采区设计.docx
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采区设计
前言………………………………………………………………3
第一章采区概况………………………………………………5
第二章采区地质特征…………………………………………6
第三章采区生产能力与服务年限……………………………7
第一节采区工作制度
第二节采区生产能力
第四章采区巷道布置…………………………………………8
第一节采区参数
第二节巷道布置与开采顺序
第三节采煤方法及机械设备配置
第五章采区生产系统…………………………………………11
第一节采区提升、运输
第二节采区通风
第三节采区排水
第四节采区压缩空气设备
第五节采区(矿井)供电与通讯
第六章安全技术措施…………………………………………17
第一节煤与瓦斯突出综合防治安全技术措施
第二节瓦斯防治安全技术措施
第三节防灭火和防尘安全技术措施
第四节防治水安全技术措施
第五节顶板管理安全技术措施
第六节机电、运输安全技术措施
第七节其他安全技术措施
第七章采区建设工期及技术经济指标…………………………23
第一节采区建设工期
第二节采区主要技术经济指标
前言
渣渡镇平安煤矿位于湖南省中部,属娄底市所辖的冷水江市渣渡镇平安村,东距涟源市20Km,离渣渡镇5Km。
煤矿有简易公路与渣渡镇相连,镇有公路直通涟源市和冷水江市,交通较为方便。
平安煤矿属集体股份制企业,于1984年9月建井,迄今已有二十余年的开采历史,开采原利民煤矿浅部煤层。
矿区范围拐点座标为:
l、X=3072888Y=37551948
2、X=3072867Y=37552234
3、X=3073376Y=37552236
7、X:
3073370Y--37552112
此块段开采深度为+650m~+470m。
3、X:
3073376Y二37552236
4、X=3073378Y=37552314
5、X=3073584Y=37552314
6、X=3073462Y=37552142
7、X=3073370Y=37552112
此块范围开采深度为+650m~一450m。
矿井采用斜井。
平硐开拓方式,中央边界式通风系统。
主斜井井口坐标:
X=3073473Y=37552185Z=+494.16,井筒坡度29.3°,落底标高+44l.6m,井筒长度107.4m。
风井为平硐,井口坐标:
X=3073388.647Y=37552124.758Z=+512.442,平硐长30m,然后施工暗斜井,暗斜井井筒坡度28.8°,落底标高+467.27m,井筒长度93.76m。
主斜井落底后通过联络巷与暗斜井及风井贯穿,构成矿井负压通风系统。
目前矿井正在开采井筒北翼煤层,且即将采完,为了保证合理开采煤炭资源,并做到安全生产,对平安煤矿进行采区方案设计,设计年生产能力为6万吨。
一、设计依据
1、《平安煤矿采区方案规划》;
2、《平安煤矿采区方案设计地质说明书》;
3、《煤矿安全规程》;
4、《中国采煤学》采区设计编制的内容;
5、《煤炭法》及《煤矿安全生产基本条件规定》;
6、《煤矿安全监察条例》;
7、《防治煤与瓦斯突出规定》;
8、有关煤炭资源开发利用政策。
二、设计指导思想
根据该矿的煤层赋存条件、地形地质及开采技术条件和目前湖南省小型煤矿开采的技术水平,按照《煤矿安全规程》和《煤矿安全生产基本条件规定》要求,以煤矿实现“正规生产、规范管理、确保安全、提高效益”为指导思想。
对每一项工程的设计不仅要考虑技术的先进性和经济的合理性,而更要优先考虑安全性,达到完善矿井安全管理和安全装备,提高矿井抗灾和防灾能力的目的。
三、煤层的主要特点及内容
3煤层:
灰黑~钢灰色,玻璃~金属光泽,细~中宽条
带,为半亮~半亮型煤,俗称“砂炭",厚度由1.20~4.00m,
平均厚1.8lm,为唯一的主要可采煤层。
3煤层属低硫、低磷、中灰、中高发热量之优质无烟煤,
作动力用煤及民用煤。
