担回风兼安全出口;北风井为立井,井口标高694m,井深124m,净直径2.8m,内设梯子间,为进风井兼作安全出口。
开采水平标高+513m,运输大巷基本沿煤层布置,部分有挑顶卧底情况,大巷坡度为3‰,采用1.4t自制非标准固定式矿车运煤和1t标准矿车运矸。
用3台ZK7-600/550型7t变频式架线电机车牵引;总回风巷基本与运输大巷并列布置。
矿井目前正在14上山采区生产,采用单一走向长壁采煤法开采,炮采采煤工艺。
现在全矿有一个采煤队和三个掘进队进行生产和准备,其中两个煤巷掘进面,一个岩巷掘进面。
第二章采区概况及地质特征
第一节采区概况
一、采区范围及地表特征
14采区位于井田的东部,井下位置北以12采区中部揭露断层F1为界;西与12采区及13采区毗邻;南以仁村正断层为界;东部以井田边界、小窑破坏区及阿文村保安煤柱为界。
该采区内地表为果园及农田,六支渠从采区东北角以西北至东南方向穿过,该采区内地面标高在+666.0~+702.5米。
煤层底板等高线在+325m~+578m之间。
从开采方面考虑,将该采区划分为两部分,一部分位于北部,开采原12采区东部因断层影响未开采块段(简称一四上部),该段走向长度400~660m,倾斜长度460m,面积264280m2,一部分位于南部(简称一四下部),该段走向长度980~1340m,倾斜长度940m,面积664546m2。
一四采区内主要有以下几个小窑:
1.阿文潘家矿:
现已停采,生产期间年产量1.5万吨,共生产四至五年,约产出煤炭5万吨,破坏程度不明,有待查明。
2.一四上部内两座小窑,当时均未见煤,破坏程度不明。
二、煤层瓦斯及煤尘
根据瓦斯地质资料和矿井多年来的实测显示,该矿井属低瓦斯矿井,无瓦斯突出。
煤尘有弱爆炸危险性,爆炸指数为:
18.61。
煤层无自燃发火倾向。
第二节地质及水文地质
一、地质构造及煤层结构
14采区内煤层沿走向呈波状起伏,沿倾向变化不大,北高南低,由北向南倾角渐增,煤层倾角介于3°~11°,总体呈单斜构造,区内已揭露断层两条:
F2断层,走向N50°E,落差20~50m,将穿进一四采区,并贯穿一四采区;东文化正断层,走向N85°E,落差30m,预计在一四中部尖灭;采区北邻F1正断层,落差大于10m,南邻仁村断层,受这两条大断层影响,预计区内中小型断层较发育。
区内控制钻孔有三个,分别是5-2,西1及5-1钻孔,邻近钻孔两个,为5-3和5-4。
5#煤层平均厚度为3.07m。
煤层结构较复杂,含矸二至三层。
其顶底板岩性分别为(见一四采区5#煤层综合柱状图):
伪顶:
局部为黑色页岩、泥岩,厚度0.5m~0.8m。
直接顶:
黑色粉砂岩,岩性均一,无明显层理,内含少量植物化石及黄铁矿结核。
底部有0.1m的细砂岩,其中含大量的白云母。
直接顶与基本顶之间局部夹有0.95~1.15m厚4号煤层,粉状结构。
老顶:
细粒—中粒砂岩,黄褐—黑灰色,成份以石英长石为主,具层状层理,层面含炭质及白云母片。
层厚1.3m—4.7m,为K4标志层。
底板:
细粒砂岩,灰色一黑色,上部有0.12m为灰色泥岩,中部为灰白色石英砂岩;层厚2.64~6.47m,为K3标志层,下部为黑色粉砂岩。
二、储量及煤质
采区内可采煤层为5号煤层。
5号煤总地质储量722.9万吨,其地质损失储量177.58万吨。
该煤层为贫瘦煤,原煤灰分14.86~24.54%,属中灰富硫高发热量煤。
煤的容重为1.41吨/米3。
三、水文地质
14采区5#煤层顶底板含水层共有四层:
K3,、K4,K5及第四系砂砾含水层。
K3石英砂岩为5号煤层的底板,K4云母砂岩为5号煤层的基本顶;水资源以静态赋存,受采动影响后,岩层水沿裂隙涌出。
采区最大涌水量为90m3/h,正常涌水量为40m3/h。
因此,必须在采区下山的底部布置水仓,集中排水。
第三章采煤方法
第一节采区巷道布置
一、采区设计方案的选择
根据矿井现有生产系统,考虑采区实际情况,兼顾南部井田开发并依据本采区的地质特点,该采区开采采用大巷装车,下山开采。
