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文檔簡介
1、<p> **煤礦二1煤層瓦斯抽采設計</p><p> 摘要:鞏義市大峪溝煤業(yè)集團**礦屬于瓦斯突出礦井,本設計通過收集**煤礦二1煤層瓦斯含量、透氣性系數及鉆孔瓦斯流量衰減系數等參數,計算了礦井的瓦斯涌出量、儲量及抽放率等瓦斯抽放基本參數。采用分源預測法,預測了該礦井的瓦斯涌出量,分析論證了**煤礦二1煤層進行瓦斯抽放的必要性與可行性。根據礦井瓦斯涌出量來源及構成分析,結合國家及行業(yè)標準,設計其
2、回采工作面采用開采層預抽和邊采邊抽,掘進工作面穿層鉆孔預抽條帶瓦斯,采空區(qū)埋管相結合的抽采方式。結合**煤礦開拓開采方式,繪制了瓦斯抽采系統圖,計算了最大阻力,確定了管網抽放量及管徑,設計了合理的抽放系統管網布置形式,選擇了與抽采能力相匹配的瓦斯抽采泵型號。最后又對管路鋪設、附屬裝置的安裝及系統的安全措施進行了比較詳細的說明。</p><p> 關鍵詞:瓦斯突出礦井 抽采設計 分源預測法 阻力計算 設備
3、選型 </p><p> The Gas Drainage System Design of the East Wing of the No.II1 Coal Seam in Huatai Mine</p><p> Abstract:Gongyi City Huatai Dayugou Coal Group mine is a high-gas coal mine, the des
4、ign by collecting Huatai Coal Mine No.II1 coal seam gas content, permeability coefficient and drilling parameters such as gas flow attenuation coefficient calculated emission in coal mine gas reserves and drainage rate a
5、nd other basic parameters of gas drainage. The use of source prediction method to predict the amount of gas emission from the mine, the analysis demonstrated Huatai Coal Mine necessity and feasibi</p><p> K
6、eywords:gas outburst mine drainage design predicted method by different gas source resistance calculation drag calculation equipment selection</p><p><b> 目 錄</b></p><p><b&g
7、t; 1 引 言1</b></p><p> 1.1 設計的目的與意義1</p><p> 1.2瓦斯抽放技術的國內外發(fā)展現狀2</p><p> 1.2.1國外瓦斯抽放現狀2</p><p> 1.2.2國內瓦斯抽放現狀2</p><p> 1.3 設計依據3</p>
8、<p> 1.4 設計的指導思想3</p><p> 1.5 設計的主要思路4</p><p><b> 2礦井概況5</b></p><p><b> 2.1井田概況5</b></p><p> 2.1.1交通位置5</p><p> 2
9、.1.2地形地貌5</p><p> 2.1.3氣候、降水、河流6</p><p> 2.1.4礦區(qū)水源、電源及通信情況6</p><p> 2.1.5主要自然災害6</p><p> 2.1.6井田范圍7</p><p> 2.1.7周邊礦井7</p><p> 2.2
10、井田地質特征8</p><p><b> 2.2.1地層8</b></p><p><b> 2.2.2構造9</b></p><p> 2.2.3煤層10</p><p> 2.2.4煤質11</p><p> 2.2.5水文地質11</p>
11、;<p> 2.2.6瓦斯12</p><p> 3礦井開拓開采方案與采區(qū)通風設計14</p><p> 3.1礦井開拓14</p><p> 3.1.1井田境界14</p><p> 3.1.2礦井資源/儲量計算14</p><p> 3.1.3井田開拓16</p>
12、<p> 3.1.4 采區(qū)布置18</p><p> 3.2礦井通風系統概況19</p><p> 3.2.1 礦井通風概況19</p><p> 3.2.2風量分配20</p><p> 4礦井瓦斯賦存情況21</p><p> 4.1煤層瓦斯基本參數21</p>&
13、lt;p> 4.1.1 煤層瓦斯含量21</p><p> 4.1.2煤層殘存瓦斯含量23</p><p> 4.1.3 煤層透氣性系數24</p><p> 4.1.4鉆孔瓦斯流量衰減系數24</p><p> 4.2 礦井瓦斯儲量24</p><p> 4.3 礦井可抽瓦斯量及可抽期2
14、5</p><p> 4.3.1礦井可抽瓦斯量25</p><p> 4.3.2瓦斯抽放率25</p><p> 4.3.3可抽期25</p><p> 5瓦斯抽放的可行性和必要性論證27</p><p> 5.1 瓦斯抽采的必要性27</p><p> 5.1.1 規(guī)定
15、27</p><p> 5.1.2 通風處理瓦斯量核定27</p><p> 5.2 礦井瓦斯涌出量預測28</p><p> 5.2.1回采工作面瓦斯涌出量29</p><p> 5.2.2掘進工作面瓦斯涌出量30</p><p> 5.2.3生產采區(qū)瓦斯涌出量31</p><
16、p> 5.2.4.礦井瓦斯涌出量32</p><p> 5.3必要性分析32</p><p> 5.4 瓦斯抽采的可行性33</p><p><b> 6抽采方法35</b></p><p><b> 6.1 規(guī)定35</b></p><p> 6
17、.2 礦井瓦斯來源分析35</p><p> 6.2.1 分析依據35</p><p> 6.2.2 分析結果36</p><p> 6.3瓦斯抽采量預計36</p><p> 6.3.1瓦斯抽放率36</p><p> 6.3.2通風能力核定的礦井瓦斯抽采量估算38</p><
