采矿工程毕业设计（论文）-双鸭山矿业集团东荣三矿3.0Mta新井设计【全套图纸】

I 摘 要 本设计为双鸭山矿业集团东荣三矿 3.0Mt/a 的新井设计。此矿区内有 5 层 煤全区可采，且其均为厚煤层，煤层平均厚度为 3.9m，走向长度为 8km，倾向 长度为 3.1km，煤层平均倾角为 12。本井田内可采储量为 326.2Mt，服务年 限为 78a。煤的工业牌号为肥气煤。本设计采用立井多水平开拓，联合开采和 集中大巷布置，大巷采用 10t 架线式电机车牵引 5t 底卸式矿车运输。采煤方 法为走向长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤，采空区处理方法为全部垮 落法。 关键词关键词： 井田开拓 开采水平 走向长壁 采煤工艺 全套图纸，加 153893706 II Abstract This new mine is designed for ShangyaShan mineral industry group limited liability company the third coal mine,which capacity is 3.0Mt/a.There are 4 coal seams can be adopted in this area, and the average thickness in coal seam is 3.9 meters. It is 8,000 meters along the longwall,and is 3,100 meters along the inclined longwall, the average rake angle is 12.0 degree in this coal seam.The whole of recoverable reserves is 326.24 million ton，which can be serviced 78 years.All of the coal seams are thick seam, and the indrstry card of the coal is fatty gas coal.We design two mining levels to develop all coal seams, adopting the single lamella arrange the sum the cent set concentrates the main roadway arranges, the main roadway adopts 10 ton a line type electrical engineering cars lead 5.0 ton bed unload type car, pit tub carriage.The mining technology is along the longwall coal mining, and the mining texhnology is full- mechanized,the gob waste treats method is complete caving method. KeyKey WordsWords： vertical shaft development mining Level longwall coal minning coal mining technology III 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 矿区经济概况 .2 1.1.3 本矿区邻矿区煤炭生产建设及规划情况 .3 1.1.4 气象 地震 .3 1.1.5 地形 地势 .3 1.2 地质特征 4 1.2.1 矿区范围内的地层情况 .4 1.2.2 构造 .4 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 .6 1.2.4 岩石性质、厚度特征 .7 1.2.5 井田内水文地质情况 .8 1.2.6 瓦斯、煤的自燃、地温及顶板情况 .8 1.2.7 煤质、牌号及工业用途 .9 1.3 勘探程度及可靠性 10 第 2 章 井田境界 储量 服务年限 .11 2.1 井田境界 11 2.1.1 井田周边状况 .11 2.1.2 井田境界确定的依据 .11 2.1.3 井田未来发展状况 .11 2.2 井田储量 11 2.2.1 井田储量计算 .11 2.2.2 保安煤柱 .12 2.2.3 储量计算方法 .12 2.2.4 储量计算评价 .13 2.3 矿井工作制度 生产能力及服务年限 13 2.3.1 工作制度 .13 IV 2.3.2 生产能力 .14 2.3.3 矿井设计服务年限 .14 第 3 章 井田开拓 .15 3.1 概 述 15 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 .15 3.1.2 影响本井田设计矿井开拓方式的因素及具体原因 .15 3.1.3 确定井田开拓方式的原则 .15 3.2 矿井开拓方案的选择 16 3.2.1 井硐形式和井口位置 .16 3.2.2 开采水平数目和标高 .25 3.2.3 开拓巷道的布置 .26 3.3 选定开拓方案的系统描述 27 3.3.1 井筒形式和数目 .27 3.3.2 井筒位置及坐标 .27 3.3.3 水平数目及高度 .27 3.