采矿工程毕业设计（论文）-七煤集团龙湖一矿1.8Mta新井设计【全套图纸】 .doc

i 摘 要 本设计矿井为七台河精煤集团有限责任公司龙湖一矿的新井设计，设计 生产能力为 1.8mt/a，服务年限 68a。井田内有 12 层可采煤层,即 54a、55、56、57 上、57、58 上、58、59、62c、63、65b、67 上，共划分为 3 个水平开采。井田平均走向长 5500m，平均倾斜长 5000m，煤层平均倾角 12，属缓倾斜煤层。 由于井田倾斜长度较大，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倾斜长壁采煤法开采,工作面全部为综合机械化采 煤。本设计矿井采用双立井和集中大巷开拓布置方式。 在本设计中，大巷运输采用 1200mm 皮带运输机运输，辅助材料采用 1.5t 固定矿车运输。主井选用一对 16t 箕斗提煤，副井用罐笼运送人员和材 料等。 龙湖一矿通风系统为中央并列式，通风方式为抽出式。 本设计龙湖一矿年工作日为 330d，两个工作面达产，主井每日提煤时间 为 16h。矿井每昼夜四班工作，其中三班生产一班准备。 本设计进行-150 水平的排水设计，龙湖一矿设计生产能力为 1.8mt/a， 最大涌水量为 250m3/h,涌水时间为 60d，矿井正常涌水量为 135m3/h，涌水时 间为 305d,矿井水容重为 965kg/m3。 关键词:工业储量 开拓方式 倾斜开采 采煤方法 回采工艺 全套图纸，加 153893706 ii abstract this is longhu no1 coal mine of qitaihe coal group limited company 1.8mt/a new mine design.the service life is 68a. it altogether have 12 coal seams,they are 54a, 55, 56, on 57, 57, on58, 58, 59, 62c, 63, 65b, on 67. the longth of the mine field is 5500m, the dipth of the mine field is 5000m. the coal bed average inclinationangle 12,is a gently inclined seam. beacause the length of a larger mine tilt and a gently inclined seam coal geological conditions and the impact of factors such as, mine decision within the oblique longwall mining exploitation, face all of the integrated mechanized mining. mine design of the double- shaft and concentrated in large roadway layout. in this design, the roadway transportation used 1,200mm belt conveyor transport. supplementary materials used 1.5t fixed tub transport. selection of the main shaft of a 16t skip mentioning coal, belonging cage used to transport personnel and materials. the longhu mine ventilation system for the central coordinative, ventilation-out approach. the design of the longhu mine with a working face of 330 days every year, the two face up to production, the main shaft coal daily reference to the 16 hours. mine every four working days and nights, iii a group of three production ready. the design of the drainage -150 level design, mine design longhu a production capacity of 1.8mt / a, inflow of the largest 250 m3 / h, gushing water for 60 days, mine normal flow of water to 135m3 / h, gushing water for 305 days, mine water density of 965 kg/m3. keywords : commercial production development way inclines mining mining coal method returns picks the craft 目录 摘要 .i abstract ii 绪论 .1 第 1 章 井田概况及地质特征 2 1.1 