毕业设计煤矿采区初步设计.docx
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毕业设计煤矿采区初步设计
本科毕业设计说明书
煤矿13-1采区初步设计
DINGJICOALMINE13-1MININGAREA
PRELIMINARYDESIGN
学院(部):
专业班级:
学生姓名:
指导教师:
年月日
前言
编制本采区初步设计大纲的指导思想是:
贯彻执行国家及本行业部门有关建设方针和技术政策,采用先进的科学技术,充分利用本处的施工能力和技术经验,提高矿井建设的综合效益,在确保安全和工程质量的前提下,合理安排施工顺序及工程进度。
本着工期短、效率高、质量优、效益好的原则,建设本矿井。
严格贯彻我处通过了的质量、环境、职业健康安全三体系即ISO9001、ISO14001、GB/T28001标准《管理手册》、《程序文件》中的相关规定,确保工程施工的每一个阶段、每一个环节、每道工序处于受控状态,从而确保工程质量。
本采区设计的编制依据是:
1、安徽煤田地质局勘察研究院2006年9月编制的《安徽省淮南煤田煤矿矿产资源储量核实报告》。
2、安徽煤田地质局勘察研究院2003年4月编制的《安徽省凤台县井田勘探(精查)地质报告》。
3、安徽煤田地质局勘察研究院2003年7月编制的《淮南矿业集团矿井电子版地质报告汇编》。
4、安徽煤田地质局物探测量队和中国矿大编制的《淮南首采区三维地震勘探地质报告》、
5、煤炭工业部济南设计研究院勘测所承担进行的工业场地工程地质详探报告。
6、矿井井筒检查钻地质资料。
7、国家煤矿安全监察局煤安监函字[2005]14号《关于安徽淮南矿业(集团)有限责任公司矿井安全设施设计的批复》。
8、2007年3月编制的《矿井初步设计安全专篇(修改版)》。
9、2003年7月编制的《矿井及选煤厂可行性研究报告》。
10、现行的《煤矿安全规程》、《煤炭关于矿井设计规范》(GB50215-2005)等。
煤矿13-1采区初步设计
摘要
煤矿13—1采区初步设计想和具体安排,用来指导施工项目全过程各项活动的技术、经济和组织的综合性文件。
本设计是针对13-1采区的设计。
井底车场的选择是卧式车场。
硐室的设计有主井系统硐室和副井系统硐室。
大巷运输设计包括运输方式、运输设备和辅助设备。
采区巷道的布置包括采区巷道布置和顺槽布置。
通风方式为抽出式,矿井生产前期采用中央并列式通风,后期采用中央并列式与北部风井共同回风。
矿井延伸方式为延伸原有主副井。
采煤方法为走向长壁采煤法,工作面工艺根据煤层赋存状况采用综合机械化开采。
顶板管理方式采用全部垮落法处理。
关键词:
井底车场,硐室,采区,走向长壁采煤法
DingJiCoalmine13-1Miningarea
Preliminarydesign
ABSTRACT
DingJiCoalmine13-1MiningareaPreliminarydesignisthewholeprocessofconstructionoftheprojectconceivedideasandspecificarrangement,usedtoguidetheconstructionprojectwholeprocessactivitiestechnology,economyandorganizationofcomprehensivefiles.
ThedesignisadesignfortheDINGJI13-1miningarea.Thechoiceoftheshaftbottomhorizontalyard.Thechamberdesignofthemainshaftchamberandtheauxiliaryshaftchamber.Roadwayandtransportationdesign,includingthemodeoftransport,transportequipmentandauxiliaryequipment.ThelayoutofRoadwayRoadwaylayoutcisslotlayout.
Theventilationusescoalproduction-border-stylecentralventilation.Firstitusescoalproduction-border-stylecentralventilation,laterusedcentralparatactictypeandthenorthernwindWellscommonreturnair.Fortheextensionoftheoriginalextensionofthemainshaftsubsidiary,themethodforlawislongwallmining,fully-mechaizedcavingmethod.RoofmanagementmethodsusedtohandleallCollapselaw.
.
