采矿工程专业毕业论文底洞煤矿21mta新建工程初步设计

摘摘 要要 本设计包括共一个部分 珙县底洞煤矿 21Mt/a 新井设计。底洞煤矿位底洞煤矿位于珙县（巡 场）北东 165方向，交通便利底洞煤矿矿区范围由 6 个拐点坐标圈定，面 积为 1.00km2。主采煤层为 11 号煤，平均倾角为 7.07，煤层平均总厚 为 4.16m。井田地质条件较为简单。 矿井可采储量 4529.2kt，设计生产能力为 210kt/a。矿井服务年限为 15.4a，涌水量不大，矿井正常涌水量为 60m3/h，最大涌水量为 80m3/h。 矿井瓦斯涌出量 5.1m3/h，为高瓦斯矿井。 工作面运输巷采用带式运输机运煤，运输石门采用刮板运输机运煤， 采区运输机下山采用大倾角皮带运输机运煤并安设架空乘人器运送人员。 采区轨道下山采用提升绞车运输材料、设备、矸石。主平硐采用带式运输 机运煤；副平硐敷设轨道作矿井辅助运输，担负矸石、材料、设备运输任 务. 矿井年工作日为 330d，工作制度为“三八”制。 一般部分共包括 10 章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和 储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备 方式-带区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通 风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。 关键词: :底洞煤矿； 开拓设计； 回采巷道。 第 - 1 - 页 共 98 页 目目 录录 第一章 井田概况及地质特征- 6 - 第一节 井田概况.- 6 - 一、交通位置- 6 - 二、地形地貌及水系- 6 - 三、气象及地震- 8 - 第二节 地质特征.- 8 - 一、地层及地质构造- 8 - 二、煤层及煤质- 11 - 三、水文地质- 18 - 第二章 井田开拓- 21 - 第一节 井田境界及储量.- 21 - 一、井田境界- 21 - 二、资源储量- 22 - 第三章 设计能力及服务年限- 25 - 一、矿井工作制度- 25 - 二、矿井设计年生产能力- 25 - 三、矿井服务年限- 27 - 第四章 井田开拓- 28 - 一、影响井田开拓的主要因素及矿井现状- 28 - 二、井口、工业场地选址及矿井开拓方式- 28 - 三、井筒数目- 29 - 四、水平划分- 30 - 五、大巷布置- 30 - 第四节 井 筒- 30 - 一、井筒装备及布置- 30 - 二、井壁结构- 31 - 三、井筒特征- 31 - 第五节 井底车场及硐室.- 31 - 一、井底车场形式的确定- 31 - 二、主要硐室的设置- 32 - 第五章 准备方式- 33 - 第一节 采区布置.- 34 - 一、移交生产时和达到设计能力时的采区数目、位置及回采工作面生产能力计算- 34 - 二、开采顺序- 35 - 三、采区尺寸及巷道布置- 35 - 四、采区车场及硐室- 37 - 五、采区运输方式、设备选型，采区通风及排水- 37 - 第六章 采煤方法.- 38 - 一、采煤方法选择- 38 - 第 - 2 - 页 共 98 页 二、采煤工艺与机械配备- 39 - 三、工作面顶板管理方式- 41 - 四、工作面回采方式- 42 - 五、工作面的循环数、年进度及工作面长度- 43 - 六、采区及工作面回采率- 43 - 七、生产时主要材料消耗指标- 43 - 第三节 巷道掘进- 44 - 一、巷道断面与支护- 44 - 二、巷道掘进进度指标- 44 - 三、掘进工作面个数、采掘比例关系及设备配备- 44 - 四、矿井生产时掘进率、矸石率预计- 45 - 五、移交标准- 45 - 第七章 大巷运输及设备- 47 - 第一节 运输方式的选择.- 47 - 第二节 矿 车 .- 48 - 一、矿车选型- 48 - 二、矿车数量计算- 48 - 第三节 运输设备选型.- 49 - 一、大巷运输设备选型- 49 - 二、工作面运输巷运输设备选型- 50 - 三、采区运输机下山运输设备选型- 51 - 四、主平硐和水平运输巷运输设备选型- 51 - 第八章 矿井提升设备- 51 - 第一节 提升设备.- 51 - 第九章 矿井通风及安全措施- 79 - 第一节 通风设备.- 79 - 第十章 技术经济- 87 - 第一节 劳动定员及劳动生产率.- 87 - 第二节 投资概算及资金筹措.- 91 - 一、概算投资- 91 - 二、资金筹措及投资分配- 92 - 第三节 原煤生产成本.- 93 - 一、成本计算依据- 93 - 二、 原煤成本计算- 93 - 第四节 销售收入、税金及利润.- 96 - 一、煤炭用户及价格- 96 - 二、矿井年销售税金及附加- 96 - 三、利润- 96 - 参考文献- 98 - 致 谢- 99 - 第 - 3 - 页 共 98 页 第一章第一章 井田概况及地质特征井田概况及地质特征 第第一一节节 井井田田概概况况 一、交通位置一、交通位置 底洞煤矿位于珙县（巡场）北东 165方向，直距 19km 处，属珙县底 洞镇瑞华村六组所辖。矿区中心点地理坐标：东经 1045031，北纬 28 1719。