河南省平顶山市境内平煤八矿勘察设计毕业论文.docx
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河南省平顶山市境内平煤八矿勘察设计毕业论文
省市境平煤八矿勘察设计毕业论文
1.矿区概况及井田地质特征
1.1矿区概况
1.1.1地理位置与交通
矿区位于省西部.平煤天安八矿位于矿区东南部,西距市15km.其地理坐标为东径113°22′9″～113°30′14″，北纬33°45′13″～33°47′26″，属卫东区管辖。
东距京广铁路线孟庙车站58km.孟平支线（孟庙~站）斜穿井田,往西与焦枝铁路宝丰站相接。
许南（~）公路南北纵贯井田中部，至市区的程平路，在井田中部与许南公路相接，交通十分便利。
矿区面积41.42km2。
优越的地理位置为煤炭市场的开发创造了得天独厚的条件。
图1-1-1
交通位置
1.1.2地形、地势
本井田东部和南部为开阔的冲积—洪积平原，冲积层厚度300～400m，地面标高+75～+80m，北部为丘陵及山地，由紫红色石千峰和灰白色砂岩组成，呈北西—南东走向，标高+～+399.5m，相对高差130～305m，最大坡度40度，山区沟谷发育，地形复杂，呈西北高东南低的地势。
1.1.3河流
本区河流属淮河支流沙河水系，湛河流经井田东南部，最大宽度50m，流量0.08～7.8m3/s；沙河流经南及东部，河宽50～250m，流量0.8～5210m3/s，井田地势大部平坦，易形成小面积暂时性涝洼地。
1.1.4气象
本地区属大陆性半干燥湿度不足带,年降雨量平均94.6mm,最大降雨量1323.6mm,年最小降雨量373.9mm。
最大蒸发量2825mm,最小蒸发量1490.5mm,平均绝对湿度13.5mm,平均相对湿度67％,冰冻期一般为11月至次年3月。
平均气温15℃，最高42.2℃，最低-15．3℃。
1.2井田地质特征
1.2.1井田的地层情况
1寒武系崮山组：
为灰至深灰色厚层状白云质灰岩，厚度大于68米。
2石炭系上统组，厚度62～92m，一般80m左右。
该段为一套以海相沉积为主的含煤岩系可分四段：
第一段巩县段，灰至深灰色铝土质泥岩，间夹砂质泥岩。
局部相变为砂岩。
顶部含煤一层（庚23），厚度0.05～2.33m，偶见可采点。
本段厚2～14m，平均8m。
第二段下部灰岩段，厚14～26m，一般为19m，以灰至深灰色中厚层状石灰岩（L6、L7）为主，间夹砂质泥岩及煤线。
第三段中部泥砂岩段，厚23~29m，一般为25m，以深灰色泥岩、粉砂质泥岩及细砂岩为主，间夹石灰岩（L4、L5），及薄煤七层。
第四段上部灰岩段。
厚24～31m，一般为27m，以灰及深灰色厚层细晶质石灰岩及薄层泥灰岩（L1～L3）为主，夹泥质粉砂岩、泥岩、薄层细砂岩及薄煤四层。
L1灰岩厚0.5-9.13m。
一般2m左右，该层灰岩距己16-17煤层0.9～29.51m，一般为5～8m。
L2灰岩厚0.4～14.9m，一般为9m，其与L1灰岩之间距为0.6～14.6m。