KEYWORDS:
shaftbottom,chamber,ciningarea,recovery,mining
1矿井设计基本情况
1.1矿区概述及地质特征
1.1.1交通位置
矿井位于安徽省淮南市西北部,距淮南市洞山约50km,行政区隶属淮南市潘集区和凤台境内。
地理坐标为东经116°33′16″~116°42′37″,北纬32°47′26″~32°54′31″。
凤台~蒙城公路穿越井田中部,且凤台~淮南等公路相接,沿凤蒙公路至凤台港与淮河水运相接,淮南~阜阳铁路从井田南缘通过,矿井中心距凤台车站约10km,该车站东到蚌埠约110km,西至阜阳约100km,分别与京沪、京九铁路相接。
矿区铁路专用线和矿区公路在矿井南部经过,交通极为便利。
1.1.2地形与河流
矿井地处淮河中游,属淮河冲积平原,区内地形平坦,地面标高一般在+21~+23m,西北高,东南低。
架河在本区由西北流向东南,注入淮河,河床30~40m,两岸地势低洼,雨季淮河水位上涨易成内涝。
淮河水位一般为+15m,历史最高洪水水位为+25m(1954年7月29日),两岸筑有大堤,最大堤距3000~3500m,右堤顶高+26.61m,左岸顶高27.11m。
此外,区内遍布人工开挖的渠道,用以灌溉、防洪、排涝。
该地区百年一遇内涝水位标高为+24.15m。
1.1.3气象
本区属过渡带气候,为季风温暖带半湿润气候,季节性明显,夏季炎热,冬季寒冷。
据凤台县气象局观察资料:
年平均气温15.1℃,极端最高气温41.4℃(1959年8月24日),极端最低气温-22.8℃(1966年1月31日)。
年平均降雨量926.3mm,最大1723.5mm(1954年),最小471.9mm(1966年)日最大降雨量320.44mm,小时最大降雨量75.3mm,降雨集中在6、7、8三个月,约占全年的40%。
年平均蒸发量1610.14mm(水面),最大2008.1mm(1985年),最小1261.2mm(1980年)。
蒸发量大于降雨量,潮湿系数近似0.5.相对湿度最大78%,最小10.14%,平均为74%。
初雪一般在十一月上旬,终雪在次年三月中旬,学期72-127天,最长138天,最短26天,最长连续降雪6天,日最大降雪量16cm。
1.1.4地震
根据国家标准GB50011-2001《建筑抗震设计规范》,本区抗震设放烈度为Ⅵ度,设计基本地震,设计基本地震加速度为0.05g。
1.1.5地层
本区地处黄淮平原。
淮南煤田位居广阔的平原之中,全部被第四系覆盖,唯有煤田南北两翼边缘的低山残丘,露出前震旦系变质岩,震旦、寒武、奥陶系等古老地层。
井田属全隐蔽含煤区,地层由下而上依次有奥陶系、石炭系、二叠系、第三系和第四系。
(一)奥陶系中下统(O)
根据邻区资料,所见石灰岩由浅灰、浅紫红色灰岩、白云灰岩组成,隐晶致密~细晶结构,夹角砾状灰岩和紫红、灰绿色页岩,水平、缓波状层理,下部裂隙溶洞发育。
(二)石炭系
1、中统本溪组(C)42.72m
根据邻区资料,本溪组平均厚3.05m。
主要为浅灰绿色铝铁质泥岩及泥岩,含较多黄铁矿。
本溪组假整合于奥陶系之上。
2、石炭系上统太原组(C)
太原组平均厚96.75m。
由13层灰岩、生物碎屑灰岩、泥灰岩与泥岩、砂岩组成,含不稳定薄煤层7层,不可采。
太原组整合于本溪组之上。
(三)二叠系
二叠系平均总厚1002.72m,分上、下统四个组,其中山西组、上、下石盒子组为含煤地层,平均厚742.72m,含煤层29层,总厚27m,含煤系数3.6%,可以分7个含煤段。
上部石千峰组为非含煤地层。
底部以灰岩与太原组分界。
二系整合于太原组之上。
(四)三叠系(P)
是一套红色碎屑岩,有棕红、紫红色砂岩、粉砂岩、泥岩组成。
厚度不详。
与下伏石前峰组呈整合接触。
(五)第三系(R)
1、下第三系(E)
厚0~180.75m。
分布在井田西北部,由一套紫红色为主的杂色砂砾岩组成,砾石成分以石英砾岩和各级石英砂岩为主,胶结物为泥质和粉砂质。
2、上第三系(N)
中新统(N):
厚0~110.55m,一中细砂、含泥质的砂砾层、粘土砾石及薄层粘土、砂质粘土组成,直接覆盖在煤系之上。
中新统(N):
厚32.2~131m,以粘土和砂质粘土为主,全区分布稳定。
上新统(N):
厚105.50~192.22m,以细中砂为主,含少量砾石。
