采矿工程毕业设计（论文）-黄龙煤矿初步设计.doc

太原理工大学阳泉学院-毕业设计说明书 太原理工大学阳泉学院毕业设计说明书全套设计加扣 3012250582毕业生姓名：专业：采矿工程学号：指导教师所属系（部）：资源开发 二九年五月太原理工大学阳泉学院毕业设计评阅书题目：黄龙煤矿初步设计 资源开发系 采矿工程 专业 姓名 设计时间：2009 年03月 15日2009 年06 月10日 评阅意见：成绩： 指导教师：（签字） 职务：200 年月日太原理工大学阳泉学院毕业设计答辩记录卡 资源开发 系采矿工程 专业 姓名答 辩 内 容问 题 摘 要评 议 情 况 记录员： （签名）成 绩 评 定指导教师评定成绩答辩组评定成绩综合成绩注：评定成绩为100分制，指导教师为30%，答辩组为70%专业答辩组组长：（签名） 200 年月日IV太原理工大学阳泉学院-毕业设计说明书前言毕业设计是对大学四年所学知识的一次综合考察，是对学生综合能力的一次系统训练。本次设计的内容是黄龙煤矿10号、11号煤层初步设计。是在黄龙煤矿井田概况和地质特征的基础上，结合搜集到的其它相关原始资料、运用所学知识、参考煤矿开采学、煤炭工业矿井设计规范、煤矿矿井开采设计手册等参考资料，在辅导老师深入浅出的精心指导下独立完成。在设计的过程中我受益非浅。设计包含说明书和图纸两部分。内容及结构依毕业设计大纲、毕业论文补充规定及撰写规范完成。本设计结合实际、考虑国情、贯彻国策，力求达到矿井设计的终极目标经济、合理。通过本次设计，自己各方面能力都有所提高，获益良多。但自己水平仍然有限，错误疏漏之处恳请各位老师批评指正。 内 容 摘 要黄龙煤矿位于沁水煤田东部，南北走向长约5.5公里，东西倾向宽约3.0公里，呈不规则长方形，井田面积约13.43平方公里。主要开采3、9、10、11号煤层，3号煤层煤尘有爆炸危险。10#煤层埋藏较浅，瓦斯含量低。11#煤层瓦斯含量也低。各层煤自燃性不强，属于不易自燃煤层。本设计的对象是10号和11号煤层。矿井地质储量13801万吨，可采储量10163万吨。矿井服务年限80.6年，设计生产能力90万t/a。两层煤分别为3.15米、4.41米厚，相距20米，倾角3到6度，距地面200米左右。采用斜井、单水平、集中大巷开拓方式。沿井田走向布置三条大巷，回风大巷布置在10号煤层，水平标高778m，运输大巷、轨道大巷布置在11号层，水平标高760m。矿井移交生产至达到设计能力时，共开凿3个井筒，即主、副斜井、回风立井。主斜井装皮带，副斜井铺轨道。矿井移交生产时总工期为两年。工业广场位于井田东部。 本井田10号煤层划分为4个盘区，采用带区式准备。设计采用倾斜长壁采煤方法开采。回采工艺采用后退式、一次采全高综合机械化采煤法。作业制度为“三八制”，两班采煤、一班检修。工作面的设备有双端可调双滚筒采煤机、液压支架、可弯曲刮板运输机、破碎机、转载机等。采空区采用全部跨落法管理顶板。矿井运输大巷采用皮带运输作为主运输，轨道大巷采用电机车牵引矿车作为辅助运输，通风方式为中央并列式通风。矿井总风量为46m3/s，主扇工作方式为机械抽出式，风机型号为：FBDCZ-14-No26，n=430r/min，电机功率为110*2KW。关键字：斜井 带区式 倾斜长壁采煤方法 前言i内 容 摘 要ii第一章 井田概况和地质特征1第一节 矿区概述1一 矿区地理位置及交通条件1二 矿区的地形与气象1第二节 井田地质特征2一 综述2二 煤系地层2三 井田水文地质概况4 第三节 煤层的埋藏特征5一 煤层5二 煤层对比8三 煤质8四 瓦斯、煤尘、自燃性、地温10第二章 井田境界与储量12第一节井田境界12第二节 地质储量的计算12第三节 可采储量的计算13一、矿井工业储量计算：13第三章 矿井工作制度及生产能力14第一节 矿井工作制度14第二节 矿井生产能力及服务年限14第四章 井田开拓16第一节 井田开拓方式的确定16一 井田开拓方案概述16二 开拓方案的技术经济比较17第二节 达到设计生产能力时工作面的配备18一移交生产和达到设计能力时的盘区数目、位置和工作面生产能力计算18第五章 矿井基本巷道及建井计划19 第一节 井筒、石门与大巷19一 井筒数目及用途19二 运输大巷及石门布置20 第二节 井底车场20一 井底车场形式20二 井底硐室21第三节 建井工作计划21第六章 采煤方法22 第一节 采煤方法的选择22第二节 确定采（盘）区巷道布置和要素22第三节 回采工艺及劳动组织22一 回采工艺22二 设备选型25三 