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井田内有十八个自然村。
矿区气候条件
本区属大陆性气候。
据玉田县气象站1961-1971年观测的资料是:
(1)降水量:
年最大降水量毫米(1967年),年最小降水量345毫米(1968年);
月最大降水量(1967年8月)毫米,月最小降水量为零(1963年1月和1967年12月);
日最大降水量毫米(1963年8月20日)。
本区降水量的特点是集中在6、7、8三个月,约占全年的87%,而且多暴雨。
(2)蒸发量:
年最大蒸发量是2186毫米(1961年),年最小蒸发量(1971年)毫米,月最大蒸发量是(1962年5月)毫米,月最小蒸发量(1968年12月)毫米。
蒸发量一般大于降水量的2倍,除7、8月份降水量大于蒸发量外,其它各月一般蒸发量均大于降水量。
尤其是5、6月份气温转暖,而降水量很小,常显旱象,亦为本区气候之特点。
(3)气温:
月最高平均气温℃(1968年7月),月最低平均气温℃(1969年1月),日最高气温℃(1961年6月10日),日最低气温℃(1968年12月15日)。
气温最高在6、7、8三个月,最低在12月和1月年平均气温在℃℃之间。
最大冻土深度780毫米(1961年1月21日-24日)。
初冻日期一般在11月份(最早时1961年10月29日即开始),解冻一般在三月份(最晚为1969年4月24日)
地质特征
井田地形
本区从古地理位置而言,位于燕山沉降带中段之南缘,在构造位置上北依燕山褶皱带,山峦起伏,大片古老岩层出露,向南为一片平原,基岩地层被较厚的第四系冲积层所覆盖。
区域内最老的地层为前震旦纪变质岩系,向上依次为震旦系、寒武系、奥陶系、石炭系、二迭系、第四系等地层。
井田地层
本区地层与开平煤田的岩性、岩相等沉积特征基本相同。
现由老到新的地层层序,从煤系地层的基盘——奥陶系中统至第四系描述如下:
(一)奥陶系中统马家沟组(02)
本区钻孔揭露最多者米,岩性为浅灰——灰白色石灰岩,质纯性脆,时夹薄层状灰质粘土岩及白云质石灰岩或豹皮状灰岩。
顶部有古风化壳迹象,含黄铁矿结核,裂隙溶洞较发育,有时被铝土质充填。
(二)石炭系(C)
上限为煤11顶板细粉砂岩之顶界,与上复二迭系地层呈整合接触。
下限为奥陶系石灰岩顶面,两者呈平行不整合接触。
地层厚度约200米,分中上两统,下统缺失。
地质构造
蓟玉煤田在大地构造位置上位于华夏系构造与山字型构造复合带内,即马兰裕山字形构造弧顶略偏西翼。
大地构造位置决定了该区的构造特征。
在伴随马兰裕山字型构造形成时,因受来自北东方向的压力及南西方向的应力作用,使煤田由大致平行的压性兼扭性构造带和与其大致垂直的张性兼扭性断裂带所组成,即自东向西依次有林南仓向斜、林西背斜、李庄子向斜(地堑)、黄土坎背斜和下仓向斜等并列,呈多字型构造。
井田的水文地质
煤系地层赋存于一个不对称的构造盆地之中,伏于第四纪冲积层之下,基岩面北高南低,高差达100——200米以上。
第四纪冲洪积层厚度变化较大,自143米至434米,以丁官屯附近最薄,向北和东南逐渐加厚,以粘土类地层为主,含水层组多由复结构的薄层中、细砂组成。
第三承压含水层在北部(岳状、后湖定府一带)发育有卵、砾石层,含水丰富。
煤系地层复于奥陶纪灰岩之上,主要由砂岩和粘土质岩层组成。
含煤段下部和煤系底部有薄层灰岩4——5层,单层厚一般约1——2米;
在断层发育的西部有火成岩侵入,水文地质条件较为复杂。
煤层特征
煤层埋藏条件和特征
本区含煤系由石灰系和二叠系地层组成,煤系地层总厚度约472米。
含煤二十余层,平均煤层总厚度为米,含煤系数为%。
其中可采煤层共10层,即煤5、煤6、煤7、煤8-1、煤8-2、煤9、煤10、煤11、煤12、煤14,平均总厚度为米。
煤层的垂直分布赋存在煤系地层中部,即集中出现在上石炭系赵各庄组及下二迭系大苗庄组。
此两组地层内含煤十余层,平均煤层总厚度为米,含煤系数为12%,其中可采含煤系数为%。
煤层的描述