(六)第四系((Q)
平均厚103.45~133。
60m,平均110m。
下部以灰黄色松散中、细砂夹多层砂质粘土和粘土,含锰铁结核;上部由土黄夹青灰色薄层细粉砂和砂质粘土,富含砂礓和铁锰结核与蚌壳碎片。
1.1.6结构
本区位于淮南复向斜中北部,井田东段为潘集背斜西缘,井田西段为陈桥背斜东翼与潘集背斜西缘的衔接带。
潘集背斜轴及地层走向近东西展布。
井田背部为宽缓背斜,形态较为完整,两翼地层倾角10~15°;背斜南翼为井田主体部分,总体为一单斜构造。
地层走向呈波状曲线变化,断层发育,以走向逆段层为主,井田东段有岩浆岩侵入影响煤层;井田西段位于陈桥背斜东翼与潘集背斜西部的衔接带,总体构造形态为走向南北,向东倾斜的单斜构造,地层倾斜平缓,倾角5~15°,并有发育不均的次级宽缓褶皱和断层。
本井田地层走向变化和构造特征,取决于区域构造背景,受潘集、陈桥背斜的控制。
潘集、陈桥背斜均为北西走向,然而他们呈错位排列,轴位错开约6km。
潘集、陈桥背斜的排列形式,构成了背斜南翼地层走向呈北西~南北~北西的“S”形态。
1.1.7水文地质
本区含水层(组)由新生界松散层砂层孔隙水、二叠系砂岩裂隙水和石炭系太原组及奥陶系石灰岩溶裂系水三部分组成。
1、新生界松散层含隔水层(组)
井田内松散层厚346.75-563.80m,其厚度变化随古地貌形态由东南向西北增厚。
基本沿古地形想西北倾斜,局部地段稍有起伏,唯东南部十五13孔处出现一古丘。
松散层自上而下可分为三个含水层(组)、一个隔水层(组)。
2、下第三系砂砾岩含水层
钻探揭露厚度0-180.75m,底板埋深414.07-737.85M,主要分布在井田的西北部。
东部有十九7、十九9两孔见砂砾岩,厚度小、分布范围有限。
砂砾岩以石英岩砾和各级石英砂岩砾为主,胶接物为泥质及粉砂质,砂砾岩裂隙不发育。
据邻区单孔抽水成果,q=0.0196L/s·m。
富水性弱,正常情况下对矿坑充水无影响。
3、二叠系砂岩裂隙含水层(组)和隔水层(组)
含水层岩性以中、细砂岩为主,局部为粗砂岩和石英砂岩,分布于可采煤层及泥岩之间,岩性厚度变化均较大,分布又不稳定。
依照可采煤层之间的关系和对矿坑充水影响的大小,划分为13-1—11-2煤含水层(段)和8—4-1煤层含水层(段)。
据简易水文地质观测,全泵量漏水均在砂岩内,其中24—17煤间漏水4次,漏水孔率为0.9%,13-1—11-2煤间漏水4次,漏水孔率为3.2%,8煤以下五漏水孔。
区内三次抽水试验,水位标高9.85-26.68m,q=0.00676-0.0342L/s·m,k=0.00226-0.207m/d。
水文17-26℃,矿化度为1.091-2.145g/l,全硬度为3.39-5.22德国度,水质类型HCO3·Cl-na。
综上所述,煤系的富水性取决于砂岩裂隙的发育程度、开启大小和延展长度,而裂隙发展的不均一性导致煤系富水性有很大的差异。
按钻孔单位涌水量,本区煤系富水性弱,从抽水Q—S曲线向“疏干”方向变化,停抽后,水位恢复缓慢,表明是以储存量为主的不均一裂隙含水层(组)。
4、二叠系底部隔水层(组)
二叠系底部1煤层距太原组灰岩距离为24.02-37.47m,平均30.11m,主要由泥岩、粉砂岩、砂泥岩互层组成,局部夹细砂岩,可视为1煤层底板隔水层(组)。
正常情况下,对太原组灰岩水能起到一定隔水作用。
5、太原组灰岩岩溶裂隙含水层
太原组灰岩在本区埋藏较深,背斜轴部一班埋藏在-830m以下,远离第一水平的先期开采地段。
据区域资料,地层总厚约100-110m,含灰岩13层。
除第3、4、12等三层灰岩较厚外,其余均为薄层灰岩。
上部1-4层灰岩为1煤底板直接充水含水层。
灰岩岩溶裂隙发育不均一,一般在背斜轴部岩溶发育,但多被方解石充填。
简易水文未发现漏水和明星消耗。
十九4孔抽水资料,水位标高22.11m,q=0.244L/s·m,k=1.81m/d,水质类型Cl-K+Na,矿化度2.425g/L,水温31.5℃,富水性中等。
1.2井田开拓与开采
1.2.1井田境界
井田境界:
东起十五线与潘三、潘四(潘北)煤矿相邻,西至11-2煤层露头线;北起F27、F81-1断层,南至F87断层及13-1煤层-1000m等高线地面投影线。
东西走向长12-15km,南北倾向宽4-11km。
