采矿工程毕业设计（论文）-雁崖矿1.8Mta新井设计【全套图纸】

目 录 全套图纸，加全套图纸，加 153893706153893706 1 矿井概述及井田地质特征 1 1.1 矿区概述.1 1.2 井田地质特征.2 1.3 煤层及煤质.5 2 井田境界和储量 8 2.1 井田境界.8 2.2 矿井储量.9 2.3 井田的可采储量10 3 工作制度、设计生产能力及服务年限 .13 3.1 矿井工作制度13 3.2 矿井设计生产能力及服务年限14 4 井田开拓 .15 4.1 井田开拓的基本问题15 4.2 矿井基本巷道24 5 准备方式带区巷道布置 .33 5.1 煤层的地质特征33 5.2 带区巷道布置及生产系统36 5.3 带区车场选型设计38 6 采煤方法 .40 6.1 采煤工艺方式40 6.2 回采巷道布置55 7 井下运输 .59 7.1 概述59 7.2 盘区运输设备选择61 7.3 大巷运输设备选择62 8 矿井提升 65 8.1 概述.65 8.2 主副井提升65 9 矿井通风及安全 69 9.1 矿井通风系统的确定69 9.2 矿井风量计算72 9.3 矿井阻力计算76 9.4 通风机选型82 9.5 矿井安全技术措施85 10 矿井基本技术经济指标 .87 专题部分 .89 煤炭自燃发火规律的研究与探讨 .89 1 雁崖矿地质概况89 2 矿井自燃发火分析89 3 防火灌浆系统及参数94 4 灌浆计算96 5 灌浆管路布置98 6 泥浆泵选择.101 7 灌浆站的主要设施.103 7.1 泥浆搅拌池.103 8 灌浆后的排水措施.103 9 结论.104 参考文献 104 英文原文 105 中文译文中文译文 111 致 谢 114 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 1 页 1 矿井概述及井田地质特征 1.1 矿区概述 1.1.11.1.1 交通位置交通位置 雁崖井沟西南段，东北距大同市 34 公里，距同煤集团机关 20 公里田位于位于大同 市西南部，地处口泉。 本井田交通条件较好，大同乔村公路、铁路从井田边界穿过，该铁路与大同 秦皇岛运煤专线相连，交通四通八达，极为便利。 矿区交通位置如图 1.1。 图 1. 1 交通位置图 1.1.21.1.2 地形、地貌地形、地貌 井田为低山丘陵，呈平缓的单斜构造，多为黄土覆盖。 1.1.31.1.3 河流及水体河流及水体 口泉河横贯本井田中南部，发源于尖口山，全长 57.5 公里，流域面积（大同市界内） 360 平方公里，全流域面积 459 平方公里，汇水面积 600 平方公里，流经本矿河床宽 2550 米，流入大同平原后汇入桑干河，口泉河五十年一遇的最大洪水流量为 400m3/s, 百年一遇的最大洪水流量为 800m3/s，河水在本井田范围内，流量一般为 30004000 立 方米/日，一般水位标高为 1304 米。1988 年 7 月 12 日据大同市水利局口泉河水文观测站 测得洪峰量为 600 平方米/秒，矿跨河桥观测站测得最高洪水水位 1316 米。 1.1.41.1.4 气象及地震气象及地震 本区属温带干燥气候，风向多北、北东风，平均风速 2.1m/s。冬季寒冷，夏季酷热， 最高 39，最低-29.3，年平均气温在 1013。降水一般在 78 月，年最大降水 量 673mm，最小降水量 95.2mm。冻结期从 10 月至明年 4 月，一般积雪厚度 200mm，冻土 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 2 页 深度 1.21.5m。层 1.1.51.1.5 水源及电源水源及电源 1) 供电：雁崖井田两回路电源线路分别引自四老沟变电站（35kv）和碾子沟变电 站（35kv）母线。两回路通至本矿内东侧 35/6kv 变电所，线路截面为 LGJ120，供全矿 用电。 2) 供水：本矿区生活用水和工业用水主要由时庄冲积层潜水由时庄泵站加压送到 四老沟矿，再由四老沟矿加压通过 12 寸管送至本矿消防水池，再次加压至 2.5 寸管送往 工业广场水塔和常胜沟水塔，然后用 2 寸水管至工业广场和家属区。还有一部分井下机 组冷却及灭尘洒水由井下废水净化利用。 1.2 井田地质特征 1.2.11.2.1 井田地质构造井田地质构造 雁崖井田位于大同向斜中段，正处于向斜轴自 EW 向 NE 延伸的转折处。大同向斜轴 由 F7、F14 断层构成的地堑中通过，轴向 NE，轴迹呈“S”形，枢扭波状起伏，两翼倾角 较陡，一般为 1015，最大可达 20。断层 F7 西北地区煤岩层的倾角变缓，一般 为 35，地层波状起伏，形状为一组帚状褶皱，收敛于南西，向北东撒开。断层 F14 东南地区，地层向北倾伏，倾角 35，较平缓，局部有轴向东西的小型波状起 伏。 在本井田范围内地表出露与钻孔揭露的地层从老到新有古生界石炭系中统本溪组 （C2b） ，上统太原组（C3t） ；二迭系下统山西组（P1s） ，下石盒子组（P1x） ，上统上石 盒子组（P2s） ；中生界侏罗系下永定庄组（J1y） ，中统大同组（J2d） 、云岗组（J2y） ； 新生界第四系上更新统（Q3）与全新统（Q4） 。