煤炭有限责任公司老鹰岩井辅助提升系统改造设计方案

前言一、矿井概述内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井位于资中县城南西210，直线平距66KM，矿区中心地理坐标为东经1044550，北纬293000。行政区划属双河镇长堰村所辖。距资中威远的省道交通干线仅2KM，并有乡村公路与主干线相连，距资中县城16KM，资（中）泥（河）铁路从矿区通过，并建有双河车站，交通方便。我院受内江市双鹰煤炭有限责任公司的委托，于2007年8月完成了内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井扩建工程初步设计工作，矿井采用立井斜井综合开拓方式，中央并列通风方式，抽出式通风方法；矿井设计生产能力300KT/A（下元炭煤层生产能力150KT/A，高炭生产能力150KT/A），服务年限为约24A。该矿扩建工程于2008年11月竣工投产，四川省经济委员会组织专家进行验收，以川经煤炭函20081342号四川省经济委员会关于内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井扩建工程综合竣工验收和煤炭生产许可证颁证条件验收的批复，于2009年1月获得新的煤炭生产许可证，其证号为205110254003，有效期至2014年10月。由于该矿井高炭煤层资源已经枯竭，为了持续、稳定矿井生产规模，双鹰公司决定将原高炭煤层工作面移至下元炭煤层开采，因立井无法满足矿井提升、通风能力的需要，为了解决这一突出的严重矛盾，提高运输系统的能力，对提升系统的改造已迫在眉睫。因此，该公司决定对老鹰岩井辅助提升系统系统进行改造，受内江市双鹰煤炭有限责任公司的委托，我院承担内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井辅助提升系统改造设计。内江市双鹰煤炭有限责任公司是一个全民股份所有制企业，其公司管理和技术力量较雄厚，有较为丰富的生产管理和安全管理经验，特别是具有开采下元炭煤层的经验，有一支从事煤矿生产的专业队伍，为该矿井进一步开发提供了人力资源。综上所述，设计认为，内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩矿井辅助提升系统改造，已具备充分必要条件，因而是可行的。二、编制设计的依据1、内江市双鹰煤炭有限责任公司“设计委托书”；2、采矿许可证；3、生产许可证；4、安全生产许可证；5、川经煤炭函20081342号关于内江双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井扩建工程综合竣工验收和煤炭生产许可证颁证条件的批复。6、煤炭工业小型煤矿设计规定、煤矿安全规程和建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与煤开采规程。7、内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井提供的其它相关资料；8、煤炭工业小型矿井设计规范（GB503992006）；9、煤矿安全规程（2009年版）；10、国家工程建设有关的设计规范、技术规程等。三、设计编制的指导思想认真贯彻执行煤炭工业小型矿井设计规范（GB503992006）、煤矿安全规程及相关规定，结合矿井实际情况，遵循“技术可行、安全可靠、方便实用、经济合理”的原则，尽量采用与矿井相适应的技术、工艺、设备，做到布局合理，系统完善，环节畅通，使矿井达到正规、安全、稳定生产。四、项目投资及建设工期内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井辅助提升系统系统改造工程建设静态概算投资为129705万元。其中井巷工程114347万元设备及工具器购置费5681万元安装工程包括线缆工程1193万元工程预备费8485万元吨煤静态投资4324元/T建设工期120月五、问题与建议1、本设计为老鹰岩井辅助提升系统改造专项设计，矿井生产和安全不属于此次设计范围，其相关内容以原初步设计和安全专篇为准。2、矿井须家河二段石英砂岩中，含油、含气、含盐，压力高，具有喷出性，施工中应采取切实可行措施进行防治，以防患于未然。3、该井存在铁路下压煤，按一般地表变形规律，（采深、采厚比达250倍），预计不会构成危险，但应建立地面岩层移动观测站，通过实测确认，并按有关规定执行。4、本设计为该矿井的辅助提升系统改造设计，提供了主要机电设备及器材目录，本着尽量利用现有设备的原则进行设计选型，建议对照现场现有的设备器材，本着缺啥买啥的原则购置，以免浪费。第一章矿井基本条件第一节概况一、地理概况老鹰岩井位于资中县城210方向、直距66KM，属资中县双河镇长堰村管辖。矿区中心点地理坐标为东经1044550，北纬293000，矿区范围面积123597KM2，准采高炭、下元炭1、下元炭2煤层，高炭煤层准采标高为320203M；下元炭1、下元炭2煤层准采标高50228M。矿区距资中威远的省道交通干线仅2KM，并有乡村公路与主干线相连，距资中县城16KM，资（中）泥（河）铁路从矿区通过，并建有双河车站，交通方便。详见交通位置图211。二、地形地貌及气象条件井田处于四川盆地中部，地形为西北高、东南低，起伏较小的丘陵地带。最高点为西部的莲花寨，海拔标高710M；最低点为东南部的葫芦寺，海拔标高360M，相对高差350M。