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文檔簡介
1、11 1 礦區(qū)概況及井田地質(zhì)特征礦區(qū)概況及井田地質(zhì)特征1.11.1 位置、范圍和交通位置、范圍和交通1.1.11.1.1 位置位置超化煤礦位于河南省新密煤田西南部、平陌-超化礦區(qū)東部,行政區(qū)劃主體位于河南省新密市超化鎮(zhèn)申溝村。其地理坐標為:東經(jīng) 11322471132735,北緯 342509342658。主立井地理坐標為:東經(jīng) 1132507,北緯 342608;副立井地理坐標為:東經(jīng) 1132508,北緯342606。1.1.21.1.2 范圍范圍該礦平面范圍大致為:西起 32 勘查線,東到 46 勘查線的超化斷層和崔莊斷層交匯處,北起于樊寨斷層,向南大致到龜山斷層;開采礦種為煤炭;二 1
2、 煤層限采標高+100-600m,二 1 煤層礦區(qū)范圍現(xiàn)由 2001 年河南省國土資源廳核發(fā)的 32 個拐點圈定(采礦許可證號 4100000140155) ,南北寬約 0.13.3km,東西長約0.37.3km,面積 9.7KM2。1.1.31.1.3 交通交通超化煤礦行政區(qū)劃主體位于河南省新密市超化鎮(zhèn)申溝村,向北直距礦務局和新密市約 12km 和 15km,向東北直距鄭州市約 40km。區(qū)內(nèi)有公路直達新密、登封、新鄭和鄭州等地市,還有本礦專用鐵路宋(寨)大(冶)鐵路經(jīng)新密鐵路與京廣鐵路相連,礦區(qū)北鄰 3km 處還有窄軌鐵路向東通達開封。礦區(qū)北部 15km 處的豫 04 公路以及東部 404
3、5km 處的 107 國道、京廣鐵路、京珠高速公路通達全國各地??傊緟^(qū)交通方便。2圖 1.1.3 超化煤礦交通位置圖1.21.2 自然自然環(huán)境環(huán)境區(qū)內(nèi)地形起伏不平,地勢西高東低、南高北低,總體西南高、東北低。地面高程最高在南部歸心寨處 300.4m,最低在東邊陳家窩處 155.5m,相對高差 144.9m。本區(qū)地貌成因類型屬構造剝蝕地貌,地貌單元為丘陵。區(qū)內(nèi)基巖裸露平面積約占勘查區(qū)總平面面積的 10%,其它大部為第四系松散堆(沉)積物所掩蓋,因此本區(qū)也可稱為松散層半掩蓋區(qū)或基巖半裸露區(qū)。本區(qū)水系屬淮河流域。區(qū)內(nèi)無水庫和常年性河流,僅有一條的季節(jié)性河流麻河在雨季從礦區(qū)西南向東北穿過礦區(qū)中部流
4、入礦區(qū)東北部的淮河二級支流雙洎河,在正常年份或干旱季節(jié)往往斷流而在礦區(qū)中部滯留并形成龜山寨泉池洼地,水量較小,其水源來自西南上游 3km 外的老姜窩小型水庫。該水庫水多來自元古界變質(zhì)巖裂隙水和大氣降水,補給有限。本區(qū)氣候?qū)倥瘻貛О敫珊荡箨懶约撅L氣候區(qū)。年平均氣溫 9.114.6,最高達 44.6,最低為18.2;年降雨量 381.31059.6mm,平均 606.2mm,降雨多3集中在 7、8、9 三個月,并常伴有雷電;年蒸發(fā)量 9081976.2mm;年平均相對濕度 60-70%;風向主要為東南向、西北向和西南向,風力在冬春季最大,達 40m/s;最大積雪深度 23cm(1964.12.31
5、) ;最大凍土深 20cm(1966.12.30) ;霜凍期11、12、1、2 四個月。此地區(qū)歷史上沒有發(fā)生過較大的地震,沒有地震威協(xié)??辈閰^(qū)內(nèi)主要有申溝、黃固寺、圣地廟等幾個行政村,總?cè)丝诩s 1 萬人。工業(yè)以建材(耐火粘土) 、采礦、運輸?shù)葹橹鳎r(nóng)業(yè)以小麥、玉米等為主。水電狀況良好,區(qū)內(nèi)經(jīng)濟相對發(fā)達。1.31.3 地層地層超化煤礦的地層情況如下:下元古界嵩山群:主要為紫紅色、灰白色絹云母石英片巖和灰白色石英巖,厚278287m,平均厚 283m。上元古界震旦系:主要為紫紅色淺變質(zhì)石英砂巖,平均厚 92m。 下古生界寒武系:又分下、中、上三統(tǒng)。下統(tǒng)多為豹皮灰?guī)r和紫紅色、黃綠色泥灰?guī)r,底部為含磷
6、砂礫巖,厚約 160m;中統(tǒng)多為暗紫紅色粉砂巖、頁巖和鮞狀、竹葉狀灰?guī)r等,厚約 340m;上統(tǒng)多為灰色、灰白色鮞狀白云巖,厚約 260m。 下古生界奧陶系:多為蘭灰色、深灰色石灰?guī)r,厚 25.3379.95m,平均厚 55m。上古生界的石炭系:又分中統(tǒng)本溪組和上統(tǒng)太原組。本溪組多為灰色鋁土質(zhì)泥巖,厚 2.7933m,平均 10.47m。上古生界的二疊系:又分下統(tǒng)的山西組和下石盒子組,上統(tǒng)的上石盒子組和石千峰組。山西組巖性主要為深灰色砂泥巖,含本煤田中主要可采煤層即二 1 煤層。中生界三疊系:主要保存三疊系。該系又分下、中、上統(tǒng)。下統(tǒng)主要為紫紅色泥巖和中細粒砂巖,厚約 615m;中統(tǒng)主要為黃綠色
7、細砂巖和砂質(zhì)泥巖互層,厚約190500m,平均 200m;上統(tǒng)主要為土黃色、紫紅色、黃綠色、青灰色砂質(zhì)泥巖,厚約 330600m,平均 370m。1.41.4 構造構造新密煤田處于新華夏系第二沉降帶與第三隆起帶之交接部位,又位于華北古板塊板內(nèi)嵩箕構造區(qū)嵩山(東段稱滎密)大背斜和箕山(東段稱風后嶺)大背斜之間的新密復向斜內(nèi),其基本構造形態(tài)為向東傾伏的復向斜。4褶皺常為線狀褶皺。一般背斜較為緊密,向斜較為寬緩。二者常相間排列,構成隔擋式褶皺組合,并控制著煤炭賦存的基本特征。斷裂線性特征明顯。近東西向斷裂一般線性明顯,延伸較遠,切割較深,為本區(qū)主要斷裂,常為走向斷裂;北西向斷裂線性明顯,延伸較遠,常