现将侏罗系以上地层主要地质特征由老到 新叙述如下，见表 1.1 表 1.1 区域地层划分及主要特征表 地 层 系 统代号厚度(m)主要岩性 全新统Q4010 由砂土、砂砾石混堆 积组成 新 生 界 第 四 系 上更新统Q3020 马兰黄土为主，浅黄、 黄褐色，分选性好，结 构疏松，垂直节理发育， 局部含钙质结核 续表 1.1 云岗组J2y143.31 仅残留下部的灰白色中 粗粒砂岩，砾岩，局部 夹煤线，底部有一层 25 米的含砾石英质砂 岩或砾岩 中 生 界 侏 罗 系 中统 大同组J2d 191.36241. 47 一套陆相砂岩、粉砂岩、 泥岩夹多层煤层的沉积 建造 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 3 页 下统永定庄组J1y46.3758.42 灰色、灰白色中、细砂 岩夹砂质页岩，底部有 一层含砾中砂岩或粗砂 岩，交错层理与透镜体 发育，角度不整合覆盖 于上石盒子组地层之上 上统上石盒子组P2s48.2069.21 黄绿色、灰黄色砂质页 岩及灰白色中、细砂岩 为主 下石盒子组P1x 57.42103.7 9 灰白色含砾粗砂岩、中 粒砂岩夹少量砂质页岩， 顶部常发育 13 层紫红 色砂质页岩 古 生 界 二 迭 系 下统 山西组P1s56.4287.15 底部以一层厚度变化较 大但层位稳定的灰浅 灰色含砾粗中砂岩整合 覆盖于太原组之上，下 部以深灰色砂质页岩夹 细砂岩及 12 层煤线或 薄煤层，上部为中粒砂 岩、细砂岩和砂质页岩 互层 上统太原组C3t84.7186.44 本组为一套河流、湖泊、 沼泽相含煤建造，下部 厚约 26 米，为深灰色、 灰黑色砂质页岩、灰色 细砂岩及煤层；中下部 厚约 20 米，以灰色、灰 褐色中粗粒砂岩为主夹 砂质页岩及煤线或薄煤 层；上部与中上部厚约 39.77 米，为深灰色砂质 页岩、粉砂岩、炭质页 岩及 34 层、中厚煤层， 其底为一层厚为 22 米的 含砾粗砂岩。本组地层 与下伏本溪组地层呈整 合接触。 石 炭 系 中统本溪组C2b5.7515.75 黑色砂质页岩、灰色细 砂岩及其互层，夹 12 层 1.022.46 米厚浅灰 色石灰岩 地质综合柱状图如图 1.2 所示。 断层： 区内断层较发育，发现 3060 米的 2 条。按照断层走向可分为三组： 第一组为走向 NE20左右的断层，包括 F1、F2、F3、F6、F22、F24、F25、F37、F38、F44 等断层。其中 F1、F2、F3、F6 位于井 田西北角，相互平行，大都位于舒缓褶皱轴部；F22、F24、F25 位于井田中部，断层落差 1.704.50 米，F37、F38、F44 位于井田东部，断层落差 39 米，倾向西，成阶梯排列。 第二组为走向 NE70左右，包括 F5、F7、F14、F15、F40、F41、F42 等断层。其中 F5、F7、F14、F15 位于井田西北，F7 倾向南，落差 34 米，F14 倾北，落差 760 米，均 为高角度正断层，构成一地堑。F5 位于 F7 北侧，向北，倾角 80，落差 2.86.6 米， 与 F4 构成一个小型地垒。F15 位于 F14 南侧，倾向南，倾角 74，落差 5 米，与 F14 构 成一个小型地垒。F40、F41、F42 位于井田西部边缘，平行排列，F41、F42 倾向相背， 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 4 页 落差相近，构成一小型地垒形态。 第三组断层的走向为 ESE100，这组断层主要分布在井田的中部及东部，且多见于 下部煤层中。包括 F18、F35、F43 等断层。断层延伸长度数百米至一千米，倾角大于 70，落差 15 米。 岩浆岩： 本井田未发现有岩浆岩侵入。 陷落柱： 本井田未发现陷落柱。 1.2.21.2.2 水文地质水文地质 井田处于口泉河北岸，平均流量为 30004000m3/d，雨季洪水期流量在 345.0 m3/s,水位标高在 1304m,1988 年最高洪峰流量 600 m3/s，最高洪水水位在 1316m。 井田北部矿界是口泉沟与云岗沟的分水岭。从分水岭向南发育着很多冲沟，贯穿于 井田，在井田南界与口泉沟垂直相汇，呈树枝状分布，沟谷深 2060m,地表水较利于 通过煤层露头等渗入井下。 侏罗系煤层无明显隔水层也无强含水岩层。水文地质条件简单。区内主要含水层:有 第四纪冲、洪积层潜水含水层，风化壳潜水含水层，煤系层间裂隙含水层，古火区裂隙、 含水层及古窑采空区积水。 1、第四纪冲、洪积潜水含水层，主要分布于口泉沟、杏儿沟及其它支沟。口泉沟河 谷潜水发育较好，河谷潜水量 400800 m3/d。 2、风化壳潜水含水岩组，由大气降水或河谷潜水补给，含水量不大，涌水量一般 4050 m3/d。 3、煤系层间裂隙含水层，多为承压水，在 11-14 煤层间，预计在矿井西部巷道掘进 中会发现涌水，水量不大，在 5080 m3/h。 4、火烧区裂隙水，井田 2、3、4、8、11-2号煤层均发现靠近煤层露头部分被火烧掉， 煤层顶板陷落，产生大量裂隙，地表水补给条件好，即富水饱和。 预计矿井的涌水量为 48006600 m3/d。