一四下山采区煤炭储量占该采区储量的84%,因受下部一落差为50m的正断层(F2断层)影响,将该块划分为两段,从总体考虑,开采时,沿第五勘探线以固定坡度布置两条下山进入二水平,作为南部井田的开拓巷道,并利用已施工的装车站及煤仓等开拓工程,皮带下山运煤,兼作回风与14总回风巷连接,轨道下山运料兼作进风与东大巷相连。
下部采用双翼后退式开采,以走向长壁工作面为主,首采工作面布置在14采区的下部右翼,轨道运输巷布置在工作面的下部,运送设备及材料并兼做进风。
根据准备巷道的布置以及与双下山的联络方式不同,提出两个方案以供选择。
1.方案一(见附图):
采用双下山布置,用于一四采区的开采,并为南部井田的开拓做为准备。
开采一四采区时,将现有轨下作为F2断层以北的1#辅助轨下并沿煤层延伸至断层,为F2断层以北煤田开采服务。
开采F2断层以南时,从+420轨道平巷施工联络巷进入煤层,并沿煤层施工2#辅助轨下,2#辅助皮下。
工作面煤炭通过2#辅助皮下运至+410皮带平巷。
2.方案二(见附图):
采用双下山布置,用于一四采区的开采,并为南部井田的开拓做为准备。
不施工辅助下山,直接从岩石下山穿层进入煤巷,再施工工作面巷道。
3.方案比较
(1)方案一:
优点:
1.用煤层辅助轨道下山服务于一四下部的回采和辅助运输,用一条岩层轨道下山服务于一四下部和南部井田的开拓,在一四采区准备和南部开拓的时间段,斜巷提升各自独立,在安全和提升能力上有保证。
岩轨下采用18º下山,斜巷提升距离较短,有利于提升。
4.石门装车站回风进入采区,充分利用了风量。
缺点:
采用18º下山施工,斜巷工程量虽少,但行人比较费力,需要较早解决斜巷人车。
(2)方案二:
优点:
不施工辅助下山,由岩石下山直接穿层进入煤层掘进工作面,掘进巷道少,准备时间短,能早日投产。
缺点:
1.不施工辅助下山时,穿层岩巷工程量较多,给后期回采巷道施工带来一定困难。
(3)工程量比较:
计算位置至该采区生产系统形成(见表一)。
表一:
一四采区工程量比较
巷道名称工程量(m)方案
方案一
方案二
东大巷
436
436
运输石门
200
200
总回风巷
700
700
14材料巷
150
105
14回斜
65
65
14煤仓
18
18
绞车房
8
8
回风平巷
80
\
绞车房回风联络巷
\
20
一四皮带下山
508
490
一四轨道下山
333
379
二水平轨道平巷
150
144
二水平皮带平巷
115
144
1#辅助轨下
398
\
1#辅助皮下
375
\
1#联络巷
65
\
2#辅助轨下
304
\
2#辅助皮下
330
\
2#溜煤眼
10
\
溜煤眼通风联络巷
40
\
一四变电所
27
50
一四水泵房
18
20
一四水仓
47
30
14501皮带运输巷
771
810
14501轨道运输巷
735
790
14501切眼
126
120
合计
6009
4529
表二:
一四采区工程量分项表
方案工程量类别
总工程量(m)
开拓量(m)
准备量(m)
回采量(m)
合计
岩
煤
小计
岩
煤
小计
岩
煤
小计
煤
方案一
6009
1386
4623
2019
1254
785
2338
132
2206
1632
1632
方案二
4529
1451
4548
1985
1285
700
824
166
658
1720
1720
4.通过方案比较,选择方案
(一)为最优开采方案。
二、采煤方法开采顺序
14采区采用下山开采,走向长壁采煤法。
采煤工艺为放炮落煤,单体液压支柱配合π型梁支护,塑料编织网护顶,沿底推采,放顶煤一次采全高,全部垮落法管理顶板.。
从排水的角度考虑,首采工作面布置在采区的最下部为合理。
这样利于排水,+420轨道平巷段设采区水仓,集中排水,有利于管理。
采区开采顺序为:
采区采用上行式。
工作面回采采用后退式,以减少顺槽的维护量。
将下山西翼剩余的倾斜块段,放在采区最后开采,这样可以减少轨道下山受采动影响,缩小维护量,延长巷道使用寿命。
三、采高的确定
根据现有技术管理水平及设备情况,结合煤层厚度综合考虑,采用放顶煤一次采全高,工作面沿下分层开采,采高确定为2.1米,顶部煤量沿工作面切顶排开设放煤口进行回收。