一般3～5m，该层灰岩有时有分叉合并现象，一般为不分层变薄至尖灭。
L3灰岩较稳定，一般4m左右。
3二叠系下统组（P¹1S）该组厚度29-43米，平均38米，分三段：
第一段己煤段，灰至深灰色粉砂泥岩，己15、己16.17为主采煤层，第二段砂岩段，第三段香炭段。
4二叠系下统下石盒子组（P²1sh）该组厚约120m左右，分五段：
第一段香炭砂岩段，第二段小紫斑泥岩段，第三段砂锅窑段，第四段大紫斑泥岩段，第五段戊煤下段，含薄煤三层。
5二叠系上统上石盒子组（P¹2sh）该组厚约550m，分七段：
第一段戊煤段含戊11、戊9-10、戊8三至四层煤，戊9-10为主采煤层，煤厚4.5m。
第二段戊煤上段，第三段丁煤段，夹丁3~丁7五层煤，丁5.6为主采煤层，厚度2.0m，第四段丙煤段，第五段乙煤上段，第六段乙煤下段，第七段甲煤段。
6二叠系上统组（P²2P），厚度90~120m，灰白色中粗粒长石石英砂岩。
7二叠系上统石千峰组（P²2sh）厚度300m，灰绿至绿色粉砂岩与细砂岩互层，局部紫红色。
8新生界第三系（N）灰白色泥质灰岩沉积不稳定，厚4.4-13.7米。
9第四系（Q）厚度0～450m，第四系沉积最厚部位在矿井东部，主要为棕黄色，砂质、粉砂质粘土。
此外，近代沉积包括坡积、残积、堆积的岩块、粘土质砂、冲积砂卵石等。
1.2.2主要地质构造
井田地质构造简单，井田无褶曲和断层，其本上是一个走向北西，倾北东，倾角平缓的单斜构造。
地层倾角1°～33°。
16号勘探线以西，浅部较陡11°～15°，深部渐趋平缓约6°～8°。
1.2.3煤层及其顶底板岩石特性
煤系地层所含煤层为戊8煤、戊9-10煤和戊11煤。
可采煤层为戊9-10煤一层。
所采煤层顶板为一、二级老顶，直接顶底版为中粗砂岩，无伪顶，无三软煤层，无冲击地压。
煤层风化带深度为128m.
1.2.4水文地质特征
根据地质报告，本井田属矿区水文条件较简单地区，其特点是表土后达10-450m其中厚的沾土隔水层。
煤系地层的地下水位均高于本水层露头，为承压水，有水力联系，故涌水量较大，正常涌水。
表1-2-4-1涌水量
1
涌水
涌水
方式
水质
（PH）
正常
涌水量
（m3/h）
最大
涌水量
（m3/h）
顶板滴淋水
中性
30－50
86
2
老空水
无
3
钻空水裂隙水
裂隙较发育，赋存有承压裂隙水，富水程度中等
1.2.5瓦斯、煤尘及自燃
矿区各矿历年瓦斯鉴定结果,瓦斯绝对涌出量为16.3m3/min,相对涌出量为6.4m3/t.暂按三级瓦斯矿管理,通风按二级考虑.
煤层煤尘爆炸指度为23.4～26%，有煤尘爆炸危险性，煤层自燃发火期为6个月，有自燃发火的倾向。
1.2.6地温
在地表以下700m处地温为31℃.平均每100m增高2℃——3℃.井下地温高,为一级矿井.
1.2.7煤质、煤的牌号与用途
全区的煤层的变质程度,按层位排列,由上而下变低,同一煤层由浅而深增高,符合煤的变质规律,煤质牌号中灰低硫贫瘦煤.煤质松软,遇水易泥化,适用于作动力煤.