18、;p> 6.4 抽采方法選擇38</p><p> 6.3.1 本煤層瓦斯抽采方法38</p><p> 6.3.2 鄰近層瓦斯抽放方法38</p><p> 6.3.3 采空區(qū)瓦斯抽采方法38</p><p> 6.3.4 其它情況39</p><p> 6.5 抽放方法的確定39<
19、;/p><p> 6.6 鉆孔及鉆場布置39</p><p> 6.7 抽放設計40</p><p> 6.7.1 回采工作面本煤層瓦斯抽采40</p><p> 6.7.2 回采工作面回風巷高位鉆孔抽采42</p><p> 6.7.3 采空區(qū)埋管抽采44</p><p>
20、6.7.4 掘進工作面瓦斯抽采45</p><p> 6.8 封孔方法47</p><p> 6.8.1 封孔材料47</p><p> 6.8.2封孔長度47</p><p> 7瓦斯抽放管路系統及設備選型48</p><p> 7.1抽放管路選型及阻力計算48</p><p
21、> 7.2抽放管路選型及阻力計算48</p><p> 7.2.1規(guī)定48</p><p> 7.2.2 計算方法49</p><p> 7.3 瓦斯抽放泵選型53</p><p> 7.3.1 規(guī)定53</p><p> 7.3.2 選型53</p><p>
22、7.3.3 計算方法53</p><p> 7.3.4 瓦斯泵類型56</p><p> 7.3.5瓦斯泵選型57</p><p> 7.3 輔助設備59</p><p> 7.4.1瓦斯抽采管路附屬裝置59</p><p> 7.4.2瓦斯抽采泵站主要附屬設施配備61</p>&l
23、t;p><b> 8 經濟概算65</b></p><p> 8.1 編制依據65</p><p> 8.2 費用概算范圍65</p><p> 8.2.1 投資范圍65</p><p> 8.2.2 概算結果65</p><p> 8.3 技術經濟分析與評價66&l
24、t;/p><p> 9 安全技術措施67</p><p> 9.1 安全措施制定的相關要求67</p><p> 9.2 地面抽放瓦斯站安全措施的要求67</p><p> 9.3 抽采系統及抽采泵站的安全措施67</p><p> 9.3.1 抽采系統安全措施67</p><p&g
25、t; 9.3.2 抽采泵站安全措施68</p><p> 9. 4 安全管理措施68</p><p> 10 瓦斯的綜合利用與配套設施70</p><p> 10.1 礦井瓦斯利用70</p><p> 10.2 瓦斯利用管路布置70</p><p> 10.3 配套設施70</p>
26、<p> 10.3.1 給排水、采暖及供熱70</p><p> 10.3.1.1 給排水70</p><p> 10.3.1.2 采暖及供熱71</p><p> 10.3.2 供電及通信71</p><p> 10.3.2.1瓦斯抽采站供電系統總體設計要求71</p><p>
27、10.4 監(jiān)測監(jiān)控系統72</p><p> 10.4.1 監(jiān)測監(jiān)控系統的配備要求72</p><p> 10.4.2 監(jiān)測監(jiān)控系統的配備措施72</p><p> 10.5 地面建筑及環(huán)保73</p><p> 11 抽放瓦斯管理74</p><p> 11.1 瓦斯抽放管理及規(guī)章制度74<
28、;/p><p> 11.1.1 管理制度74</p><p> 11.1.2 規(guī)章制度74</p><p> 11.2 機構設置及人員配置75</p><p> 11.2.1 機構設置75</p><p> 11.2.2 人員配置75</p><p> 11.3 瓦斯抽放技術資
29、料75</p><p><b> 結 論77</b></p><p><b> 致 謝78</b></p><p><b> 參考文獻79</b></p><p><b> 1 引 言</b></p><p>
30、 采煤作業(yè)作為高危險行業(yè),在安全生產方面尤為重視。但是隨著煤礦開采技術的快速發(fā)展,一方面煤礦機械化水平不斷提高,煤礦生產越來越高效化、集約化;另一方面隨著煤礦開采深度的不斷加深,采煤作業(yè)的不斷提速,使得礦井瓦斯涌出量一直處于上升狀態(tài),對煤礦的安全生產造成重大威脅。近年來我國煤礦安全生產狀況有明顯改善,百萬噸死亡率從2002年的4.94降至2011年的0.564,但是與發(fā)達國家的百萬噸死亡率相比仍相差甚遠,煤炭行業(yè)在我國仍然是一個高風險
31、的行業(yè),煤礦事故發(fā)生率居高不下。而在這些事故中,瓦斯事故死亡人數所占比例最大;據統計我國煤礦一次死亡10人以上的特大事故中有70%以上是由于瓦斯(煤塵)爆炸事故;2002年~20011年,工礦類相關行業(yè)死亡10人/次以上特重大事故中,煤礦死亡人數就占72.8%~89.3%;而在煤礦企業(yè)所發(fā)生的一次死亡10人以上事故中,瓦斯事故占死亡人數的77%。這些血淋淋的事實無不說明了瓦斯事故是制約煤礦安全生產的“頭號大敵” 。</p
32、><p> 為貫徹執(zhí)行黨和國家的“安全第一, 預防為主,綜合治理”的安全生產方針和國家安全生產監(jiān)督管理局制定的“先抽后采, 以風定產, 監(jiān)測監(jiān)控”的煤礦安全生產管理方針, 該礦已在井下安裝了為回采工作面服務的移動式瓦斯抽放泵站和與其相配套的瓦斯抽放系統。 抽出的瓦斯直接排放到礦井的回風系統中。隨著礦井瓦斯涌出量的增大,總回風的瓦斯?jié)舛容^高,另外,井下移動泵站的管理也比較復雜,經常需要對瓦斯抽放泵的水垢進行清理。對*
33、*煤礦進行瓦斯抽采設計,建立地面抽放泵站是非常必要的和可行的。特此編寫**煤礦瓦斯抽采設計說明書。</p><p> 1.1 設計的目的與意義</p><p> 1)我們本設計是在完成本科教學的全部學習任務之后所進行的一次綜合性學科設計,此次設計可以將我們所學的關于煤礦方面的專業(yè)基礎知識,如《煤礦地質學》、《煤礦開采學》、《通風安全學》、《礦井瓦斯防治》等方面的知識進行系統性的學習和鞏