矿山有珙县底洞镇兴文县周家镇的乡村公路通过，矿区至底洞 镇约 2km，东距兴文县 82km，北西至珙县火车站 20km，交通十分方便。 矿区交通位置详见图 1-1-1。 二、地形地貌及水系二、地形地貌及水系 1、地形地貌 矿井位于先锋硫煤矿区西段，处于园门坳庙嘴辕门坳地表分水岭 西侧斜坡地带。属四川省南部边缘山区向云贵高原的过渡地带，地势表现 为东高西低，山脉呈北西南东向展布，与主要构造形迹方向一致，为单 面山构成的脊状山岭，区内最高点为东部的萝兜山园门坳，海拔标高为 1123.27m，最低点为主井西侧干沟河，海拔标高为 525.0m，相对高差 598.27m。近山脊多陡坡、陡崖；矿区总体属中切割低中山地貌。 矿区地形较陡，植被较发育，森林覆盖率为 21.1%，以杉木、灌木及 杂草为主，缓坡地带为坡耕地。 第 - 4 - 页 共 98 页 2、水系 底洞煤矿底洞煤矿 第 - 5 - 页 共 98 页 图图 1.1.1 交通位置示意图交通位置示意图 矿区地处萝儿山至庙嘴北东向山脉西侧斜坡地带，主要河流有矿区东 侧自北而南的洛普河，源于矿区东部大龙塘（暗河出口） ，源头流量为 0.4861.825m3/s。次为主井口西侧的干沟和近北西、东西向雨源型冲沟， 大气降水经冲沟汇入干沟河。二者均为长宁河的支流水系。 三、气象及地震三、气象及地震 （一）气象（一）气象 矿区属亚热带季风气候，温热潮湿，雨量充沛，秋冬两季多雾，最高 温度 40，最低温度-0.5，年均温度 12左右，冬无严寒，夏无酷暑， 无霜期长，日照较少。年降雨量在 10001300mm 之间，历年平均降雨量 1193.9mm，降雨多集中在每年 59 月，雨量占全年的 6067%以上，常 为大雨或暴雨。最大风力 35 级。 （二）地震（二）地震 据中国地震动参数区划图（GB18306-2001） ，本区地震动峰值加速度 0.05g，地震动反应谱周期为0.35s，地震基本烈度为度，为相对稳定区。 第二节第二节 地质特征地质特征 一、地层及地质构造一、地层及地质构造 （一）地层（一）地层 矿区主要出露二叠系下统茅口组、上统宣威组、三迭系下统飞仙关组、 嘉陵江组及第四系地层，其岩性组合特征由老至新如下： 第 - 6 - 页 共 98 页 1二叠系下统茅口组（P1m） 厚度200m。为灰、深灰色生物碎屑灰岩、微晶灰岩夹燧石条带，顶 部有时见粘土，高岭土残留矿物，上与宣威组一段假整合接触，下部出露 不全。 2二叠系上统宣威组（P2x） 为矿区含煤岩系，出露于矿区北部边缘地带沿沟谷洼地呈长条、带状 自北西到南东向展布。根据含煤性、标志层等特征划分为四段：顶部第四 段相当于 C 煤组、中上部二、三段为主要含煤段（相当于 B 煤组） ，下部 第一段（相当于 A 煤组） 。 第一段（P2x1）：以 A1煤层底界为上限，茅口组石灰岩顶界剥蚀面为 下限，厚 6.5527.41m，平均厚 17.49m，主要为菱铁矿粘土岩及泥化玄武 岩、硫铁矿层。以岩石中含大量球粒状菱铁矿为明显特征，不含动物化石。 与上宣威组 23 段整合接触。 第二加三段（P2x23）：以 B4煤层顶界为上限，A1煤层底界为下限， 厚 94.94114.03m，平均厚 102.74m。上部浅灰、灰色粘土岩、粉砂岩、 泥岩含团块状菱铁矿结核，局部夹细砂岩。中下部浅灰色砂质泥岩、粘土 岩、夹菱铁矿质粘土岩。下部为浅褐色粘土岩、菱铁矿质粘土岩及薄层菱 铁矿。上部含 B3、B4煤层，全区稳定可采。中上部含 B2、B1局部可采煤 层。 第四段（P2x4）：以 B4 煤层顶界为下限，K9 灰岩底界为上限。厚 26.4541.16m，平均厚 35.58m。深灰、暗灰色砂质泥岩、粉砂岩、钙质 泥岩、生物碎屑灰岩，中下部为生物碎屑灰岩即 K7 标志层。本段含局部 第 - 7 - 页 共 98 页 可采的 C1 煤层和煤线 4 层。上与飞仙关组整合接触。 3、三迭系下统飞仙关组（T1f） 据其岩性特征，细分五段，其特征如下： 飞仙关组第一段（T1f1）：厚 72.4093.75m，平均厚 81.79m。为灰绿、 浅灰绿色泥岩、砂质泥岩夹粉砂岩、少量细砂岩，顶部为鲕状灰岩，下部 含网状方解石脉，底部为泥质灰岩（K9 标志层） ，与二段整合接触。 飞仙关组二加三段（T1f23）：厚 172.83218.43m，平均厚 200.31m。上部为紫红色、紫灰色砂质泥岩、粉砂岩，夹少量生物碎屑灰 岩、细砂岩，下部为紫灰、灰绿色砂质泥岩夹粉砂岩。与四段整合接触。 飞仙关组第四段（T1f4）：厚 78.8102.6m，平均厚 96.1m。为灰紫、 紫红色薄至中厚层状粉砂岩夹砂质泥岩、细砂岩、少量生物碎屑细条带， 含较多钙质结核。顶部为灰绿色泥岩或砂质泥岩。与五段整合接触。 飞仙关组第五段（T1f5）：厚 109.47150.0m，平均厚 125.29m。为紫 红色砂质泥岩夹细砂岩、粉砂岩、泥灰岩薄至中厚层条带，与嘉一段整合 接触。 4、三迭系下统嘉陵江组（T1j） 据岩性特征，细分三段，其特征如下： 第一段（T1j1）：厚 125.0157.0m，平均厚 148.0m。为灰色中厚层状 灰岩、泥质灰岩、生物碎屑灰岩及白云质灰岩。 第二段（T1j2）：厚 45.050.5m，平均厚 47.75m。