含硫量平均0.83%,灰份平均l7%,
发热量在5000大卡/kg左右。
根据邻近矿利民煤矿和设计委托书提供资料,本矿井相
对瓦斯涌出量为41.193m3/t,绝对瓦斯涌出量为21.34m3/min,
具有严重的煤与瓦斯突出危险。
矿井水文地质条件属简单类型,采区正常涌水量为
20m3/h,最大涌水量为60m3/h。
四、存在的问题及建议
地质报告中虽然对瓦斯、煤尘及煤层自燃倾向性提出了
资料,但该矿必须取样送有资质单位进行鉴定,并报上级有
关部门备案,以便于安全生产管理。
第一章采区概况
一、采区边界及四邻关系
本采区方案设计为矿井扩界后的首采区。
采区上部标高为+570m,+570m以上为煤层风氧化带,本设计作为不可采范围,深部标高为+470m,采区南翼为井田边界1~2号拐点联线,北翼为主斜井井筒保护煤柱。
采区平均走向长500m,平均倾斜长228m。
二、井上、下对照关系
平安煤矿地处中低山丘陵地带,区内无集中居民住宅,没有高大的建筑和大型的工业,没有放射性污染源,水资源环境和大气质量较好,无良田。
在测水组地层中被丛林灌木覆盖。
第二章采区地质特征
一、地层
矿井范围内有下石炭统测水组、梓门桥组及第四系。
(一)测水组(C1c):
出露在矿井的西部,以碎屑为主及煤层组成。
一般厚度75m,在含煤岩系一节中叙述。
(二)梓门桥组(C1z):
出露在矿井东部,岩性为灰色,中厚层状的泥灰岩及石灰岩,泥晶结构,含少量黄铁矿细晶,常具清晰的水平层理,层面平整。
项部石灰岩为主夹燧石条带,下部为泥灰岩及钙质泥岩。
产袁氏珊瑚、异犬齿珊瑚、新蛛网珊瑚、长身贝及海百合茎等动物化石,厚度120m。
与下伏测水组呈整合接触。
(三)第四系(Q):
主要为残积物及坡积物,有砂砾、沙土、亚粘土等,厚度由O~5m,一般2m,与下伏各时代的地层均为不整合接触。
二、构造
平安煤矿位于渣渡矿区南段的西翼,地层走向为NE,倾向SE,倾角26。
左右,为简单的单斜构造。
区内断层不发育。
综上所述,本矿的构造以单斜为主,褶曲不发育,断层稀少,且影响范围有限,故本矿的构造复杂程度为简单类别。
三、煤层特征
矿井含煤岩系为测水组。
根据岩性、古生物特征、含煤性分为上、下两段,上段为不含煤段,下段为主要含煤段。
现由老到新叙述如下:
(一)测水组下段:
厚度一般66m,与下伏石磴子组呈整合接触。
1、砂质泥岩夹细砂岩:
灰黑色,具管状结构,夹菱铁矿(A层),下部夹煤线(7煤层位),该层不稳定,厚度由0~44m,一般13m。
2、石英砂岩:
灰白色,中厚层状,细粒,硅质、铁质
胶结,缓波状层理,厚度由0~8m,一般4m。
3、砂质泥岩:
灰黑色,夹细砂岩,皱纹状层理,含较多呈椭球形和菱铁矿结核(Bnfc),结核大小不一,直径由2~100cm,一般拳头大小,厚度由0~43m,一般12m。
是5煤层底板的特殊标志。
该层底部为6煤层。
4、5煤层:
黑灰~钢灰色,玻璃~金属光泽,细~中宽条带,贝壳状断口,俗称“小白煤”,厚度由0~3.49m。
偶尔可采,本矿井不发育。
5、石英砂岩:
灰白色,质纯,性脆;节理发育,该层常被黑灰色细砂岩或砂质泥岩替代,中夹4煤层位,当发育砂质泥岩时,夹有菱铁矿结核,厚度由0~19m,一般5m。
6、细砂岩:
深灰色,薄层状,俗称“板状砂岩”,具楔形层理。
该层厚由0~6.40m,一般1.65m。
7、3煤层:
灰黑~钢灰色,玻璃~金属光泽,细~中宽条带,为半亮~半亮型煤,俗称“砂炭",厚度由1.20~4.00m平均厚1.8lm,为唯一的主要可采煤层。
8、石英砂岩:
灰盘色,细粒,质纯,性脆,囚常混夹灰黑色砂质泥岩及炭屑,故称“豹皮砂岩"。
顶部为厚层状,具水平层理,中部为薄~中厚层状,底部为水平波状层理,厚度由2~25m,一般为l4m。
9、粉砂岩或砂质泥岩:
灰黑色,团块状,成份以石英粉砂质或水云母,粘土质为主,薄~中厚层状,缓波水平层理,富含植物根部化石,厚度由0~8m,一般5m。
l0、泥岩:
