贵州省XX煤矿初步设计.doc

1 前前 言言 一、概述一、概述 xx 煤矿位于 xx 省 xx 县北部 xx 镇境内，xx 县城北 120km 处，行政 区划属 xx 县 xxxx 镇所辖。 矿井地理坐标为东经。矿区范围由 8 个拐点圈定，走向长约 2.05km，倾斜宽 0.200.50km，面积约 0.8910km2,开采深度由+1200 至+400m 标高。 xx 煤矿始建于 2003 年，原生产能力为 30kt/a。2006 年 xx 鑫福集 团收购了该矿 80%的股份，成为该矿的控股股东。我院受鑫福集团的委 托，承担了该矿井生产能力由 30kt/a 扩建至 150kt/a 的初步设计任务。 xx 煤矿为阶梯平硐开拓方式，矿井现有主平硐标高为+490m，中平 硐标高为+663m，回风平硐标高为+853m。由于受地形条件限制，主平硐、 中平硐和回风平硐井口均在井田东翼边界。 2003 年 4 月由 xx 省地矿局地质大队编制提交了xx 省 xx 县 xx 煤 矿勘查地质报告 。根据该报告提供的资料，矿井现有推断的内蕴经济 资源量（333）为 3770kt，预测的潜在资源量（334？）2690kt。矿井 可采储量为 2604.4kt，按扩建后矿井 150kt/a 生产能力计算，尚可服 务 13.4 年，符合规范要求。 二、编制设计的依据二、编制设计的依据 （一）设计委托书； （二）采矿许可证； 2 （三）xx 省地矿局 102 地质大队 2003 年 7 月提交的xx 省 xx 县 xx 煤矿勘查地质报告及相应图件； （四）xx 省国土资源厅“关于印发xx 省 xx 县 xx 煤矿勘查地质 报告评审意见的函（黔国土资储函2003第 183 号） ” 。 （五）xx 工业大学勘察设计研究院 2005 年 10 月编制的xx 省 xx 县 xx 镇 xx 煤矿安全专篇及黔煤安监二字2003263 号 xx 煤矿安全 监察局关于对 xx 县凤华煤矿等九家煤矿安全专篇的审查意见。 （六）煤炭工业小型煤矿设计规定和煤矿安全规程。 三、设计的指导思想三、设计的指导思想 （一）充分利用和依托区内公路、电网及其区内公用设施，简化矿 井生产、生活环节，提高矿井建设的综合经济效益。 （二）建立精干高效的管理机构，简化管理层次。 （三）根据煤层赋存及开采技术条件，尽量提高采掘机械化程度和 应用先进技术，提高工作面单产和单进水平，减少井下作业人员，提高 经济效益。 （四）矿井按高瓦斯矿井设计。 （五）原煤不进行洗选加工，经简单筛分和分级后直接外运销售。 四、设计的主要特点四、设计的主要特点 （一）矿井采用阶梯平硐开拓方式，运输大巷、总回风巷和集中上 山均布置在 c1煤层底板以下 3040m 的底板灰岩中。 （二）全井田每个水平布置一个采区，采用区段式布置进行开采。 （三）地面原设施尽量予以利用，不足部分予以补充。新建地面贮 装系统、排矸场、辅助生产设施和行政福利设施。 3 （四）在 c6煤层采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法，在 c1煤层采用 走向长壁俯伪斜分段走向密集支柱采煤法。 （五）安全设施按高瓦斯矿井设计。 （六）瓦斯抽放采用移动抽放系统。 四、矿井设计主要技术经济指标四、矿井设计主要技术经济指标 （一）矿井设计生产能力 150kt/a； 日产原煤 455t； 服务年限 13.4 年 （二）井巷工程量 8569/51509.2m/m3； （三）全员工效 1.5 t/工； （四）建设总投资 5675.71 万元； （五）吨煤投资 468.66 元； （六）建井总工期 21.2 个月。 五、存在的问题与建议五、存在的问题与建议 （一）该井田未作煤层瓦斯测定工作，建议应补作。 （二）井田内沿煤层露头线附近老窑甚多，已无法取得采空区资 料，建议对井田浅部的小煤窑采空区和积水情况进行调查，并标注在井 上下对照图上。 （三）由于矿井地质勘探工作程度不够，所提供的资料不能完全满 足设计要求，建议今后应加强地质工作。 4 第一章第一章 井田概况及地质特征井田概况及地质特征 第一节第一节 井田概况井田概况 一、交通、位置一、交通、位置 xx 省 xx 县 xx 煤矿位于 xx 县城以北，约 120 公里，隶属 xx 县 xx 镇所辖。地理坐标：东经。矿区呈北东南西向展布，南起石灰岗，北 止赵家湾，全长约 2.05km，倾斜宽 0.200.50km，面积约 0. 8910km2。 矿区以东约 2km 处有松坎至重庆南川县公路经过，矿区有公路相通， xx 镇至 210 国道 49km，由矿区至重庆市赶水镇岔山火车站 35km，交通 方便，见交通位置图 111。 二、地形、地貌二、地形、地貌 矿区属高原中低山丘陵浅切割地貌，矿区最高海拔 1327.5m（矿区 南部） ，最低海拔 750m（北部赵家湾） ，相对高差 577.5m。矿区北面约 1km 的 xx 河河谷标高 370m 为矿区最低侵蚀基准面。矿区内山脉走向整 体为北东南西向，主要受区内岩性和构造控制，地势表现为南高北低， 东高西低。 三、气象、地震与水系 矿区属亚热带高原季风气候区，年均气温 14.73c,降雨量 1057mm。 