煤矿开采技术毕业论文(1)

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摘要:
1、详细查明了井田地质构造,发育有5条断层,其中落差最大为20m在井田的西部边界处,其余4条断差在5—8m间,对井田内煤层开采影响不大.
2、井田工程地质条件,2号煤层为中等,9+10号煤层为简单.2号煤层煤尘具有爆炸危险性,9+10号煤层煤尘具有爆炸危险性;2号煤层不易自燃,9+10号煤层自燃。

无地温、地压异常。

3、井田内可采煤层为2号、9+10号两层。

2号煤层厚0。

47~1。

20m,平均厚0。

95m。

为较稳定煤层,井田内大部可采;9+10号煤层厚4。

14~5.60m,平均厚4。

80m,为稳定煤层,井田内全区可采。

4、2号煤层为特低灰-中灰、特低硫-低硫、中热值-高热值贫煤;9+10号煤层为特低灰—中灰、高硫分、中热值-特高热值无烟煤.
5、井田内2、9+10号煤层采空区中有积水,且9+10号煤层部分块段为带压开采,突水系数为0。

061MPa/m,存在奥灰水突水危险,2、9+10号煤层水文地质条件为中等。

第一章井田概况和地质特征
第一节矿区概述
一、矿区地理位置及交通条件
山西中强福山煤业有限公司水地庄煤矿位于浮山县城东,与浮山县直线距离6.25Km处的水地庄村东侧、南北两侧一带,行政区划隶属天坛镇管辖.重组后井田东西宽2740m,南北长4000m,面积8。

4763km2。

地理坐标为111°53'55"—111°55'44",北纬35°56'30"—111°58'40".
交通位置图1—1-1
二、矿区的工农业生产建设概况
矿区内有村庄及矿井工业广场,洗煤厂等工业设施。

区内多为山区荒地和林地,以杂草丛生为主,南、北部山上生长有落叶松树,覆
盖率40%左右。

三、矿区电力供应基本情况
山西中强福山煤业有限公司已与浮山供电支公司签订了高压供用电合同。

矿井供电电源采用双回路,一路10kv电源引自浮山110kv 变电站,距离3km,另一路10kv电源引自湾子里35kv变电站,距离7.5km.
第二节井田地质特征
一、井田所属位置
据《山西地质志》井田所处区域构造位置为塔儿—九原山陷隆的中北部之东与郭道——安泽南北向褶带之间的浮山断裂带中。

二、井田地质构造
本井田位于吕梁—太行断块之沁水块坳的次级构造单元,郭道—安泽近南北向褶带中南段西部边缘。

该褶带走向北北东,北宽南窄,褶皱排列较为紧密,成组出现的褶皱表现为若断若续。

但因井田处于褶皱带西部边缘,受邻近构造带影响,井田内构造特征表现为中部、东部以褶皱为主,西侧断裂发育,使地层、煤层均受破坏,但总体倾向以南东为主,倾角一般3°—11°.主要褶皱、断裂特征如下:
1、褶曲
井田内发育三条轴向北北东向褶皱,编号分别为Z1、Z2、Z3、Z4。

Z1背斜:发育在井田的中部,轴向为北北东向,两翼地层倾角5°—10°,轴向延伸3500m。

Z2向斜:发育在井田的南东部,轴向为北东向,两翼地层倾角6°
—11°,基本为一对称舒缓向斜,轴向延伸1500m。

2、断层
F1正断层:该断层位于井田的西部边界附近,断层走向为近南北,倾向西,倾角70°,落差最大达20m。

对井田煤层开采影响不大。

井田内延伸长度2200m。

F2正断层:位于井田的西部,F1正断层东300m左右,该断层走向N15°E,倾向NNE,倾角70°。

落差6m。

井田内延伸长度1200余m。

南端与F1断层相交.
综上所述,井田内断层较发育,但断距较小,5-8m间,对煤层、地层的破坏影响较小;褶皱多属宽缓褶曲,对煤层、地层没有明显影响。

井田内未见陷落柱及岩浆活动。

因此,本井田构造类型属简单类型。

三、水文地质概况
1、井田水系分布
井田地表水主要有三大沟谷,从北而南依次为清水河、浑水河、柏村河.清水河、浑水河平时干枯无水,雨季有水均由东向西汇集于井田西部外柏村河河谷,然后汇入涝河于临汾注入汾河,汾河至河津县禹门口流入黄河,属黄河流域汾河水系。