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 5 页 煤系地层综合柱状图 图1.2 地质综合柱状图 中 生 界 侏 罗 系 中 统 云 岗 组 大 同 组 永 定 庄 组 2-2煤 2-3煤 3煤 4-5煤 7-3-4煤 8煤 9煤 10煤 11-1煤 11-2煤 12-2煤 14-2煤 14-3煤 15煤 灰白色砾岩,成分以石英为主，是控制大同组地层顶界的良好标志,与下 伏地层为平行,不整合接触 煤，属不稳定不可采煤层其顶板岩性为砾岩，底板为粉砂岩 灰白色粉砂岩为主,成分主要为石英,长石,层理发育,局部粒度较粗, 为细,粉砂岩互层,含黄铁矿结核. 灰白色细砂岩,成分以石英,长石为主,层理发育. 灰色粗砂岩,矿物成分以石英为主，岩石裂隙中等发育,有铁质薄膜析出 煤,结构简单,局部含夹石,夹石厚0.05-0.33米,岩性为砂质 页岩,属不稳定中厚可采煤层,其顶底板均为粉砂岩. 深灰色粉,细砂岩与深灰色砂质页岩互层,层理发育,植物化石碎片较多 深灰色粉砂岩,局部地区粒度较粗,为粉砂岩,细砂岩,个别地区含高岭土,煤线 主要为砂质页岩与粉砂岩互层,层理发育,植物化石丰富. 煤层结构简单,无夹石,为稳定可采中厚煤层,其顶底板均为深灰色粉砂岩. 粉砂岩夹深灰色砂质页岩,炭质页岩,植物化石丰富. 细粒砂岩夹薄层中粒砂岩,其主要成分为石英,长石,岩石成分与结构成熟度较高. 4#煤极不稳定薄层煤,5#煤极不稳定薄层煤,二者层间距较小,本井 田大部分合并,合并后煤层结构复杂,含1-2层夹石,夹石岩性多为炭 质页岩与细砂岩,属不稳定可采薄煤层.合并层顶板为粉砂岩,底板为砂 质页岩. 砂质页岩与灰色细砂岩互层,局部含粉砂岩,并夹薄层中粒砂岩. 深灰色粉砂岩,含黄铁矿结核,质坚硬,性脆,节理发育并多被方解石充 填. 7-3#与7-4#在井田西部合并,合并后基本可采.煤层结构复杂, 含1-4层夹石,夹石,岩性为砂质页岩和粉砂岩,其顶板岩性均为粉砂岩. 灰色,深灰色细砂岩与粉砂岩互层,局部夹灰白色中粒砂岩,层理较发育 ,矿物成分主要为石英,长石,含黄铁矿结构,局部含炭质页岩. 结构简单,局部有一层夹石,属稳定可采薄煤层. 灰色细砂岩,顶部为灰黑色,成分以长石为主,含植物化石碎片. 灰白色厚层中粒砂岩,具斜层理,钙质胶结,含黄铁矿结核及煤屑,夹黑 色砂质页岩. 煤层结构简单,无夹石,属局部可采薄煤层. 深灰色厚层状细砂岩夹黑色粉砂岩,成分以长石为主,具水平层理,裂隙 发育,并被方解石充填. 煤,结构简单,无夹石,属不稳定可采薄煤层. 灰色粉砂岩,水平层理发育,局部含植物化石. 中厚层状细粒砂岩,具斜层理. 中粒砂岩,灰色,中粒结构,成分以石英,长石为主. 煤,煤层结构复杂,含0-2层夹石,属不稳定可采薄煤层. 深灰色粉砂岩夹细砂岩,层理发育,含植物茎,枝化石. 煤,广泛分布,大都可采,含夹石1-2层,属稳定可采中厚煤层.与1 1-1#合并分布于井田东部.合并层厚2.10-6.50米,平均3.91米. 灰色细砂岩与粉砂岩互层,水平层理发育,砂岩颗粒以石英为主,含云母 碎片,钙质胶结,局部含植物化石. 煤,广泛分布,结构简单,局部含一层夹石,夹石岩性为 砂质页岩,属稳定可采中厚煤层. 灰色细砂岩与粉砂岩互层,水平层理发育,砂岩颗粒以石英为主,含云母 碎片,钙质胶结,局部含植物化石. 煤,广泛分布,结构简单,局部含一层夹石,夹石岩性为 砂质页岩,属 稳定可采中厚煤层. 灰色粉砂岩夹砂质泥岩,含云母碎片及植物化石碎片,时显波状层理. 灰白色细砂岩夹中粒砂岩,成分以石英为主,含少量云母碎片. 煤,结构较复杂,含夹石1-2层,属稳定中厚煤层,中南部与14-2 #合并,合并煤层2.80-4.85米一般为3.55米. 灰白色细砂岩,成分以石英为主,含云母碎片. 灰色砂岩与细砂岩互层,质较致密坚硬,喊钙质鲕粒. 煤层结构简单,无夹石,属局部可采煤层. 褐色,灰白色粉砂岩. 粗砂岩,成分以长石,石英为主,钙质胶结. 灰白色,白色含砾粗砂岩,主要成分为石英,分选性较好,磨园度较高, 局部石燧石.与下伏地层呈平行不整合接触. 杂色粉砂岩,局部含泥岩,粗砂岩. 地层系统 界系统组 地 层 代 号 层厚 最小-最大 一般 累 厚 柱 状 1：200 煤 层 号 岩 石 名 称 与 岩 性 描 述古生物 J1y 下 统 K11 苏铁衫 Podocamitas 大同锥叶蕨 Coniopleris tetungensis 大同锥叶蕨 Coniopleris tetungensis 披针苏铁杉 Padolemifes lanceolatus 纤细拜杉 Baieya gucius 拟木贼 Equiseteus 苏铁杉 Podocamitas 叉状拜杉 Bfugeaha 楔拜杉 Sphemokajora sp 大同锥叶蕨 Coniopleris tetungensis 披针苏铁杉 Padolemifes lanceolatus 苏铁杉 Podocamitas 叉状拜杉 Bfugeaha 大同锥叶蕨 Coniopleris tetungensis 大同锥叶蕨 Coniopleris tetungensis 苏铁杉 Podocamitas 大同锥叶蕨 Coniopleris tetungensis 纤维拜拉 Baiera gracilis 叉状拜拉 Furcate 披针苏铁杉 Padolemifes lanceolatas 楔拜拉 Sphenobalera sp 大同锥叶蕨 Coniopleris tetungensis 1.3 煤层及煤质 1.3.11.3.1 煤层煤层 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 6 页 本井田侏罗系大同组共含煤 19 层，煤层总厚度 20.22 米，含煤系数 9.53%，可采煤 层 13 层，煤层总厚 17.84 米，含煤系数 8.4%。