根据黔城设通发1992230 号关于公布 xx 地震烈度新区规划的 通知 ，本区地震烈度为度。 xx 河从矿区北面约 1km 处由东向西流过，河谷最低标高 370m。根 据区域水文地质资料，xx 河河谷标高 370m 应为矿区最低侵蚀基准面。 5 矿区北西侧溪沟较发育，溪沟均由南向北径流，后汇入 xx 河，汇合处 标高为 370m。 四、矿区内煤炭开采现状四、矿区内煤炭开采现状 矿区采煤历史悠久，长期以来煤层露头附近有不少小煤窑开采，大 多以采烤火煤为主，部分开采后以原煤销售。随着矿业秩序的整顿，矿 区内所有小煤窑均已关闭。 矿区北东侧滴水岩煤矿已成规模开采，南西侧立蓥煤矿正建设之中， 不久将投入生产。 五、矿区电源、水源及通讯五、矿区电源、水源及通讯 （一）电源 矿井为双回路电源线路供电，一回路供电电源接自复兴镇水坝塘 10kv 变电所，从该所以 10kv 的 lgj-70 型架空线接入本矿井变电所， 线路长 6km，二回路供电电源接自万盛 10kv 变电所，从该所以 10kv 的 lgj-70 型架空线接入本矿井变电所，线路长 2km。 （二）水源 该矿井生活用水可取自附近的 xx 河，生产用水一部分可用经过处 理的井下水，不足部分由取自 xx 河的生活用水补充。 （三）通讯 井口综合楼设置在工业场地，同时考虑有矿办公楼、单身宿舍、住 宅楼等，根据本矿井人员配备以及居住用房设置情况，设计考虑设置 60 门市话解决矿井对外及相互间通信联系，不设置行政交换机，但建 议形成内部虚拟网，以降低通话信息费用。 在工业场地调度室内设置数字程控调度交换机一台，容量 60 门， 主要供井下和地面各生产部门使用，生产调度总机与矿井生产安全监测 6 室合建，在调度室设话务台进行生产调度。 第二节第二节 地质特征地质特征 一、地层一、地层 矿区出露地层有二叠系下统茅口组（p1m） 、上统龙潭组（p2l） 、长 兴组（p2c） 、三叠系下统夜郎组（t1y） 、茅草铺组（t1m） 。现将各地层 由老到新简述如下： （一）二叠系下统（p1） 矿区仅出露茅口组（p1m）的一部分，为浅灰灰白色厚层块状细 晶灰岩，夹少量白云岩、白云质灰岩团块，偶夹燧石团块。厚度大于 100m。 （二）二叠系上统（p2） 1、龙潭组（p2l）：是矿区的含煤地层，厚 5565m，与下伏茅口 组（p1m）呈假整合接触。根据岩性组合、含煤性可分为三段： 上段：上至长兴灰岩底界，下至 c6煤层底界，厚 2038m。上部为 薄层状生物灰岩夹泥岩及粉砂质泥岩：下部为泥岩、粉砂质泥岩夹生物 灰岩及煤。该段含煤 23 层，其中稳定可采煤一层（c6） 。 中段：上至 c6煤层底界，下至 c3煤层底界，厚 1225m。上部为 泥岩、粉砂质泥岩夹薄层状菱铁矿（岩）及煤线；中部、下部为中厚层 状生物灰岩夹泥岩及粉砂质泥岩。 下段：上至 c3煤层底界，下至茅口组顶界，厚 515m。与下伏茅 口灰岩呈假整合接触。上部为黑色炭质泥岩、粉砂质泥岩及煤层（线） ， 下部为灰色含黄铁矿粘土岩。该段含煤 23 层，其中可采煤层一层 （c1） 。 2、长兴组（p2c） 灰至深灰色中厚层状石灰岩，层间夹炭泥岩，含燧石结核、条带。 7 厚 6575m。 （三）三叠系下统（t1） 1、夜郎组（t1y） 按其岩性可分为三段，现从老到新简述如下： 沙堡湾段（t1y1）：灰绿色、黄灰色泥岩、钙质泥岩，局部夹极薄 层状泥灰岩。厚 515m。 玉龙山段（t1y2）：深灰色、灰色薄至中厚层状微至细晶石灰岩、 泥质石灰岩及含泥质灰岩，顶部见鲕粒灰岩。厚 140160m。 九级滩段（t1y3）：按其岩性组合分为三个亚段： 第一亚段（t1y3-1）：杂色泥岩为主，间夹钙质泥岩、粉砂质泥岩、 泥质粉砂岩，下部夹生物碎屑灰岩薄层或透镜体。厚度 130145m。 第二亚段（t1y3-2）：灰色、灰白色中厚层至厚层状细晶灰岩，局 部地段顶部为鲕粒灰岩，下部为碎屑泥晶石灰岩，偶夹钙质泥岩或泥岩 薄层。厚 90110m。 第三亚段（t1y3-3）：浅紫色、紫灰色、灰绿色钙质泥岩、泥岩， 中部及下部偶夹灰岩及泥灰岩。厚 6090m。 2、茅草铺组（t1m） 矿区内仅出露其下部的一部分，为灰色薄层至中厚层状微至细晶石 灰岩、泥质石灰岩。厚度大于 100m。 二、构造二、构造 矿区位于松坎向斜北西翼北段。松坎向斜位于木瓜松坎一线，向 南与官店向斜、茅石向斜相接。松坎向斜轴向为北东南西向，其西翼 地层层序正常，产状较陡，倾角一般 4080，东翼局部地层倒转， 为一不对称紧闭向斜。矿区内整体为单斜构造，地层倾向 120158， 倾角 4072，一般为 5060。矿区内未见有断裂构造，构造复杂 8 程度属中等。 三、煤层及煤质三、煤层及煤质 矿区内含煤岩系为上二叠统龙潭组，含煤岩系总厚 5565m，平均 60m，含可采煤层两层，平均总厚 3.56m，可采煤层含煤率 5.93%。 （一）（一）煤层 区内含可采煤层 2 层，现将可采煤层分述如下： c6煤层：产于龙潭组上段底部，上距长兴组灰岩底界 2030m，厚 2.03.0m，平均厚 2.45m。该煤层结构简单，一般无夹矸，具粒状、 鳞片状结构，开采后以粉状煤为主。区内稳定可采。 c1煤层：产于龙潭组底部，下距茅口灰岩顶界 25m，上距 c6煤层 2035m。