8、為走滑平移斷裂;北東和北北東向斷裂發(fā)育較少。這些斷裂多為正斷層,只有少量逆斷層分布于煤田西南部的平超礦區(qū)、關口勘查區(qū)等。它們往往成組出現(xiàn),正斷層在剖面上常呈階梯狀、地塹狀、地壘狀,逆斷層在剖面上常組成迭瓦狀。這些斷層及其組合不但調(diào)整、分割著褶皺構造,也直接控制著煤系的賦存狀態(tài)。另外還發(fā)育有少量滑動構造,如中部的羅灣滑動構造等。(1)褶皺超化背斜:礦區(qū)西北部位于其東部傾伏端,受其影響,礦區(qū)西北部地層和二 1煤層走向皆發(fā)生東偏北的偏轉(zhuǎn),傾角變緩成 421。它在影響著礦區(qū)開拓方式、特別是 1 采區(qū)和 2 采區(qū)采煤工作面的布置等生產(chǎn)系統(tǒng)的選擇(2)斷裂龜山斷層:區(qū)域上位于風后嶺背斜北翼和新密復向斜南翼
9、轉(zhuǎn)化帶一線,本區(qū)位于井田南部張溝向斜核部,近東西走向。它影響該礦區(qū)的劃分,同時因富水、斷距大等原因,將對斷層兩邊特別是南部煤層的開采帶來十分不利的影響,同時又成為礦區(qū)南部邊緣富水、導水的邊界和通道,也是礦區(qū)地下水的南部補給邊界。超化斷層:位于井田北部,地表在葛莊紀窩一線。它影響礦區(qū)劃分,對開采北部煤層不利,但卻是礦區(qū)北部接受西部巖溶水和超化泉群地下、地表水的富水斷層和導水通道,對礦井水的賦存和疏排起重要作用。崔拐斷層:位于礦區(qū)東南部。該斷層降低了斷層兩邊煤炭資源儲量控制程度,影響采區(qū)采煤工作面布置。崔莊斷層:位于礦區(qū)東南部邊緣。斷層降低了其兩邊煤炭資源儲量控制程度,成為井田地下水的東南補給邊界
10、。(3)滑動構造名字叫新莊滑動構造,在 20042006 年的超化井田外圍煤詳查時發(fā)現(xiàn)該滑動構造?;w地層主要由二疊系上統(tǒng)地層組成,滑面主要沿上、下石盒子組、山西組地層軟性巖層附近滑動并形成一定厚度的斷層破碎帶,滑面傾向北,傾角 530不等,上陡下緩。(4)巖漿巖及巖溶陷落柱地質(zhì)填圖、鉆探、地震和礦井生產(chǎn)中未發(fā)現(xiàn)巖漿巖及巖溶陷落柱。51.51.5 煤層煤層二 1 煤層賦存于二疊系下統(tǒng)山西組下部大占砂巖之下,距上部大占砂巖6.39m、砂鍋窯砂巖約 60m,距下部 L7-8 石灰?guī)r平均 12.07m。因張溝向斜的存在,煤層沿走向和傾向均存在一定變化,總體近東西走向,龜山正斷層以北的主體區(qū)總體傾向南
11、,傾角 445,龜山斷層以南傾向北,傾角 1419。礦區(qū)內(nèi) 93 個鉆孔中未到二 1 煤鉆孔 2 個,斷失二 1 煤鉆孔 4 個,見二 1 煤鉆孔 87 個。87 個見煤點中,不可采煤層占 4 點,薄煤層 1 點,中厚煤層 15 點,厚煤層 9 點,總體應屬 kh 中厚煤層。二 1 煤層平均厚 3.5m,全區(qū)可采。該煤層大部分不含夾矸,偶含一層夾矸,局部結構復雜(24 層夾矸) ,總體應為簡單結構煤層;含結構的見煤孔點有17 個,主要分布于井田東南部;夾矸巖性主要為炭質(zhì)泥巖,其次為泥巖、砂質(zhì)泥巖,42 付補 24 孔和 44 付補 21 孔夾矸巖性主要為細粒砂巖甚至中粒砂巖。頂板巖性多為砂質(zhì)泥
12、巖和細粒砂巖等;夾矸分布不穩(wěn)定,常具有短距離內(nèi)尖滅的現(xiàn)象,反映了該區(qū)二 1 煤原始泥炭層堆積時沉積基底的不穩(wěn)和沉積物補給之間關系的不平衡。二1 煤頂板巖性只有礦區(qū)中部的 38-補 5、西風井 1、5、3902、東風 4、18-5、40-補4、4101 孔等 8 個孔點見有細或中粒砂巖,砂巖老頂面積只占煤層頂板面積的8.7,其它絕大多數(shù)為泥巖和砂質(zhì)泥巖,它占總面積的 91.3;底板巖性幾乎全為泥巖和砂質(zhì)泥巖,偶有炭質(zhì)泥巖、粉砂巖和石灰?guī)r等。 二 1 煤層在礦區(qū)內(nèi)被上覆巖層全部掩蓋,無煤層露頭,埋藏較深。礦區(qū)范圍內(nèi)二 1 煤層賦存標高為+100-600m 標高??傊?,該區(qū)二 1 煤層鉆孔和巷道揭露
13、見煤點較多,煤層厚度、結構及其可采范圍等查明程度較高,煤層穩(wěn)定程度可屬較穩(wěn)定煤層。1.61.6 煤質(zhì)煤質(zhì)1.6.11.6.1 煤的物理性質(zhì)及煤巖特征煤的物理性質(zhì)及煤巖特征二 1 煤黑色,受構造影響,該煤多呈粉末狀,少量鱗片狀,金剛光澤,宏觀煤巖類型為半亮型或光亮型煤,煤的視密度 1.45t/m3,視電阻率在 80315/cm 之間。(1)灰分(Ad):二 1 煤原煤灰分(Ad)8.5027.30,平均 14.86(63點) ,介于 10.0116.00、16.0129.00兩區(qū)間,據(jù) GB/T15224.1-2004 標準6(動力用煤) ,應屬低中灰煤,總體屬低灰煤。(2)揮發(fā)分(VDAF):
14、二 1 煤浮煤干燥無灰基揮發(fā)分(VDAF)兩極值為10.4715.26%,平均 12.90(64 點)%,介于 10.0020.00之間。2006 年 5 月該礦在 21 和 22 兩采區(qū)所采煤層煤樣測試結果為:浮煤揮發(fā)分(VDAF)12.1012.40%,平均 12.25%。據(jù) MT/T849-2000 標準,應屬低揮發(fā)分煤。(3)元素組成:二 1 煤的元素組成主要為碳、氫、氧、氮、硫,其中碳占絕大多數(shù) 91.36,其次為氫 4.29。氫碳比為 0.047(表 5-5) 。(4)發(fā)熱量(QGR,V,D):二 1 煤原煤干基恒容高位發(fā)熱量(QGR,V,D)兩極值 33.6436.08MJ/kg
15、,平均 35.45 MJ/KG(40 點) ,29.60 MJ/kg。因此據(jù)GB/T15224.3-2004 標準,該煤應屬特高熱值煤。但 2006 年 5 月該礦在 21 和 22 兩采區(qū)所采煤層煤樣測試結果為:原煤高位發(fā)熱量 28.3029.04%,平均 28.67%。據(jù)GB/T15224.3-2004 該煤為高熱值煤??紤]到鉆孔煤質(zhì)點較多,更具代表性,本報告贊同為特高熱值煤。總之,二 1 煤屬低灰、特低硫、低磷分、低揮發(fā)分、特高熱值煤。1.6.21.6.2 煤類煤類依據(jù)現(xiàn)行的中國煤炭分類國家標準 (GB5751-86) ,二 1 煤層干燥無灰基揮發(fā)分(VDAF)兩極值為 10.4715.