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置 .27 3.3.5 井底车场形式的选择 .30 3.3.6 煤层群的联系 .31 3.3.7 采区划分 .31 3.4 井筒布置及施工 33 3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井筒维护 .33 3.4.2 井筒布置及装备 .33 3.4.3 井筒延伸的初步意见 .34 3.5 井底车场及硐室 36 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 .36 3.5.2 井底车场的布置 存车线路 行车线路布置长度 .37 3.5.3 井底车场通过能力验算 .40 3.5.4 井底车场主要硐室 .40 3.6 开采顺序 42 3.6.1 沿井田走向的开采顺序 .42 3.6.2 沿井田倾斜方向的开采顺序 .42 3.6.3 采区接续计划 .43 3.6.4 “三量控制”情况 .43 V 第四章 采区巷道布置 .45 4.1 采区概况 45 4.1.1 设计采区位置、边界、范围采区煤柱 .45 4.1.2 采区的地质和煤层情况 .45 4.1.3 采区生产能力、储量及服务年限 .45 4.2 采区巷道布置 47 4.2.1 区段划分 .47 4.2.2 采区上山布置 .47 4.2.3 采区车场布置 .48 4.2.4 采区煤仓形式、容量及支护 .55 4.2.5 采区硐室简介 .56 4.2.6 采区工作面接续 .57 4.3 采区准备 59 4.3.1 采区巷道准备顺序 .59 4.3.2 采区巷道的断面图及支护方式 .59 第 5 章 采煤工艺 .62 5.1 采煤方法的选择 62 5.1.1 采煤方法的选择 .62 5.2 回采工艺 63 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63 5.2.2 工作面循环方式和劳动组织形式 .64 第 6 章 井下运输和矿井提升 .66 6.1 矿井井下运输 66 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 .66 6.1.2 矿车的选型及数量 .66 6.1.3 采区运输设备的选择 .67 6.2 矿井提升系统 69 6.2.1 矿井提升设备的选择与计算 .69 第 7 章 矿井通风与安全 .71 7.1 矿井通风系统的确定 71 7.1.1 概述 .71 7.1.2 通风系统确定因素 .71 7.2 风量计算与风量分配 72 VI 7.2.1 矿井风量计算的规定 .72 7.2.2 风量计算 .73 7.2.3 风量分配 .76 7.2.4 风速验算 .76 7.2.5 风量调节方法与措施 .76 7.3 矿井通风阻力计算 77 7.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通风阻力 .77 7.3.2 矿井等积孔的计算 .79 7.4 通风设备的选择 80 7.4.1 主扇的选择计算 .80 7.4.2 电动机的选择 .81 7.4.3 反风措施81 7.5 矿井安全技术措施 82 7.5.1 预防瓦斯及煤尘爆炸 82 7.5.2 火灾与水患的预防.82 7.5.3 其他事故的预防 .83 第 8 章 矿井排水 .85 8.1 概述 85 8.1.1 矿井水来源及涌水量 85 8.1.2 对排水设备的要求.85 8.2 矿井主要排水设备 86 8.2.1 排水方式与排水系统简介 86 8.2.2 主排水设备及管路的选择计算 .87 第章 矿井主要技术经济指标 .90 总 结 .92 致 谢 .93 参考文献 .94 附录 1 95 附录 2 105 1 绪 论 大学四年的学习，让我掌握了较多的专业知识，能过这次毕业设计和毕业 答辩，更让我了解到了理论与实际的差距，同时也感受到了自己在专业课方面 的一些不足之处。 本设计为双鸭山矿业集团东荣三矿 3.0Mt/a 的新井设计，根据毕业实习时 在东荣三矿所收集来的地质条件，以及指导教师所分的课题方向，本设计主要 是关于新矿井的建设，其中包括了井田开拓、采煤工艺、采区设计、通风安全 等方面的设计。本矿井走向长度为 8km，倾向长度为 3.1km，在本井田内共有 5 层煤，且其全为厚煤层，平均厚度为 3.9m，煤层平均倾角为 12。本井田 内可采储量为 326.2Mt，服务年限为 78a。煤的工业牌号为肥气煤。本设计采 用立井多水平开拓，联合开采和集中大巷布置，大巷采用 10t 架线式电机车牵 引 5t 底卸式矿车运输。采煤方法为走向长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化 采煤，采空区处理方法为全部垮落法。 本设计能过多方案比较和综合技术比较以及相应的经济比较优化设计，其 中开拓方案的比较，以大量的经济数据来核算，以便使设计更加合理。同时在 设计过程中，结合了矿井的地质情况、煤层的受力等情况以及国内外的先进经 验进行分析，这样使建成的矿井更加与实际相符。 