井田概况2 1.1.1 交通位置 .2 1.1.2 地形地势 .2 1.1.3 主要河流 .3 1.1.4 气象及地震 .4 1.1.5 煤田开发历史及近况 .4 1.1.6 水源和电源 .4 1.2 地质特征5 1.2.1 矿区范围内的地层情况 .5 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 .6 1.2.3 煤层及煤质 .7 1.2.4 岩石性质、厚度特征 11 1.2.5 井田内的水文地质情况 11 1.2.6 瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自燃性 12 1.3 地质勘探程度及可靠性.13 第 2 章 井田境界 储量 服务年限 .14 2.1 井田境界.14 iv 2.1.1 井田周边状况 14 2.1.2 井田境界确定的依据 14 2.2 井田储量.15 2.2.1 井田储量的计算 15 2.2.2 保安煤柱 15 2.2.3 储量计算方法 16 2.2.4 储量计算的评价 16 2.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限 .17 2.3.1 矿井工作制度 17 2.3.2 矿井设计服务年限 18 第 3 章 井田开拓 .19 3.1 概述.19 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 19 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 19 3.2 矿井开拓方案的选择.20 3.2.1 确定井田开拓方式的原则 20 3.2.2 井硐位置和井口形式 20 3.2.3 开拓巷道的布置 24 3.3 选定开拓方案的系统描述.33 3.3.1 井筒形式和数目 33 3.3.2 井筒位置及坐标 33 3.3.3 水平数目及标高 33 3.3.4 石门、大巷数目及布置 35 3.3.5 井底车场的形式及选择 37 3.3.6 带区划分 37 3.4 井硐布置和施工.39 3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐支护 39 3.4.2 井硐布置及装备 40 3.4.3 井硐延深的初步意见 43 3.5 井底车场及硐室.43 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 43 3.5.2 井底车场的布置 储车线路、行车线路布置长度 .44 v 3.5.3 井底车场通过能力验算 47 3.5.4 井底车场主要硐室 49 3.6 开采顺序.49 3.6.1 沿井田走向的开采顺序 50 3.6.2 沿井田倾向的开采顺序 51 3.6.3 带区接续计划 51 3.6.4 “三量”控制情况 54 第 4 章 带区巷道布置 .56 4.1 带区概述.56 4.1.1 设计带区的位置、边界、范围、带区煤柱 56 4.1.2 带区的地质和煤层情况 56 4.1.3 带区的生产能力、储量及服务年限 56 4.2 带区巷道布置.57 4.2.1 区段划分 57 4.2.2 带区斜巷布置 58 4.2.3 带区下部车场布置 58 4.2.4 带区煤仓形式、容量及支护 63 4.2.5 带区硐室简介 64 4.2.6 带区工作面接续 64 4.3 带区准备.66 4.3.1 带区巷道的准备顺序 66 4.3.2 带区主要巷道的断面示意图及支护方式 66 第 5 章 采煤工艺 .68 5.1 采煤方法的选择.68 5.2 回采工艺.68 5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 68 5.2.2 选择采面循环方式和劳动组织形式 70 第 6 章 井下运输和矿井提升 .73 6.1 矿井井下运输.73 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 73 6.1.2 矿车的选型及数量 74 6.1.3 带区运输设备的选择 75 vi 6.2 矿井提升系统.76 6.2.1 矿井提升设备选择 76 第 7 章 矿井通风与安全 .78 7.1 矿井通风系统的确定.78 7.1.1 概述 78 7.1.2 矿井通风系统的确定 78 7.1.3 主扇工作方式的确定 79 7.2 风量计算与风量分配.80 7.2.1 风量的计算 80 7.2.2 风量的分配 83 7.2.3 风量的调节方法与措施 84 7.2.4 风速的验算 84 7.3 矿井通风阻力的计算.86 7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 86 7.3.2 矿井等积孔的计算 87 7.4 通风设备的选择.88 7.4.1 主扇的选择计算 88 7.4.2 电动机的选择 89 7.4.3 反风措施 90 7.5 矿井安全技术措施.90 7.5.1 预防瓦斯爆炸的措施 90 7.5.2 预防煤尘爆炸的技术措施 91 7.5.3 水患的预防措施 92 7.5.4 火灾的预防措施 93 7.5.5 其他事故的预防 93 7.5.6 避灾路线及自救规程规定 94 第 8 章 矿井排水 .95 8.1 概述.95 8.1.1 矿井水来源及涌水量 95 8.1.2 对排水设备的要求 95 8.2 矿井主要排水设备.96 8.2.1 排水方式与排水系统简介 96 vii 8.2.2 主排水设备及管路的选择计算 97 第 9 章 矿井主要技术经济指标 100 总结 .102 致谢辞 .103 参考文献 .104 附 录 1 106 附 录 2 110 1 绪论 通过大学四年的学习，我掌握了很多专业知识，为了能更好的巩固和运用 这些知识，借毕业设计这个机会我做了七台河精煤集团有限责任公司龙湖一矿 的新井设计，而且我在毕业实习中也收集到了很多龙湖一矿的资料。