煤层倾角一般为 210，一般 5， 煤质较坚硬。计算储量的煤层为 5 层，即 3、7、11-2、14-2、14-3号煤层，总厚度为 11.9m，其中 11-2号煤层厚度为 3.6m。各可采煤层分述如下： 各可采煤层特征见表 1.2。 表 1.2 可采煤层特征表 顶底版特性 煤层 编号 煤厚 最小最大 平 均 (m) 间距 最小 最大 平 均 (m) 夹 矸 层 数 可 采 情 况 煤层稳定性顶板底版 2 3 0.10-3.57 1.517.15 不可采煤层不稳定 细砂岩粉砂岩 3 0.10-4.57 2.73 19.93-34.00 27.80 局部可采中厚煤层不稳定 粉砂岩粉砂岩 4 5 0.33-1.70 1.14 16.14-20.28 17.7 1-2局部可采薄煤层不稳定 粉砂岩砂质泥 岩 7 0.48-2.33 1.62 14.74-38.20 25.96 1-4局部可采中厚煤层不稳定 细砂岩中粒砂 岩 8 0-1. 76 0.46 7.71-18.17 13.52 1不可采煤层不稳定 中粒砂 岩 细砂岩 9 0-1. 13 0.57 8.60-30.63 19.8 局部可采薄煤层不稳定 中砂岩细砂岩 10 0.15-1.25 0.67 6.43-30.29 13.60 局部可采薄煤层不稳定 细砂岩粉砂岩 11 1 0-2. 93 0-3. 0.94 0.96-25.4 16.05 0-2局部可采薄煤层不稳定 细砂岩粉砂岩 11 2 2.97-4.23 3.60 0-16.67 4.99 1-2可采中厚煤层稳定 细砂岩粉砂岩 12 2 0-1. 75 0-2. 0.7 7.6-43.24 21.02 0-2薄煤层极不稳定 细砂岩细粉砂 岩 14 2 2.4-4.20 3.30 0-13.45 6.72 1可采中厚煤层稳定 细粉砂 岩互层 粉砂岩 14 3 0.20-4.13 2.40 0-13.25 6.72 0-2可采中厚煤层较稳定 细砂岩粉砂岩 15 0.10-13.60 1.03 2.360-13.7 9.01 局部可采薄煤层不稳定 细砂岩细粒砂 岩 1.3.21.3.2 煤层顶、底板煤层顶、底板 2煤层：一般无伪顶，与煤层直接顶接触的是砾岩或含砾砂岩，层厚 0.30.4 米， 砾岩上部为灰白色粗砂岩，厚度为 2254 米，含石英砾岩； 3煤层：伪顶为深灰色粉砂岩，层厚 0.30.5 米，直接顶为深灰色粉细砂岩与中 砂岩互层，层厚 4.0 米，老顶为灰白色中细砂岩，层厚 715 米，底板一般为粉砂岩， 层厚 1 米； 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 7 页 4-5 号煤层：一般无伪顶，直接顶板为细砂岩粉砂岩互层，致密坚硬，层厚 48 米， 老顶为粉砂岩、细砂岩互层，层厚 10 米，底板为粉砂岩，层厚 14 米； 7-37-4号煤层：老顶为中粒砂岩，层厚 6 米，直接顶板为中、细粒砂岩，局部为粉 砂岩，层厚 1.83 米，无伪顶，底板为粉砂岩，层厚 9 米；8 号煤层老顶为中粒砂岩， 层厚 8.8 米，直接顶板为粉砂岩、细粒砂岩互层，层厚 2.8 米，伪顶 0.2m 厚粉砂岩，极 易冒落，底板为粉砂岩，层厚 12 米； 9 号煤层：老顶为粉砂岩，层厚 8.8 米，直接顶板为薄层状细粒砂岩，节理发育易 冒落，层厚 3 米，伪顶为 0.15m 厚深灰色页岩，易冒落，底板为粉砂岩和细砂岩，层厚 25 米； 10 号煤层：老顶为细粒砂岩粉砂岩互层，层厚 8 米，直接顶板为细粒砂岩，层厚 3.5 米，伪顶为 0.10m 厚深灰色页岩，极易冒落，底板为粉砂岩、细砂岩，层厚 3 米； 11-111-2号煤层：无伪顶，直接顶板为粉砂岩、细砂岩互层，层厚 1330 米，底 板为粉砂岩，层厚 1.55.0 米； 12-2号煤层老顶：为粉、细粒砂岩，层厚 11 米，伪顶为 0.10.30m 厚灰色页岩， 易冒落，直接顶板为粉砂岩、细砂岩互层，层厚 3 米，底板为鲕状泥质细砂岩，层厚 5 米； 14-2号煤层：老顶为中砂岩，局部为粉、细砂岩互层，层厚 25 米，一般无伪顶，直 接顶板为粉、细砂岩互层，层厚 23 米，底板以细砂岩，层厚 45 米； 14-3号煤层：直接顶板为细砂岩，层厚 412 米，直接底板为褐色泥岩，层厚 3 米， 老底为粗砂岩，层厚 2.5 米，一般无伪顶，局部有 0.10.20m 厚薄层粉砂岩； 15 号煤层：老顶为灰白色砂岩，层厚 810 米，直接顶板为粉砂岩，层厚 28 米， 一般无伪顶，局部有 0.050.10m 厚粉砂岩、砂质泥岩，极易冒落，底板为粉砂岩、中 粗粒含砾砂岩，层厚 23 米。 1.3.31.3.3 煤质煤质 井田煤层为低特低灰、特低中硫，优质动力煤。根据国家标准（GB575186） 煤层为不粘煤（BN） 。各煤层煤质特征见表 1.4。 1.3.41.3.4 瓦斯、煤尘爆炸及煤的自燃瓦斯、煤尘爆炸及煤的自燃 瓦斯相对涌出量 0.57741.3601 m3/t。各层煤层均具有爆炸危险性，爆炸指数 35%；各煤层存在自燃因素，自燃发火期 612 个月。 