一般标高400500M，无明显分水岭，呈低山丘陵地貌特点。据资中县气象站近年资料，全年阴天数达241D，晴天数达17D，无霜日335D；全年日照时数1263H，年平均气温174。年降雨量10376MM，夏季达580MM，冬季仅44MM，年蒸发量11755MM。降雪日数多年平均不足1D。相对湿度年平均80。全年八级以上大风日数为43D，最大风速19M/S，一般12M/S，风向多为偏北风。图211老鹰岩井交通位置图三、水系及主要河流区内属沱江水域，区内无大的河流，仅有双河、断桥沟、玉河沟等山区小溪沟，由大气降水补给，水位涨落随季节变化甚大。双河流量00125299M3/S，其余溪沟流量为00013268M3/S。四、人文状况井田内较大的场镇有双河镇、宋家乡。本区人口密度较大，工农业生产都较发达。工业主要有钢铁、矿山机械修造、水泥、食盐、煤炭等。农业盛产水稻、小麦、油菜、花生。五、环境状况由地形地质图分析，矿区范围内尚未发现有较大规模崩塌、滑坡体，建议矿山企业加强对地表地质灾害隐患排查、观测工作，实现矿老鹰岩井山开发与环境保护协调发展，实践科学发展观。六、地震烈度根据中国地震动参数区划图（GB183062001）及建筑抗震设计规范（2008版）（GB500112001），资中县境内抗震设防烈度为度，设计基本地震加速度值为005G，设计地震第一组。第二节资源条件一、矿区地层区内地表出露地层为侏罗系中下统自流井组（J12Z）、侏罗系中统新田沟组（J2X）及第四系（Q），且埋深较大（600700M）。现将地层由新到老分别简述于下。（一）第四系（Q）厚07M，主要分布于山间冲沟两侧和地势低洼地带，堆积物主要为风化残坡积砂、粉砂、粘土、块碎石土及少许冲积层。（二）侏罗系中统新田沟组（J2X）区内仅见其下部，灰色长石石英砂岩，平均厚10M，砂岩之下有时见一层由油质砂岩、钙质胶结的砂岩等角砾岩，角砾岩厚1M。与下伏J12Z呈假整合接触。（三）侏罗系中下统自流井组（J12Z）在区域上可分为三段，即大安寨段、马鞍山段和东岳庙段。大安寨段（J12Z3）厚26M，上部为灰色厚层泥质灰岩，间夹钙质泥岩、泥岩；下部由黄灰、紫灰色钙质粘土夹灰色泥岩构成。马鞍山段（J12Z2）平均厚112M，上部为紫红、灰、绿色泥岩夹泥灰岩，厚55M；中部为灰黄色薄中厚层长石石英砂岩，厚7M；下部为紫红、灰绿色粘土岩，有时夹黄灰色泥质砂层，厚50M。东岳庙段（J12Z1）厚25M，由浅灰、深灰色薄中厚层泥质灰岩，夹灰绿色、浅黄色薄层泥岩、钙质泥岩组成。（四）侏罗系下统珍珠冲组（J1Z）厚28M，由紫红色砂质泥岩和褐黄色泥岩夹灰色、灰绿色薄层中细粒长石石英砂岩组成。（五）三叠系上统须家河组（T3XJ）区内含煤地层，共分为六段，地表可见第五、六段。第六段（T3XJ6）厚4937M，以泥岩、砂质泥岩和砂岩为主，底部含14层煤线，分别为老顶炭、泡炭、硬炭，仅硬炭局部可采。第五段（T3XJ5）厚170M，以长石石英砂岩为主，夹少量泥岩、砂质泥岩。砂岩底部有时夹12层厚约04M角砾岩。第四段（T3XJ4）厚约82M，由灰黑色炭质泥岩、砂质泥岩为主，夹粉砂岩、细砂岩，有时呈互层状产出。赋存有井田内次要可采煤层高炭煤层，复合结构、煤质差，厚度变化大（0135M）。第三段（T3XJ3）厚5715M，由深灰色中粒长石石英砂岩夹泥岩组成，底部有一层厚约007M砾岩状菱铁矿。第二段（T3XJ2）厚466M，灰黑色砂质泥岩、泥岩夹较多薄层粉砂岩和细砂岩，其上部有时夹12层煤线。第一段（T3XJ1）厚75M，以黑色碳质泥岩、砂质泥岩为主，夹砂岩、泥质砂岩，底部见灰褐、灰绿色泥岩、碳酸盐岩、角砾岩。区内主要含煤段之一，产下元炭（分为下元炭1和下元炭2）、中元炭和上元炭。其中下元炭2较稳定。与下伏T2L呈假整合接触。二、矿区构造井田在区域构造上位于资威穹隆背斜东部的倾没端部位，倾伏角约3。背斜轴呈NE向延展。背斜两翼皆有次级小型褶皱，尤以背斜轴部附近为甚，在开采中应引以注意。在井田内共见断裂5条，其中F1地表迹象明显，其余为施工过程中发现的隐伏断裂。现择其要者简述与后。F3逆断层呈NNESSW延伸，长920M。断距近10M，位于断层之上138号孔为井田内四大喷气、喷水钻孔之一，更为严重的是在该断层SW约500M处131号孔喷气、喷水更为厉害，当钻孔揭穿T3XJ1砂岩后，地下水喷出地表达1614M，并喷出数吨原油和盐卤等。F4正断层呈NEESWW延伸840M，推测断距近10M，断层带上162号孔喷气、喷水厉害，在井深44404M处遇天然气无法下钻。断层以北400M处161号孔，尽管离断层较远，喷气、喷水现象也十分明显。F5逆断层出露于矿区北侧勘探线上，呈SEENWW延伸，长1100M，倾向SW，断距10M。141钻孔揭露该断层，在井深534953695M岩芯异常破碎，且有涌水现象。综上可见，该区隐伏断裂及其附近地区是采煤作业的最大安全隐患区，加之下伏T2L为含油、含气层，更加大了危险因素的存在。总体来说，矿区地质构造复杂程度属中等类型。三、煤层、煤质（一）含煤性区内含煤地层为三叠系上统须家河组（T3XJ），含煤层和煤线较多，具有工业价值者仅为下元炭、中元炭和高炭煤层，呈层状或似层状展布，延伸不稳定，厚度变化大。（二）可采煤层特征高炭煤层为井田内次要可采煤层，赋存于T3XJ4上部，系复合结构，有05层夹矸，一般23层，厚0135M，平均083M。中元炭煤层赋存于T3XJ1中、上部，煤厚0124M，平均011M。仅局部范围内可达工业厚度。下元炭2煤层为区内主采煤层，赋存于T3XJ1中部，煤质较好，层位相对稳定。