34、固,從而將我們所學到的理論知識拓展到更高一個層次。</p><p> 2)通過此次設計,我們可以進一步熟悉和掌握礦井生產的各個系統以及各個系統之間的協調關系;同時我們也可以對目前國內外煤礦行業(yè)的生產與安全有一個初步的認識與了解。</p><p> 3)通過此次設計,我們可以培養(yǎng)自己遇到問題獨立思考的習慣,以及提升我們分析問題、解決問題的能力,可以將所學的理論知識很好地與實際生產相結合。
35、</p><p> 4)**煤礦是一個瓦斯突出礦井,所采煤層屬于三軟煤層,礦井地質條件非常復雜,礦井瓦斯問題不僅直接威脅著礦井工作人員的生命安全,而且也間接制約著該煤礦企業(yè)經濟效益的增長。而通過對該礦井進行瓦斯抽采,一方面可以在一定程度上遏制煤層瓦斯的突出,給礦井工作人員提供一個相對安全的工作環(huán)境,另一方面可以將瓦斯這種優(yōu)質資源加以合理利用,給該企業(yè)帶來可觀的經濟效益。</p><p>
36、 1.2瓦斯抽放技術的國內外發(fā)展現狀</p><p> 1.2.1國外瓦斯抽放現狀</p><p> 自20世紀50年代起瓦斯抽放在蘇、英、德、日、法、波等國煤礦得到了迅速發(fā)展,據有關資料統計表明:在1951~1987年間,世界煤礦瓦斯抽放量基本上是呈線性增加,自1951年的134Mm³增至1987年的5431Mm³,增加了39倍。根據1986~1987年統計,國
37、外已有16個國家進行了煤礦瓦斯抽放,世界上各主要采煤國家?guī)缀醵奸_展了瓦斯抽放工作,其中,年抽放量超過100Mm³的國家有10個。</p><p> 當采用通風方法不能使回采工作面的瓦斯稀釋到《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定的最高允許濃度時,就必須預先抽放瓦斯。許多國家,瓦斯抽放已經成為降低工作面瓦斯涌出量和防止突出的一種主要措施。前蘇聯一年的瓦斯抽放量為23-24億m³ 。德國魯爾、來琛、伊苯比倫和薩爾
38、四大硬煤礦區(qū)都應用瓦斯抽放措施。平均抽放率達50%,年總抽放量為6億m³ 。</p><p> 回采工作面防治瓦斯措施有區(qū)域性措施和局部性措施兩種。前蘇聯、波蘭、德國、英國等國采用的區(qū)域性措施主要有:瓦斯抽放、開采保護層、煤層大面積注水等;局部性措施主要有:松動爆破、超前鉆孔、水力沖孔、卸壓槽等。</p><p> 1.2.2國內瓦斯抽放現狀</p><p
39、> 在我國,自1952年撫順龍鳳礦建立抽放系統,開始抽放瓦斯以來,我國瓦斯抽放工作走過了半個多世紀,瓦斯抽放技術的發(fā)展主要經歷以下四個階段:</p><p> 第一階段:高透氣性煤層瓦斯抽放階段</p><p> 20世紀50年代初期,在撫順高透氣性特厚煤層中首次采用井下鉆孔抽放瓦斯,獲得了成功,解決了撫順礦區(qū)高瓦斯特厚煤層開采的關鍵技術問題。</p><p
40、> 第二階段:鄰近層卸壓瓦斯抽放階段</p><p> 20世紀50年代中期,在開采煤層群的礦井中,采用井下穿層鉆孔抽放上鄰近層瓦斯的試驗在陽泉礦區(qū)獲得成功,解決了煤層群開采中首采工作面瓦斯涌出量大的問題。通過大量的抽瓦斯試驗,認識到利用煤層開采后形成的頂底板采動卸壓作用對未開采的相鄰煤層(包括不可采煤層)進行邊采邊抽可以有效地抽出瓦斯,減少鄰近層卸壓瓦斯向開采層工作面的大量涌出。到了20世紀60年代,
41、該方法已在不同煤層賦存條件下的上、下鄰近層中得到應用,都取得了較好的效果。</p><p> 第三階段:低透氣性煤層強化抽放瓦斯階段</p><p> 由于在我國一些透氣性較差的高瓦斯煤層及突出危險煤層采用通常的布孔方式預抽瓦斯的效果不理想,難以解除煤層開采時的瓦斯威脅。為此,從20世紀60年代開始,試驗研究了多種強化抽放開采煤層瓦斯的方法,如對煤層進行高、中壓注水,水力壓裂,水力割縫
42、,松動爆破,大直徑(擴孔)鉆孔,網格式密集布孔,預裂控制爆破,交叉布孔等。在這些方法中,多數方法在試驗區(qū)取得了提高瓦斯抽放量的效果。</p><p> 第四階段:綜合抽放瓦斯階段</p><p> 從20世紀80年代開始隨著機采、綜采和綜放采煤技術的發(fā)展和應用,采區(qū)巷道布置方式有了新的改變,采掘推進速度加快、開采強度增大,使工作面絕對瓦斯涌出量大幅度增加,尤其是存在鄰近層的工作面,其瓦
43、斯涌出量的增長幅度更大,采區(qū)瓦斯平衡構成也發(fā)生了很大變化。為了解決高產高效工作面多瓦斯涌出源、高瓦斯涌出量的問題,必須結合礦井的地質條件,實施綜合抽放瓦斯。所謂綜合抽放瓦斯就是:把開采煤層瓦斯采前預抽、卸壓鄰近層瓦斯邊采邊抽及采空區(qū)瓦斯采后抽等多種方法在一個采區(qū)內綜合使用,在空間上及時間上為瓦斯抽放創(chuàng)造更多的有利條件,使瓦斯抽放量及抽放率達到最高。</p><p><b> 1.3 設計依據</
44、b></p><p> 1)《煤礦瓦斯抽采規(guī)范》(AQ1027-2006),中華人民共和國安全生產行業(yè)標準,2006;</p><p> 2) 《煤礦瓦斯抽采工程設計規(guī)范》(GB50471-2008),中華人民共和國國家標準,2008;</p><p> 3)《礦井瓦斯抽采管理規(guī)范》,中華人民共和國煤炭工業(yè)部,1997;</p><p
45、> 4)《煤礦安全規(guī)程》,國家煤礦安全監(jiān)察局,2011;</p><p> 5)《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》,國家安全生產監(jiān)督管理總局和國家煤礦安全監(jiān)察局,2009;</p><p> 6) 《煤礦瓦斯抽采基本指標》(AQ1026-2006),國家安全生產監(jiān)督管理總局,2006;</p><p> 7)《煤礦瓦斯抽采達標暫行規(guī)定》,國家安全生產監(jiān)督管理總局