上部灰黑色,团块状,含动物化石,夹小菱铁矿结核;项部具煤线(1煤层位);下部为水平层理,微薄层状泥岩或粉砂岩互层,含大量植物碎片化石,底部为2煤层层位,一般厚9.00m。
(二)测水组上段,一般厚度75m(与设计关系不大不详述)。
3煤层为矿井内唯一的可采煤层。
全区发育,煤厚由1.20~4.00m,平均厚1.81m,煤厚变化不大。
煤层结构简单,偶见一层夹矸,夹矸为碳质泥岩。
全区可采,应属较稳定煤层。
3煤层属低硫、低磷、中灰、中高发热量之优质无烟煤,作动力用煤及民用煤。
含硫量平均0.83%,灰份平均17%,发热量在5000大卡/kg左右。
四、开采技术条件
(一)、水文地质
渣渡矿区南段位于晏家铺向斜储水构造的西南端尾问部位,地表水系不发育。
地形为中低出丘陵区,以岩溶地貌为特征,低山丘陵与溶蚀洼地、锓蚀走廊相问呈梯状排列。
根据地下水的补给、迳流、排泄条件,壶天群为含丰富裂隙溶洞潜水区,梓门桥组为含水中等的承压水区,测水组为单斜构造含微弱裂隙承压水区,石磴子组为含弱蚀裂隙承压水区。
预计矿井开采至+450m标高,正常涌水量为20m3/h,最大涌水量为60m3/h。
(二)、工程地质条件
矿井内3煤层伪顶为碳质泥岩,质松软。
直接贴煤的项板岩石,有砂质泥岩、粉砂岩及砂岩一类的中硬顶板和泥岩、碳质泥岩一类的破碎顶板。
本矿井内中硬顶板占优势,破碎顶板次之,所以项板管理属II~I级。
老项为灰白色的石英砂岩,质坚硬,节理不发育。
3煤层底板岩性为细砂岩、粉砂岩,薄~厚层状,性脆,节理发育时易破碎,硅质含量高,坚硬~较坚硬,吸水后不发生底鼓或底鼓不明显。
平安煤矿在沿煤巷中以11#工字钢梯形棚架支撑,棚距0.3m。
总之,该矿井工程地质条件为中等。
(三)、环境地质
平安煤矿地处中低山丘陵地带,区内无集中居民住宅,没有高大的建筑和大型的工业,没有放射性污染源,水资源环境和大气质量较好,无良田。
在测水组地层中被丛林灌木覆盖。
本区的构造为简单类别,水文地质条件为简单。
该矿为煤与瓦斯突出矿井,突出危险程度较小。
(四)、瓦斯、煤尘及煤层自燃
l、瓦斯
根据邻近矿利民矿和本矿资料,本矿井相对瓦斯涌出量为41.193m3/t,绝对瓦斯涌出量为21.34m3/min,具有煤与瓦斯突出危险,突出危险程度较小。
2、煤尘及煤层白燃
根据邻近利民煤矿经重庆煤研所已鉴定的结果表明,煤尘无爆炸性;煤层无自燃发火倾向性。
(五)、勘探程度
煤勘二队已于1966年提交了渣渡矿区南段精查地质报告,储量较可靠。
第三章采区生产能力与服务年限
第一节采区工作制度
采区年工作日为330天,每天四班作业,回采工作面为四班采煤,采区日净提升时间为20h。
第二节采区生产能力与服务年限
根据煤层赋存条件、采区储量、开采技术水平、矿井开采设计要求,确定矿井年生产能力为6万吨/年,即采区生产能力为6万吨/年。
采区范围内保有地质储量26.8万吨,可采储量21.44万吨,计算得采区服务年限约2.5年。
第四章采区巷道布置
第一节采区参数
一、采区倾斜长度
因矿井+570m以上煤层为风氧化带,本设计不作开采布置,采区深部标高+470m,故本设计采区垂高l00m,煤层倾角平均26°,故倾斜长度为228m。
二、采区走向长度
采区平均走向长为350m。
三、采区生产能力
矿井设计生产能力为6万吨/年,即采区生产能力6万吨/年。
根据该矿现有生产技术水平、煤层赋存条件和机械化程度,因该矿矿井范围较小,本设计为一个水平和一个采区开采,三个区段(六个回采工作面)。
本设计投产的回采工作面为1131回采工作面,工作面平均长为75m,煤层倾角26°,煤层平均厚度1.81m,二采一准,日进度1.4m,平均月
推进度为30.8m,年推进度370m。
其年生产能力计算如下:
A=工作面长度X年推进度X采高X煤的容重×工作面回采率
A=75×(1.4×80%×330)×1.81×1.3×0.95=62000吨/年
满足矿井设计年产量为6万吨生产能力的要求.