表 1.4 各煤层煤质特征见表 原煤工业分析%结焦性能 水分灰分 挥发 分 全硫磷 发热量 (Qgrvd) MJ/Kg 容重 XmmYmm 2-23.389.2132.892.050.00433.621.3204 2-33.9811.4832.620.800.00526.151.2952 35.416.9531.130.360.00432.211.3153 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 8 页 2 井 田境 界和 储量 2.1 井田境界 2.1.12.1.1 井田范围井田范围 本井田煤层为缓倾斜煤层，井田境界采用垂直划分法，本井田划分的原则有： 1) 井田范围储量、煤层赋存及开采条件要与矿井生产能力相适应； 2) 保证井田有合理的尺寸； 3) 充分利用现有的自然条件划分井田； 4) 合理规划矿井的开采范围，处理好相邻矿井之间的关系。 根据以上规则和矿区总设计任务书的要求，结合煤层的赋层情况，地质构造，开采 技术条件，并保证各井田都有合理的尺寸和边界，雁崖矿的边界划分如下： 南部：挖金湾井田； 西部：杏儿沟井田； 东北部：四老沟井田； 东南部：以马口煤矿为界； 西北部：以马脊梁矿为界。 2.1.22.1.2 开采界限开采界限 井田内含煤地层为侏罗系大同组，总厚 191.36241.47m,平均 224.75m, 含煤 19 层， 可采煤层 3 层，煤层总厚 9.3 米，主要可采的稳定煤层有 11-2、14-2、14-3。本设计只针 对主采煤层 11-2。 开采上限：11-2煤层 开采下界：14-3煤层以下无稳定可采煤层。 43.958.5432.410.350.00532.901.2802.675.5 53.258.1432.870.340.0031.4203 7343.5310.4031.100.550.02733.031.3102.22.5 82.9913.0532.830.440.01632.021.39046.5 93.3812.3831.291.230.01032.741.32038.25 103.5713.6532.280.390.03233.561.3754 1112.188.5826.500.320.10613.461.2903.146 1122.688.6030.610.370.02233.061.3203.362.67 1212.4113.4131.440.990.03730.701.3258 1223.929.4027.820.200.01833.021.340 1422.3913.5229.040.750.03634.501.370410 1432.4815.9528.410.670.42035.801.3802.520.5 152.1815.6530.340.770.00237.451.3976.83 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 9 页 2.1.32.1.3 井田尺寸井田尺寸 井田的东西走向最大长度为 6.6km。南北倾向 3.6km。煤层的倾角最大在 4，最小 在 2，平均为 3。 井田的水平面积按下式计算： S=HL （公式 2-1） 式中： S井田的水平面积，km2； H井田的平均走向长度，m； L井田的平均走向长度，m。 则，S=6.63.6=23.76（km2） 井田赋存状况示意图如图 2.1 2.2 矿井储量 2.2.12.2.1 储量计算基础储量计算基础 图 2.1 井田赋存状况示意图 1、根据雁崖井田地质勘探报告提供的煤层储量图计算； 2、依据煤炭资源地质勘探规范关于化工、动力用煤的标准；计算能利用储量的 煤层最低可采厚度为 0.8m，原煤灰分不大于 40%。计算暂不能利用储量的煤层厚度为 0.70.8m。 3、依据国务院函（1998）5 号文关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题 的批复内容要求：禁止新建煤层含硫大于 3%的矿井，硫份大于 3%的煤层储量列入平衡 表外的储量。 4、储量计算厚度：夹石厚度不大于 0.05m 时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的 夹石厚度不超过每分层厚度的 50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度； 5、井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀， 1310 1270 1250 1230 H=50m H=50m H=20m H=20m H=30m 1330 1340 1320 1300 1290 1280 1350 1260 1240 1220 4431000 4430500 4430500 4430000 4430000 4429500 4429500 4429000 4429000 4428500 44285004428000 4428000 4427500 4427500 4427000 4427000 4426500 4426500 4426000 4426000 4425500 4425500 4425000 4425000 4424500 4424500 4424000 4424000 544500 544500 544000 544000 543500 543500 543000 543000 542500 542500 542000 542000 541500 541500 541000 541000 540500 540500 540000 540000 539500 539500 539000 539000 538500 538500 538000537500537000536500 75 85 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 10 页 采用地址块段的算术平均法。 