中上部为黄绿色水 云母泥岩、泥质粉砂岩夹泥灰岩、泥质白云岩，下部为黄灰色灰岩、泥灰 岩，夹紫色、黄绿色水云母泥岩。 第 - 8 - 页 共 98 页 第三段（T1j3）：厚 115.6219.36m，平均厚 165.38m。为灰至深灰色 薄至厚层状白云岩、白云质灰岩或鲕状灰岩，底部为假角砾状白云岩。 5第四系（Q） 主要分布于矿区北西边缘一带，为一套松散的砂质粘土、粘土、软泥， 未固结砾石等，厚度 010m，平均 3.5m，不整合于下伏地层之上。 （二）地质构造（二）地质构造 矿区位于德赶坝矿段西侧，为珙长背斜南翼西段，总体显现北西 （300）延伸、向南西倾、倾角 10-25的单斜构造，区内见 F6、F7、F8 小型正断层及较大型 F5 逆断层，断层特征见表 1-2-1。矿区构造复杂程度 属中等。 表表 1-2-1 断层特征表断层特征表 断层产状（）断距（m） 编号 名称 性质 走向倾向倾角 地表延 长 （m） 水平垂直 影响 地层 断 层 特 征 F5逆断层 170210 35030 2603 00 708 5 4300 300 500 1201 30 P1m、P2 x1-4 T1fT1j 断带宽 1030m，岩石破碎， 有菱铁矿化、粘土化、破坏煤 层，多见泉点出露 F6正断层14032023070280 153 0 15T1f2-5 断带宽 13m，为 F5 派生分 支断层 F7正断层100280190375 305 0 20T1f2-5 断带宽 13m，有角砾岩泥岩 充填 F8正断层40220 3103 15 70260 305 0 1015T1f4-5 岩石破碎劈理发育，断层带宽 10m 左右 F15正断层55235325 606 5 90055030 T1f45 T1j1-3 断层带宽 1520m，两侧岩石 破碎，断层角砾岩泥岩充填。 第 - 9 - 页 共 98 页 二、煤层及煤质二、煤层及煤质 （一）煤层特征（一）煤层特征 1、含煤地层、含煤地层 含煤地层为二叠系上统宣威组（P2x） ，厚 137.2174.64m，一般厚 156.17m 左右，属海陆相过渡相沉积，岩性以粘土岩、泥岩、砂质泥岩、 细砂岩为主，夹薄层生物碎屑灰岩，硅铁质砂岩数层，含煤 513 层，总 厚 4.967.61m，平均厚 5.72m，含煤系数 3.66%，其中可采和局部可采煤 层共 5 层，从上至下煤层编号为 C1、B4、B3、B2、B1，总厚 3.946.44m，平均厚 4.61m，可采含煤系数 2.95%，可采和局部可采煤层 多集中分布于煤系地层中上部，煤系地层下部多见煤线及炭质泥岩。根据 岩性岩相特征，含煤岩系可划分为四段，由下至上特征如下： 第一段（P2x1）： 厚 6.5527.41m，平均厚 17.49m，位于宣威组底部茅口灰岩（P1m） 古侵蚀面之上，底部为硫铁矿层，矿层厚 1.077.0m，平均厚 2.44m，含 硫品位 11.9338.32%，平均 22.47%；中上部为灰浅灰色菱铁质粘土岩， 局部为粘土岩、泥化玄武岩，菱铁矿呈球粒状分布，局部富集为菱铁矿， 在本段内不含煤层及炭质泥岩，故称硫铁矿组。 第二加三段（P2x23）： 厚 94.94114.03m，平均厚 102.74m，下部为灰至深灰色粘土岩，菱 铁矿质粘土岩及泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩，含草黄色粗粒球粒状 菱铁矿团块，含煤线 35 层，主要赋存于近底部，其中底部细花炭（A1 煤层）为 P2x1硫铁段的分界煤层，煤层不稳定，变化大，局部变为炭质泥 岩或含炭质泥岩，常称为（A 煤组） ；中部为粉砂岩及细粒岩屑砂岩，局 第 - 10 - 页 共 98 页 部呈黄绿色，常夹粘土岩包体，虽层位不稳定，厚度变化大，但可与芙蓉 矿区的 K6砂岩标志层进行对比；上部为灰至深灰色粘土岩夹砂质泥岩、 粉砂岩，含煤 46 层，为本段主要含煤段，称为（B 煤组） ，可采和局部 可采煤层 4 层，即 B4、B3、B2、B1煤层，其中 B4煤层位于该段顶部为 P2x4分界煤层。 第四段（P2x4）：厚 26.4541.16m，平均厚 35.58m，位于 B4煤层之 上，为灰至深灰色泥质生物碎屑灰岩与砂质泥岩、泥岩、粘土岩互层，夹 粉砂岩，灰岩由西向东有层数增多增厚的趋势，含煤 36 层，称为（C 煤组） ，其中 C1煤层为本段局部可采煤层，C5煤线顶部与飞仙关组 T1f1分 界。 2、煤层特征、煤层特征 C1煤层煤层：位于 P2x4中下部，上距 K7 标志层 0.303.93m，平均 1.78m，下距 B4煤层 8.542.33m，平均 5.90m，大都为单一煤层，局部二 分结构。煤层厚 01.42m，平均厚 0.71m；有夹矸者，上分层煤厚 0.300.40m，下分层煤厚 0.250.35m，纯煤合厚 0.60m；夹矸为砂质泥 岩，厚 0.150.25m。煤层顶板为泥岩，底板为砂质泥岩。 B4煤层煤层：矿区主可采煤层。位于 P2x23顶部，上距 C1煤层 8.542.33m，平均 5.90m，下距 B3煤层 10.130.43m，平均 4.45m，少数 为单一煤层，大部 23 分结构，有夹矸 12 层。煤层厚 0.701.64m， 平均厚 1.25m；有一层夹矸者，上分层煤厚 0.700.90m，下分层煤厚 0.200.30m，纯煤合厚 1.05m；夹矸为砂质泥岩，厚 0.060.14m。