工作制度与推进度25第四节 采（盘）区的准备与工作面接替26一 回采工作面回采方向与接替26二 采区及工作面回采率27第七章 井下运输28第一节 运输系统和运输方式的确定28第二节 运输设备的选择28一 矿车、材料车和人车282、矿车数量28第八章 矿井提升29第九章 矿井通风与安全31第一节 风量的计算31一 矿井总风量的计算31第二节 矿井通风系统和风量分配 34一 拟定矿井通风系统34二 矿井总风量分配原则及方法36三 风量的分配36第三节 计算负压及等积孔37一 计算原则37二 计算方法37第四节 选取扇风机40一 选择主扇40二 选择电动机41第五节 安全生产技术措施41一 煤尘爆炸的防止措施41二 煤及瓦斯突出的预防措施42三 矿井水灾预防措施42四 火灾预防措施42五 防止冒顶事故的措施43六 避难硐室和避灾路线43七 矿山救护大队的设置43第十章 经济部分44第一节 矿井设计概算44一 井巷工程概算的编制依据44二 井巷工程概算的编制方法45三 矿建工程费用的计算方法45第二节 劳动定员和劳动生产率46一 定员范围46二 定员依据46三 定员方法46四 计算劳动生产率48第三节 原煤生产成本48第四节 主要技术经济指标50参考文献54致 谢5555第一章 井田概况和地质特征第一节 矿区概述一 矿区地理位置及交通条件矿区的地理位置及交通条件：黄龙煤矿位于安泽县唐城镇上庄村与下庄村间，行政区划属唐城镇所辖，位于安泽县西北部，东南距安泽县城37km。矿区中部有通往县城的公路，柏油路面，矿区东侧边缘有临(汾)北(平)公路通过，井田内有乡间公路与之相接，并与大运一级、二级公路、大运高速公路、南同蒲铁路相通，交通极为方便。井田地理座标为：东经11206451120815，北纬 362815362915。矿区的工农业生产建设概况：本区工业主要有采煤、焦化、水泥、耐火材料、陶瓷等。农作物有玉米、谷子、药材、果品等。近年来林牧业有所发展。矿区电力供应基本概况：矿区电源一趟引自35kV变电站，另一趟引自岳阳镇110kv变电所。矿区的水文概：井田内水量有限，矿井生产、生活用水均需从杏家庄引入地下水。根据区域资料本区所处位置属沁河流域补给径流带，区域内主要河流为沁河，其发源于沁源县北绵山东泉岭，向南流经沁源、安泽、润城、沁阳等到河南入黄河，全长300多公里，流域面积省境内890m2。二 矿区的地形与气象本区属典型大陆性气候，干燥多风，四季分明，年平均气温8.9，日最高气温37.4，最低气温-29.1。年平均降水量为583.3mm，最大917.0mm，最小414.0mm，雨季集中在7、8、9三个月，日最大降水量109.7mm。年平均蒸发量为1755.3mm(高于降水量2.01倍)；最高为1996.3mm，最低为1502.1mm。年主导风向为西北风，夏季风向为东南风，最大风速为17m/s，最大风压为350Pa。冰冻期为每年10月末到翌年4月，最大冻土深度为0.75m。第二节 井田地质特征一 综述黄龙矿区东西分别受二级构造带即晋获褶带和武阳凹褶带控制。区内总体为一复式向斜，由一系列次一级的宽缓的向、背斜和断裂带组成。地层走向呈南北，倾向西，倾角平缓，多在3度6度间，呈一单斜构造。二 煤系地层黄龙井田大部分地区为第四系表土层所覆盖，仅在冲沟处岩零星出露，基本为一全掩盖区。根据钻孔揭露，地层由老至新有：1）奥陶统峰峰组（O2F）；2）中石炭统本溪组（C2B）3）上石炭统太原组（C2T）；4）下二迭统山西组（P1S）；5）下二迭统下石河子组（P2X）；6）上二迭统上石河子组（P2S）；7）第四系（Q）。其中上石炭统太原组和下二迭统山西组为主要含煤地层，合称石炭二迭纪含煤岩系。厚度巨大的中奥陶统地层为煤系沉积之底，上下石河子组及第四系表土层为煤系上覆盖层。下面仅就煤系地层叙述于后：石炭系上统太原组（C2T）此组与下伏的本溪组为连续沉积，为井田内主要含煤地层之一。厚度为101.02127.47米，平均113.41米。底部以一层厚约2.7米的细砂岩K1砂岩（相当于太原西山晋祠砂岩）作为太原组与本溪组之分界，其间为整合接触关系。本组地层为典型的海陆交互相含煤沉积，旋迥结构明显，岩性每旋迥多由灰岩、泥岩、砂岩和煤层组成，共有四个沉积旋迥，有标志层石灰岩四层即K2、K3、K4、和K5石灰岩，含煤611层，尤以下部煤炭发育较好，含煤系数为6.52%。本组地层含植物化石。各标志层特征如下：K1砂岩灰、灰白色，岩性为具花岗变晶结构的中细粒石英砂岩，桂质胶结，岩性不稳定，有时相变为砂质泥岩或泥岩，其底板距15-3号煤约9.66米。