采矿工程毕业设计（论文）-龙煤集团鹤岗分公司新岭煤矿0.3Mta旧区复采设计【全套图纸】

I 摘 要 本设计为鹤岗矿业集新岭矿的 0.3Mt/a 的旧区复采矿井设计。 此矿区内有 5 层煤全区可采，煤层总厚度为 24m，南北走向长度为 1.7km,东 西倾向宽为 0.6km，井田面积 1.2km。全区可采储量为 17.8Mt，可采年限为 42 年。全区地层走向是 2545 东，倾向东南，倾角 726,局部最缓为 35。该区范围内，21#层全区可采，煤厚 3.708.96m，平均 5.92m，22# 层全区可采，煤厚 1.87.2m，平均 5.0m；27#层 1.918.09m，平均 3.18m；29#层全区可采，煤厚 1.398.88m，平均 5.30m；30#层全区可采，煤 厚 1.746.75m，平均 4.6m。27#、29#层间距为 0.158.31m。以上各煤层顶、 底板大部为砂岩或页岩。煤层倾角平均 20。 本设计采用斜井开拓，回采工艺为炮采放顶煤、走向长壁后退式全部陷落 法管理顶板、单体液压支柱 型钢梁支护。设计采用压入式通风。 关键词： 可采储量 压入式 走向长壁 炮采放顶煤 全套图纸，加全套图纸，加 153893706 II Abstract The design of the xinling of Hegang Mining Ridge coal 0.3 Mt/a in the urban design of complex mining wells. This coal has five coal-mining region may, seam thickness of 24 m, a north-south length of 1.7 km, Wide things tend to 0.6 km, coal 1.0km area. Recoverable reserves of 17.8 milliont, may take years to 42 years. Stratigraphy to the region is 25 45 east, Southeast tendency inclination 7 26 , partial relief for the most 3 5 . The area within 21# layer region recoverable coal thickness 3.708.96m, 5.92m average. 22# layer region recoverable coal thickness 1.8 7.2m, the average 5.0 m; 27# 1.918.09m. average 3.18 m; 29#layer region recoverable coal thickness 1.398.88m, 5.30m average; 30# layer region recoverable coal thickness 1.746.75m, the average 4.6m. 27# 29# layer spacing of 0.158.31m. Above the roof and floor for most of sandstone or shale. Seam average 20 angle. The designs Incline exploration, mining technology for blasting mining, longwall retreating toward all-Roof Collapse Management Act, hydraulic prop steel beam support. Designed with forced ventilation. Keywords : Recoverable reserves； pressed ； Long-wall ； Blast mining caving III 绪论 大学四年转瞬即逝，在黑龙江科技学院学习和生活的四年中我长大了、 成熟了，学到了采矿专业知识，这次毕业设计是对我的考察与检验。 在设计前我充分阅读了鹤岗新岭煤矿的地质资料，为我的设计打下一个 基础。在设计过程中我运用了我大学四年中所学到的煤矿地质学、计算机 CAD 制图、采煤工艺等方面的知识，是我所学采矿知识的一次大集合，使我 进一步熟悉、掌握采矿的专业本领。 在设计中由于我个人能力有限难免有错误与不足之处，还请审阅本设计 的专家、老师、同学给予指正，发现问题解决问题才能使我学到的知识更巩固 为我的工作奠定一个坚实的基础。 