四、采区回采率的确定
根据14采区的地质状况,小窑破坏,村庄保安煤柱及+380水平以下待采煤量等情况,影响采区回采率的主要因素为:
设计损失及边角地带的煤量损失;潘家矿及阿文村保安煤柱损失;采区下部+380~+330水平之间的129.1万吨的煤量亦是暂不开采储量。
本采区内可以开采的储量仅416.1万吨作为设计的依据(见表三)。
在开采过程中,应从以下几个方面考虑,不断提高采区回采率:
1、积极试行沿空送巷或沿空留巷无煤或小煤柱开采技术,减少护巷煤柱的损失;
2、搞好地测工作,掌握断层情况,合理进行巷道布置,有计划地减小构造影响。
3、进一步查清小窑破坏范围,尽可能减少煤炭损失;
4、严格回采工作面的工程质量管理,提高回采率,研究顶煤回收方法提高顶煤回收,提高工作面回采率;
5、对采区内的边角煤带应采取措施,尽量加大煤炭回收量。
表三:
14采区储量损失一览表
损失名称
项目
损失煤量(万吨)
可采储量(万吨)
设计采出量(万吨)
设计回采率
备注
断层保护煤柱
55.58
416.09
312.07
75%
14采区总地质储量为722.9万吨。
井田边界保护煤柱
22.41
小窑破坏
59.20
村庄保护煤柱
40.52
+380线以下储量
129.10
合计
306.81
第二节回采工艺
14采区的开采采用长壁工作面布置,单体液压支柱配合π型梁支护,塑料编织网护顶、放顶煤一次采全高,垮落法管理顶板、放炮落煤、刮板运输机运煤之采煤方法。
1、落煤
工作面的切眼长度为120m,推进度为1.0m;采用打眼放炮落煤,配MZ-1.2型煤电钻和MFB-100型起爆器,使用毫秒电雷管及煤矿2级许用乳化炸药爆破。
炮眼布置及装药量根据工作面的具体情况编制《回采工作面作业规程》规定。
2、装煤
工作面放炮后,采用大锨拉煤配合小锨清煤的人工装煤方法。
3、运煤
工作面运煤采用SGW-150型刮板输送机运煤。
顺槽及皮带下山(皮带集中巷)铺设吊挂皮带和刮板输送机。
4、采场支护
工作面采场支护选用DZ-2500型单体液压支柱,HDSB2400型钢梁对棚直线柱支护。
对棚中心距0.75m,主副梁间距0.15m,排距1.0m,特殊区可采用特种支护方式。
π型梁之上铺设编织网,规格1.25×8m,网孔:
φ50mm,联网用尼龙绳,网间搭接0.1m,最小控顶距2.4m,最大控顶距为3.4m,放顶步距为1.0m。
4、放顶煤:
移过支架后,在工作面老空侧人工用长柄工具放顶煤。
放煤口间距为1000mm,采用间隔放煤法,即先放单数放煤口的煤,再放双数放煤口的煤,循环进行,直到把顶煤放干净。
5、采空区处理
工作面采空区处理采用全部垮落法。
据21采区放顶煤工作面现场观测工作面的初次来压步距为3~8m;周期来压不明显;工作面的直接顶随采随落,对顶板管理较为有利。
第三节采区准备
一、采区生产能力及服务年限
14采区设计生产能力为30万吨/年,布置一个炮采工作面来保证采区产量。
采区进入生产期后,安排二个煤巷掘进头准备工作面施工。
1.根据工作面能力核算采区生产能力AB
AB=K1•K2•A0
式中:
K1-采区掘进出煤系数,取1.1;
K2-工作面之间出煤影响系数,单面生产取1;
A0-工作面生产能力;
AB=1.1•A0
A0=M•L•L年•γ•C(1+N)
式中:
M-采高,取2.1m;
N-顶煤回收比例,48%
L-工作面采长,150m;
L年-工作面年推进度,450m;
γ-煤的容重,1.41t/m3
C-工作面回采率,95%;
AB=1.1×2.1×150×450×1.41×95%×1.48=30.9万吨
2、根据运输能力验算
运输系统中,主井提升能力相对较低,根据主井提升能力进行验算:
AB=T•N0/K•Ah×300
式中:
Ah-设备生产能力,78.5t/h;
T-日工作时间,20h;
N0-设备正常工作系数,取0.8;
K-产量不均衡系数,取1.2;
AB=20×78.5×0.8/1.2×300=314000t/h
设计产量小于实际运输能力,符合要求。
3、根据通风能力验算