煤层 顶板为泥岩，底板为砂质泥岩，顶底板中富集黄铁矿结核，为一高硫煤层。 B3煤层煤层：矿区主可采煤层。位于 P2x23中上部，上距 B4煤层 第 - 11 - 页 共 98 页 10.130.43m，平均 4.45m，下距 B2煤层 0.583.15m，平均 2.23m，为单 一煤层，煤层厚 1.052.83m，平均厚 1.54m。顶底板为粘土岩或泥岩，其 中含球粒状菱铁矿。 B2煤层煤层：位于 P2x23中上部，上距 B3煤层 10.130.43m，平均 2.23m，下距 B1煤层 4.329.75m，平均 6.55m。为单一煤层，煤层厚 0.340.62m，平均厚 0.60m。顶底板皆为粘土岩或泥岩，其中含球粒状菱 铁矿。 B1煤层煤层：位于 P2x23中上部，上距 B2煤层 4.329.75m，平均 6.55m。为单一煤层，煤层厚 0.550.69m，平均厚 0.60m，顶底板为粘土 岩或泥岩，其中含球粒状菱铁矿。 各可采煤层详见表 1-2-2。 第 - 12 - 页 共 98 页 表表 1-2-2 可采煤可采煤层层特征表特征表 煤层 代号 厚度 （m） 倾角 （度） 容重 (t/m3) 间距 (m) 煤 层 特 征顶 板 岩 性底 板 岩 性 C1 01.42 0.71 1025 1.71 局部可采，结构简单、厚度较 稳定，属较稳定煤层。 砂质泥岩，泥质。 泥岩、砂质泥岩。 2.338.54 5.90 B4 0.701.64 1.25 1025 1.60 全区可采，厚度变化较小，结 构简单，属较稳 定煤层。 砂质泥岩，泥质。 泥岩、砂质泥岩。 0.4310.13 4.45 B3 1.052.83 1.54 1025 1.60 全区可采，结构简单，厚度变 化较小，属较稳定煤层。 粘土岩、泥岩、砂质泥岩。粘土岩、泥岩、砂质泥岩。 0.4310.13 2.23 B2 0.340.62 0.60 1025 1.58 局部可采、结构简单，厚度变 化较小，属较稳定煤层。 粘土岩、泥岩、砂质泥岩。粘土岩、泥岩、砂质泥岩。 4.329.75 6.55 B1 0.550.69 0.60 1025 1.61 局部可采，结构简单，厚度变 化小，属较稳定煤层。 粘土岩、泥岩、砂质泥岩。粘土岩、泥岩、砂质泥岩。 第 - 13 - 页 共 98 页 （二（二）煤类、煤质与煤的用途）煤类、煤质与煤的用途 （一）各煤层煤质分析成果 1、煤的物理性质及煤岩特征 C1煤层煤层：黑灰色，条痕黑灰色，似金属光泽、金刚光泽，参差状断口。煤 岩自然分层，细条带状、线理状、均匀状结构，层状、似层状构造，体重 1.71 /m3。显微煤岩类型丝质亮煤、半镜质丝质亮煤、有结构丝质体丝质亮煤，宏观 煤岩类型暗淡型、半暗型、半亮型煤。 B4煤层煤层：黑灰色，条痕黑灰色，似金属光泽、金刚光泽，半金属光泽。参 差状、似平坦状断口。条带状、细条带状、线理状、均匀状结构，层状、似层 状构造，体重 1.60/m3。显微煤岩类型丝质亮煤、半镜质丝质亮煤、有结构丝质 体丝质亮煤、丝质暗煤，宏观煤岩类型暗淡型、半暗型、半亮型煤。 B3煤层煤层：黑灰色，条痕黑灰色，似金属光泽、金刚光泽，半金属光泽。参 差状、似平坦状断口。细条带状、线理状、均匀状结构，层状、似层状构造， 体重 1.60 /m3。显微煤岩类型丝质亮煤、半镜质丝质亮煤、有结构丝质体丝质 亮煤、丝质暗煤，宏观煤岩类型暗淡型、半暗型、半亮型煤。 B2煤层煤层：黑灰色，条痕黑灰色，似金属光泽、金刚光泽，半金属光泽。参 差状、似平坦状断口。条带状、细条带状、线理状、均匀状结构，层状、似层 状构造，体重 1.58/m3。显微煤岩类型丝质亮煤、半镜质丝质亮煤、有结构丝质 体丝质亮煤，宏观煤岩类型暗淡型、半暗型、半亮型煤。 B1煤层煤层：黑灰色，条痕黑灰色，似金属光泽、金刚光泽，参差状断口。条 带状、细条带状、线理状、均匀状结构，层状、似层状构造，体重 1.61/m3。显 微煤岩类型丝质亮煤、半镜质丝质亮煤，宏观煤岩类型暗淡型、半暗型、半 亮型煤。 第 - 14 - 页 共 98 页 2、煤的化学性质 依据四川省珙县先锋硫煤矿区德赶坝矿段煤矿精查地质报告煤的工业 分析结果，矿区 C1、B4、B3、B2、B1煤层原煤分析结果如下表： 表表 1-2-2 煤的工业分析结果表煤的工业分析结果表 煤层 灰分 Ad 全面水份 Mt 挥发份 Vd 固定炭 FC.d 全硫 St.d 磷 P 发热量 Qnet.d （MJ/Kg） C143.112.9510.8746.187.040.00718.11 B429.803.3511.3560.324.040.00724.22 B326.223.4010.5263.072.180.00825.05 B239.433.559.9951.400.360.00819.49 B139.951.909.5147.820.200.00818.08 从上表看出，C1煤层属高灰、高硫、低热值无烟煤，B4煤层属高灰、高硫、 中热值无烟煤，B3煤层属中灰、中高硫、中热值无烟煤，B2煤层属高灰、特低 硫、低热值无烟煤，B1煤层属高灰、特低硫、低热值无烟煤。五层煤的工业牌 号皆为 WY03。 （二）煤的加工技术性能 根据精查报告 ，各煤层的可选性试验结果为： 1、B4煤层 经筛分试验，大粒级煤多，占 64.3%，小粒级煤少（250mm）占 35.7%，大粒级煤的硫份、灰份较小粒级高，大粒级煤手选去掉矸石后，其灰 份和硫份均相应降低。 浮沉试验结果，并根据结果绘制煤层可选性曲线图，当浮煤灰份在 15%时， 理论分选比重为 1.5g/cm3，小于 1.70g/cm3，此时求得 0.1 初始值为 50.1%， 扣除沉矸值 17.27%，经计算 0.1 最终值为 60.5%，根据煤层可选性等级划分 第 - 15 - 页 共 98 页 指标，0.1 含量大于 40%者为“极难选”。 2、B3煤层 经筛分试验，大粒级煤少（25mm） ，占 47.79%，小粒级煤多 （250mm）占 52.21%，灰份和硫份大粒级煤高，小粒级煤低。 浮沉试验结果，并根据结果绘制煤层可选性曲线图，当浮煤灰份在 15%时， 理论分选比重为 1.52g/cm3，小于 1.70g/cm3，此时求得 0.1 初始值为 67.8%， 扣除沉矸值 4.04%，经计算 0.1 最终值为 70.6%，根据煤层可选性等级划分 指标，0.1 含量大于 40%者为“极难选”。 3、B2煤层主要以末煤为主，灰份及硫份均低，可直接利用。 经筛分试验，B2煤层大粒级煤比 B4、B3煤层均少（25mm）以上占 29.4%，小粒级煤（250mm）占 70.6%，其大小粒级煤所占比例相差较大， 灰份和硫份大粒煤相对较高，小粒级煤较低。 浮沉试验结果，并根据结果绘制煤层可选性曲线图，当浮煤灰份在 15%时， 理论分选比重为 1.56g/cm3，小于 1.70g/cm3，此时求得 0.1 初始值为 54.5%， 扣除沉矸值 4.6%，经计算 0.1 最终值为 57.1%，根据煤层可选性等级划分指 标，0.1 含量大于 40%者为“极难选”。 三、水文地质三、水文地质 1、矿区水文地质概况 （1）地表水 矿区位于德赶坝矿段西侧，地形北东高南西低，为剥蚀型低中山地貌，地 形坡度近山脊（约 4050）较陡，近沟谷较缓（约 1520） ，北西向或东西 向季节性冲沟发育，主井口西侧有北东南西干沟，地表无大的水体。受大气 第 - 16 - 页 共 98 页 降水补给，降水大部分以片流形式汇集于冲沟，纳入矿区西侧干沟，自北东向 南西汇入长宁河；少量渗入地下，成为地下水。据河、溪附近大量钻孔的简易 水文地质观测，当水位降至河溪水位以下时，地表水与地下水之间水力联系微 弱。为地下水补给河水。 （2）矿体分布标高 矿山开采 C1、B4、B3、B2、B1五煤层，煤层露头线呈东西向展布于白岩脚 三岩屋基川主庙一线，高程 600775m，位于二叠系上统宣威组第四段和 三迭系下统飞仙关组各段地层之下。煤层开采标高 575m350m，当地最低侵 蚀基准面标高+510m，矿井排泄面标高+530m，矿井所采范围大部分位于当地 最低侵蚀基准面之下。 2、矿坑充水水源 （1）老窑积水 矿区内煤矿开采历史悠久，老窑多为平硐开采，自流排水，现多数已塌陷， 其位置及积水情况无法准确查明，为矿井充水因素之一。 （2）地下水 矿段内对矿坑充水具有常年稳定补给来源的主要是 B4顶板含水岩组 （P2X4T1f1-2-3）的裂隙、溶隙水。该含水层呈间互状结构，为裂隙、溶隙含 水的单斜承压含水岩层。是 B4煤层的直接顶板，是矿井主要充水水源，经裂隙 渗入方式充水，地层与斜坡构成同向或切向坡补给条件较差，地下水对矿井充 水有一定影响。 （3）大气降水的渗入影响 矿区大气降水比较丰富，而地形起伏大，切割较深，不利于大气降水的深 入补给，但随采空面积不断增大，在采空变形影响高度范围内可能在地表形成 第 - 17 - 页 共 98 页 塌陷和地裂缝，大气降水可沿着地裂缝渗入地下成为矿坑充水水源。 （4）构造裂隙水 矿区范围有大小不等的 67 条断层，大都为正断层，规模较小，对煤层 有一定影响或规模较大的断层主要有 F5，破碎带涌水特征如下： F5断层切割 P1T1j1地层，断层两侧岩石破碎、节理裂隙发育，两侧发育 派生了 7 条张扭性分枝断层，断层走向 260295，倾向北西，倾角 7085， 断层北西盘向北东，逆冲于南东盘之上，西盘地层倾角较大（2038） ，东盘 地层倾角较缓（515） ，沿断层面附近可见 1m 左右的断层破碎带，破碎带中 有线流状泉水，但总体水量较小，泉点东盘多于西盘，因断层沿沟谷展布，处 于汇水区，大气降水、地表水补给作用较强、影响深度大，对矿坑有一定充水。 3、矿井涌水量 根据储量核实单位调查和测量，井巷局部有滴水，地下水主要来自采空区， 目前主平硐最大涌水量 400m3/d，一般涌水量约 120m3/d。副平硐涌水量 820.4m3/d。 储量核实单位采用比拟法进行矿井涌水量预测，矿井正常涌水量为 48.9m3/h，最大涌水量为 139.3m3/h；其中西翼正常涌水量为 14.7m3/h，最大涌水 量为 49m3/h；东翼正常涌水量34.2m3/h，最大涌水量为 90.3m3/h。 4、水文地质条件类型 矿区飞仙关组 13 段为井田的主要补给水层，富水性较弱，地表水与地下 水间水力联系较弱；老窑及生产井采空区对煤矿充水较甚。矿区水文地质条件 为简单类型。 