四、煤柱尺寸
本设计采区上山布置在3煤底板坚硬的岩层内,且距煤层20~30m,采用无煤柱开采技术,故不留设煤柱。
五、区段斜长及数目的确定
根据煤层赋存条件,采区走向长度和采区垂高100m,划分为三个区段,每个区段垂高为33m,一区段标高为+570m~537m,斜长为75m,二区段标高为+537m~504m,斜长为75m,三区段标高为+504m~470m,斜长为78m。
第二节采区巷道布置与开采顺序
一、运输大巷和总回风巷布置
在主斜井+476m标高处布置甩道,落底于+470m水平,施工车场后沿3煤底板走向方向向南布置+470m底板运输大巷至采区中部。
利用原风井平硐,沿平硐方向施工巷道10m,然后布置总回风巷(坡度l2°,斜长276.85m)至采区中部。
二、采区上山布置
在+470m底板运输大巷340m处布置11采区下部车场,然后施工ll采区轨道上山至+570m标高变平。
同时,在平行于11采区轨道上山30m处沿3煤底板布置11采区通风上山,至+570m变平后施工联络巷与11采区轨道上山上部车场贯穿,构成1l采区负压通风系统。
11采区轨道上山坡度30°,下部车场标高+470m,上部车场标高÷570m,井筒长度2。
om。
11采区通风上山坡度30。
,下部变平点标高+470m,上部变平点标高+570m,井筒长度200m。
二、区段划分
设计采区划分为三个区段,区段运输平巷标高分别为
_{1537m、+534m、+470m,区段(回采工作面)斜长为75~78m。
三、区段平巷布置
设计采区划分为六个工作面,即1131、1132、1133、1134、1135和1136工作面。
在11采区轨道上山+543m处布置甩道,然后沿底板走向向南施工瓦斯抽放巷120m,再以石门揭煤,揭煤后沿3煤走向向南布置1131运输平巷至采区(矿井)边界。
同时在上部车场沿底板走向向南施工瓦斯抽放巷l40m,再以石门揭煤,揭煤后沿3煤走向施工1131回风平巷至采区(矿井)边界,并沿3煤向下施工开切眼与113l运输平巷对穿,构成1131工作面负压通风系统。
四、开采顺序
由上而下,即1131→1132→1133→1l34→1135→1136
五、接替工作面布置
接替工作面为ll32工作面。
其布置方法如下:
在+537m底板瓦斯抽放巷口子处向北沿底板走向布置瓦斯抽放巷至采区边界附近,再以石门揭煤,揭煤后沿3煤走向向北布置l132运输平巷至采区边器。
然后在牟570m底板瓦斯抽放巷口子处向北沿底板走向布置瓦斯抽放巷至采区边界附近,再以石门揭煤,揭煤后沿3煤走向向北布置1132回风平巷至采区边界,并沿3煤向一F施工开切眼与1l32运输平巷贯穿,构成1132接替工作面负压通风系统。
为了解决煤与瓦斯突出矿井串联通风问题,在1131回采工作面投入生产之前,先施工好113l运输平巷、113l回风平巷和开拓布置+504m等甩道石门与回风上山构成通风系统。
第三节采煤方法及机械设备配置
根据煤层赋存条件和开采技术特点,选用走向长壁式采煤方法,爆破落煤,单体金属支柱配铰接梁控项,全部垮落法管理顶板。
一、采煤方法的选择依据
3煤层平均厚1.81m,倾角26°,相对瓦斯涌出量41.193m3t,有煤与瓦斯突出危险,煤尘无爆炸性,煤层无白燃发火倾向。
二、采煤方法与支护设计
l、采煤方法
回采工作面采用电煤钻打眼,爆破落煤,回柱绞车(JH-8)回柱放顶的回采工艺。
113l工作面斜长约75m,平均煤厚1.81m回采工作面采用三、四排控项,单体金属支柱配铰接梁支护,排距0.7m,柱距0.7m,最大控顶距2.1m,最小控项距1.4m,放顶步距0.7m。