16、26%,平均 12.90%,膠質(zhì)層最大厚度 Y 值為 10mm,焦渣特征為 14(未測試粘結指數(shù)) ,據(jù)此判定本區(qū)二 1 煤應屬貧煤(PM,數(shù)碼 11) 。1.6.31.6.3 工業(yè)用途評價工業(yè)用途評價二 1 煤屬低灰、特低硫、低磷、低揮發(fā)分、特高熱值煤粉煤,同時具有中等軟化溫度灰。據(jù)此,本區(qū)二 1 煤層適宜火力發(fā)電及沸騰層發(fā)生爐用煤和民用型煤。1.71.7 水文地質(zhì)水文地質(zhì)1.7.11.7.1 主要含水層主要含水層(1)寒武、奧陶系長山組和馬家溝組(3CH +O2M)灰?guī)r巖溶裂隙承壓含水層。7該含水層可以通過斷裂帶補給 C3TL1-4 和 C3TL7-8 灰?guī)r,是二 1 煤層間接底板充水含水
17、層。(2)太原組下段灰?guī)r(C3TL1-4)巖溶裂隙承壓含水層。該含水層為一 1 煤層頂板直接充水含水層。并通過斷裂帶和 C3TL7-8 灰?guī)r發(fā)生水力聯(lián)系,成為二 1 煤層底板間接充水含水層。(3)二 1 煤層頂板砂巖孔隙裂隙承壓含水層。該含水層為二 1 煤層頂板直接充水含水層,因富水性較弱,補給條件差,對采煤影響不大。(4)石千峰組下段平頂山砂巖孔隙裂隙承壓含水層。該含水層平均厚 73.45 m,區(qū)內(nèi)分布有限,富水性較弱,對二 1 煤礦床充水意義不大。(5)圈門組金斗山砂巖孔隙裂隙承壓含水層。該含水層僅在礦區(qū)南鄰有少量分布,富水性較弱,對二 1 煤礦床充水意義不大。(6)新近系洛陽組泥質(zhì)灰?guī)r巖
18、溶裂隙承壓含水層。該含水層僅在礦區(qū)東南外分布,富水性中等,對本區(qū)二 1 煤礦床充水影響不大。1.7.21.7.2 主要隔水層特征主要隔水層特征(1)本溪組(C2B)鋁質(zhì)泥巖隔水層位于 O2M 灰?guī)r頂面至一 1 煤層底面之間,礦井及其外圍共 27 個鉆孔穿過該層,厚度 2.2734.789m,平均厚 9.81m。距二 1 煤層距離平均為 78.17m。巖性為淺灰深灰色鮞粒狀、豆狀鋁質(zhì)巖、鋁質(zhì)泥巖,結構致密,層位穩(wěn)定,隔水性良好。(2)太原組(C3T)中段砂泥巖隔水層該層下起 L4 灰?guī)r頂面,上至 L7 灰?guī)r底面,礦井及其外圍共有 28 個鉆孔穿過該層,厚度 10.65(44-補 20 孔)-41
19、.79m(觀 4 孔) ,平均煤厚約 22m。距二 1 煤層距離平均為 21.93m。巖性以砂質(zhì)泥巖為主,夾細粒砂巖、薄煤層和不穩(wěn)定的 L5、L6灰?guī)r。該層位穩(wěn)定,隔水性較好,但在斷層的強烈錯動下,仍能減弱甚至完全失去隔水性。81.7.31.7.3 斷層破碎帶水文地質(zhì)特征斷層破碎帶水文地質(zhì)特征礦井北部和南部邊界分別是超化斷層和龜山斷層,東南部邊界為崔莊斷層,西南部為楊臺逆斷層,它們都具有一定的規(guī)模,另外,礦井內(nèi)的東南部地區(qū),還發(fā)育一系列近東西向為主的小斷層,這些斷層對礦井內(nèi)地下水有明顯的控制作用,對未來采煤有很大影響。1.7.41.7.4 鄰近生產(chǎn)礦井和老窯對本礦井充水的影響鄰近生產(chǎn)礦井和老窯
20、對本礦井充水的影響超化煤礦緊鄰外圍從西、西北、東北、東到東南分布有 9 個小的生產(chǎn)礦井和 9個廢棄礦井,它們大多向超化煤礦非法越界開采,造成很多采空區(qū),由此形成老空水,對超化煤礦安全生產(chǎn)造成很大的潛在威脅。所以超化煤礦采煤生產(chǎn)在靠近邊部小煤礦特別是、西北和東南鄰近小煤礦時應留夠留足邊界防水煤柱,以防不測。1.7.51.7.5 礦井充水因素分析礦井充水因素分析據(jù)礦井突水臺帳資料和區(qū)域礦井水文地質(zhì)條件分析,本礦井充水因素主要是地下水和老空水,而大氣降水和地表水不占主要地位。(1)大氣降水大氣降水是區(qū)域地下水的主要補給來源,但在本區(qū)對礦床直接充水的可能性不大,一般是首先補給含水層,而后進入礦井,成為
21、礦井間接充水水源。(2)地表水礦井附近主要地表水體雙洎河自西向東流經(jīng)北部區(qū)外,1985 年 3 月 11 日于超化和樊寨附近分別實測了雙洎河流量,上游超化附近流入量為 2.0295m3/s,下游樊寨附近流出量為 2.0427m3/s,出入基本平衡,說明了雙洎河沒有滲透現(xiàn)象,對礦井充水的可能性不大。區(qū)內(nèi)僅有的一條季節(jié)性河流麻河在雨季從礦區(qū)西南向東北穿過礦區(qū)中部流入礦區(qū)東北部的淮河二級支流雙洎河,在正常年份或干旱季節(jié)往往斷流而在礦區(qū)中部滯留并形成龜山寨泉池洼地。它接受上游老姜窩小型水庫水,盡管水量較小,但它易通過地表小司溝斷裂帶等滲透到二 1 煤層礦井。(3)地下水地下水包括二 1 煤層頂板砂巖孔
22、隙裂隙承壓水、二 1 煤層底板巖溶裂隙承壓水和斷裂斷水。9二 1 煤層頂板砂巖孔隙裂隙承壓水是礦床充水水源之一,但其富水性弱,補給條件差,多以淋水或滲水的形式進入礦井,水量 0.00730.4m3/min,易于疏排,對礦床不會形成較大的充水,充水意義不大。構造裂隙水也是地下水的重要組成部份,因此靠近其開采時,應留足斷層煤柱,以防構造裂隙水進入礦井。(4)老空水礦井的西、西北、東北、東和東南部存在較多越界開采的生產(chǎn)小煤礦和廢棄老窯,大多具有一定的老窯水。同時本礦淺部也存在大量采空區(qū),其間也會存在大量積水,它和周圍老窯水共同組成了本礦下一步生產(chǎn)的頭頂“懸水”老空水。老空水突水時它具有來勢猛,水量大
23、的特點,所以要留足邊界保護煤柱。1.81.8 地質(zhì)條件地質(zhì)條件1.8.11.8.1 瓦斯瓦斯煤礦瓦斯包括煤層瓦斯和其圍巖瓦斯。本報告暫不討論圍巖中瓦斯含量。該礦系統(tǒng)的瓦斯地質(zhì)勘探和研究為 1965-1966 年 125 隊提交的平陌-超化勘探區(qū)最終(精查)地質(zhì)報告 。通過大量的采樣化驗和測試分析,該報告認為超化井田+50m以淺為 CO2N 氣帶,+50-100m 之間為 NCH4 帶,-100m 以深為 CH4 帶,總體是-100m 以淺為瓦斯風化帶,瓦斯含量較低,以下瓦斯含量相對較高??傊緟^(qū)二 1煤層瓦斯含量具有隨煤層埋深增加而增大這一規(guī)律。超化煤礦目前開采水平-200m 標高,2004