46、,2012.</p><p> 1.4 設計的指導思想</p><p> 當前國家對瓦斯綜合治理提出了“先抽后采、監(jiān)測監(jiān)控、以風定產”的十二字方針。**煤礦作為一個瓦斯突出礦井,響應國家號召,貫徹落實“安全第一,預防為主,結合治理”的安全生產方針,在結合自身開采技術條件的情況下,依靠科技進步,加大安全投入,在地面建立了永久抽放瓦斯系統和井下臨時抽放瓦斯系統,多措并舉,應抽盡抽,從而保證
47、抽采平衡、效果達標。具體指導思想為以下幾個方面:</p><p> 1)嚴格按照礦井瓦斯抽采的相關規(guī)定進行設計,保證礦井瓦斯抽采系統安全可靠,確保礦井安全生產;</p><p> 2)在符合規(guī)范要求,滿足使用的前提下,盡可能降低成本,節(jié)省工程投資;</p><p> 3)盡量利用原有的巷道、管道,少增加開拓費用;</p><p> 4
48、)設備、管材選型留有余地,能滿足礦井改擴建后的需求;</p><p> 5)采用較先進瓦斯抽采工藝技術,且符合實際。</p><p> 1.5 設計的主要思路</p><p> 本次設計主要分四個階段進行:</p><p> 1)前期對所設計礦井的相關原始資料進行收集整理,并查閱一定量的關于瓦斯流動規(guī)律和瓦斯抽采相關方面的書籍和文獻。
49、</p><p> 2)中期開始按照大綱要求著手做畢業(yè)設計,設計內容要求真實可靠。在設計過程中要利用好網絡和圖書館這兩個工具,若遇到有疑問的地方要及時與指導老師進行交流或向其請教。</p><p> 3)后期對設計內容進行進一步整理和完善,并完成相關圖紙的繪制任務。之后,將設計初稿交予指導老師,請其進行悉心修改并提出寶貴建議。</p><p> 4)最后,將指
50、導老師反復修改過后的設計進行最終完善,裝訂成冊,并對設計內容進一步熟悉,為答辯做好準備。</p><p><b> 2礦井概況</b></p><p><b> 2.1井田概況</b></p><p><b> 2.1.1交通位置</b></p><p> 河南大峪溝煤
51、業(yè)集團有限責任公司**煤礦位于鞏義市大峪溝鎮(zhèn)鏡內,行政隸屬鞏義市大峪溝鎮(zhèn)管轄。南距大峪溝鎮(zhèn)5km,西北距鞏義市12km。310國道從大峪溝鎮(zhèn)通過,隴海鐵路和連霍高速公路從北部約6km通過,交通十分便利,見圖2-1。</p><p> 圖2-1 **煤礦交通位置示意圖</p><p> Figure 2-1 Schematic diagram of Huatai coal traffic
52、 position</p><p><b> 2.1.2地形地貌</b></p><p> 區(qū)內地勢總體上呈東高西低,南高北低,中部溝谷發(fā)育而低凹。區(qū)內最高點為付山,海拔+664.9m,最低點在致富溝入口,海拔+212.0m,相對高差452.9m。全區(qū)溝嶺相間,縱橫交錯,溝谷多呈“V”字型,山脊多呈魚脊狀和饅頭狀,地形切割嚴重,呈侵蝕低山丘陵地貌景觀。</p
53、><p> 2.1.3氣候、降水、河流</p><p> 本區(qū)屬暖溫帶大陸性半干燥季風氣候,春秋季干旱且多風,夏季炎熱多雨,冬季寒冷干燥少雨雪。據鞏義市氣象站資料,各種氣象要素如下:</p><p> 1)氣溫:最高氣溫為43ºC,最低氣溫為-15.4 ºC,年平均氣溫為14.6ºC。</p><p> 2)
54、蒸發(fā)量:該區(qū)蒸發(fā)量較大,年平均蒸發(fā)量為2136.4mm。</p><p> 3)降雨量:降雨量少而集中,年平均降雨量為583mm,一般集中在7~9月份,約占全年降雨量的70%。</p><p> 4)凍土深度:11月中旬開始降雪、冰凍,最大積雪厚度21cm(1972年12月),最早霜凍時間為10月份,最大凍土深度為22cm(1977年1月),年最長霜凍期60天,年平均霜凍期43天。&l
55、t;/p><p> 5)一般風速3.4m/s,最大風速20m/s。</p><p> 礦區(qū)內僅在西部有一條河流,即東泗河,屬黃河流域伊洛河水系,發(fā)源于南部山區(qū),流向西北,于站街鎮(zhèn)東北匯入伊洛河,經神北橫切邙嶺注入黃河,該河為一季節(jié)性河流,以排洪為主,由于附近各煤礦排水的注入,現為常流不斷的小溪。該河上游筑有涼水泉水庫,位于大峪溝井田19勘探線附近,是本區(qū)主要地表水體。據現有資料顯示,其蓄水
56、面積1067m2,水深1.5m,庫容16008m3,為一小型塘壩,以攔、蓄洪水,農田灌溉為主。</p><p> 2.1.4礦區(qū)水源、電源及通信情況</p><p><b> 1)水源</b></p><p> 利用凈化處理后的礦井排水,作為礦井的生產、生活用水。凈化處理后的生產、生活污廢水,作為工業(yè)場地的地面防塵灑水及綠化用水。本礦井工
57、業(yè)場地東側有一水井,可作為礦井建井期間臨時水源使用。因此本礦井水源條件可靠,可以滿足建井和礦井生產的供水需要。</p><p><b> 2)電源</b></p><p> 礦區(qū)附近有距礦井4km的竹林鎮(zhèn)振興ll0kV變電站和距礦井4km的大峪溝礦務局自建的大峪溝35kV變電站。綜合考慮后,本礦井設計采用振興ll0kV變電站饋出兩回l0kV架空線路作為礦井主要電源
58、,供電電源可靠。</p><p><b> 3)礦區(qū)通信條件</b></p><p> 礦井對外通信聯系,就近接入當地電信部門。</p><p> 2.1.5主要自然災害</p><p> 礦區(qū)的主要自然災害為氣象災害,由于降雨集中在7、8、9三個月,雨量大時易形成洪澇災害。</p><p&g
59、t;<b> 2.1.6井田范圍</b></p><p> 本井田東部以35勘探線與新中礦業(yè)集團股份有限公司谷山井分界,南部以煤層露頭及地方小窯深部邊界為界,西部以19勘探線與紅旗煤業(yè)有限責任公司分界,北至集團公司深部接替普查區(qū)。井田東西寬4.25~4.45km,南北長4.16~4.90km,面積約19.9248km2。井田具體范圍由19個拐點圈定,各拐點坐標見表2-1。</p&g
60、t;<p> 表2-1 井田境界拐點坐標表</p><p> Table 2-1The boundary point coordinates</p><p><b> 2.1.7周邊礦井</b></p><p> 河南大峪溝煤業(yè)集團有限責任公司**煤礦淺部為煤層露頭,深部為接替普查區(qū),以西為紅旗煤業(yè)有限責任公司和金龍煤