IV 摘要 I ABSTRACT .II 绪论 III 第 1 章 井田概况及地质特征 1 1.1 井田概况 1 1.1.1 交通位置 .1 1.1.2地形 地势1 1.1.3气象 地震1 1.1.4水源及电源.1 1.1.5区域开发史.2 1.2 地质特征 .3 1.2.1矿区内的地层情况.3 1.2.2地质构造.5 1.2.3煤层性质、厚度特性煤质 牌号及用途5 1.2.4井田水文地质情况.8 1.2.5煤质 9 1.3 勘探可靠性 10 第 2 章 井田境界 储量 服务年限 11 2.1 井田境界 11 2.2 井田储量 11 2.2.1 井田储量根据 11 2.2.2 储量计算方法.11 2.3 矿井工作制度 生产能力及服务年限 .12 2.3.1工作制度12 V 2.3.2 生产能力及服务年限 .12 第 3 章 井田开拓 14 3.1 开拓方式 14 3.2 井口位置选择与开拓方案比选 14 3.3 井筒 15 3.4 井底车场、硐室及井下运输 21 3.4.1 井底车场布置形式及计算 21 3.4.2 +80 井底车场计算 21 3.4.3车场形式22 3.5 开采顺序 30 3.5.1 沿井田走向的开采顺序 30 3.5.2 沿井田倾向的开采顺序 30 3.5.3 采区接续计划 30 第 4 章 采区巷道布置及采区生产系统 .31 4.1 采区概述 31 4.2 工作面布置及生产能力 31 4.2.1 工作面布置 31 4.2.2 工作面接替 31 4.2.3 “三量” 32 4.2.3 采区工作制度及生产能力 33 4.3 采区巷道布置 35 4.3.1采区布置35 4.3.2 采区运输 35 4.4 采区准备 35 4.4.1采区巷道的准备顺序35 4.4.2采区主要巷道的支护方式 .36 第 5 章 采煤方法 .40 5.1 采煤方法的选择 40 5.2 回采工艺 40 第 6 章 井下运输和矿井提升 .44 VI 6.1 矿井井下运输 44 6.2 矿井提升系统 44 6.2.1 矿井提升系统的选择与计算 .44 第 7 章 矿井通风安全 .52 7.1 矿井通风系统的确定 52 7.1.1概述 .52 7.2 矿井通风 53 7.2.1 通风方式和通风系统 53 7.2.2 风井数目、位置、服务范围及时间 55 7.2.3采掘工作面及硐室通风 .55 7.2.4井下通风设施及构筑物布置 .56 7.2.5安全逃生途径56 7.3 矿井通风阻力的计算 57 7.3.1 矿井风量计算 57 7.3.2矿井通风阻力计算58 7.4 通风设备及反风 61 7.4.1 主扇的选择计算 61 7.4.2电动机的选择61 7.4.3 反风措施.62 7.5 矿井通风系统的合理性可靠性和抗灾能力分析 62 7.6 灾害预防及安全装备 62 7.6.1 概述 62 7.6.2 预防瓦斯灾害的措施 63 7.6.3 预防煤尘灾害的措施 63 7.6.4 预防火灾事故 64 7.6.5 预防水灾事故 65 7.6.6 预防冒顶事故 68 第 8 章 矿井排水 .69 8.1 概述 69 8.1.1矿井水来源及涌水量69 8.1.2对排水设备的要求69 VII 8.2 矿井主要排水设备 70 8.2.1排水管路的选择70 第 9 章 矿井主要技术经济指标 .72 9.1 投资估算 72 9.1.1投资范围72 9.1.2 投资概算编制依据 72 9.1.3 工程投资概算 72 9.1.4 资金筹措 73 9.2 劳动定员及劳动生产率 73 9.3 生产成本估算 74 9.4 经济分析 74 9.4.1 测算说明 74 9.4.2 效益测算 75 9.4.3 投资评价 75 致谢辞 .77 参考文献 .78 结论 .80 附录一：专业论文 .81 附录二：外文 .84 1 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 新岭井田位于鹤岗矿区北部，距鹤岗火车站 3.5km，行政区属鹤岗市 东山区管辖，北邻兴山矿，南邻振兴矿，东邻新一矿，西邻鹤岗矿区铁路专用 线。 地理座标：东经 1301747 1301936，北纬 472008 472234。 1.1.2地形 地势 新岭井田地势北高南低，地面最高标高+310m，最低标高+270m，属构 造剥蚀丘陵区，石头河在北露天西侧南露天东侧由北向南流过，该区属露天区 的深部，露天开采最低平盘高度+180m。 1.1.3气象 地震 该区属大陆性寒温带气候，冬春两季多风寒冷，夏季多雨，年平均降雨量 600mm 左右，雨季多集中在六、七、八月。每年十月中旬至翌年四月为结冻 期，井田气象如下： 极端最低气温：-33.9 最大冻结深度：2.38m 最大积雪厚度：14cm 最大降雨量：48mm 年均降雨量：645.4mm 最大风速：24m/s 结冻时间：210 天 主导风向：西风 地震裂度：六级 2 1.1.4水源及电源 鹤岗矿区工业用电与民用电取自黑龙江东部，鹤岗矿区供电系统由三个 电源点供电，三个电源点分别接自鹤岗电业局的 220kv 鹿林山变电所、110 南 岗变电所和鹤矿集团 15 万 kw 热电厂。 矿区现有 110kv 变电所一座、35kv 变电所十七座、10kv 变电所一座、6kv 变电所十一座，35kv 输电线路 27 条、173km；10kv 线路 3 条、4km；6kv 线 路 195 条、851km。 鹤岗(新华)电厂发电能力 600MW，二期（600MW）工程正在建设。 鹤岗矿业集团自营的矿区热电厂发电能力 150MW（2 台 25Mw、2 台 50MW 机组） ，补充电力之不足，完全可以保证矿区用电的需要。 