本科毕业设计--煤矿新井设计

本科毕业设计--煤矿新井设计
本科毕业设计--煤矿新井设计

摘要

本设计矿井为XX 市某煤矿新井设计,设计生产能力为1.2Mt/a,服务年限62.85a。根据设计要求,井田的工业资源储量为15751.59万吨,可采储量为105.58Mt。井田走向长8km,倾斜长5km,煤层平均倾角15°,属于缓倾斜煤层。

本设计矿井采用双立井的开拓,单层大巷布置方式。共划分十一个采区,其中首采区为211采区,布置一个工作面同时生产。采煤工艺为综采,大巷采用胶带输送机运煤。年工作日为330d,采用“三八”工作制,工作面长为180m,截深0.865m,班进两刀,第三班检修。

由于井田走向较长,且为缓倾斜煤层,以及煤层地质条件等因素影响,决定本井田内全部采用走向长壁采煤法开采。

主井装备:12t箕斗,钢丝绳罐道,箕斗由四根钢丝绳提升。副井采用1.5t罐笼提升。副井采用一套为1.5t矿车单层单车双罐笼提升设备,槽钢组合罐道。

矿井通风方式为中央分列式,通风方法为抽出式。

关键词:立井;上山开采;大采高;单巷掘进;中央分列式

Abstract

design of mine for XX in some mine Nii design, the design production capacity of 1.2Mt/a, length of service 62.85a. According to the design requirements, Ida industrial resources reserves 157515900 tons, recoverable reserves is 105.58Mt. Ida to long 8km, long 5km tilt, the average coal seam dip 15 °, which belongs to the gently inclined seam.

The design of double shaft mine development, single lane layout. Is divided into eleven districts, one of first mining area of 211 mining area, layout of a working face production at the same time. Mining technology for fully mechanized mining, roadway using belt conveyor coal. Years working for 330D, use "three eight " working system, working face length is 180m, cutting depth 0.865m, class two knives, third class maintenance.

Due to long Ida, and gently inclined seam, and the seam geological conditions and other factors, decided the Ida all used to long wall mining mining. Main equipment: 12t skip, wire rope guide, skip the four wire rope hoist. Auxiliary shaft cage hoisting by using 1.5T. Auxiliary shaft adopts a set of

1.5T tramcar monolayer cycling double cage lifting equipment, steel composite cans.

Mine ventilation for the central parade, ventilation method for extraction type. Keywords: shaft; exploitation; large mining height; single lane tunneling; central parade

\

1 矿区概述及井田地质特征

1.1 矿区概述

1.1.1 交通位置

该矿井田位于XX省X县之西南约10 Km,井田外形为不规则菱形。其范围:西南以

小煤矿(局部以9#煤层露头)和F

40断层为界,西北及东北分别止于F

2

及F

18

断层,东以

F 22、F

19

、F

34

断层为界,东南止于F

12

断层南北长约8 Km,东西宽约5 Km,面积23.1Km2。京广铁路和京深高速公路及107国道由矿区东侧通过,工业广场至X车站8 Km,距

X站10Km,矿区运煤专用铁路在X车站与XX线接轨,储煤场与107国道有公路相连,X 到X市有9路公共汽车往返行驶,交通十分便利。

矿区交通示意图如图1.1

1.1.2 地形、地貌及水系

沙河井田位于太行山东麓中段,山前冲洪积倾斜平原之中。地形西高东低,海拔标

高+80m~+125m之间,西部山区山脉走向北北东,最高点位于皇寺镇西南,海拔标高+400m 左右。东部为广袤平原,最低标高约+70m,地势平坦,西南白马河北岸,可见鱼脊状丘陵地带,海拔标高在+100m~+130m之间。

井田内共发育三条季节性河流,从北而南为李阳河、瞎马河、(又名小马河)和白马河,均属海河流域子河水系,受大气降水控制,平时水量微小或无水,雨季水量剧增数十或数百倍。根据邢台及内丘1984~2002年历年气象资料记载,矿区内年平均气温12℃,最高气温+40℃左右,一般出现在七月份。最低气温-21℃出现在12月或第二年1月。年正常降水量343mm~849mm,一般在500mm左右。降雨集中在每年7、8、9月份,占全年降雨总量的80%左右。1963年八月连降大雨,降雨量。达770mm,造成百年以来的特大洪水。XX地区蒸发量为1453~2172mm,蒸发量远大于降水量,冻结期从11月到第二年2月,冻土深度大约为0.44m。全年最多的风向为南风,最大风速为18m/s。