K2灰岩灰深灰色，隐晶质，含星散状黄铁矿颗粒及燧石结核，产蜓类和腕足类化石及其碎片，厚2.217.95米，平均厚7.78米。层位稳定，是太原组中下部可靠对比标志，亦为13号煤层的直接顶板。下距15-3号煤约11.13米。K3灰岩第二层灰岩，深灰色，隐晶质，含动物化石碎片，厚1.364.77米，全区普遍发育，为12号煤层的直接顶板，上距11号煤约4.25米。K4灰岩第三层石灰岩，深灰色，隐晶质，略含泥质，并含少量黄铁矿及动物化石，厚3.385.97米，平均厚4.85米。层位稳定。为一不可采的薄煤层直接顶板，上距10号煤、11号煤约16.94米及5.74米，下距12号煤约4.78米。K5灰岩第四层石灰岩，灰色、隐晶质，含少量黄铁矿及动物化石碎片。厚04.11米，平均3.20米。为局部发育的8号煤层的直接顶板。下距10#、11#煤层分别为13.26及23.94米。1 迭系下统山西组（P1S）连续沉积于太原组地层之上，为本区主要含煤地层之一，岩性为一套由砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成的河流湖泊、泥岩沼泽等陆相沉积。颜色由下部为深灰、灰黑色的含煤地层，向上逐渐变为浅灰、灰白色为主，表明古气候逐渐由潮湿变为干燥，不利于成煤。本厚组26.1391.01米，平均67.70米，含煤13层，总厚度7.08米，含煤系数为10.46%。3号煤层位于本组中下部，厚度大，层位稳定，本组标志层除煤层外尚有本组底部分界砂岩及煤层老顶砂岩。三 井田水文地质概况（一）地面水文地质1、地形、地势、气象黄龙井田大部分为第四系黄土覆盖，仅在井田中、北部基岩零星出露，出露面积约占10%。地形较复杂，多为冲沟深谷切割。地势高差颇大，以井田中部为最高，海拔标高为+1067.6米，四周变低，平均在9001000左右，最低海拔标高仅898.6米。井田内最大高差169 .0米，一般相对高差50100米。本区属典形大陆半干燥性气候。历年来夏季绝对最高气温可达37 2度，67月份最热；冬季最低气温可降至-19.6，元月份最冷。年平均温度15 左右。10月份开始结冰，翌年四月解冻，冰冻最大深度为0.73米。积雪厚度0 .12米（平均值）。每年7、8、9月份为多雨季节，年平均降雨量594 .8mm ，年蒸发量平均为1738.6mm。矿区主要风向为“南东南”向，最大风速1416米/秒。2、地表水系及水体井田内水量有限，矿井生产、生活用水均需从杏家庄引入地下水。根据区域资料本区所处位置属沁河流域补给径流带，区域内主要河流为沁河，其发源于沁源县北绵山东泉岭，向南流经沁源、安泽、润城、沁阳等到河南入黄河，全长300多公里，流域面积省境内890m2。（二） 矿井充水水源矿井水主要来源于：含水层水、大气降水及老窑水。1、含水层水 根据钻孔揭露资料，井田内自下而上共发育有11个含水量水层。(1)、中奥陶统石灰岩岩溶含水层组该含水层组为煤系地层沉积基底。含水量裂隙溶洞发育，富水性强，为本区良好的生活饮用水源，水位标高+670米左右。属层间裂隙岩溶承压水，地下水多作层流运动，动态稳定，动水量也较稳定。(2)、上石炭统太原组石灰岩岩溶含水层组：该含水量组共含四层灰岩含水层，即：II、III、IV、V含水层，裂隙溶洞也较发育，含水层层间距较小，相夹的泥岩、砂质泥岩具有较好的隔水性能。正常情况下，各含水层间水力联系较弱。(3)、二迭系砂岩裂隙含水层组该含水层包括VI、VII、VIII、IX等四个含水层，裂隙较发育，含水性与岩性，区域性裂隙的发育程度有关。各含水层间经相对不导水的泥岩砂质泥岩相隔，水力联系微弱。(4)、基岩风化裂隙含水层本含水层(x号含水层)为风化带岩层，厚度约20m，节理殖裂隙发育，为良好透水层，混合抽水试验结果，Q=0.38公升/秒，k=0.0303m/日。因其距地表近，直接受降水或第四系含水层补给，补给区与分布区一致。(5)、第四系松散岩类含水层组分上下两部分。上部为黄土层，颗粒细致，微含水，单位涌水量为2.985 56升/秒，是附近农村生活民用水，水量、水位季节性变化明显。下部为红土层，土质较粘，含土性不佳，相对上部黄土层，有着一定隔水作用。2、大气降水井田地形复杂，地势高差颇大，大气降水多呈地表径流流失，不利于对地下水的补给。再之，年蒸发量大于年降雨量，也不利于大气降水渗透。但因采后地表裂隙的出现，不同程度上沟通了大气降水与含水层间的水力联系，成为矿井涌水的间接来源。3、老窑水井田处于煤层浅部。