本设计主 要是关于新矿井的建设，其中包括开拓方式、采煤工艺、支护方式、设备选型 以及矿井的各个系统。本设计包括通风安全方面、采煤工艺方面、岩石力学方 面以及 cad 制图方面的知识。 本次设计中主要包括以下几个方面：采煤系统、掘进系统、通风系统、排 水系统、辅助运输系统和安全系统等。 采煤系统包括工作面的落煤、装煤，将煤由工作面运往井底车场，直到提 升至地面。主要井巷包括采煤工作面开切眼、带区顺槽、带区斜巷、水平运输 大巷、石门等。主要设备有采煤机、运输机械、支护设备及提升机等。 掘进系统是为了保证生产的持续进行，即在当前生产同时，要开掘出新的 工作面、采区及生产水平以备接替。其包括掘进工作面、矸石运至井底车场由 副井提升后送至堆放地。主要设备包括掘进、支护、运输、提升等所用的设备 以及风动凿岩机、空气压缩机及其管路等。 通风系统由进风井巷、回风井巷、通风机和井下通风设施如风桥、风门等 构成。 排水系统由巷道中的水沟、水仓、水泵峒室、水泵及排水管路组成。 辅助运输系统包括人员上下和材料，设备的运输。 安全系统包括预防瓦斯爆炸、瓦斯突出，以及井下火灾和水灾所需要的救 治设备、设施、器材、仪表和监测系统。 我希望通过做本次毕业设计，能够学到更多的采矿专业知识，巩固我所学 过的各种知识，并且能够很好的运用他们，从而也为我以后的工作打下良好的 基础。 2 第 1 章 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 交通位置 龙湖一矿位于七台河矿区东部，距七台河市中心 25km，行政区划属黑龙 江省七台河市勃利县北兴农场。地理坐标为北纬 455053，东经 1311215。矿井范围由 13 个拐点坐标；连线圈闭，如下表: 表 1-1 点号 xy 点号 xy 15082200444390338508195744444915 25083410444398209508082044443915 350841204444039010507992544443920 450847004444090711507928544442370 550852464444157712507863044441370 a50865104444323513508081544440265 7508276044445630- 勃利至宝清公路从井田中部通过。七台河市距佳木斯市 172km，距牡丹江 市 232km，距哈尔滨市 587km。七台河市到以上各市均有铁路和公路相通，交 通方便。如图 1-1 交通位置图。 1.1.2 地形地势 龙湖一矿区地貌为丘陵地形，地面被第四系残积，坡积及洪积层所覆盖， 仅东南火山熔岩地形局部裸露。地势总的趋势市东南高，西北低，地面最低标 3 高为 190.00m。最高标高为 382.92m，一般标高为 230.00m。 龙湖一矿区地貌可分为三种形态： 堆积地形：西部龙湖河床两岸及沟谷为冲积地层，地势平缓沼泽湿地 遍布。 堆积侵蚀地形：煤系地层受长期侵蚀，流水冲刷及堆积作用结果，形 成缓波状丘陵地形。 火山熔岩地形：为中性火山熔岩组成，经剥蚀和刻切后形成陡坡峭壁。 呈穹窿及脊状低山。 图 1-1 交通位置图 1.1.3 主要河流 龙湖一矿区内只有龙湖河位于井田西部，发源于龙湖东沟，全长约 19km，流向西北注入倭肯河。该河无固定河道，河谷与沼泽相连。每年的 11 4 月至翌年 4 月结冻。最大结冻深度为 1.52.0m。该河属于季节性河流，常年 流量为 0.021.00m/s。 1.1.4 气象及地震 1气象 龙湖一矿区属于寒温带大陆性气候。年最高气温 30.538.2，年最 低气温-31-37.2，年平均气温 1.15.1。年降水量为 323.9747.6mm，年蒸发量 968.81635.3mm。冻结期为 11 月至翌年 4 月， 最大冻结深度为 1.291.96m。年间多西北风，年平均风速为 2.34.4m/s， 最大风速 1633m/s。 2地震 根据辽宁省地震大队 1964 年地震资料龙湖一矿区地震强烈度为度。 1.1.5 煤田开发历史及近况 龙湖一矿区内小煤窑开采历史较长，分布范围广，数量多。据二四勘探 队调查了解，已查清的生产和已废弃小煤窑 141 个这些小煤窑主要分布于 913 勘探线北部。911 勘探线之间及 1416 勘探线南部的可采煤层出露部 分。 小煤窑开采的煤层主要有 54a#、55#、57 上#煤层年产量在 5.040kt 不等， 开采垂深一般在 50m 内。 1.1.6 水源和电源 1水源 根据已批准的七台河矿区总体发展规划，矿井用水取自桃山水库。 5 2电源 根据 1986 年 1 月 3 日七台河矿务局与佳木斯电业局会谈纪要及达成协议， 龙湖一矿电源引自七台河东部变电所。 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 龙湖一矿区赋存的地层为中侏罗统万隆组，上侏罗统鸡西群滴道组、城子 河组，白垩系桦山群东山组及第四系。 