通过本次毕业设计，使我学到更多的采矿专业知识，更重要的是，让我所 学的理论知识与实践条件相结合了起来，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 双鸭山矿业集团东荣三矿位于黑龙江省集贤煤田东南端，西南距福利镇 48km,经福利镇到矿业集团所在地双鸭山市为 56km。如下图 1-1 交通位置 图。 图 1-1 交通位置图 1.1.2 矿区经济概况 本区为农业区，工业基础较薄弱。但是，双鸭山矿业集团距本区较近，可 以借助老区力量建设新区，人力来源及材料供应条件都是良好的。 3 双鸭山地区现有大型火力发电厂三座。在矿区总体设计阶段。供电电源方 案已达成协议，所以，供电电源已经解决。 1.1.3 本矿区邻矿区煤炭生产建设及规划情况 东荣矿区东西宽 811km,南北长 1629km。面积为 230km2,东荣矿区 总体设计规划用三对井进行开发。总规模这 6.40Mt/a。 本矿井内没有生产、在建及停闭矿，也没有小煤窑。 本矿区第三季地层广泛分布，地下含水量较丰富，供水水源较充足。 1.1.4 气象 地震 本地区属寒温带大陆性气候。冬季寒冷。夏季气温较高，年平均最高气温 为 20.123.7C；年降水量 325.7692.3；年蒸发量 1095.51460.6，年平均风速 4.14.7m/s，风向多偏西风。年平均最低气 温为17.423.9C，最低气温可达35C。每年十月至次年五月为冻 结期，最大冻结深度为 1.552.08m。 根据国家地震局资料，东荣及其邻区地震裂度在 5以下，过去无强烈地 震记载。 1.1.5 地形 地势 本井田处于三江平原的西南部，属高沙漫滩，地势低平，地面标高为 5578m，井田东部有双山子，标高164.7m, 南临完达山北，西依索利 岗山，标高为107.9m， 北面广阔平坦。 本井田内没有大的河流，只有沙流河等季节性河流，从东，西两个方向流 入本区。雨季沙流河流量为 2.9m3/s.近年来随着农业生产的发展，在井田外 侧修筑了一些排水渠道，致使湿地面积有所减少。 4 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 本井田的可采煤层均赋存在上侏罗系鸡西群城子河组。其上为鸡西群穆棱 组。在穆棱组上覆有巨厚的第三、第四纪地层。晚侏罗第煤系地层不完全整合 于元古界古生界基底之上，基底由元生界麻山群泥盆系青龙山组及侵入的花 岗岩组成。 上侏罗系上统鸡西群城子河组，这本井的主要含煤地层，该层主要由灰白 色长石、石英、砂岩、灰色粉砂岩及少量的泥岩、凝灰岩、砾岩和砂质泥岩等 组成。(附煤层综合柱状图 1-2) 第四系地层在田内广泛分布。主要由砾砂和粗砂组成。中间夹有不连续的 亚粘土。在砂层上，伏有粘土及层厚 810m 的黑腐植土。区内四纪层厚度为 东西薄、中间厚、南部薄、北部厚。 第四系地层，除在井田内 1416 层勘探线上部有三块缺失，形成“三窗” 外，其余各处均广泛分布。该地层由粉砂岩、泥岩组成。岩石胶结松散。以灰 绿色为主，厚度变化不大。 本井田内的断层多为正断层，褶曲较少，部分煤层有地表露头，但都有风 化的痕迹，经过双鸭山测绘公司的多次勘测，对大部分的地质构造已经基本掌 握清楚。 1.2.2 构造 本井田位于三江盆地的西部，三江盆地是中生代以来的一个断陷凹陷 地，区域构造属新华夏系第二隆起带北段由一些北北东向展开的次一级隆起带 和凹陷带组成，这便导致本矿区形成压扭性断裂和断层，并且其断层多为倾向 性断层。 由于本井田处于区域性三种构造应力场的复合部位，应力集中构造较为复 杂，特别是北部背向斜处构造对煤层的破坏较大，煤的变质程度有所提高，而 且部分煤层有露头。 井田主要构造分述如下： 1.断层 如下表 1-1 所示： 5 黑灰色、半亮型煤、玻璃光泽 地层煤 层柱状图厚度(m) 层间距(m) 岩石名称岩性描述 16 17 18 20 22 4.2 3.6 3.8 4.1 3.8 20 26 14 16 石英砂岩 泥岩 碳质粉砂岩 粉砂岩 碳质细砂岩 碳质泥岩 细砂岩 粉砂岩 页岩 中砂岩 细砂岩 中砾岩 粉砂岩 细砂岩 中细砂岩 中砂岩 粗砂岩 煤 煤 煤 煤 煤 灰色、水平层理、致密坚硬 灰色、水平层理、致密坚硬 灰色、水平层理、致密坚硬 浅灰色、水平层理、硅质胶结、致密坚硬 浅灰色、水平层理、硅质胶结、致密坚硬 浅灰色、水平层理、硅质胶结、致密坚硬 黑灰色、半亮型煤、玻璃光泽 黑灰色、半亮型煤、玻璃光泽 黑灰色、半亮型煤、玻璃光泽 黑灰色、半亮型煤、玻璃光泽 灰色、石英砂岩、坚硬 灰色、石英砂岩硅质胶结、坚硬 灰白色、以石英为主、坚硬、层理明显 灰白色、以石英为主、坚硬、层理明显 浅灰色、快状、层理不明显 浅灰色、石英颗粒、层状构造、泥质胶结 浅灰色、碳质胶结、质地松软 浅灰色、水平层理、质地松软 黑色、层状构造、泥质胶结 灰白色、水平层理、致密坚硬、硅质胶结 灰黑色、碳质胶结 元 石 界 图 1-2 煤层综合柱状图 6 表 1-1 断层特征表 序号名称性质产状落差倾角断层可靠性 1F48 逆 NE20 170340 60 可靠 2F9 正 NE35 0130 73 可靠 3F29 正 NE31 046 71 可靠 4F45 逆 EW70 04 70 可靠 5F84 正 NE45 067 37 可靠 6F72 正 NE67 1020 30 可靠 7F10 逆 NS146 060 73 可靠 2.