2、井田主要含水层
井田内可划分1—5个含水层,由下而上分述如下:
(1)奥陶系中统岩裂隙含水层
隐伏于煤层之下。

本组灰岩按上、中、下依次划分为峰峰组、上
马家沟组、下马家沟组。

强含水段主要为上、下马家沟组灰岩.上马家沟组厚度为40—150m.上部峰峰组灰岩一般岩溶不发育.由深灰色厚层状灰岩夹薄层状泥灰岩及角砾状灰岩组成。

据本井田北部约5Km的浮山春山井田内ZK103水文孔测得奥灰水水位标高618。

21m,另据《山西岩溶大泉》资料推断本井田奥灰水位标高为605—625m。

水质类型属重碳酸、硫酸—钙镁水。

(2)石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸盐岩溶裂隙含水层。

(3)二叠系下统山西组碎屑岩含水层
山西组碎屑岩含水层主要为2号煤层顶板以上由细、中粒砂岩组成,厚度变化大,平均12—13m,其含水层富水性与裂隙发育程度有关。

单位涌水量0.0015L/s·m。

属于裂隙弱富水性段。

第三节煤层的埋藏特征
1、9+10#煤层为太原组下部可采煤层,煤变质程度为无烟煤阶段。

现综述如下:
煤层的光泽类型属于半亮及半暗类型,层状结构比较清晰,煤的光泽最亮部分为亮煤,内生节理发育,层理中夹有极少量的扁豆状丝炭,光泽较暗的部分为暗煤,煤质坚硬,灰分及丝炭的扁豆状夹层较多,断口呈角砾状,节理不发育,呈黑色条痕。

2、工业用途评价
根据煤炭质量分级国家标准(GB/T152224。

1-2004),9+10号煤为特低灰—中灰、高硫分、中—特高热值无烟煤,由于硫分严重超标,
建议作为化工用煤使用,若作为动力用煤及民用燃料,应首先研究解决脱硫问题。

3、瓦斯等级和自燃情况
9+10号煤层瓦斯绝对涌出量0。

53m3/min,相对涌出量0.87m3/t;二氧化碳绝对涌出量0.59m3/min,相对涌出量0。

97m3/t,等级为低瓦斯矿井。

第二章井田境界与储量
第一节井田境界
山西中强煤业有限公司水地庄煤矿井田面积8。

4763Km2井田内无其它小煤矿生产。

开采煤层9+10号,矿井能力0.90Mt/a。

井田东西宽2740m,南北长4000m,面积8。

4763 km2,由8个拐点坐(6°带)连线圈定,井田境界拐点坐标见下表.
井田周围均为国有空白区,再无其它小煤窑开采.
第二节地质储量的计算
按照中华人民共和国地质矿产行业标准之《煤、泥炭地质勘查规范》有关规定进行资源/储量估算。

1、矿井地质资源/储量
(1)储量估算范围
9+10号煤层,在井田上部2号煤层属于不可采区, 2号煤层平均厚0.58m,新立井见2号煤层厚0。

6m,不具开采条件,主要开采9+10号煤层。

在所圈定的2号煤层不可采范围内未进行资源/储量估
算。

井田内仅9+10号煤层为可采煤层,并估算了其资源储量。

其它煤层均为不可采煤层.因此,未进行资源/储量估算。

(2)工业指标
井田内批采煤层为9+10号,其中9+10号煤类为无烟煤.煤层倾角<25°,依据“煤、泥类地质勘查规范”中表E·2煤炭资源估算指标:
煤层厚度≥0。