24、 年礦井相對瓦斯涌出量6.48m3/t;2005 年在 22121 采面上下付巷(-200m 以下)掘進時發(fā)現(xiàn)有 2 處共 4 次瓦斯動力現(xiàn)象,所以從 2005 年起該礦被認定為煤與瓦斯突出礦井(豫煤安2005265 號文) 。2006 年 6 月在有關單位協(xié)助下,超化煤礦選擇有代表性的 15 各測點進行瓦斯等級和二氧化碳涌出量的鑒定工作,得出礦井絕對瓦斯涌出量 10.57m3/min,二氧化碳絕對涌出量 3.41m3/min,礦井瓦斯相對瓦斯涌出量 2.76m3/t,二氧化炭相對涌出量 0.89m3/t,未見瓦斯動力現(xiàn)象及煤與瓦斯突出現(xiàn)象。但該礦仍按煤與瓦斯突出礦井管理??傊?,礦井瓦斯賦存具
25、有不均衡性。建議礦井在采掘生產(chǎn)過程中,在地壓大、煤厚及產(chǎn)狀驟變地段、斷裂帶尖滅處附近等地段,應加強瓦斯監(jiān)測、礦井通風等措施,預防瓦斯聚集、涌出、突出的現(xiàn)象和事故發(fā)生,防患于未然。101.8.21.8.2 煤塵爆炸性煤塵爆炸性據(jù) 3804 孔二 1 煤采樣測試結果表明:本區(qū)二 1 煤塵具有爆炸危險性,火焰長5cm,抑制煤塵爆炸最低巖粉量 45。2005 年 5 月 8 日煤炭科學研究總院重慶分院所作爆炸性試驗為:火焰長 20cm,抑制煤塵爆炸最低巖粉量 50,鑒定結果為二 1煤塵具有爆炸性。建議本礦在采煤生產(chǎn)中加強灑水等降塵防爆措施,嚴防爆炸事故。1.8.31.8.3 煤的自燃傾向煤的自燃傾向煤
26、硫容易氧化燃燒。該礦二 1 煤全硫(ST,D)鉆孔含量 0.14-2.05,平均0.45(22 點) ,折算后 0.30,2006 年該礦兩個煤層煤樣全硫 0.360.38%,平均0.37%,其含量均不是很高,總體屬特低硫煤。2002 年 5 月經(jīng)重慶煤分院鑒定,二1 煤 T 氧372,T 原378,T 還380,T8,25,鑒定結果為級不自燃,最短自燃發(fā)火期為 72 天。另外,本礦西部的東風礦井 1957 年、火石門煤礦 1958 年曾先后發(fā)生 15 次二1 煤層自燃現(xiàn)象,原因是煤層吸收空氣中氧使其氧化而致。據(jù)鄰區(qū)超化井田外圍詳查二 1 煤 T1-3 為 57,應屬級不自燃煤。盡管如此,煤層
27、自燃與采煤工藝和技術管理所采取的防護措施有關。建議加強采煤和運銷中的煤炭管理,盡量減少原煤暴露時間,防止煤層自燃現(xiàn)象發(fā)生。1.8.41.8.4 地溫地溫本礦現(xiàn)在-200m 水平開采,據(jù)礦井實測,二 1 煤層底板溫度一般在 2225左右,未發(fā)現(xiàn)熱害現(xiàn)象。另據(jù)超化井田外圍詳查資料,外圍二 1 煤層埋深在729.78914.65m 時底板溫度為 21.628.6;恒溫帶深度在 2590m 之間,平均約為 55m;恒溫帶溫度 13.818.4,平均 16.2;地溫梯度在 0.91.4/100m之間,平均 1.2/100m。所以,初步認為該區(qū)為地溫正常區(qū),不存在熱害。112 2 礦井儲量年產(chǎn)量及服務年限
28、礦井儲量年產(chǎn)量及服務年限2.12.1 井田境界井田境界2.1.12.1.1 煤田范圍劃分的原則煤田范圍劃分的原則在煤田劃分為井田時,要保證各井田有合理的尺寸和境界,使煤田各部分都能得到合理的開發(fā)。煤田范圍劃分為井田的原則有:(1)井田范圍內(nèi)的儲量,煤層賦存情況及開采條件要與礦井生產(chǎn)能力相適應;(2)保證井田有合理尺寸;(3)充分利用自然條件進行劃分,如地質(zhì)構造(斷層)等;(4)合理規(guī)劃礦井開采范圍,處理好相鄰礦井間的關系。根據(jù)以上原則,礦井井田北以超化斷層為界,南部陽臺斷層,龜山斷層,崔莊層為界,東,西方向均以人為邊界為界。2.1.22.1.2 井田特征井田特征井田由超化斷層,陽臺斷層,龜山斷
29、層,及崔莊層四條斷層將井田隔斷,整個井田面積約 9.7km2,由于井田被斷層隔開,故無擴大的可能。井田中有崔拐斷層,它將對采區(qū)回采工作產(chǎn)生一定影響。井田走向較長,平均走向長度約為 5km;井田傾向長度平均約為 3km,井田大致呈梯形分布。煤層上部較平緩,近水平分布,平均約為 7下部煤層傾角增大,約為 20。2.22.2 礦井工業(yè)儲量礦井工業(yè)儲量本礦井設計對二1煤層進行開采設計,二1煤層厚 3.5 m。本次儲量計算是在精查地質(zhì)報告提供的 15000 煤層底板等高線圖上計算的,儲量計算可靠。12井田范圍內(nèi)的煤炭儲量是礦井設計的基本依據(jù),煤炭工業(yè)儲量是由煤層面積、容重及厚度相乘所得,其公式一般為:Z
30、g=SMR其中:Zg礦井的工業(yè)儲量,t; S 井田的傾斜面積,km2; M煤層的厚度,m; R 煤的容重,t/m3,取 R=1.45 t/m3。則:Zg=669694413.51.45/cos7+37670293.51.45/ cos20=53104651 t=5310 萬 t2.32.3 礦井可采儲量礦井可采儲量2.3.12.3.1 邊界煤柱邊界煤柱邊界煤柱可按下列公式計算Z1=LBMR其中: Z1邊界煤柱損失量,m; L邊界保護煤柱寬度,m; B邊界長度,m; M煤層厚度,m; R煤的容重,t/m3,取 R=1.45t/m3。井田邊界煤柱按一側(cè) 40m 的寬度留置,總長度為 13235m。
31、則井田的邊界煤柱為: Z1=13235403.51.45 =2686705t= 268.6705 萬 t2.3.22.3.2 斷層保護煤柱斷層保護煤柱斷層兩側(cè)保護煤柱由于水大以及落差較大,可按每側(cè) 40m 寬度留置,井田內(nèi)有斷層一條,周長為 1865m,因此斷層保護煤柱損失量為: Z2=1865403.51.452=757190 t= 75.7190 萬 t132.3.32.3.3 工業(yè)廣場煤柱工業(yè)廣場煤柱根據(jù)煤炭工業(yè)設計規(guī)范第 5-22 條規(guī)定:工業(yè)廣場的面積為 1213 公頃/百萬噸。本礦井設計生產(chǎn)能力為 60 萬噸/年,則 0.6(1213)=7.27.8,在此取工業(yè)廣場占地面積為 7.