1.2.2储量
(一)储量计算范围、对象方法及参数
1.计算范围:
储量计算范围为井田内各可采煤层的可采范围。
2.计算对象:
参加储量计算的煤层共9层。
分别为13-1、11-2、8、7-2、5-1、4-2、4-1、3、1煤层。
3.计算方法:
运用地质块段法在各可采煤层底板等高线图上,按照钻探工程控制程度及计算水平的不同,划分不同地质块段分别计算储量。
4.计算参数
(1)煤层最低可采厚度为0.70m;
(2)原煤最高可采灰分产率为40%;
(3)原煤最高硫分为3%;
(4)最低发热量大于或等于17.0MJ/kg;
(5)煤层的容重采用各层的算术平均值,各煤层容重见表1。
表1各煤层容重表单位:
t/m³
煤层
13-1
11-2
8
7-2
5-1
4-2
4-1
3
1
容重
1.39
1.41
1.41
1.40
1.45
1.44
1.41
1.44
1.40
1.34
1.38
(二)资源/储量
全矿井范围内其获111b+122b+331+332+333+334资源/储量123314.19万吨。
见表2
表2煤层资源储量汇总表单位:
万t
煤层
111b
122b
331
332
333
334
小计
13-1
8039.19
8484.7
2323.26
1962.43
20528.05
41337.63
11-2
4239.46
3920.71
1705.96
649.22
13803.2
24318.55
8
1721.26
7229.18
3224.77
12175.21
7-2
2343.33
2343.33
5-1
2363.21
9089.56
2040.78
13493.55
4-2
1096.53
5430.41
443.24
6970.18
4-1
3362.92
4148.84
360.08
5292.58
13164.42
3
1019.08
4858.4
2242.37
8119.85
1
1391.47
1391.47
合计
15641.57
22754.33
4029.22
2971.73
69966.18
7591.16
123314.19
(三)矿井地质资源量
根据《煤矿工业矿井设计规范(GB50215-2005)》中关于矿井初步设计阶段资源/储量的计算要求,矿井地质资源量由查明煤炭资源组成。
因此,本矿井地质资源量即包括111b、122b、331、332和333部分,共115363.03万吨。
(四)矿井工业资源/储量
本矿井工业资源/储量包括111b、122b、331、332和大部分33。
为使确定的333的大部分更趋合理,本次对可信度系数k的取值按照首先考虑井田的构造复杂程度,然后再结合各可采煤层的稳定性的原则,经综合分析均取0.8,经计算333的折扣量为247811.2kt。
这样,即可求得矿井工业资源/储量为1623124.8kt。
详见表3。
表3分煤层资源储量汇总表单位:
万t
煤层
111b
122b
331
332
333*0.8
小计
13-1
8039.19
8484.7
2323.26
1962.43
16422.44
37232.02
11-2
4239.46
3920.71
1705.96
649.22
11042.56
21557.91
8
1721.26
5783.34
7504.60
7-2
1874.66
1874.66
5-1
2363.21
7271.65
9634.86
4-2
1096.53
4344.33
5440.86
4-1
3362.92
4148.84
360.08
4234.06
12105.90
3
1019.08
3886.72
4905.80
1
1113.18
1113.18
合计
15641.57
22754.33
4029.22
2971.73
55972.94
101369.79
(五)矿井设计资源/储量
设计资源/储量=工业资源/储量—防水煤柱—断层煤柱—井田边界煤柱
1、防水煤柱
根据矿井储量核实报告和《建筑物、水体及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》(2000)的具体要求,参照相邻的潘三,潘一矿的实际情况,确定由基岩面向下垂深80m留设各煤层防水煤柱,其中风氧化带深度为距基岩界面向下垂深30m,共计储量2450.54万吨。