煤层厚度0092M，平均037M；可采范围内煤层厚度可达040070M。含12层夹矸。下元炭1煤层赋存于T3XJ1下部，局部可采煤层，平均厚018M，局部可达070M。可采范围内煤层厚度058077M，主要分布于双河镇北侧1KM的局部地带。下元炭1煤层距下元炭2煤层005648M，平均220M；下元炭2煤层距高炭煤层平均20216M。（三）煤质高炭煤层呈黑灰灰黑色，以暗煤为主，亮煤次之，亮煤呈条带状分布于暗煤之中，性硬多呈块状，光泽属暗淡至半暗淡型。下元炭2煤层呈黑色，以亮煤为主、暗煤次之，暗煤呈条带状，呈光亮至半光亮型；下元炭1煤层呈黑色，以亮煤为主，暗煤次之，夹线状镜煤及丝炭，为光亮至半光亮型。根据储量核实报告，各可采煤层原煤化学分析结果见表221。表221各可采煤层化学分析成果表项目煤层灰分AD（）挥发分VDAF（）全硫ST,D（）磷PD（）发热量QGRD（MJ/KG）高炭325839332000030106000422062下元炭22275244911801062206226962下元炭1117126641777252702111501062139331024（四）煤的分类及工业用途根据表煤炭质量分级国家标准（GB/，区内高炭煤层属高灰、特低中硫、低热值煤；下元炭2煤层属中灰、中硫、低高热值煤；下元炭1煤层属低中灰、特低中硫、低高热值煤。根据中国煤炭分类国家标准（GB575186），高炭煤层属一二号气肥煤（QF），可作动力、民用及发电用煤等；下元炭2、下元炭1煤层属1/3焦煤（1/3JM），洗精煤为冶金炼焦用煤，中煤用于发电。四、水文地质条件区内主采煤层高炭、下元炭赋存于T3XJ5、T3XJ1，因此，区内主要充水含水层为可采煤层顶板T3XJ5、T3XJ1砂岩裂隙含水层。须家河组第五段（T3XJ5）以细中粒长石石英砂岩为主，为裂隙含水层，地表仅在沟谷中出露上、中段，有泉井9个，老窑水17个，较大水池5个，泉流量一般00060015L/S。CK17、144号钻孔抽水试验，单位涌水量分别为000027、000021L/SM，富水性较弱。水质为HCO3NAK型水，是开采高炭煤层时主要充水段。须家河组第一段（T3XJ1）上部为中粒长石石英砂岩，钻孔揭露该含水层时，喷气、油、涌水者较多，131号孔钻进该层顶部时，喷气、涌水，水位高出地表达1614M，并喷出数吨绿色原油；162号孔在T3XJ1上部长石石英砂岩（井深44404M）喷气、涌水；159号孔抽水试验，稳定水位高出地表4168M，水位降低16445M，单位涌水量0001284L/SM，并有少量气体逸出，水质为CLKNACA型水。是未来开采下元炭煤层时主要充水水源。另外，大气降水为区内地下水主要补给来源，老空水、断层破碎带水以及未封闭或封闭不良钻孔水为老鹰岩井主要充水因素，因此，老鹰岩井水文地质条件属中等类型。根据矿井提供资料，高炭煤层正常涌水量25M3/H，最大涌水量35M3/H；开采下元炭煤层枯水期矿井中涌水量约400600M3/D，雨季涌水量约1800M3/D。五、其它开采技术条件（一）煤层顶、底板情况高炭煤层顶板为灰黑色泥岩、砂质泥岩，厚0475M，平均100M，底板为灰黑色泥岩、砂质泥岩夹薄层泥质粉砂岩，厚370M。下元炭2煤层顶板上部为灰黑色泥岩、砂质泥岩，中、上部为细砂岩，厚3721172M，平均614M，顶板上2194M为浅灰色细中粒长石石英砂岩夹12层泥岩、砂质泥岩，含油、气、盐卤。底板为灰黑色泥岩、砂质泥岩夹薄层泥质粉砂岩，有时含油，下部为浅灰色细中粒长石石英砂岩，厚005648M，平均220M。下元炭1煤层顶板为深灰灰黑色泥岩、砂质泥岩，有时含油，厚005648M，平均220M，底板为粘土质泥岩、石英砂岩，层位稳定，厚01116M，平均307M。（二）瓦斯根据内江市安全生产监督管理局（内安监救援【2009】218号）关于全市矿山瓦斯等级鉴定结果的通知，内江市双鹰公司老鹰岩井2009年绝对瓦斯涌出量为1185M3/MIN，相对瓦斯涌出量为2858M3/T，属高瓦斯矿井。（三）煤的自燃倾向及煤尘爆炸危险性根据四川省煤炭产品质量监督检验站2003年12月31日提交的报告，高炭煤层自燃倾向性等级为类，属自燃煤层；根据重庆煤炭质量监督检验站2005年1月19日提交的报告，下元炭2煤层自燃倾向性等级为类，属容易自燃煤层。各煤层均有煤尘爆炸危险性。（四）地温及冲击地压根据矿山周边矿井向家寨煤矿的资料，本区地温梯度小于3/100M，即地温增温级大于33M/，属地温正常区。根据地质报告和矿井实际揭露情况，并参照邻近同一井田开采同一煤层资料，井田属地压正常区，受冲击地压威胁可能性较小。第二章井田开拓第一节井田境界及储量一、井田境界内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩寺井位于资中县双河镇内。1987年建井，1990年投产。老鹰岩井现持采矿许可证是在2004年10月8日，由四川省国土资源厅颁布发的采矿许可证，证号为5100000420872。企业经济类型为有限责任公司。矿区范围共由42个拐点组成，准采高炭、下元炭1、下元炭2煤层，各拐点坐标如表211，面积123597KM2，高炭采高为320203M；下元炭1、下元炭2采高50M228M。