矿工程毕业设计论文-七台河精煤集团公司新铁三矿120mta新井设计

矿工程毕业设计论文-七台河精煤集团公司新铁三矿120mta新井设计内容摘要：

水和山区地下水，涌水量 ～ 7L/sm，第三系孔隙含水层在井田内广泛分布，其厚度发育规律为由东南向西北逐渐增 加 ，向东 变 薄，涌水量为 ～ ，煤系裂隙含水带，本含水带是直接充水含水层，它与第三系有水力联系，但很微弱，基底岩层裂隙水：分布与低山和丘陵地带，由花岗岩安山岩，及变质岩组成，对煤系裂隙水带补给量甚微，而且对矿床水无影响。 ，亚黏土，中部黏土，亚黏土层和第三系泥岩，砂岩层。 本井田煤系裂隙水 补给条件不好，富水性较小，矿井在开采过程中，排水将以疏干煤系风化裂隙带的储水量为主，开采初期，矿井涌水量增大，随着开采的不断进行，水的静储量逐渐消耗，矿井的涌水量会逐渐减小，并趋于相对稳定状态。 本井田最大涌水量 375m3/h，正常涌水量 301m3/h。 瓦斯、煤尘及煤的自燃性 新铁三矿 各煤层均为瓦斯含量区，瓦斯风化带垂深为 200 米，在井田中 15 深部含量较高。 瓦斯风化带东深西浅，瓦斯富集区多在 200～ 400 米。 浅部由于构造比较简单，导气性较好，为瓦斯逸散提供了良好的条件。 然而，随着开采 深度增加， 新铁三矿 深部受断层等因素的影响也会逐渐减弱。 新铁三矿 瓦斯涌出量将逐渐增加。 新铁三矿 在 6 98两个煤层采样化验，均有煤尘爆炸性。 新铁三矿 目前尚无煤层自然发火的测定资料。 煤质 、 牌号及用途 新铁三矿 煤层由上部焦煤到下部无烟煤的物理性质是渐变的。 硬度和韧性小，而质脆易碎，内生裂隙较发育，有的多被分解石脉充填。 具见壳状断层 ，在亮煤和暗煤中以细条带状结构为主，无条带结构次之，层理清楚，断层 平坦。 全区煤层显微组合中镜质组占绝对优势 ，占 60～ 99％ ； 丝质组为次之，一般为 177。 10％，半镜质组为 1～ 2％；稳定组分不存在。 经质组分含量达到 20％的占少数点，连不成面，对煤的变质影响不大。 焦煤：可燃基挥发份平均值 Vr＝ ％，胶质层厚度平均值 Y＝，粘结指数平均值 G=84。 瘦煤： Vr＝ ％， Y＝ ， G＝。 贫煤： Vr＝ ％， G＝。 Y值焦饼为粉状，为块状则划为瘦煤。 无烟煤： Vr＝ ％， Wf一般在 177。 1％。 灰份：灰份自东向西有增高的趋势。 而 QfGw一般在 5000～ 6500 卡 /克。 固定炭在 80～ 92％，硫在 ～ ％，由上向下硫分增加，磷在 ～％属低硫，低磷煤。 煤层为中灰～富灰煤，煤的可选性为难选煤。 煤种由焦煤到无烟煤，四个煤种，即炼焦用煤和动力用煤两大类。 非炼焦用煤虽然灰份为中、富灰煤，但 QfDT 都在 5000～ 7000 卡 /克，有害元素又低，是多种利用的能源。 全区焦煤和瘦煤中可采量的四分之三，经入选可得炼焦精煤，中、尾煤及 新铁三矿 的高灰煤可供电厂和民用。 16 勘探程度及可靠性 新铁三矿 是 1957 年 108 队提出的勃 利煤田概查报告的一部分。 1961 年204 队在 新铁三矿 和邻区进行了普查找矿工作，共见可采煤层 5层，总厚 米。 1966 年 6 月开展了钻探和山地工程施工。 1968 年 3 月达到了普查勘探程度。 经批准没有提普查报告而转入详查勘探。 1971 年 3 月，提交了详查报告。 初步查明了可采煤层的煤质特征及其变化情况，给矿区总体设计和井田划分提供了地质资料。 但该报告存在的问题也较多。 为适应长远发展的需要，于1979 年 11 月开始精查勘探。 1986 年 12 月施工基本结束。 1987 年 3 月提出精查报告。 详见表 14 表 14 历次勘探完 成工程量一览表： 时间（年） 勘探阶段 钻探 槽探（ m3） ） 井探（ m） 孔数 米数 1961－1970 找矿、普查详查 22 39376 500 1979－1986 精查 199 合计 找矿－精查 221 总体上看， 新铁三矿 27线以东的精查勘探工程及精查报告，质量较高，主要表现在以下几个方面： 1） 新铁三矿的大型构造控制基本可靠，对资源的合理开发，指导矿井长远规 划和生产具重要意义 ； 2）各煤层煤质化验的 每 项数据基本可靠，煤层煤种的确定 也 基本准确 ； 3） 各煤层对比清楚，层位可靠，煤层定深定厚基本可靠。 