全矿区有四处水源，即北部的细鳞河水库和十里河水源，中部的小鹤立 河水库和南部水源。 1.1.5区域开发史 新岭矿露天矿于 1978 年开始生产，1997 年结束，历史上曾有原兴山矿一 井、三井、四井、兴山六层小露天，东山区三八井、红卫小井、兴山矿家属管 理站小井，疏园公社小井、林业局小井、兴山矿家属管理站小井、疏园公社小 井、林业局小井、兴山区小井、南采区小井等在此区生产，采出原煤约：680 万吨，现该区已无小煤矿生产。分述如下： 兴山矿老一井区 在本区四片（175m）以上是伪满时期开采的，当时的主要采煤方法是 单一长壁带状矸石充填。解放后除继续采用此法外，还采用了掩护支架走向长 壁、人工假顶分层开采和水沙充填等采煤方法，但水沙充填法范围不大，该井 1965 年报废关闭，井工开采煤量约 112.11 万 t。 兴山矿老三井、四井区和六层小露天区 19701978 年由兴山矿以小露天方式对六层扩大区南部六层群 （27#、29#、30#等煤层）进行开采，早已关闭，19491978 年，兴山矿老三 井、四井区进行开采，加上六层小露天矿累计产量约 570.28 万吨。 东山区三八井：开采 21#煤层，采出煤量 11.24 万吨。 红卫小井：开采 21#煤层，采出煤量 1.14 万吨。 兴山矿家属管理站小井：开采 22#煤层。 疏园公社小井：开采 22#煤层。 林业局小井：开采 22#煤层。 开采 22#煤层的三处小井共采出煤量 5.17 万吨。 3 兴山区小井：开采 27#、29#、30#煤层，采出煤量 37.01 万 吨。 南采区小井群：建于 1997 年 10 月，开采 18#、21#煤层采出煤量 6.2 万吨， 于 1999 年关闭。 1.2 地质特征 1.2.1矿区内的地层情况 岭北井田地层和鹤岗煤田地层一致，井田赋存的地层有下元古界兴东群 大马河组变质岩系和古生界花岗片麻岩及花岗岩，中生界白垩系下统鸡西群城 子河组和新生界第四系，自下而上简述如下： 1.下元古界兴东群大马河组变质岩系和古生界花岗片麻岩及花岗岩（Pt） 露头分布于井田境界外的西侧，是最老的岩系，为煤系地层的基底，主要有花 岗片麻岩、花岗岩和大理岩等组成，厚度不祥。 2. 中生界白垩系下统鸡西群城子河含煤组（Klch） 为一套陆相碎屑含煤沉积建造，不整合于下元古界兴东群大马河组变质岩 系和古生界花岗片麻岩及花岗岩之上，地层厚度南厚北薄，南部厚 500m 左右， 北部厚 450m 左右，含煤系数为 7.1%左右。根据岩相建造、岩石组合和含煤 性等特征，由下而上可分为下部含煤段和中部含煤段。见图 11 煤层柱状图 下部含煤段（Klch1）： 露头分布在井田范围外的西部，岩性以砾岩、含砾粗砂岩、中细砂岩夹泥 岩、凝灰岩及炭页岩、薄煤层组成，含 33、34、35、36 号四层薄煤，不可采。 本段地层以岩相变化大、凝灰质岩石层数多且厚度大、煤层薄不可采为特点， 岩段下为基底，上至 33 号煤层上部的砾岩底面，地层厚度约 200m 左右，与 下伏基底变质岩系呈角度不整合接触。 中部含煤段（Klch2）: 是城子河组主要含煤段和矿区有经济价值的含煤段，岩性以厚层的粗砾岩、 中砾岩、薄层细砂岩、粗砂岩、凝灰岩和煤层组成，共含煤 5 层，分别为 21、22、27、29、30、31 号煤层，其中可采 5 层（21、22、27、29、30 号煤 层） ，本段地层以岩相变化不大、煤层集中、而且煤层厚度大为特点，下至 30 号煤层砾岩底面，上至第四系地层，与下伏地层呈整合接触，地层厚度 300m 左右。 新生界第四系（Q） 在本区上部皆有出露，角度不整合于下伏地层之上，岩性上部以黑色腐植 4 土、砂质粘土，局部夹透镜体淤泥，下部以沙砾为主，地层厚度为 310m。 见井田地层层序表表 11。 5 地 层 单 位 界 系 统群 组 段 界 系 统 子 鹤 石 中 河 段 生 岗 煤 中上 头 含 部 以 细 粒 砂 岩 和 中 粒 砂 岩 组 成， 本 煤 层 厚 度 变 化 不 大，煤 层 夹 石 层 多，结 构 复 杂，灰 分 高。 煤 层 中 部 有 鲕 状 棱 铁 矿 夹 层。 煤 层 质 硬、稳 定。 22 层 煤 底 板 以 细 粒 砂 岩、粉 砂 岩 互 层，块 状 结 构， 粉 砂 岩 为 主 层，明 显 波 状 层 理 ，呈 黑 灰 色。 色 粉 砂 岩，中 部 岩 性 较 粗，在 5 层 煤 的 底 板 为 块 状 泥 岩 夹 煤 线， 本 层 以 中 粒 砂 岩 为 主，成 分 以 石 英 长 石 组 成， 本 层 煤 结 构 较 为 简 单，上 部 有 薄 层 夹 石。 砂 岩 薄 层，具 有 不 明 显 波 状 层 理。 地 层 特 征 描 述 白 垩 岩 组 成，分 选 中 等，浑 圆 度 呈 半 棱 角， 粉 砂 岩 至 27 煤 直 接 顶 板，夹 有 植 物 碎 屑。 凝 灰 质 页 岩 发 育,普 遍 为 本 区 重 要 标 志。 本 层 煤 在 南 部 比 较 稳 定，向 北 部 7 剖 面 以 北 逐 渐 分 又 变 薄， 以 灰 白 色 细 粒 砂 岩 为 主。 