岩浆活动： 本井田内的岩浆岩以侵入为主，大多呈岩脉及岩床侵入于侏罗纪煤系地层 中，为燕山后期产物，以酸性石英闪长岩，中性辉绿岩玄武岩为主，岩浆岩主 要分布在 F9断层与精查线 17 之间，或岩床侵入煤层中，使煤层局部变质。 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 本井田开采之煤层主要位于侏罗系鸡西群城子河含煤组，含煤性好，主要 可采厚度 19.8m，平均厚度为 3.9m，地层总厚度 700m，含煤系数 5.27%，本区 煤层发育较稳定，标志层清晰，物性特征明显，煤岩层相对可靠。 可采煤层特征如下： 16#煤层：全区发育且较稳定，煤层结构单一，厚度较大，煤质稳定，肉 眼鉴定为半亮半暗型，块状。由南向北，由东向西增厚，煤层厚度为 4.04.8m,平均厚度为 4.2m，煤层顶部和底部局部出现了 12 层夹石，厚度 为 0.050.10m，岩性多为炭质泥岩，煤层顶板为粉砂岩，底板为炭质细砂岩 及含炭质泥岩。煤层有露头，在0 标高之上局部不可采。 17#煤层： 该煤层基本上全区发育，仅在井田南部的浅部局部不可采，煤 层的开采厚度在 3.43.8m 之间，平均厚度为 3.6m，赋存较稳定，结构属复 煤层，有 12 层夹矸，厚 0.10.25m，岩性多为页岩，煤层顶板多为中砂岩， 底板多为细砂岩。煤层有露头，在10m 标高之上发育不稳定，煤变质程度较 高，且有风化现象。 18#煤层：大部可采煤层，可采厚度 3.64.1m，平均厚度 3.8m。可采范 围内煤层厚度稳定，南西薄，向北、东增厚，结构属单一煤层，局部有薄层炭 质泥岩或粉砂岩夹层石，顶板为粉砂岩，细砂岩及中砂岩，底板为细砂岩，砂 7 岩。 20#煤层：该层在全井田大部分区域发育，煤层在断层 F9之后，逐渐变薄， 结构单一，煤层厚度在 3.44.4m，平均厚度为 4.1m，煤层顶板为粉砂岩，底 板为细砂岩。煤层有露头，露头煤质不稳定，且在0 标高之上局部不可采。 22煤层：全井田发育，只在井田南部浅部变薄，煤层结构较单一，厚度 为 3.14.0m，平均厚度为 3.8m，在井田深部，煤层倾角有变大的倾向，煤层 顶板为中细砂岩，底板为中砂岩。煤层在井田中部，有煤层露头，且煤质也有 风化的倾向，在10m 标高之上发育不稳定，且局部不可采。 具体各煤层厚度、结构和顶底板情况分层如下表 1-2 所示： 表 1-2 煤层特征表 煤厚煤 层 范围平均 层间 距 稳定性结构发育程度顶板底板 露头情 况 16# 4.0 4.8m 4.2m 较稳定单一全区发育粉砂岩细砂岩有 20m 17# 3.4 3.8m 3.6m 较稳定复杂全区发育细砂岩粉砂岩有 12m 18# 3.6 4.1m 3.8m 较稳定单一大部发育 粉砂岩 中砂岩 细砂岩无 28m 20# 3.4 4.4m 4.1m 较稳定单一大部发育粉砂岩细砂岩有 22# 3.1 4.0m 3.8m 16m 较稳定单一全区发育细砂岩中砂岩有 1.2.4 岩石性质、厚度特征 煤层顶底板的厚度一般都大于 8m,多为砂岩。详见下表 1-3。 表 1-3 岩石力学强度指标表 名 称抗压强度/c(MPa)抗拉强度/t(MPa) 摩擦角/() 内聚力/C(MPa) 细砂岩202004253550840 粉砂岩101002203040430 8 1.2.5 井田内水文地质情况 1、井田内各地段的水文地质特征各有不同，现分述如下： 第三系孔隙含水层：在井田内广泛分布。其厚度发育规律为由东南往西北 逐渐增厚，向东变薄。涌水量为 0.0010.83 L/Sm。 第三系裂隙透水层：本井田广泛发育，除山坡地区较薄外，其余均很厚。 发育规律为：由南往北逐渐增厚。水的主要补给来源是大气降水及山区地下水。 涌水量为 0.7057L/Sm。 基底岩层裂隙水：分布于低山和丘陵地带。由白玉岩、安同山岩及火成岩 等组成。对煤系裂隙含水带补给量甚微，而且对矿床充水无影响。 煤系裂隙含水带：本含水带是直接充水含水层。它与第三系有水力联系， 但很微弱。 2、地面水及各含水层之间的水力联系 本井田煤系裂隙含水带补给条件不好，隔水性较弱。开采初期，矿井涌水 量最大。随着开采的不断进行，水的静储量逐渐消耗，矿井的涌水量将会逐渐 减少，并趋于相对稳定状态。 矿井在开采过程中，排水将以疏干煤系风化裂隙带的储水量为主。本井田 最大涌水量为 279m3/h，正常涌水量为 237 m3/h。 3、井田内的主要隔水层有第四系顶部粘土、亚粘土；中部粘土。亚粘土 层和第三系泥岩、砂岩层。 1.2.6 瓦斯、煤的自燃、地温及顶板情况 本矿井属于低瓦斯矿井，相对涌出量 1.43m3/t，绝对涌出量为 3.95 m3/min，煤尘无爆炸危险，且煤层无自燃倾向性。随着开采深度的延伸，瓦斯 涌出量大会给矿井的安全生产带来一定的困难。 本矿井瓦斯取样的控制深度为40.5733.2m，在 737.5m 深以上，甲烷 成分为 0.7536.75；在 400.4633.2m 深度为 28.1845.26；平均为 34.3137.05。二氧化碳一般为 6.448.95，瓦斯成份及含量均很低。 由于地质报告没有明确提出矿井的瓦斯等级，所以，本设计只能根据上述数据 进行分析，同时参考东荣二矿的煤尘及瓦斯情况，初步确定本矿井初期的瓦斯 等级为低沼气矿井，并没有煤尘爆炸危险和自燃发火倾向。 本矿井的恒温带温度为5.6C，深度为 30m。400m 水平的平均地温为 20.5C；700m 水平的平均地温度为 28.3C。 