1.1.3 矿区地震情况

根据国家地震局、建设部发办[1992]60号文“关于发布《中国地震烈度区划图》和《中国地震烈度区划图使用规范》的通知”,邢台地区地震烈度为7度。

1.1.4 矿区水源状况

本矿区工业及生活用水的主要供水水源为奥陶系岩溶裂隙水和第四系顶部卵石层水,供水水源的取水方式采用管状井分散取水。

1.2 井田地质特征

1.2.1 矿井地质

本井田位于太行山拱断束东翼边缘的断阶上,西侧为上升的太行背斜主体,东侧紧靠下降的华北断拗带的边缘,正处在构造上升与下降间的过渡地带,所以区内构造以剪切断裂构造为主,褶皱表现轻微。井田基本构造形态为一短轴向斜盆地和被断层复杂化了的平缓单斜层,地层产状总的趋势是:走向N20~50°E,倾向东南,倾角一般为5~25°,局部达40°。

井田范围内所揭露的断层均属高角度正断层,断层倾角一般为65~70°。根据断层的延展方向,可将其分为三组,即南北向组、北东向组和东西向组(以北东向断层为主),纵横交错。由于断层发育,严重地破坏了煤系地层的连续性,并形成了一系列阶梯状的地垒和地堑及小型褶皱和小型盆地等复杂构造,致使采区和工作面都难以正常布置,经中煤总公司批准,本矿井地质条件类别属于Ⅲ类。

1.2.2 矿井水文地质条件

沙河井田内地势平坦,西北高东南低,地面标高在80m~125m之间,其坡度西部为千分之七,东部为千分之四,地表径流良好,井田中部有瞎马河,西南部有白马河流过,两河均发源于变质岩山区,为季节性河流,属海河流域子牙河水系。

根据1963年资料,白马河北岸最高洪水位线设有5个洪水位点,记载最高洪水位为+111.48m~+102.54m;瞎马河最高洪水位线两岸设有21个洪水位点,记载最高洪水位为+120.61m~+87.24m。

白马河在XX山村以东河床下伏寒武、奥陶系碳酸岩地层,地表水在此可渗入河床补给岩溶地下水。

本井田内含水层自上而下的水文地质特征为:

1)中奥陶统碳酸盐岩岩溶裂隙承压含水层

为本区主要含水层,巨厚,高水头,一般具有来势凶猛、涌水量大、持续时间长和造成损失严重等特点,是本矿区开采9#煤的主要危害。

2)大青灰岩岩溶裂隙含水层

大青灰岩为8#煤的直接顶板,层位和厚度较稳定,为开采8、9#顶板进水的主要含水层。岩性为灰色、深灰色石灰岩,质较纯,厚度为1.20m~8.23m,平均厚度为4.46m 左右。西南部为隐伏露头,东北部为埋藏区,埋藏深度100m~1000m。由于厚度比较薄,被构造切割后,成为若干个不连续的短块。在自然状态下,大青灰岩与奥灰只在短裂带附近有较弱的水循环交替。本层层位稳定,涌水量不大,但含水性不一,为局部富水性强的溶洞裂隙承压含水层,是开采下组煤时正常涌水的主要充水水源。

3)5~7#煤间砂岩、伏青灰岩裂隙岩溶含水层

本层厚度变化大,常呈2~3层复结构的含水层组,总厚度由1.5m~91.28m,一般厚度10m~30m。砂岩多为细砂岩,局部为粗砂岩,多为泥质胶结,伏青灰岩一般厚1m~2m。砂岩中含小砾石,裂隙发育,水多集中在此层。本层含水性极弱,属富水性极弱的裂隙岩溶承压含水层。野青灰岩、砂岩岩溶裂隙含水层层位稳定,厚度0.70m~21.03m,一般厚6.8m~13.2m,野青灰岩靠近露头处有溶洞和溶蚀现象,溶洞、裂隙多被新生界黄泥充填,深部溶洞逐渐消失。砂岩以中细砂岩为主,多为泥质胶结,富水性极不均一,从上到下逐渐减弱。本含水层为含水性弱的饿岩溶裂隙承压含水层。

4)2#煤顶板砂岩裂隙含水层

该含水层层为稳定,但厚度变化大,为0~28.10m,一般厚度5m~15m,岩性一中细砂岩为主,局部为粗砂岩,泥质胶结,本区裂隙不发育,该含水层为含水性弱,但局部可达中等的承压裂隙含水层。