8m
最高灰分(Ad)40%
最高硫分(St,d)3%
最低发热量(Qnet,d)17MJ/kg(PM)、22.1MJ/kg(WY)
9+10号煤硫分含量较高,平均5.77%,由于作为化工用煤使用。

本次设计也对9+10煤资源/储量进行了估算.
(3)资源/储量估算方法
本井田主要可采煤层稳定、较稳定,倾角均小于15°,利用煤层的伪厚度和水平投影面积,采用地质块段法进行资源/储量估算。

(4)资源/储量估算参数
1、计算面积厚度确定:面积采用水平投影面积;各块段厚度采用邻近工程点煤层厚度算术平均求得,煤层中单层厚度小于0。

05m的夹矸,与煤分层合并计算采用厚度。

2、煤层视密度采用山西省煤炭工业局综合测试中心2007年4月2日对该矿9+10号煤层视密度的测定结果,9+10号煤层为1.45t/m3.
(5)资源/储量类别划分原则
井田内构造复杂程度为简单;煤层稳定程度:9+10号煤层为稳定煤层,厚4。

14—5.27m,平均4.64m,为厚度和资源/储量占优势的煤层,以此煤层选择基本线距。

2、矿井工业资源/储量
在全矿井保有的资源/储量51。

12 Mt 9 中,探明的及控制的经济基础储量(111b+122b)占总资源/储量的比例为77.8%,推断的内蕴资源量(333)占总资源/储量的比例为22。

2%.根据《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005)及本井田的勘探情况,由于9+10号煤为稳定性好的煤层,设计对推断的内蕴经济资源量(333)9+10号煤可信度按90%考虑。

因此,矿井工业资源/储量为49。

09 Mt。

3、矿井设计资源/储量
据本矿井的具体地质条件和煤层赋存情况,所需留设的永久煤柱主要为井田边界、公路、地面建筑和村庄煤柱。

(1)井田边界
井田边界煤柱在本井田内一侧按20m留设,本矿井共留设井田境界煤柱2。

03Mt。

(2)地面建筑及村庄保护煤柱
本井田范围内主要村庄为红花窑村压,压煤量较大,中强福山煤业有限公司已考虑与地方政府签订村庄搬迁协议,其他规模均较小,
考虑搬迁,本次设计不再考虑村庄煤柱的留设问题。

(3)断层及陷落柱煤柱
本井田地质构造简单,可采区域内无断层、陷落柱,故不考虑留设断层及陷落柱煤柱.
第三节可采储量的计算
矿井设计可采储量为矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率的资源/储量。

(1)工业场地煤柱
工业场地的煤柱:长*宽*煤厚经计算
(2)大巷煤柱
设计考虑本矿井大巷两侧各留设30m保护煤柱.经计算,全井田共留设大巷煤柱2.75Mt
采区回采率根据《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005)第2。

1。

3规定,9+10号煤层取75%,经计算,矿井目前设计可采储量为22。

135Mt。

安全煤柱及各种煤柱的留设和计算方法。

井田边界煤柱留20m,水平大巷之间留20m,两侧留35m煤柱,工业场地按二级保护,井筒按一级保护,再根据表土层和基岩厚度(表土移动角45°,基岩移动角72°)计算保安煤柱。

第三章矿井工作制度生产能力
第一节矿井工作制度
设计矿井井下采用“四·六”作业制,即每天4班作业,3班生产,1班准备,每班工作6h;地面采用“三·八”作业制,即每天3班作业,2班生产,1班检修,每班工作8h。