最小最大 煤岩层厚 平均 柱状 1：1000 煤 层 编 号 地 层 符 号 新 岭 煤 矿 综 合 柱 状 图 图 11 煤层柱状图 6 表 11 井田地层层序表 界系统群组段符号 地层厚 度 新生 界 第四系Q 号 310 中部含煤 段 Klch2 300 中生 界 白垩系下统 鸡西 群 城子 河组 Klch1 200 下元 古界 兴东 群 大马 河组 下部含煤 段 Pt 厚度不 祥 1.2.2地质构造 本区的构造特点是以断裂为主，伴随宽缓的褶曲，区内构造南部和西部相 对简单，煤层厚而集中，发育较完整，而东部的煤层由于受 F1断层所控制而 产生的次一级断层组的影响，分成不连续的块段，走向由北北东变为东西向， 致使产生小型盆状向斜构造。全区地层走向是 2545 东，倾向东南，倾角 726,局部最缓为 35。 1南部区（F2断层以南）：主要以 F2等几条断层组成的地块。煤层由于 这些断层的影响，向南其走向发生变化，从北北东逐渐变为北东或北东东。这 些断层特点为走向北 1035 西，一般向东南方向或地层深部落差逐渐增大。 向西北方向或浅部露头落差变小。以 F2断层为例，在 27、29、30 号煤层浅部 未见断失，而向深部落差达 40 多米。 2东南部区：以 F1断层为主几条断层组成的地块。F1断层是鹤岗煤田中 具有代表性的断裂构造，走向北起三道沟，南至靠山河长达 8Km，横贯煤田， 落差较大（300400m） ，由于下盘抬起，使含煤地层沿倾斜方向重复出现， 该断层沿石头河方向沿展，故取名为鹤岗煤田石头河子断层。本区煤层受 F1 断层的影响，而产生宽缓向斜，尤其是靠近断层附近的煤层倾向由原来的东南 而向西南倾斜，断层走向北东 30北东 10。 3北部区（17 勘探线以北）：主要受 F1断层所控制，煤层受这些断层的 影响，走向由北北东变为东西，致使产生小型的盆状向斜构造，以 18 号煤层 最为明显。详见主要断层一览表 12。 7 1.2.3煤层性质、厚度特性煤质 牌号及用途 鹤岗煤田为早白垩世陆相沉积环境，煤层主要发育在城子河组地层中，井 田内最有经济价值的含煤地层为城子河组的中部含煤段，下部含煤段只有个别 层点可采。本次设计的新岭矿有可采煤层 5 层，即 21#、22#、27#、29#、30# 煤层。该井田已开采多年，随着生产的发展和水平的延伸，大部份煤层尤其是 可采煤层，已在实践中被认识掌握，结合煤层的厚度、结构、间距、顶底板岩 性、层间岩性、标志层、煤层组、测井曲线等特征进行综合对比，煤层对比结 果可靠，但由于部分煤层沿走向和倾斜方向有增厚、变薄、分叉等变化，给煤 层对比造成一定的影响，现将各可采煤层的特征分述如下。 21 号煤层：全区可采的厚煤层，3.708.96m，平均 5.92m，煤厚由西向 东逐渐变薄，从南向北由薄变厚再变薄，顶板下 1m 处为煤和炭质页岩互层， 上部煤质较硬，下部煤质松软，顶板为细砂岩或中砂岩，底板为细砂岩或粉砂 岩。 22 号煤层：全区可采的厚煤层，煤厚 1. 87.2m，平均 5m，从南向北逐 渐增厚，煤层中部有一层 0.20.4m 的浅裼色凝灰质泥岩夹石标志层，顶板为 细砂岩或粉砂岩，底板为炭质页岩或粉砂岩，距 21 号煤层间距 2945m，平 均 38m。 27 号煤层：全区可采的中厚煤层，煤厚 1.918.09m，平均 3.18m，南露 天从南向北变厚，煤层结构一般有 12 层夹岩，煤质硬，顶板为粉砂岩或凝 灰质粉砂岩，底板为炭质页岩功粉砂岩，距 22 号煤层间距 1265m，平均 40m。 29 号煤层：全区可采的厚煤层，煤厚 1.398.88m，平均 5.30m，露天煤 厚从西向东变薄，煤层结构下部有两层 0.1m 的夹石，煤层顶板是粉砂岩或凝 灰质粉砂岩，底板是炭质页岩，距 27 号煤层间距 0.158.31m，平均 3m。 30 号层：全区可采的厚煤层，煤厚 1.746.75m，平均 4.6m，露天煤层 从西向东变厚，煤层结构复杂，有 36 层夹石。煤层灰份大，煤质硬，距 29 号煤层间距 1.067m，南小北大，平均 10m 详见表 13。 8 表 12 主要断层一览表 产状 位 置 断 层 号 走向 倾 向 倾 角 性 质 落差确定依据 南 部 F 2N30E WS10-40 兴山矿三井 18 号煤层、四井 21、22、27、29、30 号煤层巷 道和露头 15、18 号煤层 东 部 F1 N10- 30E EN300 55-5、45-6、55-7、55-8、57-16 钻孔及四井 27、29、30 号煤层 巷道 北 部 F3N15E WS10-15 18 号煤层、一井 21、22、27、29、30 号煤层巷 道 9 表 13 煤层特征表 煤层厚度煤层间距 顶板 岩性 煤 层 号 最小 最大 一般 稳定 程度 最小 最大 一般 变 化 情 况 煤 层 结 构 可 采 性 底板 岩性 标志 3.7-8.9613-37 细砂 岩 21 592 较稳 定 23.6 不 稳 定 较 简 单 可 采细砂 岩 下部煤和面料 页岩层 1.8-7.2129-45 粉砂 岩 22 5.0 较稳 