17 第 2 章 井田境界、储量、服务年限 井田境界 井田周边状况 本井田 煤层平均倾角为 24186。 ，平均容重。 区内 没有生产，在建及停闭矿井，也没有小煤窑， 井田北部以 +200m 标高线为界，南（深部）以 500米标高为界，西以 27 勘探线 为界；东以 F24断层为界。 井田境界确定的依据 以地理 、 地形 、 地质条件作为划分井田境界的 依据。 应该 有合理的走向长度 ,以 便 于 适应 机械化程度的不断提高。 合理的 选择井筒位置 ,以利于 安排地面 各种 生产系统和建筑物。 井田未来发展情况 随着 勘探水平全面的提高和 技术的进步， 在 井田范围内探明 的 储量会越来越精确， 也 可能在更深部发现 更多的 可采煤层。 井田储量 井田储量的计算 矿井储量不仅包含着煤矿在地下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田的勘探程度及开采技术条件。 设计井田范围内计算的煤层有 6 68 9 99五层，各煤层储量 计算边界与井田境界基本一致。 矿井储量 又 可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。 矿井设计储量是矿井 工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。 矿井可采储量是指矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率的储量。 18 保安煤柱 参照保护煤柱的设计原则如下： 1）工业场地保护煤柱留设 应在确定地面受保护面积后，用移动角圈定煤柱范围。 移动角数值应采用 新铁三矿 实测数据或与 新铁三矿 条件类似的矿区的实测数据选取。 工业场地地面受保护面积应包括受保护对象及围护带，围护带宽度为 15m； 2） 立井保护 煤柱 的留设 圈定立井保护煤柱时，应根据井筒深度、岩性、用途、煤层赋存条件及地形特点等因素，按国家现行标准《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定执行。 3）断层、边界保安煤柱的留设 在井田开采时， 为了安全生产， 在断层、边界要留设保安煤柱。 该设计矿井依据《煤矿安全规程》，留设保安煤柱如下： ① 边界断层留设 20m 保安煤柱； ② 井田内部断层留设 20m 保安煤柱； ③ 地面建筑物留设 50m 保安煤柱。 按以上方法计算得 ：工业广场煤柱损失： ； 断层保安煤柱损失： ； 大巷保安煤柱损失： ； 边界保安煤柱损失： ； 总损失为： ； 储量计算方法 工业储量计算 计算公式如下： 工业 储量 =块段面积 179。 块段平均厚度 179。 容重 /cosθ θ —— 为煤层平均倾角 计算得 Zc=5179。 24179。 250000179。 179。 = 矿井可采储量的计算 Z=(ZcP) 179。 C 式中： Z—— 可采储量， Mt； 19 Zc—— 工业储量， Mt； P—— 永久煤柱损失， Mt； C—— 采区回采率 ,厚煤层不低于 ；中厚煤层不低于 ；薄煤层不低于 ；地方小煤矿不低于。 计算得： Z=（ ）179。 = 储量计算的评价 该设计 矿井 的各类储量计算严格执照有关规定执行。 由于技术水平所限，储量的计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定误差 ， 详见表 21。 表 21 矿井可采储量汇总表 水 平别 煤 层别 工业储量 A+B+C万吨 煤炭损失量 可采 储量 工业 场地 井田 境界 断 层 开采 损失 其他损失 合计 损失 Ⅰ 62 65 50 320 37 65 58 47 310 35 88 47 36 85 367 34 98 50 37 343 36 99 48 40 86 382 35 合计 220 170 1600 142 Ⅱ 62 71 45 310 40 65 63 42 76 370 32 583 88 65 33 320 35 98 60 30 79 380 37 586 99 48 40 86 382 35 合计 259 150 1580 144 总计 13903 739 500 432 3893 10010 20 矿井工作制度 生产能力 服务年限 矿井工作制度 根据《设计规范》规定： 1）矿井年工作日按 330 天 计算； 2）矿井每昼夜 三 班工作，其中两班半进行采、掘工作， 半 班进行检修； 3）每日净提升时间 14h 小时。 