表211内江市（老鹰岩井）采矿证拐点坐标一览表矿区拐点号X坐标Y坐标拐点号X坐标Y坐标1328156535477300632837903547867023281870354772073283130354784753328304035477520832829903547790043283120354768159328268035477795高炭532843403547788010328240535478215132819503548015017328551035477270232808303547860018328586035477510332818403547760019328587035479315432815653547730020328649035479260532818703547702021328706535479480632827703547741522328731035478725732830403547745823328737535478580832831203547682024328766035478270932840303547762525328812535478780103284665354775502632881103547907011328511535477340273287830354794651232850203547833028328740035479760133285390354786152932861353547996014328519035478160303284990354799401532854603547786031328351535479750下元炭1下元炭21632855803547766532328278035479190井田范围无相连的小煤窑，在井田西南方向有葫芦寺矿业公司，与本井有50M矿界煤柱相隔，在井田北部有兴达煤业公司，与本井之间有300M无煤冲刷带相隔。互无水力联系，对本井无影响。故矿权上无争议或纠分。二、储量1、地质储量根据四川省地勘局区域地质调查队2003年6月提交的四川省资中县资威煤田内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩矿井下元炭储量核实报告，在新增划下元炭煤层采矿权范围内，共核实111B331332级储量8192K。根据四川省地质矿产公司2007年9月提供的内江市双鹰煤炭有限责任公司（老鹰岩井）高炭资源储量核实报告，在高炭煤层开采范围内，共核实122B333级储量16512KT。2、工业资源/储量矿井工业资源/储量应为地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111B和122B、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部。本矿井构造简单，333储量可信度系数按08计取，则矿井工业资源/储量为97562KT。各煤层工业资源/储量计算如下下元炭工业资源/储量111B3313326494038601312081920KT高炭工业资源/储量122B333K1216243500815642KT3、矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量应为矿井工业资源/储量减去计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑等永久煤柱。根据本矿煤层赋存位置及条件，矿井构造简单，无大的断层；地面仅一条小河和支线铁路通过，但煤层埋藏较深，开采对其影响应较小，无需留设其他煤柱（国土资源部门划界时已留煤柱）；因此矿井设计资源/储量即为矿井工业资源/储量。4、矿井设计可采储量矿井设计可采储量应为设计资源/储量减去主要井巷等煤量后与带区回采率的乘积，取带区回采率93经计算，现矿井设计可采储量为约72168KT。第二节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井年工作日为330A，每天三班作业，两班采煤，一班准备，三班掘进。二、矿井设计生产能力矿井设计生产能力，系根据地质勘探程度和井田地质构造，储量、煤层生产能力、开采技术条件及市场供需情况等因素确定。2003年，通过技术改造，将原煤生产能力由90KT/A增至150KT/A，提升、通风、排水、运输等主干系统按210KT/A设计。当时预计投产时高炭煤层将开采完毕，而其生产能力全集中于下元炭。但根据矿井生产揭露和对地质勘探工作的加强，矿井原高炭煤层尚余较多储量，根据该矿2006年生产能力核定报告，高炭煤层生产能力为210KT/A，尚可服务8年左右；而原90KT/A增至150KT/A的扩建工程完毕后，高炭尚余较多资源。为合理利用已形成的高炭煤层和下元炭煤层生产系统，做大做强企业，设计拟对全矿井生产能力进行调整，拟将生产能力进一步扩大至300KT/A，下元炭生产能力不变仍然维持150KT/A，高炭煤层生产能力调整至150KT/A，待高炭煤层开采完毕后，利用下元炭进行接替。三、矿井及水平服务年限TKAZK式中ZK矿井（或水平）的可采储量，万T；A矿井（或水平）设计生产能力，万T/A；K储量备用系数，取K13。经计算，矿井扩建投产后至50年期间，矿井生产能力为300KT/A；50年后，矿井生产能力为210KT/A，可采期为190年；全矿总服务年限为240年，矿井服务年限基本满足设计规范的要求。第三节井田开拓一、矿井开拓方式矿井现为立井斜井综合开拓方式，立井担负矿井进风、运煤、行人等任务，斜井担负矿井进风、材料、矸石运输等任务，回风斜井担负矿井回风任务。