该煤层结构简单，一般无夹矸，具鳞片状结构，开有后以粉 煤为主，厚 1.081.15m，平均 1.11m。区内稳定可采。可采煤层特征 见表 121。 表 1-2-1 可采煤层特征表 厚度(m)顶 底 板 煤层 编号 平均值(m) 煤层 结构 顶板底板稳定性 煤层倾角 平均() 煤层 稳定性 煤层(区间值) 间距(平均值) 23 c6 2.45 简单 无夹矸 粉砂质泥岩 泥岩 泥岩 粘土岩 稳定60稳定 1.081.15 2035 c1 1.11 简单 无夹矸 粉砂质泥岩 泥岩 粘土岩稳定60稳定 （二）煤质 1、主采煤层物理性质 经肉眼观察、测试，矿区主要可采煤层物理特征见表 122。 表 122 主采煤层物理特征表 观察 项目 主采煤层 颜色条痕光泽硬度比重断口脆度组织结构 c6亮黑色深黑色 油脂状性软1.42粒状及较软块状亦有疏松 9 介壳状呈层状 c1黑色黑褐色 油脂状性硬1.42 介壳状 及粒状 性脆 污手 层状疏松 2、煤岩特征 据原有资料，各煤层显微结构呈条带状及少数均匀状，亮黄、灰白 等透明度较差的凝胶化基质与丝炭化基质为煤的主要成份，亮黄白、灰 白黄色丝炭、半丝炭物质含量亦较大，煤炭类型为半亮型、半暗型，成 因类型为陆植煤。 该区煤岩中矿物成份主要有粘土、黄铁矿及石英。 3、煤的化学性质 经取样作原煤分析，其工业分析结果见表 123。 表 123 煤质特征表 wf（%）ag（%）vr（%）sqg（%） qdtf （焦耳/克） 分析结果 煤层编号最小最大最小最大最小最大最小最大最小最大 c6原煤1.471.9217.8522.168.729.461.872.352779129438 c1原煤1.141.8416.4919.218.759.861.422.152736429458 从表中可以看出，矿区内 c1、c6煤层均为中灰、低中硫煤层， 煤类属贫瘦煤。 此次工作中未作元素分析和粘结指数测定，给煤类的进一步划分带 来一定困难。但据邻近矿区煤矿目前使用情况，该区煤炭可用作炼焦配 煤。 四、伴生矿产四、伴生矿产 （一）硫铁矿 该井田硫铁矿产于龙潭组底部，茅口组之上。黄铁矿呈斑块状、结 核状、星散状不均匀分布于粘土岩中，呈层状及似层状产出，局部地段 形成工业矿体。区内硫铁矿（或含黄铁矿粘土岩）含硫在 614%之间， 10 厚 12m，局部地段可达工业要求。此次未对其进行工作。 （二）高岭土 该井田高岭土呈鸡窝状、透镜状，零星产于茅口组灰岩古侵蚀面之 上，形成矿体者甚少。矿石呈杂色，无工业价值。 五、瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温情况五、瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温情况 （一）瓦斯 该矿井各煤层的瓦斯含量和成分均未测定。建议应尽快委托有相关 资质的单位对瓦斯进行测定工作。根据由 xx 煤矿安全监察局黔煤安监 二字2003263 号已经批准的xx 省 xx 县 xx 镇 xx 煤矿安全专篇中， 将该矿定为高瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为 15.0m3/t，绝对瓦斯涌出 量为 4.73m3/min。本设计仍采用以上瓦斯涌出量数据进行设计。 （二）（二）煤尘 根据煤炭科学研究总院重庆分院 2006 年 12 月 28 日鉴定结论：该 矿井 c1、c6煤层均有煤尘爆炸性。 （三）（三）自燃倾向性 根据煤炭科学研究总院重庆分院 2006 年 12 月 29 日鉴定结论：该 矿井 c1、c6煤层自燃倾向性为类，属自燃煤层。 （四）地温 该矿井属地温正常区，无地温异常现象。 （五）（五）冲击地压 该矿井无冲击地压显现，属地压正常矿井。 六、水文地质条件六、水文地质条件 矿区呈北东南西向展布，为低中山地貌，地形南高北低，东高西 11 低，最高海拔 1227m，最低海拔 750m。xx 河从矿区北面约 1km 处由东 向西流过。根据区域水文地质资料，xx 河河谷标高 370m 应为矿区最低 侵蚀基准面。矿区北西侧溪沟较发育，溪沟均由南向北径流，后汇入 xx 河，汇合处标高为 370m。 矿区出露地层为三叠系下统茅草铺组、夜郎组，二叠系上统长兴组、 龙潭组及下统茅口组，其水文地质特征及对煤矿开采的影响如下： （一）茅草铺组（t1m） 该组地层为薄至中厚层状灰岩、白云质灰岩、白云岩、泥质灰岩。 厚度大于 100m，含水性较强，但因分布于矿区边缘，且其下有厚大的 九级滩段隔水层相隔，在无构造破坏的情况下，对煤矿开采无影响。 （二）夜郎组（t1y） 1、九级滩段（t1y3） 该段为粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩、钙质泥岩夹灰岩。厚度大 于 250300m。含水性极弱，为一相对隔水层，对煤矿开采无影响。 2、玉龙山段（t1y2） 该段为中厚层状灰岩、含泥质灰岩。厚 140160m。为岩溶裂隙含 水层，含水性中等。该段可视为矿床间接充水含水层，因其汇水面积较 大，采矿时应引起重视。 3、沙堡湾段（t1y1） 该段厚 515m。为泥岩、钙质泥岩，局部夹极薄层状泥灰岩。为 一相对隔水层。 （三）长兴组（p2c） 该组为中厚层状含燧石灰岩，层间夹炭泥质。为岩溶裂隙含水层， 含水性中等。厚 6575m。该层在矿区内大多形成陡岩或陡坡。呈窄长 12 条形分布，出露面积较小，地表岩溶不发育，为矿床的直接充水含水层。 （四）龙潭组（p2l） 该组为一套海陆交互相含煤地层，岩性为泥岩、生物灰岩、泥质粉 砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、煤及少量泥质灰岩。厚 5565m。据采煤 老硐调查，区内采煤老硐大多为潮湿状态，局部有少量滴水、渗水现象， 说明其含水性较弱，为一相对隔水层，但应注意老窑水对矿床充水。 （五）茅口组（p1m） 该组为浅灰色、灰色厚层块状灰岩，厚度大于 100m。为岩溶裂隙 含水层，含水性较强。是含煤岩系的直接底板。虽与 c1煤层间有 25m 隔水层相隔，但因其厚度较小，受破坏后易引起矿床充水。 矿井正常涌水量为 20m3/h，最大涌水量为 50m3/h。 综上所述，矿区地形较陡，大多为陡岩或较陡的斜坡，有利于地表 水的排泄。矿区内含煤地层之上有玉龙山段、长兴组含水层存在，但因 矿区地层产状较陡，地表水补给不良，地下水排泄条件较好，水文地质 条件属较简单，在受构造破坏、影响下，区内主要为茅口组（p1m） 、长 兴组（p2c） 、玉龙山段（t1y2）岩溶裂隙含水层充水及龙潭组（p2l）裂 隙水充水。由于此次勘查投入的水文地质工作量不够，采煤过程中应加 强水文地质工作，防患于未然。另外矿区采煤历史悠久，废弃老窑较多， 各老窑中部有一定量积水，开采时应引起注意。 七、工程地质条件七、工程地质条件 （一）c1煤层：直接顶板为深灰色粉砂质泥岩，厚度小于 1m，其 上则为中厚状泥灰岩，稳定性较好：底板为灰色粘土岩，吸水后易膨胀。 13 （二）c6煤层：直接顶板为泥岩或粉砂质泥岩夹生物灰岩，稳定性 较差。底板为泥岩、粘土岩。 14 第二章第二章 井田开拓井田开拓 第一节第一节 井田境界及储量井田境界及储量 一、井田境界一、井田境界 羊岩煤矿矿区范围由 xx 省国土资源厅划定，其矿区范围由 8 个拐 点圈定，矿区走向长约 2.05km，宽约 0.200.50km，面积约 0.8910km2,开采深度由+1200 至+400m 标高，见表 2-1-1。 表 211 矿区范围拐点坐标表 点号x 坐标y 坐标点号x 坐标y 坐标 13176810363951205317773036396565 23177985363960006317763536396355 33178210363963257317681036395785 43177865363964808317651036395300 二、储量二、储量 根据 2003 年 4 月由 xx 省地矿局一 0 二地质大队编制提交了xx 省 xx 县 xx 煤矿勘查地质报告 ，该矿井现有推断的内蕴经济资源量 （333）3770kt，预测的潜在资源量（334？）2690kt。 （一）永久煤柱损失量 根据已经批准的 xx 工业大学勘察设计研究院 2003 年 11 月编制的 xx 省 xx 县 xx 煤矿开发利用方案 ，该矿各种保护煤柱为 329kt，其 中，井田边界煤柱为 303kt；井筒保护煤柱 26kt。c1煤层保护煤柱损失 量为 104kt；c6煤层保护煤柱损失量为 225kt。 （二）采区回采率 15 该矿井采区回采率为 85%。 （三）可采储量 1、设计利用储量 设计利用储量=333k-永久煤柱损失量 =37700.9-303 =3090kt。 2、矿井可采储量 矿井可采储量=（设计利用储量井筒保护煤柱煤量）采区回采 率 =（3090-26）85% =2604.4kt。 第二节第二节 矿井设计年生产能力及服务年限矿井设计年生产能力及服务年限 一、矿井工作制度一、矿井工作制度 矿井年工作日为 330 天。每天三班作业，其中：两班出煤，一班准 备，三班掘进。 二、矿井设计生产能力及服务年限二、矿井设计生产能力及服务年限 （一）矿井设计生产能力 矿井设计生产能力系根据井田储量、开采技术条件、煤层生产能力 及地质构造情况确定。本设计将矿井生产能力由定为 150kt/a。 （二）（二）矿井服务年限 矿井及水平服务年限按下式计算： t= ka zk 16 =2604.4（1.51.3） =13.4(a) 式中： t矿井或水平服务年限，年； zk矿井或水平可采储量，kt； k储量备用系数，k=1.3； a矿井设计生产能力，kt/a。 经计算，矿井服务年限为 13.4 年，服务年限符合现行规范。 第三节第三节 井田开拓井田开拓 一、井田地质构造、老窑范围、煤层及水文条件对开采的影响一、井田地质构造、老窑范围、煤层及水文条件对开采的影响 （一）（一）矿区为中低山地貌，矿区南高北低，东高西低，最高海拔 1227m，最低海拔 750m，地形陡峻，选择井口及工业场地位置较困难。 （二）矿区位于松坎向斜北西翼北段，矿区整体为单斜构造，地层 倾向 120158，煤层倾角 4072，一般为 5060，区内未见有 断层构造，构造复杂程度中等。 （三）（三）矿区采煤历史悠久，长期以来煤层露头附近有不少小煤窑开 采，随着矿业秩序的整顿，矿区内所有小煤窑均已关闭。