据统计，仅开采范围内，8座小煤窑与我矿井下巷道沟通，向我矿新、旧采区常年排水，其排水量约占矿井总涌水量的1520%，成为矿井充水的又一直接来源。 第三节 煤层的埋藏特征一 煤层井田内共发育有煤层714层，平均厚度约14.74米，其中可采煤层约6层，总厚度平均12.15米，从上而下编号分别为3#、10#、11#、13#、15#、煤层，现分析如下：3号煤层：位于山系组中下部，为井田内主要可采煤层之一，也是目前石圪节矿生产所采煤层，距石炭二迭分界砂岩顶板平均为9.56米，上距VII含水层约9.31米。煤层厚度大且层位稳定，自2.897.91米，平均厚度为6.68米。根据煤层结构情况分三个自然层：脑煤厚2.202.40米，含夹石13层，岩性为泥岩、页岩，夹石厚度变化较大，一般厚0.10米0.30米，最厚可达1.0米，变化趋势多表现为北厚南薄；中煤厚2.20米，一般不含夹石，煤质最佳，以其顶面一层约0.050.1米的酥煤与脑煤分开，以下部的第一个夹石做其底面的标志；底煤厚2.02.10米，含夹石23层，岩性为页岩或泥岩，厚0.100.50米，此外，夹石层在底煤中常呈分布不匀的串殊状出现。 10号煤层。位于太原组中上部K5灰岩与K4灰岩之间，上距K5灰岩约13米，下距11#煤层约10.68米。该煤层厚度变化大，从1到3.61米，平均厚度为3.15米，含夹石两层，厚0.100.30米，总体变化趋势为北厚南薄。该煤层可采系数指数KM为0.92，属稳定可采煤层。11号煤层：该煤层位于10号煤层之下，K4灰岩之上，距K4灰岩约5.74米，煤呈黑色，块状或粉末状，偶有分叉现象，厚度从3.74.7米，平均厚度4.41米，南薄北厚。含夹石12层，厚0.050.20米。可采性指数KM=0.96，属稳定可采煤层。13号煤层：俗称“三节煤”。直接伏于K2灰岩之下，15-1号煤组之上，距15号煤约3.69米。厚度变化从00.92米，平均0.63米。层位稳定，分布广，零星地段可采，属极不稳定局部可采煤层。15号煤：位于太原组底部，现分析如下：上距K2底板4.32米，距13号煤层底板约3.69米，结构简单，在本区为主要可采煤层之一，井田内除南部、中部三个独立不可采块段外，其余绝大部分达到可采厚度，仅在井田东北角露头线附近，有一小块无煤区。平均厚度3.18米。层位较稳定，大部分可采，仅有极个别钻孔厚度低于可采厚度。复杂结构，含夹石12层米。该煤层可采性指数KM=0.95，变异系数R=55%，属较稳定可采煤层。见煤层综合特征一览表。表1 可采煤层综合特征一览表地 层系 统煤层名称煤层结构稳定性程度新编号旧编号俗名两极厚度平均厚度结构类型夹石层数可采性指数km变异系数Y统组3122.8-7.916.68简单或较复杂1 - 518.8%上距VII号含水层8.41米下距C3P1分界砂岩9.56米下二迭统山西组上石炭统太原组1081-3.613.15简单偶夹具石0.9253%上距K5灰岩13.26米下距10号煤10.68米1173.70-4.704.41简单偶夹具石0.9649%与下K4灰岩约5.74米1261-4.153.85简单无上距K4灰岩4.78米下距K3灰岩4.25米1340-0.920.63简单无直接伏于K2灰岩之上151四节煤0-5.903.18较复杂1 - 20.9555%太原组底部二 煤层对比（1）、各类煤层对比标志1号煤：上距K8砂岩14.28米，夹于黑色泥岩中。层位极不稳定。2号煤：上距K8砂岩25.33米，下距3号煤层22.91米，夹于黑色或砂质泥岩中。层位极不稳定。3号煤：位于山西组中下部，煤层厚、稳定，同其他煤层是最好的对比标志层。5号煤层：上距燧石层7.96米,下距K5石灰岩17.88米。厚度很不稳定7号煤层：于K5石灰岩顶面。8号煤层：直接伏于K5石灰岩之下，厚度极不稳定。10号煤层：位于K5与K4石灰岩之间，上距K5石灰岩底面13.26米。11号煤层：位于K5与K4石灰岩间，下距K4石灰岩顶面5.74米。12号煤层：位于K4与K3石灰岩间，上距K4石灰岩底面4.78米，距 K3石灰岩顶面6.95米。13号煤层：K2石灰岩下伏，厚度变化大。15 号煤层：K石灰岩下4.32米，其上覆岩层为黑色泥岩，局部变为砂质泥岩或粉砂岩，泥岩内含植物化石及少量黄铁矿。这亦是很好的对比标志 （2）、煤岩对比存在的问题： 1）、煤岩没统一分类、命名，岩芯鉴定时粒度、颜色、成分、结构、构造描述不规范，定性定名不准确，给煤岩对比带来一定困难。