二、水平划分根据煤层赋存情况和本矿井装备水平，由于井田倾斜长度6KM较长，阶段斜长按500600M左右划分，全矿井共划分3个水平，即高炭237M水平、下元炭90M水平、下元炭180M水平，但考虑到下元炭0M以上尚有少量资源，增设一0M辅助水平。三、大巷布置本矿井主采煤层下元炭2和局部开采煤层下元炭1均属极薄薄煤层，且间距较近，平均2M左右。根据目前施工揭露，下元炭煤层底板为砾岩，而下元炭煤层和高炭顶底板为砂岩或砂质页岩，易于施工和维护，根据邻近矿井经验，设计拟将运输大巷和回风大巷均布置在煤层中。四、带区划分及开采顺序（一）带区划分根据该矿煤层赋存情况、井型和技术水平，设计以人为边界和自然边界相结合方式划分条带。沿走向每隔800M左右划分一个带区。每个带区倾斜长500800M，走向宽800M。每个带区布置4个对拉工作面。全矿下元炭共划分为22个带区。（二）开采顺序本矿下元炭煤层有两层，即下元炭1、下元炭2。对于下元炭2和下元炭1煤层，则采用自上而下开采，即先开采下元炭2，然后开采下元炭1。带区采用前进式开采，采煤工作面后式开采，以井筒为基准向东西两翼边界方向进行开采。水平间一般采用下行式开采方式。第三章带区布置及装备第一节带区布置一、移交生产和达到设计能力时的带区数目，位置和工作面生产能力计算该矿开采两层煤高炭和下元炭，层间距约280M。辅助提升系统改造结束后，高炭煤层资源已经枯竭，因此，本设计在下元炭煤层置三个对拉工作面。根据下元炭煤层赋存情况及开采技术条件，按倾斜条带布置，矿井改建移交生产和达到设计生产能力需布置三个条带在0M辅助水平XW2201带区布置一个对拉工作面，在90M水平XE1101、XE1102带区各布置一个对拉工作面。见图F22251631。矿井投产时和达产时，由XW2201、XE1101、XE1102三个带区（每个带区一个对拉工作面）保证矿井300KT/A的设计生产能力。三个带区三个对拉工作面生产能力按下面计算ALMRC69020004516097964KT/A式中AX一个对拉工作面的生产能力，KT/A；L工作面年推进度，690M；一个对拉工作面长度，200M；M煤层平均厚度，045M；R煤的容重，16T/M3；C工作面回采率，97。考虑5的掘进出煤，XW2201带区、XE1101和XE1102带区共三个对拉工作面生产能力A2X3105AX31059643037KT/A上述计算表明，矿井布置三个对拉工作面（倾斜条带）能达到3037KT/A的矿井设计生产能力。二、开采顺序根据矿井的现状及主井井筒的位置，为节约投资，设计决定（立井井筒）东西两侧均采用带区前进开采。该矿系高瓦斯矿井，且瓦斯主要来源于采空区，为有利于采空区瓦斯的排放，设计决定倾斜条带（工作面）均采用后退式回采。第二节采煤方法一、采煤方法的选择及其依据（一）采煤方法的确定本井田内地质构造及水文地质条件均较简单，煤层倾角为34，仅井田西南端局部倾角5。矿井开采的煤层（下元炭2和下元炭1）的顶板多为泥岩或砂质泥岩，厚度不稳定，其性脆易风化，开采中极易冒落，较难管理。根据上述开采技术条件及该矿多年来的生产经验，本矿井确定采用倾斜长壁采煤法。全部冒落法管理顶板。（二）工作面长度的确定本矿井为近水平极薄煤层，设计可采煤层为下元炭煤层。下元炭煤层亦系复合煤层，含夹矸12层；层位相对稳定，储量计算范围内平均纯煤厚045M；采高08M。根据高炭煤层和下元炭煤层平均煤厚及采高，在参考类似矿井的基础上，结合该矿以往的生产经验。各带区对拉工作面长确定为200M（100M2）。二、工作面采煤、装煤、运输方式及设备选型该矿井设计生产能力300KT/A，属小型矿井。由于开采的下元炭为极薄煤层，且均为复合煤层。移交生产和达产需三个对拉工作面XW2201带区、XE1101和XE1102。平均纯煤厚045M；采高为08M。根据目前省内开采极薄煤层的实际生产水平，并结合该矿以往的实际生产经验，设计下元炭煤层回采工作面采用MG100TP采煤机落煤，工作面安装SGD420/22刮板运输机将煤炭运至运输斜巷中的SGD420/30型刮板运输机上再由皮带外运。三、工作面支架及顶板管理方式下元炭煤层回采工作面选用DZ0830/100单体液压支柱配HDJA800铰接顶梁支护，采用全部冒落法管理顶板，工作面夹矸用于回风斜巷沿空留巷砌筑和充填采空区。四、采煤工作面循环环数，日进度、年进度采煤工作面每天3个循环，循环率按87计，一个循环进08M，月进度575M，年进度690M。五、条带及工作面回采率经计算，带区回采率为95，工作面回采率为97，符合规范规定。六、生产时主要材料消耗指标生产时要材料消耗指标如下雷管7500发/万T；炸药2500KG/万T；钢材10T/万T；木材30M3/万T第三节巷道掘进一、巷道断面及支护形式根据各巷道围岩性质，服务年限、运输、行人、通风等因素综合考虑确定。轨道暗斜井、水平运输大巷、回风斜井等为半圆拱，锚喷支护。工作面运输巷、工作面回风巷等采用梯形断面，金属支架支护。详见巷道断面图册F2225122。二、掘进工作面个数、掘进机械设备配备矿井扩建投产时，3个对拉工作面回采，6个掘进工作面掘进。各掘进工作面各配备风动凿机（YT27）2台，全液压侧卸式装岩机（ZCY45）1台，局扇（BKJ552）1台，泥浆泵1台，混凝土喷射机1台。四、采掘比例关系和矸石率予计矿井达产时，3个对拉工作面回采，6个掘进工作面掘进，采掘比为36，根据确定的巷道掘进指标计算，回采工作面接替准备时间是充裕的。预计矿井的掘进出矸率为20。