6、煤层容重：11-2煤层容重为 1.32m3/t、14-2煤层容重为 1.37 m3/t，14-3煤层容重 为 1.38 m3/t。 2.2.22.2.2 井田地质勘探井田地质勘探 按照“地质构造简单” “煤层结构复杂”的原则，把井田的勘探类别确定为“二类” ，采用方格网布孔，勘探线距为 500750m，孔距 500700m，共打钻孔 160 个，钻孔密 度 10.3 个/km2。 根据勘探程度及矿井生产需要划分各级储量。各级储量相对应的孔距，是根据矿井 地质构造和煤层稳定程度，按照固体矿产资源/储量分类国家标准规定的。本井田属 简单构造，煤层属稳定较稳定、不稳定型两类。新固体矿产资源/储量分类方案考 虑了三个因素，一是经济意义、二是可行性评价、三是地质可靠程度。即用三维的概念 进行了分类将我国的矿产资源/储量分为三大类十六种类型。 矿产资源经过矿产勘查所获得的不同地质可靠程度和经相应的可行性评价所获不同 的经济意义，是固体矿产资源/储量分类的主要依据。将地质可靠程度、经济意义和可行 性研究阶段作为分类的三维轴，则查明的矿产资源可以得到不同矿产资源和储量的组合。 总体上可以将矿产资源分为储量、基础储和资源量三大类储量是指基础储量中的经济可 采部分，依据地质可靠程度和可行性评价阶段不同可以分为 3 种类型。即 111、121、122 三类。基础储量是查明矿产资源的一部分，分为 111b、121b、122b、2M11、2M21、2M22 六种类型。资源量是指查明矿产资源的一部分和潜在矿产资源。 2.2.32.2.3 工业储量计算工业储量计算 矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求， 地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量一般即 111+111b+121+121b+122+122b+2M11+2M21+2M22 储量。 井田范围内全区可采煤层为 11-2、14-2、14-3煤。共计平均厚度为 9.3m。 井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据。该井田煤层倾角一般在 8以下， 故采用水平投影面面积及铅垂厚度的地质块段法计算储量，其计算公式为： Zg=SMr (公式 2-2) 式中 Zg为井田工业储量，万 t； S煤层面积，m2； M煤层平均厚度，m； r煤的容重，t/m3。 则 Zg =23.76106（3.61.32+3.31.37+2.41.38）=2.9902 亿 t 2.3 井田的可采储量 2.3.12.3.1 安全煤柱留设原则安全煤柱留设原则 1、工业场地，井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村 庄不留设保护煤柱； 2、各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩石移动角确定工业场地，村庄 煤柱，岩石移动角为 75，表土层移动角为 45； 3、维护带宽度：工业广场 15m； 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 11 页 4、断层煤柱宽度 20-50m，井田境界煤柱宽度为 20m 盘区边界煤柱宽度为 20m。 2.3.22.3.2 矿井永久保护煤柱损失量矿井永久保护煤柱损失量 1、工业广场煤柱 根据关于煤矿设计规范中若干条文修改的决定（试行） 之规定：井型在 180 万 t/a 及以上，占地面积指标为 1.2 公顷/10 万 t。据此，确定工业广场占地面积为 21.6 公 顷，工业广场的形状为长方形，长 720m,宽 300m。又根据煤炭工业矿井设计规范之 规定，工业广场属二级保护，其围护带宽度为 15m。因此，加上围护带，工业广场需要保 护的尺寸为：长宽=750330=247500m2。根据垂直剖面法作图，如图 2.2 所示。 由此根据上述已知条件，画出如图 2-2 所示的工业广场保安煤柱的尺寸，并由图量 出保安煤柱的尺寸为： S=长方形面积=长宽 =(434+854) =37.06（万 m2） 则工业广场的煤柱量为： 工业广场煤柱量=长方形面积总煤厚容重 工广保护煤柱=37.069.31.32=454.95（万吨） 2、矿井边界煤柱 矿井边界煤柱人为留设,本矿一侧留设 20m 保护煤柱。边界煤柱损失量为: P=LAM (公式 2-3) 式中:P-边界煤柱损失量,万 t; L-边界煤柱长度,m; A-煤柱的宽度,取 20m; M-煤层厚度,为 9.3m; -煤的容重,取 1.32t/m3。 