定 38 较 稳 定 较 简 单 可 采粉砂 岩 中部凝灰质泥 岩夹石 1.91-8.0912-65 凝灰 质粉 砂岩27 3.18 较稳 定 40 不 稳 定 较 简 单 可 采 粉砂 岩 凝灰质粉 砂岩 1.93-8.881.55-8.3 粉砂 岩 29 5.3 不稳 定 3.0 较 稳 定 较 简 单 可 采粉砂 岩 VIV 线向北 分叉 301.74-6.75 较稳 定 1.5-67 不 稳 定 复 杂 大 部 可 采 粉砂 岩 间距南小北大， 结构复杂 10 1.2.4井田水文地质情况 本区地貌为起伏不平的构造剥蚀丘陵地带，地形是东西两侧高而中间低， 西北最高标高 360m，中部河谷地带最低标高 270m，低凹处最低标高为 246.9m，相对高差大于 90m。西为抗侵蚀性较强的花岗片麻岩系，东为抗侵 蚀性较弱的煤系地层，形成由西向东的缓坡，本矿在缓坡的西翼，地形为南北 向的带状凹地。 石头河在北采区的西边和南采区的东边由北向南横贯全区流过。该河发源 于笔架山，由兴山地区头道沟和二、三、四、五、六道沟汇集而成，流经兴山 矿、岭北矿、新一矿和南山矿东部，由南山矿东部靠山河转东汇入梧桐河，为 梧桐河的支流，河流坡度平均为 1.4%，河宽平均 45m，水深 0.55m，一 般流量 0.31.5 m/s，最大流量 73 m/s，最注流量 0.2 m/s，一般流速为 2 m/s。井田西边的一道沟、二道沟、三道沟向东汇入石头河内，井田东边的东 帮水沟、岭北水沟、三街水沟、一区东部水沟、西部水沟向西汇入石头河内， 南采区南帮边上的城区排水沟和振兴煤矿中央水沟也向西汇入石头河内，该河 在矿区汇水面积 63 km。 由于井田地形为南北向的带状凹地，又临近石头河和多条汇入河内的排水 沟和水库，所以水文地质条件为中等偏复杂，但由于防排水工程比较完善，历 年井下实际涌水量不大。 本矿瓦斯绝对涌出量为 0.218m/min，相对涌出量 0.34m/t，鉴定为低瓦 斯矿井。 1.2.5煤质 1煤的物理性质：颜色为黑色，玻璃光泽和树脂光泽，硬度属于中硬和 硬煤，容重 1.301.35t/m。 2宏观煤岩类型：以半亮煤为主，半暗煤和光亮煤次之，可见明显的丝 炭条带。 3显微组分特征：以凝胶化物质为主，丝炭化物质次之。 4煤的主要化学指标和煤种：本区可采煤层原煤的水分在 0.582.01% 之间；原煤灰分在 8.1434.94%之间，局部灰分超过 40%的有 22 和 30 号煤 层，29 号煤层下部 1.5m 厚的煤也超过 40%；挥发分在 28.2144.66 之间； （根据 1964 年 5 月 31 日黑龙江煤炭工业管理局地质局 109 队编制的“北大岭 西露天精补地质报告” ） ，发热量在 19.6734.65MJKG 之间；胶质层厚度在 521mm 之间；粘结性在 46 之间，结焦性差；煤种绝大部分为气煤，只有 18、21、22 号煤层为 1/3 焦煤。见表 14。 11 综述本区所有煤层以气煤为主、属于较难选的、中灰富灰、特低硫、 低磷、中高发热量的洁净环保动力用煤，洗选后可作为焦用煤。 表 14 煤质化验成果表 原煤 硫磷工业分析 粘结 性 发热 量 容重 煤层 号 Sa % P % W % Ag % Vr % 级 Qdr Mj/Kg T/m3 煤种 210.191.4822.8335.96534.651.30QM 220.231.1023.4632.80533.711.30QM 27、2 9 0.201.0022.1339.62633.901.30QM 300.160.5825.7138.99634.461.30QM 1.3 勘探可靠性 这次储量计算的可靠性可由 1986 年六层扩大区地质报告及 2005 年 新岭煤矿资源储量核实报告所证实。南起 F2断层下盘，北到 17 号剖面线， 西到+220m 标高，东到+80m 标高。残余资源储量计算的煤层有 15#、18#、21#、22#、27#、29#、30#等五个煤层。应该说明的是这次计算储量 的范围与 2005 年国土资源部储量评审中心评审的范围是一致的。本区核定残 12 余地质储量 1840 万吨。其中 1780 万吨为剩余各类储量，21#为 388 万吨；22# 为 422 万吨；27#、29#为 444.5 万吨；30#为 474.3 万吨。179.3 万吨为原采区 残采剩余储量，21#为 23.6 万吨；22#为 49.5 万吨；27#、29#为 62.8 万吨；30# 为 43.4 万吨。 第 2 章 井田境界 储量 服务年限 2.1 井田境界 该区位于原岭北矿南露天深部，其范围： 南到 1#勘探线， 北到 17#勘探线， 东到 F1断层， 井田走向长 1.7km，倾斜宽 0.6km，井田面积 1.0404 km。井田周边 无小窑生产。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量根据 南起 F1断层下盘，北到 17 号剖面线，西到+220m 标高，东到+80m 标高。 残余资源储量计算的煤层有 21#、22#、27#、29#、30#等五个煤层。