9 煤层顶底板岩石主要为粉砂岩和中细砂岩。抗压强度一般在 6001100kg/cm2左右。预计本矿井各煤层顶底板类别均在一级以上。 1.2.7 煤质、牌号及工业用途 1、煤种及其变化 本矿井煤的挥发份一般大于 30，属低变质煤。各煤层 y 值平均为 59m/m，粘结性较低。煤种主要为气煤、肥煤次之，煤种在垂直方向上无明 显变化。 2、发热量 各煤层煤的平均发热量(QfD)为 63066849 大卡/kg。 3、元素分析 各煤层碳(Cr)的平均含量为 80.8482.66；(Or)的平均含量为 10.6112.62；(Hr)的平均含量为 5.325.86。说明煤的元素组成稳定， 属低腐质煤。 4、煤的有害成分 灰分：本井田煤的灰分含量(Ag)为 10.9624.45，多属中低灰分煤层。 硫：各煤层硫的含量均很低，原煤全硫(SgQ)为 0.10.41，属特低硫煤。 磷：各煤层原煤磷的平均含量为 0.0030.061，属特低低磷煤。 5、工业用途评价 本井田原煤按现行煤炭实用分类法，属于气煤，由于本区气煤低灰、 低磷、低硫，具有一定的胶质层厚度，所以，本矿井原煤经洗选加工后可作为 优良的配焦和化工精煤。副产品可供动力及民用。 6、可选性 所有煤层的煤均属于易选中等可选。 10 1.3 勘探程度及可靠性 矿井总体设计确定，本井田包括精查区，东南部的一块详查区两个区域， 其井田的边界范围为北起 F48断层，南至井田边界，西起 F9断层断层，东至 煤层露头线。在井田范围内，由于地质构造简单，煤层赋存稳定，其勘探程度 较精确。 对地质勘探程度的评价：井田储量以外，最后一次精查区内又钻了 238 个 孔，13.6 万余米，基本上搞清本井田的煤层赋存情况和主要的地质构造情况。 但由于设备较落后，因此相当一部分断裂仍是推定的，控制程度还有较大摆动。 根据本区断裂的一规律，往往在大断裂附近还有很多较小的断裂，再者由于煤 层走向变化大，还可能有新的断裂没有控制，这些都需要在建井和生产过程中 给予以注意。有的钻孔孔斜较大，对构造的推定也有一定的影响。 11 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 本井田北部以断层 F48为界，南部以邻矿东荣二矿为界，西以600m 标高 为界，东以煤层天然露头为界。 2.1.2 井田境界确定的依据 在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分 都能得到合理的开发。应按以下原则来划分： 1.以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据。 2.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。 3.划分的井田范围要为矿井发展留有空间。 4.保证井田有合理的尺寸，以利于机械化程度的不断提高。 2.1.3 井田未来发展状况 该井田内煤层埋藏较浅，倾角较小，随着技术的进步和勘探水平的提高， 井田范围内探明的储量会越来越精确，可能在更深部发现可采煤层，远景储量 丰富。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量计算 井田内可采煤层为 16、17、17、20、22煤层。矿井储量是指矿井 内所埋藏的，具有工业价值的煤炭数量。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 ABC 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 12 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上下山保护煤 柱煤量后乘以采区回采率的储量。 2.2.2 保安煤柱 为保护地面建筑物及工程设施的安全，本设计对井筒及工业广场、规划中 的大断层留设安全煤柱。其留设情况如下: 1.采区边界留设 20m 保安煤柱。 2.边界断层留设 40m 煤柱。 3.井田内部断层留设 30m 煤柱。 4.地面留设 50m 煤柱。 主、副井筒均位于工业场地内，主、副井筒深度已超过 300m，工业场地 东西长 540m，南北最大宽度为 430m，按照现行建筑物、水体、铁路及主要 井巷煤柱留设与压煤开采规程规定，工业场地围护带宽度为 15m，煤柱按岩 层移动角圈定，井田境界煤柱按 40m 留设，境界线两侧各 30m，采区煤柱按 20m 留设，两侧各 20m。井筒煤柱地面受护面积包括井架、提升机房和围护带 面积包括工业场内为煤炭生产直接服务的工业厂房、服务设施和其他基础性设 施。 按以上计算方法得： 工业广场煤柱损失：2.09Mt；周边、断层保安煤柱损失：35.03Mt。 损失总量：82.41Mt； 总损失率为：20.54%。 2.2.3 储量计算方法 计算储量以储量管理规程为依据，公式如下： 块段储量块段面积cos(平均倾角)平均厚度视密度； 矿井设计储量工业储量永久煤柱； 回采率要求：厚煤层不小于 75%，中厚煤层不小于 80%，薄煤层不小于 85%； 根据储量图、通过等高线块段法计算本井田工业储量为 401.188Mt，可采 储量为 326.2421Mt。 