自下而上分述如下： 万隆组 龙湖一矿区仅分布在 f1 断层以北，龙湖一矿区所见为万隆组地层的一部 分，其岩性为正常沉积岩，以粗粒碎屑岩为主，夹粉砂岩，细砂岩及凝灰岩等。 龙湖一矿区实控厚度为 500m。 滴道组 本组仅赋存于龙湖一矿区南部，控制厚度为 180m，本组含煤层 5 层，总 厚度 6.5m。复结构煤层较多，稳定性差。可采煤层有 59#、63#两层，岩性在 横向上变化较大，不稳定。与下伏万隆组呈不整合接触。 城子河组 本组是龙湖一矿区主要含煤地层，地层厚度 1080m,含煤 19 层，其中可采 及局部可采煤层 10 层，可采煤层总厚度 22.6m。本组岩性为粉砂岩，细砂岩， 粉细砂岩互层，中砂岩，粗砂岩，含砾粗砂岩。煤层及少量薄层凝灰岩，云母 质粉砂岩等。与滴道组呈整合接触。 东山组 本组地层出露于南部。龙湖一矿区控制厚度为 400m。岩性主要为灰绿色 安山质角砾岩，砾径 213cm，偶夹含凝灰质的沉积岩。与城子河组呈不整合 接触。 第四系 6 为残积、坡积、冲洪积层，由粘土、砂砾石及粉、细、中砂等组成，厚 0.510m。冲洪积层龙湖一矿区仅在沟谷地带有所分布。与东山组呈不整合接 触。 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 勃利煤田大地构造处于新华夏系第二隆起带之上的三江穆棱河中生代 聚煤坳陷带的中部。煤田内主要由一系列逆冲断裂所组成，呈现向南突出的弧 形构造。龙湖一矿区位于弧形构造东翼，区内断层较发育，并伴随岩浆活动。 1断层 龙湖一矿区断裂十分发育，段块活动特点为北升南降趋势。总体地层走向 为 ne45左右，地层倾角一般为 2050断层共有 5 个，其中 f17、f20、f69为正断层，f1、f4 为逆断层。详见表 1-2 断层特征表。 表 1-2 断层特征表 产状序号断层编号性质 走向倾向倾角 落差（m)可靠性 1f1 逆 ne45nw604050 可靠 2f17 正 nse7553120500 可靠 3f20 正 nw1562w3810250 较可靠 4f4 逆 nse65481050 较可靠 5f69 正 nw4570s6050100 可靠 龙湖一矿区断层控制程度可分为可靠和较可靠两种，可靠断层即断层走向 和倾向均有勘探工程和巷道控制，较可靠断层为勘探工程控制断层确实存在。 龙湖一矿区断层构造规律如下： （1） 总体为北部上升，南部下降的规律。 （2） 逆断层多数为走向断层。 （3） 断层成组出现，且性质相同。 7 （4） 龙湖一矿区较大的 走向断层为主干断层，其次生断层十分发育。 上述褶曲与断层构造为龙湖一矿区的构造骨架，反映了龙湖一矿区的构造 格局。在生产中揭露了落差在 2m 以下的断层非常多，无法进行编号。此类断 层无预见性，延展长度较小，产状变化较大。 2岩浆活动 龙湖一矿区岩浆活动可分为两期，第一期为大规模侵入活动时期，岩浆侵 入煤系地层之中呈岩床产出。镜下鉴定为闪长粉岩。第二期岩体以岩盖形态产 出，覆盖于含煤地层之上，分布高山顶部。镜下鉴定岩性为安山岩。 1.2.3 煤层及煤质 1煤层 龙湖一矿区含煤地层为滴道组和城子河组。两组共含煤层 24 层，其中可 采煤层为 12 层，可采煤层总厚度为 27m，均为中厚煤层。 龙湖一矿区滴道组和城子河组参与储量计算的煤层有 16 层，其中参与能 利用储量计算的煤层有 12 层。自上而下分别为 54a#、55#、56# 、57 上 #、57#、58 上#、58#、59#、62c#、63#、65b#、67 上#煤层，参与暂不能利用储 量计算的有 60 上#、62a#、64#、65a#。各煤层特征见表 1-3。 可采煤层具有以下特征: (1)可采煤层层数多，但煤层的赋存范围、赋存部位、赋存标高差别很大。 (2)煤层厚度变化具有明显规律性。主要煤层的富煤带分叉变薄带一般都 是 ne 向条带状分布，有时富煤带与变薄带在纵向上具有一定交叉，但也有一 定继承性。 8 表 1-3 可采煤层特征表 煤层厚层间距倾角围岩容重 煤层名称 （m）（m） 0 顶板底板 (t/ m3） 煤层稳定性 54a2.0- 90100粉砂岩粉砂岩 1.36 较稳定 551.854 80120中砂岩粉砂岩 1.42 较稳定 562.210 90100粉砂岩粉砂岩 1.45 较稳定 57 上 1.912 90100粉砂岩粉砂岩 1.36 较稳定 571.78 80110细砂岩粉砂岩 1.42 较稳定 58 上 2.230 90120粉砂岩粉砂岩 1.45 较稳定 582.68 80110粉砂岩粗砂岩 1.37 较稳定 592.624 80100粗砂岩粉砂岩 1.37 较稳定 62c2.820 90100粉砂岩粉砂岩 1.36 较稳定 632.322 80100粉砂岩粉砂岩 1.42 较稳定 65b2.26 90110粉砂岩粉砂岩 1.45 较稳定 67 上 2.564 80120粉砂岩粉砂岩 1.37 较稳定 57上 54a 煤 层 综 合 柱 状 图 岩 性 描 述 粉砂岩 黑灰色粉砂质砂岩 细中砂岩，水平层理 粉砂岩 粉砂岩夹粗砂岩，深灰色 细砂岩 细砂岩，粉砂岩夹中砂岩 粉砂岩 粉砂岩 中砂岩，细砂岩，灰黑色 粉砂岩 1/3焦煤，r=1.45 细砂岩 气煤， r=1.36 地 层 厚 (m) 煤 层 (m) 煤 层 号 2.0 54 10 12 108 64 8 33 30 24 8 30 2.465b 柱 壮 地层系统 界系 统 中 生 界 第 侏 四 罗 系 统 上 55 56 57 58上 58 59 62c 63 67上 2.2 1.8 2.4 2.6 1.7 2.3 2.6 1.9 2.0 2.0焦煤，r=1.37 气煤，r=1.42 焦煤，r=1.36 肥焦煤，r=1.37 1/3焦煤，r=1.37 1/3焦煤，r=1.45 肥煤，r=1.42 焦煤，r=1.45 肥焦煤，r=1.42 1/3焦煤，r=1.36 2煤质 龙湖一矿区煤层主要以光亮半光亮型为主。