表1-2-1煤层特性
煤
层
名
称
煤层厚度
（m）
倾
角
围岩性质
容
重
最小
最
大
平
均
顶板
底板
戊9-10
3.1
3.7
3.5
15°
中粗砂岩
砂岩
1.4
表1-2-2煤的工业分析
煤层名称
水份（％）M
灰分（％）A
挥发分（％）V
含磷量（％）P
含硫量（％）S
胶质层厚（m）Y
发热量（j/g）Q
戊9-10
24.1
91
0.5
0.6
0.5
0.5
6315
1.3井田勘探程度
1.3.1勘探程度
地质勘探是省勘探队对煤田进行钻探工作，研究整个煤田，地质报告对煤层对比清楚，结果可靠，煤层厚度，结构，媒质牌号均已查明，主要结构基本控制。
1.3.2地质勘探程度及精查勘探地质报告的评价
本区勘探工作是在文革时期完成的，根据地质报告及地质资料分析：
1）地质勘探线垂直煤层走向的布置，勘探线间距及钻孔间距合理。
2）八矿井田高级储量比例合理，但深部钻孔较稀疏，可靠程度较差。
3）水文地质条件复杂，涌水量受季节性气候影响，应长期作好水文地质工作。
4）瓦斯及风化带分布围等资料精确程度高，地质构造的控制程度好。
5）深部钻孔密度，从整体看有大的地质构造变化，煤层较稳定，厚度变化不大。
2.矿井储量年产量及服务年限
2.1井田境界
井田境界的确定主要是根据矿井的勘探线和煤层底板等高线，煤层露头划分，并无扩大的可能性。
井田围：
该矿井东部以14号勘探线为界，与襄县城相邻，西以距20号勘探线以西225m为界，与十矿相邻，西南边界处与十二矿相邻，南以煤层露头为界，与叶县称相邻，北以戊9-10煤-400m等高线以北500m为界。
井田走向长5.5km，倾向长3.4km,最小3.00km，平均为3.2km,井田面积17.6km2。
如图2-1-1
图2-1-1井田围
2.2井田储量
根据八矿地质精查报告组织的资料，对矿区进行A、B、C三级储精查报告组织的资料量的计算
2.2.1矿井工业储量
矿井工业储量是勘探（精查）报告组织的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和。
储量计算的方法采用地质块段法和煤层底板等高线综合方法计算。
储量计算公式为：
Z工业=∑s.d.γ.cosα
式中：
Z工业——矿井工业储量
s——块段水平面积
d——块段采用煤层的平均厚度
γ——煤的容重，取γ=1.4t/m3
α——每一块段的平均倾角
Z工业=7244.16万t
如表2-2-1矿井工业储量汇总表
地质开采条件
储量级
别比例（﹪）井型
简单
中等
复杂
大型
中型
小型
大型
中型
小型
中型
小型
井田A+B级储量占总储量的比例
40
35
25
35
40
20
25
15
第一水平A+B级储量占本水平储量比例
70
60
40
60
50
30
40
不作具体规定
第一水平A级储量占本水平储量的比例
40
30
15
30
20
不作具体规定
不要求
表2-2-1矿井高级储量比例
2-2-2矿井工业储量汇总表
煤层
名称
工业储量（万吨）
备注
A
B
A+B
C
A+B+C
戊9-10
3769.92
2735.04
6504.96
739.2
7244.16
符合
总计
3769.92
2735.04
6504.96
739.2
7244.16
符合
2.2.2矿井设计储量
矿井设计储量既为工业储量减去设计计算的断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱和地面建筑物、构筑物的保护煤柱，所占煤柱损失后的储量。
因矿区村庄全部搬迁，无须保护煤柱，故储量为：
Z设计=Z工业-Z断层-Z防水
境界保护煤柱一般为20～30m，取20m，Z境界=93.24万t
防水煤柱：
由于南部露头处风化带深128m，故风化带可兼作安全防水煤柱，另留2m煤柱隔离风化带、煤层与可采煤层。
Z防水=308.49万t
2.2.3矿井设计可采储量
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即是矿井设计可采储量。