实际开采中,可根据具体情况,在确保安全的前提下,结合实测岩移资料,对防水(砂)煤柱高度进行必要的调整。
2、断层煤柱
凡落差大于等于50m的断层,两侧各留50m煤柱;30m≤落差<50m的断层两侧各留30m的断层煤柱。
全区共有断层煤柱143873.61万吨。
今后在实际开采中,应根据各断层的具体情况,在确保安全的前提下对煤柱的宽度进行必要的调整。
3、井田境界煤柱
本井田与顾桥矿井、潘三矿井、朱集勘探区等边界两侧各留设50m宽度的煤柱作为井田边界煤柱。
经计算,共有边界煤柱981.17万吨。
全矿井工业储量中,扣除防水煤柱2450.54万吨,断层煤柱14383.61万吨,边界煤柱981.17万吨,共获得设计储量为1034283.6kt,占工业储量的85.2%。
详见表4。
表4矿井设计资源/储量计算表单位:
万t
煤
层
工业
资源/储量
永久煤柱损失
设计
资源/储量
防水
煤柱
断层
煤柱
边界
煤柱
合
计
13-1
37232.02
1689.86
4227.02
406.37
6323.25
30908.77
11-2
21557.91
568.20
3410.26
142.12
4120.58
17437.33
8
7504.60
78.97
1309.57
88.68
1477.22
6027.38
7-2
1874.66
12.46
315.40
35.06
362.92
1511.74
5-1
9634.86
45.57
1516.20
86.61
1648.38
7986.48
4-2
5440.86
6.34
824.98
50.28
881.60
4559.26
4-1
12105.90
49.14
1741.65
92.40
1883.19
10222.71
3
4905.80
867.27
79.65
946.92
3958.88
1
113.18
171.26
171.26
941.92
合计
101369.79
2450.54
14282.61
981.17
17815.32
83554.47
(六)可采储量
可采储量=设计储量—工业场地及东、西进风井保护煤柱—不经济可采储量—开采损失
1、工业场地保护煤柱
根据分区开拓部署,北区工业场地及南区工业场地及东、西进风井均留设有安全保护煤柱。
采用的有关参数如下:
依据现行《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中的有关说明,并参照淮南及邻近矿区实际,确定表土层移动角45°,基岩移动角γ=70°,β=γ-0.5α(α为煤层倾角),δ=70°固定保护煤柱。
2不经济可采储量
经储量复算及储量分析认为,1煤层由于煤层薄,储量分布不连续,断层多,受太原组灰岩水威胁等缺点,划为不经济可采储量768.87万吨。
3、开采损失
采区回采率:
13-1煤层按75%计算7-2煤层按85%计算,其他煤层按80%计算,得到全矿井可采储量51067.28万吨,占全矿井工业储量的50.38%,各煤层的可采储量见表5。
表5个煤层可采储量
煤
层
设计
储量
保护煤柱储量
非经济
可采储量
开采
损失
可采
储量
北区
场地
东进
风井
西进
风井
南区
场地
小
计
13-1
30908.77
2190.19
339.11
344.32
1269.57
4143.19
6691.40
20074.19
11-1
17437.33
1820.33
342.08
528.67
2691.08
2949.25
11797.00
8
6027.38
862.81
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7-2
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5-1
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4-1
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3
3
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