2、支护设计依据
因矿方未提供煤层顶底板的力学性质和有关矿压方面的实测资料,只能按4~8倍采高估算压力。
P=8γH=8×2.5×1.81=36.2(吨力/m2)
式中:
P-估算的采场上方压力(吨力/m2);γ-采场上方岩层平均容重(吨/m3);H-采高(m)。
而一根单体金属支柱许用抗压强度约50~60吨,设支护密度为2.04根/m2,安全系数约3~4。
设计支护密度合理,但回采工作面矿压显现是一个动态变化过程,放顶前必须在放顶线加密集支柱,放顶线以内抬楼连锁,上下安全出口及地质构造带设木垛。
作业过程中根据情况加设木垛、丛柱、戗柱等加强支护。
并进行矿压观测。
三、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型
采煤工作面采用“三、四”排控顶方式,循环进尺0.7m,一日二个循环,工作面年推进度370m,一个回采工作面可保证矿井6万吨年产量。
工作面回采方式为后退式,回采工作面配备湿式煤电钻打眼,爆破落煤。
工作面的煤自溜(搪瓷溜槽)到区段运输平巷,人力推运至斗537m中部车场,再由11采区轨道上山下放至1l采区下部车场,再由+470m运输大巷人力推至井底车场,由主斜井绞车提升至地面。
回采工作面采用JH-8型回柱绞车回柱放顶。
井下原煤运输流程如下:
回采工作面→ll3l运输平巷→+537m中部车场→11采区轨道上山→+470m底板运输大巷→主井井底车场→主井→地面
第五章采区生产系统
第一节采区提升、运输
一、采区运输系统
回采工作面煤炭白溜(搪瓷溜槽)至区段运输平巷,区段运输平巷采用0.75吨侧翻式矿车装车,人力推至11采区中部车场,由ll采区轨道上山绞车下放至11采区下部车场,通过+470m底板运输大巷人力推至主井井底车场,再由主井绞车提升至地面。
采区矸石、材料和设备由主井绞车和ll采区轨道上山提升或下放或提升。
平巷采用人力推运。
二、采区提升系统
(一)、设计依据
1、采区年产量:
6万吨
2、工作制度:
年工作日330天,日净提工作时间20小时。
3、轨道上山上部车场标高:
+570.0m,下部车场标高+470.0m,井筒坡度β=30°,井筒长度:
L=200m。
4、提升容器及提升方式:
提升容器:
U—0.75m3侧翻式矿车
提升方式:
上、下平车场,单钩串车提升。
二、提升设备选型
(一)、确定一次提升量
1、提升斜长:
LA=L+LB=200+15=215m
式中:
LB——从变坡点至尾车顶车点的距离,取LB=15m。
2、一次提升循环时间
一次提升循环时间:
TX=2×(LA/V平+30)=2×(215/1.0十30)=490(S)
3、一次提升量的确定
Q'=Caf.A.TX/(3600.br.t)=1.2×1.2×60000×490/(3600×330×20)=2.54吨
式中:
C--提升不均衡系数取C=1.2
af--提升能力富裕系数取af=1.2
A--矿井年产量A=60000吨
br--年提升工作天数br=330天
t--日提升工作时间t=20小时。
·、
4、一次串车数的确定
Z—Q'/(v.r.φ)=2.54/(0.75×1.1×0.8)=3.8辆
取Z=4辆
式中:
V--矿车容积V=0.75m。
r--松散煤容重取r=1.1吨/m
φ—矿车装满系数取φ=0.8
(二)、钢丝绳计算
l、钢丝绳的悬垂长度LC
定上部车场变坡点至钢丝绳与天轮接触点长度L'=25m,则:
Lc=L+L'=200+25—225m