本区煤层自上而下大体可划分为三组,即上部薄煤组:
包括煤5、煤6、煤7,煤层间距约14-26米,皆为不稳定的局部可采煤层。
中部中厚煤层组:
包括煤8-1至煤14各层煤,煤层间距约——23米,多属稳定及较稳定的可采或局部可采煤层。
其中煤8-1、煤11、煤12为本区主要可采煤层,厚度占可采煤层的%。
下部煤线组:
包括煤15至煤20间各煤层,间距约9~39米,皆属不稳定的不可采煤层。
本区各煤层一般属气煤类,小牌号为气煤1、2号,为良好的化工及配焦用煤。
但位于井田西部(即仓补9、仓补25、仓补2、仓补32、仓补11、孔连线以西)因受岩浆岩侵入变质之故,使煤质牌号混杂,时有无烟煤、贫煤、瘦煤、肥气煤等煤种出现。
若混合运输将对于配煤不利。
2.可采储量及其服务年限
井田境界
储量计算的煤层
有煤5、6、7、8-1、8-2、9、10、11、12、14共十层,其中煤6、煤8-2、煤10等仅局部可采。
另其它各煤层如煤4、煤12下、煤15、煤17、煤18、煤20等,虽然偶有可采点出现,但不能连成面积,因此未参予储量计算。
储量计算的范围和边界
本区为一盆形向斜,向斜内占90%面积的煤层埋藏在-800米以浅,仅轴心的狭小部位最下部可采煤层煤14的埋藏深度达到-1046米,故各可采煤层风氧化带以下全部计算储量。
煤的技术条件
(一)煤层的最低可采厚度为米(岩浆岩沿煤层侵入之钻孔,烟煤、无烟煤和天然焦合并计算其厚度)。
(二)灰分:
最高绝对干燥原煤灰分含量不超过40%。
(三)储量厚度:
均系煤层真厚度。
对结构复杂的煤层,当夹矸厚度小于米,而煤分层厚度大于或等于夹矸厚度者,则上下分煤层合并计算厚度。
(四)风化—氧化带界限:
煤层露头以下垂深30米为风化—氧化带界限。
(五)冲积层煤柱:
冲积层下至垂深80米,除去风氧化带作为冲积层煤柱。
(六)断层
(1)、正断层:
①断距小于20米者,不留煤柱。
②断距大于或等于20米者,断层两侧各30米作为断层煤柱,单独计算其储量。
(2)、逆断层:
对重复部分不重复计算储量。
图2-1井田赋存状况示意图
矿井可采储量
储量的计算
(一)参加储量计算的各煤层,均按设计生产水平划分块段计算储量,即冲积层煤柱,第一水平(-500米以浅);
第二水平(-500至-975米)。
同一水平利用剖面线划分小块段,在1:
5000等高线图上,利用求积仪计算平面积,分块求出储量。
(二)参数的取得:
(1)平均倾角:
利用特制的同比例坡度尺直接在等高线图上量取块段内相邻的等高线距,量取数处,取其平均值。
(2)平均厚度:
块段内各见煤点真厚相加,取其算术平均值。
(3)容重:
参加储量计算的各煤层,分别为该煤层煤芯煤样容重值的算术平均值。
表2-1煤层煤芯算术平均值
煤层
煤5
煤6
煤7
煤8-1
煤8-2
煤9
煤10
煤11
煤12
煤14
容重
(三)可采边界的确定:
可采与不可采两点之间用内插法求得,若一钻孔煤层尖灭,相邻钻孔达到可采厚度,则取两孔间中点为零点,再用内插法求得。
储量级别的划分
(一)储量级别:
本区煤层储量划分为A、B、C1、C2四级。
(二)分级原则:
(1)鉴于本区为盆形向斜构造,断层较为发育,并稍具波状起伏,煤层以较稳定者为主,参照原地质部、煤炭工业部1961年颁发之“煤矿产储量分类暂行规范”的原则,各级储量的勘探网密度见表
表2-2各级储量的勘探网密度表
煤层稳定性
A
B
C1
稳定
750
1500
3000
较稳定
375
不稳定
250+
500+
(2)对于煤层厚度、结构及灰份变化有规律的煤层,其稳定性根据具体情况确定,即同一煤层可划分出不同稳定程度之块段。
(3)储量级别外推原则:
A级块段可外推A级孔距的1/2为B级;
B级块段可外推B级孔距的1/2为C1级,一般情况下不连续外推。
(4)断层煤柱一般为C1级储量。
储量计算中的几个具体问题
(1)个别点原煤灰份虽已超过40%,但可能由于煤层采取率低,代表性不强,或采样质量不高等原因所致,故仍计算其储量。
(2)对个别钻孔煤层夹矸虽大于米,但分煤层厚度均超过米时,上下煤层合并计算储量。