矿井每天净提升时间16h。

第二节矿井生产能力及服务年限山西中强福山煤业有限责任公司生产能力根据井田储量和生产条件按0.9Mt/a进行设计。

经计算,矿井可采储量为49。

99Mt,储量备用系数取1。

3考虑,本矿井设计生产能力按0。

90Mt /a计算,其设计服务年限为42。

72a。

第四章井田开拓方式
第一节井口位置、形式、数目
一、井田共布置三个井筒
主斜井、副斜井、回风立井.主斜井。

副斜井及工业广场在井田中部,井田边界附近,在浮山-沁水县级公路水地庄处,回风立井场地
选在驼腰村西。

1、井筒数目及用途:
矿井,共布置三个井筒:即:主斜井、副斜井、回风立井.各井筒用途如下:
主斜井:井口标高+894.6。

斜长540m。

倾角24°34′,三心拱断面,净宽3.3m,净高2.9m,净断面积9。

26m2 。

落低9+10号煤层,标高+699m.装备带宽B=1000mm的胶带机,担负矿井提煤任务,兼做进风井和安全出口。

副斜井:井口标高+916。

00m,井底标高+698。

00m,半圆拱断面,井筒净宽4.5m,净断面15。

1m2,倾角29°56′,斜长408m.采用单钩串车提升.选用JK—3。

5/20型提升机,担负排矸、运送材料、下放设备、上下人员等任务兼做进风井和安全出口。

2、井筒井壁结构
主斜井(已有):表土段采用现浇钢筋混凝土支护方式,支护厚度500mm。

基岩段采用锚网喷支护方式,喷层厚度150mm。

副斜井:表土段采用现浇钢筋混凝土支护方式,支护厚度500mm。

基岩段采用锚网喷支护方式,喷层厚度150mm。

二、井口位置、工业场地以及开拓布置方案设计的主要原则
(1)尽量利用现有地面工程及设施设备,以减少基建投资。

(2)地面平坦、开阔,场地挖方填方量小,工程地质条件好,能够满足0。

9Mt/a的设计要求。

(3)靠近公路、交通方便,运输距离短。

(4)井口及工业场地尽量位于储量中心,减少井下运输、通风、井巷工程费用.
2、井田开拓方案
基于上述设计原则,根据本矿井煤层赋存特点,结合现有井筒、地面工业场地及井下条件,设计提出两个开拓方案进行技术经济比较.
方案一(三井筒方案)
主斜井。

副斜井及工业广场在井田中部,井田边界附近,在浮山-沁水县级公路水地庄处,回风立井场地选在驼腰村西。

本方案的特点是两进一回采用中央边界式通风.主斜井井口标高+894。

6m。

斜长472m.倾角24°34′,落底标高+698m.三心拱断面,净宽3。

3m,净高2。

9m,净断面积9。

26m2 。

担负矿井提煤任务,兼做进风井和安全出口。

副斜井井口标高+903.3m。

斜长408m,倾角29°56′,落底标高+699m.半圆拱断面,净宽4。

5m,净高3。

35m.净断面积15.1m2。

该井筒担负排矸、运送材料、下放设备、人员运输等任务,兼做进风井和安全出口.回风立井井口标高+960m,井筒净直径5m,净断面19。

6m2,垂深276m。

担负回风任务,井筒内安装有梯子间,兼做安全出口.
井田内可采煤层为9+10号煤层,2号煤距离9+10号煤70—80m 为不可采煤层。

设计采用单水平开拓,全井田共划分一个水平,井底车场设在9+10号煤层,水平标高+699m。

设计开拓大巷为三条,集中胶带机运输大巷和集中轨道运输大巷,专用回风大巷,并按原有方位向东延伸至井田东部边界附近.沿井田东部边界向北布置三条采区大巷,一条皮带运输进风大巷,一条轨道运输进风大巷,一条专用回风大巷,至井田北部边界为北采区.在井田中部沿南方向布置三条采区大巷,一条皮带运输进风大巷,一条轨道运输进风大巷,一条专用回风大巷,至井田南部边界为南一采区和南二采区。