2）、太原组目前还没进行开采，无采掘资料证实，虽然依据标志层能加以控制，有时难免错层，在今后工作中应加强煤层、层间距、物性以及变化规律方面的研究，以利对比准确。三 煤质 3#煤层颜色呈黑色，具金属光泽。条带状结构明显，常具棱角状或不平坦状断口，性较脆，内生裂隙较发育，易碎，莫氏硬度为2度左右。一般有23组解释，在井下常见节理面形成片帮。该煤层硫含量低，且粘性好。由以上煤质化验表可以看出，3号煤层挥发分钻孔煤样，原煤为15.9417.94%，平均16.82%，精煤为14.6417.21%，平均为15.98%。 原煤灰分15.9417.94%，平均16.82%硫：原煤全硫0.270.66%，平均0.38%磷：0.00170.0108%，平均0.0087%。可燃基弹筒发热量82098778大卡/KG，平均8579.4大卡/KG煤灰矿物成分分析结果：SIO245.6051.99%，AL2O332.5238.98%，灰熔点（T2）13801500OC。该煤层属低灰中灰、特低硫，特低磷、高发热量、高熔点灰分之瘦煤，为炼焦配煤，或做动力燃料。根据精查、生产阶段煤质化验结果，黄龙井田煤质变化规律：1）、随着埋藏深度的增加，地温与压力的增大，对于不同煤层，浅部较深部结胶性为佳，深部煤层煤质程度高。例如，3号煤层挥发分均在15.9417.94%之间，胶质层Y均在014MM之间，牌号为瘦煤。13#15-3#（臭煤）其挥发份（VV）亦在1024%之间，胶质层Y值则多为0MM，牌号为贫煤(及少为瘦煤)含硫量高。2)同一煤层，浅部比深部结胶性好。参见：3号煤层煤质变化示意图。3)同一煤层，浅部较深部煤质为佳，钻孔分层取芯分析化验结果可明显看出，下分层胶质层厚度大于上分层。4)、根据生产煤样分析结果，上分层灰分较下分层低。现将其主要指标综合情况列于下表。表2 各煤层主要指标综合情况表煤层号挥发份小大平 均胶质层厚 度（Y）体积曲线坩 锅粘结性初 定煤 种容 重10#13.5918.5016.480 1310平滑下降4 6瘦煤1.3611#14.2518.4116.600 179平滑下降4瘦煤1.3613#13.2825.9316.820 131平滑下降1 4贫煤1.4215#-113.7921.2015.110平滑下降及波型1 4贫煤1.4212#13.9319.3516.800 168平滑下降2 5瘦煤1.42四 瓦斯、煤尘、自燃性、地温黄龙井田10#煤层埋藏较浅，瓦斯含量低。11#煤层瓦斯含量也低。 矿井沼气最大涌出量10.24立方米/分，最小1.88立方米/分、平均2.28立方米/分、绝对涌出量8.371.00立方米/分，平均7.7立方米/分。二氧化碳相对涌出量10.311.64立方米/分，平均4.60立方米/分，绝对涌出量11.941.76立方米/分，平均7.0立方米/分。属低沼气矿井。东部煤层露头浅部，废弃的窑较多，故在生产中要注意安全，预防瓦斯集聚。3号煤层煤尘有爆炸危险，故井下应做好除尘工作，预防煤尘事故有发生。各层煤自燃性不强，属于不易自燃煤层。在井下各采区运输巷、风巷、工作面进行测定温度均在1318度，地温无异常现象，属恒温矿井。第二章 井田境界与储量第一节井田境界井田边界的描述。边界确定的依据及性质（自然边界和人为边界，有无扩区的可能）；井田走向长度和倾向长度（包括最大最小和平均值）、井田的面积: 黄龙煤矿位于安泽县唐城镇上庄村与下庄村间，行政区划嘱唐城镇辖。地理座标北纬3628，15”3629，15”，东经11206，45”11208，15”。 临汾市人民政府临政请示2Q0211号文，该矿井田边界及其范围由下列点连线圈定而成： 1X：4040500 Y：19600100 2X：4040500 Y：19601460 3X：4038730 Y：19602000 4X：4035180 Y：19601500 5. X: 4035000 Y：195992346X：4038723 Y：19599000 井田东西长3.00公里，南北宽5.50公里，面积，13.43平方公里。井田呈一宽缓的山斜构造，轴向东西，向东缓缓倾伏，两翼基本对称，南翼倾角58度，北翼稍陡倾角913度，井田断裂构造不发育，目前尚未发现有断层存在，构造简单为一类。 第二节 地质储量的计算由于井田内主要可采煤层厚度变化不是太大，地层平缓，其倾角均小于15，故采用煤层铅垂厚度和水平投影面积来估算资源量。估算公式为：M=s.h.d式中：M资源量 ts水平投影面积 m2h煤层厚度 md容重 t/m3第三节 可采储量的计算一、矿井工业储量计算：本井田面积:13.43平方公里。