32、5 公頃,即 7.5 萬 m2。所以取工業(yè)廣場的尺寸為 274m274m 的正方形。在計算礦井可采儲量時,工業(yè)廣場保護煤柱可按井田工業(yè)儲量的 7%留置,因此工業(yè)廣場的煤柱量為:Z3=531046517%=3717326t=371.7326 萬 t2.3.42.3.4 保護煤柱總量保護煤柱總量合計煤柱為P =Z1+Z2+Z3=268.6705+75.7190 +371.7326=716 萬 t綜合以上計算,則礦井的可采儲量按下式計算:Zk=(Zg-P) C其中:Zk-礦井的可采儲量,t; Zg-礦井的工業(yè)儲量,t; P -保護工業(yè)場地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留設的永久煤柱損失量,t
33、; C -采區(qū)采出率。礦井的設計可采儲量可采儲量為:Zk=(Zg-P) C=(5310-716) 80% =3675 萬噸即礦井設計可采儲量為 3675 萬噸。2.42.4 礦井工作制度礦井工作制度按照煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范中規(guī)定,確定本礦井設計生產(chǎn)能力按年工作日330 天計算, “三八”制作業(yè)(二班生產(chǎn),一班檢修) ,每日二班出煤,凈提升時間為 16 小時。142.52.5 礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限2.5.12.5.1 礦井設計生產(chǎn)能力的確定礦井設計生產(chǎn)能力的確定礦井生產(chǎn)能力主要根據(jù)礦井地質(zhì)條件、煤層賦存情況、開采條件、設備供應及國家需煤等因素確定。針對超化礦的實際
34、情況:主采二1煤層,平均厚度為 3.5m;瓦斯涌出量較大等,采用綜合機械化的開采方法。所以根據(jù)以上條件,確定本礦井的年設計生產(chǎn)能力為 60 萬 t/年。2.5.22.5.2 井型校核井型校核下面按礦井的實際煤層開采能力,及輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)的能力、儲量條件及安全條件等因素對井型進行校核。(1)礦井開采能力校核礦井的開采能力取決于回采工作面和采區(qū)的生產(chǎn)能力,該礦井由于煤層地質(zhì)條件好,主采煤層二1煤煤層較厚,可布置一個綜采工作面保產(chǎn),煤層開采能力能滿足礦井設計生產(chǎn)能力。(2)輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)的能力校核本設計的礦井為中型礦井,開拓方式為立井兩水平開拓。主井采用 1 對 6t 提升箕斗,提升能力大,能滿足提升方
35、面的要求。 大巷采用膠帶運輸機運煤,運輸能力很大,原煤外運不成問題。輔助運輸 1 噸材料車和人車運輸,機動性強。井底車場采用梭式車場,調(diào)車方便,滿足矸石、材料及人員的調(diào)動要求。所以輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)完全能夠滿足設計生產(chǎn)能力的要求。(3)通風安全條件的校核礦井瓦斯涌出量為 15m3/t,屬于高瓦斯突出性礦井。煤塵有爆炸性危險。水文地質(zhì)條件簡單,正常涌水量為380 m3/h。礦井通風在第一水平初期掘進時采用并列式通風,通風系統(tǒng)簡單。通風系統(tǒng)貫通后,通過風井回風,可以滿足通風的要求。(4)儲量條件校核井田的設計生產(chǎn)能力應于礦井的可采儲量相適應,以保證礦井有足夠的服務年限。15礦井服務年限的公式為:T=Zk
36、/(AK)其中:T 礦井的服務年限,a; Zk礦井的可采儲量,t ; A 礦井的設計生產(chǎn)能力,60 萬 t/a; K 礦井儲量備用系數(shù),取 1.4。則:T =3675/(601.4)=44a(5)第一水平服務年限校核第一水平的可采儲量為 2352 萬 t,那么第一水平的服務年限的計算公式為:t=Zk1/(AK)其中:t 礦井第一水平的服務年限,a; Zk1礦井第一水平的可采儲量,t ; A 礦井的設計生產(chǎn)能力,60 萬 t/a; K 礦井儲量備用系數(shù),取 1.4。則: t =2352/(601.4)=28a不同礦井設計生產(chǎn)能力時礦井服務年限如表 252a 所表示。表 252a 不同礦井設計生產(chǎn)
37、能力時礦井服務年限第一水平設計服務年限礦井設計生產(chǎn)能力 礦井設計服務年限 煤層傾角(Mt/a)(a)緩斜傾斜急斜3.05.060351.22.4503025200.450.94025201516本礦井分水平儲量分配表,詳見表 252b表 252b 礦井分水平儲量分配表由以上兩表可知,第一水平服務年限為 28 年25 年,滿足 60 萬噸礦井第一水平服務年限的要求。開采水平工業(yè)儲量(萬 t)可采儲量(萬 t)服務年限(a)-150 水平3398235228-450 水平1912132316合計5310367544173 3 井田開拓井田開拓井田開拓是在總體設計已經(jīng)劃定的井田范圍內(nèi),根據(jù)精查地質(zhì)報
38、告和其它補充資料,具體體現(xiàn)在總體設計合理原則,將主要巷道由地表進入煤層,為開采水平服務所進行的井巷布置和開掘工程。其中包括確定,主、副井和風井的井筒形式、深度、數(shù)量、位置、階段高度、大巷位置、采(帶)區(qū)劃分以及開采順序與通風運輸系統(tǒng)。3.13.1 井田開拓的基本問題井田開拓的基本問題3.1.13.1.1 開拓方式比較開拓方式比較平硐、斜井與立井開拓的優(yōu)缺點比較平硐開拓的優(yōu)點是運輸環(huán)節(jié)少,設備少,系統(tǒng)簡單,費用低,但受地形及埋藏條件限制,只適用于賦存較高的山嶺、丘陵或溝谷地帶,并且要便于布置工業(yè)場地。斜井開拓與立井開拓相比,井筒施工工藝、施工設備與工序比較簡單,掘進速度快,井筒施工單價低,初期投