矿井中设计可采储量：
Z可采=（Z工业-P）×C
式中：
Z可采——矿井设计可采储量，万t
Z工业——矿井工业储量，万t
P——永久煤柱，工业场地，主要巷道保护煤柱之和，万t
C——采区采出率，取0.95
工业广场保护煤柱计算：
根据«采矿工程专业实际教学大纲及指导书»表2-2矿井工业广场占地面积指标，年产90万t的矿井，工业广场占地面积指标为1.2公顷。
则工业广场长310m,宽350m，根据《测量学》、《采矿学》、《开采损害学》有关知识及查《采矿设计手册》，利用垂直剖面法计算煤柱
保护煤柱计算公式：
P工业=A平×m×γ/cosα
式中P工业——工业广场保护煤柱石，万t
A平——煤柱平面面积m2
m——煤层厚度，m
γ——煤的容重1.4t/m3
α——煤层倾角α=50
查得平煤集团八矿有关移动角分别为：
下山移动角β=550，上山移动角ν=730，走向移动角δ=730，松散层移动角Ф=450，松散层厚度为15m。
如下表：
表2-2-3-1工业广场保护煤柱设计参数表
煤层
倾角
煤厚（m）
φ
γ°
β
δ（°）
埋深（m）
5
15
45
73
55
73
210
长方形abcd的面积为工业广场总占地面积，为310×350=108500m2
煤层在保护围中央处的埋藏深度450m,地面标高为零，松散层厚h=15m,煤层厚度3.0m，查表确定护围带厚度为15m。
作图如下：
确定梯形ABCD的面积为保护煤柱压煤面积
确定AD=720m，BC=640m，MN=920m,
计算得保护煤柱计算压煤储量为：
P工业=（720+60）×920×1/2×3×1.4×1/cosα=263.75万吨
工业广场保护煤柱计算图2-2-3-2
因工业场地，矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式，采煤方法有关，起煤柱损失量待第三章井田开拓，第四章采煤方法缺点后才能确定。
为了方便利用矿井可采储量初步确定矿井井型，上述永久煤柱损失与工业场地，井下蜘蛛眼巷道煤柱损失等可暂按工业储量的5～7%计算，本次设计取6%。
所以井下主要巷道保护煤柱压煤储量为：
P巷道=Z工业×6%-P工业
式中：
P巷道——巷道压煤储量万t
Z工业——矿井工业储量万t
P工业——工业广场压煤储量万t
代入数据得：
P巷道=7244.16×6%-263.75
=170.90万t
矿井设计可采储量：
Z可采=（Z工业-P）×C
Z可采=（7244.16-434.65）×0.93=6332.84万t
如图2.2.3矿井可采储量汇总表
开采水平
煤层名称
工业储量
（A+B+C）
（万吨）
矿井设计储量（万吨）
矿井可采储量（万吨）
永久性煤柱
损失
设计
储量
设计煤柱损失
可采
储量
断层
境界
工业广场
井下巷道
其他
1
戊9-10
7244.16
无
93.24
9681.15
263.75
170.9
无
9246.7
表2.2.3矿井可采储量汇总表
2.3矿井年产量及服务年限
2.3.1矿井工作制度
根据《技术政策》第14条规定上，矿井工作日330天，每天净提升时间为14小时，其中两班生产一班准备，每班工作8个小时。
2.3.2矿井设计生产能力
矿井生产能力主要依据矿井地质条件，煤层赋存情况，处理开采条件，设备供应以及国家需煤等因素确定。
对于储量丰富、地质构造简单、煤层生产能力大、开采条件好的矿井应建设大型矿井。
当煤层赋存深，表土层很厚，井筒需要特殊施工时，为扩大井田开采围，减少开凿井筒数具节约建井工程和降低吨煤设资，以建设大型矿井为宜，而对于条件稍差的情况应考虑设计中型矿井。
依据井田资源条件和对资源的分析，具备中型矿井开发条件，同时结合按期生产，采掘接替应变能力，稳产和增产，为保障可持续发展的创造条件，综合评价初期投资少，吨煤投资和万吨掘进率低，经济效率好等技术条件，参考《煤矿设计手册》各类矿井型特征，初步确定矿井设计生产能力为90万t/a.