矿井生产能力 的确定 新铁三矿 已查明的工业储量为 , 各可采层均为中厚煤层，按 照有关的规定 要求 ，可以 确定新铁三矿的采区采出率为 80%， 同时 估算本井田内工业广场煤柱，境界煤柱等京永久煤柱损失量占工业储量的 10%，由此计算确定本井田的可采储量为。 根据地质报告的资料描述， 可知：该地 地质构造 一般 ， 煤层储量丰富，煤层生产能力大以及煤层赋存深等因素，初步决定采用大 型矿井设计。 并初步确定 两 个方案，即矿井生产能力为。 分析论证如下： 按照公式 P=Z/AK 式中， P为矿井设计服务年限， a； Z井田的可采储量 ,Mt； A 为矿井生产能力 ,Mt/a； K为矿井储量备用系数，一般取。 计算得： P1=60a ； P2=48 a； 经 与相关的设计 手册核对，确定 60a 为比较合理的服务年限，即 新铁三矿 的生产能力为。 矿井设计服务年限 经过上面的计算可知：该矿井的服务年限 P=60a。 21 第 3 章 井田开拓 概述 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 本井田内没有生产、在建及停闭矿井，也没有小煤窑。 影响 该设计 矿井开拓方式的因素及具体情况 可采煤层共 5 层， 其中 6 6 8 98层间距分别为 42m、40m、 41m，这四层煤的间距均小于 50m。 9 99之间的距离接近 135m； F1 F2 F3 F51 四条断层 ，两条为边界断层，两条为区内断层 ； 24。 ，相对较为平缓； 、底板为粉砂岩，粉细砂岩等硬质岩层，稳定性较好。 矿井开拓方案的选择 井硐形式和井口位置 硐 形式方案比较 影响井田 开拓方式 因素很多 ， 其中 主要因素包括：煤层赋存和开采技术条件； 井田地质和水文地质条件；技术装备和工艺系统条件； 地形地貌和地面外部条件 ； 总体设计和矿井生 产能力要求 ；施工技术和设备条件 等。 对以上因素要综合研究，通过多方案技术经济比较 最终 确定 选择哪种方案。 下面列出以下几种方案进行对比。 1） 双斜井开拓 技术评价：根据 煤层的赋存情况不可以采用双斜井开拓。 2） 双立井开拓 优点： ① 机械化程度高，易于自动控制。 22 ②立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。 ③ 井筒为圆形断机结构合理，维护费用低，有效断面大通风条件好，管线短，人员升降速度快。 适用条件：煤层赋存深度 200～ 1000m，含水砂层厚度 20～ 400m,立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件限制。 技术上也比较可靠。 当地质条件不利于平硐或斜井开拓时均采用立井开拓方式。 技术评价：根据本井田的地表情况，地质构造，煤层赋存等因 素，本井田煤层赋存最深 500m 标高，平均煤层倾角 24186。 ，满足采用双立井开拓，故此方案在 技术上可行。 图 31 双立井开拓 3） 双立井加暗斜井开拓方式 图 32 双立井加暗斜井开拓 23 考虑到前四层煤间距较小，一般都在 50m 左右，宜采用集中大巷布置。 为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，大巷设于 98＃ 煤层底板下垂距 40m 的 厚岩层内。 上阶段运输大巷做下阶段回风大巷使用。 比较见表 31。 表 31 方案比较 项目名称 方案二（万元） 方案三（万元 ） 井筒 主井 700179。 3000179。 104=210 700179。 3000179。 104=210。