该井田北东侧 与滴水岩煤矿毗邻，南西侧与立蓥煤矿相邻，并已划定了边界，无资源 纠纷。 （四）水文地质条件 矿井涌水量较小，矿井水文地质条件属较简单类型。 二、井口及工业场地位置选择二、井口及工业场地位置选择 17 xx 工业大学勘察设计研究院于 2003 年 11 月和 2005 年 10 月先后 为该矿编制了开发利用方案和安全专篇 ，确定了矿井为阶梯平 硐开拓方式，该矿先后在枷担湾施工了+490m 主平硐；在鸭子岩施工了 +663m 中平硐；在猴子井附近施工了+853m 回风平硐(本设计方案定为上 平硐)。由于受该井田地形地貌限制，已有的 3 个井口其位置均在井田 北东翼边界附近。 由于+490m 主平硐已经确定，工业场地也已确定在主平硐附近。 二、开拓方案二、开拓方案 （一）开拓系统 由于受地形地貌限制，该矿井已在井田北东翼布置了+490m 主平硐 （已施工 390m） 、+663m 中平硐（已施工 318m）和+853m 回风平硐（已 施工 34m） 。本设计仍采用阶梯平硐开拓方式，除利用已有的 3 个井口 外，考虑到井田南西翼倾斜长度较大，本设计将+490m 主平硐定为下平 硐、将+853m 回风平硐定为上平硐。在+853+1200m 还有较多储量，拟 在+1145m 标高处设回风平硐。 +490m 下平硐硐口座标为： x=3178551.00、y=36395939.00、z=+490.0、=320.8。担负运输煤 炭、矸石、设备、材料、进风和行人的任务。 +663m 中平硐硐口座标为： x=3178155.738、y=36396047.549、z=+663.571、=305.9。担负进 风和安全出口的任务。 +853m 上平硐硐口座标为： x=3178116.024、y=36396291.829、z=+853.089、=132.8。担负 18 +853m+663m 水平开采时的回风和安全出口的任务。 +1145m 回风平硐硐口座标为： x=3176966.00、y=36395368.00、z=+1145.00、=27.5。担负 +1200m+853m 水平开采时的回风和安全出口的任务。 （二）水平大巷和集中上山布置方式（二）水平大巷和集中上山布置方式 根据井田煤层赋存状况和开采技术条件，水平大巷和集中上山的布 置本设计提出三个方案，现分述于下： 1、方案一:水平运输大巷、总回风巷和集中上山全部布置在 c1煤 层底板以下 3040m 的灰岩中 一、二、三水平的水平运输大巷、总回风巷和集中上山全部布置在 c1煤层底板以下 3040m 的灰岩中。具体作法是：+490m 主平硐、 +663m 中平硐、+853m 上平硐掘进至 c1煤层底板以下 3040m 时在底板 灰岩中沿岩层走向布置各水平运输大巷和总回风巷。在运输大巷中沿岩 层伪倾斜布置集中上山。 现将各水平集中上山布置情况分述于下： （1）三水平（+490+663m）集中上山 +490m 主平硐掘至距 c1煤层底板以下 3040m 时在底板灰岩中沿岩 层走向布置水平运输大巷，在+490m 水平运输大巷 824m 处伪倾斜向上 至+663m 水平运输大巷布置集中轨道上山和集中人行上山。集中轨道上 山倾角 23，斜长为 444m，集中轨道上山采用双钩串车提升。集中人 行上山倾角 22，斜长为 463m，装备架空乘人器。 （2）一水平（+853+1145m）和二水平（+663+853m）集中上山 一、二水平集中上山均布置在距 c1煤层底板以下 3040m 的底板 19 灰岩中，沿岩层伪倾斜布置。每一组上山均布置 3 条，其中 1 条为集中 轨道上山，1 条为集中人行上山，1 条为集中回风上山。详见图 231、图 232、图 233。 2、方案二:一水平和二水平集上山均布置在 c1煤层底板以下 3040m 的灰岩中，两组集中上山均为 3 条（与方案一的一水平和二水 平集上山布置相同） 。三水平集上山布置在+490 主平硐至+663m 中平硐 之间，共布置两条。 详见图 234、图 235、图 236。 3、方案三:初期三水平（+490+663m）的集中上山布置在主平硐 至中平硐之间（与方案二的三水平集上山布置相同） 。后期补作工程， 将+490m 下平硐掘至距 c1煤层底板以下 3040m 时在底板灰岩中沿岩层 走向布置各水平运输大巷，在+490m 水平运输大巷 498m 处伪倾斜向上 至+663m 水平运输大巷布置集中轨道上山、集中人行上山和集中回风上 山（比方案一多布置一条集中回风上山） 。详见图 237、图 238、图 239。 方案比较方案比较 经方案比较，方案一将集中上山全部布置在 c1煤层底板以下 3040m 的灰岩中，巷道布置合理。但是按该方案实施，就必须将下平 硐 327m 和三水平运输大巷 824m 共计 1151m 施工完以后才能施工集中上 山，工期约需半年，而此时中平硐因无排矸场地而无法施工，致使矿井 出煤时间推迟约半年时间；方案二可使矿井提前半年出煤，但方案二在 开采三水平时若不补送巷道将造成一水平后期为单翼开采，且采区石门 距离最大为 250m 以上，布置不合理；方案三也可以使矿井提前出煤， 虽然方案三比方案一多布置了两条集中上山，但是提前采出的 5 万 t 煤 炭，为矿井创利约 500 万元比起施工两条集中上山所花费 180 万元的成 20 本来说还盈利 300 余万元。