(3)煤7因容重样少,代表性不强,故采用煤6容重值计算储量。
(4)对不稳定煤层C1级储量未严格按线距要求,根据具体情况储量计算至可采边界线。
储量计算成果
全区共收得A+B+C1+C2级储量千吨,其中A+B+C1级储量千吨,A+B级储量千吨,占A+B+C1级储量%,其中第一水平A+B+C1+C2级储量千吨,A+B+C1级千吨,A+B级千吨,占A+B+C1级的%
无岩煤芯钻进
本区在各施工阶段,有些钻孔采取了全孔或部分无芯钻进。
这对提高勘探速度起到一定作用。
在质量上总的来看能保证资料的正确,但个别测井曲线反映不好的钻孔,在地质资料的准确性上有某种程度的影响。
在补充勘探过程中,对以往测井资料重新做了对比和解释,并对有疑问的全孔无芯钻进的仓13孔做了质量检查(检查结果见仓补23和仓13孔柱状图),纠正了部分缺欠,所以本报告采用的煤层底板深度和厚度资料是可靠的。
矿井工作制度
确定矿井工作天数
按自然年天数减去休假天数,本矿井设计年工作日数为330天。
矿井工作制度的确定
矿井工作制度设计采用“三八”工作制,即两班采煤,一班准备,每班净工作时间为8个小时。
确定矿井每昼夜净提升小时数
按照《煤炭工业矿井设计规范》规定:
矿井每昼夜净提升时间16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16小时。
矿井设计生产能力及服务年限
确定矿井的生产能力
根据本井田可采储量,以及矿井的地质构造,确定本矿井设计生产能力为120万t/年。
矿井服务年限的验算
由T=Z/(K×
A)
其中:
T—矿井的服务年限(年)
Z—矿井的可采储量(万t)
K—矿井储量备用系数,K取
A—矿井生产能力(万t/年)
T=37年
符合规程规定,故本矿井的生产能力为120万t合理。
3.矿井开拓与准备
井田开拓的基本问题
开拓方式
采用立井多水平开拓方式,主井副井两井筒分别位于井田中央,而风井位于井田边界,采用中央边界式,压入式通风。
为了便于井田集中,合理利用相关设备,提高生产及工作效率,以及少占用土地,初步确定工业场地位于井田范围之内,及主副井附近,采用矩形布置。
水平的划分
矿井采用两个水平,标高为-500和-975米,一水平垂直高度为267米,二水平垂高为475米;
一水平采用下山开采,二水平采用上山开采;
主要可采煤层为煤11,煤12;
主要开拓巷道为一水平立井、硐室、主要石门和上山(采用3条),二水平的暗立井和上山,分别布置在煤12中,这样可以减少煤质的影响,预防煤12水害事故,及早投入生产,见效益。
为合理开采深部煤层,降低煤炭损失,采用立井延伸至二水平,井底车场与一水平相同,大提方案与一水平相当。
开采方式
本采区采用上行开采方式,即煤12与煤11联合开采,主要因为煤11灰分较高,煤12煤质较好,达到良好的效益。
矿井基本巷道
井筒
根据开滦其他矿井形式来看,一般采用圆形断面,因此主副井、风井在这里也采用圆形,这样便于管理和维护。
(一)主井
如图4-5,主井井筒断面形状为圆形,净直径为5m,净断面积为㎡,掘进断面㎡,井深400m。
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9t多绳箕斗提煤。
(二)副井
如图表1,副井井筒断面形状为圆形,净直径为,净断面积为,掘进断面m2,井深406m。
井筒井壁为混凝土砌碹井壁,厚550mm,充填混凝土厚50mm。
副井布置一辆3t固定箱式矿车双层两车罐笼。
副井设梯子间。
(三)风井
如图4-7为圆形断面,净直径为,净断面积为㎡,掘进断面m2,风井井深251m。
风井井筒井壁均为混凝土砌碹井壁,厚450mm,充填混凝土厚50mm。
风井设梯子间。
风速验算如下表。
表3-1井筒风速验算表
井筒名称
风量(m3/min)
井筒断面(m2)
实际风速(m/s)
允许风速(m/s)
验算结果
最低
最高
副井井筒
——
8
符合规定
风井井筒
15