13 2.2.4 储量计算评价 东荣三矿的煤层相对可靠，煤层厚度比较稳定，倾角较平缓，煤层地板起 伏不大，构造控制基本可靠，无岩浆岩，水文地质条件中等，储量计算较可靠。 其具体情况如下表 2-1 所示： 表 2-1 可采煤层储量总表 单位：万 t 煤炭损失量 水平煤层工业储量工业场 地 井田境 界 断层合计 开采损 失 可采储量 16#3518.5517.154.86228.21300.17403.612861.47 17#3015.9213.1444.17238.46295.77343.382452.69 18#3072.5815.2758.9268.38342.55350.062500.41 20#3434.7813.0256.42213.25282.69391.072793.34 22#3292.3316.9365.23268.38350.54374.852677.49 小计 16336.1675.46279.581216.681571.721862.9713285.41 16#4121.7828.4688.19344.45461.1583.144165.3 17#4390.124.4884.17283.81392.46458.843570.26 18#4510.9327.7999.2311.3438.29513.593668.52 20#4999.8424.0487.52292.68404.24569.264066.13 22#4757.0929.1891.82323.42444.42541.623868.71 小计 23779.72133.95450.91555.662140.512666.4519338.9 总合计 40115.88209.41730.482772.343712.234529.4332624.31 计算可得：矿井可采储量为：326.2431Mt。 2.3 矿井工作制度 生产能力及服务年限 2.3.1 工作制度 根据煤炭工业矿井设计规范规定： (1)矿井工作日按 330d 计算； (2)每日净提升时间 16h； 14 (3)矿井每昼夜四班工作，其中三班进行采掘，一班进行检修。 2.3.2 生产能力 井田煤炭储量丰富(可采储量为 326.2431Mt)，地质构造及水文地质简单， 煤层赋存平缓(平均倾角 12)，煤质优良，具有建设特大型矿井的条件。 方案一：建 2.4Mt/a 的矿井。 方案二：建 3.0Mt/a 的矿井。 方案三：建 4.0Mt/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。(附矿井服务年限表 2-2) 表 2-2 矿井服务年限表 井型矿井设计生产能力/（Mt/a）矿井设计服务年限/a 特大 6.0 3.05.0 70 60 大型1.2，1.5，1.8，2.4 50 中型0.45，0.6，0.9 40 小型0.09，0.15，0.21，0.3各省自定 2.3.3 矿井设计服务年限 矿井设计服务年限公式： )/(KAZT 式中矿井设计可采储量，Mt；T 生产能力， Mta；Z 矿井储量备用系数，.31.5。KK 矿井设计一般取 K1.4，地质条件复杂的矿井及矿区总体设计可取 K1.5，地方小煤矿可取 K1.3 。根据本设计矿井实际情况，K 值取 1.4。 方案一：32624.31/(2401.4)97.10a；AKZT/ 方案二：32624.31/(3001.4)77.68a；AKZT/ 方案三：32624.31/(4001.4)58.26a。AKZT/ 从保证矿区均衡生产来看，井型较大的矿井对保证矿区产量起骨干作用， 同时考虑到本矿井对振兴老东北工业基地的需要，其服务年限也应略长些，从 矿井储量条件来看，虽然本井田地质储量大，可采储量多，但是煤层储量大部 15 分集中于二水平，从一水平的服务年限上看，选择选择方案二较要较合理一些， 因此最终确定该矿井生产能力为 3.0Mt/a，矿井服务年限为 77.68a。 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 东荣三矿与东荣二矿为邻，东荣二矿以立井开拓为主。 3.1.2 影响本井田设计矿井开拓方式的因素及具体原因 1.该井田所在位置属于丘陵地形，南北两侧高，中部平坦，工业场地宜选 择在相对比较开阔的阶地上，标高高于50m。 2.井田内煤层埋藏深度为50-650m，煤层倾角 12左右，其中 16#和 17#的煤层层间距约为 20m，17#、18#、20#、22#之间的煤层间距分别为 12m，28m 和 16m，总体来说，煤层相当集中，可直接采用集中布置联合开采。 3.煤层倾角在 12左右，且含水层较少，可直接采用上山开采。 4.煤层构造相对简单，无大、中型构造，共计 7 条断层，大断层为井田边 界，中央的小断层对矿区的总体布置无太大的影响。 5.顶、底板为粉砂岩、粉细砂岩等硬质岩层，稳定性较好。 6.煤层厚度较大，而且结构较单一，虽然有煤层中含有少许夹层，但夹层 多为页岩、泥岩，并不会对采煤工序产生太大的影响。 3.1.3 确定井田开拓方式的原则 1.合理开发国家资源，减少煤炭损失。 2.贯彻执行有关煤炭工业的技术政策,为多出煤、早出煤、出好煤、投资 少、成本低、效率高创造条件。 3.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， 创造良好的通风环境，减少巷道维护量，使主要巷道保持良好状态。 4.