五、井巷工程量和移交生产的三个煤量井巷工程量见表331表331井巷工程量汇总表长度M掘进体积M3顺序项目名称断面形状支护方式煤半煤岩计掘进断面积M2煤半煤岩计一带区12360M轨道暗斜井半圆拱锚喷558558101563585635820M轨道石门半圆拱锚喷30630687266222662230M辅助水平运输大巷半圆拱锚喷46646691424064240642M回风大巷半圆拱锚喷410410722952029520590M0M轨道暗斜井半圆拱锚喷2502508721750217500M辅助水平回风斜巷半圆拱锚喷575575724140041400690M西主石门半圆拱锚喷6066068752722527227工作面运输巷梯形金支6336335836714367149工作面回风巷梯形金支1265126558733707337010工作面开切眼矩形单体支柱200200275400540011其它梯形金支200200581160011600合计5469397860第四节移交标准及建井工期本矿井扩建投产时移交3个带区，3个对拉工作面。工作面总长度476638M，井巷工程总长度5469M，掘进总体积39786M3。详见表331。辅助提升贯通路线长2166M，贯通工期120个月，若需形成XW2201带区XM220101、XW220102对拉工作面，则施工工期为160个月。第四章矿井通风与安全第一节矿井通风一、矿井瓦斯、煤尘、煤层自然发火、地温及冲击地压（一）矿井瓦斯1、瓦斯等级根据内江市安全生产监督管理局（内安监救援【2008】218号）关于全市矿山瓦斯等级鉴定结果的通知，内江市双鹰公司老鹰岩井2008年绝对瓦斯涌出量为1185M3/MIN，相对瓦斯涌出量为2858M3/T，属高瓦斯矿井。根据矿井开采下元炭实际情况，矿井下元炭瓦斯主要来源于采后破坏的煤层顶板须家河组二段砂岩含油含气层及掘进巷道遇裂隙导通雷口坡灰岩裂隙含气层。另外，本煤层瓦斯涌出、邻近煤层瓦斯涌出、围岩裂隙中瓦斯涌出也是下元炭瓦斯来源之一。据矿方提供的资料，该矿下元炭采煤工作面风排瓦斯量为385M3/MIN，工作面瓦斯抽采纯量为175M3/MIN，属高瓦斯矿井。2、矿井瓦斯涌出量预测根据上述资料分析，双鹰公司老鹰岩井二00八年度开采下元炭煤层标高在90M以上，地面标高为430M以上，开采平均深度在450M以上，都处于瓦斯风化带以下，故按下式确定A值A（H1H0）/Q1Q0式中H1瓦斯带内1水平的开采深度，M；H0瓦斯风化带深度，M；取60M。Q1在H1深度开采时的相对涌出量，M3/T；Q0瓦斯风化带的相对涌出量，M3/T；取2M3/T。代入数据得A（45060）/285821467M/（M3/T）。预计矿井技改投产时开采XE1101、XE1102、XW2201带区，开采最大深度为4968M，预计矿井相对瓦斯涌出量为Q（496860）/146723178M3/T。根据周围生产矿井瓦斯等级签定相关参数，采用矿山统计法预测矿井瓦斯涌出量为3178M3/T，绝对量为2008M3MIN，此时采煤工作面瓦斯涌出量为56M3MIN，以此参数确定采煤工作面抽采和配风。（二）煤尘爆炸性根据四川省煤炭产品质量监督检验站2003年12月31日提交的报告，该矿所采高炭煤层有煤尘爆炸危险；根据重庆煤炭质量监督检验站2005年1月19日提交的报告，该矿所采的下元炭2有煤尘爆炸危险。因此在生产中必须采取除尘措施，设置隔爆设施，以防煤尘爆炸。（三）煤的自燃倾向性根据四川省煤炭产品质量监督检验站2003年12月31日提交的报告，该矿所采高炭煤层煤的自燃倾向性为自燃；根据重庆煤炭质量监督检验站2005年1月19日提交的报告，该矿所采的下元炭2煤层煤的自燃倾向性为容易自燃。因此在生产中必须采取防治自燃发火措施。（四）地温据矿井生产揭示，区内无地温异常区，井下温度较低，无热害危及矿井安全生产，据地质资料，深部区域也无地温异常区。五冲击地压矿井无冲击地压显现，属正常地压矿井。二、矿井通风方法及通风方式（一）通风方法由于该矿为高瓦斯矿井，选择抽出式通风方法通风。（二）通风方式矿井采用中央并列式通风方式。采煤工作面采用“W”型通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。三、风井数目、位置、服务范围及服务时间矿井目前有3个井筒，即主立井、斜井和436M回风斜井。主立井和斜井进风，436M回风斜井回风。436M回风斜井服务于整个矿井的开采时期。矿井技改后井筒不变。四、矿井总需风量、总阻力计算矿井风量计算方法依据煤矿安全规程和采矿工程设计手册，矿井技改后按照3个倾斜长壁对拉采煤工作面，6个掘进工作面，满足生产能力300KT/A进行计算。（一）矿井总需风量计算1、按井下同时工作的最多人数需要风量计算Q4NK式中N井下同时工作的最多人数，人；4每人每分钟供风标准，M3/MIN人；K矿井通风系数，矿井采用中央并列式通风，取125；Q427012513503/MIN225M3/S2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算Q（Q采Q掘Q硐Q它）K式中Q采、Q掘、Q硐、Q它分别为采煤工作面、掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维修巷道所需风量的总和，M3/MIN；K矿井通风系数，矿井采用中央并列式通风，取125。（1）采煤工作面需风量计算按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q采100Q采KC式中Q采对拉采煤工作面供风量，M3/MIN；Q采对拉采煤工作面绝对瓦斯涌出量，M3/MIN。