AB=300×24×60V•S/C•C1
式中:
S-巷道断面面积,10.3m2;
V-允许最小风速,0.15m/S;
C-日产吨煤需风量,根据实际取1.3m3/min;
C1-风量备用系数,取1.25;
AB=300×24×60×0.15×10.3/1.3×1.25=410732.3吨/年
设计能力小于通风允许生产能力,符合要求。
3、储量验算
见采区准备部分,可采期8.7年,能够满足新采区准备时间。
4、服务年限
采区可采储量:
312万吨。
根据
T=E可/A·K=312/30×1.2=8.7年
式中:
T—采区服务年限,年;
A—采区设计生产能力,万吨/年;
E可—采区可采储量,万吨;
K—储量备用系数取1.2。
经计算14采区服务年限为:
8.7年。
二、采掘比例关系
1、采区准备
根据目前的生产接续准备和14采区的特点,以12500东工作面和一四上部的开采来缓解14采区开拓准备的时间。
12500东工作面长度为400米,剩余煤量可采6个月。
采区准备时安排一个岩巷队,两个煤巷队。
14采区总工程量为6733m,剩余工程量4684m,其中:
岩巷工程量为1096m,工期为:
1096÷60=18个月;煤巷工程量3588m,分二个巷道施工,工期为:
3588÷(2×150)=12个月;累计工期为:
18个月,即1.5年。
接替比较紧张,作为缓解,首先准备14上部工作面,14上部工作面可生产34个月,回采工程量共需16个月,结合下部,煤巷工程量共需28个月,根据计算14采区下部首采工作面形成生产,可提前12个月完成采区准备。
2、施工方法
(1)岩巷工程的施工
采用风动凿岩机打眼,爆破落碴,扒斗装岩机装岩,矿车运输。
边掘边砌一次成巷(或掘支顺序作业)的方法施工。
(2)煤巷的施工
采用煤电钻湿式打眼,爆破落煤,SGW-40T刮板输送机运煤,人工装煤,边掘边支一次成巷的方法施工。
3、巷道支护
根据巷道的性质,服务年限及围岩的地质条件,本采区巷道的支护采用以下几种形式(见一四采区巷道断面图)。
(1)东大巷采用半园拱粗料石砌碹支护形式,支护厚度300mm;临时支护采用锚杆支护。
支护断面为:
S净=11.20m2,S掘=15.13m2;巷道净宽度为3600mm。
(2)14总回风巷采用矩形园角锚网支护形式。
巷道支护断面S=5.50m2,巷道的净宽度为2.6m。
(3)14皮带及轨道下山,14集中轨道巷及集中皮带巷采用锚网喷射混凝土支护,S掘=7.57m2,净断面S=6.85m2。
(4)工作面皮带运输巷及轨道运输巷采用矩形园角锚网支护形式;巷道断面S=5.50m2,巷道的净宽度为2.6m。
(5)工作面切眼采用矩形摩擦支柱配π型梁支护形式,巷道净断面S=4.20m2,巷道净宽度为2.0m。
(6)材料斜巷及变电所采用半园拱粗料石砌碹支护形式,支护厚度为250mm/300mm;巷道断面S掘1=7.2m2,S净1=5.2m2;S掘2=12.8m2,S净2=9.4m2;通道段净宽度为2.7m,车场段净宽度为3.6m。
(7)水仓及通道
水仓及通道采用半园拱粗料石砌碹支护形式,巷道断面:
S掘1=7.2m2,S净1=5.2m2;S掘2=8.7m2,S净2=6.5m2;通道段净宽度为2.4m,水仓段净宽度为3.0m,水仓有效容积390m3。
(8)煤仓
煤仓采用园形锚网支护形式,仓体断面S=19.63m2,仓体直径为5.0m,有效容积314m3。
(9)装车站及绕道
装车站及绕道采用半园拱粗料石砌碹支护形式,支护厚度为250mm/300mm。
巷道断面:
S掘1=10.29m2,S净1=7.9m2;S掘2=15.13m2,
S净2=11.2m2,
绕道段巷道净宽度2700mm,装车站段净宽度为3600m。
第四章采区通风
第一节采区概况
本采区为下山采区,主采5#煤层,属低瓦斯煤层,煤层无自燃发火倾向,煤尘有爆炸危险。
采煤方法采用走向长壁放顶煤全部垮落法、后退式回采。
采区内一般一个采煤工作面和二个掘进工作面生产。
第二节采区通风系统
本采区采用轨道下山与运输大巷相连作为进风,皮带下山与东部总回风巷相连作为回风,工作面上行通风。