煤硬度小，裂隙发育，质脆 易碎。 煤的变质阶段为：焦煤、肥煤、1/3 焦煤为-阶段；无烟煤、贫煤为 -阶段。 煤的比重为 1.331.66 ，平均为 1.56 ,煤的容重为 1.361.45 平均为 1.4。 原煤煤质主要指标： 灰分：全区煤灰分为 8.04%39.85% ,平均为 22.66% ，属中灰富灰煤， 9 以中灰煤为主。 水分：肥煤为 0.13%1.56% ，平均为 0.79% ；1/3 焦煤为 0.45%1.54% ，平均为 0.84% ；焦煤为 0.33%1.12% ，平均为 0.71% ；瘦煤为 0.72% 0.82% ，平均为 0.63% ；贫煤为 0.51%1.05% ，平均为 0.66% ；无烟煤为 1.41%1.68 ,平均为 1.54% 。 挥发分：肥煤为 23.57%34.53% ，平均为 27.96% ；1/3 焦煤为 28.14%35.93% ，平均为 30.59% ；焦煤为 19.93%27.82% ，平均为 24.33% ；瘦煤为 17.34%19.78% ,平均为 18.44% ;贫煤为 12.33%18.68% ,平均为 15.59% ；无烟煤为 7.33%7.98% ，平均为 7.77% 。 发热量：肥煤为 21.4532.56mj/ kg ，平均为 27.67 mj/ kg ；1/3 焦 煤为 21.5431.23 mj/ kg ，平均为 27.67 mj/ kg ；焦煤为 21.2232.21 mj/ kg ，平均为 27.24 mj/ kg ；瘦煤为 22.6430.69 mj/ kg，平均为 27.16 mj/ kg ；贫煤为 25.4327.76 mj/ kg ,平均为 26.35 mj/ kg ；无烟 煤为 24.8827.09 ，平均为 26.05 mj/ kg。 粘结指数：肥煤为 90101 ，平均为 95 ；1/3 焦煤为 86102 ，平均为 94 ；焦煤为 5399 ，平均为 86。 胶质层厚度：肥煤为 25.539.5mm ，平均为 28mm ；1/3 焦煤为 9.025.0mm ，平均为 21.0mm ；焦煤为 7.725.0mm ，平均为 19.2mm . 龙湖一矿区所含煤层主要为高熔灰煤。 龙湖一矿区所含煤层硫的含量为 0.29%，属于低硫煤。 龙湖一矿区所含煤层磷的含量基本属于低磷中磷煤。 龙湖一矿区煤的主要用做炼焦用煤，亦可作为动力和民用煤。 根据邻矿新强矿和东方红精查勘探区及龙湖一矿氧化实验资料，结合龙湖 一矿区实际情况选用垂深为 30m 作为氧化带深度。 1.2.4 岩石性质、厚度特征 龙湖一矿区岩浆活动可分为两期。第一期为大规模侵入活动，侵入煤系地 层之中，呈岩床产出，为闪长粉岩。在龙湖一矿区有 3 个岩体。 第一个岩体在 f17断层以北 1419 线，最厚可达 150m，一般在 100m 向西、 向南变薄，侵入于 5255 号煤之间。 10 第二个岩体在 15 线以东 67 上71 号煤层之间，一般厚度在 100m 左右， 岩性为闪长粉岩。由东向西逐渐变薄。 第三个岩体在 16 线以东，6163 号煤层之间。17 线所见最厚达 400m， 沿走向至 19 线分叉两层，上层侵至 54a56 间。 本期岩体侵入时期较早，遇断裂而被切断。 第二期岩体以岩盖形态产出，覆盖于含煤地层之上。分体在 15 线以东的 高山顶部，形成较晚，断裂运动之后喷出地表。岩性镜下鉴定为安山岩。 煤层顶底板的厚度一般都大于 8m，多为砂岩。 1.2.5 井田内的水文地质情况 龙湖一矿区地下水补给来源以大气降水为主。岩层富水性与区内地形地貌、 岩石性质、地质构造等因素有关。七、八月为降水量集中期，地下水位高；二、 三月份地下水位最低。龙湖一矿区水文地质类型为类型。 1含水层 根据煤层分布情况，自上而下分为两个含水层: 地含水层：位于煤系地层上部的第四系底层中，局部发育，主要分在勘 探区北部、西部、中部的地势低洼处，含水层厚 2.0m ，为孔隙承压水，含水 性较弱。 第含水层：位于煤系地层浅部的裂隙中，深 7080m，呈面状分布，含 水厚度 57.73m。地下水存在类型多位潜水，地势低洼处富水，丘陵顶部贫水。 岩性较粗，富水性好。岩性较细，富水性差。 2临近矿井及小窑涌水及积水情况 根据地质报告提供的临近矿井及小窑水资料，矿井涌水量是与雨季和开采 深度有直接关系。龙湖一矿区煤层浅部生产与废弃小窑较多，采空区积水将给 矿井涌水带来一定补给。 11 3矿井涌水量 根据地质部门对矿井涌水预计，正常涌水量为 135m3/h，最大涌水量为 250m3/h。 1.2.6 瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自燃性 1瓦斯 根据邻近矿井的数据及实际勘探资料，可以得出本设计矿井矿井瓦斯相对 涌出量为 1.325m3t ，矿井属低瓦斯矿井。随着开采深度增加，瓦斯涌出量 逐渐增加，不同煤层瓦斯含量也有不同。 2煤尘爆炸性 在龙湖一矿区煤层做了煤的爆炸实验，实验结果全有爆炸性。火焰长度为 5mm 大于 400mm，加岩粉量 1080 才能制止。 