下元炭煤层瓦斯涌出量为56M3/MIN，煤层瓦斯抽采按3125（矿井目前实际抽采率），瓦斯抽采量为563125175M3/MIN，风排量为56175385M3/MIN。KC工作面瓦斯涌出不均衡系数,取16。经计算，每个对拉采煤工作面Q采6160M3/MIN。按炸药使用量计算因该矿井采煤工作面为机采，采煤工作面只需少量炸药，故该项不进行风量计算。按工作人员数量计算Q采4NC式中4每人每分钟供风标准，M3/MIN人；NC每个采煤工作面同时工作的最多人数，取30人。经计算，每个采煤工作面Q采为120M3/MIN。按工作面温度计算Q采60VCSCKI式中VC回采工作面适宜风速，取12M/S；SC回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，下元炭取32M2；KI工作面长度系数，取10。经计算，下元炭对拉工作面Q采462M3/MIN。按风速验算15SCQ采240SC式中SC回采工作面平均有效断面，有效断面在32M2，每个对拉采煤工作面取以上计算风量的最大值6160M3/MIN。经验算，所配风量符合要求。（2）掘进工作面需风量计算按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q采100Q掘KD式中Q掘掘进工作面供风量，M3/MIN；Q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，M3/MIN，根据矿井生产实际下元炭煤层取075M3/MIN计算。KD掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮掘工作面取20；经计算，每个掘进工作面Q掘150M3/MIN。按炸药使用量计算Q掘25AJ式中AJ掘进工作面一次使用最大炸药量，取5；经计算，每个工作面Q掘125M3/MIN。按局部通风机吸风量计算Q掘QFIKF式中QF掘进工作面局部通风机额定风量，取120M3/MIN；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；KF风量备用系数，取143。经计算，每个掘进工作面Q掘1716M3/MIN。按工作人员数量计算Q掘4NJ式中4每人每分钟供风标准，M3/MIN人；NJ掘进工作面同时工作的最多人数，取10人。经计算，每个工作面Q掘为24M3/MIN。按风速验算15SJQ掘240SJ式中SJ掘进工作面巷道过风断面，M2。掘进工作面取以上计算风量的最大值1716M3/MIN，经验算，所配风量符合要求。（3）硐室配风量计算采区变电所、爆炸材料库及机车充电变流硐室为独立通风硐室。采区变电所配风量计算矿井采区变电所为独立供风硐室，按采区变电所运行的变压器发热量进行计算Q硐变TPCW603Q硐变采区变电所供风量,M3/MIN；3600热功当量，1KWH3600KJ；W采区变电所中运行的变压器总功率按全年中最大值计算，KW，本矿每个采区变电所中运行的变压器总功率为280KW；变压器发热系数，取003；空气密度，取12/M3；CP空气的定压气热，取1000KJ/K；T采区变电所进回风温差，本矿采区变电所进回风温差为4。Q硐变105M3/MIN，360214本矿共有3个采区变电所Q硐变315M3/MIN。爆炸材料库配风量计算按库内空气每小时更换4次计算Q硐爆604VQ硐爆爆炸材料库硐室供风量，M3/MIN；4爆炸材料库总容积的倍数；V爆炸材料库总容积，1500M3；60每小时分钟数。Q爆100M3/MIN41506充电硐室配风量计算按其回风流中氢气浓度小于05计算。Q硐充200QDQD充电硐室在充电时产生的氢气量，M3/MIN，取07M3/MINQ硐充200072280M3/MINQ硐Q硐变Q硐爆Q硐充315100280695M3/MIN（4）其它维修、行人巷道配风量计算矿井技改投产时其它维修、行人巷道配风Q它为600M3/MIN。矿井技改投产时总需风量为Q技改（616317166695600）125521575M3/MIN8693M3/S取870M3/S3、矿井风量分配矿井技改投产时，3个对拉采煤工作面、6个掘进工作面，根据用风地点的实际需要配风如下每个对拉采煤工作面配风120M3/S，采煤工作面共配风360M3/S；每个掘进工作面配风40M3/S，6个掘进工作面共配风240M3/S，硐室和其它维修行人地点共配风270M3/S。矿井总风量为870M3/S。矿井技改投产时风量分配见表541。（二）矿井通风总阻力计算1、通风摩擦阻力计算公式如下H23QSPLA式中H通风摩擦阻力，PA；井巷摩擦阻力系数，NS2/M4L井巷长度，M；P井巷净断面周长，M；Q通风井巷的风量，M3/S；S井巷净断面面积，M2；通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15。经计算，矿井技改投产时，回风斜井通风阻力为1417PA详见表522，风量为870M3/S。