第 - 18 - 页 共 98 页 第二章第二章 井田开拓井田开拓 第第一一节节 井井田田境境界界及及储储量量 一、井田境界一、井田境界 （一一）原原采采矿矿权权设设置置 底洞煤矿现持有四川省国土资源厅 2010 年颁发的采矿许可证，证号： C5100002010111120080317，有效期自2010 年 11 月至 2013 年 7 月；生产规模 90kt/a；矿区由110 号拐点圈定，面积0.5228km2，开采B3+4煤层，开采深度 +575+450m 标高。 表表 2-1-1 原底洞煤矿矿区范围拐点坐标表原底洞煤矿矿区范围拐点坐标表 北京 54西安 80备注 拐点号XYXY 13130690354836003130632.1135483519.89 23130800354837303130742.1135483649.89 33130525354843153130467.1135484234.90 43130795354843703130737.1035484289.90 53130737354844673130679.1035484386.90 63130207354850973130194.1035485016.90 73129825354846473129767.1035484566.90 83130220354843553130162.1135484274.90 93130155354843523130097.1135484271.90 103130390354841773130332.1135484096.89 开采深度： 575450m 矿区面积： 0.5228km2 （二）现划定的矿区范围（二）现划定的矿区范围 根据川采矿区审字20110018 号划定矿区范围批复 ，底洞煤矿矿区范围 由 6 个拐点坐标圈定，面积为 1.00km2。批准开采 B1、B2、B3、B4、C1煤层， 开采深度标高为+575m+450m 标高。 矿区范围拐点坐标详见表 2-1-2。 表表 2-1-2 底洞煤矿矿区范围拐点坐标底洞煤矿矿区范围拐点坐标表表 第 - 19 - 页 共 98 页 拐点号北京 54 坐标西安 80 坐标 坐标名XYXY 1 3130500354834253130442.1535483344.87 23131050354840253130992.1535483944.87 33130850354845703130792.1535484489.86 43130310354851403130252.1535485059.86 53129845354845923129787.1535484511.86 6 3130292354840233130234.1535483942.87 面积（Km2）1.00 开采深度（m）575350 开采煤层B1、B2、B3、B4、C1 二、资源储量二、资源储量 1、矿井保有资源储量 根据四川省矿产资源储量评审中心 2010 年 4 月对四川省珙县先锋硫煤 矿区德赶坝矿段底洞煤矿资源储量核实报告的评审意见书和四川省国土资源 厅对核实的资源储量备案材料，截止 2009 年 12 月底，矿井保有资源储量 （122b+333）5622kt，其中(122b)4163kt，(333)1459kt。 2、矿井工业资源储量 根据煤炭工业小型矿井设计规范 ，本区构造中等，推断的内蕴经济资 源量（333）可按 80%计算工业资源/储量。 矿井工业资源储量= (122b) +(333)k =4163+14590.8 =5330.2 kt 3、关于煤柱的留设 该矿为整合矿井，为了减少煤柱损失，设计从开拓、开采上充分考虑合理 利用矿井原有井筒和主要巷道。 第 - 20 - 页 共 98 页 （1）永久煤柱 断层煤柱 F5、F7 断层处于矿井中部，其断层两侧按 30m 煤柱留设。 采空区隔离煤柱 与采空区的隔离煤柱宽度按 30m 留设。 （2）保护煤柱 主井工业广场保护煤柱 主井工业广场处于煤层底板，无需留设保护煤柱。 井筒煤柱 +628m 东翼回风平硐处于煤层顶板，按原煤炭部制定的建筑物、水体、 铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程规定，保安煤柱为东翼回风平硐外 推 20m，作为围护带宽度。 经计算，矿井保护煤柱损失量为 38kt，矿井永久煤柱损失量为 524kt。 表表 2-1-3 煤柱损失量计算汇总表煤柱损失量计算汇总表 类别煤柱名称 宽度 （m） 总长度 （m） 煤厚 （m） 容重(t/m3) 损失煤量 (kt) 断层煤柱298 采空区防水煤柱226永久煤柱 小计 524 井筒煤柱38 保护煤柱 小计 38 合计 562 4、设计利用资源储量 根据煤炭工业小型矿井设计规范 ，计算矿井设计资源储量时，应从工 业资源储量中减去断层、防水、境界、地面建构筑物等永久煤柱煤量。 ZS=ZC-A1-A2-A3-A4 第 - 21 - 页 共 98 页 式中：ZS设计利用资源储量，kt； ZC工业资源储量，kt； A1断层煤柱煤量，kt； A2防水煤柱煤量，kt； A3井田井界煤柱煤量，kt； A4地面建构筑物煤柱煤量，kt； ZS=5330.2-298-226-0-0 =4806.2 kt 5、设计可采储量 可采储量为设计利用资源储量扣除保护煤柱煤量和开采损失后剩余的储量。 