则 P=17704209.31.32=434.6686（万 t） 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 12 页 11 14 45 330 45 750 45 45 A B C D a b cd h k -2 14 -3 -2 75 75 75 75 图 2.2 垂直剖面法设计工业广场保护煤柱图 3、断层煤柱 断层按其落差大小不同，留设煤柱.落差50m 的断层，两侧各留 50m 的煤柱；落差 20m 50m 的断层，两侧各留 30m 煤柱；落差10m 20m 的断层，两侧各留 20m 煤 柱；落差 qt 可见支护强度满足设计要求。 、支架对底板的比压: 支架对底板的比压为=2.9MPa 经查表,11#层煤平均抗压强度为 27.4Mpa,即 2796 吨/M2 支架对底板的比压远小于 11#层煤的抗压强度。 故: ZZ5600/23/47 型支架能够满足工作面的支护要求。 2、工作面端头支护及超前支护 由于工作面的上、下出口处悬顶面积大，机械设备多，又是材料和人员出入的交通 要口，所以必须加强支护。针对本设计工作面的具体特点，结合邻矿生产经验，决定采 用综采工作面支架压半巷作为端头支架支护端头。头顺槽及尾顺槽采用 DZ3.5 型单体 液压支柱，配 0.6 米绞接顶梁支护，头巷超前支柱超前工作面 20 米维护支设三排，尾巷 超前支柱超前工作面 20 米维护支设双排滞后支柱支设双排，并不得超过切顶线。超前、 滞后支柱柱距均为 1.0 米，头巷超前支柱排距 1 米,尾巷超前支柱排距 1.6 米，顶梁垂直 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 44 页 巷帮排列。端部支架与煤壁间小于 1 米时滞后支柱支单排，12 米时，支双排，大于 2 米时，支三排。 3、采空区处理 采空区采用顶板全部跨落法处理。 4、移架及推溜方式 工作面采用及时支护方式，移架采用顺序移架，随采煤机的割煤滞后采煤机后滚筒 56 米，当移架滞后，采煤机后滚筒超过 6 米时，必须停止割煤，保证移架后再开始割煤。 移架支护顶板，移架时降柱量不宜太大，以不影响支架前移为宜。当顶板破碎时，可采 用少降立柱，带压拉架，如有大块矸石拖在梁上时，要把前柱升起，适当降低后柱以便 矸石入古塘。每日早班结束后，需要进行机电检修地方的支架不准前移，其余全部拉回 来，检修完毕后，支架全部拉回来。移溜子必须滞后机组后滚筒 30 米外进行，用支架推 移千斤进行移溜，移溜弯曲段不少于 30 米，工作面溜子必须保持平，稳，直。 6.1.76.1.7 工作面设备布置工作面设备布置 工作面内共布置 ZZ5600/23/47 型支架 167 架，端头支架选用 ZZ5600/23/47 型 3 架， 头顺槽 2 架，尾顺槽 1 架共计 170 架。其它设备布置见工作面设备布置见工作面布置图。 6.1.86.1.8 采煤工艺采煤工艺 6.1.8.1 工艺过程 1、工作面日进刀数 矿井设计生产能力 180 万 t/a，一年按 300 天计算，日产量应为 Qd=180 万 t /300 天=6000t 采煤机截深 0.8 米，工作面进刀数为： N =Qd/（LMBC） （公式 6-11） N =6000/（2503.61.320.800.97） =6.5（刀） 式中 L工作面长度，250m； M煤层厚度，3.6m； B采煤机截深，0.80m； 煤的容重，1.32/m3； C工作面回采率，取 0.97。 取日进刀数 6 刀，即每班进 2 刀。 验算日产量： Q日 =LBMCN =2500.83.61.320.976 =5531t 考虑 10%的掘进煤量，日进 6 刀是能满足矿井产量要求的。 2 、 一刀煤所需的时间 纯割煤的时间 T 割 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 45 页 T 割= + （公式 6-12） 1 1 V L 2-L 2 1 V L 2 =+ 4 302-250 6 302 =57.5 min 式中 L工作面长度，250m； L1斜切段长度，取 30m； V1采煤机正常割煤牵引速度，取 4m/min； V2采煤机单向割煤牵引速度，取 6m/min。 割煤空行时间 T 空 T空= L1/V空= 3 .75min （公式 6-13） 式中 V空采煤机空刀运行时的牵引速度，取 8 m/min 必须的间歇时间 T 停 必须的间歇时间包括每割完一刀煤检查机器更换截齿时间；正常的停开机时间；采 煤机改变牵引方向时的翻挡煤板时间及滚筒调位时间等。根据实际情况， T 停取 15min。 所以每割一刀煤所需的时间： T= T 割+ T 空+T 停=57.5+3.75+15=76.25 min 端头作业时间 T 端 本综采工作面端头支护采用工作面原有支架，端头作业时间取 5min。 故障时间 根据大量调查，国产综采设备机电事故影响时间占总工时的 815%，每割一刀煤影 响时间为 1525min。在此取 20min。 由以上分析，每割一刀煤的循环时间 T 循为： T 循=T+T 端+T 故 =76.25+5+20 =101.25 min 每班割煤时间为：2101.25202.5min360min 通过计算，综采面每班进 2 刀是能够实现的。 