表441矿井技改投产时风量分配表用风类别用风地点配风量（M3/S）XW220101采煤工作面60XW220101采煤工作面60XE110101采煤工作面60XE110102采煤工作面60XE110201采煤工作面60XE110202采煤工作面60采煤小计3601掘进工作面402掘进工作面403掘进工作面404掘进工作面405掘进工作面406掘进工作面40掘进小计240带区变电所（三个）60爆破材料库30充电变流硐室（二个）60硐室小计150联络巷及回风巷（六条）120其它小计120合计8702、矿井自然风压和矿井总阻力由于矿井采用立井斜井综合开拓，主立井井深为522M，已超过400M，需计算矿井的自然风压，自然风压计算如下采用平均密度法计算自然矿井风压21EHZG式中HE矿井自然风压，PA；Z进、回风井间空气柱的垂直高度522M；1进风侧空气柱的平均密度，KG/M3；2回风侧空气柱的平均密度，KG/M3；其中；034827IPTG重力加速度,取98M/S2；PI进风侧（地表）平均大气压力为101000PA，回风侧平均大气压为100800PA；T温度，进风侧空气柱的平均温度为21，回风侧空气柱的平均温度为24。111971034827211849670PA5281784EH则矿井技改投产时H易1417PA67PA1350PAH难1417PA67PA1484PA经计算矿井技改投产时通风阻力容易为1350PA，困难为1484PA。（三）对矿井通风状况的评价1、矿井通风的总风阻矿井技改投产时R01961NS2/M82QH2、矿井等积孔矿井技改投产时A119Q/269M2H表422内江市老鹰岩煤矿通风负压计算表阻力系数净周长巷道长净断面风量风阻风速序号巷道名称断面形状支护方式P（M）L（M）S（Q（M3R（K）V（M/S负压1主立井圆形混凝土0003917352223866000026127711382井底车场半圆拱砌碹00051211001016600005876532558390M东主石门半圆拱砌碹000512130101560000176554552490M东主石门半圆拱砌碹00051212251015500013215453997590M东主石门半圆拱砌碹0005121891015200005235151413690M水平运输大巷半圆拱砌碹000595496632600094224136369790M水平运输大巷半圆拱砌碹0005951006322000193499198工作面运输巷梯形金属支架002865054512009532267137269采煤工作面矩形金属支柱0035721003260076904188276910工作面回风巷梯形金属支架0028482396013000915446801188M回风大巷半圆拱砌碹0005872005216000618730815841288M回风大巷半圆拱砌碹00058747952260014819500100181388M回风大巷半圆拱砌碹0005871245229000383655832261490M回风石门半圆拱砌碹0005121283101550001662545502715回风上山半圆拱砌碹000511625593580001839624618616回风上山半圆拱砌碹00051167293600000519645186917下元炭总回风上山半圆拱砌碹000512551310885000369978726726表422内江市老鹰岩煤矿通风负压计算表序号巷道名称断面形状支护方式阻力系数净周长巷道长净断面风量风阻风速负压P（M）L（M）S（Q（M3R（K）V（M/S18下元炭总回风斜巷半圆拱砌碹000511618793530001348570378819436M回风斜井半圆拱砌碹0006116335938700028999352194020436M回风斜井半圆拱砌碹00061165093870000433935327521引风道半圆拱混凝土硁000391163593870000197935149022小计12325023加15局部阻力1848724合计1417该矿井技改投产时通风阻力等级为小阻力通风，通风难易程度为容易。五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施（一）通风设施1、为使风流按拟定路线流动，控制各用风地点的风量，在井下的有关巷道中设置了风门、调节风门、密闭墙等通风构筑物。2、当进风井筒、进风巷道及井下主要地点发生火灾，为避免火灾事故的扩大需要反风时，可通过回风井的轴流式通风机反转实现反风。（二）防止漏风的措施1、巷道掘进时应加强通风管理。风筒力求吊挂平直，局部通风机应垫高（或悬挂）保持与风筒成一直线；注意不断改进柔性风筒的接头方法以减少漏风，必须保证掘进工作面有足够的风量。2、生产中应加强通风管理，采取行之有效的措施，把采空区漏风减少到最低限度。3、风门、风墙及调节风窗等通风构筑物应尽量设置在围岩坚固、地压稳定的地点。4、采过的采区和工作面应及时封闭，以尽量避免采空区或附近煤柱裂隙漏风量增加。5、降低用风地点的风阻，以减少其邻近漏风通路的漏风量。6、生产时应设专人负责通风构筑物的检查与维修。（三）降低风阻措施1、要维护好各条井筒、主要运输大巷、回风大巷、回风井等主要巷道，适当增加巷道断面积，以降低通风风阻，提高通风等积孔。2、矿井要遵循正规的采掘作业顺序和回采工艺，缩短通风路线，降低通风风阻。3、砌碹巷道的周壁应尽可能光滑，金属支架支护的巷道要刹帮背顶且架设整齐。4、扩大巷道断面是降低摩擦阻力的主要措施，会使摩擦阻力显著地减少。5、进入风硐的转弯处，除做成圆滑的壁面外，还应设置导风板。第二节矿井瓦斯抽放一、矿井瓦斯抽采现状内江市双鹰公司老鹰岩煤矿目前瓦斯抽采实际情况矿井瓦斯抽采纯量为35M3/MIN，每个下元炭煤层采煤对拉工作面瓦斯抽采量为175M3/MIN，有两个下元炭煤层对拉采煤工作面生产。对拉采煤工作面实际配风量为550M3/MIN，对拉采煤工作面回风瓦斯浓度最大为07，满足回采工作面安全生产要求。二、