61、業(yè)有限責任公司,其東部為小關二礦和新中礦業(yè)集團股份有限責任公司,四鄰關系如圖2-2,分述如下:</p><p> 圖2-2 **煤礦礦區(qū)及四鄰關系示意圖</p><p> Figure 2-2 Schematic diagram of Huatai coal mining area and neighborhood relationship</p><p>&l
62、t;b> 1)小關二礦</b></p><p> 小關二礦位于**煤礦東緣南部,開采二1煤層,煤層厚度0.5~4.70m,平均2.60m,煤層賦存標高+270m~+80m,埋深95~255m。礦井設計生產能力6萬噸/年,技術改造后生產能力達30萬噸/年。礦井正常涌水量33m3/h,主要為頂板孔隙裂隙水。礦井瓦斯相對涌出量為23m3/t.d,瓦斯絕對涌出量為6.51m3/min,屬高瓦斯礦井。
63、</p><p> 2)紅旗煤業(yè)有限責任公司</p><p> 紅旗煤業(yè)有限責任公司位于**煤礦西緣南部,含括紅旗公司下屬的鞏義市大峪溝紅旗煤業(yè)有限責任公司煤礦(下簡稱紅旗一礦)和紅旗二礦兩對生產礦井。主要開采二1煤,煤厚0~23.80m,平均4.62m,為較穩(wěn)定型厚煤層,屬無煙煤。礦井水文地質條件簡單,正常涌水量為226.79m3/h。二1煤層頂、底板多為泥巖、砂質泥巖,穩(wěn)定性較差。
64、屬低瓦斯煤層,無煤塵爆炸危險性、無自燃傾向。為地溫正常區(qū)。</p><p><b> 2.2井田地質特征</b></p><p><b> 2.2.1地層</b></p><p> 本區(qū)為低山丘陵地形,基巖大面積裸露。井田內出露的地層有第四系、第三系、三迭系下統、二迭系、石炭系中、上統、奧陶系及寒武系?,F將地層由老至
65、新分述如下:</p><p><b> 1)寒武系(∈)</b></p><p> 出露于井田南部,井田內唯有2601孔揭露,厚度18.87m,巖性為白云質灰?guī)r,全層厚度不詳。</p><p> 2)奧陶系中統馬家溝組(O2)</p><p> 該組地層多分布在白窯、薛莊、宋溝、南溝、竹林溝、丁煙及劉家一帶。頂部
66、為深灰色石灰?guī)r與泥巖互層,隱晶質結構,中厚層狀,局部夾灰黃色鈣質泥巖薄層,其下為厚層石灰?guī)r,隱晶質結構,質地均一,局部可見暗紫紅色的薄層泥灰?guī)r,溶洞發(fā)育,下部為含泥質的白云質灰?guī)r或白云巖與泥巖互層,地表實測厚度為148.40m,東部鄰區(qū)厚度為237.07m,而井田內鉆孔揭露最大厚度151.70m(3103孔)。本區(qū)缺失下奧陶統(O1),與下伏寒武系地層呈假整合接觸。</p><p><b> 3)石炭
67、系(C)</b></p><p> 井田內僅有上統太原群及中統本溪群:</p><p><b> 中統本溪群(C2)</b></p><p> 該群地層分布在馬蹄溝、馬溝、宋溝、竹林溝及瓦窯南一帶。由灰色至深灰色豆狀或鮞狀鋁土巖、鋁土質泥巖組成。據417隊鉆孔資料,鋁土礦層多位于該群地層的中上部,稱為K4礦層帶,自西向東礦層帶
68、層位有自上向下遷移的趨勢,靠近底部多為赤紅色的褐鐵礦及赤鐵礦。該群地層厚度為3.57~33.69m,平均厚度為7.31m。與下伏地層呈假整合接觸。</p><p><b> 上統太原群(C3)</b></p><p> 該群地層多展布于鐘嶺、大峪溝、劉溝南、解放村一帶。主要由石灰?guī)r、泥巖、砂質泥巖、炭質泥巖、煤及砂巖組成。依據巖性組合特征可分為三段:上部灰?guī)r段(L
69、7~L9)、中部碎屑巖段、下部灰?guī)r段(L1~L4)??刹擅簩右?煤層賦存于該群底部。該群地層厚度變化較大,兩極值為32.46~97.20m,平均厚為63.13m。</p><p><b> 2.2.2構造</b></p><p> 本井田位于秦嶺緯向構造帶北亞帶嵩山大背斜的北翼??偟臉嬙煨螒B(tài)為一走向280~290º,傾向10~20º,傾角7~1
70、4º,單斜構造,區(qū)內褶皺不甚發(fā)育,構造以斷裂為主,主要為東西向斷裂,由近東西向、北東向和北西向三組斷裂組成。依據現行《煤、泥炭地質勘查規(guī)范》,確定構造復雜程度屬簡單類型。主要斷裂有:</p><p> (1)將軍嶺滑動構造(F9)</p><p> 位于本區(qū)北部邊界附近,是滑動構造的主干斷裂,地表出露于岳寨、西北溝、將軍嶺后溝、馬嶺北至韓溝一帶,東西貫穿全區(qū),傾向北,傾角60
71、~72º,落差0~70m,東部較大,西部較小。2014、2808等鉆孔揭露明顯,地表有I738、III149、214、206、II432、179等地質點和k1、k3、k4探槽控制,基本查明。</p><p><b> (2)F104斷層</b></p><p> 該斷層位于涼水泉水庫至將軍嶺南嶺,延伸長度1.9Km,走向近EW,傾向S,傾角65~70
72、186;,落差18m左右。地表大部被第四系地層覆蓋,僅有1909孔及2304孔兩孔見到。1909孔于孔深123.00m見破碎帶,P11地層巖芯極為破碎,泥巖被擠壓成磷片狀,二1煤層變薄,地層缺失15m左右。由于該斷層影響,C3上部地層巖芯傾角高達60º以上。2304孔P12底部巖芯極破碎,巖性混雜,并可見再膠結的斷層角礫巖,于孔深123.40m見斷層帶,砂鍋窯砂巖受其斷層破壞僅保留1.20m厚,P11地層缺失10m有余。另從二
73、1煤層底板等高線圖可知,2304孔與2504孔,1909孔與1905孔之間,煤層底板標高亦有明顯的不連續(xù)。</p><p><b> (3)F6斷層</b></p><p> 位于本區(qū)北部邊界附近,西起柳樹溝斷層,向東延伸至區(qū)外,延伸長度8km以上,為一走向近EW,傾向S,傾角65~70º的正斷層,斷層落差140m左右,該斷層西段有507孔見孔東段見到,