2.3.3矿井服务年限
矿井服务年限按下式计算：
T=Z可采/KA
式中：
T——矿井服务年限，a
Z可采——矿井可采储量，万t
A——矿井生产能力，万t
K——储量备用系数，取K=1.4
代入数据得：
T=6332.84/（1.4×90）=46.91a
按设计规规定，井型90万a/t的矿井的服务年限至少40a,T=46.91＞40a，故满足设计规规定，初步确定该矿井生产能力为90万t/a.符合要求
3.井田开拓
3.1概述
八矿位于省市境,该矿井位于口向斜的西南部,郭庄背斜的东北翼。
煤层赋存的特点,基本上是一个走向北西,倾向北东,倾角较平缓的单斜构造。
15号勘探线以西,浅部较陡,约11°～15°,深部渐趋平缓,约6°～8°.大部分煤都赋存于地面以下400m,因此,本井田用立井开拓方式。
3.2井田开拓
井田开拓方式是矿井设计的核心,容涉及面宽,可变因素多.由于本设计为原矿井围的一部分,其境界做了合理的调整,局部条件由指导老师根据教学研究的需要做了适当的改变,与原矿井有一定的不同,故本矿井初步设计与原矿井在一定程度上略有不同。
为使矿井两翼生产均衡,应将井筒布置在井田的中央,位于16号和17号勘探线之间。
3.2.1井田的划分
根据目前开采水平,一般小型矿井走向长度不小于1500m,中型矿井走向长度不小于4000m,大型矿井走向长度不小于7000m。
井田划分阶段时,阶段斜长要利于运输,通风,巷道维护等。
在井田围,沿着煤层倾向,按一定标高将煤层划分为若干平行于走向的长条部分,每个长条部分成为一个阶段。
通常将设有井底车场,阶段运输大巷并且担负全阶段运输任务的水平称“开采水平”,简称水平。
根据矿区的地质长期条件,煤层赋存状态等因素,由于本矿煤层倾角南部较大为11°～15°，而背部较为平缓，为6°左右。
故将矿区初步划分为二个水平，第一水平垂高200m，含二个阶段，采用采区上下山开采，上山倾斜长910m10～80m,下山斜长750m，每个采区布置若干区段。
第二水平垂高400m，包含一个阶段，采用条带式倾斜长壁采煤法倾斜开采。
条带斜长上山部分一般1180m～1470m。
在阶段沿煤层走向划分若干个具有独立的生产系的带区，带区划分若干个倾向分带，每个分带布置一个工作面，一个带区由两个分带组成。
初步设定第一水平服务年限的计算如下，根据公式：
T1水平=ZK1/（A.K）
式中：
T——第一水平服务年限，a；
——第一水平可采储量，万t；
A——矿井生产能力，Mt/a；
K——储量备用系数，K=1.3～1.5，取1.4。
由此；
验算服务年限如下：
T1水平=ZK1/（A.K）
ZK1=3776.85×0.95=3588.01万t
T1水平=ZK1/（A.K）=3588.01/（90×1.4）=28.47>20a
第一水平服务年限符合要求。
3.2.2立井方案比较
根据以上地质资料的分析,以及现有的生产开采技术,综合本矿的实际情况,提出以下两种的技术上可行的开拓方案。
如图3-1立井两水平（立井延深）
如图3-2立井两水平（暗斜井延深）
3.2.3方案比较
1.分析：
方案一：
两水平延深开拓
优点：
1）以充分利用原有设备和设施；
2）提升系统单一，转运环节少，管理方便；
3）经营费用低；
缺点：
1）原有井筒同时担负生产和延深任务，施工与生产相互干扰；
2）主井接井时技术难度大，矿井将短期停产；
3）延深两个井筒，施工组织复杂；
4）为延深井筒需凿一些临时工程；
5）延深提升长度增加，能力下降，可能需更换提升设备；
方案二：
立井两水平暗斜井延伸开拓
优点：
1）生产与延伸相互不影响；
2）暗斜井的位置，方向，倾角及提升方式均可不受原井筒限制；
缺点：
1）增加了提升，运输环节和设备；
2）通风系统复杂；
3）不便管理；
4）运转环节多；
一般适用于：
1）受地质及水文条件限制，向下延伸井筒不符合；
2）原有提升设备不能满足要求，又没条件更换提升设备；
3）延伸原井筒在技术上经济上不合理；
综合各方面情况，确定第二种方案比第一种方案在技术上难度上太大，不予考虑，重点对第一种方案和第二种方案进行经济比较。
2．方案的经济比较：