综合以上，方案三的优点显著，故采用方案 三。 21 表表 2-3-12-3-1 集中上山方案比较表集中上山方案比较表 方案一 (集中上山全部布置在 c1煤层底板以下 3040m 的灰岩中) 方案二 (一、二水平集上山布置在 c1煤层底 板以下 3040m 的灰岩中，三水平集 上山布置在+490 主平硐至+663m 中平 硐之间。) 方案三 （初期三水平的集上山布置在主平硐至中平硐 之间，后期将+490m 下平硐掘至距 c1煤层底板 以下 3040m 时，将水平运输大巷和集中上山 均布置在底板灰岩中） 优 点 1、全井田每个水平采用一个采区准备， 形成双翼开采。 2、巷道布置合理。 与方案一相比，少送三水平下平 硐和三水平运输大巷共 1151m 巷道， 可使矿井出煤时间提前半年。 1、全井田每个水平采用一个采区准备，形 成双翼开采。 2、与方案一相比，初期少送三水平下平硐 和三水平运输大巷共 932m 巷道，可使矿井出煤 时间提前半年。可出 5 万 t 煤炭，为矿井创利 约 500 万元。 缺 点 与方案二相比，要将三水平下平硐和三 水平运输大巷共 1151m 施工后才能施工集中 上山。在此期间二水平（中平硐）因无堆矸 场地而无法施工，致使矿井出煤时间推迟半 年。 矿井在开采三水平时，为单翼开 采，工作面推进长度达到 1500m 以上。 且采区石门距离最大为 250m 以上，布 置不合理。 与方案一相比方案三在后期要多送三水平 至二水平集中上山 907m，多花费用 180 万元。 方 案 优 缺 点 22 三、水平划分三、水平划分 由于该矿井煤面垂高较大，已有的上、中、下平硐已将矿井划分为 三个水平，本设计仍采用+853m、+663m、+490m 标高为水平划分线。其 水平垂高分别为 207m、190m、173m。 四、运输大巷、回风大巷布置方式四、运输大巷、回风大巷布置方式 该矿井为急倾斜煤层，运输大巷和总回风巷均布置在 c1煤层底板 以下 3040m 的灰岩中。 五、通风方式五、通风方式 根据矿井开拓布置，矿井采用中央分列式通风系统，抽出式通风方 式通风。 六、采区划分和开采顺序六、采区划分和开采顺序 （一）采区划分 根据井田煤层赋存状况和开采技术条件，综合考虑开采方式、机械 化程度、井田走向长度、工作面年推进度、产量均衡等因素，提出两个 方案： 方案一、全矿井每个水平划分为一个采区，分区段布置工作面。 具体作法是将全井田每一个水平的煤层，沿倾向分成若干区段，在 每一个区段内布置运输巷和回风巷，并用开切眼连通运输巷和回风巷形 成运输、通风系统。上一区段的运输巷作为下一区段的回风巷。区段内 的运输巷和回风巷通过石门与集中运输上山、集中人行上山和集中回风 上山相连结。 方案二、将全矿井每个水平划分为两个采区 具体作法是将全井田沿煤层走向分为两部分。每一个水平都分为两 23 个采区，分别布置采区上山，然后将采区煤层沿倾向分为区段，布置区 段运输巷和区段回风巷，并用开切眼连通区段运输巷和区段回风巷形成 运输通风系统。 方案一与方案二的优缺点比较： 1、方案一比方案二减少了两套上山，两套设备。全矿井减少工程 量 4000m 左右，减少绞车 2 台。 2、方案一比方案二减少了辅助环节，便于集中管理，节约了运营 费。 3、 、方案一比方案二工作面连续推进距离长，工作面搬家次数少。 4、方案一比方案二井下生产系统简单，安全条件好。 5、方案二比方案一的工作面走向长度要短，准备工程量小。 6、方案二比方案一工作面所用设备要少一些。 由于该矿井井田走向长度为 1700m，一翼走向长为 850m 左右，从 目前的开采技术条件看，完全可以解决工作面运输巷的运输问题。根据 以上比较，本设计认为方案一比方案二优点多，故决定该井田每个水平 划分一个采区，采用区段布置。区段斜长为 46m56m。 （二）开采顺序 由于该矿井为急倾斜煤层，对 c6和 c1煤层而言，在同一标高 c6煤 层工作面沿走向应超前于 c1煤层工作面。沿倾斜方向应采用下行式开 采顺序。但是为减少初期井巷工程量，缩短建井工期，提早半年出煤， 本设计建议初期投产二水平（中平硐）的 2161 工作面和 2111 工作面， 然后再接续 2261 工作面和 2211 工作面或一水平 1111 工作面和 1161 工 作面。在区段内为后退式开采顺序。 24 第四节第四节 井井 筒筒 一、井筒用途、布置及装备一、井筒用途、布置及装备 根据矿井开拓方式，该矿共设 4 个井筒：+490m 主平硐、+663m 中 平硐、+853m 上平硐和+1145m 回风平硐。井筒特征见表 241。 （一）+490m 下平硐 下平硐在全矿井生产期间担负运输煤炭、矸石、设备、材料、行人 及进风的任务。平硐净断面 6.8m2。井筒内还布置有管路和线缆等。 下平硐一侧设有人行道和水沟。 （二）+663m 中平硐 该矿井在开采+663m 中平硐以上煤层时，担负矿井部分进风和安全 出口的任务。在开采中平硐以下煤层时，担负回风的任务。井筒断面为 6.7m2，井筒内设有洒水管路 1 趟，一侧设有人行道和水沟。 （三）+853m 上平硐 该矿井在开采+853m 上平硐以上煤层时，担负矿井部分进风和安全 出口的任务。