(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;
)
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。
井底车场
(一)井底车场的型式和布置形式
井底车场采用副井卧式环行车场。
图3-1井底车场示意图
(二)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3t固定箱式矿车—9B,其外形尺寸为:
3450×
1300×
1300(mm)(长×
宽×
高)。
参考煤矿现场生产经验,一列车一般为10辆矿车,则一列车长度为。
而副井重车线长度为150m,空车线长度为200m,均大于1列车的长度,符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。
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,经错车线,过道岔绕至列车尾部,将列车顶入副井重车线。
然后,电机车经过道岔进入副井空车线,牵引列车驶向石门、运输大巷。
各种峒室的布置
(1)主排水泵房及水仓
主排水泵房布置5台水泵,2台使用,2台备用,一台检修。
矿井正常涌水量为420m3/h,最大涌水量为600m3/h。
水仓容量按容纳8h矿井正常涌水量考虑,总容量为4800m3/h。
(2)主变电所
主变电所与主排水泵房联合布置,经通道与井底车场相通。
(3)井底煤仓
矿井一水平开采,井底煤仓设计确定采用圆形立仓,直径6m,容量500t。
(4)箕斗装载硐室
箕斗装载硐室采用全上提式布置。
(5)主井井底清理撒煤硐室
根据箕斗硐室的布置形式,主井井底清理撒煤硐室布置在副井井底车场水平,通过撒煤清理斜巷与辅助运输大巷联系,撒煤经装载斗车→翻笼→胶带大巷煤流系统。
(6)爆破材料库
矿井主要巷道布置在岩层中,爆破材料用量较大,因此设计确定井下爆破材料库容量为1500kg。
(7)其他硐室
井底车场内还布置有等候室、水仓清理绞车硐室、消防材料库及蓄电池机车检修硐室等。
副井井底车场担负全矿辅助运输任务,运量较小,所运输的主要设备不可拆件重量大,为此确定井底车场铺轨采用33Kg/m轨型,钢筋混凝土轨枕。
主要开拓巷道
布置层位
辅助运输大巷、胶带输送机石门基本上沿岩层布置,胶带输送机大巷沿煤层布置,局部为煤岩或半煤岩巷道,巷道坡度随煤层而起伏,一般为0~5o左右。
巷道断面及支护形式
本设计中的主要开拓巷道有运输大巷、轨道大巷、运输石门、回风巷等。
主要设备硐室采用现浇混凝土支护,掘进宽度为6000mm,高度为3600mm,掘进断面积为。
。
各段巷道风速验算
各段巷道的通风验算结果见下表。
进断面积为。
表3-2井巷风速验算表
巷道名称
巷道断面(m2)
井底车场
轨道大巷
运输大巷
6
回风大巷
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。
巷道掘进及支护工艺
掘进方式
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。
支护工艺
井底车场石门采用砌碹和冒喷联合支护,巷道断面形状为半圆拱形,宽为米,高米,主要运输大巷或上山、回风巷等都采用拱形棚梁,断面积为平方米,局部顶板不好铺设金属网打锚杆。
图3-2皮带运输大巷断面图图3-3轨道上山断面图
图3-4总回风巷断面图
采区准备巷道布置及生产系统
煤柱设计
本设计采区的走向长度为2400多米,防水煤柱为65米,其他地方为80米,阶段斜长为225米,阶段煤柱为8米,数目为2~3个。
上山设计
本采区采用3条上山,分别布置在煤12中,分别为轨道上山,运输上山和通风上山,在3条上山中可采用平巷联络,各区段平巷均按等高线,沿煤层走向布置。
开采顺序
根据林南仓矿以往回采情况来看,采用上行开采对上层顶板破坏影响不大,故先采煤12,再采煤11;
在煤12中布置2个回采工作面,其他采区为衔接,可布置其他开拓工程。