井田范围内10号、11号煤层全层可采，煤层赋存条件较好，顶底板条件良好。10号煤层平均厚3.15米，11号煤层平均厚4.41米。其工业储量计算如下： Zc = S h 式中， Zc 表示矿井工业储量 S 表示井田面积H 表示煤层厚度表示煤的密度，即容重1号煤层： Z1 = 13.43 106 3.15 1.36 = 57534120（吨）2号煤层： Z2 = 13.43 106 4.41 1.36 = 80547768（吨）矿井工业总储量： Zc = Z1 + Z2 = 57534120+ 80547768 =138081888（吨）二、矿井可采储量的计算：矿井可采储量： Z = （ Zc P ） C式中 Z 表示矿井可采储量 Zc 表示矿井工业储量 P 表示保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留置的永久煤柱损失量，本矿井按储量的8%计算C表示采区采出率，10号、11号煤层都属于中厚煤层，故取 C = 0.8即，本矿井可采储量为： Z = （138081888- 1380818888% ） 0.8 = 101628269.6（吨）第三章 矿井工作制度及生产能力第一节 矿井工作制度矿井设计年工作日为330d，每天三班作业，两班采煤，一班检修。边采边准，每天净提升时间为14h。第二节 矿井生产能力及服务年限综合考虑煤炭储量、煤层赋存情况、地质构造、开采技术条件以及开发条件、市场需求等因素，结合本矿外部条件和国家产业技术政策，经过技术分析比较后，确定矿井生产能力为900kt/a。则矿井服务年限为：矿井服务年限按下式计算：T=Z/（AK）=101628269.6/（901.4）=80.6a符合规范要求。井型设计生产能力(万t/a)矿井服务年限特大300及以上70大12015018024060中45609050小9152130各省自定第四章 井田开拓第一节 井田开拓方式的确定一 井田开拓方案概述根据该矿地面地形地质条件，考虑工业广场的选择，同时考虑井下的布局和矿井通风系统，本次资源开采设计提出如下三个开拓方案：方案一设计采用斜井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采。主副斜井位于井田边界，回风井位于井田上部边界，采用中央分列式通风。方案二设计采用主斜井、副立井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采。主斜井，副立井位于井田边界，两个回风井对称位于井田两侧，每个回风井服务几个采区，为分区式通风。将两方案各要素分别陈列对比如下。1、井筒的位置、形式、数目及矿井通风方式方案一 主副井位于井田边界，井筒形式为斜井，矿井通风系统为中央分列式。井筒参数为：主斜井:Y=19601583.6 X=4037863 Z=950副斜井:Y=19601583.6 X=4037817 Z=950回风井:Y=19600457.5 X=4037714 Z=990斜井角度为16度方案二主副井位于井田，井筒形式为主斜副立井，矿井通风系统为中央分列式.井筒参数为：主井: Y=19601583.6 X=4037863 Z=950副井:Y=19600896.6 X=4037817 Z=950回风井:Y=19600457.5 X= 4037714 Z=990立井角度90度，斜井角度为16度2、水平划分及标高本矿井拟采煤层有10，11号层，其间距为20米左右。其倾角为3到6度，为近水平煤层。方案一设计采用斜井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采，水平标高为740m。方案二设计采用主斜井、副立井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采，水平标高为740m。3、开采水平的布置方案一运输大巷、轨道大巷布置于11号层中，回风大巷布置于10号层中，运输大巷铺设胶带输送机，担负煤炭的运输任务，轨道大巷铺设轨道，担负辅助运输任务。大巷均为煤巷，采用锚喷支护。方案二运输大巷、轨道大巷布置于11号煤层中，回风大巷布置于10号煤层中，运输大巷铺设胶带输送机。轨道大巷铺设轨道担负运煤和辅助运输任务。大巷均为煤巷，采用锚喷支护。4、采（盘）区划分及开采程序根据煤层赋存状况和地质构造，本井田拟采用带区式准备方式。采区的开采顺序本着由近及远，先易后难的原则，并考虑初期工程量少、投产快的目的，先开采10号煤层的1盘区。 