应该说明 的是这次计算储量的范围与 2005 年国土资源部储量评审中心评审的范围是一 致的。 新岭煤矿资源储量核定报告 ，计算储量的煤层最小厚度 0.7m,最高灰 份 40，工业广场保护带宽度 10m，工业广场及井筒保护煤柱留设滑移角按 上山角 62、走向角 62、下山角 53，断层煤柱宽度 10m，分段煤柱宽度 10m，煤层上山保护煤柱宽度 10m，采区回采率按设计规范：厚煤层 75、 中厚煤层 80、薄煤层 85。经计算该区现剩余地质储量 18.40Mt，扣除境 界煤柱、断层煤柱、工业广场和井筒煤柱，扣除采区回采损失，可采储量为 17.80Mt。 2.2.2 储量计算方法 本次储量计算在比例尺 1：2000 各煤层储量图上进行，储量计算分标高、 分块段、分级别、分煤种、分煤层进行。储量计算公式为： 13 块段储量=平面积块段平均倾角正割块段平均煤厚容重 块段面积由电子求积仪求得，并用北京龙软科技发展有限公司地质图软 件系统进行校对；煤厚按块段内及其周围见煤点和露天及井巷实测厚度的平均 厚度，采用的厚度剔除 0.05m 以上的夹石；容重采用 1986 年岭北矿六层扩 大区地质报告的 1.30t/ m。 2.3 矿井工作制度 生产能力及服务年限 2.3.1工作制度 矿井工作制度按小井设计规范：年工作日 330 天，每天三班作业，每天净 提升 16 小时。 2.3.2 生产能力及服务年限 根据井田资源储量和煤层开采条件，经计算该区现剩余地质储量 18.40Mt，扣除境界煤柱、断层煤柱、工业广场和井筒煤柱，扣除采区回采损 失，可采储量为 17.80 Mt。 全区地层走向是 2545 东，倾向东南，倾角 726,局部最缓为 35 具备建设小型矿井的条件。 方案一：建0.3Mt/a的矿井。 方案二：建0.45Mt/a的矿井。 方案三：建0.6Mt/a的矿井。 根据煤矿工业矿井设计规范 矿井投产后服务年限不应过长，可由服务年限 确定。见表21 表21矿井及第一开采水平设计服务年限 第一开采水平设计服务年限 a矿井设计生产 能力 Mt/a 矿井设计服务 年限 a煤层倾角 45 3.0及以上60703035- 1.22.45060 2530 20251520 0.450.9 4050 2025 15201015 矿井设计服务年限公式： （ ） 式中： T矿井设计可采储量， Mt 14 生产能力， Mta K矿井储量备用系数， K1.31.5 矿井设计一般取K=1.4，地质条件复杂的矿井及矿区总体设计可取 K=1.5，地方 小煤矿可取K=1.3 。根据本设计矿井实际情况， K值取1.4。 方案一： PZ/AK=17.80（0.31.4） =42年 方案二： PZ/AK=17.80（0.451.4）=28年 方案三： PZ/AK=17.80（0.61.4） =21年 因本井煤层储量不多适合建设小型矿井，本井田地质储量小，可采储量少， 则选择方案一合理。该矿井生产能力为 0.3Mt/a，矿井服务年限为 42 年。 15 第 3 章 井田开拓 3.1 开拓方式 该区煤层埋藏较浅，属旧区复采，储量较小，矿井规模小，并受场地空间 和工程地质条件限制，故不宜建立井，设计确定采用斜井开拓。 3.2 井口位置选择与开拓方案比选 本次设计确定井口位置与开拓方案主要考虑了以下几方面因素： 1该井属旧区复采，所采煤层具有自然发火倾向性，永久井巷 2工程应尽量少过煤层，为矿井通风和防止煤层自然发火创造有利条件。 3本区残存储量较少，应尽量减少工业场地及永久井巷压煤。 本区东、西边邦及露天坑内均有一定厚度的回填矸石，东邦边坡南侧沿 F1断层已出现滑移现象，永久井巷工程应尽量避开回填矸石和滑移岩体，以创 造良好的施工条件和安全条件。 4尽量节省初投工程量、节省投资，缩短建井工期。 5井筒及井口尽量靠近储量中心，以缩短运距、减少运营费用。 6该区位于露天矿已采区下方，选择井口及工业广场位置，应尽量考虑 为防洪排涝创造条件。 综合上述因素，结合本井田煤层赋存条件、地质构造条件和地形条件，按 照矿井规模，以有利于井上下布置、减少工程量、节省投资为目标，设计对井 口及开拓巷道布置提出三个方案，分述如下： 方案.中央（反倾向）片盘斜井分段集中石门分层上下山开拓，工 业广场布置在露天坑内210m 露采平盘，即在原岭北矿露天坑内+210m 平盘 布置两条（反倾向）斜井，一条主井、一条副井，主井倾角 25，井底标高 +48m；副井倾角 25，井底标高+80m。在+152m 标高 22#层底板布置一片车 场，施工中央石门至 21#层，沿煤层分别掘送机道上山和轨道上山，为回采 21#、22#煤层服务。在+80m 标高 30#层底板布置二片车场，然后布置中央石门 及上山，为回采 27#、29#、和 30#煤层服务。工程移交+152m 标高 21#层一分 16 段。 该方案的主要优点为工程量少、工期短、初投省、提升环节少、系统简单。 主要缺点为压煤量大；主要井筒穿过煤层和回填矸石，对防止煤层和回填矸石 自然发火不利；对通风安全不利；支护费用较高；工业广场位于露天坑内回填 矸石带上，工程地质条件及施工条件差；不利于防洪排涝，同时工业广场受滑 移岩体威胁；另外地面汽车运输和供电线路距离较（方案）长。 