3煤的自燃性 龙湖一矿区井田范围内煤有自燃倾向，煤层的自燃发火期为 36 个月， 矿井总体为级自燃发火矿井。 4地温 根据鸡西市地区气象站资料，推定龙湖一矿区恒温带深度为 1547m，温度 为 6。龙湖一矿区平均地温梯度为 2.6，平均地热增温率为 38.7 地温梯度小 于 3，龙湖一矿区属温度正常区。 1.3 地质勘探程度及可靠性 1. 地质报告中缺少地震烈度和洪水位资料。 12 2. 矿井瓦斯没有定量或定性的资料，只给出两个孔的最高和最低瓦斯含 量。 3. 矿井部分钻孔封孔质量较差。 4. 井田地面小窑较多，对小窑的开采范围，现有小窑生产情况应进一步 调查清楚，以便留设安全防水煤柱。 5. 断层导水性，哪些断层导水应明确，不是所有断层都导水。 第 2 章 井田境界 储量 服务年限 2.1 井田境界 2.1.1 井田周边状况 13 本井田位于黑龙江省七台河市勃利县北兴农场境内，距七台河市中心 25km.勃利至宝清公路从井田中部通过。 龙湖一矿区内小煤窑开采历史较长，分布范围广，数量多。据二四勘探 队调查了解，已查清的生产和已废弃小煤窑 141 个这些小煤窑主要分布于 913 勘探线北部。911 勘探线之间及 1416 勘探线南部的可采煤层出露部 分。 小煤窑开采的煤层主要有 54a#、55#、57 上#煤层年产量在 5.040kt 不等， 开采垂深一般在 50m 内。 2.1.2 井田境界确定的依据 1.以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据； 2.要适于选择井筒位置，合理安排地面生产系统和各建筑物； 3.划分的井田范围要为矿井发展留有空间； 4.井田要有合理的走向长度，以利于机械化程度的不断提高。 根据龙湖一矿精查地质报告圈定的井田境界为北以 f1断层为界，南 以露头煤为界，东以第 f4断层为界，西以第 9 勘探线为界，深部以-600m 标高 为界。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量的计算 龙湖一矿井田范围内的可采煤层有 54a#、55#、56# 、57 上#、57#、58 上 #、58#、59#、62c#、63#、65b#、67 上#共十二层，各煤层储量计算边界与井田 境界基本一致。矿井储量是指矿井内所埋藏的具有工业价值的煤炭数量，它不 仅包含着煤在地下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田的勘探程度 14 及开采技术条件。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储 量。 矿井工业储量是指平衡表内 a+b+c 级储量的总和。矿井设计储量是矿井工 业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑 物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。矿井可采储量是 指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带区边界保护煤 柱后乘以带区回采率的储量。 2.2.2 保安煤柱 留设的煤柱主要有工业广场煤柱、采区井巷煤柱及断层边境煤柱。煤柱留 设的依据是根据国家煤炭工业局制定的建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱 留设与压煤开采规程计算的。 保护煤柱的设计原则如下： 1地面受护面积包括受护对象及周围的保护带。 2当受护边界与煤层走向斜交时，应根据基岩移动角求得垂直于受护边 界方向的上山方向移动角和下山方向移动角，然后再确定保护煤柱。 3在一般情况下，保护煤柱应根据受护面积边界和移动角值进行圈定。 4立井保护煤柱应按其深度，用途，煤层赋存条件和地形特点留设，立 井深度大于或等于 400m 的以边界角圈定。 为了安全生产，本设计矿井依据煤矿安全规程 ，留设保安煤柱如下： 1井田内部断层留设 30m 保安煤柱； 2边界断层留设 30m50m 保安煤柱； 3地面建筑物留设 20m 保安煤柱； 4煤层大巷两侧煤柱各宽 50100m。 按以上方法计算得出各种煤柱损失为：工业广场煤柱损失：5.9mt； 断层、边界、巷道保安煤柱损失：15.6mt, 总损失量：21.5mt。 2.2.3 储量计算方法 15 计算方法：用底板等高线平面投影分水平快段法。 储量计算标准以采矿设计手册为依据，计算如下： 计算公式： z=s*h*c/cos 式中：z块段储量； s块段面积； h块段平均厚度； c容重； 煤层平均倾角。 可采储量计算公式： z=(z-p)c 式中p保护工业场地、井筒、井田境界、湖泊等留设的永久煤柱损失量 c采区采出率 z矿井工业储量。 经计算龙湖一矿的工业储量为 21420 万 t，可采储量为 17136 万 t。可以进行 矿井设计并以此数据为设计依据。详见表 2-1 所示。 2.2.4 储量计算的评价 本设计龙湖一矿的各类储量计算严格按照有关规定计算，由于技术水平所 限，储量的计算设计所得到的各种储量与实际储量可能有一定的误差。 表 2-1 矿井可采储量汇总表 可采储 量 水 平 工业储量 a+b+c(万 t) 工业场 地 (万 t) 井田境 界 (万 t) 断层 (万 t) 巷道 (万 t) 合计 (万 t) 开采损 失 (万 t) (万 t) 一 9000125402811831118007200 二 62500500368612505000 16 三 61700500368612344936 总计 2142012514028190483428417136 2.