工作面采用由上往下回采,即先采1121工作面,再采1124工作面,以此依次回采。
线路
(一)通风线路:
新鲜风流由副井经石门,到轨道上山,经每一个工作面的下运,切眼,再到上风进入皮带运输上山,到回风大巷,由风井排出地面。
(二)运输系统:
从工作面采出的煤由工作面上刮板输送机输出到下运的转载机,到下运皮带,再经皮带下山到石门,由石门中的皮带运入煤仓,由主井箕斗提到地面。
物料由副井经石门到轨道上山,由各工作面区段回风平巷进入工作面。
采区内掘进方法
对各工作面的区段巷道采用掘进机,巷道支护利用平方的拱形支架,巷顶铺设小木板,局部破损地方辅助铺设金属网;
对一些大巷、联络巷或上山由于坡度大,采用放炮掘进,各局部地点采用局部通风机,把新鲜风流引入迎头。
生产能力由本采区各回采工作面出煤量+各掘进头出煤量+开拓出煤量+各硐室出煤量。
图3-5区段回风巷断面图
采区车场选型设计
采区上部车场采用平车场,矿车由轨道上山进入上部平石门段,再有平石门缓慢进入上风道;
采区中部车场采用甩入平巷式,因为本采区轨道上山布置在煤层内,因此采用平巷式,这样掘进速度快,效益高,但维护成本较大,上部煤11可采用甩入石门式;
采区下部车场采用立式,由石门来的矿车直接进入上山,但对大巷矿车进入石门有一定影响,降低效率。
图3-6采区下部车场图图3-7采区中部车场图图3-8采区上部车场
4.采煤方法和回采工艺
采煤工艺方式
采煤方法
由于本采区煤12煤层厚度平均约5米,煤层结构单一,较稳定,构造较少,充分考虑采用综合放顶煤方式,以后煤11采用综采,煤11厚度约米,结构单一,地质条件也简单。
简要如下根据我矿煤层赋存条件及现有机械化程度,结合以往经验,其中以煤12综放较为普遍,煤11以综采较多,且安全系数较高。
由于煤12为5米左右,局部大于5米,为特厚煤层,而特厚大多采用综放,大采高不易于管理,顶板也不易管理,故采用综放,煤11采用综采。
井田采区划分主要以地质构造,人为为辅助,故1121工作面长度为208米,推进方向为后退式,采用往返进两刀,放顶煤。
工作面采用MGX-350型双滚筒采煤机沿底开采,每刀进度米,采煤机自开缺口斜切入刀,往返一次进两刀。
机组割底煤,支架尾梁摆动、插板伸缩放顶煤。
工作面采用机组滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤,采用双运输机运煤。
两刀放煤一次,前后溜为SGD-630/220和SGD-630/180型可弯曲刮板运输机。
回采工艺过程
割煤→移架→推前溜→拉后溜→割煤→移架→推前溜→放顶煤→拉后溜
(1)割煤:
工作面采用MGX-350型双滚筒采煤机割煤、落煤,滚筒直径Ф,截深米,采煤机自开缺口斜切入刀,往返一次进两刀。
采高~米,最大割煤速度6m/min,通过机组滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤。
(2)移架:
支架伸缩梁保持伸出状态,机组割煤过后,按拉线移架,移架滞后机组6~10m,移架步距600mm。
端面距不大于300mm,顶板破碎处或片帮严重时紧跟机组移架。
排头支架及时前移,前溜推到位后及时将排头支架移到位。
(3)推前溜:
采面支架移过后顺序移溜。
移溜工作滞后机组16~20米进行,逐渐将溜子顶向煤壁,支架工要协调一致,移溜后保证溜子平直顺,停溜时严禁推溜,防止塞死溜子。
移溜步距不得少于600mm,要经常保证溜子平直,移机头、机尾时,每次推移步距保证600mm,防止溜子脱节。
(4)放顶煤:
机组割两刀,放顶煤一次。
放顶煤时支架收回插板,尾梁摆向煤壁放煤。
根据工作面具体情况采用依次顺序多轮放煤,机头三组支架不放煤,保持机尾三组不放煤。
放煤时先从第四架开始依次放,每架放1/2左右,放完第一轮后,返回再放第二轮,每架放1/2左右;
放煤含矸量达到25%停止。
也可采取双人配
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