39、資少;地面工業(yè)建筑、井筒裝備、井筒裝備、井底車場及硐室都比立井簡單,井筒延深施工方便,對生產(chǎn)干擾少,不易受底板含水層的威脅;主提升膠帶化有相當大的提升能力,可滿足特大型礦井主提升的需要;斜井井筒可作為安全出口,井下一旦發(fā)生透水事故等,人員可迅速從井筒撤離。與立井開拓相比,斜井開拓的缺點是:斜井井筒長,輔助提升能力少,提升深度有限;通風路線長、阻力大,管線長度長;斜井井筒通過富含水層、流砂層施工技術復雜。對井田內(nèi)煤層埋藏不深,表土層不厚,水文地質(zhì)情況簡單,井筒不需特殊法施工的緩斜和傾斜煤層,一般可采用斜井開拓。根據(jù)自然地理條件、技術經(jīng)濟條件等因素,綜合考慮超化礦的實際情況,采用立井開拓較好。根據(jù)
40、礦井提升的需要與本礦的地質(zhì)條件及煤礦安全規(guī)程的規(guī)定,在本井田的中部設立主,副井筒各一個。主井用來提升煤炭,副井用來運送人員、材料、矸石及通風等。18本礦井的瓦斯含量較大,屬于高瓦斯礦井。礦井改變必須保證礦井通風。同時考慮到井田的實際,確定第一水平初期采用中央并列式通風,后期采用對角式通風,即第一水平后期在井田上部東,西角各打一風井,以保證礦井的正常通風。3.1.23.1.2 井筒位置的確定井筒位置的確定(1)井筒位置的確定原則a.有利于第一水平的開采,并兼顧其他水平,有利于井底車場和主要運輸大巷的布置,石門的工程量要盡量少;b.有利于首采采區(qū)布置在井筒附近的富煤階段,首采區(qū)要盡量少遷村或不遷村
41、;c.井田兩翼的儲量基本平衡;d.井筒不宜穿過厚表土層、厚含水層、斷層破壞帶、煤與瓦斯突出煤層或軟弱巖層;e.工業(yè)廣場應充分利用地形,有良好的工程地質(zhì)條件,且避開高山、低洼和采空區(qū),不受崖崩滑坡和洪水的威脅;f.工業(yè)場地宜少占耕地,少壓煤;g.水源、電源較進,礦井鐵路專用線短,道路布置合理。(2)井筒位置的確定考慮以上井筒位置確定原則,并結合礦井實際情況,最終確定主、副井筒位于井田的中部,有利于減少礦井保護煤柱損失;同時,便于第二水平井筒延深。風井井口位置的布置在井田上部東,西各一個。綜合以上因素,結合礦井實際情況,提出本礦井井筒布置位置如下:表 312 井筒位置坐標井筒名稱YXZ副井3844
42、61783812245220主井384461693812201220東風井384483943812616220西風井3844555438132932203.1.33.1.3 工業(yè)廣場的位置、形狀和面積的確定工業(yè)廣場的位置、形狀和面積的確定工業(yè)場地的選擇主要考慮以下因素:19盡量位于儲量中心,使井下有合理的布局;占地要少,盡量做到不搬遷村莊;盡量布置在地質(zhì)條件較好的區(qū)域,同時工業(yè)場地的標高要高于最高洪水位;盡量減少工業(yè)廣場的壓煤損失。根據(jù)以上原則和本礦井的實際情況,工業(yè)廣場與主副井筒布置位置相同,工業(yè)廣場面積約 7.5 公頃,定為 274m274m 的正方形。一一一171.57182.58-45
43、0-150+2003.23.2 井田開拓的方案的確定井田開拓的方案的確定3.2.13.2.1 開采水平的確定開采水平的確定本礦井煤層最高出標高 100m,煤層埋藏最深處達-600m,垂直高度達 700m,而-450 以下煤的儲量較少。對于本礦井開采水平的確定,可考慮劃分為兩個水平。第一水平標高為-150m,第二水平標高為-450m。延深方式既可以選擇立井延深,也可以選擇暗斜井延深;大巷可以采用巖巷布置。3.2.23.2.2 井田開拓的方案比較井田開拓的方案比較本井田開拓方式的選擇,主要考慮超化礦的具體情況。因此,提出以下三個方案:方案一:立井兩水平,一水平-150m,二水平-450m,直接延深
44、方案二:立井兩水平,一水平-150m,二水平-450m,暗斜井延深方案三:立井三水平,一水平-100m,二水平-300m,三水平-500m 直接延深三種開拓方案的開拓示意圖見圖 322 所表示。20一一一-450-150+2201094.21029.41182. 58171. 57-450-150一 一 一+220 +220108.07194.4988.06-300-500-100一一一圖 322 方案比較圖21從以上方案的簡圖可以對方案一和方案三進行直接比較,一方案的生產(chǎn)系統(tǒng)簡單可靠,方案三比方案一多開設立井井筒,階段石門和立井井底車場 ,并相應的增加了井筒和石門的運輸,提升,排水費用所以在
45、方案一和方案三中決定選擇方案一。余下的一,二方案均屬技術上可行的方案,水平服務年限也均符合要求,兩者要通過經(jīng)濟比較才能夠確定其優(yōu)劣?;üこ塘炕üこ塘繒r期項目方案一方案二主井井筒/m350+20350+20副井井筒/m350+5350+5井底車場/ m10001000主石門/m00早期運輸大巷/m10001000主井井筒/m300915副井井筒/m300915井底車場/m1000300+500主石門/m8500后期運輸大巷/m26302630基建費用表基建費用表方案一方案二項目工程量/m單價/元*m-1費用/萬元工程量/m單價/元*m-1費用/萬元主井井筒370300011137030001
46、11副井井筒3553000106.53553000106.5井底車場100090090100090090主石門0800008000運輸大巷100080080100080080早期小計387.5387.5主井井筒3003000909153000274.5副井井筒3003000909153000274.5井底車場100090090300+50090072主石門8508006808000運輸大巷2630800210.42630800210.4后期小計548.4831.4共計935.91218.922生產(chǎn)經(jīng)營費用生產(chǎn)經(jīng)營費用項目方案一方案二石門運輸1.213230.850.381=514.10提升1.