2、每米钢丝绳重:
P=Z(G+G0)(sinβ+ωcosβ)/[1.1×OB/ma—Lc(sinβ+ω'cosβ)]
=4×(660+400)×(sin30°+0.025×cos30°)/
{_1.1X15500/6.5-225×(sin30°+0.25×cos30°)]
=0.8984(kg/m)
式中:
G—矿车载重,6--0.75X0.8X1.100=660kg
G0—矿车自重,取G=400kg
σB—钢丝绳公称抗拉强度
ma—安全规程规定钢丝绳最小安全系数ma=6.5
ω—矿车运行阻力系数取ω=0.25
ω'—钢丝绳运行摩擦阻力系数取ω'=0.25
选择钢丝绳6×19-GB8918—2006型。
3、钢丝绳安全系数验算
m=Qq/[Z(G+Go)(sinβ+ωcosβ)+P.Lc.(sinβ+ω'cosβ)]=13850/[4×(660+400)×(sin30°+0.025×cos30°)÷0.8457×225×(sin30°+0.25×eos30°)]=11.1>ma=6.5
故选择6×19-GB8918—2006型钢丝绳合格。
(三)、提升机的选择
1、提升机选型
选择JTB-1.2×1.0A型提升绞车。
其主要技术参数如下:
滚筒直径D=1200mm滚筒宽度B=1000mm
平均速度V平=1.0m/s最大静张力Fjmax=32KN
2、最大静张力校验
Fj=Z(G+Go)(sinβ+ωcosβ)+P.Lc(sinβ+ω'cosβ)
=4×(660+400)(Sin30。
+0.025×cos30。
)+0.8457
×225×(sin30°+0.25×cos30°)=2484kg 满足要求 (四)、提升机相对位置的确定 1、天轮的选择 选用TD—600/300的游动天轮 2、相对位置的确定 根据井下实际位置确定。 (五)、电动机容量的确定N=K·Fj·V平/(102·ŋ) =1.1×2484×1.0/(102×0.85)=31.4(kw) 式中: K—电动机备用系数取K=l.l Ŋ—电动机效率ŋ=0.85 选择YB250L—6型电动机,其额定功率为55KW 额定转速为980r/min,额定电压为380V,经验算符合要求。 经对提升系统选型计算,确定11采区轨道上山提升系统选用JTB—1.2×1.0A型提升绞车,其配套电机选用YB250L一6型电动机。 绞车平均速度为1.0m/s。 绞车配用6×19-GB8918—2006钢丝绳,每次提升煤四车或矸石二车。 提升绞车起动采用直接起动。 (六)、绞车年最大提煤能力: 7.4万吨。 三、主斜井提升系统校验 矿井主斜井现安装一台JT-1.2×1.0型绞车,配套电动机功率55Kw,配用6×19-GB8918—2006型钢丝绳,每次提煤四车或矸石二车,经验算,钢丝绳安全系数、绞车最大静张力满足安全要求,绞车年最大提升能力能满足矿井年产6万吨提升要求。 第二节采区通风 一、矿井通风系统及通风方式 通风方式: 中央边界式。 通风路线为: 主斜井→井底车场→+470m底板运输大巷→11采区轨道上山→+537m中部车场→113l运输平巷→1131工作面→113l回风平巷→+570m回风石门→总回风巷→风井→地面。 二、采区风量计算 根据红旗煤矿设计委托书,矿井相对瓦斯涌出量为41.193m3/t,属煤与瓦斯突出矿井,按回采、掘进、硐室和实际需要的风量总和计算采区总风量。 l、回采工作面所需风量 (1)按相
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