74、東段由地表露頭控制。</p><p><b> 2.2.3煤層</b></p><p> 本井田屬石炭、二迭系含煤地層。含煤巖系有二迭系上統上石盒子組、下統下石盒子組和山西組、石炭系上統太原群。煤系地層總厚646.16m,共分八個煤組,含煤21層,煤層總厚19.19m,含煤系數為2.96%。其中含可采煤層2層,可采煤層總厚5.64m,可采含煤系數為0.87%。本井
75、田僅有山西組的二1煤層及太原群的一1煤層為可采煤層,現分別敘述如下:</p><p><b> (1) 二1煤層</b></p><p> 二1煤層俗稱黃煤,賦存于山西組下部,大占砂巖之下,上距砂鍋窯砂巖65m左右,下距一1煤層平均69m左右,煤層層位穩(wěn)定,普遍發(fā)育,含夾矸1~4層,巖性多為炭質泥巖或泥巖,局部地段夾矸厚度大于可采厚度,而出現分叉煤層二12和二13
76、。</p><p> 二1煤層直接頂板多為砂質泥巖或泥巖,也有少數鉆孔為細砂巖,二12煤層發(fā)育時,則多為炭質泥巖或泥巖,偶爾為細砂巖。二1煤層直接底板多為泥巖、炭質泥巖或砂質泥巖,局部地段僅以薄層炭質泥巖與太原群上部灰?guī)r相隔,下距灰?guī)r0.39~34.51m,間距變化大,靠近谷山井田與井田西部個別鉆孔,二1煤層下距灰?guī)r間距較大,間接底板常為一層厚約10m左右深灰色細粒至中粒的長石石英砂巖。</p>
77、<p> 二1煤層為全井田普遍發(fā)育的主要可采煤層,煤層厚度0~23.80m,平均厚度為4.62m,煤層厚度變化較大,據目前鉆孔控制情況,厚煤帶多集中于20線附近。東部及深部有變薄的趨勢。井田內厚薄煤帶沿北東方向相間排列呈有規(guī)律變化。</p><p><b> (2) 一1煤層</b></p><p> 賦存于太原群底部,層位穩(wěn)定,L1~3灰?guī)r為其直接頂
78、板,厚約10m左右,本溪群之鋁土巖或鋁土質泥巖為直接底板,厚7m左右,大峪溝三號井煤厚0.80~1.40m,最大厚度可達3.00m;廟溝煤礦煤厚0.48~5.00m,一般厚1.00米左右。一1煤層厚度較穩(wěn)定,礦井開采中未發(fā)現無煤帶,僅有小面積不可采的薄煤帶,大峪溝煤礦三號井薄煤帶最大長度100m有余。目前一1煤已開采至-150m水平以下,井田東西兩翼走向開采長度已達7km,開采面積超過20km2。</p><p>
79、; 綜上所述,二1煤層應為層位穩(wěn)定,普遍發(fā)育,結構較簡單之較穩(wěn)定型厚煤層;一1煤層屬層位穩(wěn)定,結構較簡單,較穩(wěn)定型大面積可采之薄煤層。</p><p><b> 2.2.4煤質</b></p><p> 二1煤:黑色,以粉、粒狀煤為主。煤的原生結構遭破壞,呈現經層間擠壓、揉搓的構造煤特征:偶夾塊煤,亦為煤粉壓固而成,表現為滑面發(fā)育,強度極低,f值較小,指壓即碎,
80、遇水則產生大量煤泥。煤的比重較大,平均1.79,容重達1.6t/m3。其空隙率為16%。煤的導電性良好,電測井視電阻率呈低阻反映,電導率值為50mΩ/m左右。19勘探線以西地段,可見煤層下部黃鐵礦結核或細晶相對富集的現象。</p><p> 一1煤:黑或灰黑色,塊狀煤為主,似金屬光澤。貝殼狀斷口為主,階梯狀、參差狀斷口次之,煤的硬度較大。據生產井下觀察,煤層上部呈薄層狀,光亮型煤為主,下部為中厚層狀屬光亮型和半
81、光亮型煤,中部夾有一層厚0.20m左右之半暗型或暗淡型煤。黃鐵礦呈薄片狀、透鏡狀或結核狀夾于煤中。比重平均1.92;容重達1.64t/m3。煤的導電性較好,電測井視電阻率亦呈低阻反映。</p><p> 二1煤層灰份產率之兩極值為10.85~40.43%,算術平均值為18.96%,就其總體特征評價應屬中灰煤;一1煤灰份產率兩極值為11.07~31.86%,算術平均值為20.03%,其總體特征屬中灰煤種。<
82、/p><p> 二1煤全硫平均為0.98%,屬特低硫煤,原煤干燥基恒容高位發(fā)熱量平均為26.05MJ/kg;一1煤全硫平均4.58%,應屬高硫煤,原煤干燥基恒容高位發(fā)熱量平均為28.26MJ/kg。</p><p> 綜上所述,二1煤層屬中灰、特低硫、高熔點無煙煤??蛇x性分類屬中等,但煤泥量大,分選比重高(1.8),洗精煤占原煤比例小,需解決洗煤工藝和技術問題。煤的可磨性好,發(fā)熱量高,一般
83、可作動力和民用燃料煤。作火電用煤時,適于沸騰床及硫化床燃料。</p><p><b> 2.2.5水文地質</b></p><p><b> 1)主要含水層特征</b></p><p> (1)寒武~奧陶系灰?guī)r含水層</p><p> 奧陶系灰?guī)r含水層,由泥質灰?guī)r、泥灰?guī)r、灰?guī)r組成。廣泛出露
84、于煤系地層以南的低山丘陵,是煤系地層的基地。據實測剖面厚141.86m。含裂隙巖溶承壓水,局部含水豐富,是一1煤底板直接充水含水層。</p><p> (2)太原群下段灰?guī)r含水層</p><p> 由L1~L4灰?guī)r組成。其中L1~3不發(fā)育,L3~4發(fā)育較好,質地較純,層位穩(wěn)定,局部含泥質和燧石結核,為一1煤頂板直接充水含水層(3)太原群上段灰?guī)r含水層。</p><p
85、><b> 2)主要隔水層</b></p><p> (1)本溪組鋁土質泥巖隔水層</p><p> 從太原群下段灰?guī)r水文地質圖看出,層位穩(wěn)定,厚度變化規(guī)律不明顯,該層充填灌注了奧陶系古剝蝕的溶隙溶洞,因而降低了不整合面附近的富水性,而且增加了阻隔奧灰水進入一1煤礦坑的隔水強度,故視為主要隔水層。</p><p> (2)太原群中
86、段砂泥巖隔水層</p><p> 系指L4、L6灰?guī)r之間的碎屑巖沉積,主要由中~細粒砂巖、泥巖及砂質泥巖組成。局部夾薄層L5灰?guī)r。據鉆孔揭露,厚22.52(2805孔)~57.81m(1309孔),一般30~45m,層位穩(wěn)定,因砂質成分稍高,故具強度大的特點。是太原群上、下段灰?guī)r含水層之間的良好含隔水層。</p><p> (3) 二1煤底板隔水層</p><p&g