井下主要硐室有井下主变电所、主排水泵房及水仓、井下消防材料库、井下爆破材料发放硐室等。

,在主斜井底设煤仓一个,布置通风行人巷。

回风立井落底9+10号煤,通过回风绕道与回风大巷相连,形成开拓系统.
采区接续为:先采北采区,南二采区为接续采区.
方案二(四井筒方案)
主斜井。

副斜井及工业广场在井田中部,井田边界附近,在浮山—沁水县级公路水地庄处,回风井一个在井田北东角边界处,另一个在井田南部中边界处。

本方案的特点是两进两回采用两翼对角式通风.主斜井井口标高+894。

6m。

斜长472m。

倾角24°34′,落底标高+698m。

三心拱断面,净宽3.3m,净高2.9m,净断面积9.26m2 .担负矿井提煤任务,兼做进风井和安全出口。

副斜井井口标高+903。

3m.斜长408m,倾角29°56′,落底标高+699m。

半圆拱断面,净宽4。

5m,净高3.35m。

净断面积15.1m2.该井筒担负排矸、运送材料、下放设备、人员运输等任务,兼做进风井和安全出口.回风立井两个,一个井口标高+960m,井筒净直径为5m,净断面均为19.6m2,垂深276m.担负北采区回风任务,井筒内安装有梯子间,兼做安全出口。

另一个井口标高+960m,井筒净直径为5m,净断面均为19。

6m2,垂深276m。

担负南一采区和南二采区回风任务,井筒内安装有梯子间,兼做安全出口.
井田内可采煤层为9+10号煤层,2号煤距离9+10号煤70-80m为不可采煤层.设计采用单水平开拓,全井田共划分一个水平,井底车场设在9+10号煤层,水平标高+699m.设计开拓大巷为三条,集中胶带机运输大巷和集中轨道运输大巷,专用回风大巷,并按原有方位向东延伸至井田东部边界附近。

沿井田东部边界向北布置三条采区大巷,一条皮带运输进风大巷,一条轨道运输进风大巷,一条专用回风大巷,至井田北部边界为北采区。

在井田中部沿南方向布置三条采区大巷,一条皮带运输进风大巷,一条轨道运输进风大巷,一条专用回风大巷,至井田南部边界为南一采区和南二采区。

井下主要硐室有井下主变电所、主排水泵房及水仓、井下消防材料库、井下爆破材料发放硐室等。

,在主斜井底设煤仓一个,布置通风行人巷。

回风立井落底9+10号煤,通过回风绕道与回风大巷相连,形成开拓系统.矿井共划分为三个采区,即北采区、南一采区和南二采区。

设计初期在北采区布置一个放顶煤综采工作面。

采区接续为:先采北采区,南一采区为接续采区.
3、方案比较
两个方案相比,方案一具有以下优点:
1)井筒个数少,主、副井在一个工业场地内,比较集中,便于生产管理.
2)井筒工程量及井筒装备投资均比较省
3)与方案二相比,井筒初期井巷工程量少,投资省。

建井工期短比方案二少。

4)工业场地压煤量小,资源回收率高.
5)新增用地少,比方案二少.
方案一缺点:
1)通风阻力比方案二大。

单主扇功率大.
2)安全出囗少,回风行走路线长.
方案二优点:
1)主扇选型功率小。

2)风路短,通风容易。

缺点:
1)井筒个数多,多一个回风井用地.
2)井筒工程量大,初期投资大.
3)主扇风机多,管理比方案一难。

.
综上所述,方案一与方案二相比,井筒数量少,占地面积小;比较
集中,便于生产管理.井筒。

装备投资少,施工工期短等优点,虽然方案一通风路线长,但矿井实行一采两掘工作面少,用风量不大,一台大功率主扇可以满足矿井南北两翼供风需求。

经技术经济多方面比较,本设计推荐方案一。

第二节垂高及开采水平的规划
设计采用单水平沿煤层开拓,全井田划分一个水平,井底车场设在9+10号煤层,水平标高+699m.服务年限为42。

72(a).
第三节主要运输大巷的布置方式和位置选择井田中部,主、副斜井井底向东方向布置矿井集中胶带机运输大巷和集中轨道运输大巷至井田东边界,平行轨道巷间隔20米布置一条总回风大巷至井田东边界回风立井。