二 开拓方案的技术经济比较由以上对两方案的详细阐述，对两方案做技术经济比较表。两方案的技术比较见表3，两方案的经济比较见表4。表3 开拓方案技术比较表方案一方案二 优点1、开拓巷道总的掘进工程量较少；2、初期工程量小，投产早；3、副斜井运料系统简单。1、副立井提升能力大；2、立井通风,通风能力大，分区式通风，风路短，通风容易。缺点1、风路长，通风系统复杂，风流分配差；2、副斜井提升速度和能力小。1、开拓巷道总的掘进工程量较大；2、初期工程量大，投产晚；3、立井运料，系统复杂。表4 基建费用表方案一方案二工程量（米）单价（元/米）费用（万元）工程量（米）单价（元/米）费用（万元）主井井筒704.587105073.98704.587105073.98副井井筒649.86105068.24190300057主要石门214.32280017.15214.32280017.15回风井212300063.6212300063.6合计222.97211.73综上对两方案各要素的陈述和比较，可知方案二更经济、更合理，但经济效果不是很明显。方案一投产更早，故决定采用方案一。第二节 达到设计生产能力时工作面的配备一移交生产和达到设计能力时的盘区数目、位置和工作面生产能力计算根据该矿煤层赋存情况和巷道布置，全井田划分为8个盘区，矿井移交生产和达到设计能力时为第一盘区生产。第一盘区位于井田中部,在一盘区10号煤层内布置一个倾斜长壁综采工作面生产，回采工作面采用两班采煤一班检修。全矿布置2个掘进工作面,矿井设计总产量为回采产量和掘进产量之和。回采工作面生产能力按下列公式计算：Q采=LVoMrC式中：Q 工作面年产量， t/a； L 工作面长度， 190m；Vo工作面年推进度， 日进6刀，故日推进3.6米，则年推进1188 m； M工作面采高， 3.15m； r-煤的容重， 1.36t/m3C采煤工作面采出率， 取0.95则,Q采=19011883.151.360.95 =904.05（kt）掘进出煤按回采工作面产量10%考虑， 则,Q掘=904.0510%=90.405（kt/a）全矿井年产量为：Q=Q采Q掘=994.46（kt/a）满足矿井设计生产能力900kt/a的要求。第五章 矿井基本巷道及建井计划 第一节 井筒、石门与大巷一 井筒数目及用途矿井移交生产至达到设计能力时，共开凿3个井筒，即主、副斜井、回风井。各井筒用途分述如下:1、主斜井：采用皮带运输，担负全矿主提升任务，并兼作安全出口。2、副斜井：采用串车提升，担任矿井辅助提升任务，并兼作进风井和安全出口。3、回风井：兼作安全出口。列井筒特征见表如下：表5 井 筒 特 征 表井 筒 名 称主井副井风井井口坐标 (m)纬距X403786340378174037714经距Y 19601583.619601583.619600457.5标高(m)井口950950990井底744760778井筒倾角1717 井筒斜长(m)704.587649.8600井筒净宽(m)4.57.05.0井筒净断面(m2)14.2538.4819.63井筒装备胶带输送机串车井筒用途主运输兼安全出口辅助运输，并兼作进风井和安全出口回风，并兼作安全出口根据选定的矿井开拓方案，运输大巷为皮带运输大巷，选用GX-2500/1200型胶带输送机，带宽1200mm，输送量500t/h，电动机功率75kW。辅助运输采用柴油机牵引1.5t系列胶套轮机车运输。其优点是：操作简单，便于管理。二 运输大巷及石门布置全井田划分为一生产水平，运输大巷、轨道大巷、回风大巷沿南北方向布置，回风大巷、运输大巷、轨道大巷沿10#+11#煤层布置；副井在到达轨道大巷水平时作煤门、井底车场与轨道大巷相连，运输大巷、运输顺槽、回风顺槽均采用锚杆支护。运输大巷运输采用皮带运输方式，运矸、运料采用轨道运输。 第二节 井底车场一 井底车场形式本矿副井为辅助运输井，在10#+11#煤层布置平车场负责材料运输和行人。见井底车场平面布置图。二 井底硐室在主井井底布置有水泵房、水仓、中央变电所等主要硐室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面，锚喷支护。