方案.平硐与中央（反倾向）片盘斜井联合布置分层组上山开拓，工 业广场布置在露天坑内210m 露采平盘，主要井筒布置在 F1断层下盘，即在 210m 露采平盘向东施工主、副平硐至 F1断层下盘，然后布置主、副两条反 倾向斜井，在各可采煤层最下部标高甩片盘，通过石门揭煤，上山开采各煤层， 工程移交185m 运输标高 21#层一分段。 该方案的主要优点为井筒压煤量略少；主要井筒不穿煤层；对于防止煤层 自然发火有利，但平硐仍需穿过回填矸石带，受回填矸石自然发火威胁。主要 缺点为工程量（比方案）较大；平硐施工过回填矸石带及东邦滑移带，安全 条件较差，支护费用高；工业广场位于露天坑内，防洪排涝条件差；工程地质 及施工条件较差；同时工业广场受滑移岩体威胁，需加固处理；另外地面汽车 运输和供电线路距离较（方案）长；提升环节多，系统复杂。 方案.走向片盘斜井集中石门分层上山开拓，工业广场布置在露天 坑东邦外北侧稳定地带，井筒倾向由北向南，井口位于 F1断层下盘处，井口 处地表标高282m，井底位于 9#勘探线处，井底标高48m，工程移交 132m 标高 21#层一分段。 该方案的主要优点为：井口及工业广场位于露天坑外稳定地带，不压煤； 工程地质条件、施工条件及防洪排涝条件好；井筒不过煤层和回填矸石带，对 防止煤层和回填矸石自然发火有利；有利于矿井通风安全；井口及工业广场不 受滑移岩体威胁；地面汽运及供电线路距离较短；一段提升环节少，系统简单。 其缺点是井巷工程量（与方案相比）略大，工期较长。 各方案技术、经济及安全条件对比见表 31。 经上述技术、经济和安全条件比选，设计认为方案技术条件及安全条件 优势明显，运营费用低，工程量、工期及投资与方案和方案的差距并不明 显，故设计选用方案。 3.3 井筒 该工程布置两条斜井井筒，一条主井、一条副井。 主井井口坐标 X=118897.393；Y=119215.963，井口标高282m，井底标 高48m，提升方位角 17，井筒倾角 25，斜长 556m，净断面 16m，表 17 土段采用混凝土砌碹支护，基岩段以锚网喷支护为主，装备 800mm 大倾角皮 带一条，担负全矿提煤兼入风任务。 副井井口坐标 X=118936.023；Y=119192.020，井口标高282m，井底标 高80m，井筒倾角 25，斜长 480m，净断面积 14m，采用 1.5t 固定矿车 提升，提升设备为 2m 单绳缠绕绞车一台，担负材料、矸石及人员升降任务， 同时兼做回风井。井筒断面见图 31。 表 31 开拓方案对比表 对比因素 方案 坑内反倾向片盘斜井 方案 坑内平硐反倾向斜 井 方案 走向片盘斜井 资源储量 工广及井筒压煤 40 万 吨，再扣除其它煤柱 及开采损失 60 万吨， 剩余可采储量 1740 万 吨。 工广及平硐压煤 36 万吨，扣除其它煤 柱及开采损失 60 万 吨，剩余可采储量 1744 万吨。 工广及井筒不压煤 扣除其它煤柱及开 采损失 60 万吨， 剩余可采储量 1780 万吨。 通 风 入风井口及主扇房位 于露天坑内，入井空 气易受回填矸石发火 影响，降低入井空气 质量。 入风平硐井口及主 扇房位于露天坑内， 入井空气易受回填 矸石发火影响，降 低入井空气质量。 入风井口及主扇房 位于露天东邦以外 北侧地表，矿井通 风不受回填矸石发 火影响入井空气清 洁。 安 全 条 件 防 火 主要井筒过煤层和回 填矸石带，对防止煤 层自然发火不利，支 护费用高， 主要井筒不过煤层， 有利于防止煤层自 然发火，但平硐需 要过回填矸石带， 防火和支护条件均 较差。 井筒不过煤层及回 填矸石带，有利于 防止煤层自然发火。 18 防 水 主要井口及工广位于 露天坑内不利于防洪 排涝 平硐井口及工广位 于露天坑内不利于 防洪排涝 主要井口及工广位 于露天东邦以外北 侧地表，有利于防 洪排涝。 防 滑 坡 露天东邦南侧发生滑 移现象，井口和工业 场地安全受其影响， 需对滑移岩体加固处 理。 井口和工业场地安 全受滑坡威胁，需 对滑移岩体加固处 理。 主要井口及工广位 于露天东邦以外北 侧地表稳定地带 （11勘探线以北） ， 不受滑坡影响。 施工条件 工广位于露天坑内的 回填矸石带上，空间 狭窄，工程地质条件 差，施工条件差，主 要井巷工程在已采动 区域内施工，掘进与 支护较困难。 工广位于露天坑内 的回填矸石带上， 空间狭窄，工程地 质条件差，施工条 件差，平硐需要穿 过回填矸石带，平 硐和各片盘石门各 过一次 F1断层，施 工难度较大。 工广位于露天东邦 以外北侧地表稳定 地带，工程地质条 件及施工条件均较 好。主要井筒在原 始稳定岩层内，施 工条件较好，只有 120、132 和 80 石门需要过 F1 断层。 可比岩巷 量 1811m2002m1856m 系统复杂 性 主、副提均为一段提 升，系统较简单，地 面排矸系统较复杂。 主、副提均为两段 提升，环节多，地 面排矸系统复杂。 主副提均为一段提 升，系统简单，副 井提升矸石可转排 露天坑内，较简单。 