采煤工作面通风系统为:
东大巷——14轨道下山——工作面轨道运输巷——工作面——工作面皮带运输巷——14皮带下山——14采区回风斜巷——东部总回风巷。
第三节采区风量计算与分配
1、回采工作面所需风量Q采:
(1)按瓦斯涌出量计算
Q采=100×qCH4×K=100×1×2=200m3/min
式中:
100是每分钟稀释1m3瓦斯所需风量;qcH4是瓦斯绝对涌出量,根据矿井实际取1m3/min;
K是瓦斯涌出不均衡系数,取2。
(2)按工作面温度计算
Q采=60×V采×S=60×1×4.2=252m3/min
式中:
60是每分钟所需风量;
V采是采煤工作面风速,根据温度与风速关系取1m/s;
S是采煤工作面平均面积。
(3)按人数计算
Q采=4N=4×60=240m3/min
式中:
4是每人每分钟所需风量;
N是工作面最多工作人数。
(4)按风速验算
根据《安规》规定:
采煤工作面最低风速是0.25m/s最高风速是4m/s。
最低风速时工作面风量:
Q低=60×V低×S=60×0.25×4.2=63m3/min
最高风速时工作面风量:
Q高=60×V高×S=60×4×4.2=1008m3/min
式中:
V低、V高分别是采煤工作面允许最低、最高风速,S是工作面平均面积。
综上计算采煤工作面风量Q采取最高260m3/min,大于最低风速时风量,小于最高风速时风量,符合规定。
2、掘进面所需风量Q掘:
(1)按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100×qcH4×K=100×1×2=200m3/min
式中:
100是每分钟稀释1m3瓦斯所需风量;
qcH4是瓦斯每分钟绝对涌出量,据矿井实际取1m3/min;
K是瓦斯涌出不均衡系数,取2。
(2)按炸药量计算
Q掘=25A=25×6.50=162.5m3/min
式中:
25是稀释每公斤炸药产生炮烟所需风量;
A是掘进面一次爆破的最大炸药量,参照邻近掘进面,取6.5kg。
(3)局扇实际吸风量取200m3/min
(4)按人数计算
Q掘=4N=4×30=120m3/min
式中:
4是工作面每人每分钟所需风量;
N是掘进工作面最大工作人数。
(5)按风速验算
根据《安规》掘进工作面最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s。
最低风速时工作面风量:
Q低=60×V低×S掘=60×0.25×5.5=82.5m3/min
最高风速时工作面风量:
Q高=60×V高×S掘=60×4×5.5=1320m3/min
式中V低、V高是掘进面允许最低、最高风速;
S掘是掘进工作面断面积。
综上计算掘进工作面所需风量取最大风量200m3/min,大于最低风速时的风量,小于最高风速时的风量,符合规定。
3、采区变、绞车房各配80m3/min,火药库配80m3/min
4、水仓配60m3/min。
5、矿井所需风量:
Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K=(260×1+260/1.85+200×2×1.34+80×3+60)×1.20=1483m3/min
式中:
∑Q采是采煤工作面和备用面风量的和;
∑Q掘是2个掘进面风量的和;
∑Q峒是变电所、绞车房、水仓、火药库风量的和;
∑Q其它是大巷装车站风量;
K是矿井风量备用系数,取1.20。
经计算最终矿井风量取1500m3/min。
第四节井巷通风阻力计算
1、14501工作面为通风最困难时期风路,通风阻力计算见附表四
摩擦阻力:
64.2mmH2O;
局部阻力按15%计算;
矿井总阻力h阻=64.2×1.15=73.8mmH2O;
矿井等积孔:
A=0.38×Q矿/√ h阻=0.38×25/√73.8=1.11m2
式中:
Q矿是矿井总进风量;
h阻是矿井通风总阻力。
表四:
通风困难时期阻力计算表
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