47、213230.650.85=877.11.213230.9150.48=697.31.213230.351.02=566.8排水38024365160.152510-4=812.23802436516(0.063+0.127)10-4=1012合計2203.22276.1 費用總表費用總表方案一方案二項目費用/萬元百分率/%費用/萬元百分率/%基建工程費用935.91001218.9130生產(chǎn)經(jīng)營費用2203.21002276.1103總費用3139.11003495111 從上面的表格中的計算可以看出,方案二的總費用要比方案一的高出 11%,很明顯方案一要比方案二優(yōu)越的多,所以決定采用方案一
48、。3.33.3 井筒井筒 (1)主井主井主要用于提煤。井筒直徑 5.0m,采用 6t 多繩摩擦式提煤箕斗進行煤炭提升。支護材料:基巖段采用單層砼結構,凍結段采用雙層砼結構;井壁厚度:基巖段 350mm,凍結段 700mm。井筒裝備有鋼絲繩罐道,井深 390m。主井井筒斷面布置如下:23(2)副井主要用于升降人員、設備、材料及提升矸石等,并兼作通風、排水。為防止斷繩事故,設有防墜器。井筒凈直徑 6.0m。支護材料:基巖段采用單層砼結構,凍結段采用雙層砼結構;井壁厚度:基巖段 400mm,凍結段 800mm。井筒內(nèi)裝備有鋼絲繩罐道、梯子間、電纜線和水管管道等。井深為 375m。副井井筒斷面布置如下
49、: 副井斷面圖6000145057021002010560230013005000350主井斷面圖24副井風速校核:maxQVVM S=式中:通過井筒的風速,m/s;V通過井筒的風量,m3/s;Q井筒凈斷面積,m2;S井筒的有效斷面系數(shù),圓形井取 0.8;M安全規(guī)程規(guī)定的允許最大風速;maxV由此:36920.828.2760V = 2.72m/s60 萬 t/a,所以能滿足礦井的設計生BA產(chǎn)能力。(3)工作面的年推進度日推進度為:0.642.4m月推進度為:2.430=72m年推進度為:2.4330=792m。(4)工作面落煤方式工作面采用一次采全厚的綜合機械化開采方法,管理頂板采用全部垮落
50、法。5.45.4 回采工藝回采工藝(1)采煤機工作方式和進刀方式由于采區(qū)內(nèi)煤層賦存穩(wěn)定,所以采用采煤機雙向割煤;前滾筒割頂煤,后滾筒割底煤;采用割三角煤工作面端部斜切進刀方式,上行下行3422AA1A2AA11(d)A(a)A-A(b)(c)21AAA-AA-AA-A圖 54 采煤機進刀方式圖均割煤,往返一次進一刀;采煤機過后邊移架后邊推移刮板運輸機。進刀過程如下:當采煤機割至工作面端頭時,其后的運輸機槽已移近煤壁,采煤機機身處沿留有一段下部煤(見圖(a));調(diào)換滾位置,前滾筒降下、后滾筒升起、并沿運輸機彎曲段返向割入煤壁,直至運輸機直線段為止。然后將運輸機移直(見圖(b));再調(diào)換兩個滾筒上
51、、下位置,重新返回割煤至運輸機機頭處(見圖(c));將三角煤割掉,煤壁割直后,再次調(diào)換上、下滾筒,返程正常割煤(見圖(d))。(2) 回采工藝三八制作業(yè),二班生產(chǎn),一班檢修。a. 回采工藝流程:采煤機割煤移架推移刮板運輸機清理浮煤采煤機割煤b. 落煤方式:35采用雙滾筒液壓牽引采煤機割煤,采煤機往返一次進一刀,進刀采用端部斜切割三角煤方式。c. 裝煤及運煤方式:采煤機組截割落煤,刮板運輸機配合裝煤。 d. 移架方式:移架采用滯后煤機后滾筒 3-5 架追機順序移架,移架步距為600mm,追機移架速度趕不上煤機運行時,為了便于頂板的管理,以保證工作面的安全,必須停采煤機移架,移完架后再繼續(xù)采煤。e
52、. 推移刮板運輸機:刮板運輸機的推移在移架后依次進行,滯后移架距離 20m,其彎曲段不能小于 5m,推移步距為一個截深,即 0.6m,推移時必須保證運輸機的平、穩(wěn)、直。(3)工作面運煤工作面采出的煤可由刮板運輸機經(jīng)轉(zhuǎn)載機轉(zhuǎn)載到到膠帶輸送機上。(4)工作面支護采用追機移架的方式對頂板進行及時支護。在采煤機割煤后,先移支架,再移運輸機,即割煤移架移運輸機;正常移架要滯后采煤機滾筒 35 架,不得超過 6 架。頂板破碎時要緊跟前滾筒移架或人工操作超前移架,即:當發(fā)現(xiàn)片幫嚴重時,不等采煤機割煤,就進行移架,再進行其它操作,工藝為移架割煤移運輸機。5.55.5 綜采工作面的主要設備綜采工作面的主要設備(
53、 (見表見表 5-5)5-5)序號設備名稱型號數(shù)量1采煤機MXA-300/4512刮板輸送機SGWL-18013液壓支架ZZ400/18/181404乳化液泵臺MRB-125/32015端頭支架ZT900/18/382006轉(zhuǎn)載機SZB730/4027移動變電站KSGZY18噴霧泵站XPB-250/551表 5-5 綜采面主要設備表36機械配備平剖面圖見下圖(圖 55) 。圖 55 機械配備圖13-下端頭支架9-噴霧泵5-轉(zhuǎn)載機1-采煤機A8-乳化液泵11-小水泵7-調(diào)度絞車3-液壓支架2-刮板機1310-煤電鉆6-順槽輸送機104115764-破碎機12-上端頭支架13A2AA712 108