因此，回采工作面作业过程如下： 头（尾）端头斜切进刀割煤移架移溜拉转载机支回超前（滞后）支 柱尾（头）斜切进刀 6.1.8.2 工艺要求 1、 割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜 切进刀长度不小于 30m，截深 0.8m。割煤时煤机速度要适宜，且必须保证顶底板平整， 煤壁齐直。不得出现割底留伞檐现象，见顶见底开采，机组前滚筒割顶煤，后滚筒割底 煤，并依靠后滚筒螺旋叶片旋转自动装煤，剩余的煤在推移溜子时，由铲煤板自行装入 溜子，割完后，一定要保证顶、底板平，煤壁直，溜子成一条直线，垂直方向角度不大 于正负 10，水平方向不大于正负 30。 2、移架：采用及时移架支护方式，移架滞后煤机后滚筒 3-9m，追机作业，并及时 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 46 页 伸出伸缩前梁打出护帮板，需要时可于煤机机身处移架或拉超前支护，移架步距为 0.8m。 3、推溜：移溜子必须滞后机组后滚筒 30 米外进行，用支架推移千斤进行移溜，移 溜弯曲段不少于 30 米，工作面溜子必须保持平，稳，直。推移步距为 0.8m，推前溜时必 须依顺序进行，严禁相向操作。 6.1.96.1.9 劳动组织和循环作业图表劳动组织和循环作业图表 1、劳动组织 用比较类推法，根据类似工作面的定员和工作面及劳动定额配备对各项工种和人员 数目进行确定，具体工种和人员数目见表 6.4。 表 6.4 劳动组织表 班次 工种 一班二班三班四班合计 班长22228 机组司机3339 支架工55515 移溜工44412 开溜工3339 泵站工2226 装煤工44412 支柱工66618 移变工2226 皮带工3339 合 计34283434132 在确定在册人数时，出勤率按 96%计算，在册人数按式 6-5 计算。 在册人数=出勤人数（7/6）/出勤率 （ 公式 6-14 ） 式中 7/6替休系数； 在册人数=132（7/6）/96%=148 2、工作制度 回采工作面工作制度采用“四六”工作制，三班采煤，一班检修。 3、工作面正规循环作业图表 工作面正规循环作业图 6.1。 4、工作面效率的计算 工作面效率= 在册人数 工作面日产量 = 148 8.032.18.46.3250 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 47 页 =30.82t/工 5、 工作面主要技术经济指标 工作面主要技术经济指标见表 6.5。 表6.5 工作面主要技术经济指标 指 标 工作面特征 单位数量 工作面长度 m250 工作面倾角 3 采 高 m3.6 截 深 m0.8 日进度 m/d4.8 日产量 t/d5531 月进度m/月 144 月产量t/月 165930 回采工作面效率t/工 30.82 坑木消耗m 3/万t 10 截齿消耗个/万t 90 乳化液消耗Kg/万t 500 油脂消耗Kg/万t 300 吨煤成本元/t10.5235 日出勤人数工 132 （备注：每月按30天计算） 6.1.106.1.10 回采工作面吨煤成本回采工作面吨煤成本 工作面吨煤成本由设备折旧费 C1、工人工资 C2、材料费 C3、电力消耗费 C4 等组成。 1、 设备折旧费(C1) 设备折旧费(C1)=（固定资产原值总和-设备残值）/使用年限 各种设备的年折旧费见表 6.6。 表 6.6 机电设备折旧表 设备名称型号数目折旧费（元/t） 采煤机MXG-300/70010.206 刮板机SGZ830/63010.06 液压支架ZZ5600/23/47 1420.698 续表 6.6 顺槽转载机SZZ-830/25010.017 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 48 页 顺槽皮带机SSJ-1000/20020.121 破碎机PCM160 10.025 端头支架ZZ5600/23/47 20.004 乳化液泵站LRB-315/31.510.006 采煤机喷雾泵站XPB250/5510.002 隔爆移动变电站KBSGZY-1000/610.11 单体液压支柱DZ-3.51500.005 合计1.314 2、 工资(C2) 工资费包括基本工资费、附加工资、奖金人均工资平均每工 100 元，工效为 30.82 吨。则吨煤工资费(C2)为 100/30.82=3.24 元/ t。 3、 材料费(C3) 材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、坑袋费用以及其他材料费 用，综采面材料费(C3)一般为 5.0 元/ t（见采煤工作面分册第七项） 。 4、电费(C4) 动力用电消耗： 动力电耗=电机容量总和循环开动时间负荷系数/循环产量。 其中，电机容量总和取 2055kw，循环开动小时数取 3.55 小时代入得： 动力电耗=20553.550.9/2811 =2.34 kwh/ t 照明用电消耗： 照明电耗=照明用电总功率循环照明时数/循环产量 其中，照明用电总功率-包括工作面及上下顺槽照明用电，取 200KW， 代入得： 照明电耗=2006/2811=0.43 kwh/ t 电费总消耗(C4) 电力费=单价