ZK=ZS-A5-A6- A7 式中：ZK设计可采储量，kt； ZS设计利用资源储量，kt； A5工业场地柱煤量，kt； A6主要井巷柱煤量，kt； A7开采损失，kt。 ZK=4806.2 -0-38-239 =4529.2kt 矿井设计资源储量及可采储量计算见表 2-1-4。 表表 2-1-4 矿井设计可采储量汇总表矿井设计可采储量汇总表 单位：kt 矿井 名称 保有 资源 储量 工业资源 储量 永久煤柱损失 矿井设计资 源储量 保护煤柱 开采 损失 设计可采 储量 第 - 22 - 页 共 98 页 断 层 防 水 井田 境界 地面建 (构)筑物 其 他 合 计 井 筒 大 巷 其 他 合 计 底洞煤矿56225330.22982265244806.238382394529.2 第三章第三章 设计能力及服务年限设计能力及服务年限 一、矿井工作制度一、矿井工作制度 矿井年工作日 330d，每天两班作业，每班 8h。采用“两班采煤，一班准备” 的正规循环作业方式。每天净提升（运输）时间 16h。 二、矿井设计年生产能力二、矿井设计年生产能力 该矿属扩建矿井。根据当前产业政策，综合考虑井田面积、矿井地质构造 复杂程度、煤层开采技术条件、保有地质储量和外部运输、供电、供水、市场 销售等因素，通过“技术可行、经济合理、安全可靠”等方面分析论证，确定 矿井生产规模。 1、确定矿井设计生产能力的因素 （1）资源条件 本矿可采煤层较稳定，储量较丰富。全矿有可采和局部可采煤层 5 层。按 划定的井田边界和准采标高，保有资源储量 5622kt，设计可采储量 4529.2kt。 若按 150kt/a 生产能力，矿井服务年限达到 22 年，服务年限偏长；如果生 产规模按 210kt/a 计算，矿井服务年限为 15.4 年，符合规范要求；如果生产规 模按 300kt/a 计算，矿井服务年限只有 11 年，其服务年限不符合规范规定。 （2）煤层赋存及开采技术条件 本区地质构造中等，所采煤层属薄及中厚煤层，区内煤层瓦斯含量较高， 开采煤层属于自然煤层等限制了矿井生产能力。总体来讲，井田内煤层较厚、 稳定，为机械化开采创造了条件。但灾害严重，尤其是瓦斯灾害给开采带来一 定困难，故矿井生产能力不宜过大。 （3）工作面生产能力与接替 第 - 23 - 页 共 98 页 根据芙蓉集团生产经验，一个工作面年平均产量在 200kt 左右，一个工作 面即可达到矿井设计生产能力。 （4）技术装备 该矿开采缓倾斜煤层群，煤层顶板多为深灰色黑灰色泥岩，底板为灰色 泥岩及粉砂质泥岩。煤层厚度较厚，顶底板条件好。这将为提高矿井机械化程 度创造了良好的条件，从而提高了矿井回采工作面单产能力。为此，矿井可在 采煤机械、支护设备、运输设备和安全装备等方面增加投入，提高矿井生产能 力，改善安全生产条件。 2、矿井设计年生产能力论证 综合考虑上述各因素，根据本井田煤层储量、煤层赋存情况和开采技术条 件，重点从“技术可行、经济合理、安全可靠”等方面分析论证确定矿井设计 生产能力。 设计考虑了以下三个井型方案，分别进行论证分析： 一方案：矿井设计生产能力 150kt/a； 二方案：矿井设计生产能力 210kt/a； 三方案：矿井设计生产能力 300kt/a。 1）上述三个方案分析论证 （1）技术可行性分析 表表 2-2-12-2-1 技术可行性分析技术可行性分析 方案 矿井设计生产能力 （kt/a） 矿井服务年限 （年） 分析论证结论 一方案 15022 符合规范要求，但服务年限偏长。 技术可行 二方案 21015.4 符合规范要求，服务年限适宜。 技术可行 三方案 30011 不符合规范要求，服务年限太短。 不符合规范要求 （2）经济合理性分析 表表 2-2-22-2-2 经济合理性分析经济合理性分析 方案 矿井设计生产能力 （kt/a） 项目总投资 （万元） 年利润及投资回收期分析论证 一方案 150 2836 （1 个工作面，炮采） 年利润 725 万元。 投资回收期 4 年。 经济效益相对较差。 二方案 210 2976 （1 个工作面，机采） 年利润 1663 万元。 投资回收期 1.8 年。 经济效益好。 第 - 24 - 页 共 98 页 三方案 300 3680 （2 个工作面，机采） 年利润 2376 万元。 投资回收期 1.6 年。 经济效益很好。 （3）安全可靠性分析 表表 2-2-32-2-3 安全可靠性分析安全可靠性分析 方案 矿井设计生产能力 （kt/a） 采掘部署及工艺 （万元） 安全可靠性分析分析论证 一方案 150 1 个炮采工作面， 2 个炮掘工作面 采煤工艺落后，机械化程 度低，不能把作业人员从 危险的采掘工作面解放出 来。 安全条件差 二方案 210 1 个机采工作面， 2 个机掘工作面 采取提高机械化程度，把 作业人员从危险的采掘工 作面解放出来。 安全条件较好 三方案 300 2 个机采工作面， 3 个机掘工作面 采区内生产过于集中，一 旦发生灾变，其影响范围 大。 不安全 2）上述三个方案综合分析论证结果 从上述分析可以看出，三方案经济效益很好，但技术上不可行，且采掘工 作面较多，生产过于集中，安全可靠性差。一方案技术可行，但经济效益较差， 采掘工艺落后，安全条件差。二方案技术上可行、经济上合理、安全条件较好。 