54、 9375.65.6 工作面勞動組織和循環(huán)作業(yè)圖表的編制工作面勞動組織和循環(huán)作業(yè)圖表的編制綜采工作面一般以割煤、移架、推溜三個主要工序為主線。完成這三個工序即為完成一個循環(huán)。故常布置多循環(huán)方式組織作業(yè),在冊人數(shù)為 100 人,勞動組織表見表 56。在安排作業(yè)方式時,必須把機械設備檢修作為綜采的一個工序,適當安排,保證檢修時間。根據(jù)實際情況和設備檢修能力,組織兩班采煤,一班準備的三班作業(yè)制。表 56 勞動組織表班次序號工種一班二班檢修合計1支架66122機組司機2243移溜工3364泵站司機1125電工1126溜子司機1127機組檢修448支架檢修449泵站檢修4410電檢修5511端頭工661
55、212溜子檢修3313破煤工22414修護工151515記錄員112416送料工4417班長111318井下保管11243819材料員3320隊長1113合計262648100工作面的循環(huán)方式為一日四循環(huán),每天兩班采煤,一班檢修的工作制。工作面循環(huán)作業(yè)圖表見下表圖例三班二班 一班面長班時5-6 工作面循環(huán)作業(yè)圖表 396 6 礦井運輸?shù)V井運輸6.16.1 井下運輸系統(tǒng)和運輸方式的確定井下運輸系統(tǒng)和運輸方式的確定根據(jù)礦井井下開拓系統(tǒng)和帶區(qū)回采工作面的布置,確定煤炭矸石材料設備和人員在內(nèi)的運輸系統(tǒng)如下:1煤炭運輸系統(tǒng):綜采工作面的煤炭區(qū)段運輸平巷運輸上山溜煤眼運輸大巷井底中央煤倉經(jīng)主井提升至地面2
56、設備材料和人員的運輸系統(tǒng):副井罐籠中的設備(材料、人員)井底車場運輸大巷軌道上山運料斜巷(進風行人斜巷)區(qū)段軌道巷綜采工作面。3矸石運輸系統(tǒng):工作面出的矸石區(qū)段軌道巷運料斜巷軌道上山運輸大巷井底車場由副井提至地面。6.26.2 采區(qū)運輸設備的選型采區(qū)運輸設備的選型采區(qū)主要設備主要包括回采工作面、分帶斜巷的主要運煤設備、矸石、運料運輸設備。其設備類型主要由地質(zhì)特征、開拓系統(tǒng)、開采方法、運輸傾角、運距、運量和瓦斯等條件來決定。各種設備選型特征如表62a、表 62b、表 62c 所示。表 62a 可彎曲刮板輸送機電動機型號運輸能力t/h出廠長度(m)型號功率(Kw)電壓(V)40SGD730/320
57、700150YSB1601602660/1140表 62b 可伸縮膠帶輸送機特征表電動機輸送帶型號運輸能力t/h出廠長度(m)臺數(shù)寬度(mm)速度m/s與轉(zhuǎn)載機接頭(m)儲帶長度(m)臺數(shù)功率(Kw)電壓(V)功率因數(shù)DX3鋼繩蕊式40060028002.012802402660/11400.86表 62c 順槽轉(zhuǎn)載機特征表電動機型號機型出廠長度(m)小時運量 t/h型號功率(Kw)電壓(V)SZZ-730/132雙邊鏈43630KBY55013213211406.36.3 大巷運輸設備大巷運輸設備6.3.16.3.1 電機車的選擇電機車的選擇電機車的選擇包括電機車型號,電機車牽引列車組成計算
58、和電機車臺數(shù)而確定。表 631a 電機車粘著質(zhì)量的選擇礦井年產(chǎn)量架線式蓄電池式配套礦車說明41(t)(t)(t)0.67 及以下8 及以下1.0固定式礦車0.60.971081.03.0固定式或底卸式1.21.8101483.0底卸式或側(cè)卸式1.8 以上1.8 以上1420812底卸式或側(cè)卸式根據(jù)上表可知,因為本礦是 60 萬噸的礦井,并且瓦斯含量很大,不能用架線式,所以應選用 8 噸蓄電池式電機車。大巷一般采用軌道運輸,并選用標準礦車,牽引設備一般采用電機車,小型礦井亦可采用無機繩運輸。采區(qū)生產(chǎn)集中礦井一翼走向長度小于 3Km,條件適合,技術經(jīng)濟比較優(yōu)越時,可采用膠帶輸送機。礦車類型應根據(jù)礦
59、井設計生產(chǎn)能力選擇。年生產(chǎn)能力大于 90 萬噸的礦井,應選用底卸式礦車,輔助運輸可選用 1.5 噸固定礦車和平板車,材料車和人車等輔助車輛。年生產(chǎn)能力小于 90 萬噸的礦井,選用一噸固定式礦車和與之相一致的輔助車輛。根據(jù)以上原則,同時參考礦山固定機械有關內(nèi)容,確定選用以下固定設備。 (見下表)表 631b 蓄電池式電機車主要技術特征表配套電機型號粘著質(zhì)量(t)軌距(mm)軸距(mm)速度Km/s型號功率(Kw)電壓(V)外形尺寸XK6/110-1A8600110010.5ZQ212111045001060155042表 631c 礦車主要技術特征表名稱型號名義載重(t)最大載重(t)軌距(mm
60、)軸距(mm)緩沖器外形尺寸(mm)自重(Kg)1t 固定箱式礦車MGC1.16A1/600550單列彈簧式20008801150592PRC人車PR464 人/600/19009501566/1t 材料車MC16A12600550單列彈簧式200088011504946.3.26.3.2 運輸方案的選擇運輸方案的選擇工作面采出的煤由刮板輸送機運到區(qū)段運輸巷,再由膠帶輸送機和轉(zhuǎn)載機運到運輸大巷,運輸大巷的煤由強力鋼蕊式膠帶輸送機運到煤倉。大巷輔助運輸可選用 1t 噸固定礦車運矸石,材料車運材料和人車運人。6.3.36.3.3 列車組成的計算列車組成的計算在確定電機車粘著質(zhì)量及礦車形式之后,可以
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