由于工广位于露天坑工广位于露天坑内， 工广位于露天坑外 19 地面汽运内，地面汽运及供电 距离较长（较方案 长约 1Km） 。 地面汽运及供电距 离较长（较方案 长约 1Km） 。 北侧，地面汽运及 供电距离均较 、两方案短约 1Km 投资低高较低 工期16 个月24 个月22 个月 图（31A）主井断面示意图 图（31B）副井断面示意图 20 图（31C）石门断面示意图 21 3.4 井底车场、硐室及井下运输 3.4.1 井底车场布置形式及计算 根据主付井筒与中央石门的相对位置及地面生产系统布置，采用甩车场， 由于石门运输方式采用输送机运煤，井底车场只设副井空、重车线。因为井底 煤仓在运输水平以下，所以主井井底需设清理斜下和箕斗装载硐室，清理撒煤 和积水。 根据井田的地质构造、煤层赋存条件、井筒与主要大巷的相对位置以及井 上、下运输的要求，该工程采用片盘斜井开拓，分别在132m 和80m 甩片 盘车场，施工集中轨道石门，分别在120m 和90m 甩片盘车场，施工集中 皮带机道石门。 各片盘车场及集中轨道石门均铺设双轨，采用 5t 防爆型蓄电池机车牵引 1.5t 固定矿车组成的串车运送矸石和材料。 主要硐室有：中央泵房、水仓、变电所、装载硐室、井底煤仓、井底清理 硐室、调度室和充电整流硐室、机车矿车检修硐室等。 井下原煤采用 800mm 胶带输送机运输。开拓矸石、掘进出煤及材料采用 5t 防爆型蓄电池电机车牵引 1.5t 固定矿车组成的串车运输 车场型式选择有关的因素有：保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产 的可能性；调车简单，管理方便，弯道及交叉点少；调车简单，符合有关规程，规范； 井巷工程量小，建设投资省，便于维护，生产成本低；施工方便，各井筒间， 井底车场巷道与主要巷道间能迅速惯通，缩短建设时间；由于是采用斜井开拓故选 择 一段高低道来解决车场在实际中的应用问题。 道岔选择： ZDK615/4/15 型单开道岔 3.4.2 +80 井底车场计算 斜井井底车场线路布置的要求：主井采用胶带机、副井进、出车线和回车线组 成，井底车场线路布置时，应充分考虑各硐室布置的合理性；井底车场的线路工程量 小；为保证运行安全，应尽量避免在曲线巷道顶车，机械推车需布置在直线段上； 尽 量减少道岔和交岔点；线路布置要有利于通风； 存车线长度的确定：确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题，如果存车 线长度不足，将会使井下运输和井筒提升彼此牵制，影响矿井生产能力；反之，如果 存车线过长，会使列车在车场内的调车时间增加，反而降低了车场通过能力，并增加 22 车场工程量。根据我国煤矿多年的实践经验，各类存车线可以选用下列长度： 中小型矿井的主井空、重车线长度各为 1.01.5 列车长； 副井空、重车线长度， 中小型矿井按0.51.0 列车长； 材料车线长度，中小型矿井应能容纳 510 个材料车； 调车线长度通常为1.0 列车和电机车长度之和； 存车线长度的计算 1 副井空、重车线计算公式： L=mnL1+NL2+ L3 式中：L 空重车线长度， m n 每列车的矿车数，辆 m 列车数，列 L1 矿车长度 ，m L2 电机车长度 ，m L3列车制动距离， m N电机车数量，台 m=1 列，n5 辆，L12.4m，N=1 台，L22.4m，L315m 则：L152.4+12.4+4558.4m，取L60m 调车线长度： L152.4+12.4+1527m,取L30m 2材料车线长度 LnL1 式中：n容纳材料的车数，取5 台 L1材料车长度，为2.4m L52.412m 3.4.3车场形式 大巷轨道中心线距离为 1600，渡线道岔 23 ZDK615/4/15，=145，a=3967，b=4333。 渡线道岔联接长度: tan 2 4 S al 由公式得 15934 tan 1600 39672 tan 2 4 S al ml LLl5 . 0 3 由公式得 551020205 . 045005 . 0 3 ml LLl mnLl l )53( 1 由公式得 取7548073480)50003000(2020344500)53( 1 mnLl l 75000, 1 l m Lnl 2 由公式得 68680202034 2 m Lnl 取69000, 2 l 4321 3llllL 由公式得 19732159343551069000750003 4321 llllL 甩车道计算 辅助提升车场在竖曲线以后 25 坡度跨越大巷见煤。 斜面线路采用 ZDK615/4/15 对称道岔，=145，a=2560，b=2852。 车场双道中心线间距为 1600， 对称道岔线路联接长度为：（联接半径取 12000） 24 4 tan 2 cot 2 R S aTBaL 对 13451 4 tan 2 cot 2 R S aTBaL对 水平投影长度 cos 对对 LL 由公式得 1219125cos13451cos 对对 LL 竖曲线计算： 根据生产经验，竖曲线半径定为： RG=15000(高道，重车线)