形成开拓系统
1。

盘区划分
本井田内共有一层可采煤层9+10号煤层,全区可采.根据井田内地质构造及煤层赋存特点以及采空区的范围,结合工作面装备水平,为适应安全高效综合产业工作面的布置要求,设计确定大采区尺寸、增加工作面推进长度、尽量减少工作面搬家次数,提高矿井单产及效率.
根据上述原则及本井田的井田范围,结合井田开拓部署、大巷位置、煤层赋存情况、工作面推进长度、生产规模、煤层厚度变化情况、构造分布情况、装备水平及国内外安全高效矿井生产经验等因素,设
计确定全井田分煤组共划分为三个采区,即北采区、南一采区和南二采区。

2. 开采顺序
根据井田内地质构造及煤层赋存特点,首先开采北采区;南一采区,为接续盘区。

工作面均采用后退式回采。

第五章矿井基本巷道
第一节井筒、石门与大巷
矿井,共布置三个井筒:即:主斜井、副斜井、回风立井.各井筒用途如下:
主斜井:井口标高+894。

6。

斜长540m.倾角24°34′,三心拱断面,净宽3。

3m,净高2。

9m,净断面积9。

26m2 .落低9+10号煤层,标高+699m.装备带宽B=1000mm的胶带机,担负矿井提煤任务,兼做进风井和安全出口。

井筒内有3寸压风管;2寸静压管;主电缆;及人行阶梯。

副斜井:井口标高+916。

00m,井底标高+698。

00m,半圆拱断面,井筒净宽4。

5m,净断面15。

1m2,倾角29°56′,斜长408m。

采用单钩串车提升.选用JK-3。

5/20型提升机,担负排矸、运送材料、下放设备、上下人员等任务兼做进风井和安全出口。

井筒内有4寸静压
管一趟;4寸排水管两趟;及人行阶梯.
第二节井底车场
一、井底车场位置及形式的选择
副斜井井底在9+10号煤层中设有平车场,长度100m,可以同时存放空重矿车60辆,通过能力较大,主要为辅助提升服务,矿井实际运输量较小,车时形式简单,调车方便,工程量省.
二、井下硐室名称及位置
主斜井井底硐室有:井底煤仓.
副斜井井底硐室有:等候硐室、医疗硐室、井下消防材料库、中央变电所、中央水泵房、管子道、中央水仓、爆破材料发放硐室等。

井底煤仓采用直煤仓,井底煤仓直径8m.垂高30m。

现浇钢筋混凝土支护,容量1200t。

井底水仓有主、副水仓组成,主水仓有效长度90m。

容积900m3,副水仓有效长度60m.容积600m3,采用调度绞车牵引1.5吨矿车人工清理。

9+10号煤井底煤仓直径8m。

垂高30m.现浇钢筋混凝土支护,容量1200t。

矿井正常涌水量为12。

5m3/h,8小时涌水量为100m3,水仓总容积1500m3,大于100m3,符合《煤矿安全规程》第280条要求.
井下爆破材料库为壁槽式,总体积200m3.采用独立通风。

三、井底车场主要巷道及硐室的支护方式及支护材料
副斜井井底车场采用半圆拱断面、锚网喷支护方式,喷层厚度150mm;井下爆破材料发放硐室、中央水泵房、中央变电所及水仓采用半圆拱断面,现浇混凝土支护方式,支护厚度350mm;管子道和井下消防材料库采用半圆拱断面,锚网喷支护方式,喷层厚度150mm;井底煤仓采用现浇钢筋混凝土支护,支护厚度400m。