5)下石盒子底部砂岩裂隙含水

层位稳定,厚度0~19.90m,一般厚度5m~8.6m,以中细砂岩为主,局部为粗砂

含水层:第四系底部砂卵砾石孔隙含岩,泥质胶结,为含水性弱的裂隙承压含水层。X

水层

卵石层厚度变化较大,井田西北部较厚,向东南变薄,南端的西侧有尖灭现象,最大厚度为89.65m,一般厚度为10-30m。北风井厚度为7.9m ,卵石滚圆度好,分选性较差,充填物为砂和粘土,本含水层由于充填物为砂和粘土,渗透性较差,上覆为厚度100m 余m的亚粘土,亚沙土层,隔断了与地表水的联系,该含水层为含水性较弱的孔隙承压含水层。

6)X含水层:第四系顶部卵砾石孔隙含水层

层位稳定,底面一般距地表20~40m ,最小厚度为2.60m,最大厚度30.64m;一般厚度为5~15m;卵石以紫红色及白色石英岩为主,有时也见片麻岩,闪长岩,直径一般为30100间,最大者大于1000m,分选性差,孔隙间有不同粒径的砂充填,多为单层,有时呈两层以上的复结构。该含水层为本区主要含水层,含水丰富,渗透性好,直接接受大气降水补给,补给通道一是地表水下渗,二是西部山区补给,该含水层为富水性强的孔隙无压含水层。

1.3 煤层特征

1.3.1 煤层地层含煤性

沙河煤层含煤地层为石炭二叠系,自上而下分别属于二叠系下统山西组(P1s)石炭系上统太原组及石炭系中统本溪组,总含煤18层,从厚度上讲有两个厚煤层,其余为薄煤层;从稳定性上讲,有两个稳定煤层,一个叫较稳定煤层,两个不稳定煤层,其余12个为极不稳定煤层,从可采性上讲,两个可采煤层,四个局部可采煤层,其余为不可采煤层。

山西组(P1s)地层厚度49.6—82.56m,平均67.56m,以灰色、深灰色粉砂岩,砂质泥岩与浅灰色、灰白色细粒至中粒砂岩为主。含煤3—7层,可采一层,平均煤层总厚5.43m,含煤系数8.04%。其中2#煤为稳定的厚煤层,是沙河矿的主采煤层,其他均为极不稳定的薄煤层,没有开采价值。

太原组(C3t)地层平均厚度148.35m,含煤5—11层,平均煤层总厚度9.26m,含煤系数6.2%,其中9#煤为沙河煤矿稳定的厚煤层,是主采煤层,平均厚度6.19m,7#为较稳定的局部可采煤层,6#、8#煤为不较稳定的局部可采薄煤层,3#煤为不稳定的局部可采的薄煤层,其他均为极不稳定的、不具开采价值的薄煤层。

本溪组地层平均厚度25.94m,含煤两层,编号为10及11,煤层平均厚度分别为0.34m 及0.42m,煤层总厚度0.76m。含煤系数2.7%,均为极不稳定的无开