在开采上平硐至中平硐之间的煤层时，担负回风的任务。 井筒断面为 4.7m2，井筒内设有洒水管路 1 趟，一侧设有人行道和水沟。 （四）+1145m 回风平硐 该矿井在开采+1200m 回风平硐至+853m 上平硐之间的煤层时，担 负全矿井回风和安全出口的任务。井筒断面为 4.7m2，井筒内设有洒水 管路 1 趟，一侧设有人行道和水沟。 回风平硐硐口装备有 2 台 bd（k）16（）型对旋轴流式通风机， 电机功率 230kw，380v，其中 1 台工作，1 台备用。 25 井筒特征见表表 341。 表表 3 34 41 1 井井 筒筒 特特 征征 表表 井筒名称+490m 下平硐+663m 中平硐+853m 上平硐+1145m 回风平硐 x3178551.003178155.7383178116.0243176966.00 y36395939.0036396047.54936396291.82936395368.00 z+490.0+663.571+853.089+1145.00 井 口 坐 标 320.8305.9132.827.5 井筒倾角000o0o 井筒长度（m） 339318 34109 净6.86.74.74.7 井筒断 面 （m2） 掘进掘进8.07.45.85.8 厚度(mm)100100100100 井筒支 护 支护形式锚杆喷砼或锚网喷砼锚杆喷砼或锚网喷砼锚杆喷砼或锚网喷砼锚杆喷砼或锚网喷砼 井筒装备 铺设轨道、管线、装 备防爆蓄电池机车 铺设轨道铺设轨道装备主要通风机 二、井壁结构二、井壁结构 +490m 主平硐、+663m 中平硐、+853m 上平硐和+1145m 回风平硐的 表土段采用料石砌碹支护，厚度 250350mm。井筒进入基岩采用锚杆 喷砼支护，围岩破碎时采用锚网喷砼支护，支护厚度为 100mm。 26 第三章第三章 大巷运输和设备大巷运输和设备 第一节第一节 运输方式的选择运输方式的选择 一、运输方式一、运输方式 该矿井为高瓦斯矿井。大巷运输距离约 800m，矿井大巷运输采用 特殊防爆型蓄电池机车运输。煤、矸石采用一吨固定式矿车装载，设备、 材料用平板车或材料车装载。 二、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号二、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号 （一）矿井巷道断面及支护方式 矿井下运输大巷采用锚杆喷砼支护。 （二）坡度 矿井主要运输巷道的轨道运输坡度,全部取千分之三的坡度。 （三）钢轨型号 矿井主要运输巷道敷设 18/m 钢轨，600轨距，钢筋混凝土轨枕。 第二节第二节 矿矿 车车 一、矿车选型一、矿车选型 本矿井运载原煤的矿车选用 600轨距、mg1.1-6a 型，一吨固定式 矿车。 各种矿车规格型号特征见表 3-2-1。 27 表 3-2-1 矿车型号规格表 煤矸 载重长宽高 1000 1800 610 520 490 备注 600 600 600 550 550 550 1150 1150 410 2000 2000 2000 880 880 880 1800 2000 2000 mg1.1-6a mc1.1-6a mp1.1-6a 1.1 轨距 （） 轴距 （） 自重 （） 矿车型号 容积 (m3 ) 载重（）外形尺寸（） 根据计算，本矿井运输需 mg1.1-6a 型固定矿车 150 辆，mc1-6a 材 料车 10 辆，mp1-6a 平板车 20 辆。 第三节第三节 设备选型设备选型 一、设计依据设计依据 大巷运输距离:800m 大巷承担运煤量 150kt/a 矸石率 15 装载容器 mg1.16a 钢材 1 次/班 木材 1 次/班 设备 1 次/班 炸药 1 次/班 雷管 1 次/班 其它 2 次/班 矿井年工作 330 天，每天二班运输，每班运输时间为 7 小时。 28 二、设计选型二、设计选型 （一）机车牵引能力 辆 4 . 31 5 . 1304. 0110312 524. 01000 q 蓄电池机车牵引装煤矿车数量 22 辆，牵引装矸石矿车数量 14 辆。 （二）机车电机过热能力校核 1、蓄电池机车牵引空车时的牵引力 kgfk 4 . 127)311( 2 6 . 0225 2、蓄电池机车牵引重车时的牵引力 kgfz 6 . 120)39( 2 )6 . 01 (225 3、根据蓄电池机车牵引电机的特性曲线得 ik=46a、vk=12km/h,iz=43a、vz=12.5km/h。 4、列车的运行时间 空车运行时间: min3.5 12 8.080 1 k t 重车运行时间： min1 . 5 5 . 12 8 . 080 2 k t 列车循环时间： min 4 . 35251 . 53 . 5 1 t 均方根电流 29 ai j 8 .27 4 .35 431 . 5463 . 5 15. 1 22 1 根据上述计算，蓄电池机车运行时的均方根电流均小于蓄电池机 车电机允许电流 50a。因此，蓄电池机车牵引装煤矿车 22 辆，牵引装 矸石矿车 14 辆，均在电机允许电流内。 （三）机车运行台数计算 辆3.142.0) 5.12 1 12 1 (8.033.1 7122 26225.1 1 s n 矿井选用 cdxt-5j 特殊防爆型蓄电池机车 3 台，2 台运行，1 台备 用。 （四）机车制动能力校核 mml40 9 . 24 39 6 . 1225 5150 34 . 3 55 2 符合煤矿安全规程的规定。 （五）机车充电设备 矿井在平硐外设置充电变流室一个,设置 5 吨特殊防爆蓄电池机车 gwzca-140/132-di 型防爆充电机 3 台,其中 2 台运行,1 台备用。 30 第四章第四章 区段布置及装备区段布置及装备 第一节第一节 区段布置区段布置 一、移交生产和达到设计生产能力时的回采工作面数目、位置和工一、移交生产和达到设计生产能力时的回采工作面数目、位置和工 作面生产能力计算作面生产能力计算 矿井移交生产和达产时均布置 1 个区段 2 个采煤工作面生产，其中 1 个为 c6煤层柔性掩护支架工作面，另 1 个为 c6煤层走向长壁俯伪斜 走向分段密集工作面。 矿井移交生产时采煤工作面生产能力计算 矿井移交生产时，1 个区段 2 个采煤工作面生产，矿井生产能力按 150kt/a 考虑，工作面生产能力按下式计算： a=nlmlrc 式中：n生产回采工作面个数； l工作面平均倾斜长度，m； m煤层厚度，m； l工作面年推进度，m； r煤层容重，t/m3； c 工作面回采率，c6煤层取 95%，c 1煤层取 97%。 ac6872.453501.40.95 99.22kt/a ac1871.113501.40.97 45.89kt/a 掘进出煤按采煤工作面产量之 5%计，矿井产量为； a总=1.05(99.22+45.89) =152.0kt/a。 31 经计算，矿井投产时1 个采区2 个采煤工作面生产即可保证矿井150 kt/a 的生产能力。 二、开采顺序二、开采顺序 由于该矿井为急倾斜煤层，对 c6和 c1煤层而言，在同一标高内沿 走向 c6煤层工作面应超前于 c1煤层工作面。沿倾斜方向应采用下行式 开采顺序。在区段内为后退式开采顺序。 三、采区尺寸及巷道布置三、采区尺寸及巷道布置 该矿井井田走向长度尺寸已定，区段走向长度就已确定。现确定工 作面斜长。矿井工作面的合理长度是保证工作面高产、稳产的重要因素 之一。一般情况下，加大工作面长度对获得高产、稳产和提高劳动生产 率、降低吨煤成本是有益的。但是，由于该矿井为高瓦斯矿井，又为急 倾斜煤层，工作面过长，会导致工作面推进速度慢，循环率低，管理不 便，不利于矿井持继稳定地安全生产。 根据该矿各水平的具体情况，各水平均划分为 4 个区段，工作面真 倾斜长度为 4656m，伪倾斜长度为 86104m。区段走向长度为 2601300m。 详见一采区巷道布置及机械设备配备立面图 c16221631、剖面 图 c16221632。 四、采区车场、装车点及硐室四、采区车场、装车点及硐室 每个水平沿倾斜方向共划分了 4 个区段。每个区段均有石门与集中 轨道上山相连。凡走向长度在 400m 以下的区段，在区段内不设集中装 车站。走向长度在 400m 以上的区段，设区段集中装车站。每个区段的 c1煤层运输平巷在靠近集中轨道上山处设装车站，并将运输平巷抬高设 煤仓，煤仓直径不能小于 3m，容量为 50m3左右。在一水平设有变电所、 每个区段都设有摘挂钩等硐室。 32 五五、区区段段内内煤煤、矸矸运运输输、辅辅助助运运输输方方式式及及设设备备选选型型，采采区区通通风风、排排水水 走向长度在 400m 以下的区段，工作面打眼放炮采下的煤炭均经工 作面溜槽溜至工作面运输平巷的刮板输送机上，在各工作面运输巷装车， 再用电机车将煤车牵引至车场。 走向长度在 400m 以上的区段，在 c1煤层运输巷设可伸缩带式输送 机，c1、c6煤层工作面打眼放炮采下的煤炭均经工作面溜槽溜至工作面 运输平巷的刮板输送机上，再由刮板运输机运至 c1煤层的可伸缩带式 输送机上。由可伸缩带式输送机运至装车站装车。 c1、c6煤层工作面的刮板输送机型号为 sgwd-30，可伸缩皮带型号 为 ssj650/40。 掘进矸石在掘进工作面直接装矿车运至区段车场，由该车场提升绞 车下放至下一水平车场，最后下放至三水平由电机车牵引出井至排矸场。 采掘工作面所需材料由+490m 下平硐进入，经运输大巷、由各水平 提升绞车提升到各区段车场，然后由人力推运矿车至各使用地点。 各区段内采掘工作面均为独立通风。采煤工作面采用“u”形通风 方式，掘进工作面选用 fd15.6/22 型局部通风机压入式通风方式。 详见矿井通风系统图 c16221711、图 c16221712。 各巷道均设有水沟，其中平巷水沟以 3流水坡度，上山一侧设水 沟，隔一定距离设截水沟，将涌水汇集到490m 水平运输大巷水沟内， 然后由平硐流出地面。 第二节第二节 采煤方法采煤方法 一、采煤方法的选择及其依据一、采煤方法的选择及其依据 该矿井煤层倾角为 4072，c1煤层平均厚度 1.11m，c6煤层平均 33 厚度 2.45m，地质构造不复杂，矿井涌水量较小。本设计推荐 c1煤层采 用俯伪斜分段走向密集采煤法，c6煤层采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法。 二、伪倾斜