87、t; 系指二l煤底板至太原群灰?guī)r含水層間的巖層。主要由泥巖、砂質泥巖、細粒砂巖、局部夾L5灰?guī)r等組成。正常情況下,是阻隔太原群上段灰?guī)r水進入二1煤礦床的隔水層,在本區(qū)厚度0.40~37.82m。該段厚度變化大,穩(wěn)定性差。在1511、2603、2903孔以南區(qū)段,厚度薄,隔水性能減弱,在二1煤開采過程中,要引起足夠的重視。</p><p> 3)井田水文地質勘探類型</p><p>
88、據以上資料,二1煤層水文地質條件簡單,直接充水含水層為裂隙巖溶水,屬二類一型或三類一型。一1煤水文地質條件為三類二型。對開采有較大威脅的是底板巖溶突水。</p><p><b> 4)礦井涌水量</b></p><p> 根據1982年12月河南省煤田地質勘探公司地質三隊編寫的《河南省鞏縣滎鞏煤田大峪溝井田精查補充勘探地質報告》及結合周邊礦井的實際情況,確定本礦井
89、的正常涌水量為116m3/h,最大涌水量為151m3/h。</p><p><b> 2.2.6瓦斯</b></p><p><b> 1)生產礦井瓦斯</b></p><p> 本井田西部的紅旗井和東部的新中煤礦均開采二1煤層,據瓦斯鑒定結果,新中煤礦在原來開采二1煤層時,相對瓦斯涌出量為10.90~39.74m3
90、/t,按煤與瓦斯突出礦井管理。因煤與瓦斯突出頻繁,該井已于1989年停產。據紅旗井瓦斯鑒定結果,相對瓦斯涌出量為7.46~9.36m3/t·d,見表2-3,現暫按高瓦斯礦井管理。瓦斯主要來源為采掘工作面,一般回采時絕對瓦斯涌出量為3~4m3/min,掘進時為1.5~2.5m3/min,其次為老窯采空區(qū)。</p><p> 表2-3 紅旗井歷年礦井瓦斯鑒定結果表</p><p&g
91、t; Table 2-3 Red well over the mine gas identification results</p><p><b> 2)礦井瓦斯</b></p><p> 本井田總體構造表態(tài)為近東西向的單斜構造,滑動構造發(fā)育,對二1煤層頂板的完整性有一定的影響,局部有利于瓦斯的自然排放。本區(qū)瓦斯賦存的基本特征大致呈由西向東瓦斯含量逐漸增大,由
92、淺到深瓦斯含量逐漸增高的變化趨勢。</p><p> 據2003年12月河南省煤田地質局三隊編寫的《鄭州市大峪溝礦務局大峪溝井田東段二1煤層瓦斯地質勘察總結》中預測,本井田煤層瓦斯含量為4.49 m3/t~11.22m3/t,一般在8.66m3/t。</p><p><b> 3)煤塵</b></p><p> 據1760孔取樣測試資料,
93、二1煤層煤塵火焰長度為0,抑制煤塵爆炸最低巖粉量為0,應屬無煤塵爆炸危險性煤層。據本井田西鄰紅旗井生產資料顯示,二1煤以粉煤為主,在采掘過程中,煤塵含量較大,生產中仍應采取降塵措施。</p><p><b> 4)煤的自燃</b></p><p> 據區(qū)外1711孔取樣測試資料,二1煤層著火點溫度原煤樣為413ºC,氧化樣為407ºC,還原樣為
94、425ºC,屬不易自燃煤層。</p><p> 5)煤層的突出危險性</p><p> 根據河南理工大學2013年1月的突出危險性預測報告,二1煤層掘進期間出現瓦斯動力現象,依據《煤礦瓦斯等級鑒定暫行辦法》和《煤礦企業(yè)瓦斯防治能力評估管理辦法》,省級煤炭行業(yè)管理部門批準認定二1煤層為突出煤層,礦井為突出礦井。</p><p> 3礦井開拓開采方案與采
95、區(qū)通風設計</p><p><b> 3.1礦井開拓</b></p><p><b> 3.1.1井田境界</b></p><p> 本井田北部以F9斷層為界,東部以35勘探線與新中礦業(yè)公司谷山井分界,南部以煤層露頭及地方小窯深部邊界為界,西部以19勘探線與紅旗井分界。井田東西走向長4.5km,南北傾向寬3.0km,
96、面積約13.5km2。</p><p> 具體范圍由省國土資源廳2003年1月頒發(fā)的證號為410000032006的采礦許可證中的15個拐點坐標圈定,拐點坐標見表3-1。</p><p> 表3-1 井田境界拐點坐標表</p><p> Table 3-1The boundary point coordinates</p><p>
97、 3.1.2礦井資源/儲量計算</p><p> 3.1.2.1 礦井地質資源量</p><p> 儲量計算邊界為上述劃定的井田范圍,儲量計算的最低可采厚度為0.8m,最高灰分<40%。根據儲量核準報告,獲得二1煤地質資源量為38.10Mt。</p><p> 3.1.2.2 工業(yè)資源/儲量</p><p> 礦井地質資源量中探明的資
98、源量331和控制的資源量332,經分類得出的經濟的基礎儲量111b和122b、邊際經濟的基礎儲量2M11和2M22,連同地質資源量中推斷的資源量333的大部,歸類為礦井工業(yè)資源/儲量,即:</p><p> 礦井工業(yè)資源/儲量=111b+122b+2M11+2M22+333×k(k=0.8~0.9)</p><p> 本井田構造簡單,二1煤層屬厚度變化較大的較穩(wěn)定煤層,333
99、級折減量取0.8。經計算,礦井工業(yè)資源/儲量為33194kt。</p><p> 3.1.2.3 礦井設計資源/儲量</p><p> 礦井設計資源儲量是指礦井工業(yè)資源/儲量中減去設計計算的斷層煤柱、井田境界煤柱和地面建筑物、構筑物等永久保護煤柱損失量后的資源/儲量。</p><p><b> 1)斷層煤柱</b></p>
100、<p> 根據《河南省滎鞏煤田大峪溝井田精查補充勘探地質報告》井田內斷層未見導水性強的報道, 井田內實際揭露和鉆孔資料實際控制的斷層有3條,其中F9斷層落差0~70m,F104斷層落差18m左右,及北部邊界附近的F6斷層。由于斷層的存在改變了可采煤層與直接充水含水層之間的相對位置,使隔水層的有效厚度變薄或消失,為防止底板承壓水沿斷層面進入煤層,需在斷層兩側留設斷層防水煤柱。</p><p> 根據《
101、礦井水文地質規(guī)程》(試行)所推薦公式計算:</p><p> 式中:L——煤柱留設的寬度,m;</p><p> K——安全系數(一般取2~5),取3;</p><p> P——水頭壓力(kgf/cm2)最大取L7灰在8803孔水位標高處的水壓20 kgf/cm2;</p><p> Kp——煤的抗張強度(kgf/cm2);精查地質報