第六章采煤方法
第一节采(盘)区地质条件与选定的采煤方法
1、煤层开采条件
(1)地质构造
8401工作面位于吕梁—太行断块之沁水块坳的次级构造单元,郭道—安泽近南北向褶带中南段西部边缘.该褶带走向北北东,北宽南窄,褶皱排列较为紧密,成组出现的褶皱表现为若断若续。

但因井田处于褶皱带西部边缘,受邻近构造带影响,井田内构造特征表现为中部、东部以褶皱为主,褶皱多属宽缓褶曲,对煤层、地层没有明显影响。

西侧断裂发育,但断距较小,5—8m间,对煤层、地层的破坏影响较小,总体倾向以南东为主,倾角一般3°—11°。

井田内未见陷落柱及岩浆活动。

因此,本井田构造类型属简单类型。

(2)工程地质
9+10号煤层:伪顶为泥岩或炭质泥岩,较薄,随采随落,直接顶和老顶为K2石灰岩,石灰岩厚度4。

90-8。

85m平均4。

83m。

脆性
顶板,易管理。

9号煤层顶底板力学试验成果,顶板抗压强度22。

6-39。

6MPa,抗拉强度3.93—4。

47MPa,抗剪强度3。

89—5。

51MPa;底板粉砂岩抗压强度18。

2—27。

9MPa,抗拉强度1。

62—4.33MPa,抗剪强度 3.63—8.04MPa.底板属软弱—中硬岩性,发生底鼓的可能性较小.
(3)瓦斯、煤尘爆炸性、自燃倾向性及地温地压
9+10号煤层瓦斯含量低,为低瓦斯矿井,9+10号煤层无煤尘爆炸危险性,自然倾向性为Ⅱ级,为自燃煤层。

井田内无地温,地压异常,属地温地压正常区。

(4)水文地质
9+10号煤位于太原组第一段上部,直接充水含水层为太原组碎.
2.采煤方法的选择
根据本矿井的地质条件、煤层赋存特征和矿井生产规模,设计考虑9+10号煤开采提出大采高综采一次采全高和综采放顶煤一次采全高两种采煤方法进行比选。

方案一: 综采放顶煤一次采全高采煤法
放顶煤综采采煤法就是在厚及特厚煤层的底部布置回采工作面,采用滚筒式采煤机、放顶煤液压支架、刮板输送机及其他附属设备进行配套联合生产,除用采煤机正常割煤外,还利用矿山压力或辅以人工松动方式使工作面上方顶煤破碎,并随着工作面的推进从液压支架的上方或后方放出并回收的一种采煤方法.
与大采高综采一次采全高相比放顶煤综采有如下优越性:
(1)设备投资少.
(2)井巷工程量省,由于放顶煤设备外形尺寸及重量均小于大采高设备,在满足通风要求的前提下,巷道断面要求小,井巷工程量少,且本矿井副斜井倾角较大,为29°56′。

若使用大采高设备,最大件重量较大,提升绞车选型困难,投资大,且运输安全性差。

(3)占放顶煤工作面煤量一半以上的顶煤基本是利用地压破煤,依靠自重放煤,所以综采放顶煤是一种动力消耗量最小的综合机械化采煤方法。

(4)与一般的综采相比,综采放顶煤采煤成本明显降低。

(5)综采放顶煤开采过程中,由于其顶煤利用地压破碎,依靠自重有控制的放煤,块煤量与机采割煤相比有所增加,经济效益比较明显。

(6)综采放顶煤对地质构造较复杂、厚度变化较大煤层的开采,比大采高综采更灵活和适用.据矿方介绍,实际开采中9+10号煤煤层厚度变化较大,局部厚度达到6m左右。

所以采用放顶煤开采,资源回收率高。

其主要缺点是:
(1)工作面设备多,工艺复杂,管理复杂。

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