采价值意义的煤层。

1.3.2 可采煤层

1)2#煤层:为于山系组下部,井田最小厚度1.23m,最大厚度6.78m,平均4.38m,

纯煤平均厚度3.97m。全井田穿过煤层的钻孔155个,见煤厚度均在最低可采厚度之上,

)为1。经计算,煤厚变异系数(γ)为17%,属稳定的厚煤层。2#煤在可采性指数(K

m

南部单斜区、中部断裂带、东部褶断带及北部波曲区浅部均为单一结构的煤层,不含夹

矸。

2)3#煤:最小厚度为零,最大厚度为1.00,经计算,煤层可采性指数Km为0.5,

煤厚变异系数γ为29%,属极不稳定煤层。煤层中不含夹矸,结构简单,为局部可采煤

层。3#煤位于野青灰岩之上,2#煤之下,为野青灰岩所控制。3#煤上距2#煤16.52m~

42.66m,平均29.76m 。

3)6#煤:煤层最小厚度零,最大厚度1.82m,平均0.43m,为薄煤层。可采性指

)为0.67。经计算,煤层变异系数(γ)为45%,属不稳定厚煤层。煤层一般不数(K

m

含夹矸,结构简单,位于伏青灰岩之上。上距3#煤26.97m~85.10m,平均48.72m。

4)7#煤:最小厚度零,最大厚度2.06m,平均厚度0.98m,为薄煤层。可采性指

数(K

)为0.82。经计算,煤层变异系数(γ)为28%,为较稳定煤层。煤层一般不含m

夹矸,有时有一层泥岩夹矸,夹矸最大厚度0.29,平均0.05,为简单结构煤层。7#煤

局部可采,位于伏青灰岩及大青灰岩之间,上距6#煤12.51m~37.03m,平均21.11m。

5)8#煤:最小厚度零,最大厚度4.96m,平均煤层厚度1.09m,为薄煤层。可采

)为0.7。经计算,煤层变异系数(γ)为66%,为不稳定煤层。煤层一般不性指数(K

m

含夹矸,为简单结构煤层。8#煤局部可采,其直接顶板为大青灰岩,下距9#煤0.47m~

32.94m,平均12.53m。

6)9#煤:最小厚度4.02m,最大厚度12.17m,平均煤层厚度6.19m,为厚煤层。可采

)为0.99,煤层变异系数(γ)为23%,为稳定煤层。9#煤结构复杂,含夹性指数(K

m

矸0~6层,较厚者有两层,由上而下把9#煤分为91、92、93三个分层。 91煤:最小

厚度零,最大厚度2.23m,平均煤层厚度0.85,纯煤最大厚度0.83,为薄煤层。可采

性指数(K

)为0.58。煤层变异系数(γ)为57.7%,为极不稳定煤层。煤层一般不含

m

夹矸,简单结构。下距92煤0.2m~3.52m,平均2.79m。92#煤:最小厚度0.32,最大

厚度4.95m,平均煤层厚度2.29,纯煤最大厚度4.42,平均2.19,为中厚煤层。可采

性指数(K

)为0.98,煤层变异系数(γ)为25.5%,为较稳定煤层。煤层一般不含夹

m

矸,为简单结构煤层。下距93煤0.15m~2.80m,平均0.91m。 93#煤:最小厚度0.53,

最大厚度5.53m,

平均煤层厚度2.56,纯煤最大厚度2.58,为中厚煤层。可采性指数(K

)为0.98,

m

煤层变异系数(γ)为24.5%,为稳定煤层。煤层一般不含夹矸,为简单结构煤层。

1.3.3 不可采煤层

沙河煤田不可采煤层有12层之多,它们的共同特点是煤层薄,厚度极不稳定,根据它们的赋存特点,可分为两类:即层位较稳定类与层位不稳定类。

层位不稳定类有21、22、5、61、及11煤。层位不稳定类有10、1、11、30、4、41及10#煤。余下的7个层位为不稳定类,见附表1(沙河井田煤层特征表)。

xx井田煤质特征表表1·1

沙河井田属石炭二叠系煤,其中2#、9#煤为主采煤层。

2#煤有两个煤类,气煤(QM)和1/3焦煤。以气煤为主,少量的1/3焦煤。气煤分布广泛,1/3焦煤呈零量小块夹在其间。

9#煤有三个煤类,气煤气肥煤和肥煤。以气肥煤为主,少量的气煤及更少的肥煤。气肥煤分布广泛,气煤以零星的小块夹在其间,井田西部则出现极少量的肥煤。

10#煤有四个煤类,气煤气肥煤 1/3焦煤和肥煤。以气煤 1/3焦煤为主,其次是气肥煤和肥煤。气煤分布于井田的东部,呈南北方向的弧形带状,1/3焦煤比邻与气煤的西侧,亦是不规则的近南北向的弧形带状分布,气肥煤则在1/3焦煤带两侧不连续分

布。

3# 、6#、 7#、 8#煤以气肥煤为主,气煤次之。

他们的变质规律为:

1)由上而下变质程度递增。井田上部煤层变质程度浅,下部变质程度深,

),极少量的1/3焦煤,下部是气肥煤和肥煤,还有储量很多的1/3上部是气煤(QM

45

焦煤。

2)由东向西,煤的变质程度逐渐增高。井田东部变质程度较浅,井田西部煤层变质程度较深,东部是气煤,向西依次是1/3焦煤,气肥煤及肥煤。

经河北煤田地质局研究所,河北煤田第一勘测局测试中心测试,2#煤瓦斯成分CH

4在12.36~77.02之间,氮气在18.38~76.76之间,沙河井田属氮气---甲烷或甲烷带。

在42.67~85.96之间,氮气在10.52~42.62之间,属甲烷带或氮气9#煤瓦斯成分CH

4

甲烷带,钻孔煤样的瓦斯含量,无论是2#或9#煤都在0.35~7.07mg/g之间,应为低瓦斯区。(见表1、2,2#、9#煤钻孔瓦斯样测定结果汇总表)