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限 2.3.1 矿井工作制度 根据设计规范规定： 1.矿井年工作日 330 天； 2.矿井每昼夜采掘工种为四班工作，其中三班生产一班准备；其它工种为 三班工作制； 3.每日净提升时间为 16h。 龙湖一矿已查明的工业储量为 21420 万 t，估算本井田内工业广场煤柱、 境界煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的 6.7%，各可采煤层均为中厚煤层， 按矿井设计规范要求确定本矿的带区采出率为 80%，由此计算确定本井田的可 采储量为 17136 万 t。 根据地质报告的资料描述，龙湖一矿煤层储量丰富。地质构造简单煤层赋 存条件等因素，初步确定三个方案，即矿井生产能力为 1.5mt/a，1.8mt/a， 和 2.4mt/a 三个方案，分析论证如下： 按照公式 p=z/ak 其中 p为矿井设计服务年限； z井田的可采储量； a为矿井生产能力； k为矿井储量备用系数，一般取 1.4； 计算得 p1=z/a1k=17136/150*1.4=81.6a； p2=z/a2k=17136/180*1.4=68a； p3=z/a3k=17136/240*1.4=51a； 17 经计算后与规程和采矿设计手册相核对，结合矿井开采条件确定 68a 比较合理的服务年限，即龙湖一矿的生产能力为 1.8 mt/a。 2.3.2 矿井设计服务年限 矿井设计服务年限 p=z/a*k 其中 p为矿井设计服务年限； z井田的可采储量； a为矿井生产能力； k为矿井储量备用系数，一般取 1.4； 计算得 p=z/ak=17136/1.4*180=68a 第 3 章 井田开拓 3.1 概述 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 本矿附近无大型矿井，均为私有小井，开拓方式基本都为片盘斜井开拓。 18 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 井田开拓方式的选择应全面考虑各种因素，主要因素包括： 1水文地质和井田地质条件； 2煤层赋存和开采技术条件； 3地面外部和地形地貌条件； 4技术装备和工艺系统条件； 5设备条件和施工技术； 6矿区总体设计和矿井生产能力要求等。 对以上各种因素要综合研究，通过系统优化和多方案技术经济比较后确定。 影响本设计井田开拓方式的具体因素如下： 1地表因素： 井田北部及中部皆为丘陵地带,地表平均标高 230m。 2煤层赋存情况 整个井田的煤层上部标高在+200m，下部标高在-600m，煤层走向长度为 5.5km，倾向 5km。本井田煤层系缓倾斜中厚煤层，平均倾角在 12左右。 3.2 矿井开拓方案的选择 3.2.1 确定井田开拓方式的原则 1尽量为多出煤，早出煤，出好煤，投资少，成本低，效率高创造有利 条件，要使矿井生产系统完善，可靠，在保证安全生产的条件下减少开拓工程 量，尤其是初期建设工程量，节约基建工程量，加快矿井建设。 2合理集中开拓巷道布置，简化生产系统，避免生产分散，为集中生产 创造条件。 3合理开发国家资源，减少煤炭损失。 19 4必须贯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定，要建立完善的通风系统， 减少巷道维护量，使主要巷道经常性保持良好状态。 5要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工 艺，发展采煤机械化、自动化创造条件。 3.2.2 井筒位置和井口形式 1.井筒形式 本设计中龙湖一矿井筒形式的选择根据煤层赋存条件，设计考虑两种开拓 方式，即立井开拓方式和斜井开拓方式。当采用斜井开拓方式时具有如下优缺 点。 优点： （1）斜立井采用胶带输送机提升能力大，运输连续容易实现自动化。 （2）在水平交替时期，胶带输送机提升有利于两个水平同时生产，斜井 井筒延深比较容易解决。 （3）斜井施工比较简单。 缺点： （1）由于煤层赋存较深，采用斜井开拓井筒长度大，用多台胶带输送机 提升，环节多，投资高，生产费用高。 （2）工业场地及井筒压煤量大。 （3）副井井底偏于井田一翼，辅助运输费用高。 现设计三种方案： 方案一：双立井开拓。 方案二：双斜井开拓。 方案三：立井斜井混合开拓。 三种方案经济比较见下表： 表 3-1 井筒形式开拓方式经济比较方案费用表 项目 名称 方案 一 方案二 方案 三 20 立井开凿 312.6142.94 196.7 3 石门运输 71.633.243.84 基建费用（万元） 井底车场 88184195 立井提升 176.7582.1582.1生产费用（万元） （万元）石门运输 472.3182.9347.3 总计（万元） 1121. 2 1263.451364.97 根据井筒形式开拓方式比较方案费用表的数据分析，本着节省成本的原则， 选用方案一。由于龙湖一矿井田范围内小断层很多，不利于斜井开拓的井巷维 护，而且龙湖一矿的煤层倾角较小，斜长较长，故本设计采用双立井开拓方式。 2.