102、告未給出,根據經驗暫取2kgf/cm2,礦井在實際開拓過程中,見煤后可做煤的抗張強度實驗,確定具體的抗張強度數值。</p><p> M——煤層厚度,取4.62m</p><p> 經計算,斷層防水煤柱寬度為:F9斷層煤柱L=38.0m。</p><p> 根據本井田地質報告,雖然斷層導水性較弱,但由于采動的影響要對較大的斷層嚴加控制,按以往礦井生產實際,按斷
103、層落差大小兩側各留設一定寬度的斷層保護煤柱,煤柱留設原則是:斷層落差大于100m的留100m,落差在50m到期100m之間的留50m,落差小于50m的留30m。</p><p> 所以, F9斷層留設50m寬煤柱;F104斷層留設30m寬煤柱。經計算斷層煤柱損失536kt。</p><p><b> 2)邊界煤柱</b></p><p>
104、 井田邊界北以F9斷層為界,因此井田北部邊界煤柱為F9斷層煤柱;井田西、東兩側分別與谷山井、紅旗井相鄰,南側與開采淺部煤炭的老窯相鄰。沿老窯開采警界線和井田邊界留設20m~40m煤柱,采區(qū)之間留設10m煤柱。邊界煤柱煤量為1661kt。</p><p><b> 3)其它煤柱</b></p><p> 考慮涼水泉水庫,為防止地下開采對地表水庫堤壩的影響。開采二1煤
105、層時須按照地面建筑保護煤柱的留設方法來留設防塌陷煤柱,留一定的煤柱并加上圍護帶寬度其損失煤量為:70kt。</p><p> 上述保護煤柱損失共計2267kt,計算全礦井的設計儲量30927kt。</p><p> 2.3.2.4 礦井設計可采儲量</p><p> 礦井設計可采儲量=設計資源/儲量-工業(yè)場地保護煤柱-風井場地保護煤柱-主要井巷煤柱-開采損失。
106、</p><p> 區(qū)內分布有零星村莊按搬遷考慮。對主副井、風井工業(yè)場地留設保護煤柱,按巖層移動角考慮,按照《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規(guī)程》(以下簡稱“三下”采煤規(guī)程)的相關規(guī)定和鞏義地區(qū)其他礦井的經驗數據,各參數選取如下:</p><p> 表土移動角: Φ=45°</p><p> 上山移動角: γ=75°&l
107、t;/p><p> 下山移動角: β=73°~0.82α</p><p> 走向移動角: δ= 75°。</p><p> 保護煤柱根據上述參數,采用垂直法計算。工業(yè)廣場保護煤柱904kt。</p><p> 井下主要運輸及回風大巷經計算按30m留設保護煤柱。</p><p> 該礦井開采
108、煤層屬厚煤層,采區(qū)回采率取75%,開采損失計5841kt,得全礦井的可采儲量為23362kt。詳見礦井可采儲量計算表:表3-2。</p><p> 表3-2 礦井可采儲量匯總表 單位:kt </p><p> Table 3-2 Mine recoverable reserves of summary </p><p> 3.1.3井田開拓<
109、;/p><p> 3.1.3.1 井田開拓方式</p><p> 本井田為全隱蔽型井田,煤層埋藏深度較大,采用斜井開拓工程量較大,建井工期較長,投資較高,故采用立井開拓方式。</p><p> 3.1.3.2 水平劃分及階段垂高的確定</p><p><b> 1)水平劃分</b></p><p&
110、gt; 井田淺部邊界煤層賦存標高為+100m,井田深部邊界煤層賦存標高約為-100m,煤層傾角為7~9º,多為7º左右,為緩傾斜煤層。傾斜長1500~2000m。根據以上特點,本井田可劃分為一個水平開拓。</p><p><b> 2)水平標高</b></p><p> 根據井口位置及井田開拓布置,確定水平標高為-100m。主要理由如下:&l
111、t;/p><p> ?。?)井底車場層位好。井底車場主要巷道處于二1煤層底板L7灰?guī)r中,有利于巷道施工及維護。</p><p> ?。?)東、西翼大巷可沿L7布置,有利于大巷施工和維護。</p><p> ?。?)主井底裝載系統采用“全抬高”布置方式,箕斗裝載硐室、煤倉卸載硐室處于二1煤層頂板砂巖中。</p><p> 3.1.3.3 井田回采
112、工藝</p><p><b> 1)采煤方法</b></p><p> 采煤方法的選擇是否合理,直接影響礦井的生產安全和各項技術經濟指標,所以采煤方法必須符合安全、經濟、高效、回采率高的基本原則。</p><p> 初期開采的中部11采區(qū)二l煤層屬緩傾斜煤層。根據地質勘探資料、結合鄰近礦井實際生產經驗、本礦的生產管理水平和煤層實際賦存及采
113、區(qū)劃分情況,采用走向長壁采煤法。</p><p><b> 2)采煤工藝</b></p><p> 根據井田構造形態(tài)、煤層賦存情況,現有地質資料——煤厚變化大,且薄煤帶多,以及周邊礦井的生產經驗,故采用炮采放頂煤采煤工藝。在實際生產過程中,建議根據揭露煤層條件,進行輕型支架放頂煤研究,以提高機械化水平。</p><p><b>
114、 3)回采工藝過程</b></p><p> 打眼→放炮→鋪網→攉煤→移溜→攛梁移柱→剪網放頂煤。</p><p> 工作面端頭及順槽30m范圍內采用單體液壓支柱配套π型鋼頂梁超前加強支護。</p><p><b> 4)主要采煤設備</b></p><p> 主要采煤設備初步選型為:</p&g
115、t;<p> (1)單體液壓支柱:根據煤層頂底板條件,選擇DZ22-30/100G型單體液壓支柱,該支柱最大支撐高度為2.2m,油缸直徑100mm,額定工作阻力300kN。</p><p> (2)刮板運輸機:刮板運輸機選用SGD-490/20B型,輸送能力為250t/h,設計長度120m,電機功率22kW。</p><p> (3)轉載機:轉載機選用 QZP-163型
116、,電機功率40kW。</p><p> 工作面主要設備如表3-3所示。</p><p> 表3-3 回采工作面主要設備一覽表</p><p> Table 3-3 Face the major equipment list</p><p> 3.1.3.4 巷道掘進</p><p><b> 1)
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