2#煤钻孔瓦斯样测定结果汇总表表1·2

9#煤钻孔瓦斯样测定结果汇总表表1·3

沙河井田煤层具有自然发火倾向,其中2#、9#均为二类自燃。其中2#煤的自然发火期为6~12个月。

由煤炭科学总院抚顺分院矿山安全开发中心坚定,沙河煤田煤尘具有爆炸性或爆炸危险性,特别是9#煤具有强爆炸性,应加强防尘,降尘措施。

煤尘爆炸性试样坚定结果表1·4

2 井田境界及储量

2.1井田境界

XX煤矿西南以小煤矿、局部以9#煤层露头和F

40断层为界,西北及东北分别止于F

2

及F

18断层,东以F

22

、F

19

、F

34

断层为界:东南止于F

12

断层南北长约8 K

m

,东西宽约5 Km,

面积24.90Km2。

XX煤田为掩盖式煤田,一般埋深不超过800m,本次储量计算深度为800m,即水平标高-700m,唯西北部东49钻孔附近北程向斜轴部和东北第19勘探线东端部分地段,煤层埋藏较深,计算垂深超过800m,其超过部分均划分为-700m(即三水平)储量,这样,本次储量计算就涵盖了全部井田。

2.2矿井工业储量计算

井田参加储量计算的煤层主要有2#煤层和9#煤层,单斜层状构造,产状较稳定,倾角在5°~16°之间,煤层厚度较稳定,煤层变化不大,勘探工程数量较多。因此,储量计算在煤层底板等高线平面投影图上采用地质块段法,结合勘探线、等高线、工程点连线分水平计算,储量采用下列公式计算:

=

γcos

/

?

?M

S (2.1) 式中 Q—资源储量(单位:万吨);

S—平面积(单位:万m2)

α—平均煤层倾角(单位:度)

M—平均煤层厚度(单位:m);

γ—煤层视密度(单位:t/m3)

上士中参数的确定:

1、平面积的确定:在各煤层底板等高线平面图上,由计算机直接求取各地质块

段的平面积,其精度远高于用求积仪求取的面积。由于部分块段煤层倾角等于或大于15,且使用煤层真厚度,故储量计算各个块段全部使用斜面积。

2、平均煤层厚度确定:参与资源/储量估算的见煤点为钻探和测井之综合成果

达可级以上的可采见煤点;用块段内所有见煤点纯煤真厚的算术平均值为块段平均煤厚。若块段内见煤点少,可用邻近块段见煤点煤厚参加本块段平均煤厚的计算。

3、密度的确定:密度仍沿用原精查报告的数值,由于该区煤质较稳定,取各测

点的平均值1.30。

4、平均煤层倾角:用图解法在块段内不同地段求取煤层倾角,然后取其平均值

作为该块段煤层倾角。

5、最低可采边界线的确定:不可采见煤点与可采见煤点之间的最低可采边界线采用内插法求取。在可采见煤点与沉积无煤点间1/2处确定零边界点,再在零边界与可采点间用内插法求出最低可采点。

本井田的储量是按块段结合等高线法计算的,其中的块段是以等高线,境界线,地质构造线划分的。

本矿井2号煤层工业储量==Q αγcos /??M S

=24.9×4.7×1.3/cos15o

=15751.59(万t ) 其工业储量如表2.1

表2.1 各块段工业储量计算表

2.3矿井可采储量 2.

3.1安全煤柱留设原则

(1)工业场地,井筒留设保护煤柱,对较大的村庄留设煤柱,对零星分布的村庄不留设煤柱。

(2) 各类保护煤柱按垂直断面法或者垂线法确定。 (3)断层煤柱留设50m ,井田境界煤柱宽度为20m 。 (4)主要巷道两侧各留设10m 煤柱。 (5)陷落柱外侧留50m 煤柱。

(6)工业场地占地面积,根据《煤矿设计规范中的若干条文件修改决定的说明》中第十五条,工业场地占地面积指标见表2.2 。

表2.2 工业场地占地面积指标

0.09~0.3 1.8

2.3.2工业场地煤柱

井筒及工业广场煤柱按岩层移动角留取。根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》有关规定和本地区其他矿井的经验数据,各参数选取如下:表土层移动角:φ=45°

基岩部分:走向移动角δ=72°

下山移动角:γ=72°

上山移动角:β=72°-0.6α= 72°-0.6×15°=63°

煤柱留设方法:煤柱设计计算采用垂直断面法。

保护煤柱的留设过程,如图3-1所示:

图3-1 用垂直断面法确定工业广场下安全煤柱(1)确定受保护面积。如图3-1所示,在开拓平面图上通过建筑物的四个角分别作平行于某煤层走向和倾斜的四条直线得矩形abcd。在矩形的外缘上加上15m宽的维护带,得受保护面积a′b′c′d′。

(2)确定保护煤柱边界。通过受保护面积中心作一沿煤层倾斜方向的倾斜剖面

Ⅰ-Ⅰ,在这个剖面上,由维护带的边缘点m

1,n

1

起在表土层以?=45o画两条保护线,即

m 1m

2

,n

1

n

2

。然后在基岩中于下山和上山方向按上山移动角β=63°和下山移动角γ=72°

作保护线,与煤层相交得n′和k′点,则通过n′和k′的走向线分别为保护煤柱的上部和下部边界。以同样的方法在平行煤层走向的剖面Ⅱ-Ⅱ上,按其走向移动角δ=72°作保护线,求得沿走向的煤柱边界A′B′和C′D′,将n′k′和A′B′、C′D′均绘制到平面图上,即得保护煤柱边界ABCD。煤柱是一个梯形。

(3)煤柱煤量计算

工业场地煤柱煤量=梯形面积×煤层平均厚度×每层平均密度

=882861×4.7×1.3

=539.43万t

2.3.3矿井永久保护煤柱损失量

采区回采率根据《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005)第2.1.4之规定,厚煤层采区回采率75%,薄煤层采区回采率85%,中厚煤层采区回采率80%。

(1)井田边界保护煤柱:井田边界保护每注留设20m宽,则井田边界保护煤柱损失量为5.13Mt。

(2)断层的保护煤柱为50m,则断层的保护煤柱损失为6.22Mt。

(3)工业场地保护煤柱:工业场地按Ⅱ级保护,维护带宽度为15m,工业场地面积由上表确定,取30公顷,则工业场地压煤为539.43万t

(4)大巷保护煤柱:轨道运输大巷布置在煤层下20m以外岩层中,故无需设保护煤柱,皮带运输大巷设置在煤层中,因其保护煤柱可回收,故无需计算。

(5)井筒保护煤柱:主、副的保护煤柱在工业场地的保护范围,风井井筒的保护煤柱在主要巷道范围内,故井筒的煤柱损失为0 。

关于原储量的标准,原储量标准包括地质储量、工业储量、设计储量和设计可采储量四个部分。

(1)地质储量:矿井地质储量为勘探地质报告提供的储量(A+B+C+D),包括能利用和暂不能利用储量两部分。

(2)工业储量:矿井工业储量为勘探地质报告提供的地质储量中能利用的A、B、C三级。

(3)设计储量:矿井设计储量为工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱以及已有地面建、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱。

(4)设计可采储量

求得各种永久煤柱的储量损失后,按下式计算矿井可采储量:

Z=(Zc-P)C (2.2) =(15751.59-1674.43)×0.75

=10557.87万t

式中:Z——矿井可采储量,万t;

Zc——矿井工业储量,万t;

P——各种永久煤柱储量损失之和,万t;

C——采区回采率,厚煤层不低于0.75;中厚煤层不低于0.80;薄煤层不低于0.85。

把矿井储量汇总如表2.3所示。

表2.3 矿井储量汇总表

3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限

3.1矿井工作制度

矿井年工作日为330d,工作制度采用“三八制”,每天三班作业,两班生产,一班准备,每班工作8 h。矿井日净提升时间为14h。

3.2矿井设计生产能力及服务年限

3.2.1确定矿井生产力的依据

《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定:矿井设计生产能力应根据资源条件、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及其市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素,经多方案比较之后确定。

矿井规模可依据以下条件确定:

(1)资源情况:煤田地质条件简单,储量丰富,应加大矿区规模,建设大型矿井。

(2)开发条件:包括了矿区所处的地理位置、交通、用户、供电、供水、建筑材料及其劳动力来源等。条件好的,应加大开发强度和矿区规模;否则应当缩小规模。

(3)国家要求:对国家煤炭需求量的预测是确定矿区规模的主要依据。

(4)投资效果:投资少、工期短、生产干成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模建设,反之缩小。

(5)矿井生产能力应与其储量相适应,以保证有足够的矿井和水平服务年限。我国对各类矿井和水平的设计服务年限要求参考《煤矿开采学》见表3.1

表3.1 各类矿井和水平的设计服务年限要求表

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