井口位置 井口位置就是确定井筒沿煤层走向和倾向上的具体尺寸，并用直角坐标和 方位角予以表示，选择井筒位置条件如下： （1）地面条件 1）工业场地占地面积 2）地形与工程地质条件 3）煤的运输方向 4）生产建设与住宅位置 （2）井下条件 1）按运输量确定井筒位置 2）根据地质条件确定井筒位置 3）煤柱量 4）勘探程度和初期工程量 从井田的走向和倾向上看。井田中心大致在 f17断层附近的中部。根据井 上下自然条件设计中考虑了 3 个井位方案。 在本设计井田中，井筒沿走向的有利位置应在井田的中央。当井田储量呈 不均匀分布时，应在储量分布的中央，在此开成两翼储量比较均衡的双翼井田， 应尽量避免井筒偏于一侧，造成单翼开采的不利局面。 21 已确定井口位于井田走向方向的中部，但倾斜方向还不能确定，于是提出 三种沿井田倾斜方向的井筒位置方案： 方案一：井筒位于井田深部 方案二：井筒位于井田中部 方案三：井筒位于井田浅部 详细技术分析见表 3-2： （3）经过简单的技术比较后认为： 1）井筒位于井田浅部，煤柱尺寸最小，压煤最少，但石门最长； 2）井筒位于井田中部时，煤柱尺寸稍大，但石门长度较短，且沿石门的 运输工程量也小； 3）井筒位于井田深部，煤柱尺寸最大，压煤量最大，且初期工程量大， 石门也较长，但对于开采井田深部煤层及井通延伸有利； 4）本井田煤层均为缓倾斜中厚煤层，井田走向长度大，但倾斜长度也很 大，从有利井下运输和保证初水平合理的服务年限出发，也应该将井筒布置在 井田中部或稍靠下方的位置，由此可初步确定本设计井田的井筒位置在井田的 中部稍靠下方。 表 3-2 井硐位置开拓方案技术经济分析比较表 方 案 优点缺点 方 案 一 1.井口位置接近井田边界，井下为双翼生产，易于 保证矿井产量。 2.第二水平石门工程量小。 1.工业场地压煤量较小。 2.井筒延伸工程量较小，有利 于生产。 3.运输费用高，井下需要人员 多。 22 方 案 二 1.井口位置接近井田中央，井下为双翼生产，易于 保证矿井产量 2.立井安装速度快，检修容易，能耗低。 3.井筒延伸方便。 4.初期投资省。 5.井上运输距离短，营运费用低。 1.工业场地压煤量较大。 2.井下存在反向运输。 3.第二水平的石门较长。 方 案 三 1.主井井口位于井田边界，压煤量小。 2.主井作为安全出口，安全性能高。 3.连续提升能保证运输力。 1.井巷工程量大不利于施工。 2.长距离的胶带输送机提升， 可靠性差。 3.主井口地面标高低，防洪工 程量大。 方案 1 23 方案 2 方案 3 3.2.3 开拓巷道的布置 开拓巷道是指为全矿井、一个水平或若干带区服务的巷道，如井筒、井底 车场、主要石门、运输大巷、回风大巷、风井等。 1运输大巷的布置： 运输大巷服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输（人员、矸石、材料、设 备等）以及通风、排水和管线敷设，要求服务年限较长。 煤层群开拓时，主要巷道布置方式一般可分为三类： （1）单层布置：自井底车场开掘主要石门后，分煤层设置水平运输大巷； （2）分组集中布置：在煤层群中，相近的煤层为一组设分组集中大巷， 由分组集中运输大巷开带区石门与各带区联系。自井底车场开掘主要石门与分 组集中大巷贯通； （3）集中布置：在开采近距离煤层群时，只开掘一条水平集中运输大巷， 24 用带区石门联系各带区。 现依据矿井设计生产能力及技术可行角度，特提出以下二种大巷布置方式： 如图所示： 方案一：分组集中运输大巷 25 方案二：集中运输大巷 表 3-3 技术比较表 特 点 分组集中大巷布置集中大巷布置 优 点 1.总的巷道工程量较少 2.生产比较集中 3.带区巷道分组联合布置 4.大巷容易维护，运输条件好 1.大巷工程量少 2.生产区域比较集中，运输条件好 3.带区巷道集中联合布置，开采程序比 较灵活，开采强度大 4.大巷维护容易 缺 点 1.石门长度较长 2.掘进工程量大 1.总的石门长度大 2.初期工程量大，建井时间长 3.有反向运输 适 应 条 件 1.可采煤层数目多，间距大小不同 2.带区巷道为分组联合布置，煤层分组 间距大 3.井底车场在煤层群上部或中间时，初 期工程少，工期长 1.煤层间距小 2.井田走向长度大，服务年限长 3.下部煤层底版有坚硬有岩层，带区尺 寸大，石门长度短 26 依据本井田的地质条件及煤层赋存状况：本井田共有可采煤层 12 层，煤 层间距较大。针对上述情况，有对比表可知，本井田适合于分组集中大巷布置， 所以采用方案一。 在一定的井田地质条件、开采技术条件下，矿井开拓巷道有多种布置方式， 开拓巷道的布置方式通称为开拓方式。合理的开拓方式，一般应在技术可行的 多种开拓方式中进行技术经济分析比较后，才能确定。 方案一：总石门分煤层大巷带区材料车场及带区入风石门分带运输 巷及运料巷回采工作面。见方案一水平平面图。 优点：由于方案一用总石门贯穿所有煤层，总石门、分煤层大巷和带区车 场中可以选用同一种运输设备，分煤层大巷与分带巷道之间再没有斜巷联系， 所以，方案一的运输段数最少。 缺点：（1）每层煤都要掘进多条分煤层大巷，分煤层大巷总条数过多， 井田开拓掘进总工程量大，给费用和成本带来了过重的负担； （2）由于煤层倾角小，造成各水平总石门长度大，工程量大； （3）由于巷道多，总工程量大，所以巷道维护量大，维护费用高； （4）由于工程量大，又是单层开拓，所以采掘干扰严重； （5）各煤层的分煤层运输大巷和回风大巷处在下层煤下山阶段的上方， 回风立井处在地面工业广场附近，煤层之间几乎不能实现同采，给各煤层间的 搭配开采造成极大的困难，矿井生产期内的产量、煤质、煤种等综合指标不稳 定； （6）由于井田境界是铅垂划分，一、二、三水平