综上，无论从资源条件、煤层赋存条件、工作面生产能力与接替关系等方 面分析，还是从“技术可行、经济合理、安全可靠”等方面分析论证，矿井生 产能力确定为 210kt/a 是比较合理的。因此，设计推荐的矿井设计生产能力为 210kt/a。 三、矿井服务年限三、矿井服务年限 矿井可采储量 4529.2kt，设计生产能力为 210kt/a，本区构造中等，储量备 用系数取 1.4。矿井服务年限计算如下： A Z T K 4 . 1 式中：T矿井服务年限（a） ； ZK矿井可采储量（kt） ； 1.4储量备用系数； A矿井设计年生产能力（kt/a） 。 第 - 25 - 页 共 98 页 T=15.4 a 2104 . 1 2 . 4529 经计算，矿井服务年限为 15.4a。 第四章第四章 井田开拓井田开拓 一、影响井田开拓的主要因素及矿井现状一、影响井田开拓的主要因素及矿井现状 1、区内可采和局部可采煤层共 5 层，从上至下煤层编号为 C1、B4、B3、B2、B1，总厚 3.946.44m，平均厚 4.61m，可采含煤系数 2.95%。 2、本区煤层倾角 1025，F5断层以西煤层平均倾角 24，F5断层以东 煤层平均倾角 22。主采煤层厚度在 1.2m 以上。属于缓倾斜近距离煤层群开 采。 3、本区煤层瓦斯含量较高，按突出矿井设计。另外所采煤层属自燃煤层。 矿井灾害较重。 4、矿区范围呈不规则长方形北东南西向展布，开采范围走向长约 1400m，倾斜长约 550m。 二、井口、工业场地选址及矿井开拓方式二、井口、工业场地选址及矿井开拓方式 1、井口及工业场地位置选择 底洞煤矿处于山区，地貌复杂，地形高差悬殊且沟谷发育，从整个矿区的 地形情况来看，矿区西北部位置较低，也较为平坦，是比较理想的工业场所。 矿井现有的工业场地选择在该位置，是比较合理的，且已基本形成与生产能力 相配套的工业场地和排矸系统，具有畅通的场外运输公路，有已具备的供电、 供水、通讯等设备、线路、设施。因此设计确定不再新建工业场地，利用原底 洞煤矿工业场地及地面生产系统以节省投资。 2、矿井开拓方式 1）开拓方案简介 该矿所开采煤层属于缓倾斜近距离煤层群，有可采和局部可采煤层 5 层。 区内地形高差悬殊，从安全、经济、技术合理上考虑设计尽可能利用矿井原有 井巷。根据矿区地形地貌和矿井现状并结合矿区范围内煤层的赋存情况综合考 第 - 26 - 页 共 98 页 虑，提出两个开拓方案。 方案一：方案一： （1）矿井开拓方式及井筒布置方案 +528.825m 主平硐作主井，担负煤炭运输及管线敷设、进风、排水、行人； 在主井工业场地距主平硐 35m 位置新掘+529m 副平硐，担负矸石、材料、设备 运输及辅助进风和行人； +535m 回风斜井作为矿井西翼回风井，担负一采区 回风任务，兼作安全出口； +628m 回风平硐掘东翼回风井，担负二采区回风 任务，兼作安全出口。 （2）水平划分及采区布置方案 划分 1 个水平，水平标高+529m（平硐标高） 。 +529m 水平上山部分只有局部可采资源，无法布置正规工作面开采。设计 在+529m 水平下山部分布置 2 个采区，F5断层以西为一采区，F5断层以东为二 采区。 （3）主要巷道布置方式 +529m 水平运输大巷、+481m 总回风巷和+535m 总回风巷布置在 B1煤层 底板约 25m 位置的砂岩中。采区下山和底板道布置在 B1煤层底板约 20m 位置 的砂岩中。 （4）运输方案 工作面运输巷采用带式运输机运煤，运输石门采用刮板运输机运煤，采区 运输机下山采用大倾角皮带运输机运煤并安设架空乘人器运送人员。采区轨道 下山采用提升绞车运输材料、设备、矸石。主平硐采用带式运输机运煤；副平 硐敷设轨道作矿井辅助运输，担负矸石、材料、设备运输任务。+529m 水平运 输巷为机、轨合一巷道，在一侧装备带式运输机运输煤炭，并在另一侧铺设轨 道作辅助运输。 （5）工业场地布置方案 利用矿井原主井生产系统、原煤装车仓和地面露天贮煤场。补充部分生产、 生活建筑和设施。 三、井筒数目三、井筒数目 根据推荐的矿井开拓方式，矿井共有四个井筒，分别为+528.825m 主平硐、 +529m 副平硐、+535m 回风斜井和+628m 回风平硐。 第 - 27 - 页 共 98 页 前期投产时布置三个井筒，分别为+528.825m 主平硐、+529m 副平硐和 +535m 回风斜井。 四、水平划分四、水平划分 根据矿区范围内资源分布情况，划分 1 个水平，水平标高+529m（平硐标 高） 。 五、大巷布置五、大巷布置 本井田煤层赋存为近距离煤层，水平运输大巷宜集中布置。 +529m 水平运输大巷、+481m 总回风巷和+535m 总回风巷布置在 B1煤层 底板约 25m 位置的砂岩中。 第第四四节节 井井 筒筒 一、井筒装备及布置一、井筒装备及布置 矿井共有四个井筒，分别为+528.825m 主平硐、+529m 副平硐、+535m 回 风斜井和+628m 回风平硐。 前期投产时布置三个井筒，分别为+528.825m 主平硐、+529m 副平硐和 +535m 回风斜井。 （1）+528.825m 主平硐：净宽 3.0m，净面积 7.7m2，直墙半园拱断面。铺 设带式运输机，用于煤炭运输及管线敷设、进风、排水、行人。井筒内布置有 洒水管。 （2）+529m 副平硐：巷道净宽 2.6m，净面积