合理集中开拓布置，简化生产系统，避免生产过于分散，为集中生产创 造条件。 16 3.2 矿井开拓方案的选择 3.2.1 井硐形式和井口位置 (一)井硐形式方案比较： 开拓方式的选择应全面考虑各种因素，主要因素包括： 井田地质和水文地质条件；地形地貌和地面外部条件；技术装备和工艺系 统条件；施工技术和设备条件；煤层赋存和开采技术条件；总体设计和矿井生 产能力要求，当地的交通及经济条件等。 针对以上因素要综合研究，需通过系统优化设计和多方案技术经济比较确 定。 1.双立井开拓 优点： (1)井筒为圆形断面，结构合理，维护费用低，有效断面大通风条件好， 管线短，人员升降速度快，生产系统比较简单，运输环节少，建井速度快，投 产早。 (2)机械化程度高，易于自动控制。 (3)立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升有利。 适用条件：煤层赋存深度在 2001000m，含水层厚度 20400m。立井开 拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件限制。技 术上也比较可靠。当地质条件不利于平硐或斜井开拓时均采用立井开拓方式。 技术评价：根据本井田的地表情况，地质构造，煤层赋存等因素，本井田 煤层赋存最深650m 标高，煤层平均倾角 12，满足采用双立井开拓，故此方 案在技术上可行。 2.双斜井开拓 斜井与立井相比有如下优点： (1)斜井采用胶带输送机，其提升能力和增产潜力大，改扩建比较方便， 并且能容易实现多水平生产，并相应地能减少井下石门长度。 (2)井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业建筑，井 筒装备，井底车场及硐室都比立井投资少，并且在斜井延伸过程中，生产和延 伸相互影响较小。 17 (3)井筒装备和地面建筑物少，不用大型提升设备，钢材消耗量小，井筒 结构简单。 缺点： (1)围岩不稳固时，斜井井筒维护费用高，材料提升速度低，能力小，绞 车钢丝绳磨损严重，动力消耗大，提升费用高，当井田斜长较大时，采用多段 绞车提升，转载环节多，系统复杂，需要多占用设备和人力。 (2)在自然条件相同时，斜井要比立井长得多。 (3)斜井通风风路较长，相对通风阻力也较大，当表土为富含水的冲积层 或流砂层时,斜井井筒掘进技术复杂,井筒的维护也相对困难。 (4)由于斜井较长，沿井筒敷设管路、电缆所需的管线长度较大，并且相 应地就提出了建井初期的基建费。 适用条件：煤层赋存较浅，垂深在 200m 以内，煤层赋存深度为 0500m，含水砂层厚度小于 2040m，不含流砂层，并且表土层不厚，水 文地质情况简单的煤层。井筒不需要特殊方法施工的缓倾斜及倾斜煤层。 技术评价：本井田内部分煤层有露头，根据煤层的赋存情况,可以考虑双 斜井开拓。 针对本矿井的实际情况和现有的技术条件，可行的方案如下图 31 所示。 19 方案 双立井开拓(立井延深) 方案 双立井开拓(暗斜井延深) 16# 17# 18# 20# 22# 16# 17# 18# 20# 22# 方案 双斜井开拓(斜井延深) 方案 双斜井开拓(暗立井延深) 16# 17# 18# 20# 20# 16# 17# 18# 20# 20# 20 图 3-1 开拓方案示意图 3.开拓方案技术比较： 方案和方案区别在于第二水平是立井开拓还是暗斜井开拓两方案比较， 方案需要多开立井井筒 200m，阶段石门 850m，并相应增加了井筒和石门的 运输，提升，排水费用；方案多开主暗斜井 960m(倾角 12)，并相应增加 了斜井的提升和排水费用，粗略估算表明，两方案费用相差不大，采用立井提 升，优点是提升能力大，矿井延伸在条件允许时，增加的设备较少，但施工条 件差，施工速度慢，开拓维护费用高，采用斜井提升时，施工速度快，费用低， 但需要与暗斜井配套设备，人员，材料运输需转载，考虑到方案的提升，排 水工作环节少，人员上下较方便，在方案中未计入暗斜井上下部车场的石门 运输费用，以及方案在通风方面优于方案，决定选用方案。(方案与 方案具体的基建费用比较如下表 3-1 所示，由于在建井初期，方案和方案 相同，所以只需要比较建井后期；同样，方案和方案也如此。) 方案与方案比较同方案与方案类似，从国情上考虑，用暗立井延 伸的矿井较少，而且考虑到在技术上，在暗立井通风、运输以及车场布置上， 存在一定不可靠性。最后，通过粗略估计，方案比方案中所留保护煤柱的 损失多，决定采用方案。(方案与方案具体的基建费用比较如下表 3-2 所示) 余下的方案与方案技术上均可行，水平服务年限也均符合要求，需要 通过经济比较，确定优劣。 表 3-1 方案和方案建井后期基建费用表 方案方案方案 项目 工程量 (m) 单价/元 m-1 费用（万 元） 工程量 (m) 单价/元 m-1 费用(万元) 立井井筒20020 9000198 96020 3000294 副井井筒20010 9000189 96010 3000291 井底车场 120027003249002700243 主石门 160024003847502400180 运输大巷 550021001155550021001155 合 计 22502163 百分率 104.02%100% 表 3-2 方案和方案建井后期基建费用表 21 方案方案方案 项目 工程量 (m) 单价/元 m-1 费用（万元） 工程量 (m) 单价/元 m-1 费用（万 元） 立井井筒96020 3000294 20020 9000198 副井井筒96010 3000291 20010 9000189 井底车场 900270024312002700324 主石门 450240010813002400312 运输大巷 550021001155550021001155 合 计 20912178 百分率 100%104.16% 4.