经济合理是指所选的方案，吨煤生产能力的基建投资少，特别是初期投资少，特别是初期投资少，劳动生产率高，吨煤生产费用低，矿井建设时间短，投资效益好，投资回收期短，利润高。
计算各方案不同项目包括：
基本建设费用，生产经营费用建井工程量和生产经营工程量。
在经济比较时，作以下说明:
1）两种方案第一水平开拓几乎相同，故只对第二水平开拓（立井延伸和暗斜井延伸）不同项目进行比较。
2）两种方案的各斜井巷布置基本相同，且这些斜井的掘进单价近似相同，即两方案条带斜长下山的巷道掘进费用相同，因此不作比较。
3）立井﹑大巷、石门以及斜巷下山的辅助运输费用均按运输费的20%进行估算。
各方案工程量计算表
方案
项目
方案1
方案2
工程量/m
工程量/m
初
期
主井井筒
445
445
副井井筒
415
415
井底车场
350
350
运输大巷
1330
1330
主要石门
60
60
后
期
主井井筒
230
820（暗斜井）
副井井筒
820（暗斜井）
石门
850
——
井底车场
1000
——
运输大巷
1000
1000
基建费用表
方案
项目
方案1
方案2
工程量/m
单价/元每米
费用/万元
工程量/m
单价/元/米
费用/万元
初
期
主井
井筒
450
8294
379.8
450
8294
379.83
副井
井筒
415
8294
344.2
415
8294
344.2
井底
车场
360
2399
86.36
360
2399
86.36
运输
大巷
930
2249
209.1
930
2249
209.1
主要
石门
60
2000
12
60
2000
12
后
期
主井
井筒
230
10000
230
820（暗斜井）
4560
373.9
副井
井筒
230
10000
230
820（暗斜井）
4560
373.9
井底
车场
850
3500
297.5
——
3500
——
石门
160
2500
250
——
2500
——
运输
大巷
2600
2983
328.1
1100
2983
328.1
生产经营工程量表3-2-3
方案
项目
方案2
工程量
工程量
立井二水平提升/万t·km
1.2
0.25
3000
1.2
0.82
3000（暗斜井）
石门运输/万t·km
1.2
0.85
3000
排水/万m3
1000×24×365×25×
1000×24×365×25×
3.2.4确定方案
经过计算，从表中可知：
方案1费用与方案2费用多用了322万元，又考虑到，该矿井田下部有有含水层，暗斜井生产与延伸相互干扰少；系统简单且能力较大，可充分利用原有井筒的能力。
因此，本设计最终确定选用方案2的开拓系统，即立井加暗斜井采区式开拓。
3.3井筒特征
井筒断面尺寸，主要是根据提升容器的种类、数量及外形尺寸；井筒装备的类型、规格、最小允许间隙；井筒的用途、管路、电缆、梯子间的平面尺寸来确定。
毕业设计井筒断面，一般是根据本章第二节初步确定的提升机的类型及数量，结合井筒的其它用途，从标准设计断面图中或有关资料中选取。
井筒直径确定后，即可计算井筒的净断面及根据砌壁厚度计算井筒掘进断面，掘进断面应考虑50～100mm壁后充填值。
3.3.1井筒数目
根据井田地质的特征，及开拓概况，由于井田大部分位于平坦地带，且在北西山岭地区的煤层埋藏更深，不可能采用平硐开拓。
在井田围地面标高+70～390m，表土层厚16m，煤层埋深在中部450m处，故本矿不宜采用斜井开拓。
因此确定对主副井都采用立井开拓。
风井的个数应根据安全通风要求和经济效益的原则合理确定。
考虑到本设计矿井的地质瓦斯含量较大。
地温较高的实际情况，且南部边界较浅在设计初期，采用中央区对角通风方式，副井主进风，主井进少量风，第一水平回采期间使用，可先建一个采区风井，在准备另一个采区时再建一个风井。
后期可考虑共用主井兼回风。
该设计矿井在服务年限有四个井筒，主井、副井和两个回风井。
井筒名称
主井
副井
井口坐标
X（m）
3738522
3738520
Y（m）
38443447
38443470
Z（m）
+105
+105
用途
提煤
运料、下人、运矸、通风
提升设备
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