表6 井底车场巷道及硐室工程量表 序号巷道或硐室名称煤岩类别巷道长度（m）支护方式断面积（m2）掘进体积（m3）铺轨长度（m）净掘进1中央变电所岩料石砌碹4002水泵房岩料石砌碹400303管子道岩料石砌碹300404水仓岩砼12002005井底煤仓岩砼200合计1602500270第三节 建井工作计划根据煤炭工业煤矿设计规定, 巷道掘进进度指标采用如下数值：斜井井筒基岩段：70m月；回风立井井筒基岩段：70m/月；岩巷：80m月；半煤岩锚喷巷道：250m/月；煤巷：400m/月；倾斜岩巷：100m/月；硐室300m3月本矿井施工工期为24个月，井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。井巷工程施工进度详见矿井施工进度表。第六章 采煤方法 第一节 采煤方法的选择本煤矿设计生产能力为900kt/a，为中型矿井。10、11号两层煤分别为3.15米、4.41米厚，相距20米，倾角3到6度，为近水平煤层。根据10、11号煤层赋存情况、开采技术条件和管理水平，本着投资少、见效快、安全性好和回采率高的原则，经技术比较后，确定采用倾斜长壁采煤方法。综合机械化采煤法是采煤工艺的重要发展方向，它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。结合本井田煤层赋存及各条件，设计采用综合机械化采煤法。第二节 确定采（盘）区巷道布置和要素根据已确定的矿井井田开拓方案，可知井田为带区式划分。矿井首采区布置在一盘区，划分6个条带，条带间留10m的保护煤柱。在首采区内大巷的一侧垂直布置工作面的煤层运输顺槽和轨道顺槽，运输顺槽通过煤仓、进风行人斜巷与运输大巷相联，轨道顺槽通过运料斜巷与轨道大巷相联。由工作面生产能力的计算可知工作面长度为190m，工作面月推进度为99m。全矿井布置一个综采工作面即可达到生产能力。第三节 回采工艺及劳动组织一 回采工艺该煤矿井田地质条件较简单，无断层，煤层倾角较缓，10号煤层平均厚度为3.15m，11号煤层平均厚度为4.41m，顶、底板较稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件, 确定采用综合机械化回采工艺方式。回采工艺过程如下：（1）采煤机落煤采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为：若面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。工作面割煤方式为往返一次割两刀，这种割煤方式效率高，适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面。采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀，使用割三角煤进刀方法，其进刀过程为：当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后，将输送机移直；再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换滚筒位置，返程正常割煤。（2）移架液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。（3）综采面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，支架依次立即前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后在支夹底座前端与输送机之间要富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。（4）综采面端头作业综采面端头支护方式采用单体支柱加长梁组成的迈步抬棚，该方式适应性强，有利于排头液压支架的稳定。二 设备选型（1）选择采煤机、刮板输送机类型由于11号煤层为中厚煤层，结合设计井型为90万t/a，经过比选、优化，决定采用MXA-300/4.5采煤机，采高为2.8-4.4m,截深0.6m适用于倾角小于15度煤质硬度为2-3的煤层。适用于本设计矿井。刮板输送机为SGW-250型，运输能力为150t/h,出厂长度200m链速0.8m/s，刮板间距500mm，电动机功率为223kw，电压660/380v。（2）液压支架类型及数量液压支架采用BC480-22/45型支撑掩护式液压支架，支架高度为2.225-4.525m，支架间距1.5m，支架初撑力为4707KN，支架工作阻力为5096KN,底板比压20 .58MP，泵站工作压力343MP，支护强度4.26MP-8.4