开拓方案的经济比较(方案和方案方案) 在上述后期的基建费用上，方案与方案相差不大，而初期的基建费用 比较表如下 3-3 所示。通过比较，同时我们也发现方案与方案在前期的基 建费用上也不大，因此，我们得进行更一步的经济比较。方案与方案有差 别的基建费在上面表中已经比较了，有差别的生产经营工程量和生产经营费和 经济比较结果，分别计算汇总于表 3-4、3-5、3-6。 表 3-3 方案和方案建井初期基建费用表 方案方案方案 项目工程量m 单价元 m-1 费用(万 元) 工程量m 单价元 m-1 费用(万 元) 主井井筒32520 9000310.5 130020 3000396 副井井筒32515 9000306 11005 3000331.5 井底车场 120027003249002700243 主石门 80024001924502400108 运输大巷 550021001155550021001155 回风大巷 5500180099055001800990 合计 3277.53223.5 百分率 101.68%100% 在上述经济比较中需要说明以下几点： (1)两方案在各采区均布置有三条采区上山，且这些上山的开掘单价近似 相同。针对采区上部、中部、下部车场数目相同，两方案虽略有差别，但基建 22 费的差别很小，故不能作为其经济比较的重要指标。 (2)采区上、中、下部车场的维护费用均按占采区上山维护费用的 20%估 算，采区上山的维护单价按采动影响与未受采动影响的平均单价估算。对于方 案与方案，我们只算第一水平的采区上、中、下部车场的维护费来作比较。 (3)井筒、井底车场、主石门、阶段大巷及总回风大巷和采区中部车场均 布置于坚硬的岩层中，它们的维护费用低于 15 元/am，故比较中未对比其维 护费用的差别。 (4)立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用均占运输费用的 20%进 行计算。 (5)在初期投资中，方案在一水平时需多掘运煤上山及轨道上山各 30m，在比较中未列入。 (6)在列表中，对于风井掘进量，我们假定其是相同的，对于通风费用， 我们在矿井的风量相同的条件下，可以根据经验比较判断出方案的费用较高 （因为斜井的风路较长一些），但因其差别较小，故我们不作比较。 生产经营费工程量比较(如下表 3-4）： 表 3-4 生产经营费工程量 项目方案项目方案 运输提升/ 万 tkm 工程量 运输提升/ 万 tkm 工程量 采区上山运 输 一区段 二区段 三区段 四区段 23.0961.9540.487 11243.27 23.0961.9530.487 8432.45 23.0961.9520.487 5621.64 23.0961.9510.487 2810.82 采区上山运 输 一区段 二区段 三区段 四区段 1.23.0102040.537 7887.47 1.23.0102030.537 5915.59 1.23.0102020.537 3943.73 1.23.0102010.537 1971.86 23 大巷和石门 运输 一水平 二水平 1.211159.74(5.50.8 )242183.82 1.216244.67(5.51.6 )269202.29 大巷和石门 运输 一水平 二水平 1.211159.74(5.50.45 )239840.27 1.216244.67(5.50.45 )257993.47 立井提升 一水平 二水平 1.211159.740.82511 048.14 1.216244.671.52924 0.41 斜井提升 一水平 二水平 1.211159.741.216070 .03 1.216244.671.937037 .85 采区上山维 护（万 ma） 1.2362964.9534 .6710-4144.38 采区上山维 护（万 ma） 1.2362102041.25 10-4181.76 排水/万 m3 一水平 二水平 23724365102.3910 -421257.39 23724365124.8410 -425918.28 排水/万 m3 一水平 二水平 2372436590.2110- 418728.68 23724365105.2610- 421853.24 生产经营费比较(如下表 3-5）： 表 3-5 生产经营费比较 方案方案 项目 工程量/ 万 t km-1 单价/元(t km) -1 费用/万元 工程量/ 万 t km-1 单价/元(t km) -1 费用/万元 运输提 升 一区段 二区段 三区段 四区段 11243.27 8432.45 5621.64 2810.82 152 196 228 248 17089.77 16527.6 12817.34 6970.83 7887.47 5915.59 3943.73 1971.86 2.01 2.28 2.50